大同煤矿井田设计定稿

第一章矿井概况第一节井田地质特征大同煤矿集团同安煤业有限责任公司位于山西省岚县县城东南约13km处的梁家庄乡高家坡村一带，行政区划隶属梁家庄乡管辖。其地理坐标为：东经：111°42´28”～111°45´25”北纬：38°10´35”～38°11´59”井田西部有规划中的山西省太原市—陕西省榆林市的干线公路(井田内娄烦—岚县段现为217省道)通过，西北距209国道岚县站约11km，距太—古—岚铁路岚县站约11km。由井田向北可至岚县县城、岢岚县、忻州市及大同市，向东南可至娄烦县、古交市、太原市，向西南可至吕梁市，交通较为方便。本区位于晋西黄土高原，属吕梁山山脉与芦芽山南端的交汇地带，地形复杂，沟谷纵横，除井田西部零星出露基岩外，均为黄土覆盖，地貌类型以黄土梁、峁为主。现代冲沟与黄土梁呈相间排列格局，黄土梁顶面起伏和缓，走向近南北，冲沟呈树枝状展布，坡面陡立，中下部见红土出露。最高点位于井田中南部的之前卯，海拔标高1390.4m，最低点位于井田东北部冲沟沟底，海拔标高1194.8m，最大相对高差195.6m。井田隶属黄河流域、汾河水系之岚河支流。井田内沟谷均属季节性冲沟，平时干涸无水，沟谷宽100—200m、纵坡降0.062，沟底比较平坦，由于降水量偏少，地形坡度大，平时无清水流量，只有在雨季才有短暂的洪流，雨季汇聚各冲沟洪水，由南向北排出井田，汇入井田外东北部的岚河干流。年平均气温8.0℃，最低气温为-29.2℃、最高气温为38.9℃，1月份平均气温-4.8℃，7月份平均气温16.9℃。多年平均降水量为461.8mm，降水主要集中在7、8、9三个月，7月份多年平均降水量为139.1mm，8月份多年平均降水量为148.7mm，1月份年降水量最少，只有115mm。本区多年平均蒸发量为1902.3mm，一般最大蒸发量出现在5、6月份，最小蒸发量出现在1月份。本井田总体为一对宽缓的向背斜组成的褶曲构造，轴向近南北，向斜位于井田中东部，西翼地层倾角在10°～25°之间，平均18°左右；东翼地层倾角较平缓，一般为10°左右。背斜位于向斜东，东翼地层倾角5°左右。据以往地质勘探资料及矿井实际生产揭露情况，井田内发现正断层7条，分述如下：F1正断层：位于井田西北部，走向NE，倾向NW，倾角70°，落差20m，井田内该断层延伸长度约800m。F2正断层：位于井田西北部，走向NE，倾向NW，倾角75°，落差6m左右，井田内该断层延伸长度为600m。F3正断层：位于井田中北部，走向近SN，倾向W，倾角75°,落差7m，井田内该断层走向延伸长度为750m。F4正断层：位于井田中东部，走向自南向北由NE向转近SN，倾向NW～W，倾角78°,落差40m，井田内该断层走向延伸长度2800m。F5正断层：位于井田东南部，走向NE，倾向NW，倾角75°,落差20m，井田内该断层走向延伸长度为550m。F6正断层：位于井田西北部，走向NE，倾向SE，倾角65°,落差20m，井田内该断层走向延伸长度为750m。F7正断层：位于井田西北部，走向NE，倾向SE，倾角65°,落差15m，井田内该断层走向延伸长度为800m。表1井田断层特征表编号落差(m)走向倾向倾角(°)延伸长(m)控制程度F120NENW70800侯家岩煤矿井下实见F26NENW75600侯家岩煤矿井下实见F37SNW75750203号钻孔见9号煤层变薄F440NE—SNNW—W782800203与206，29与213号孔控制F520NENW75550井田南的153号孔3#层下与7#层上相接并由215、225、239号孔控制F620NESE65750侯家岩煤矿井下实见F715NESE65800侯家岩煤矿井下实见井田内目前尚未发现有岩浆岩侵入和陷落柱。综上所述，本井田地质构造属简单类型。第二节煤层的埋藏特征本井田内可采煤层共3层，分别为山西组的4号煤层和太原组的7、9号煤层。现对各可采煤层分述如下：（1）4号煤层4号煤层：位于山西组下部，煤层厚度5.71～8.08m，平均厚7.56m，煤层由南向北逐渐变厚，全井田稳定可采。在井田东北部局部分叉为4、4-1号煤层，4、4-1号煤层最大间距4.46m。煤层结构简单～极复杂，含0～8层夹矸，单层夹矸最大厚度为0.52m。煤层顶板岩性为砂质泥岩、粉砂岩、泥岩，老顶为细砂岩；底板岩性为细砂岩、砂质泥岩、泥岩。（2）7号煤层位于太原组上部，上距4号煤层32.02～44.88m，平均37.53m。煤厚1.1-2.92m，平均1.75m，一般为不含夹矸，个别孔含1～2层夹矸，煤层结构简单。煤层顶板为砂质泥岩、粉砂岩及泥岩；底板为细砂岩、粉砂岩和砂质泥岩。为全区稳定可采的煤层。（3）9号煤层位于太原组中下部，L1石灰岩之下，上距7号煤层19.69～29.59m，平均24.28m。煤层厚度8.50～13.97m，平均厚11.22m，属全井田稳定可采煤层。煤层结构简单～极复杂，含0～7层夹矸，单层夹矸最大厚度为0.45m。煤层顶板岩性为L1石灰岩，底板岩性为泥岩粉、砂质泥岩及砂岩。各可采煤层特征详见表2、煤的工业分析见表3。表2各可采煤层特征表煤层煤层厚度(m)层间距(m)结构（夹矸数）稳定性可采性顶底板岩性顶板底板45.71-8.087.5632.02-44.8837.53简单-极复杂（0-8）稳定全区可采砂质泥岩粉砂岩泥岩细砂岩砂质泥岩泥岩71.1-2.921.75简单（1-2）稳定全区可采砂质泥岩粉砂岩泥岩细砂岩粉砂岩砂质泥岩19.69-29.5924.2898.50-13.9711.22简单-极复杂（0-7）稳定全区可采泥灰岩泥岩砂质泥岩粉砂岩表3煤的工业分析GR.I1/3JM第三节井田境界与储量1、井田北部与山西岚县昌恒煤焦有限公司相邻，南依山西岚县珠峰煤业有限公司，东北为山西焦煤集团岚县煤焦有限公司，西南部与山西岚县高家坡煤业有限公司相邻。（见表4）。表4井田范围拐点坐标表1954年北京坐标系(6度带)1980年西安坐标系(3度带)编号XY编号XY142295001956200014229451.8937561929.81242295001956265124229451.8937562580.81342295501956247034229901.8937562399.81442295501956356044229901.9037563489.82542300001956630054229551.9137566229.83642297901956630064229741.9037566229.83742274001956400074227351.8837563929.83842274241956291884227375.8837562847.82井田为不规则多边形，东西最长约4.297km，南北宽约2.559km，面积7.0422km2，批采深度1230450m。批采4、7、9号共3个煤层。本井田地层倾角在5°-25°，勘探工程成网状布置，煤层厚度变化不大，依据《煤、泥炭地质勘查规范》，本次资源/储量估算采用水平投影地质块段法：倾角在15°以下的块段，利用煤层的伪厚度和水平投影面积计算其资源/储量；计算公式：Q=S水平·M伪·D/10煤层倾角在15°以上的块段利用煤层的真厚度和斜面积估算其资源/储量，计算公式为：Q=S斜·M真·D/10S斜=S水平/cosαM真=M伪·cosα其中:Q—资源/储量(Mt)S水平—块段水平投影面积k(m2)M伪—块段煤层平均伪厚度(m)D—煤层视密度(t/m3)α—块段平均倾角矿井可采储量计算：矿井的设计储量，指在井田范围内的工业储量减去矿井永久煤柱损失，包括井田边境、断层、防水安全煤柱，村庄、公路等。根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，本矿4、9号煤层采区回采率取75%，7号煤层采区回采率取85%。矿井设计可采储量，指的是矿井的设计储量减去工业场地和主要井巷保护煤柱后剩以采区回采率。经计算，矿井设计可采储量为80.1Mt，即详见表5。表5矿井设计储量计算表单位Mt煤层编号设计储量开采煤柱损失开采损失设计可采储量工业场地井筒大巷小计4-15.7045.704445.790.7290.4093.1154.25310.38431.15379.9620.1930.0790.5840.8561.3667.740950.8292.0781.0880.2933.45911.84335.527合计112.33.001.5763.9928.56823.59380.1第四节矿井开拓矿井达产共布四个井筒，即主井、二个副斜井（一个运料，一个安装猴车）、一个回风立井。井筒特征表见表6。主斜井：为新掘井筒，井筒断面为半圆拱，净高3.0m，净宽3.3m，净断面8.73m2，倾角21°，斜长570m，井底落于+1030.2m。表土段采用钢筋砼砌碹，基岩段采用锚喷支护；井筒内布置有洒水管线，入井电缆沿该井筒敷设。井筒装备一部大倾角胶带输送机（B=1000mm），担负矿井的煤炭提升和进风任务，井筒设行人台阶兼作矿井安全出口。通风校验：V=Q/S0式中：Q——风速，取25m3/s;S0为井筒净断面V=25/8.73=2.86m/s。小于最高风速4m/s的要求。断面合理。副斜井（材料斜井）：利用原山西岚县侯家岩煤矿副斜井改造而成（起底1300mm），井筒为半圆拱断面，起底后净高3.8m，净宽3.2m净断面积11.06m2，倾角18°，斜长588m，井底落于1062.1m。表土段采用钢筋砼砌碹，基岩段采用锚喷支护，井筒内布置有洒水管路，副斜井铺设有30kg/m轨道，轨矩600mm，采用单钩串车提升，担负矿井的辅助提升任务并兼作安全出口。通风校验：V=Q/S0式中：Q——风速，取50m3/s;S0为井筒净断面副斜井风速：V=50/11.06=4.52m/s。小于最高风速8m/s的要求。断面合理。行人斜井：利用原山西岚县侯家岩煤矿主斜井，井筒断面为半圆拱，净高2.5m，净宽3.0m净断面积6.53m2，倾角16°斜长633m，井底落于1070.3m。表土段采用钢筋砼砌碹，基岩段采用锚喷支护，井筒内布置有主排水管路、压风管路、乳化液水管，消防洒水管路。井筒设驾空乘人装置和台阶扶手，担负矿井进风和人员上下任务兼作安全出口。通风校验：V=Q/S0式中：Q——风速，取30m3/s;S0为井筒净断面行人斜井风速：V=30/6.53=4.6m/s。小于最高风速8m/s的要求。断面合理。回风立井：为新掘井筒，井筒直径为5m，净断面积19.6m2，垂深507m，井底落于4号煤层。表土段采用钢筋砼浇注，基岩段为C25砼浇注。井筒设行人梯子间，担负矿井专用回风任务并兼作安全出口。通风校验：V=Q/S0式中：Q——风速，取25m3/s;S0为井筒净断面V=105/19.6=5.4m/s。小于最高风速8m/s的要求。断面合理。表6井筒特征表序号井筒特征井筒名称主斜井副斜井（材料井）行人斜井回风立井1井田坐标（北京54/西安80坐标）纬距(X)4229328.948/4229280.8384229025.498/4228977.4084228994.7/4228946.614229165.738/4229117.6942经距(Y)19562900.257/19562830.06719562218.310/1956214862/19562156.4519564399.812/19564329.6223井口标高(m)+1234.5+1243.957+1244.665+1235.04方位角(度)343°0′0″216°0′0″216°0′0″5井筒倾角(度)21°18°16°90°66落底标高(m)+1030.2+1062.1+1070.3+724.057井筒斜长或垂高(m)5705886335078井筒净宽或直径(m)3.33.23.05.09井筒支护支护形式表土钢筋砼砌碹钢筋砼砌碹钢筋砼砌碹钢筋砼浇注基岩锚喷料石砌碹料石砌碹砼浇注支护厚度(m)400400400500100400400350110断面积(m2)断面形状半圆拱半圆拱半圆拱圆形净8.7311.066.5319.6掘进12.9/9.8915.99.9728.3/25.5111井筒装备胶带、台阶、扶手轨道、台阶、扶手驾空乘人装置、台阶、扶手梯子间112备注新掘利用原侯家岩矿副斜井利用原侯家岩矿主斜井新掘矿井为低瓦斯矿井，井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。井田总体为一对宽缓的向背斜组成的褶曲构造，轴向近南北，向斜位于井田中东部，西翼地层倾角在10°～25°之间，平均18°左右；东翼地层倾角较平缓，一般为10°左右。背斜位于向斜东，东翼地层倾角5°左右。井田内可采煤层共3层，分别为太原组的4号煤层和山西组的7、9号煤层。根据各煤层的赋存和开采情况，本井田内划分一个水平开拓全井田，副斜井井底车场标高+1062.1m。根据开采条件及范围，4、7、9号煤层利用主水平联合回采。根据煤层赋存特点、地质构造发育规律和井下各可采煤层采动情况，特别是结合现有井下巷道、开拓系统布置情况，主要开拓大巷布置如下：本矿井主斜井、副斜井及行人斜井均落底于9号煤层，考虑到井田西翼地层倾角在12°-25°之间，平均18°左右，东翼地层倾角平缓，一般为5°-10°左右。本矿井首采煤层为4号煤层，因此设计从副斜井、行人斜井底9号煤层原有巷道开口，水平掘进2条石门大巷：轨道石门和行人石门大巷。提露4号煤层后，沿4号煤层布置4条大巷，分别为4号层轨道大巷、皮带大巷、行人大巷（设架空乘人装置）和回风大巷，其中轨道大巷、皮带大巷沿4号煤层底板布置（局部煤层倾角较大处进行调坡处理，保持平均坡度为13°），行人大巷、回风大巷沿4号煤层顶板布置（行人大巷局部煤层倾角较大处进行调坡处理，保持平均坡度为13°）。4号层轨道大巷、皮带大巷、回风大巷三条大巷向东穿越F4断层后，通过4号煤层东翼皮带暗斜井（倾角15°）、轨道暗斜井（倾角20°）和回风暗斜井（倾角20°）分别与4号煤层东翼皮带大巷、轨道大巷和回风大巷相连。详见图3-1-1。本矿井主要开拓巷道基本位于井田中部由西向东呈“一”字形布置，垂直大巷方向布置工作面。7号煤层属于薄煤层，上距4号煤层32.02～44.88m，平均37.53m；7号煤层与4号煤层水平大巷重叠布置，布置有皮带大巷、轨道大巷和回风大巷3条大巷。7号层胶带大巷通过胶带暗斜井与上仓胶带大巷相接，7号层轨道大巷直接与井底车场相连，7号层回风大巷通过回风暗斜井与4号煤层回风大巷相通。9号煤层上距7煤层19.69～29.59m，平均24.28m。由于本矿井主斜井、副斜井及行人斜井底均落于9号煤层，9号煤层东南部已经大部分开采，并形成有多组巷道，因此9煤层利用现有巷道系统进行开拓回采。布置皮带大巷、轨道大巷和回风大巷3条大巷。矿井主斜井底布置有清理撤煤巷道，并与轨道石门大巷相连，并布置有井底煤仓，4号层皮带大巷通过上仓皮带巷与煤仓搭接；副斜井井底坐落在+1062.1m，在副斜井底布置井底车场，车场巷道与轨道石门大巷相连。第二章采区地质特征第一节采区概况一、位置、开采范围与邻近采区关系：7煤层410盘区位于同安煤矿井田西北部，东南与408盘区（正在开采）相接，东部隔矿界煤柱与山西焦煤正利矿相邻，北部与412盘区相接（未采），西部以900大巷为界。盘区走向长约1370米，倾斜长1520米，面积约2082400平方米。二、地貌、埋藏条件和钻孔情况：7号煤层410盘区走向近南北，冲沟呈树枝状展布，坡面陡立，中下部见红土出露。最高点位于井田中南部的之前卯，海拔标高1390.4m，最低点位于井田东北部冲沟沟底，海拔标高1194.8m，最大相对高差195.6m。三、储量：7煤层410盘区地质构造属一类简单型。储量级别的确定主要取决于煤层的稳定程度及钻孔的工程线距。储量划分为A级储量。容重为1.37吨/米3。盘区北西部3-A，面积1165840米2，煤厚2.21m，储量353.0万吨；盘区中西部6-A，面积192120米2，煤厚1.60m，储量42.1万吨；盘区南东部4-A，面积724400米2，煤厚1.48m，储量146.9万吨。共计工业储量542.0万吨，可采储量420.6第二节采区地质情况一、地质构造：该盘区位于太原组上部，上距4号煤层32.02～44.88m，平均37.53m。煤厚1.63m，一般为不含夹矸，个别孔含1～2层夹矸，煤层结构简单。煤层顶板为砂质泥岩、粉砂岩及泥岩；底板为细砂岩、粉砂岩和砂质泥岩。为全区稳定可采的煤层。二、煤层：该盘区7煤层全区内赋存，煤层厚度1.1-2.92m，平均1.75m，为井田内主要可采煤层之一。北部及中部煤层厚度1.62-2.95m，平均2.21m。南部煤层1.11-1.81m，平均1.48m，埋藏深度330.8-354.2m，可采指数100%，煤层变异系数28.60%。煤层走向：E-W-NW-SE、倾向E-NE。煤层结构较为复杂，盘区北中部48381、48375、48376、48377号钻孔含1-3层0.2-0.65m的细砂岩夹石。三、煤种和煤质：7号煤层：水分(Mad)原煤：0.64%～2.86%，平均1.56%；浮煤：0.90%～2.06%，平均1.40%。灰分(Ad)原煤：10.69%～29.27%，平均18.63%；浮煤：3.76%～10.90%，平均6.56%。挥发分(Vdaf)原煤：34.52%～40.42%，平均37.20%；浮煤：28.50%～42.96%，平均37.36%。硫分(St,d)原煤：0.62%～3.31%，平均1.57%；浮煤：0.65%～1.95%，平均1.07%。发热量(Qgr.d)：原煤：27.61～31.34MJ/kg，平均29.44MJ/kg。磷含量（Pd）：浮煤：0.006%～0.025%，平均0.013%焦渣特征：原煤：4～6；浮煤：5～6。胶质层最大厚度Y(mm)：13～29mm，平均20.5mm。煤类为1/3焦煤(1/3JM)与气肥煤(QF)，气肥煤只在井田中北部和中南部零星钻孔分布，且连不成片，因此本次未单独估算其储量。按动力用煤分类为低灰～高灰，低硫～中高硫，高热值～特高热值煤；按冶炼用焦煤浮煤分级属特低灰～中灰以低灰为主，低硫分～高硫分以中硫分为主，低～中磷分煤。四、瓦斯和煤尘：(一)瓦斯原侯家岩煤矿曾采9号煤层，根据晋安监煤字【2006】327号《关于吕梁市岚县地方国营侯家营煤矿等5对生产矿井2006年度瓦斯等级鉴定的批复》，该矿9号煤层本年度瓦斯相对涌出量5.21m3/t，绝对涌出量1.08m3/min；二氧化碳相对涌出量7.24m3/t，绝对涌出量1.50m3/min，鉴定等级为低瓦斯矿井。天旺煤业公司（又名岚县地方国营侯家岩煤矿技改扩建井）曾采4号煤层，根据晋安监煤字【2006】327号《关于吕梁市岚县地方国营侯家营煤矿等5对生产矿井2006年度瓦斯等级鉴定的批复》，该矿4号煤层本年度瓦斯相对涌出量5.72m3/t，绝对涌出量0.89m3/min；二氧化碳相对涌出量5.08m3/t，绝对涌出量0.79m3/min，鉴定等级为低瓦斯矿井。本区勘探时曾在钻孔取样，测试结果见表1-4-11，4号煤层属于二氧化碳-氮气带，7、9号煤层属于氮气-甲烷带。本井田东邻的山西焦煤集团岚县煤焦有限公司补充勘探时在钻孔取样测试结果见表1-4-11，4、7号煤层处于氮气-甲烷带，9号煤层处于氮气-甲烷带到甲烷带。本井田东南1.8km的太原市煤气化公司龙泉矿补充勘探时在钻孔取样，测试结果见表1-4-11，各煤层均处于氮气-甲烷带到甲烷带，以氮气-甲烷带为主。据上述资料预计，本井田各煤层处于二氧化碳-氮气带到氮气-甲烷带。根据太原市煤气化公司龙泉矿资料推测，本井田瓦斯含量最大9毫升/克。表7瓦斯含量、成分测试结果表层位瓦斯含量(毫升/克可燃性)CH4%CO2%N2%备注4号2.9441.9844.1150.91龙泉精查勘探报告9号上41.37941.177.6451.199号下52.5764.090.0635.854号1.87-11.666.0415.84-87.9855.380.59-18.624.9910.22-79.7239.58太原市煤气化公司龙泉矿7号1.07-14.497.7224.66-97.4070.351.39-9.775.821.21-72.2423.589号3.30-12.837.6934.51-91.8767.743.02-8.715.575.02-58.7826.514号2.58-5.063.8257.98-65.1561.570.87-6.153.5233.98-34.8234.40山西焦煤集团岚县煤焦有限公司7号3.22-3.643.4339.99-68.2654.132.80-4.393.6027.35-57.2142.289号3.11-6.334.7660.49-90.5979.342.67-5.383.864.03-36.5616.67该矿虽为低瓦斯矿井，但在以后开采煤层时随着生产能力的加大，同一层煤层的延伸，不同煤层深度的增加，瓦斯涌出量会相应增大，同时由于管理不善，也会在局部形成瓦斯积聚，由此，要加强矿井通风管理和瓦斯监测监控工作，确保安全生产。(二)煤尘2006年9月原侯家岩煤矿和天旺煤业有限公司分别采取9、4号煤层样送山西省煤矿安全装备技术测试中心进行煤尘爆炸性测试，其结果见表8，4、9号煤层煤尘均具爆炸性。本次同安煤业有限公司采取4、7、9号煤层样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸性测试，其结果见表1-4-12，4、7、9号煤层煤尘均具爆炸性。表8煤尘爆炸性测试成果表取样地点煤层火焰长度(mm)抑制煤尘爆炸最低岩粉用量C%)煤尘爆炸性检验单位天旺煤业45060有山西省煤矿安全装备技术测试中心侯家岩矿915070有同安煤业有限公司430070有山西省煤炭工业局综合测试中心7＞40080有9＞40075有1978年龙泉井田精查勘探时在235号孔采样，对4、7、9号煤层进行煤尘爆炸性试验，4号煤层火焰长度为>400mm,加岩粉量为75.0%，为强爆炸性。7号煤层火焰长度为>400mm,加岩粉量为80.0%，为强爆炸性。9号煤层火焰长度为>400mm,加岩粉量为70.0%，为强爆炸性。以上资料说明井田内4、7、9号煤层均有煤尘爆炸危险性，开采中应采取及时清理浮煤并经常洒水降尘等相应防范措施，以防发生煤尘爆炸事故。(三)煤的自燃倾向性2006年9月原侯家岩煤矿、更生煤业有限公司和天旺煤业有限公司分别采取9、4号煤层样送山西省煤矿安全装备技术测试中心进行煤层自燃倾向性测试，其结果见表1-4-13，4、9号煤层自燃倾向性等级均为Ⅱ级，自燃倾向性为自燃。本次同安煤业有限公司采取4、7、9号煤层样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤层自燃倾向性测试，其结果见表1-4-13，4、9号煤层自燃倾向性等级均为Ⅱ级，自燃倾向性为自燃，7号煤层自燃倾向性等级为Ⅰ级，自燃倾向性为容易自燃。五、水文地质：该盘区位于宁武煤田的西南部。宁武煤田由一系列的中高山组成，总体地势呈东西两侧高、中部略低之趋势。东部以云中山脉为主；西部由管涔山、芦芽山组成，诸山层峦叠嶂，山峰纵横。区内河流分属汾河、恢河、阳武河三大水系，汾河发源于宁武县管涔山，自北而南汇入黄河；恢河发源于宁武县分水岭一带，由南向北汇入桑干河；阳武河发源于宁武县段家岭一带，自西向东经原平县定丰庄汇入滹沱河。宁武煤田呈北东-南西向狭长形向斜构造，出露地层由老至新依次为太古界、寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系、三叠系、侏罗系、第三系及第四系。区内地下水以大气降水为主要补给来源，其次为汾河、恢河及阳武河的沿途渗漏补给，各种类型含水层中除寒武-奥陶系及风化壳的富水性较好外，其余含水层组多属复理石建造，泥岩、砂岩相间成层发育，地下水的补给条件相对较差。纵向上随着埋深增加，岩石结构变密，节理裂隙面开张度小，砂岩含水层的富水性逐步减弱。地下水总体运动趋势为由向斜两翼向轴部汇集，最终浅层砂岩裂隙水多以散泉形式在沟谷中排泄，寒武—奥陶系裂隙岩溶水则以深层潜流形式向北、南、东三个不同方向排泄。第三节采区储量和生产能力一、采区范围：盘区走向长1370米，倾斜长平均1520米，面积2082400平方米。二、储量：7煤层410盘区地质构造属一类简单型。储量/米3。盘区北西部3-A，储量353.0万吨；盘区中西部6-A，储量42.1万吨；盘区南东部4-A，储量146.9万吨。共计工业储量542.0万吨，可采储量420.6万吨。工业储量=542.0万吨可采储量=420.6万吨布面储量=393.1万吨可采出煤量=354.2万吨。三、盘区生产能力1、生产能力AB =h1×h2×n×A0=1.05×1×1×1330=1396(t/d)式中：A0-回采工作面平均生产能力，A0=1330t/d；n-同时生产的回采工作面个数,n=1；h1－盘区掘进出煤系数，h1=1.05；h2－工作面间出煤系数，h2=1。2、盘区生产能力验算⑴运输设备能力验算为保证盘区生产能力A1≥KAB/Tn=1.3×1396/10×0.7=259(t/h)式中：A1－盘区皮带最低运输能力，；K－产量不均衡系数，K＝1.3；T－盘区皮带日出煤时间，取T＝10h；n-运输设备正常工作系数，n=0.7。本盘区使用SSJ80型皮带机，其运输生产能力为400t/h大于盘区生产能力259t/h，故验算合格。⑵盘区通风能力为满足生产能力，要求Ab≤A2A2＝＝60×6×11.21/1.1＝3669(t/d)式中：A2－通风系数能满足的生产能力，t/d；V－巷道允许最大风速，V＝6m/sS－回风巷净断面，S＝11.21m2；C-日产吨煤供风量，C＝1.1m3/min。根据计算AB＜A2，故验算合格。⑶盘区生产能力年生产天数按300天计算，则年生产能力为：AB＝1396×300/10000＝41.9万吨/年，掘进出煤3万吨/年。取生产能力45万吨/年。四、设计服务年限：根据储量计算，本盘区可采出煤量为354.2万吨，盘区设计生产能力为45万吨/年，则盘区服务年限为：T=Q采出/AB＝354.2/45＝7.87（年）≈8年式中：T－盘区服务年限，年； Q采出－盘区可采出煤量，Q采出＝354.2万吨；AB－盘区生产能力，AB＝45万吨/年；即410盘区7#层服务年限为8年。第三章采煤方法及采区巷道布置第一节采煤方法的选择一、现生产盘区采煤方法：现生产盘区为4#层410盘区、、307、408盘区，工作面长度140～150，推进长度为600～1500m左右。采用倾（走向）长壁后退式全部垮落法开采，端头斜切进刀，双向割煤，见顶见底（当煤层厚度大于采高时见底留顶）开采。二、本盘区采煤方法1、采煤方法：根据地质条件和煤层赋存及7#410盘区巷道布置，盘区内工作面均采用走向长壁后退式全部垮落法综合机械化开采。2、回采工作面布置及主要系统工作面布置：为便于集中管理，减少井巷工程量，工作面采用双巷布置，一条为机轨合一的进风皮带顺槽，另一条为回风轨道顺槽。主要参数：根据7#层410盘区工作面巷道布置，结合综采设备情况和同类工作面情况，确定工作面长度为146米，顺槽间煤柱为34米。3、首采面确定依据：根据地质条件和煤层赋存情况，所以本盘区采用后退式回采，选择盘区最西面的81002面为首采面，加之该面地质构造简单，煤层稳定，故选择该工作面作为首采面。第二节矿压观测情况本工作面采用综采压力记录仪监测顶板压力情况,根据工作面长度，全工作面布置5条测线,分别布置在5#、30#、55#、80#、100#支架上。整个工作面安装5块压力记录仪，并在每架支架上安装一块双针压力表对工作面进行顶板动态连续监测。监测方法和数据处理按局矿有关规定执行。泵站压力不小于30MPa.初撑力要大于24MPa.乳化液浓度必须达到3—5%。矿压综合治理措施：1、综采工作面端头及超前支护要加强，超前支护的距离暂定不少于20米，在开采中要进一步探索，准确科学地规定防治初次来压和周期来压的超前支护距离。2、超前支护采用单体液压支柱进行支护。3、严禁工作面两端头有悬板，如有悬板时必须进行放顶处理。4、进行强制放顶时，操作人员应在支护完好的安全地区内作业。5、作业规程中明确规定初次放顶步距和日常放顶步距。6、如需采用断顶措施时，爆破沟应有足够的长度，宽度和高度，保证采空区顶板充分冒落。7、实施防治措施应有记录，记录内容包括实施措施的时间、地点、人员、实施方法和具体参数等。8、治理措施实施后必须进行效果检查。治理效果确认后才能进行掘进或回采工作。9、回采工作面必须保持直线，严禁出现台阶开采。回采工作面的顶板管理必须采用冒落法管理顶板或人工强制放顶的措施。第三节采区巷道布置一、选择开拓方式的依据：1、7#层410盘区开拓方式为盘区绕道式。4#层至9＃层900大巷有2个煤仓，4#层内有沿顶回风巷、轨道巷，沿底皮带巷和7#层底板下轨道巷。2、7#层开采工作面布置和4#层工作面要对应，有利于工作面的管理。3、7#层煤层厚度1.1-2.92m，平均1.75m。二、开拓方式及盘区巷道具体布置：410盘区7#层开拓方式与4#层一样，绕道、煤仓均采用4#层已形成的系统。存在的不同之处在于新掘进轨道巷，皮带巷，回风巷，盘区形成三巷布置。三、盘区巷道布置根据410盘区7#层现有巷道，初设时主要考虑盘区皮带巷、轨道巷、回风巷的空间层位及位置关系提出以下三种方案进行比较。方案一：由14#层8714斜井中部开口（14#层煤层底板下1.5m），施工甩车场及系统巷，再平行掘进盘区轨道巷、皮带巷和回风巷，与4#层回风巷、皮带巷和轨道巷留设一定距离的煤柱；其中7#层皮带巷与4#层皮带巷内错8米，7#层回风巷与4#层回风巷内错18米，7#层轨道巷巷与4#层轨道巷内错11米，根据相领矿井与我矿7#层307、408盘区的开采经验，7#层410盘区工作面顺槽与4#层410盘区工作面顺槽内错7米，眼切巷与矿界保持20米的最小煤柱。则二：在方案一的基础上将回风巷与轨道巷的位置互换。则三：由14#层8714斜井中部开口（14#层煤层底板下1.5m），施工甩车场及系统巷，再平行掘进盘区轨道巷、皮带巷，与4#层皮带巷和轨道巷留设一定距离的煤柱，回风巷利用原11#层总回风巷。由于现4#层仍在进行回采，为了不影响4#层的回采进行，方案一与方案二均与西四风井沟通，建立独立的通风系统，这样既可不影响4#层的回采进行，又解决了和4#层漏风的问题。三种方案如下：项目方案一方案二方案三优点1、回采系统巷道安全可靠，2、根据4#层回采的经验，该系统较稳定。1、工作面回风系统相对简单，回风系统巷坡度没有形成波浪。1、减少掘进量，缩短工期。缺点1、掘进盘区巷道时的系统巷较长。1、工作面运料系统长，增加巷道掘进量，因而增加系统形成周期。2、回采工作面运料系统相对复杂，由于盘区巷道基本处于同一水平，盘区轨道巷位置又处于盘区最外侧。工作面运料系统巷在穿越盘区皮带巷与回风巷时，是必会使工作面运料系统巷的坡度形成波浪，增加运输上的安全隐患，并且增加绞车的安设数量。3、停采线位置与盘区较远，降低回采率，造成资源浪费。1、由于4#410盘区正处于回采阶段，如果此时采用方案三，是必增加4#410回风巷的开口位置，回风巷应力显现更加明显，同时增加巷道维护费用，严重时影响生产。2、给通风管理产生更大的难度，不利于封堵，由于9#工作面回风系统穿越7#巷道多，一旦4#410盘区通风系统遭到破坏，直接影响井下人员的安全、生产。备注综上，选择方案一因此，以上三种方案，在所提出的三个方案对比中，由于主要只是针对盘区皮带巷、轨道巷、回风巷的空间层位及位置关系进行比较，其它方法和方式基本一致，所以机电设备的型号、数量没有可比性，所以只作工程量和投资费用及技术特点的优劣比较，经过各种技术经济比较，最终得出结论采用第一方案。四、盘区巷道位置选择本盘区布置三条盘区巷，由北向南依次为盘区轨道巷、盘区皮带巷、盘区回巷，其中盘区回风巷与盘区皮带巷中心距为50米，盘区皮带巷与盘区回风巷中心距为48米。五、回采巷道与盘区联接1、皮带顺槽和盘区皮带巷联接：皮带顺槽从盘区轨道巷下部穿过（需设风桥）与盘区皮带巷直接联通。2、回风顺槽和盘区回风巷联接：回风顺槽从盘区皮带巷上部穿过（需设风桥）与盘区回风巷直接联通。第四节回采工艺及劳动组织一、回采工艺1、回采工作面实行“四、六”制作业，三班生产一班检修准备，生产班开机率60%。2、工作面采用MG300/700-AWD采煤机割、装煤，SGZ-764/400型刮板输送机运送煤炭，截割方式为端头斜切进刀，双向割煤，工作面见顶见底开采。3、工作面采用ZZS－5600／14／28型支撑掩护式液压支架，工作面端头两架ZZS－6000/17/37型液压支架进行支护和6根DZ单体支柱配合π型梁管理顶板，超前支护采用双排单体支护，两顺槽均要超前工作面不小于30米范围。为了对各煤层选择适当的采煤方法，必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征，以及生产矿井实际使用经验，根据该矿井的煤层的赋存条件和地质特征及该煤层的赋存较为稳定。煤层倾角变化较大，平均8°，煤厚平均2.3m，属中厚煤层，结合以上因素和周围邻近矿井的实际采煤经验，采用综合机械化倾斜长壁后退式采煤方法。（一）、割煤工作面落煤与装煤由一台MG300/700型双滚筒采煤机完成，采用双向割煤方式割煤，沿工作往返一次进两刀，采煤机装割剩的浮煤在移溜时装入溜内，刮板输送机外面的浮煤由人工清理。为了避免溜头下窜，可采用分组移架的方式，或将工作面变成斜工作面，使头尾相差10—20m。割煤前做好准备工作，给变频器供水并空载运行3—5分钟，发现问题及时处理，严禁带病运转。割煤时要掌握好滚筒升降的位置，将顶底煤割净，割底时要将底板割平，不得丢底，不得留有台阶伞檐，煤壁要割成一条直线。当工作面采到变薄区域时，如果采煤机不能正常通过，就考虑挑顶起底，使之达到规定高度。采用端头斜切进刀，当采煤机到尾，左滚筒进入顺槽后，然后降左滚筒升右滚筒，把采煤机右部的刮板输送机移到煤壁，采煤机沿刮板输送机方向载割进入煤壁。割过30m时，将采煤机左边的刮板输送机推向煤壁，使刮板输送机成一条直线，然后右滚筒在下，左滚筒在上向溜尾方向割三角煤。割到尾后，再左滚筒在下，右滚筒在上向溜头方向割煤。采煤机割到溜头后，进刀方式与溜尾相同。附：端头斜切进刀示意图。（二）、移架移架方式：采用单架依次顺序式，支架沿煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深。采用及时支护方式，即在正常情况下，采煤机割煤过后应立即移架，及时支护新暴露的顶板。移架时为防止运输机回拉，可将邻架推移千斤顶的操作阀手把分别打到推溜位置。移架时，支架下降不宜过多，顶板破碎时必须带压移架。为了及时支撑顶板，采煤机割煤过后，应立即移架，若移架速度跟不上采煤机，或顶板破碎片帮较大时，决不允许空顶作业，必须停机移架。移过的支架升好后要严密接顶，必须达到所要求的初撑力，移架完毕后，操作手把必须打回零位，移架后其端面距不大于340mm。支架应保持直线，并与刮板输送机垂直。移端头支架注意事项：端头支架采用本架手动操作方法。移架前或行人经过端头伞檐前，首先要检查伞檐处有无零皮，活石等不安全隐患，若有时，处理后再移架通过。移架时端头伞檐处严禁任何人行走或停留，同时支架工更要注意。防止伞檐处有矸石冒落伤人。移架前，将支架座箱前的浮煤矸清理干净，移架时将邻架的操作手把打到推溜位置，阻力过大时不能硬移，查明原因进行处理。（三）、推刮板输送机采用顺序移溜的方式移溜，采煤机割煤过后，推刮板输送机滞后采煤机后滚筒15m处进行，刮板输送机的弯曲段必须大于30m，严禁出现死弯，每次推移必须推移一个步距，如机道有台阶，矸石等障碍物推不动刮板输送机，应进行返空刀或人工清理。推刮板输送机应在运转中进行，不准停机推刮板输送机，但停机后，允许推头尾机。推移后的刮板输送机要成一条直线。（四）、拉转载机移转载机前，应检查机头处巷道两帮及顶板情况，还要注意电机接线嘴和电缆距煤壁或泵站列车的距离，若有擦顶擦帮现象，必须提前处理禁止硬移。移转载机前必须清理推移装置及转载机周围的浮煤杂物，整理好电缆、液管，以防挤破。移转载机应在皮带尾两侧支设戗杠，用两根伸缩油缸在两侧同时拉，拉力要平衡，避免移偏，移动时，转载机两侧禁止行人停留或作业，防止挤伤人员。移转载机要注意转载机机头与皮带尾的搭接情况，机在皮带尾的承载机段上，同时注意转载机尾防止拉过。所有的戗杠要求支稳支平，并且穿铁靴，移转载机时，应先停机后拉。油缸、液管和密封圈，U型销要上齐上牢，拆接液管时，人员应避开液管的喷射方向，以防高压液射出伤人。用木柱做戗杠时，其小头直径不小于18cm，且粗细均匀，无腐烂现象。（五）、缩皮带机当转载机前移与皮带尾逐渐重叠达到缩皮带位置后，则应及时缩皮带、拆去中间架缩回机尾，将多余的皮带储存在储带装置中，再将皮带拉紧可试动转皮带。紧皮带时，皮带头尾必须在联系可靠时方可进行。缩皮带时，应先检查转载机头与皮带尾处的巷道高度清理上下帮及皮带架间的浮煤杂物，以保证通过所需的空间。检查移机尾装置的完好情况，保证绞车按钮灵活可靠，戗压杠齐全牢靠。移转载机跑道架时，应慢速移动，阻力过大时不准硬拉，应查明原因进行处理，移动时绳道（油缸）上下帮及绳头（锚链）固定处不得行人或停留，移后的皮带运输机身保持平直，并与转载机搭接良好。伸缩时应正确使用皮带张紧绞车，使皮带具有足够的张紧力。皮带打卡时，要使用方尺，卡子要打齐压牢，皮带伸缩完毕要试运转，如有跑偏，刷边等不正常现象时要及时处理。皮带巷应备有30m，50m的短节皮带，不允许对皮带随意截割。二、采高选择根据本盘区钻孔资料分析，14#煤层赋存较稳定，煤层厚度为1.1－2.92m，平均1.75m，采高可选择在1.4—2.8m。三、回采工作面生产能力1、截割一刀所用生产T:T=K1（L-l）（1/V）＋t1=1.3×（146-35）(1/3)＋23=72（min）式中：L—工作面长度L=146m；l—缺口长度l=35m；V—截割速度V=4m/min；t1—进刀时间t1=23min；K1—每刀辅助时间系数K1=1.3。2、日割刀数NN=60K2/（24-t2）T=60×0.55（24-6）/72≈8（刀）式中：t2—设备检修时间t2=6h；K2—事故影响系数K2=0.55。3、工作面日生产能力QQ=NLSMYC=8×146×0.5×1.75×1.35×95%≈1330（t/d）式中：S—截深S=0.5m；L－工作面长度L=146m；M—采高M=1.75m；Y—煤容重Y=1.75t/m3；取95%的工作面回采率。根据计算，综采工作面生产能力大于设计生产能力。四、采空区的管理回采工作面采用全部垮落法管理采空区顶板随采随冒落，当顶板不能自行垮落时，用钻爆法强制放顶，初放距离20m，回采过程中，当悬顶面积大于2×10m2、落三角处悬顶面积大于5×10m2时，必须进行局部放顶。工作面进行初次放顶及循环放顶时由放顶队编制专门措施经有关部门和领导审批后执行。五、综采工作面主要技术经济指标1、工作面参数：工作面长度：L=126～146m连续推进长度：l=320～920m工作面回采率：C=95%2、工作方式：年工作日：n=300天作业方式：“四、六”制，三班生产，一班检修生产班开机率：K=60%每刀割煤时间：72min3、截割参数：进刀方式：尾部斜切进刀自开缺口循环方式：双向割煤平均采高：1.75m截割速度：4m/min有效截深：0.5m4、生产能力每刀产量：175t日割刀数：8刀日产量：1330t日推进度：4m第五节采区准备7#410盘区采用三巷布置，均为半煤岩的巷道，支护均为u29棚子支护。盘区为专用回风巷，巷内无电器设备，无人员作业。盘区开拓时先掘回风巷，盘区构成独立通风系统后再开掘其他巷道；各系统巷均由进风巷道开口，局扇供风；形成通风、进料、排水等系统后，再上机掘队组掘工作面正巷；回采面两巷贯通形成完整的通风系统后，开始搬家准备，工作面构成完整的通风、排水系统、具备瓦斯治理的各项功能和条件后方可进行回采。第四章采区生产系统第一节采区运输一、大巷运输以装车点为主，其装载能力与集中煤仓和盘区煤仓的煤储量已在设计4#层时进行过验算，不在做重复。二、盘区运煤系统：7#层410盘区工作面→皮带顺槽→7#层410盘区皮带巷→盘区溜煤眼→盘区主煤仓。第二节运料、排矸系统一、运料：307盘区一材料斜井→307盘区轨道巷→8714斜井→7#层410轨道巷→各工作面系统巷→各工作面。二、排矸：各工作面→盘区轨道巷→8714斜井→307盘区轨道巷→溜矸眼。第三节采区供排水和洒水系统一、7#层各工作面小扬程水泵→7#层盘区轨道巷水沟→900大巷水沟。水沟排水能力在4#层设计时已验算，不在重复。二、上层采空区积水处理：从地质科提供的上伏4#层采空区积水图可以看出4#层采空区积水主要集中在盘区中部。所以在开掘各工作面顺槽后，工作面回采前打孔放下的水用水泵排至盘区轨道巷水沟内，每一个工作面上层积水未放前不得进行回采。三、洒水、配液：洒水、配液水源均由西三风井地面静压水池提供。7#层静压水管路由西三风井入井，经900大巷→307一材料斜井→307盘区巷道→8714斜井→14#第四节采区供电、压风系统一、供电：集中变电所→410盘区14#层第一变电所→各采掘面。随着采煤机械化的发展，工作面电气设备总容量有较大幅度的增加，一个综合机械化采煤工作面的总容量已达2000多千瓦，工作面顺槽长1千多米，因此在发展煤矿采掘械械化同时，对井下供电提出了新的要求：1．提高采区供电电压。2．使用防爆移动电站，高压深入工作面以缩短低压供电距离。3．使用高压真空开关，干式变压器。4．广泛采用组合式电器设备。5．在采区电气安全方面有：a.在采区广泛使用不燃性移动式屏蔽电缆。b.使用漏电闭锁，有选择性漏电保护装置。c.使用127伏的综合保护装置。d.使用“三专两闭锁”保护装置。e.采用动力载频信号。二、盘区概述及采区变电所位置确定根据生产需要，我矿决定对14#层410盘区进行开拓。14#煤层410盘区位于同安煤矿井田西北部，东南与408盘区（正在开采）相接，东部隔矿界煤柱与忻州窑矿相邻，北部与412盘区相接（7煤层未采），西部以900大巷为界。盘区走向长约2080米，倾斜长1020米，面积约2082360平方米。1、采区变电所位置确定的一般原则采区变电所是采区的动力中心，它的选择是否合理，对采区供电安全以及供电质量有直接影响。通常由采煤方法及采区巷道布置方式，煤岩地质条件、采掘工作面机械化程度、供电电压等级、工作面分布情况等因素决定。对410变电所的位置选择和变电所的数量进行了比较，根据以往盘区的经验，变电所的数量为2个，其具体位置详见410盘区采掘平面图。我们以410溜煤眼为分界线对7#层410盘区负荷进行了分配，只以7#层410第一变电所为例进行负荷计算及设备选择，另一变电所与此类似。三、盘区供电系统概述及负荷分配确定14#层410盘区第一、二变电所电源来自307第一变电所，其接线方式为双电源两段母线，负荷分配见供电系统图。四、负荷统计根据技术科提供的《7#层410盘区设计说明书》中的具体要求，本设计按一个综采、二个机掘、一个普掘、盘区皮带、轨道巷绞车和专用风机设计。其中具体的绞车位置由技术科提供。1、根据《煤矿电工手册》矿井供电P5-10-16，一个采区变电所供给两个以上工作面的电力负荷，应按下式计算：S≤∑PNKrKs/cosφKVA式中：S所计算的电力负荷总视在功率，千伏安；∑PN参加计算的所有用电设备额定功率（不包括备用）之和，千瓦；Kr需用系数；cosφ参加计算的电力负荷的平均功率因数；Ks各工作面间的同时系数；2、统计结果见下表编号负荷名称工作电机总容量（KW）需用系数Kr加权平均功率因数cosφ计算负荷视在功率1综采18000．560．714402机掘350．80．60．7300．73机掘350．80．60．7300．74 4普掘1500．40．785.75盘区皮带20010．92226风机7110．9787轨道巷负荷皮带巷负荷1000.40.757.18合计3022.6/2484.2五、变压器容量、型号、台数的确定采区变电所是采区供电的中心环节，变压器选择是否合理，对采区安全生产影响很大，只有选择合理才能降低运行费用和设备投资。所以我们要对盘区内的所有负荷进行分类，进而选择合理的变压器台数及容量。本设计采用需用系数法来计算变压器容量Sbj≤∑PeiKr/cosφ式中：Sbj变压器的计算容量，千伏安；∑Pei参加计算的所有用电设备功率之和，千瓦；Kr需用系数；cosφ加权平均功率因数；①盘区皮带干变的选择需用系数取K=0.9cosΦ=0.9Sb1=0.9×200/0.95=189.4KW可选1台BKSG-315KVA/6KV/660V干变。②盘区绞车、运料、盘区水泵干变及普采工作面的选择这里取K=0.4cosΦ=0.7Sb2=0.4×250/0.7=142.8KW可选1台BKSG-315KVA/6KV/660V干变。③风机干变的选择这里取K=1cosΦWN=0.9Sb4=71/0.9=78KW可选1台BKSG-200KVA/6KV/660V干变。根据用电设备负荷统计，本设计共选用KSGB-315变压器两台、KSGB-200变压器一台（考虑变压器留有余量）。六、变电所电气设备的选择井下6千伏供电系统的电气设备选择，应根据设备适应场所，保护性能、室内布置、接线方式、经济费用等因素，同时要兼顾新技术的选择。1、选择原则（1）配电装置的额定电压应符合井下高压网络的额定电压等级。（2）配电装置的额定电流应不小于所控设备的额定电流。（3）配电装置的额定开断电流应不小于其母线上的三相短路电流。（4）动、热稳定性应满足母线上最大三相短路电流的要求。2、高压配电箱的选择根据高压配电箱适应的场所，保护性能，在满足可靠性的前提下，考虑经济技术合理性，尽可能选用国产先进产品，结合我矿实际情况，经综合分析，确定14#层410盘区第一变电所选用BGP9L-6AK型高压真空配电箱，技术数据详见它的使用说明书。3、高压配电箱的选择计算Icc≤103K∑Pn/1.72UncosΦ根据BGP9L-6AK型高压真空配电箱的技术数据，由负荷统计，按最大负荷时计算，并同时考虑以后的发展，本变电所总盘选择：式中：Icc空气温度为25度时电缆允许载流量，A； K环境温度较正系数；表12-2-25取1.12In用电设备持续工作电流，A；Kx需用系数； ∑Pn干线电缆所供的电动机额定功率之和，KW；Un电网额定电压，V；cosΦ平均功率因数，见表10-3-1。得：Icc≤0.9×0.54×3022.6×1000/1.71×6000×0.7≤202A考虑以后增加的负荷，选择配电箱（总盘）电流互感器变比选择为300/5。用同样方法可以计算选择其它高压配电箱。其选择结果见下表：编号型号额定电压（Kv）额定电流（A）变流比数量1BGP9L-6AK6300300/532BGP9L-6AK6200200/52(备用一台)3BGP9L-6AK6100100/544BGP9L-6AK65050/514、低压电器的选择（一）选择的一般原则（1）低压供电线路的总开关一般选择低压真空馈电开关，KBZ为例。（2）照明选择照明、信号综合保护。（3）其它开关可选用QBZ-80开关。（二）选择计算根据上述原则及通过变压器二次侧电流对低压开关进行选择计算，本设计不做计算过程，并考虑到今后的负荷增加，选择时留有余量。其选择结果如下：编号型号额定电压（Kv）额定电流（A）台数备注1KBZ-40066030032KBZ-20066020053ZXZ8-2.5660/1271七、高压电缆长度、型号、截面的确定1、电缆长度的确定正确计算电缆长度，不仅能降低电压损失，节省电能，提高经济效益，降低投资，而且维护方便，保证供电质量，由于电缆具有一定的柔性，在敷设时必然出现一定的悬垂度。电缆长度计算公式如下：LS≤KL式中：LS电缆实际长度，米；L巷道实际长度，米；K增长系数，铠装电缆取1.05、橡胶电缆取1.1，电缆两端各留8~10米。2、电缆型号的确定电缆的型号主要依据电压等级、工作条件、敷设场所决定。本设计对高压电缆选用MYJV326/6KV型电缆，电缆长度由技术科提供的变电所的实际位置确定。3、高压电缆截面的选择（1）本设计按经济电流密度选择导线截面。Sj≤Ig/Jj式中：Ig长时最大负荷电流；Jj经济电流密度；得Sj=202/2.25=89.8mm2选型MYJV326/6KV电缆其规格为3×95（2）按长时允许电流校验所选截面用《煤矿电工手册》矿井供电中表12-2-7查得型MYJV326/6KV3×95截面的允许电流为246安>200安符合要求。（3）按电压损失校验高压电缆线路允许电压损失取5%故：△UX=6000×0.05=300伏线路的电压损失约:△≤故电压损失满足要求。八、变电所硐室与设备布置变电峒室应砌碹或用其他可靠的不燃性材料支护。峒室必须装设向外开的防火铁门。铁门全部敞开时不得妨碍运输。铁门上应装设便于关严的通风孔。装有铁门时，门内可加设向外开的铁栅栏门，但不得妨碍铁门的开闭。从硐室出口防火铁门起5米内的巷道，应砌碹或用其他不燃性材料支护。硐室内必须设置足够数量的扑灭电气火灾的灭火器材。变电硐室长度超过6米时，必须在硐室的两端各设1个出口。硐室内各种设备与墙壁之间应留出0.5米以上的通道，各种设备相互之间，应留出0.8米以上通道。峒室不应有滴水。峒室的过道应保持畅通，严禁存放无关的设备和物件。峒室入口处必须悬挂“非工作人员禁止入内”字样的警示牌。硐室内必须悬挂与实际相符的供电系统图。硐室内有高压电气设备时，入口处和硐室内必须在明显地点悬挂“高压危险”字样的警示牌。采区变电所应设专人值班，硐室内的设备必须分别编号，标明用途，并有停送电的标志。其它未提到的，我们要按《煤矿安全规程》等文件的相关标准执行。九、漏电保护选择根据《煤矿安全规程》规定：井下低压馈电线上需要装设带有漏电闭锁的检漏保护装置，或有选择性检漏保护装置。因本馈电开关配有检漏继电器故可满足。技术要求：1、变电所要设置接地保护系统，执行《煤矿安全规程》第六节中的有关规定，并使电气设备的接地保护处于良好状况。2、变电所按标准化标准进行安装。3、附变电所供电系统图。二、压风：压缩空气由西三地面压风机房提供。西三压风机房安装四台5L—40/8型压风机。一台备用，一台检修，两台工作。供气能力为80M3/小时，能满足工程队组使用。压风管路由西三风井6寸管入井经900大巷→307一材料斜井→307盘区轨道巷→8714斜井→14#层410盘区巷→工作面，供工程队组使用。层410盘区巷和回采巷道中。乳化液由乳化液泵排到工作面使用点。第五章通风与安全第一节矿井通风方式矿井通风方式为混合抽出式分区通风。410盘区7#层的乏风均由西四风井排出；盘区采用分区通风。第二节通风系统西三风井→900大巷→307盘区一材料斜井→307轨道巷→7#层8714斜井→盘区轨道巷和盘区皮带巷→皮带顺槽→工作面→回风顺槽→盘区回风巷→西四风井→地面。第三节风量配置（一）、回采工作面回采工作面实际需风要量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生以及工作面气温、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。1、按气温、风速等劳动气象条件计算：Q采＝Q基本·K采高·K采面长·K温(m3/min)式中：Q采——采煤工作面需要风量，m3/minQ基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/minQ基本——60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速(不小于1.0m/s)K采高——回采工作面采高调整系数采高(m)＜2.02.0～2.52.5～5.0及放顶煤面系数(K采高)1.01.11.5K采面长——回采工作面长度调整系数回采工作面长度(m)80～150150～200＞200长度调整系数(K采面长)1.01.0～1.31.3～1.5K温——回采工作面温度与对应风速调整系数回采工作面空气温度（℃)采煤工作面风速（m/s)配风调整系数(K温)＜201.01.0020～231.0～1.51.00～1.1023～261.5～1.81.10～1.2526～281.8～2.51.25～1.4028～302.5～3.01.40～1.602、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算。根据《煤矿安全规程》规定，按回采工作面回风流中瓦斯(或二氧化碳)的浓度不超过1%的要求计算：Q采＝100·q采·KCH4(m3/min)Q采——回采工作面实际需要风量，m3/min；q采——回采工作面回风巷风流中瓦斯(或二氧化碳)的平均绝对涌出量，m3/min；KCH4——采煤工作面瓦斯涌出不均衡通风系数(正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值)。3、按工作面温度选择适宜的风速进行计算：Q采＝60V采·S采(m3/min)Q采＝60×1.1×10.96=723m3/min式中：V采——采煤工作面风速，m/s；S采——采煤工作面的平均断面积，m2。4、按回采工作面同时作业人数计算需要风量：每人供风≮4m3/min：Q采＞4N(m3/min)；5、按风速进行验算：60×0.25S<Q采<60×4S(m3/min)式中：S——工作面平均断面积，m2。6、备用工作面应满足瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量，且最少不得低于采煤工作面实际需要风量的50%。Q备≥0.5×Q采（二）、掘进工作面掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆破后的有害气体产生量以及工作面、风速、人数以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。1、按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算：Q掘＝100×q掘×K掘通(m3/min)式中：Q掘—单个掘进工作面需要风量，m3/minq掘—掘进工作面回风流中瓦斯(或二氧化碳)的绝对涌出量，m3/minK掘通—瓦斯涌出不均衡通风系数(正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值)。按二氧化碳的涌出量计算需要风量，可参照瓦斯涌出量计算方法进行。2、按掘进工作面同时作业人数计算需要风量：每人供风≮4m3/minQ掘＞4N(m3/min)式中：N—掘进工作面最多人数，人；A—一次爆破炸药最大用量，Kg。3、按风速进行验算：岩巷掘进最低风量Q岩掘＞60×0.15S掘(m3/min)煤巷掘进最低风量Q煤掘＞60×0.25S掘(m3/min)岩煤掘进最低风量Q掘＞60×4.0S掘(m3/min)式中：S掘—掘进工作面的断面积，m2（三）硐室及其它巷道1、硐室和其它巷道按照《集团公司配风标准》进行计算。四、配风量计算：1、回采工作面温度Kt采高mKh采面长度mK采面长最大空顶最小空顶18-211.01.4-2.81.3100-1461.04.44.95Q采＝Q基本·K采高·K采面长·K温(m3/min)Q基本＝60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速(不小于1.0m/s)＝60×4.68×2.8×70%×1.0＝550m3/minQ采=550×1.0×1.3×1.0=715m3/min2、备采工作面：Q备=0.5×Q采=0.5×715=358m3/min3、机掘工作面：Ｑ全＝Ｑ吸＋VS＝250＋15×10.32＝404.8m3/min所以14#层410盘区每个机掘工作面全风压计划配风为404.8m3/min。4、工掘工作面：Ｑ全＝Ｑ吸＋VS＝150＋15×10.32＝304.8m3/min5、硐室和其它巷道①、依据盘区开拓布置，需独立回风的硐室有变电所、火药发放硐室各一个，按经验标准，供风量分别为：80m3/min。则∑Q硐=80+80=160m3/min②、依据盘区开拓部署，盘区达产后考虑最多出现的尾回共有2处，依经验每处尾回配风180m3/min，则∑Q它=2×180=360m3/min五、通风容易时期及通风困难时期配风量计算：1、根据14#层410盘区初步设计，开拓初期为通风容易时期，此期间410盘区采掘队组布置有“两机掘一工掘”盘区各用风地点配风风量具体计算如下：Q盘=∑Q掘×K=（404.8＋404.8＋304.8）×1.2=1337m3/min2、14#层410盘区开始回采后，盘区布置为一个回采面和一个备用面，两个机掘工作面、一个工掘工作面和硐室及其它巷道风量，其配风标准按前面配风标准，风量为：Q矿=(∑Q采+∑Q掘+∑Q备+∑Q硐+∑Q它)×K=（715＋1114＋358＋160＋360）×1.2=3248m3/min根据上述综合计算，14#层410盘区在开采初期总需风量应不少于1337m3/min,后期需风量3248m3/min。第四节通风构筑物顺槽巷道与盘区轨道巷设置风门，顺槽与盘区回风巷设置调节风窗，工作面开采结束45内封闭工作面设置防火密闭，和永久密闭，过巷设置风桥。第五节安全措施一、通风与防瓦斯：1、通风区必须按规定合理配风，保证工作面风量充足。2、工作面上下安全出口必须保持畅通，保证有足够的通风断面。3、在运料和行人通过风门时，严禁将两道风门同时打开。必须做到开一道关一道，保证有一道风门处于关闭状态。4、施工队组负责本工作面区域通风系统及通风设施的日常管理和维护工作。5、局部（0.5m3）空气瓦斯浓度超过1.0％时，立即采取措施进行处理，当附近20m内瓦斯浓度达到2％时，必须停止作业，撤出人员，切断电源，进行处理。二、防灭火：1、加强员工入井管理及上岗培训工作。入井员工不准穿化纤衣服，严禁携带烟火及易燃品下井，全队员工必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本工作面区域内灭火器材的存放地点。2、加强通风管理，杜绝瓦斯积聚和煤尘超标。3、保证运输巷灭火器材齐全完好。4、工作面检修所用棉纱等易燃物必须放入盖严的铁桶内，及时运出井，不准在井巷内乱扔乱放。5、两巷隔爆水棚，必须按要求检查、加水。6、工作面不得进行电气焊作业。三、综合防尘：1、各转载点喷雾设施齐全，雾化效果好，并做到先开机后开水设专人维护；每隔五架支架在前探梁下安装一个有2—3个喷嘴的水幕进行洒水灭尘。2、工作面采煤机必须使用内外喷雾洒水装置，水压必须大于2Mpa，要包围尘源形成雾状，做到先开水后开机，无水停机。3、巷设两道水幕，第一道设在距工作面以外50米处，随采随移，第二道距头部皮带头50米为固定水幕。巷设两道水幕，其中第一道水幕超前工作面以外50米处，随采随移；第二道水幕距回风绕道口以里50米为固定水幕，水幕喷雾要覆盖巷道全断面。4、工作面及两巷超前支护范围每天冲洗一次，每周至少冲洗三次（煤尘积聚不允许超过厚2毫米、连续长度不超过5米）。5、在开采前15天，运输二区接通供水管路，由通风区负责从尾巷对煤体注水。钻孔布置在尾巷道底板0.9～1.2米处，孔距20米，钻孔深度为不小于工作面长度的三分之二，注水量达到实煤体积的3%。（详见通风区煤体注水设计）。6、由通风区负责每月进行两次粉尘浓度测定，粉尘中游离二氧化硅含量每半年测定一次，并做好详细的测尘记录，对粉尘测定结果进行分析，及时采取相应措施。7、加强个体防护，工作面生产时所有作业人员必须佩戴防尘口罩。四、安全监控：1、按规程规定位置和距离及时吊挂监控仪器，保证监控仪器完好和正常使用。2、当监控仪器报警或断电时，必须采取措施进行处理，不得盲目生产。第六章采区巷道规格及支护方式第一节概述为保证回采工作面的正常接替，缩短投产时间，本盘区配备一个机掘队，两个普掘队。1、支护形式选择依据：由于7#层顶板破碎，根据我矿支护经验，决定盘区巷道支护形式采用锚杆锚索套U29五节拱形金棚支护，回采顺槽巷道支护形式亦采用锚杆锚索套U29五节拱形金棚支护。2、在施工过程中应及时掌握顶板情况，并根据顶板破碎程度改变支护。第二节采区巷道规格及支护方式具体断面尺寸规格如下：轨道巷矩形断面：荒宽4200mm、净宽4000，荒高3400mm、净高3200mm、荒断面积13.9m2、净断面积12.8m2；皮带巷矩形断面：荒宽4200mm、净宽4000，荒高3000mm、净高2800mm、荒断面积12.2m2、净断面积11.2m2；回风巷矩形断面：荒宽4700mm、净宽4500mm、荒高3700mm、净高3600mm、荒断面积17.4m2、净断面积16.2m2；回采工作面进风顺槽矩形断面：荒宽4700mm、净宽4500mm、荒高3100mm、净高3000mm、荒断面积14.6m2、净断面积13.5m2；回采工作面回风顺槽矩形断面：荒宽4200mm、净宽4000mm、荒高3100mm、净高3100mm、荒断面积13.02m2、净断面积12m2；第七章采区设备选型及计算第一节采煤机的选型及计算采煤机选型的原则①、适合特定的煤层地质条件，采煤机的采高、截深、功率、牵引方式等选取合理，有较大的适用范围。②、满足工作面生产能力要求，采煤机实际生产能力大于工作面设计生产能力。③、采煤机性能好，可靠性高，各种保护功能完善。④、采煤机的选型应与矿井设计生产能力相适应。采煤机选择：MG300/700-AWD采高范围1.5－3.2m第二节运输机的选型及验算一、由以上采煤机数据可知,刮板机生产能力为采煤机80％:Q刮≤0.8Q采≤0.8×1000≤800t/h≤222kg/s二、运输能力的计算如图1-1所示，刮板运输机连续运输设备的每秒运输能力为Q´≤qv≤201×1.1=221kg/m式中Q´——输送机每秒运输能力，kg/m；q——输送机单位长度上的货载质量，kg/m； v——刮板运行速度，m/s。图1-1运输能力计算示意图每小时运输能力为Q≤3600qv/1000≤3.6qv式中Q——输送机运输能力，kg/m；q≤1000Fδ=1000×0.724×0.29×1=201kg/m式中δ——煤的松散密度，一般取0.85~1t/m3；F——货载在溜槽中的断面计0.724×0.29m，m2；货载的最大横断面积与溜槽的形式和结构有关，还与松散煤的动堆积角有关。煤的动堆积角一般取20~30度。图1-2所示为两种不同溜槽的货载最大横断面积。若输送机铺设时具有一定倾角，加之刮板链在运行中有冲击振动现象等，致使货载断面积减小。所以，刮运行阻力计算运行阻力分为直线段、弯曲段连部分运行阻力。1．直线段运行阻力Wxh≤g(qw+q0w0)LCOSα+g(q+q0)LsinαWk≤gLq0(w0COSαsinα)式中Wxh——重段阻力，N;Wk—