魏家地煤矿产能提升设计方案可行性策划书

PAGE靖远煤业集团有限责任公司魏家地煤矿技术改造可行性研究报告总经理：孙建府总工程师：姜东项目负责：李培成靖远煤业工程勘察设计有限公司二零一零年十月靖远煤业集团有限责任公司魏家地煤矿产能提升方案设计PAGE46目录前言 1第一章矿井概况 -3-第一节矿井基本情况 -3-第二节地质特征 -4-第三节矿井生产现状及主要生产系统 -6-第二章井田开拓 -11-第一节井田境界及储量 -11-第二节矿井设计生产能力及服务年限 -12-第三节产能提升实施步骤 -12-第四节井田开拓 -13-第五节井筒、井底车场及大巷运输 23第三章采区布置与装备 25第一节采煤方法 25第二节采区布置 26第三节采区参数及开拓方式 27第四章采区开拓工程排队 37第一节井巷工程成巷进度指标 37第二节采区开拓工程排队 37第五章采区、工作面接替安排 43第六章地面生产系统 47第一节产品方案 47第二节生产能力 47第三节选煤方法 48第四节地面生产系统工艺流程综述 49第五节地面生产系统工艺布置 50第六节工业场地平面布置 51第七节生产辅助工程 52第八节建筑物与构筑物 56第七章矿井瓦斯灾害防治 57第一节瓦斯抽采 57第二节防突 61第八章存在问题和建议 65前言一、项目的提出魏家地煤矿设计生产能力150万t/a，服务年限105年，矿井于1989年12月建成投产，开拓方式为立井单水平分区开拓，井田范围内原划分为17个采区，2008年进行了深部井田采区优化设计，调整后矿井共划分为9个采区，其中东翼5个，西翼3个，北翼1个。初采采区为西一采区，采煤方法为综采放顶煤一次采全高采煤法。近年来，魏家地煤矿在“双突”矿井条件下，通过不断地探索与实践，成功应用了综采放顶煤开采技术、煤巷锚网支护技术等先进的主导性采掘技术，攻克了制约矿井生产的主要技术难题，综放单产水平不断提高，矿井生产稳步发展。特别是2004年以来通过逐年实施安全改造项目，加大生产系统技术改造，不断改善装备条件和安全基础设施，矿井生产能力不断提升，2008年核定生产能力为200万t/a。根据靖煤集团公司1000万t矿井建设方案，从2010年开始集团公司整体产能将达到1000万t/a以上，但随着红会四矿、宝积山煤矿等矿井相继资源枯竭闭坑，将出现较大的产能缺口。魏家地煤矿作为公司高产高效骨干型矿井，煤炭资源储量丰富，技术装备条件先进，具有产能提升的潜力和空间。为了保持靖煤集团公司的健康稳定发展，提高企业市场竞争能力，进一步提升矿井产能是非常必要的。二、设计依据1.设计委托书。2.《煤炭工业矿井设计规范》、《矿井抽采瓦斯工程设计规范》、《防治煤与瓦斯突出规定》。3.《煤矿安全规程》（2009年版）。4.兰州煤矿设计研究院1985年3月编制的《甘肃省煤炭工业总公司靖远矿务局魏家地竖井修改初步设计》。5.《靖远煤业集团有限责任公司1000万t矿井建设方案》。三、设计指导思想本次设计的指导思想是：坚持实事求是、安全高效、规范合理的原则，矿井产能按三年内达到240万t/a、六年内达到300万t/a的总体思路，分步进行实施；从提升、运输、“一通三防”及开拓开采系统等进行综合考虑，合理增加矿井生产区域；优化矿井生产系统，因地制宜地推广应用新技术、新设备、新材料和新工艺，提高矿井安全装备水平，对不能满足矿井规划生产能力要求的设备、设施进行提升改造，实现矿井集约化高效安全生产。四、设计的主要特点根据设计委托要求，魏家地煤矿产能提升方案设计具有以下特点：1.本次设计立足矿井长远发展，依靠科技进步和装备水平的提高，科学合理提升矿井产能。2.在中后期采区设计时，合理加大采区和工作面几何尺寸，降低万吨掘进率，提高采区和工作面生产能力，减少煤柱损失，也符合采矿技术的发展方向。3.长征-红会铁路从魏家地煤矿境内通过，横贯井田东西走向的全长，影响范围大。本次设计不考虑铁路影响，井下不留设铁路保护煤柱，开采后根据地表塌陷情况进行路基整修加固，并依此原则对井田内采区进行重新划分。4.根据魏家地煤矿瓦斯含量高且突出的特点，在采区、工作面接替时考虑了6个月以上的瓦斯预抽时间。

第一章矿井概况第一节矿井基本情况一、交通位置靖远煤业集团有限责任公司魏家地煤矿位于甘肃省白银市平川区东南约10km，井田东西长约8.5km，南北宽约2.5km，井田面积约21.04km2。本区交通便利，矿区铁路专用线由此经过在长征站与其接轨。矿内公路与308省道相连，交通极为便利。二、地势及地形地表为沙川、黄土、丘陵、山地。井田南有红山，标高1730m。区内无常年流水，在井田中部有党家水沙河和其它沟状沙河，均为季节性河流。三、气象及地震本区属大陆性气候，最低气温为-23.8℃，最高气温为37.4℃，平均气温18℃左右。冰冻期为11月至次年2月，冻结深度0.95m，年平均降雨量为238.2mm根据《中国地震动参数区划图》，本区内地震基本烈度为8度。四、水源、电源水源：黄河供水系统，矿区供水管网已形成；电源：矿区35/6kV变电所已建成，矿区供电网络已形成。五、区内经济及工农业、建材概况本区经济以农业为主，农产品主要有小麦、谷物，玉米等。由于干旱多风，产量均较低。工业方面，靖煤集团公司所属各煤矿以及矿区辅助和附属企业、事业单位等，还有靖远县所属厂矿及定西地区陶瓷厂、煤矿等企业，国家重点建设工程靖远电厂已竣工投入生产，靖远矿区供水工程正常使用，并正在进行扩能改造。矿区水、电、路、通讯等都已形成系统和综合能力。主要建筑材料，除钢材外，水泥、砖、砂、石、白灰为当地生产材料，就地均可买到。第二节地质特征一、地质构造（一）褶皱构造魏家地煤矿井田从西向东由1号背斜、2号向斜、3号背斜及4号向斜组成较宽缓的褶皱构造。从剖面上看整个井田为一锲形上升的条带状地质体。1.1号背斜位于F3断层以北，西起于XⅢ线107号钻孔附近，轴向由S70°E经ⅩⅣ线后急转N60°E，又转为近东西向后在加ⅩⅤ线以西被F46断层切断，延展长度3.5km左右，两翼倾角10～20°，为一宽缓背斜。2.2号向斜位于1号背斜的南侧，基本与1号背斜平行，全长5.3km，向斜轴被F3、F48断层切割成不等的三段，两翼倾角10～25°，为一宽缓的向斜。3.3号背斜轴向近东西逐渐转为S60°E，并向东继续延伸出井田外，井田内的长度2.2km，两翼倾角11～15°，为一宽缓的背斜。4.4号向斜位于3号背斜的南翼，轴向基本与3号背斜轴向平行展布，两翼倾角北缓南陡，北翼11°，南翼25°，井田内的长度1.2km。（二）断裂构造断裂构造主要有F1-2断层组、F3断层、F48断层、F46断层等，另外还有F1-2断层的派生斜向小断层F49、F50断层等。二、地层井田内中生代地层发育，有白垩系和侏罗系。白垩系分为上、下白垩统，主要出露于井田西南红山一带。侏罗系分为上侏罗统和中下侏罗统，主要出露于宝积山向斜北翼和F1-2断层组的西南盘。中下侏罗统是含煤地层，上三叠统是含煤地层的基底。井田大部分为第四系黄土所覆盖，基本隐蔽。三、煤层魏家地煤矿井田含煤地层为侏罗系，井田内含煤五层，由上至下为未1煤层、1煤层、2煤层、未2煤层及3煤层。可采煤层为1煤层、2煤层、3煤层。1煤层较稳定，全区分布，局部不可采，厚度0.23-37.78m，平均13.08m，结构为简单-较复杂，夹矸1-3层，夹矸厚0.2-1.5m，夹矸不稳定，为主要可采煤层；2煤层不稳定，分布在井田中部、零乱不规则，面积小，厚度0.23-14.37m，平均3.84m，结构非常复杂，夹矸1-8层，夹矸厚0.2-0.7m，为局部可采煤层；3煤层比较稳定，厚度0.29-15.03m四、煤质魏家地煤矿井田内煤的灰分平均为14.58%，挥发分为32.74%，硫分为0.42%，水分为2.76%，发热量平均值为28.25MJ/Kg，比重为1.39t/m3。属低-中灰、低硫、低-中磷，具有较高发热量的动力用煤，亦可作为气化用煤，煤的工业牌号为弱粘煤及不粘结煤。五、水文地质本井田水文地质条件简单，区内无常年性水流和地表水体，主要断层是良好的隔水层，矿井涌水主要来自于富水性极弱的Ⅰ、Ⅱ含水层。目前矿井涌水量为120.7～145.3m3/h，随着矿井开采规模和范围的扩大，矿井涌水将有增大的趋势。六、瓦斯、煤尘及煤的自燃性瓦斯：煤层瓦斯含量9.22-10.17m3/t，2007年鉴定矿井相对涌出量为13.92m3/t。煤的自燃倾向性：煤层属自燃煤，自然发火期4-6个月，最短21天。煤尘爆炸性：煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为29.25%。第三节矿井生产现状及主要生产系统一、矿井生产及接续现状矿井采用立井开拓方式，共有五条井筒，一对中央主、副立井，一条中央回风立井和一对边界回风斜井，中央回风立井即为北风井，边界回风斜井即为南风井。生产水平为+1070m，现生产采区为西一采区和西二采区，开拓采区为东一采区。二、矿井主要生产系统（一）矿井提升系统1.主井装备主井装备一对TDG-16/150×4型4绳16t底卸式箕斗，自重17.8t，担负原煤提升任务，提升机选用德国“GHH”公司生产的4×4多绳摩擦轮提升机，塔式布置。提升机以直流低速电动机直联方式拖动，配套GLC-8165.79/16型直流电动机，额定功率2100kW，额定转速47.75r/min，电枢电压900V，额定负荷时电动机效率87.3%，电动机采用强迫通风冷却，通风机为LD71/ZE1120R型，配AM250MW-4型，功率为55kW，1475r/min电动机，随主机成套配备。提升钢丝绳选用德国三角股钢丝绳，直径37.7mm，单重5.15kg/m，抗拉强度180kg/mm2，钢丝绳破断总拉力102600kg。提升钢丝绳4根；左捻右捻各2根。尾绳为镀锌扁丝绳，单重10.3kg/mm2，抗拉强度140kg/mm2，共2根。主绳轮径与导向轮径均为4m。2.副井装备副井装备一对1t双层4车4绳罐笼，自重11.191t。担负人员升降、提升矸石、下放材料和设备等任务。提升机为洛阳矿山机器厂生产的JKM-2.8/4（Ⅱ）型摩擦轮提升机，塔式布置。提升机主绳轮径2.8m，导向轮径2.5m，最大静张力30t，最大静张力差9.5t，减速器为ZHD2R-140型，减速比10.5。配套电动机为YR118/44-8型,630kW，额定转速741r／min，电压6kW，2台。提升钢丝绳选用6A(34)甲-28-170-特-光-左右同型，直径28mm，单重3.214kg/m，钢丝绳破断总拉力51300kg。提升钢丝绳4根；左捻右捻各2根。尾绳选用6×37-43-140-I-甲-镀-左右同型，单重6.553kg/mm2，共2根。（二）井下运输矿井大巷主运输方式为胶带输送机运输，辅助运输采用8t蓄电池电机车牵引1t固定式矿车运输。（三）矿井通风矿井采用中央并列与中央分列混合抽出式通风方式，主、副井进风，北风井和南风井回风。北风井主扇采用G4-73-11№29.5型离心式通风机两台，配套电动机为T0118/49-10型，800kW。南风井现安装BD-Ⅱ-8-№24弯掠组合正交型隔爆对旋轴流式主通风机，配YBF450S-8型,2×200kW三相异步隔爆电动机，共两台，其中一台工作，一台备用。（四）矿井排水现井下使用两个水泵房，即中央水泵房和西一采区水泵房，均设在1070水平。1.中央水泵房：中央水泵房设在副井井底车场，安装3台250D60×10型水泵，1台工作，1台备用，1台检修。配JSQ1512-4型，1050kW,6kV电动机。两趟排水管路沿副井井筒敷设，管径为φ273×10mm、φ273×7mm无缝钢管，一趟工作，一趟备用。2.西一采区水泵房：安装2台6GD-67×9型水泵，配JBD30M2-2型，450kW，6kV电动机。两趟排水管路为φ219×8，φ219×6mm无缝钢管。清仓绞车选用JD-11.4型调度绞车，配JBJ-25型，11.4kW，660V电动机。管路沿南风井敷设到地面。井下井底水窝排水用2台4DA-8×7型水泵，1台工作，1台备用，配BJQ282-4型，40kW，660V电动机。（五）矿井压风矿井地面设有两处压风机站。副井压风机站设4台5L-40/8型空压机，3台工作，1台备用。南风井压风机站设3台5L-40/8型空压机，2台工作，1台备用。（六）黄泥灌浆系统矿井设有两座地面灌浆站，一座设在南风井广场西南侧，另一座设在北风井东南侧。南风井灌浆站设有600t灌浆水池和泵房，泵房设有2台125TSW×5型水泵，配55kW电动机，灌浆管路采用φ159×5无缝钢管，经回风斜井入井。北风井灌浆站设有1200t污水池和泵房，泵房设有2台125TSW×5型水泵，配备55kW电动机。灌浆管采用φ159×5mm无缝钢管经北风井入井。（七）注氮系统地面南风井井口设固定制氮站，安装1台DQ1000Nm3/99型变压吸附制氮机，设计制氮量1000m3/h,氮气由φ159×5mm（八）瓦斯抽采系统瓦斯抽采泵站设在矿井北部边缘，设SKA-420型水环式真空泵2台，一台运转，一台备用，抽气量120m3/min，绝对排气压力为90000Pa-110000Pa，电机功率为160kW，其管路系统：泵房→北风井→1181回风石门→中央一号运输石门→中央二号石门→区段中巷→抽采钻场。（九）电气1.电源：矿井电源取自地方电网黑水110kV变电所。以两回35kV架空线路向本矿井供电，导线截面为LGJ-120，长度5.3km。2.供电系统：在矿井工业广场内设35kV变电所一座，主变压器为两台SFL1-10000/35，35/6kV。并从该变电所以两回35kV线路向红会矿区供电。工业场地内及井下6kV设备用电均由35kV变电所配出，变电所安装396台YY6.6-10-1型移相电容器进行无功功率补偿。3.井下供电：在1070井底车场设中央变电所，与井下中央水泵房联合布置。中央变电所安装两台KSJ2-180/6,6/0.69kV型变压器，担负中央水泵房和井底车场全部负荷。西一采区设两个采区变电所：一个上部采区变电所和一个下部采区变电所，上部采区变电所内安装两台KSJ2-320/6，6/0.69kV变压器，担负上山绞车和采区上部所有采掘设备负荷。下部采区变电所内安装三台KSJ2-320/6，6/0.69kV变压器，担负采区下部所有采掘设备负荷。在中央2号运输石门旁设一充电硐室，担负2.5t蓄电池电机车充电任务。由地面变电所经副井以四回ZQD130-6000型3×120mm2电缆向井下中央变电所四段母线上分别供电，四回下井电缆全部分列运行。由中央变电所至充电硐室采用一条ZLQD120-6000，3×35mm2电缆，至西一采区下部变电所采用两条ZLQD120-6000，3×120mm2电缆，至西一采区上部变电所采用一条ZLQD120-6000，3×95mm2电缆，同时西一采区上、下部变电所采用一条ZLQD120-6000，3×95mm2电缆进行联络。（十）地面生产系统煤炭从主井箕斗提出地面，在筛选楼经过三级筛分后，分为两部分：一部分直接上仓装车，另一部分通过推土机进入储煤场存储。回煤系统由漏斗、回煤暗道胶带输送机运输回煤。副井在井口进、出车侧各设两道电动防寒门，在进车侧设两台600mm轨距1t矿车列车推车机。长材料由罐顶插入，在罐底吊装下井，大件设备亦在罐底吊装入井。副井系统采用气动集中操作，特殊情况下也可单独操作。矿井的排矸系统：工业广场副井口附近建有矸石装车点，井下矸石提升出井后在矸石装车点装汽车。地面手选矸石也在矸石装车仓装汽车，运输到南风井区填沟排矸。另外矿井还设有机修厂、设备材料库房、坑木加工厂、煤质化验室等。

第二章井田开拓第一节井田境界及储量一、井田境界魏家地煤矿井田南部边界为煤层与F1-2断层的切割线，北以F46断层与宝积山井田为邻，西以9勘探线与大水头矿分界，东以19勘探线为界。井田东西长约8.5km，南北宽约2.5km，井田面积约21.04km2。二、储量截止2008年末，矿井剩余工业储量26778.6万t，可采储量18576.6万t，详见下表。表1-3-12008年末矿井储量汇总表单位：万t煤层时代煤层编号资源储量备注地质资源量工业储量设计储量设计可采储量中下侏罗统1煤层19664.6718792.2713172.552煤层1016971.27623煤层6097.936124.964642.05总计32658.9=SUM(ABOVE)26778.6=SUM(ABOVE)25888.43=SUM(ABOVE)18576.6表1-3-22008年末矿井各采区储量构成表采区名称工业储量（万t）可采储量（万t）平均走向长（m）平均斜长（m）平均煤厚（m）采区布置方式备注西一采区12536611350900煤1：6.3煤3：6.7双翼2008年底剩余西二采区207715582200700煤1：4.5煤3：5.97双翼东一采区1356776.71020700煤1：14.62单翼北一采区32662449.516501370煤1：6.6煤3：4.4双翼东二采区5767.64325.720001845煤1：12.18煤3：1.38双翼东三采区4093.73070.33200650煤1：9.89煤3：1.60双翼东四采区4630.83473.119401700煤1：11.05双翼西三采区3196.42262.320301180煤1：5.3煤3：7.9双翼`合计=SUM(ABOVE)18576.6第二节矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井设计年工作日为330天，井下一线采用“四六”制作业，井下辅助单位及地面生产单位采用“三八”制作业，每日净提升时间为16小时。二、矿井设计生产能力及服务年限根据魏家地煤矿目前生产实际，矿井产能按三年后（2013年）达到240万t/a、六年后（2016年）达到300万t/a进行规划，预计2015年末矿井剩余可采储量17091.6万t，矿井达300万t/a生产能力后，服务年限按下式计算：式中：T—矿井服务年限，a；Z可—预计2015年底矿井剩余可采储量，17091.6万t；K—储量备用系数，取1.4；A—矿井设计生产能力，300万t/a；T=40.7年第三节产能提升实施步骤魏家地煤矿设计生产能力为150万t/a，核定生产能力200万t/a，根据矿井生产系统现状、采区巷道布置及井田地质特征，产能提升分两步进行实施，稳步达到最终的规划生产能力。一期规划生产能力为240万t/a。在加快接续采区开拓巷道施工进度的基础上，进一步完善井下开拓开采和瓦斯抽采系统，合理提升采煤工作面生产能力，并对主、副提升系统等进行少量的改造后，力争在3年内先期达到240万t/a产能。与一期规划的实施同步，进行300万t/a产能的相关配套建设与施工，至2016年达到300万t/a的最终生产能力。第四节井田开拓一、240万t/a产能井田开拓方式保持现有矿井开拓方式不变，即利用现有井筒进行全矿井开拓，对主、副井提升系统进行局部改造，使之能够满足矿井生产能力增大后煤炭运输及人员、材料、矸石等辅助提升任务；加快东一采区、北一采区开拓巷道施工，完善与之相配套的主要系统，随着东一、北一采区先后于2011年、2014年投入生产，矿井生产格局完成由“一井两区”经“一井三区”到“一井四区”的稳步过渡，全矿井西一采区、西二采区、东一采区和北一采区四个采区同时生产（2014年）；利用南风井和北风井回风，形成中央并列与中央分列混合抽出式通风系统。二、300万t/a产能井田开拓方式通过核算，现有主立井最大提升能力仅为240万t/a，富裕系数很小（仅1.07），要达到300万t/a的规划生产能力，必须改造或配备新的主提升系统。提出以下三个方案：方案Ⅰ：新掘主立井方案设计新掘一条主立井作为矿井主提升井，独立承担全矿井300万t/a的煤炭提升任务，原主立井、副立井作为辅助提升井兼主要进风井，用以担负人员升降、提升矸石、下放材料和设备等任务。该方案根据井口位置的不同，提出三个子方案：方案Ⅰ1：立井井口位置选择在地面铁路以南250m位置，地面开口标高+1650m，井筒落底标高+990m，井筒长度660m。将中央一号石门原方位延伸93m后布置主煤仓，煤仓垂深30m，在+1040m标高通过装载胶带输送机巷与箕斗装置硐室连接，装载胶带输送机巷长度44m；西三采区运输大巷通过采区煤仓与主煤仓相接，北一1070运输石门、中央一号石门皮带运出的煤炭直接落入主煤仓；将地面生产系统原煤筛分与选煤厂结合考虑，流程为：井下原煤经主井提升→井口箕斗仓→上缓冲仓胶带机→缓冲仓→上准备车间胶带机→准备车间→筛选→50mm以上大块煤→手选胶带机→大块煤煤仓→汽车外运。→50mm以下的原煤（按照筛分和选煤不同工艺叙述）。如果进入筛分系统：50mm以下的原煤→翻板溜槽→原煤二级筛分→分成50～13mm中块煤和13mm以下的沫煤。50～13mm中块煤→上主厂房中块煤胶带机→翻板溜槽→中块煤上仓胶带机→仓上分级筛→50～25mm中块煤→中块煤配仓胶带机→50～25圆筒仓→装火车外运。→25～13mm小块煤→小块煤配仓胶带机→25～13圆筒仓→装火车外运。13mm以下沫煤→上主厂房沫煤胶带机→翻板溜槽→沫煤上仓胶带机→沫煤配仓胶带机→13mm以下沫煤圆筒仓→装火车外运。如果进入选煤系统：50mm以下的原煤→翻板溜槽→上主厂房沫煤胶带机→翻板溜槽→进入洗煤厂→精选→50～13mm块精煤。→13mm以下沫精煤。50～13mm块精煤→中块煤上仓胶带机→仓上分级筛→50～25mm中块精煤→中块煤配仓胶带机→50～25圆筒仓→装火车外运。→25～13mm小块精煤→小块煤配仓胶带机→25～13圆筒仓→装火车外运。13mm以下沫精煤→沫煤上仓胶带机→沫煤配仓胶带机→13mm以下沫煤圆筒仓→装火车外运。手选矸石和选煤厂生产矸石均为汽车外运排弃。储煤和回煤改造原有系统的胶带机可满足要求。方案Ⅰ2：立井井口位置选择在地面铁路以南310m位置，井下装载胶带输送机巷长度20m，其它方面同方案Ⅰ地面生产系统原煤筛分与选煤厂结合考虑，流程为：井下原煤经主井提升→井口箕斗仓→上准备车间胶带机→准备车间→筛选→50mm以上大块煤→手选胶带机→大块煤煤仓→汽车外运。→50mm以下的原煤（按照筛分和选煤不同工艺叙述）。如果进入筛分系统：50mm以下的原煤→翻板溜槽→原煤二级筛分→分成50～13mm中块煤和13mm以下的沫煤。50～13mm中块煤→中块煤上仓胶带机→仓上分级筛→50～25mm中块煤→中块煤配仓胶带机→50～25mm圆筒仓→装火车外运。→25～13mm小块煤→小块煤配仓胶带机→25～13mm圆筒仓→装火车外运。13mm以下沫煤→沫煤上仓胶带机→沫煤配仓胶带机→13mm以下沫煤圆筒仓→装火车外运。如果进入选煤系统：50mm以下的原煤→翻板溜槽→上缓冲仓胶带机→缓冲仓→上主厂房胶带机→进入洗煤厂→精选→50～13mm块精煤。→13mm以下沫精煤。50～13mm块精煤→中块精煤上仓胶带机→仓上分级筛→50～25mm中块精煤→中块煤配仓胶带机→50～25mm圆筒仓→装火车外运。→25～13mm小块精煤→小块煤配仓胶带机→25～13mm圆筒仓→装火车外运。13mm以下沫精煤→沫精煤上仓胶带机→沫煤配仓胶带机→13mm以下沫煤圆筒仓→装火车外运。手选矸石和选煤厂生产矸石均为汽车外运排弃。储煤和回煤改造原有系统的胶带机可满足要求。方案Ⅰ3：立井井口位置选择在地面铁路以北120m、北风井以东40m位置，地面开口标高+1640m，井筒落底标高+990m，井筒长度650m。原中央运输石门仍作为集中皮带运输巷，各采区的煤炭均经由中央运输石门皮带进入原主煤仓；由主煤仓下口往东布置装载胶带输送机巷及箕斗装载硐室与新主井联接，装载胶带输送巷机长度125m地面生产系统可改造现有筛分系统加以利用。现有筛分系统为：井下原煤经主井提升→井口箕斗仓→上筛分车间胶带机→筛分车间→筛选→50mm以上大块煤→手选胶带机→大块煤煤仓→汽车外运。→50mm以下的原煤→转载胶带机→上仓胶带机→配仓胶带机→圆筒仓→火车外运。需要改造的工程，现安装的2台SL-2型螺旋筛需要更换为SL-U150/2.5-B型标准螺旋筛；现安装的转载胶带机B=1000mm，v=1.6m/s，需要改造为B=1200mm，v=3.15m/s的可逆胶带机；现有2个矸石仓和1个大块煤仓，随着产能提升，矸石量增大，需增加拣矸位，可将现有的1个大块煤仓设为矸石仓，增加拣矸位，同时新建1个大块煤仓，安装一条大块煤转运胶带机；现有上仓胶带机，生产和回煤共用，相互影响，需新建一条B=1200mm，v=3.15m/s的上仓胶带机。地面生产系统原煤筛分与选煤厂结合考虑，流程为：井下原煤经主井提升→井口箕斗仓→上筛分车间胶带机→筛分车间→筛选→50mm以上大块煤→手选胶带机→大块煤煤仓→汽车外运。→50mm以下的原煤→可逆转载胶带机（筛分或选煤）。如果进入筛分系统：50mm以下的原煤→可逆转载胶带机→上仓胶带机→仓上分级筛→50～25mm中块煤→中块煤配仓胶带机→50～25mm圆筒仓→装火车外运。→25以下沫煤→沫煤配仓胶带机→25mm以下沫煤圆筒仓→装火车外运。如果进入选煤系统：50mm以下的原煤→可逆转载胶带机→转载站→上缓冲仓胶带机→缓冲仓→上主厂房胶带机→进入洗煤厂→精选→50～13mm块精煤。→13mm以下沫精煤。50～13mm块精煤→中块精煤上仓胶带机→仓上分级筛→50～25mm中块精煤→中块煤配仓胶带机→50～25mm圆筒仓→装火车外运。→25～13mm小块精煤→小块煤配仓胶带机→25～13mm圆筒仓→装火车外运。13mm以下沫精煤→沫精煤上仓胶带机→沫煤配仓胶带机→13mm以下沫煤圆筒仓→装火车外运。手选矸石和选煤厂生产矸石均为汽车外运排弃。储煤和回煤改造原有系统的胶带机可满足要求。表2-4-1开拓方案Ⅰ中各子方案比较表方案优点缺点方案Ⅰ11.井口位置距地面铁路位置适中，地势较为平坦开阔，土方开挖量小。2．地面生产系统布置紧凑，占用面积小，缓冲仓调节作用明显。3.全矿井各采区煤炭均可直接进入主煤仓，运煤系统简单，环节少。4.西三大巷的位置更为合理，与F3断层方位基本一致，便于采区内工作面巷道布置。1.井下装载胶带输送机巷较长（44m）2.需留设井筒保护煤柱（112.7万t）。方案Ⅰ21.井下装载胶带输送机巷较短（20m）。2.全矿井各采区煤炭均可直接进入主煤仓，运煤系统简单，环节少。3.西三大巷的位置更为合理，与F3断层方位基本一致，便于采区内工作面巷道布置。1.地面生产系统占地面积大，主井口位于矿井南部山地，土方开挖工程量大。2.原煤如不进行洗选直接上产品仓，缓冲仓将起不到调节作用。3.留设井筒保护煤柱较多（139万t）。方案Ⅰ31.井口工业场地地势平坦，便于地面生产系统布置。2.主井筒及工业场地完全位于矿井工业场地保护煤柱中，不需另外留设井筒保护煤柱。1.地面生产系统利用现有筛分车间，改造工程较多，拣矸位置较少；部分厂房建筑需拆迁。2.井下需增加布置一条1070轨道石门（455m），箕斗装载胶带输送机巷也较长（通过经济技术比较，本次设计推荐方案Ⅰ1。表2-4-2序号巷道名称支护方式长度（m）净断面（㎡）掘进断面（㎡）煤岩别坡度（°）1主立井钢筋砼66033.1741.83岩90°2井底清理斜巷锚网喷2208.59.29岩25°3中央一号石门延伸锚网喷11312.7913.75岩4‰4主井通路锚网喷308.59.29岩4‰5箕斗装载硐室钢筋砼615.7519.56岩4‰箕斗装载胶带输送机巷锚网喷3815.7517.01岩4‰6主井煤仓钢筋砼3012.5618.09岩90°7通风行人巷锚网喷908.59.29岩25°合计=SUM(ABOVE)1187方案Ⅱ：新掘皮带斜井方案设计新掘一条皮带主斜井，作为东翼采区（东二、东三和东四采区）的主提升井，西部采区（西一、西二、西三）及东一、北一采区仍利用原主立井提升煤炭，直至西三采区（2042年）回采结束后，皮带主斜井独立承担全矿井300万t/a的煤炭提升任务。全矿井辅助提升仍利用副立井。皮带主斜井设计在地面煤场东侧开口，斜长1820m，坡度25°，地面开口标高+1645m，井下落底标高+890m，与东翼920运输大巷以煤仓相联，煤仓垂深30m。主斜井设计净宽4.8m，净高3.7m，净断面14.8m2，安设大倾角胶带输送机运输煤炭，并铺设轨道作为皮带专用检修道。北一轨道下山与东翼920运输大巷相联，形成东翼采区轨道运输系统。表2-4-3序号巷道名称支护方式长度（m）净断面（㎡）掘进断面（㎡）煤岩别坡度（°）1皮带主斜井钢筋砼（表土段）锚网喷（基岩段）182015.817.01岩25°2主井清理斜巷锚网喷1358.59.29岩25°3主井煤仓钢筋砼3012.5618.09岩90°4通风行人巷锚网喷1008.59.29岩4‰合计=SUM(ABOVE)2085方案Ⅲ：改造原主井方案主立井按年产量300万t/a重新选型设计。选用一台JKMD5×4型多绳摩擦轮提升机，设计采用落地式。该方案需改造提升机、箕斗、井塔、装卸载设备和方式，罐道、罐道梁及罐道梁套架等也需要统一更换，改动量大。通过三个方案的技术经济比较，确定方案Ⅰ为推荐方案。表2-4-3开拓方案比较方案Ⅰ方案Ⅱ方案Ⅲ方案主要特征矿井形成“一主井、两副井、三风井”开拓方式，新掘的主立井作为矿井主提升井，独立承担矿井300万t/a的煤炭提升任务，原主立井、副立井作为辅助提升井兼主要进风井，用以担负人员升降、提升矸石、下放材料和设备等任务。矿井形成“两主井、一副井、三风井”开拓方式，设计新掘的皮带主斜井作为东翼采区（东二、东三和东四采区）的主提升井，西部采区及东一、北一采区仍利用原主立井提升煤炭，直至西三采区（2042年）回采结束后，皮带主斜井独立承担全矿井300万t/a的煤炭提升任务。全矿井辅助提升仍利用副立井。主立井按年产量300万t/a重新选型设计。选用一台JKMD5×4型多绳摩擦轮提升机，设计采用落地式。工期28个月35个月6个月以上（矿井停产）主要优缺点优点：1.主立井建成后，可独立承担矿井300万t/a的煤炭提升任务，开拓系统合理，生产系统简单，同时解决了矿井通风及辅助提升吃紧的问题。2.立井井筒保护煤柱部分位于原工业场地保护煤柱中，较斜井方案少留设煤柱201万吨（共留设112万吨）。3.较斜井方案开拓工程量较少，建设工期较短。缺点：1.立井井筒及井底装载系统较复杂。优点：1.斜井采用大倾角胶带输送机，运输、装载系统较简单，有利于管理。缺点：1.主斜井仅服务于东翼采区，在西三采区开采结束前，皮带斜井的提升任务仅为60-150万t/a左右，不能满负荷提升。2.矿井达300万t/a产能后，副立井辅助提升吃紧。3.较立井方案多留设井筒保护煤柱201万吨（共留设313万吨），井筒压煤严重。优点：1.可充分利用矿井现有的井筒和设施，减少施工工程量，节省投资。2．不需留设专门的井筒保护煤柱。缺点：1.主井改造期间矿井需停产半年以上，影响产量120万吨左右。2.矿井辅助提升吃紧的问题仍没有得到解决。表2-4-4序号项目方案Ⅰ（新掘主立井）方案Ⅱ（新掘主斜井）方案Ⅲ（改造原主井）投资比较（万元）工程量（m）投资(万元）工程量（m）投资(万元)工程量（m）投资(万元)Ⅰ比Ⅱ一井巷工程1297=SUM(ABOVE)2788.692085=SUM(ABOVE)2302.44/486.251井筒660217818202044.56/2井底清理斜巷220182.88135112.22/3主煤仓3080.843080.84/4装载硐室及胶带输送机巷4428.52//5通风行人巷9071.1310064.82/6主井通路3019.45/7大巷（中央一号石门延伸）113117.87//8原主立井井底井巷改造110110二主井提升设备新增提升机，配备1对25t箕斗，井筒罐道安装1835.88新增2条大倾角皮带，对接3025.24改造，配备1对25t箕斗1436.21-1189.36三副井提升设备原主井提升设备改造（安装罐笼、罐道及井上下操车设备）400+400四地面生产系统筛分系统选煤厂40009000筛分系统选煤厂40009000筛分系统改造选煤厂10009000投资合计=SUM(ABOVE)18024.5718327.6811436.21-303.11备注方案Ⅲ虽直接投资低，但改造需停产半年以上，影响产量约120万吨，间接损失大。二、水平确定魏家地煤矿采用立井单水平分区式开拓，即主生产水平为+1070m，回风水平为+1260（1235）m，本次设计一个辅助生产水平，为+920m标高。三、大巷布置1.大巷数目矿井现有1070东、西运输大巷，根据矿井开拓部署、生产能力及通风瓦斯情况，为满足运输、通风的需要，还需布置西三采区1070运输大巷、东翼920运输大巷及东翼940回风大巷，并延伸1070东运输大巷（2570m）至东三采区内。运输大巷为机轨合一布置，担负矿井煤炭运输及材料、矸石、设备等运输任务，兼进风；回风大巷担负回风任务。2.大巷层位本矿井为煤与瓦斯突出矿井，根据《防治煤与瓦斯突出规定》，所有大巷均布置在煤层底板岩石中（东翼大巷在向斜位置局部穿煤）。3.大巷断面根据大巷用途、设备布置，设计大巷为半圆拱形断面，锚网喷支护，运输大巷净断面为15.75m2；回风大巷净断面为12.79m2。四、采区划分及开采顺序矿井共划分为八个采区，其中西翼三个（西一、西二和西三），北翼一个（北一采区），东翼四个（东一、东二、东三和东四采区）。矿井达300万t/a规划生产能力时，矿井为“一井四区”的生产格局，届时西一采区开采结束，全矿井西二采区、北一采区、东一采区和东二采区共四个采区同时生产。矿井采用中央并列与中央分列混合抽出式通风方式，其中西二采区、东一采区利用南风井回风，北一采区利用北风井回风，东二采区利用东翼回风立井（已掘出）回风。第五节井筒、井底车场及大巷运输一、井筒新设计主立井直径6.5m，净断面33.17m2，承担全矿井煤炭提升任务。原主立井改造为辅助提升井，同原副井共同承担全矿井辅助提升任务兼进风，主要用于提矸、下料、运人。另外还有北风井（中央回风立井）、南风井及东风井（已掘出，未启用）作为矿井回风井。各井筒参数如下：表4-1-1井筒参数表井筒名称井口坐标总长（m）坡度（度）净断面（m2）掘断面（m2）支护用途主立井X:4063997.626Y:18492560.292Z:1650.000660垂直33.1741.83钢筋混凝土捣制提煤副立井（原主立井）X:4064384.070Y:18492507.030Z:1640.000650.0垂直23.831.16钢筋混凝土捣制进风、提矸、下料副立井X:4064394.553Y:18492457.114Z:1640.000598.5垂直38.547.76钢筋混凝土捣制进风、提矸、下料、运人北风井X:4064364.020Y:18492613.770Z:1640.000459.0垂直19.6326.40钢筋混凝土捣制回风南风井1X:4062164.114Y:18491097.857Z:1620.021877.122°11.413.23砌碹回风南风井2X:4062176.800Y:18491058.001Z:1620.146886.920°11.413.23砌碹回风东风井垂直19.6326.40钢筋混凝土捣制回风二、大巷运输本次设计大巷采用机轨合一布置，煤炭运输选用胶带运输机运输，辅助运输采用8t蓄电池电机车牵引1t矿车运输。三、井底车场及硐室1.井底煤仓井底煤仓为立式，垂直深度30m，容量按360m32．井底车场根据井筒与运输巷的相对位置以及井筒与其他巷道的运输方式，井底车场及调车方式不变。3．井底硐室井底硐室主要有主井装载硐室、副井马头门、变电所、水泵房和水仓。井底中央变电所与水泵方联合布置，根据矿井预测涌水量，现有水仓容量为能够满足要求，清仓方式为清仓泵机械清仓。

第三章采区布置与装备第一节采煤方法一、采煤方法的确定魏家地煤矿产能提升后，主采工作面仍采用综采放顶煤采煤法，但需进一步提高设备装备和单产水平，使工作面年生产能力达到120～150万t/a；另外，配备一个辅助采煤队，主要进行薄及中厚煤层区域和边角煤的开采，年生产能力40～80万t/a。二、工作面布置根据矿井生产现状及煤层赋存情况，西一、西二、北一采区沿两翼走向布置工作面，东一采区布置单翼工作面，工作面运输顺槽与运输上山、轨道下山相联，回风顺槽与回风上山相联，东二采区直接沿东翼920运输大巷两侧双翼布置工作面。三、采煤工艺及设备主采工作面采煤方法为走向长壁综采放顶煤一次采全高采煤方法，工作面落煤方式为采煤机割煤和支架后自动放煤相结合；装煤方式为自动装煤；采用前后两部刮板运输机运输；工作面采用支撑掩护式支架支护。配采工作面采煤方法为走向长壁综采采煤法，工作面落煤方式为采煤机割煤；装煤方式为自动装煤；运输采用刮板运输机进行运输；工作面支护采用两柱式支架支护。表4-1-2薄及中厚煤层综采序号设备名称型号及规格单位数量配置地点1采煤机MG240/300-WB台1工作面2转载机SZD--630/90台1运输顺槽3破碎机LPS-1000/110台1运输顺槽4胶带输送机SSD-800/2×550台2运输顺槽5刮板输送机SGZ-630/264-BW台16端头支架ZY2600／12／26组1一主两付7基本支架ZY2600／09／26架80工作面8移动变电站KBSGZY-800台2运输顺槽9馈电开关BKD—400台4运输顺槽10馈电开关DW80—350台3运输顺槽11真空开关BQJZ—400/690台10运输顺槽12乳化液泵BRW－200/31.5套2运输顺槽（两泵一箱）13照明综合保护器BZX—2.5台1运输顺槽14磁力起动器BQD783—80N台9运输顺槽15磁力起动器BQD783—80N台2运输顺槽16绞车JD—11.4台6运输、回风各3台17绞车JD—25台2运输、回风各1台18绞车JM2—14台1回风顺槽1台19煤电钻综保BZZ—4/690/133台120电缆UGSP-60003×35+1×16/3+JSm2000四、工作面顶板管理工作面顶板管理方法为全部跨落法，采用液压支架支护顶板。第二节采区布置根据魏家地煤矿铁路、村庄压煤严重的实际情况，采区规划布局从大的原则上提出两个方案：方案一：在采区划分、采区接替时不考虑地面铁路的影响，不留设铁路、村庄保护煤柱，主要采用铁路路基加固整修、村庄整体搬迁等措施保证安全回采。方案二：在采区划分、采区接替时充分考虑地面铁路的影响，井筒煤柱、井下主要开拓巷道煤柱也最大限度地与铁路煤柱统筹兼顾，铁路、村庄影响地段采用留设煤柱的方法进行设计开采。根据近年来“三下”开采技术的发展方向和大水头煤矿在铁路下开采方面积累的经验，本次采区规划设计采用方案一，即不考虑地面铁路的影响。依此原则，矿井共划分为八个采区，其中西翼三个（西一、西二和西三），北翼一个（北一采区），东翼四个（东一、东二、东三和东四采区）。第三节采区参数及开拓方式一、西一采区西一采区为矿井首采区，截止2009年10月份，采区剩余可采储量558万t，其中1煤层剩余可采储量219万t，3煤层剩余可采储量339万t。根据煤层赋存条件，1煤层剩余三个工作面（1114、1115、1111）块段，3煤层剩余七个工作面块段。二、西二采区西二采区平均走向长2200m，倾斜宽700m，设计可采储量1558万t，其中1煤层平均厚度4.5m，可采储量704万t，3煤层平均厚度5.97m，可采储量854万t。根据煤层赋存状况，西二采区1煤层可布置9个工作面，其中西翼的2106、2108和2110为薄煤层工作面，煤层厚度0.8～1.5m；3煤层可布置10个工作面。西二采区设计生产能力120万t/a，服务年限9.3年，预计于2022年回采结束。三、西三采区（一）采区边界划分西三采区平均走向长2030m，倾斜宽1180m(三层煤600-850m)，采区东部以矿井工业广场保护煤柱为界，西部以9勘探线与大水头矿为界，南部以F3断层与西二采区为界，北部以井田边界为界（一煤层在F46断层以北尚有薄煤层区域）。地面有魏家地村。（二）煤层赋存及储量西三采区主要煤层有三层，自上而下依次为1煤层、2煤层和3煤层。采区保有储量3196.4万t，可采储量2262.3万t。其中1煤层保有储量1917.1万t，平均煤厚5.3m，三煤层保有储量1279.3万t，平均煤厚7.9m，二煤层仅有局部分布，不可采。（三）采区服务年限采区生产能力按120万t/a、储量备用系数按1.4进行计算，则采区服务年限为：T=ZK/AK=2262.3/120×1.4=13.5(年)式中T—西三采区计算服务年限，年；ZK—西三采区可采储量，万t；A—西三采区年生产能力，万t；K—储量备用系数，取1.4。（四）采区开拓方案西三采区设计为双翼下山开采，为解决西二采区通风、运煤能力不足问题，同时兼顾西三采区开拓，先期施工西三采区运输大巷（机轨合一布置）。西三采区运输大巷布置于3煤层底板岩石中，与F3断层方位基本一致，东部以采区煤仓（20m）与主煤仓相接，往西与西二采区1070零号石门的延伸段相连。根据西二采区巷探资料，F3断层面整体往北移76m，故本次设计将西二1070零号石门延伸330m,距上盘断煤交线150m。西三采区1070运输大巷总工程量2270m（包括煤仓、1070车场、进风行人巷等）。（五）采区主要生产系统1.通风：通风路线为：副井南车场（新鲜风流）→西三1070运输大巷→采区轨道（输送机）下山→工作面运输顺槽→工作面→回风顺槽→西三采区回风下山→西二回风上山→1235、1260西回风大巷→南风井。2.运煤：经采区输送机下山→西三1070运输大巷→西三煤仓→主煤仓→新主立井运出。四、东一采区（一）采区边界划分东一采区位于西一采区东部。南部被F1-2断层组切割，北部以F3断层和F48断层为界，东部到F49断层，西部为西一采区边界煤柱。平均走向长1020m，倾斜宽700m。区域2/5的面积位于Ｆ1-2断层组构造影响带。地表为山间丘陵和盆地，无民用建筑物。有两条季节性沙河穿过地表。地表中部为狼沟，东部为小南沟。（二）煤层赋存及储量1.煤层赋存情况东一采区主要煤层有两层，自上而下依次为1煤层、3煤层。1煤层在东一采区全区分布，较稳定，大部分可采，煤层厚度4.28~38.31m，平均厚度为14.62m，其中F1-2构造影响带内煤层厚度为12.28~38.31m，平均厚度为26.66m；3煤层赋存形态极不稳定，为局部分布，厚度0.37~2.15m，平均厚度1.36m，仅在195号钻孔厚度为4.84m东一采区1煤层基本为单斜构造，呈西高东低之势，北部较陡，南部较缓，煤层倾角为6°~35°。2、储量东一采区地质储量1356.03万t。其中F1-2断层组构造影响带（表外储量）地质储量893.42万t，煤层平均厚度26.66m，表内储量462.61万t，煤层平均厚度11.42m。（三）采区设计生产能力及服务年限考虑到F1-2断层及其它构造带影响，以及现东一采区储量多为表外储量的实际情况，东一采区工业储量按1173万t，可采储量按776.7万t计算，采区生产能力为120万t/a，储量备用系数取1.4，东一采区设计服务年限为：T=ZK/AK=776.7/120×1.4=4.6(年)式中T—东一采区计算服务年限，年；ZK—东一采区可采储量，万t；A—东一采区年生产能力，万t；K—储量备用系数，取1.4。（四）采区开拓方案东一采区设计为单翼上山开采，沿采区西部边界布置三条上山，采区总开拓工程量2342m。（五）采区主要生产系统1.通风：采区内为“两进一回”通风系统，通风路线为：中央1号石门（新鲜风流）→1070东运输大巷→采区轨道（输送机）上山→工作面运输顺槽→工作面→回风顺槽→采区回风上山→1150边界上山上段→1260总回风东巷→南风井。2.运煤：经采区输送机上山→1070东运输大巷→中央1号运输石门→主立井运出。五、北一采区（一）采区几何尺寸及边界划分北一采区因受到工业广场煤柱限制，采区为一不规则多边形。平均走向长1650m，倾斜宽1370m，东部以15勘探线与东三、东二采区为界，西部以矿井工业广场保护煤柱为界，南部以F3断层为界，北部以1煤层可采界限为界。（二）煤层赋存及储量北一采区主要煤层有三层，工业储量3266万t，其中1煤层工业储量1776.9万t，2煤层工业储量426.6万t，3煤层工业储量1062.5万t。采区可采储量为2449.5万t。各煤层的赋存状况如下：1煤层在全区范围内分布，煤层厚度特点是：采区南部煤层较厚，最厚12.93m(靠F3断层)，往北逐步变薄至尖灭，平均煤层厚度6.6m，煤层倾角3～13°。2煤层主要分布在地面铁路以南，即采区南部地区，煤层厚度0.71～4.41m,平均2.2m，靠1号背斜以南和F3断层以北块段较厚，往北逐渐变薄至尖灭，煤层倾角7～12°。3煤层分布范围较大，除采区东部加14勘探线附近有一片无煤区外，其它地段均有分布。煤层厚度1.29～9.14m，平均4.4m，南部煤层较厚，往北逐渐变薄，铁路以北地区基本为1.4～3.4m的中厚煤层。煤层倾角4～18°（三）采区服务年限采区生产能力按120万t/a、储量备用系数按1.4进行计算，则采区服务年限为：T=ZK/AK=2449.5/120×1.4=14.6(年)式中T—北一采区计算服务年限，年；ZK—北一采区可采储量，万t；A—北一采区年生产能力，万t；K—储量备用系数，取1.4。（四）采区开拓方案北一采区设计为双翼开采，石门结合下山进行开拓，共布置三条石门及下山，即1070轨道石门及轨道下山、1070运输石门及输送机下山和1070回风石门及回风下山。运输石门及输送机下山为胶带输送机巷，担负采区煤炭运输任务。轨道石门及下山为辅助运输巷，担负采区运料、运矸等辅助运输任务，兼进风。具体内容为：将原北一采区1070运输石门作为采区轨道运输巷，以石门原方位延伸450m后，在1煤层底板施工轨道下山，与东翼920运输大巷相连，坡度15°，斜长630m；由主煤仓上口位置开口，与北一采区1070轨道石门同方位施工1070运输石门730m后，沿3煤层底板岩石施工输送机下山，至15勘探线位置以煤仓与东翼920运输大巷相连，坡度9°，斜长1140m。同样，从原采区绕道位置同方位施工采区回风石门，沿1煤层底板施工采区回风下山至15勘探线以西约135m处。北一采区首采工作面布置在采区上山南翼1煤层中，工作面走向长990m，倾斜宽150m，平均煤层厚度12.2m，煤层倾角12.5°，块段内地质储量251万t。(五)采区主要生产系统1.通风：采区通风路线为：中央1号石门（新鲜风流）→北一采区1070轨道石门→采区轨道（输送机）下山→工作面运输顺槽→工作面（污风）→回风顺槽→采区回风下山→采区回风石门及上山→1180总回风巷→北风井。2.运煤：工作面→运输顺槽→经采区输送机下山→北一1070运输石门→主煤仓→新主立井运出。六、东二采区（一）采区几何尺寸及边界东二采区位于东三采区以北，北一采区以东，设计走向长度为2000m，倾斜宽1845m，东部以加17勘探线与东四采区为界，西部与北一采区相邻，北部以1煤层可采界限为界，南部与东三采区为界。（二）储量东二采区主要煤层有三层，自上而下依次为1煤层、2煤层和3煤层。采区工业储量5767.6万t，可采储量4325.7万t。其中1煤层工业储量5567.8万t，三煤层工业储量199.8万t。1煤层在东三采区全部分布，较稳定，煤层厚度1.25～18.21m,平均12.18m，南部较厚，西北角及往东变薄。煤层倾角较缓，一般为2～10°2煤层赋存形态极不稳定，仅局部分布，为0.6～1.2m的薄煤层，不可采。3煤层主要分布于加15～16勘探线间，平均煤层厚度1.38m，倾角一般为4～11（三）采区服务年限采区生产能力按150万t/a、储量备用系数按1.4进行计算，则采区服务年限为：T=ZK/AK=4325.7/150×1.4＝20.6(年)式中T—东二采区计算服务年限，年；ZK—东二采区可采储量，万t；A—东二采区年生产能力，万t；K—储量备用系数，取1.4。（四）采区开拓方案采区开拓方案为：在采区中部自西向东布置东翼920运输大巷（机轨合一）和940回风大巷，西部以煤仓与北一输送机下山相接，东部至矿井西部边界，工作面直接沿大巷两侧条带式布置，不再布置采区集中下山。东翼920运输大巷与北一轨道下山相联，形成东二、东四采区的轨道运输系统。两条大巷在2号、4号向斜位置穿煤，其它地段位于一煤层底板岩石中。东二采区首采工作面布置在采区南部的1煤层中，工作面走向长940m，倾斜宽150m，平均煤层厚度13.5m，煤层倾角2-7°，块段内地质储量265万t。（五）采区主要生产系统1.通风：通风路线为：中央1号石门（新鲜风流）→北一采区1070轨道石门及轨道下山→东翼920运输大巷→工作面进风行人巷→工作面运输顺槽→工作面→回风顺槽（污风）→940回风大巷→东三采区回风上山→总回风巷→东回风立井。2.运煤：经工作面运输顺槽→东翼920运输大巷→东翼煤仓→北一输送机上山→北一1070运输石门→主煤仓→主立井→地面。3.运料：中央1号石门→北一采区轨道下山→东翼920运输大巷→工作面运输顺槽→工作面。七、东三采区（一）采区几何尺寸及边界划分东三采区设计平均走向长3200m，倾斜宽650m，东部以1煤层可采界限为界，西部与东一采区为界，南部以F1-2断层组为界，北部以与东二、东四采区相邻。（二）储量东三采区主要煤层有三层，自上而下依次为1煤层、2煤层和3煤层。采区工业储量4093.7万t，可采储量3070.3万t。其中1煤层工业储量4022.4万t，三煤层工业储量71.3万t。1煤层在东三采区全区分布，较稳定，煤层厚度5.8～18.65m，平均9.89m，西部、南部煤层较厚，往东逐渐变薄。煤层倾角14～30°，南部倾角较大，往北逐渐变小2煤层仅局部分布，赋存形态极不稳定，为0.6～1.2m的薄煤层，不可采。3煤层主要分布在采区西北的15～16勘探线间，平均煤层厚度1.60m,煤层倾角最大35°（靠南部），最小12°，平均20（三）采区服务年限采区生产能力按120万t/a、储量备用系数按1.4进行计算，则采区服务年限为：T=ZK/AK=3070.3/120×1.4=18.3(年)式中T—东三采区计算服务年限，年；ZK—东三采区可采储量，万t；A—东三采区年生产能力，万t；K—储量备用系数，取1.4。（四）开拓方案采区开拓方案为：将原1070东运输大巷由1070车场延伸2570m进入东三采区，由1070东运输大巷开口，沿走向方向的中部布置三条集中上山，沿上山两翼布置工作面。（五）采区主要生产系统1.通风：通风路线为：中央1号石门（新鲜风流）→1070东运输大巷→东三轨道石上山→工作面运输顺槽→工作面→回风顺槽（污风）→东三采区回风上山→总回风巷→东回风立井。2.运煤：经工作面运输顺槽→东三输送机上山→1070东运输大巷→中央一号石门→主煤仓→新主井→地面。3.运料：中央1号石门→1070东运输大巷→东三轨道上山→工作面运输顺槽→工作面。八、东四采区（一）采区几何尺寸及边界划分东四采区设计平均走向长为1940m，倾斜宽1700m，西部以加17勘探线与东二采区为界，东部、北部以1煤层可采界限为界，南部以920运输大巷与东五采区为界。（二）储量东四采区主要煤层为1煤层，采区工业储量4630.8万t，可采储量3473.1万t。1煤层在东四采区全部分布，较稳定，煤层厚度5.8～19.87m,平均11.05m，西部、南部较厚，往东变薄。煤层倾角2～17.5（三）采区服务年限采区生产能力按150万t/a、储量备用系数按1.4进行计算，则采区服务年限为：T=ZK/AK=3473.1/150×1.4＝16.5(年)式中T—东四采区计算服务年限，年；ZK—东四采区可采储量，万t；A—东四采区年生产能力，万t；K—储量备用系数，取1.4。（四）开拓方案采区开拓方案为：与东二采区相同，工作面直接沿大巷两侧条带式布置，不再布置采区集中下山。（五）采区主要生产系统1.通风：通风路线为：中央1号石门（新鲜风流）→北一采区轨道下山→东翼920运输大巷→工作面运输顺槽→工作面→回风顺槽（污风）→940回风大巷→东三采区回风上山→总回风巷→东回风立井。2.运煤：经工作面运输顺槽→东翼920运输大巷→主斜井煤仓→皮带主斜井→地面。3.运料：中央1号石门→北一采区轨道下山→东翼920运输大巷→工作面运输顺槽→工作面。

第四章采区开拓工程排队第一节井巷工程成巷进度指标根据《煤炭工业矿井设计规范》及其它有关规定，并结合本矿井的实际施工水平，对各类主要巷道平均成巷进度指标确定如下：立井：65m/月；岩石平巷：锚网喷支护，钻爆法掘进，70m/月；岩石斜巷：锚网喷支护，钻爆法掘进，60m/月；煤巷综掘：锚网喷支护，16第二节采区开拓工程排队一、西三采区先期掘进西三采区1070运输大巷，合计工程量2380m（包括车场、煤仓、通风行人巷、西二1070零号石门延伸等）。安排两个岩掘面进行双头对掘施工，预计工期20个月，2010年2月开工，2011年9月完成。二、东一采区东一采区设计为单翼上山开采，采区总开拓工程量2342m，截止2009年10月底，开拓工程量已完成811m，剩余1531m，预计2011年1月开拓工程量全部竣工。东一采区首采工作面部分巷道已形成，还剩余运输顺槽750m，开切眼150m，安排一个综掘面施工，预计2011年8月首采工作面系统形成。表4-2-1序号巷道名称长度（m）净断面（㎡）煤岩别坡度（°）11070东运输大巷56114.8岩4‰2东一采区煤仓407.1岩90°3东一采区1070车场18013.28岩4‰4输送机上山、回风上山联巷459.14岩4‰5东一采区轨道上山4339.14岩25°6东一采区输送机上山4859.14岩16°7东一采区回风上山3349.14煤25°8轨道上山绞车硐通风道713.97岩14°9东一采区输送机上山通风道503.97岩4‰10输送机上山1070联巷1439.14岩11东1101运输顺槽75012.9煤沿煤层12开切眼15010.1煤沿煤层合计=SUM(ABOVE)3242三、北一采区北一采区设计总开拓、准备工程量6610m（形成首采工作面），其中岩巷4593m,煤巷2130m。安排两个岩掘面、两个综掘面进行施工，预计工期44个月，2010年5月开工，2013年12月完成（2014年7月开始生产，接续正常）。表4-2-2序号巷道名称长度（m）净断面（㎡）煤岩别坡度1北一采区1070轨道石门延伸46010.2岩4‰2北一轨道下山6309.14岩15°3中央一号石门延伸11312.79岩4‰4北一采区运输石门7309.14岩4‰5北一输送机下山11409.14岩9°6输送机下山清理斜巷1358.5岩25°77北一采区回风石门4509.14岩4‰8北一回风下山3659.14岩12°9联巷809.14岩16°10920水泵房、变电所5012.28岩4‰11920水仓2407.86岩2‰12920车场、运输大巷17015.8岩4‰13北一采区1101工作面运输顺槽99012.9煤沿煤层14北一采区1101工作面回风顺槽99010.1煤沿煤层15北1101开切眼15018.2煤沿煤层16溜煤眼308.1岩90°合计=SUM(ABOVE)6723四、东二采区东二采区设计总开拓、准备工程量8957m（包括新主立井、井底硐室等，并形成首采工作面），其中岩巷6927m,煤巷2030m。详见附表。先期外委施工新主立井及井底硐室、清理斜巷等，工期需20个月，2010年5月开工，2011年12月完成。在北一轨道下山形成后（需20个月，2011年12月完成），再安排两个岩掘面分别施工东翼920运输大巷和940回风大巷，施工到煤巷时安排两个综掘面，预计工期55个月（4.6年），从2012年1月开工，2016年7月完成（2017年2月开始生产，接续正常）。表4-2-3序号巷道名称长度（m）净断面（㎡）煤岩别坡度1主立井66033.17岩90°2井底清理斜巷2208.5岩25°3中央一号石门延伸11312.79岩4‰4主井通路308.5岩4‰5箕斗装载硐室615.75岩4‰6箕斗装载胶带输送机巷3815.75岩4‰7主井煤仓3012.56岩90°8通风行人巷908.5岩25°9东翼920运输大巷160015.8岩4‰10东翼940回风大巷168512.79岩4‰11东三采区回风上山14409.14岩12°12总回风巷91512.79岩4‰13东二采区避难所609.14岩4‰14溜煤眼408.1岩90°15东二采区2101工作面运输顺槽94012.9煤沿煤层16东二采区2101工作面回风顺槽94010.1煤沿煤层17开切眼15018.2煤沿煤层合计=SUM(ABOVE)8957五、东三采区东三采区设计总开拓、准备工程量7175m（形成首采工作面），其中岩巷3870m,煤巷3305m。详见附表。先期安排一个岩掘面施工1070东运输大巷，预计工期为42个月，施工至采区上山位置后，再安排两个岩掘面施工轨道上山和输送机上山，之后安排两个综掘面施工回采巷道，预计工期22个月，即合计工期为64个月，2015年1月开工，2020年4完成（2020年10月开始生产，接续正常）。表4-序号巷道名称长度（m）净断面（㎡）煤岩别坡度11070东运输大巷延伸257015.8岩4‰2东三采区轨道上山6209.14岩12°3东三采区输送机上山6209.14岩10°4联巷309.14岩20°5溜煤眼308.1岩90°6东三采区3101工作面运输顺槽157512.9煤沿煤层7东二采区3101工作面回风顺槽158010.1煤沿煤层开切眼15018.2煤沿煤层合计=SUM(ABOVE)7175表4-2-5采区名称总开拓工程量（m）巷道性质支护方式单头平均月进尺（m）施工工期（月）施工时间段接续计划（2010年-2020年）备注2010年2011年2012年2013年2014年2015年2016年2017年2018年2019年2020年西三采区2270m（前期）岩巷锚网喷70（岩）160（煤）202010年2月～2011年9月两个岩掘面施工，工程外委。东一采区3242m（剩余）岩巷煤巷锚网喷60（岩）160（煤）202010年1月～2011年8月两个岩掘面施工北一采区6610m岩巷煤巷锚网喷65（岩）160（煤）442010年5月～2013年12月两个岩掘面、两个综掘面施工东二采区8957m岩巷煤巷锚网喷65（岩）150（煤）742010年5月～2016年7月立井工程外委，另安排两个岩掘面、两个综掘面施工东三采区7175m岩巷煤巷锚网喷65（岩）160（煤）642015年1月～2020年4月两个岩掘面、两个综掘面施工说明西三采区前期开拓工程系西三采区运输大