大西煤业苏鹏飞

1、1 井田概况1.1 地理位置及概况(1)、地理位置山西煤炭运销集团阳城大西煤业有限公司（原山西阳城大西煤业有限责任公司）位于山西省阳城县西北芹池镇大西沟村北1km处，隶属阳城县芹池镇管辖。其地理坐标为北纬35°362935°3820，东经112°1211112°1252。井田位于山西省阳城县芹池镇境内，晋（城）韩（城）干线公路从井田东侧约10km处芹池乡南东北西向通过，井田至晋韩干线公路有县级沥清油路相连，通过晋（城）韩（城）干线公路北西1km可达侯（马）月（山）铁路沁水火车站，往南东16km可至阳城县城，交通十分便利。(2)、地形地貌井田位于沁水盆地南

2、缘，中条山隆起的北东部。地貌划属为侵蚀山地，以中低山丘陵为主，区内沟谷发育，局部为黄土覆盖。最高点位于井田北西部边界黄山庄村东40m处的山梁上，标高为1163.52m，最低点位于井田南部边界董王沟沟谷，标高为844.12m，相对高差319.40m左右。（3）、气象特征井田属东亚暖温带大陆性气候。一年内四季分明。多年平均气温11.8，最大冻土深度为39cm，冬春多为西北风，夏秋多为东南风，风力一般34级。（4）、地震情况根据中国地震动峰值加速度区划图（GB18306 -2001），该地区地震动峰值加速度和地震动反应谱周期分别为 0.05g和 0.45s。根据国家地震局 1:400万中国地震综合等

3、震线图，本区地震烈度为度区。1.2煤层与煤质煤层（一）含煤性井田内含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，不同的聚煤环境，形成了不同的岩性组合、岩相特征，含煤性也存在有较大的差异性。太原组为一套海陆交互相含煤地层，含海相灰岩4层，从上至下编号分别为K5、K4、K3、K2，含煤12层，编号自上而下为5、7、8、9、11、12、15及16号煤，煤层平均总厚度4.87m，其中15号煤层为全区稳定可采煤层，平均厚度2.75m。本组地层平均总厚度82.42m，含煤系数5.90%，可采含煤系数3.34%。山西组为一套陆相含煤地层，含煤4层，编号自上而下为1、2、3、3下号，煤层平均总厚度3.58m，

4、其中3号煤层为井田内全区可采之稳定煤层，平均厚度 2.82m。本组地层平均总厚度38.73m，含煤系数9.24%，可采含煤系数7.28%。井田内山西组、太原组含煤地层平均总厚121.15m，煤层平均总厚度8.45m，含煤系数6.97%，可采煤层总厚度10.10m，可采含煤系数5.22%。（二）可采煤层3号煤层：位于山西组中下部，煤层厚度1.303.60m，平均2.82m，稳定可采。煤层结构简单，夹01层夹矸，夹矸厚0.100.50m。直接顶板多为泥岩，局部为细粒砂岩、粉砂质泥岩，直接顶下常有0.10.2m的炭质泥岩及灰色泥岩伪顶，老顶为灰色细粒砂岩、泥岩互层，成分以石英为主，泥质、钙质胶结。底

5、板一般为砂质泥岩、泥质粉砂岩，局部为细粒砂岩。井田内3号煤层层位稳定，结构简单，为全区稳定可采煤层。15号煤层：位于太原组一段顶部，上距3号煤层底板83.34m，下距K1砂岩顶14.23m，煤层厚度2.503.20m，平均2.75m，无夹矸，结构简单。顶板为K2石灰岩，直接顶下常有一层薄泥岩伪顶，底板为泥岩。井田内15号煤层层位稳定，结构简单，为全区稳定可采煤层。表1-3-1 可采煤层特征表含煤地层煤层编号煤层厚度（m）煤层间距（m）煤层结构顶板岩性底板岩性煤层稳定程度可采性最小最大平均最小最大平均矸石层数类别P1s31.303.602.8262.36116.1783.3401简单泥岩细粒砂岩

6、砂质泥岩泥质粉砂岩稳定全区可采C3t152.503.202.750简单石灰岩泥岩稳定全区可采1.3水文地质（一）井田水系分布矿区位于沁水煤田南部，地貌类型属侵蚀低山丘陵区，区内地形北高南低，海拔高程为1163.52844.12m，相对高差319.40m，地表水排泄条件较好，地下水主要靠大气降水补给，区域内主要河流为芦苇河，属沁河水系一大支流。井田内无地表径流和水体，井口及工业广场周边标高均高于历史最高洪水位。（二）井田主要含水层依据井田内分布含水层的时代、岩性、地下水类型等，井田内综合划分以下主要含水层（组）：第四系松散沉积物孔隙潜水含水层该含水层主要为第四系松散沉积物，岩性为砂质粘土夹砂、砾

7、石，据水文地质调查，其含水层埋藏较浅，渗透性强，富水性较差，受季节变化影响较大。上石盒子组风化裂隙含水层井田大面积出露，出露岩性为灰白色细砂岩、粉砂岩，裂隙发育，该层地下水主要接受大气降水的渗入补给，地下水类型为潜水，单位涌水量0.0340.038L/s.m，水温12.5，弱富水性，水化学类型为HCO3-K+Na型。下石盒子组及山西组碎屑裂隙含水层该含水岩组含水层岩性为灰白色细砂岩、泥质砂岩，据井田东南1km的XS-1水文孔（2010.1.9-2010.3.14）抽水试验资料，上部地层较破碎，下部地层完整，局部裂隙发育，地下水类型为承压水，地下水主要接受大气减税的渗入补给，含水层厚度28.90

8、m，静止水位埋深14.53m（水文标高851.35m），抽水试段14.53173.26m，经抽水试验，单位涌水量7.48×10-4L/s.m，弱富水性，PH值8.3，总硬度141.88mg.L-1，矿化度548.83 mg.L-1，水化学类型为HCO3SO4-Na型。太原组碎屑岩碳酸盐岩溶裂隙含水岩组含水层岩性为砂岩和灰黑色含燧石灰岩，据XS-1水文孔抽水试验资料，局部地段地层破碎，局部裂隙发育，地下水类型为承压水，含水层厚度23.69m，静止水位埋深28.85m（水位标高837.03m），抽水试段28.85256.74m，经抽水试验，单位涌水量1.75×10-4L/s.m

9、，弱富水性，PH值8.3，总硬度79.68mg.L-1，矿化度461.19mg.L-1，水化学类型为HCO3-Na型。奥陶系碳酸盐岩溶裂隙含水层组含水层岩性为峰峰组和上马家沟组的深灰色灰岩、泥灰岩和白云质泥灰岩，局部地层裂隙发育，溶洞不发育，据XS-1水文孔资料，该孔于2010.3.16-2010.3.18对奥陶系峰峰组及上马家沟组进行了混合抽水试验，抽水试段165.40501.00m，静止水位埋深165.40m（水位标高700.48m），奥陶系地层顶面标高为614.83m，该水头高度高出O2地层顶面85.65m，在泉域的边界灰岩裸露区大气降水渗入补给地下水，经抽水试验，单位涌水量0.0063

10、L/s.m，弱富水性，PH值7.9，总硬度193.21mg.L-1，矿化度562.53mg.L-1，水化学类型为HCO3-Na型。结合区域等水位线图，井田内奥灰岩溶水由北西向南东径迳流，水位标高701703m。（三）井田内主要隔水层本溪组及太原组底部泥岩、铝土质泥岩隔水层组由15号煤底板至奥陶系灰岩顶面，为一套以泥质岩为主的细碎屑岩地层，平均厚度20.29m左右，岩性致密，不透水，特别是本溪组的铝土泥岩，质地细腻，具有极好的隔水性能，为矿区主要隔水层组，对下伏奥灰水起到了重要的阻隔作用。石炭系灰岩、砂岩及二叠系砂岩含水层之间的层间隔水层石炭系灰岩、砂岩及二叠系砂岩含水层之间，均分布有厚度不等的

11、泥岩、砂质泥岩等泥质岩层，其岩性比较致密，不透水，阻隔了各含水层之间的水力联系，起到了层间隔水作用。但在近地表段，由于受风化作用以及构造、断裂与裂隙发育的影响，不同程度地破坏了其隔水性能。（一）井田水系分布矿区位于沁水煤田南部，地貌类型属侵蚀低山丘陵区，区内地形北高南低，海拔高程为1163.52844.12m，相对高差319.40m，地表水排泄条件较好，地下水主要靠大气降水补给，区域内主要河流为芦苇河，属沁河水系一大支流。井田内无地表径流和水体，井口及工业广场周边标高均高于历史最高洪水位。1.4其它开采技术条件（一）瓦斯根据山西省煤炭工业局晋煤安发2006205号文关于晋城市所属煤矿矿井200

12、5年瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复，井田内原阳城县沟沟联办煤矿3 号煤层瓦斯绝对涌出量5.63m3/min，瓦斯相对涌出量为9.52m3/t，二氧化碳绝对涌出量2.04m3/min，二氧化碳相对涌出量3.45m3/t，鉴定为低瓦斯矿井；原阳城县沟沟联办煤矿二坑口3 号煤层瓦斯绝对涌出量3.08m3/min，瓦斯相对涌出量为9.86m3/t，二氧化碳绝对涌出量0.77m3/min，二氧化碳相对涌出量2.46m3/t，鉴定为低瓦斯矿井。根据山西省煤炭工业厅晋煤瓦发2010920号文关于山西煤炭运销集团阳城大西煤业有限公司3号煤层瓦斯涌出量预测的批复，预测山西煤炭运销集团阳城大西煤业有限公司

13、在开采3号煤层并达到600kt/a时的矿井最大绝对瓦斯涌出量为36.23m3/min，最大相对瓦斯涌出量为28.70m3/t，预测结论为高瓦斯矿井。（二）煤层自燃根据山西煤矿设备安全技术检验中心编号为晋煤检20100502-MR- E0011的自燃倾向性鉴定报告，山西煤炭运销集团阳城大西煤业有限公司3号煤层吸氧量为1.00cm3/g，自燃倾向性等级为级，属不易自燃煤层。（三）煤尘爆炸根据山西煤矿设备安全技术检验中心编号为晋煤检20100502-MB- E0011的煤尘爆炸性鉴定报告，山西煤炭运销集团阳城大西煤业有限公司3号煤层火焰长度为0mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量(%)为0，煤尘云最低着火

14、温度为680，煤尘层最低着火温度为4000，鉴定结论为煤尘无爆炸性。2 井田境界和储量一、井田境界表2-1-1 井田境界拐点坐标表拐点编号西安80坐标系（6°带）北京54坐标系（6°带）纬距（X）经距（Y）纬距（X）经距（Y）13946150.5319608431.363946200.0019608500.0023946150.5319609931.373946200.0019610000.0033942750.5119609931.373942800.0019610000.0043942750.5119608931.373942800.0019609000.0053943

15、950.5219608931.373944000.0019609000.0063943950.5219608431.363944000.0019608500.00二、资源储量（一）矿井地质储量资源/储量估算范围和工业指标资源/储量估算范围本次资源/储量估算煤层为3号、15号煤层，估算范围以采矿许可证圈定的井田范围、钻孔揭露的开采标高以及煤层露头线为准，井田面积为4.5km2。工业指标的确定井田内3号、15号煤层为无烟煤，煤层倾角小于15°。资源/储量估算工业指标执行中华人民共和国国土资源部发布的煤、泥炭地质勘查规范（DZ/T0215-2002）中建议的无烟煤资源/储量估算指标，见表2

16、-1-2。表2-1-2 资源储量工业指标表最低可采厚度（m）0.80最大可采灰分（%）40最高可采硫份（%）3最低可采发热量（MJ/kg）22.1井田内3号煤层各项指标均在上述限定范围之内；根据现有资料，15号煤层硫分大于3%，属高硫煤，其余指标均在上述限定范围之内，本次暂时将该煤层全部以高硫煤表外估算资源量。资源/储量估算方法与参数确定资源/储量估算方法井田内煤层厚度稳定，产状平缓，采用地质块段算术平均法计算资源/储量。资源/储量估算公式为：式中：Q资源/储量，t；S块段水平投影面积，m2；M块段内煤层平均厚度，m；D煤的视密度，t/m3。资源/储量估算参数厚度（M）：为块段内及邻近工程见煤

17、点煤层资源/储量估算厚度的算术平均值。单层厚度小于0.05m的夹矸和煤层合并计算采用厚度，夹矸厚度小于煤层最低可采厚度，且煤分层厚度均等于或大于夹矸厚度时，可将上下煤分层厚度相加作为资源/储量估算采用厚度；夹矸厚度小于煤层最低可采厚度时，小于夹矸厚度的煤分层不计入估算厚度。面积（S）：因井田内地层产状平缓，构造简单，块段面积采用水平投影面积，用AutoCAD软件计算。煤的视密度（D）：依据本次取样测试成果，3号煤层视密度取1.42t/m3。据山西省沁水煤田小西沟井田勘探（精查）地质报告中，鉴于井田内15号煤层煤质变化小，成分、含量变化范围均不大，各工程中煤层视密度变化不大，根据煤芯煤样试验结果

18、，15号煤层视密度取1.45t/m3。资源/储量估算结果经估算本井田共获得3号煤层保有资源/储量13650kt。其中探明的经济基础储量8690kt，占保有资源/储量的63.7%；控制的经济基础储量4520kt，推断的内蕴经济资源量440kt。经济基础储量占保有资源/储量的96.8%。另获得15号煤层保有资源/储量17910kt。其中控制的次边际经济资源量11620kt，推断的内蕴经济资源量6290kt。经济基础储量占保有资源/储量的64.9%。表2-1-3 矿井保有资源/储量计算汇总表 单位：kt煤层水平资源/储量类别111b+122b 111b+122b+333煤类111b122b33311

19、1b+122b+3333一869045204401365096.8WY03合计另获得硫分大于3%的15号煤资源/储量17910kt，其中控制的次边际经济资源量（2S22）11620kt，推断的内蕴经济资源量（333）6290kt。（二）矿井工业资源/储量矿井工业资源/储量依据下式进行计算：矿井工业资源/储量=111b+122b+333k式中：k推测资源/储量的可性度系数，取0.9。15号煤层硫分大于3%，属禁止开采煤层，因此设计不考虑15号煤层。经计算，3号煤层工业资源/储量为13606kt。矿井工业资源/储量汇总见表2-1-4。表2-1-4 矿井工业资源/储量汇总表 单位：kt煤层水平工业储

20、量111b122b333k111b+122b+333k3一8690452039613606合计8690452039613606（三）矿井设计储量矿井设计储量依据下式进行计算：矿井设计储量=矿井工业储量-永久煤柱损失本矿井考虑的永久煤柱损失有：井田境界、风氧化带、断层、采空区防水等保安煤柱。井田北部的黄石村、韩沟村大部分村民已搬迁，少数住户由矿方协调搬迁事宜，故本次设计未给出村庄保安煤柱。井田境界煤柱按20m宽留设；采空区防水煤柱按30m留设；经计算，3号煤层设计储量为11970kt。矿井设计储量汇总见表2-1-5。表2-1-5 矿井设计储量汇总表 单位：kt煤层编号水平工业资源/储量永久煤柱损

21、失设计资源/储量井田境界断层古空区及风氧化带采空区防水小计3一13606886250190310163611970合计13606886250190310163611970（四）矿井设计可采储量矿井设计可采储量=矿井设计资源/储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率。1.工业场地煤柱主井工业场地：保护等级为级，围护带宽度取15m；3号煤层保护煤柱为50m。副井工业场地：保护等级为级，围护带宽度取15m；3号煤层保护煤柱为55m。风井工业场地（含回风立井井筒、通风机房、瓦斯抽放泵站）：保护等级为级，围护带宽度取20m；3号煤层保护煤柱为90m。2.主要井巷保护煤柱井筒保护煤柱：围护带宽

22、度取20m，松散层的移动角取45°，基岩移动角走向取72°留设，经计算，主斜井、行人斜井井筒保护煤柱为55m，副斜井井筒保护煤柱为60m，回风立井保护煤柱为90m。主要大巷煤柱：主要巷道间及两侧保护煤柱均按30m宽留设。3.采区回采率3号煤层属中厚煤层，采区回采率取80%。经计算，3号煤层设计可采储量为8962kt。矿井设计储量汇总见表2-1-6。表2-1-6 矿井设计可采储量汇总表 单位：kt煤层编号水平设计资源/储量（kt）开采煤柱损失开采损失（kt）设计资源/储量（kt）工业场地及井筒大巷小计3一1197010066876822408962合计119701006687

23、68224089623 井田开拓3、1开拓方式的确定根据矿井工业场地位置及井田开拓现状，本着合理集中、方便生产、有序接替，尽可能利用已有井筒、井下巷道及硐室工程，减少井巷工程量，并结合井田地质条件和煤层赋存特点，本次设计针对3号煤层开采提出了两个开拓方案，现分述如下：方案一：工作面倾向布置矿井采用斜井开拓，共布置主斜井、副斜井、行人斜井和回风立井四个井筒，均为利用已有井筒，均一次落底3号煤层。主斜井为三心拱料石砌碹，净宽3.40m，净断面7.13m2，井筒倾角14°，斜长160m，井筒内装备带宽B=800mm的带式输送机、铺设轨距600mm的检修轨道，担负矿井煤炭提升任务，兼做矿井的

24、进风井；副斜井为三心拱料石砌碹，净宽2.80m，净断面6.40m2，井筒倾角18°，斜长190m，井筒内铺设轨距600mm、30kg/m的单轨，担负矿井辅助提升任务，兼做矿井的进风井和安全出口；行人斜井为半圆拱料石砌碹，净宽2.50m，净断面5.95m2，井筒倾角12°，斜长169m，井筒内设台阶、扶手，担负矿井人员上下井任务，兼做矿井的进风井和安全出口；回风立井净直径3.50m，净断面9.61m2，垂深160m，井筒内装备封闭梯子间，担负矿井的回风任务，兼做矿井另一安全出口。主斜井、行人斜井与胶带大巷相接，副斜井与轨道大巷相接，回风立井与回风大巷相接，三条大巷均为已有巷道

25、。设计在井田中部沿东西方向布置三条平巷与矿井现有三条大巷相接，在三条平巷的北面布置工作面，工作面顺槽与三条平巷通过联络巷相接，形成完整的运输、通风系统。矿井采用中央分列式通风系统，主斜井、副斜井及行人斜井进风，回风立井回风。通风方法为机械抽出式。矿井后期开采F52断层西部井田时，在现回风立井北侧新掘一立井，担负矿井的回风任务。3号煤层全井田共划分为两个采区，即一采区和二采区。矿井移交的首采区为一采区。详见3号煤层井田开拓方式平、剖面图（方案一）。方案二：工作面走向布置方案二与方案一在井筒及三条大巷的布置上与方案一完全一样，不同的是三条大巷至井田中部后向北延伸至井田边界，沿南北方向布置一组大巷，

26、即煤层倾向布置三条大巷，工作面沿煤层走向布置。详见3号煤层井田开拓方式平面图（方案二）开拓方案比较：方案一优点：运输环节少，较二方案少一个环节，可节省一条带式输送机。工程量较方案二少，节省投资。通风线路短，后期通风较方案二容易。工作面过断层较方案二少一个工作面，较少一次工作面设备搬家。缺点：工作面沿倾向布置，不利于排水。方案二方案二的优缺点基本上与方案一相反。综上所述，鉴于方案一具有投资省，易于施工和管理、工期短、工作面过断层次数少、安全等优点，设计推荐方案一，即工作面沿倾向布置方案。开拓部署3、2井筒数目根据井田开拓部署，采用主斜井、副斜井、行人斜井和回风立井四个井筒服务于全井田。主斜井和行

27、人斜井位于矿井主斜井工业场地内，副斜井位于矿井副斜井工业场地内，回风立井位于井田中部。3、3水平划分与标高确定矿井一水平开采井田内的3号煤层，一采区水平标高为+845m，二采区水平标高+715m。3、4大巷布置胶带大巷、轨道大巷和回风大巷至井田中部后沿南北方向平行布置。设计沿东西方向布置胶带平巷、轨道平巷和回风平巷三条大巷与矿井现有的三条大巷相接。胶带大巷：矩形断面，锚网喷支护，净宽4.00m，净高2.80m，净断面积11.20m2；局部为半圆拱断面，料石砌碹支护，净宽3.40m，直墙高度1.50m，净高3.20m，净断面积9.64m2。轨道大巷：矩形断面，锚网喷支护，净宽4.00m，净高2.

28、80m（2.60m），净断面积11.20m2（10.40m2）；局部为三心拱断面，料石砌碹支护，净宽3.20m，直墙高度1.32m，净高2.60m，净断面积10.06m2。回风大巷：矩形断面，锚网喷支护，净宽4.00m，净高2.80m，净断面积11.20m2。胶带平巷、轨道平巷和回风平巷：矩形断面，锚网喷支护，净宽4.00m，净高2.80m，净断面积11.20m2。3、5煤层开采顺序本井田可采煤层为3号煤层和15号煤层，其中15号煤层硫分大于3%，属禁止开采煤层，因此设计仅考虑3号煤层的开采。3、6采区划分与接替3号煤层全井田共划分为两个采区，即一采区和二采区。采区开采顺序为：一采区二采区。4

29、 采区的开采4、1首采区特征（一）首采区数目和位置的选择根据矿井开拓布置，为节省投资，减少井巷工程量，投产采区为一采区。一采区位于井田中部，均为探明的经济基础储量（111b），且块段内无村庄压盖，开采条件较好，资源/储量有保证；其次一采区位于主要大巷西侧，距离主要大巷较近，初期投资少，建设工期短。因此选择一采区作为首采区对矿井达产和稳产均十分有利。（二）首采区地质特征一采区地层基本为一走向近东西、倾向北，倾角4°6°左右的单斜构造。采区内尚未发现断层、陷落柱构造，未见岩浆岩侵入。采区地质构造属简单类型。水文地质类型属中等类型。3号煤层厚度1.303.60m，平均2.82m，

30、稳定可采，结构简单。直接顶板多为泥岩，局部为细粒砂岩、粉砂质泥岩，老顶为灰色细粒砂岩、泥岩互层，底板一般为砂质泥岩、泥质粉砂岩，局部为细粒砂岩。矿井为高瓦斯矿井，3号煤层属不易自燃煤层，煤尘不具有爆炸危险性。4、2采区巷道布置（一）采区巷道布置投产采区为一采区，移交生产时首采工作面为3010回采工作面。采区巷道采用三巷布置，胶带大巷、轨道大巷和回风大巷沿南北方向平行布置，均沿3号煤层底板布置。首采工作面3010回采工作面，工作面长度80m，采高2.82m，其顺槽长度为170m。首采工作面采用三巷布置，即运输顺槽、回风顺槽和辅助回风顺槽，均沿3号煤层底板布置。接替回采工作面采用两进两回的“双U型

31、”通风系统，运输顺槽和进风顺槽进风，回风顺槽和辅助回风顺槽回风。回采工作面运输顺槽为矩形断面，锚网支护，净宽4.20m，净高2.50m，净断面积10.50m2；回风顺槽和辅助回风顺槽为矩形断面，锚网支护，净宽4.00m，净高2.50m，净断面积10.00m2。回采工作面顺槽沿煤层底板垂直于采区巷道布置，运输顺槽与胶带大巷直接联接，回风顺槽和辅助回风顺槽与回风大巷直接联接，形成走向长壁工作面。（二）采区煤炭运输、辅助运输、通风及排水系统运煤系统回采工作面（可弯曲刮板输送机）运输顺槽（刮板转载机搭接可伸缩胶带输送机）胶带大巷（带式输送机）煤仓皮带巷（带式输送机）煤仓（给煤机）胶带大巷（带式输送机）

32、主斜井（带式输送机）地面生产系统。排矸系统矸石（调度绞车）轨道大巷（无极绳连续牵引车）副斜井井底车场（调度绞车）副斜井（提升绞车）地面排矸系统。井下材料、设备和人员等辅助运输系统地面材料、设备副斜井（提升绞车）副斜井井底车场（调度绞车）轨道大巷（无极绳连续牵引车）回风顺槽（调度绞车）回采工作面。地面下井人员行人斜井胶带大巷（步行）运输顺槽（步行）回采工作面。通风系统地面新鲜风流副斜井、主斜井、行人斜井轨道大巷、胶带大巷运输顺槽回采工作面；工作面污浊风流回风顺槽、辅助回风顺槽回风大巷回风立井地面。排水系统工作面顺槽（小水泵）临时水仓轨道大巷中央水泵房（主排水泵）管子道及副斜井排水管地面井下水处理

33、站。4、3采区车场和硐室（一）采区车场回采巷道垂直主要大巷布置，利用主要大巷直接布置工作面，因此不设盘区车场。（二）主要硐室在一采区布置有永久避难硐室，长度为84m，采用锚网喷+混凝土浇注联合支护，净宽3.50m，直墙高度1.40m，净断面积9.71m2。4、4巷道掘进及机械化采区巷道断面和支护方式巷道的断面尺寸是根据工作面的装备、运输、通风、行人及管线敷设等要求决定。支护形式是根据巷道用途、服务年限、围岩状况及断面大小等因素确定。胶带大巷、轨道大巷和回风大巷：矩形断面，锚喷支护，净宽4.00m，净高2.80m，净断面积11.20m2。支护参数为：顶锚杆为22mm×2400型，帮锚杆

34、为18mm×1800型，间排距为800×900mm，铺设网孔100×100mm矩形钢筋网；锚索型号为17.8mm×7000，间排距为2200×1800mm；喷射混凝土厚度为100mm。运输顺槽：矩形断面，锚网支护，净宽4.20m，净高2.50m，净断面积10.50m2。回风顺槽：矩形断面，锚网支护，净宽4.00m，净高2.5m，净断面积10.00m2。支护参数为：顶锚杆为22mm×2400型，帮锚杆为18mm×1800型，间排距为800×1000mm，铺设网孔50×50mm菱形金属网；锚索型号为17.8m

35、m×7000，间排距为2200×1800mm。矿井生产巷道掘进进度指标根据矿井的开拓方式及采区巷道布置、工作面产量、工作面接替方式，为满足工作面的正常接替，保证采掘平衡，确定煤巷综掘工作面进度为240m/月。掘进工作面和掘进设备配置根据回采工作面年推进度，本着以保证矿井正常生产时合理的采掘关系为原则，矿井移交生产及达到设计生产能力时，布置两个双巷综掘工作面以满足采掘衔接。矿井采掘比为1:2。掘进工作面主要设备配备见表4-4-1。表4-4-1 掘进工作面主要机械设备配备表序号设备名称型号功率（kW）单位数量备注1局部通风机FBD6.322×2台42用2备2综掘机EB

36、H-120W183台13带式输送机SJ650/4040台14刮板输送机SGB-620/40T40台15风煤钻ZQS-30/2.5台26探水钻ZDY1900S37台17气动锚杆钻机MQT-120/2.3-C台28混凝土搅拌机安 5.5台1大巷掘进9混凝土喷射机转子5.5台1大巷掘进10小水泵BQW25-40-5.55.5台21用1备11调度绞车JD-1.625部212激光指向仪JZB-1台1井巷总工程量矿井移交生产时，新增井巷工程总长度3478m，万吨掘进率58.0m。井巷新增掘进总体积20155m3，其中新增硐室体积为1799m3，新增井巷工程量详见表4-4-2。表4-4-2 新增井巷工程量汇

37、总表序号项目名称长度（m）掘进体积（m3）备注煤巷半煤巷岩巷小计煤巷半煤巷岩巷小计一井筒二井底车场及硐室4040649649三主要巷道285128511389713897四采区58758756095609合计3478201555 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限工作日330天,采用“四六”制作业，每天三班生产，一班检修。年设计生产能力、确定设计生产能力的依据;5.1年设计生产能力 根据现有技术装备和地质条件等情况，年设计生产能力确定为60万吨/年，日生产能力0.22万吨/日。5.2设计生产能力的依据（1）该区域落差2.0m左右的断层、陷落柱不太发育，褶曲少而平缓，水文地质简单，涌水量小，煤

38、层厚度适中，具备综采开采条件。（2）随着采煤及配套设备技术的发展，引进大功率采掘设备的应用，可进一步提高煤炭产量。5.3设计服务年限及计算参数T2=Z2/AK=4301/（70×1.3）=47.2年式中：T2服务年限Z2煤可采储量801.8万吨A年生产能力70万吨K备用系数1.36 采煤方法6.1采煤方法根据矿井的开拓部署，并充分利用矿方现有设备，采用综采一次采全高采煤方法。6.2采煤工艺选择根据煤层赋存条件，顶底板岩性和技术装备水平，采用综合机械化采煤工艺。工艺流程：采煤机割煤（装煤）刮板输送机运煤拉架移溜移转载机。采煤工艺的主要参数如下:1、工作面采高:2#煤层为中厚煤层，平均2

39、.0m，设计一次采全高。2、工作面采长:220m。3、采机截深:0.6m。4、循环进度0.6m。5、割煤:采用双滚筒采煤机，自开缺口。6、移溜:工作面可弯曲刮板输送机采用支架推移。7、采场支护:选用支撑掩护式液压支架。8、采空区处理:采用全部垮落法。6.3劳动组织、作业方式和采煤工作面生产能力，工作面支护与顶板管理1、劳动组织：采用“46”制作业，三班生产，一班检修。2、作业方式：工作面采用双滚筒电牵引式采煤机割煤，斜切进刀，自开缺口，刮板输送机和可伸缩胶带输送机运煤，专业工种与综合工种相结合追机作业。 3、采煤工作面生产能力采煤工作面生产能力计算矿井移交生产时，矿井共布置一个综采工作面和两个

40、双巷综掘工作面，来保证矿井设计规模和正常生产接替。矿井实际生产能力为回采工作面和掘进工作面煤量之和。回采工作面生产能力按下式计算：设计首采工作面长度为80m，每班4个循环，循环进尺0.6m，三班生产一班检修，每天12个循环，日循环进度为7.2m，正规循环率取80%。首采工作面生产能力式中：回采工作面年生产能力，kt/a；回采工作面日产量，t/d；L工作面长度，80m；h煤层平均采高，2.82m；原煤视密度，1.42t/m3；b工作面日推进度，7.2m；n年工作日数，330d；c工作面回采率，0.95；N正规循环率，取0.80。设计正常回采工作面长度为150m，每班2个循环，循环进尺0.6m，三

41、班生产一班检修，每天6个循环，日循环进度为3.6m，正规循环率取80%。回采工作面生产能力式中：回采工作面年生产能力，kt/a；回采工作面日产量，t/d；L工作面长度，150m；h煤层平均采高，2.82m；原煤视密度，1.42t/m3；b工作面日推进度，3.6m；n年工作日数，330d；c工作面回采率，0.95；N正规循环率，取0.80。掘进工作面掘进煤量计算掘进工作面生产能力：式中：掘进工作面年生产能力，kt/a；S掘进巷道纯煤面积，11.20m2；L掘进巷道年总进尺，综掘工作面进度为240m/月，年净掘进时间按九个月计算，则两个综掘工作面年掘进进尺为4320m。则矿井生产能力A矿为：可满足

42、矿井600kt/a设计生产能力的要求。 矿井达到设计生产能力时回采工作面特征见表4-2-9。表4 达到设计生产能力时采区工作面特征表采区名称回采工作面个数装备煤层平均厚度（m）平均采高（m）长度（m）年推进度（m）年生产能力（kt）一采区1双滚筒采煤机2.822.82150950.4542.34、工作面选用ZZ2500-1.5/2.5型支撑掩护式液压支架支护顶板，两巷超前支护采用单体液压支柱配“”梁棚子支护。全部冒落法管理顶板。7 630刮板输送机的选型综采工作面一般均使用重型可弯曲刮板输送机，其中有单链、双中心链、双边链等几种类型。根据刮板输送机选型的基本原则和产品说明书介绍的技术特征及其使

43、用条件来选择型号（并参考下面计算的）。产品说明所列铺设长度一般均为水平长度货一定倾角煤层（如10°）向下运煤时的铺设长度，实际上各工作面长度和煤层倾角、煤层厚度等条件各不相同，所以确定了型号后需要验算所选刮板输送机的运输生产能力、电机功率及刮板链强度，并确定每台刮板输送机驱动电机的数量。7.1运输能力的验算7.1.1按采煤机生产能力计算刮板输送机的运输能力=60 T/h式中：-煤的容量，1.35；-同前（=35m/min；-平均采高，m）；-装载不均匀系数，一般取1.5；-采煤机和运输机同向运输时的修正系数。=，为刮板输送机链速；-运输倾角和运输方向的系数。见下表。运输情况水平运输时

44、倾角510°倾角10°以上向下向上向下向上10.91.30.71.5按此式计算的是要刮板输送机运走的煤量（小时生产能力）。7.1.2按刮板输送机的工作状况及有关参数计算输送能力主要是根据已选定的输送机技术特征，验算是否能够满足所要求的运输能力。=3.6· T/h式中：-输送机单位长度上货载重量，Kg/m；=1000·FF-货载断面积，。F=+ 计算参考图3-1；-溜槽承载段横截面积。查特征 表（查不到可近似计算）；-原煤在溜槽中的动堆积面积；-原煤动安息角，一般取20°；-装满系数，见表3-2；-煤的松散容重，0.851.0。若，则符合要求。表

45、3-2输送情况水平及向下运输向上运输+5°+10°+15°装满系数0.91.00.80.60.57.2刮板输送机电机功率的验算及电机的数量7.2.1电机功率= kw式中：-电动机轴上的功率，kw；-传动装置效率，一般为0.80.85；-刮板输送机主链轮的牵引力，Kg.=式中：-溜槽弯曲段的附加阻力，一般取1.1；-重段阻力。=+式中的+号用于向上运输，号用于向下运输。-空段阻力。=式中的号用于向上运输，+号用于向下运输。-按=1000·F计算值；-刮板输送机的铺设长度，m;-刮板输送机的铺设倾角，度;-刮板链单位长度重量，Kg/m;-煤在溜槽中的运行阻力

46、系数，查表3-3；-刮板链在溜槽中的运行阻力系数，查表3-4。W值 表3-3刮板输送机的结构形式W值单链或双中心链工作链布置在回空链上面0.55工作链和回空链在同一水平上0.75双边链有导向装置、铺设平直0.60.8有导向装置、底板起伏不平1.2值 表3-4刮板输送机的结构形式值单链或双中心链无导向装置0.250.35有导向装置0.350.40双边链无导向装置0.200.25有导向装置0.250.35综合机械化采煤工作面与采煤机配合工作的可弯曲刮板输送机，货载的装载长度随着采煤机的移动而变化。因此，电机负荷也是变化的，即：（满载时，最大电机功率）kw（空载时，最小电机功率）从而得到所需刮板输送

47、机的等效功率：电机容量：=（1.151.2）式中：1.151.2-备用系数。所选的刮板输送机电机容量时即符合要求。否则要重选或考虑双电机两端驱动（当然这对原选用一端驱动情况可以这样考虑）。7.2.2电机数量常见的是单电机和双电机，在确定刮板输送机的型号及电机容量的计算中就要考虑电机的数量。电机的数量决定了采用一端驱动还是采用两端驱动，这影响到刮板输送机刮板链的张力计算。8 刮板输送机的常见故障与处理方法1、故障现象：电动机起动不来。原因是：负荷过大；电气线路损坏。处理方法：减轻负荷，将上槽煤去掉一部分；检查线路，更换损坏零件。2、故障现象：电动机声音不正常。原因是：单相运转；接线头不牢。处理方

48、法：检查单相运转原因；检查接线。3、故障现象：电动机发热。原因是：超负荷工作时间太长；通风散热情况不好。处理方法：减轻负荷，缩短超负荷工作时间；清除电机周围浮煤及杂物。4、故障现象：液力偶合器打滑。原因是：液力偶合器内油量不足；溜槽内堆煤过多；刮板链被卡住。处理方法：按规定补充油量；将油槽内的煤去掉一部分；处理卡住的刮板。5、故障现象：液力偶合器一个温度过高。原因是：两个偶合器内油量不等；液力偶合器罩内被卡住或透平轮被卡住。处理方法：检查调整油量；清除杂物，消除被卡原因。6、故障现象：液力偶合器漏油。原因是：注油塞或热保护塞松动；密封圈及垫圈损坏。处理方法：拧紧油塞或热保护塞；更换密封圈或垫圈

49、。7、故障现象：液力偶合器打滑，温度超过120至140摄氏度，但易溶合金塞不熔化。原因是：易溶合金配方不对。处理方法：清除打滑原因更换准确熔化温度的易熔合金保护塞。8、故障现象：减速器声音不正常。原因是：齿轮啮合不好；轴承或齿轮过度磨损或损坏；减速器内的油有金属杂物；轴承游隙过大。处理方法：检查调整齿轮啮合情况；更换损坏或磨损的轴承和齿轮清除减速器油中的金属杂物；调整好轴承轴向游隙量。9、故障现象：减速器油温过高。原因是：润滑油不合格或不干净；润滑油过多；冷却不良，散热不好。处理方法：按规定更换新润滑油；放掉多余润滑油；清除减速器周围煤粉及杂物，对SGW-250型还应检查冷却水管是否通冷却水。

50、10、故障现象：减速器漏油。原因是：密封圈损坏；减速器箱体合面不严，各轴承盖螺钉拧得不紧。处理方法：更换损坏的密封圈；拧紧箱体合面和各轴承盖螺栓、螺钉。11、故障现象：盲轴轴承温度过高。原因是：密封被破坏，润滑油不干净；轴承损坏；油量不足。处理方法：更换损坏的密封圈、清洗轴承换新油；更换轴承；注油。12、故障现象：刮板链在链轮处跳牙。原因是：接链环安装不正确或圆环链拧麻花；链轮轮齿严重磨损；刮板链过松。处理方法：重新安装接链环或拧正圆环链；更换新链轮；重新紧链。13、故障现象：刮板链子卡在链轮上。原因是：主要是分链器松动、损坏或分链器掉了。处理方法：拧紧螺栓；更换新的分链器。14、故障现象：刮

51、板链掉道。原因是：刮板链过松；刮板弯曲严重；工作面不直，刮板链的一条链受力，使刮板歪斜；输送机过度弯曲；中部槽磨损严重。处理方法：重新紧链；换新的刮板；使工作面保持直线；一次推移距离不要超过规定；更换中部槽。15、故障现象：刮板链周期振响。原因是：刮板链运行有刮卡。处理方法：处理刮卡部位。16、故障现象：断刮板链。因上链有煤过多压住刮板链，下链断链不易被发现。在运行中断链一般在征兆中进行判断。当刮板链在机头底下突然下垂或堆积或边双链刮板输送机在运转时一侧刮板突然歪斜说明已经断链了。原因是：1、装煤过多超负荷，压住刮板链。2、工作面不直不平卡刮板，特别是工作面呈圆弧形的弯曲，边双链的外侧链条负荷

52、多大，最容易造成断链。3、链条长期与中部槽及链轮的摩擦，产生磨损变形断面减小，强度降低。4、链条在使用中除承受平均载荷外，还要传递链轮的动载荷。链条长时期受动载的作用，造成疲劳破坏，节距增长、强度降低。预防的方法。开机前调节刮板链使之不过松或过紧，装煤要适当。防止回空链带回煤或杂物。严禁强制起动。变形的溜槽与磨损过限的刮板链要及时更换。连接环的螺栓要紧固。运转声音不正常时立即停机。处理方法：断底链一般都在机头或机尾附近。找到断链的地点后，将溜槽吊起，把卡劲的刮板拆掉，接上链条反回上槽进行处理。17、故障现象：机头保险销折断。断销的原因是，刮板机上压煤过多或杂物被回空链带进下槽，卡住刮板链阻力过

53、大等原因造成。预防方法。开机前将刮板链调整好，松紧适当。掏清机头、机尾煤粉。如有矸石、木料或其他杂物要及时清出。装煤时不要过多。如果更换新的保险销后，仍被切断，就必须进行认真的检查了9 井下运输9.1井下运输系统1、主运输系统流程：3010运输顺槽北胶带大巷煤仓皮带巷（胶带大巷。2、辅助运输系统辅助运输系统流程：地面副斜井（提升绞车）轨道大巷（无极绳绞车）轨道大巷（调度绞车）3010回风顺槽。3、运矸系统岩巷掘进工作面小矿车轨道大巷井底车场副井地面4、行人地面副井井底车场轨道大巷带区车场带区煤层运料平巷各个工作地点9.2各环节运输方式1、运煤方式采煤工作面采用刮板输送机运煤，分带运输斜巷采用带式输送机运煤，大巷采用带式输送机运煤。2、辅助运输方式辅助运输采用无极绳绞车牵引1.5t固定箱式矿车、5t材料车、1.5t平板车运输材料及设备。10 矿井通风10、1 矿井通风矿井通风方式和矿井通风方法矿井通风方式为中央分列式，矿井通风方法为机械抽出式。矿井通风系统主斜井、副斜井和行人斜井作为矿井进风井，回风立井作为矿井回风井，构成通风系统。各风井数目、位置、服务范围及服务年限设计矿井共有四个井筒担负通风任