201采区设计.docx

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201采区设计

淄博广通化工有限责任公司龙泉煤矿

201采区设计说明书

2009年7月20日

编审人员

设计：

崔学良刘元臣陈振峰赵新端

技术科：

安监处：

总工程师：

第一章采区地质、水文概况

1、采区边界及邻区关系

2、地面建筑物、水体及采区内的钻孔情况

3、相邻采区实见地质构造、水文地质情况

4、地质构造情况

5、煤层及煤质情况

6、煤层顶、底板情况

7、岩浆岩

8、水文地质

9、其它地质情况

10、储量计算

第二章采区生产能力及其服务年限

1、采区生产能力计算2、采区服务年限计算

第三章开拓方案

1、采区巷道布置

2、巷道支护形式

3、采区机电峒室

第四章风量计算及防尘

㈠采区风量计算

1、采煤工作面需要风量计算

2、掘进工作面需要风量计算

3、峒室需要风量计算

4、采区风量分配

㈡采区防尘

㈢采区防灭火

第五章采煤方法

第六章采区生产系统

1、运矸系统

2、运煤系统

3、设备及材料运输

4、通风系统

5、排水系统

6、供电系统

7、防尘系统

8、压风系统及通讯系统

9、安全检测系统

10、避灾路线

第七章安全技术措施

第八章采区供电及机电设备选型

1、供电系统及设备选择

2、提升运输设备选型

附：

采区设计图纸

1、采区巷道布置图一张

2、采区巷道断面图一张

3、采区车场断面图一张

4、采区通风系统图一张

4、采区运输系统图一张

5、采区防尘系统图一张

6、采区避灾路线图一张

7、采区安全监控系统图一张

8、采区变电所平面图一张

9、采区储量计算图一张

10、采区供电系统图一张

201采区设计说明书

第一章采区地质、水文概况

1、采区边界及邻区关系

201采区地面位于天台山东北350m-650m（位于工业广场西南200-580m）之间，地面标高为+197-+220m之间。

该处为山坡丘陵地带，地面无建筑物。

201采区井下位于主井西北400m至750m处，井下高程约在+50m―+90m之间。

北以+24西平巷50m煤柱线为界，东以F4号逆断层为界，南以原蒲芦顶煤井一煤上煤及一煤采空区为界，西面以火成岩床为界，采区走向长150m、倾斜长为300m。

面积为45000m2。

地面标高为197m-220m，平均为208.5m、井下高程为+90（上限）至+50m（下限），平均为+70m；井上、下垂直深度为140m左右。

2、地面建筑物、水体及采区内的钻孔情况：

采区地表系山坡丘陵地带，地面无建筑物、河流及水体，在掘进过程中，在该采区施工了一号巷探和二号巷探两条勘探巷道。

3、相邻采区实见地质构造，水文地质情况

201采区，采区东部（采区上部边界）主要受倾角40°，落差32m，不导水F4号逆断层的影响，附近有少量的附生断层，断层落差在1.0m左右，对煤层开采有一定影响，F4号逆断层经巷道实际揭露为不导水断层。

采区西部（采区下部边界），无构造影响，为原龙泉镇蒲芦顶煤井的一煤上煤、一煤、二煤、三煤煤层采空区，无积水。

4、地质构造情况：

（1）地层产状要素（走向、倾向、倾角）及煤（岩）变化情况：

煤层走向S58°W，倾向N32°W。

（2）本采区地质构造的特征，分布范围由南往北的顺序是：

东、北面以落差32m的F4逆断层为界，断层倾角40°。

本采区地质构造比较简单，其详细构造情况，需在开拓中证实。

5、煤层

（1）煤层的厚度、结构、稳定性及其开采范围，采区在掘进中施工勘探巷道两条，其中：

1号巷探：

一煤上煤层0.8m；一煤层厚0.8m；二煤层厚0.8m；三煤层厚0.6m；2号巷探：

一煤上煤层0.8m；一煤层厚0.76m；二煤层厚0.6m；三煤层厚0.6m；根据煤厚计算，一煤上煤层平均煤厚0.8m；一煤层平均煤厚0.78m，二煤层平均煤厚0.7m，三煤层平均煤厚0.6m。

从勘探成果分析，煤层厚度比较稳定，从资料情况分析，该采区钻孔煤层厚度变化不大，煤层稳定，煤质优良，有开采价值。

能对延长矿井服务年限创造比较好的机遇。

（2）煤质情况：

项目名称

水分%

Mad

灰分%

Ad

挥发分%

Vdaf

全硫%

St，d

真密度TRD

g/cm2

煤质

一煤上

0.4

12.2

8.4

0.77

1.5

贫煤

一煤层

0.41

5.60

11.19

0.79

1.49

贫煤

二煤层

0.4

4.6

14.5

0.8

1.4

贫煤

三煤层

0.5

5.8

10.2

0.76

1.5

贫煤

上表内的数据通过化验得知。

6、煤层顶、底板情况：

（1）煤层顶、底板的厚度、岩性、含水性及有关物理力学性质，裂隙发育程度等，对开采影响程度评价。

一煤上煤层顶板砂质页岩互层，灰黑色，致密、性脆，偏含砂质，局部为页岩，含有植物化石。

一煤上煤层底板为页岩深灰色，有的变为砂质页岩，含植物化石。

一煤上煤层顶板裂隙不发育，对以后的回采、安全影响不大。

一煤层顶板是一煤上煤层底板，为页岩深灰色，有的变为砂质页岩，含植物化石。

一煤层底板为砂岩，深灰色，有的变为砂质页岩，含植物化石。

一煤层顶板裂隙不发育，对以后的回采、安全影响不大。

二煤层顶板砂质页岩，灰黑色，致密、性脆，偏含砂质，含有植物化石。

二煤层底板为砂页岩互层，深灰色，有的变为砂质页岩，含植物化石。

二煤层顶板裂隙不发育，对以后的回采、安全影响不大。

三煤层顶板有伪顶0.2-0.8的页岩，顶板为砂质页岩，灰黑色，致密、性脆，偏含砂质，含有植物化石和磺铁矿。

三煤层底板为砂页岩互层，深灰色，有的变为细砂岩，含植物化石。

三煤层顶板裂隙不发育，对以后的回采、安全影响不大。

（2）上、下各煤层的层间距（最大、最小、平均），岩性变化关系及相邻煤层开采情况：

一煤上煤层至一煤层最大间距5m，最小间距3m，平均4m；一煤层至二煤层最大间距11m，最小间距7m，平均9m；二煤层至三煤层最大间距13m，最小间距11m，平均12m；三煤层至四煤层最大间距22m，最小间距17m，平均14.5m。

7、岩浆岩：

据+24西平巷、原503下山采区和501下山采区实际揭露，采区内无火成岩墙侵入。

但是，二煤和三煤均有火成岩床状侵入。

在掘进中将进一步探明。

8、水文地质

（1）采区地表无水体，无直接充水影响。

采区三煤层下伏垂直13.4m四煤层为本矿原南大巷轮子坡上山采空区，无积水。

（2）采区含水层为煤系地层的一层石灰岩，为三煤下部四煤的直接顶板，四煤已全部回采完毕，并全部垮落，对开拓回采均不影响。

（3）采区断层煤柱的留设

已知：

安全系数k一般为2-5，取5，煤厚0.7m，煤层抗张强度kp取1kg/cm2；水压p采用矿2#观测孔水位90.5m（水压9.05kg/cm2），（2009年6月30日测）；由《水文地质规程》防水煤柱计算公式得：

3p

L＝0.5KM───＝0.5×5×0.7×3×9.05

√kp

＝47.5m取50m

（4）采区涌水量的预计

M--含水层厚度1.2m（一层石灰岩）

K--渗透系数1.43m/昼夜

H--含水层水头高40.5m

（H=90.5-（+50）=40.5m，选用矿2#观测孔水位2009.6.30日测）

r0---引用半径F—煤层面积m2

F0.045×1000000

r0＝──=──────────＝119.7m

√π√3.14

R0---影响半径

R0＝R＋r0＝2S√KH+r0=2×40.5√1.43×40.5+119.7=1079.5m

2（40.5-1.2）×1.2

Ｑ＝1.366×1.43×──────────÷24÷60≈0.13m3/min

Lg1079.5-lg119.7

通过计算：

Ｑ＝0.13m3/min

9、其它地质情况：

（通过化验得知）

（1）瓦斯含量：

CH40.06、CO20.14

涌出量：

CH44.57m3/T、CO210.8m3/T

（2）煤层爆炸指数检验：

无爆炸性；

（3）煤层自燃倾向性为：

三类不易自燃；

（4）地温20℃

10、储量计算

（1）储量计算参数的确定：

如下表：

煤层

孔号

探查一号

探查二号

平均

一煤上

煤厚

0.8

0.8

0.8

高程

78

54

66

一煤

煤厚

0.8

0.76

0.78

高程

73.9

49.0

61.5

二煤

煤厚

0.8

0.6

0.7

高程

64.9

42.0

53.5

三煤

煤厚

0.6

0.6

0.6

高程

53.2

33.2

43.2

（2）储量计算：

列表如下

级别及块段

采用厚度m

面积

km2

容重

地质储量（万吨）

系数

回采率

%

可采量

（万吨）

备注

一煤上

0.8

0.045

1.5

5.4

70

3.8

一煤层

0.78

0.045

1.4

4.9

70

3.4

二煤层

0.7

0.045

1.38

4.3

80

3.5

三煤层

0.6

0.045

1.5

4.0

70

2.8

合计

18.6

13.5

第二章采区生产能力及其服务年限

1、工作面日生产能力

80×0.8×2×0.8×1.5×97％=149吨

按日产150吨、年生产能力为150×300=45000吨

2、采区的服务年限

Ｔ＝可采储量÷（工作面的年生产能力＋递增递减数）

＝13.5万吨÷（45000×1.05+1）

＝13.5万吨÷（4.725+1）

＝2.35年

第三章开拓方案

1、采区巷道（联合）布置：

201采区的开拓设计，经技术会分析研究，提出如下方案：

由+24西平巷岔子以里80m处，平推30m掘进石门上山底车场，沿中线和+14°腰线掘进120m穿层石门上山（Ⅱ号巷探），掘透一煤上煤层后掘进绞车房和顶车场。

总回风道由502回风道，按+22°腰线掘进90m（Ⅰ号巷探）穿层石门，与原蒲芦顶原一煤上煤层巷道贯通。

（1）一煤上煤巷道布置

扩修原蒲芦顶斜井下山作为运输巷、掘进进风巷300m，掘进回风道250m,然后沿煤层掘进联络巷，形成回风系统和南北两翼两个回采工作面。

（2）一煤层巷道布置

沿煤层掘进运输巷及进风巷各300m左右，掘进回风巷250m左右，然后沿煤层掘进联络巷，形成回风系统和南北两翼两个回采工作面。

二、三煤层的开拓掘进同一煤层的开拓。

各煤层的运输巷和进风巷道作为提升运输和进风用，各煤层回风道作为回风用。

一煤上煤层、一煤、二煤、三煤层进行联合布置。

采用共用二号巷探作为运输上山，采用一号巷探作为采区回风道，分层开采原则。

其开拓程序如下：

（1）各煤层运输巷及进风巷作为进风和提升运输用，

（2）各煤层回风道作为回风用。

（3）采区回风道利用502回风道做为总回风道构成回风系统。

（4）中间车场和工作面的两个出口，均为单一煤层开拓。

（5）开采顺序为：

由上而下进行，即由一煤上煤层、一煤、二煤、三煤顺序开采。

2、巷道支护形式

根据对以上煤层的顶板管理和巷道的支护形式的分析，确定对以上煤层和主要巷道采用工字钢边线柱子支护顶板，当顶板压力大时或遇页岩顶板时，可采用工字钢支架或采用对焊工字钢支架支护顶板，背帮背顶使用小杆。

（1）凿眼方式

本采区所施工的巷道均采用打眼放炮的方法破岩。

打眼机具：

采用7655型风钻打眼，风源来自流动压入式风机。

使用MSZ-2.5KW型水式电煤钻，电力来源于501采区变电所。

（2）巷道断面

使用矿用工字钢顶配矿用工字钢腿跟迎头支护顶板，采用梯形断面，毛断面为6.625m2，净断面为4.73m2。

车场采用梯形断面，毛断面为9.975m2，净断面为7.678m2。

。

（3）支护方式

①临时支护

采用前探梁做临时支护，前探梁材质为矿用11＃工字钢抽筋对焊，长度不小于3.8m，前探梁必须穿在棚顶上使用，均匀布置并用木杆、木楔足顶背实，任何情况下，前探梁的后部固定点不得小于3个，

②永久支护

采用铁顶配铁腿跟迎头支护顶板，棚距拟定为中-中1.0m一架。

（4）装运岩（煤）方式：

采用人工扒装或耙装机扒装，施工中采用一吨标准矿车运输，平巷人力拥车，上下山采用JD-40型和JD-11.4型小绞车运输，

3、采区机电峒室：

见附图。

第四章、风量计算及防尘

（一）采区风量计算（以一煤层上煤为例）：

1、201采区采煤工作面需要风量计算：

（1）按瓦斯涌出量计算：

Ｑ＝100×q×k＝100×0.1×1.7＝17m3/min

Ｑ:

采煤工作面实际需要风量，m3/min

100：

单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度1%的换算值

q:

工作面瓦斯绝对涌出量

k:

采煤工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，炮采工作面可取1.4—2。

（2）按二氧化碳涌出量计算：

Ｑ＝100×q×k＝100×0.302×1.7＝51.3m3/min

Ｑ:

采煤工作面实际需要风量，m3/min

100：

单位二氧化碳涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度1.5%的换算值

q:

工作面瓦斯绝对涌出量

k:

采煤工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，炮采工作面可取1.4—2。

（3）按采煤工作面气象条件计算：

Ｑ＝60×v×s＝60×0.8×3＝144m3/min

v:

采煤工作面平均风速

s:

采煤工作面平均断面m2

（4）按一次最大爆破炸药用量计算：

Ｑ＝25×Ａ＝25×2＝50m3/min

Ａ：

一次最大爆破炸药用量取2kg

（5）按每班最多出勤人数计算：

Ｑ＝4×Ｎ＝4×25＝100m3/min

Ｎ：

每班最多出勤人数取25人

（5）按最低风速验算：

Ｑ＞15×s＝15×3＝45m3/min

s:

采煤工作面平均断面m2

15：

换算值

（5）按最高风速验算：

Ｑ＜240×s＝240×3＝720m3/in

s:

采煤工作面平均断面m2

240：

换算值

通过上述计算，201上山采煤工作面需要风量Ｑ采＝144m3/min。

2、掘进工作面需要风量计算：

根据我矿实际情况，各掘进工作面均使用5.5×2KW局扇，

201掘进工作面需要风量，现计算如下：

（1）按瓦斯涌出量计算：

Ｑ＝100×q×k＝100×0.2×1.2＝24m3/min

Ｑ：

掘进工作面实际需要的风量，m3/min

100：

单位瓦斯涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度1%的换算值

q：

掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，取0.2m3/min

k:

掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.2

（2）按二氧化碳涌出量计算：

Ｑ＝100×q×k＝100×0.4×1.2＝48m3/min

Ｑ：

掘进工作面实际需要的风量，m3/min

100：

单位二氧化碳涌出量配风量，以回风流瓦斯浓度1.5%的换算值

q：

掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，取0.4m3/min

k:

掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.2

（3）按工作面一次爆破的最大炸药用量计算：

Ｑ＝25×Ａ＝25×6＝150m3/min

Ａ：

掘进工作面一次爆破的最大炸药用量6kg

（4）按每班最多工作人数计算：

Ｑ＝4×n＝4×15＝60m3/min

n：

掘进工作面同时工作的最多人数取15人

（5）按局扇吸风量和防止循环风计算掘进工作面实际需要风量：

Ｑ掘＝Ｑ吸+15×s＝160+15×6.21＝253.15m3/min

Ｑ吸：

掘进工作面局部通风机的实际吸风量取160m3/min

15:

为防止局扇吸循环风，局扇吸风口至掘进回风口之间的风速0.25m/s，15为换算值。

s：

掘进工作面的断面积为m2

（6）按最低风速验算（半煤巷）：

Ｑ掘＞15×s

253.15m3/min＞15×6.21＝93.15m3/min

Ｑ掘：

掘进工作面实际需要风量

s：

掘进工作面的断面积m2

15：

为防止局扇吸循环风，局扇吸风口至掘进回风口之间的风速0.25m/s，15为换算值。

（7）按最高风速验算（半煤巷）：

Ｑ掘＜240×s

253.15m3/min＜240×6.21＝1490.4m3/min

Ｑ掘：

掘进工作面实际需要风量

s：

掘进工作面的断面积m2

240：

为换算值。

通过上计算，掘进工作面最大需要风量为150m3/min。

我矿使用5.5×2KW局扇，供风长度不超过300m，局扇吸风量取160m3/min，能满足掘进工作面需要风量要求，矿井总负压供给每台局扇的风量应为253.15m3/min。

201采区共有两个掘进工作面同时施工，需要风量为：

Ｑ掘＝2×q＝2×253.15＝506.3m3/min

3、硐室需要风量计算：

本采区内有绞车房一个，配风按30m3/min，

硐室需要风量Ｑ硐＝2×3＝60m3/min

4、本采区总需要风量计算：

（1）按采区所有作业场所实际需要的风量总和计算：

Ｑ采区＝（Ｑ采+Ｑ掘+Ｑ硐）×k

＝（144+506.3+60）×1.7

＝1207.51m3/min

k:

采煤工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，炮采工作面可取1.4—2。

（2）按采区内最多工作人数计算：

Ｑ矿＝（4×n+Ｑ硐）×k

＝（4×49+30）×1.7

＝384.2m3/min

k:

采煤工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，炮采工作面可取1.4—2。

通过上述计算，201采区总需要风量为1207.51m3/min。

（二）采区防尘：

为了确保井下的安全生产和广大员工的身体健康，必须降低空气中的粉尘浓度，掘进迎头必须采用湿式凿岩，装放炮时，每个炮眼必须使用一块水炮泥，放炮时有专人打开水帘，放炮后，必须用高压水管喷雾降尘，还要建立定期的巷道冲刷制度，采掘工作面防尘设备不齐全的、不得进行生产。

（三）采区防灭火

1、防火的重点是防设备、机械摩擦生热、缆线和人为火灾。

巷道门口及距回采工作面50米内必须有备用的沙子、岩粉直接灭火。

任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制风流、调节风流控制火势蔓延，并立即报告调度室。

防火水源来自地面蓄水池，自地面→+24西平巷→+201采区→掘进和回采工作面。

（1）掘进防尘方法：

有湿式打眼，水炮泥定炮、扒装前洒水、爆破时使用风水喷雾、爆破后冲刷岩帮、开放水幕、个体防护。

（2）回采防尘方法：

煤层注水、转载点喷雾、顺槽煤尘冲刷、个体防护。

2、防止自燃发火的措施

（1）巷道严禁堆积浮煤，积尘要及时清除。

（2）凡煤巷发生冒高超过2m或空洞体积超过6m3的情况要及时填实或设导风板，防止积聚热量发火，并将处理结果记录备查。

采煤工作面回采结束后，要及时进行永久性密闭。

（3）健全完善防火管路系统（与防尘共用），管好用好本工作面防火管路，装备及设施。

（4）完善检测措施，做到一氧化碳超限不作业。

（四）采区防治水

1、完善采区排水系统，巷道水沟整齐合格，将工作面积水排出。

2、工作面遇有下述情况之一者都必须停止作业，撤出人员及时汇报调度室：

工作面出现挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等突水预兆时。

3、施工过程中应保持工作面至主井泵房泄水线路畅通。

4、坚持“有疑必探，先探后掘”原则。

5、严禁在各种防隔水煤柱中进行开采。

第五章采煤方法

一、基本原则：

设计开采的煤层的厚度为采高，一次采出。

采区回采率不低于85％，工作面回采率不低于97％。

要尽量提高机械化程度。

二、采煤方法：

选用倾向长壁采煤法。

三、回采工艺过程：

1、落装煤

工作面采用人工打眼、装放炮、爆破落煤，人工攉煤，经工作面循环溜子至顺槽固定溜子接矿车外运。

2、工作面支护密度的计算：

根据周边小煤井开采一煤上煤层、一煤、二煤、三煤层支护强度分析，以及我矿矿压组1986年3月《淄博矿务局龙泉煤矿主采煤层矿压观测与顶板分类报告》提供数据，一煤上煤层、一煤、二煤、三煤层的支护强度为294000KN/㎡（30T/㎡）（无密集支柱），顶板分类结果为Ⅰ级１类顶板，根据8倍采高岩石容重计算，顶板压力为：

（1）Ｐ＝8×Ｍ×＆＝8×0.8×2.71＝17.344（T/m2）

=169971.2KN/㎡

式中：

Ｐ：

顶板压力KN/m2M：

工作面采高（m）

＆：

直接顶岩石容重取2.71Ｔ/m3

因此工作面整体支护强度是合理的。

（2）支护密度计算：

Ｎ＝Ｐt/ＦＫ

＝30/25×0.85

＝1.3（棵/m2）

式中：

Ｎ：

工作面支护密度

Ｆ：

支柱的额定工作阻力：

取：

25Ｔ/棵

Ｋ：

支柱阻力实际利用系数：

取：

0.85

Ｐ：

顶板压力（实测工作面压力值）

（3）柱距计算：

ｂ＝Ｍ÷Ｎ×Ｒ

＝5÷1.3×3.4＝0.94（m）

式中：

ｂ：

柱距（m）

Ｍ：

工作面最大控顶时支柱排数5排

Ｎ：

支护密度

Ｒ：

工作面最大控顶距（3.4m）

即：

0.94m>0.8m

3、工作面支护及顶板管理：

对以上煤层均采用单体液压支柱支护顶板，柱距（中至中）0.8m，排距（中至中）0.8m，后部采用单排单列密集切顶，即在最后一排柱档内加支一棵单柱。

最大控顶距为3.4m，最小控顶距为2.6m，执行“见四回一”控顶制度，采用冒落法管理顶板。

当顶板破碎或压力集中时采用金属铰接顶粱配单体液压支柱支护顶板，柱排距与前相同。

三、循环方式：

为提高劳动生产率，降低生产成本，完成或超额完成煤炭生产任务，采取分段分组作业方式，各工序相互保持一定安全距离平行作业，采取多循环的方式组织生产。

第六章采区内各生产系统

1、运矸系统：

各掘进工作面→201采区联络巷→二号巷探→+24西平巷→+24联络巷→斜井→地面。

2、运煤系统：

各采煤工作面→二号巷探→+24西平巷→一号翻笼→钢缆皮带→贮煤场。

3、设备及材料运输：

斜井→+24联络巷→＋24西平巷→二号巷探→201上山→各采掘工作面。

4、通风系统：

进风：

皮带斜井→一号翻笼转车路→＋24西平巷→二号巷探→201采区→各采掘工作面。

回风：

各采掘工作面→201上山回风道→502回风道→老斜井总回风道→地面。

5、排水系统：

各采掘工作面→二号巷探→+24西平巷→主井泵房→地面。

6、供电系统：

501采区变电所→+24西平巷→二号巷探→201上山→各采掘工作面

7、防尘系统：

防尘水源来自地面蓄水池，自主井→+24西平巷→二号巷探→201采区→掘进迎头及回采工作面。

8、压风系统及通讯系统：

风源来自迎头外的流动压风机，分别用4寸、2寸铁管和1寸胶管接至迎头。

迎头风压最小为0.35MPa。

压风系统：

用流动压风机向掘进