矿井及三采区设计说明书

PAGE2PAGE9PAGE92目录TOC\o"1-2"\h\z第一章采区概况 4第一节采区自然概况 4第二节采区地质概况 5第二章采区生产能力及服务年限 21第一节采区生产能力 21第二节采区服务年限 21第三章采区巷道布置 23第一节采区巷道布置 23第二节采煤方法及采面接续 32第三节巷道掘进 38第四章生产系统及设备选型 40第一节提升、运输系统 40第二节通风系统 50第三节瓦斯抽放 57第四节排水系统 57第五节消火灌浆系统和注氮防火系统 59第六节消防洒水系统 60第七节压缩空气设备 61第八节采区供配电系统 62第九节采区通信联络系统 91第十节主要设备（器材）清册 93第五章投产工程量及准备工期 95第六章灾害预防及安全措施 99第一节预防瓦斯、煤尘 99第二节预防火灾 103第三节预防水灾 104第四节预防顶板事故 105第五节其他灾害防治 106第六节井下安全监控设备 107第七节安全管理 108第七章矿井安全避险“六大”系统 109第一节紧急避险系统 109第二节、采区安全监测监控系统 112第三节、采区人员定位系统 116第四节、压风自救系统 119第五节供水施救系统设计 122第六节、通信系统 123第八章技术经济 124第一节劳动定员及劳动生产率 124第二节设计概算 124第三节技术经济指标 124第一章采区概况第一节采区自然概况一、采区位置与范围内蒙古白音华海州露天煤矿有限公司井工矿（简称井工矿或该矿）隶属于内蒙古白音华海州露天煤矿有限公司（简称白音华四号露天矿）。白音华四号露天矿位于白音华煤田中部，行政隶属内蒙古自治区锡林郭勒盟西乌珠穆沁旗白音华苏木所辖。白音华井工矿境界范围由4个拐点坐标圈定。井田为一不等边四边形，东西长1.67km，南北宽7.08km，井田面积15.774km2。井田范围:东经118°36′44″～118°40′35″北纬44°56′39″～45°00′44″井工矿三采区位于四号露天矿以西。该采区东起四号露天矿境界，与四号露天矿以F1号断层相隔，西、北至井田边界，南至二、三采区之间的技术境界。三采区东部以F1号断层与四号露天矿相邻。三采区南北走向长3.151km，东西倾斜宽为1.223～1.813km，平均1.559km，本区面积为4.912km2。二、井上下对照白音华煤田地处内蒙古中东部，大兴安岭西坡南段之北侧。井田地貌主要为低缓丘陵和广阔的冲洪积平原，标高960.0～978.0m，相对高差18.0m，地形总体呈现南高北低之势。三采区范围内地表标高961.06～967.87m，相对高差6.81m，地表为广阔的草原，牧民均以迁出无其它建筑物，地表情况详见井上下对照图。三、采区设计编制依据1、国土资源部《关于<内蒙古自治区西乌珠穆沁旗白音华煤田四号露天矿勘探地质报告>矿产资源储量评审备案证明》国土资储备字[2006]33号；2、《<内蒙古自治区西乌珠穆沁旗白音华煤田四号露天矿勘探地质报告>矿产资源储量评审意见书》国土资矿评储字[2006]27号；3、内蒙古白音华海洲露天煤矿有限公司白音华四号露天井工矿可行性研究报告；4、内蒙古自治区西乌珠穆沁旗白音华煤田四号露天井工矿初步设计；5、内蒙古白音华海洲露天煤矿有限公司白音华四号露天井工矿提供的有关图纸和文字资料；6、《煤矿安全规程》；7、《煤炭工业设计规范》。第二节采区地质概况一、地质及构造特征1、地质1）井田内发育的地层自上而下有：（1）第四系（Q）褐黑色腐植土、浅黄～褐黄色砂土、浅黄～灰白～浅灰色细砂、灰～褐色粗砂、浅黄～灰～褐灰色粉砂、土黄～棕红色亚砂土（局部含铁质结核）、灰白～黄色砂砾和少量土黄～浅黄色亚粘土、黄土等组成。该层厚度一般是东南厚、西北薄，并由东北往西南逐步增厚，全区厚度为12.90～62.50m，平均28.92m。（2）第三系（N2）一般发育有综红～深红～灰～浅黄～褐～褐黄色粘土或砂质粘土，底部含灰白～灰黄色砂砾层，局部含锰质结核，粘土塑性强，有滑感，但风干后易碎，为一套氧化环境下的河湖相沉积。与哈尔鄂博组相当，但由于没有可靠的古生物方面的依据，所以暂不建组。该层厚度变化较大，西南～东北方向呈透镜状，东南～西北方向为中部厚，东南部较厚，西北部变薄。全区厚度为4.3～48.88m，平均22.80m。（3）白垩系—白音华组（K1b）以灰、深灰、灰绿色粉砂岩、粘土岩为主。次为浅灰色砂岩、砂砾岩。胶结松散，风化易碎。中部含主要煤层，与下伏地层不整合接触。地层厚度为424.80m。含煤1～12层，煤层累计厚度最大为68.88m。自上而下为：第四段（K1b4）：为灰～深灰色巨厚层状粉砂岩、粉砂质泥岩，偶夹细砂岩、钙质粉砂岩、泥灰岩等薄层。可见钙质和菱铁质结核，显水平层理，富含植物化夹叶木、楔拜拉、似银杏、坚叶杉、拉发尔蕨、枝脉蕨等。在区外东北部沉积较厚。第三段（K1b3）：主要由灰～深灰色粉砂岩、泥岩、各粒级砂岩与煤层互层。含三个煤组，煤分层多者达12层，最大厚度68.88m，为本区唯一含煤段。含夹叶木、银杏、尼尔桑等植物化石和瓣鳃类等动物。最厚达412.14m。第二段（K1b2）：以灰～深灰色巨厚层状细粉砂岩为主，夹细砂岩薄层。显细水平层理及缓波状层理，含钙质、菱铁质结核。含少量格拉多羊齿、夹叶木、坚直茨康斯基叶等化石。钻遇厚度2.86～221.75m，平均32.96m。第一段（K1b1）：以灰白、灰绿色砂砾岩与粗粒砂岩互层为主，夹深灰、绿灰色细粒砂岩。砾石成分以石英、燧石、变质粉砂岩为主。钻遇厚度66.06～125.19m，平均88.36m。（4）侏罗系—兴安岭群（J3xh）：灰白色流纹岩、凝灰砾岩，绿灰色铝土岩（11.25m），白灰、灰绿色细砾岩及粗中细砂岩组成。钻遇厚度224.16m。与下伏石炭系地层不整合接触。（5）石炭系（C2）：浅灰、绿灰色变质粉砂岩及灰白色石英斑岩，含黄铁矿结核。钻遇厚度大于117.57m。2）含煤地层井田的含煤地层为白音华组第三段（K1b3），厚度97.5～412.14m，平均188.44m。含煤12层，可采8层，颜色以灰、深灰为主，上部颜色较浅（灰、灰白、深灰、灰绿），下部颜色较深（深灰、灰黑）。粒度表现为粗细交替出现，但西南、东北两端则以细碎屑沉积为主；沉积旋回较明显；顶部层理不发育，中下部具明显水平层理并出现缓波状层理；含植物化石较丰富，以2-3煤组之间保存完整且含量最多；岩石成熟度普遍偏低，呈半胶结状态，砂、砂砾岩松软，泥岩风化易碎。煤田的沉积模式与整个早白垩世断陷盆地吻合：即底部为山麓相～河床相沉积、中部以湖泊相为主并演化为沼泽～泥炭沼泽、上部则为湖泊三角洲～河流相沉积。但井田则以湖泊相为主并演化为沼泽～泥炭沼泽，局部发育边缘相，井田主体聚煤环境为浅湖沼泽化。3）井田构造井田内地层平缓（5～10°），构造简单，总体呈单斜构造，局部表现为缓波状起伏，地层总体走向N23°W，倾向N67°W。F1号断层为区内发现唯一较大断层，其性质为正断层，走向N45°E，倾向SE，倾角60°，落差30～100m，有10个钻孔控制，其摆动基本得到控制。表1—2—1主要断层特征表断层名称性质走向倾向倾角（°）落差（m）控制程度F1正断层N45°ESE60°30～100m摆动基本得到控制二、煤层及煤质1、煤层四号露天井工矿煤层倾角5～10°，总体呈单斜构造，局部表现为缓波状起伏，走向N23°W，倾向N67°W。其含煤地层为白垩系下统白音华组三段，共计含煤三个煤组12个分煤层，由上而下分别是一煤组：上六层、上五层、上四层、上三层、上二层、上一层、一层、一层下；二煤组：二-1层、二-2层、二-3层；三煤组：三层。从厚度上讲，只有一个厚煤层，一个中厚煤层，其余均为薄煤层；从稳定性上讲，有一个稳定煤层，六个较稳定煤层，五个不稳定煤层；从可采性上讲，有五个可采煤层，三个局部可采煤层，四个不可采煤层（见表1-2-2可采煤层特征表），其中一层煤为全区可采的较稳定的主采煤层。三采区现有五个可采煤层，现分述如下：1）上六煤层：区内共有11个孔见到该煤层，全部达到可采厚度。最小厚度1.55m，最大厚度3.60m，平均厚度2.84m，储量估算采用厚度平均2.74m，可采面积4.73km2，赋存标高770.0～915.0m，可采性指数（Km）1，煤层变异系数（γ）0.21%，属于较稳定的局部可采薄煤层，赋存在井田西北角。结构较简单，含夹矸0－1层，岩性多为泥岩、粉砂岩。顶板为泥岩，底板多为粉砂岩。2）上五煤层：区内共有13个孔见到该煤层，有8个孔达到可采厚度。最小厚度0.40m，最大厚度5.95m，平均厚度3.29m，储量估算采用厚度平均4.43m，可采面积4.92473km2，赋存标高730.0～915.0m，可采性指数（Km）0.62，煤层变异系数（γ）63.2%，属于较稳定的局部可采薄煤层，赋存在井田西北角。结构较简单，含夹矸0－1层，岩性多为泥岩、粉砂岩；顶板为粉砂岩，底板多为泥岩。与上覆煤层间距9.85~20.95m，平均14.40m。3）一煤层：区内共有123个孔见到该煤层，有122个孔达到可采厚度。最小厚度1.30m，最大厚度48.90m，平均厚度25.62m，储量估算采用厚度平均为24.20m。三采区范围内煤层厚度在15.3～40.73m，平均28m，储量估算采用厚度平均为28m。全区可采面积21.59km2，赋存标高590.0～936.0m，可采性指数（km）0.99，煤层变异系数（γ）39.3%，属于较稳定的全区可采厚煤层。结构较复杂，一般含夹矸3～5层，岩性多为泥岩、粉砂岩；顶板为粉砂岩、泥岩，底板多为泥岩、粉砂岩；与上覆煤层（上一层）间距8.85～47.10m，平均25.00m；煤厚变化较大并呈现一定规律，即由东往西或由浅往深厚度逐渐增大，是本井田的主采煤层，该层储量占总储量的72％。4）一下煤层：区内共有121个孔见到该煤层，有64个孔达到可采厚度。最小厚度0.15m，最大厚度8.55m，平均厚度2.70m，储量估算采用厚度平均3.50m，可采面积15.69km2，赋存标高580.0～858.0m，可采性指数（km）0.53，煤层变异系数（γ）71.5%，属于较稳定的全区大部可采薄煤层。结构较简单，一般含夹矸1～2层，岩性多为泥岩、粉砂岩；顶板为粉砂岩、泥岩，底板多为粉砂岩；与上覆煤层间距0.40～13.30m，平均2.25m；煤厚变化呈现一定规律，即由东往西或由浅往深厚度逐渐增大。5）二-1煤层：区内共有123个孔见到该煤层，有45个孔达到可采厚度。最小厚度0.25m，最大厚度6.45m，平均厚度1.91m，储量估算采用厚度平均2.64m，可采面积11.15km2，赋存标高590.0～840.0m，可采性指数（km）0.53，煤层变异系数（γ）71.5%，属于较稳定的全区大部可采薄煤层。结构较简单，一般含夹矸1～2层，岩性多为泥岩、粉砂岩；顶板为粉砂岩、泥岩，底板多为粉砂岩、泥岩；与上覆煤层间距0.35～24.30m，平均9.67m；煤厚变化呈现一定规律，即由东往西或由浅往深厚度逐渐增大。6）二-2煤层：区内共有113个孔见到该煤层，有40个孔达到可采厚度。最小厚度0.20m，最大厚度11.28m，平均厚度2.56m，储量估算采用厚度平均3.91m，可采面积12.13km2，赋存标高570.0～825.0m，属于较稳定的全区大部可采薄煤层。结构较简单，一般含夹矸1－2层，岩性多为泥岩、粉砂岩；顶板为粉砂岩、泥岩，底板多为粉砂岩、泥岩；与上覆煤层间距0.25～22.7m，平均11.62m；煤厚变化较大，呈现一定规律，即由东往西或由浅往深厚度逐渐增大。7）二-3煤层：区内共有93个孔见到该煤层，有10个孔达到可采厚度。最小厚度0.14m，最大厚度4.95m，平均厚度1.41m，储量估算采用厚度平均2.10m，可采面积2.99km2，赋存标高560.0～662.0m，可采性指数（km）0.11，煤层变异系数（γ）87.9%，属于不稳定的局部可采薄煤层，赋存在井田西南角。结构较简单，含夹矸0～1层，岩性多为泥岩、粉砂岩；顶板为粉砂岩、泥岩，底板多为粉砂岩、泥岩；与上覆煤层间距2.90～28.95m，平均11.59m。8）三煤层：区内共有99个孔见到该煤层，有76个孔达到可采厚度。最小厚度0.25m，最大厚度2.60m，平均厚度1.63m，储量估算采用厚度平均1.79m，可采面积18.12km2，赋存标高510.0～870.0m，可采性指数（Km）0.77，煤层变异系数（γ）0.25%，属于稳定的全区大部可采薄煤层，厚度变化较小。结构简单，单一煤层；顶板为泥岩，底板多为泥岩；与上覆煤层间距25.05~51.64m，平均41.66m。PAGE98PAGE10表1—2—2煤层特征表煤层号层间距(m)平均可采厚度(m)最小－最大平均(点数)全层厚度(m)最小－最大平均(点数)按厚度分类可采面积km2夹石层数煤层稳定性顶板岩性底板岩性可采性指数变异系数(%)类型上六9.85-20.951.55-3.602.74(11)1.55-3.602.84(11)薄煤层局部可采4.730-11.000.21较稳定泥岩粉砂岩上五14.401.70-17.02.05-5.904.43(8)0.40-5.953.29(13)中厚煤层局部可采4.920-10.6263.2较稳定粉砂岩泥岩一层25.000.40-13.302.10-47.3524.20(122)1.30-48.9025.62(123)厚煤层基本全区可采21.593-50.9939.3较稳定泥岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩一层下2.250.35-24.31.50-7.703.50(64)0.15-8.552.70(121)薄煤层全区大部可采15.691-20.5371.5较稳定泥岩、粉砂岩粉砂岩二-1层9.670.25-22.71.50-4.902.64(45)0.25-6.451.91(123)薄煤层全区大部可采11.151-20.3774.3较稳定泥岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩二-2层11.622.90-28.951.55-8.853.91(40)0.20-11.282.56(113)薄煤层全区大部可采12.131-20.35103.1较稳定泥岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩二-3层11.5925.05-51.641.55-2.452.10(10)0.14-4.951.41(93)薄煤层局部可采2.990-10.1187.9不稳定泥岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩三层41.661.50-3.251.79(76)0.25-2.601.63(99)薄煤层全区大部可采18.1200.770.25稳定泥岩泥岩PAGE26PAGE26PAGE26PAGE982、煤质：（1）水分（Mad）各煤层原煤水分8.87～28.21%之间，平均为16.14%，一般上六煤层平均15.43%；上五煤层平均15.95%；一层煤平均16.89%；一层下煤层平均15.88%；二—1煤层平均14.87%；二—2煤层平均13.75%；二—3煤层平均14.30%。（2）灰分各煤层原煤灰分在7.86～39.70%之间，平均23.20%，上六煤层10.36～36%,平均20.43%；上五煤层12.02～29.06%,平均26.7%；一层煤9.79～24.46%,平均18.52%为低中灰分煤为主，各别点为中灰分煤；一层下煤层9.44～24.89%，平均26.82%，为低中灰分煤为主，各别点为中灰分煤；二—1煤层8.87～21.23%，平均27.25%，以中灰分煤为主；二—2煤层8.87～26.88%，平均15.53%，以中低灰分煤为主，各别点为中灰分煤；二—3煤层14.28～28.21%，平均21.30%，以中低灰分煤为主，各别点为中灰分煤；三煤层7.76～44.70%,平均30.29%；（3）挥发分（Vdaf）原煤平均挥发分在44.58～47.31%之间；浮煤平均挥发分在44.41～46.08%之间，均在37%以上。（4）有害元素a.硫（St,d）原煤全硫各煤层的含量在0.28～2.77%之间，平均0.85%。上五煤层0.31～1.82%，平均0.88%,以低硫分煤为主，个别点为中硫分煤；上五煤层0.45～2.47%，平均0.98%,以低硫分煤为主，个别点为中硫分煤，一层煤0.46～2.18%，平均0.78%,以低硫分煤为主，个别点为中硫分煤。一层下煤层0.35～1.5%，平均0.78%，为低硫分煤。二—1煤层0.43～2.37%，平均0.88%，硫分变化较大，以低硫分煤为主；二—2煤层0.28～2.77%，平均1.06%，以低中硫煤为主，个别点为中高硫煤；二—3煤层0.5～0.83%，平均0.62%，为低硫分煤，个别点为特低硫分煤；三层煤0.29～2.12%，平均0.78%,以低硫分煤为主，个别点为中硫分煤。。b．磷（P）各煤层磷的含量在0～0.029%之间,平均0.008%，为特低磷～低磷分煤。c．砷（As）砷含量在5×10-6～576×10-6左右，平均41.45×10-6；上六煤层煤平均41×10-6；上五煤层平均55×10-6；一层煤平均28.92×10-6；一层下平均27.79×10-6；二—1煤层平均41.27×10-6；二—2煤层平均46.38×10-6；二—3煤层平均30×10-6；一层煤平均49×10-6；d．氟（F）氟含量在38×10-6～211×10-6之间，平均84.73×10-6。e．氯（Cl）氯含量在0.012～0.032％之间，平均0.022%。各煤层氯的含量均≤0.05%，为特低氯煤。（5）元素分析各煤层原煤碳的含量（Cdaf）在51.75～78.11%之间，平均72.31%，氢含量（Hdaf）在2.97～6.57%之间，平均4.53%，氮的含量（Ndaf）在0.97～2.93%之间，平均1.42%，氧的含量（Odaf）在14.62～42.62%之间，平均20.87%。各煤层洗煤碳的含量（Cdaf）在65.70～76.79%之间，平均71.62%，氢含量（Hdaf）在3.46～5.51%之间，氮的含量（Ndaf）在0.89～1.47%之间，平均1.07%，氧的含量（Odaf）在16.73～27.23%之间，平均21.79%。（6）微量元素煤中的锗含量在0～43×10-6之间，平均2.30×10-6，钒2.7～54×10-6之间，平均25.71×10-6，均未达到工业利用品位。（7）发热量原煤干燥基低位发热量在15.71～26.56MJ/kg，平均21.38MJ/kg。上六原煤干燥基低位发热量（Qnet,d）17.45～25.27MJ/kg之间，平均22.51MJ/kg；上五原煤干燥基低位发热量（Qnet,d）20.38～24.13MJ/kg之间，平均22.82MJ/kg；一层原煤干燥基低位发热量（Qnet,d）17.59～26.56MJ/kg之间，平均21.87MJ/kg；一层下原煤干燥基低位发热量（Qnet,d）15.78～24.68MJ/kg之间，平均21.30MJ/kg；二—1煤层原煤干燥基低位发热量（Qnet,d）16.42～25.08MJ/kg之间，平均21.73MJ/kg；二—2煤层原煤干燥基低位发热量（Qnet,d）16.40～25.18MJ/kg之间，平均20.35MJ/kg；二—3原煤干燥基低位发热量（Qnet,d）20.60～24.68MJ/kg之间，平均23.56MJ/kg；三层原煤干燥基低位发热量（Qnet,d）17.12～25.19MJ/kg之间，平均21.87MJ/kg。上六煤层原煤收到基低位发热量（Qnet,ar）为13.06～20.71MJ/kg，平均18.11MJ/kg，；上五煤层原煤收到基低位发热量（Qnet,ar）为16.12～19.23MJ/kg之间之间，平均18.18MJ/kg；一层煤原煤收到基低位发热量（Qnet,ar）为13.31～18.73MJ/kg之间，平均16.35MJ/kg；一层下原煤收到基低位发热量（Qnet,ar）为11.94～17.95MJ/kg之间，平均14.83MJ/kg；二—1煤层原煤收到基低位发热量（Qnet,ar）为12.51～20.03MJ/kg之间，平均15.91MJ/kg；二—2煤层原煤收到基低位发热量（Qnet,ar）为11.40～17.80MJ/kg之间，平均14.73MJ/kg；二—3煤层原煤收到基低位发热量（Qnet,ar）为15.84MJ/kg；三层煤原煤收到基低位发热量（Qnet,ar）为7.97～22.27MJ/kg之间，平均16.35MJ/kg；上六煤层恒湿无灰基高位发热量（QGW-A,GN）为21.5～21.65MJ/kg之间，平均21.59MJ/kg；上五煤层恒湿无灰基高位发热量（QGW-A,GN）为22.1MJ/kg之间；一层煤恒湿无灰基高位发热量（QGW-A,GN）为19.42～22.13MJ/kg之间，平均20.39MJ/kg；一层下恒湿无灰基高位发热量（QGW-A,GN）为19.69～21.42MJ/kg之间，平均20.87MJ/kg；二—1煤层恒湿无灰基高位发热量（QGW-A,GN）为20.05～22.28MJ/kg之间，平均21.26MJ/kg；二—2煤层恒湿无灰基高位发热量（QGW-A,GN）为20.75～21.74MJ/kg之间，平均21.25MJ/kg；二—3煤层恒湿无灰基高位发热量（QGW-A,GN）为20.23MJ/kg；三层煤恒湿无灰基高位发热量（QGW-A,GN）为20.0～23.1MJ/kg之间，平均21.84MJ/kg；。（8）可选性评定可选性依据国标GB/T16417-1996《煤炭可选性评定法》,采用“分选密度±0.1含量法”评定。根据3个简选样筛选分及浮沉试验结果,拟定洗选后的灰分（Ad）为14%、16%、18%进行评定。洗选后的灰分（Ad）为14%时，可选等级一层、二—1、二—2煤层为中等可选。洗选后的灰分（Ad）为16%时，可选等级一层煤为易选—较难选，二—1、二—2煤层为中等可选。洗选后的灰分（Ad）为18%时，可选等级二—1、二—2煤层为难选。该井田三采区内可采煤层共4层，其特征见表1—2—3，主要可采煤层煤质特征表。表1—2—3主要可采煤层煤质特征表煤层名称煤种水分Mt(%)灰分Ad(%)挥发分Vdaf(%)硫分St.d(%)磷分Pd(%)发热量Qnet.ar(MJ/kg)灰熔点ST(OC)胶质层厚度Y(mm)粘结指数GR.1备注上六煤层15.4320.430.8818.111230上五煤层15.9526.70.9818.181265一煤层16.8918.520.7816.351233一下煤层15.8826.820.7814.831269二-1煤层14.8727.250.8815.911341二-2煤层13.7515.531.0614.731272二-3煤层14.3021.300.6215.841272三煤层13.9530.290.8416.351275主要用途：区内各可采煤层有害成分低，属低灰分～中高灰分煤；低硫分、低中硫、中硫煤；低磷分煤；中低热值煤，是良好的民用和动力用煤，适用于火力发电，各种工业锅炉。三、瓦斯、煤尘及煤的自燃等情况1、瓦斯瓦斯:矿井地质报告提供各煤层CH4为0，现生产实际相对瓦斯涌出量为2.92m3/t，绝对瓦斯涌出量29.8m3/min。其中二煤组属氮气带。一、三煤组属二氧化碳-氮气带。本采区CO2气体含量最大为0.23m3/t，最小为0.01m3/t，属低沼气矿区。2、煤尘煤尘有爆炸性。应做好煤尘管理工作。3、自燃发火情况该区的煤Ⅱ级自燃—Ⅰ级容易自燃。4、地温：本区为无高温的地区。四、水文地质1、含水层：第四系孔隙潜水含水层;一、二煤组裂隙承压含水岩组；三煤组裂隙承压含水岩组。第四系孔隙潜水含水层：含水岩性以灰黄色细、中砂为主，局部含砾，底部砾石含量高，颗粒级配较均匀。成因主要以冲洪积、风积为主。该含水层在本区普遍发育，分布连续，厚度稳定，埋深较浅。厚度9.6～45.65m，平均19.31m。潜水水位埋深较浅，渗透性较好。该含水层的富水性属于含水中等的含水层。一、二煤组裂隙承压含水岩组：该组含水层主要为一煤、一煤下和二组煤及其顶底板砂岩。该岩组在本区普遍发育，顶板埋深38.35～288.90m，平均122.90m，含水层厚度最大66.4m，最小为22.25m，平均27.60m。隐伏露头位于井田东侧。露头直接隐伏于第三系粘土之下，构成该含水岩组的隔水边界。该含水岩组属于中等富水性含水岩组。三煤组裂隙承压含水岩组：此组含水层主要为三煤层及其顶底板砂岩。厚度最大3.15m，最小为1.5m,平均1.79m。该含水岩组在全区发育稳定，分布连续，厚度均匀，但由于三煤厚度较薄，并且其顶底板岩性多为泥岩和页岩，该层的富水性较差。该含水岩组的顶板与二-3煤底板的间距较大，平均41.66m，厚度稳定，和其上部含水岩组的水力联系不大。该组的富水性属于弱含水岩组。2、隔水层该勘探区分布有三个隔水层（岩组）：即一二煤组含水岩组顶部隔水层；三煤组含水岩组顶部隔水层；三煤组含水岩组底部隔水层。该三个隔水层（岩组）隔水性好。1）一、二煤组含水岩组顶部隔水层该隔水层（岩组）分别由第四系孔隙潜水含水层底部中更新统冲洪积粘性土、第三系上新统粘土、一煤组顶板泥岩组成。第四系粘土颜色以黄色为主，可塑，隔水性较好，在勘探区内分布不均，厚度从0～44.58m。第三系粘土隔水层以棕红色为主，可塑～硬塑，干强度较高，光滑，在勘探区内分布连续，厚度稳定，厚度4.30～48.88m，隔水性较好。一煤组顶板为深灰色、灰色泥岩，泥岩厚度分别为8.8～222.0m，隔水性好。2）三煤组含水岩组顶部隔水层该含水岩组以二-3煤层底板至三煤层顶板的泥岩和页岩为主，层间距最大为51.64m，最小为25.05m，平均为41.66m，隔水性良好。3）三煤组含水岩组底部隔水层三煤组含水岩组底板以下揭露岩层厚度最大为69.15m，岩性均为泥岩和页岩，从揭露的厚度和岩性看，隔水性良好。3、地下水的补、迳、排1）第四系孔隙潜水本区的第四系孔隙潜水主要靠大气降水、河流补给，由于第四系孔隙潜水含水层的底部为分布稳定的粘土隔水层，因此，基岩裂隙承压水在区内对第四系孔隙潜水无补给。丰水期彦吉嘎河流补给潜水；枯水期潜水则向河流排泄。彦吉嘎河流量较大，流量稳定，并且从露天区内通过，是露天区内第四系孔隙潜水含水层的主要补给源，建议在河流改道设计中充分考虑河水入渗的影响。潜水含水层一般分布稳定、连续，水力坡度1～3‰，总体由南向北径流，通过河谷平原以地下径流形式向北排泄，另外由潜水面蒸发、植物蒸腾及人工排泄（农牧业用水）等形式进行排泄。2）白音华组裂隙承压水区内上部普遍被第四系地层覆盖，第四系潜水底部为厚度稳定的粘性土，故潜水很难垂向下渗补给承压水。白音华盆地东西两侧出露的地层为上侏罗统凝灰岩、下二迭统砂岩及花岗岩等，直接受大气降水补给，白音华组裂隙承压水含水层直接与东西两侧出露的岩层接触，彼此沟通，有利于侧向补给白音华组裂隙承压水。区内水力坡度为1.5～2.1‰；含水层一般为砂岩、中粗砂和细砂，迳流条件较好，故白音华组裂隙承压水以地下迳流形式向北东排泄。4、水文地质勘查类型第四系水文地质勘查类型为一类二型，即以孔隙含水层为主、水文地质条件中等的类型；一，二煤组裂隙承压含水岩组水文地质勘查类型为二类一型，即以裂隙含水层为主的水文地质条件简单的类型。5、涌水量预计白音华盆地东西两侧出露的地层为上侏罗统凝灰岩、下二迭统砂岩及花岗岩等，直接受大气降水补给，白音华组裂隙承压水含水层直接与东西两侧出露的岩层接触，彼此沟通，有利于侧向补给白音华组裂隙承压水。区内水力坡度为1.5～2.1‰；含水层一般为砂岩、中粗砂和细砂，迳流条件较好，故白音华组裂隙承压水以地下迳流形式向北东排泄。三采区涌水量：预计最大200m3/h、平均150m3/h。五、采区储量三采区南北走向长3.151km，东西倾斜宽为1.223～1.813km，平均1.559km，本区面积为4.912km2。采区内为上六层、上五层、一层、一层下、二-1二-2层、三层共七个可采煤层，煤层总厚度40.55m(详见煤层特征表)。区内保有地质储量308.297Mt。区内保有工业储量263.715Mt。采区边界煤柱：5.753Mt；设计资源/储量：263.715-5.753＝257.962Mt；设计可采储量：主要井巷煤柱：14.279Mt；采区设计可采储量：（257.962-14.279）×075.=182.76Mt。第二章采区生产能力及服务年限第一节采区生产能力一、矿井工作制度矿井年工作日为330d，每天三班生产，日净提升时间为16h。二、采区生产能力根据地质报告所提供的采区煤层赋存技术条件和矿井实际生产能力，确定该三采区设计能力为500万t/a。回采工作面能力校核（三采区投产时布置一个综采工作面）：综采工作面的年生产能力：T=L·L1·M·γ·CT＝300×10.4×4.0×1.28×330×0.95/10000=500.8万t式中：T—工作面年产量，万t/a；L—工作面平均长度，300m；L1—工作面日进度，10.4m/d；M—平均采高，4.0m；γ—煤的容重，1.28t/m3；C—工作面回采率，95%。考虑采区掘进出煤,采区年生产能力能达到500万t。该采区主提升系统、通风系统、供电系统等方面的能力亦按满足采区年产500万t的要求设计。第二节采区服务年限一、采区可采储量该矿区内保有地质储量308.297Mt。工业储量263.715Mt。采区边界煤柱：5.753Mt；设计资源/储量：263.715-5.753＝257.962Mt；设计可采储量：主要井巷煤柱：14.279Mt；设计采区回采率:C=75%；采区可采储量:Zk=Q×C=（257.962-14.279）×0.75=182.762Mt。二、采区服务年限服务年限：T==182.762/(1.3×5.0)≈28a式中：T—采区服务年限，a；ZK—采区可采储量,182.762Mt；A—采区设计生产能力,5.0Mt/a；K—储量备用系数,1.3。第三章采区巷道布置第一节采区巷道布置一、开拓方案：1、一煤层开拓准备按照矿井接续安排开拓布置三采区。南部主、副、风井：主井为皮带斜井，倾角α=12°，斜长1320m，作为矿井的主提升，目前已形成，作为矿井和二采区的安全出口及入风井，断面21.78m2，钢筋混凝土碹支护。副井为立井，深229m。作为矿井的下料、提升人员及入风井。井筒断面38.48m2，钢筋砼。风井为立井，深229m。用作回风及安全出口。井筒净断面28.27m2，钢筋砼支护。东部副井、风井：东部风井为立井，深200m。井筒净断面50.27m2，钢筋砼支护。东部副井为立井，深200m。井筒净断面50.27m2，钢筋砼支护。东部副井和东部风井生产水平标高为+773m。三采区开拓准备工程安排：三采区准备工程根据运输、通风需要掘进三条下山（包括下山上部的平巷），各条下山（包括下山上部的平巷）方位、坡度、斜长如下：三采区集中皮带大巷延伸至三采区皮带下山，方位为23°36′4″，坡度为2°23′13″，长度528.9m。三采区集中运输大巷延伸至三采区轨道下山，方位为23°36′4″，坡度为7‰，长度452.8m。三采区风井回风总排，方位为23°36′4″，坡度为1°57′28″，长度588.6m。三采区集中皮带下山：从三采区集中皮带大巷尽头处拉门，方位为300°53′2″，沿煤层，斜长1633.6m。三采区集中轨道下山：从三采区集中运输大巷尽头处拉门，方位为300°53′2″，沿煤层，斜长1571.9m。三采区集中回风下山，从三采区风井回风总排拉门，方位为300°53′2″，沿煤层，斜长1790.4m。三采区变电所：从三采区集中轨道下山739.442m标高处拉门。方位为258°32′26″，坡度5‰，变所长71m。三采区下部水泵房：从三采区集中皮带下山621.458m标高处拉门，按242°35′1″方位、-21°55′43″坡度掘进水泵房通路45.6m，然后按299°9′2″方位、-5‰的坡度掘进三采区下部水泵房和变电所，水泵房和变电所长140m。三采区投产时巷道工程量详见表3-1-1。表3-1-1三采区移交生产时的巷道工程量表序号巷道名称煤岩别净断面掘凿断面支护坡度(°)巷道（m2）（m2）形式长度(m)1三采区集中皮带大巷煤14.717.1锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷2°23′13″528.92三采区集中皮带下山煤14.717.1锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷沿煤层1633.63三采区集中运输大巷煤14.717.1锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷7‰452.84三采区集中轨道下山煤14.717.1锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷沿煤层1571.95三采区风井回风总排煤24.2926.26锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷1°57′28″588.66三采区集中回风下山煤24.2926.26锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷沿煤层1790.47三采区变电所通道煤10.1310.99锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷9°9′2″15.68三采区变电所煤16.8218.45锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷5‰719三采区变电所回风道煤7.738.5锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷9°9′3″74.910三采区变电所回风道煤7.738.5锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷5‰59.111三采区下部联络道煤11.8813.28锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷18°6′46″42.112三采区下部流水道煤11.8813.28锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷14°9′38″45.913三采区下部水泵房通路煤11.8813.28锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷21°45′43″45.614三采区下部水泵房、变电所煤16.8218.45锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷5‰140.315三采区下部外水仓煤11.8813.28锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷18°11′50″/7‰207.116三采区下部里水仓煤11.8813.28锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷9°4739′50″/7‰149.9173101上川材料道煤10.810.8锚杆+锚索+钢筋梯+网，-8°06′29″87183101上川（南段贯通回风下山）煤12.9612.96锚杆+锚索+钢筋梯+网平/-9°45′29″/5‰157.2193101上川（北段贯通切眼）煤12.9612.96锚杆+锚索+钢筋梯+网沿二分层2981.3203101下川材料道煤13.613.6锚杆+锚索+钢筋梯+网，-2°/-25°/-4°54213101下川（南段贯通皮带下山）煤13.613.6锚杆+锚索+钢筋梯+网0°51′39″～5°34′53″83.2223101下上川（北段贯通切眼）煤13.613.6锚杆+锚索+钢筋梯+网平/1°13′35″/9°31′44″～沿层3020.4233101开切眼煤28.830.4锚杆+锚索+钢筋梯+网+π钢+单体6°39′30″30224三采区避难硐室通路煤7.738.5锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷4‰3025三采区避难硐室通路煤7.738.5锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷4‰2826三采区避难硐室煤16.8222.49砼4‰3627临时避难硐室（6个）煤16.8219.51锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷4‰3628三采区集中皮带大巷煤24.2926.26锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷1°～2°371829三采区集中皮带上山煤24.2926.26锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷7°20′74530三采区集中运输大巷煤24.2926.26锚杆+锚索+钢筋梯+网+喷7‰3472合计20979PAGE98PAGE932、其它层开拓准备本采区单翼开采，采区内有7个可采煤层，综合考虑煤层间距、开采技术条件和矿井接续要求，三采区总体上按自上而下的开采原则，按照矿井接续需要。本次设计先投产一层顶层综采工作面，然后按照上六层→上五层→一层（其中一层的顶层先期开采）→一下层→二—1层→二—2层→三层。本设计先开采一层顶层，一层顶层共布置3个走向长壁综采工作面，投产面为3101工作面，接续面为3102工作面。1）上五、上六层开拓准备在三采区内，上五层与一层间距80～125m左右，上六层与一层间距95.8～150m左右，上五层与上六层层间距10～37m左右，由于煤层倾角小（一般情况下为5～10°），如果上五层、上六层与一层联合布置，按设备对穿层岩巷坡度的要求，其穿层岩巷工程量浩大，而白音华煤田岩石为软岩，支护困难，掘进工期长，成本高，因此，经方案比较，上五和上六煤层单独布置一套下山开采。皮带下山布置在上五煤层中，材料下山和回风下山布置在上六煤层中。皮带下山和三采区集中皮带大巷直接相连；材料下山和回风下山与三采区集中运输大巷直接相连。详见采区巷道布置平面图（三）和三采区采区巷道布置剖面图（二）。2）一下煤层、二-1煤层、二-2煤层开拓准备在三采区内，一下煤层与一层间距1.5～7.7m左右，二-1煤层与一层间距20～36m左右，二-2煤层与一层间距40～45m左右，层间距较小，按运输顺槽皮带坡度不大于17°，运输顺槽穿层岩巷长度最长可达200m，经比较，设计确定一下煤层、二-1煤层、二-2煤层与一层统一布置，共用一层三条集中下山开拓，从一层三条集中下山按照一定坡度（运输顺槽不大于于17°，回风顺槽不大于25°）穿层掘进下山，到达一下煤层、二-1煤层、二-2煤层后分别掘进相应煤层的运输回风顺槽和开切眼。3）三煤层开拓准备在三采区内，三层与一层间距90～100m左右，由于煤层倾角小（一般情况下为5～10°），如果三煤层与一层联合布置，如同上五层与上六层一样，按设备对穿层岩巷坡度的要求，其穿层岩巷工程量浩大，而白音华煤田岩石为软岩，支护困难，掘进工期长，成本高，因此，经方案比较，三煤层单独布置一套下山开采。皮带下山和回风下山均布置在三煤层中，皮带下山按机轨合一的布置方式。皮带下山和三采区集中皮带大巷直接相连，并通过联络巷和三采区运输大巷相连。3、三采区3101投产工作面工程安排：三采区设计为单翼开采，在三采区三条下山的北翼上部布置3101工作面。3101上川材料道：在三采区集中材料下山766.739m标高处拉门，方位348°32′14″，坡度-5°27′，工程量87m。3101上川：3101上川分为南北两段，首先掘进南段和三采区总排回风下山贯通，为避免和三采集中材料下山及集中皮带下山平面相交，南段巷道给腰线变坡掘进。先按-11°41′29″掘进67.8m，再按2°12′46″掘进89.7m和三采区总排回风下山贯通。和三采区总排回风下山贯通后按方位为27°9′2″掘进北段，北段沿一层煤的二分层掘送，沿煤分层掘送至切眼位置，局部煤分层不明显时根据地质推断按腰线掘进，3101上川斜长3138.5m。3101下川材料道：在三采区集中材料下山709.851m标高处拉门，方位351°37′16″坡度-2°施工8.5m后变坡-25°施工37m，然后再按-4°掘进8.5m，到达3010下川，总工程量54m。3101下川：3101下川分为南北两段，南段和三采区集中皮带下山贯通。为避免和三采集中材料下山平面相交，南段巷道给腰线变坡掘进。先按0°51′39″掘进38.5m，再按5°34′53″掘进44.7m和三采区集中皮带下山贯通。和三采区集中皮带下山贯通后按方位27°9′2″掘进北段，北段施工平巷施工42.1m后进入2106采空区下部，先按+1°13′35″的坡度向前施工130.3m可在2106采空区下部通过，后变坡9°31′44″，预计施工128.2m后可到达一煤层顶板下第二分层位置，沿该煤层施工到开切位置。3101切眼：从301下川尽头处拉门掘进，切眼方位300°53′02″，没二分层掘进，平均坡度6°39′30″，切眼斜长302m。4、三采区生产系统1）运输系统3101工作面→3101面下川（运输巷）→三采区集中皮带下山→三采区集中皮带道→三采区集中皮带大巷→三采区集中皮带上山→主斜井→地面，形成完整的采区运输系统。2）通风系统：（1）三采区开采前期通风系统：①回采工作面通风系统东副井→井底车场→三采区五联络川→三采区集中皮带大巷→三采区集中材料道配风巷→三采区集中材料道→三采区集中材料下山→3101下川材料道→3101下川→3101工作面→3101上川→三采区回风总排下山→三采区集中运输巷→车场绕道→+770回风总排→东风井→地面。②掘进工作面通风系统a3102上川掘进工作面掘进通风新风：三采区集中材料下山→3102上川材料道→3102上川（风筒）→3102上川掘进工作面；清洗掘进工作面的乏风→3102上川→三采区总排回风下山。3102上川先施工外段，在3102上川外段贯通三采区总排回风下山之前，3102上川材料道与上川外段的回风进入三采区集中材料下山下段→三采区下部联络道→三采区集中皮带下山下段→联络道→三采区总排回风下山。b3102下川掘进工作面掘进通风新风：三采区集中皮带下山→3102下川（风筒）→3102下川掘进工作面；清洗掘进工作面的乏风→3102下川→3102下川材料道→三采区集中材料下山下段→三采区下部回风联络道→三采区总排回风下山。3102下川掘进工作面外段和3102下川材料道施工期间的通风。新风：三采区集中皮带下山→3102下川外段、3102下川材料道（风筒）→3102下川外段和3102下川材料道掘进工作面；清洗掘进工作面的乏风→3102下川材料道、3102下川外段→三采区集中皮带下山下段→联络道→三采区集中材料下山下段→三采区下部回风联络道→三采区总排回风下山。3）排水系统3101工作面→3101面上、下川（3101工作面上、下川均配备了小水泵，泵排）→上下川材料道（泵排）→三采区集中材料下山（水沟）、三采区集中皮带下山（水沟）→流水道（水沟）→三采区水仓（在泵房内经由水泵排放）→三采区集中皮带下山（管路）→三采区集中皮带道（水沟）三采区集中皮带大巷（水沟）→四横川（水沟）→三采区集中运输大巷（水沟）→副立井井底水仓（泵排）→轨道运输下山（水沟）→流水道（水沟）→中央水仓（泵排）→地面第二节采煤方法及采面接续一、采煤方法1、采煤方法的确定本采区构造较简单，总体呈单斜构造，局部表现为缓波状起伏，走向S35～60°W，倾向N55～30°W。煤层倾角3～14°，一般为5～10°，有七个可采煤层,其中一层煤为全区可采的较稳定的主采煤层。可采储量占全部可采储量的56％，该煤层在三采区内最小厚度1.30m，最大厚度48.90m，平均厚度24.2m，三采区范围内煤层厚度在16.95～48.01m，平均37.9m。煤层结构较复杂，夹矸3～5层，岩性多为泥岩、粉砂岩。顶板为粉砂岩、泥岩，底板多为泥岩、粉砂岩。根据采区内煤层厚度、勘探程度、倾角等自然条件，首采区位置已选择在一采区，现一采区已经结束，二采区正在开采。本次设计采区为三采区。区内无大断层，地质构造较简单，考虑区内地质条件和矿井生产规模及合理集中生产的需要,设计采用走向长壁采煤法,全部陷落法管理顶板。根据煤层赋存条件，煤层节理裂隙发育情况，顶底板岩性、煤层厚度及倾角等开采技术条件，设计中厚煤层和5米以下的厚煤层采煤方法为综采开采。特厚煤层采煤方法为综放开采。2、采煤工艺类型井田范围内除一煤层外，各个可采煤层平均厚度不大，为中厚及厚煤层。一煤层除顶分层外，顶分层以下其它部分采用综放分层开采，其它煤层设计为综采一次采全高。一煤层在三采区内，二分层与一分层之间的夹石由南向北（既由三采区集中材料下山向切眼方向逐渐变厚），因此，本次三采区设计二分层以上根据煤层厚度大部分在5m以下，设计单独采用综采，三分层以下采用综放开采，设计根据煤层厚度、层间距、矿井生产接续要求首先开采一层顶板以下的一二分层。三采区首采1煤层一、二分层，布置3个综采工作面，三采区投产工作面为3101综采工作面，接续工作面为3102工作面。3、采煤机械配备1）综采工作面采煤机械配备（1）液压支架液压支架是综采/综放工作面主要设备之一，也是工作面装备中投资最多的设备，应把液压支架的可靠性放在首位。液压支架的选型既要考虑设备先进，又要考虑性能稳定可靠，经久耐用。本次设计支架基于国内比较成熟的综采/综放液压支架，结合本矿井一煤层的顶底板岩性情况，3101综采工作面根据顶板等级与架型、支护强度关系选择郑州煤机厂生产的150台ZZ12000/21/40型液压支架、50台ZF13500/25/40型液压支架、ZTZ36000/25/40型端头液压支架，支护强度1.51MPa。2、采煤机综采工作面生产能力为5.0Mt/a，根据计算，设计选择MG300/700—QWD型双滚筒采煤机，电机功率700kW，配备BPW315/6.3（L）、N=45KW型喷雾泵站,对采煤机冷却、喷雾和降尘。3、刮板输送机刮板输送机输送能力要与采煤机生产能力相匹配；外形尺寸要与采煤机相匹配。根据采煤机的生产能力，工作面配备SGZ-1000/3×855型刮板输送机一台。4、顺槽破碎机和转载机顺槽选用SZZ-800/400转载机1台,PLM-2000型破碎机1台。5、顺槽胶带输送机顺槽胶带输送机选用DSJ1400/260/4×400+2×400型胶带输送机，功率6×400kW，电压1140V，输送能力2600t/h。6、乳化液泵站根据所选工作面液压支架，选用BRW-400/31.5型乳化液泵站,压力31.5Mpa,功率250KW，乳化液泵站配备原则是三泵两箱。综采工作面主要设备配备见表3-2-1。表3-2-1综采工作面主要设备表设备名称规格型号数量单位电压（V）功率（KW）备注一、采煤工作面1、综采工作面（1套）采煤机MG300/700—QWD1台11407001.8-4m刮板输送机SGZ-1000/3*8551台33002565中部液压支架ZZ12000/21/42150架中部液压支架ZF13500/25/4050架端头支架ZTZ36000/25/401组带式输送机DSJ140/260/4×400+2×4001台33008×4004m/s2600t/h乳化液泵站BRW-400/31.51套3300250三泵两箱喷雾泵BPW-315/6.3（L）1套114045慢速绞车JSDB-134台114022慢速绞车JSDB-192台114045调度绞车JYB40×1.2510台66040破碎机PLM-20001台3300200转载机SZZ800/4001台3300400卡轨车KGWP-120/900J1台660355移动变电站KBSGZY-3150/10/3.452台移动变电站KBSGZY-1250/10/1.21台移动变电站KBSGZY-2500/10/1.23台移动变电站KBSGZY-630/10/0.694台组合开关QJZ9215/10/3.32台组合开关QJZ9215/4/1.141台通讯设备KTC-21台潜水泵BQS50-120/2-37N12台66037清水泵D46-50*44台660110注液枪DZ-Q16把4、采煤工作面布置1）采煤工作面参数的确定（1）工作面长度的确定采煤工作面长度的确定主要考虑以下因素：工作面长度应与工作面地质条件（包括煤层厚度、煤层倾角、断层、褶曲发育情况）和输送机相适应，并有利于发挥采煤机的效能和提高工作面的单产与效率，还应与煤层赋存条件、地质条件相适应。为了减少采煤机斜切进刀时间和工作面端头作业影响时间，提高有效开机率，必须进一步加大工作面长度。工作面长度加大后，工作面可采储量增加，延长工作面连续推进时间，可以保证工作面稳产高产；加大采煤工作面的长度，可以减少工作面的准备工作量和减少辅助作业时间，降低工人的劳动强度和提高回采率，并使矿井减少了生产环节，可充分发挥设备潜力，提高工作面单产，并减少搬家倒面次数，可降低生产成本。加大工作面长度，一方面可以提高产量，提高效率，降低成本；但另一方面，工作面过长不易管理，容易导致事故增多，反而不利于高产、稳产。根据近几年国内统计资料看，目前我国综采、综放工作面长度一般在100～300m左右。鉴于本矿井倾角较小，一般为5～10°，煤层厚度绝大部分在2m以上，断层不多，设计确定首采工作面长度为300m。但在实际生产过程中，随着生产管理水平的不断提高，可以根据具体情况对工作面长度进行适当调整。（2）工作面采高投产采区一煤层的顶板以下一、二分层为综采工作面，工作面采高为采煤机的能够达到的高度。采煤机采高为3.8m～4.0m。（3）工作面推进长度为了延长工作面寿命，减少搬家倒面次数，应尽量加大工作面的推进长度，国内其它矿区的机采工作面一般都在800m以上。高产高效综采、综放工作面达到1500m以上，设计3101工作面走向长2754m。（4）采煤机截深工作面要求实现高产高效，采煤机的截深应保证工作面尽可能大的循环产量。在日进刀数相同的情况下，截深0.8m比0.6m可增加1/3的循环产量。根据工作面生产能力要求，为保证支架设计及输送机等设备配套的先进性，以及工作面进一步增产的能力，结合选用的采煤机的特点，工作面采煤机截深确定为0.8m。（5）工作面年推进度及生产能力①工作面循环进度工作面循环进度取决于采煤工艺和采煤机截深。为充分发挥采煤机能力，提高采煤机割煤时间，确定工作面回采工艺为双向进刀、双向割煤，循环进度0.8m。②工作面日循环数矿井工作制度为“双九一六”制，二个生产班，一个班检修，两个生产班各工作9小时，检修班工作6小时。每个生产班进6.5刀，日进13刀，完成123个循环。③工作面年推进度综采工作面年推进度：13×0.8×330＝3432m。④工作面生产能力工作面生产能力按下式计算：A=L×S×M×γ×C×10-4式中：A——工作面生产能力，万t/a；L——工作面长度，300m；S——工作面年推进度，3432m；M——工作面平均采高，4.0m(考虑分层平均煤厚)；γ——煤层容重，平均1.28t/m3；C——工作面回采率，取0.95。A=300×3432×4.0×1.28×0.95×10-4经计算，A=500.8万/t考虑采区掘进煤产量，矿井年产量可以达到517.8万t＞505万t。工作面产量及特征见表3-2-2。表3-2-2工作面产量及特征表煤层工作面装备采高(m)长度(m)年推进度(m)容重(t/m3)回采率(%)生产能力(万t/a)1综采工作面4.030034321.2895500.82掘进工作面17合计517.82）工作面回采方向工作面回采方向有前进式和后退式两种。前进式回采具有初期工程量小，投产快的优点，但顺槽在采空区内，顺槽维护比较困难，技术复杂，维护费用高，且工作面漏风大，不利于通风管理；后退式回采虽然初期需掘出长距离的工作面顺槽，但在生产过程中顺槽维护量小，随采随废，漏风少，且提前掘出的两条顺槽有利于探明工作面煤层赋存状况，便于生产管理。因此，本设计采用后退式回采。3）工作面顺槽布置根据工作面运输、通风的需要，工作面布置二条顺槽，分别为运输顺槽、回风顺槽，各顺槽均沿一煤层二分层底板布置，运输顺槽与采区集中皮带下山直接相连，形成运煤系统，并通过联络斜巷（下川材料道）与采区集中材料下山相连，方便材料和设备运输；回风顺槽与采区回风总排下山直接相连，形成回风系统，并通过联络斜巷（上川材料道）与采区集中材料下山相连，方便材料和设备运输。4）工作面接替顺序为减少准备工作量和巷道维护工作量，采区内工作面接替为顺序接替，采区前进式开采。首先开采一层顶板下第一、第二分层（一、二分层合并采用综合机械化开采方式开采），然后按上五层→上六层→一层（三分层以下至一层底板的部分，采用综合机械化放顶煤方式开采）→一下层→二-1层→二-2层→三层。一层顶板下第一、第二分层开采顺序：3101→3102→3103。上五煤层～三煤层各个工作面开采顺序：3601～3605（上六层综采工作面）→3501～3505（上五层综采工作面）→31201～31205（一层综放工作面）→31301～31305（一层综放工作面）→31401～31405（一下层综采工作面）→32101～32105（二-1层综采工作面）→32201～32205（二-2层综采工作面）→3301～3305（三层综采工作面）。以上各层均按由1～5的顺序开采。第三节巷道掘进综合考虑大型设备运输、通风、掘进、矿压、巷道服务年限等因素，设计确定煤巷断面采用矩形断面，锚杆+锚索+钢筋梯+金属网联合支护，其它岩石、半岩巷道断面形状均采用半圆拱形。半圆拱形巷道支护方式采用锚杆+锚索+钢筋梯+金属网+喷浆联合支护；开切眼在锚杆+锚索+钢筋梯+金属网联合支护的基础上再辅以单体支柱支护。详见三采区巷道支护断面图。综掘工作面设备见表3-2-3。表3-2-3综掘工作面主要设备表序号设备名称规格型号数量单位电压（V）功率（KW）备注1调度绞车JTB-1.2*1.2-245台1140552局扇KDF-6.3*304台66030*2其中备用2台3探水钻TXU-752台66044水泵BQS50-12/2-37N2台660375风筒φ6006700m6掘进机EBH-1322台11401327皮带机STD650/2×226台6602*228刮板输送机SGW-40T2台660409锚杆钻机MQT85C5台6602.5其中备用1台10锚索机YCD-1802台6603011激光指向仪JBZ-14台127上表为两个综掘工作面设备。第四章生产系统及设备选型第一节提升、运输系统 一、工作面主运输系统：工作面刮板运输机→运输顺槽转载机→运输顺槽破碎机→运顺胶带运输机→三采区集中皮带下山胶带运输机→三采区集中皮带道胶带运输机→三采区集中皮带大巷胶带运输机→三采区集中皮带上山胶带运输机→主斜井主运胶带运输机→地面。二、工作面辅助运输系统：东副井→东副井井底车场→三采区集中运输大巷→三采区集中材料道→三采区集中材料下山→3101上川材料道→3101上川（两台卡轨车）→3101工作面。三采区集中材料下山→3101下川材料道→3101下川→3101工作面。三、运输设备选型计算1、三采区集中皮带道1）设计依据三采区集中皮带道斜长：337.6m，倾角1°01′41″年提升量：500万t工作制度：日工作16h，年工作330d堆积度比重：0.9t/m3粒度：0—300mm提升方式：可伸缩带式输送机运输2）计算（1）选取带速：v=4.5m/s（2）选取带宽：B=1400mm（3）输送机运量：Q=2600t/h（4）输送带强度：2000N/mm（5）圆周力和轴功率计算①圆周力计算：每米物料质量：f=0.03，CN=1.29式中：qt——承载、回空托辊转动部分单位长度的质量，qt=q′+q″q′——每米机长上托辊转动部分质量，q′=9.3kg/m，q″——每米机长下托辊转动部分质量，q″=4.0kg/m。q0——输送带质量，q0=19.4kg/m②轴功率计算：③电机功率确定根据本驱动系统的特性：取Kd=1.15，ξd=0.95，η=0.88，ξ=0.9所以，选择YB450S3-4型电动机1台，400KW、3300V、1488rpm。④带张力计算A按传动条件传动滚筒均采用包胶滚筒，并使F1=F2=F/2=23873N取μ=0.3，动载荷系数Ka取1.5最小张力应满足a2号传动滚筒，Q2=210°，C2=0.499，则：b1号传动滚筒，Q1=170°，C1=0.697，则：：即：所以，按传动条件应满足B按垂度条件：a对承载分支其中，Lts为承载托辊组间距，1.5m。b对回空分支其中，Ltk为回空托辊组间距，3m。按垂度条件满足S4min=S5min≥19043N回空分支区段上各项阻力总和：则比较上述计算结果：最小张力应由传动条件确定，故取S3=17869NC输送带张力计算D输送带强度校核：m0=3.0，Cw=1.8，对接头效率取η0=0.85。因此，选用ST2000输送带满足强度要求3）结论（1）选择DSJ140/260/4×400型可伸缩带式输送机，带速为4.5m/s，倾角1°01′14″、运量2600t/h、运距337.6m、带宽1400mm，配套YB450S3-4型电动机1台，400kW、3300V、1488rpm，配套B3SH12+风扇型减速器、DSN200型逆止器、BYWZ5-500/20型制动器、YOXsjvⅡz650型耦合器。（2）为了便于皮带机检修，设置一台K12-01型普轨卡轨车，F牵=120KN，V牵=0.2～3.0m/s，轨距900mm，轨形30kg/m，最大运输重量（含平板车）：36t，最大运输距离2000m，钢丝绳直径：26mm，配YBPT400S-4型电动机，功率355KW，电压660/1140V，防爆。2、三采区集中皮带下山1）设计依据三采区集中皮带下山斜长：1447.8m，倾角：1°1′1″～14°28′37″集中皮带下山上、下标高：（+796.950～+603.493）年提升量：500万t工作制度：日工作16h，年工作330d堆积度比重：0.9t/m3粒度：0～300mm提升方式：可伸缩带式输送机运输2）计算本矿现使用可伸缩带式输送机均为DSJ140/260/4×400型，所以新选可伸缩带式输送机DSJ140/260/4×400型；由于该井筒斜长过长，DSJ140/260/4×400型带式输送机最大运送水平长度为1000m，故三采区集中皮带下山选择两条DSJ型可伸缩带式输送机运输。（1）第一段（标高：+796.950～+698.89）①输送长度：L=644.