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XXX煤矿采区设计说明书目录第一章矿井基本概况 (1)一、交通位置 (1)二、矿区范围 (1)三、水文地质特征 (1)四、煤层顶底板 (7)五、瓦斯、煤尘、煤层的自燃倾向性、冲击地压及地温 (7)六、煤层赋存情况 (8)七、矿井储量 (9)八、地质构造情况 (10)第二章矿井新采区开拓情况 (11)一、矿山井筒及开采现状 (11)二、采区开采规划 (11)三、新采区各项指标规定 (12)四、采区及巷道布置 (12)五、采区及矿井运输 (12)第三章采区生产组织方案 (12)一、总体指导思想 (12)二、采煤方法和生产工艺的选择 (13)三、采高的确定 (13)四、采煤工艺 (13)五、安全管理技术措施 (14)第四章发生重大事故时的应急预案 (29)一、一般救灾原则、程序、方法： (29)二、灾害的汇报 (30)三、处理灾害的一般规定 (31)四、灾害事故的防范措施 (32)五、常见灾害预防措施 (33)六、发生灾害事故的处理方法和措施 (36)七、采掘工作面避灾路线说明 (39)采区设计说明书第一章矿井基本概况一、交通位置XXX煤矿位于富源县城东北方向，处于三井田南部外围，隶属村委会，始建于1983年，1984年11月投产。
地理坐标:东经104°21′16″～104°21′57″，北纬25°47′56″～25°48′17″。
距XXX 城直线距离为25公里，至XX 火车站37公里，至XX 电厂73公里，区域内通讯、交通十分方便。
二、矿区范围XX 煤矿矿井现有合法井口一对，主井开口标高2060米，设斜井穿揭各可采煤层，再沿各煤层掘煤层运输巷，开采时，按自上而下、由远而近的回采方法进行采掘。
矿区经近几年逐步揭露，煤层赋存条件较好，各煤层倾角均在8°～20°。
各煤层煤质特征属中灰～高灰煤，特低硫煤,中～高挥发分煤。
主井口坐标（西安80）为：X=2854775，Y=35435859，Z=2060；风井坐标为：X=2855115，Y=35435536，Z=2112。
哲庄顺安煤矿开采方案设计说明书前言一、概述1、地理位置哲庄顺安煤矿位于赫章县东北方向，行政区划属赫章县哲庄乡管辖，地理坐标为：东经104°50′20″～104°50′52″，北纬27°18′05″～27°18′42″，矿区距赫(章)～镇（雄）公路3km，距赫章县城约50km，距云南省镇雄县约35km，距大湾火车站及水城发电厂约130km，矿区内有简易乡村公路与主干公路相通，交通较为方便，见（图1－1－1）。
2、任务来源及修改原因贵州省赫章县哲庄顺安煤矿修改设计委托书。
矿井原设计首采面布置在C504煤层中，由于同区段的C504 、C409煤层受到以前小煤窑巷采的破坏及断层的影响，不能布置正规工作面回采，因此：现改首采面布置在下一个区段的C504煤层中。
由于这些原因，为了合理开发资源，且符合有关政策的规定，同时合理调整并简化生产系统，提高矿井经济效益，确保煤矿的安全生产。
必须重新布置回采系统。
现矿方委托毕节地区地方煤矿勘测设计队编制《贵州省赫章县哲庄顺安煤矿开采方案设计修改》，3、修改方案系统与原方案系统的关系该矿为年生产能力9万t/a新建矿井，采用平硐开拓，原设计方案在距发达村南冲组西南侧约300米且高于两山谷间约20米的位置布置主平硐，近似垂直煤层走向从底板先后穿过C407、C409、C504三层煤，回风斜井位于发达村南冲组西南侧约60米处露头附近，沿煤层倾向掘进，在C504煤层中掘回风斜巷与主平硐连通，构成通风系统，在上山煤层布置首采面（标高在＋1640米），由于以前的地质资料不清，经过堪察，上山煤层大部分受以前小窑开采，致使成为采空区，造成工作面布置在采空区中，现在必须对该方案进行修改如下：修改方案用原有主井（X：3022314 Y：35483826 Z：+1588 a：323°β：3‰）作为本设计的主井，长607米，用原有风井（X：3022255 Y：35484227 Z：+1665 a：280°β：18°）作为本设计的风井，长220.8米，新建副井（X：3022236 Y：35484147 Z：+1671 a：322°β：18°）作为本设计的副斜井，长318米。
摘要本设计以在云冈矿收集的资料为基础，以《煤矿开采方法》，《煤矿安全规程》，《采煤概论》，《煤矿地质学》，《通风安全学》，《井巷工程》，《矿山压力与岩层控制》，《毕业设计大纲》和《毕业设计指导书》等资料为依据，进行了采区生产系统的设计。
云冈矿井田内共有3#、9#、15#三层可采煤层，煤层总厚度9.77m，本设计煤层为3#，煤层厚3.78～6.10m，平均厚5.23m，含夹矸1-3层，全区可采厚度变化小，可采性指数为1，厚度变异系数为24.7%，属稳定煤层。
该煤层属灰分低，硫、磷均低，高发热属热稳定性好的无烟煤,顶板岩性为厚层灰黑色的粉砂岩，底板为黑色灰色粉砂岩。
经鉴定本煤层瓦斯含量低，不存在煤与瓦斯（二氧化碳）突出危险性，煤尘无爆炸性，自然倾向性等级为III 级，属不易自燃煤层。
可采储量1904万t。
采区设计生产能力150万t/a,设计服务年限为9.4a。
采区内为单翼开采，且大巷均沿煤层布置，采用带式输送机运输，矿井投产时在采区布置一个综采工作面和一个综掘工作面。
采煤方法为走向长壁后退式采煤法，采煤工艺为综采综放采煤工艺，顶板处理方法为自然跨落法；工作面长180m，每刀进度为0.60m，每日割8刀。
设计年工作日330d，采用“三八”作业制，两个班生产，一个班准备。
第一章矿井概况第一节井田地质特征一、井田位置及交通云冈煤矿位于山西省大同市西北约7km处的寺庄镇云冈村西，地理坐标为北纬35°48′52″～35°52′52″，东经112°47′46″～112°56′36″，为沁水煤田大同矿区王报井田的一部分。
井田东2km处有太（原）～焦（作）电气化铁路穿过，煤矿有9.87km的铁路专用线与太（原）～焦（作）电气化铁路在大同站接轨，煤矿东距长晋公路1.5km，其间有简易公路连通，交通极为方便二、井田地质概况（一）地层根据地表出露和钻孔揭露情况，井田内发育的地层有奥陶系中统峰峰组，石炭系中统本溪组、上统太原组，二迭系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子组，第四系中、上更新统、全新统。
安源煤矿四水平425、325采区设计说明关于上报《安源煤矿四水平4215、3215采区设计说明书》的报告萍乡矿业集团公司：《安源煤矿四水平4215、3215采区设计说明书》已编制完毕，现将文字说明书及其有关图件随文上报，请审批。
特此报告附件：1、安源煤矿四水平4215、3215采区设计说明书一份2、四水平4215采区方案Ⅰ设计图 1：10003、四水平3215采区方案设计图 1：10004、四水平4215采区方案Ⅱ设计图 1：10005、四水平4215、3215采区井上下对照图1：20006、四水平4215、3215采区压茬关系平面图 1：20007、四水平3215采区3215、3214下山皮带道剖面图1：10008、四水平4215、3215采区3213探峒剖面图 1：10009、四水平4215、3215采区A线剖面图 1：100010、四水平4215、3215采区3219剖面图 1：100011、四水平4215、3215采区综合柱状图 1：20012、四水平4215、3215采区水文地质图 1：5000主题词：采区设计说明书报告抄报：萍乡矿业集团公司抄送：集团公司生产处、安全局。
安源煤矿办公室 2009年8月日印发安源煤矿四水平4215、3215采区设计说明书矿长：谭湘赣总工程师：周建祥生产科长：邓应科地质负责：陈文光通风区长：方优胜审核：何金编制：胡德萍日期：2009年7月目录一、四水平4215采区概况及地质情况一、四水平3215采区概况及地质情况三、采煤方法及循环方式四、采区生产能力五、采区巷道布置六、采区生产系统七、主要安全技术措施八、存在的问题及建议九、采区主要经济技术指标安源煤矿四水平4215、3215采区设计说明书一、四水平4215采区概况及地质情况一）、概况㈠、采区位置：本采区位于四水平东翼。
㈡、采区范围：西以勘探线Ⅱ以东140米RF2断层交面线为界，东以3219剖面线为界，上至-200标高，下至-380标高，走向长960米，倾斜宽160～350米，面积约250000平方米。
煤矿采区设计说明书1. 背景随着煤炭行业的发展，煤矿采区设计成为煤炭企业的关键技术之一。
煤矿采区设计是指在满足煤层资源开采要求和安全生产的前提下，合理规划采区范围和煤柱大小，制定相应的采场交通、通风和安全联络等系统，提高采煤安全、经济效益和资源利用率的系统工作。
本文档主要介绍煤矿采区设计的相关内容。
2. 采区设计步骤2.1 煤层地质资料分析在设计采区之前，需要对煤层地质进行分析。
主要需要关注的煤层地质参数有煤层厚度、产煤地质条件、煤的品质等。
同时需要关注煤层及其周围的岩石及构造情况，确定其对采煤的影响程度。
2.2 采区范围及煤柱设计采区范围和煤柱设计是采区设计的核心内容。
采区范围一般由地质条件、采矿技术和经济要求等综合决定。
煤柱设计是为了保证采区的稳定和安全开采。
煤柱大小会直接影响采区内的瓦斯抽采、通风等工作，因此煤柱的选择需根据地质条件、采煤方法、采区压力等因素进行综合分析。
2.3 采场交通设计采场交通设计包括采区入口位置、出口位置、道路设计、采区内移动设备等的设计。
设计合理的采场交通系统能够提高采掘效率，降低劳动强度，保证采煤安全。
2.4 通风设计通风设计是为了保证采区内空气质量的目的。
通风设计具体包括通风策略、布风和排风系统等内容，可以有效地排除采区内的有害气体，保证采区工作人员的安全健康。
2.5 安全联络设计安全联络设计是为了保证采煤作业中的人员和设备安全，以及采掘过程中产生的煤屑、瓦斯等物质的安全处理，主要包括安全出口位置、安全生产岗位设置、安全设施等。
3. 设计注意事项3.1 安全第一在煤矿采区设计中，安全始终是第一位的。
设计人员应严格按照煤矿采掘安全的要求进行设计。
3.2 综合考虑煤矿采区设计需要综合考虑地质条件、采矿技术、采煤经济效益等因素。
设计人员需要依据实际情况，进行理性分析和科学决策。
3.3 良好的交流煤矿采区设计需要与其他部门紧密配合，如采矿、通风、瓦斯安全治理等专业人员，共同制定出一份合理、可行的设计方案。
XXX煤矿老井采区设计方案简易说明书XXXX年XX月XX日前言XXX煤矿位于XXXX，邻近XXXX，属XXX管辖。
矿井相邻XXX交通条件较为方便。
XXX煤矿现有井田面积XXXXkm2，井田内现有可采储量1050万吨，开采深度2050m～1400m，目前，老井位于井田西北边界，根据已经掌握的地质资料，井田中部出现了大面积的无煤区，自然将井田分为东西两个采区，因此，本设计为老井降水平西部采区。
一、编制依据2、在生产实践中收积和积累的资料。
3、2004年5月煤炭科学研究总院重庆分院提交的《煤炭自燃倾向等级鉴定报告表》、《煤尘爆炸性鉴定报告》以及煤样瓦斯放散初速度、煤样坚固性系数煤样吸附瓦斯常数。
4、有关规程、规范要求。
二、设计的指导思想和原则1、以市场为导向，以经济效益为中心，以高产高效为标准，以安全生产为重点，以环保设施及安全设施“三同时”为原则，充分发挥本矿井的资源优势，走滚动发展之路，将资源优势尽快转化为经济优势，尽可能简化地面设施，充分发挥各类技术和管理人员的作用，充分利用本地区的社会协作条件，将本矿井建设成为高产高效、机械化程度较高的现代化矿井。
2、按市场经济的规律进行设计，突出以市场为导向，以经济效益为中心，对市场条件、外部运输条件、竞争条件等进行了认真的调研、分析和研究。
3、根据市场需求确定矿井规模和产品方案，生产行销对路的产品。
4、对矿井的资源条件、现掌握的地质条件进行了深入的分析和研究，根据分析的结论和市场需求确定采区生产能力。
5、按高速、高质、投资少、用人少、滚动发展的模式建设矿井。
6、采用新技术、新设备、新工艺优化设计。
三、推荐方案评述1、开拓方式2、机械化程度老井布置两个回采面达产，一个高档普采工作面，一个炮采工作面；三个掘进工作面，井下煤炭运输采用胶带输送机至地面储煤仓，辅助运输为7t蓄电池机车牵引1t固定式矿车运输。
3、地面生产系统及辅助设施只设必要的地面生产系统和辅助设施，生产系统、辅助生产系统及行政办公区分设三个不同标高的平台上。
昊源煤矿+450中央采区方案设计昊源煤矿位于新疆塔城托里县境内，西距塔城135公里。
西南至托里县75公里东南至克拉玛依91公里，地理坐标:东经84°21′-84°30′，北纬46°08′-46°11′。
矿井始建于1989年，于2002年建成试投产，矿井设计能力为30万吨/年， 2004年生产原煤41.7万吨。
现矿井开采的+600水平中央采区尚剩余储量140万吨左右，可以开采3.4年。
为了保证矿井采区的正常接替，特编制+450中央采区设计。
第一章采区概况及地质特征第一节采区概况采区地表地形西高东低，为侵蚀堆积台地和丘陵，海拔高度+850-+760米，相对高差20-50米，地形坡度平缓。
矿井南缘有铁厂沟河，年平均流量0.24-0.76m3/s。
3-4月份为洪水期，枯水期为2-3月份和7-9月份，气候干旱，多风少雨，冬季严寒，夏季酷热，地表有第四系潜水，埋深一般3-5米，采区开采标高为+600-+450米，开采范围西至Ⅱ勘探线，东至X堪探线向东500米。
该采区上部是六斜采空区和+600中央采区，东翼、西翼、北部是未开采区。
第二节地质特征一、煤系地层该采区煤层分布于侏罗系中统西山窑组中，地质构造简单，为单斜构造，无大断层，煤层呈向北倾斜，煤层倾角在23-47度，可采煤层为B9、B10、B11、B12、B13五层。
煤层结构较复杂，普遍含1—3层（部分地段含有4层）夹矸，夹矸厚0.3—0.7米，由泥岩、碳质泥岩组成。
煤层顶板多以泥岩、粉砂质泥岩为主，煤层底板以泥岩、炭质泥岩为主。
二、煤层和煤质1、B13煤层:B13煤层与B14煤层间距2.0-8.0米,为主要可采煤层、采区内有5个钻孔控制，平均厚3.27米，煤厚尚稳定。
煤层结构简单，仅个别点有0.16米的夹矸。
煤层顶底板以泥岩为主，粉砂质泥岩、泥质粉砂岩次之。
煤层可采系数96%，厚度变导系数11%，属稳定煤层。
2、B12煤层:与B13煤层间距3.0-7.0米，为主要可采煤层，采区内有5个钻孔控制。
前言新驿矿井位于山东省兖州市新驿镇境内，东南距兖州市19km，西北距汶上县城20km，隶属于山东东山矿业有限责任公司，于2004年6月1日建成投产。
矿井设计生产能力为45万吨/年，服务年限为71.6年。
2005年核定生产能力为110万吨/年。
采用一对立井开拓，长壁后退式综合机械化采煤，矿井通风方式为中央并列抽出式通风。
井田东西走向长5～9km，南北宽 5.5～9km，面积约58km2。
井田内共有可采煤层5层，即：3上1、3上2、15上、16、17煤层。
矿井现主要开采3上1和3上2煤层，由于煤质较差，发热量低，影响了市场供求，经济效益明显下滑。
矿决定开采发热量相对较高的16、17煤层，作为3煤层的配采煤层，以提高煤炭发热量并充分利用煤炭资源，提高矿井经济效益。
本次设计的八采区即为16、17煤层的首采区。
一、设计编制的依据1、山东煤炭地质工程勘探研究院编制的《山东省宁阳汶上煤田新驿井田勘探（精查）地质报告》。
2、山东省煤田地质局物探测量队的《山东省新驿井田三维地震勘探报告》。
3、临沂兴宇工程设计有限公司编制的《山东省东山矿业公司新驿煤矿建井地质报告》。
4、济南煤炭工业设计研究院编制的《山东省临沂矿务局新驿矿井初步设计》。
5、新驿煤矿编制的八采区地质说明书。
6、临沂矿务局对新驿煤矿八采区方案设计的批复。
7、国家煤炭工业及有关行业的技术政策以及规程、规范、规定等。
二、设计的主要特点1、八采区采用一对下山开拓，下山位于矿井南翼，轨道下山兼进风，皮带下山兼回风。
下车场标高为－545.0m，上车场标高-430.0m。
2、采区投产时在16煤中布置一个高档炮采对拉工作面，面长180m，工作面位于采区南部、-545m水平大巷以东。
3、采区轨道下山采用JD55调度绞车牵引1t矿车；采区皮带下山采用STJ800/2×125S型皮带。
采区煤炭运输全部采用胶带输送机；辅助运输采用绞车牵引1t矿车。
4、采区泵房三台150D30×6型离心式水泵，配135Kw 电动机；正常时一台工作，一台备用，一台检修，最大时开两台。
××煤业××煤矿采区设计说明书采区设计生产能力：××Mt/a矿长：总工：××煤业年月××煤业××煤矿×采区设计说明书参与设计编制人员目录前言 (2)第一章采区概况及地质特征 (3)第一节采区概况 (3)第二节煤层赋存情况及顶底板特征 (3)第三节采区储量分析 (4)第五节水文地质 (5)第六节其它地质因素 (7)第二章采区方案设计 (7)第一节方案设计 (7)第二节方案比较 (7)第三章采区巷道布置 (8)第一节采区巷道布置 (8)第二节巷道断面及支护 (9)第四章采掘顺序及采煤办法 (9)第一节掘进顺序 (10)第二节回采顺序 (10)第三节采煤方法 (10)第四节采煤工作面装备 (10)第五章采区生产能力及服务年限 (10)第一节采区生产能力 (10)第三节采区服务年限 (13)第六章采区通风安全 (13)第一节通风系统 (13)第二节采区供风量及负压计算 (13)第三节避灾路线 (21)第七章采区排水系统及设备选型 (21)第一节排水系统 (21)第二节排水设备选型 (22)第八章采区供电及装备 (24)第一节供电系统 (24)第二节供电设备选型 (24)第九章运输系统及设备选型 (29)第一节运输系统 (29)第二节设备选型 (29)第十章压风系统 (35)第十一章防尘系统 (35)第十二章供水系统 (35)第十三章防火灌浆系统 (35)第十四章采区通讯系统 (36)第十五章安全监测监控系统 (36)第十六章灾害预防及处理措施 (36)第十七章采区主要技术经济指标 (36)前言主要叙述矿井概况、开拓方式、通风方式、开采状况及本采区设计依据。
第一章采区概况及地质特征第一节采区概况一、采区围：说明采区所在的水平，采区四周边界，采区走向长度、倾斜长度、采区面积、开采上、下限标高。
煤矿采区设计说明书××县××煤矿采区设计说明书××单位二OO×年×月××县××煤矿采区设计工程编号：建设规模：××万t/a 设计单位(盖章)：设计单位负责人：项目负责人：××煤矿(盖章)：矿长：总工程师：二OO×年×月×日参与设计人员名单目录前言 (1)第一章矿井概况 (5)第一节概况 (5)第二节矿井现状 (6)第二章矿井地质 (8)第一节地层 (8)第二节地质构造 (8)第三节煤层、煤质 (9)第四节开采技术条件 (10)第三章采区生产能力及服务年限 (13)第一节水平采区划分 (13)第二节采区储量 (14)第三节生产能力及服务年限 (15)第四章采区布置 (16)第一节采区巷道布置 (16)第二节巷道掘进 (19)第三节采煤方法 (26)第五章通风与安全 (28)第一节概况 (28)第二节通风 (28)第三节通风设施及防止漏风、降低风阻措施 (37)第六章主要设备 (38)第一节提升设备 (38)第二节排水设备 (42)第三节通风设备 (43)第四节压风设备 (46)第七章采区供电 (48)第一节供电方式 (48)第二节电力负荷 (48)第三节采区供电 (50)第四节井下通讯 (50)第八章安全监测监控系统 (52)第九章安全技术措施 (54)第一节瓦斯灾害防治措施 (54)第二节综合防尘措施 (55)第三节消防火措施 (55)第四节水害防治措施 (56)第五节顶板事故防治措施 (56)第六节运输事故防治措施 (58)第七节提升事故防治措施 (59)第八节电气事故防治措施 (64)第九节井下安全监控系统及自救器配备 (65)第十节矿山救护 (66)第十章技术经济 (66)第一节建井工期 (66)第二节劳动定员及劳动生产率 (68)第三节建设投资估算 (70)第四节采区设计主要技术经济指标 (71)附录1、采矿许可证；2、煤炭生产许可证；3、煤矿生产能力复核证书；4、安全生产许可证；5、煤矿矿井瓦斯等级鉴定证书；6、煤层自燃倾向性鉴定报告；7、煤尘爆炸危险性鉴定报告。
湖南理工职业技术学院采区设计说明书指导老师：陈继英实习生：粟慧斌时间：2007年12月目录第一章采区开采范围及地质情况 (2)第二章采区地质、工业和可采储量 (3)第三章采区参数及区段的划分 (4)第四章采区巷道布置 (5)第五章采煤方法及回采工艺 (10)第六章采区生产能力及服务年限 (15)第七章采区生产系统 (17)第八章采区准备方式 (20)第九章安全措施 (21)第十章附图第一章采区的开采范围及地质情况一. 采区的位置及开采范围11采区位于矿井一水平东翼的第一个采区，采区上下边界为＋100～-100m，采区走向长800m。
二. 采区地质构造、岩层、煤层１.地质构造：煤层赋存稳定，地质构造简单，无大的断层，在采区东翼有一条落差为５m的倾斜正断层，对采掘工作造成一定的影响。
２.地层：为石炭统测水组，共含煤4层，仅2煤一层可采，该层煤赋存稳定，煤系地层厚60m左右。
３.煤层：可采煤层一层为２煤，厚度２.２m，倾角２0°，煤层结构简单，无夹砾。
灰分１6﹪，属中灰，含硫1.4﹪，发热量5500大卡，煤的硬度f＜3，属中硬煤，容重1.4t/m3,为无烟煤。
三. 开采技术条件１.直接顶为砂质页岩，厚10m，属Ⅱ类中等稳定；老顶为砂岩，厚８m，属Ⅱ级来压明显；底板为砂质页岩，厚６m，其下为厚３0 m 的石登子灰岩。
２.采区瓦斯，采煤面的瓦斯绝对涌出量为２m3／分，属高瓦斯区，无突出现象。
３.煤层无自然发火倾向，灰分１6﹪，爆炸指数８﹪，无爆炸性。
４.水文条件较为简单，无富含水岩层，也无老窑积水威胁，主要水的来源为采区涌水，其正常涌水量为３0 m3/h，雨季为60m3/h。
5.采区上方地面标高+150 m～+160 m，无大的河流、铁路、公路穿过，也无大村庄。
第二章采区地质、工业和可采储量一. 采区地质、工业和可采储量计算1. 采区地质、工业储量计算Q地 = Q工 = L l M r= 800×585×2.2×1.4= 144 (万吨)式中：Q地、Q工——地质储量和工业储量L——采区煤层走向长ml ——采区倾斜长m l=H = 585 mαsinα——煤层倾角为20°M ——煤层厚度（因煤厚为2.2 m 可采故Q地 = Q工）r——煤的容重2. 采区可采储量计算Q可采 = L l m r c= 800×585×2.2×1.4×0.8= 144×0.8 = 115.2 (万吨)式中：因M = m故取值同上一样c取0.8第三章采区参数及区段的划分一. 采区倾斜长度计算采区倾斜长：l=sinH= 200sin20°= 585 m二. 采煤面斜长的确定1.区段煤柱的确定采区倾角20°，煤厚2.2 m，顶板为属Ⅱ类中等稳定，区段煤柱可留16 m。
2.区段平巷（风巷、机巷和运巷）设计宽2.5 m，高2.2 m。
3.采区最下部阶段隔水煤柱留设27m。
4.采区煤层赋存稳定，地质构造简单，无大的断层，结合湖南矿实际情况，采煤面斜长设计为90 m。
5.采区边界煤柱留设10 m，采区两边各留5 m。
6.采区上山煤柱留设20 m。
三. 区段斜长、标高及区段数目的确定：1. 区段数目的确定：采区斜长585 m，结合湖南矿井的实际情况，采煤面斜长设计90 m，采区划分为5个区段。
2. 区段斜长计算：L斜长= L1 + L2 + 2B= 90 + 16 + 2×2.5= 111 m式中 L1——采煤面斜长mL2——区段煤柱宽 mB ——区段平巷宽 m3. 各区段平巷标高计算：错误！未找到引用源。
第一区段风巷标高为+100,运巷标高:H = L斜长×sin20°= 111×sin20°= 38 mh= 100 – 38 = 62 所以第二区段运巷标高为+62，根据经验取+60。
下面标高计算同上。
错误！未找到引用源。
第二区段运巷标高：+24，取+25；错误！未找到引用源。
第三区段运巷标高为-14，取-15；错误！未找到引用源。
第四区段运巷标高为-52，取-50；错误！未找到引用源。
第五区段机巷标高为-84，取-85。
第四章采区巷道布置一. 采区上山位置、条数、间距、长度、坡度、断面形状及支护方式1. 两套设计方案对比：方案一：布置两条岩石上山，岩石上山布置在稳定的岩层中，有利于巷道的维护，降低维护费用，服务年限较长，但是该采区是中厚煤层，服务年限也不长，因此布置两条岩石上山在经济上是不合算的。
方案二：一煤一岩上山，由于该煤层是中厚煤层，赋存也比较稳定，瓦斯涌出量不高，采煤面的瓦斯绝对涌出量为２m3／分。
一煤一岩不同标高布置使区段主运输和辅助运输系统互相干扰小，同时少掘一条岩石巷道费用低、速度快、联络巷工程量少，生产简单，综上所述，故采用方案二。
2. 采区上山位置、间距、长度、坡度、断面形状及支护方式：错误！未找到引用源。
. 采区运输上山布置在采区的正中心，沿煤掘进，长585m，兼作回风用，坡度同煤层倾角为20°，断面为梯形，宽2.5 m，高2.2 m。
采用20号工字钢金属支架支护。
错误！未找到引用源。
. 采区轨道上山布置在煤上山西侧25m，距煤层底板10 m处，避开上山煤柱下方应力集中区，有利于巷道的维护。
上山长585 m，坡度20°，运输材料兼作进风用。
断面形状为三心拱，宽2.5 m，高2.2 m。
采用锚喷支护。
二. 区段平巷的布置方式、长度及支护方式，联络巷的间距、位置、长度及支护方式：1. 采区平巷采用双巷布置，轨道巷不掘到采区边界，只掘到2处，后段采用沿空掘巷方式掘出下区段的回风巷。
机巷长走向的3395 m，沿顶板掘进，巷道断面形状为不规则梯形，采用20号工字钢金属支架支护。
2处，既266 m处掘一联络巷，每后退2. 轨道巷只掘到机巷的388 m掘一个，共3个联络巷。
巷道宽2m，高2.2m（既煤厚），长16m，端面梯形，采用20号工字钢金属支架支护。
四. 采区上、中、下车场的形式、支护方式及长度：1. 采区上部车场：采用顺向平车场的形式错误！未找到引用源。
停车线长度：L p = n×L m×L hm= 2×2 + 2 = 6m式中：L p——停车线长度n——一钩的矿车数，n=2L m——矿车长度，L m=2mL h m——富裕长度，L hm=2m错误！未找到引用源。
变坡点至绞车房的长度计算：L = L p + L u= 6+10= 16 m式中：L u——安全过卷距离。
L u = 10m错误！未找到引用源。
支护方式：采用锚喷支护。
2.采区中部车场：采用单钩提升绕道式单道起坡甩车场。
采用20号工字钢金属支架支护3.采区下部车场：采用大巷装车式采区下部车场形式。
错误！未找到引用源。
装车线路总长度的计算：L = l1+l2+l3+3l4= 67.5+60+5.5+36= 169（m）式中：l1——空车存车线长度。
l1=l e+nl m+3=4.5+30×2+3=67.5m L e——机车长。
L e = 4.5mn——列车个数。
n = 30l m——矿车长度。
L m= 2m3——制动，安全距离l2——重车线存车长度。
l2 = n×l m = 30×2 = 60ml3——煤仓溜煤闸门至渡线道岔长度。
l3 = l e+0.5l m =5.5ml4——渡线岔道的长度。
l4=12 m错误！未找到引用源。
支护方式：采用锚喷支护。
五. 采区煤仓设计1. 煤仓容量计算：按一个班产量计算Q = Q+ LMbrC0k t= 8 +45×2.2×0.8×0.95×1.5= 113 吨式中：Q —— 煤仓的容量，t ；Q 0—— 防空仓漏风留煤量，取8 t ；L —— 一个班采的斜长，m ；M —— 采高m ；b —— 一次循环进度，m ；r —— 煤的容重，t/ m 3；C 0 —— 工作面采出率；k t —— 同时生产工作面系数， k t =1+0.25n 0;n 0 —— 采区内同时生产的工作面数目。
煤仓体积V =cr Q ⨯ = 8.09.0113⨯ = 140 m 3 式中：Q —— 煤仓的容量，t ；r —— 松散煤的容重，0.9t/ m 3 ；c —— 有效系数，0.9。
2. 煤仓设计为自由降落式垂直煤仓，设在第五区段机巷煤上山处。
该处标高-84，大巷标高-100，有16 m 的垂高，断面形状为圆形，直径4m 。
设计煤仓体积V =底面积×高= 12.56×16= 200.96 m 3 ＞140 m 3 满足要求。
3. 支护方式采用喷射混凝土支护，喷厚150mm 左右。
六. 采区石门和区段石门条数、长度及支护方式采区有进风和回风两石门，进风石门46米，锚喷支护。
区段石门五道石门，长10米。
金属支架支护。
第五章采煤方法及回采工艺一. 采煤方法名称采区工作面采用单一长壁跨落采煤法二. 回采工艺1.采面炮眼布置形式及爆破参数错误！未找到引用源。
炮眼布置形式：采用双排对眼，眼距为1m，上排眼距顶板0.4m,向上仰5°～10°,底眼距底板0.3 m,向底板保持10°～20°,炮眼与煤壁成650的夹角。
炮眼装药量按0.225kg/眼，每次循环布置炮眼176个，每次循环采深0.8m。
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爆破参数表爆破参数表炮眼类别毫秒雷管段数炮眼参数角度装药量联线方式深度（m）筒/眼Kg/眼顶眼1～5 1 65° 1 0.15 串联底眼 5 1 65° 1.5 0.225错误！未找到引用源。
爆破三视图3. 采区支护方式、材料，支护密度计算错误！未找到引用源。
采区的支护方式：采区工作面采用单体液压支柱和∏梁配合使用，因为顶板为Ⅱ类中等稳定，煤质中硬，可采用错梁并列式，无贴帮柱。
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支护密度计算：n =t t R P ⋅η = 30085.02503.1⨯⨯= 1.27 （根/ m 2） 式中：n —— 支护密度P t —— 工作面支护强度， 取1.3×250 KN/ m 2；R t —— 支柱额定工作阻力，取300 KN/棵；η—— 支柱额定工作阻力系数，取0.85。
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支护参数：排距b =0.8 m 柱距a = n b ⋅1=27.18.01⨯=0.8 m∏梁长2.0 m，2梁5柱，主梁3柱，副梁2柱，主副梁距0.2 m，探头长0.2 m。
上下端头2 m，超前一个排距，采用四对八梁支护。
