济阳矿井一采区设计

济阳矿井一采区设计说明书新汶矿业集团公司设计研究院二六年十一月济阳矿井一采区设计说明书工程编号JYS0669建设规模045MT/A院长范振忠总工程师程可明院审查郭智勇项目负责人汪轶平参加设计人员名单专业姓名职称汪轶平工程师矿建陈瑞峰高级工程师曹风云工程师机电魏少杰高级工程师张树军高级工程师机制董峪生高级工程师打字秦秀英助理经济师郭智勇高级工程师焦玉新高级工程师程可明高级工程师院审查范振忠高级工程师目录第一章采区概况1第二章地质特征及水文地质2第三章煤层赋存条件及开采技术条件11第四章储量计算13第五章采区巷道布置14第六章采煤方法及回采工作面19第七章采区生产系统24第八章供电系统35第九章安全技术措施61第十章技术经济指标及工程量和设备68第一章采区概况一采区位于井田东部，东至F3断层，西至工广安全煤柱，南至李家断层，北至井田勘探边界，东西走向15001600M，南北宽600700M，面积约20986KM2，为单翼采区。采区内有可采煤层2层，分别为煤5和煤7。一采区煤层倾斜长度600700M，按150M面长平行李家断层布置三个综采工作面，采区开采边界与李家断层和F3断层均留有100M的断层防水煤柱。采区对应地表为农田和村庄，地面标高2227M，地势平坦，局部地势低洼，雨季易积水。地面有前街和解家营两村庄位于采区的东部和南部，煤层埋深452565M，平均埋深509M。区内共有4个钻孔，分别为8A1、92、93、102号。钻孔资料为部分取芯与测井相结合，资料可靠。区内钻孔均封孔合格。第二章地质特征及水文地质1、地层济阳井田为全隐蔽的华北型石炭二迭系海陆交互相煤田。采区内地层自下而上为奥陶系石灰岩、石炭系本溪组和太原组，二叠系山西组和石盒子组，第三系明化镇组，第四系平原组。主要含煤地层为太原组和山西组。现分述如下11、煤系地层基底奥陶系中下统（Q12）以厚层状石灰岩为主，夹白云质灰岩、泥灰岩、豹皮灰岩、竹叶状灰岩及泥岩，厚约800M。12、煤系地层121、上石炭统太原组（C3）为本采区主要含煤地层，可采煤层为煤7，岩性以粉砂岩为主，次为砂岩、泥质岩，夹一灰和6、7、8层煤，组成一煤组。其中一灰顶板灰黑色海相泥岩厚510M，发育稳定，可做为辅助标志层。122、二迭系下统山西组（P）为本采区主要含煤地层，厚11880011370M，平均9553M。为陆相含煤沉积，岩性主要以中细粒砂岩为主，次为粉砂岩、粘土岩。本组共含煤5层（第15层），其中可采或局部可采者3层（第1、4、5层）。本组地层中燕山期岩浆活动较强烈，一般侵入第3层煤附近，局部侵入第4、41层煤层附近，对煤层稳定性及煤质有一定影响。本组底部以第五层煤底板灰白色中细砂岩底板为界与太原组整合接触。123、二迭系石盒子组（PP）为干燥陆相沉积，不含可2112采煤层；残厚020957M，平均7418M。井田内南部遭受后期剥蚀，向北部厚度增大。中上部岩性以紫红、灰绿、灰黄及花斑状杂色粘土岩为主，底部渐变为灰至深灰色泥岩、粉砂岩、夹灰白、灰黄色中、粗粒砂岩。本组底部以一层中厚层状白色中细砂岩底部与山西组整合接触。本层砂岩厚2352995M，平均1041M；下距第一层煤16954461M，平均2936M，发育较稳定，可作为辅助标志层。13、煤系上覆地层131、新第三系上统明化镇组（N2）全区稳定发育，厚970527890M，平均20244M，厚度变化较大；除64孔附近偏薄外，区内一般南部煤层露头附近厚度薄，北部厚。岩性以杂色粘土岩为主，夹薄层粉细砂层，半固结，较松散。底部一般发育灰白色钙质粘土和半胶结砂岩，硬度稍大，与下伏煤系地层呈不整合接触。132、第四系全新统平原组（Q）厚9860170M，平均12450M，厚度较稳定。上部为黄河近代淤积粉砂土、黄土及砂质粘土；中下部以砂质粘土和粘土为主，夹砂层数层；颜色以棕褐、黄褐、灰黄色为主。底部有时发育砂砾层，松散未固结，与下伏地层呈不整合接触。2、地质构造21、褶曲构造本采区在单斜基础上发育了次级褶曲或波状起伏，使局部地层走向发生变化。褶曲轴走向一般为NEE近EW向，与主要断层走向基本一致。22、断裂构造本采区断裂构造较发育，均属高角度正断层，共有6条断层，现分述如下221、FL李家断层为采区的南边界，走向为北东东向，倾向南，倾角70，区内延展长度约1500M。落差约为16030M。本断层有17条地震测线控制，并有42、51、8A1、92、102钻孔控制北摆，62、6A1、72、82钻孔控制南摆，属查明断层。222、DF21断层为采区的北边界，走向为北东东向，倾向南南西，倾角70，区内延展长度约450M。落差约为4260M。有83钻孔控制北摆，属初步控制断层。223、F3断层为采区的东边界，走向近南北，倾向东，倾角70，区内延展长度约450M。落差大于500M。区内有5条地震测线控制，2盘层位清楚，并有102钻孔控制内摆，112钻孔控制外摆，属基本查明断层。224、FS7断层位于采区西部，正断层，走向东，倾向南，倾角70，区内延展长度约100M。落差010M。225、SF14断层位于采区中部，正断层，走向东，倾向南，倾角63，区内延展长度约200M。落差04M。226、SF11断层位于采区东部，正断层，走向北东，倾向南南西，倾角63，区内延展长度约360M。落差015M。3、水文地质特征采区位于黄河以北的冲积平原内，地势较低平，局部地势低洼，易积水。黄河从采区东南约1000M处流过，为本区第四系含水层的重要补充水源。31、含水层311、第四系砂砾层本井田第四系松散层为黄河古河床及河滩冲积、淤积所形成，总厚986017000M，平均12347M。上部以近代淤积的黄土、粉砂土、砂质粘土为主，中下部以古代淤积的粘土、砂质粘土为主，夹砂层和砂砾层，总体透水性良好。其中砂层和砂砾层为良好的含水层，接受地表水和大气降水补给，单层厚度一般052M，总厚2060M。据水文地质调查和动态观测资料，第四系潜水位埋深24M，季节性变化12M；潜水含量丰富，补给循环条件较好，单井涌水量一般不小于90M3/H。根据41钻孔抽水试验资料，单位涌水量（Q）0715L/SM，渗透系数K04207M/D，影响半径18147M，水质类型为SO4CIKNAMG型水，矿化度520G/M3。属富水性中等的孔隙潜水承压水含水层，上部径流补给循环条件较好，下部较差。本井田第四系下距第1煤层2365546698M，平均32057M30，中间隔有第三系和石盒子组粘土岩隔水层，属间接充水含水层，对煤层开采无直接影响。312、第三系砂砾岩本井田第三系总厚970527890M，平均20244M。以半胶结粘土岩为主，夹半胶结粉细砂岩或砂砾薄层。含水砂砾岩层单层厚度一般053M，总厚1030M。本区仅65钻孔在第三系砂砾岩中钻进时（孔深31058M发生1次泥浆全泵量漏失现象，最大漏水量大于417LS，稳定水位150M。根据41钻孔抽水试验资料，水位标高2030M，单位涌水量Q00593L/SM，渗透系数K01566M/D，影响半径11629M，水质类型为SO4CIKNAMGCA型水，矿化度340G/M3。属富水性弱的裂隙承压含水层，径流补给循环条件不良。本井田第三系下距第1层煤202223809M，平均12319M30，中间一般隔有石盒子组和山西组粘土岩、粉砂岩等隔水层，煤层开采冒裂带影响不到该层，属间接充水含水层，对煤层开采无直接影响。但在井田浅部第三系与煤系地层以及徐、奥灰呈不整合接触，在剥蚀面附近与煤系各含水层有一定的水力联系，成为矿井的直接充水含水层，可能对煤层开采产生直接影响，生产中必须留足防水煤岩柱。根据精查勘探资料，第三系半胶结粘土岩吸水性强，钻孔钻进中易缩径，隔水套管下入后很快即无法提出，说明第三系地层总体为良好隔水层，富水性差。313、石盒子组砂岩本井田石盒子组残留厚度020957M，平均7413M，岩性以杂色粘土岩为主，夹粉砂岩、砂岩。其中砂岩约占30左右，单层厚度一般25M，岩性一般以细砂岩夹粉砂岩为主，局部为中粗砂岩。本井田石盒子组南区大部遭受剥蚀，但在保存地段，钻孔钻进中却时有漏水现象。根据72孔煤系含水层（包括石盒子组砂岩漏水点）抽水试验资料，单位涌水量（Q）为00427L/SM，渗透系数K为00596M/D，影响半径7524M，矿化度340G/M3，故本含水层应属富水性弱的裂隙承压水含水层，径流补给循环条件较差。石盒子组下距山西组第1层煤17504461M，平均2936M，中间隔有多层粘土岩、粉砂岩隔水层，为煤层开采的间接含水层，对矿井充水影响较小。但根据钻孔漏水情况分析，在砂岩发育地段，特别是在构造破碎、裂隙发育处仍具有一定的含水性，井巷工程揭露时应采取必要的防治水措施，确保安全生产。314、山西组砂岩本区山西组总厚880010230M，平均9492M。其中砂岩约占40左右，单层厚度一般215M，总厚3040M；主要有第1、4层煤老顶厚度较大。但大部分粉细砂岩粘土矿物含量较高，裂隙不发育，含水性差；仅部分中粗砂岩节理、裂隙发育，具有一定含水性。据袁庄井田抽水试验资料，单位涌水量（Q）O00160041L/SM，渗透系数K为00280133M/D。根据本井田42、43、61、72钻孔煤系含水层（包括石盒子组砂岩）抽水试验资料，单位涌水量（Q）00009100427L/SM，渗透系数K0001800596M/D，影响半径22327686M，水质类型为SO4CIKNACA型水，矿化度192340G/M3。因此本含水层应属富水性弱的裂隙承压水含水层，径流补经循环条件较差。本含水层为第1、4、5层煤开采的直接充水含水层，但由于含水性较弱，径流补给循环条件不良，一般仅以顶板淋水形式出现，对煤层开采影响不大。315、太原组薄层灰岩本井田太原组总厚1549018290M，平均16882M。其中夹薄层灰岩5层（一至五灰），单层厚度平均104三灰265五灰M，总厚860M。据勘探钻孔取芯及简易水文观测资料，各层灰岩一般厚度薄、质不纯、岩溶裂隙不发育，含水性较弱。根据本井田42、43、61、72钻孔煤系含水层（包括太原组灰岩、砂岩）抽水试验资料，单位涌水（Q）00009100427L/SM，渗透系数K0001800596M/D，影响半径22327686M，水质类型为SO4CIKNACA型水，矿化度192340G/M3。因此综合分析，本含水层应属富水性弱中等的岩溶裂隙承压水含水层，径流补给循环条件不良。其中一三灰富水性弱，四灰、五灰富水性中等。太原组灰岩中一灰是第5、7层煤开采的间接充水含水层，对煤层开采有一定影响，应采取必要的防治水措施。此外，本井田42孔山西组、太原组含水层混合抽水试验资料，恢复水位高出地表，孔口涌水量009L/S，说明煤系含水层原始水位较高、水头压力较大，生产中应引起足够的重视。32、隔水层本井田主要隔水层有第三系半胶结粘土岩、二叠系石盒子组杂色粘土岩和煤系地层各层粉砂岩、粘土岩、泥质岩。321、第三系粘土岩本区第三系地层主要由褐色、灰黄色、灰绿色、灰白色粘土岩组成，占总厚度的80以上。岩性主要为粘土矿物组成，半胶结、粘性大、具吸水性。故第三系地层总体为良好的隔水层，较好地隔断了大气降水和地表水与煤系地层的水力联系。322、石盒子组粘土岩本井田石盒子组地层主要由杂色粘土岩组成，夹部分砂岩及粉砂岩，粘土岩占总厚度的60以上，粘土岩具有较强的吸水膨胀性，为良好的隔水层，与第三系粘土岩一起隔断了大气降水和地表水与煤系地层的水力联系。但在煤层剥蚀面附近本组地层缺失。323、山西、太原、本溪组粉砂岩、粘土岩、泥质岩本井田山西组地层50以上、太原组地层60以上、本溪组地层50以上由粉砂岩、粘土岩、泥质岩组成，广泛发育在各含水层之间和含水层与煤层之间，厚度比较稳定。它们主要由粘土矿物组成，结构致密、裂隙不发育，具有较好的吸水膨胀性，为良好的隔水层，正常情况下切断了各含水层之间和含水层与煤层之间的水力联系。煤层开采时形成的导水裂隙进入这些岩层时，会因吸水膨胀而导致裂隙闭合，阻止裂隙继续发展而起到隔水作用。综上所述，区内水文地质条件简单至中等，仅在断层附近及裂隙发育处有少量淋水，不会对煤层开采构成威胁。但在三条边界断层一侧要留设足够的防水煤柱。33、涌水量预计根据地质报告提供，一采区与矿井构造、煤层、水文等地质条件基本相同，因此采用比拟法预计本采区的涌水量，采用以下公式111FSQ式中Q、S、F分别为一采区的预计涌水量、水位降深和开采面积，Q1、S1、F1分别为矿井的预计涌水量、水位降深和开采面积。选择参数如下Q1正常1104M3/MIN，最大1545M3/MINSS1534MF985617M2，F121000000M2。代入上式，则本采区正常涌水量Q239M3/MIN，最大涌水量Q最大335M3/MIN。第三章煤层赋存条件及开采技术条件1、煤层及顶底板岩性特征本区有可采煤层2层，分别为煤5和煤7，分述如下第5层煤全区可采的稳定煤层，煤层厚度096135M，平均122M。煤层结构简单，局部有一层厚018029M的粉砂岩夹矸。煤层赋存稳定，煤层赋存倾角平缓，一般在58。煤层顶底板一般均为粉砂岩，厚25M，局部有薄层粘土岩伪顶或伪底。本层下距一灰9803491M，平均187M，间距变化较大；下距第七层煤28304861M，平均3782M。第7层煤全区可采的较稳定煤层；煤层厚度075139M，平均101M；煤层结构简单，局部有夹矸厚02028M。煤层赋存稳定，煤层赋存倾角平缓，一般在58。煤层顶板为细砂岩或粉砂岩，一般厚1015M，个别钻孔发育薄层碳质泥岩伪顶；底板为粉砂岩或砂岩，一般厚12M。本层上距一灰11502670M，平均1797M；下距二灰30504030M，平均3472M；下距第10层煤40005885M，平均5087M。首采区东部边界附近4层煤只有一个钻孔控制，局部可采，生产中应做进一步的勘探工作，以探明可采边界。2、开采技术条件21、煤层瓦斯含量全井田共采取各煤层瓦斯煤样23件进行了瓦斯含量测试，测试结果表明，各可采煤层瓦斯含量均较低。CH4及CO2含量均小于10M3/T，根据矿井沼气等级标准，本井田属低瓦斯矿井。因此，本采区属低瓦斯区。22、煤尘爆炸性及煤的自燃本井田勘探中对各可采煤层进行取样，化验测试了煤尘爆炸性和煤的自燃参数，各可采煤层均具有煤尘爆炸性；煤的自燃性等级为类不易自燃类不自燃。各可采煤层（正常点）煤尘爆炸性指数均大于15，火焰长度20600MM，岩粉量1065；煤的自燃发火点温度318404。23、地温本井田累计有24个钻孔进行了地温测量工作，形成了4条地温剖面线，初步查明了本井田地温状况。本井田地层恒温带深度3040M，地温1822，井田内地温梯度平均为煤系上覆松散层182/100M，煤系地层187/100M，奥灰198/100M，均小于3/100M，属地温正常区。预计本区正常地温在2731之间，为一级高温区，利用通风可以解决生产场所环境的温度。第四章储量计算1、断层煤柱留设FL李家断层、DF21断层和F3断层均为落差较大的采区边界断层，且具有一定的导水性，因此均按按断层导水留设采区隔离煤柱。采用公式PKKML350式中L煤柱留设宽度（M）；K安全系数，取5；M煤层厚度（煤5135M、煤7139M）。P水头压力，取P56MPA；KP煤层的抗张强度，取04MPA；计算得5层煤柱宽度219M，7层煤柱宽度225M。为确保边界断层不导水，在三条边界断层一侧留设100米断层煤柱，做为采区隔离煤柱。2、储量计算21、计算参数五层煤厚122M，容重144T/M3，七层煤厚101M，容重138T/M3，采区面积985617M2。22、储量计算见下表煤层工业储量（万T）断层煤柱（万T）损失量（万T）可采储量（万T）五层1732552491131七层1374318411015合计3106870902146第五章采区巷道布置1、采区巷道布置及掘进工作面采区巷道布置应本着经济合理、安全可靠、系统简单、尽可能减少岩石巷道的原则进行布置，设计提出两个方案，分述如下11、方案111、采区巷道布置首采区开采5、7层煤，稳定可采。由于5、7层煤间距38M，故设计将5、7层煤单独开采。采区巷道布置首先在采区边界井筒煤柱内布置一条轨道石门，在轨道石门内向5、7层煤每个工作面材料巷掘反井与各煤层工作面联络，轨道石门和材料反井用于采区和工作面材料运输和进风任务。沿5、7层煤各布置一条独立的回风、运煤上山，担负采区煤炭运输兼回风任务，采区下部设置一个煤仓和装车绕道，用于采区煤炭装车、外运。采区5、7层运煤上山分别用皮带斜巷与矿井东翼回风大巷联络，用于运煤及回风。112、区段划分及中间巷道布置本采区共划分为三个区段，采用单面布置方式，每一工作面由胶带运输巷和材料巷组成。首采区工作面材料巷和胶带运输巷采用平行双巷布置。为保证首采区工作面接续，材料巷与胶带机运输巷之间留10M煤柱护巷。113、采区主要硐室采区主要硐室有采区变电所、胶带输送机机头硐室及采区煤仓硐室等。12、方案121、采区巷道布置由于5、7层煤间距38M，为近水平煤层，设计仍采用5、7层煤单独布置，单独开采。在采区边界井筒煤柱内分别沿煤层布置两条上山，即运煤上山和辅助提升上山。分别通过采区轨道反上山和采区轨道巷与东翼轨道大巷和回风大巷联系，运煤上山和运煤斜巷道兼作回风，在运煤斜巷下部，轨道大巷上部设置采区煤仓，用于采区煤炭装车、外运。煤炭运输采用胶带输送机。122、区段划分及中间巷道布置本采区共划分为三个区段，采用单面布置方式，每一工作面由胶带运输巷和材料巷组成。工作面材料巷和胶带运输巷采用平行双巷布置。为保证一采区工作面接续，材料巷与胶带机运输巷之间留10M煤柱护巷。123、采区主要硐室采区主要硐室有采区变电所、胶带输送机机头硐室及采区煤仓硐室等。2、方案比较方案比较见下表方案比较表方案方案方案优点1、辅助运输距离短，辅助运输采用传统的串车提升，设备简单。1、运煤上山和辅助运输上山均布置在煤层内，施工方便，便于采用综合机械化施工，可缩短投产工期。2、较方案节省岩石工程量500M，和一个绞车硐室。3、辅助运输采用对拉绞车提升，系统简单，运输安全方便，便于运送综采支架等大型设备。缺点1、岩石工程量较方案大；2、辅助运输采用串车提升，安全性差，环节多，占用设备多，岗位工多，效率低；3、采区投产工期长；4、运送大型设备不方便。5、投资多。两部对拉绞车房处，需各留一段1530的车场。通过以上比较，可以看出方案具有辅助运输系统简单、岩石工程量少、投资省、工期短、便于运送大型设备等优点，因此设计推荐方案。3、各类巷道断面及支护形式的选择根据巷道用途和服务年限，结合本采区煤层薄，顶、底板岩石较稳定的特征，考虑便于施工和利于维护等因素，决定采区轨道巷、轨道反上山、运输上山、轨道上山、绞车房均采用直墙半圆拱断面，采用锚网喷支护。运输巷、材料巷、轨道巷和切眼采用锚带网支护，采用矩形断面。过断层破碎带、煤在巷顶时、交岔点处采用锚网喷支护支护并配锚索支护。半圆拱断面，锚杆规格202000，网采用6钢筋焊接，网孔8080。矩形断面，采用锚带网支护，锚杆规格161600，网采用10铁丝编制，网孔100100。具体断面尺寸及支护形式详见施工图。4、掘进工艺过程及设备选择41、掘进工艺的选择和作业方式锚网喷巷道411、采用初喷作临时支护。初喷厚度不小于30MM，初凝20分钟后进行打、安锚杆、挂网及扒装。锚杆间排距一般为800800或700700。412、喷浆支护时必须进行拉线喷浆，在拱顶、拱肩、拱基处拉线，不少于5条，使巷道成形光滑、平整、无急角。一次喷浆厚度达不到要求，严禁进行二次复喷。413、两帮最下边的一排锚杆，距底板距离不大于200MM，必须呈3045打入。414、两帮喷浆必须有100MM的基础设计有水沟一侧除外。415、永久水沟的施工迎头掘进时，应把水沟一并打眼放炮带出。永久水沟施工，靠巷帮一侧必须补打一排锚杆，金属网要压入最下一排锚杆，然后浇注水沟混凝土。采区内半煤岩巷道采用综合机械化掘进施工工艺，掘支顺序作业。首先按规定使好临时支护，采用EBJ132型综掘机破煤、装煤，采用GW40T型刮板运输机及吊挂式皮带运输机运煤。配套MFC1218/2962型锚杆机打眼和安装锚杆，临时支护采用吊环式前探梁。采用“三八”工作制，每班两个正规循环，循环进尺24M，日循环6个，日进144M，月进360M。42、采掘比例关系本采区前期安排1个开拓队，具备条件后，可安排1个开拓队和1个综掘队，1个回采工作面，采掘比例关系为12。5、几点要求51、本采区五、七煤层采厚约小于1M，建议采用沿空留巷技术，少掘进回采巷道，不留煤柱开采，提高采区回采率。52、采用矸石充填采空区，减少矸石上井量。53、回采巷道支护，两帮在技术条件满足情况下，采用木锚杆支护，降低支护费用。第六章采煤方法及回采工作面1、采煤方法根据本采区煤层开采条件，区内采用走向长壁后退式采煤法。2、回采工作面设备选型21、回采工作面采煤、运煤设备根据国内目前薄煤层工作面生产情况，采煤设备有滚筒式采煤机和刨煤机两种型式，目前国产滚筒采煤机机身最低高度为700MM，本井田首采区5层煤平均厚度122M，滚筒式采煤机基本可以适应，故推荐使用滚筒采煤机。工作面采煤、运输设备型号及技术规格如下211、MG250BW型无链牵引双滚筒采煤机，功率250KW，速度055M/S，机身高700MM，截深630MM，电压1140V。212、工作面可弯曲刮板输送机型号为SGB630/220，输送能力400T/H，电机功率2110KW，电压1140V，长度150M。213、转载机转载能力400T/H，功率90KW，电压1140V，铺设长度为30M。214、顺槽可伸缩带式输送机SSJ1000/125型，铺设长度1500M，带宽1000MM，输送能力400T/H，功率125KW，电压1140V。215、乳化液泵站SRB200/315型，压力315MPA，流量200L/MIN，电机功率132KW，电压1140V。每面2台泵一个水箱组成一套。216、喷雾泵站PB250/55型，压力55MPA，流量250L/MIN，电机功率37KW，电压1140V，每面2台泵一个水箱及过滤器组成一套。22、工作面液压支架选型首采区煤层厚度在0914M之间，所选液压支架支护强度最低应满足大于6倍采高岩石重量（P015M，即021MPA的要求。设计推荐Y1800/05/14S型，两柱掩护式液压支架，支架高度为5001400MM，中心距1500MM，宽度1400MM，工作阻力11071570KN，支护强度024034MPA，底板比压113144MPA，泵站压力315MPA，质量4900KG。23、工作面两巷超前及端头支护231、工作面上下材料巷及中间皮带运输机巷采用DZ2530/100型单体液压支柱，配金属铰接十字顶梁进行支护，上下材料巷超前支护两排，超前支护距离30M。232、工作面端头支护工作面端头用普通液压支架换长顶梁，用于机头机尾端头支护。3、回采工艺31、割煤采煤机从工作面两端进刀，双向割煤、截深600MM，每循环割煤深度600MM，循环推进。上行割煤时速度可适当减小，以满足机身过煤需要。32、推溜采煤机割煤后，滞后采煤机1025M，利用移溜千斤顶完成推溜工作。33、移架工作面支架紧随工作面移溜工序进行，由上向下或由下向上顺序进行，分段操作，移架步距600MM。34、工作面作业方式及工作制度为充分发挥设备效能，并有利于设备维护，工作面采用三班八小时工作制度，其中二班生产，一班检修。生产班完成5个正规循环作业，班推进3M，日推进6M。4、回采工作面41、工作面参数411、工作面长度L150M412、工作面平均采高M122M413、工作面推进速度工作面每天完成10个正规割煤、移架工序，月推进度为180M，年推进度为1800M。42、工作面产量预计工作面产量按以下公式计算QLMQV1501221441800474万吨式中L工作面长度，150M；M工作面平均煤厚，122M；Q5煤层容重，144T/M3；V工作面年推进度，1800M。综采工作面年产量约474万吨，掘进煤约08万吨，矿井可以满足45万吨生产能力的要求。43、工作面接续采区内安排一个综合机械化采煤工作面回采。同一区段先采五层煤，后采七层煤，其间隔时间不少于6个月。区段间采用上行顺序开采，先采最下一个工作面，比先开采第二个工作面工期提前15个月。工作面接续见下表开采顺序工作面名称储量万吨单产万吨/年开采时间（月）备注115023774510121501377451013150337745101417013384590517023384590617033384590合计214657344、采区生产能力及回采工作面个数441、工作面循环产量回采工作面Q回1501220631449515772T掘进工作面Q掘36122241441518T442、工作面日产量、月产量、年产量日产量15772915186151056T月产量275151056415万T年产量3301510564985万T故确定采区设计生产能力为45万T/A。采区服务年限TN2146/4548年443、工作制度年工作日330天，每月工作天数为275天，每天“三八”制作业，正规循环作业。5、工作面及采区回采率51、工作面回采率工作面回采率大于97。52、采区回采率采区回采率大于85。第七章采区生产系统1、通风系统11、采区所需风量计算111、按工作面温度与适宜风速计算Q采60VS采KL式中Q采采煤工作面实际需要的风量，M3/S；V采工作面适宜的风速，M/S，参照新汶矿业集团矿井通风细则及综采工作面设备散热的需要，取25M/SKL采面长度系数，取12；S采采煤工作面断面积，按3M2Q采6025312540M3/MIN112、按瓦斯涌出量计算Q采I100G瓦K采涌式中G瓦I采面瓦斯绝对涌出量，M3/MIN，最大相对涌出量为0368M3/T，按采面日产量最大3000T计算，G瓦077M3/MIN；K采涌采面瓦斯涌出不均衡系数，取15；Q采10015077115M3/MIN按人数计算实际需要风量Q采4NM3/MIN式中N采煤工作面同时最多工作人数，人；Q采I440160M3/MIN按煤矿安全规程的规定，采煤工作面需要风量应按瓦斯、二氧化碳涌出量、工作面的气温和风速及人数等因素分别计算后，取其中的最大值，参照新汶矿业集团的配风标准，暂按回采工作面单面配风标准为600M3/MIN，即10M3/S，实际生产过程中，可根据瓦斯涌出量和井下气候条件的变化进行适当调整。采区配一个备用工作面，备用工作面风量与生产面相同，故矿井实际需要风量为Q采26001200M3/MIN20M3/S。12、掘进工作面所需风量计算根据矿井接续要求，本采区配备2个掘进工作面，按煤矿安全规程和新汶矿业集团公司生产矿井风量计算细则的要求，矿井掘进风量按下述公式计算，并取最大值121、按瓦斯涌出量计算Q掘100Q瓦掘K掘通式中Q瓦掘为矿井掘进工作面瓦斯绝对涌出量。按5层煤资料计算。其相对涌出量0368M3/T，综掘机生产能力200M3/H计算，Q瓦掘0368200144106M3/H故Q掘1001061560265M3/MIN122、按人数计算Q掘4N42080M3/MIN123、按最低风速计算Q岩掘9S91942175M3/MINQ煤15S1516240M3/MIN124、按局部通风机的实际吸风量计算Q掘Q局机K漏K漏取115，Q局机吸风量取260M3/MIN则Q掘260115299M3/MIN按上述计算结果，矿井掘进工作面最大需风量为299M3/MIN，考虑一定的安全系数设计掘进工作面平均配风量取340M3/MIN。矿井掘进实际需风量为Q掘2340680M3/MIN1133M3/S13、采区硐室所需风量绞车房Q120M3/MIN配电所Q50M3/MIN14、采区总配风量（按生产时最大值）Q总（Q采Q掘Q硐）K矿通（1200680170）12525625M3/MIN则采区设计总配风量为25625M3/MIN。13、通风系统能力验算131、按风速验算总进风巷道（按采区轨道巷校验）V进25625/（131960）324M/S025M/S，满足要求。工作面上下平巷V600/75660132M/S4M/S，满足要求。132、按瓦斯涌出量验算风量根据地质报告提供，预计本采区5层煤瓦斯相对涌出量为0368M3/T，为此，上述风量计算，依据创造良好的气候条件是否满足瓦斯及CO2等有害气体对风量的要求，现计算如下QWKGQG/（CGCIN）M3/MIN式中KG该采区瓦斯涌出不均衡系数，取KG14；QG该采区瓦斯的绝对涌出量，经计算QG瓦177M3/MINCG采区回风流气体最高允许浓度，取CG001CIN采区进风流瓦斯浓度，不得大于05因此，瓦斯验算QW14177/（0010005）4956M3/MIN25625M3/MIN所以冲淡瓦斯所需风量小于采区总的进风量，采区配风符合风量要求。14、采区通风系统采区投产时应具备全负压通风系统，掘进工作面采用局扇压入式通风方式。通风系统新风由506水平东翼轨道大巷一采区运输石门五层轨道反上山一采区辅助运输上山1502工作面材料平巷回采工作面。乏风由回采工作面1502工作面运煤平巷一采区运煤上山一采区五层皮带运输巷506水平东翼总回风巷主井地面。15、通风负压计算矿井通风负压采用下列公式进行计算HPLQ2/S3式中矿井井巷通风阻力系数；P巷道净周长，M；L井巷长度，M；S井巷净断面，M2；Q通过井巷的风量，M3/S。不同的井巷根据其装备及支护方式的不同，根据新矿集团及其它矿区的生产经验，选取不同的通风阻力系数，经计算，矿井前期通风负压为14576PA，见矿井通风负压计算表521。16、矿井通风等积孔计算矿井通风等积孔采用下式计算038/9QAH式中A矿井等积孔，M2；H矿井通风负压，PA；Q矿井风量，M3/S经过计算，矿井投产初期等积孔为264M2，属于通风容易矿井。见表初期矿井通风负压计算711。2、运输系统21、运煤系统刮板运输机可伸缩胶带运输机1502工作面1502运输巷胶带运输机三吨底卸式矿车一采区五层皮带运输巷一采区煤仓架线电机车卸载站采区装载车场矿井东翼轨道大巷井底煤仓。22、辅助运输系统采区辅助运输采用绞车、矿车运输方式，液压支架运输采用双速绞车平板车运输。221、材料、设备从井底车场东翼轨道大巷采区轨道巷五层轨道反上山五层轨道上山1502材料巷1502工作面。大巷由电机车牵引，五层轨道反上山、五层轨道上山、材料巷由绞车牵引，矿车采用1吨标准矿车。222、掘进矸石掘进矸石经采区轨道巷、矿井轨道大巷、井底车场，进入副井罐笼提至地面处理。223、掘进煤处理生产期间采区掘进煤可进入采区煤炭运输系统，经采区煤仓皮带巷进入采区煤仓，少量掘进煤及主井撤煤不能在井下处理经副井提至地面处理。3、提升系统31、设计依据井筒斜长208M井筒倾角16提升高度47035M提升方式单钩串车提升提矸每钩3辆32、钢丝绳选择321、钢丝绳终端载荷QG31800610COS160015COS16G205726N322、钢丝绳每米单重20971158SIN666083/KPCOSKGM选用67FC181570ZAB型钢丝绳。钢丝绳直径18钢丝绳抗拉强度1570MPA最小钢丝破断力总和190512KN钢丝绳每米重量114KG/M323、钢丝绳安全系数校验1942020978SIN6COS1M86165满足要求。33、提升机选择331、滚筒直径DG60D601810801200MM332、实际提升最大静张力FM20971298114SIN1602COS16G221323N选JTB12124型防爆绞车，其主要技术参数滚筒直径12M滚筒个数1个滚筒宽度1M钢丝绳最大静张力30KN减速器速比24333、校验滚筒缠绳宽度按煤矿安全规程规定，缠三层。2683071286B6101000MM满足。334、天轮选择807TD选型游动天轮34、验算电动机功率125608N71675KW选75KW660V电动机。35、提升安全设施沿轨道设置超速捕车器2台，设雷达捕车器一套。井口设置一套自动摘钩装置。4、采区排水系统41、水量预计根据地质报告提供，一采区与矿井构造、煤层、水文等地质条件基本相同，因此采用比拟法预计本采区的涌水量，经计算一采区正常涌水量Q239M3/MIN，最大涌水量Q最大335M3/MIN。42、排水路线一采区为上山采区，排水系统简单，工作面涌水通过巷道水沟和小潜水泵即可完成，排水线路为工作面涌水由工作面工作面顺槽五层轨道上山五层轨道反上山一采轨道石门506水平东大巷中央水仓。5、采区防尘系统51、综合防尘要求511、回采工作面防尘回采面投产前先在煤层内注水，预先润湿煤体，注水后煤体水分增加不少于1，含水率在4左右。采煤机必须安装有效的喷雾装置。在运输巷转载点、溜煤眼上口等处，必须安装喷雾防尘装置，并设专人负责管理。回风巷距工作面50M内设置净化风流水幕，并正常使用。运输巷、回风巷必须定期清扫或冲洗煤尘，并清除堆积的浮煤。512、掘进工作面防尘打眼时必须采取湿式作业，封眼必须使用水炮泥。放炮前、放炮后和装岩前必须对迎头30M范围内巷道进行洒水冲洗。在距迎头20M内安设一道冲击波水幕，距迎头50M内安设一道手动水幕，实施放炮喷雾。装岩过程中应边装岩边洒水。风筒出风口距工作面距离不得超过10M，以保证有足够的风量冲淡排出粉尘。掘进机必须安装有效的喷雾装置。粉尘浓度超限的场所，作业人员必须佩戴个体防尘用具。513、其它地点防尘运输转载地点，均应设置喷雾装置，转载时实施自动喷雾。运输上山及运输联络巷内防尘管路每50M设一个三通，以供洒水冲尘。52、防尘系统矿井井下消防洒水，根据煤矿安全规程的规定，结合矿井具体条件，防尘与消防管路合并使用，采用处理后的矿井水，其水质水量均可满足井下消防洒水的要求，在矿井地面设生产及消防洒水池一座，有效容积为1200M3。井下消防用水采用自流方式，主管路采用1086无缝钢管，沿副井敷设至井底车场至采区，支管采用5945无缝钢管。井下所有消防管路每隔100M设置支管和闸阀，在皮带机运输巷中每隔50M设置支管和阀门。53、隔爆设施采用被动式隔爆水袋棚隔绝煤尘爆炸，水袋棚采用集中式布置，每组用水量按所在巷道断面计算应不小于200升/M2，棚区长度不小于20米。采区上车场、回采工作面进回风巷道、煤或半煤岩掘进巷道均应设置隔爆水袋棚。水袋棚安设好后，要指定专人管理，并经常保持水袋的完好和规定的水量。54、建立完善粉尘监测制度541、每半月对采掘工作面和主要场所全面进行一次粉尘测定。542、每半年进行一次游离二氧化硅和粉尘分散度的化验分析，并有记录备查。543、应按规定进行个体呼吸性粉尘测定。544、采集的个体呼吸性粉尘样、游离二氧化硅、粉尘分散度样品，要按规定时间送检。545、粉尘测定仪和个体呼吸性测定仪应按周检规定进行检定。第八章供电系统一、采区变电所位置确定及供电简况根据位置确定原则和本采区巷道布置，采区变电所布置在五层轨道上山与五层运输上山之间。高压10KV电源来自井下中央变电所，采用双回路同时供电。采区内有一个回采工作面生产，其它一个工作面做准备。采煤机、刮板输送机、转载机、乳化泵站、运煤巷皮带、综掘机采用矿用移动变电站供电，供电电压等级为1140V，工作面供电配电点设在材料巷，必须有专用配电硐室，配电点位置距切眼大于200M。掘进迎头、运煤巷皮带、运输斜巷运煤系统和轨道提升系统采用660V供电。二、负荷统计与变压器选择一负荷统计掘进系统负荷统计表设备名称型号电压V设备台数单台功率KW实用功率KW备注综掘机EBJ13211401242242探水钻机66011717调度绞车JD40660340340调度绞车JD55660555555污水泵1140513513114022152215局部风机66032153215喷浆机P6660155混凝土搅拌机660144扒装机P30B660517517材料巷运输皮带1140125125运输巷胶带输送机660240240斜巷皮带SSJ1000/125660125125斜巷皮带转载机660240240对拉绞车6605525512M绞车6607575排水泵6601515合计1573回采工作面及运输系统负荷统计设备名称型号电压V功率KW实用功率KW备注双滚筒采煤机MG250BW1140250250刮板输送机SGB630/2201140220220转载机11409090乳化液泵站SRB200/3151140132132喷雾泵站PB250/5511403737注水及探水钻机11401717双速绞车11401852185调度绞车114055355污水泵114013213注水泵11403030煤电钻114012212合计10064二变压器的选型及容量选择1、掘进变压器容量SBKXPE/COSP7041573/061049KVA式中PE掘进变压器所带负荷之和，KW；KX需用系数，取04；COSP7加权平均功率因数，取06选用二台KBSG2T500/10/066KV干式隔爆变压器，一台KBSGZY2T500/10/114KV移变站。2、回采变压器容量1综采工作面采煤250KW，刮板机220KW，转载机190KW，共计负荷560KW，使用一台变压器供电。156037XKKW选一台KBSGZY2T800/10/1140V移动变电站一台。2其余回采负荷P3784KW，共用一台变压器供电。213064178062XKSKVA选一台KBSGZY2T630/10/1140V移动变电站一台。三、高低压电缆的选择一确定电缆的型号与长度，根据电缆的型号确定电缆，高压电缆全部选MYJV22和MUGSP系列电缆，低压电缆选用MY或具有屏蔽层的MYP系列橡胶电缆。1、510M水平中央变电所至一采区变电所高压电缆长度LKL10512001260M2、采区变电所至采煤机和乳化泵移变站高压电缆长度LKL10514001470M移变站至配电点低压电缆长度LKL105400420M3、一采区变电所至综掘机迎头移变站高压电缆长度LKL105270284M移变站至配电点的低压电缆长度1600M。二高压电缆截面的选择1、510M水平中央变电所至采区变电所高压电缆的选择采用双回路供电，所供最大负荷为；S（694211520818464KVA，按单回路能带全部负荷选择高压电缆截面。1按经济电流密度选择电缆截面0418645123COS39KXSIGAU一般矿井的年利用小时数为30005000小时，IJ225电缆截面245102IGSJM选用MYJV2210KV395MM2铜芯电缆。2按长时允许负荷电流校验电缆截面经查得，MYJV2210KV395MM2铜芯电缆，长时允许电流为305A4512A。3按允许电压损失校验电缆截面按末端电压不小于额定电压的5计算。末端电压不小于10000（15）9500V，矿井降压站主变压器二次电压最高为10500V，则允许电压损失1050095001000VA降压站主变压器电压损失UB22/10COSIN/1086510595832297BNTNTSJUURXUEVSE主变容量10000KVA，矿井有功功率8175KWSJ81750958605KVAUB主变电压损失的百分数UR主变压阻压降百分数9URP100/S5108100/10000051P主变的短路损耗KWUX主变电感压降百分数222905189OUXURB地面降压站至510M水平中央变电所电缆电压损失地面降压站至510M水平中央变电所电缆为MYJV42103240MM2。按单回路带全部负荷U1KXPL103/UERA084478103/105004862402486VC510M水平中央变电所至一采区变电所电缆电压损失32310084659537KXPLUERAV由地面降压站至采区变电所高压电缆电压降为UU13U1U22972248630473525V1000V满足压降要求。4热稳定性校验短路电流的周期分量稳定值3172054976DPDSUI兆伏安根据初步设计知，地面降压站10KV母线短路容量为81兆伏安，I3435KA，故130519634DBEXI中央变电所至采区变电所电缆电抗XL0081008一采区变电所变压器二次侧三相短路电流电抗081396143622LXD35774UEIKA短路容量为3COS105423962SDI兆伏安因短路电流不衰减，假想时间等于断路器的运作时间025S电缆最小热稳定。电缆最小截面3205MIN4271TJSIDMC小于95MM2C稳定系数取100三采区变电所至工作移变站高压电缆截面的选择1、采区变电所至综采机工作面1按经济电流密度选择电缆截面80493COS15SIGAUS800KVA按变压器额定容量2489725SJM选用MUGSP335MM2电缆。2按长时允许负荷电流校验电缆截面经查得，MUGSP335铜芯电缆长期允许电流为165A489A合格。3按允许电压损失校验电缆截面A降压站主变至采区变电所电压损失35253VB一采区变电所至移动配电点电压损失移动配电点设在材料巷距切眼200M处，采区变电所至移变距离为1400M。310/65450486352UKXPELURSCAV0PEWC由地面降压站至移变配电点的压降3525326337886V1000V满足要求。4按热稳定性校验经查表知，移变二次出口侧两相短路电流为648A。3264873IDIA因短路电流不衰减，假想时间等于断路器的动作时间（025S）电缆最小热稳定截面为35MM232025MIN/7483741SITJCMC热稳定系数100选用MUGSP335的电缆符合要求。2、采区变电所至乳化站移变电高压电缆选择1按经济电流密度选择26308517985IGASJM选择MUGSP10KV335MM2电缆。2按长时允许电流校验经查得，MUGSP10KV335MM2铜芯电缆长期允许电流为165A385A，能够满足要求。3按允许电压损失校验电缆截面A降压站主变至采区变电所电压损失35253VB一采区变电所至移动配电点电压损失，距离为L1400M3310/6784/10548