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第一章 礦井概況
§1—1 井田地質特征
一礦位於陽泉市東，其地理地理坐標為東經。井田東部為蔭營煤礦，西部為七元礦，南部與三礦井田相鄰，北部程莊煤礦。井田走向長大約為八千米，傾長約七千八百米，麵積為62.4168平方千米,由九十四個坐標點圈定。其地理坐標為東經113°25′17″～113°33′07″，北緯37°46′44″～37°52′19″。井田走向長為約8km，傾向長約7.8km，麵積為62.4186km2，由94個坐標點圈定。
§1—2 煤層的埋藏特征
本礦15#煤層總厚6.18-6.78米，平均為6.48米，層平均間距為47.61米。煤層結構複雜，主要含三層夾石：距頂板1.05米左右的夾石，層位穩定，厚度平均0.13米；煤層中部發育一層穩定性較差的夾石，厚約0.10米；距煤層底板0.70米的連岩石，層位較穩定，厚約0.15米，另外，本礦中部2—79鑽孔附近距底板約0.3米處發育薄層煤與夾石互層現象（俗稱驢石），屬原生衝積所致。
煤層老頂為細粒砂岩，厚度3.48米，，主岩性特征為深灰色，具條帶狀層理。含水性一般。
直接頂為泥岩、砂質泥岩，厚度為6.75米，主要岩性特征為黑灰色，岩性致密，含黃鐵礦結核。
煤層直接底為泥岩、砂質泥岩，厚度為6.95米，主要岩性特征為黑色，含砂粒不等，富含植物化石。
老底為細粒砂岩，厚度為4.00米，主要岩性特征為灰色，成分以石英、長石為主，膠結致密，分選性中等。
煤 層 頂 底 板
煤層 類 別 岩石名稱 厚度 主要岩性特征（含水性）
15# 頂板 老 頂 細粒砂岩 3.48 深灰色，具條帶狀層理。含水性一般。
直接頂 泥 岩
砂質泥岩 6.75 黑色，岩性致密，含黃鐵礦結核。
偽 頂 —— ——
底板 偽 底 —— ——
直接底 泥 岩
砂質泥岩 6.95 灰黑色，含砂粒不等，富含植物化石。
老 底 細粒砂岩
4.00 灰色，成分以石英、長石為主，膠結致密，分選性中等。
其內變化是15#煤直接頂為黑色泥岩及砂質泥岩，厚6.33—7.13m，平均6.75m，采區北部較薄（2-10鑽孔最薄為0.74m）、中部和南部較厚（2-43鑽孔最厚為13.8m）。老頂為細粒砂岩，厚2.95—4.12m，平均3.48m，較穩定發育，南部較厚，東部較薄。直接底為泥岩、砂質泥岩，厚5.61—8.15m，平均6.95m。老底為細粒砂岩，厚2.2—8.5m，平均4.00m。
煤質:
15#呈黑色，有似金屬光澤，硬度為3-5，容重1.41，呈光亮、半光亮型。其主要工業指標為：
煤層 Mt
（%） Ad
（%） Vdug
（%） FC Std
（%） P Qgrd
（MJ/kg） Y 工業牌號
15# 1.67 13.18 7.45 — 1.31 — 35.3 — WY3
§1—3 井田境界與儲量
一、井田計算範圍
東部為蔭營煤礦劃煤柱，西部為七元礦井田邊界，南部與三礦井田相鄰，北部程莊煤礦，其走向最長2189米，傾斜最長1007米，采區麵積為2204300平方米，儲量計算采用地質塊段法，煤厚采用塊段內各見煤點煤厚的平均值，容重選用1.41，塊段界線為勘探工程連線，煤層視密度值：15煤為1.41t/m3。
二儲量計算的依據
利用地質塊段法分別計算各塊段儲量，資源計算方法及有關參數確定如下：
1.資源儲量計算方法
由於井田內地層產狀平緩，地層傾角多為2～10°，因此采用地質塊段法計算資源儲量，即采用煤層水平投影麵積及煤層偽厚計算資源儲量。其公式如下：
儲量（萬噸）＝厚度（m）×麵積（m2）×視密度（m3）×10-4
2.資源儲量計算主要參數的確定
⑴ 計算麵積的確定
利用計算機，在各煤層底板等高線及儲量計算圖上，對各個塊段的麵積進行圈定測量。
⑵ 煤層厚度的確定
采用塊段內所利用的勘探工程見煤厚度的算數平均值，當其塊段內有最低可采邊界時，加入適當的1.00m點參入計算，各見煤點資源儲量計算厚度確定如下：
①煤層中單層厚度小於0.05m的夾矸，與煤分層合並計算采用厚度，並入夾矸以後全層的灰分、硫分符合計算指標的規定。
②煤層中夾層厚度等於或大於煤層最低可采厚度時，煤分層應分別視為獨立煤層；夾矸厚度小於煤層最低可采厚度，且煤分層厚度等於或大於夾矸厚度時，可將上下煤分層厚度相加，作為采用厚度。
③結構複雜煤層和無法進行煤分層對比的複煤層，當夾矸的總厚度不大於煤分層總厚的1/2時，以各煤分層的總厚度作為煤層的采用厚度。
⑶ 視密度的確定
采用區內鑽孔各煤層視密度測定值的算數平均值。
15號煤層視密度為1.41(t/m3)。
⑷ 幾種邊界線的確定
①煤層零點邊界線
以見煤鑽孔與無煤鑽孔間的1/2為零點，其連線即為零點邊界線。
②最低可采邊界線
采用內插法求出最低可采邊界。
③煤層分叉合並線
采用內插法求出夾矸為0.07m點，相連即為煤層分叉合並線。
④風、氧化煤邊界線
區內局部地段4號煤層風、氧化嚴重，根據鑽孔煤芯煤樣化驗資料，確定鑽孔內見煤點煤層風化或氧化。以見煤鑽孔與風化、氧化煤鑽孔間的1/2連線為風、氧化煤邊界線。
三、儲量計算
1.煤礦地質儲量
根據新頒布的《煤炭工業設計規範》（GB50215－2005），地質儲量為詳查地質報告提供的查明煤炭資源的全部。
通過采用地質塊段法計算的地質儲量，本礦15#煤內的地質儲量為64946.3萬噸，其中A級儲量：0萬噸，B級儲量：30339.7萬噸，C級儲量：6354.4萬噸，D級儲量28252.2萬噸。
2.煤礦工業儲量
根據新頒發的《煤炭工業礦井設計規範》(GB50215—2005)，工業儲量為地質資源礦井工業儲量為37624.7萬噸。
3.井區設計儲量
工業儲量減去設計計算的斷層煤柱、防水煤柱、境界煤柱、地麵建(構)築物等永久煤柱損失量後的儲量即為礦井設計儲量。
按15號儲量核實報告提供的資源量，減去區內需要留設的永久保護煤柱,即境界煤柱、斷層煤柱和村莊保護煤柱。經計算，本采區設計儲量為3620.1萬噸。
4.采區設計可采儲量
設計儲量減去工業場地和主要井巷煤柱的量後乘以回采率的資源儲量即為礦井設計可采儲量。
⑴ 保護煤柱的留設方法
①根據新頒發的《煤炭工業礦井設計規範》(GB50215—2005)、《建築物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規程》規定留設各類保護煤柱。
②地麵建築、構築物下伏各煤層按表土層移動角φ=45°，岩層移動角δ=γ=72°計算保護煤柱範圍。
③盤區邊界煤柱兩側各留20m，主要大巷煤柱兩側各留50m。
④井田境界煤柱，根據有關規程規範的要求，在井田範圍內留設井田境界安全煤柱，煤柱寬度為20m。
⑵ 回采率
①根據新頒發的《煤炭工業礦井設計規範》(GB50215—2005)的要求，厚煤層回采率不小於75％，中厚煤層回采率不小於80％。因此，本采區15號煤層回采率取78.4％。
⑶ 開采損失
開采損失=（礦井設計儲量－保護煤柱）×（1－采區回采率）。
依據上述確定的原則，經計算，采區設計可采儲量3444.2萬噸，
§1—4 礦井開拓
一礦現有井筒23個：主斜井3個：1#主斜井、2#主斜井、北頭嘴皮帶斜井；副立井1個；行人斜井1個；材料暗斜井3個：130材料暗斜井、560水平材料暗斜井、560水平猴車暗斜井；排矸井2個：排矸斜井，排矸通道；其它專用風井13個：北翼回風井、南翼回風井、S2進風井、吳家掌進回風井、陽坡堰進回風井、四尺張華溝進回風井、七尺張華溝進回風井、高家溝進回風井。
生產井筒17個，進風井12個：1#主斜井、2#主斜井、北頭嘴皮帶斜井、副立井、行人斜井、材料暗斜井、S2進風井、吳家掌進風井、陽坡堰進風井、四尺張華溝進風井、七尺張華溝進風井、高家溝進風井；回風井5個：北翼回風井，吳家掌回風井，陽坡堰回風井，四尺張華溝回風井，高家溝回風井。
第二章 采區地質特征
§2—1 采區範圍
一、地表：
本采區位於腦蓋梁以東，狼窩溝以南，石家山村以西，常家山村以北的山梁溝穀地帶。
二、井下：
位於北丈八井南條帶七采區以東，北翼十三采區以南，南條帶三采區以西，+560水平大巷以北。
三、蓋山厚度：
本采區地麵標高在1135.8~1369.3米之間，井下煤層上限標高660米，下限標高514米，埋藏深度在589.9~756.3米之間。
四、采掘情況：
本采區東部為南條帶三采區S8301工作麵（正在掘進），南部為+560水平大巷，西部為南條帶七采區（未掘進）,北部為十三采區1302工作麵（正在掘進）。上方為北頭嘴井3#煤八下山1903工作麵、北丈八井七尺一采區7105工作麵采空區。
§2—2 采區地質情況
一、地質及水文地質簡述：
本采區上方3#煤層呈一鞍狀構造，共揭露陷落柱2個。水文地質情況主要為臨近地表河流、含水層水及上方3#煤層北丈八井七尺一采區7105工作麵有約1000m³的采空區積水。上方3#煤層北頭嘴井八下山1903工作麵、北丈八井七尺一采區7105工作麵已采多年，在局部低凹處可能有零星積水。
二、煤層及頂底板情況：
1、煤層：
本采區煤層賦存穩定，煤層厚度變化較大，采區西部較厚，東部較薄，總厚度最大8.74米，最小厚度6.40米，平均厚度7.19米，有益厚度平均值為6.95米。煤層最小傾角3°，最大傾角10°，平均5°。煤層中含夾石0~2層，賦存於煤層中下部，分布極不穩定，且厚度變化大，僅個別鑽孔揭露。
2、頂板：
15#煤層直接頂為黑色泥岩，平均厚度1.11米，層狀構造，致密堅硬。老頂為深灰色石灰岩，平均厚度16.64米，塊狀構造，堅硬，含動物化石，夾有兩層泥岩。
3、底板：
直接底為黑色泥岩，厚度6.02米，水平層理，塊狀構造，含大量植物化石和黃鐵礦結核。老底為灰色細砂岩，厚度6.80米，以石英為主，斜層理發育，鈣質膠結，含大量植物化石和黃鐵礦結核。
三、水文情況：
本采區水文地質條件比較複雜，地表有狼窩溝河，蘆湖溝河，六六溝河，大王廟溝河，保安溝河等季節性河流。此外還有15#煤層上方的四節石灰岩、怪砂岩、錢石灰岩、猴石灰岩等局部裂隙含水層水及3#煤層采空區低窪處零星積水。
四、其它地質因素：
1、瓦斯：
預計采區掘進期間絕對瓦斯湧出量1.6m³/min；相對瓦斯湧出量16 m³/t。
2、煤塵：
無煤塵爆炸危險性。
3、煤層自燃：
具有自燃傾向性。
4、地溫：
地溫為15℃~21℃，屬正常狀態。
§2—3采區儲量和生產能力
一、地質儲量：
本采區範圍內儲量計算采用地質塊段法，即平麵積乘塊段平均煤厚再乘以煤層容重，平麵積用求積儀在圖上直接圈定，容重1.4噸/m3，地質儲量為4620.1萬噸。
二、采區走向、傾斜長度、麵積及工作麵推進度確定：
1、采區走向、傾斜長度、麵積：
走向長度3459.3——4067.5米
傾斜長度1302.6米
采區麵積4815503.8平方米
2、工作麵推進度確定：
工作麵長度220米時，采用高產高效設備，月推進度按120米，年推進1440米左右。
三、采區儲量：
1、地質儲量：4620.1萬噸
2、各類損失：
順槽煤柱損失：312.3萬噸
大巷保護煤柱損失：441.4萬噸
停采線和準備巷煤柱損失：121.9萬噸（按50%回收）
放煤損失：514.6萬噸（工作麵按87%回收）
3、可采儲量：
工作麵可采儲量3444.2萬噸，掘進煤250.4萬噸，煤柱回收121.9萬噸，采區預計可采儲量3816.5萬噸。
四、年設計生產能力：
本區安排一個綜放隊，兩個綜掘隊，回采每班截兩刀半煤，截深按0.8米計算，工作麵采長按220米計算，回采日產量為7706.5噸，綜掘隊每天按10米進度計算，日出煤量為336噸，其詳細計算如下：
1、回采工作麵生產能力：（以S8501工作麵為例）
日產量：A日=L·m·h·r·c
=220×4×7.19×1.4×0.87
≈7706.5噸
年產量：A年= A日·t
=7706.5×300
≈231萬噸
2、掘進工作麵生產能力：
日出煤量：A日=n·m·q
=2×10×16.8
=336噸
年出煤量：A年=A日·t
=336×300
=10萬噸
3、采區設計能力：
A采=綜A年+掘A年
=231+10
=241萬噸
取A采=250萬噸
式中： L =工作麵采長220米；
M =工作麵日推進度4米；
r =煤層容量1.4噸/立方米；
c =工作麵回收率 取87%；
t =回采麵年工作日數300天；
n =掘進頭數2個；
m =掘進單頭日進度10米；
q =掘進每米進尺平均出煤量16.8噸/米；
t =掘進年工作日數300天。
五、采區回采率：
采區回采率= ×100%
=82.6%
六、采區服務年限：
T= = ≈15.2年
第三章 采煤方法及采區巷道布置
§3—1采煤方法的選擇
一、本采區選用采煤方法的依據：
因本采區工作麵地質構造較為簡單，煤層賦存穩定，走向及工作麵長度都較大，有利於實現高產高效，故本采區按照綜采低位放頂煤而進行設計。
1、方案敘述：
考慮到該采區走向較長，儲量豐富，地質構造比較複雜，陷落柱密集且發育較多，為使采區的生產準備靈活多變，並兼顧采區的通風、瓦斯問題處理，以及防止煤層自燃發火，因而在采區的巷道布置上必須具備生產係統靈活可靠，對開采設備適應，在技術上可行，經濟上合理的條件，為此我們在采區巷道布置上考慮了兩種方案：
方案一：采區巷道沿采區傾向布置，工作麵采用走向長壁開采，準備巷垂直於大巷布置，分別布置采區東副巷、軌道巷、皮帶巷、西副巷，該方案的優缺點如下：
優點： 1、采區準備巷位置合理，係統靈活可靠。
2、采區運輸距離較小。
3、工作麵走向較長，適應高產高效的要求。
缺點：大巷保護煤柱的影響較大，受陷落柱影響，工作麵布置受限，煤炭損失嚴重，采區采出煤量要減少。
方案二：采區巷道沿采區走向布置，工作麵采用傾向布置，準備巷道平行大巷布置，分別布置采區皮帶巷、軌道巷、回風巷，該方案的優缺點如下：
優點：采區係統簡單，工作麵布置比較靈活。
缺點：1、工作麵推進長度較短，不利於高產高效；
2、工作麵布置個數多，安裝、拆除工作量大。
2、方案工程量比較：
項目 方案一 方案二 比較
采區采出煤量（萬噸） 3816.5 3790 36.5
岩巷（米） 386 450 -64
準備巷煤巷（米） 5608 5880 -272
準備巷總進尺（米） 5994 6330 -336
萬噸掘進率（米/萬噸） 22.7 30 -7.3
3、方案確定：
通過比較，方案二明顯不適應實現高產高效的要求。方案一工作麵走向較長，有利於實現高產高效，且采區準備巷掘進岩巷工程量小，準備周期短，經礦領導研究決定後，確定方案一為該采區的布置方案。
§3—2礦壓觀測情況
1、工作麵礦壓觀測站布置：沿工作麵自上而下布置三個測區，共安設YHY-60型礦壓觀測表9塊：2#、20#、40#、60#、80# 、100#、120#、140#、147#架。
2、隊組技術員用FCH64/0.5型手持采集器每7天采集一次數據，每采集一次分析一次，發現異常應及時采取措施。
3、頂板動態監測由支架中心組長負責設備的安裝及維護。
4、過構造期間，構造區域每4架支架必須配備一組礦壓觀測表。
5、對頂板動態監測每月進行一次書麵分析總結，由技術員負責填寫。
6、由礦壓組定期提供頂板來壓預報資料，預測工作麵下次來壓步距。
兩巷順槽頂板來壓監測（觀測錨索、錨杆測力儀、頂板離層儀及回、進風超前支護中單體柱上的壓力觀測儀）。
每隔3-4天觀測錨索、錨杆測力儀、頂板離層儀及回、進風超前支護中單體柱上的壓力觀測儀數據變化並記錄，每15天報送礦壓組，礦壓組對技術員報回的礦壓數據進行分析，準確分析頂板來壓情況。
§3—3采區巷道布置
一、采區準備巷詳細布置：
1、采區軌道巷：
以+560水平軌道大巷G24測點東31.3m為開口中，與+560水平軌道大巷成30°夾角，並以4‰的坡度掘進128.5m，再走曲線10.47米與大巷平行，再平走30m，然後以13°上坡找15#煤頂板，預計掘進78.4m，然後做上部車場60m，再走曲線31.4m，與大巷成90°夾角，然後沿煤層頂板掘進至采區北部邊界。
2、采區皮帶巷：
軌道巷掘進至S8511進風口向西開橫貫30m，掘進至皮帶巷，然後平行軌道巷反掘至煤倉，形成係統後，再平行於軌道巷沿煤層頂板掘進至采區北部邊界。
3、采區回風巷：
采區東回風以+560水北回風大巷偏q29號測點西38.47m，與+560水平北回風大巷成45°開口，沿15#煤層頂板平走159.48m後，平行於采區軌道巷（間隔30m）沿15#煤頂板掘進至采區北部邊界。采區西回風以+560水北回風大巷偏q33號測點西81.22m開口，沿15#煤頂板掘進至采區北部邊界。
二、工作麵設備選型：
根據綜采低位放頂煤工藝的成功經驗，本區工作麵綜放設備選型為
序號 設備名稱 設備型號 設備功率 數量
1 采煤機 MGTY400-930/3.3D 930KW 1台
2 前刮板輸送機 SGZ1000/1400 2×700 KW 1部
3 後刮板輸送機 SGZ1000/1400 2×700 KW 1部
4 橋式轉載機 SZZ-1000/400 400KW 1部
5 破碎機 PLM—3000型錘式 200KW 1部
6 皮帶運輸機 DSJ—1200/2×250 2×250 KW 2部
7 液壓支架 ZF6200—1.7/3.2H 151架
8 過渡支架 ZFG6600—1.7/3.2 H 5架
9 乳化液泵 GRB—315/31.5 200 KW 3台
10 清水泵 KMPB—320/10 110 KW 2台
§3—4回采工藝與勞動組織
一、循環作業方式及勞動組織：
1、循環作業方式：
工作麵采用二采一準的“二九·一六”製作業方式，每班割兩刀半煤，放兩刀半頂煤，日循環五個，循環進度0.8米，日進4.0米；綜掘隊采用“二九·一六”製作業方式，日進10米。
2、采煤隊勞動組織表：
序號 工種 一班 二班 三班 檢修班 小記
1 工長 1 1 1 1 4
2 副工長 1 1 1 1 4
3 機組司機 3 3 3 2 11
4 拉架移溜 2 2 2 2 8
5 放煤 2 2 2 6
6 泵站 1 1 1 1 4
7 運輸機司機 4 4 4 4 16
8 端頭維護 3 3 3 3 12
9 清理工 2 2 2 6
10 下料工 3 3
11 備件庫工 1 1 1 1 4
12 送飯工 1 1 1 1 4
13 記錄工 1 1 1 1 4
14 電器維護工 1 1 1 3 6
15 材料員 1 1
16 成本員 1 1
17 合計 23 23 23 25 94
§3—5采區準備
一、采區軌道巷：
以+560水平軌道大巷G24測點東31.3m為開口中，與+560水平軌道大巷成30°夾角，並以4‰的坡度掘進128.5m，再走曲線10.47米與大巷平行，再平走30m，然後以13°上坡找15#煤頂板，預計掘進78.4m，然後做上部車場60m，再走曲線31.4m，與大巷成90°夾角，然後沿煤層頂板掘進至采區北部邊界。
二、采區皮帶巷：
軌道巷掘進至S8511進風口向西開橫貫30m，掘進至皮帶巷，然後平行軌道巷反掘至煤倉，形成係統後，再平行於軌道巷沿煤層頂板掘進至采區北部邊界。
三、采區回風巷：
采區東回風以+560水北回風大巷偏q29號測點西38.47m，與+560水平北回風大巷成45°開口，沿15#煤層頂板平走159.48m後，平行於采區軌道巷（間隔30m）沿15#煤頂板掘進至采區北部邊界。采區西回風以+560水北回風大巷偏q33號測點西81.22m開口，沿15#煤頂板掘進至采區北部邊界。
四、回采工作麵布置：
本采區為雙翼采區，整個采區共布置11個工作麵，均為長壁式綜放工作麵，工作麵均采用一進、一回、內錯尾巷加走向高抽巷的布置方式。本采區陷落柱發育比較密集，工作麵之間淨留20m煤柱，工作麵進回風順槽開口20米沿煤層頂板布置，然後以10°栽坡見煤層底板後，其餘全部沿煤層底板布置，內錯尾巷沿煤層頂板布置，走向高抽巷沿11#煤層掘進布置考慮。
第四章 采區運輸、防排水與供電
§4—1 采區運輸
本采區運輸設備選型：
采區軌道巷平均坡度2.2°，長度1450米，最大載重24噸（為安全考慮，支架與支架車總重量按24噸計算）則：
擬選SQ-90D型絞車無極繩絞車一部，牽引力為9183.7Kgf，功率為132KW，選直徑為26mm鋼絲繩，破斷力總和為43981.4Kgf，每百米鋼絲繩重量為244Kg。
S最大=24000×sin2.2°＋244×1350/100× sin2.2°+24000×cos2.2°×0.012＋244×1350/100×cos2.2°×0.2
=1982.9Kg＜9183.7Kgf
故，選SQ-90D型絞車一部，選直徑26mm鋼絲繩，破斷力總和為43981.4Kg。
驗算：1982.9×6.5=12888.85＜43981.4Kg；安全。
同理，回風順槽經計算選JWD-55型無極繩絞車一部，進風順槽、采區皮帶巷選JD—11.4絞車6部。
⑵軌道巷下部車場，最大坡度13°，全長按78.4米，YBK2280M—8型回柱絞車一部，牽引力為36734.7Kgf，功率為45KW，選直徑為31mm鋼絲繩，破斷力總和為70147.5Kgf，每百米鋼絲繩重量為396.3Kg。
S最大=24000×sin13°＋396.3×78.4/100×sin13°
＋24000×cos13°×0.012＋396.3×78.4/100
×cos13°×0.2
=5810.9Kgf＜36734.7Kgf
選YBK2280M—8型回柱絞車，功率45KW，牽引力為36734.7＞5810.9Kgf；選直徑31mm鋼絲繩，其破斷力總和為70147.5Kgf。
驗算：5810.9×6.5=37770.85＜70147.5Kgf，安全。
故在運輸支架、過渡支架等大型設備時，選用YBK2280M—8型回柱絞車一部；平時可長期安裝JD—40型調度絞車一部，用於日常材料的運輸，經計算每鉤重量不得超過12000Kg。
§4—2采區防排水和灑水
一、采區排供水、供液選型：
采區供水采用靜壓供水係統。
本采區最大湧水量為40立方米/小時，正常湧水量為10立方米/小時，通過計算選型如下：
回進風順槽選BQW40-52/5-11N水泵三台，流量為40立方米/小時，揚程52米，功率11KW，其中一台備用。
乳化液泵選GRB315/31.5乳化液泵三台，功率200KW。
噴霧泵選KPB315/16A泵兩台功率110KW。
§4—3采區供電
一、采區負荷統計表（附後）：
二、采區配電室負荷計算：
1、按需用係數法計算
需用係數：Kx1=0.4＋0.6×= 0.4＋0.6×=0.45 cosφ=0.7
Kx2=0.286＋0.714×= 0.286＋0.714×=0.35 cosφ=0.6
有功功率∑P= Kx×∑P×0.9=0.45×7845.5×0.9=3202.4KW
無功功率Q=∑P×sinφ/cosφ×0.9=3202.4×1.02×0.9=2939.8KVR
視在功率S=√∑P12+ΣQ12 =√3202.42+2939.82 =4347.1KVA
長時負荷電流Ig1= S/×6=4347.1/×6=418.3A
有功功率∑P= Kx×∑P×0.9=0.35×978.4×0.9=308.2KW
無功功率Q=∑P×sinφ/cosφ×0.9=308.2×1.02×0.9=282.9KVR
視在功率S=√∑P12+ΣQ12 =√308.22+282.92 =418.4KVA
長時負荷電流Ig2= S/×6=418.4/×6=40.3A
Ig= Ig1+ Ig2= 458.6A
三、高壓電纜的選擇：
1、根據上述計算選MYJV22—3×185型電纜2250米，其長時允許電流504A﹥458.6A，符合要求。
2、按電壓損失校驗
⊿Uy=6000×0.05=300V
線路電壓損失：⊿U2=×458.6×0.7×2250/44.3×185=152.6V﹤300V
符合要求。
3、按熱穩定條件校驗
Id(3)=Sd/Up=100/×6.3=9.175KA
Smin= Id(3)×/C=9175×/80=57.34mm2﹤185 mm2符合要求。
四、高壓配電裝置選擇：
1、帶機組、破碎機高開
Kx= 0.4+0.6×Mmax/∑P =0.4+0.6×620/1674=0.62
S= Kx×1674/0.7=0.62×1674/0.7=1482.7KVA
I=1482.7/×6=142.7A<300A合格。
2、帶前溜、轉載機高開
Kx=0.4+0.6×Mmax /∑P =0.4+0.6×700/1800=0.63
S= Kx×1800/0.7=0.63×1800/0.7=1628.6KVA
I=1628.6/×6=156.7A<300A合格。
3、帶後溜高開
Kx=0.4+0.6×Mmax /∑P =0.4+0.6×700/1400=0.7
S= Kx×1400/0.7=0.7×1400/0.7=1400KVA
I=1400/×6=135A<300A合格。
4、帶順槽皮帶高開
Kx=0.4+0.6×Mmax /∑P =0.4+0.6×315/630=0.7
S= Kx×630/0.7=0.7×630/0.7=630KVA
I=630/×6=60.6A<150A合格。
5、帶采區皮帶高開
Kx=0.4+0.6×Mmax /∑P =0.4+0.6×315/990.6=0.59
S= Kx×990.6/0.7=0.59×990.6/0.7=836.1KVA
I=836.1/×6=80.5A<200A合格。
6、帶315KVA幹變高開
I=315/×6=30.3A<50A合格。
7、帶回進風高開
Kx=0.4+0.6×Mmax /∑P =0.4+0.6×55/148=0.62
S= Kx×148/0.7=0.62×148/0.7=131KVA
I=131/×6=12.6A<50A合格。
8、帶綜掘高開
Kx=0.4+0.6×Mmax /∑P =0.4+0.6×100/631.9=0.49
S= Kx×391.9/0.6=0.49×631.9/0.7=446.8KVA
I=446.8/×6=43A<150A合格。
9、總開關和聯絡開關:
選630A>488.7A合格。
五、高開校驗:
PBG型高開2秒鍾熱穩定電流12.5KA，額定動穩定電流為31.5KA。
1、動穩定性校驗
取其母線上最大三相短路電流校驗：
Ich=2.55×9.175=23.4KA＜31.5KA合格。
2、熱穩定性校驗
Irw=9.175×/2=3.24KA＜12.5KA合格。
通過計算電流、電壓等級，額定開斷電流等均符合供電要求。
六、按電壓損失驗算：
1、從陽坡堰降壓站到560水平中央配電室的電壓損失
⊿U1=×458.6×1000×0.7/44.3×240=52.3V
2、從560水平中央配電室到五采區一配電室的電壓損失
⊿U2=152.6V
3、由五采區二配電室到S8501工作麵設備列車移變電壓損失
五采區二配到工作麵設備列車移變的高壓電纜長時工作電流計算Kx=0.4+0.6×Mmax /∑P =0.4+0.6×700/1800=0.63
Ig=0.63×1800/×6×0.7=156.7A
⊿U3=×152.6×2300×0.7/42.5×95=105.4V
4、總電壓損失計算
⊿U=⊿U1+⊿U2+⊿U3=310.3V
⊿U％=310.3/6000×100％=5.17％＜7％；符合《全國供用電規則》規定。
七、低壓網絡的電纜選擇和控製開關的選擇：
1、按持續允許電流選擇電纜截麵，按電壓損失和熱穩定性進行校驗，並選擇供電係統的最遠、最大負荷工作溜電機，對其進行起動校驗，起動電壓符合要求，其配電點處電壓滿足起動器吸合電壓要求，電纜截麵選擇如供電係統圖。
2、采區低壓控製開關的選擇
本采區一律采用隔爆型或隔爆兼安全火花型電器，按工作機械對控製的要求選擇開關如供電係統圖。
八、低壓網絡的短路電流計算：
考慮了係統的電抗及高壓電纜的阻抗、電抗、壓降符合標準，經查《煤礦電工手冊》及《整定細則》綜采工作麵移變和電動機處的短路電流，如供電係統圖。
五 采 區 負 荷 統 計 表
序號 名 稱 規 格 數 量 功 率
1 采煤機 艾柯夫SL750 1 1474KW
2 工作溜 SGZ-1000/1400 2 2×1400KW
3 轉載機 SZZ-1000/400 1 400KW
4 膠帶輸運機 SSJ1200/3×315 1 945KW
5 膠帶輸運機 SSJ1200/2×315 2 2×630KW
6 膠帶輸運機 SJ80/2×40 4 4×80KW
7 破碎機 PLM3000 1 200KW
8 探水鑽 ZY-650 2 2×15KW
9 局扇 FDII№7.5 2 2×74KW
10 掘進機 S-100 2 2×152.5KW
11 乳泵 GRB-315/31.5 3 3×200KW
12 噴霧泵 KPB315/16A 2 2×75KW
13 調度絞車 JD-11.4 12 12×11.4
14 回柱機 JH2-14 2 2x17KW
15 回柱機 YBK2280M—8 1 45KW
16 調度絞車 JD-40 1 40KW
17 無極繩連續牽引車 JWD—55 1 55KW
18 無極繩連續牽引車 SQ—90D 1 132KW
19 排水泵 BQW40-52/5-11N 3 2×11KW
20 供液泵 4DA-8×2 2 11KW
21 刮板輸運機 SGD-80T 4 4×80KW
22 注水泵 BP-75/12 1 18.5KW
23 岩石鑽 KHYD40 1 2KW
合計：9448.3KW
五 采 區 設 備 明 細 表
序號 名 稱 規 格 數 量 備 注
1 采煤機 艾柯夫SL750 1
2 工作溜 SGZ-1000/1400 2
3 轉載機 SZZ-1000/400 1
4 液壓支架 ZF6200-17/32H 142
5 過渡支架 ZFG6600-17/32H 4
6 膠帶輸運機 SSJ1200/3×315 1
7 膠帶輸運機 SSJ1200/2×315 2
8 膠帶輸運機 SJ80/2×40 4
9 破碎機 PLM3000 1
10 探水鑽 ZY-650 2
11 局扇 FDII№7.5 2
12 掘進機 S-100 2
13 乳泵 GRB-315/31.5 3
14 噴霧泵 KPB315/16A 2
15 調度絞車 JD-11.4 12
16 回柱機 JH2-14 2
17 回柱機 YBK2280M—8 1
18 調度絞車 JD-40 1
19 無極繩連續牽引車 JWD—55 1
20 無極繩連續牽引車 SQ—90D 1
21 排水泵 BQW40-52/5-11N 3
22 供液泵 4DA-8×2 2
23 刮板輸運機 SGD-80T 4
24 注水泵 BP-75/12 1
25 岩石鑽 KHYD40 1
第五章 采區通風與安全
§5—1采區通風係統
本采區采用采區軌道巷、皮帶巷進風，采區回風巷回風的通風係統，回采通風方式為抽出式，掘進通風方式為局扇壓入式。
§5—2風量配備
一、風量計算與分配
本采區安排一套綜采，兩套綜掘同時生產，采區風量配備按《煤礦生產能力核定標準》中有關規定進行配風。
1、回采工作麵需風量計算
北丈八井為高沼氣礦井，根據《煤礦生產能力核定標準》中有關規定進行配風。計算過程如下：
①按瓦斯湧出量計算
Q采＝Q采回+Q采尾
Q采回＝100×q采回×KCH4回
Q采尾＝100×（q采尾／2.5）×KCH4尾
式中：
Q采——采煤工作麵實際需要風量，m³/min；
Q采回——回采工作麵回風巷實際需要風量，m³/min；
Q采尾——回采工作麵排瓦斯尾巷實際需要風量，m³/min；
q采回——回采工作麵回風巷風流中的平均瓦斯絕對湧出量，取7 m³/min；
KCH4回 ——回采工作麵回風巷風流瓦斯湧出不均衡係數，KCH4回取1.43；(正常生產條件下，連續觀測1個月，日最大絕對瓦斯湧出量與月平均日瓦斯絕對瓦斯湧出量的比值。)
q采尾——采煤工作麵排瓦斯尾巷風流中的平均瓦斯絕對湧出量，取10 m³/min；
KCH4尾——采煤工作麵排瓦斯尾巷風流瓦斯湧出不均衡係數，KCH4尾取1.43。（正常生產條件下，連續觀測1個月，日最大絕對瓦斯湧出量與月平均日瓦斯絕對瓦斯湧出量的比值。）
計算得：Q采回＝100×7×1.43=1001 m³/min；
Q采尾＝100×10/2.5×1.43=572 m³/min；
即：每個回采工作麵的需要風量為：Q采=1573 m³/min。
②、按工作麵溫度選擇適宜的風速進行計算：
Q采=60×V采×S采
式中：V采——采煤工作麵風速，m/s(工作麵溫度為15℃－21℃，故適宜風速為1.5 m/s)
S采——采煤工作麵的平均斷麵積，m2（工作麵最大控頂距為6.632m，工作麵最小控頂距為5.572m，采高為2.8m,計算得S采＝（6.632＋5.572）/2×2.8＝17.09 ㎡）
即：Q采=60×1.5×17.09=1538.1 m³/min
③、按回采工作麵同時作業人數計算需要風量：
每人供風≮4m3/min
Q采＞4N（m3/min） 式中：N――工作麵同時作業最多人數
即：Q采＞4×60=240（m3/min）
取以上三種計算的最大值為：Q采max=1573 m³/min
④、按風速進行驗算：
15S ＜ Q采＜240S
式中：S——工作麵平均斷麵積，m2
即：15S=15×17.09=256.35 m³/min；
240S=240×17.09=4101.6 m³/min。
即：256.35 m3/min＜ Q采max=1573 m³/min＜4101.6 m³/min，符合要求。
所以得：每個回采工作麵的需風量為1573 m³/min。
2、掘進工作麵需風量計算：
掘進工作麵配風根據《煤礦生產能力核定標準》中有關規定進行配風。計算過程如下：
①按瓦斯湧出量計算
Q掘＝100×q掘×K掘通
式中：Q掘——單個綜掘工作麵需要風量，m³/min；
q掘——綜掘工作麵回風流中平均瓦斯湧出量，取1.6 m³/min；
K掘通——瓦斯湧出不均衡係數，K掘通取1.43。（正常生產條件下，連續觀測1個月，日最大絕對瓦斯湧出量與月平均日瓦斯絕對瓦斯湧出量的比值。）
計算得：單個綜掘工作麵需風量為：
Q掘＝100×1.6×1.43=229 m³/min；
②按局部通風機吸風量計算
依據稀釋瓦斯需要風量計算結果，所有綜掘工作麵各選用1台FDII2×37kW型的對旋式局部通風機，實現雙風機雙電源。實測2×37kW局扇的實際吸風量為360m³/min。
另外，為保證局部通風機安裝巷道不發生風機循環風和瓦斯積聚，按巷道最低風速進行全風壓配風，風量為：
Q全＝15×S全
式中：Q全——安裝局部通風機巷道全風壓配風，m³/min；
S全——安裝局部通風機巷道斷麵積，取12㎡；
計算得：Q全＝15×12＝180 m³/min。
即：安裝風機巷道需風量為：
Q掘＝Q吸＋Q全＝360+180＝540m³ /min
③按掘進工作麵同時作業人數計算需要風量：
Q掘＞4N 式中：N――工作麵同時作業人數
則：Q掘＝4×25＝100 m³/min
取以上三種計算方法的最大值為
Q掘max=540 m³/min
④按風速進行驗算
15×S掘＜Q掘＜240×S掘
式中:S掘——有效過風斷麵積，取12㎡
計算得：180＜Q掘＜2880
即：180＜Q掘max=540 m³/min＜2880 符合規定要求
經過計算，為滿足各種條件要求，綜合比較得：
單個15＃煤層綜掘工作麵的需風量為：540m³/min。
則本采區2個綜掘工作麵的需風量為：Q掘＝540×2＝1080 m³/min。
§5—3通風構築物
一、硐室配風計算：
本采區隻設有一個采區配電室獨立通風，室內溫度瓦斯不高，根據經驗每個取60 m³/min。
二、采區總配風量計算：
Q采區總=（Q采+ Q掘+ Q硐室）×K
=（1573+1080+60）×1.50
=4069.5m3/min，取采區配風量為4070 m³/min
式中：K－需風係數，高瓦斯礦井取1.5。
三、采區負壓及等積孔
由於閻家莊分區現未進行基建和初步設計，采區負壓及等積孔暫時無法計算。
§5—4安全措施
一、粉塵和瓦斯管理
（1）粉塵和瓦斯是煤礦生產的主要災害，因此通風瓦斯管理工作非常重要，通風區應切實做好這項工作，絕不可有絲毫疏忽，對回采工作麵上隅角與長距離掘進頭重點勘查，發現隱患及時處理，要嚴格執行一炮三檢製，要加強通風係統的管理，確保風路暢通。
（2）布置瓦斯檢測係統，進行瓦斯自動檢測，並實行工作麵瓦斯電閉鎖。
（3）工作麵每班擱兩名專職瓦檢工，一名檢查回風落山角、機尾後20架及機尾回風20米瓦斯，另一名在回風側檢查（包括回風落山角、機尾、進風、工作麵風流、煤幫、機組前後20米範圍內、割槽、尾巷、回尾混合風流等處）。
（4）工作麵安設自動噴霧灑水係統，在工作麵拉架、放煤時，係統自動噴霧消塵。
（5）工作麵進回風順槽各安設兩道全斷麵噴霧、采區回風安設一道全斷麵噴霧，淨化風流，各轉載點及機組都用噴霧降塵。
（6）定期衝洗兩巷積塵。
（7）由通風區負責在回風巷向工作麵煤體鑽孔注水。
（8）工作麵工作人員佩戴防塵口罩，防塵設施專人使用，專人監護，保證正常使用，並做到無水不作業，噴霧設施達不到要求不作業。
二、預防火災的措施：
（1）采區電氣設備必須符合規程要求。
（2）機電峒室采用不燃性材料支護，並備滅火器材。
（3）工作麵順槽皮帶機頭10米範圍內用不燃性材料支護。
（4）可燃、易燃物品及火藥雷管的使用、保管、運輸應嚴格遵守規程有關規定。
（5）為避免煤層長期供氧積熱，導致發火，在回采時要加快回采速度，縮短回采期。
（6）工作麵放頂煤時，要盡量將頂煤放淨，減少落山丟煤，杜絕煤層自燃的可能性。
（7）通風區要在加強日常通風管理工作的同時，在構築工作麵順槽及采區永久閉牆的時候,必須掏槽,夯黃土,嚴禁填煤粉,做到耳聽無音,嚴密不漏。
第六章 采區巷道規格及支護方式
§6—1概述
一、回采工作麵布置：
本采區為雙翼采區，整個采區共布置11個工作麵，均為長壁式綜放工作麵，工作麵均采用一進、一回、內錯尾巷加走向高抽巷的布置方式。本采區陷落柱發育比較密集，工作麵之間淨留20m煤柱，工作麵進回風順槽開口20米沿煤層頂板布置，然後以10°栽坡見煤層底板後，其餘全部沿煤層底板布置，內錯尾巷沿煤層頂板布置，走向高抽巷沿11#煤層掘進布置考慮。
§6—2采區巷道規格及支護方式
一、巷道斷麵的設計
爬坡皮帶巷采取拱形斷麵，錨噴支護，巷道淨寬4.4m，直牆高1.6m，巷道淨斷麵積為11.41m2。
采區采區車場和軌道岩巷段均采用拱形斷麵，錨噴支護，巷道淨寬4.2m，直牆高1.8m，巷道淨斷麵積為13.64m2。
采區軌道巷采用矩形斷麵，錨杆支護，錨索補強，巷道淨寬5.0m，淨高3.0m，巷道淨斷麵積為15.00m2。
采區回風巷采用矩形斷麵，錨杆支護，錨索補強，巷道淨寬4.4m，淨高3m，巷道淨斷麵積為13.2m2。
高抽巷采用矩形斷麵，錨杆支護，錨索補強，巷道淨寬3.5m，淨高2.2m，巷道淨斷麵積為7.70m2。
回采工作麵進風順槽采用矩形斷麵，錨杆支護，錨索補強，巷道淨寬4.5m，淨高2.9m，巷道淨斷麵積為13.05m2。
回采工作麵回風順槽采用矩形斷麵，錨杆支護，錨索補強，巷道淨寬4.0m，淨高2.9m，巷道淨斷麵積為11.60m2。
內錯尾巷采用矩形斷麵，錨杆支護，巷道淨寬3.8m，淨高2.3m，巷道淨斷麵積為8.74m2。
切巷采用矩形斷麵，錨杆支護，巷道淨寬8.0m，淨高2.9m，巷道淨斷麵積為22.40m2。
二、支護形式
工作麵采用及時支護方式，即先移支架、後移前溜。
1、進、回風順槽端頭支護及進回風順槽管理
根據本采區工作麵進、回風順槽頂板管理經驗，結合本工作麵實際情況采取如下支護方式
(1)、進、回風順槽原有支護：
采用錨杆、鋼帶、錨索、槽鋼、金屬網聯合支護方式。
(2)、進風順槽端頭支護及超前支護：
〈a〉、正常情況下，進風順槽在距1#支架外沿0.5m處、切頂線往外，支設兩排跨溜棚，支設距離不少於12m；超前工作麵煤壁20m內支設單排順巷棚，與靠1#支架的一排跨溜棚支設在一條直線上。
〈b〉、在煤層傾角增大帶(煤層傾角大於8度)或頂板破碎帶，跨溜棚另增加兩排，其中一排與原有兩排跨溜棚並排交錯支設，另一排支設在距離下幫0.5m處，所增加的跨溜棚支設距離不少於12m。超前順巷棚另增加兩排，其中一排支設在距離下幫0.5m處，另一排與原有單排順巷棚並排交錯支設，三排順巷棚均超前工作麵煤壁40m。
(3)、回風順槽端頭支護及超前支護：
〈a〉、正常情況下，回風順槽在距120#支架外沿0.5m處支設兩排跨溜棚，一直支設到工作麵煤壁往外200m處。在距回風順槽下幫0.5m處另支設兩排順巷棚，並一直支設到工作麵煤壁往外200m處。保證回風順槽高度不得低於2.2米，遇底鼓現象必須起底，確保巷道高度不低於2.2米。
〈b〉、在煤層傾角增大帶(煤層傾角大於8度)或頂板破碎帶，跨溜棚再增加一排，支設在巷道中線上，並一直支設到工作麵煤壁往外40m處；順巷棚再增加一排，與靠煤幫的兩排順巷棚交錯支設，一直支設到煤壁往外40m處。
(4)、要求：以上跨溜棚、順巷棚均采用4.2m10# “Π”型鋼梁，配2.8m單體柱支設，一梁之下均不得少於三柱。采用兩排“Π”型鋼梁要求：排距0.2m，交錯2.1m；采用三排“Π”型鋼梁要求：排距0.2m，交錯1.4m；巷道超高時，頂板與棚之間構羅架木接頂，羅架木之間要有構木。單體柱應迎山有力，所支設的順巷棚或跨溜棚應與巷道中線平行。回風順槽所支設的單體柱必須穿鞋，木鞋為0.3×0.2×0.2m規格的優質木料；
(5)、超前工作麵20m往外的進、回風順槽由區工程隊負責清理維護。
2、缺口支護
平行順槽支設交錯板木梁維護頂板，木梁間距0.5m，每對板木梁交錯1.2m，由外向裏逐一支設，保證一梁兩柱，柱為單體柱。梁為ф18cm/2×2.4m的優質板木。
3、內錯瓦斯巷支護
①、鋪網同進風順槽。
②、鋼帶垂直巷道方向布置,緊貼頂板，鋼帶間距0.8m，一根鋼帶安裝4根頂錨杆,靠幫的頂錨杆距巷中1.3m並與頂板成700夾角傾斜向幫，其它頂錨杆與頂板垂直,中間兩根頂錨杆距巷中0.5m,鋼帶頭距巷幫0.1m。
③、幫錨杆排距0.8m,每排左右幫各打2根幫錨杆,頂板往下第一根幫錨杆距頂板0.7m，每幫上下兩根幫錨杆間距為0.7m。頂板往下第一根幫錨杆與巷幫成600夾角傾斜向上，另外一根幫錨杆與巷幫垂直。托板為水泥托板,垂直巷道頂底板緊貼巷幫布置。
④、隔兩排鋼帶打一根錨索, 錨索打在巷中,錨索間距為1.2m與2m相間排列,上2.7m長的槽鋼,眼距2m。一根槽鋼控製四排鋼帶。
⑤、內錯瓦斯巷停掘後，設備拆除完畢，要在巷中每隔2m打一根帽柱，要支在硬底上，打緊背牢，柱帽垂直巷道方向布置。
4、切巷支護
①、網的長邊垂直於巷道前進方向鋪設,長邊與長邊搭接20cm,巷中短邊搭接10cm,兩幫短邊鋪至底幫錨杆托板下沿,每隔0.2m聯網一道，聯網絲要雙邊“三花”布置。聯網時,將聯網絲對折成雙股,用聯網鉤扣扭三圈、擰緊壓平。
②、切巷鋼帶垂直巷道方向緊貼頂板布置，每排上兩根3.6m長的鋼帶,且靠巷中的兩個鋼帶眼要重疊,鋼帶間距0.8m，一排頂錨杆布置9根錨杆,間距0.8m,靠幫的頂錨杆距巷幫0.3m並與頂板成700夾角傾斜向幫，其它頂錨杆與頂板垂直，鋼帶頭距巷幫0.1m。
③、切巷兩端頭各5m巷道頂錨杆每排布置10根,靠幫的頂錨杆距巷幫0.4m並與頂板成700夾角傾斜向幫，其它頂錨杆與頂板垂直,排距0.8m，間距0.8m，每排上兩根3.8m長的鋼帶,且靠巷中的兩個鋼帶頭距巷中0.1m，靠幫的鋼帶頭距巷幫0.1m。
④、工作麵側幫錨杆使用玻璃鋼錨杆,落山側幫錨杆同進風順槽。
⑤、切巷布置四排順巷錨索，即距巷中0.6m和2m分別各打一排錨索。錨索間距為1.2m與2m相間排列,上2.7m長的槽鋼,眼距2m,一根槽鋼控製四排鋼帶。切巷兩端頭各5m巷道布置4排順巷錨索,即距巷中1m分別布置一排錨索,距巷中2.6m分別布置一排錨索。錨索間距為1.2m與2m相間排列,上2.7m長的槽鋼,眼距2m,一根槽鋼控製四排鋼帶。
⑥、切巷距巷中1m（端頭距巷中1.4m）隔一排鋼帶打一根木柱,規格為∮16cm×3m的優質園木,三花布置,間距3.2m,頂板不好時,間距縮小為1.6m,即每排鋼帶下各打一根木柱。柱打在鋼帶下,緊跟在掘進機跑道處,要支在實底上打緊背牢。
⑦、其它同進風順槽。
5、回柱機窩支護
①、鋪網同回風順槽。
②、鋼帶垂直巷道方向布置,緊貼頂板，鋼帶間距0.8m，一根鋼帶安裝4根頂錨杆,中眼安裝一根∮17.8×7200mm的鋼絞線,間距0.8m,靠幫的頂錨杆距巷幫0.4m並與頂板成700夾角傾斜向幫，其它頂錨杆與頂板垂直，鋼帶頭距巷幫0.1m。
③、幫錨杆同進風順槽。
第七章 采區設備選型及計算
§7—1采煤機的選型及驗算
本采區按一次采全高，綜采低位放頂煤進行設計，按布置一個綜放工作麵，兩個綜掘頭，考慮高產高效及生產不均衡的影響，按年產250萬噸計算運輸能力。
Q=K=×1.25=744噸/小時
采煤運輸能力設計為744噸/小時。
掘進機使用S—100綜掘機，要求每個掘進頭日進10米，工作日為300天，日工作14小時計算，考慮生產不均衡因素，要求小時生產能力為25立方米/小時，而該綜掘機技術生產能力為100立方米/小時，完全能滿足生產需要。
一、采煤、運輸設備選型：
選用艾柯夫SL750采煤機一台，功率為1474 KW，前後工作溜均選SGZ-1000/1400型刮板輸送機，功率為2×700KW；轉載溜為SZZ—1000/400，功率為2×200=400KW，支架選ZF6200－17/30H型支架142架，過渡支架選ZFG6600－17/32H型支架4架。
§7—2運輸機的選型及驗算
一、皮帶選型
用逐點張力法計算，選型如下：
（1）采區皮帶選型
選DSJ120/150/3×315型膠帶運輸機型可伸縮帶式輸送機部，長度為1200米，帶速3.5m/S，輸送量為1500噸/小時，功率為945KW，膠帶選用PVC1400S阻燃抗靜電輸送帶，供貨長度2400~2500米。
§7—3順槽設備的選型
一、工作麵順槽皮帶（以S8501工作麵為例）
平均坡度為1.6°，順槽水平長1790米，選DSJ120//150/2×315型可伸縮帶式輸送機兩部，長度為分別為900米，帶速3.5米/秒，運輸能力1500噸/小時，功率945KW，膠帶選用PVC1400S阻燃抗靜電輸送帶，供貨長度1800-1900米。
§7—4支架的計算與選型
支架選ZF6200－17/30H型支架142架，過渡支架選ZFG6600－17/32H型支架4架。
§7—5其它設備的選型
采區供水采用靜壓供水係統。
本采區最大湧水量為40立方米/小時，正常湧水量為10立方米/小時，通過計算選型如下：
回進風順槽選BQW40-52/5-11N水泵三台，流量為40立方米/小時，揚程52米，功率11KW，其中一台備用。
乳化液泵選GRB315/31.5乳化液泵三台，功率200KW。
噴霧泵選KPB315/16A泵兩台功率110KW。
第八章 采區主要技術經濟指標
序號 名稱 單位 指標數量 備注
1 煤層厚度 米 7.19
2 煤層傾斜角度 度 5°
3 煤層容重 噸/米3 1.4
4 煤層灰分 %
5 采區設計能力
（1）年產量 萬噸/年 231
（2）日產量 噸/日 7706.5
6 采區傾斜角度 度
7 采區走向長度 米 3459.3—4067.5
8 采區湧水量 m3/小時
（1）正常湧水量 m3/小時 10
（2）最大湧水量 m3/小時 40
9 采區儲量 萬噸
（1）地質儲量 萬噸 4620.4
（2）可采儲量 萬噸 3816.5
10 采區服務年限 年 15.2
11 日生產天數 天 330
12 日采煤班數 班 2
13 采區上、下山長度 米
（1）軌道巷（正巷） 米
（2）回風巷 米
（3）皮帶巷—坡度 米—度
14 采煤方法 綜采
15 分層采高 米
16 頂板管理
17 回采工作麵長度 米 220
18 回采工作麵年推進度 米 1440
19 循環進度 米 0.8
20 循環產量 噸
21 掘進頭數 個 2
22 掘進日進水平 米 20
23 采區回采工日定員 人（個） 94
24 采區回采工平均效率 噸/工
25 回采工作麵可采走向長度 米
26 巷道總長度 米 86490
其中（1）準備巷道長度 米 5994
（2）回采巷道長度 米 58080
（3）其它巷道長度 米 386
其中（1）煤巷長度 米 0
（2）半煤巷長度 米 86104
（3）岩巷長度 米 386
27 采掘總比例關係 ： 1：4.65
其中（1）準備巷比 ： 1：0.32
（2）回采巷比 ： 1：3.12
（3）其它巷比 ： 1：1.20
28 掘進率 米/萬噸 22.7
29 采區回采率 % 82.6
30 采區風量 m3/分 4070
31 采區準備時間 日
附 錄
巷道支護及采掘比、掘進率
一、主要巷道規格及支護表：
斷麵
序號 名 稱 S荒（m2） S淨（m2） 支護方式
1 采區軌道巷開口小斷麵 9.80 8.93 錨噴
2 軌道巷上部車場、軌道巷岩巷段 14.639 13.644 錨噴
3 軌道巷煤巷段 16.43 15.00 錨杆、網、錨索
4 皮帶巷、回風巷、上倉皮帶巷煤巷段 14.57 13.20 錨杆、網、錨索
5 上倉皮帶巷岩巷段 12.357 11.414 錨噴
6 上倉皮帶巷機頭大斷麵 23.13 21.90 錨噴
7 工作麵進風巷 14.40 13.05 錨杆、網、錨索
8 工作麵回風巷（實體煤） 12.90 11.60 錨杆、網、錨索
9 工作麵回風巷（采空側） 12.60 11.60 全錨
10 工作麵切巷 24.90 22.40 錨杆、網、錨索
11 內錯尾巷（前半部） 9.84 8.74 錨杆、網、錨索
12 內錯尾巷（後半部） 8.4 7.59 錨杆、網、錨索
13 高抽下料巷車場和下料巷煤巷段 10.75 9.60 錨杆、網、錨索
14 高抽準備巷下料巷斜坡段 9.11 8.30 錨噴
15 高抽準備巷回風巷斜坡段 4.10 3.57 錨噴
16 高抽回風巷煤巷段 7.59 6.60 錨杆、網、錨索
17 走向高抽巷（前半部） 8.74 7.70 錨杆、網
17 走向高抽巷（後半部） 5.60 4.75 錨杆、網
18 走向高抽巷溜矸斜坡 1.68 1.51 噴漿
二、采掘比和掘進率：
1、各類進尺統計：
序號 項目 單位 岩巷 煤巷 小計
1 準備巷 米 386 5608 5994
2 回采巷 米 824 57256 58080
3 其它巷 米 22416 22416
2、采掘比：
序號 項目 單位 總進尺 準備巷 回采巷 其它巷
1 掘進總進尺 米 86490 5994 58080 22416
2 回采有效走向長 米 18595 18595 18595 18595
3 采掘比 1：4.65 1：0.32 1：3.12 1：1.20
3、掘進率：
序號 項目 單位 數量 掘進率（米/萬噸）
1 采區采出煤量 萬噸 3816.5
2 掘進總進尺 米 86490 22.7
3 準備巷進尺 米 5994 1.57
4 回采巷進尺 米 58080 15.2< |
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