济阳矿井一采区设计.doc

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： 0.45 Mt/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 称矿 建汪轶平工程师陈瑞峰高级工程师机 电曹风云工程师魏少杰高级工程师机 制张树军高级工程师董峪生高级工程师打 字秦秀英助理经济师院审查郭智勇高级工程师焦玉新高级工程师程可明高级工程师范振忠高级工程师 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20.986km2，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+22+27m，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8A-1、9-2、9-3、10-2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：1.1、煤系地层基底奥陶系中下统（Q1+2）：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。1.2、煤系地层1.2.1、 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。1.2.2 、二迭系下统山西组（P）：为本采区主要含煤地层，厚88.00113.70m，平均95.53m。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、4-1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。1.2.3、二迭系石盒子组（PP）：为干燥陆相沉积，不含可采煤层；残厚0209.57m，平均74.18m。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2.3529.95m，平均10.41m；下距第一层煤16.9544.61m，平均29.36m，发育较稳定，可作为辅助标志层。1.3、煤系上覆地层1.3.1、新第三系上统明化镇组（N2）：全区稳定发育，厚97.05278.90m，平均202.44m，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。1.3.2、第四系全新统平原组（Q）：厚98.60170m，平均124.50m，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2.1、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。2.2、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：2.2.1、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4-2#、5-1#、8A-1#、9-2#、10-2#钻孔控制北摆，6-2#、6A-1#、7-2#、8-2#钻孔控制南摆，属查明断层。2.2.2、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8-3#钻孔控制北摆，属初步控制断层。2.2.3、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10-2#钻孔控制内摆，11-2#钻孔控制外摆，属基本查明断层。2.2.4、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。2.2.5、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。2.2.6、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。3.1、含水层3.1.1、 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98.60170.00m，平均123.47m。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0.52m，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4-1#钻孔抽水试验资料，单位涌水量（q）0.715L/s.m，渗透系数(K)0.4207m/d，影响半径181.47m，水质类型为SO4CI(KNa).Mg型水，矿化度5.20g/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236.55466.98m，平均320.57m(30)，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。3.1.2、 第三系砂砾岩本井田第三系总厚97.05278.90m，平均202.44m。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0.53m，总厚1030m。本区仅6-5#钻孔在第三系砂砾岩中钻进时（孔深310.58m)发生1次泥浆全泵量漏失现象，最大漏水量大于4.17Ls，稳定水位1.50m。根据4-1#钻孔抽水试验资料，水位标高20.30m，单位涌水量(q)0.0593L/s.m，渗透系数(K)0.1566m/d，影响半径116.29m，水质类型为SO4CI(KNa).Mg.Ca型水，矿化度3.40g/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20.22238.09m，平均123.19m(30)，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。3.1.3、 石盒子组砂岩本井田石盒子组残留厚度0209.57m，平均74.13m，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7-2#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0.0427L/s.m，渗透系数(K)为0.0596m/d，影响半径75.24m，矿化度3.40g/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17.5044.61m，平均29.36m，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。3.1.4、 山西组砂岩本区山西组总厚88.00102.30m，平均94.92m。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）O 0.0160.041L/s.m，渗透系数(K)为0.0280.133m/d。根据本井田4-2#、4-3#、6-1#、7-2#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）0.000910.0427L/s.m，渗透系数(K)0.00180.0596m/d，影响半径22.3276.86m，水质类型为SO4CI(KNa).Ca型水，矿化度1.923.40g/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。3.1.5、 太原组薄层灰岩本井田太原组总厚154.90182.90m，平均168.82m。其中夹薄层灰岩5层（一至五灰），单层厚度平均1.04(三灰)2.65(五灰)m，总厚8.60m。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4-2#、4-3#、6-1#、7-2#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）0.000910.0427L/s.m，渗透系数(K)0.00180.0596m/d，影响半径22.3276.86m，水质类型为SO4CI(KNa).Ca型水，矿化度1.923.40g/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4-2#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0.09L/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。3.2、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。3.2.1、 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。3.2.2、 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。3.2.3、 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。3.3、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：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11.04m3/min，最大15.45 m3/min; S = S1 = 534m; F = 985617m2， F1 = 21000000 m2。代入上式，则本采区正常涌水量Q=2.39m3/min，最大涌水量 Q最大=3.35m3/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0.961.35m，平均1.22m。煤层结构简单，局部有一层厚0.180.29m的粉砂岩夹矸。煤层赋存稳定，煤层赋存倾角平缓，一般在5°8°。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9.8034.91m，平均18.7m，间距变化较大；下距第七层煤28.3048.61m，平均37.82m。第7层煤：全区可采的较稳定煤层；煤层厚度0.751.39m，平均1.01m；煤层结构简单，局部有夹矸厚0.20.28m。煤层赋存稳定，煤层赋存倾角平缓，一般在5 8°。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11.5026.70m，平均17.97m；下距二灰30.5040.30m，平均34.72m；下距第10层煤40.0058.85m，平均50.87m。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2.1、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。2.2、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。2.3、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1.82/100m，煤系地层1.87/100m，奥灰1.98/100m，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：式中L 煤柱留设宽度（m）；K 安全系数，取5；M 煤层厚度（煤5：1.35m、煤7：1.39m）。P 水头压力，取P=5.6Mpa；KP 煤层的抗张强度，取0.4Mpa；计算得：5层煤柱宽度21.9m，7层煤柱宽度22.5m。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2.1、计算参数：五层煤厚1.22m，容重1.44t/m3，七层煤厚1.01m，容重1.38t/m3，采区面积985617m2。2.2、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173.255.24.9113.1七 层137.431.84.1101.5合 计310.687.09.0214.6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：1.1、方案1.1.1、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。1.1.2、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。1.1.3、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。1.2、方案1.2.1、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。1.2.2、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。1.2.3、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20×2000，网采用6钢筋焊接，网孔80×80。矩形断面，采用锚带网支护，锚杆规格16×1600，网采用10#铁丝编制，网孔100×100。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4.1、掘进工艺的选择和作业方式锚网喷巷道：4.1.1、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800×800或700×700。4.1.2、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。4.1.3、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。4.1.4、两帮喷浆必须有100mm的基础(设计有水沟一侧除外)。4.1.5、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2.4m，日循环6个，日进14.4m，月进360m。4.2、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1:2。5、几点要求5.1、本采区五、七煤层采厚约小于1.m，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。5.2、采用矸石充填采空区，减少矸石上井量。5.3、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2.1、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1.22m，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：2.1.1、MG250BW型无链牵引双滚筒采煤机，功率250KW，速度05.5m/s，机身高700mm，截深630mm，电压1140V。2.1.2、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2×110KW，电压1140V，长度150m。2.1.3、转载机： 转载能力400T/h，功率90KW，电压1140V，铺设长度为30m。2.1.4、 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。2.1.5、乳化液泵站：SRB200/31.5型，压力31.5MPa，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。2.1.6、喷雾泵站：PB250/5.5型，压力5.5MPa，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。2.2、工作面液压支架选型首采区煤层厚度在0.91.4m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（P0.15m)，即0.21MPa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0.240.34MPa，底板比压1.131.44MPa，泵站压力31.5MPa，质量4900kg。2.3、工作面两巷超前及端头支护 2.3.1、 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。2.3.2、 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3.1、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。3.2、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。3.3、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。3.4、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4.1、工作面参数4.1.1、工作面长度： L = 150 m4.1.2、 工作面平均采高： m = 1.22 m4.1.3、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。4.2、工作面产量预计工作面产量按以下公式计算 Q = L . m. q. V = 150×1.22×1.44×1800 = 47.4 万吨式中L 工作面长度， 150 m；m 工作面平均煤厚， 1.22 m；q 5煤层容重， 1.44 t/m3 ；V 工作面年推进度， 1800 m。综采工作面年产量约47.4万吨，掘进煤约0.8万吨，矿井可以满足45万吨生产能力的要求。4.3、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1.5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1150237.74510.12150137.74510.13150337.74510.14170133.8459.05170233.8459.06170333.8459.0合计214.657.34.4、采区生产能力及回采工作面个数4.4.1、工作面循环产量回采工作面：Q回=150×1.22×0.63×1.44×95%=157.72 t掘进工作面:Q掘=3.6×1.22×2.4×1.44=15.18 t4.4.2、工作面日产量、月产量、年产量日产量：157.72×9+15.18×6=1510.56 t月产量：27.5×1510.56=4.15万t年产量：330×1510.56=49.85 万t故确定采区设计生产能力为45万t/a。采区服务年限：Tn =214.6/45=4.8年4.4.3、工作制度年工作日330天，每月工作天数为27.5天，每天“三八”制作业，正规循环作业。 5、工作面及采区回采率5.1、工作面回采率工作面回采率大于97% 。5.2、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1.1、采区所需风量计算1.1.1、 按工作面温度与适宜风速计算Q采=60×V×S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2.5m/s ;KL 采面长度系数，取1.2；S采 采煤工作面断面积，按3m2Q采=60× 2.5×3×1.2 = 540m3/min1.1.2、 按瓦斯涌出量计算Q采i= 100g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 0.368m3/t，按采面日产量最大3000t计算， g瓦 = 0.77 m3/min；K采涌 采面瓦斯涌出不均衡系数，取1.5；Q采 = 100×1.5×0.77 = 115m3/min按人数计算实际需要风量Q采 = 4×N m3/min式中N 采煤工作面同时最多工作人数，人；Q采i= 4×40 = 160 m3/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 = 2×600 = 1200 m3/min =20m3/s。1.2、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：1.2.1、 按瓦斯涌出量计算Q掘 = 100×q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0.368m3/t，综掘机生产能力200m3/h计算，q瓦掘 = 0.368×200×1.44 = 106 m3/h故 Q掘 = 100×106×1.5÷60 = 265 m3/min1.2.2、 按人数计算Q掘 = 4×N = 4×20 = 80 m3/min1.2.3、 按最低风速计算Q岩掘 9·S = 9×19.42 = 175 m3/minQ煤15·S = 15×16 = 240 m3/min1.2.4、 按局部通风机的实际吸风量计算Q掘 Q局机×K漏K漏取1.15，Q局机吸风量取260m3/min则Q掘260×1.15=299 m3/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 = 2×340 = 680m3/min=11.33m3/s1.3、采区硐室所需风量绞车房： Q=120m3/min配电所： Q=50m3/min1.4、采区总配风量（按生产时最大值）Q总=（Q采+Q掘+Q硐）×K矿通=（1200+680+170）×1.25=2562.5m3/min则采区设计总配风量为2562.5 m3/min。1.3、通风系统能力验算1.3.1、按风速验算 总进风巷道（按采区轨道巷校验）V进=2562.5/（13.19×60）=3.24 m/s<6m/s，满足要求。 采区轨道上山V进=2562.5/（7.56×60）=5.65 m/s<6m/s，满足要求。 总回风巷（按五层运煤巷校验）V回=2562.5/（8.32×60）=5.13 m/s<6m/s，满足要求。 回采工作面最大控顶距3.75米，最小控顶距3.15米，则V大=600/（60×1.2×3.15）=2.65m/s<4.0m/s ，满足要求。V小=600/（60×1.2×3.75）=2.22m/s>0.25m/s，满足要求。 工作面上下平巷V=600/(7.56×60)=1.32m/s<4m/s， 满足要求。1.3.2、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0.368m3/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：QW = Kg×Qg/（Cg-Cin）m3/min式中Kg 该采区瓦斯涌出不均衡系数，取Kg=1.4；Qg 该采区瓦斯的绝对涌出量，经计算Qg瓦=1.77m3/min;Cg 采区回风流气体最高允许浓度，取 Cg=0.01; Cin 采区进风流瓦斯浓度，不得大于0.5%因此，瓦斯验算QW=1.4×1.77/（0.01-0.005）=495.6m3/min<2562.5m3/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。1.4、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。1.5、通风负压计算矿井通风负压采用下列公式进行计算：h = .P. L . Q2/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