Ⅱ46下采区设计说明书.doc

目录前 言1第一章采区及地质概况11.1 采区位置及范围11.2 地质构造11.3 煤系地层及煤层41.4 煤层顶底版岩性51.5 水文地质51.6 煤质、煤尘、瓦斯及地温61.7 储量8第二章 采区生产能力及服务年限92.1 采区生产能力92.2 采区服务年限10第三章 采区巷道设计方案113.2 方案一113.3 方案二143.4 方案比较15第四章 采区提升、运输、排水、供电设计174.1 46轨道下山提升设备选型174.2 46运输下山设备选型214.3 排水254.4 供电29第五章 采区生产系统31第六章 主要安全技术措施336.1 通风系统及局部通风336.2 瓦斯、放炮管理336.3 综合防尘346.4 防灭火346.5 监控系统管理346.6 防治水管理356.7 顶板管理356.8 机电管理366.9 运输管理36第七章 主要经济指标38前 言46下采区设计是依据46采区深部地质说明书、刘桥一矿延深初步设计与刘桥一矿“20102015年规划”进行设计的。采区延深可以延长46采区的服务年限，有效提高煤炭资源回收率，在今后一段时期内，使矿井达到稳产高效的目的。第一章 采区及地质概况1.1 采区位置及范围1.1.1 采区位置及范围46采区延深设计标高范围为-630-1000m，该区东到刘东煤矿的井田边界；西以土楼断层为界；南至-630m等高线，与46采区北部边界相连；北至四煤层-1000m等高线。整体上为一类似“W”型构造形态；平均走向长度1188m，平均倾向长度1625m，总面积约为2.28Km2。该区地质储量为1071.48万吨，可采储量为751.34万吨。1.1.2 对应地表情况本采区相应地面较平坦，平均标高+32.2m，南部有一条王引河，北部有一条大庙沟，中部有几条高压线，一条刘桥镇至钟楼乡公路及三个自然村：彭楼及卞王庄、贺庄。自然村内有池塘若干。采区范围内其余部分多覆盖为温室大棚、农田、果林。1.1.3 采区勘探情况本区内共有钻孔8个，采区面积为2.28Km2，钻孔密度3.509个/ Km2。其中井田勘探阶段施工钻孔2个，生产补充勘探阶段施工钻孔6个。从钻探级别上划分，特级孔5个，甲级孔2个，乙级孔1个。钻孔最浅止于二叠系10煤下30m，最深止于奥陶系灰岩上部，各孔均为封闭优良钻孔。由钻孔构成的勘探线6条（9线、19线、7-8线、8线、20线、8-9线），勘探线间距在160m435m之间，部分勘探线在采区范围内有交叉，达到了高级储量所要求的线距。根据钻孔、二水平深部采区三维地震勘探资料分析，在46深部采区存在局部三煤层沉积缺失区，其总面积约为223748m2。另据我矿历年地质报告评定结果，勘探类型为二类二型，本区勘探程度已满足实际需要。1.2 地质构造46下采区内主要地质构造为三煤层沉积缺失区、褶曲、断层、陷落柱等，现分别叙述如下：1.2.1 三煤层沉积缺失区根据钻孔403、D验1、9和三维地震勘探资料，在46采区深部深部基本上控制了该缺失区，控制程度可靠。该区域位于陈集向斜西翼，确失面积约为223748m2。此外，三煤层不可采范围也已基本圈定，自403钻孔以深DF27断层46采区深部西北部边界（土楼断层边界）DF25断层保护煤柱。三煤层厚度均小于0.8m，不可采面积约为394861 m2。1.2.2 褶曲本区整体构造为两个向斜：陈集向斜、刘桥向斜。陈集向斜：属于蒋河向斜转折部位的次级褶曲，位于20线上土楼断层和刘桥断层之间。轴向北北东，轴长大于2.5公里。两翼倾角均为1118。东西两翼分别被刘桥和土楼断层切割破坏。两翼及核部均为二叠系地层。刘桥向斜：刘桥向斜轴总体延伸方向为NNW向，枢纽向NNW向倾伏，倾伏角20，向斜轴两翼基本对称，倾角一般在25，刘桥向斜浅部被 F3、F4及刘桥断层切割，深部被刘桥断层、DF28及DF27断层切割，该向斜地层东翼陡，西翼缓。1.2.3 断层综合本区现有地质资料，本区断层发育程度一般。所述断层为采区边界断层、已经为上部采区揭露的断层及地震勘探的断点，包括采区边界正断层土楼断层在内共8条断层，现分述如下；落差25m的断层2条，落差1525m的断层4条，落差015m的断层2条，断层延伸方向大致与陈集向斜轴走向一致。这些断层中,正断层14条,占78%；逆断层4条,占22%，详见下表2。土楼断层：位于勘探区东部，陈集向斜西部。走向北东，倾向南东，倾角75，落差20150米。具两个次生断层形成土楼断层带，区内有533孔、394、20-2、20-3孔穿过，浅部已有钻孔控制。区内延伸长度3.8公里，属正断层。土楼断层为刘桥一矿西部边界断层，正断层。其走向由NNE转至NE，倾向由SEE转向SE，倾角5070，落差0180m，平面延展长度大于5.5km。钻孔控制点8个，6个A级地震点，6个B级地震点，西总回风巷揭露，并有严密地震测线控制，属查明断层。该断层具有如下特征：平面形态呈弧形，凸向SE；断层落差变化大，并由中部向两端变小，最大落差达180m，在8线附近一度尖灭后，又向深部迅速增大。经二维地震及三维地震验证，土楼断层在局部表现为一系列近似平行的小断层组成的断层组，落差大小不等，三水平内部向北东向延展。46采区深部断层情况一览表 表1-1序号断层名称性质走向倾向倾角落差长度控制情况可靠程度（）（m）（km）1F17正NENW45600201.35三维地震基本查明2DF25正NEENWW550201.2三维地震基本查明3DF26逆NEENNW550150.65三维地震基本查明4DF27正NENW6001001.5三维地震、466机风巷、464机巷、468机联巷巷道揭露地震及巷道查出5DF28正NESSE700250.44三维地震基本查明6F27正NNWSWW600201.1三维地震基本查明7DF30正NESE500150.75三维地震基本查明8土楼断层正NNESE70502005.59、12-7、14、42-1及三维地震查明补充说明：土楼断层为本区西部边界断层。经二维及三维地震验证，土楼断层在本区表现为一系列近似平行的小断层组成的断层组，落差大小不等，至8线附近尖灭，至深部又迅速增大。1.2.4 陷落柱我矿陷落柱发育具有以下规律：陷落柱规模较大，数量较多，详见附表；陷落柱均沿向斜轴部发育，且位于轴部偏东翼一侧；陷落柱长轴与岩层走向趋于一致性，且与向斜轴轴向变化相近；陷落柱形态为似椭圆或似圆形，柱体上小下大，陷落角一般约为65；陷落柱附近小断层发育，这些小断层环绕柱体展布，落差小，延伸短。陷落柱边缘受到下陷牵引作用，使煤层向柱内倾斜；陷落柱内部岩石杂乱无章，含有各种类型的砂岩、泥岩和煤碎块；多数陷落柱干燥无水，个别有潮湿淋水现象。根据陷落柱发育规律，我采区在陈集向斜轴部有可能发育陷落柱。1.2.5 层间滑动层间滑动造成煤层厚度变薄甚至缺失，由层滑造成的变薄现象普遍存在。在陈集向斜西翼四五采区和六五采区均发育变薄缺失带，缺失带方向为NWSE向，与褶皱轴向近一致，宽度2040m。在陈集向斜东翼46总回6煤变薄缺失，变薄原因主要有拉伸变薄、削蚀和穿刺构造引起的挤压变薄等。本采区受到陈集向斜和刘桥向斜的影响，局部地点可能存在层间滑动现象，出现煤层变薄或者缺失。1.2.6 构造对煤层、煤质的影响大中型断层影响着井田的边界、采区的划分、工作面的布置，破坏了煤层的连续性和可采性。小断层对煤层的破坏更为突出，它不仅破坏了煤层的连续性，而且使煤厚的变化加剧，常在小断层附近伴有煤层变薄带，形成不可采地段。层间滑动造成煤层厚度变薄甚至缺失，由层滑造成的变薄现象普遍存在。在陈集向斜西翼四五采区和六五采区均发育变薄缺失带，缺失带方向为NWSE向，与褶皱轴向近一致，宽度2040m。在陈集向斜东翼46总回6煤变薄缺失，变薄原因主要有拉伸变薄、削蚀和穿刺构造引起的挤压变薄等。构造对煤质有一定影响，主要表现在煤的物理力学性质上，构造影响区段煤层硬度大大降低，多呈鳞片状及粉末状，对煤的化学性质影响较小。1.3 煤系地层及煤层1.3.1 煤系地层及标志层46深部采区煤系地层主要由二叠系上石盒子组、下石盒子组和山西组、石炭系上统太原组组成。现由新到老依次简述如下。1.3.1.2 上石盒子组地层平均厚度为385.63m，由土黄、深绿粉砂岩、黄色、灰绿色细砂岩、灰绿色中粒砂岩和煤层组成。上石盒子组底部发育有一层中粗粒结构的长石石英砂岩，此层砂岩为上石盒子组与下石盒子组的分界标志层(K3)。含3个煤层（组），均不可采。与下伏地层呈整合接触。1.3.1.2 下石盒子组下界为4煤层下铝质泥岩底界面，上界为K3砂岩底界面，地层平均厚度212.38m。岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩、铝质泥岩和煤层组成，为本矿井主要含煤段。含4个煤层（组），除3煤层为局部可采煤层、4煤层为矿井主要可采煤层外，其余均为不可采煤层。下部铝质泥岩含紫色花斑及较多量的菱铁鲕粒，岩性致密，具滑感、性脆，与下伏地层呈整合接触。1.3.1.3 山西组下部以太原组顶部一灰之顶为界，上界为铝质泥岩之底。平均厚度118.14m。由浅灰灰色泥岩、浅灰色粒砂岩浅灰色泥质粉砂岩和煤层组成，含煤线2层，其中只有6煤层为本区可采煤层。1.3.1.4 石炭系上统太原组本采区仅6孔揭露完全，地层厚度122.65m，岩性以深灰色泥岩、粉砂岩及灰色的细砂岩为主，灰深灰色的石灰岩次之，夹少量的薄煤层。泥岩、粉砂岩中多见有炭屑或植物化石碎片，石灰岩12层，四灰以下石灰岩中含燧石结核或燧石薄层。本区共有3个钻孔揭露太原组一灰（K1），揭露平均厚度1.70m。该标志层区内发育稳定，对比性可靠。含煤4层，总厚0.31.84m，均为不可采煤层。1.3.2 煤层及煤层间距46深部采区主要开采下石盒子组下部的四煤层，局部区域可能三四煤层合采，四煤层为粉末状，局部为碎块状，内生裂隙发育，煤层结构简单，无夹矸。钻孔揭露煤厚平均为2.39m，煤层可采性指数为100，煤厚变异系数为9.6%。三煤层为黑色，半亮型，弱玻璃光泽，粉末状，少数为片状和碎块状，以暗煤为主夹亮煤条带。陈集向斜西翼局部区域沉积缺失其余大部赋存相对稳定，据采区范围内钻孔资料统计，三煤层两极厚度为01.67m，平均1.13m，煤层可采性指数为57，煤厚变异系数为26.6%。三四煤层间夹矸为黑色泥岩，夹浅深灰色粉砂岩条带，致密块状，性脆，含少量植物化石，局部夹黑色褐色煤线。钻孔资料显示两极厚度为0.233.74m，平均2.16m。综上所述，46深部采区四煤层整体属较稳定的中厚煤层，三煤层局部区域较稳定可与四煤层合采。煤层间距：三煤四煤层间距：据46深部采区内的4个钻孔（D验1、403、9、11）揭露三煤层的情况统计，三煤层四煤层在46深部采区的间距为0.233.74m，平均2.16m。 四煤六煤层间距： 采区内的8个钻孔中有4个揭露6煤。四煤下距六煤层77.09m104.25m，平均88.17m。上述4个钻孔揭露的6煤厚2.383.28m，平均3.00m。1.4 煤层顶底版岩性1.4.1 煤层顶板伪顶：陈集向斜、刘桥向斜附近均有发育，以泥岩及炭质泥岩为主，厚度0.3m。直接顶：采区西南陈集向斜西翼大部分因3煤被冲刷而无直接顶；其余部分直接顶以泥岩及砂质泥岩为主，局部为粉细砂岩，平均厚2.16m；其上为3煤，平均厚1.13m。老顶：以灰色细砂岩为主，局部为粉砂岩或与粉砂岩互层，平均厚17.7m，其上部为泥岩及砂岩交替沉积。1.4.2 煤层顶板直接底：以泥岩及粉砂质泥岩为主，局部夹少量粉砂岩或煤线，含少量植化碎片，平均厚8.91米；老底：以中细砂岩为主，局部夹粉砂岩，厚约10.11米。1.5 水文地质1.5.1 七含涌水量46深部采区位于刘桥向斜轴东西两翼，陈集向斜受正断层DF25的切割作用于本采区上部位置消失，受陈集向斜、刘桥向斜的影响，次生构造及裂隙比较发育，煤层顶板为1732m的中细粒砂岩，近似垂直刘桥向斜轴的裂隙的富导水性较强，掘进过程中预计出现局部较大的淋水。直接影响采区生产的水源为七含砂岩裂隙水。七含砂岩裂隙水正常涌水量为269.89m3/h，最大涌水量为323.87 m3/h。1.5.2 老塘水该采区上部有采空区，为46采区和42采区。采空区积水对46深部采区采掘有一定威胁，在采掘过程中，提前做好探放老塘水工作。1.5.3 灰岩水该采区西部以土楼断层为界，土楼断层落差为50200m；DF27断层（70H=0100m）贯穿于整个采区。根据地面三维地震探测资料，土楼断层、DF27断层大部地段富水性较差，局部地段富水性较强，采掘过程中要探清断层边界，留足断层防水保护煤柱，以防采掘影响造成灰岩水的突出。1.6 煤质、煤尘、瓦斯及地温1.6.1 煤质煤的物理性质：三煤层为黑色粉末状为主，次生鳞片状，金刚光泽，煤质松软。视密度为1.46t/m3。四层煤为灰黑黑色，黑色、棕黑色条痕，弱玻璃玻璃光泽，线理状条带状结构，层状构造，粉末状块度，局部为碎块状，内生裂隙发育，密度为1.46t/m3。煤的化学性质：根据刘桥延深地质报告煤质附表，将46深部采区煤质参数统计如下表3。 46深部采区的煤层为贫煤，属低挥发分、低灰、低硫、特低磷、中高发热值、难熔灰分、低结渣、低结污性、热稳定性的煤层，可作为电厂或民用的动力煤、建材用煤、高炉喷吹用煤、化工厂气化煤及居民日常生活用煤。煤质化验统计表 表1-2煤层MadAdVdafStdQb.ad()()()()(MJ/kg)4两极0.531.2613.0627.4811.1822.070.380.8524.6829.09平均0.9120.4715.750.627.676两极0.133.8912.7535.869.9520.760.072.9521.8430.22平均0.9620.7216.450.5929.521.6.2 煤尘爆炸性及自然发火倾向据刘桥一矿延深地质报告指出，我矿各煤层火焰长度为2540mm，均有爆炸危险性，须通入2045%的岩粉方能抑制爆炸。据煤的自燃发火倾向测试结果，4煤层属于不自燃发火煤层（级）。据安徽省濉溪县刘桥深部煤炭详查地质报告指出，仅20-2孔有4煤层的煤尘爆炸性及自然发火倾向试验成果，样品表明煤尘有爆炸性，不易自燃。由于目前我矿这方面的测试做的较少，深部煤层是否具有爆炸性和自然倾向还需多做有关方面的测试工作。1.6.3 瓦斯刘桥一矿普、详查阶段每个见4煤层的孔均采取瓦斯样，4煤层共有19个样，半数样品CH4含量为0，CH4含量最大为2.57cm3/g可燃质、CH4最高占瓦斯总量的85.31%，仅一个样属沼气带，其他样品分属二氧化碳氮气带、氮气沼气带。本矿的宽缓向斜及开放式断层对瓦斯的逸散有利，但局部可能有瓦斯聚集。根据安徽煤田地质局第三勘探队于2002年10月提交的我矿矿井地质报告（以下简称新地质报告）：从井巷瓦斯测试来看，矿井瓦斯含量与煤层埋深关系不大，主要与地质构造有关。我矿矿井初步设计及投产初期为低瓦斯矿井，19861995年矿井瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井，1996年至今矿井瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井。本区钻孔瓦斯测试成果如表。 钻孔瓦斯测试成果表 表1-3煤4层孔号采样样标高（米）自然瓦斯成分及含量项目N2CH4CO2C2H6C3H8含量1.661.470.310.046-431.48成分89.483.885.830.460.35含量2.660.250.220.020.018-470.87成分73.950.9123.531.62含量11.660.143.530.242-526.75成分27.019.2563.74含量0.0610.4796-665.00成分54.3634.438.602.60含量1.070.710.198-683.24成分47.8319.742.783.841.11含量0.310.470.080.021.6.4 地温依据2005年7月江苏煤炭地质勘探三队提供的安徽省濉溪县刘桥深部煤炭详查地质报告，46采区深部地表最高处的标高为+31.3m，我矿地层恒温带深21米左右，温度为15.3C左右，恒温带以深地温梯度为2.4C/百米,46采区深部最浅处为-600m，最深处为-1000m。本区-644m以上为地温正常区，出现一级热害深度为644m（地温为31C），二级热害深度为894m(地温为37C)，需采取人工方式进行降温。1.7 储量1.7.1 计算范围同采区边界，其中46采区深部西部的边界正断层土楼断层落差为50200m，断层保护煤柱宽度按50m留设。1.7.2 块段划分46采区深部四煤层储量计算共分为12个块段进行（其中4煤4个、3煤3个块段为A级储量，其余5个均为断层保护煤柱圈定的C级储量）。具体圈定的范围是依据46采区深部地质图上所标定的区域。各块段之间以上部采区的分界线（46采区边界）和采区深部分界线（-1000m煤层底板等高线）、向斜轴（刘桥向斜轴）、断层保护煤柱线、矿界保护煤柱线、最低可采边界线（三煤层可采边界线）等自然界线作为分界线。1.7.2 计算结果全区共获得工业储量：A+B+C=10481899吨其中：A级=9309185吨B级=0万吨C级=1172713吨A+B/(A+B+C)=88.81%可采储量=工业储量*80%*（1-0.104）=10481899*80%*0.896=7513425（吨）第二章 采区生产能力及服务年限2.1 采区生产能力确定采区生产能力依据确定采区生产能力要考虑与采区的储量相适应，使其具有适当的服务年限，按照以掘保采、以采促掘、采掘并举、掘进先行的原则，以避免因开采强度过大，造成服务年限过短，采掘接替紧张，同时又要避免服务年限过长，不利于稳产高产，还应本着合理集中生产的原则使生产能力与通风、运输、排水能力相适应。采区生产能力主要取决于采区内同时生产的工作面个数及每个工作面的单产，而工作面的单产又和煤层的赋存状况及采煤方法有着必然的因果关系。根据46采区地质报告提供，该采区可采储量为751.34万吨，46采区平均煤厚为2.39m，两翼均可布置综采工作面。采用走向长壁或伪倾斜长壁采煤方法，全部垮落法管理顶板，采区内同时生产的工作面个数为一个，即布置一个综采工作面。工作面日单产计算A日=N*S*L*M*R*C=10*0.6*180*2.39*1.46*0.95=3580吨按年生产330天计算，并考虑运输、机电及其它因素的影响，系数取0.9,则：A年=3580*330*0.9=106.32万吨/年式中：N：日进刀数 L：工作面长度（m）S：截深（m） M：4煤层平均厚度（m）R：容重（1.46t/m3） C：回采率（95）即：46采区设计采用一个回采工作面生产，设计生产能力106.32万吨/年。 2.2 采区服务年限服务年限为：T =Z/（A*K）=751.34/(106.32*1.1) =6.4（年）式中： Z：采区可采储量A：采区生产能力K：储量备用系数(取1.1)T：服务年限第三章 采区巷道设计方案根据本次延深设计范围内煤层赋存以及地质构造情况，综合考虑采区生产接替状况，特提出两套方案对采区进行回采。3.1 方案一方案一延深设计，分为前期、后期两个阶段进行，前期延深自-630m-745m，垂深115m。后期延深自-745m-1000m，垂深255m。前期采用三条岩石下山进行延深，分别为：46轨道下山、46回风下山及46运输下山。其中，轨道下山布置在4煤底板，运输下山、回风下山（上段）布置在煤层顶板。后期采用“两岩一煤”三条下山延深，均布置在DF27断层以西。其中，轨道下山、回风下山均布置在4煤底板，运输下山布置在4煤煤层中。3.1.1 巷道布置3.1.1.1 采区车场、硐室延深中部车场位于-745m水平，该车场布置在4煤煤层底板，距4煤约20m，巷道断面尺寸：宽高=4.0m3.4m，长200m。车场内布置一环形水仓，长230m。延深下部车场位于-880m，该车场布置在4煤煤层底板，距4煤垂距2040m，巷道断面尺寸：宽高=4.0m3.4m。车场内布置一环形水仓，断面尺寸：宽高=3.2m3.2m，长度480m。下部车场、硐室，总计长度870m。 3.1.1.2 采区轨道下山46轨道下山延深段布置在煤层底板，自-631.9m（即现46轨道下山停头位置）开始，沿46轨道下山中线、按20下山、方位N12施工，延深至-745m水平，连接46延深中部车场。巷道断面尺寸：宽高=3.6m3.4m，斜长340m。46（下）轨道下山布置在4煤底板，坡度13，斜长630m。断面尺寸：宽高=3.6m3.4m。 3.1.1.3 采区运输下山46运输下山延深布置在煤层顶板，自-627.7m（即现46运输下山停头位置）开始，按16.5下山、方位N12，延深至-719.1m。巷道断面尺寸：宽高=3.8m3.4m，斜长340m。46（下）运输下山布置在4煤煤层中，巷道断面尺寸：宽高=3.8m3.4m，斜长约820m。为满足采区通风需要，设计一条46回风下山，该巷道布置在4煤底板，断面尺寸：宽高=3.8m2.4m，总计长度1350m。3.1.2 采区巷道掘进工程量根据我矿“20102015”年生产规划：“2010年2012年每年有3个生产采区：46采区、66采区及66采区，2013年2015年每年有3个生产采区：46采区延深（中部-745m）、66采区及66采区延深（中部）。”可以看出：46采区从2010年开始延深，预计到2013年能具备采区延深（中部-745m）回采条件。采区延深（中部-740m）贯通，岩巷掘进工程量1110米，468工作面将作为首采面进行回采，煤巷掘进工程量1920米。3.1.2.1 46采区延深首采面贯通路线：46轨道下山延深46中部车场46中部水仓；46运输下山延深468机巷468风巷468切眼；前期延深，系统贯通总工程量1110米，贯通工期9.3个月，根据采区布置及生产接替要求，确定采区延深首采工作面为468工作面，工程量3030米，前期利用46上山系统，预计投产工期20个月。首采面投产前：剩余工程量见表3-1。 首采面贯通总工程量 表3-1巷 道 名 称工程量宽高净断面（）支护形式岩性倾角（）（m）（m）46轨道下山延深3403.63.410.81锚网喷岩2046运输下山延深3403.63.410.81锚网喷岩16.546中部车场2004.03.410.81锚网喷岩平46中部水仓2303.23.29.14锚网喷岩平468机联巷1603.63.410.81锚网喷岩、煤24468机巷8803.82.49.12锚网煤跟煤468风巷7003.22.47.68锚网煤跟煤468切眼1806.82.416.32锚网煤跟煤合计3030备注：岩巷1110、 煤巷19203.1.2.2 46采区延深后期贯通路线：46（下）轨道下山46轨道下部车场46（下）运输下山46回风下山。方案一后期贯通总工程量 表3-2巷 道 名 称工程量宽高净断面（）支护形式岩性倾角（）（m）（m）46（下）轨道下山6303.63.410.81锚网喷岩1346（下）运输下山8203.83.411.37锚网喷煤跟煤46回风下山13503.83.411.37锚网喷岩24、16、1046下部车场1804.03.611.88锚网喷岩平46下部变电所、泵房2104.63.614.29锚网喷岩平46下部水仓4803.23.29.14锚网喷岩平合计3670备注：岩巷2850、 煤巷8203.2 方案二方案二延深设计，同样分为前期、后期两个阶段进行，前期延深同方案一。后期延深，以DF27 断层为界，分东、西两翼分别布置三条下山，对采区煤层进行单翼回采。 前期延深巷道布置与方案一相同。3.2.1 后期延深巷道布置3.2.1.1 采区车场、硐室延深下部车场（东）位于-920m水平，该车场位于4煤底板。断面尺寸：宽高=4.0m3.4m，长度100m。以联巷分别连接46运输下山（东）、46辅助下山（东）。延深下部车场（西）设计同方案一。 3.2.1.2 采区轨道下山46轨道下山（东）布置在4煤底板，距4煤最大距离40m（下部车场），最小距离11.2m（上部车场），坡度14，斜长682m。断面尺寸：宽高=3.6m3.4m。 46轨道下山（西）设计同方案一46（下）轨道下山。 3.2.1.3 采区运输下山46运输下山（西）设计同方案一46（下）运输下山。46运输下山（东）布置在DF27 断层以东，4煤煤层中，最大坡度18，最小坡度11，平均16.1，斜长765m。其上口与4610机巷相连接，下口与46下部车场（东）相连接。3.2.1.4 采区辅助下山为满足采区通风及行人需要，设计一条46辅助下山。该巷道上口连接46中部车场，下部连接46回风下山、46轨道下山（东）。巷道断面：宽高=3.6m3.4m。坡度：14 ，斜长600m。3.2.2 采区巷道贯通工程量采区前期延深贯通路线、工程量同方案一。采区后期延深贯通路线：西翼：同方案一后期。东翼：46轨道下山（东）46下部车场（东）46辅助下山46运输下山（东）。方案二后期东翼贯通总工程量 表3-3巷 道 名 称工程量宽高净断面（）支护形式岩性倾角（）（m）（m）46轨道下山（东）6823.63.410.81锚网喷岩1646下部车场（东）1004.03.411.88锚网喷岩平46辅助下山6003.63.410.81锚网喷岩1446运输下山（东）7653.63.410.81锚网喷岩跟煤合计2147备注：岩巷1382m、 煤巷765m附：46采区延深方案一、方案二巷道布置设计平、剖面图；3.3 方案比较3.3.1 方案一优点：采区布置简单、施工方式灵活，便于准备及调整。三条下山一进两回，通风较顺畅，通风阻力小。先期可选择一煤一岩下山施工，施工煤层下山可提前探明煤层赋存情况，为运输下山施工提供了施工参考。选择一岩一煤两条下山作为贯通路线，贯通路线选择灵活。三条下山施工，采区抗灾能力强。缺点：多施工一条回风下山，增加了工程量。煤层下山后期维修量大。通风线路长，通风困难。3.3.2 方案二优点：采区布置六条下山，系统稳定。布置一条辅助下山，有利于通风、行人。缺点：掘进工程量大，工期长。通风线路长，风阻大，不利于采区通风。辅助下山临近断层，支护困难，后期维修工程量大。下山数目多，后期维修工程量大。3.3.3 后期延深采区巷道设计方案经济技术比较表见下页；3.4.3 结论经方案比较，可以看出方案一较方案二，系统更加简单，经济上更加合理，有利于安全生产，所以我矿推荐使用方案一。 方案经济技术比较表 表3-4 方案项目方案一（两岩一煤）方案二（四岩两煤）开采方式双翼走向或伪倾斜开采单翼走向或伪倾斜开采下山数目3条6条区段数目11个（不含前期3个）8个（不含前期3个）工作面长度180米180米投产工作面468468贯通工程量及工期工程量：3670米（岩：2850m）工 期：28.3个月工程量：5817米（岩：4232m）工 期：44.1个月投产工程量及工期工程量：3030米（岩：1110m）工 期：20个月工程量：3030米（岩：1110m）工 期：20个月第四章 采区提升、运输、排水、供电设计4.1 46轨道下山提升设备选型（一） 4.1.1 设计依据4.1.1.1 工作制度：350d/a，16.5h/d4.1.1.2 轨道倾角：=14 轨道斜长：900米4.1.1.3 提升量：按两个岩石巷道掘进工作面，每个掘进工作面每小班40车计算， 最大班运送设备、材料40车计算。小时提升量 As=27.8(车)4.1.1.4 提升方式：斜井单钩串车提升。4.1.1.5 提升容器：矿车： 容积-Vr=1.1m3 最大装载量 -Qmax=1.11700=1870kg 质量-Qk=600kg 矿车装满系数取-Cm=0.94.1.2 提升矿车数计算 4.1.2.1 一次提升循环近似时间Tj=式中： Lsb 、Lx上下平车场长度取1015米， 取15米。 Vo矿车组通过上下车场的速度（上下口平车场、 Vo=1.0m/s ） 1矿车组摘挂钩时间 取1=80s V最大提升速度 V=4m/sVp=(0.750.9)V=0.854=3.4m/sTj= =750s 4.1.2.1 一次提升需要矿车数n=5.8 取n=64.1.3 提升钢丝绳计算4.1.3.1 钢丝绳终端载荷按矸石车计算：4.1.3.2 钢丝绳单位长度质量： 选用67-24.5-170型圆股钢丝绳2.129kg/m，钢丝绳破断拉力总和：4.1.3.3 钢丝绳安全系数校验： 满足要求；4.1.4 提升机及游轮选择4.1.4.1 提升机卷筒直径：取：Dj=2500mm4.1.4.2 卷筒宽度： 取：B=2000mm4.1.4.3 最大静拉力差静拉力差： 选用JKB2.5/2型矿用变频调速绞车， 其技术规格：卷筒直径：2500m 卷筒宽度：2000m 最大静拉力：Fj=60KN 最大静拉力差：Fc=60KN 提升速度：04m/s4.1.5 电机功率计算： 选用电机280KW 1140V4.1.6 结论：据计算，选择JKB2.52单滚筒变频调速绞车，提矸石串6辆1吨矿车，功率为280KW，最大提升速度4m/s，钢丝绳选用67-24.5-170，圆股钢丝绳，缠绕两层提矸安全系数9.5 ,最大班作业时间为3.6小时，小于设计规范的5.5小时要求。作业时间见表4-1，提升速度图见图4-1 。 表4-1顺序提升项目单位每班提升量每次（小时）提升量每班提升次数休止时间（s）一次提升循环时间（s）每班作业时间（s）1提矸石车606108075075002物料车4067807505250总作业时间 提物：12750s=3.6h 图4-14.2 46轨道下山提升设备选型（二） 4.2.1 设计依据4.2.1.1 工作制度：350d/a，16.5h/d4.2.1.2 轨道倾角：=14 轨道斜长：650米4.2.1.3 提升量：按两个岩石巷道掘进工作面，每个掘进工作面每小班40车计算， 最大班运送设备、材料40车计算。小时提升量 As=27.8(车)4.2.1.4 提升方式：斜井单钩串车提升。4.2.1.5 提升容器：矿车： 容积-Vr=1.1m3 最大装载量 -Qmax=1.11700=1870kg 质量-Qk=600kg 矿车装满系数取-Cm=0.94.2.2 提升矿车数计算 4.2.2.1 一次提升循环近似时间Tj=式中： Lsb 、Lx上下平车场长度取1015米， 取15米。 Vo矿车组通过上下车场的速度（上下口平车场、 Vo=1.0m/s ） 1矿车组摘挂钩时间 取1=80s V最大提升速度 V=4m/sVp=(0.750.9)V=0.854=3.4m/sTj= =603s 4.2.2.1 一次提升需要矿车数n=4.7 取n=54.2.3 提升钢丝绳计算4.2.3.1 钢丝绳终端载荷按矸石车计算：4.2.3.2 钢丝绳单位长度质量： 选用67-24.5-170型圆股钢丝绳2.129kg/m，钢丝绳破断拉力总和：4.2.3.3 钢丝绳安全系数校验： 满足要求；4.2.4 提升机及游轮选择4.2.4.1 提升机卷筒直径：取：Dj=2500mm4.2.4.2 卷筒宽度： 取：B=2000mm4.2.4.3 最大静拉力差静拉力差： 选用JKB2.5/2型矿用变频调速绞车， 其技术规格：卷筒直径：2500m 卷筒宽度：2000m 最大静拉力：Fj=60KN 最大静拉力差：Fc=60KN 提升速度：04m/s4.2.5 电机功率计算： 选用电机280KW 1140V4.1.6 结论：据计算，选择JKB2.52单滚筒变频调速绞车，提矸石串6辆1吨矿车，功率为280KW，最大提升速度4m/s，钢丝绳选用67-24.5-170，圆股钢丝绳，缠绕两层提矸安全系数9.5 ,最大班作业时间为3.35小时，小于设计规范的5.5小时要求。作业时间见表4-2，提升速度图见图4-2 。 表4-2顺序提升项目单位每班提升量每次（小时）提升量每班提升次数休止时间（s）一次提升循环时间（s）每班作业时间（s）1提矸石车606108075075002物料车4067807505250总作业时间 提物：12750s=3.6h 图4-24.3 46运输下山设备选型4.3.1 概述46运输下山皮带机所担负的运输任务为46下山采区的煤炭运输，根据设计其运输能力按一个综采工作面和一个炮采工作面计算，总长度为900米（平均12），运输高度160米。各采煤工作面煤炭运输与该主运输系统之间不设缓冲煤仓，但该主运输系统不是一次形成，而是分阶段形成，逐渐延长， 该主运输系统设备选型按一部皮带机进行设计， 为了便于皮带机的延长又不影响正常生产选用整芯阻燃皮带。 4.3.2 设计依据采矿设计手册矿山机械卷、66下山采区设计小时运输量600吨/小时计算。4.3.3 设备选型4.3.3.1 皮带机每小时运量：4.3.3.2 带宽B：式中：kd断面系数，kd=400 kv速度系数，kv=0.95 k=14，k=0.92 煤的松散密度0.85t/m3 v带速2.5m/s考虑块煤：取B=1000mm 4.3.3.3 每米物料质量：4.3.3.4 每米长胶带质量：21.6kg/m4.3.3.5 每米机长上下转动部分质量式中：G上托辊转动部分质量，G=17kg Ls上托辊间距，Ls=1m G下托辊转动部分质量，G=15kg Lc下托辊间距，Lc=3m4.3.3.6 运行阻力及功率计算：4.3.3.6.1 阻力计算满载运行 ：FS= Fs=(q+qo+ q)Lgcos(q+qo)Lgsin=(66.7+21.6+17)0.049009.80.97(66.7+21.6)1609.8=174490NFc=(qo+ q)LgcosqoLgsin=(21.6+5)0.049009.80.97-21.61609.8=-24800NF=FS+FC+Ff=174490N-24800N+6150N=155840N式中：Ff-附加阻力，包括： 导料槽阻力：2（1.6B2+7）Lg=2(1.6120.857)49.81=654N 装料处物料加速的附加阻力：20.278QhV=20.2785002.5=696N 胶带绕过驱动滚筒的阻力：2600=1200N 胶带