xx矿业集团有限责任公司xx煤矿7500采区初步设计说明书

XX矿业集团有限责任公司XX煤矿7500采区设计说明书初步设计说明书1目录前言1第一章采区概况及地质特征2第一节采区概况3第二节地质特征及顶底板情况3第三节地质构造6第四节水文地质7第五节储量10第二章采区设计方案及巷道布置11第一节采区设计依据11第二节采区方案选择11第三节采区巷道布置15第四节巷道准备工程量15第五节车场及硐室16第三章采区生产能力及采煤方法16第一节开采顺序16第二节巷道施工16第三节开采方法17第四章采区生产系统18第一节采区运输系统18第二节采区排水系统19第三节采区通迅、照明19第四节供水及防尘20第五节供风系统20初步设计说明书2第六节通风系统21第七节安全监测监控系统27第五章采区装备及供电32第一节运输提升设备32第二节排水设备37第三节掘进装备38第四节回采工作面采煤方法及机械设备38第五节采区供电40第六章灾害预防与安全技术措施47第一节预防顶板事故47第二节预防水灾49第三节预防火灾50第四节预防瓦斯、煤尘事故51第五节防火、防水注浆系统53第六节安全检测系统53第七章施工组织及主要技术经济指标54初步设计说明书1前言XX煤矿位于XX煤田的西部，于1971年5月破土兴建，1978年建成投产。该矿井原设计生产能力030MT/A，采用一对立井开拓，生产水平150M，服务年限71年。矿井投产后，生产能力上升幅度较大。对此，为有效地利用煤炭资源，延长矿井的服务年限，1984年山东煤炭工业管理局以84鲁煤基字第58号文批准，将荣庄西十井田F7断层以东划归XX煤矿开采，井田面积由此扩大到158KM2。为提高矿井的技术装备水平，解决设备落后、老化的问题，全面提高矿井的经济效益，1986年山东煤炭工业管理局以86鲁煤基字第22号文确定矿井扩建规模至090MT/A。1998年矿井扩建主体工程全部完工，开采上组煤为主的扩建水平250M水平生产系统形成，1999年矿井实际产量达90万吨。该矿井自建成投产以来，原煤产量持续增加，尤其自矿井改扩建以后，年产量一直在90万吨以上。根据目前XX煤矿的实际情况，为了保证采场正常的生产接续以及矿井稳产高产，编制7500采区初步设计。初步设计说明书2第一章采区概况及地质特征第一节采区概况一、采区范围430M水平五采区是XX煤矿第三开采水平东翼第三采区。采区南以430轨道下山保护煤柱线为界与八采区相邻，西以BF63断层为界与一采区相邻，东以F24断层为界与七采区相邻。采区上限标高煤7为3100M，下限标高为4200M。走向长度为39206800M，倾向长度煤7为2200024800M。面积为1103992M2。该区地面标高为8431230。二、地质概况采区内构造以北东方向断层为主，中小型断层发育，呈台阶式排列；根据一采区7煤层实际揭露构造特点表明，7煤层中断层下延展方向，落差小于30M的断层一般不会延至8、9、102煤层，落差50M左右的断层部分延至8、9、102煤层；断层走向及展布方向变化较大，规律性不强。本区煤岩层整体呈向斜构造，向斜轴在采区北西部，向南西方向倾伏。F24断层在430并联回风巷、430并联进风巷、430轨道下山、430人行下山430皮带下山均揭露，落差为1200M。三、采区周边开采情况在采区的南部区域除有430并联回风巷、430并联进风巷、430轨道下山、430人行下山430皮带下山外其它采掘工程。四、自然灾害及地形、地貌采区地表为一片向北东方向缓抬升的农田，除第四系外无其它地层出露。南西区域部分在XX村、河洼村村庄保护煤柱内，北部区域部分位于引黄灌渠、涧北水库保护煤柱内，无其它建筑物。有六条通村小路。初步设计说明书3涧北河在相对区域南部穿过，为季节性河流，雨季有水，流向南西；涧北水库位于采区北部东邻，引黄灌渠在北部120M区域东西向穿过。本采区地面相对位置因受上组煤采动影响，地面已出现塌陷。本采区回采后，将会使地表塌陷程度加剧。第二节地质特征及顶底板情况一、地质勘探情况本采区范围内共有勘探钻孔8孔，终孔层位不均，有4孔终孔为102煤。据邻区7100采区7煤层开采情况分析，区域内小型断层较发育，钻孔穿过断层的有3孔，区内构造控制程度相对偏低。在7、8、9、102煤层施工时，应提前采用多种科学勘探手段探明该区域内大中型构造，结合一巷多用的原则，施工巷探工程，进一步探查区内大中型断层。详见钻孔情况一览表11钻孔情况一览表表11孔号编号煤层名称见煤底板标高M煤厚M终孔层位终孔深度M封孔质量74113905（025）055844685035015156945620066029035101459420480130302410246197200102煤56342怀疑初步设计说明书4789101104102未见煤系上石盒子组杂色泥质粉砂岩10279合格789101323102断失断层带52977怀疑740358072016074842951050020156943914014（003）15010144175042（02）034661310244425223102煤56357合格7891017312102未达31煤33774合格743741743132102煤56995合格初步设计说明书5844805107（027）0629断失1014516304010245323092730945047（02）06884163219494249611210142763085731310243062180102煤52530合格二、地层及标志层本区石炭系太原组厚1433316565M，平均15449M。以浅海相和海陆交互相沉积为主，岩性以灰灰黑色粉砂岩为主，浅灰深灰色泥岩、灰灰绿色中、细粉砂岩、粉砂岩与细砂岩互层等相间出现，含石灰岩四层，其中一、二、三、四灰为标志层。主要可采煤层为7、8、9、102煤，5上、6、101为不可采煤层。石灰岩中主要含腕足类、腹足类、海百合、珊瑚、长身贝、蜓蝌等化石。煤层顶、底板富含植物化石。一灰厚1832M，平均252M，多含生物化石碎屑，一般含泥质。下距二灰456631M，平均5429M。二灰厚2436M，平均278M，为6煤层直接顶板，上部多含泥质，裂隙较发育。下距7煤1132032M，平均1576M，下距三灰2704572M，平均3635M。三灰厚02045M，平均032M，上部与粉砂岩逐渐过度，石灰岩与粉砂岩呈互层状。下距四灰43546M，平均506M，下距8煤8101209M，平均979M。四灰厚38663M，平均473M，为8煤层老顶，上部含大量泥质，初步设计说明书6中部夹含厚00035M的粉砂岩，下部质较纯，致密坚硬，多含燧石，垂向裂隙和顺层裂隙均较发育，偶见洞穴，常为方解石所充填。五灰厚4821131M，平均厚806M，质纯、致密坚硬，裂隙发育，下距奥灰6761857M，平均1138M。本区7煤煤厚在12150M之间，平均135M，为较稳定煤层，全部可采，可采性指数10，煤厚变异系数302，煤层结构复杂，在煤层的中下部有一层岩性为粘土岩的夹石，厚度在015025M之间，平均020M，分布较稳定。煤层普氏硬度系数F2030，夹石普氏硬度系数F3040。煤层特征情况表表12煤层名称煤厚（M）倾角结构Y稳定程度平均13587煤最小最大12150128复杂302稳定第三节地质构造本采区煤岩层整体呈向斜构造，向斜轴在采区北部，向南西方向倾伏。向斜轴南翼煤岩层走向约在570940之间，倾向约在327040之间，倾角约在18，平均6，向斜轴北翼煤岩层走向约在13702270之间，倾向约在22703170之间，倾角约在128，平均8。采区断层构造从上组煤揭露资料、一采区下组煤7层揭露资料及钻孔资料推断分析，断层主要以北北东向正断层为主，区内断层皆为推断构造。落差较大断层其附生断层发育，对将来工程施工影响较大，对工作面布置影响严重。（详见下表）。区内未见岩溶陷落柱和岩浆岩侵入。详见断层特征表表13初步设计说明书7产状构造编号性质走向（0）倾向（0）倾角（0）落差（M）实见位置及控制情况BF67正24412943117000200据上组煤实见位置推断断层，控制较低BF65正212917000250据上组煤实见位置推断断层，控制较低BF69正22292600050据上组煤实见位置推断断层，控制较低BF68正101652552806500100据上组煤实见位置推断断层，控制较低BF63正27661171566070000260据上组煤实见位置推断断层，控制较低FN8逆623321225001207100轨道、皮带及9100皮带8100II泄水巷、430水仓实见，基本控制F11正949618418670H1000推断位置，控制程度较低F24正24412943117000200据上组煤实见位置推断断层，控制较低F12正2111165701020据上组煤实见位置推断断层，控制较低第四节水文地质一、水文概况依据XX煤矿生产矿井地质报告资料，煤田北部边界F11断层为隔水边界。本区域位于F11、F24、BF67及F27断层所夹块段所围成的相初步设计说明书8对独立水文块段内。影响五采区下组煤充水的含水层主要有二灰、四灰、五灰和奥灰。1、二灰厚2436M，平均278M，为6煤层直接顶板，上部多含泥质，裂隙较发育。单位涌水量Q00111L/SM，在断层附近可达到0899L/SM，矿化度为030060G/L，水质类型HCO3CLNA。在430轨道下山初次揭露时水量为100300M3/H，并很快疏干，威胁程度较小。下距7煤层1531834M，平均1600M；8煤层3536186M，平均4846M；下距9煤层44557489M，平均5746M；下距102煤层47808324M，平均6329M。2、四灰为8煤层直接顶板，厚38663M，平均473M，上部含大量泥质，中部夹厚01030M的粉砂岩，下部质较纯，致密坚硬，多含燧石，垂向裂隙和顺层裂隙均较发育，偶见洞穴，常为方解石所充填。单位涌水量Q0000870808L/SM，00191818M/D，矿化度为0107G/L，渗透系数K00191818M/D，水质类型HCO3NA和HCO3CLNA。四灰深部富水性弱，静储量为主，易疏干。目前根据8100II泄水巷资料四灰水位已降至4504M。向斜轴附近仍有少量淋水。四灰下距9煤层8951303M，平均110M；下距102煤层12202138M，平均1638M。3、五灰厚53108M，平均厚81M，质纯、致密坚硬，裂隙发育，下距奥灰平均131M，单位涌水量Q005222104L/SM，突水性极不均匀。矿化度为02640378G/L，渗透系数1131877M/D。7105工作面放水前最高五灰水位为217M，单孔涌水量为05100M3/H。在稳定放水量为2662M3/H的情况下，五灰最高水位为3784M，五灰最低水位可降到4024M，最大降深为830M。五灰上距8煤层344412M，平均378M；上距9煤层242265M，平均254M；上距102煤层192228M，平均210M。4、奥灰巨厚层状，厚度800M左右，单位涌水量初步设计说明书9Q001149901L/SM。矿化度为02470681G/L，水质类型为HCO3CLNAMG。现430M水平共有四个奥灰孔，最大单孔涌水量为100M3/H，最小单孔涌水量为50M3/H，平均为413M3/H。奥灰原始水位标高为296M，现实测水位为230M。奥陶系灰岩在南部山区有广泛出露，大量接受大气降水补给，补给量丰富，是煤系各含水层的主要补给水源。二、采区涌水量1、采区正常涌水量为生产用水、顶板淋水、煤层底板改造钻孔涌水和五灰疏放水量之和。生产用水按二面三头计算，大约需要25M3/H；工作面和掘进迎头顶板淋水按10M3/H；煤层底板改造钻孔，按3部钻机3孔同时揭露五灰，根据7100采区五灰钻孔放水情况，预计水量60M3/H；五灰疏放水量根据7100采区五灰放水试验第一落程稳定放水量Q11352M3/H，最大降深S14225M；第二落程稳定放水量Q214035M3/H，最大降深S24245M，采用比拟法计算。依据公式Q1/Q2（S1/S2）1/，求得01263本采区102煤层下距五灰19222280M，平均210M；102煤层最低标高4630M，五灰最高水位217M，102煤层开采底板破坏深度CP取8M，根据公式TSP/MCPDG求得开采102煤层安全水头高度为4413M。则有五灰疏放水位降深S3217M（4413M）4630M采用比拟法计算Q31173M3/H。因此本采区正常涌水量Q正25M3/H10M3/H60M3/H1173M3/H2123M3/H2、本采区最大涌水量为按正常涌水量2倍计算。即本采区最大涌水量Q最2123M3/H24246M3/H。三、根据矿井防治水管理规定和煤矿安全规程规定，在下组煤开采过程中，对于落差较大及导水性断层均应留设断层防水煤柱。依据矿井水文地质规程的煤柱计算公式L05KM3P/KP1/2初步设计说明书10式中，L煤柱宽度MK安全系数，取K30M煤层厚度或采高，取M20M，P煤柱所承受的水头压力MPA，KP岩石的抗张强度，取KP01MPA，经过计算得出17煤层断层煤柱L1678M，取20M；8、9、102煤层断层防水煤柱留设以7煤层煤柱为基准，按700塌陷角计算后取值留设，得出（2）8煤层断层煤柱L293M，取30M；39煤层断层煤柱L314M，取32M；4102煤层断层煤柱L337M，取34M；第五节储量一、储量1、储量计算范围东至F24断层下盘煤交线，南至430轨道下山保护煤柱线，西至BF63断层上盘煤交线，北至F11煤田边界断层防水煤柱。2、储量根据本区勘探程度，构造复杂程度，综合分析。由地质报告和150M水平实际测定资料，确定7煤层的容重为145；煤层的地损系数为011。本采区内7层煤资源储量1808万吨，可采储量1242万吨。详见表14村庄压煤万吨块段面积M2度厚M容重T/M3资源储量万吨XX村煤柱引黄灌渠大巷煤柱涧北水库XX村与大巷重复压煤设计损失万吨初步设计说明书11煤柱煤柱123447011314538422824511314546353615611314587817642491111314541412153019711314549492561719081131452822822821417250013113145410410205合计110399218084104128249282566第二章采区设计方案及巷道布置第一节采区设计依据本采区设计依据1、下组煤三水平延深方案设计的批复意见2、下组煤三水平延深初步设计3、7500采区地质说明书及审批意见4、邻近采区开采情况第二节采区方案选择一、方案选择430M水平五采区是XX煤矿第三开采水平东翼第三采区。采区南以430轨道下山保护煤柱线为界与八采区相邻，西以BF63断层为界与一采区相邻，东以F24断层为界与七采区相邻。初步设计说明书12采区内构造以北北东方向断层为主，中小型断层发育，呈台阶式排列；根据一采区7煤层实际揭露构造特点表明，7煤层中断层下延展方向，落差小于30M的断层一般不会延至8、9、102煤层，落差50M左右的断层部分延至8、9、102煤层；断层走向及展布方向变化较大，规律性不强。本区煤岩层整体呈向斜构造，向斜轴在采区北西部，向南西方向倾伏。F24断层在430并联回风巷、430并联进风巷、430轨道下山、430人行下山430皮带下山均揭露，落差为1200M。本采区范围内共有勘探钻孔8孔，终孔层位不均，有4孔终孔为102煤。据邻区7100采区7煤层开采情况分析，区域内小型断层较发育，钻孔穿过断层的有3孔，区内构造控制程度相对偏低。目前，430M水平生产系统均运转正常，有足够的能力担负本采区的安全生产任务。本设计只考虑7层煤的开采设计，8层煤、9层煤和10层煤的开采设计另行设计。该采区内可采煤层有七、八、九、十层。在本设计中，选择巷道位置及生产系统硐室时，既兼顾本采区内巷道的联系，同时也考虑到与八、九、十层煤采区上山位置及相互关系，以尽量减少采区工程量，提高生产系统巷道、硐室的利用率。为了使生产系统安全合理、经济实用、少留煤柱、提高煤炭回收率，根据矿井煤岩层实际地质情况，采区辅助运输考虑三个方案。方案一采区设轨道巷、皮带巷两条巷道，相互平行，皮带巷沿430东皮带方向沿8层煤顶板向前施工412M，按12230方位角调线沿7层煤施工375M至采区边界位置，施工至335M时，向左调线开门，施工煤仓联络巷，煤仓深度26M。轨道巷平行皮带巷，净煤柱35M，按3施工，巷道长818M（见7500采区设计平面图方案一）。轨道巷安设电机车，担负采区的辅助提升任务。方案二采区设轨道巷、皮带巷两条巷道，双翼布置，相互平行，轨道初步设计说明书13巷沿430东大巷方向按3施工504M后，按此坡度按12230方位角调线施工245M至采区边界。皮带巷平行轨道巷，净煤柱43M，与9100煤仓搭接，布置在7层煤中，长度726M（见7500采区设计平面图方案二）。轨道巷安设电机车，担负采区的辅助提升任务。方案三采区设轨道巷、皮带巷两条巷道，双翼布置，相互平行，轨道巷按132方位角按3坡度施工515M。皮带巷平行轨道巷，净煤柱33M，沿7层煤顶板施工，与9100煤仓搭接，巷道长494M（见7500采区设计平面图方案三）。轨道巷安设电机车，担负采区的辅助提升任务。二、方案比较、优缺点比较名称优点缺点1、430东皮带巷沿8层煤顶板布置，巷道容易维护，服务年限长。1、准备工期长，出面时间晚。2、430东皮带与7500皮带通过煤仓搭接，均衡煤流系统。2、轨道巷3次过断层，巷道维护困难。3、工作面两翼布置均匀3、煤仓及联络巷工程量大。4、工作面均能自然泄水。5、有利于综采工作面安装。方案一6、430东皮带段沿8层煤顶板布置，为7、8、9、102层煤共用。初步设计说明书141、工作面两翼布置均匀。1、巷道沿7层煤布置，维护困难。2、工作面均能自然泄水。2、没有煤仓，煤流系统单一。方案二3、皮带巷均沿7层煤布置，减少煤仓及联络巷工程量，投产快。3、不利于综采工作面安装。1、巷道工程量小，工作面投产快。1、工作面两翼布置不均衡。2、工作面不能自然泄水，需建排水设施。3、左翼工作面长，不利于施工。方案三4、不利于综采工作面安装。方案三由于两翼布置不均匀，左翼工作面走向长，施工困难，不能自然泄水，否定此方案。因此，只对方案一、方案二进行比较。工程量及资金比较方案一开拓工程量为1635M，其中岩石巷1000M，按岩巷2800元/M计算，则巷道费用为280万元。方案二开拓工程量为1475M，其中岩石巷800M，按岩巷2800元/M计算，则巷道开拓费用为224万元。通过对比，方案二分别比方案一节省巷道费用56万元。（三）开拓工期比较方案一岩巷1000M，煤巷635M。方案二岩巷800M，煤巷675M初步设计说明书15按岩巷单进60M/月，煤巷单进150M/月计算则方案一开拓工期为（1000/60635/15021个月）方案二开拓工期为（800/60675/15018个月）经以上方案对比，方案二虽然开拓工程量小，开拓工期短，节省巷道费用56万元，但是，方案二均沿7层煤布置，且东皮带段布置在向斜轴上，巷道维护困难，没有采区煤仓，煤流系统单一，因此，我们认为方案一技术先进，经济合理，开拓工程量虽然大，但是，方案一巷道易于维护430东皮带段沿8层煤顶板布置，为7、8、9、102层煤共用，建立采区煤仓，能缓冲煤流系统，因此确定方案一为主导设计方案。采区轨道采用半圆拱形断面、锚网喷支护。采区变电所7500采区设变电所一个，锚网喷支护，担负采区采、掘、运设备供电。第三节采区巷道布置7煤煤厚在12150M之间，平均135M，为较稳定煤层，全部可采，可采性指数10，煤厚变异系数302，煤层结构复杂，在煤层的中下部有一层岩性为粘土岩的夹石，厚度在015025M之间，平均020M，分布较稳定。煤层普氏硬度系数F2030，夹石普氏硬度系数F3040。下距8层煤223715M，平均302M。采区巷道采用单巷布置，工作面下部布置轨道顺槽，上部为运输顺槽，工作面之间间距37M。面长不超过100M。工作面轨道顺槽与运输顺槽主要采用伪倾斜上山定向布置，采用锚网支护顶板和两帮。轨道顺槽做行人、排水、按设管线、运送材料设备、工作面进风用。运输顺槽安设运输机，用于煤炭运输、行人、辅设管线并兼做回采工作面的回风巷等。由于采区内断层构造均由上组煤推算确定，为了保证资源的回收利用和初步设计说明书16安全生产的顺利进行，对于采区内留设的断层保护煤柱和断层附近小块段，可在生产期间进一步探查构造产状及参数，根据矿井经济发展形势、安全生产要求和村庄搬迁情况分析比较，另行确定开采方案布置。第四节巷道准备工程量本采区巷道准备工程量计1760M，840M为半煤岩，920M为全岩掘进。7500轨道380M，7500运输巷380M。第五节车场及硐室一、车场7500轨道车场为平车场，车场长20M，半圆拱形断面、锚网喷支护，净宽44M，净高36M，断面积138M2，铺设22KG钢轨，轨距600MM。工作面轨道顺槽与7500轨道连接均采用平车场。二、硐室为满足正常生产需要，430M水平7500采区内设3个硐室变电所、皮带机头硐室和煤仓，变电所、皮带机头硐室，半圆拱形断面、锚网喷支护，变电所位于7500轨道与7500皮带之间，长40M；煤仓为直立圆形断面，锚网喷支护，净直径60M。垂深26M，容量560吨。第三章采区生产能力及采煤方法第一节开采顺序一、开采顺序根据现场和施工进度，确定本采区首采工作面为7506面，施工循序为初步设计说明书177506面7505面7502面7509面7504面7503面7508面7507面7501面二、回采率采区煤炭回收率不低于80。第二节巷道施工一、破岩方法岩巷采用YT28型风钻凿岩；煤巷使用ZQS50/15S型风煤钻打眼。使用煤矿安全许用炸药，毫秒或瞬发电雷管，正向装药结构，水炮泥，炮泥封孔，串联或串并联联炮方式、使用MFD150/200型放炮器起爆。2、装岩使用P30B型扒装机装岩，上下山使用绞车提升，矿车运输或溜子运输。3、施工方法一次成巷。4、掘进通风使用FBD45255KW型局扇。5、排水巷道积水由巷道水沟排至430M水平水仓，再由泵房水泵排至地面。6、供水由430M供水干管分支，用50MM水管将水供到掘进迎头。7、供风由430M水平供风干管分支，用70MM水管供到掘进迎头。8、供电由430M采区变电所供电。9、防尘湿式打眼，装炮使用水炮泥，放炮开净化水幕，扒装洒水，冲刷岩帮等综合防尘措施。初步设计说明书18第三节开采方法一、采区生产能力、工作制度工作日330D/A，每日三班作业，每日净提升时间16H。、采区生产能力设计两个工作面正常生产，一个备用工作面，有三个掘进头作生产准备。回采工作面日产煤893吨，掘进出煤量按工作面产量的10计算。1、循环产量PLSMRC80101351450951488（T）式中L工作面平均面长，80M；M采高，135M；C回采率95；S截深，10M；2、日产量ALL1MRC80301351450954463（T）式中A工作面日产量，T/D；L工作面平均面长，80M；L1工作面日进度，3M/D；M采高，135M；C回采率95；采区生产能力为893330110324MT/A二、服务年限按公式TQC/A计算式中T服务年限，A；Q可采储量，1242MT；A生产能力，0324MT/A；初步设计说明书19C采区回采率，取080。T09936/0324307A三、采煤方法1、采煤方法采用单一走向长壁采煤法，走向后退式回采。2、落煤方式采用MG200型采煤机落煤、装煤。3、运输设备选用SGD630/180型可弯曲刮板输送机运煤。4、支柱选用DZ1825/100型单体液压支柱支护顶板。第四章采区生产系统第一节采区运输系统本采区属矿井第三生产水平、北部边界上山采区。采区运输由430水平运输系统承担，目前该水平主运输及辅助运输系统运转正常，有足够的能力承担该采区的生产运输任务。采区煤炭运输经区段运中巷7500采区皮带7500皮带煤仓430M东皮带430M皮带巷250M水平。采区辅助运输250M水平430M轨道下山430M东大巷7500轨道巷采掘工作面第二节排水设备本采区属矿井第三生产水平、北部边界上山采区，工作面自然泄水至一采区水仓由一采区水仓排至7100轨道水沟，进入430M水平水仓，由430M水平主排水系统排至地面，该水平排水系统运转正常。目前，该水平生产采区为一采区和八采区，一采区正常涌水量301M3/H，最大涌水量602M3/H；八采区正常涌水量159M3/H，最大涌水量297M3/H。430M水平水仓有效容积初步设计说明书207800M3，泵房有3台MD500575排水泵，6台MD5005710排水泵，排水泵的排水能力4500M3/H，管路排水能力5208M3/H，因此，该系统有足够的能力承担该水平的排水任务。第三节采区通迅、照明一、采区通讯7500采区在采区变电所、绞车房、采区皮带机头、车场、采煤面配电点、掘进头设防爆电话7部，采区电话分接箱设在采区变电所，选用HUYVR10X2X05型矿用阻然通讯电缆连接至430M水平电话接线箱。二、采区照明照明采用20W防爆日光灯，在运输大巷、上部车场和皮带运输机巷道每20米安设一个，每个机电峒室2个。第四节供水及防尘一、掘进工作面防尘采用湿式钻眼、冲涮巷帮、水炮泥、放炮喷雾、装岩洒水和净化风流等综全防尘措施。二、采煤工作面防尘采煤工作面采取煤层注水，使用水炮泥、喷雾洒水，采煤机安装有效的内外喷雾装置，运煤转载点设置喷雾、洒水装置。三、供水系统430M水平供水管路430M东翼轨道大巷7500轨道巷采区内各用水地点。第五节供风系统一、采区风动工具使用情况初步设计说明书21根据采区布置及回采，预计采区使用风动工具最多时，每个掘进头使用风钻2台，风镐1台，同时工作时风钻6台（备用2台）、风镐2台。二、需要压风量需要压风量漏风系数摩擦系数同时工作系数风运工具平均用风量同时使用台数风钻型号ZY2324，耗风量33M3/MIN，工作风压46KG/CM2，风镐型号GT10，耗风量12M3/MIN，工作风压5KG/CM2。需要压风量1211509（334122）1938（M3/MIN）三、压风系统北风井压风机房250M水平井底车场回风暗立井430M水平井底车场430M东翼轨道巷7500轨道巷采区内用风地点。第六节通风系统一、概况矿井通风方式为中央边界（抽出）式，两个副井进风，两个风井回风。目前，一、二、三水平同时生产，第一水平仍由老副井进风，南风井回风，为一相对独立通风系统。第二水平和第三水平均由新副井进风，除第二水平的3900采区为南风井回风外，其他第二水平和第三水平的用风地点为北风井回风，主要供给井底车场各硐室、大巷及开采这两个水平各煤层所需要的风量。本采区正常生产过程中，2个生产工作面，1个备用面；掘进工作面4个，绞车房1个，变电所1个，煤仓1个。二、采区用风量计算风量计算参数回采工作面2个；初步设计说明书22备用工作面1个；掘进头4个；绞车房1个；变电所1个；采区同时工作人数98人；采煤工作面同时工作人数40人；掘进工作面同时工作人数36人；其它人员22人；采煤工作面绝对瓦斯涌出量11M3/MIN；掘进工作面绝对瓦斯涌出量011M3/MIN。风量计算及分配1、按井下同时工作最多人数计算Q4N式中Q采区总风量，M3/MIN；N井下同时工作最多人数，98人；4每人每分钟供风标准，M3/MIN；Q498392M3/MIN2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量的总和计算Q采需（Q采Q掘Q硐Q其它）K式中Q采需采区总风量，M3/MIN；Q采采煤工作面实际需风量总和，M3/MIN；Q掘掘进工作面实际需风量总和，M3/MIN；Q硐硐室需要风量总和，M3/MIN；Q它其它井巷需风量总和，M3/MIN；K矿井通风需风系数，取12；采煤工作面需风量计算初步设计说明书23按气象条件确定需风量Q采Q基本K采高K采面长K温式中按气象条件确定需风量Q采Q基本K采高K采面长K温式中Q采采煤工作面需风量，M3/MIN；Q基本不同采煤方式工作面所需的基本风量，M3/MIN；Q基本60工作面平均控顶距工作面实际采高工作面有效断面70适宜风速；K采高回采工作面采高调整系数，10；K采面长回采工作面长度调整系数，10；K温回采工作面温度调整系数，11；Q基本60395147015348M3/MINQ采348101011383M3/MIN按瓦斯涌出量计算Q采100Q采KCH4式中Q采采煤工作面需风量，M3/MIN；Q采采煤工作面最大绝对瓦斯涌出量，11M3/MIN；KCH4瓦斯涌出不均衡系数，15Q采1001115165M3/MIN按工作面温度计算按工作面温度计算Q采60V采S采式中Q采采煤工作面需风量，M3/MIN；V采采煤工作面适宜风速，15M/S；S采采煤工作面平均有效断面（该断面也应考虑乘以07的断面系数），3951407M2387M2；Q采6015387348M3/MIN初步设计说明书24按炸药使用量计算Q采10A式中Q采采煤工作面需风量，M3/MIN；A采煤面一次爆破炸药最大用量，525KG；Q采10525525M3/MIN按工作人数计算Q采4N式中Q采采煤工作面需风量，M3/MIN；N采煤工作面同时工作最多人数，40人；4每人每分钟供风标准，M3/MIN；Q采440160M3/MIN按风速验算15SQ采240SC式中S采采煤工作面平均有效断面，387M2；Q采通过以上计算，取Q采383M3/MIN；1538758053832403879288满足煤矿安全规程最低和最高风速要求。采煤工作面需风量Q采Q采Q备3832383/29575M3/MIN式中Q采采煤工作面需风量，M3/MIN；Q备备用面实际需风量不低于采煤工作面实际需风量的50；取Q采958M3/MIN。掘进工作面风量计算按瓦斯涌出量计算Q掘100Q掘K掘通式中Q掘掘进工作面需风量，M3/MIN；初步设计说明书25Q掘掘进工作面风流中瓦斯绝对涌出量，011M3/MIN；100掘进巷道风流中瓦斯浓度不超过1所换算的常数；K掘通瓦斯涌出不均衡系数，15。Q掘10001115165M3/MIN按炸药使用量计算Q掘10A式中Q掘掘进工作面需风量，M3/MIN；A掘进工作面一次爆破炸药最大用量，85KG；M3/MIN8510掘按工作人数计算Q掘4N式中Q掘掘进工作面需风量，M3/MIN；N掘进工作面同时工作最多人数，8人；4每人每分钟供给风量不少于4M3Q掘4832M3/MIN按风速验算15S掘Q掘240S掘式中S掘掘进工作面平均有效断面，704M2；Q掘通过以上计算，取Q掘106M3/MIN。15704106240704满足煤矿安全规程最低和最高风速要求。局部通风机选型Q吸1Q掘/1P百M式中Q吸局部通风机需要吸风量，M3/MIN；Q掘掘进工作面需要吸风量，M3/MIN；M独头通风百米长度指数，取10；初步设计说明书26P百柔性风筒百米漏风率，查表取3。Q吸1106/（13）10130M3/MIN根据计算所得局部通风机的需要吸风量Q吸确定选用FBD45/255KW型11KW局扇供风。掘进工作面全风压计算Q掘全Q吸215S式中Q掘全全风压供给掘进工作面的风量，M3/MIN；Q吸2选定局部通风机的最大实际吸风量，取190M3/MIN；S局部通风机安装地点的巷道断面，704M2；Q掘全19015704296M3/MIN掘进工作面需风量Q掘2Q掘42961184M3/MIN硐室需风量计算采区内有绞车房和变电所共两个独立通风硐室，根据集团公司一通三防风量计算细则，采区内机电硐室为中型硐室，每个硐室按100M3/MIN分配。Q硐2Q硐2100200M3/MIN井下其它巷道需风量计算Q它（Q采Q掘Q硐）4（9581184200）49368M3/MIN取Q它100M3/MIN按采煤、掘进、硐室等处实际需风量计算的采区总风量Q（9581184200100）1229304M3/MIN3、采区总风量通过以上计算取Q2931M3/MIN通风阻力计算1、通风系统初步设计说明书27新副井250M水平井底车场250M水平轨道石门和430M水平进风巷430M水平人行和轨道下山430M水平东翼轨道大巷采区底车场7500轨道巷回采工作面轨道顺槽回采工作面切眼回采工作面运输顺槽7500皮带巷430M水平东翼皮带机巷430M水平煤仓联络巷430M水平西翼皮带机巷回风暗立井250M北风井地面。2、通风阻力计算井巷摩擦阻力按下式计算23QSLPH摩式中H摩井巷摩擦阻力，PA；井巷摩擦阻力系数，NS2/M4；L巷道长度，M；P巷道净周长，M；S巷道净断面积，M2；Q通过巷道风量，M3/S。附采区通风阻力计算表41。通过计算采区通风容易时期，通风阻力为4572PA；采区通风困难时期，通风阻力为52184PA。3、等积孔计算及通风难易程度采区等积孔按下式计算HQA/19式中A采区等积孔，M2；Q采区总风量，4885M3/SH采区通风负压，PA，；Q5042M3/SH容易4572PA；H困难52184PA；M2745819/19AM2212经计算，采区通风容易时期通风等积孔为272M2，通风困难时期通风初步设计说明书28等积孔为254M2，采区通风难易程度为容易。第七节安全监测监控系统一、监测监控系统本设计按照该矿原有KJ66N煤矿安全生产监测监控系统的性能要求，扩充其设施配置，以满足7500采区安全生产的需要。该系统配置灵活，软件功能丰富，操作使用方便。系统具备瓦斯断电仪和瓦斯、风电闭锁装置的全部功能及故障闭锁功能当主机或系统电缆发生故障时，井下分站现场系统能独立工作，保证瓦斯断电仪和瓦斯风电闭锁装置的全部功能，即瓦斯超限声光报警和断电、掘进工作面停风后断电等功能；当与闭锁控制有关的设备未投入正常运行或故障时，必须切断该设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁，当与闭锁控制有关的设备工作正常并稳定运行后，自动解锁。分站至系统及分站之间通讯电缆选MHYVI147/037，4芯，分站电源取自就近馈电开关或接在被控开关的电源侧。设计选用KJ66NF型分站5台，掘进3台、采煤2台。回采工作面的KJ66NF分站设在进风顺槽配电点，监控范围包括该工作面安装的各类传感器和附近风门传感器，实现采煤工作面瓦斯超限报警断电功能及监测功能；掘进工作面的KJ66NF分站设在掘进工作面配电点，监控范围包括掘进工作面安装的各类传感器和附近风门传感器，可实现掘进工作面的瓦斯和风电闭锁及监测功能。各分站含KDW12型本安不间断电源，电源电缆采用矿用电缆34MM2，供电电压660V，引自该分站控制断电开关的电源侧。二、监测设备各类传感器布置1、回采工作面传感器选型及配置初步设计说明书29每个回采工作面设置2个甲烷传感器和1台断电器。（1）采煤工作面甲烷传感器设置在距工作面不大于10M的范围内；采煤工作面回风甲烷传感器设置在距回采工作面独立回风巷出口1015M的位置，悬挂位置距顶板不大于300MM，距巷壁不小于200MM；甲烷传感器的断电范围采煤工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。断电器设置在回采工作面总馈电开关处。2、掘进工作面传感器选型及配置每个掘进工作面设有2个甲烷传感器、1个风筒传感器、2个设备开停传感器和1台断电器。（1）甲烷传感器设置在混合风流距掘进工作面不大于5M、掘进工作面回风流距回风口1015M位置，悬挂位置距顶不大于300MM，距巷壁不小于200MM；甲烷传感器的断电范围掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。（2）风筒风量传感器设置在通风机风筒出风口30M范围内；（3）设备开停传感器设置在局部通风机启动开关负荷侧；（4）断电器设置在掘进工作面总馈电开关处。3、串联通风工作面传感器选型及配置采区没有串联通风工作面。确需串联通风的，需要制定专项通风措施。串联通风的掘进工作面，必须在被串工作面局部通风机前35M处设置甲烷传感器。串联通风的采煤工作面，必须在被串采煤工作面独立进风巷门口1015M处设置甲烷传感器。串联通风瓦斯传感器的断电范围被串采煤工作面及其进风巷内全部非本质安全型电器设备和掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。初步设计说明书304、其它地点传感器选型及配置采区回风巷（7500集中皮带巷）测风站设置1个甲烷传感器、1个风速传感器、1个一氧化碳传感器、1个温度传感器，采区主要进回风巷道的主要风门必须设置风门开关传感器。75采区煤仓上方安设甲烷传感器1台。9100集中皮带巷设1个烟雾传感器和1个CO传感器。安装在带式输送机滚筒下风側1015M处。三、各类传感器的报警、断电和复电1、甲烷传感器安装在井下回采工作面、掘进头和硐室等处，用于连续检测井下气体中甲烷含量，当甲烷超限时，应具有声光报警功能，同时由有关的设备切断相应范围内的电源。传感器响应时间不大于15S，光信号应能在20M范围内清晰可见。见甲烷传感器参数表612、温度传感器安装在井下工作面和机电硐室内，测量其环境温度以保证机电设备工作在允许的环境下。见温度传感器参数表62甲烷传感器参数表表61安装地点报警值断电值复电值误差采煤工作面08150710CH4掘进工作面08150710CH4采区回风巷08100710CH4串联通风的被串掘进工作面局部通风机前05050510CH4串联通风的被串采煤工作面进风巷05050510CH4总回风巷0710CH4温度传感器参数表表62安装地点测量范围报警值显示精度备注采煤工作面045301初步设计说明书313、风速传感器安装在采区回风测风站，以保证采区内风速符合规程要求。见风速传感器参数表63风速传感器参数表表63安装地点测量范围报警值显示精度备注采区回风巷012M/S025、6M/S01M/S总回风巷012M/S8M/S01M/S4、一氧化碳传感器安装在采区回风巷内，用于连续自动监测采区气体中一氧化碳的浓度，可做到火灾火情的早期预报。声光信号应能在20M范围内清晰可见。见一氧化碳传感器参数表64一氧化碳传感器参数表表64安装地点测量范围报警值显示精度备注采区回风巷（01000）106CO000245（1106）5、烟雾传感器连续监测矿井中胶带输送机机巷内有无烟雾的装置。6、风门开关传感器安装在采区各风门，用于监测风门的开、关状况，当两道风门同时打开时，发出声光报警信号。7、设备开停传感器用于连续监测设备的开、停状态。8、馈电状态传感器用于连续监测矿井中馈电开关或电磁起动器负荷侧有无电压，当被控设备的馈电状态与系统发出的断电命令或复电命令不一致时报警。9、风筒传感器用于连续监测采区内局部通风机供风地点风筒有风或无风状态四、采区各类传感器的装备量附采区各类传感器装备量详见表65初步设计说明书32井下各类传感器装备量表表65传感器名称分站名称设置地点瓦斯CH4烟雾Y温度T一氧化碳CO风速V风压H设备开停K断电器KD风筒备注回采工作面42掘进工作面6633采区测风站1111皮带机巷1合计111121653五、采区各类传感器的备用量附采区各类传感器装备量详见表66采区各类传感器备用量表表66名称瓦斯CH4烟雾Y温度T一氧化碳CO风速V设备开停K断电器KD风筒备注使用量111111653备用量31111211合计142222864六、采区各类传感器型号附采区各类传感器型号详见表67采区各类传感器型号表表67第五章采区装备及供电第一节运输提升设备一、主运输设备选型名称型号名称型号瓦斯CH4GJC4（B）设备开停KCKT5L烟雾YKGN1风门ADGFK30温度TGWP40水位SWKGU7一氧化碳COGYH1000断电器KDG7风速VKGF2初步设计说明书33皮带输送机设计计算计算条件1、年生产能力AC334万吨/年2、工作制度330天/年16小时/天3、运输物料原煤，密度09T/M3，堆积角204、运输距离L380M5、运输方式平巷，平均倾角06、工作环境潮湿，有水煤现象；设计计算、选型依据1、煤矿用带式输送机设计计算MT/T46719962、DTII型固定带式输送机设计选用手册设计计算1、主要参数确定小时运量；考虑到采煤工作面实际生H/T179630A251QC产条件，按Q450T/H计算选用带速V2M/S初选带宽M78129045VCKQBST考虑到物料块度，选用带宽B1000MM选用PVG800S整芯阻燃输送带SN800KNQ0142KG/M托辊选用托辊直径108MM承载分支三托辊组托辊重419KG回空分支平行托辊组托辊重1056KG初步设计说明书34承载分支三托辊组QTZ1257KG，LTZ12M回空分支平行托辊组QTK1056KG，LTK3M每米托辊重QTQTZ/LTZQTK/LTK13995KG/M物料每米物料重QQ/36V625KG2、传动滚筒圆周力计算（按经验公式）因物料上运倾角小，按水平运输方式进行圆周力计算FCNFLG（QT（2Q0Q）COS）QGHFS17774N式中CN附加阻力系数，取CN109F运行阻力系数，取F003L运输长度，L380MG重力加速度,G98M/S2H物料提升高度，H0MFS附加阻力，估值FS5000N3、电动机功率计算轴功率PZFV103355KW电动机功率PDKDP/D）56KW式中KD功率备用系数，取KD115驱动装置传动效率，090D多级功率不平衡系数，D09电压降系数，09考虑其延伸以及其它不确定因素,选用YB250S4型电动机两台，每台电动机为功率75KW，660V，同步转速1500RPM。4、输送带张力计算参数确定A、选用双滚筒双电机驱动（传动滚筒铸胶）初步设计说明书35则F1F2F/28887NB、取围包角400，025，则传动系数C0212最小张力确定A、按传动条件SMINCFMAX45217N式中C传动系数，C0212FMAX传动滚筒最大圆周力,FMAXKAF21329NKA动载荷系数，取KA12B、按垂度条件对承载分支N572COSGLQ850STZZMIN对回空分支63STK0KIN按承载分支垂度条件计算胶带张力计算取S2S3S4MAXSMIN，SZMIN，SKMIN5752N逐点计算各点张力S6S5S4FZ5752FLGQTZQQ015929NS1S7S5F