1、山西朔州平鲁区龙矿大恒煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 前言前言一、概况山西朔州平鲁区龙矿大恒煤业有限公司是根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室晋煤重组办发200936号文关于朔州市平鲁区煤矿企业兼并重组整合方案(部分)的批复批准的由原山西朔州大恒煤业有限公司、山西朔州嘉强煤业有限公司、朔州市白土窑煤矿三座煤矿企业兼并重组整合而成的。龙矿大恒煤业有限公司隶属于山西龙矿能源投资有限公司管辖。企业性质为有限责任公司。山西省国土资源厅2009年10月核发证号为C1400002009101220038687采矿许可证，井田面积6.9097km2。批准开采4、9、11号煤层，重组后矿井2、生产能力180万t/a。被整合的大恒煤业有限公司是根据2006年3月17日山西省煤炭资源整合和有偿使用工作领导组办公室晋煤整合办核200619号文“关于朔州市平鲁区煤炭资源整合和有偿使用工作方案的核准意见”，由朔州市平鲁区歇马关煤矿和朔州市平鲁区小岭煤矿整合而成，整合后矿井名称为山西朔州大恒煤业有限公司，整合后矿井生产能力45万t/a，井田面积3.7309km2。批准开采4、9号煤层。属证件齐全的基建矿井。朔州市白土窑煤矿是上一次资源整合单独保留的市营煤矿，企业性质国有企业，井田面积1.5728km2，批准开采4、9、11号煤层，山西省煤炭工业局以晋煤行发2007115号文批准该矿进行综合机械3、化采煤升级改造，建设规模为60万t/a。山西朔州嘉强煤业有限公司是根据晋煤整合办核200619号文由朔州市平鲁区小芦家窑煤矿和朔州市平鲁区陶村乡白土窑煤矿资源整合而成，整合后矿井名称为山西朔州嘉强煤业有限公司，井田面积1.6061km2，批准开采4、9、11号煤层，整合后矿井生产能力30万t/a。龙矿大恒煤业根据省政府有关兼并重组整合文件要求委托我公司编制山西朔州平鲁区龙矿大恒煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计。二、编制矿井兼并重组整合初步设计的依据1关于加快兼并重组整合煤矿改造建设工作的安排意见（晋煤办基发200983号）；22009年10月14日山西省国土资源厅颁发的采矿许可证（证号4、：1400002009101220038687）；3.关于朔州市平鲁区煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复（晋煤重组办发200936号）；4.2009年11月山西克瑞通实业有限公司提交的山西朔州平鲁区龙矿大恒煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告；5山西省煤炭工业厅晋煤规发2010435号“关于山西朔州平鲁区龙矿大恒煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复”；6.设计委托书；7.国家颁发的相关的规程、规范及行业技术政策；8矿方提供的有关资料。三、设计的指导思想根据煤炭工业矿井设计规范，充分利用矿井现有设施及设备，本着投资少、见效快、效益好的原则进行设计。坚持一切从实际出发，实事求是，合理布置5、以采、掘、运为中心的各主要生产环节，力求系统简单，运行安全可靠，有提能潜力。学习和借鉴国内外煤矿设计和生产的先进经验，采用新设备、应用新工艺，提高采掘机械化水平、工作面单产，实现集中生产，将矿井建设成高产高效的现代化矿井。加强环境保护，积极开展“三废”治理，减少污染，变废为宝。对工业废水、生活污水、锅炉烟气进行处理，达标后排放。四、兼并重组整合初步设计的特点1本次设计既要充分利用现有设施，又要增加必要的工程和设施为矿井的长远发展奠定良好的基础。2井下巷道基本沿煤层布置，这样可以做到投资省、见效快，有利于进一步探明地质构造和煤层赋存条件。3采煤工艺采用综采放顶煤开采工艺，采煤工作面设备配套尽量重6、型化，这样既可保证采煤工作面生产能力，又能适应多变的煤层结构和地质构造。4从井下到地面煤炭运输采用胶带输送机连续运输形式，为实现自动化控制创造了条件，辅助运输采用连续牵引车牵引矿车运输。5充分利用现有井巷工程、地面设施和机电设备。五、设计的主要技术经济指标1矿井设计生产能力：1.8Mt/a；2矿井保有资源/储量191.8Mt，设计可采储量67.87Mt，矿井服务年限26.9a；3矿井移交生产时新增井巷工程长度9298m，掘进体积135624m3；4工业建筑物总体积46734.86m3，其中新增工业建筑物体积45881m3，利用原有工业建筑物体积853m3，新增栈桥总长度57m；行政、公共建筑总7、面积20097m2，总体积227265.4m3，均为新增建筑物；5.矿井在籍人数：709人；6.原煤生产效率： 12t/工；7.矿井及洗煤厂建设项目总资金共计87074.07万元。矿井建设项目总资金61601.23万元，铺底流动资金1485.29万元.新增建设项目造价（动态）56066.38万元，其中井巷工程11170.06万元,土建工程8290.45万元,机电设备购置11866.44万元,安装工程3897.08万元,其他基本建设费用（包括资源价款）14915.73万元,工程预备费3509.78万元,建设期利息2416.84万元。已完建设项目造价4049.56万元，其中井巷工程1502.31万8、元,土建工程398.34万元,机电设备购置1381.07万元,安装工程556.64万元,其他基本建设费用211.20万元。洗煤厂建设项目总资金25472.84万元. 铺底流动资金439.27万元，建设项目造价（动态）25033.57万元，其中土建工程13228.59万元,机电设备购置6256.88万元,安装工程2294.84万元,其他基本建设费用1446.06万元,工程预备费1393.58万元,建设期利息413.62万元。8.矿井吨煤投资：342.23元；9.建设工期：29个月；10.原煤吨煤成本：164.88元；11.投资回收期：6.10a。本次兼并重组整合初步设计（1.8Mt/a）与上次资9、源整合初步设计（45万t/a）变更对照见表0-1。初步设计变更对照表表 0-1序号系统名称原设计简述变更内容1矿井生产能力45万t/a180万t/a2井田面积3.7309km26.9097km23批准开采煤层4、9号煤层4、9、11号煤层4井田开拓斜井二水平开拓，+1080m水平开采4-1、4-2号煤，+1050m水平开采9-1、9-2号煤开拓方式不变，一水平+1077m开采4-1、4-2号煤，二水平1025m开采9-1、9-2、11号煤层5井筒主斜井净宽3.0m，斜长290m，倾角25进风行人斜井利用原主斜井，后期扩刷做回风斜井副斜井净宽3.2m，斜长310m，倾角20.4副斜井刷扩净宽3.10、2-4.5m，斜长310m，倾角20.4新打主斜井净宽4.5m，斜长823m，倾角16回风立井净直径4.0m，垂深169m不变（初期回风用）6采区划分全井田上下水平各层煤均划分为二个采区全井田上水平划分为三个采区，下水平划分为四个采区7采区大巷运输大巷断面3.32.1=6.6m2锚喷支护4.53.0=13.5m2,锚网索喷联合支护轨道大巷断面3.32.8=8.6m2锚喷支护4.53.5=15.8m2,锚网索喷联合支护回风大巷断面3.02.8=8.4m2锚喷支护4.53.5=15.8m2,锚网索喷联合支护8大巷原煤运输方式带式运输机DSJ80/40/90型，B800mm，运量400t/h，功率911、0KW，PVG-750NDTL120/145/4502，B1200mm，钢丝绳芯胶带输送机， 功率2450KW，St2000，运量1450t/h9轨道大巷辅助运输SQ-1200/55型连续牵引车功率55KWSQ-80/75型连续牵引车，功率75KW10采煤方法及回采工艺倾斜长壁综采放顶煤采煤方法，全部垮落法管理顶板，面长120m采煤方法、顶板管理不变，面长为200m11采煤机装备采煤机MG200-W，功率200KWMG200/500-WD，功率500KW刮板机SGB630/180，功率180KW，前后一致SGZ764/400，功率2200KW，前后一致支架ZF3600/17/32液压支架、ZF12、G3600/17/32过滤支架ZF8000/18/33基本液压支架、ZFG8000/20/35过渡液压支架喷雾泵WPZ320/6.5，功率132KWBPW-320/10K，功率75KW转载机SZB730/75，功率75KWSZZ830/200，功率200KW可伸缩皮带机SSJ800/90，功率90KWSSJ1200/3160，功率3160KW，增加ZY2700型皮带自移机尾乳化液泵站WRB200/31.5，功率132KWRW400/31.5，功率250KW破碎机PEM1000650，功率55KWPLM1500型破碎机，功率160KW12掘进工艺一个综掘工作面和一个普掘面二个综掘工作面13掘进工13、作面装备煤电钻、岩石电钻、刮板机、EBJ-75掘进机及后配套设备EBZ-150型综掘机，功率250KW一台，EBZ-120型综掘机，功率191.5KW一台及后配套设备14通风系统及方法中央分列式通风系统，主副斜井进风，回风立井回风中央分列式通风系统，三个进风斜井，一个回风立井机械抽出式通风方法本设计不变初步设计变更内容表0-1序号系统名称原设计简述变更内容15矿井通风矿井总风量43m3/s135m3/s通风等积孔分别为2.20m2和1.40m23.25m2和4.77m2、3.5m2通风难易程度容易时期属容易，困难时期属困难均为容易16主要设备选型(1)主斜井带式输送机TD75-1000型钢绳芯14、带式输送机B=1000mm，V=1.6m/s，GX1250N/mm，功率90KW钢绳芯胶带输送机，B=1200mm，V=2.5m/s，功率2400KW，St2500，500t/h(2)主斜井检修绞车选型不配检修绞车JTP-1.6型单滚筒绞车，电机功率75KW。（3）副立井提升绞车选型JK-2/30型绞车，电机功率160KWJK-2.5/30型绞车，电机功率280KW，架空乘人器RJY37-21/499型，功率37KW(4)主扇风机选型FBCDZ40-6-17B型，功率255KW，二台FBCDZ-8-28A型，功率2400KW(5)排水泵D85-454型，3台，功率75KW吸水管1945.0，排15、水管1334二趟MD155-306型，3台，电机功率132KW，吸水管2196，排水管1946(6)空压机SM-455A型移动螺杆空压机2台MLGF-21/G-132型螺杆式空压机2台排气量10.3m3/min21m3/min压力0.7MPa，功率55KW0.7MPa，功率为132KW17地面生产系统原煤出井后经二层筛分出+50mm拣矸后入块煤储煤场，25-50mm经皮带输入小块煤储煤场，-25mm进入末煤圆筒仓。总储量14600t主斜井运出至井口选煤厂18辅助设施机修车间525m2990m2机修设备34台套(包括综采维修)37台套(包括综采维修)综采设备库300m2540m2坑木加工房13516、m2加工设备3台216m2，加工设备5台19工业场地位置工业场地布置利用歇马关原工业广场利用并扩大原工业场地工业场地占地面积4.4hm2 (不含矸石场)副井场地10.29hm2，风井场地及其他3.25hm2，共计13.54hm2 20电气、安全监控及通讯电源线路一回引自西家寨35KV变电站，采用导线LGJ-120mm2，距离6km，另一回引自榆林35KV变电站，采用导线LGJ-120mm2，距离10km。电压等级10KV，建10KV变电站一回引自杏园110KV变电站，采用导线LGJ-185mm2，距离13km，另一回引自西神头110KV变电站，导线选用LGJ-185mm2，距矿13km，建3517、KV变电站初步设计变更内容表0-1序号系统名称原设计简述变更内容用电设备总容量3332.1KW9463.04KW工作容量2892.30KW8330.74KW年耗电量8.01106KWh41.5106KWh吨煤电耗18.01KW.h15KW.h主变压器S9-400/10 10/0.4KV二台，供工业场地低压设备用电SZ10-12500/35二台井下设备安装容量2223.8KW5524.6KW井下设备工作容量1982.0KW4594KWKJ101安全生产监控系统选用KJ78N型监控系统DT-KC2000产量监控系统清华紫光产量监控系统选KJ106型人员考勤定位系统利用已有KJ69N矿井人员考勤定位18、系统通讯选用一套HRD-128型128门扩容至256门数字程控交换机21地面建筑工业建筑总体积37153.4m3，新增36282.4m3，皮带栈桥310m，行政公共建筑新增总面积2490m2，均为新增工业建筑总体积46734m3，新增45881m3，行政公共建筑总面积20097m2，均为新增，皮带栈桥57m，均为新增22给水排水矿井总用水量852.71m3/d2603.67m3/d全矿排水量1295.11m3/d2062.51m3/d，用于矿井配套选煤厂23采暖通风与供热矿井采暖热负荷6.14MW，选4.2MW热水锅炉和1台，0.7MW热水锅炉1台，WWW2.8-95/70-A型蒸汽锅炉一台，19、夏季0.7MW锅炉运行矿井采暖热负荷11.16MW，副井场地利用原有3台、新选1台热水锅炉，总热功率12.60MW，主井井口设施由选煤厂锅炉供给24建井工期27个月29个月25矿井投资固定资产9443.63万元60115.94万元(包括升级改造投资)吨煤投资209.86元/t342.23元/t矿井总投资10615.07万元61601.23万元生产成本127.52元/t164.88元/t26劳动定员及工效全矿劳动定员368人709人全员效率6.0t/工12.0t/工六、存在的主要问题及建议1本矿在4-1、4-2、9-1、9-2煤层中均分布有采空区，采空区积水是一大隐患，矿井生产要加强采空区探放水20、工作，防止造成水害事故。2F1断层西侧煤层位于奥灰岩溶水水位之下，需加强断层的导水性探测工作，防止造成水害。3建议申请开采8号煤层采矿权。4.本井田南北方向断层较发育，为保证综采工作面的合理布置及正常开采，必须对一采区进行三维地震勘探，查明断层落差及导水性。山西源通煤矿工程设计有限公司 - 17 -山西朔州平鲁区龙矿大恒煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 第一章 井田自然概况及周边煤矿和小窑现状第一章井田自然概况及周边煤矿和小窑现状第一节井田自然概况一、交通位置龙矿大恒煤业有限公司矿井位于朔州市平鲁区井坪镇之东南20km处陶村乡铁佐沟村一带，行政区划分属平鲁区陶村乡管辖，地理坐标为东经121、1228111123054，北纬392606392811。该矿西北距井坪镇20km，有村间公路可通过S206公路至朔州市，南直距朔城区20km，沿平鲁朔州公路向南约10公里，主井工业场地通过S214公路可至朔州市与大（同）-运（城）二级公路干线及北同薄铁路线神头站相衔接，通往全国各地。交通运输极为便利。交通位置见图1-1-1。二、地形地貌井田位于管涔山脉东麓，呈中山丘陵地貌，地表大部为黄土覆盖。谷中有少量基岩出露，井田内黄土冲沟发育，相间分布有黄土梁峁，地形比较复杂。井田总的地势为北高，南低。地形最高点为东北部山梁上，标高1325.0m，地形最低点为井田西南部冲沟中，标高1165.0m，最大相22、对高差160.0m。三、河流井田内地表河流不发育，各沟谷平时干涸无水，唯雨季时才汇集洪水，沿沟排泄，向西南流出井田汇入马关河。马关河在大平易乡东汇入桑干河，属海河流域桑干河水系。四、气象及地震情况井田位于晋北高寒地带，冬季气候寒冷干燥，夏秋天气凉爽，春季则多风沙，属典型的大陆性气候。全年平均气温4.5，一月份最冷，平均气温-12，极端最低气温-32.0。七月份最热，平均气温20，极端最高气温38.0。平均年降水量462mm，主要集中在6、7、8月份，占全年降水量的67-75%以上。年蒸发量2080-2516mm之间，平均2351mm左右。全年无霜期100120天。霜冻结冰期为10月下旬到次年423、月，最大冻土深度1.50m。本区风沙大，八级以上大风（风速大于17.2m/s）约25天。风沙日在290天以上，且多集中在冬春季节。风向以西北风最多，最高风速可达21m/s以上。根据建筑抗震设计规范，本区抗震烈度属7度区。第二节周边煤矿和小窑兼并重组整合井田周边分布有3座生产煤矿和4座关闭矿井，生产煤矿分别为北侧的兴陶煤矿，西侧的芦家窑煤矿和南侧的杨涧煤矿。4座关闭矿井均位于井田东侧，由北向南分别为麻地湾煤矿、大咀沟煤矿、铁佐沟煤矿和白陶煤矿。相邻关系详见图1-2-1。现将各相邻煤矿基本情况简述如下：一、兴陶煤矿位于整合井田北侧，井田面积2.0153km2，批准开采4、9号煤层，采用斜井开拓，矿24、井核定生产能力60万t/a，现开采4号煤层，采煤方法为壁式炮采，井下涌水量500m3/d，为低瓦斯矿井。根据本次重组整合方案，该矿与相邻的洪泉煤业有限公司重组整合，整合后的煤矿名称为山西朔州平鲁区华美奥兴陶煤业有限公司，整合后井田面积4.25km2，批准开采4、9、11号煤层，整合后批准生产能力150万t/a，采空区距本矿300m，对本矿煤层开采无影响。二、芦家窑煤矿位于整合井田西侧，根据本次重组整合方案，该矿批准为单独保留矿井，该矿井田面积为8.5827km2，批准开采4、8、9、11号煤层，核定生产能力为120万t/a，属基建矿井。采用斜井开拓，采煤方法为长壁式综采放顶煤采煤法。井下瓦斯相25、对涌出量0.92m3/t，绝对涌出量为0.90m3/min，为低瓦斯矿井。现开采4-1号煤层，井下正常涌水量为15m3/h，最大为30 m3/h，该矿分布的采空区相距本矿井田边界约500m，对本矿煤层开采无影响。三、杨涧煤矿朔州市朔城区杨涧煤矿属朔城区地方国营煤矿。位于整合井田南侧，设计生产能力90万t/a，相邻杨涧煤矿开采情况对本井田煤层开采基本无影响。整个矿井涌水量不大，4号煤层矿井涌水量700m3/d，雨季最大约900m3/d；9号煤层矿井涌水量300m3/d，雨季最大约500m3/d，每天排水58h。四、麻地湾煤矿、大咀沟煤矿、铁佐沟煤矿、白陶煤矿麻地湾煤矿、大咀沟煤矿、铁佐沟煤矿、白26、陶煤矿位于龙矿大恒煤业有限公司井田东部，其煤层底板等高线均高于本井田，上述四矿均属村办小煤矿，曾开采4号等煤层，开拓方式为斜井，矿井生产能力6-9万t/a。已于2005年前先后关闭，具体开采情况不详。上述四矿开采中形成的采空区积水、积气是本矿开采中的主要隐患之一，本矿开采中一定要搞好探、放水工作，防止透水事故发生。山西朔州平鲁区龙矿大恒煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 第二章 兼并重组整合的条件第二章兼并重组整合的条件第一节资源条件一、井田地质勘探程度及地质报告批准文号1、2006年8月4日-2006年9月12日山西省煤炭地质公司为原嘉强煤矿，施工有2个钻孔（ZK1、ZK2号钻孔），钻27、探总进尺为496.88m。提交了山西朔州嘉强煤业有限公司资源整合地质报告朔州市煤炭工业局以朔煤发200619号批复该报告。2、2006年5月2006年10月，山西省煤炭地质公司在井田北部原大恒煤矿井田内施工有4个钻孔（补1、补2、补3、补4号钻孔），总进尺为1027.79m，提交了山西朔州大恒煤业有限公司矿井资源整合地质报告山西省省煤炭工业局以晋煤规发2007296号文批复该报告。3、2007年10月山西同地源地质矿产技术公司编制了山西省朔州市白土窑煤矿机械化升级改造矿井地质报告山西省煤炭工业局以晋煤规发2008385号批复该报告。4、山西克瑞通实业有限公司2010年1月编制的山西朔州平鲁区龙28、矿大恒煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告。山西省煤炭工业厅以晋煤规发2010435号文批复该报告。二、矿井地质1、地层井田内大部分被黄土覆盖，局部见基岩出露。根据钻孔揭露情况，对井田地层由老到新分述如下：（1） 奥陶系中统上马家沟组（O2s）为含煤岩系基底，埋于井田深部， X1号钻孔揭露本组厚度272.25m。（2）石炭系中统本溪组（C2b）在井田内无出露，根据钻孔资料，本溪组厚度为22.0-43.32m， 平均31.78m。主要由灰色、灰白色砂岩、砂质泥岩及泥岩组成。（3）石炭系上统太原组（C3t）井田内主要含煤地层，据钻孔揭露，本组厚度75.75113.57m，平均厚91.02m。主要由29、砂质泥岩、泥岩和9层煤层组成，其中4-1、4-2、8、9-1、9-2号煤层为稳定可采煤层，11号煤层为大部可采煤层，10、12为不稳定不可采煤层。（4）二叠系下统山西组（P1s）井田内含煤地层之一，中下部发育13层薄煤层，分别为1、2、3号煤层，均为不稳定不可采煤层。（5）二叠系下统下石盒子组（P1x）本组主要为灰黄色及淡黄色厚层状中粗砂岩与青灰色砂质泥岩、泥岩互层。本组厚度70.00132.50m，平均98.87m。（6）二叠系上统上石盒子组（P2S）本组岩性主要由紫红、黄绿、淡绿色泥岩、砂质泥岩，黄绿、淡黄色中、粗粒砂岩组成，据地表出露和钻孔揭露资料，最大残留厚度约120m左右。（7）上第30、三系上新统（N2）厚度0-20.00m，平均5.00m棕红色亚粘土，砂质粘土，含多层钙质结核。(8)第四系上更新统（Q3）主要为第四系上更新统黄土层，广泛分布于井田各处。厚度0m90.00m，平均37.00m左右。2、含煤地层井田内含煤地层为太原组、山西组。（1）太原组（C3t）为井田主要含煤地层，含4-1号、4-2号、8号、9-1号、9-2号、11号6层可采煤层及10号、12号两层不可采煤层。（2）山西组（P1s）主要由砂岩、砂质泥岩、泥岩及粉砂岩组成，其中下部发育3层薄煤层，均为不稳定不可采煤层，含煤性较差。3、井田构造本井田位于区域构造宁武向斜北段东翼，受次一级构造影响，本井田总体为一向31、斜构造，向斜轴位于井田西南部，轴向北北西，井田大部属于向斜东翼。东翼地层北部较缓，倾角3左右，南部稍陡，倾角4-6，西翼倾角约3左右；另外，本井田共发育7条断层，现叙述如下：（1） F1断层：位于井田中部，为正断层，走向北北东，倾向西，倾角75，落差1970m。该断层纵穿全井田，井田内延伸长度3530m。为马关河东普查勘探中发现。（2） F2断层：位于井田东北部，为正断层，走向北北西，倾向南西，倾角75，落差18m。井田内延伸长度约1270m，井下巷道揭露断层。（3） F3断层：位于井田西北部，正断层，该断层由兴陶煤矿延伸而来，走向北北东，倾向西，倾角75，落差35m，井田内延伸长度约400m32、。为马关河东普查勘探中发现。（4） F4断层：位于井田北部，正断层，走向近南北，倾向西，倾角85，落差813m，井田内延伸长度约600m，原大恒煤矿井下开采中发现。（5）F5断层：位于井田北部F3断层以西，正断层。走向大致与F3断层平行，倾向西，倾角85，落差8m，井田内延伸长度约620m，原大恒煤矿井下开采中发现。（6）F6断层：位于井田中部F1断层之西，由原白土窑煤矿井下开采中发现。为正断层，断层走向北北东，倾向西，倾角73，落差3m，延伸长度550m。（7）F7断层：位于井田中部，F1断层之东，由原白土窑煤矿井下巷道揭露，亦为正断层。断层走向北北东，倾向西，倾角72，落差3m，延伸长度533、00m。井田内未发现陷落柱及岩浆岩活动。综上所述，本井田构造总体属简单，偏中等。除F1、F2断层落差大，对煤层开采及采区布置有一定的影响外，其它断层落差小，对煤层开采影响甚微。4、煤层（1）含煤性井田内赋存的主要含煤地层为太原组，次要含煤地层为山西组，现将含煤地层的含煤性分述如下：1）山西组（P1s）本组含煤3层，为1、2、3号煤层，均属不稳定、不可采煤层，煤层平均总厚0.59m，本组平均厚度为43.16m，含煤系数1.4%。2）太原组（C3t）为井田主要含煤地层，共含煤9层，自上而下分别为4-1、4-2、5、8、9-1、9-2、10、11、12号煤层，其中4-1、4-2、8、9-1、9-2、34、号煤层为全区稳定可采及基本可采煤层，11号煤层为大部可采煤层，煤层平均总厚30.67m，本组平均厚度为91.02m，含煤系数为33.7%。（2）可采煤层井田可采煤层为4-1、4-2、8、9-1、9-2、11号煤层，现分述如下：1）4-1号煤层：赋存于太原组顶部，4号煤层本井田分叉为4-1、4-2号煤层，4-1号煤层厚度5.8018.81m，平均10.28m，属全区稳定可采的厚煤层。该煤层结构复杂，含夹矸06层，夹矸岩性多为高岭岩、炭质泥岩和砂质泥岩。本煤层顶板为中砂岩、砂质泥岩、泥岩，底板为中、细、粉砂岩、泥岩。井田中北部原大恒煤矿和白土窑煤矿整合前开采此煤层。2）4-2号煤层：位于4-1号煤35、层之下，为4号煤层分叉煤层，上距4-1号煤层5.65-9.05m，平均7.22m，煤厚2.478.35m，平均4.90m，结构简单， 一般含夹矸12层，偶见3层夹矸，全区稳定可采，顶板为细砂岩，粉砂岩、砂质泥岩，底板为细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩。井田南部原嘉强煤矿曾开采此煤层。3）8号煤层：位于太原组中部，上距4-2号煤层7.5015.25m，平均10.38m。煤层厚度0.763.55m，平均1.47m，为全区稳定可采煤层，该煤层结构简单，有时含一层夹矸。该煤层顶底板均为粉砂岩、砂质泥岩及泥岩。4）9-1号煤层：位于太原组中下部，为9号煤层的分叉煤层，上距8号煤层0.71-12.25m，平均4.36、30m。井田西北部为合并区，其余地段均为分叉区。分叉区9-1号煤层厚度3.1510.95m，平均6.88m。煤层结构复杂，大多含夹矸23层，局部为1层或4层.井田内该煤层层位稳定，分叉区均达可采。顶板岩性为中、细、粉砂岩，砂质泥岩及泥岩，底板岩性为中、细粉砂岩、砂质泥岩及泥岩。井田内各煤矿整合前均曾开采此煤层。5）9-2号煤层：位于太原组下部，上距9-1号煤层0.5020.23m，平均8.89m，煤层结构复杂，含夹矸16层。煤层厚度4.74-13.50m，平均7.17m，在分叉区内9-2号煤层均达可采，其厚度4.748.75m，平均6.21m。井田西北部与9-1号煤层合并为一层。合并区厚度1237、.30-13.50m，平均12.90m。合并区内补2号孔9号煤层相变为炭质泥岩，故合并区内9号煤层大部分不可采。煤层顶板岩性为砂质泥岩、泥岩，底板岩性为粉砂岩、砂质泥岩。6） 11号煤层：位于太原组底部，上距9-2号煤层4.8011.85m，平均7.81m。煤层厚度05.79m，平均3.03m。井田内除补2号孔该煤层尖灭外，其余地段均达可采，为井田内较稳定大部可采煤层，该煤层结构较简单，大部含夹矸12层，偶见有5层夹矸，夹矸岩性为高岭岩或炭质泥岩。该煤层顶板为细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩，底板为砂岩，局部为砂质泥岩。可采煤层特征见表2-1-1。可 采 煤 层 特 征 表表2-1-1煤层号煤层厚度（38、m）煤层间距（m）结构(夹矸数)稳定性可采性顶底板岩性顶板底板4-15.80-18.8110.285.65-9.057.22复杂(0-6)稳定全区可采中砂岩粉砂岩砂质泥岩泥岩中、细、粉砂岩、泥岩4-22.47-8.354.90简单(1-3)稳定全区可采细砂岩粉砂岩砂质泥岩细砂岩、粉砂岩砂质泥岩7.50-15.2510.3880.76-3.551.47简单(0-1)稳定全区可采粉砂岩砂质泥岩泥岩中砂岩、粉砂岩砂质泥岩泥岩0.71-12.254.309-13.15-10.956.88较复杂(1-4)稳定分叉可采中、细、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩中、细、粉砂岩砂质泥岩泥岩0.50-20.238.899-39、2(9-1+9-2)4.74-13.507.17复杂(1-6)稳定大部可采砂质泥岩泥岩粉砂岩砂质泥岩4.80-11.857.81110-5.793.03复杂(1-5)较稳定大部可采细砂岩粉砂岩砂质泥岩粗、中、细砂岩砂质泥岩5、煤质（1）物理性质及煤岩特征根据肉眼鉴定，本井田4-1、4-2、8、9-1、9-2、11号煤层物理性质基本相似，外观颜色为褐黑色，沥青玻璃光泽，致密坚硬。4-1、4-2号煤层上部以镜质组、丝质组为主，壳质组含量较少。4-1、4-2号煤层下部以丝质组、镜质组为主。8、9-1、9-2号煤层以镜质组为主，丝质组次之。11号煤层以镜质组、丝质组为主。（2）煤的化学性质及工艺性能根40、据煤芯、煤样分析结果，对井田各可采煤层煤质特征见表2-1-2。各煤层煤质特征表2-1-2煤层号原工业分析（%）发热量(MJ/kg)磷Pd(%)胶质层厚度粘结指数煤类浮水分(Mad)灰分(Ad)挥发分(Vdaf)全硫(St.d)Qgr.dX(mm)Y(mm)4-1原0.75-5.903.6923.34-37.2429.3436.20-49.2241.060.15-1.110.5518.13-23.9821.97CY浮2.39-5.443.946.98-12.778.9038.43-41.5640.530.49-1.070.7228.46-30.5129.490.002-0.0040.00340-41、56463-74.33-149.34-2原0.67-5.013.3711.71-39.8723.7537.47-45.2941.500.27-3.241.3217.61-28.0623.36CY浮2.13-5.593.915.12-11.088.2739.48-43.3341.530.60-1.891.0929.04-31.0429.940.001-0.0040.00338-6147.503-116.49-1210.98原0.84-5.5683.6316.28-33.2924.3640.55-44.1942.261.12-4.902.7220.53-26.7824.21CYQM浮1.56-5.42、413.307.27-11.279.2740.19-44.8542.310.76-2.221.5729.57-30.6230.030.002-0.0630.02346-611.85-106.810-4623.89-1原1.55-4.683.3814.09-32.0625.1537.94-44.4141.411.05-2.341.7220.71-28.6423.55CY浮1.85-5.023.687.48-9.778.6639.14-43.4941.400.62-2.171.3829.66-30.2729.940.00740-5448.45-6.45.717-29.621.49-2原1.02-443、.212.7615.05-47.6732.6039.34-46.0743.381.16-3.892.0117.13-27.7220.90CY浮2.60-4.293.518.32-12.339.5440.79-46.2142.211.02-2.261.4529.43-30.2029.850.00638-4843.75-85.816-2620.711原1.28-5.002.9819.26-48.0928.5235.177-44.6540.560.96-3.782.1414.51-25.8221.47CYQMBN浮2.26-5.653.476.20-15.729.4634.15-44.8141.0644、0.77-2.291.4927.12-31.2029.860.00242-5046.70-73.170-5823.1山西源通煤矿工程设计有限公司 - 83 -山西朔州平鲁区龙矿大恒煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 第二章 兼并重组整合的条件（3）煤的可选性各煤层可选性等级见表2-1-3。 各煤层可选性等级表 表 2-1-3煤层号给定浮煤灰分（Ad）%分选比重0.1产率%可选性等级浮煤回收率%回收等级4-1121.4351.5极难选31.5低等151.5146.0极难选47.5中等4-2101.4147.9极难选67.0良等121.4934.0难选82.5优等9(9-1、9-2)101.45、4261.1极难选66.0良等121.5414.2中等可选79.5优等11121.3952.5极难选37.0低等151.5623.7较难选52.5良等6、煤类及煤的用途按照中国煤炭分类国家标准（GB575186），以浮煤挥发分（Vdaf）、粘结指数（G）和胶质层最大厚度（Y）为划分指标，井田内各煤层煤类分布情况如下：4-1、4-2、9-1、9-2号煤层煤类均为长焰煤（CY）。8号煤层煤类大部为长焰煤（CY），北部分布少量气煤（QM）。11号煤层煤类大部为长焰煤（CY），南部分丰少量气煤（QM），西北部有少量不粘煤（BN）。根据煤质特征，各煤层可作为良好的动力用煤及炼油用煤。7、矿井水文地质（146、）地表河流井田内无常年性地表河流，各沟谷平时基本干涸无水，仅雨季时才汇集洪水沿沟排泄，向南流出井田，然后向西南汇入马关河。（2）含水层1） 奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层岩性以浅灰色、灰色巨厚层状石灰岩为主。另据井田南侧杨涧煤矿水源井资料。由X1号水文钻孔资料推测，本井田奥灰水位标高约为1078.50-1086.50。2）太原组、山西组砂岩裂隙含水层太原组、山西组砂岩相间于各地层之间，分布在3-4层中。具有一定含水条件。一般富水性弱。3）上、下石盒子组砂岩裂隙含水层井田上、下石盒子组地层中，赋存有6-8层中、粗粒砂岩，总厚度达26-42m，局部裂隙发育，具有一定的含水条件。该含水层一般富水性较弱。47、（3）隔水层井田内主要隔水层为石炭系中统本溪组，厚43.32m。（4）采空区、古空区积水井田内各矿整合前分别对4-1、4-2、9-1、9-2号煤层进行了部分开采，分布有部分采空区。据本次调查，井田采空区、古空区共分布积水区19处，总积水量约305625m3。分布邻矿采空积水区1处，积水量80000m3。具体积水情况详见表2-1-4。 采（古）空区积水量估算结果表 表2-1-4煤层积水区位置积水区面积 (m2)煤层厚度（m）积水系数煤层倾角（）积水量（m3）4-1原大恒煤矿西部采空区13808.800.1531824原市营白土窑煤矿西部采空区135008.000.1531629075008.0048、0.15390134-2原市营白土窑煤矿东部采空区217503.450.15511270273003.450.15514150253003.450.15513170原嘉强煤矿南部采空区256002.600.1561003921002.600.1568159-2原市营白土窑煤矿东部采空区197506.000.15317320181506.000.15316420原嘉强煤矿采空区76138.000.155918514286.050.155130063758.000.1557692原嘉强煤矿东部古空区231257.350.15625500原大恒煤矿东部采空区420007.250.153457383749、5007.250.15340837402507.250.153438328原嘉强煤矿东部古空区320001.500.156724011原嘉强煤矿东部古空区265003.500.156139904-1相邻铁佐沟煤矿采空区4010013.300.15380000合计385625（5）奥灰岩溶水本井田奥灰水位标高约为1078.50-1086.50，而井田4-1、4-2、8、9-1、9-2、11号煤层在井田西部向斜轴部的最低底板标高为960-1020m，即井田西部各可采煤层均分布一定范围的带压区，用奥灰突水系数计算公式对井田西部带压区开采各可采煤层的最大突水系数进行了计算，计算结果见表2-1-5。采用50、公式：Ts=P/MTs：突水系数（Mpa/m）P：隔水层承受的水压MpaM：底板隔水层厚度（m） 井田西部奥灰最大突水系数计算成果表 表2-1-5煤层煤层底板标高（m）奥灰水位标高（m）隔水层承受的水压（Mpa）隔水层厚度（m）突水系数Mpa/m公式4-110201081.100.599104.760.0057T=P/M4-210101081.100.69793.780.007489901081.100.89382.280.0119-19801081.100.99168.750.0149-29701081.101.08957.260.019119601081.101.18746.280.02651、上述奥灰突水系数计算结果均小于受构造破坏地段奥灰突水系数临界经验值0.06MPa/m和正常地段奥灰突水系数临界经验值0.10MPa/m。在无导水构造沟通的情况下无奥灰突水威胁。值得注意的是井田内F1正断层最大落差70m，使得断层两侧煤系地层与奥陶系灰岩直接对接，在断层附近开采时应防范奥灰水沿煤层突入巷道造成水害事故。（6）矿井水文地质类型本矿井水文地质类型应属中等类型。（7）矿井涌水量及预算整合前各煤矿分别开采4-1、4-2、9-1、9-2号煤层，原白土窑煤矿开采4-1、9-1号煤层，实际生产能力为15万t/a，矿井4-1号煤层正常涌水量360m3/d，雨季最大约432m3/d；9-1号煤层矿52、井正常涌水量为380m3/d，雨季最大涌水量450m3/d；原大恒煤矿歇马关坑口开采4-1号煤层，矿井实际生产能力为45万t/a，矿井正常涌水量432m3/d，雨季最大约480m3/d。原嘉强煤矿开采9-1号煤层，矿井实际生产能力30万t/a，井下正常涌水量300m3/d，雨季最大涌水量360 m3/d。现以原大恒煤矿开采4-1号煤层涌水量和原嘉强煤矿开采9-1号煤层涌水量为参照，采用富水系数比拟法对矿井整合后生产能力达到180万t/a时的井下涌水量预算如下：计算公式为：Q=P/P0Q0 式中：P0为现矿井生产能力，万t；Q0为现矿井涌水量，m3/d；P为扩大后的生产能力，万t；Q为扩大后的涌53、水量，m3/d。计算求得：若开采4号煤层矿井生产能力达到180万t/a时，则矿井正常涌水量预计为1728m3/d，最大为1920m3/d。若开采9号煤层生产能力达到180万t/a时，则矿井正常涌水量预计为1800m3/d，最大为2160m3/d。（8）供水水源目前该矿生活用水取自附近村庄浅层水井，属第四系砂砾层水，水质尚好，水量尚可满足矿区生活用水要求。井下防尘及地面煤堆防尘降温则使用井下排水，完全可满足用水需要。当上述水源出现困难，不能满足矿井用水量时，可考虑打深井采奥陶系灰岩水，奥灰水水质好，水量足，为理想的远景水源。8、其他开采技术条件（1）煤层顶底板岩石工程地质特征1）生产煤矿顶底板维54、护情况整合前，井田内各矿井分别开采4-1、4-2、9-1、9-2号煤层。据了解，4-1、4-2号煤层顶板大多为细砂岩，比较坚硬，平整，裂隙不发育，无冒顶现象，容易管理。底板多为泥岩、砂质泥岩，未发现有底鼓现象。9-1、9-2号煤层项板大多为砂质泥岩、粉砂岩，属中等坚硬岩石，局部为中细砂岩，裂隙不发育，无冒顶现象，较好管理。底板大多为泥岩、砂质泥岩，局部为中、细砂岩，未发现有底鼓现象，容易管理。2）顶底板条件4-1号煤层直接顶板为中细砂岩或砂质泥岩，平均厚度3.85m，顶板较坚硬不易冒落，底板为灰黑色砂质泥岩，局部为中细砂岩，平均厚度6.36m左右。4-2号煤层直接顶板为细砂岩，局部为砂质泥岩，55、平均厚6.36m，为半坚硬岩石，属中等坚硬顶板，不易冒落。底板为灰黑色砂质泥岩，局部为砂岩,平均厚度6.44m左右。8号煤层直接顶板为粉砂岩、砂质泥岩、泥岩，平均厚度7.44m，属中等冒落型顶板。底板为中砂岩、粉砂岩、砂质泥岩，平均厚度3.30m。9-1号煤层直接顶板为中、细、粉砂岩，砂质泥岩、泥岩，平均厚度5.12m，属中等冒落型顶板。底板为中、细、粉砂岩，砂质泥岩、泥岩，平均厚度2.30m。9-2号煤层直接顶板为灰黑色砂质泥岩，厚5.00m，岩性致密，裂隙不发育，属中等冒落型顶板，底板为砂质泥岩，平均厚度5.12m。11号煤层直接顶板为砂质泥岩，平均2.50m，岩性致密，裂隙不发育，属中等56、冒落型顶板，底板为粉砂岩，平均厚度8.78m。岩石力学性质见表2-1-6。 岩石力学性质试验成果表 表2-1-6孔号煤层名称岩性力学性质试验抗压强度（MPa）抗拉强度（MPa）抗剪强度（MPa）补19-1顶板细砂岩53.93.585.00补24-1顶板细砂岩39.11.453.90（2）瓦斯据朔州市安全生产监督管理局朔安监字2005194号文件歇马关煤矿2005年矿井瓦斯等级鉴定结果，4-1号煤层瓦斯绝对涌出量为0.71m3/min，相对涌出量为2.67m3/t，属低瓦斯矿井。2005年小岭矿9（9-1、9-2）号煤层瓦斯绝对涌出量0.35 m3/min，相对涌出量1.68m3/t，属低瓦斯矿57、井。矿井兼并重组后应对矿井瓦斯涌出量进行预测计算。（3）煤尘经山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸性试验，4-1、4-2、8、9-1、9-2、11号煤层,均有煤尘爆炸危险性。（4）煤的自燃经试验，4-1、4-2、8、9-1、9-2、11号煤层自燃倾向等级为级，自燃倾向性为容易自燃煤层。据白土窑煤矿和小岭矿有关资料，4-1、4-2号煤层自燃发火期为6个月，9-1、9-2号煤层自燃发火期为4-6个月。（5）地温、地压据调查，井田内各矿井在以往的开采生产过程中均未发现井下地温、地压异常现象。本井田应属地温、地压正常区。9、对井田地质勘探程度的评价（1）对地质构造复杂程度的评价本井田地质构造总体属58、中等。井田内共发育有7条断层，F1断层落差最大为70m。在4-1采区布置的第一个工作面顺槽掘进时发现有21条断层，未发现的南北向次生断层一定还会有，本井田地质构造应属中等。（2）对煤层稳定性评价井田含煤地层沉积稳定，煤层间距稳定，易于区分，标志层及煤层特征明显，对比依据充分。（3）勘探网度评价本井田煤层稳定，地质构造中等，井田内从北向南均有4、9号煤层采空区分布，人类采矿活动充分掌握了各煤层的厚度变化规律和煤层赋存特点，以1000m工程点距并实际外延工程点距1/2所圈定的全部范围为探明的经济基础储量（111b），以2000m工程点距并外延实际工程点距1/2所圈定的全部范围为控制的经济基础储量（59、122b），将剩余地段和断层两侧50m，小窑破坏区外侧50m及风氧化带内侧50m划定为推断的内蕴经济资源量（333）是适当的。（4）对水文地质条件的评价本井田地质报告称矿井水文地质类型应属中等类型。依据煤矿防治水规定本矿井分布有19处采空区积水，估算积水总量385625m3。井田东部露头区域有古窑破坏的老空区，本矿水文地质条件应属复杂。（5）地质构造对煤层开采的影响本井田赋存有4-1、4-2、8、9-1、9-2、11号共六层煤，属中厚-厚煤层，主要影响采区划分和开采的是F1断层，其他断层较多，因落差在十几米至几米，一般对开采影响不大。但由于断层较多直接影响矿井资源回收率的提高，相对同地区同类型60、的矿井而言，本矿资源回收率估计要低10%左右。（6）对资源储量估算的评价本次报告编制利用了以往的14个钻孔，钻进总进尺4552.9m，综合评价本井田地层勘查程度已达到勘探阶段要求。加之本矿先后由5个矿井整合而成，以往生产中对煤层的厚度和赋存特点均有充分的了解，本次地质报告储量估算依据较充分可靠，估算结果可信，可做为矿井设计的依据。（7）建议因本矿4-1、4-2号煤层厚度适中，采放比小于1：3，煤的硬度为12，顶煤冒放性较好，煤层节理裂隙发育，有利于放顶煤。放顶煤开采与分层开采相比，回采巷道系统简单，掘进工程量少。工作面服务年限长，搬家次数少，工作面安装费用省，采掘衔接容易。根据煤层赋存条件和开61、采技术条件，本矿选用综采放顶煤开采工艺。综采放顶煤开采工艺，对地质构造的要求较严格。因本矿断层较多，水文地质条件复杂，为不影响工作面正常开采，建议首采区在地面做三维地震勘查，查清断层分布及断层导水性，以指导井下开采。第二节外部条件一、外运条件分析龙矿大恒煤业有限公司矿井位于朔州市平鲁区井坪镇之东南20km处陶村乡铁佐沟村一带，行政区划分属平鲁区陶村乡管辖。该矿西北距井坪镇20km，有村间公路可通过S206公路至朔州市，南直距朔城区20km，沿平鲁朔州公路向南约10公里，主井工业场地通过S214公路可至朔州市与大（同）-运（城）二级公路干线及北同薄铁路线神头站相衔接，通往全国各地。交通运输极为便62、利。二、水源情况本矿目前地面生产、生活用水由该矿现主斜井井筒内（距井口80m处）岩溶水，基本能满足矿井原来用水水量。但矿井整合后该水量不能满足生产生活用水量，需打深井取奥灰水，已经取年10万立方米的取水许可证。三、电源情况朔州平鲁区龙矿大恒煤业有限公司矿井位于朔州境内，是由原朔州市平鲁区歇马关煤矿和朔州市平鲁区小岭煤矿资源整合而成。资源整合前, 歇马关煤矿现有两回电源线路，主供电源引自距矿井工业场地约6km的西家寨35kV变电站，导线型号为LGJ-50 mm2，采用钢筋混凝土电杆架设；备用电源引自距矿井工业场地约10km的榆林35kV变电站，导线型号为LGJ-50mm2，采用钢筋混凝土电杆架设63、；小岭煤矿已于2006年关闭，电源情况与本矿相同，设备已拆除。距龙矿大恒煤业有限公司矿井工业场地东北约13km处有杏园110kV变电站1座，该变电站已并入朔州电网。其双回110kV电源分别引自距离18km的铺上220kV变电站和距离12km的向阳堡220kV变电站，导线型号均为LGJ-185mm2。现有2台SFSB-40000/110 110/35/10三绕组变压器，其容量为40MVA，变压器负荷率为75%左右，电压为110/35/10kV。电源可靠，供电质量有保证。距龙矿大恒煤业有限公司矿井工业场地东南约13km处有西神头110kV变电站1座，该变电站已并入朔州电网。其110kV电源引自距离64、8km的神头电厂，导线型号为LGJ-120mm2。现有2台SFSB-40000/110 110/35/10三绕组变压器，其容量为40MVA，变压器负荷率为74%左右，电压为110/35/10kV。电源可靠，供电质量有保证。根据以上情况，本设计认为本地区电力充沛，电源可靠。资源整合后，于新建的主斜井工业场地新建35/10kV变电所。结合本矿负荷及周围电源情况，根据本矿的最终用电负荷、线路长度、允许电压损失等条件并结合矿井供电规划，矿井设双回35kV电源线路，1回35kV电源引自杏园110kV变电站35kV母线段，输电距离约13km，导线型号为LGJ-185mm2；1回35kV电源引自西神头11065、kV变电站110kV母线段，输电距离约13km，导线型号为LGJ-185mm2。两回电源线路一回工作，一回(带电)备用，当任一回路发生故障停止供电时，另一回路能保证矿井全部负荷供电。两回电源线路均采用预应力钢筋砼门型杆架空引来。四、征购地情况本次整合设计需在矿井副井工业场地新征购地9.69hm2，作为辅助生产和行政公共设施用地。第三节兼并重组整合条件综合评述井田构造简单偏中等，煤层倾角约3左右，煤炭资源储量丰富，4、9号煤层属厚煤层，煤层生产能力大，煤层瓦斯含量较低，属低瓦斯矿井，煤尘有爆炸性，为容易自燃煤层，水文地质条件中等，资源条件及开采技术条件优越，适合综合机械化开采和建设大型矿井的资源66、条件。矿井地质报告基本满足设计要求。公路运输极为便利。兼并重组整合后矿井用电有保证，生产生活用水可取奥灰水和矿井排水，水源有保证。综上所述，本井田煤炭资源丰富，开采技术条件优越，断层和采空区分布较多，对正规开采有一定影响。外部协作条件良好，适合综合机械化开采和建设大型矿井。通过重组整合，对保证煤炭工业可持续发展，振兴当地的经济，带动相关产业的发展，具有较好的经济效益和社会效益。山西朔州平鲁区龙矿大恒煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 第三章 井田开拓第三章井田开拓第一节资源整合前各矿开拓开采现状山西朔州大恒煤业有限公司属于资源整合基建矿井，批准设计生产能力45万t/a，采用斜井开拓方式，67、利用原歇马关煤矿的副斜井，沿4-1号煤层从井底向北布置一组三条北开拓大巷，新补的回风立井已完工，主扇风机已安装。投产工作面基本已圈定。地面配套设施正在建设中。山西朔州嘉强煤业有限公司是由原小芦家窑煤矿和白土窑乡办煤矿整合而成，井田面积1.5862km2，批准开采4、9、11号煤层，批准生产能力30万t/a。现井下设备已拆除、关闭。白土窑煤矿（市营）为朔州市营煤矿，批准开采4、9、11号煤层，井田面积1.5728km2，采用斜井开拓，设计能力60万t/a，采用斜井开拓，开采4、9号煤层，位于大恒煤业南侧。现井下设备已拆除、关闭。以上三座煤矿均属于2006年资源整合矿井。各矿已有井筒特征见表3-168、-1，已有大巷、顺槽、煤仓特征见表3-1-2，已有主要设备见表3-1-3，各矿已有的土建设施见表3-1-4。整合各矿井筒特征表表3-1-1井筒名称坐标方位角垂深(斜长)(m)净直径(净断面)净宽(mm)支护方式支护厚度(mm)铺轨KG/M备注大恒矿：主斜井X=4370495.344Y=19627893.463282斜长290m净断面6.53m23000裸体局部锚杆利用副斜井X=4370462.498Y=19627883.980282斜长340m净断面14.86m24500锚网喷10030改造回风立井X=7983.8360Y=71244.7520垂深157m净直径4m钢筋混凝土/混凝土500/369、00利用白土窑矿：主斜井X=4369323Y=19627698288斜长330m净断面6.44m22800主要为砌碹支护300关闭副斜井X=4369348Y=19627749288斜长270m净断面7.22m23200主要为砌碹支护30015关闭嘉强矿：主斜井X=4369323Y=19627698298斜长550m净断面6.44m22800主要为砌碹支护300关闭副斜井X=4369348Y=19627749298斜长510m净断面7.22m23200主要为砌碹支护30015关闭本次整合设计利用原大恒煤矿副斜井刷扩做整合后副斜井，主斜井初期改为行人进风斜井，中后期刷扩做回风斜井，回风立井做初期回70、风立井。白土窑矿现有主副斜井和嘉强矿现有主副斜井因其所在位置不利于井田整体开拓，周围分布有大量采空区，井筒断面偏小，不能满足矿井生产能力的需要，本次设计确定白土窑和嘉强煤矿原有井筒均属于关闭井筒，要严格按“六条标准”实施关闭。各矿已有大巷、顺槽、煤仓特征表表3-1-2名称煤岩类别长度(m)净断面(m2)净宽(mm)支护方式支护厚度(mm)运输方式运输设备型号数量铺轨KG/M备注大恒矿：运输大巷外段煤3205.62800裸体，局部锚杆皮带带宽800mm，1部过渡期使用运输大巷中段煤5205.62800裸体，局部锚杆皮带带宽800mm，1部过渡期使用运输大巷里段煤52010.63800锚网喷皮带带71、宽800mm，1部过渡期使用回风大巷煤530124000锚网喷100过渡期使用轨道大巷外段煤2005.62800裸体，局部锚杆轨道绞车、矿车15过渡期使用轨道大巷里段煤1100124000锚网喷100轨道绞车、矿车15过渡期使用运输顺槽煤84013.54500锚网皮带带宽800mm，1部15过渡期使用回风顺槽煤91011.43800锚网轨道绞车、矿车15过渡期使用煤仓岩1012直径4m锚网过渡期使用白土窑矿：西盘区运输大巷外段煤3005.63000砌碹支护300皮带带宽800mm，1部无法使用西盘区运输大巷里段煤9005.62800裸体，局部木棚皮带带宽800mm，1部无法使用西盘区回风大巷外72、段煤4004.02400砌碹支护300轨道绞车、矿车8无法使用西盘区回风大巷里段煤80031800裸体，局部木棚轨道绞车、矿车8无法使用东盘区运输大巷外段煤5005.62800砌碹支护300皮带带宽800mm，1部无法使用东盘区运输大巷里段煤8005.62800裸体，局部木棚皮带带宽800mm，1部无法使用东盘区回风大巷外段煤5004.02400砌碹支护300轨道绞车、矿车8无法使用东盘区回风大巷里段煤80031800裸体，局部木棚轨道绞车、矿车8无法使用井底煤仓岩1513直径4m锚网无法使用运输顺槽无法使用回风顺槽无法使用嘉强矿：运输大巷、回风大巷与白土窑矿运输大巷、回风大巷里段的情况类似。73、各矿已有主要设备特征表表3-1-3（一）大恒矿设备备注1、提升系统主、副井提升绞车型号（皮带机）电机功率电压等级箕斗型号钢丝绳型号主井提升TD75-10002*90380V无副井提升JK-2.5/30280kW660V无30ZBB6*7+NFC1670ZS499.316GB8918-2006利用2、通风系统主扇型号电机功率电压等级台数FBCDZ-6-18B型2*90380V1FBCDZ-6-17B型255380V3、排水系统水仓位置主副水仓容量水泵型号排水管趟数排水管直径（mm）电机功率(kw)电压等级(V)台数排水垂高(m)不利用井底采区临时D46-3061893766021154、矿井变电74、设备高压开关柜低压配电柜井下高压开关井下低压开关地面变压器隔离变压器井下变压器部分利用型号GG1ASE-630/DZ20YPBG40-10KJZ-400S9-400/10/0.4S9-250/10/0.4KBSG630-10/0.69台数4354225、供电系统上一级变电站名称电压等级主变容量/台数供电电压等级距离（km），线路截面不利用西家寨变电站35KV5.0MVA/2，10kV6km，LGJ-120 mm26、采掘设备设备名称电机功率台 数设备名称电机功率台 数120掘进机191.51利用150掘进机2501利用7、其它设备设备名称规格型号电机功率台数集中皮带SSJ-800/30*22-75、30KW3利用移动压风机MLGF-21/7G-132132KW2利用（二）白土窑矿设备：井下设备撤除（三）嘉强矿设备：井下设备撤除参与整合的各矿已有的土建设施表表3-1-41、大恒矿主要建筑物及构筑物项目名称长度m宽度m高度m结构形式备注主副井系统建筑物副井绞车房20.912.57.2框架利用锅炉房29.520.87.8框架利用砼支架场地12018砼不利用行政福利设施高山水池12.212.24钢筋混凝土利用2、嘉强矿主要建筑物及构筑物项目名称长度m宽度m高度m结构形式备注主副井系统建筑物副井口房27.38.93混合无法利用行政福利设施办公楼60.511.86.6混合利用食堂24.16.63.876、混合利用3、白土窑矿主要建筑物及构筑物项目名称长度m宽度m高度m结构形式备注主副井系统建筑物无法利用锅炉房12126.4混合无法利用行政福利设施办公楼27.9166.6混合利用职工活动中心12103.2混合无法利用食堂129.83.2混合无法利用服务部146.53.2混合无法利用车库22.57.83.7混合无法利用职工宿舍6011.76.6混合无法利用嘉强矿办公楼和白土窑矿办公楼可暂做为大恒煤业公司职工培训中心。第二节井田境界及资源/储量一、井田境界根据2009年10月14日山西省国土资源厅颁发的山西朔州龙矿大恒煤业有限公司采矿许可证（证号：C1400002009101220038687），井77、田范围由下列12个拐点坐标连线圈定：北京54坐标西安80坐标1X=4371500 Y=19627125X=4371452.95 Y=19627054.262X=4371800 Y=19627500X=4371752.95 Y=19627429.273X=4371800 Y=19629550X=4371752.94 Y=19629479.294X=4371300 Y=19630280X=4371252.93 Y=19630209.295X=4370620 Y=19630400X=4370572.93 Y=19630329.296X=4370620 Y=19628900X=4370572.93 Y78、=19628829.287X=4367950 Y=19628900X=4367902.90 Y=19628829.268X=4367958 Y=19628188X=4367910.91 Y=19628117.269X=4368500 Y=19628188X=4368452.91 Y=19628117.2610X=4368550 Y=19627500X=4368502.91 Y=19627429.2511X=4370500 Y=19627500X=4370452.94 Y=19627429.2612X=4370500 Y=19627125X=4370452.94 Y=19627054.26开采深79、度1340m至980m标高。井田南北长3.85km，东西宽3.27km，井田面积6.9097km2，批准开采4、9、11号煤层。二、资源/储量1、资源/储量估算范围和工业指标参与资源/储量估算的煤层为井田内可采煤层，有4-1、4-2、8、9-1、9-2、 11号煤层，其中8号煤层为未批采煤层。依据煤、泥炭地质勘查规范，各煤层最低可采厚度0.80m，最高灰份（Ad）40%，最高硫分（Std）3%，最低发热量（Qnetd）17MJ/kg。2、资源/储量估算结果经本次资源/储量估算，整合后井田内4号、9号和11号煤层现保有资源/储量共计19180万t，其中探明的经济基础储量（111b）为13806万80、t(包括蹬空区111b类为534万t)，控制的经济基础储量（122b）930万t(包括蹬空区122b类为6万t)，推断的内蕴经济资源量（333）为4444万t(包括蹬空区333类为57万t)，探明的经济基础储量（111b）占总资源/储量的比例为72%。探明控制的经济基础储量(111b122b)占总资源/储量的比例为77%。蹬空区储量597万t。上述资源/储量中各煤层保有资源/储量见表3-2-1。矿井设计储量汇总见表3-2-2，设计可采储量汇总见表3-2-3，各采区可采储量见表3-2-4。井田保有资源/储量计算汇总表表3-2-1煤层煤类资源/储量(万t)备注111b122b333蹬空区合计11181、b122b3334-1CY4874227121639144467567881批采煤层4-2CY2584199604143213354577839-1CY3101618371983839-2CY27131256993537778011CY700700QM373527900BN2323小计3731250162323合计CY13272551383753465718257QM373527900BN2323总计1327292443875346571918072778CY79043203371221087未批采煤层QM1334314158213合计9238621752121013007582注：1、未批采82、的8号煤层保有资源储量1300万t，其中蹬空储量74万t，未计入总储量表中。建议业主尽快办理增采8号煤层的手续，以延长矿井寿命，有利于资源回收。矿井设计储量汇总表单位：万t表3-2-2煤层序号工业储量永久煤柱损失（万吨）设计储量井田境界断层村庄采空区蹬空区风氧化带小计4-16195.4126.96709.32808.13425.04113.1628.522211.133984.274-23326.657.49315.95360.45189.5750.7312.46986.652339.959-13657.291.18292.11475.02237.5118.21114.022543.189-283、3467.185.94276.25449.65224.4171053.242413.8711149840.5131.41448.18.1332.11165.9合计18144.3402.071725.032237.251084.62163.8984.285697.1412447.16333类储量可信度系数取0.9。根据矿井地质报告可知9-2号煤层距8号煤层13.19m，距4-2号煤层23.57m，距4-1号煤层30.79m。依据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程9-2号煤层顶板为中硬岩，平均厚7.17m，其导水裂缝带高度计算公式：公式一：公式二：式中：Hli导水裂缝带高度，m；m84、累计采厚，m。经计算，Hli=53.17-63.55，导水裂缝带高度大于9-2号煤层至4-1号间距30.79m，因9-1、9-2号煤层开采造成4-1、4-2、8号煤层蹬空区煤层均受到开采破坏，无法进行开采。4-1、4-2号煤层蹬空区储量不计入工业储量中。矿井设计可采储量汇总表单位：万t表3-2-3煤层序号设计储量开采煤柱损失(万吨)开采损失可采储量工业场地及井筒大巷煤柱小计4-13984.27538.2808.681346.88659 1978 4-22339.95315.95354.22670.17417 1252 9-12543.18219.31311.22530.53503 1509 985、-22413.87207.4294.1501.5478 1434 111165.9160.2238.5398.7153 614 合计12447.161441.062006.723447.782211 6787采区可采储量汇总表单位：万t表 3-2-4煤 层一采区二采区三采区四采区小计4-1103444849619784-268834022412529-137034026653315099-235032525350614341116013045279614合 计2602 1583 1284 1318 6787三、各种煤柱的留设与计算1巷道煤柱按以下公式计算式中：S1巷道保护煤柱的水平宽度，m；H86、巷道的最大垂深，4-2煤取322m，11号煤取362m；M煤层厚度，m，取4-2号煤层平均厚4.9m，11号煤层平均厚3.03m；f煤的强度系数，取2。经计算，4-2号煤层巷道间煤柱取30m，11号煤层巷道间煤柱取30m。2断层煤柱断层煤柱按下式计算：式中：L煤柱留设的宽度，m；K安全系数(一般取2-5)；M煤层厚度或采高，m，4-1号煤层的平均厚度10.28m，11号煤层平均厚度3.03m；P水头压力，Mpa，奥灰水位标高取1081.1m，4-1号煤层底板最低标高取1020m。=(1081.1-1020)9.8110-3=0.588Mpa；11号煤层底板最低标高取960m。P11=(108187、.1-960)9.8110-3=1.187Mpa；KP煤的抗张强度，取0.6MPa；则：因本矿构造较复杂，为安全起见，断层煤柱取30m。各类煤柱留设如下：井田边界隔离煤柱留20m，水平大巷之间煤柱留30m，两侧至停采线留40m，断层煤柱留设30m。工业场地及井筒按I级保护,村庄按级保护，围护带宽分别为20m和15m，再根据表土层和基岩厚度(表土移动角45，基岩移动角72)采用垂直剖面法计算保安煤柱。当矿井报废时，预计护巷煤柱损失可回收50%左右。第三节矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井年工作日330天，每天四班作业（三班生产，一班准备），每天净提升时间为16小时。二、矿井设计年生产88、能力1、矿井采空区对开采的影响2006年资源整合大恒煤矿由歇马关煤矿和小岭煤矿整合而成，嘉强煤矿由小芦家窑煤矿和乡办白土窑煤矿整合而成；市营白土窑煤矿为单独保留矿井。2009年兼并重组整合将以上三个整合矿井再一次整合为龙矿大恒煤业有限公司，实际本矿是由原有的5个煤矿整合而成，开采比较混乱，另外在井田东部分布有四个已关闭的小煤窑，对本矿资源有不同程度的破坏。井田内各层煤均分布有大小不等的采空区或小窑破坏区，其中4-1号煤层分布采空区9处，采空面积885729m2，主要分布在井田中部和东南部，属原大恒煤矿和白土窑煤矿的采空区；4-2号煤矿分布采空区3处，采空面积539750m2；9-1号煤层分布采89、空区8处，采空面积396006m2；9-2号煤层分布采空区3处，采空面积109094m2，分布在大恒煤矿东部。另在井田东南部因煤层埋深较浅，以前曾有小窑破坏区，估计9-1号煤层分布有小窑破坏区348600m2；9-2号煤层分布有小窑破坏区102830m2；8号煤层分布有小窑破坏区348100m2；11号煤层分布有小窑破坏区118500m2(详见山西朔州平鲁区龙矿大恒煤业有限公司采(古)空区积水、积气及火区调查报告)。以上采空区和小窑破坏区对矿井正规开采和工作面布置均有较大影响。2、矿井断层对开采的影响矿井分布有大小不等的7条断层，主要有F1断层，从井北直至井田西南贯穿全井田，落差在19-70m90、，F2断层位于井田西北部为正断层，倾向南西，进入本矿与F1断层相交，落差18m。在4-1号煤层41101工作面顺槽掘进中，又发现落差在13.7-0.3m的大小断层21条之多。根据以上二个原因，井田内各煤层被采空区和断层分割成不连续的若干个块段，非常不利于工作面的布置，工作面推进长度在1000m的都很少，大部分在500-800m之内。严重的影响了煤层生产能力的发挥，制约了矿井生产能力的提高。故矿井生产能力不宜过大，应在2.0Mt/a以下为妥。3.矿井设计可采储量6787万t，矿井设计生产能力1.8Mt/a，服务年限为26.9a基本符合规范要求。4.本次兼并重组整合批复龙矿大恒煤业有限公司生产规模91、为1.8Mt/a。本次整合设计结合以上四方面因素，认为本次设计生产能力定为1.8Mt/a是合适的，不宜再大。三、矿井服务年限矿井服务年限按下式计算：T=式中：T矿井服务年限，a；Z矿井设计可采储量，Mt；A矿井设计生产能力，Mt/a；K储量备用系数，取1.4。矿井服务年限T其中一水平服务年限12.8a，二水平服务年限14.1a。第四节井田开拓一、井田内地质构造、老窑范围、火区、煤层及水文条件、兼并重组整合各矿采空区等对井田开拓开采的影响井田总体为一向斜构造，向斜轴位于井田西南部，轴向北北西，井田大部属向斜东翼，倾角约3左右。井田内共发育7条断层，其中F1、F2断层落差大，F1断层位于井田中部，92、正断层，走向北北东，倾向西，倾角75，落差1970m，该断层纵穿全井田；F2断层位于井田西北部边缘，正断层，走向北北西，倾向南西，倾角75，落差18m。F1、F2断层对井田开拓开采有一定的影响，其它断层落差较小，对井田开拓开采影响较小。4-1、4-2、9-1、9-2号煤层均分布有大小不等的采空区或小窑破坏区，其中4-1号煤层分布采空区9处，采空面积885729m2，属大恒煤矿和白土窑煤矿西部采空区；4-2号煤矿分布采空区3处，采空面积为539750m2，属白土窑煤矿东部和嘉强煤矿南部采空区；9-1号煤层分布采空区8处，采空面积396006m2；9-2号煤层分布采空区3处，采空面积109094m93、2。根据矿方提供的相关资料，井田东南部因煤层埋深较浅，以前曾有小窑破坏区，估算9号煤层分布有小窑破坏区348600m2；9-2号煤层分布有小窑破坏区102830m2；8号煤层分布有小窑破坏区348100m2；11号煤层分布有小窑破坏区118500m2。经调查，整合前各矿开采中均未发现煤层自燃现象，井田各煤层井下无火区分布。采空区积水总计385625m3，详见表2-1-4。以上采空区及地质构造对井田开拓有较大影响。二、井田开拓方案1、工业场地位置的选择被整合的三座矿井分布有三处工业场地，大恒煤业占地4.4hm2，白土窑煤矿占地5.1hm2，嘉强煤业占地3.2hm2。白土窑煤矿工业场地位于井田中部94、，井田中部4-1号煤层基本采空，9号煤大部采空。该场地不利于矿井的整体开发。嘉强煤业工业场地位于井田东南部，该场地无法合理开发全井田，故以上二个工业场地均不能做为整合后的矿井工业场地。大恒煤矿现有工业场地位于井田北中部非常有利于全井田上下组煤层的合理开发。原有4.4hm2的工业场地不够1.8Mt/a规模矿井的用地，现有工业场地可做为辅助生产系统和行政公共设施用地。主井生产系统和洗煤厂用地需要另选。现有工业场地（原大恒煤业场地）水源、电源等外部配套条件均有一定能力，现有主斜井、副斜井均在本场地内。因该场地狭窄，限制了矿井的发展，汽车外运为村际公路等级低，弯道多，坡度大，不能满足矿井扩建的要求。本95、次设计考虑将主斜井生产系统和洗煤厂布置在现工业场地以西500m的沟凹中，该场地紧邻S214公路不占农田，有利于工业设施布置与原煤加工外运。2、开拓方案根据业主提出的在主斜井口向西500m的位置建主井生产系统，并配套建洗煤厂，在现有工业广场建辅助设施和行政公共设施。实现生产和基建互不影响，尽量利用现有井筒工程和井下4-1号煤层已形成的开拓系统，减少井巷掘进工程量和掘进费用，加快整合矿井建设速度。结合矿井前期生产规模180万t/a，后期扩能的可能，提出如下三个开拓方案，现简述如下：方案I：在新工业广场掘主皮带斜井，利用原副斜井做副斜井，利用原主斜井做猴车运人斜井，在原主斜井北侧台地上新建回风立井关96、闭现回风立井方案。主斜井净宽4.5m，倾角16，斜长823m，落底至11号煤层。担负矿井原煤运输，设台阶，进风兼安全出口。铺设B1200mm钢绳芯皮带运输机，Q500t/h，V2.5m/s，带强St2500，电机功率400kw2，矿井扩能时只需更换皮带、电机及减速机等，可不更换机架。副斜井，净宽3.2m，倾角20.4，斜长346m，落底至4-2号煤层。担负矿井排矸、下放材料及设备等辅助提升任务，设台阶、扶手，进风兼安全出口。新打回风立井净直径5.5m，垂深200m，落底至4-1号煤层，净断面23.7m2。装备梯子间，担负矿井的总回风兼安全出口。开采二水平时向下延深至下组煤。利用原主斜井安装运人97、猴车。方案：在新工业广场打主皮带斜井，改造副斜井做辅助运输兼猴车运人井，初期利用已有回风立井、原主斜井做进风井、中后期关闭回风立井刷大原主斜井做回风井方案。新打主斜井，功能及装备同方案。中后期刷大原主斜井，净宽由3.0m刷大至5m，净断面19.7m2，倾角25，一水平斜长290m，落底至4-2号煤层，后期延深至二水平，斜长413m，装备台阶、扶手，担负矿井总回风及安全出口。方案：刷大主斜井做主皮带斜井，在地面建388m的皮带栈桥和100m长的皮带隧道至新工业广场。改造副斜井做辅助提升兼猴车运人井，同方案I另打回风立井方案。主斜井由3.0m刷大至4.5m，倾角25，斜长290m，铺设B1200m98、m钢绳芯皮带运输机，V2.5m/s，带强St1600，电机功率250kw2。地面平皮带栈桥及皮带隧道共长330m，铺设B1200mm钢绳芯皮带运输机，V2.5m/s，带强PVG800，电机功率55kw2。地面斜皮带栈桥长158m，倾角18.8，铺设B1200mm，钢绳芯皮带运输机，V2.5m/s，带强PVG800，电机功率90kw2。皮带栈桥结构为钢筋砼框支架，球节点钢桁架，墙面、屋面、地面均为彩钢岩绵夹心板。刷扩副斜井净宽3.2-4.5m，倾角20.4，斜长310m，装备串车提升及猴车，担负辅助运输及人员升降，设台阶、扶手，进风兼安全出口。3、开拓方案技术经济比较方案I：优点：(1)现有地面99、及井巷工程可充分利用；(2)新打主斜井一次落底在11号煤层，井底煤仓一次建成服务于井田一、二两个水平，煤仓容量1000m3，可满足矿井前后期扩能的需要；(3)可实现从井底煤仓至地面洗煤厂连续运输；(4)直接利用原主斜井安装猴车运人，不刷扩主斜井。比利用副斜井串车提升和猴车混合使用更安全、便捷；(5)井筒运煤方式可避免地面皮带栈桥多占地50亩。缺点：1、投资较大，建井工期多1-2个月。方案：优点：(1)同方案I的优点第1、2、3、4、6条；(2)刷扩主斜井比新打回风立井少投资101.19万元。缺点：(1)刷扩主井做回风井，副斜井就得做串车提升和猴车井，这样副井提升安全性差，串车和猴车不可同时运行100、；(2)刷扩主斜井使基建与生产互相干扰，不可同时进行。方案：优点：(1)不新打823m的主斜井；(2)投资比方案I省369.51万元，比方案省286.32万元；(3)建设工期比方案I少1个月。缺点：(1)刷扩主斜井与主斜井正常生产运输干扰大，安全性差，施工难度大；(2)现开拓系统基本无井底煤仓，不利于矿井连续生产，主斜井及地面皮带栈桥皮带机选型要按采煤工作面刮板机瞬时能力进行计算，势必要加大皮带机运量，增加皮带机的投资，而且还不能满足矿井扩能要求，也不利于皮带运输状况；(3)没有把井下开拓与地面生产系统有机联系在一起，不利于矿井长远发展；(4)原煤运输从井底转载点至地面洗煤场皮带倾角分为三段，101、即25、0、18.8，要出现二次转载，连续性差，不易自动化控制，增加了运行人员，皮带型号不一，增加了维修难度；(5)地面皮带栈桥近500m，土建工程维护量大，增加冬季采暖费用，服务年限短，增加占地5亩左右。经济对比见表3-4-1。方案经济对比表表3-4-1项目名称技术特征单位方案方案方案比较工程量造价(万元)工程量造价(万元)工程量造价(万元)井巷工程新打主斜井及铺轨L=823m，S=14.2m2，表土d=500mm，基岩d=100mm，钢筋混凝土，锚网喷m823752.64823752.64皮带运输隧道及铺轨L=100m，S=19.5m2，表土d=500mm，钢筋混凝土m100155.81原102、主斜井刷扩及铺轨(做主井)L=290m，S=7.51-14.7m2，基岩d=100mm，锚网喷m290168.78原主井刷扩(做风井)L=290m，S=7.51-19.7m2，基岩d=100mm，锚网喷m290214.14回风立井L=200m，D=5.5m，d=350mmm200315.33200315.33井底煤仓D=6m，d=400mm，混凝土，Q1000tm31815148.561815148.56通风联络巷S=7.5m2，锚网喷m180145.35180145.35小 计1342.681241.49639.93土建工程地面皮带栈桥框架3.72.5，球节点，钢桁架，彩钢岩棉夹心板m388103、212.68小 计212.68方案经济对比表表3-4-1项目名称技术特征单位方案方案方案比较工程量造价(万元)工程量造价(万元)工程量造价(万元)设备购置及安装工程新主井皮带B=1200mm，V=2.5m/s,St2500,电机功率400kw2m803442.29803442.29平皮带栈桥皮带B=1200mm，V=2.5m/s,=0，PVG800,电机功率55kw2 m330173.31斜皮带栈桥皮带B=1200mm，V=2.5m/s,=18.5，PVG800,电机功率90kw2 m15897.14原主斜井皮带B=1200mm，V=2.5m/s,=25,St1600, 电机功率250kw2 104、m290311.35小 计442.29442.29582.05征地皮带栈桥占地亩550小 计50建设工期 新打主斜井823m月99斜井皮带安装803m月22原主斜井刷扩、皮带拆装290m月5.0皮带栈桥建安工程500m月5.0小 计月111110合 计1804.171702.981434.66山西朔州平鲁区龙矿大恒煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 第三章 井田开拓技术经济分析及比较：从技术上考虑，方案I、要远优于方案。从经济上看，方案投资最少，比方案I省369.51万元，比方案省286.32万元，方案比方案I省101.19万元。建设工期方案较短为9个月，方案I和方案均在11个月左右。综105、合业主要求投资省、工期短、初期利用已有回风立井的意见，本设计推荐方案。即新打主斜井做皮带主斜井，刷扩副斜井做串车和猴车混合提升副斜井，初期利用已有回风立井，中后期刷扩原主斜井做回风斜井方案。风井是否要新打，本设计认为原回风立井，净直径4.0m，净断面12.6m2，有效通风断面10.0m2，封闭梯子间最大风速可达15m/s，满足4-1号煤层投产的一采区通风之用，这样可以充分利用新凿的回风立井，节约初期投资，缩短工期。等4-1号煤层一采区采完之后，刷扩原主斜井做矿井永久风井。地面生产系统因三个方案均一样，故生产系统不参加经济对比。兼并重组整合后井田内不利用井筒一律按“六条标准”关闭。井田开拓及剖面106、见图3-4-1、3-4-2、3-4-3、3-4-4、3-4-5、3-4-6、3-4-7、3-4-8。3、井口数目和位置的选择根据推荐的井田开拓方案，矿井投产时布置有四个井筒，新打主斜井，改造副斜井，初期原主斜井做进风井，利用原回风立井，中后期刷扩进风斜井做回风斜井，关闭回风立井。同时关闭原白土窑煤矿和嘉强煤矿主副斜井。4、水平划分及标高的确定根据井田内分布的4-1、4-2、9-1、9-2、11号煤层的厚度及间距，全井田分为+1077m和+1025m二个水平，一水平开采4-1、4-2号煤层，两层煤间距5.65-9.05m，平均为7.22m，二水平开采9-1、9-2、11号煤层，9-1和9-2号煤107、层间距0.5-20.23m，平均8.89m，9-2号和11号煤层间距4.8-11.85m，平均7.81m。根据井田批采煤层划分二个水平开采是适宜的。5、主要运输大巷及回风大巷的布置方式和位置的选择一水平4-1、4-2号煤层联合布置分层开采。主要运输大巷和轨道大巷在4-2号煤层中沿底布置，回风大巷在4-1号煤层中沿顶布置，三条大巷基本为东西向平行布置，大巷间距30m，大巷至停采线两侧煤柱为40m。一采区北部4-1号煤层仍利用已形成的开拓系统进行开采。未批采的8号煤层以后开采时，利用一水平大巷（主要运输大巷和轨道大巷在4-2号煤层中沿底布置，回风大巷在4-1号煤层中沿顶布置）向下开斜巷进入8号煤层108、，在8号煤层布置长壁综采工作面进行开采，但开采前必须补办开采8号煤层的有关手续。见8号煤层开拓平面图。二水平9-1、9-2、11号煤层联合布置分层开采。一、二、四采区运输巷布置在11号煤层，三采区布置在9-2号煤层。轨道巷一、二、三采区布置在9-2号煤层中，四采区布置在11号煤层中。一、二、三采区回风巷分别布置在9-1、9-2号煤层中，四采区回风巷布置在11号煤层中。因在四采区中分布有9号煤层采空区，所以四采区三条大巷均布置在11号煤层中。6、采区划分、水平、煤层、采区的开采顺序根据推荐的开拓方式，在主、副井井底分别布置一组三条东西大巷，分别为运输大巷、轨道大巷和回风大巷。东西大巷为界，在井田109、北部F1断层西，北为一采区，南为二采区，F1断层东，上组煤布置为三采区，下组煤布置三、四采区。全井田上组煤布置三个采区，下组煤布置四个采区。水平开采先采一水平，后采二水平，二水平开采时，先采三、四采区，后采一、二采区，采区内各煤层由上向下下行式开采。因F1断层落差70m左右，断层东侧的11号煤层基本与断层西侧的4-2号煤层对接。断层以东的二个水平的煤层开采均由F1断层以西的一水平东大巷来承担。即采三、采区4-1、4-2号煤层时，断层西侧的4-2号煤层运输大巷过断层与9-2号煤层运输大巷相连，4-2号煤层轨道大巷、4-1号煤层回风大巷掘上山与东侧4-2和4-1号煤层大巷连通，采三、四采区二水平的110、9-1、9-2、11号煤层时，直接由西侧的一水平三条大巷过断层与东侧二水平大巷连通，进行布置工作面开采。7、“三下”采煤本井田内从北向南分布有白家梁村、小岭村、铁佐沟村、白土窑村等四个村庄。在业主尚未与各个村庄达成迁村协议之前，本次设计现有村庄按留设保护煤柱来设计。本地农村房屋大部分为砖混结构的一二层民房，根据三下开采规程，建筑保护等级按级考虑，围护带取15m，采用垂直剖面法留设保护煤柱。井田内未发现有二级以上的公路和铁路，也未发现有220KV以上的超高压输电线路铁塔，也不存在任何其他建设及常年性河流，不存在给其留设保安煤柱的问题。第五节井 筒一、井筒用途、布置及装备矿井移交生产及达到设计生产111、能力时，开拓推荐方案布置有主斜井、副斜井、进风斜井、回风立井四个井筒。主斜井：净宽4.5m，净断面14.2m2，倾角16，斜长823m，直接到11号煤层，为一、二水平服务。井筒装备DTA型B1200mm钢绳芯深槽皮带运输机, 设检修道、行人台阶，担负全矿井原煤运输，进风兼安全出口。副斜井：净宽由3.2m扩至4.5m，净断面14.9m2，一水平斜长346m，二水平斜长479m，倾角20.4，装台阶、扶手，井筒装备JK-2.5/31.5型单滚筒绞车和RJY37-21/499型固定抱索架空乘人装置，担负矿井辅助提升、人员运输，进风兼安全出口。 回风立井：净直径4.0m，净断面12.6m2，垂深157112、m，装备封闭梯子间，担负4-1号煤层一采区北部工作面的回风任务，兼作安全出口。进风斜井：利用原主斜井，净宽3.0m，净断面6.5m2，中后期做回风斜井，由3.0m刷大至5.0m，净断面19.7m2，至一水平斜长290m，至二水平斜长413m。井筒断面见图3-5-1、3-5-2、3-5-3、3-5-4、3-5-5、3-5-6、3-5-7、3-5-8、3-5-9。井筒特征见表3-5-1。二、井壁结构主斜井表土段支护形式为钢筋砼，壁厚400mm，基岩段为锚网喷支护，锚杆直径20mm，长2000mm，间距800mm，五花布置，树脂锚杆，铺金属网，网孔150150mm。副斜井由原副斜井刷扩而成，三心拱断113、面，表土段支护形式为钢筋砼，壁厚400mm，基岩段为锚网喷支护，锚杆直径20mm，长2000mm，间距800mm，五花布置，树脂锚杆，铺金属网，网孔150150mm。 回风立井利用现回风立井，表土段支护形式为钢筋混凝土，壁厚500mm，基岩段壁厚300m。进风斜井表土段料石砌碹，壁厚300mm，基岩段锚网喷支护。中后期刷扩做回风斜井，表土段支护形式为钢筋砼，壁厚400mm。第六节 井底车场及硐室一、井底车场形式的选定副斜井井底现布置有井底平车场，由于车场巷道断面小，不能满足矿井辅助提升要求，因此，必须进行改造。为了解决厚煤层甩车场跨度大、交岔点难以维护的问题，本次设计井底车场形式确定为单岔甩车114、场，不设高低道，设空重车线路各23m，井底车场铺双轨，轨型30kg/m、轨距600mm，可满足矿井辅助提升存车要求。开采二水平时，延深副斜井至11号煤层，在1025m标高布置平车场。二、空重车线长度的确定、列车运行及调车方式副斜井井底车场空重车线路存车线长度为23m，井底车场采用人力推车与调度绞车牵引矿车相结合的调车方式。井底车场平、坡、断面图见图3-6-1，工程量见表3-6-1。三、井底车场硐室名称及位置副井井底车场设有中央变电所、主排水泵房、水仓、管子道、井下消防材料库、支架组装硐室、等候室及急救站等硐室。水仓采用主、副水仓布置形式，有效总长度286m，有效容量2100m3，满足矿井正常8115、个小时的涌水量，井底水仓采用人工调度绞车清仓方式。主斜井井底设井底煤仓净直径6m，垂深42m，容量1000m3。四、井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料井底车场采用半圆拱断面料石砌碹支护，中央变电所、主排水泵房、水仓、液压支架组装硐室、等候室及井下急救站采用半圆拱断面混凝土支护，管子道、井下消防材料库采用半圆拱断面锚网喷支护。中央变电所净宽4.2m，净高3.5m，净断面积13.2m2，长25m，料石砌碹，能满足单排布置开关和变压器。中央泵房净宽4.2m，净高3.5m，净断面积13.2m2，长25m，料石砌碹，可布置五台MD155-306型水泵，为排放采空区积水留有余地。消防材料库净宽2.116、7m，净高2.95m，净断面积7.2m2，长37m，锚网喷支护并加锚索补强，能满足矿井10辆消防列车的存放和运输要求。等候室(急救室)净宽2.5m，净高2.75m，净断面积6.2m2，长27m，布置三排凳可容纳90人等候和急救使用。 山西朔州平鲁区龙矿大恒煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 第四章 大巷运输设备 第四章 大巷运输及设备第一节 运输方式的选择一、运输方式的选择1煤炭运输方式的选择根据矿井规模、井筒提升方式、井田开拓部署及井下煤炭运输设备发展情况，确定井下煤炭运输方式采用胶带输送机运输。其理由如下：(1) 胶带输送机运输与矿车运输相比，具有运输能力大、运输连续、效率高、操作简117、单，容易实现集中自动化管理等特点，并且与工作面运输设备相匹配，对矿井实现高产、高效和现代化管理有利。(2) 胶带输送机运输与矿车运输相比，具有运输环节少，占用人员少，维修工作量小，事故率低等优点，对矿井提高效率和安全生产十分有利。(3) 胶带输送机运输与矿车运输相比，具有适应煤层变化能力强，井巷工程量省，可多做煤巷、少做岩巷等优点，对矿井环保工作和采掘接替有利。2辅助运输方式的选择井下巷道均沿煤层布置，矿井掘进矸石量较小，井下辅助运输主要是材料设备的运输。鉴于本矿采掘机械化程度高，辅助运输量不大，且大巷均沿煤层呈直线型布置，确定井下辅助运输方式采用无极绳连续牵引车牵引矿车运输。二、主要运输巷道118、断面及支护方式胶带大巷采用矩形断面锚网喷加锚索支护，巷道内铺设带宽1200mm的胶带输送机；轨道大巷采用矩形断面锚网喷加锚索支护，巷道断面按单轨设计，每200m设一个10m长的错车线，同时考虑了管线布置和通风要求，巷道内铺设单轨，轨距600mm，轨型30kg/m。第二节 矿 车一、矿车选型矿井移交生产时，井下掘进巷道基本为煤巷，掘进煤经输送机运输进入煤流系统，井下辅助运输主要是材料、设备和部分联络巷掘进矸石的运输。根据矿井规模，矿车选用1t固定式矿车、1t材料车、1t平板车、3t平板车、30t重型平板车。矿车规格特征见表4-2-1。矿井达到设计生产能力时各类矿车数量见表4-2-2。 达产时各类119、矿车规格特征表表4-2-1序号矿车名称矿车型号容积(m3)名义载重(t)外形尺寸(mm)(长宽高)轨距(mm)轴距(mm)自重(kg)11t固定式矿车MGC1.1-6A1.11.02000880115060050059221t平板车MP1-6A1.0200088041060055046533t平板车MPC3-6A5.02400105041560053053041t材料车MC1-6A1.020008801150600550494530t重型平板车MPC30-6302500150034060011001050 达产时各类矿车规格数量表表4-2-2 矿车名称矿车型号 矿车数量(辆)备注生产备用合计1120、t固定式矿车MGC1.1-6A45550已有1t平板车MP1-6A20424已有3t平板车MPC3-6A20424新增1t材料车MC1-6A9110已有30t重型平板车MPC30-610111新增第三节 运输设备选型井下煤炭运输采用带式输送机的运输方式，辅助运输采用无极绳连续牵引车牵引矿车运输。一、煤炭运输设备矿井产产量1.8Mt/a，井下运输巷装备带式输送机，带宽B=1200mm，带速V=3.15m/s。4-1号煤层一采区工作面的煤通过运输顺槽带式输送机4-2号煤层西运输大巷带式输送机井底煤仓。4-2号煤层西运输大巷带式输送机选型4-2号煤层西运输大巷带式输送机前期水平长789m，垂高45m121、；最终水平长1010m，垂高55m。为了节约投资，本次设计驱动装置按最终设置，最终铺设长度1010m，年产量为1.8Mt/a。1、设计依据带式输送机运量：Q1450t/h；(回采面的煤和掘进面的煤总和)带式输送机水平长度：Lh1010m；（前期铺设长度789m）垂高：H=55m倾角：=3.2煤的松散容重：950kg/m3；带宽：B1200mm2、带式输送机选型计算根据输送带上物料的最大截面积，带速和倾斜系数，经核算带宽B=1200mm，带速3.15m/s，能满足要求。(1)圆周驱动力的计算托辊运行阻力系数：动力运行时f=0.035；传动滚筒摩擦系数：0.25；承载托辊直径=133mm，L=46122、5mm，轴承为6305/C4回程托辊直径=133mm，L=1400mm，轴承为6305/C4采用35槽角，上、下托棍采用前倾型承载托辊间距01.0m；回程托辊间距u3.0m；清扫器设置：2个弹簧，2个空段。带速：v3.15m/s；初选带强：ST2000（钢丝绳芯胶带，符合MT668-97）物料重量：qG=128kg/m每米胶带重量：qB=40.8kg/m上托辊每米长转动部分重量：qR022.14kg/m下托辊每米长转动部分重量：qRu6.43kg/m系数：c=1.09主要阻力：FHfLgqR0+ qRu+(2qB+qG)cos82471N倾斜阻力：Fst=qGgH=70718N主要特种阻力：F123、s1=F+FGL=CoL(qB+qG)gcossin+=12972N附加特种阻力：Fs2=n3Fr+Fn3AP3+BK23600N所需传动滚筒所需圆周驱动力：FuCFH+ Fs1+ Fs2+Fst=179182N (2)电动机计算轴功率：PAFuV/1000=564kW驱动电机功率：PM1.5PA847kW（考虑满载启动）选用YB系列4级变频电动机（450KW2，660V)电动机(3)张力计算按垂度条件承载分支 F承mina0(qB+qG)g/8(h/a)adm=24794(N)回程分支 F回min(aUqBg)/8(h/a)adm=14994(N)按不打滑条件按不打滑条件F2(S2)minF124、Umax/(e-1)=KaFU/(e-1)最大圆周驱动力：Fumax=1.5FU=268773NF2min=Fumax/(e-1)=104165N(围包角1=2190，第二传动滚筒的力用足)根据以上条件，各点的特性力:S1=282619NS2=103437NS3=104165NS4=104165N(4)验算打滑、安全系数双传动滚筒驱动总围包角AS1/S22.73e5.24，不打滑（A1）带式输送机安全系数：m7-9 ，选用钢丝绳芯输送带， ST2000m=8.49满足要求。(5)制动器计算制动力：FL1.5（FH-FST）17630N制动力矩：ML0.41KN.M选用BYWZ5-630/201125、型液力制动器，其制动力矩为2.5-4KN.M3、选型结果4-2号煤层西运输大巷DTL120/145/2450带式输送机技术参数及特征表序号项目单位4-2号煤层西运输大巷带式输送机1运输量t/m314502运输物料原煤（0-300mm）3松散密度t/m30.954带宽mmB12005带速m/sV3.156输送机倾角度3.27输送距离m10108输送机的提升高度m559驱动方式变频软启动10最大张力N28261911胶带（钢丝绳芯MT668-97）宽度mmB1200带强N/mmST200012电动机型号YB系列4级变频功率kWN450台数台2电压V66013减速器型号M3PSF110+冷却风速比I126、=31.514拉紧装置型号液压张紧功率15制动器型号BYWZ5-630/201台数216安全系数8.494、胶带机电控系统采用PLC控制系统，控制带式输送机的起停；设带式输送机的软制动装置；设带式输送机防跑偏、打滑、断带、纵撕、溜槽堵塞、沿线急停、驱动滚筒温度保护、烟雾、洒水等各种安全保护装置及信号系统。二、辅助运输设备西轨道大巷运输设备选型1计算依据(1) 轨道巷水平长L=1153m，提升高度65m，倾角=3.22；(2) 提升方式：无极绳连续牵引车；(3) 提升最重件:液压支架最大件重量Q=27t；(4) 提升容器：采用30t、600轨距特制平板车，自重QC=1050kg，每钩提1辆。(5127、) 运行速度：重载V=1m/s，空载V=1.67m/s。2设备选型(1) 钢丝绳选择选20NAT619S+FC 1570 SZ 207 144钢丝绳。(2)电动机功率计算=31010kg式中：梭车重量，3.0t； 最大载重，27+1.05=28.05t；运行线路最大坡度，3.22；钢丝绳摩擦阻力系数，0.2；单位长度钢丝绳重量，1.44kg/m；运输距离，1153m；重力加速度，9.81。电动机轴功率计算=62.01kW式中：牵引时速度，取慢速1.0m/s； 绞车传动效率，0.8。选用的SQ-80/75型无极绳连续牵引车,绞车功率75kW。 (3)钢丝绳强度验算钢丝绳张力计算式中： n摩擦力备128、用系数，取n=1.2；钢丝绳与驱动轮间的摩擦系数，取=0.14；钢丝绳在驱动轮上的总围抱角，=7；S1=1732N S4=31601N安全系数校核式中：钢丝绳安全系数；钢丝绳破断拉力总和；钢丝绳最大张力，考虑到加配重前钢丝绳已经收紧，钢丝绳理论值()增加10kN。N=6.03钢丝绳许用安全系数为：=3.847式中由绞车至尾轮的钢丝绳长度。根据煤矿安全规程中规定，安全系数不得小于3.5，同时，两者比较取大值。选用20NAT619S+FC 1570 SZ 207型钢丝绳满足安全要求。运量计算T趟=T挂+T进+T摘+T出=50.7（min）SQ-80/75型无极绳牵引绞车为双速绞车，速度分别为1.0129、m/s和1.67m/s，摘、挂钩用时按10分钟计算。进、出1趟用时约50.7分钟，1班按工作6小时计算，每班可进出66050.778趟/班。按一次拉1架液压支架计算，每班可进78架液压支架。其具体参数为：连续牵引车技术特征表型 号SQ-80/75绞车功率（KW）75最大牵引力（KN）80钢丝绳规格（mm）20NAT619S+FC 1570 SZ 207 144公称绳速（m/s）(1.0/1.67)梭车容绳量(m)600-1000轨距（mm）600轨型30运输距离（m）1153绞车体积（mm）279016681635山西朔州平鲁区龙矿大恒煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 第五章 采区布置130、及装备第五章 采区布置及装备第一节 采煤方法一、地质构造，煤层的稳定性及其开采条件矿井初期开采一水平一采区4-1号煤层，井田内4-1煤层厚5.80-18.81m，平均厚10.28m，根据一采区内钻孔资料，首采区4-1号煤层厚8.88-12.08m，平均厚度11.27m，属全区稳定可采的厚煤层。煤层结构复杂，含夹矸06层，夹矸岩性多为高岭岩、炭质泥岩、和砂质泥岩。顶板为中砂岩、砂质泥岩泥岩，底板为中、细粉砂岩、泥岩。井田内4-2号煤层位于4-1号煤层之下，为4号煤层分叉煤层，上距4-1号煤层5.65-9.05m，平均7.22m，煤厚2.47-8.35m，平均4.90m，结构简单，含夹矸0-3层，131、全区稳定可采，首采区内4-2号煤层厚4.1-7.0m，平均厚5.57m。顶板为细砂岩，粉砂岩、砂质泥岩，底板为细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩。8号煤层位于太原组中部，上距4-2号煤层7.5015.25m，平均10.38m。煤层厚度0.763.55m，平均1.47m，为全区稳定可采煤层，该煤层结构简单，有时含一层夹矸。该煤层顶底板均为粉砂岩、砂质泥岩及泥岩。9-1号煤层位于太原组中下部，为9号煤层的分叉煤层，上距8号煤层0.71-12.25m，平均4.30m。井田西北部为合并区，其余地段均为分叉区。分叉区9-1号煤层厚度3.1510.95m，平均6.88m。地质结构较复杂，大多含夹矸23层，局部为1层132、或4层.井田内该煤层层位稳定，分叉区均达可采。顶板岩性为中、细、粉砂岩，砂质泥岩及泥岩，底板岩性为中、细粉砂岩、砂质泥岩及泥岩。9-2号煤层：位于太原组下部，上距9-1号煤层0.5020.23m，平均8.89m，煤层结构复杂，含夹矸16层。井田西北部与9-1号煤层合并为一层。合并区内补2号孔9号煤层相变为炭质泥岩，故合并区内9号煤层大部分不可采。在分叉区内9-2号煤层均达可采，其厚度4.7413.50m，平均7.17m。井田西北部合并区厚度为12.2013.50m，平均12.90m，合并区内9号煤层大部分不可采。煤层顶板岩性为砂质泥岩、泥岩，底板岩性为粉砂岩、砂质泥岩。11号煤层位于太原组底部133、，上距9-2号煤层4.8011.85m，平均7.81m。煤层厚度05.79m，平均3.03m。井田内除补2号孔该煤层尖灭外，其余地形均达可采，为井田内较稳定大部可采煤层，该煤层结构较简单，大部含夹矸12层，偶见有5层夹矸，夹矸岩性为高岭岩或炭质泥岩。该煤层顶板为细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩，底板为砂岩，局部为砂质泥岩。井田构造属简单偏中等类，南北走向断层较大的有7条，煤层倾角平缓，约3左右，水文地质条件中等，煤层瓦斯含量低，为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险性，属容易自燃煤层。4-1号煤层设计可采储量1978万t，服务年限7.8a，4-2号煤层设计可采储量1252万t，服务年限4.9a。未批采的8号煤层134、保有资源储量1300万t，9-1号煤层设计可采储量1509万t，9-2号煤层设计可采储量1434万t，11号煤层设计可采储量614万t。根据各煤层赋存条件和开采技术条件，选择各煤层采煤方法：4-1、4-2号煤层选用长壁综采放顶煤一次采全厚采煤法；9-1、9-2号煤层选用长壁综采放顶煤一次采全厚采煤法；8号和11号煤层选用长壁综采一次采全厚采煤法。本矿先采4-1、4-2号煤层，根据井田一水平和首采区4-1、4-2号煤层赋存条件和开采技术条件，可供选择的、较先进的采煤工艺有分层综采、综采放顶煤。根据煤矿综采采区设计规范和朔州市煤炭工业局文件朔煤发2006252号“关于规范和提高朔州市地方煤矿矿井建135、设标准的实施意见”，结合大型矿井设计规范和我国综采放顶煤开采厚煤层的经验，采煤方法采用综采放顶煤一次采全厚，顶板管理采用全部垮落法，主要理由如下：(1)开采煤层厚度适中，采放比小于1：3，煤的硬度为12，顶板冒放性较好，煤层节理裂隙发育，有利于放顶煤。(2)放顶煤开采与分层开采相比，回采巷道系统简单，工程量少一半，资源回收率高。(3)工作面服务年限长，搬家次数少，工作面安装费用省，采掘衔接容易。(4)工作面部分产量基本上是依靠地压破煤，自重放煤，吨煤电耗低，生产成本低。二、工作面顶煤冒放性1、回采工作面顶煤冒落性分析对于特定的煤层以井下放顶煤开采是否能成功，很大程度上取决于回收率的高低。因此，136、放顶煤开采时首先要评价煤层的冒放性，其次是顶板的跨落性。为了能很好的评价顶煤的冒放性，将顶煤冒放性为五类：I类：冒放性很好。这类顶煤在地压及自重的作用下，完全冒落，有时动呆顶部冒空，切顶线前移，造成片帮冒顶，支护设备的选取主要是以预防架前、架间漏顶。类：冒放性好。这类顶煤既有一定的稳定性，又有较适宜的冒落块度。类：冒放性一般。这类顶煤需要优化参数，选择适宜的架型，可以达到较好的放煤效果。类：冒放性差。这类要采取专门的顶煤或顶板处理措施来提高冒放性。类：冒放性极差。采取顶煤弱化措施也不能达到理想冒放性。影响顶煤易放性的自然因素主要有开采深度、煤层厚度、煤层结构、夹矸层数多少及其硬度和厚度、煤层顶137、板岩性及其厚度、老顶岩性及其厚度和岩、煤体裂隙发育程度，还有煤岩层交界面地质结构整合程度等。2、煤层冒放性隶属值估算(1)开采深度的影响总的趋势是顶煤冒放性随开采深度增加而加强，工程设计中利用开采深度与煤层硬度的比值H/RC对开采深度的影响进行评估。采深与煤层强度之比值与隶属度值40.010.20.30.70.80.850.90.95注：H采深，m；RC煤层单向抗压强度，MPa。本矿4-1号煤层平均开采深度200m左右，RC取19MPa，计算得H/RC=10.5，故取1=0.7。(2)煤层厚度和煤的硬度的影响一般来说，顶煤冒放性随煤层厚度的增大而减弱，同时证明放顶煤开采的最大临界煤层厚度(或分138、层厚度)为12.5-15m。4-1号一采区煤层平均厚度10.28m，所以从厚度方面来评价，本工作面是适宜放顶煤的。根据4-1号煤层底板等高线图，井田北部有一个X2号钻孔4-1号煤层厚度为18.81m,开采 X2号钻孔附近4-1号煤层时,经探测后,根据4-1号煤层中夹矸的厚度和层位,把4-1号煤层分为两个分层, 分层厚度9m左右,采用分层放顶煤采煤法。煤层强度是影响顶煤冒放性的关键因素。根据有关统计数据：软煤层放出率为83.9%，中硬煤层放出率为73.1%，硬煤仅为13.4%。本工作面的煤层为中硬煤，所以从本工作面的煤层硬度方面看来是比较适宜放顶煤开采的。(3)直接顶岩性对冒放性的影响通常利用初139、次放顶步距来评价直接顶岩性对冒放性的影响，如下表：直接顶岩性与隶属度值直接顶类型I类(不稳定)类(中等稳定)类(稳定)类(非常稳定)初次放顶步距(m)88-1818-3232-5020.90.80.70.44-1号煤层初次放顶步距为18m左右，据此可知直接顶属于中等稳定岩石，2=0.8。(4)老顶岩性对冒放性的影响老顶级别通常是评价老顶岩性对冒放性的影响的因素。根据老顶初次垮落步距LO、直接顶厚度(8.7m)和采高的比值N、采高M，将老顶矿压显现分为级，用老顶初次来压时的循环末阻力PO进行综合评定。PO=305.6+71.7M+1.67 LO-25N上式中：M=3.0m，LO=40m，N=8.140、7/3.0=2.9故PO=305.6+71.73.0+1.6740-252.9=515将计算得出的PO与下表对照得出老顶岩性对冒放性的影响系数3=0.6。老顶级别与隶属度值老顶级别I级级级级PmO62030.40.60.70.8(5)采放比对冒放性的影响可查下表得出：采放比与隶属度值煤体强度f2.5f2.5采放比1:0.51:0.5-11:1-1.51:1.5-21:2-41:0.51:0.5-11:1-1.51:1.5-21:2-440.50.70.90.850.60.40.50.70.90.8在f30节理裂隙间距d0.4750.900.850.800.500.304-1号煤层节理发育，煤体141、强度在16-20MPa，裂隙间距绝大部分情况下在0.4m左右，取5=0.8。(7)煤层夹矸对顶煤冒放性的影响如果煤层中，特别是顶煤中存在坚硬而厚的夹矸，将全严重影响顶煤的冒放性。一方面，夹矸在顶煤中形成“骨架”，使顶煤不易垮落；另一方面，即使顶煤垮落，夹矸形成大块，影响顶煤冒放过程中的流动性，易堵口无法放出，因此，夹矸的存在，特别是厚而坚硬的夹矸，对放顶煤的开采是很不利的，煤层夹矸对顶煤冒放性的影响按下面的两张表估算：夹矸层厚度与隶属度值夹矸层厚度(mm)30061.00.80.50.1夹矸层强度与冒放性隶属度值夹矸层强度(MPa)3071.00.80.40.24-1号煤一般含0-6层夹矸，夹142、矸厚度0.2-0.3m，取6=0.5。夹矸多为高岭岩、炭质泥岩和砂质泥岩，取7=0.8。(8)将上面第1到第7步得到的各隶属度代入公式=Aii,得出采场顶煤整体冒放性的隶属度，其中Ai表示各影响因素的权重，按下表选取。顶煤冒放性影响因素权量分配因 素直接顶岩性老顶级别采放比煤层节理裂隙间距夹矸层厚度夹矸层强度RC权重AiA1=0.23A2=0.12A3=0.10A4=0.14A5=0.14A6=0.12A7=0.15选取各Ai后就可以计算出采场顶煤整体冒放性的隶属度。=Aii=0.230.70+0.120.8+0.10.6+0.140.8+0.140.8+0.120.5+0.150.80.72143、(9)根据计算出的采场顶煤冒放性隶属度值，查下表确定冒放性。顶煤冒放性分类值0.9-1.00.8-0.90.65-0.80.5-0.6510向上1.31.5向下0.90.7(2)后部输送机选型该工作面现使用SGZ-764/400型可弯曲刮板输送机，中部槽为764mm的刮板输送机，电机功率为2200kW。SGZ-764/400型可弯曲刮板输送机主要技术参数见下表：刮板输送机技术特征型 号设计长度(m)输送量(t/h)刮板链速(m/s)电动机中部槽机 头采煤机牵引方式型号功率(KW)电压(V)长宽高(mm)卸载方式最大尺寸长宽高(mm)单件重(kg)SGZ-764/4002008001.1YBKY144、S-200220011401500764222侧卸3290210611897944无链3、前部输送机为了便于设备和配件互换性，前部输送机选用与后部输送机同型号的。4、转载机(1)转载机生产能力核算转载机的生产能力应满足综放工作面两输送机的卸载要求：其生产能力按下式计算：式中：Q转载机生产能力，t/h；Qm采煤机平均落煤能力，245t/h；Qf工作面平均放顶煤能力，417t/h；KC采煤机割煤速度不均匀系数，1.5；Kf放煤流量不均匀系数，1.5。当综放工作面长度为200m，日进尺2.4m时，采煤即平均落煤能力为245t/h，平均放煤能力为417t/h，则转载机生产能力为：=870t/h(2)转145、载机选型根据4-1号煤层的开采要求，按照转载机的运输能力的计算，矿井现有的SZZ830/200型桥式转载机能够满足要求。SZZ830/200型桥式转载机主要技术参数见下表：刮板转载机技术特征型号长度(m)输送能力(t/h)刮板链速(m/s)机头尺寸爬坡性能中部槽长宽高(mm)电动机行走方式高度(mm)宽度(mm)爬坡角度()爬坡长度(mm)爬坡高度(mm)型号功率(KW)电压(V)SZZ830/20050.410001.44109023951259389781500830260YSB-2002001140骑地轨5、破碎机因破碎能力大于1000t/h，含矸较多，破碎机选用PLM1500型轮式破碎146、机，主要技术参数见下表：破碎机技术特征型号破碎能力(t/h)最大输入块度(mm)最大输出块度(mm)电动机功率(KW)煤流间隙调整范围(mm)外形尺寸长宽高(mm)破碎机总重(t)使用范围PLM-150015001000500300160150-350216、胶带输送机胶带输送机的能力应与转载机的能力相匹配。由于胶带输送机输送能力与运输距离密切相关。工作面推进长度不同，胶带输送机在工作面生产能力相同的情况下，其装机功率需随运输距离的加长而加大。本矿41108综放工作面运输顺槽长约1023m。根据工作面生产能力，选用与转载机相配套的SSJ1200/3160可伸缩胶带输送机一部。SSJ1200/3147、160可伸缩胶带输送机从厂家定做，输送量可达1300t/h。SSJ1200/3160可伸缩胶带输送机主要技术参数见下表：可伸缩带式输送机技术特征型 号输送量(t/h)输送长度(mm)带速(m/s)输送倾角()输送带电动机机头尺寸长宽(mm)质量(t)带宽(mm)抗拉强度(KN/m)贮带长度(m)型号功率(KW)电压(V)SSJ1200/3160130010002.5312001000100YSB-16031601140259519501207、乳化液泵（1）求乳化液泵的压力Pb（MPa） 式中：Pb乳化液泵站的压力，Mpa；PZ立柱的初撑力，KN取1/4初撑力，1535KN；D1立柱缸体内径，148、本支架为0.25m；Pb31.47（MPa）（2）求乳化液泵站流量Q（FhuLji+FyiLyi+FhuoLsh）（L/min）式中：Q乳化液泵站流量，L/min；Fhu立柱活塞的环形面积，FhuD1立柱缸内径，m，为0.25m；D2立柱活柱外径，m，为0.24m；Lji降架距离，m，为0.75m；Fyi移架千斤顶移架时的作用面积，对浮动活塞千斤顶：FyiD3千斤顶缸内径，m，0.10m；D4活塞杆外径，m，0.07m；Lyi移架距离，m，为0.80m；Fhuo立柱活塞腔面积Fhuo Lsh升架距离，m，为1.5m； v采煤机工作最大牵引速度，m/min，为8.0m/min；s支架中心距，m，149、为1.6m；Q398L/min根据以上计算，选BRW400/31.5型乳化液泵二台，配容积3000L型乳化液箱一个组成泵站。其额定压力31.5MPa，额定流量400L/min，能满足和采煤机牵引速度相配套的液压支架移架速度。乳化液泵技术参数见下表：乳化液泵站技术特征型号额定压力（Mpa）额定流量(L/min)电动机泵总成尺寸长宽高(mm)泵总成质量(kg)乳化液泵箱功率（KW）电压（V）转速(r/min)型号容积(l)BRW400/31.531.540025011406503380123513604500RX400/2530008、喷雾泵根据工作面喷雾降尘及设备冷却的需要，综放工作面喷雾泵站为150、两台BPW-320/10K型喷雾泵。设备主要技术特征见下表：喷雾泵站技术特征型 号公称压力(MPa)公称流量(L/min)电动机配置液箱质量(kg)备注功率(KW)转速(r/min)电压(V)BPW320/10K1032075561660/1140QX-320/20A9、支架工作阻力验算4-1号煤层支架工作阻力确定的基础条件：综合工作面煤层平均厚度为11.27m，采煤机平均割煤高度3.0m，平均放煤高度8.27m，采深200m左右，煤的普氏硬度系数(平均)f=2.0。(1)统计类比法确定支架工作阻力根据对我国30多个综放开采工作面实测支架最大载荷Pmax与煤层硬度系数f，采深H以及顶煤厚度Md151、进行回归，得到如下关系式：将综放工作面煤层条件代入上式求出Pmax，考虑一定的安全系数，即可得到工作面支架所需设计工作阻力P，即：P=K.Pmax(K=1.2-1.35)4-1号煤层支架工作阻力将4-1号煤层的参数值代入：=3791则：P=K.Pmax=37911.35=5118kN(2)估算法确定支架工作阻力这种计算方法的基础是工作面支架工作阻力支撑冒落带顶板岩层和顶煤的重量，并平衡基本顶失稳时对支架的动载，计算公式为：q=Kd.(q冒+q顶煤)式中：q工作面支架所需支护强度；Kd基本顶失稳时的动载系数，根据综放工作面矿压观测结果，一般Kd=1.11.8q冒冒落带岩层自重应力，q冒=顶h，顶152、为顶板岩层容重，取26kN/m3；q顶煤支架上方顶煤自重应力，q顶煤=顶Md，顶为顶煤容重。根据4-1号煤层的现场实际观测，取Kd=1.6。当4-1号煤层开采时，支架支护强度为：q=1.6（2613.0+14.88.27）=737KN/m=0.737MPa支护强度确定后，根据配套尺寸、支护顶梁长度、控顶距计算支架工作阻力，公式：P=q(Lk+LD)B式中：P支架工作阻力，kN；q支架的支护强度，0.737MPaLK端面距0.34mLD顶梁长度，本矿支架顶梁长度5.21m，端面距不得大于0.34m，支架最小控顶距5.55m，最大控顶距6.35mm，架间中心距1.6m。B支架宽度，本设计按照架间中153、心距1.6m代入可以求得：P=q（LK+LD）B103=0.737(0.34+5.21) 1.61000=6545kN根据上面计算，支架工作阻力为6545kN，因此4-1号煤层综放工作面选ZF8000/18/33型支撑掩护式低位放顶煤支架适合4-1号煤层。由于综放工作面前、后部刮板输送机的电机和传动装置采用平行布置方式，将工作面中间放顶煤液压支架摆放到输送机的机头、机尾处，难以满足设备的几何尺寸配套要求。41108综放工作面长200m，输送机采用双电机，因此在综放工作面上、下端头的机头处各布置3组过渡支架。选用ZFG8000/22/35型过渡支撑掩护式支架，额定工作阻力8000kN：后部结构为154、大尾梁铰接小尾梁加插板，后部空间大，有利放煤。综采放顶煤工作面主要设备见表5-1-1。液压支架技术特征见下表：支撑掩护式液压支架技术特征(中间)型号支架性能推移千斤顶高度(m)中心距(m)工作阻力(KN)初撑力(KN)支架强度(Mpa)对底比压(Mpa)长宽(m)重量(t)型式行程(mm)推输送机力(KN)拉架力(KN)ZF8000/18/331.8-3.31.6800061301.02.1324.8普通900528801支撑掩护式液压支架技术特征(过渡)型号支架性能推移千斤顶高度(m)中心距(m)工作阻力(KN)初撑力(KN)支架强度(Mpa)对底比压(Mpa)长宽(m)重量(t)型式行程(155、mm)推输送机力(KN)拉架力(KN)ZFG8000/20/352.0-3.51.6800061800.902.0427侧装900528801综放工作面主要设备特征表表5-1-1序号设备名称型号及规格单位主要技术参数自重(t)数量备注使用备用小计1采煤机MG200/500-WD台采高1.8-3.5m，截深0.8m，电机功率500KW34112刮板运输机SGZ-764/400台运输能力800t/h，功率2200KW30822前后型号一样3基本液压支架ZF8000/18/33架采高1.8-3.3m，阻力8000KN，支护强度1.0MPa24.8125101354过渡液压支架ZFG8000/20/3156、5架采高2.0-3.5m，阻力8000KN，支护强度0.9MPa27665刮板转载机SZZ830/200台能力1000t/h，电机功率200KW69.1116破碎机PLM1500台破碎能力1500t/h，电机功率160KW21117可伸缩胶带机SSJ1200/3160套输送能力1300t/h，功率3160KW168.3118乳化液泵RW400/31.5台流量400L/min，压力31.5MPa，功率250KW4.5112配套液箱RX400/25+W10FX9喷雾泵BPW-320/10K台流量320L/min，压力10MPa，功率75KW1.8112配XPA过滤器，配QX320/20A液箱10自157、移机尾ZY2700套11合 计第二节 回采工艺一、工作面回采工艺及放顶煤工艺1、工作面回采工艺采煤机采用端头斜切进刀方式，单向割煤，反向清理浮煤，液压支架及时支护顶板。工作面采用端部斜切进刀单向割煤，其工艺过程如图5-2-1所示。采煤机下端头斜切进刀推前部输送机（推非斜切进刀段）正常上行割煤移架顶顶煤拉后部输送机采煤机返向下行清浮煤推前部输送机（斜切进刀段）下端头斜切进刀。工作面采用正规循环作业，整个循环包括：割煤、移架、移溜、放煤等主要工序，循环推进度0.8m，每天（24h）完成3个正规循环，进尺2.4m。2、工作面放顶煤工艺图5-2-1 采煤机端部斜切进刀单向割煤本工作面放顶煤工艺为支撑掩158、护式液压支架低位放煤法，放煤顺序采用三轮间隔顺序放煤，每一轮放煤间隔为810架，待放净煤后，停止放煤，放煤步距为0.8m，即一刀一放。机头及机尾各三架过渡液压支架不放顶煤。（1）初次放煤：本工作面初采工艺同正常开采工艺，支架走开切巷，等煤层自然垮落后，开始放煤。（2）正常放煤：采煤机割一刀煤，放一茬煤，正常情况下，第一轮放顶煤滞后机组下滚筒810架，滞后机组下滚筒30架必须将煤全部放净，否则必须停机放煤。当机组割出至机头（尾）调刀时，拉过第一次机头（尾）后，必须先停机将该处的煤全部放净，方可开机割三角煤。（3）末采放煤：工作面采至距停采线15m时开始铺网末采，待网压入落上后，停止放煤，工作面推159、进至9m时开始在支架和金属网间喂梁，工作面采至距停采线4m时，停止拉架，连续割5刀煤做拉架道。（4）放煤顺序除工作面机头（尾）20架范围外，工作面其它地段割煤、放煤可以平行作业。放煤要逐架进行，由机头（尾）向机尾（头）放煤。每架支架上的顶煤分三轮均匀放出。每一轮放煤间隔为10架，待放净煤后，停止放煤。放煤必须逐架进行，严禁相邻两架同时放煤。工作面部分地段顶板破碎，滚帮塌顶严重影响工作面推进时，可视情况少放煤或暂停放煤。放煤前，要将后工作溜拉至紧靠支架底座后端。工作面必须以放顶煤为主，严禁因撵进度而少放或不放煤。放煤必须保证3人，并要固定专人放煤，必须保证放煤人数及轮数。工作面顺槽超前支护选用D160、Z31型单体液压支柱和DFB型顶梁（L=3.6-4.0m），一梁三柱的支护形式，间距0.8m。四、工作面回采方向与超前关系工作面布置在采区内采用前进式，回采工作面采用后退式开采，在可能的采区采用跳采布置。五、采煤工作面的循环数、月进度、年进度及工作面长度1采煤工作面长度及采高根据首采区4-1号煤层平均厚度和开采技术条件，参照煤炭工业矿井设计规范的有关规定，并结合本矿的生产技术管理水平，确定综采放顶煤工作面长度为200m，机采高度3.0m，放煤高度8.27m，采放比为12.75。2采煤工作面循环数、年进度采煤工作面采煤机截深为0.80m，采用一采一放工艺，即采煤机割一刀进0.8m，放顶煤液压支架161、放1次顶煤，工作面采用四六制作业，三班生产，一班准备。循环进度0.8m，日循环次数3次。采煤工作面年进度按下式计算(正规循环率取0.85)：年进度=循环进度日循环次数年工作日循环率=0.833300.85=673m六、采区及工作面回采率初期开采的4-1号煤层为厚煤层，根据煤炭工业矿井设计规范，采区回采率取75%，工作面机采回采率取95%，放顶煤回采率取80%。第三节 采区布置一、移交生产和达到设计能力时的采区数目，工作面生产能力计算矿井移交生产和达到设计生产能力时布置1个采区，1个综采放顶煤工作面，工作面生产能力按下式计算：A=M1lLrC1M2lLrC210-6式中：A采煤工作面年产量，Mt162、/a； M1工作面机采高度，3.0m； M2工作面放煤高度，8.27m； l工作面长度，200m，放顶煤长度191m； L工作面年推进度，673m； r煤的容重，1.51t/m3； C1工作面机采回采率，取95%；C2工作面放顶煤回采率，取80%。A=3.02006731.510.958.271916731.510.810-6=1.86Mt/a掘进煤量年掘进煤巷进尺4000m，掘进平均巷道断面12m2，估算掘进煤量A掘=4000121.51=72480t。矿井年产量：1.86+0.07=1.93Mt/a。满足矿井设计能力1.8Mt/a的要求。二、煤层分组、分层关系和开采顺序井田内批准可采煤层为163、4-1、4-2、9-1、9-2、11号煤层，本次设计分为上下两组，上组为4-1、4-2号煤层，下组为9-1、9-2、11号煤层。开采顺序为先开采上组4-1、4-2号煤层，后开采下组9-1、9-2、11号煤层。首采区采煤工作面布置在上组在4-1号煤层。采区接续关系见表5-3-1。三、采区尺寸、巷道布置1采区尺寸矿井移交生产及达到设计生产能力时，布置一个生产采区，一水平一采区东西长1.7km，南北宽1.3m，面积2.21km2，可采储量1722万t，服务年限6.8a。2采区巷道布置根据推荐的上组煤井田开拓方案，首采区为一采区，矿井开拓巷道即为采区准备巷道。在主、副斜井井底附近沿4-2号煤层东西方向164、布置胶带东西大巷和轨道东西大巷西至井田西边界东至F1断层，平行于轨道大巷沿4-1号煤层布置东西回风大巷。在大巷南北两侧布置采煤工作面，采用走向长壁开采，有利于处理南北方向断层对开采的影响。工作面胶带顺槽(兼进风)、轨道顺槽(兼回风)均沿4-1号煤层底板布置，胶带顺槽(兼进风)直接与胶带大巷相接，回风顺槽直接与回风大巷相接，均通过顺槽联络巷与轨道大巷相连，形成采区运输、通风及排水等系统。这样回风巷与运输轨道巷形成立交，互不干扰，有利于通风管理。采区巷道布置见图5-3-1。四、采区煤、矸运输、辅助运输方式，采区通风和排水1运煤系统采煤工作面(可弯曲刮板输送机)胶带顺槽(可伸缩胶带输送机)西运输大巷165、(胶带输送机)井底煤仓主斜井(胶带输送机)地面。2辅助运输系统地面材料及设备副斜井(提升绞车)井底车场西轨道大巷(连续牵引车)顺槽联络巷轨道顺槽(调度绞车)工作面。3通风系统地面新鲜风流副斜井（主斜井、进风斜井）井底车场西轨道大巷（胶带大巷）顺槽联络巷胶带顺槽采煤工作面轨道顺槽回风大巷回风立井地面。4排水系统工作面顺槽采区水仓井底水仓主排水泵房管子道副斜井地面。5.排矸系统采掘工作面煤中夹矸随煤炭运输系统由皮带运输机由主斜井运出地面，部分穿层岩巷掘进岩石走辅助运输系统由副斜井运出地面。达到设计能力时采区工作面特征见表5-3-1。 达到设计能力时采区工作面特征表表5-3-1 采区名称采煤工作面个166、数装备煤层平均厚度(m)机采高度(m)放顶煤高度(m)长度(m)年推进度(m)年生产能力(Mt)一采区1综采放顶煤11.273.08.272006731.86第四节 巷道掘进一、巷道断面和支护形式胶带大巷、轨道大巷、回风大巷采用矩形断面锚网喷加锚索支护，运输大巷净宽4.5m，净高3.0m，净断面13.5m2，轨道大巷和回风大巷净宽4.5m，净高3.5m，净断面15.8m2。运输顺槽和回风顺槽采用矩形断面，锚网索支护，运输顺槽净宽4.8m，净高3.0m，净断面14.4m2，回风顺槽净宽4.0m，净高3.0m，净断面12.0m2。开切眼采用矩形断面锚杆挂网加锚索支护，净宽6.0m，净高3.0m，净167、断面18.0m2。顺槽和开切眼靠采煤机切割帮采用玻璃钢树脂锚杆。巷道断面尺寸及布置详见图C125212201。二、巷道掘进进度指标井巷进度指标的确定主要参照设计规范的有关要求，结合当地井巷施工队伍的实际水平和本矿施工条件，确定巷道掘进指标如下：斜井井筒：表土段50m/月，基岩段100m/月；岩巷：80m/月；煤巷：200m/月；硐室：500m3/月。三、掘进工作面个数、组数，掘进的机械配备矿井移交生产及达产时，为保证采煤工作面的正常接替和沿煤层巷道煤壁的稳定性不受掘进破坏，布置2个综掘工作面。掘进机技术参数见表5-4-1，掘进工作面主要机械配备见表5-4-2。掘进机技术参数表表5-4-1技 术168、 参 数产 品 型 号EBZ-150(已有)EBZ120(已有)整机质量(t)3836外形尺寸(长宽高)(mm)900022801600860021001550装机总功率(kW)225+10+15191.5泵站功率(kW)7571.5截割功率(kW)150120截割头转速(r/min)4055伸缩长度(mm)7400定位截割高度(mm)40003750定位截割宽度(mm)52404800截割岩石强度(MPa)60-7060履带行走速度(m/min)0-5.33/6履带板宽(mm)570380接地比压(MPa)0.110.14装载形式独立星轮独立星轮电压(V)660/1140660/1140适应169、巷道坡度1616综掘工作面主要设备特征表表5-4-2序号设备名称型号及规格单位主要技术参数自重(t)数量备注使用备用小计1掘进机EBZ-150台装机功率250KW，截割强度60-70MPa1已有2掘进机EBZ-120台装机功率191.5KW，截割强度60MPa1已有3皮带转载机QZP-160A台运量160t/h，功率25KW24可伸缩胶带机SSJ800/240套运量400t/h，V=2.0m/s，功率240KW25煤电钻ZMS-12台1.2KW46岩石电钻EZ2-2.0台2KW47局部扇风机FB6.3/30台全压2750-350Pa，风量5.3-9m3/s，功率30KW102128液压锚杆钻机170、MYT-120C台功率11KW4159探水钻MYZ-200台钻深200m，功率18.5KW21310喷雾泵站XPZ125/5.5台流量125L/min，压力5.5MPa，功率15KW2211混凝土搅拌机安-IV台功率5.5KW212混凝土喷射机转2-V台功率5.5KW213湿式除尘风机KCS-300D-1台功率18.5KW22合 计四、矿井生产时采掘比例关系，矸石率的预计矿井移交生产及达到设计生产能力时布置1个采煤工作面，2个综掘工作面，采掘比为1：2。矿井移交生产时，由于井下无岩巷掘进工作面，井下矸石只是联络巷或其它巷道的部分掘进矸石，预计井下掘进矸石量为5000t/a。五、移交生产时的井巷工程量矿井移交生产时新增井巷工程长度9298m，掘进体积135624m3,万吨掘进率51.6m/万t。新增井巷工程量汇总表见表5-4-3。 新增井巷工程量汇总表表 5-4-3序号项目名称长度(m)掘进体积(m3)表土煤巷岩巷合计井巷合计表土煤巷岩巷1井 筒6012661326123315959171922井底车场及硐室（包括采区变电所等）419596101572245509128513主要运输巷及回风巷4111411165459654594采 区284628464012240122总 计60737618629298123311280521468135624