安龙安泰煤矿二盘区采区设计说明书

安龙县戈塘镇安泰煤矿二采区开采方案设计（接替）说明书（设计能力：15万吨/年）项目负责：审核：总工程师：队长：黔西南地区地方煤矿勘测设计队

安龙县戈塘镇安泰煤矿二采区开采方案设计（接替）说明书（设计能力：15万吨/年）一、说明书一套二、图纸一套（十张）1、井上、下对照图………………（1:2000）2、开拓系统、采区巷道布置及机械设备布置平面图…………（1:2000）3、开拓系统、采区巷道布置剖面图……………（1:2000）4、通风系统及网络图……………（1:2000）5、井下运输系统图………………（1:2000）6、井下避灾线路图………………（1:2000）7、通讯、压风自救及防尘供水布置图………（1:2000）8、瓦斯抽放系统图……………（1:2000）9、供电系统图…………………（示意图）10、工业广场布置图……………（1:500）11、开采现状图…………………（采用）黔西南地区地方煤矿勘测设计队二0一三年十二月第一章矿井概况我矿隶属于贵州福平能源集团投资有限责任公司，设计生产能力15万吨/年，为生产矿井；采矿许可证证号；、工商营业执照注册号：520000000031474、安全生产许可证编号：（黔）MK安许证字〔1052〕、煤炭生产许可证：205224230854；均在有效期内。安泰煤矿位于安龙县戈塘镇戈塘村，矿井至戈塘镇约5km，戈塘至兴仁县约26km，戈塘镇至安龙县约25km,交通较为方便。井田走向长2.8km，倾向宽1.3km，面积2.8486km²，开采深度由1500m至1000m.井田呈不规则多边形。第二章采区概况及地质特征第一节、概况二采区位于安泰煤矿工业广场北。二采区位于一采区以北、以西为矿区边界，东、南均为原始煤层。东西最大宽1219米，南北最大长度1000米，总面积1.166km2。第二节、相临区域的生产与地质情况二采区的南部是我矿正在回采的11705回采工作面，西部为吉祥煤矿。其他相邻区域均未开掘开采。与二采区相临位置为11705回采工作面。其中17煤赋存标高+1278~1254m，形态为自西向东倾覆的单斜构造，17煤一般位于22上煤下30m。第三节、区内地层及地质构造：（一）区内地层区域内岩层主要为碳酸盐岩和碎屑岩两大类，碳酸盐岩包括三叠系下统飞仙关组二段、四段灰岩，永宁镇组一段、三段灰岩，二叠系中统茅口组灰岩，碳酸盐岩分布面积广，分布区多属裸露及半裸露的基岩山区，地表岩溶洼地、落水洞、溶斗、岩溶潭、岩溶大泉等较发育，地下局部发育溶洞、暗河，大气降水容易通过地表大量的负地形渗入岩溶裂隙、管道、暗河之中，岩层中赋存着丰富的岩溶水，富水性强，这些岩溶水长途径流，最后以岩溶大泉、岩溶泉群或暗河等形式集中排泄于当地河谷中。碎屑岩分布面积较小，主要包括三叠系下统飞仙关组一段、三段、五段粉砂岩、粉砂质泥岩及泥质粉砂岩，三叠系下统永宁镇组二段粉砂岩、粉砂质泥岩，二叠系上统龙潭组砂泥岩，碎屑岩靠近地表时风化作用较强烈，风化裂隙较发育，含风化裂隙水，深部发育构造裂隙地段，含构造裂隙水为主，碎屑岩区地下水运动受地形、地貌、岩性、构造控制，富水性总体较弱，主要依靠大气降水补给，受地势影响，一般为近源补给、就近排泄。区域内岩溶水和碎屑岩裂隙水均以大气降水作为主要补给来源，地下水动态随季节变化明显，一般每年5月中、下旬地下水流量、水位开始回升，6～9月为最高值，其间出现2～3次峰值，10～12月份进入平水期，水位、流量开始逐渐递减，到次年三、四月份降为最低值。区域内龙潭组煤矿床上覆的中～强岩溶含水层之间一般具有较好的隔水层，含水层之间水力联系较弱，对煤矿床开采影响较小，只是当导水断层或其他导水通道沟通上覆含水层与矿床水力联系时，上覆含水层才会成为矿井的充水水源，从而威胁到煤矿床的开采。龙潭组煤矿床下伏茅口组强灰岩含水层与煤矿床深部下煤组煤层间隔水层较厚，其地下水间接威胁深部下煤组煤层的开采。（二）地质构造1、地层矿区及周边出露的地层有二叠系中统茅口组、二叠系上统龙潭组、长兴大隆组、三叠统系下统飞仙关组，以及第四系地层。现由老至新分述如下：1）茅口组（P2m）：厚约260m。灰色、深灰色厚层状夹中厚层状灰岩。2）龙潭组（P3l）：厚280m。为含煤地层。岩性以深灰色粉砂岩、细砂岩、粉砂质泥岩为主，夹煤层。含煤层10层左右，含可采煤层2层。该组产腕足类、瓣鳃类、海百合、螺等动物化石及大羽羊齿、栉羊齿等植物化石。3）长兴大隆组（P3c+d）：厚145m。深灰色燧石灰岩夹钙质泥岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩等。产丰富的腕足、瓣鳃类等动物化石。4）飞仙关组（T1f）：厚564。岩性以粉砂岩、泥质粉砂岩为主。以岩石颜色、夹灰岩或泥灰岩的层数、灰岩发育程度等将出露的飞仙关组分为五段，其中第二段、第四段以灰岩为主,第三段厚度较大。5）第四系（Q）：主要分布于矿山北西部，为灰、褐灰、黄灰色粉质土、砂质土、砾石等，厚约0～5m。与下伏地层呈不整合接触。2、构造井田位于大坝背斜南东翼，地层走向北～北东，倾向南东～东，地层倾角10～15°。沿走向和倾向产状变化不大，煤层产状与地层产状一致。地表未发现褶曲。矿山总体上为单斜构造。在矿区北东侧发育1条正断层，走向北西～南东向，倾向北东，倾角约50°，地层断距20～30m，区内延伸长度约1.5km。结合邻区及区域构造特征，本区地质构造复杂程度类型应属中等。第四节、煤层二、煤层1、含煤性含煤地层龙潭组（P3l）厚280m，含煤5～12层，含煤平均总厚6.74m，含煤系数2.41%；组内可采煤层总厚度平均2.72m，可采系数0.97%。2、可采煤层井田内可采煤层为17号、22号煤层，由上到下叙述如下：1）17号煤层位于龙潭组（P3l）中上部，上距顶界平均60m。煤层厚度1.10～3.10m，平均1.63m，含夹矸0～1层，结构较简单，属较稳定型煤层。为区内主要可采煤层。2）22号煤层位于龙潭组（P3l）中下部，上距17煤层100m左右，厚1.10～2.20m，平均1.70m，不含夹矸，结构较简单，属较稳定型煤层。为区内主要可采煤层。矿井可采煤层特征详见表2-4-1。表2-4-1可采煤层煤层特征表表2-4-1煤层编号平均厚度(m)倾角(°)平均层间距(m)煤层稳定性煤层结构顶底板岩性顶板底板171.6310～15较稳定简单100221.7010～15较稳定简单粉砂岩、泥岩三、煤质1、物理性质和煤岩特征区内17、22煤层均为黑色，呈玻璃或金刚光泽，性脆，阶梯及参差状断口，细条带夹中条带状结构，常见黄铁矿结核及细脉，半暗～半亮型。2、化学性质表2-4-2煤质特征表表2-4-2煤层煤质分析（%）发热量（Qnet.d）（MJ/kg）水分（Mad）灰分（Ad）挥发分（Vad）硫分（Stad）17原煤1.0318.698.742.2526.3222原煤0.5114.754.981.6929.023、煤质及工业用途评价本矿开采煤层属低～中灰、中高硫、高热值无烟煤，其用途除作民用煤外，还可作动力用煤，用于发电。4、其它有益矿物矿山邻区含煤地层二叠系上统龙潭组（P3l）下部含有星散状微粒形金矿，本矿无采样及测试资料，品位情况不详。第五节、水文地质条件1、区域水文地质条件安泰煤矿所在区域位于黔中高原南西部兴义煤田内，属大坝背斜南东翼。区内地形以中山为主，内部多盆地和缓坡，境内碳酸盐类岩石广泛分布，岩溶地貌如溶丘、洼地、峰丛、溶斗、伏流等分布普遍。区域内岩层主要为碳酸盐岩和碎屑岩两大类，碳酸盐岩包括三叠系下统飞仙关组二段、四段灰岩，永宁镇组一段、三段灰岩，二叠系中统茅口组灰岩，碳酸盐岩分布面积广，分布区多属裸露及半裸露的基岩山区，地表岩溶洼地、落水洞、溶斗、岩溶潭、岩溶大泉等较发育，地下局部发育溶洞、暗河，大气降水容易通过地表大量的负地形渗入岩溶裂隙、管道、暗河之中，岩层中赋存着丰富的岩溶水，富水性强，这些岩溶水长途径流，最后以岩溶大泉、岩溶泉群或暗河等形式集中排泄于当地河谷中。碎屑岩分布面积较小，主要包括三叠系下统飞仙关组一段、三段、五段粉砂岩、粉砂质泥岩及泥质粉砂岩，三叠系下统永宁镇组二段粉砂岩、粉砂质泥岩，二叠系上统龙潭组砂泥岩，碎屑岩靠近地表时风化作用较强烈，风化裂隙较发育，含风化裂隙水，深部发育构造裂隙地段，含构造裂隙水为主，碎屑岩区地下水运动受地形、地貌、岩性、构造控制，富水性总体较弱，主要依靠大气降水补给，受地势影响，一般为近源补给、就近排泄。区域内岩溶水和碎屑岩裂隙水均以大气降水作为主要补给来源，地下水动态随季节变化明显，一般每年5月中、下旬地下水流量、水位开始回升，6～9月为最高值，其间出现2～3次峰值，10～12月份进入平水期，水位、流量开始逐渐递减，到次年三、四月份降为最低值。区域内龙潭组煤矿床上覆的中～强岩溶含水层之间一般具有较好的隔水层，含水层之间水力联系较弱，对煤矿床开采影响较小，只是当导水断层或其他导水通道沟通上覆含水层与矿床水力联系时，上覆含水层才会成为矿井的充水水源，从而威胁到煤矿床的开采。龙潭组煤矿床下伏茅口组强灰岩含水层与煤矿床深部下煤组煤层间隔水层较厚，其地下水间接威胁深部下煤组煤层的开采。2、井田水文地质条件（1）矿区岩层的含水性特征1）二叠系中统茅中组(P2m)——强含水层主要分布在矿区西部外围，岩性以厚层灰岩为主，厚度约260m。岩溶作用极为发育，富水性强，属强岩溶含水层。2）二叠系上统龙潭组(P3l)——弱含水层地层呈带状出露于矿山及外围，岩性以细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩等碎屑岩为主，夹数层煤层。该组平均厚度约280m。由于以碎屑岩为主，岩石含泥质成分多，因而岩石普遍抗风化能力弱，露头区有较厚的强～中风化带，易渗入大量大气降水，含浅层风化裂隙潜水，越往深部，岩石裂隙发育程度减弱，岩石含水性相应降低，仅含微弱基岩风化裂隙水和构造裂隙水，该组为一弱含水层。3）二叠系上统长兴大隆组(P3c+d)——中等含水层岩性为深灰色燧石灰岩夹钙质泥岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩等。平均厚度145m，岩石遭受风化作用强烈，基岩裂隙发育，含裂隙水，富水性中等。4）飞仙关组第一段（T1f1）——隔水层岩性由灰绿色、灰黄色粉砂岩、泥质粉砂、粉砂质泥岩组成，平均厚度93.02m，地表呈宽条带状分布于矿区北西部边缘。总体上该组地层仅含微弱风化、构造裂隙水，透水性、含水性很弱，可视为相对隔水层。5）飞仙关组第二段（T1f2）——中等含水层岩性以灰色中厚层状灰岩、泥质灰岩为主。平均厚度28.70m。岩溶裂隙及构造裂隙发育，透水性、含水性中等。本层为中等含水层。6）飞仙关组第三段（T1f3）——隔水层岩性由紫红色粉砂岩、泥质粉砂岩组成，平均厚度201.65m。分布于矿区北东部边缘，区内出露不全，该层岩石仅浅部含风化裂隙水及构造裂隙水，越往深部含水性、导水性越弱，可视为一相对隔水层。7）第四系(Q)——弱含水层仅残留于山谷、溪沟、洼地及山间斜坡一带。碎屑岩的残积、坡积及冲积物厚度一般小于5m，仅含微弱孔隙潜水。调查中未发现泉点，总体上该层为一弱含水层。（2）充水因素分析1）充水水源通过对安泰煤矿范围内地表和井下的调查分析，矿井内无河流、水库等大型地表水体，矿井充水水源主要为地下水、地表冲沟水、老窑积水。①地下水a、第四系孔隙水：矿区内覆盖的第四系结构松散，孔隙度大，渗透性好，雨季能入渗并储存地表水及大气降雨，内部积水与煤层之间无隔水层，开采浅部煤层时可直接渗入矿井，其地下水是浅部煤层开采的直接充水水源。但因厚度不大，分布不广，蓄水量有限，对煤矿开采影响小。b、飞仙关组第二段（T1f2）含水层：因其下部有飞仙关组第一段隔水层阻隔，其与含煤地层间一般无水力联系，为含煤地层上覆的独立含水体。其地下水对煤层开采影响很小。c、长兴大隆组中等含水层：直接覆盖于含煤地层之上，处于上煤组煤层的冒落裂隙带影响范围内，为煤矿床上煤组的直接充水含水层。d、龙潭组弱裂隙含水层：该组主要为碎屑岩，富水性总体微弱，地下水以风化裂隙水为主，深部则以构造裂隙水为主，因此，在节理裂隙发育、受构造断裂及应力破坏影响的地段，含水量会较大，矿床开采到这些地段，矿井出水量会比正常出水量增大。该组为煤矿床开采的直接充水水源。e、茅口组强岩溶含水层：茅口组地下水丰富，地下水径流强烈。开采浅部煤层时，地下水对矿井影响小；当煤层开采至区域地下水位以下时，该层地下水会通过裂隙涌入矿井，造成突水。②地表冲沟水矿区内地表水系属珠江流域北盘江水系鲁沟河支流，地表水为山间雨源型小溪，主要受大气降水及地形控制，矿区内小冲沟发育，沟水动态变化极大，季节性变化十分显著，雨季暴涨，旱季流量较小或干枯。冲沟水沿途接受泉水及煤窑水补给，雨季还有较大面积大气降水汇入，水量较大，这些冲沟多位于含煤地层露头地带，冲沟附近的网状、脉状裂隙密集，它们与煤层风化、氧化带直接接触，沿沟溪一带开采煤层时，冲沟水可能沿风化裂隙或采矿裂隙渗入或突入矿井，为矿井浅部开采的直接充水水源。③老窑采空区积水老窑内存在着一定的积水，是浅部煤层开采的重要充水因素。在开采浅部煤层时，老空区积水易渗入矿井而成为矿井直接充水水源。2）充水通道①岩石天然节理裂隙矿区内的含煤地层在接近地表附近，岩石风化节理、裂隙很发育，而深部则发育成岩或构造节理、裂隙，它们是地下水活动的良好通道，并沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系。②人为采矿冒落裂隙未来的采煤活动将产生大量的采矿裂隙，这些人为裂隙也会沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系，成为地下水活动的良好通道。③断层破碎带区内北东侧发育的断层切割地层为P3l～T1f1,该断层破坏了地层的完整性、连续性，降低了岩石的力学强度，塑性岩石中断层破碎带含水性和导水性不强，刚性岩石中断层破碎带有一定含水性和导水性，可能连通含煤地层上部的含水层或地表水，加之未来矿床开采中，人工采矿裂隙大量出现，改变了断层带附近应力场和地下水的天然流场，地表水、地下水更可能沿断裂带进入矿井。④老窑采空区区内沿煤层露头线一带分布着大小不一、开采深度或深或浅的老窑，其废弃采面或巷道会成为老窑水、部分地表水进入矿井的通道。3）充水方式矿井充水通道主要以岩石原生和采矿节理、裂隙为主，规模一般不大，少量为断层裂隙、老窑巷道，因此未来矿井充水方式主要以渗水、滴水、淋水为主，局部可能发生突水。（3）矿井涌水量矿区为侵蚀的中低山地貌，山体走向与地层走向大体一致，呈东-西向延伸，沟壑纵横，总体地势北高南低；地面植被较发育，灌木杂草丛生。矿区内冲沟较多，呈树枝状展布，主要冲沟走向在南部与地层走向基本一致。龙潭组含煤地层多被第四系坡积物及植被覆盖，煤层露头不甚明显，地形相对较陡；第四系堆积体直接覆盖于煤层顶部，其内部的孔隙水通过下部基岩风化裂隙和将来的采矿裂隙源源不断的渗入矿坑，故采用大气降水渗入系数法预算矿坑涌水量，本计算仅计算首采区未来涌水量，后期开采根据首采区实际排水量作相应调整。计算结果见表2－4－3、2－4－4、2－4－5。表2－4－3大气降水补给量预算结果表类别计算公式结果参数值正常补给量（m3/d）Q1=αAS/t610．0α=0.2S=0.887×106m2A=1.2547mt=365d最大补给量（m3/d）Q1ˊ=αAS/t′1461α=0.2S=0.887×106m2A′=0.247mt′=30d备注α:降雨入渗系数A：年平均降水量A′：月最大降水量t:年天数t′：月天数S：面积表2－4－4岩层静储量预算结果表给水度μ疏干时间t（d）疏干面积S（m2）含水层厚度H（m）疏干体积V（m3）计算公式释水量Q2（m3/d）0.02365×100．887×106117．51.042×108Q2=μV/t571．0备注μ：给水度的经验系数值t：疏干时间取十年S：疏干面积为首期开采地段面积H：含水层厚度表2－4－5大气降水渗入系数法预算结果表类别计算公式结果正常涌水量（m3/d）Q=Q1+Q21181.0最大涌水量（m3/d）Qmax=Q1ˊ+Q22032.0根据计算结果，矿井二区未来涌水量为1181.0～2032.0m3/d，总体上看，矿井涌水量中等。（4）水文地质类型矿区矿体大部分位于最低侵蚀基准面以下，直接充水水源为龙潭组岩溶裂隙水、采空区积水、地表水、断层带裂隙水，直接充水含水层富水性弱至中等，故本矿区属于以岩溶裂隙充水为主，水文地质条件复杂程度为中等复杂，水文地质类型属二类三型。第六节、其它开采技术条件1、瓦斯该矿2012年做瓦斯等级鉴定，但其邻近的吉祥煤矿有做瓦斯等级鉴定（吉祥煤矿，与其同处于一个构造单元，两矿矿界相邻）。根据贵州省煤炭管理局文件：黔煤生产字[2008]1378号“对黔西南州安龙县补报2007年度矿井瓦斯等级鉴定的报告的批复”，青杠林煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为1.32m3/min，相对瓦斯涌出量为9.50m3/t，绝对二氧化碳涌出量为0.74m3/min，相对二氧化碳涌出量为5.30m3/t，矿井瓦斯等级为低瓦斯。根据贵州省煤炭管理局文件：黔煤生产字[2008]1379号“对黔西南州2008年度矿井瓦斯等级鉴定的报告的批复”，广隆煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为0.85m3/min，相对瓦斯涌出量为8.74m3/t，绝对二氧化碳涌出量为0.62m3/min，相对二氧化碳涌出量为5.38m3/t，矿井瓦斯等级为低瓦斯；安泰煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为0.22m3/min，相对瓦斯涌出量为3.96m3/t，绝对二氧化碳涌出量为0.1m3/min，相对二氧化碳涌出量为1.8m3/t，矿井瓦斯等级为低瓦斯。根据贵州省能源局文件：黔能源发[2009]276号“关于黔西南州煤炭局《关于上报黔西南州2009年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告》的批复”，广隆煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为0.9m3/min，相对瓦斯涌出量为9.21m3/t，绝对二氧化碳涌出量为0.59m3/min，相对二氧化碳涌出量为6.02m3/t，矿井瓦斯等级为低瓦斯；安泰煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为0.47m3/min，相对瓦斯涌出量为5.64m3/t，绝对二氧化碳涌出量为0.22m3/min，相对二氧化碳涌出量为2.64m3/t，矿井瓦斯等级为低瓦斯。表2-4-6矿井各年度瓦斯等级鉴定结果表矿井名称鉴定年度相对量（m3/t）绝对量（m3/min）瓦斯等级吉祥煤矿2007年度1.329.5低瓦斯2008年度0.858.74低瓦斯2009年度0.99.21低瓦斯安泰煤矿2008年度0.223.96低瓦斯2009年度0.475.64低瓦斯2011年0.95低瓦斯2012年9.171.36低瓦斯2、煤层瓦斯含量该矿没有对煤层瓦斯含量进行测定。邻近的广隆煤矿对煤层瓦斯含量进行了测定，其结果见表2－4－7。表2－4－7煤层瓦斯含量3、煤层自燃倾向性根据贵州省煤田地质局实验室2007年7月提交的的《煤炭自燃倾向等级鉴定报告》，17号、22号煤层自燃倾向分类均为三级，为不易自燃煤层。矿井煤层按不易自燃设计。在煤矿开采生产过程中，应加强通风管理，暂时不用的巷道和废弃的巷道要及时密闭，采面回采结束后要按规定及时密闭。4、煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室2007年7月提交的《煤尘爆炸性鉴定报告》，17号、22号煤层均无煤尘爆炸性。矿井煤层的煤尘按无爆炸性设计。煤矿开采生产过程中应坚持湿式作业，搞好防尘工作，确保安全文明生产和矿工的身体健康。5、煤与瓦斯突出根据2007年10月17日贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件（黔安监管办字[2007]345号）《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》：安龙县不在煤与瓦斯突出矿区与突出危险矿区之内，但在石门揭煤时必须进行预测预报，然后根据预测结果采取相应的措施。第七节、储量计算：计算依据：17煤煤厚1.63米，视密度1.30吨/米322煤煤厚1.7米，视密度1.30吨/米3储量计算：全区储量按性质，分为3类，其中断层损失和第四系防水煤柱损失划归为F1、F2，矿界保护煤柱111-1-1，西翼工作面保护煤柱111b-1-2。采区边界保护煤柱111，运输、轨道、回风巷保护煤柱111-b3,东翼工作面保护煤柱111b-4,全区合计共17个块段。计算结果见下表：二采区各块段储量计算统计表序号块段描述储量分类面积（米2）17上煤储量(万吨)22煤储量(万吨)合计(万吨)1矿界保护煤柱111b-1-18581618.1518.937.052西翼工作面保护煤柱。111b-1-2443259.399.7919.183采区边界保护煤柱111b-2305646.46.713.1合计16070533.9435.3969.334运输、轨道、回风巷保护煤柱111b-311200023.724.748.45东翼工作面保护煤柱111b-46600013.914.528.4合计17800037.639.276.86断层防水煤柱F1246405.25.410.67断层防水煤柱F2354007.57.815.3防水煤柱合计6004012.713.225.9采区储量汇总总计=sum(D2:D11)797490=sum(E2:E11)168.48=sum(F2:F11)175.58=sum(E12:F12)344.06二采区储量汇总表采面煤层17上煤层（万吨）22煤层（万吨）总计（万吨）21701回采工作面13.0613.6226.6821702回采工作面24.8525.9250.7721703回采工作面24.8625.9250.7821704回采工作面15.3612.2527.6121705回采工作面22.3823.3445.7221706回采工作面26.127.2353.3321707回采工作面14.3614.9829.3421708回采工作面22.3823.3345.7121709回采工作面12.6913.2325.92合计=sum(B2:B10)176.04=sum(C2:C10)179.82=sum(B11:C11)355.86第八节、编制说明及存在问题1、编制说明本部分是以三维物探资料和原《新集井田精查补充勘探地质报告书》为基础编制。2、防治水（1）防治第四系砂岩水：采区北部边界是第四系防水煤柱线，由于防水煤柱线是根据现有地质资料所确定，可能在某些快段存在差距，第四系防水煤柱线下开采下开采，需开展二采区安全开采上线论证或研究，保证留设的煤柱尺寸大于设计要求。（2）防治断层水：在施工过程中，对于落差大于5m断层，应超前钻探，确定其准确位置，落差及导水性，合理留设保护煤柱，针对物探断层，应考虑其摆动范围（15m）。（3）掘进、回采过程中，遇钻孔或离钻孔较近时必须做好超前探查工作。（4）水文观测系统：目前，二采区除有在其南部边界的XG13-8、XG14-1、XG14-11、XGO-1水文观测孔以外。开拓后应加强水文地质工程的施工，逐步建立健全水文自动观测系统，加强地下水动态资料的收集与研究工作。（5）防治下伏承压水：掌握不同块段下伏承压含水层对煤层底板的压力，利用水文观测孔进行疏水降压，使水压降低到安全水压，保证安全生产。3、防治奥灰水奥灰上距十四灰12m左右，一般情况下奥灰与煤系地层没有水力联系，但在断层附近，奥灰可能补给十三、十四灰岩，遇较大断层时奥灰与煤层直接对接，因此一定要加强断层的探测工作。4、排水系统根据预计的最大涌水量，建立完善的排水系统，确保防灾、抗灾能力，发生突水或重大水害事故时具备一定的防御能力。5、22煤注意煤层顶板岩性相变，加强顶板支护。特别对17煤层下伏承压水和上部17煤采空区积水的防治、探放工作。6、煤尘开采煤层的煤尘爆炸指数较低，不易发生爆炸。应采取湿式打眼、使用水泡泥和煤层注水等防治措施。7、220kv高压线贵州省西部电网覆盖该地区。安龙县现有500kv变电站1个，为500kv金州变电站：220kv变电站2个，为220KV新桥变、220KV荷城变电站；110KV变电站3个，为110KV戈塘变电站110KV城西变电站、110KV德卧变电站。安泰煤矿地处安龙县戈塘镇，距离该矿5km有110kv变电站一座，110kv戈塘变电站主变容量1×40MVA，电源分别来自220kv新桥变电站不同母线段。220kv新桥变电站主变容量2×240MVA，电源来自500kv金州变电站。220kv荷城变电站主变容量3×180MVA，电源来自500kv金州变电站。100kv戈塘变电站主变容量1×40MVA，电源分别来自200kv新桥变电站；110kv城西变电站主变容量1×40MVA，电源分别来自220kv新桥变电站琐母线段；110kv德卧变电站主变容量1×40MVA，电源分别来自220kv新桥变电站不同母线段。35kv大坝变电站主变容量1×40MVA,，电源分别来自110kv戈塘变电站不同母线段。因此，35kv大坝变电站可作为本矿的供电电源，能满足矿井供电需求，本矿的开发建设在供电上是有可靠保证的。地区电网系统地理接线风图。根据三下压煤开采规程，该线路是一级保护。线路两侧应保留180米的保护煤柱。第九节、采区服务年限二采区设计生产能力按15万吨/年，年工作日300天，净提升14小时，三八作业制。本采区工作面为炮采，单体液压支柱支护工作面，本矿井为两个采煤工作面同时生产，为保证矿井年产15万吨的生产能力，本采区设计能力不小于日产500吨，即15万吨/年。本采区可采煤层为17上煤、22煤，煤层特征参阅第二章，回采率90%，二采区的服务年限为：T=Q可采/A=176.04/40/1.2=5.7年。从服务年限看，能够保证采区均衡生产。第三章采区巷道布置第一节采区设计方案根据安泰煤矿采区布置计划，以17运输大巷1234水平，向西开拓2101皮带运输巷至矿井边界，在2101皮带运输巷195米处1265水平向北开拓21701皮带运输巷，半岩半煤巷掘进，巷道设计长度约932m，在2101皮带运输巷317m处1290水平向北开拓21701回风巷，巷道设计长度约932m，在2201皮带运输巷71m处1252水平向北开采21701进风巷，设计长度约932m。采用走向长臂式开采方法。第二节采区布置二采区主采煤层主要17煤层，平均厚度为1.63m，煤层顶板稳定。根据煤层厚度、工作面长度、工作面推进度等计算，同时回采2个工作面可满足采区产量，因而采用三巷两面，皮带运输巷的联合布置方式。第三节巷道布置二采区主采煤层为17煤，平均厚度为1.7m煤层顶板稳定，而区段平巷多为半煤岩巷道掘进。一个对拉工作面，需要三条区段平巷，其中上、下两条为进、回风巷，中间一条为运煤中巷。经计算，同时生产两个工作面即可满足采区产量，17煤布置区段平巷。开采顺序区内采用走向长臂式开采方法，工作面采用后退式推采。第四章采煤方法及采区参数第一节采煤方法本矿井年设计生产能力为15万吨，根据煤层赋存条件和水文地质特点以及构造发育情况，本采区选用走向长壁采煤法，后退式开采。区内工作面间采用后进式，有利于采区提前投产及采准巷道的施工。工作面采用机采，全部自然垮落法管理顶板。第二节采区参数（一）、走向长度与斜长根据本采区的煤层赋存条件及地质条件，本采区设计走向长约1000m,倾向宽约1219m。（二）、回采工作面长度根据现有机采工艺及工作面运输条件，本采区一般采用对拉式工作面。有时带采一附面，其中单面长度一般选取120m，对拉面长240m。（工作面装备三部SGB一150刮板输送机，一部转载机，一部皮带机）。（三）、煤柱尺寸1、护巷煤柱根据计算和开采经验，采区上（下）山的护巷煤柱为15-20米。为了减少煤炭损失，提高资源回收率，区段下平巷采用沿空留巷技术留设小煤柱，后期随邻面回采而采出。2、隔离煤柱隔离煤柱是采区与采区之间的安全煤柱。正常情况下隔离煤柱按50米留设。3、断层安全煤柱在施工过程中，严格按照地质技术要求，对于落差较大的断层，应超前钻探，确定其准确位置，落差及导水性，合理留设保护煤柱，针对物探断层，应考虑其摆动范围（15m）。第三节回采工艺根据二采区的具体地质条件和主采煤层的赋存情况，确定本采区回采工艺如下：1、落煤方法：采煤机。2、运输设备:工作面安设SGB-150型运输机，运输中巷安设DSS-800型皮带机。3、支柱使用DZ-30/100型外注式单体液压支柱，带柱帽（17煤使用长1.2米的铰接顶梁，支柱排距1.2米，柱距0.75米）。4、顶板管理方式：三、四排控顶，"见四回一"，采用"211"的控顶方式；（17煤采用221控顶），最大控顶距4.8米，最小控顶距3.6米，放顶步距1.2米。5、回柱：工作面配备液压回柱器。掘进工作面设备及工具配备情况表序号名称规格型号单位 数量备注1局扇DKJBKJ63-N25.3台22耙装机P-60B（a）台13大锤八磅把14手镐把25尖锨把47大扳手40cm把18钻杆中空六棱钢钎0.8、1.6、1.811.81.8、2.0根若干9放炮器MFd-100台4一台备用10瓦斯报警仪便携式台311绞车JD-11.4KWJD-25KW台3一台备用12钻头Φ32钻头个若干13风镐G10部114风泵BQF-Ⅱ台2一台备用15喷浆机PZ—5B台2一台备用16风钻YT-24台4一台备用17除尘风机台118真空磁力起动器BQD－80N台319真空磁力起动器BQD－80台3采煤工作面设备及工具配备情况表序号名称规格型号单位 数量备注1乳化泵XRB2B(A)-80/20台22真空起动开关BQZ-80台2控乳化泵站3煤电钻综保4KVA台64皮带输送机SSD/800-2*75KW部15真空起动开关BQZ-200台1控皮带机6信号照明综保4KVA台17刮板输送机SGB-630/40T-2*55KW11.81.8、2.0部3上下面各一部，中顺槽一部8真空起动开关QBZ-200台6控三部溜子9绞车JD-11.4KWJD-25KW台610钻头Φ32钻头个若干11集控装置KTC-101套2上下面各一套12放炮器MFd-100台4第五章劳动组织及循环作业方式一、循环作业方式本区使用炮采，“边采边准"，"三八作业制"，日进尺3.6米。由于接续较为紧张，17煤均遵循后退式开采顺序。对拉工作面回采时，上、下工作面之间保持不大于5.0米的错距，即上区段超前下区段不大于5.0米。二、劳动组织工作面所需人数见下表劳动组织表5432184181214954321841812149543218418121491512966412324363147工作面技术经济指标见下表。工作面技术经济指标一览表序号项目单位数量1工作面长度m1202煤厚m1.63米3煤层倾角度9~134容重吨/m³1.35瓦斯等级级低6日进尺m3.67风钻台38支架形式齐梁齐柱9顶板管理全部跨落管理法10日循环数个311出勤人数人/天14712工作面日产吨77713坑木消耗m³/万吨5m³14炸药消耗kg/万吨688015回采效率吨/工4.8816雷管消耗发/万吨17000第六章采区生产系统第一节运输系统1、辅助运输系统：大巷运输:采区下部车场以外采用架线式电机车运输，进入采区内采用绞车运输。2、主运输系统：回采工作面→2101运输巷（3号溜煤眼）→17运输大巷→主斜井→地面3、运料系统副斜井→17轨道大巷→车场→2101运输巷→工作面。第二节通风系统→1、采区风量计算本矿井为低瓦斯、低二氧化碳矿井，井下采掘工作面温度常年保持在18oC左右,按照矿井风量计算办法，风量计算如下：Q采=60×V×S×H=60×0.6×4.2×1.7=257m³/min式中：Q—单个工作面所需风量m³/minV—风速，本矿以适宜风速计算的结果最大，矿井空气温度平均在15~18℃，风速为0.5~0.8m/s,计算中取V=0.6m/s。S—平均控顶距，本矿最小控顶距为3.6m,最大控顶距为4.8m，平均控顶S=4.2m.。H—采高，22煤平均采高为1.63m。Q掘=60×V×B×H=60×0.6×2.4×2.2=190m3/min式中：V—风速，本矿以适宜风速计算的结果最大，平均气温在15~18OC，风速为0.5~0.8m/s，计算中取V=0.6m/s。B—巷道宽度，一般取B=3m。H—巷道高度，一般取H=2.0m。根据风量计算结果，17煤单工作面配风为190m3/min,对拉工作面配风为380m3/min，掘进工作面以风机的吸风量为基准，一般BDJ60型2×5.5kW风机配风量200m3/min。2、轨道运输巷、皮带运输巷所能允许通过的最大风量为：轨道运输巷：Q=S×V=6.44×6×60=2318.4m3/min.皮带运输巷：Q=S×V=6.44×6×60=2318.4m3/min.式中：S—巷道净断面.V—允许通过的最大风速，《煤矿安全规程》规定为6m/s。3、采区将来有两个对拉工作面，四个掘进头同时工作，配套还有2个独立通风的硐室，共需风量为：Q采=360×2=720m3/min。Q掘=200×4=800m3/min。Q硐=60×2=120m3/min。Q=(800+120+720)×1.2=1968m3/min.以上计算表明，轨道下山、皮带下山的断面满足通风的要求。4、通风系统：副井→井底车场→西翼北轨道大巷→二采区下部车场→采区轨道上山→采区进风巷→工作面→采区回风巷→采区皮带上山→主井（见通风系统图）。５、安全注意事项；（1）、轨道上山和皮带上山的联络巷要及时安设风门，风门要有闭锁装置，正确控制风流。（２）、采区煤仓不准放空，要留一定的存煤，防止漏风。（３）、进回风巷道要安设净化喷雾水幕，回风巷要及时冲尘。皮带巷中每５０米安设一个洒水三通，以便除尘。第三节排水系统1、顺槽排水系统对工作面顺槽掘进中的排水,可采取临时水窝接力排水的方式排水,对选用的排水电泵其流量根据地质说明书正常按60m³/h选取。考虑到管路长度,高差和出水量,届时选取电泵,应大于实际出水量。随着巷道的延伸，每隔30-50米即打设一处接力水仓，进行接力排水；必要时，根据现场情况安设卧泵，配备Φ108mm钢管排至轨道运输巷排水管路内；开采17层煤，将水排至轨道运输巷内时，可选用电泵或离心卧泵，把水排至轨道运输巷的排水管路内。2、采区排水系统掘进和回采期间正常涌水，通过各巷道间的排水电泵，上山掘进每隔30-50米设一横斜水沟，其坡度不小于3‰，以便将上山巷道淋水截至主水沟内，掘进中每隔40米设一临时水窝，随掘随设两路永久排水管Φ159mm钢管（沿巷道底板布置），经排水电泵排至排至水仓，然后排至主井水仓，再经主井水仓排水泵，排至地面。第四节压风、供水系统本采区采煤工作面全部用放炮落煤，使用风钻湿式打眼，因此采区轨道运输巷必须安设供水、压风管路，管经Φ127mm，水源、风源均取17轨道大巷接点。第五节防尘、防灭火、喷雾洒水系统防尘、防灭火、喷雾洒水系统，管路与压风管路平行架设，由运输大巷水管接入，至各掘进迎头、运输机巷和工作面溜头，并安设洒水喷雾器，各管路每隔50米设一分叉点以备使用。第六节供电系统一、供电系统设计：（一）、概况：二采区面积约1.16km2，可采储量1760400.吨，预计涌水量为15m3/h左右。供电线路用35mm2橡套电缆敷设到二采区变电所。采区变电所引入的6kv电压由西翼变电所高防开关馈出，采用交联聚乙烯YJV22－6／6－3×35型高压电缆780m从西翼变电所敷设到二采区变电所变电所。（二）、二采区变电所变压器容量校核：根据现有实际情况，二采区变电所装备500kVA变压器2台，其中2台提供660V电源供给采煤工作面、1台提供660V电源掘进工作面。1、供采煤工作面的KBSG-500/6/690干式变压器（660V）负荷统计：刮板输送机一部（3×55kw）、皮带四部（2*45KW+2*45KW+2×45Kw）、泵站一套（两泵一箱，37kw）、排水设备（4×5.5kw+6×7.5kw）、运输设备（3×11.4kw+5*25）、控耙矸机（17KW）。2、供掘进工作面的KBSG-500/6/690干式变压器（660V）负荷统计：皮带机（2*45KW+2*45KW）;耙矸机（3*17KW）；排水设备（1*11KW4*7.5KW）;绞车（6*25KW+3*40KW）。3、供采煤工作面的KBSG-500/6/690干式变压器(660V)容量校核：S=ΣPN×Kr/cosψ×KsS—视在功率，kVAΣPN—总用电负荷，kWKr—需用系数，Kr=0.286+0.714×Ps/ΣPN，Ps最大电动机功率。cosψ—加权平均功率因数，一般采区变电所取0.6Ks—同时系数，当供给二个工作面时取0.95，三个以上工作面时取0.9ΣPN＝（116.5+124+170+175.5+142.4+149.8）=818.2KW则：S=ΣPN×Kr/cosψ×Ks=818.2×[0.286+（0.714*90）/818.2]/0.6×0.95=472.23kVA所以使用KBSG-500/6干式变压器容量足够。4、供掘进工作面的KBSG-500/6干式变压器容量校核：S=ΣPN×Kr/cosψ×KsS—视在功率，kVAΣPN—总用电负荷，kWKr—需用系数，Kr=0.286+0.714×Ps/ΣPN，Ps最大电动机功率。cosψ—加权平均功率因数，一般采区变电所取0.6Ks—同时系数，当供给二个工作面时取0.95，三个以上工作面时取0.9ΣPN＝（116.5+126.5+121.5+131.5+85）=581KW则：S=ΣPN×Kr/cosψ×Ks=581×[0.286+（0.714*90）/581]/0.6×0.95=364.84kVA所以变压器容量足够。（三）、二采区变电所供电系统图：（四）、控采煤工作面的500kVA/660V变压器高防开关整定：过负荷保护继电器定值：Ij＝500*0.096*1/（100/5）*2＝4.8A因此保护整定值取5A（1倍），时限取5s。2、速断保护继电器定值：⑴变压器二次侧出现的最大正常工作电流：I2＝2*45*1.15*6+（818.2-2*45）*1.15＝1458.43A⑵变压器二次侧出现的最大正常工作电流折算到一次侧为：I1＝1458.43/8.7＝167.64A⑶保护整定值：Ijs＝1.4*1*167.64/（100/5）=11.74A因此速断保护取12A（2.4倍）。3、灵敏度的校验:Kr=I（2）s*min/1KTIOP.SIOP.S=IOP.K*Ki式中：I（2）s*min———变压器二次侧母线最小两相短路电流，A；1———Y，Y接线的变压器二次侧两相短路电流折算到一次侧时的系数；KT———变压器的变比；IOP.K———过流继电器的整定电流；Ki———电流互感器的变比；Kr=8968/（31/2*8.7*12*100/5）=2.48>1.5所以灵敏度符合要求。（五）、控掘进工作面的500kVA/1140V变压器高防整定：1、过负荷保护继电器定值：Ij＝500*0.096*1/（100/5）＝2.4A因此保护整定值取2.5A（0.5倍），时限取5s。2、速断保护继电器定值：⑴变压器二次侧出现的最大正常工作电流：I2＝2*45*1.15*6+（581-2*45）*1.15＝1185.65A⑵变压器二次侧出现的最大正常工作电流折算到一次侧为：I1＝1185.65/8.7＝136.28A⑶保护整定值：Ijs=1.4*1*136.28/（100/5）＝9.54A因此速断保护取10A（2倍）。3、灵敏度的校验: Kr=I（2）s*min/31/2KTIOP.SIOP.S=IOP.K*Ki式中：I（2）s*min———变压器二次侧母线最小两相短路电流，A；31/2———Y，d接线的变压器二次侧两相短路电流折算到一次侧时的系数；KT———变压器的变比；IOP.K———过流继电器的整定电流；Ki———电流互感器的变比；Kr=8968/（31/2*8.7*10*100/5）=2.99>1.5所以灵敏度符合要求。第七节通讯调度本矿生产调度与行政管理各设一台程控交换机，即HLD-256（Ⅱ）-120数字交换机和一台HLD-256-120模拟交换机。行政管理交换机由三条中继线与电信局相互联络，该机设有40门虚拟网式电话与外界进行联络。生产调度交换机与行政管理虚拟网式电话交换机并网。生产调度交换机供井下各迎头、地面生产区队、地面各主要生产车间联络用。以HUYBV50-50×2×0.4mm２通讯电缆作为下井电缆；下井口设LTA-30、LTA-50通讯电缆接线盒，二采区通讯以井底LTA-50接线盒作为分线盒；自此分线盒向二采区专门敷设一路HUYBV50-50×2×0.4mm２型通讯电缆，中间接至二采区变电所的LTA-50通讯电缆接线盒；然后再将HAK-2本安型电子电话机安设至二采区变电所、水泵房、集中运输巷、各采煤工作面、皮带机头、放煤点、煤仓及掘进迎头等，并分别与地面调度交换机连用，保证井下电话与地面交换机的畅通。第八节充填系统超高水材料充填是中国矿业大学一项新技术，主要是在水中填加超高水材料使水在较短时间膨胀胶结、凝聚，从而填满采空区，避免地表下沉。该材料中还可填加煤矸石、粉煤灰等物料。超高水材料充填适用煤层条件最为广泛，充填密实性最好，输送距离长、系统简单，更适宜和辅助材料一并充填，充填费用约70～80元/吨，加入矸石后，成本还能降低。根据考察相邻其它矿井充填技术，结合安泰矿实际情况选择矸石充填和超高水充填材料相结合的方案。原因由于目前安泰煤矿矸石场存有大量矸石，而且因租地到期原因急需处理大量矸石，因此矸石利用是首选充填材料，矸石和超高水混合有利于凝胶、增强密实性。一、超高水材料特点超高水材料中1ｍ３固体中含有0.95～0.97水成分，该材料分为A料和B料，两种材料加水搅拌后分开输送，在充填地点混合、30～90min内凝固，最终强度7天内可达到1Mpa。该材料还具有以下特点1、材料具有稳定性、不收缩，不怕水，有微膨胀现象。2、高温火烧可变蜂窝状。3、试块有蠕变特性。4、空气当中易松散。二、充填技术要求1、支护强度计算㈠合理支护强度的计算采用经验公式计算：Ｐt=9.81×h×r×Ｋ；=9.81×1.22×2.5×8=239.36（KN／m2）。式中：Pt—工作面合理的支护强度KN/m2；h—采高，本工作面采高为1.22m；r—顶板岩石容重t/m3，取2.5；Ｋ—工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，取8。根据同煤层矿压观测选择或预计本工作面矿压参数参考中最大平均支护强度212KN／m2。选取上述两项中最大值239.36KN／m2，即为工作面合理支护强度。㈡.支柱实际支撑能力计算Rt=kg×kz×kb×kh×ka×R；=0.99×0.95×0.90×1.0×1.0×300；=253.94KN/根。式中：Rt—支柱实际支撑能力，KN/根；k—支柱阻力影响系数；kg—工作系数，取0.99；kz—增阻系数，取0.95；kb—不均匀系数，取0.90；kh—采高系数，取1.0；ka—倾角系数，取1.0。R—支柱额定工作阻力，取300KN。㈢.工作面合理的支护密度计算：n＝Ｐｔ／Rｔ=239.36/253.94=0.94（根／m２）。㈣.根据生产技术条件及邻矿同煤层开采经验和直接顶板情况，初步确定：排距：a=1.2m柱距为b=6/（0.94*6.9）=0.93m实际取柱距为b=0.75m实际支护密度N=6/0.75*6.9=1.16根/m2㈤.确定柱距、排距、支护密度实际支护密度N=1.16根/m2>理论计算密度n=0.94根/m2。则确定柱距：0.75m，排距1.2m。支护密度N：1.16根/m2。满足实际支护顶板的需要。㈥.选择合理的控顶距：充填工作面最大控顶距6.9m，最小控顶距3.30m，排距1.2m，柱距0.75m，放顶步距3.6m。即回采三硐充填一次。2、充填工艺要求①、矸石自地面由矿车通过新施工的提升井运至充填面矸石储存仓。而后经过皮带、溜子运至工作面，最后由专用推矸设备抛向采空区。另外顺槽内布置二路输送超高水材料的管路，待矸石充填后再把超高水材料送至采空区与矸石混合、胶结，进一步增加密实性，从而达到充填目的避免地表塌陷。要求矸石粒径不大于200mm.②、工作面上巷布置溜子、皮带运煤；下巷布置溜子、皮带输送矸石。③、工作面需按仰采布置，以避免超高水充填材料倒流向煤壁，更好的在采空区混合、胶结。④、在井底车场靠近水仓处施工超高水材料充填站硐室。超高水材料在该处加水稀释后经专用管路输送至充填地点。⑤、根据理论计算矸石填充采空区空间0.4～0.6m高度，剩余空间需用超高水材料填充，所以必须保证采空区封闭和工作面仰采布置。三、充填工艺1、工作面充填选用矸石和超高水材料。2、矸石通过顺槽皮带、刮板输送机至工作面专用抛矸溜槽，运往采空区，完成前期矸石充填。3、工作面支护选用五排支柱控顶（柱距0.75m排距1.2m），矸石充填前回撤一排。充填与回采同步进行，充填步距0.6m，两个循环后回撤一排支柱。4、超高水充填材料A和B液由泵站分别经φ108mm~φ76mm（工作面）管路输送至工作面。工作面每12m设一三通，A和B液在此混合后由分支管（φ50mm）胶管喷向采空区。第七章巷道断面及支护一、巷道支护根据通风和运输的要求，确定断面大小；根据服务的年限和巷道所在位置的煤岩性质，确定支架材料及形式。采区轨道、皮带运输巷采用锚、网、喷支护；沿17上煤开掘的轨道运输巷，若顶板为稳定的石灰岩，全断面进行锚、网、喷支护，采用矩形断面；皮带运输巷在全岩段采用半圆拱形断面锚、网、喷支护；沿17煤顶板掘进时，顶板为稳定的十一灰岩，且十一灰岩厚度大于0.5米时可采用裸顶，两墙锚、网、喷支护的矩形断面；当十一灰顶板相变为粉砂岩、或十一灰岩厚度小于0.5米时，顶板和两墙均采用锚、网、喷联合支护，断面仍为矩形。二、巷道断面尺寸的确定：1）、巷道宽度：1、采区轨道运输巷道宽度B：（单轨巷道）B=a1+b+c1=950+1240=2190（mm）。式中：B—巷道净宽度，单位mm；a1、、、c1—人行侧或非人行侧轨道或运输机中线到巷道墙之间的距离，单位mm；b—轨道（或轨道与输送机）中线之间的距离，单位mm；考虑通风需要，则设计：轨道下山B=2800mm，轨道上山B=2800mm，符合要求。2、采区皮带运输巷宽度B：运输机宽1400mm.B≥a1+c1=1100+1400=2500(mm)因考虑巷道在施工时的运输安全，则设计二采区运输上、下山巷道宽度B=4000mm。2）、巷道高度1、穿层巷道墙高h3的确定（拱形巷道按1.63米高度内满足行人宽度0.8米计算）。A：墙高单轨运输：h3≥4000+hb-√R²-(c1+A1/2-b1)²=1800+200-√1250²-(800+880/2-300)²=1800+200-823.95=1176(mm).则设计h3=1800mm。可满足要求.式中；1米宽度内，保持1.8m行人高度；hb—底板道渣面高度；R—半圆拱形巷道净半径；C1—当运输设备上缘进入巷道拱部范围时，设备上缘到拱内侧的距离,mm。b1---轨