煤矿采区设计

B20#煤层采区设计说明书

第一章 概 况

第一节 相对位置

本采区位于主平硐上部一区段，一区段范围+1416.5—+1470水平，区段采区分为东西两翼。

以下主要在原设计的基础上对B20#煤层一区段采区西翼进行变更说明。

一区段B20#煤层西翼走向长度380米，倾斜宽度120米左右。相对于地面是山地、草场、无建筑物。

由于B17—B20#煤层间距较近，B20—B19平均间距3.01米；B19—B18平均间距17.75米；B18—B17平均间距11.21米，采用了联合布置开采，在主平硐的B17#煤层沿煤层倾向向上布置轨道、运输和回风上山，由回风上山引出地面作为风井。在1410水平和+1460水平之间分别作了区段运输石门和回风石门与各煤层联系。在B20#煤层西翼+1410水平和+1460水平分别作了运输巷道和回风巷道，联接区段运输和回风巷，形成了回采工作面。

第二节 采区地质情况

B20#煤层结构简单，倾角24º—30º，赋存状况基本稳定，黑色条带结构层状构造，暗淡型光泽煤质较软，中间有20—30cm一层夹矸，平均厚度1.97米。煤层顶板有一层25cm左右的泥质页岩；直接

顶一般为中粒砂岩，厚度30cm左右，岩石紧密坚硬；老顶为红色中砂岩。煤层直接底板为泥质砂岩，岩性相对松软，遇水膨胀，厚度100cm左右。总体来说，本采区内地质条件简单，无大型断层及岩浆倾入体，煤层以沫为主，开采条件较好。

第三节 水文地质

本采区内水文地质情况简单。B20#煤层上覆煤层为B21#煤层，现已绝大部分开采，下覆煤层B19#煤层至今还未开采。本采区主要充水因素为上覆煤层采空区积水和山体裂隙水，但在开掘工作面过程中，未发现任何涌水或透水征兆。

第四节 影响开采的条件因素

1、瓦斯：B20#煤层为低瓦斯煤层，经测定最大相对涌出量为

4.13m³/t，绝对涌出量0.89³/min。

2、煤尘爆炸性：B20#煤层经测试计算，煤层的爆炸性指数大于10％，故煤尘具有爆炸性危险。

3、煤的自然倾向：经新疆煤炭科学所煤炭检验室报告检定，生产的煤层属Ⅲ级易自燃和不自燃煤层。

第五节 采区现状

B20#煤层采区西翼首采工作面，为+1410水平B20西翼回采工作面，走向长度380米，倾斜宽度120米，运输顺槽为+1410水平，

回风顺槽为+1460水平，上下顺槽均采用9#工字钢棚支护。由于地质条件发生变化，工作面斜长120米难以推进。现将120米长的工作面分为上下两个区段，上区段为+1436—+1460水平，下区段为+1410—1432水平。

第二章 储量及采区生产能力

第一节 现有地质储量和可采量

现采区西翼走向长度剩余296米，倾斜宽度120米，煤层厚度

1.97米，煤炭视密度1.3m³／t..

采区地质储量=走向长×倾斜宽×煤层厚×视密度

=296×120×1.97×1.3

=90966t

采区可采储量=地质储量×回采率﹙采区回采率为80％，工作面回采率为93％﹚

=90966×80％

= 72772.8t

第二节 采区生产能力

回采工作面新开切眼斜长58米，一次采全高，平均厚度1.97米，一个正规循环推进度1米，一天两个循环。

生产能力=倾斜宽度×煤层厚度×视密度×回采率×日循环个数

=58×1.97×1.3×93％×2

= 276.28t／天

采区月生产能力为276.82×26=7183.3吨。

第三章 采区巷道布置

第一节 采区巷道布置设计总体构想

在原有巷道布置的基础上进行以下设计;

一、在+1410水平B20煤层西翼运输顺槽68处，将原有的一条通向+1460水平的上山，改建为行人、通风上山；在+1410水平B20煤层西翼运输顺槽78处，沿煤层倾向向上至+1436水平布置一条溜煤上山。

二、从行人通风上山70米处+1436水平，沿煤层走向向西布置上区段运输顺槽，全长228米。

三、从行人通风上山60米处+1432水平，沿煤层走向向西布置下区段回风顺槽，全长228米。

祥见采区巷道布置图。

第二节 巷道断面要求及施工顺序

一、施工巷道

1、行人通风上山，全长120米，沿煤层顶底板从下至上整修，宽度2米，高度不低于1.8米，全断面锚网支护，锚杆间排距为1×

1米，满足行人通风的要求。

2、溜煤上山，全长70米，与行人通风上山平行，相距10米，沿煤层顶底板掘进，宽度1.6米高度不低于1.8米，采用单体液压支柱配合铰接梁进行支护，柱距1米。

3、掘进+1436水平运输顺槽，全长228米，宽度2.4米，高度2米，全断面锚网支护，该巷道与+1460水平回风顺槽形成上区段回采工作面。

4、掘进+1432水平回风顺槽，全长228米，宽度2.4米，高度2米，全断面锚网支护，该巷道与+1410水平运输顺槽形成下区段回采工作面。

二、施工顺序

1、整修行人通风上山；

2、掘进溜煤上山；

3、掘进+1436水平运输顺槽；

4、掘进+1432水平回风顺槽；

5、开掘切眼。

第四章 采煤方法

第一节 采煤方法的选择

该采区B20#煤层倾角在24—30°之间，平均厚度1.97米，煤质松软，顶板为泥质页岩，中粒砂岩，中砂岩。根据煤层赋存状况及开

采技术条件，结合本矿的实际情况，按照原设计方案，继续采用走向长壁单体液压支柱配合铰接梁炮采采煤方法。

第二节 工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型

1、采煤：使用煤电钻（ZMS—1.2）打眼，爆破落煤。

2、装煤：采用自落配合人工攉煤至工作面配备的（SGB—420/30型）可弯曲刮板运输机上。

3、运煤：工作面选用一台SGB—420/30型刮板运输机，运输能力为80t/h，完全能够满足工作面的生产能力。

第三节 工作面的顶板管理方式、支架设备选型

1、顶板管理：B20#煤层的顶板为2泥岩、砂岩薄层—中厚层构造，缓波状层理，岩石属软质—中硬质类型，顶板采用全部垮落法管理顶板。

2、支护设备：工作面采用DZ22—30/100G型单体液压支柱配合铰接梁支护，工作面顶部铺设金属网。最大空顶距4.2米，最小空顶距3米。单体液压支柱高度1.44—2.24米。工作面长度58米,循环步距1.0 米一天两个循环。

3、支架选型：根据地质资料，B20#煤层平均厚度1.97米，煤层倾角24—30°。顶板岩性多为粉砂岩或泥岩，钙质胶结；底板岩性为粉砂岩，偶见炭质泥岩。顶底板稳定性较好。根据《采矿工程设计手册》，单体液压支柱选型计算如下：

﹙1﹚、支柱的最大高度Hmax

Hmax=Hmax＇-b+e, mm

式中： Hmax＇—工作面最大采高，取1970mm

b—顶梁厚度，取138mm

e—活塞富余行程，取100mm

则 ： Hmax=1970-138+100=1732mm

﹙2﹚、支柱的最小高度Hmin

Hmin=Hmin＇-S-b-a, mm

式中：Hmin＇—工作面最小采高，取1970mm

S—顶板在最大空顶距处平均最大下沉量，

S=ηMR

其中： M—煤层厚度，取1.97m

R—最大空顶距，取4.0m

η—系数，取0.04

a—支柱卸载高度，取50mm

则： Hmin=1970-0.04×1.97×4×10 ³-138-50=1466.8mm ﹙3﹚、支柱选型

根据工作面及顶、底板条件，支柱选用DZ22—30∕100G型外注式液压单体，主要技术特征如下：

工作阻力：300KN

额定压力：38.2Mpa

油缸直径：100mm

底座面积：109c㎡

支柱质量：60kg

初撑力：118—157KN

支撑高度：1440—2240mm

伸缩行程：800mm

﹙4﹚、单体液压支柱支护密度计算

由于工作面循环进度为1.0米，为了与工作面循环进度相配套，支柱的排距设计为1.0米。根据选定支柱的工作阻力计算支柱的支护密度，然后根据支护密度确定支柱柱距。对于单体液压支柱，平均工作阻力按额定工作阻力的80—90％计算，设计取85％。最大空顶距为4.2米，最小空顶距为3.0米。根据《煤矿安全与采掘技术》，回采工作面单位面积上支柱的支护密度估算如下：

η= [( 4 ~ 8 ) ×M×γ] ÷P柱

式中：η—工作面单位面积上支柱的支护密度

M—工作面采高，取1.97m

γ—顶板岩石密度，26KNm ³

P柱—支柱平均工作阻力，KN∕根，按300×85％计

则： η=[(4~8) ×M×γ] ÷P柱

=﹙6×1.97×26﹚÷﹙300×85％﹚=1.20根／m³

即单位面积需要1.2根支柱，支柱排距为1.0米，则柱距为0.83米。由于该工作面顶板比较破碎，支护难度大，设计柱距中对中0.7米，一梁一柱走向棚，相邻棚梁柱配合是柱前200mm,柱后800mm。

﹙5﹚、支柱初撑力验算

由采场基本支柱平衡的工作空间上方综合的单位面积垮落带直接顶岩重q按下式计算：

q=﹙1＋kq＋ki﹚q1

式中： q—单位面积垮落带直接顶岩重，KN／㎡

kq—机道宽度系数，取0.1

ki—末排柱顶板岩重的系数，经计算为0.3

q1—工作空间上方单位面积垮落带直接顶岩重，直接顶厚约3米，经计算为78KN／㎡

则： q=﹙1＋0.1＋0.3﹚×78＝109KN／㎡

支柱初撑力P0按下式计算：P0＝q／η

式中： q—单位面积垮落带直接顶岩重，KN／㎡

η—支柱支护密度，取1.2根／㎡

则： P0＝109÷1.2＝90.8KN＜118KN

支柱的初撑力可以满足支护要求。

工作面端头采用DFB300型л型梁配合单体液压支柱支护，采用“四对八梁、一梁三柱”，工作面运输顺槽，回风顺槽至工作面20米范围内采用DFB300型л型梁配合DZ22—30／100G单体液压支柱加强支护，双排20米。

第五章 采区生产系统

第一节 运煤、运料

1、运煤：矿井运输使用机车牵引1t矿车串联运输。工作面采出的煤→工作面刮板运输机→+1410水平运输顺槽刮板运输机→B20煤仓→平硐→地面。

2、运料：地面→平硐→下部车场→轨道上山→上部车场→+1437水平石门→+1460水平回风巷→工作面。

3、掘进工作面的运输：煤或矸石装矿车→人工或机车至采区车场→轨道上山→平硐→地面。运料与其相反。

第二节 采区通风

上区段西翼B20#煤层工作面的新鲜风流经平硐→采区下部车场→轨道上山(行人上山)→+1410水平运输石门→+1410运输顺槽→回采工作面→+1460水平回风巷→+1437回风石门→回风上山→面。

第三节 供电、通信、监控

1、供电：地面配电房→井下中央变电所→采区机电硐室→回采工作面。

2、通信、监控：地面机房、监控室→井下采区各工作面。

第四节 采区排水、供水、压风、制氮

1、排水：工作面→运输顺槽→运输石门→轨道上山(行人上山)→平硐→地面。

2、供水、压风、制氮：均由后山地面→回风石门→行人上山→运输顺槽→工作面。

第六章 通风与安全

第一节 采区通风

一、通风方式

矿井通风方式为中央分裂式。

二、通风方法

通风方法为机械抽出式。由平硐进风经工作面(轨道上山绞车硐室)，由风井出风。

第二节 风量计算及分配

该采区现阶段布置一个回采工作面，两个掘进工作面。

一、按采区同时作业最多人数计算

Q区﹦4×N×K通

式中： N—采区同时作业最多人数，40人；

K通—通风漏风和配风不均匀系数，1.2；

Q区＝4×40×1.2＝192m³／min。=3.2 m³／s

二、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量总和计算 Q区＝﹙ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐＋ΣQ其它﹚×K通

1、采煤工作面实际需风量

﹙1﹚、按瓦斯涌出量计算

Q采＝100×q×K采通

式中：Q采—采煤面实际需风量；

q—采煤面绝对瓦斯涌出量，0.89m³／min；

K采通—采煤面瓦斯涌出不均匀系数，2.0。

则： 工作面实际需风量为;

Q＝100×0.89×2＝178m／min＝0.297m³／s

﹙2﹚、按工作面人数计算

Q采＝4×N×k

式中：N—采煤面同时工作的最多人数，25人；

K—风量备用系数，取1.45.

则： Q采=4×25×1.45=145m³／min=2.42m³／s

﹙3﹚、按炸药量计算

Q=25A

式中：A—工作面一次爆破的炸药量，12㎏

则： Q=25×12=300m³／min=5m³／s

﹙4﹚、按工作面温度计算

Q采=60×V采×S采×K

式中：V采—采煤工作面风速，根据井下工作面温度不超过21℃，本设计取1.1m／s；

S采—采煤工作面有效通风断面，根据工作面平均控顶距情况，取7.1㎡；

K—工作面长度系数，取1.

则： Q采=60×1.1×7.1×1=468m³／min=7.8m³／s

﹙5﹚、按风速验算

最低风速：Q采≥0.25×S采

式中：S采—采煤面平均断面积7.8㎡

Q采≥0.25×7.8=1.95m³／s

最高风速：Q采≤4×S采

Q采≤4×7.8=31.2m³／s

根据以上计算取最大值，采煤工作面需风量为7.8m³／s

2、掘进工作面实际需风量计算

﹙1﹚、按瓦斯涌出量计算

Q=100KQg／Cg-Cin

式中：Q—掘进工作面实际需风量，m³／min;

K—掘进工作面涌出不均匀的风量系数，一般取1.2—2.0； Qg—掘进工作面瓦斯绝对涌出量，0.6m³／min;

Cg—瓦斯最高允许浓度，1％；

Cin—进风瓦斯允许浓度，0.5％。

则： Q=100×2×0.6÷﹙1％－0.5％﹚×24×60＝16.67m³／min

﹙2﹚、按炸药量计算

Q=25A

式中：Q—掘进工作面实际需风量，m³／min；

A—掘进工作面一次爆破组的最大炸药量，4.8㎏；

25—每千克炸药爆炸不低于25m³的配风量。

则： Q=25×4.8=120m³／min

﹙3﹚、按最多一次出勤人数计算

Q=4NK

式中：4—每人每分钟不低于4m³／min的配风量；

N—掘进工作面同时工作的最多人数，12人；

K—矿井通风不均衡系数，取1.15.

则： Q=4×12×1.15=60m³／min

﹙4﹚、按局部通风机的供风量计算

根据YBT-52-2-11KW型对旋式局部扇风机的实际吸风量145—225m³／min，

Q=Qf×I×Kf

式中：Qf—局部扇风机实际吸风量，根据YBT-52-2-11KW型对旋式局部扇风机的实际吸风量145—225m³／min，取平均值180m³／min.；

I—局扇台数

Kf—风量备用系数，一般取1.2.

则： Q=180×1×1.2＝216 m³／min.；

通过以上计算 ，掘进工作面风量取最大值216 m³／min.；=3.6 m³／s

3、轨道上山绞车硐室供风量取90 m³／min.=1.5 m³／s

4、其它风量取90 m³／min.=1.5m³／s

采区总进风量为：

Q=﹙7.8＋3.6＋3.6＋1.5＋1.5﹚×1.2＝21.6 m³／s，取22 m³／s

三、风量分配

1、回采工作面：8 m³／s＝480 m³／min.

2、掘进工作面：4×2＝8 m³／s＝480 m³／min.

3、轨道上山绞车房：2 m³／s＝120 m³／min.

4、其它用风点：4 m³／s,＝240 m³／min

第三节 灾害预防及安全措施

一、预防瓦斯爆炸的措施

1.在生产过程中，每班检查两次有毒有害气体浓度，建立瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，将检测的数据记录在班报手册和检查地点的纪录牌上，并定期进行矿井的瓦斯及其它有害气体的鉴定工作，每年至少一次。

2.向回采、掘进工作面送入足够的新鲜风量，确保工作面有一个良好的工作环境。

3.加强井下通风设施的管理，发现损害及时维修，必须保证主扇风机反风时，反风设施处以正常使用状态，以便在发生事故时迅速有效进行反风。

4.所有下井人员携带过滤式自救器。

5.建立健全瓦斯检测制度，井下各主要巷道应配置记录牌，每天需通报各主要巷道瓦斯情况，当采掘工作面回风巷瓦斯浓度超过

1%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，采取措施，进行处理。瓦斯检查员必须经过瓦斯安检员培训，并经过考试合格，具备上岗证才能担任。

二、预防煤尘爆炸及粉尘的措施

1.严格执行防尘管理制度，定期取样测定粉尘浓度，及时解决存在问题，建立防尘设备使用制度，防尘检测制度和奖惩制度等。

2.加强通风构筑物管理，严格空制风速。防止煤尘飞扬。

3.溜煤上山下部装煤站要保持一定的存煤，不得放空，不得兼做进风使用。

4.配备观测粉尘的仪器，设专人负责保管，定期在运输巷道内测定粉尘浓度，井下每月测定二次，井上每月一次。

5.相邻工作面必须用水棚或岩粉棚隔开。各主要进回风道均设置隔爆水棚，对易于积存煤尘的巷道要定期清扫和冲洗，制定减少煤尘的生成和空气中粉尘含量的措施。

6.巷道中或转载点处的浮煤要定期清除。

7.回采面及掘进面必须采用湿式打眼，水泡泥封孔。

8.加强对接触煤尘。岩尘工人的个体防护，如佩戴防尘帽、防尘口罩等。

9.采掘工作面放炮后，攉煤、装渣时，煤仓口，溜煤眼口及其它煤炭转载点都要按规定进行喷雾洒水，主要进回风巷道设置降水幕帘。

三、防尘措施

1.井下设消防洒水系统，对采煤和掘进工作面、煤炭运输过程中的转载点、装车点设置喷雾洒水设施，进行喷雾洒水降尘。

2.在测风站测定各用风点风量，通过通风构造物调节各用风点的风量，控制进、回风巷的合理风速，防止煤尘飞扬。

3.井下设专职安全员定期对主要进、回风巷道内粉尘的含量进行检测，及时清扫。冲洗墙壁上沉积的粉尘。

四、井下防爆安全技术措施

1.定期对主要进、回风巷和采掘工作面煤壁上的煤尘进行清扫和冲洗，预防和隔绝因瓦斯爆炸引起煤尘事故的发生。

2.清扫并运出巷道中积聚的煤尘，防止沉积的煤尘参与爆炸。

3.井下设消防洒水系统，在井下溜煤转载、装载点、采煤、掘进工作面等地点设置喷雾洒水装置；在井下各个硐室设置消火栓和干粉灭火器。

4.按照《煤矿安全规程》要求，在采掘工作面进，回风巷采区回风巷设立测风站，建立完善的测风制度，控制各用风点的风量及风速，按风量需求及时调整各用风地点的风量及风速，避免风速过大引起煤尘飞扬。

5.消除引燃煤尘爆炸的火源

（1）严格执行《煤矿安全规程》中消除明火规定；

（2）防止瓦斯燃烧和爆炸；

（3）采用水泡泥封孔，消除放炮时产生的火焰；

（4）井下所有电气设备均采用防爆型，消除电器设备产生的火花。

（5）消除其它火源，如材料上山跑车及金属强烈碰撞产生的火源。

6.井下防爆电气设备管理由电气防爆检查组全面负责，集中管理。严把入井关，入井前必须检查“一证一标志”（产品合格证、煤矿矿用产品安全标志）及其安全性能，检查合格并签发合格证后，方准入井。

7.井下火工用品、爆破设备严格按照《煤矿安全规程》的有关要求进行管理。

8.井下电气设备检修、搬迁必须停电作业，必须在瓦斯浓度小于1%的地点进行，并制定安全措施，报煤矿主管技术负责人批准。

五、隔爆措施

隔爆水棚吊挂水棚的巷道断面应满足通风、运输和行人的要求。隔爆水棚位置设在距采煤工作面150m处，距掘进工作面40m处。采煤工作面、掘进工作面隔爆水棚悬挂长度不少于30米，每平方米装水量200升。

六、煤的自然预防措施

1.开拓开采方面的措施

(1)设计选用单体液压支柱配合铰接梁炮采采煤方法一次采煤层全厚，提高工作面回采率、空间上减少煤炭的氧化，对开抑制

煤层自然发火有力。大巷、井下机电设备硐室采用不燃性材料支护。

（2）为避免煤层自然发火，采区开采顺序为先远后近，煤层内为先上后下的顺序开采。每个工作面回采结束后，及时打密闭墙，防止向采空区漏风。

（3）为预防煤层阻燃发火，经肯那个减少煤柱损失。每个区段之间留设的隔离煤柱不得回采，以免影响下一个区段煤的回采。没住及长期暴露的煤壁喷洒阻化剂。

（4）加强采空区和地表塌陷抗的管理，随着工作面的推进，对地面塌陷坑及时进行填埋，严禁地标向采空区漏风。

2.通风方面的措施

（1）为使风流按给定方向流动，在回风上山+1478水平、风井等处设置风门或调节风门。

（2）生产过程中加强对通风设施的管理，定期进行检查和维修，保证通风设施处于正常使用状态，以便在井下发生事故时能迅速有效的进行反风。

（3）回采工作面、掘井工作面布置独立的进、回风系统。

七、预防火灾安全措施

1.工作面回采完毕，应立即封闭，切断风流，减少采空区漏风；

2.加强对各工作面自然发火情况的监测工作，账务自然发火倾向的动态，有效的预防火灾，并制定完善的防救措施，以保证生产安全。

3.井下设消防材料库，各机电硐室，车场及采掘工作面附件航道等处均设置灭火器材；同时加强井下电器和高压电线网的管理和维护，避免发生短路和绝缘破坏漏电而引起的火灾事故。

八、顶板事故防治措施

1.工作面开展矿压观测，随时观察周期来压，顶板变化及支架受压变化情况，了解周期来压步距。

2.工作面来压期间必须加强支护，采用戗柱和打点柱的形式。

3.工作面开切后推进8—10米必须惊醒初次放顶。

4.工作面推进过程中顶板不能自然冒落，必须进行人工强制放顶，或进行超前预裂爆破并制定安全技术措施。

5.加强工作面支架的防滑到措施，并切实贯彻落实。

6.加强上下顺槽距工作面20米范围内的差钱支护措施。

九、水灾预防措施

本矿井在历年开采过程中和目前状况下，从未发现有透水预兆迹象，也为发生过透水现象。但并不因为此种现象的存在。而忽视水灾预防。根据《煤矿安全规程》规定要求，制定水灾预防措施。

1.设计预留的区段、井田边界、地质构造带之间等各种安全隔离保护煤柱不得回采。

2.采区安设完善的排水管路及设备。

3.掘进工作面坚持有疑必探、先探后掘的原则。

4.采区范围内采空区上部的塌陷坑及裂缝带周围设截水沟，防止

雨水及洪水进入井下采空区。

5.降水季节及时观测井下水文条件变化情况。

6.定期清理平硐排水沟，以确保畅通。