【正文】 風動供氣量最大班下井人數(shù)為110人。掘進工作面配備KBSG315/10 KBSG500/10YO變壓器各1臺。井下變電所6kv母線為單母線分段系統(tǒng)，每段母線由一回電纜，當任一回電纜故障時，另一回滿足井下全部負荷的供電。礦井生產(chǎn)能力900kt/a，井下計算有功負荷2492kw，計算無功負荷2294kw。泵房內(nèi)設起重梁并配備手拉葫蘆和手拉單軌行車，以便設備安裝檢修，并輔設軌道與巷道相通。井筒與管子道連接處設帶座彎頭和托梁固定。排水管在水泵房、管子道內(nèi)用法蘭連接，井筒和地面以焊接為主，局部用法蘭連接。吸水管：選用D2196無縫鋼管，無底閥運行。管路及附件排水管：水泵房內(nèi)選用D1597無縫鋼管兩趟。系統(tǒng)可與全礦井綜合自動化系統(tǒng)無縫連接，實現(xiàn)數(shù)據(jù)的共享。能夠根據(jù)監(jiān)測到的信號判斷水泵的工作情況，故障時能及時發(fā)出報警信號，并根據(jù)故障類型停泵。泵房內(nèi)在機旁設就地控制箱，并顯示電流、電壓等電機參數(shù)。噸水百米排水電耗：= kW（6）排水能力校驗正常涌水時1臺泵工作，按結(jié)垢后計算每天排水時間： h最大涌水時2臺泵工作，按結(jié)垢后計算每天排水時間： h（7）電耗計算年電耗，按每年正常涌水300天，最大涌水65天計算：=104kW（5）排水管壁厚計算=式中：p—計算管段的最大工作壓力（MPa）。表732 單泵工作時工況點參數(shù)表流量(m3/h)揚程H1(m)效率η(%)理論最大吸水高度Hs(m)新管77舊管77③水泵吸水高度計算=式中：Hsmax—水泵允許的最大吸水高度（m） Pa’—水泵安裝地點的大氣壓力（98100Pa），（標高+） Pγ’—水泵安裝地點實際水溫的飽和蒸汽壓力（1200Pa），（水溫取10℃） γ—礦井水重度（N/m3），取1104 N/m3 Δhs—吸水管阻力損失（m），按新管計算 [Δh]—水泵樣本必需汽蝕余量（m），（4）電動機容量校核電動機軸功率= kW選取電動機容量Ne＝＝式中：；；礦井水容重γ=1040kg/m3。＝Ht+R1Q2＝+103Q2 m舊管時：H239。─濾網(wǎng)阻力系數(shù)，采用無底閥排水，只設濾網(wǎng)，φ439。─ 彎管阻力系數(shù)，φ339。─ 彎管數(shù)量，n339。─直管阻力系數(shù)。吸水管中揚程損失：Haf39。管路阻力系數(shù)計算取吸水管徑 Dx=207mm排水管徑 Dp=145mm則排水管中揚程損失 Haf’= ==103Q2式中：φ1─速度壓頭系數(shù)，取φ1=1；φ2─ 直管阻力系數(shù)。 采區(qū)排水和灑水采區(qū)排水工作面和順槽的積水自流或由污水泵排至集中軌道下山，由集中軌道下山流入下山采區(qū)水倉，然后經(jīng)采區(qū)水泵排至井底水倉，由主排水泵經(jīng)副井排至地面。掘進工作面的煤和矸石由雙向掘進膠帶輸送機運至集中膠帶下山膠帶輸送機上，匯入回采煤流。第4章 采區(qū)運輸、防排水與供電運煤系統(tǒng)工作面落煤由刮板運輸機運出，經(jīng)運輸順槽內(nèi)的刮板轉(zhuǎn)載機轉(zhuǎn)載至可伸縮膠帶輸送機，順槽運出煤炭經(jīng)集中膠帶下山帶式輸送機運至井底煤倉，然后由倉下給煤機給煤至定量裝載設備進入主井箕斗，由箕斗提至地面。 采區(qū)準備先期投產(chǎn)水平為上水平、即1號煤層，原有的主立井、回風立井已落底于1號煤層，新建的副立井也開掘至1號煤層+265m水平。采煤工作面勞動組織見表651。（4）綜采面端頭作業(yè)綜采面端頭支護方式采用端頭液壓支架支護端頭，型號為，它適用于煤層傾角較小的綜采面，本煤層為近水平煤層，所以此能夠采用此方式來支護端頭。（3）綜采面工序配合方式綜采面割煤、移架、推移輸送機采用及時支護的配合方式，即：采煤機割煤后，支架依次立即前移、支護頂板，輸送機隨移架逐段移向煤壁，推移步距等于采煤機截深。然后，將輸送機移直；③再調(diào)換兩個滾筒的上下位置，重新返回割煤至輸送機機頭處；④將三角煤割掉，煤壁割直后，再次調(diào)換滾筒位置，返程正常割煤。工作面割煤方式為往返一次割兩刀，這種割煤方式效率高，適用于煤層賦存穩(wěn)定、傾角較緩的綜采面。 回采工藝和勞動組織回采工藝： （1）、采煤機落煤采煤工作面使用雙滾筒采煤機，其布置方式為：若面向工作面時，采煤機的右滾筒應為右螺旋，割煤時順時針旋轉(zhuǎn)；左滾筒為左螺旋，割煤時逆時針旋轉(zhuǎn)。如遇層時，按不大于8度的坡度過斷層施工，在頂板破碎及過斷層區(qū)段時，采用架棚加強支護。采用錨網(wǎng)支護，錨桿間排距為800*800mm，頂板錨桿為20*2000mm，幫部錨桿18*2000mm均為左旋螺紋螺紋鋼樹指錨桿。此順槽為工作面輔助運輸順槽，采用無極繩絞車作為運料等運輸設備，并做為進風巷道，在其內(nèi)靠工作面布置移動變電站，泵站。錨索采用“一﹒二”布置，間排距為20002400mm，第一排在巷道正中布置一根錨索，第二排分別橫向布置在巷道正中線左右各1000mm的位置。 工作面回采巷道布置工作面輔助運輸順槽輔助運輸順槽沿煤層頂板掘進，采用矩形斷面，凈高2500mm，凈寬4000mm，凈斷面10m2。工作面回采時，密閉另一條巷道，采用一進一回的通風方式，工作面長度為160m。采用一盤區(qū)一工作面的帶區(qū)準備方式，軌道大巷掘至一定位置后，掘進材料運輸斜巷至1煤層，并采用雙巷掘進運輸順槽和軌道順槽至采區(qū)邊界時，開切眼貫通運輸順槽和軌道順槽，運輸順槽連通運輸大巷，軌道順槽連通回風大巷和軌道大巷。 采區(qū)巷道布置 采區(qū)巷道本礦井開采1煤層，1。頂板破碎時，采煤機割過煤后，及時帶壓拉架。，必須超前支護，提前移架。工作面要備用5方木料和10%的各種支護材料。(2)回撤封口柱時，必須堅持“先支后回”的原則，嚴禁提前回柱、跳回和同時回多根支柱。(2)機尾、“π”型梁配合單體柱支成一梁三柱，成對布置，邁步支護，“π”梁交錯3m，要求靠工作面?zhèn)鹊谝患堋唉小?；或根?jù)現(xiàn)場情況采取補打點柱的形式支護。 m。（6）工作面采用超前支護時，根據(jù)現(xiàn)場情況在工作面三角區(qū)打點柱維護三角區(qū)頂板。(4)割煤前，預先對正、副巷距工作面煤壁5m范圍內(nèi)的超前支護加固，每移一次架，提前一個循環(huán)回掉煤壁側(cè)的超前支護。迎山角度迎山要有力，兩巷頂板不平及局部漏頂處必須將頂板構(gòu)平構(gòu)實，要求超前支護保證做到“一穿、兩拴、三齊、一達標”（一穿：即所有支柱全部穿鞋；兩拴：即拴梁、拴柱；三齊：即支柱支設整齊、電纜懸掛整齊、管線吊掛整齊；一達標：）。(2)兩巷超前支護通過斷層面或頂板壓力大時， ；或在巷道中加設一排戴帽點柱，；。超前支柱必須完整無缺，超前支柱鉆底量大于100mm時，支柱必須加穿鐵鞋。要求：支柱（架棚）時必須四人以上操作，單體支柱要支正、升緊。 頂板管理工作面采用全部垮落法管理頂板，移架后頂板自行垮落，工作面支護采用ZY4400/14/30型雙柱掩護式液壓支架進行支護，1101工作面長170m，安設支架113架，順序移架及時支護。 ，為近水平煤層，煤層結(jié)構(gòu)簡單，厚度變化不大,煤層頂板以粉砂巖、泥巖為主，底板以泥巖為主，為大部可采的穩(wěn)定煤層。 采區(qū)設計服務年限二采區(qū)可采儲量3000kt，設計生產(chǎn)能力900kt/a，根據(jù)本井田的開采技術條件及規(guī)范要求，計算一采區(qū)服務年限為：A=3000/(900*) =第3章 采煤方法及采區(qū)巷道布置帶區(qū)主采煤層為1煤層，煤層平均傾角6176。)采用垂直剖面法計算保護煤柱。其他煤柱井田邊界煤柱留20m，工業(yè)場地按二級保護、井筒按一級保護、村莊（東梁、韓侯）按三級保護圈定保護帶寬度，再根據(jù)表土層和基巖厚度(表土移動角45176。根據(jù)地質(zhì)報告提供奧灰?guī)r溶水水位標高+，結(jié)合煤層底板等高線可知，在井田范圍內(nèi)斷層切割1號煤層的標高為+～+，水頭壓力值P＝（20～320）10－3＝～；KP—煤的抗拉強度。防水煤柱按經(jīng)驗，采空區(qū)留設20m防水煤柱。 煤柱的留設大巷煤柱大巷煤柱按下式計算：式中：S1—保護煤柱的水平寬度，m；H—巷道的最大垂深，1號煤層取350m；M—煤層厚度，；f—煤的強度系數(shù)。表315 設計資源/儲量計算表煤層號工業(yè)資源/儲量111b+122b+333k（萬t）永久煤柱損失（萬t）設計資源/儲量（萬t）井田境界斷層村莊采空區(qū)邊界小計1920676合計920676備注：根據(jù)此次地質(zhì)報告對井田水文地質(zhì)條件的分析，9+11號煤層幾乎全井田為奧灰?guī)r溶水突水危險區(qū)，加之隔水層厚度小、受斷層影響，突水危險性較高，現(xiàn)有的探明程度及開采技術、力量難以實現(xiàn)安全開采，故本設計不把9+11號煤層納入礦井設計資源/儲量。井田資源/儲量詳見表31313131316。獲得11號煤層資源/儲量3065萬t，其中探明的經(jīng)濟基礎儲量（111b）879萬t，控制的經(jīng)濟基礎儲量（122b）459萬t，推斷的內(nèi)蘊經(jīng)濟資源/儲量1727萬t。 采區(qū)儲量及生產(chǎn)能力井田共獲得1號煤層先期開采地段資源/儲量538萬t。根據(jù)礦井開拓部署，分析已有地質(zhì)資料，結(jié)合礦井設計生產(chǎn)能力，設計推薦1號煤層采用走向(個別塊段為偽傾斜)長壁綜采、一次采全高采煤方法，全部垮落法管理頂板。開采1號煤層時，礦井為低瓦斯礦井；1號煤層自燃傾向性為II類，屬自燃煤層，煤塵具有爆炸危險性。地層傾角一般6～12176。礦井先期開采1號煤層，該煤層賦存及開采技術條件如下：1號煤層位于位于山西組上部，～，；煤層結(jié)構(gòu)簡單，厚度變化不大，為大部可采的穩(wěn)定煤層；煤層頂板以粉砂巖、泥巖為主，底板以泥巖為主。 第2章 采區(qū)地質(zhì)特征投產(chǎn)的一采區(qū)北以大巷，東以東梁村保護煤礦為界，西、南以井田南邊界為界。（七）等候硐室布置在副井井筒附近，有兩個通路與井底車場相連。底板高出大巷底板300m，大巷有30％的坡度，凈長10m，半圓拱，混凝土支護。/m。（四）中央變電所為便于供電，維護，管理，一般與水泵房聯(lián)合布置；在通往井底車場的通道中應設防火防水門；；其溫度不超過30℃；斷面為半圓拱形，錨噴支護。，硐室斷面為三心拱形，硐室的最大凈高距底板面3m。n —— 水泵的數(shù)量 取3臺水泵房寬度 B=b1+b2+b3=1++2=B——硐室寬度b1——水泵基礎與吸水井一側(cè)墻壁間距，取1000mm；b2——水泵基礎寬度，為1500mm；b3——水泵基礎與軌道一側(cè)墻壁間距，一般不小于1500mm,取2000mm。水泵房和變電所之間有防火門。初步定為主水倉160m，副水倉180m，支護方式為混凝土砌碹支護。主副水倉分別擔任一半的涌水量，即每個水倉擔任1400m179。根據(jù)規(guī)程規(guī)定水倉應有主副兩個，主水倉有效容積不小于8小時正常涌水量。/h＜1000m179。水倉采用機械清理，射流泵清倉，沉淀漿排泥。二、井底車場各硐室布置 （一）水倉由兩個獨立的巷道組成,即主倉和副倉，當一個清掃時另一個正常使用。雙層四車普通罐籠取5290mm；d1——重車側(cè)搖臺搖臂中心至罐籠邊上的距離，；d2——搖臂中心至單式阻車器的距離。副井馬頭門線路設計圖1曲線半徑為15m。材料車線長度：L=nL1n——材料車數(shù)，取15輛經(jīng)計算：副井空、重車線長度：L=16+1+10=，取53m；材料車線長度：L=20=48m；調(diào)車線長度：L=16+1+10=，取53m按照《煤礦井底車場設計》規(guī)范。（二）存車線長度的計算由于本礦井主要運輸采用膠帶輸送機運輸方式，故無主井空重車線。材料車線長度，中小型礦井應能容納5~10個材料車。 井底車場一、車場的線路設計井底車場：連接井筒和井下主要運輸巷道的一組巷道和硐室的總稱，是連接井下運輸和提升兩個環(huán)節(jié)的樞紐，是礦井生產(chǎn)的咽喉。排矸系統(tǒng)：工作面通過3噸礦車（矸石）經(jīng)軌道大巷，至井底車場，由副立井排出地面。運料系統(tǒng)：工作面所需要的材料和設備，通過副立井下放至井底車場，再通過井底車場，軌道大巷，再至軌道順槽運至各個工作面。穿越斷層前必須采取各種鉆探及物探手段探明斷層的位置及其導水性，然后根據(jù)導水性及突水預測決定是直接通過還是井下打鉆注漿、帷幕法通過，通過前必須做好防突水準備工作。三個立井分別與三條集中下山連通。上煤組1號煤層開拓巷道布置：充分利用已有巷道，以N 176。井筒內(nèi)裝備一對6t箕斗，擔負礦井煤炭主提升任務。改造后的回風立井擔負全礦井的回風任務；井筒內(nèi)設梯子間，做為礦井的一個安全出口。井筒內(nèi)裝備一對1t單層單車普通罐籠，擔負礦井人員升降及輔助提升任務。主立井、副立井和回風立井均位于井田中部原工業(yè)場地內(nèi)。經(jīng)計算，本次設計礦井服務年限為4a。整合后，礦井設計生產(chǎn)能力為90萬t/a。地面按“三礦井設計年工作日330d，日工作制度井下按“四基巖移動角72176。依據(jù)《煤礦防治水規(guī)定》，并考慮到斷層控制程度，斷層防水煤柱取25m。斷層防水煤柱井田內(nèi)有6條落差15～180m的斷層，為確保斷層附近導水不會進入礦井，1號煤層的斷層煤柱按下式計算：式中：L—煤柱留設的寬度，m；K—安全系數(shù)(一般取2～5)；M—煤層厚度或采高，；P—水頭壓力，MPa。根據(jù)計算結(jié)果，大巷兩側(cè)煤柱各取40m。表316 礦井設計可采儲量計算表煤層號設計儲量（萬t）開采煤柱損失（萬t）開采損失（萬t）設計可采儲量（萬t）