王岚 200901124067 地采设计说明书

目录

1 矿区选择和开采方法 (3)

1.1矿区选择 (3)

1.2开采方法 (3)

1.2.1开采技术条件 (3)

1.2.2开采方法的确定 (5)

2 矿山年产量、服务年限和工作制度 (5)

2.1矿山年产量 (5)

2.1.1可能的矿山年产量 (5)

2.1.2矿山年产量的选择 (6)

2.2矿山生产能力校核 (6)

2.3矿山服务年限 (10)

2.4工作制度 (10)

3矿床开拓 (10)

3.1开拓系统的选择 (10)

3.1.1垂直矿体走向下盘平硐开拓法+盲竖井联合开拓法 (10)

3.1.2斜井开拓法 (11)

3.1.3开拓方案的确定 (11)

3.2 主井井口位置的确定 (11)

3.3 主井井筒断面的确定 (11)

3.4 提升容器的选择 (12)

3.5主井井筒支护设计 (14)

3.5.1 井筒支护 (14)

3.6风井设计 (14)

3.7阶段高度的确定 (15)

3.8岩石错动角的确定 (15)

4矿山基建工程 (15)

5 采矿 (16)

5.1 采矿方法选择及构成要素 (16)

5.1.1 开采技术条件 (16)

5.1.2 采矿方法选择 (17)

5.2 矿块构成要素 (18)

5.3 底部结构 (18)

6 采准及切割工作 (18)

6.1 采准工作 (18)

浅孔留矿法的采准工作 (18)

上向水平分层充填法的采准工作 (19)

6.2切割工作 (19)

小浅孔留矿法的切割工作 (19)

上向水平分层充填法的切割工作 (19)

7 回采工作 (20)

8 矿柱回采和采空区处理 (20)

9 生产采掘进度计划 (20)

10 采掘设备及采掘材料消耗 (21)

10.1 采掘工程设备 (21)

10.2 采掘工程材料消耗 (22)

11 坑内运输 (22)

12 坑内通风与防尘 (23)

12.1 通风系统和通风方式 (23)

12.2 矿井各工作面需风量 (23)

13矿井防排 (25)

13.1.1 排水系统 (25)

13.1.2 井下排水设施 (25)

13.1.3 水泵房设计 (26)

13.2 变电硐室设计 (27)

参考文献 (27)

设计说明书

1 矿区选择和开采方法

1.1矿区选择

小汉口铜矿床位于F1、F2断层破碎带及其附近，属一典型的中低温热液型矿床。矿床的形成与破碎带关系密切。矿体主要赋存在两断层破碎带角砾岩或下盘灰岩中，有数十个矿体组成，其中Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ号矿体较大。矿区所开采的矿体为急倾斜薄～中厚矿体，本次设计范围内的矿体赋存深度为＋215m～-100m标高。215m以上的矿体经历年的民采，已基本采完。根据设计委托书的要求，本次设计范围为＋215m～-100m水平区段的矿体，在本次设计的范围内共有Ⅰ、Ⅱ和Ⅲ三个矿体，Ⅰ矿体规模较大，Ⅱ和Ⅲ矿体规模较小，本次设计以Ⅰ矿体为主，兼顾Ⅱ和Ⅲ矿体。

本次设计只进行矿山开拓、提升排水、通风等系统设计及矿床开采工艺设计和相应的技术经济分析。

1.2开采方法

1.2.1开采技术条件

（1）岩、矿物理参数

由于小汉口的矿床地质条件与同断裂带上相近并开采过的三宝山矿区大同小异，同时本矿区Ⅰ、Ⅱ号主矿体在+200m标高以上有开采历史，因此矿体及其顶底板围岩物理性能借鉴三宝山矿区资料（表1-1）。

矿体主要产于破碎带中，矿体顶板的破碎带和砂岩结构较为松散，片理发育，较为破碎，且易风化，抗压强度小工程地质条件较差，都需要很好的支护。

全矿区矿石平均品位为0.826%，矿界内表内122b铜矿石量平均品位1.23%，体重为2.709t/m3。

表1-1 小汉口铜矿矿岩、矿物理参数表

岩性物理性质

力学参数（Mpa）

抗拉强度抗压强度抗剪强度

F2上盘砂岩各种力学强度比砂

岩低

0.39～0.98 20.40～43.60 7.6～20

页岩、灰岩破碎带片理发育，具碎张

性，易破碎成块

f＝1.5～2

灰岩下盘角砾状灰岩，多为

方解石脉胶结，力

学性质同灰岩

白云质灰岩：f=8.0

灰岩：f=6.4

抗压强度：P＝62.6～63.0

（2）水文地质条件

区内属低山丘陵地形，东侧陡峻地表岩溶不甚发育。矿区主要含水层是构成矿体底板的嘉陵江组灰岩裂隙—岩溶含水层，和灰岩破碎带及F1断层下盘拖拉断褶带的灰岩角砾岩组成成矿区含水带，次要含水带为砂岩中的裂隙脉状水体，且两者之间无水力联系。裂隙脉状水体受水面积有限，水量小，来源不足，延深不大，与矿体之间有页岩破碎带及混合岩性破碎带隔水体存在，对坑道充水影响不大。虽然嘉陵江组灰岩含裂隙岩溶水，但拖拉断褶带被方解石脉充填和胶结，致使其未形成富水带，仅含微弱裂隙—岩溶水，却相反的形成了含水层的西部相对隔水边界，由于断层带中及F1断层下盘富含泥质、砂质及硅化，影响了碳酸盐的喀斯特化，故含水性及透水性差。同时，该区无地表水体，地下水补给来源主要是大气降水。补给条件简单，水源不足，因而含水微弱或无水。由此可知，含水层与矿体关系较单一，矿区水文地质条件简单。（3）工程地质条件

矿体底板围岩为厚层状灰岩，结构紧密，抗压强度较大，工程地质条件较好。矿层顶板的破碎带和砂岩，结构较松散，片理发育，较为破碎，且易风化，抗压强度小，工程地质条件较差，都需要很好的支护。

此外，矿区范围内可能有相当的溶洞产出，开采时应引起高度重视。

（4）环境地质条件

矿区采用地下开采方式，具有一定的开采史，+200m以上基本采空，井内未发现井壁垮塌、顶板冒落等现象，地表未因采矿产生裂隙、塌陷等不良地质现象。因此矿山地质环境现状较稳定，以往的矿业活动对地质环境的影响程度较轻。

因此，矿区工程地质条件较为简单，水文地质单一，矿山地质环境复杂程度为中等。矿区属地方小型矿山，按矿山地质环境影响评估分级标准是三级。

综上所述，区内矿体底板工程地质条件较好，矿层顶板工程地质条件较差，需要很好的支护。含水层与矿体关系较单一，矿区水文地质条件简单,矿山地质环境复杂程度为中等。

1.2.2开采方法的确定

小汉口矿区设计的矿体分布于26线～32线之间，标高为+215m～-100m范围内的矿体。Ⅰ号矿体沿走向长284m～150m，上宽下窄，向北侧伏，矿体沿倾斜长度为470m～110m，在-300m以上疏干和排水，减小了对开采的压力。矿体底板围岩为厚层状灰岩，结构紧密，抗压强度较大，工程地质条件较好。矿体为急倾斜的薄矿体，埋藏较深，考虑到后续矿体的开发利用，不宜采用露天开采。目前，矿区在+200m以上已基本采空，减小了对地下开采的难度，并且，围岩较稳固，采用地下开采会取得较好的经济效果。

所以，本设计决定采用地下开采的开采方法。

在金属矿床地下开采时，首先把井田划分为阶段，然后再把阶段划分为矿块。矿块即为独立的回采单元。经过对这个矿体的埋藏条件和地质条件的综合分析，初步可以选择胶结充填采矿法和留矿采矿法。通过深入进行调查研究，实事求是地做好各方案的技术经济比较工作，最终确定最优的采矿方法为留矿采矿法。

2 矿山年产量、服务年限和工作制度

2.1矿山年产量

2.1.1可能的矿山年产量

矿山的生产能力是矿山建设的重要问题之一。生产能力确定是否正确直接关系着企业投资与经济效益的好坏。影响着选冶及加工厂的原料供应和国家计划的实施。因此，在确定矿山生产能力时，必须正确和深入进行调查研究，实事求是地做好各方案的技术经济比较工作。

根据开采急倾斜薄矿体的采矿方法和矿区的地形地质资料可以初步选用浅孔留矿法或上向水平分层充填法。根据矿床开采的自然条件和开采的技术经济条件，以及设计要求小汉口矿的可能矿山年产量为10万吨，按每年330个工作日计算，平均生产能力为303t/d。

2.1.2矿山年产量的选择

根据矿山的开采方法及地形地质条件，计算每一阶段范围内的矿山能力和服务年限等等，而且要研究不同开拓系统范围内的矿床特点，勘探可靠程度和远景，通过综合分析，调整各矿区产量分配，根据矿床开采的自然条件和开采的技术经济条件，以及设计要求小汉口铜矿的可能矿山年产量为10万吨。

参照国内外相似矿山的经验，可知采用浅孔留矿法时，矿山矿块生产能力约在50t/d ～70t/d 之间；采用上向水平分层充填法时，矿山矿块生产能力大致为20～50t/d 。

采用浅孔留矿法时设计阶段高度确定为50m ，矿块长度为50m ，宽度为矿体厚度，顶柱厚4m ，底柱高4m ，底部采用电耙漏斗出矿。矿块实际生产能力为70t/d 。本次设计开采规模为303t/d ，即年产原矿10万t 。

采用上向水平分层充填法时设计阶段高度确定为50m ，矿块长度为50m ，宽度为矿体厚度，间柱宽8m ，顶柱厚4m ，底柱高5m ，底部采用电耙漏斗出矿。矿块实际生产能力为矿房生产能力为45（t/d ），矿柱生产能力为35（t/d ）。本次设计开采规模为303t/d ，即年产原矿10万t 。

故当采用浅孔留矿法（不留间柱）时，选取矿房生产能力为70t/d ；当采用上向水平分层充填法时，选取矿房生产能力为45t/d ，矿柱生产能力为35t/d 。

2.2矿山生产能力校核

2.2.1按中段可同时生产的矿块数验算矿山生产能力

本次设计开采的主要是-100m 以上水平的矿体，故本次储量计算是-100m 以上水平的矿体。

计算储量前，需计算各阶段的矿石体积，根据矿石体积与矿石体重的乘积，来计算矿石量。

水平断面法计算矿石体积时，按下列原则选择公式：

当相邻两中段面矿体之间的相对面积S 1、S 2（设 S 1

H )S (S 21

V 21?+=

当相邻两中段面矿体之间的相对面积S 1、S 2（设 S 140%时，

用截锥公式计算：

H

)S S (S 31

V 2121??++=S

当相邻两中段面矿体中有一个无面积时,则需根据矿体面积形式不同,选择楔形公式计

算：

H

S 31

V 1?=

当相邻两中段平面采用中线法编制或时矿体顶板时,采用柱体公式计算：

H S V ?=

通过用水平断面法对矿区储量的计算，得出小汉口铜矿资源储量（见表2-1）。 矿体的储量如表2-1所示：

表2-1 水平断面法确定矿体储量表

中段水平 面积（m 2

） 走向长度（m ） +215m 503.41 136.49 150m 977.90 316.97 +100m 941.47 246.65 +50m 746.89 158.81 0m 304.82 105.31 -50m 453.81 100.41 -100m

530.78

92.12

表2-2 水平断面法确定矿体储量表

中段范围

面积 （m 2

） 体积（m 3

）

矿石体重（t/m 3） 矿石量（万t ）

503.41 / 2.709 150～215m 977.90 62969.42 2.709 17.058 100m ～150m 941.47 47984.25 2.709 12.999 50m ～100m 746.89

42209 2.709 11.434 0m ～-50m 304.82 25480.91 2.709 6.903 -50~0m 453.81 18830.80 2.709 5.101 -100~-50m 530.78 24614.75 2.709

6,668 合计

222089.13

60.164

计算可布置的矿块数，根据采矿设计手册（地下开采卷）公式2-1-1：

γ

Lh Q m =

式中，m =折算厚度，m ；

Q =阶段（分段）矿量，t ； L =矿体走向长度，m ； h =阶段（分段）高度，ｍ； γ=矿石体重，t/m 3。

采用留矿法和上向水平分层充填法是的阶段高度都取为50m 。则，代入数据得到各段的折算厚度：

215m ～150m ： m=170580/（226.73*65*2.709）=4.29m ； 150m ～100m ： m=129990/（281.81*50*2.709）=3.41m ； 50m ～100m ： m=114340（202.75*50*2.709）=4.16m ； 50m ～0m ： m=69030/（132.06*50*2.709）=3.86m ； 0m ～-50m ： m=51010/（102.86*50*2.709） =3.66m ； -50m ～-100m ： m=66680/（96.265*50*2.709） =5.11m ；

（1）采用留矿法时阶段高度确定为50m ，矿块长度为50m ，宽度为矿体厚度。 则各阶段可布置矿块数N ：

215m ～150m ： N 2= Q/（l *m *h *γ）=170580/（50*4.29*50*2.709）=5.87 150m ～100m ：N 3= Q/（l *m *h *γ）=129990/（50*3.41*50*2.709）=5.62 100m ～50m ：N 4= Q/（l *m *h *γ）=114340/（50*4.16*50*2.709）=4.06 50m ～0m ： N 5= Q/（l *m *h *γ）=69030/（50*3.86*50*2.709）=2.64 0m ～-50m ： N 6= Q/（l *m *h *γ）=51010/（50*3.66*50*2.709）=2.05 -50m ～-100m ：N 7= Q/（l *m *h *γ）=66680/（50*5.11*50*2.709）=1.93

各阶段可布置矿块数最大为6，最小为2，故可以考虑同时开采两个阶段，考虑到采准、切割、回采的时间及上下两个阶段两个矿块之间的空间错位关系，可以确定两个阶段同时可布置矿块数为10。

计算矿山年生产能力。根据采矿设计手册（地下开采卷）公式2-1-2：

)

1()(2211Z KEt q N q N A -+=

其中：

A －矿石年产量，t/a;

N 1－同时回采的可布矿房数； N 2－同时回采的可布矿柱数；

q 1－矿房生产能力50t/d-70t/d ，取为70t/d ； q 2－矿柱生产能力，此矿山为0；

K －矿块利用系数0.33-0.40，此矿山取0.40； E －地质影响系数0.7-1.0，此矿山取0.9； Z －副产矿石率，此矿山取20%； t －年工作天数，此矿山为330天。 代入数据计算可得生产能力为

A=(10*70+0)*0.40*0.9*330/(1-0.2)=103950t 103950t>100000t ，故生产能力满足要求。

（2）采用上向水平分层充填法时阶段高度确定为50m ，矿块长度为50m ，宽度为矿体厚度，间柱宽8m 。则各阶段可布置矿块数N 同上留矿法：

各阶段可布置矿块数最大为6，最小为2，故可以考虑同时开采两个阶段，考虑到采准、切割、回采的时间及上下两个阶段两个矿块之间的空间错位关系，可以确定两个阶段同时可布置矿块数为10。

计算矿山年生产能力。根据手册公式2-1-2：

)

1()(2211Z KEt q N q N A -+=

其中：

A －矿石年产量，t/a;

N 1－同时回采的可布矿房数； N 2－同时回采的可布矿柱数； q 1－矿房生产能力，取为45t/d ； q 2－矿柱生产能力，此矿山为35t/d ； K －矿块利用系数，此矿山取0.40； E －地质影响系数0.7-1.0，此矿山取0.9； Z －副产矿石率，此矿山取10%； t －年工作天数，此矿山为330天。 代入数据计算可得生产能力为

A=(10*45+10*35)*0.40*0.9*330/(1-0.10)=105600t

105600t>100000t ，故生产能力满足要求。故取N1=10, N2=10。

2.3矿山服务年限

在井田范围已定的条件下，矿床的工业储量是已定的，而服务年限则是随着矿井的

生产能力的变化而不同的。矿床的生产能力和矿井的服务年限之间满足如下式所列关系

矿山的服务年限公式：

)1(r A QK

T -=

式中，A ——矿井的生产能力，t/a ，设计为 100000t/a ； Q ——矿床的工业储量，t ，工业储量为60.164万t ； T ——矿井的服务年限，a ；

K ——矿石总回采率，%，设计取为85%； r ——废石总混入率，%，设计取为10%。 ；

代入表2-1中数据计算可得

T=60.164*0.85/10*0.9=5.68年 故矿山的服务年限为6年。

2.4工作制度

矿山年工作日为330天，每天3班生产，每班每天工作8小时。

3矿床开拓

3.1开拓系统的选择

为了开采地下的矿体，须从地面掘进一系列巷道通达矿体，使之形成提升、运输、通风、排水、以及动力供应等完整系统，这一系统即构成了矿床开拓系统。 3.1.1垂直矿体走向下盘平硐开拓法+盲竖井联合开拓法

由于设计范围是+215m ～-100m 标高范围内的矿体，该矿区有一部分矿体是位于地平面以上，因此可以选择优点较多的平硐开拓方法，另外再配合盲竖井可以缩短所需掘进的石门的长度，极大地减少基建的工程量，从而极大限度地提高矿山整体的经济效益。

3.1.2斜井开拓法

由于矿体有一部分是埋藏在地平面以下，并且矿体的埋藏深度是比较浅，因此也可以考虑选择斜井开拓法，另外，根据矿体范围大，厚度小，矿量少且服务年限短的条件，矿井急需在短期投产，矿体分布不均匀的条件，可以优先选用脉内斜井开拓法。

3.1.3开拓方案的确定

以上的垂直矿体走向的下盘平硐开拓法+盲竖井联合开拓法和斜井开拓法是被初步选定的两种方案，对小汉口矿的矿体地质条件进行具体地分析，不难发现，由于斜井开拓法一般是比较适合于开采倾斜或缓倾斜的矿体，而小汉口矿是属于急倾斜的矿体，因此，斜井开拓法相对于垂直矿体走向的下盘平硐开拓法+盲竖井联合开拓法而言，它的缺点比较明显，经过最后的综合分析，确定该矿的开拓方法选定为垂直矿体走向的下盘平硐开拓+盲竖井联合开拓法。

3.2 主井井口位置的确定

主要开拓井巷是矿山生产的咽喉，特别是主井井口位置的确定关系到整个矿山的经济效益。井口附近是各种生产服务设施的工业场地，因此，主井井口位置的确定不但要考虑矿床地质和岩层移动范围等因素的综合影响，还要考虑井下最小运输功的要求。综合各种因素的影响，将主井的位置布置在整个矿体的中央，主井的具体位置可以参照开拓系统的横剖面图和纵剖面图。

根据矿体围岩错动角，主井布置在围岩错动圈外20m以外的地方，以保证井筒不受破坏，为了防止地面洪水灌入井下，井口标高一定要高出地面历年最高洪水位5米以上，主井位于矿体上盘，井筒中心坐标为：X=52077.12， Y=58494.91，最高井口标高为：Z=+260m，井底标高为：Z=－110m。

3.3 主井井筒断面的确定

由于在相同的断面面积的情况下圆形的断面抗拉抗压应力的能力都比其它形状的断面要强很多，而且圆形的井筒断面不易发生应力的集中，使用的年限比较长，因此，主井井筒断面的形状确定为圆形。在井筒里还要布置提升容器和梯子间等各种必要的提升和保险

设施。井筒断面的净直径为Φ3.5m 。井筒里设有梯子间，梯子的宽度为0.5米左右（不小于0.4米），井筒的直径参考已有矿山的设计事例，一般为3000~5000mm ，由于次矿山为小型矿山，设有梯子间，取立井井筒的直径为3500mm 。

3.4 提升容器的选择

小汉口矿属于小型的矿山，它的年产量也比较小，因此这里选择的提升容器为罐笼提升，由于单罐笼提升就可以满足矿山生产能力的要求，在这里就选择单罐笼作为提升容器，同时对应的井底车场为尽头式井底车场。

(1) 提升容器的小时提升量，可由采矿设计手册（机械卷）公式1-6-1得式中 ——小时提升量，t/h:

s r t t CA

=

s A

式中，As —小时提升量，t/h;

C —提升不均均衡系数，罐笼提升取1.2; A —年提升量,t/a; tr —年工作日，d/a ；

ts —日工作小时数，罐笼提升时取16.5h/d 。

所以

s r t t CA =

s A

=1.2*10*10000/(330*16.5)=22.04t/h

H v '=5.0~3.0

(2)加权平均提升高度：

n

n

n Q Q Q Q Q H Q H H ++++++=

' 212211H

式中，H1、Q1—分别为第一阶段提升高度和阶段矿量；

Hn 、Qn —分别为第n 阶段提升高度和阶段矿量；

所以

n

n

n Q Q Q Q Q H Q H H ++++++=

' 212211H

=(17.058*65+12.999*115+11.434*165+6.903*215+5.101*265+6.668*3

15)/ 60.164=156.69m 根据安全要求：

(3)一次提升量：单容器,有采矿设计手册机械卷公式1-6-7

()

'1'1800As

V K H Cm μθ

γ=

++

式中，V ˊ—容器的容积，m3；

μ—箕斗在曲轨上爬行的附加时间，取10s; Cm —装满系数，取0.9； γ—松散矿石密度，取1.69t/m3; θ—休止时间；30s K1—系数，取2.665。

所以

V ˊ=0.59 m3

所以采用罐笼提升时配用的矿车选用车厢容积大于0.57 m3，查采矿设计手

册矿山机械卷表1-1-9选用矿车的型号为YFC0.7-6，车箱容积为0.7 m3，最大装载量为1750kg ，轨距为600mm ，外形尺寸为1650m m ×980mm ×1200mm 。查手册表1-6-3选用型号为YJGS-2.2-1的罐笼。罐笼平面尺寸为2200mm×1350mm ，最大装载量4.2t ，

罐笼质量3.8t ，钢绳终端悬挂质量78.46t ，可乘人数15人，下放大件为东风-2型装岩机。

井筒提升采用立井单绳罐笼，罐笼的规格为：

型号

矿车型号和数目 外型尺寸mm

罐笼自重/t

允许人数

长度宽度

YJGS-2.2-1YFC0.7-62200 1350 3.8 15

3.5主井井筒支护设计

3.5.1 井筒支护

主井由井颈与井筒组成。井颈设计分为三段，井颈每段高度为2～6m，最上面一段一定要在冻结线以下，最下面一段一定要建在基岩以下2～3m处。

上段厚度一般为1～1.5m，中段为0.6～0.9m，下段为0.4～0.7m；主井所在位置围岩较稳固，矿上服务年限短，参照国内外其它矿山，确定井筒支护为喷射混凝土支护，壁厚为300mm。

根据该矿区地质条件，井颈段长度设计为15m。上段台阶壁厚1m，中段为0.6m，下段为0.4m。

因为整个矿区地质条件都不是很好，井筒所处的下盘裂隙节理较发育，而主井作为提升矿石和上下人员以及井筒，是联系地面和井下的出入口，需要做好支护工作，所以采用锚喷支护，支护厚度为100mm，混凝土配合比为：水泥：砂：石子=1：2：2，水灰比为0.4～0.5。

3.6风井设计

依据岩石移动角，为保证风井的安全，确保矿井在服务年限内的通风和良好的作业条件，并考虑到矿山开采的远景，确定风井采用圆形断面竖井，风井井口中心坐标为X=52316.83、Y=58379.69、Z=+245考虑到矿体开采到最低水平后可移通过天井与上阶段回风巷道相同，可以将风井仅开拓到-100m水平。

风井作为污风出口，与主井形成统一的通风系统，风井内不设提升设备，仅作为回风用的井筒，根据内设梯子间的要求，为了便于施工方便，确定风井的净断面直径为3.0m。

根据设计采用的对角式开拓系统，风井布置在矿体下盘，将风井井颈设计为深度为15m，厚度为0.7m。对风井井筒采用喷射混凝土支护，支护厚度为100mm。混凝土配合比为：水泥：砂：石子=1：2：2，水灰比为0.4～0.5。

3.7阶段高度的确定

阶段高度的确定受诸多因素影响，我国现行矿山急倾斜矿床阶段高度一般为40~60m，考虑到小汉口矿区矿体为急倾斜矿体，该矿体很薄，另外增大阶段高度，可使回采矿柱所造成的损失和贫化相对减少，也可以减少阶段矿量，使开拓，采准，切割量相对减少，考虑到这些因素，取段高为50米。

3.8岩石错动角的确定

岩石错动角指在移动主断面上临界便性质的和采空区边界的连线与水平线之间在采空区外侧的夹角，一般用类比法来确定岩石的错动角，在这里，根据该矿体的综合地质条件经过类比和查表得出矿体岩石错动角为70-75度。

由于小汉口矿矿体为急倾斜，矿体的倾角为77°～88°；矿体底板围岩为厚层状灰岩，结构紧密，抗压强度较大，工程地质条件较好。矿层顶板的破碎带和砂岩，结构较松散，片理发育，较为破碎，且易风化，抗压强度小，工程地质条件较差，都需要很好的支护。采用类比法，最终确定的岩层错动角，上盘为75°，下盘为75°，沿走向错动角为75°。

4矿山基建工程

开拓工程量见表4-1。

表4-1 基建工程量表

序号项目

断面规格

长度

（m）

支护

方式

支护

率

净断面

（m2）

掘进断面

（m2）

1 主井井颈9.6

2 19.50 15 混凝土100%

2 主井井筒9.62 10.74 370 锚喷支护100%

3 风井井颈7.07 12.5615 混凝土100%

4 风井井筒7.07 8.04 34

5 锚喷支护100%

7 150m水平运输大巷12.26 13.88 340.85 喷射混凝土100%

8 150m水平风井石门12.26 13.88 113.2 喷射混凝土100%

20 -100m水平水仓 4 9.68 200 喷射混凝土100%

21 -100m水平水泵房14.27 16.08 20 喷射混凝土100%

22 -100m水平变电硐室11.34 13.72 15 喷射混凝土100%

5 采矿

5.1 采矿方法选择及构成要素

5.1.1 开采技术条件

Ⅰ号矿体矿体走向约300°～350°，倾向SE，倾角77°～88°，矿体沿走向长284m～150m，上宽下窄，向北侧伏，矿体沿倾斜长度470m～110m；Ⅱ号矿体矿体走向约350°，倾向SE，倾角72°～88°，矿体沿走向长为100m～76m，上宽下窄，向北略有侧伏，矿体沿倾斜长度为408m～170m；Ⅲ号矿体矿体走向近于南北向，倾向西倾角78°～80°，一般产状变化不大，矿体沿走向长为180m～70m，上宽下窄，矿体沿倾斜长度为470m～135m。

矿体底板围岩为厚层状灰岩，结构紧密，抗压强度较大，工程地质条件较好。矿层顶板的破碎带和砂岩，结构较松散，片理发育，较为破碎，且易风化，抗压强度小，工程

地质条件较差，都需要很好的支护。此外，矿区范围内可能有相当的溶洞产出，开采时应引起高度重视。

5.1.2 采矿方法选择

根据开采急倾斜薄矿体的采矿方法,和矿区的地形地质资料可以采用留矿法和上向水平分层充填法。

参照国内外相似矿山的经验，采用留矿法时设计阶段高度确定为50m，矿块长度为50m，宽度为矿体厚度，顶柱厚4m，底柱高4m，底部采用电耙漏斗出矿。矿块实际生产能力为70（t/d）。

采用上向水平分层充填法时设计阶段高度确定为50m，矿块长度为50m，宽度为矿体厚度，间柱宽8m，顶柱厚4m，底柱高5m，底部采用电耙漏斗出矿。矿块实际生产能力为矿房生产能力为45（t/d），矿柱生产能力为35（t/d）。

这两种采矿方法的主要技术指标比较见表5-2。

表5-2 采矿方法主要技术指标

序号指标名称单位薄矿体浅孔留矿法水平分层充填法

1 采场生产能力t/d 70 45

2 采矿掌子面工效t 12.5 9.8

3 采切比m/kt 16.59 15.4

4 损失率％ 6.

5 5.1

5 贫化率％15 6.5

6 同时回采矿块数个 5 5

7 优点1.生产工艺简单，管理方便；

2.采场结构简单、采准工程量

较小，采矿成本较低；

3.劳动强度相对较低。

1.采矿回收率高；

2.回采作业安全；

3.地表不沉陷。

8 缺点1.回收率相对较低；

2.坑木消耗较大

1.采矿工艺复杂；

2.劳动生产率低,回采

成本高；

3.劳动强度大

该矿系小型矿山，故采场工作面工人劳动生产率对该矿不是十分重要的问题。铜矿石的品位对企业的经济效益关系较大，因此损失贫化指标对该矿床较为重要。综上所述，虽然胶结填充采矿法的成本比较高，工人劳动生产率较低一些，但是与留矿法相比，矿石损

失率和贫化率较低，作业更安全，对于维护围岩，防止发生大规模的岩层移动，减缓地表下沉，都有显著的作用。因此最终选取胶结充填采矿法。

5.2 矿块构成要素

采用留矿法时，矿块沿走向布置，阶段高度确定为50m，矿块长度为50m，宽度为矿体厚度，间柱宽6m，顶柱厚4m，底柱高4m，矿块之间靠天井的横撑支柱隔开。

采用上向水平分层充填法时，矿块沿走向布置，阶段高度确定为50m，矿块长度为50m，宽度为矿体厚度，间柱宽为8m，顶柱厚4m，底柱高5m。

5.3 底部结构

底部采用漏斗自重放矿底部结构，漏斗间距5m左右。

6 采准及切割工作

6.1 采准工作

浅孔留矿法的采准工作

采准工作主要是掘进阶段运输巷道、先进天井（作为行人通风之用）、联络道、拉底巷道、漏斗颈等。

由于矿体很薄，阶段运输大巷布置在脉外，巷道采用0.3%的坡度，以利排水。采用漏斗放矿，矿石经卸矿口装入矿车。矿块采准工程量见表6-1。

表6-1 矿块采准工程量计算表

序号采准工程项目长度

（m）

数量

（条）

断面规格

（m×m）

脉内长度

（m）

全长

（m）

1 阶段运输巷道50 1 3.2×3 300 300

2 人行通风天井50 2 3×2.8 100 100

3 联络道16 10 2×2 120 120

4 拉底平巷44 1 3×2.8 40 40

矿块地质矿量＝50×50 ×3.15×2.709＝21333.4(t)

千吨采切比 K＝16.59(m/kt)

上向水平分层充填法的采准工作

采准工作主要是掘进阶段运输大巷、人行通风天井、充填天井、及放矿漏斗等。在矿房中央，一个矿房设置一个充填井。人行通风天井和溜矿井采用顺路架设，人行天井兼作滤水井。由于矿体很薄，可以直接用阶段水平运输大巷代替阶段运输平巷，阶段运输大巷布置在脉内。采用漏斗放矿，矿石经卸矿口装入矿车。矿块采准工程量见表6-2。

表6-2 矿块采准工程量计算表

序号采准工程项目

长度

（m）

数量

（条）

断面规格

（m×m）

脉内长度

（m）

全长

（m）

1 阶段沿脉运输巷50 1 3.2×3 300 300

2 人行通风天井50 2 3×2.8 100 100

3 充填天井50 10 3×2.8 120 120

3 拉底平巷4

4 1 3×2.8 40 40

矿块地质矿量＝50m×50 m×3.15m×2.709＝21333.4 (t)

千吨采切比 K＝15.4(m/kt)

6.2切割工作

小浅孔留矿法的切割工作

切割工作包括拉底劈漏，形成放矿通道，掘进拉底巷道，形成拉底空间，为回采工作开辟自由面，并为爆破创造有利条件。首先，从拉底巷道的顶板每隔5m左右向上掘漏斗颈，安装木漏斗和放矿闸门，然后将漏斗颈扩大成漏斗，并形成拉底层，拉底高度为2m，宽度即矿块厚度。在条件许可时，矿房切割与漏斗颈扩大成漏斗可同时完成，为回采创造基本的条件。

上向水平分层充填法的切割工作

在底柱上部掘进拉低巷道，并以此为自由面扩大至矿房边界，形成拉低空间，再向上

挑顶3m，并将崩落的矿石经溜井放出。形成5m高的拉低空间，即可浇灌钢筋混泥土底板。。

7 回采工作

留矿法回采工作包括了凿岩、爆破、通风、局部放矿、撬顶平场、大量放矿等。开采时矿石较稳固，采用上向炮孔，可采用梯段工作面打孔，梯段工作面长度为10～15；炮孔排列形式根据矿脉厚度和矿岩分离的难易程度确定，因为矿体平均厚度为3.15m，采用交错排列布置炮孔；爆破采用2#岩石炸药，用导火线点燃火雷管起爆；工作面通风的风量应满足排尘和排除矿烟的需要，在采掘工作面空气的含氧量不得少于20%，风速不得低于0.15m/s，矿房的通风系统是由主井进入新鲜空气，通过矿房工作面由下风流天井排到上部回风巷道；每次采下的矿石靠自重防除三分之一左右，其余暂留在矿房中作继续上采的工作台，然后撬顶平场矿房回采完毕后，暂留在矿房中的矿石通过底部漏斗再大量放出，用电耙出矿。

8 矿柱回采和采空区处理

矿块采完后留下了大量的矿柱，铜矿的价值较高，矿房回采完后要及时回采顶底柱。矿房间隔回采，这时可以及时封闭该采场，构筑隔墙，采用废石和尾沙，对矿房进行充填。由于不留矿柱，回采矿房时主要依靠天井的横撑支撑，或者相邻没有开采的矿块。采空区充填完后对顶底柱进行回采，充填后的采空区，可以防止围岩冒落，和地表岩石的塌陷。

9 生产采掘进度计划

该矿设计年产量为10万t/a，必须保证能同时进行采矿和大量放矿生产作业，因此相应的采场准备、凿岩爆破、切割、矿石运输、通风、顶板覆盖岩层的形成等工序都必须达到设计生产能力的需要。根据采掘工程量计算，生产采掘进度计划见表8-1。

表9-1 生产采掘进度计划表

时间项目

时间

（月）

进度计划（月）

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12

脉外运输 1.0

顺层钻孔设计说明

顺层钻孔设计说明 第10条采掘工作面瓦斯抽采设计内容应包括：捌柒陆伍肆叁贰壹 ㈠、设计说明书 1、工作面概况 工作面要素：走向长、倾斜长、煤厚、容重、煤炭储量、标高、倾角、埋深等。 地质构造情况：断层、褶曲、夹矸情况、软分层厚度、薄煤带等分布情况。 通风、瓦斯情况：工作面配风量、瓦斯浓度、瓦斯涌出量、原始瓦斯含量或原始瓦斯压力，瓦斯储量，煤层透气性系数、百米钻孔流量等。 四邻开采情况。 支护情况：支护形式、支护材料、设计断面等。 2、瓦斯抽采方法 瓦斯抽采方法可选择：穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯、穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯、顺层钻孔或穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯、浅孔卸压抽采、上隅角埋管抽采、高位抽采等。 3、工作面瓦斯抽采半径确定。 瓦斯抽采钻孔的间距根据该地区瓦斯抽采影响半径确定，没有瓦斯抽采影响半径的应进行测定，未进行测定前，

焦作矿区可以参照表1数据选择： 1 表1 瓦斯抽采影响半径 煤层透气性系数钻孔直径 75 ～ 150 抽采影响半径 30d 60d 90d 120d 180d 4、钻孔设计参数：钻孔布臵方式、钻孔位臵、钻孔倾角、方位角、孔径、孔长、孔间距、总孔数、总孔长、钻孔施工工期、吨煤钻孔量等。 5、钻孔施工组织管理、施工设备与进度计划，有效抽采时间、抽采量、抽采率、预期效果、抽采达标时间等。 6、抽采管路的选择及铺设管路的选择及铺设 抽采管路附属装臵及设施安装要求 计量测点布臵：应满足瓦斯抽采达标评价的需要。 7、钻孔的封孔与连接 封孔工艺：封孔方式、封孔结构、封孔设备、封孔材料、封孔长度、材料配比、封孔管直径、封孔技术要求等。封孔深度根据巷道卸压带宽度确定。 钻孔连接方式、观测孔、阀门安设位臵等。 8、钻孔施工要求及安全技术措施㈡、抽采钻孔设计图 1、钻孔设计图以地测部门提供的采掘工程平面图为底图，标 2 明地质构造带、突出点等内容。

采场单体设计说明书

招金北疆矿业有限公司 二矿区+369m水平采场作业规程 9M277采场 2016年1月9日

二矿区九中段（+369米水平）9M277采场施工作业规程 编写单位：生产部一、块段地质概况： 1、块段范围 9M277采场位于M2号脉矿体+369米~ +410米中段的77~79号勘探线之间，走向长度33米，垂直高度39米。 2、块段地质特征 1）、岩性： 该块段矿体侵入岩主要是中性—中基性岩脉，主要为闪长玢岩和细晶闪长岩。闪长玢岩脉主要为灰色、深灰绿色、斑状、似斑状的一组闪长岩岩脉，主要分布在矿体的下盘，一般厚1-4米。细晶闪长岩形成于闪长玢岩之后，主要为灰绿色、深灰绿色，细晶、微晶、粗晶结构的一组闪长岩岩脉，其中以细晶结构为主，该组岩脉主要分布在矿体上盘，一般厚度0.5-2米。 上述两组岩脉普遍具分支现象，岩脉产状一般在310°-350°∠60°-80°之间。 2）、构造： 矿床内主体构造是以北西向小褶皱和北东向压扭性、张扭性断裂为主。北西向褶皱走向近330°，自东向西依次为阔个沙也向斜，包古图河背斜，包古图河向斜。褶皱两翼地层基本对称，且产状较陡，褶皱向南侧伏。 北东向压扭性、张扭性断裂是以一系列走向北东，倾向北西，倾角在60°－80°之间的断裂组成，并以岩脉充填为特征，该组断裂规模大，横贯全区，断裂面较平直，近于平行排列。北东向的张性（伴有张扭性特征）断裂是本矿床的主要成矿构造，但断裂规模小，断裂面不平直，并受向斜控制，倾向北西，倾角78°-80°左右。以充填石英细脉一网脉为特征。 成矿后构造主要是北西向和北北东向断裂，断裂规模小，产状陡。 3）、矿体特征： 该段矿脉在平面上呈北东东向的含金石英脉，形态主要为脉状、网脉状，常呈舒缓波状。平均厚度0.38m，平均品位2.53g/t。上下盘细网脉发育，表现为张性构造特征。 4）、矿石特征：大部分金分布在黄铁矿、毒砂和脉石中。黄铁矿、毒砂矿物中的金以次显微细分散的形式存在，脉石中的金主要以细－显微自然金的形式存在。 3、块段勘探手段及现状 该块段在+410m中段及+369m中段的77—79号勘探线均施工了地探工程，工程

一份综采工作面供电设计说明书

842综采工作面供电设计说明书 一、工作面概述 842综采工作面是西四采区8层煤的一个综采工作面，总安装长度635米，其中切眼长145米，机巷长400米，溜斜长90米。工作面支护选用ZY3800/13/28型综采支架，采煤机选用MWG-300/700WD型，工作面车选用SGZ-764/2×315型。机巷安装SDJ-150P型皮带机一台、溜斜安装SGB-80T 型刮板机一台、转载机使用SZZ-764/160 型以及WRB-400/31.5型乳化泵站、通讯控制采用KTC-2 型。移变、乳化泵站、工作面设备控制开关设备集中安设在联巷设备硐室，这样可便于检修和管理，供电电源来自西四上部变电所。 二、移变容量计算 1、设备负荷统计 根据设备选型，负荷统计结果如下： 本系统供电设备额定功率之和为： ∑P=700＋160＋250＋110＋2×315＋2×75＋2×55＋2×55=2220KW 2、移变容量计算与选择 采区供电一般采用需用系数法，因自移支架且设备按一定顺序起动，故需

用系数为： 589.02220 700 6.04.06.04.0max =?+=∑? +=e X P P K 查表综采面加权平均功率因数cos Ψdj 取0.7。 因此移变容量计算为： KVA P K S dj e X B 97.18677 .02220589.0cos =?=ψ∑?= 2、移变选择： 根据以上计算，选用两台移变负责该面供电，1140V 系统采用一台KSGZY-800/6型矿用移动变电站分别对转载机、破碎机、机巷刮板机、机巷皮带、溜斜刮板机进行供电。3300V 系统采用一台KSGZY-1600/6型矿用移动变电站对工作面输送机、乳化泵、采煤机进行供电。 容量验算如下： 1#移变KSGZY-800/6型(6/1.14KV)： 设备总功率：∑Pe=640KW 查表K X 取0.5，cosP dj 取0.7 故移变容量计算为：KVA P K S dj e X B 14.4577 .0640 5.0cos =?=ψ∑?= 因S B 457.14KV A ＜Se=800KV A ，该移变选择符合要求。 2#移变KSGZY-1600/6型(6/3.3KV): 需用系数：666.01580 700 6.04.06.04.0max =?+=∑? +=e X P P K 设备总功率：∑P =700＋250＋2×315=1580KW 故移变容量为 KVA P K S dj e X B 86.15027 .01580 666.0cos =?=ψ∑?=

12601本煤层抽放钻孔设计说明书

12601工作面本煤层抽放钻孔 设计说明书 编制单位：通防部 编制人： 编制时间：二〇一三年四月

12601工作面本煤层抽放钻孔 设计说明书 一、编制依据 《防治煤与瓦斯突出规定》 《糯东煤矿2012年26煤层采掘计划图》 二、12601工作面概况 1、工作面基本情况 12601工作面总储量44.59万吨，其中运输顺槽设计长度504m （平距），回风顺槽设计长度503m（平距），巷道沿26#煤顶板掘进。 2、煤(岩)层赋存情况及顶底板岩性 26煤层：26煤平均厚度4.0米，夹矸0-3层泥岩或炭质泥岩，老顶为平均厚度41.56米的泥质粉砂岩，含菱铁质结核或黄铁矿结核，中部时常变相为细砂岩或粉砂岩，底板为泥质粉砂岩及石灰岩。26煤上距25煤13～21m，平均15m左右。 3、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数瓦斯、煤尘情况 1）瓦斯：本矿井为煤与瓦斯突出矿井，该区域瓦斯绝对涌出量2.25m3/min。 2）CO2：本矿井该区域CO2涌出量0.08m3/min。 3）煤尘：经国家安全生产重庆矿用设备检测检验中心鉴定该煤层无煤尘爆炸性。 4）煤尘自燃发火的倾向性：依据GB/T217-1996《煤的真相对密度测定方法》、GB/C20104-2006《煤自燃倾向性色谱吸氧鉴定法》所检样品煤层无自然倾向性。

三、抽放瓦斯的必要性 26号煤层从未进行过突出危险性鉴定，在煤层采掘过程中，存在动力现象，主要表现为：打钻喷孔、效检指标超标、炮后瓦斯偏高等情况，根据井下实测瓦斯含量数据，该煤层最大瓦斯含量为 12.5m3/t，已经达到突出煤层的指标范围，所以在26号煤层生产作业中一直按突出煤层进行管理。根据《煤矿安全规程》第145条规定，“开采有煤与瓦斯突出危险煤层的，必须建立地面永久瓦斯抽放系统或井下临时抽放系统”，因此12601采面必须执行瓦斯抽放。 四、抽采钻孔设计 1、工作面运输、回风顺槽掘进期间，由防突队同时向回采区域施工本煤层抽放钻孔，钻孔抽放半径1.5m，孔深80m，上下巷相对施工，钻孔搭接10m，采用平行钻孔方式布置。12601运输顺槽共布置钻孔176个，工程量14080m；12601回风顺槽布置钻孔176个，工程量14080m；切眼内布置钻孔46个，工程量2760m；总工程量为30920m。

采场爆破设计说明书

采场爆破设计说明书 编制人： 安全员审核： 车间主任审批： 矿山车间 二零零九年

采场爆破设计说明书 一、采场概况、环境及技术要求 元宝山石灰石矿床随着70年的开采延深，采场由上部山坡露天矿已转为深凹露天矿。采准工作面由矿体中间沿走向南北推进，周边村庄均在警戒范围以外。但在采场南端爆破作业时可能涉及与周边村民的纠纷问题。所以采场爆破主要将爆破产生的震动效应控制在国家标准之内，而且有害烟尘、冲击波、飞石等不能对周边村民的利益构成危害。 二、矿床地质条件 矿区出露于上古生物界石灰系中统磨盘山组上、下段及新生界第四系全新统地层，下段为浅海相陆源碎屑岩，上段为浅海相碳酸盐岩，为一套海相沉积序列。矿体中喀斯特较为发育，其大小一般为1—3m，均被紫色粘土充填，灰岩中总喀斯特率为2.45%，对穿孔、装药极其不利。矿体中断裂构造发育，断层F1、F2、F4将对开采时产生不利影响。 三、爆破方案选择 为了严格控制爆破震动、冲击波和飞石造成的危害，采用潜孔钻打75度钻孔，多排孔微差爆破技术，有利于确保爆破作业安全。 四、爆破参数选择及装药量计算 1、爆破用炸药：多孔粒状铵油炸药。 2、起爆药包：岩石改性铵油炸药。

3、导爆管：毫秒延时导爆管6—9段。 4、炮孔布置：如下图所示。 一排①②③④⑤⑥⑦⑧…… 二排①②③④⑤⑥⑦…… 三排①②③④⑤⑥…… 5、孔网参数： （1）、孔径d=165mm （2）、台阶高度H=13m （3）、抵抗线的确定：W= H ctgα+C 式中W ——底盘抵抗线,米; H ——台阶高度,米; α——台阶坡面角,度; C ——炮孔中心至台阶坡顶线的安全距 离,C = 2 －3 米. W＝13×ctg75+C W ∈(5.4—6.4) 根据采场实际，W取5--5.5M （4）、孔距a= （0.6—1.4）W 根据采场实际，a取5M （5）、列间距b=a×sin60°=5.5×0.866=4.763米； 根据采场实际，b取4.5—4.8m（由于采用梅花型布孔，即：三点成为等腰三角形） （6）、钻孔超深值为钻孔直径的5-20倍，L p∈

放顶煤工作面开采设计说明书

前言 一、概况 察布查尔县联发煤炭开发有限责任公司煤矿位于察布查尔县坎乡东南部，康萨依沟源头，隶属察布查尔县坎乡管辖。井田向北9KM有简易公路与县级公路相连，过卡拉塔姆吊桥，沿县级公路向东行4KM与S216省级公路连通,北西距察布查尔县城约62KM,距伊宁市约68KM,交通较方便。 矿井建于1989年，原生产能力3万t/a，“十五”期间，该矿井被列为新疆煤炭工业“十五”结构调整规划9万t/a改扩建井。2006年开始9万t/a改扩建工程施工，现即将完工验收。 该矿井采用斜井开拓，目前生产水平为+1065m，主要开采8号煤层，采用炮采放顶煤采煤方法，轻型放顶煤液压支架支护。 为了加强放顶煤工作面安全生产管理，减少重大事故发生，根据国家安全监管总局、国家煤矿安监局下发的《关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知》（安监总煤行[2008]130号）精神，该矿根据实际情况进行对8号煤层放顶煤工作面进行专项设计。 二、设计依据 1、《关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知》（安监总煤行[2008]130号）。

2、《煤矿安全规程》。 3、《煤炭工业小型矿井设计规范》。 4、新疆伊犁703勘查大队于2004年5月提交的《新疆察布查尔县联发煤矿生产地质报告》及评审意见书。 5、该矿井的初步设计等相关文件。 三、指导思想及原则 本设计结合矿井开采技术条件、矿井现有巷道系统、生产系统、生产设备、地面设施等，尽量采用先进开采工艺，提高资源回收率，投资少，见效快，工程量小，力求实用、安全、可靠，加强放顶煤开采的安全管理，遏制重特大事故的发生。 四、应注意的问题 1、该矿井未作煤的力学参数测试，如煤的硬度、单向抗压强度等，建议矿井开采前作煤的相关力学参数，以便更好的掌握放顶煤冒落规律。 2、井田内采空区范围及积水性需要进一步加强勘查，在生产中应做好掘进超前探放水工作，以防突水事故的发生。 3、矿井虽然为低瓦斯矿井，但放顶煤开采增加了瓦斯的涌出，生产中应加强矿井的瓦斯管理工作，严防瓦斯事故发生。 4、矿井煤层易自燃，自然发火期短，生产中应加强工作面防灭火工作。 第一章：井田概况及地质特征

工作面供电选型设计

综采工作面供电设计说明书 机电副总： 审核人： 编制人： 编制时间：

一、工作面电气设备技术数据见下表：

二、负荷统计 综采工作面设备均采用1140V电压等级。 工作面设备负荷统计：∑P=2135KW 三、初选开关、变电站、电缆 1、高爆开关选择： （1）由∑P=2135KW，折合至10KV，额定电流I=∑P/3Ucosφ=2135*1000/1.732*10500*0.85=138A，根据额定电流I=138A，可选择200/5A高爆开关两台，故选用PJG49—630/10Y型高爆开关，编号为04#、10#。 （2）高爆开关动稳定校验 东翼采区变电所PJG49-630/10Y矿用隔爆兼本质安全型永磁机构高压真空配电装置用的永磁断路器型号为ZNM—1016—630A，极限通过电流峰值为12.5KA。 按短路条件校验断路器的动稳定性，及其断路容量。 1）动稳定条件校验：因为并列运行时，通过断路器的短路电流最大。 因：极限通过电流峰值12.5KA＞7.2KA，动稳定符合要求。 2）断路容量的校验： 断路器断流容量S1=1.732×12.5×10.5=227MVA 系统次态短路容量S2=1.732×7.2×10.5=131MVA 因：S1＞S2，断路容量符合要求。

故所选断路器完全符合要求。 2、变压器容量的选择： 1140V设备∑P=2135KW，需用系数K r=0.4+0.6P s/∑P N=0.48，根据实际运行以及满足生产需要，取0.75，平均功率因素综采工作面取cos∮=0.75。 S=（∑P N*K r）/cos∮=（2135*0.48）/0.75=1366KVA 根据视在功率选择KBSGZY—1250/10/1.14型移动变压器1台，KBSGZY—1000/10/1.14型移动变压器1台和KBSGZY—500/10/1.14型移动变压器1台。 1台KBSGZY—500/10/1.14型移动变压器供132皮带机、160转载机,、张紧绞车和抱闸负荷。1台KBSGZY—1000/10/1.14型移动变压器供运输机、喷雾泵、乳化液泵、破碎机负荷，1台KBSGZY—1250/10/1.14型移动变压器供采煤机、转载机、乳化液泵。 3、电缆截面选择： 高压及低压电缆截面选择： 根据负荷统计，轨道巷设备视在功率为1695KVA，10KV侧额定电流为110A，根据电缆的允许截流量，50mm2电缆截流量为173A，选择MYPJ—3*50型高压电缆1580m。 KBSGZY—1000/10/1.14型移动变压器低压侧干线电缆通过的电流为：P e=835KW，I Z1=P有/（1.732*U e*cos∮）=835*0.46/（1.732*1.14*0.75）=259.4A，根据电缆的允许截流量，选择2趟MCP—3*95+1*35型低压电缆供四组合开关（运输机）和喷雾泵、乳

瓦斯抽采说明及执行情况

*****煤矿 瓦斯抽采说明及执行情况 一、概述 *****煤矿位于贵州省***新化乡境内，距***城19Km，距326国道1Km，有乡村公路与326国道相接，交通方便。矿山地形总体为西高东低，最高标高为1620m，最低标高为1435m，相对高差185m，地形起伏中等。矿井为不规则的多边形，走向长约640m，倾向长约400m。开采深度为1310～1170m，面积0.2652m2。 区内含煤地层为龙潭组，岩性以灰、黄灰、深灰色泥岩、粉砂岩为主，夹薄层菱铁质灰岩、粘土质粉砂岩及炭质粘土岩为主。区内含可采煤层四层，编号为C4、C5、C9、C12。可采煤层8.0m，可采含煤系数为7.0%。 矿井的开拓方式采用平硐斜井混合式开拓。采煤方式采用炮采长壁后退式开采。 根据煤炭科学研究总院重庆研究所编制的“**煤矿4#、5#煤层瓦斯基本参数测定及煤层突出危险性评价”的结论，本矿的C4、C5煤层在＋1195m以上水平为不具有煤与瓦斯突出危险性，C9煤层为煤与瓦斯突出煤层，C12煤层还没有揭露，暂未作煤与瓦斯突出鉴定，该矿井为煤与瓦斯突出矿井。根据贵州省能源局对**煤放2009年瓦斯等级鉴定批复：该矿矿井相对瓦斯涌出量为47.26m3/t，绝对瓦斯涌出量为6.38m3/min。 根据贵州铸安矿山科技股份有限公司编制的《***新化乡**煤矿矿井瓦斯地质图说明书》知，**煤矿C4煤层瓦斯含量呈梯度规律1.9m3/100m，矿井瓦斯压力与煤层埋深的关系梯度为0.3MPa/100m，深部瓦斯含量可达到12m3/t。 近年来，我们认真贯彻落实上级安全工作部署，坚持安全第一，牢固树立“以人为本，科学治理瓦斯”的核心理念，认真贯彻“先抽后采、监测监控、以风定产”的十二字方针，以“双基”建设为总抓手，依靠科技支撑强化通风瓦斯精细化管理，严防严控，综合整治，杜绝了通风、瓦斯、煤尘事故的发生，确保了通防安全。下面将我们在瓦斯抽采方面的工作情况介绍如下。二、瓦斯抽放技术的分析研究 二、瓦斯抽放设备 1）矿井高负压瓦斯抽放泵 该矿井高负压系统现在安装有2BE1-30-0水环式真空泵2台，一台工作、一台

谋矿技改设计说明书.doc

目录 前言 (6) 第一章矿井概况和地质特征 (9) 第一节矿井概况 (9) 第二节地质特征 (14) 第二章矿井开拓 (18) 第一节井田境界与储量 (18) 第二节矿井生产能力及服务年限 (19) 第三节井田开拓 (20) 第三章运输及设备 (27) 第一节运输方式 (27) 第二节主运设备 (28) 第三节辅助运输设备 (34) 第四章采区布置及装备 (35) 第一节采煤方法 (35) 第二节采区布置 (41) 第三节巷道掘进 (43)

第五章通风与安全 (44) 第一节概况 (44) 第二节矿井通风 (45) 第三节灾害预防及安全装备 (51) 第六章矿井主要设备 (68) 第一节提升设备 (68) 第二节通风设备 (75) 第三节排水设备 (78) 第四节压风设备 (80) 第五节其他设备的选型 (81) 第七章电气 (83) 第一节供电电源 (83) 第二节电力负荷 (83) 第三节地面送变配电 (87) 第四节井下供配电 (89) 第八章矿井监控、通讯与计算机管理 (108) 第一节矿井调度系统 (108)

第二节矿井安全监控系统 (108) 第三节矿井信号系统 (117) 第九章地面工业场地及其他 (118) 第一节工业场地平面布置 (118) 第二节消防及洒水 (119) 第三节给、排水 (119) 第四节井筒防冻设施 (120) 第五节雨季防洪排涝措施与设施 (120) 第六节生态与环境保护 (120) 第十章技改工期 (123) 第一节技改竣工标准 (123) 第二节技改建设工期 (123) 第十一章经济分析 (125) 第一节分项的工程量 (125) 第二节技改项目总投资 (126) 第三节经济效益分析 (126) 第四节主要技术经济指标 (128)

8203对拉采煤工作面设计说明书

8203对拉采煤工作面设 计说明书 第一章工作面概况及危险源分析 第一节工作面概况 一、采面概况 工作面位于+214水平东翼+250-+160m标高段，东部以8203E工作面风巷为界，西以8201E工作面风巷为界，南部+230东翼回风巷为界，北部为井田边界。工作面底板标高为+175m，最低标高为+160m，工作面走向长245m，倾向长平均840m，可采面积为205800m2。 该工作面对应地面位置为：羊儿坡、半边街，地表为丘陵地带，无大型建筑物，地面标高在+450-530m之间。 二、煤层赋存情况 煤层走向75-85°之间，倾向345-355°之间，倾角4-6°之间，平均倾角5°。该煤层为复杂结构，以双层结构为主,由2－4个分煤层组成，纯煤厚度0.3－0.67m，由1－3层夹矸组成，夹矸厚度0.04－0.33m。根据其临近的8201工作面机巷煤厚变化情况并结合附近钻孔资料分析，工作面煤层最大厚度为0.6m，最小厚度为0.3m，平均厚度为 0.45m，煤层厚度基本稳定。 三、地质构造 该工作面地质构造为单斜构造，从揭露出来的巷道及开切眼来看均无断层出现，因此估计该对拉工作面在开采过程中不会遇到断层；只是局部煤层有变薄的现象。 四、顶底板岩性 顶板为黑色、深灰色页状粘土岩,质软,底部含砂质,富有植物化石碎片,煤层与顶板多呈直接接触,个别地段有0.03—0.12m厚的含黑色高炭质粘土岩伪顶与煤层呈过渡接

触,间有微冲刷接触的。 底板为K8与K7煤层相夹的一套沼泽相沉积物灰,以粘土岩为主，间夹0.3m的泥质粉砂岩或细砂岩透镜体,与煤层呈明显接触。 五、水文条件 本矿区位于犍乐煤田东翼，地层产状平缓，出露地层为：上三叠纪须家河组顶部，中下侏罗系沙溪庙组，岩层为碎屑岩类，含水性弱，区类气候温暖潮湿，常年降雨量1668mm，地貌属低山丘陵，矿井主要水源为顶板含水层充水、地表水等，井田水文地质属简单类型。煤层顶板上部有一若含水层，其上部至地表有多层隔水层。在掘进8201E 风巷时，未见顶板有淋水，估计在开采过程中不会受影响。 根据其临近的8201工作面机巷煤厚变化情况并结合附近钻孔资料分析，预计在开采过程中不会受断层水的影响；该工作面无地质钻孔。工作面在开采过程中的洒水防尘后的积水，水量小，对开采影响小。 六、瓦斯 根据2010年瓦斯鉴定情况，矿井相对瓦斯涌出量为22.14 m3/t，绝对瓦斯涌出量为7.823 m3/min。二氧化碳相对涌出量为5.48 m3/t，绝对涌出量为1.936m3/min，属于高瓦斯矿井。由于该工作面的开采深度增加、规模扩大为普采、相似开采解放层、全部垮落法管理顶板，因此采用统计法进行预测：该工作面绝对瓦斯涌出量为1.3 m3/min，绝对涌出量为0.40 m3/min；同时，该工作面为W型通风，上隅角容易瓦斯超限，通风部门要加强通风管理。 七、地表情况 该工作面地面为荒坡，周围无建筑物和其他设施，不会造成其他影响。 第二节危险源分析及采掘工艺、采面生产能力确定 一、危险源分析 1、顶板 根据8201采煤工作面掘进及回采期间的资料分析，该采面区域地质构造简单，在局部地段可能会有小的褶区，但对巷道施工及回采无大的影响。 在回采过程中经过煤层薄化地段及其顶板破碎带时，要加强工作面及回风巷的瓦斯检查，预防瓦斯大量涌出，工作面的液压支柱要加固加牢，对压力增大地点要加密支护，

炮采工作面供电设计

5103炮采工作面供电设计 （一）工作面主要条件 该工作面属于十采区，平均煤层厚度1.6m，工作面平均长度80m,走向长度为300m，平均倾角20度，采用一次采全高炮煤工艺，可采最高煤层厚度1.6m。 矿井井下高压采用6KV供电，由井下采区变电所负责向采区供电。采区变电所高压设备采用PBG-100/10型高压隔爆开关，采区变电所距10207炮采工作面刮板机头800m。 （二）设备选用 1、工作面设备 采面刮板机用湖南长壁煤矿机械有限责任公司制造的SGB420-30型边双链刮板机，电动机功率30KW，电压660V，长度80米，共1台。 2、顺槽设备 刮板机：用湖南长壁煤矿机械有限责任公司制造的SGB420-30型边双链刮板机，电动机功率30KW，电压660V，共5台。 3、提升设备 提升绞车选用JTP-1.6×1.2型变频绞车作为10207采面二次提升绞车，电动机功率132KW，单独使用一台变压器供电。 4、排水设备 十采区底部车场设有排水泵两台，一主一备，电动机功率90KW。 （三）工作面移动变电站及配电点位置的确定 工作面电源电压为660V,来自十采区变电所。根据用电设备的容

量与布置，采用660V 电压等级供电，照明电压采用127V 。在采区变电所设移动变压器三台，为所有设备供电。 （四）负荷统计及移动变电站选择 1、移动变电站的选取 移动变压器负荷统计 计算电力负荷总视在功率 S=ΣP N os r C K KVA 式中 S —所计算的电力负荷总的视在功率 ，KVA ； ΣP N —参加计算的所有用电设备额定功率之和， KW ；

Cos Φ—参加计算的电力负荷的平均功率因数； K r --需用系数。 K r 按下式进行选择 K r =0.4+0.6 N S P P ∑ 式中 P S —最大电机的功率数 ，KW ； ΣP N —其他参加计算的用电设备额定功率之和， KW ； 则 K r =0.4+0.6× 360 90=0.25 Cos Φ取0.82 K r 取0.25 电力负荷总视在功率为 S=360×82 .025.0=108KVA 根据计算负荷，选用KBSGZY2-315/10矿用隔爆型移动变电站一台。 （五）、移动变电站高压开关的选择 （1）、配电装置额定电压：选定为6KV 。 （2）、高压配电装置额定电流应大于变压器的最大长时工作电流。 变压器最大长时工作电流即额定电流I e 为 I e =V e e ?3S 式中 S e —变压器额定容量，KV ．A ； V e —变压器高压侧额定电压，KV 。 移变高压开关的选择 高压侧额定电流为

矿井瓦斯抽采管理制度流程

精心整理 矿井瓦斯抽采管理制度 1、瓦斯抽采奖惩制度 为加强我矿瓦斯抽采利用工作，提高职工和瓦斯抽采工程技术人员及管理人员的积极性，特制定奖励制度如下： 1、瓦斯抽采发生轻重伤事故，按照矿安监科考核办法执行。 23567 （（（（（500元。 （元。 （500元、跟班区长300元。 （8）不坚守岗位或不在现场交接班，不按要求监测、填报抽放参数，处罚责任人300元。 2、瓦斯抽采工程检查验收制度 1、通风区钻机队在钻孔施工结束准备起钻前，由钻孔验收小组成员同时向通风

区值班员汇报（电话：30209），汇报内容包括施工地区、钻孔编号、钻孔设计直径、钻孔设计倾角、钻孔设计方位、设计孔深、打钻孔深，班长、瓦斯员、安监员姓名，如有抽检人员也要同时汇报。 2、钻孔全部起出钻杆后，钻孔验收小组成员要同时向通风区值班员汇报，汇报包括钻孔编号、钻孔直径、钻孔倾角、钻孔方位、设计孔深、打钻孔深，班长、瓦斯员、安监员姓名，如有抽检人员也要同时汇报。 3、钻孔没有打够设计深度必须说明充分原因。 4 5 6 7 款50 8 9 采钻孔、构造钻孔、放水钻孔等由地测科负责组织进行阶段性验收。验收时应具备原始记录、钻孔验收单、打钻台账、钻孔竣工图等资料，现场钻孔挂牌管理，由通风区技术员负责，否则不予以验收。通风区、地测科技术员负责根据验收情况编写验收报告，与验收资料一同报部门领导审批。 10、奖罚规定：钻孔验收单填写不全、不按设计封孔、不悬挂孔口牌严禁收孔，否则罚安监员、瓦斯员各50元；开孔位置、距导线点距离填写不准确安监员负责对班长罚款50元；钻孔施工完毕后24小时没有接入抽放系统，由通风区负责对相关作

苗圃设计说明书

园林苗圃规划设计说明书 一、自然条件 1经营条件：本苗圃位于四川省成都市温江区公平惠河村，占地19亩，拟建一个数学示范性苗圃。 1.1交通：温江位于成都市正西南，东临成都市青羊区、高新西区，南毗双流县，西接崇州市，北临郫县，都江堰市。温江区交通发达，据成都双流国际机场18公里，南北宽约4公里，东接成都市郊青羊区交家乡。西靠柳城镇、南隔江安河，北与万春镇和水宁乡为邻。面积21.5平方公里，离成都市中区13公里，距区城2公里。公平镇区域内成温邛高速，芙蓉大道、温郫大道、和生态大道等主干路线纵横交错。 1.2水源：温江区是典型平原地，内地势平坦，无山无丘，名将干流金马河及其支流江安河、清水河由西北向东南穿流过境，其中清水河流经东北，镜内流长32公里，河道宽30米，最大流量24.5立方米每秒，最小流量1 2.6立方米每秒，季流量200立方米每秒，可负担本苗圃灌溉任务。 1.3居名点：全街道面积21.5平方公里，总人口33285人，辖8个社区、2个村。95个村民小道。惠河村常年以花卉种植、树苗批发为主要经济产物。该村所处的公平镇居民是本苗圃主要劳动力来源。本苗圃位于惠河村偏僻处，距城镇较远，且该土地专门开辟用以花卉植株栽种。 2．自然条件： 温江占成都上风上水之位，属亚热带湿润气候，四季分明，气候温和，雨量充沛。 2.1.温度：年平均气温约16.4C；5~9月（植物速生期）平均温度约2 3.6C；最高温天气处于7月。极端最高温38C，约两天。基本无酷暑；最低温天气处于1月。极端最低温为-2C。约一天，基本无严寒；全年无霜期平均期282天。平均初霜日为12月5日，平均冬霜日为2月27日。

综采工作面供电设计说明书

山西吕梁离石金晖荣泰煤业有限公司10102综采工作面供电设计说明书 设计：孟庆保 2011-6-21

10102综采工作面供电设计 （一）综采工作面主要条件 该工作面属于10#煤层一采区，平均煤层厚度，工作面长度180m,走向长度为1170m，平均倾角3-5度，采用一次采全高采煤工艺，可采最高煤层厚度。 矿井井下高压采用10KV供电，由采区变电所负责向该综采工作面供电。变电所高压设备采用PBG23-630/10Y型高压隔爆开关，保护选用常州市武进矿用设备厂GZB-ARM-911系列智能型高压数字式综合继电保护装置，采区变电所距综采工作面皮带机头200m。 设备选用 工作面设备 采煤机选用山西太重煤机煤矿装备成套有限公司生产的MG300/730-WD型采煤机，其额定功率730KW，其中两台截割主电

动机功率为300KW,额定电压为1140V；两台牵引电机功率为55KW,额定电压为380V;调高泵电机电压1140V，功率20KW。 工作面刮板输送机中煤张家口煤矿机械有限责任公司制造的SGZ764/630型输送机，机头及机尾都采用额定功率为160/315KW的双速电机，额定电压为1140V。 2、顺槽设备 1）破碎机：采用中煤张家口煤矿机械有限责任公司制造的PCM-110型破碎机，其额定功率110KW,额定电压1140V。 2）转载机：采用中煤张家口煤矿机械有限责任公司制造的SZZ764/160型转载机。其额定功率160KW,额定电压1140V。 3）顺槽带式输送机：采用兖州市华泰机械公司制造的DSJ100/63/2*110型输送机（1部），驱动电机额定功率2×110 KW, 4）乳化液泵站：两泵一箱，乳化液泵采用无锡威顺生产的BRW200/型液泵，其额定功率125KW,额定电压1140V。 5）喷雾泵：采用无锡威顺生产的BPW315/型（2台），其额定功率45KW,额定电压1140V。 3、其它设备 （三）工作面移动变电站及配电点位置的确定 工作面电源电压为10kV,来自井下中央变电所。根据用电设备的容量与布置，采用1140V电压等级供电，照明及保护控制电压采用127V。在临时变电所处设置移动变电站，为顺槽皮带机供电；在顺槽皮带巷

22107综放工作面供电设计

22107综采工作面供电设计 一、采区供电设计的原始资料： （一）、电压等级及主要电气设备： 井下主变电所进线电压为6KV，移动变电站馈出线为1140V，采区用电设备电压为660V，煤电钻及照明电压为127V。 （ （ １

二、采区负荷计算及变压器容量、台数确定： 使用MXA-700/3.2型采煤机的综采工作面，为保证供电质量和安全，根据主要电气设备确定在材料道设置移动变电站，按需用系数法计算变压器容量、台数。 1、向工作面供电的移动变电站容量： SB=Kx∑Pe/ COS?=0.63×1570/0.7=1413KVA 式中∑Pe----所供电的所有电动机额定容量之和； ∑Pe=700+400+220+250=1570KW Kx、COS?----需用系数，加权平均功率因数； Kx按式（1-3）计算： Kx=0.4+0.6Pd/∑Pe=0.4+0.6×600/1570=0.63 COS?取0.7 根据计算所得容量为1413KVA，故选用KBSGZY-800/6型移动变电站两台并联运行，容量为1600KVA>1413KVA。 2、移动变电站的功率分配 1#移动变电站所带负荷：ΣP =（300+2×45）+2*200=790 KW 1 =（300+18）+2*110+250=788 KW 2#移动变电站所带负荷：ΣP 2 注：括弧内的数字为煤机每根电缆所带负荷，在计算持续工作电流时，18KW的油泵电机忽略不计。 3、代22107两道的变压器容量选择： a 变压器台数确定 一台变压器供22107综采面溜子道负荷使用，一台变压器供22107材料道使用。 b 变压器容量选择 负荷统计：溜子道ΣP=150+150+132+22+1.2=455.2 KW 材料道ΣP=22+22+22+22+1.2=89.2 KW 由于材料道负荷不大，供电由-600南一变电所内KSJ-315KVA一台变压器单独供电，变压器选型不作计算，现单独对溜子道变压器选型作如下计算： 负荷需用系数 Kr =0.286+0.714×150/455.2 =0.52 取Kr=0.6 = Kr∑Pe/ COS?=0.6×455.2/0.7=390 KVA S j 选取KSGB-500/6矿用隔爆干式变压器一台。 三、采区供电系统的确定： ２

煤矿矿井初步设计和采区设计说明

煤矿矿井初步、采区设计 一、设计原则 ㈠遵循国家发布的与煤矿建设项目有关的政策、规程、规。 ㈡遵循上一阶段设计中所确定的主要技术原则及标准。 ㈢提高设计水平，保证设计质量。使设计的矿井实现技术先进，经济合理，安全可靠。 二、设计的主要依据 ㈠已批准的煤矿矿井地质报告。 ㈡国家有关煤炭工业的技术政策、规程和规等。 ㈢其他有关支撑性文件及材料，如采掘工程平面图，煤层自燃倾向性、煤尘爆炸危险性、瓦斯等级鉴定报告等。 三、设计的主要程序及步骤 ㈠煤矿矿井设计的主要程序 可行性研究报告→项目申请报告→初步设计及安全专篇（其他专项设计，如瓦斯抽采工程初步设计、防治煤与瓦斯突出专项设计）→施工图设计。 ㈡煤矿矿井设计的主要步骤

1、学习有关煤矿生产、建设的政策法规，收集有关地质和开采技术资料，掌握上级管理部门对设计的具体规定。 2、明确设计任务，掌握设计依据。 3、深入现场，调查研究。 4、研究方案，编制设计。 四、初步、采区设计的主要容 初步、采区设计的主要容分为说明书、图纸、设备清册及概算书。 按照煤矿安全监察局、省煤炭工业局下发的《省小型煤矿（井工、露天）初步设计及初步设计安全专篇编制指导意见（试行）》、《煤炭工业五项设计编制容》及《煤炭工业矿井工程建设项目设计文件编制标准》（GB/T50554-2010）等的要求，说明书主要容为前言、井田概况及地质特征、井田开拓、大巷运输、采区布置及装备、矿井通风、矿井主要设备、地面生产系统、地面运输、总平面布置及防洪排涝、电气及通信、地面建筑、给排水、采暖及供热、节能减排、职业安全卫生、环境保护与水土保持、建井工期、技术经济等18个章节。 图纸主要分为采用及新制图，其中新制的图纸主要有矿井开拓方式平剖面图、采区布置及主要机械设备布置平剖面图、巷道断面图册、矿井通风系统网络图、矿井反风系统图、工业场地总平面布置平面图、地面生产系统布置平面图、矿井地面总布置平面图、井下消防及防尘洒水平面图、通信系统图、井上下供电系统图、传感器布置平面图、监测监控系统平面图、井下压风管路系统图、矿井运输线路系统图等。

单体设计规范

采矿单体设计标准 采场单体设计有两种形式：一种是设计部门，为了制定初步设计而做的标准矿块采矿方法设计，这是一种标准的方案设计，是以地质勘探报告所提供的资料，归纳成为具有代表性的矿块，按代表性矿块条件作出的结构方案设计；另一种是具体矿快的采矿方法施工设计，含真实的坐标、储量、品位等，需要经过生产探矿以后，达到 B 级勘探精度的基础上作出的设计（对于复杂Ⅳ勘探类型矿体和边缘分散小矿体，可根据具体情况降低级别）。矿快施工设计是矿山生产部门的一项经常性的技术工作，其设计质量好坏，不仅直接影响到资源的回收、采出矿石的质量和采矿成本而且还关系到生产人员和设备的安全、劳动强度以及通风防尘的效果。采场单体设计应该在本阶段采场总体设计的基础上进行，要照顾上、下、左、右想领采场的关系，并遵招其回采顺序。做矿房的回采设计同时应该包括矿柱的回采设计。一、单体设计的主要内容单体设计一般都包括采准和回采设计两大部分。采准设计实质是矿块的结构设计；回采设计则主要是工艺设计。不同的采矿方法，设计重点不同，深广度也有很大差别。如采用深孔、中深孔落矿的采矿方法，有深孔、中深孔设计、大爆破设计；采用在覆盖岩层下放矿的采矿方法，有放矿设计等；只有像浅孔落矿的采矿方法，因内容简单，才作一般性单体设计。采场单体设计一般应该包括：采矿方法选择的依据，采场结构及 参数的确定，采场工程布置，施工顺序及进度要求，落矿、出矿和充填，顶板管理，通风及安全措施，降低矿石损失、贫化的措施及主要

技术经济指标等。同时应完成下列的图纸内容：矿房和矿柱的总体布置图，采准、切割工程布置图，主要巷道断面图，支护结构图，炮孔布置图，施工进度计划，工程量表和作业循环图表。大爆破设计除设计说明外，还应提供装药结构和爆破网路等有关图纸。技术经济指标部分内容应该包括：地质矿量、地质品位、采矿量、出矿量及采矿品位、矿石损失率、贫化率、采准切割良、采掘工效、采场生产能力、主要材料消耗和作业成本等。二、单体设计所需要的原始资料作标准方案设计所需要的资料是由地质勘探部门在地质勘察报告中提供；作施工设计所需要的原始资料，则由矿山地测部门在生产探矿的基础上提供；一般包括：1、设计块段的矿体赋存条件、地质构造、矿石与围岩的物理力学性质；2、设计块段的矿石储量和储量级别；3、设计块段的探矿资料，包括探矿坑道的地质平面图、探矿天井地质剖面图及地质文字说明书等； 4、设计块段平面图及相领阶段平面图 5、相领矿块的采矿技术经济指标或开采同类矿床的经验资 料； 6、可为矿块施工提供的采、装、运设备和材料资料。各项地质资料是随着施工素描而逐渐填补的。施工中都应该及时实测地质平面图和剖面图，提出补充地质资料，尤其是对赋存条件复杂、浸染状矿体等；有必要时要求地测部门作二次圈定，将圈定结果及时补充升级。 三、采准设计矿块采准设计是在矿块采矿方法方案已经确定的基础上进行，它是单体设计的基础，其具体内容包括： 1、矿块构成要素及底部结构形式的确定； 2、回采方案及回采范围的确定； 3、选择拉底切割方式，确定切割巷道及切割槽的布置，以及爆破顺序、爆破方

综采工作面供电设计

8103综采供电设计 单位：机电科 整定时间：二零一九年一月

供电设计 设计审批计算人： 机电科： 机电副总： 机电矿长： 总工：

一、工作面概况与设备选型配置 1、8103切眼长度为240m，切眼与两顺槽成90°夹角，方位角为135°17′41″。切眼为矩形断面净宽7m，净高3m（沿煤层顶底板掘进）。 2、8103运输顺槽长度为1883m, 顺槽为矩形断面净宽5.0m，净高3.5m（沿煤层顶底板掘进），方位角为225°17′41″。采用锚杆+钢筋网+梯子梁+锚索联合支护，供回采工作面进风、行人、运煤。 3、8103辅运顺槽长度为1813m, 顺槽为矩形断面净宽5.0m，净高3.5m。方位角为225°17′41″。采用锚杆+钢筋网+梯子梁+锚索联合支护，供回采工作面回风、行人、运料。 4、8103综采工作面采用走向长壁后退式综合机械化一次采全高采煤方法，全部垮落法管理顶板。采用MG550/1220-WD型采煤机一台双向穿梭采煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，滚筒自旋使其截齿将煤破碎。采煤机端头斜切进刀，割三角煤采煤，按割煤—移架—推刮板输送机顺序进行，利用机组滚筒和输送机铲煤板将煤自行装入运输机，采用SGZ900/1050型双中心链可弯曲刮板输送机一部,支护利用ZY6800/18/38型液压支架。 8103运输顺槽采用SZZ900/315型转载机一部，配备PLM2200型破碎机一台和DSJ100/80/2*250型带式输送机一部负责原煤运输。 5、8103工作面两顺槽辅助设备配置： （1）8103运输顺槽为工作面配备BRW400/31.5型乳化泵两套，一用一备。为工作面配备BPW320-10M型喷雾泵两套，一用一备。工作面排水设备选用两台BQS50-100/5-45型潜水泵。（2）8103辅运顺槽排水设备选用BQS50-50/2-13/N型潜水泵一台。

普定县东光煤矿瓦斯抽放专项设计(新)

普定县东光煤矿 瓦斯抽采专项设计 资料目录 江苏省第一工业设计院有限责任公司 二〇一一年七月

普定县东光煤矿 瓦斯抽采专项设计说明书 建设规模： 30万吨/年 江苏省第一工业设计院有限责任公司

二〇一一年七月

普定县东光煤矿 瓦斯抽采专项设计说明书 建设规模：30万t/a 院长： 总工程师： 项目负责： 江苏省第一工业设计院有限责任公司 二〇一一年七月

目录 前言 (1) 第一章矿井概况 (4) 第一节概述 (4) 第二节地质及煤层特征 (7) 第三节开拓与开采 (10) 第四节通风及瓦斯 (12) 第二章矿井瓦斯基础资料 (13) 第一节瓦斯基础参数 (13) 第二节瓦斯涌出量来源分析 (14) 第三节瓦斯涌出量预测及变化规律 (15) 第四节瓦斯储量 (20) 第三章矿井瓦斯抽采 (21) 第一节瓦斯抽采必要性与可行性 (21) 第二节瓦斯抽采控制范围和指标 (22) 第三节瓦斯抽采效果预计 (25) 第四节瓦斯抽采方法 (27) 第五节瓦斯抽采工艺 (28) 第六节钻孔封孔工艺 (33) 第七节钻孔施工工艺 (37) 第四章矿井瓦斯抽采管路系统及抽采设备 (39) 第一节设计依据 (39) 第二节瓦斯抽采管路选型 (41) 第三节瓦斯抽采管路系统阻力 (42) 第四节瓦斯抽采设备选型 (44) 第五节瓦斯抽采管路与钻孔组合工艺 (47) 第六节附属装置及安全设施 (48) 第七节瓦斯抽采管路安装方式 (55) 第五章矿井瓦斯抽采泵站 (57) 第一节瓦斯抽采泵站场地布置 (57) 第二节瓦斯抽采泵站建筑 (57)