1、赵楼煤矿天然焦一采区方案设计说明书目 录前 言1第一章 矿井概况3第一节 矿井概况3第二节 矿井开拓开采现状5第三节 主要生产系统概述6第二章 采区概况及地质特征8第一节 采区概况8第二节采区地质特征10第三章 采区设计方案34第一节 采区设计方案34第二节 采区设计方案比较50第四章采区2煤层开采技术经济分析52第一节 2煤层开采方案52第二节 2煤层开采投资估算56第三节 2煤层开采经济效益分析57第五章采区准备59第一节 采煤方法59第二节 采区生产能力及服务年限67第三节 采区准备与回采68第六章 采区生产系统及主要设备77第一节采区运输系统77第二节 采区通风系统96第三节 采区排水2、系统109第四节 采区压风系统117第五节 采区供水系统120第六节 采区供电系统127第七节 采区监测监控、照明及通信140第七章 灾害预防143第一节 瓦斯灾害防治143第二节 火灾防治144第三节 粉尘防治145第四节 水害防治146第五节 顶板灾害防治148第六节 热害治理149第七节 安全避险“六大系统”152第八章 投资概算163第一节 编制说明163第二节 投资构成164第九章 经济效益分析165第十章 存在的问题与建议169第十一章 采区主要技术经济指标170附录：1设计委托书附件：1天然焦一采区冲击地压防治专项设计2天然焦一采区方案设计投资概算书（另册）附图目录序号附 图 名3、 称附图编号备注1天然焦(3煤）底板等高线及资源储量估算图YF1056(TR)-105-12天然焦(3煤）厚度等值线图YF1056(TR)-113-13地质地形图YF1056(TR)-103-141-1勘探线地质剖面图YF1056(TR)-104-15-勘探线地质剖面图YF1056(TR)-104-26地层综合柱状图TF1056(TR)-107-17采区巷道布置方案一平面图YF1056(TR)-109-18采区巷道布置方案一剖面图YF1056(TR)-109-29采区巷道布置方案二平面图YF1056(TR)-109-310采区巷道布置方案三平面图YF1056(TR)-109-411采区巷道布置4、及机械配备平面图YF1056(TR)-163-112采区巷道断面图册YF1056(TR)-122-0013采区通风容易时期通风系统示意图YF1056(TR)-171-114采区通风困难时期通风系统示意图YF1056(TR)-171-215采区消防洒水系统图YF1056(TR)-170-116采区压风、排水系统图YF1056(TR)-217-117采区运输系统图YF1056(TR)-124-118采区避难硐室布置平面图YF1056(TR)-173-119采区安全监测传感器布置示意图YF1056(TR)-174-120采区安全监测系统图YF1056(TR)-273-121采区供电系统图YF10565、(TR)-214-1前 言一、项目背景赵楼煤矿位于郓城县城东南约22km，巨野县城西约13km，行政区划归郓城县、巨野县管辖。赵楼煤矿是一座设计生产能力3.0Mt/a的大型现代化矿井，2005年1月16日正式开工建设，2009年12月29日矿井正式生产，井田面积2，设计服务年限。赵楼煤矿采用立井分区开拓，前期以一个主井、一个副井和一个回风井开发南部采区，后期再建一个进风井和回风井开发北部采区。矿井共布置一个开拓水平，水平标高为-860m。矿井目前生产采区为一、三、十一采区，五采区正在准备。工作面采用长壁式采煤法，综采或综采放顶煤采煤工艺，全部垮落法管理顶板。矿井初期开采3(3上)、3下煤层，由6、于岩浆岩侵入影响，井田东北部3煤层约26km2变质为天然焦或煤焦混合。截止2012年底，矿井保有资源/储量约Mt，其中天然焦资源/储量约255.03Mt，占全矿井资源/储量的%。目前，赵楼煤矿正在建设综合利用电厂，该电厂是利用煤泥、煤矸石、洗中煤和天然焦作为主要燃料发电项目，也是我国第一座燃用天然焦的大型电厂，规划装机规模为230万kW燃煤发电机组。一期计划建设1台30万kW亚临界一次中间再循环流化床锅炉，配套300MW亚临界纯凝汽轮发电机组，一期项目于2010年3月开工建设，拟于2013年12月建成运转。为合理开采天然焦煤炭资源，实现矿井焦、煤配采，并满足天然焦电厂燃料需要，赵楼煤矿计划开采7、天然焦一采区。受赵楼煤矿委托，我院编制完成了赵楼煤矿天然焦一采区方案设计。二、设计主要依据1.设计委托书；2.兖矿集团东华建设有限公司地矿建设分公司编制的赵楼煤矿天然焦南部采区补充勘探报告；3.兖矿集团东华建设有限公司地矿建设分公司及河南省煤田地质局物探测量队编制的赵楼煤矿天然焦南部采区三维地震勘探报告；4.煤炭工业济南设计研究院有限公司编制的巨野矿区赵楼矿井及选煤厂初步设计（调整版）；5.兖矿集团有限公司编制的采区（综采面）设计、采掘作业规程标准样本；6.兖州煤业股份有限公司关于采区设计方案和采区设计编制、审查补充管理规定的通知（XX股生技发2005129号）；7煤炭工业矿井设计规范GB508、215-2005；8煤矿安全规程2011版；9建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程；10赵楼煤矿提供的以及现场收集的其它有关资料。三、设计的指导思想认真贯彻执行国家煤炭工业的各项方针、政策，充分利用目前矿井已有的生产系统，本着“高标准、高效率、高效益”的原则，以经济效益为中心，切实做到“少投入、多产出、工期短、效益高”。优化采区各生产系统，采用兖矿集团成熟的开采技术和装备，合理进行采区布置，为矿井的增产增效创造有利条件。四、设计的主要技术经济指标1.采区设计生产能力：采区布置1个采煤工作面生产，生产能力为t/a。2.采区资源储量：地质资源量18.15Mt；工业资源/储量18.159、Mt；设计资源/储量Mt；设计可采储量Mt。3.采区服务年限：a。4.初期巷道工程量：5615m，其中岩巷4020m，煤（焦）巷1595m。5概算投资：概算总投资为万元，其中：矿建工程万元；设备及工器具购置万元；安装工程万元；工程建设其他费用200.00万元；工程预备费万元。6.准备工期：个月。第一章 矿井概况第一节 矿井概况一、位置交通赵楼井田位于巨野煤田的中部，北距郓城县城约22km，东距巨野县城西约13km。井田大部分面积在郓城县境内，南部小部分在巨野县，行政区划归郓城县、巨野县管辖。井田东界为田桥断层，西界为奥灰隐伏露头，北以3925000纬线与郭屯井田为界，南以陈庙断层及第1勘探线与10、龙固井田为界。井田南北长约9.9km，东西宽约1215.9km，面积约2。赵楼井田四邻关系详见图1-1-1。图1-1-1 赵楼井田四邻关系示意图兖（州）新（乡）铁路及327国道从井田南部经过，自龙固集车站向东102km至兖州过京沪线可直达石臼港，向西约40 km经XX过京九铁路至新乡与京广线连接；日照至东明的高速公路从郭屯和赵楼井田边界上通过，并与京福高速公路相连，可直达济宁、XX、徐州等地；区内县级公路四通八达，井田内有郓城至赵楼的郓赵公路，巨野至鄄城的053省道从井田中部穿过，交通十分方便。二、地形地貌赵楼井田地处黄河冲积平原，地形平坦，地势略呈西北高东南低，地面标高+40.01+4m，平11、均+4m，自然地形坡度 2。本区水系比较发育，河流沟渠纵横成网，多为人工挖掘的季节性河流，主要有洙赵新河、鄄郓河、新赵王河，并以区内各沟渠相贯通，旱季可引水灌溉，雨季可防洪排涝。潜水面至地表59m，平均6m。井田中部南北向呈条带状地带内潜水面较深为79m，其它地段潜水面较浅为57m。由于井田处于黄河冲积平原，土地肥沃，农业经济较发达，因此村庄比较稠密，人口较多，给井下开采增加了难度。三、气象及地震本区气候温和，四季分明，属温带半湿润季风区海洋大陆性气候，具有四季分明，春旱多风，夏热多雨，晚秋又旱，冬长干冷多北风的特点。全年主导风向为东南风。年平均气温14.8，常年最低气温一般在每年的1月份，平12、均。降雨多集中在69月，年平均降雨量0mm，年平均风速/s。霜期一般在10月下旬至次年4月上旬。最大积雪深度，最大冻土深度。该矿井抗震设防烈度为7度。第二节 矿井开拓开采现状赵楼煤矿采用立井分区开拓，前期以一个主井、一个副井和一个回风井开发南部采区，后期再建一个进风井和回风井开发北部采区。矿井共布置一个开拓水平，水平标高为-860m。主井：净直径7.0m，装备两套22t箕斗，主要担负矿井煤炭提升及辅助进风任务。副井：净直径，装备1.5t双层四车罐笼，设有梯子间，主要担负矿井辅助提升及进风任务，并兼作矿井安全出口。回风井：净直径，设有梯子间，主要担负矿井回风任务，并兼作矿井安全出口。矿井目前主采13、煤层为3(3上)、3下煤层。工作面采用长壁后退式采煤法，综采或综采放顶煤采煤工艺，全部垮落法管理顶板。目前，矿井生产采区为一、三、十一采区，五采区正在准备。矿井共布置有2个采煤工作面和10个掘进工作面（4个综掘工作面和6个普掘工作面）生产。第三节 主要生产系统概述一、提升系统4型落地式多绳摩擦轮提升机，配备两套22t箕斗，电动机为LDM5638-6A08-Z型低速直联交流同步电动机，功率4000kW，采用交-直-交变频器驱动系统，全数字电控系统，采用自动化提升方式。4型落地式多绳摩擦轮提升机，配备一宽一窄罐笼，电动机为LDM5638-62型落地式多绳摩擦轮提升机，配备小罐笼带平衡锤，电动机功率14、132kW，用于紧急提升。二、井下运输系统井下煤炭全部采用胶带输送机运输，南翼胶带输送机大巷铺设1部DTL160/270/75型胶带输送机，带宽1400mm，带速/s，运量1500t/h。井下辅助运输为有轨运输，大巷铺设38kg/m钢轨，900mm轨距，选用CTY8型蓄电池电机车牵引1.5t系列矿车运输；采区上下山采用绞车运输，工作面顺槽采用无机绳绞车运输。三、通风系统矿井通风系统为中央并列式，通风方式为抽出式。主、副井进风，风井回风。矿井安装2台ANN-2884/1400N型轴流式主要通风机，功率1400kW，其中1台工作，1台备用。通风机采用电机反转反风。矿井具有独立的通风系统，实现了分区15、通风。新鲜风流由副井（主井进少量风）进入井底车场，经辅助运输大巷、轨道上（下）山、轨道顺槽，清洗采煤工作面；乏风从采煤工作面经皮带顺槽、回风上（下）山、回风大巷和胶带输送机大巷至风井排出地面。四、排水系统矿井-860m水平中央水泵房安装有5台PJ200B11型离心泵，其中2台工作、2台备用、1台检修，每台水泵额定流量420 m3/h，扬程，电机型号Y6302-4，电机功率1800kW，转速1480r/min。沿副井敷设有3趟D32522mm无缝钢管作为排水管路。井底水仓设有主仓和副仓，总有效容积为4300 m3。三环水仓正在施工，完工后有效容积增加4500 m3，能达8800 m3。五、压风系16、统赵楼煤矿现有地面空气压缩站一座，站内配备SA250A型风冷螺杆式空压机8台，其中5台工作，2台备用，1台检修。单台排气量3/min，排气压力0.8MPa，电动机功率250kW、380V。现有压风管路情况：地面及井筒主干管选用D32510mm无缝钢管。井下主干管选用D3258mm无缝钢管，采区运输巷选用D1596mm无缝钢管，支管选用D1085mm焊接钢管。六、供电系统赵楼煤矿电源为三里庙220kV变电站，矿井两回35kV电源线路引自三里庙220kV变电站35kV不同母线段，线路长度均为，线路导线选用LGJ-240钢芯铝绞线。线路采用分列运行方式，当其中一回线路故障时，另一回可承担矿井全部负荷17、。矿井工业场地内建有一座35/10kV变电所，主接线采用全桥接线方式，安装有3台主变压器，其中两台为SFZ10-20000/35型，编号为1#、2#；另一台为SFZ10-16000/35型，编号为0#。1#和0#主变压器分列运行，2#主变压器备用。矿井有7回下井电缆。150mm2，长度；185mm2，长度2km。第二章 采区概况及地质特征第一节 采区概况一、采区位置、范围天然焦南部采区勘探区位于赵楼井田的东部，工业场地及南部2#辅助运输大巷北侧。勘探区东西长约，南北宽约，面积约km2。勘探内共施工有焦1、焦2、焦3、焦4、焦5、焦6、焦7、焦8、焦9、焦10、134、G-43、巴-1等13个钻18、孔，其中巴-1钻孔位于冲刷无煤区，134钻孔揭露3煤、天然焦，焦2、焦7钻孔揭露3煤，其余钻孔揭露均为天然焦。天然焦一采区位于天然焦南部采区勘探区的东部，东至工业场地保护煤柱、DF19断层保护煤柱、DF21断层上盘，西至DF17断层下盘、DF12断层下盘，北至天然焦南部采区勘探边界线，南至矿井南部大巷保护煤柱线。采区东西宽约8601940m，南北长约10102605m，面积约km2。采区内共施工有焦3、焦4、焦5、焦6、焦8、134等6个钻孔，除134钻孔揭露3煤、天然焦外，其余钻孔揭露均为天然焦。天然焦一采区为天然焦南部采区勘探区的一部分，其相对位置关系详见图2-1-1。二、采区地面条件天然19、焦一采区地面地形平坦，地势略呈西北高东南低，地面标高为+42.12+，平均+，自然地形坡度为2，地表植被多为季节性农作物。采区范围内有张庄、盐厂等村庄。鄄郓河为本区主要河流，西北东南向在本区东北部穿过。天然焦南部采区勘探区村庄密集，有张庄、盐厂、樊垓、马垓、康垓、赵河、赵楼、褚庄、韩庄、霍庄、李庄、商营、新村等13个村庄，其中张庄、盐厂、樊垓、马垓、康垓、赵楼、褚庄、韩庄、新村等9个村庄对天然焦一采区的开采有影响。另外，勘探区外马垓以南的白集也对天然焦一采区的开采有一定影响。三、邻近采区开采情况天然焦一采区西邻天然焦二采区，北邻天然焦北部采区，南与一、三采区相接。目前一、三采区为矿井的生产采区20、，天然焦二采区及天然焦北部采区尚未进行准备。第二节采区地质特征一、地层（一）地层天然焦南部采区勘探区地层自上而下依次为：第四系（Q）、新近系（N）、二叠系（P）、石炭系（C）和奥陶系（O）。地层层序、时代、岩性等简述如下：1.第四系（Q）厚度145.81159.69m，平均152.95m。本区钻孔自第四系底界以上20m开始取芯，其上层段无芯钻进。取芯段揭露地层以褐黄色浅灰绿色粘土、砂质粘土、褐黄色含姜结石粘土为主，局部间夹褐黄色浅灰白色细砂、中砂。粘土层质纯、可塑性好。含姜结石粘土中姜结石呈不规则状，大小不一。砂层较松散，分选性好，透水性较好，为含水层。与下伏新近系（N）呈不整合接触。2.新近21、系（N）厚度419.50506.05m，平均461.89m。上部以棕黄、褐黄色厚层粘土、砂质粘土为主，底部含较多钙质结核及少量铁锰质结核，岩性松软，大部未固结，局部微固结；下部为灰绿、棕黄色细砂、粉砂、褐黄色粘土质粉砂夹褐红色粘土，为新近系主要含水段。粘土层大部未固结，局部微固结、半固结，含块状、板状及晶簇状石膏。粘土、砂质粘土易吸水膨胀，具可塑性。砂层松散、具流动性。3.石炭二叠系（CP）（1）石盒子统石盒子组（P2sh）厚度10.25324.95m，平均243.12m。主要由杂色泥岩、杂色砂质泥岩、浅灰色粉砂岩、灰绿色灰白色粗、中、细砂岩组成，上部有厚层状灰白色石英砂岩（奎山砂岩）可作为区22、域性对比的标志，下部含12层B层铝土岩（或相变为铝质泥岩）。以底部含砾中粗砂岩底界面作为与山西组的分界，与山西组呈整合接触。（2）月门沟统山西组（P12sh）厚度58.91123.75m，平均89.20m。为本区主要含煤地层，主要由浅灰、灰白及浅灰绿色砂岩，深灰色、灰黑色粉砂岩，浅灰绿色铝质泥岩，黑色泥岩，砂质泥岩及天然焦（煤）等组成。含煤2层（2煤、3煤层）。3煤层大部地段变质为天然焦，由于天然焦中有13层的火成岩的侵入，有些部位火成岩完全将3煤层侵蚀，造成了对煤层不同程度的破坏（煤层变薄或被完全侵蚀）。2煤层、3煤（焦）均局部可采。本组地层与下伏太原组地层呈整合接触。（3）上石炭统二叠系月23、门沟统太原组（C2tP11t）本区内大部分钻孔未穿过，仅焦9号孔穿过，厚152.24m。为本区主要含煤地层。由深灰灰黑色粉砂岩、泥岩、灰色灰白色中砂岩、细砂岩、灰黑色粉砂岩与灰白色细砂岩互层及煤层组成。含煤14层（4、5、6、10上、10下、11、12上、12、12下、15上、15下、16上、17、18煤），其中15上、16上煤层为稳定可采煤层，17煤层为大部可采的不稳定煤层。含石灰岩8层（三、五、六、七、八、九、十下、十一），三灰和十下灰厚度大、全区稳定。与下伏本溪组呈整合接触。（4）上石炭统本溪组（C2b）呈假整合接触。4.奥陶系（O）本区仅发育中、下奥陶统（O1+2），补勘揭露厚度为2224、.94m，以灰白色石灰岩为主，质纯致密，局部发育裂隙充填方解石脉，岩芯破碎。（二）含煤地层天然焦南部采区勘探区含煤地层为石炭二叠系的太原组和山西组。1.山西组（P12sh）厚度58.91123.75m，平均89.20m。为本区含煤地层中的主要含煤组，岩性以中细碎屑岩为主，砂岩的含量比较高，其次为粉砂岩、泥岩、煤层及天然焦等。含煤2层（2、3煤层或天然焦），其中2煤层局部可采，3煤层及天然焦赋存不稳定，局部可采。本组底界以3煤或天然焦底部粉细砂岩互层与太原组分界；顶部则以2煤层上部的中砂岩或细砂岩的底界与石盒子组分界。以天然焦（3煤层）顶层面为界，分为上下两个层段，分述如下：上段：天然焦（3煤层25、）顶层面至山西组顶界面，平均厚度56.40m。岩性以粉砂岩及砂质泥岩为主，次为中细砂岩、泥岩、铝质泥岩。本段含局部可采煤层1层（2煤层），在勘探区内焦2、焦3、焦5、焦6、焦9、焦10、134、巴-1号孔见2煤层，其它孔未见。天然焦（3煤层）顶板岩性以砂岩为主，局部为泥岩、砂质泥岩、火成岩。本段以中细砂岩、砂质泥岩、粉细砂岩互层、泥岩为特征，山西组顶部偶带杂色。本层段属湖泊和沼泽相沉积。下段：自山西组底界面至天然焦（3煤层）顶界面，平均厚度m。岩性以浅灰、灰白粉细砂岩互层为主，次为细砂岩、铝质泥岩、炭质泥岩及天然焦（3煤层）等。天然焦（3煤层）层中平均有13层的火成岩侵入。巴-1号孔天然焦（326、煤层）冲刷。天然焦（3煤层）直接底板多为泥岩或炭质泥岩，间接底板主要以粉细砂岩互层为主，粉砂岩与细砂岩呈现薄层状，相互交替沉积，发育交错状层理，见底栖动物通道。整个山西组底部以粉细砂岩互层为特征，厚度较大，区域内较稳定，作为山西组对比标志层之一。2.太原组（C2tP11t）仅焦9号孔穿过，厚152.24m，地层较稳定。岩性以泥岩、粉砂岩为主，含煤及石灰岩多层，砂岩含量较低。主要为浅海相及滨海相沉积。含煤14层，其中局部可采及可采煤层4层（6、15上、16上和17煤层）。含灰岩8层，其中的三灰和十下灰厚度大，全区稳定，是区域标志层。本组地层相和旋回结构清楚，易于对比。二、构造（一）褶皱天然焦一采27、区总体地层为一向斜构造，称为徐庄向斜。该向斜轴向NNE，从南向北贯穿整个采区，在采区内延展长度2760m，褶幅10130 m，两翼倾角不对称，其西翼较缓，为610，东翼较陡，为618。（二）断层采区构造形式以正断层为主，主要以近NE、NNE、NEE向为主，其它方向的断层较少，断层的规律性较明显。采区内共发育10条断层，其中落差小于等于5m的断层5条，即DF13、DF14、DF18、DF31、DF32断层；落差大于等于15m的断层5条，即FZ18、DF12、DF17、DF19、DF21断层。DF12、DF17断层为采区西部边界断层，DF19、DF21断层为采区东部边界断层，FZ18断层位于采区南28、部边界附近。采区断层特征详见表2-2-1。采区主要断层分述如下：位于采区中南部边界附近，正断层，走向NEE，倾向NNW，断面倾角70，落差015m，区内延展长度为550m，属控制可靠断层。位于采区西部边界，正断层，走向N，倾向W，断面倾角70，落差020m，区内延展长度为1000m，属控制较可靠断层。位于采区西北部边界，正断层，走向NE，倾向NW，断面倾角70，落差020m，区内延展长度为2100m，属控制可靠断层。位于采区东部边界，正断层，走向NNE，倾向NWW，断面倾角60，落差040m，区内延展长度为1600m，属控制可靠断层。位于采区东部边界，正断层，走向NNE，倾向NWW，断面倾角729、5，落差015m，区内延展长度为840m，属控制可靠断层。表2-2-1 采区断层特征一览表名称性质断层产状落差（m）区内延伸长度（m）控制程度走向倾向倾角（度）FZ18正NEENNW70015550可靠DF12正NW700201000较可靠DF13正NNESEE7005450较可靠DF14正NNESEE6505430较可靠DF17正NENW700202100可靠DF18正NEENNW7003120DF19正NNENWW600401600可靠DF21正NNENWW75015840可靠DF31正NESE7003340DF32正NESE7003270（三）岩浆岩侵入采区内有岩浆岩侵入山西组煤系地层中30、，对3煤层及煤质均有不同程度的影响。的侵入范围采区内焦3、焦4、焦5、焦6、焦8、134等6个钻孔均见岩浆岩，采区附近焦1、焦9、焦10、G-43等4个钻孔也见岩浆岩。从钻孔所获资料看，其侵入层位主要为山西组3煤层。根据三维地震资料发现采区内岩浆岩侵入6处，即岩浆岩1、岩浆岩2、岩浆岩3、岩浆岩7、岩浆岩8、岩浆岩9。岩浆岩1位于采区的9m2，在平面上呈不规则状；岩浆岩2位于采区的2，在平面上呈椭圆状；岩浆岩3位于采区的6m2，在平面上呈不规则状；1m2，在平面上呈不规则状；岩浆岩8位于采区的东北部，采区内侵入面积m2，在平面上呈不规则状；岩浆岩9位于采区的北部，DF17断层附近，采区内侵入面31、积m2，在平面上呈不规则状。采区岩浆岩侵入情况详见图2-2-1。据岩浆岩侵入情况分析，岩浆岩在煤系沉积之后的构造运动中，沿构造裂隙带上升的过程中以层状形态自东而西、自北而南侵入3煤层中，侵入的层数有13层。特征及对煤层、煤质的影响本采区岩浆岩硬度（坚固性系数）f=14.29，视密度3。肉眼观察描述：灰色、灰绿色，浅灰绿色，成分以斜长石、角闪石为主，次为石英、黑云母。致密坚硬，显晶质半自形细粒等结构，块状构造，裂隙较发育，其中充填有泥质和方解石脉。镜下鉴定描述：据江苏省徐州市中矿地质工程科技开发有限公司实验室镜下鉴定，属强方解石化细粒闪长岩，显微均一构造，岩石的组成矿物主要为斜长石、角闪石，并有32、少量石英、黑云母等，副矿物有磁铁矿、磷灰石。采区内岩浆岩沿3煤层及其顶底板层位顺层侵入，并在部分地段将3煤层完全取代，对3煤层影响很大。煤层受岩浆岩的烘烤，部分变质为天然焦，部分保持了半煤半焦状态，且使其挥发分变低，发热量亦有所降低。（四）构造复杂程度采区总体地层为一向斜构造，共发育10条断层，岩浆岩侵入6处，受岩浆岩影响强烈，采区构造复杂程度为中等偏复杂类型。三、煤层及煤质（一）煤层本采区煤层以天然焦为主，其次为3煤，局部煤焦混合。2。本采区共分为天然焦区、3煤区、煤焦混合区、岩浆岩侵入区、无煤区等5部分。采区面积2，其中天然焦可采区面积（不包括煤焦混合区面积） km2，占采区面积的48.033、9%；3煤可采区面积（不包括煤焦混合区面积）km2，占采区面积的%；煤焦混合区面积0.43 km2，占采区面积的10.94%；岩浆岩侵入区面积0.77 km2，占采区面积的19.59%；无煤区面积0.26 km2，占采区面积的6.62%。天然焦区、3煤区、煤焦混合区、岩浆岩侵入区、无煤区分布情况详见图2-2-2。采区北部3煤层大面积变质为天然焦，其下距太原组三灰56.4962.21m，平均59.35m。天然焦可采区厚度0.78.0m，平均3.63m。顶板多为岩浆岩、粉细砂岩互层、细砂岩，偶见泥岩；底板多为泥岩、粉细砂岩互层，偶见碳质泥岩。采区内6个钻孔均揭露天然焦，全部可采，可采性指数100%34、，煤厚变异系数49%，赋存不稳定，该煤层结构复杂，含13层夹矸，夹矸厚0.32.58m，均为岩浆岩。采区南部6m。顶板多为中砂岩、粉砂岩，底板多为泥岩、粉砂岩。采区内只有134钻孔揭露3煤，属不稳定煤层，该煤层结构简单。3煤（焦）可采区赋存面积2，厚度0.78.0m，平均；煤层底板标高-830-995m；煤层倾角618。3煤（焦）厚度等值线详见图2-2-3。采区可采煤层特征详见表2-2-2。表2-2-2 可采煤层特征一览表 煤层名称煤 层夹 石可采区厚度稳定性结构层数厚度（m）岩性最小最大平均3不稳定简单天然焦不稳定复杂13岩浆岩（二）煤质（1）煤的物理性质采区内可采煤层均为黑色，条痕色为黑色35、灰黑色，条带状结构，内生裂隙发育，多为阶梯状断口或参差状断口。3煤硬度（坚固性系数）0.31.0，视密度3。天然焦硬度（坚固性系数）25，视密度3。各煤层物性特征详见表2-2-3。表2-2-3 各煤层物性特征表 项目煤层结构硬度视密度(g/cm3)断口裂隙3条带状参差状、阶梯状发育天然焦条带状25参差状、阶梯状发育（2）宏观煤岩类型根据补充勘探资料，煤层以半暗半亮型为主，亦见有半亮型和半暗型，偶见光亮型。总体特征是：3煤层为半暗-半亮煤，天然焦为半亮煤。根据补充勘探钻孔煤芯样化验成果，各煤层煤质特征详见表2-2-4，各煤层主要指标分述如下：（1）水分原煤水分含量0.521.43%，精煤水分含36、量0.952.18%。（2）灰分原煤灰分产率15.6750.18%，精煤灰分产率5.9914.30%。按照干燥基灰分划分，天然焦为中灰高灰分，平均为中高灰分；3煤为低中灰分。（3）挥发分原煤挥发分9.3934.80%，精煤挥发分11.4436.62%，按照（MT/T849-2000）的划分标准，3煤为中高挥发分，天然焦为低挥发分。（4）发热量3煤层原煤发热量（Qgr,d）平均为7MJ/kg，为高发热量煤；天然焦原煤发热量（Qgr,d）平均为4 MJ/kg，为中发热量煤。各煤层发热量大致随挥发分的增加而增大。表2-2-4 各煤层煤质特征表 煤层项目3天然焦水分Ma,d (%)原煤1.14 (1)37、(5)精煤2.18 (1)0.95(1)灰分Ad (%)原煤15.67 (1)(5)精煤5.99 (1)14.30(1)挥发分Vdaf (%)原煤34.80 (1)8(5)精煤36.62 (1)11.44(1)硫分St,d (%)原煤0.53 (1)(5)精煤0.38 (1)0.28(1)磷分Pd (%)原煤0.008 (1)(4)精煤/0.021(1)胶质层Y(mm)精煤19.5(1)粘结指数GR.I.精煤85(1)发热量（Q）(MJ/kg)原煤29.67 (1)22.54 (5)（5）硫分按照（GB/T15224.2-2004）的划分标准，山西组3煤层为低硫煤，天然焦为特低硫煤，详见表2-38、2-5。表2-2-5 各煤层含硫情况及脱硫系数表 项目煤层S（%）各种硫（%）级 别SSS3（1）0.26（1）0.01（1）0.26（1）低硫天然焦0.41（5）0.27（4）0.07（4）0.07（4）特低（6）磷分3煤层原煤磷分为0.008，属于特低磷煤；天然焦原煤磷分为0.021，属于低磷煤，详见表2-2-6。表2-2-6 各煤层含磷情况表 项目煤层磷 分 （%）级 别原 煤精 煤3（1）/特低天然焦0.021（4）0.021（1）低（7）煤的元素分析主要由碳、氢、氮、氧、硫等元素组成，详见表2-2-7。 碳：是煤中有机质的主要成分，也是煤中含量最多的元素，平均含量%，各煤层相差不大。39、氢：各煤层中氢含量比较稳定，平均含量1.605.29%。氮：各煤层中氮含量也很稳定，平均含量0.811.45%。氧：各煤层中氧含量也很稳定，平均含量%。表2-2-7 煤中主要元素组成含量表 项目煤层元 素 分 析 （%）CdafHdafNdafOdaf 3 （1）（1）（1）（1）天然焦 89.07（5） 1.60（5） 0.81（5） 7.88（5）（8）一般煤质特征总体评价及煤类本采区3煤层为中高挥发分、低中灰分、低硫、特低磷、特高热值的1/3焦煤，天然焦为低挥发分、中高灰、特低硫、低磷、低热值煤。鉴于天然焦长期受岩浆岩环境下高温加热，其煤质有所变化，挥发分变低，灰分变高，因此其发热量相对40、于其他煤层偏低。（1）结焦性从低温干馏的半焦率的测定显示，3煤半焦率平均为79.7%，煤层具有良好的结焦性能。（2）炼油性铝甄式低温干馏试验焦油产率3煤层平均为10.3%，为富油煤。四、水文地质（一）地表水本区地表水系比较发育，河流沟渠纵横成网，多系人工开掘的季节性河流。鄄郓河为本区主要河流，西北东南向在本区东北部穿过，并与区内各沟渠相贯通，旱季可引水灌溉，雨季可防洪排涝，河流最高洪水位+42.3m。潜水面至地表59m，平均6m。井田中部南北向呈条带状地带内潜水面较深，为79m，其它地段潜水面较浅，为57m。（二）含水层天然焦南部采区勘探区主要含水层自上而下分别为：新生界松散含水层、石盒子组砂41、岩、山西组3煤（焦）顶、底板砂岩、太原组三灰。其中3煤层顶、底板砂岩为开采上组煤的直接充水含水层，太原组三灰是开采3煤（焦）的间接充水含水层。1.新生界松散含水层（1）第四系松散孔隙含水层mm。顶部以粉质砂土为主，透水性好。底部以褐黄色浅灰绿色粘土、砂质粘土、褐黄色砂浆粘土为主，局部间夹褐黄色-浅灰白色细砂、中砂等。砂浆粘土主要以细小砂浆为主，呈不规则状，砂层较松散，分选性好，透水性较好。根据梁宝寺井田L6-1孔抽水试验资料，单位涌水量，水质类型为SO42-ClK+Na+型，属中等富水松散孔隙含水层，浅部直接接受大气降水的补给。（2）新近系松散孔隙含水层新近系地层由粘土、砂质粘土和砂层相间沉积42、组成。本区新近系厚m，平均4m。上部以棕黄、褐黄色厚层粘土、砂质粘土为主，其底部含较多钙质结核及少量铁锰质结核，岩性松软，大部未固结，局部微固结；下部为灰绿、棕黄色细砂、粉砂、褐黄色粘土质粉砂夹褐红色粘土，为新近系主要含水段。粘土层中含块状、板状及晶簇状石膏。大部未固结，局部微固结、半固结。粘土、砂质粘土易吸水膨胀，具可塑性。砂层松散、具流动性。根据精查阶段Z-7、Z-11号孔N底部砂层进行的，单位涌水量0.0001/s.m，富水性弱，水质属SO42-Cl-Na+型水。根据单位涌水量0.00010.0004l/s.m，说明其属富水性弱的松散孔隙承压含水层，由于底部砂层分布和含粘土不同，局部可达43、到中等富水。2.二叠系石盒子组砂岩含水层本区该组厚10.25324.95m，平均243.12m。主要由杂色泥岩、杂色砂质泥岩、浅灰色粉砂岩、灰绿色-灰白色粗、中、细砂岩组成，上部有厚层状灰白色石英砂岩（奎山砂岩），下部含12层B层铝土岩（或相变为铝质泥岩），底部以不稳定的厚层砂岩与山西组分界。砂岩漏水现象普遍，本区共发现4个孔漏水（焦1、焦2、焦4、焦8），漏水孔率约为30.8%。主要漏水点的岩性为中、细砂岩。根据井田资料，验证孔基岩风化带抽水试验，单位涌水量/s.m，经72小时恢复水位为，但仍未稳定，说明富水性极弱，且以静储量为主。在验证孔及副检钻孔内，对基岩风化带及上石盒子组进行抽水试验，44、水位标高+，富水性弱，水质属SO42-Cl-Na+Mg2+SO42-Na+型。在井筒施工过程中，石盒子组砂岩涌水量为1568m3/h，在副井风化基岩段（622m）预注浆时，单孔涌水量达3/h。该含水层漏水点深度为619.03，下距3煤层间距除ZS-3孔为外，其余钻孔均大于150m，ZS-3孔3煤层厚，经计算冒裂高度为。即所有漏水点均位于采煤裂隙带之上，正常情况下，对开采上组煤层没有直接充水影响。3煤（焦）顶底板砂岩含水层3煤（焦）顶、底板砂岩，统称为3砂。以中砂岩、粉细砂岩互层为主，局部为细砂岩、粉砂岩；裂隙局部发育，充填有方解石脉。mm10-6m，标高为-m，水位依然呈缓慢下降趋势（每小时下45、降约56cm），因而停止继续观测。说明3煤顶板砂岩富水性弱。另外根据矿井补勘期间进行的以ZS-7为主孔，ZS-4为观测孔的多孔抽水试验资料，进一步表明3砂径流不畅，补给条件差。在井筒施工过程中，3砂涌水量为603/h，大于井检钻地质报告预计的涌水量，分析其主要原因是井筒掘进断面远大于钻孔断面，同时由于放炮震动，导致含水层中的张裂隙进一步连通，使得涌水量加大。3砂为开采3煤（焦）直接充水含水层。三灰岩溶裂隙含水层结合勘探区外附近钻孔资料三灰厚m，平均m。局部裂隙较发育，充填方解石脉。根据井田资料在ZS-10孔中抽水，水位标高25.60m，单位涌水量0.001719l，富水性弱，渗透系数/d，矿化46、度96g/l，水质属SO4-Na水。但精查阶段在漏水孔Z-4中抽水，水位标高35.88m，单位涌水量l，富水性中等，矿化度/l，水质属SO4-Na水。2009年施工的L3-2钻孔位于1304工作面东99m，邻近十一采区，2010年3月27日，孔口标高-905m，水压0.5MPa。2012年施工的L3-1钻孔孔口位于南部回风大巷壁龛中，南部大巷6#联络巷以西约240m处，孔口标高m，2013年4月30日，观测水压4.89MPa，换算成水位标高为-m。说明三灰富水性差异较大，浅部或断层附近裂隙发育，富水性中等，深部裂隙不发育，富水性弱。赵楼煤矿井底车场（标高-860m）布置在三灰上下，部分巷道将直47、接揭露三灰，三灰水压9MPa，为有效防止三灰突水，在主井井筒西侧施工22m（距井筒中心线）后停头进行探放水工作。2006年8月12日开始放水，三灰初始水量为187m3/h，至19日，涌水量降至30m3/h，之后至9月底涌水量稳定在20 m3/h左右，10月中旬水量为10 m3/h。三灰总出水量36000 m3。由此说明三灰水补给条件较差，以静储量为主。之后，矿井皮带运输大巷两次穿过三灰含水层，均无水。三灰是开采3煤层底板进水的间接充水含水层。（三）隔水层天然焦南部采区勘探区主要隔水层自上而下分别为：第四系、新近系粘土类隔水层；二叠系石盒子组泥岩、粉砂岩、铝土岩等隔水层。1.第四系粘土层由褐黄色48、-浅灰绿色粘土、砂质粘土组成，根据井田资料，本层厚58.60，占全层段的75%左右；塑性指数12.518.1。位于第四系的下部，厚度大，稳定性较好，尤其是第四系底部多为一层含铁锰质结核及姜结石的粘土层，属冲积河湖相沉积，其隔水层性能良好。2.新近系下段由粘土、砂质粘土组成，根据井田资料，本层占地层总厚的70%左右，由上而下固结程度渐增，局部钙质粘土层呈坚硬状态，据Z-7孔及验证孔系统的物理力学取样测试，底部近百米段粘土塑性指数18.531.1，凝聚力0.100.416MPa，为软硬塑性具备的粘土、砂质粘土隔水层；粘土中常夹块状、板状及晶簇状石膏。大部未固结，局部微固结、半固结。粘土、砂质粘土富49、含蒙脱石矿物，易吸水膨胀，钻进中钻孔常常发生缩径现象，说明该层段粘土更具有隔水性。井田内第四系、新近系内的粘土层分布广泛，厚度稳定，隔水层性能良好，从而使得各砂层间的水力联系不密切。3.二叠系石盒子组隔水层与二叠系石盒子组含水层交错分布，中下部隔水层岩层增多，主要为杂色泥岩和粉砂岩，局部夹有厚层状砂岩透镜体，由于隔水层的厚度较大，隔水性能良好，进一步阻隔了上部含水层向直接充水含水层的补给。除上述隔水层组外，含煤地层中的泥岩、粉砂岩占地层的比例较大，它们的隔水性能较好，阻隔了各含水层间的水力联系。（四）充水因素分析及涌水量预计1.充水水源分析根据勘探区内钻孔揭露情况，计算3煤（焦）冒裂带最大高度50、约m， 新近系底界3煤（焦）间距与冒裂高度之差，除G-43号孔为75.44m外，其余钻孔均大于200m。因此，勘探区范围内，正常情况下新近系底部砂层含水层对开采3煤（焦）无影响。石盒子组砂岩共有4孔8次漏水，其中：焦4号孔漏水点深度为3/h；天然焦顶板深度为947.80m，可得出漏水点下距天然焦顶板间距为m，在冒裂带影响范围内。其余钻孔漏水点下距3煤（焦）间距最小为223.11m，在冒裂带影响范围之外。由于只有焦4号孔石盒子组砂岩漏水点在3煤（焦）冒裂带最大高度影响范围内，结合以前的井田资料，石盒子组砂岩富水性弱，设计不将石盒子组砂岩评价为3煤充水含水层。建议在矿井生产过程中，做好石盒子组砂岩51、的水位动态观测工作，并充分研究覆岩破环规律之后，逐步释放其静储量。对3煤（焦）开采有影响的充水含水层包括3煤（焦）顶、底板砂岩和三灰。据井下L3-1孔资料，2013年4月30日三灰水位标高，3煤（焦）底板标高-830-995m，3煤（焦）下距三灰55.5462.21m。经计算，三灰。因此，正常块段3煤（焦）开采不受三灰突水威胁；而底板受构造破坏块段，3煤（焦）开采可能受到三灰突水威胁，故开采过程中要采取以下措施加强三灰水害防治：建立健全采区和工作面排水系统，利用物探、钻探等手段，探明富水区域（范围），提前进行疏（探）放水工作，并对三灰可能与其它含水层相沟通的导水裂隙、导水断层进行注浆处理。（152、）断层导水性断层是否导水主要取决于断层破碎带性质及断层两盘含水层的相互接触关系。据此分析，在未来开采3煤（焦）时，由于3煤（焦）下距三灰55.5462.21m，因此在开采中遇落差较大的断层时，3煤（焦）与三灰对接，则三灰水对开采3煤（焦）有一定威胁。未来开采过程中，设计在落差大于或等于30m断层附近留设足够的防水煤柱，并进行探放水工作。另外还需考虑受采动破坏影响后断层活化导水问题。（2）封闭不良钻孔本区内无封闭不良钻孔。（3）采动裂隙采动裂隙指人工采掘活动引起的顶底板发育的裂隙，采动裂隙带包括顶板的导水裂隙带和底板的导水破坏带，采动裂隙可以将顶底板的水导入，是顶底板突水的主要通道。3.天然焦一53、采区涌水量预计设计参考赵楼煤矿天然焦南部采区补充勘探报告，并考虑消防洒水等因素，预计天然焦一采区生产时，采区正常涌水量为150m3/h，最大涌水量为300m3/h。五、其它开采技术条件（一）煤层顶底板条件MPaMPa。为较稳定顶板。MPa。为较稳定底板。（二）瓦斯赵楼煤矿煤层瓦斯含量低，为瓦斯矿井。补充勘探在焦4、焦5采取了天然焦瓦斯样进行了瓦斯测定，成果详见表2-2-8。根据该表可知，天然焦瓦斯主要成分为N2，均属于瓦斯风化带中的氮气带，为低瓦斯区。（三）煤尘补充勘探在焦1、焦2、焦5、焦6和焦10号孔采取煤样进行了煤尘爆炸危险性测试，成果详见表2-2-9。根据该表可知，天然焦无爆炸危险性，54、3煤层有爆炸危险性。表2-2-8 煤层瓦斯测定成果表瓦斯煤层瓦斯成分（%）瓦斯含量（cm3/g）N2CH4CO2CH4CO2天然焦表2-2-9 煤尘爆炸性试验成果表 指标煤层火焰长度mm岩粉量（%）结论焦1焦2焦5焦6焦10焦1焦2焦5焦6焦10天然焦无火无火无火无火0000无爆炸危险性3煤20050有爆炸危险性（四）煤的自然发火倾向性天然焦属不易自燃煤层，3煤层属不易自燃自燃煤层。（五）地温补充勘探共有4个钻孔进行了测温工作，其中焦1、焦5为简易测温，成果详见表2-2-10，焦2、焦6为近似稳态测温，成果详见表2-2-11。结果表明：区内非煤系地层平均地温梯度/100m，煤系地层平均地温梯度55、/100m；全区地温梯度2.72/100m，平均/100m，即地热增温率为1/m。根据补勘资料，本区3煤（焦）底板温度处于二级高温区。表2-2-10 简易地温测量成果表孔号深度m温度（第一次）温度（第二次）焦195541焦5990表2-2-11 近似稳态地温测量成果表孔号深度温度（第一次）温度（第二次）温度（第三次）温度（第四次）焦2112047474747焦6104444（六）冲击地压补充勘探没有进行3煤（焦）及其顶、底板冲击倾向性测试，以下资料引自建井地质报告。1.3煤及其顶、底板岩层冲击倾向性评价在ZS-1、ZS-9、ZS-11中取样17组，中国矿业大学岩控中心根据3煤层顶底板岩性分层的56、单轴抗压强度测试结果，分岩性归为5个层位进行了冲击倾向性测试。冲击倾向性为煤岩体所具有的积蓄变形能并产生冲击式破坏的性质。冲击倾向性的强弱，可用动态破坏时间DT、弹性能量指数WET及冲击能量指数KE来衡量，具体评价指标详见表2-2-12。由于目前关于岩石的冲击倾向性判别尚无规范，此标准为中国矿业大学岩控中心参照煤层的标准制定。表2-2-12 煤的冲击倾向鉴定指标值类别1类2类3类名称无冲击倾向弱冲击倾向强冲击倾向动态破坏时间DT（ms）DT50050DT500DT50弹性能量指数WETWET22WET5WET5冲击能量指数KEKE1.5KE5KE5根据表2-2-12标准，对3煤层及其顶底板岩层57、冲击性评价结果为，常态下中、细、粉砂岩均具强冲击倾向，泥岩和煤具弱冲击倾向；饱水状态下细、粉砂岩除1点具弱冲击倾向外，其余2点均具强冲击倾向。评价结果详见表2-2-13。2.地应力测试赵楼煤矿与山东科技大学、济南贝克矿山工程技术服务有限公司进行合作开展了矿井地应力实测工作，以掌握赵楼井田内地应力分布的基本规律，并结合该矿的开采技术条件，分析和研究地应力对采矿的影响。地应力实测采用钻孔套芯应力解除法，测量工作自2007年1月开始至2007年2月结束，在井底车场布置两个原岩应力测点。测试结果详见表2-2-14。表2-2-13 3煤及其顶底板岩层冲击倾向性类型一览表岩石名称指数冲击倾向性 类型备注动58、态破坏时间DT（ms）弹性能量指数WET冲击能量指数KE中砂岩强冲击倾向粉细砂岩互层强冲击倾向强冲击倾向饱水状态细砂岩强冲击倾向弱冲击倾向饱水状态粉砂岩强冲击倾向22强冲击倾向饱水状态泥岩弱冲击倾向煤弱冲击倾向由于矿井处于开拓初期，地应力测点的选择存在一定的局限性，且测点偏少，但经分析，矿井原岩应力具有如下特点：（1）原岩应力场的第一主应力为水平应力，最大水平应力的方向为NE7583；（2）水平应力大于垂直应力，最大水平主应力为垂直应力的1.471.48倍，对井下岩层的变形破坏方式及矿压显现规律会有很大的影响；（3）实测的最大水平主应力为最小水平主应力的1.151.45倍，即hmaxhmin，59、水平应力对巷道掘进的影响具有较为明显的方向性。（4）实测的垂直应力大于按照上覆岩层厚度和容重计算的垂直应力。表2-2-14 原岩应力测量部分结果表测 点hmax（MPa）hmin（MPa）v（MPa）hmaxvZL-1ZL-23.赵楼煤矿开采过程中多次发生由于采动引起的冲击地压和顶板大面积来压现象，已是威胁矿井安全开采的灾害之一。天然焦一采区缺乏3煤（焦）及其顶、底板冲击倾向性测试资料，但3煤（焦）埋藏较深，达8751035m，设计参考邻近开采区域冲击地压防治经验，判断本采区有发生冲击地压的可能性，故应编制采区冲击地压防治专项设计，并在开采过程中做好冲击地压的预测和防治工作。六、资源/储量（一60、）资源/储量估算范围本次参加资源/储量估算的煤层为3煤、天然焦，估算范围为天然焦一采区范围，面积为2。（二）工业指标采区内含有1/3焦煤、天然焦两种煤类，均属炼焦配煤，煤层倾角一般在15以下，根据煤、泥炭地质勘查规范规定，参加储量计算的煤层最低可采厚度为，原煤最高可采灰分40%，最高硫分3%。（三）视密度3煤6t/m3，天然焦为1.84t/m3。（四）地质报告资源/储量估算结果经估算，其中基础储量，资源量。1按照固体矿产资源/储量分类分类如下：（1）储量，全部为预可采储量（122），均为村庄压煤。（2）经济基础储量6Mt，全部为控制的经济基础储量（122b），均为村庄压煤。（3）内蕴经济资源量61、（333）8.79Mt，其中村庄压煤，断层煤柱；2分煤层资源/储量估算结果（1）3煤层（1/3焦煤）资源/储量，占全区资源/储量的14.7%，其中基础储量6Mt，资源量。储量（122）。（2）天然焦资源/储量15.48Mt，占全区资源/储量的85.3%，其中基础储量，资源量8Mt。储量（122）。分煤层、分类别资源/储量汇总见表2-2-15。 表2-2-15 天然焦一采区分煤层、分类别资源/储量汇总表 单位：Mt煤层3煤(1/3焦煤)天然焦合计储量122正常块段村庄压煤0合计0资源/储量经济基础储量122b正常块段村庄压煤合计内蕴经济资源量333村庄压煤断层煤柱合计总计3“三下”压煤资源/储量62、采区“三下”压煤均为村庄压煤。本采区地面村庄密集，村庄压煤量巨大，压煤资源/储量Mt（断层煤柱也属于村庄压煤），占全区资源/储量的100%。（五）采区资源/储量设计计算地质资源量为勘探地质报告提供的查明煤炭资源的全部，包括探明的内蕴经济的资源量331、控制的内蕴经济的资源量332、推断的内蕴经济资源量333。经统计，本采区地质资源量为。工业资源/储量为地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的333的大部（按0.70.9系数折减）。本采区333资源量均为村庄压煤和断层煤柱，不予折63、减。故本采区工业资源/储量为18.15Mt。工业资源/储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建（构）筑物煤柱等永久煤柱损失量后的资源/储量。（1）井田境界煤柱本采区资源/储量估算中，未包括井田境界煤柱，故井田境界煤柱为0万t。（2）断层煤柱根据XX能化有限公司赵楼矿建井地质报告中的规定，对于落差3050m的断层，断层煤柱按照30m水平宽度与其边界平行设留；落差50100m的断层，断层煤柱按照50m水平宽度与其边界平行设留；落差大于等于100m的断层，断层煤柱按照100m水平宽度与其边界平行设留。经计算，断层煤柱为0.19Mt。（3）村庄保护煤柱由于村庄搬迁成本较高，设计按不搬64、迁考虑，采用条带式开采。采出条带宽度暂定为60m，保留条带宽度（条带煤柱宽度）暂定为80m。经计算，村庄保护煤柱约为Mt。故本采区设计资源/储量为0Mt。设计可采储量为设计资源/储量减去工业场地和主要井巷煤柱后乘以采区回采率后的储量。（1）本采区不涉及工业场地和主要井巷保护煤柱。（2）开采损失：3煤可采区厚度0.72.71m，平均；天然焦可采区厚度0.78.0m，平均。设计3煤和天然焦一块采出，按厚煤层考虑。根据规范规定，厚煤层采区回采率不低于75%。经计算开采损失为Mt。注：开采损失计算中所采用75%回采率是指除去条带煤柱后的开采区域应达到的回采率，而非整个采区的回采率。故本采区设计可采储量65、为Mt。采区设计可采储量汇总详见表2-2-16。 表2-2-16 采区设计可采储量汇总表 单位：Mt煤层地质资源量工业资源/储量永久煤柱损失设计资源/储量主要井巷煤柱开采损失设计可采储量井田境界断层村庄合计3煤、天然焦00.190七、勘探程度、存在问题与建议（一）勘探程度22；本采区已进行三维地震勘探。采区补充勘探及三维地震勘探结合以往地质资料，对采区地层、构造、煤层、水文地质及其它开采技术条件进行了综合分析、研究，采区勘探程度满足采区设计要求。（二）存在问题与建议1.本采区断层较多，研究构造发育特征与规律是今后采区地质工作的重点。村庄、天然焦区及岩浆岩侵入区使三维地震反射波品质受到一定程度影66、响，有可能会漏掉一些小断层。本采区应采用各种有效的勘探手段，对采掘工作面超前探测、面内构造探测，为采区准备生产提供可靠的地质及水文地质资料。2.对采区内小构造及其富水、导水性进行有针对性的研究，确定小构造密集带的富水性以及与3砂、三灰的连通性，在巷道穿过构造带时，坚持“有疑必探、先探后掘”的原则，采用物探或钻探方法进行超前探测，同时做好局部排水措施，以防掘进迎头被淹或积水，确保矿井生产安全。3.煤焦分界线及岩浆岩侵入范围主要是依据三维地震反射波能量划分的，边界的划分是近似的，可能与实际有一定的误差。4.本采区无三灰水文资料，3砂水文资料欠缺，建议进一步增加三灰及3砂水文长观孔，完善采区的水文观67、测系统，并对其进行长期的水位动态观测，为矿井防治水提供可靠的资料。“三下”压煤为村庄压煤，占全区资源/储量的100%。矿方应提前做好村庄下采煤的可行性论证工作，为条带式开采各种参数的确定提供可靠依据。6.本区3煤（焦）底板温度处于二级高温区。因此开采过程中，要采取有效的降温措施。7.采区内煤层埋藏深，且无冲击倾向性资料，根据建井地质报告，3煤层具有冲击倾向性，因此建议采区生产过程中应加强对冲击地压的预测预报和防治研究工作，确保安全生产。 第三章 采区设计方案第一节 采区设计方案一、采区巷道布置原则1.采区巷道布置要有利于矿井生产接续和管理。2.充分利用矿井已有的生产系统，开拓巷道工程量少。3.68、采区内生产系统简单，生产环节少，占用设备、人员少。4.采区巷道布置要有利于回采，开采损失少，资源回收率高。5.采区巷道布置要充分体现多煤巷少岩巷的指导思想，缩短准备工期，降低巷道投资。6.采区巷道布置和工作面划分，应符合矿井现有的开采技术条件，适应现有的技术装备，并考虑断层、岩浆岩侵入等地质构造特点，为工作面生产接续提供较大的空间。二、采区巷道布置影响因素分析（一）地质构造影响分析采区总体为一向斜构造，称为徐庄向斜。该向斜轴向NNE，从南向北贯穿整个采区，在采区内延展长度2760m，褶幅10130 m，两翼倾角不对称，其西翼较缓，为610，东翼较陡，为618。向斜轴部由于地质构造的作用，岩层受69、到很大作用力，裂隙比较发育，煤层顶底板条件较差，采区准备巷道布置要尽量避开向斜轴部，但排水系统巷道尽量布置于开采区域最低处。采区断裂构造形式以正断层为主，主要以近NE、NNE、NEE向为主，其它方向的断层较少，断层的规律性较明显。最大落差大于或等于15m的断层5条，即FZ18、DF12、DF17、DF19、DF21断层，其中DF12、DF17断层为采区西部边界断层，DF19、DF21断层为采区东部边界断层，FZ18断层位于采区南部边界附近。采区巷道布置及工作面划分要考虑断层位置、断层走向及断层落差的影响。采区内岩浆岩侵入范围较大，共有6处岩浆岩侵入区，分别位于采区南部、中东部和北部，侵入区面积70、达0.77 km2，占采区面积的19.59%。本采区岩浆岩硬度较大，坚固性系数f=14.29。采区巷道及工作面布置要尽量避开岩浆岩侵入区。（二）冲刷无煤区及冲刷变薄带影响分析采区西南部存在2处冲刷无煤区，冲刷无煤区及冲刷变薄带面积达2，占采区面积的6.62%。冲刷无煤区及冲刷变薄带对采区巷道布置及开采有一定的影响，设计应充分考虑这一因素，避免出现过多岩巷和无效巷道工程量。（三）地面村庄压煤影响分析采区地面村庄密集，对采区开采有影响的主要有张庄、盐厂、樊垓、马垓、康垓、赵楼、褚庄、韩庄、新村等9个村庄，村庄压煤量巨大，采区资源/储量均为村庄压煤。由于村庄搬迁成本较高，设计按不搬迁考虑，采用条带式71、开采。采出条带宽度暂定为60m，保留条带宽度（条带煤柱宽度）暂定为80m。工作面划分及布置应充分考虑条带式开采的特点，在保证地面建筑物破坏等级控制在允许范围之内的前提下，最大限度提高煤炭资源回收率。（四）井下矸石充填系统影响分析目前，赵楼煤矿岩巷掘进矸石量约0.30Mt/a，矸石是赵楼煤矿排放量最大的工业固体废弃物。若把井下掘进矸石提升到地面进行处理，不仅增加了矿井辅助运输、提升负担，提高了生产成本，而且矸石提升到地面后，还存在占地、环境污染等诸多问题。根据矿井规划，为了实现矿井掘进矸石不升井，设计天然焦一采区工作面采用矸石充填开采。采区巷道及工作面布置要充分考虑矸石充填的影响，应结合矸石充填72、工艺，为工作面矸石充填开采创造条件，以确保矸石不升井，实现绿色开采。三、采区设计方案根据以上采区巷道布置原则和对采区巷道布置的影响因素分析，设计提出以下三个采区布置方案。方案一：采区中部布置准备巷道，开采初期布置一组（三条）下山，开采后期再布置一组（三条）上山，两翼布置工作面开采方案。（详见图3-1-1）初期准备巷道布置天然焦一采区总体地层为一向斜构造，该向斜轴向NNE，从南向北贯穿整个采区。设计采区开采初期布置一组下山开采，开采后期再布置一组上山开采。采区开采初期，设计自南部大巷适当位置开门，在采区中部岩浆岩7的西侧，南北方向布置一组（三条）下山，由东向西依次为天然焦一采区轨道下山、皮带下山73、回风下山，轨道下山与皮带下山、皮带下山与回风下山间距均约36m。天然焦一采区轨道下山设计采用二级提升，分为一级轨道下山和二级轨道下山，装备绞车及架空乘人装置，主要担负采区辅助运输、人员运送及进风任务。一级轨道下山坡度10，长度约585m（包括上、下部车场330m）；二级轨道下山坡度13，长度约402m（包括下部车场125m）。天然焦一采区皮带下山原则沿3煤（焦）顶板布置，装备胶带输送机，主要担负采区煤炭运输及回风任务。皮带下山坡度012，长度约1120m。为便于矸石充填及顺槽与轨道、皮带下山联络，天然焦一采区回风下山原则布置于3煤（焦）顶板稳定的岩层中，距离3煤（焦）底板10m左右，装备胶带74、输送机，主要担负采区充填矸石运输及回风任务。回风下山坡度010，长度约1137m。准备巷道布置采区开采后期，设计将天然焦一采区轨道下山、 皮带下山、回风下山沿原方位按一定的上坡继续向北延伸，即再布置一组（三条）上山，与采区下山相对应，由东向西依次为天然焦一采区轨道上山、 皮带上山、回风上山，轨道上山与皮带上山、皮带上山与回风上山间距均约36m。天然焦一采区轨道上山装备绞车及架空乘人装置，主要担负采区辅助运输、人员运送及进风任务。轨道上山坡度530，长度约890m（包括上、下部车场305m）。天然焦一采区皮带上山原则沿3煤（焦）顶板布置，装备胶带输送机，主要担负采区煤炭运输及回风任务。皮带上山坡75、度3630，长度约905m。天然焦一采区回风上山原则布置于3煤（焦）顶板稳定的岩层中，距离3煤（焦）底板10m左右，装备胶带输送机，主要担负采区充填矸石运输及回风任务。回风上山坡度04，长度约890m。（1）排水系统硐室：采区布置1套排水系统，设计在天然焦一采区二级轨道下山下部车场布置该排水系统，标高为-962m，排水系统设有水泵房、水仓、管子道等。采区水仓有效容积为1150m3。（2）采区变电所：采区设置2个变电所，即采区1#变电所和采区2#变电所。采区1#变电所布置于天然焦翻车机硐室联络巷与天然焦一采区皮带下山之间，其服务范围为采区下山上部区域皮带下山胶带输送机、回风下山胶带输送机、一级轨76、道下山绞车、架空乘人装置等用电负荷。采区2#变电所与采区水泵房联合布置，其服务范围为采掘工作面、排水泵、二级轨道下山绞车等用电负荷。（3）采区煤仓：采区设置2个煤仓，即采区1#煤仓和采区2#煤仓。采区1#煤仓位于南部胶带输送机大巷正上方，直径5m，净高15m，有效容量340t。采区2#煤仓位于采区1#煤仓以北约75m处，煤仓上口与天然焦一采区皮带下山相连，下口通过运煤胶带输送机巷与南部胶带输送机大巷相连，直径8m，净高21m，有效容量1180t。（4）翻车机硐室及采区矸石仓：为了实现矸石充填，采区设置翻车机硐室及采区矸石仓。翻车机硐室位于南部2#辅助运输大巷以北约45m处，天然焦一采区回风下山77、正上方，通过翻车机硐室联络巷与南部2#辅助运输大巷相连。矸石仓上口为翻车机硐室，下口为天然焦一采区回风下山，直径5m，净高15m，有效容量410t。（5）绞车硐室：天然焦一采区一级轨道下山和二级轨道下山各设置1个绞车硐室。（6）永久避难硐室：设计在天然焦一采区一级轨道下山与天然焦一采区回风下山之间布置1个永久避难硐室，服务于采区开采。4.工作面布置天然焦一采区工作面采用近走向长壁或倾斜长壁布置，以倾斜长壁布置、俯斜开采为主。根据煤层赋存条件情况，设计采区共布置24个采煤工作面，工作面面长暂定为60m，推进长度2001205m。5.巷道工程量经统计，方案一采区开采初期巷道工程量为5615m，其中78、准备巷道4575m，回采巷道1040m；上述巷道中，岩巷4020m，煤(焦)巷1595m。方案一初期巷道工程量统计详见表3-1-1。6.采区主要生产系统以天然焦一采区初期开采为例，采区主要生产系统如下：（1）煤炭运输路线采煤工作面采煤工作面皮带顺槽天然焦一采区皮带下山采区煤仓南部胶带输送机大巷井底煤仓主井地面。（2）辅助运输路线地面副井副井井底车场南部2#辅助运输大巷天然焦一采区轨道下山采煤工作面轨道顺槽采煤工作面。表3-1-1 方案一初期巷道工程量统计表序号巷 道 名 称单位数 量备注1采区准备巷道采区下山一级轨道下山上部车场m220岩巷2轨道下山m255岩巷3下部车场m110岩巷4二级轨道79、下山轨道下山m277岩巷5下部车场m125岩巷6皮带下山回风联络巷m30岩巷71#、2#煤仓配煤胶带输送机巷m83岩巷8皮带机头硐室m60岩巷9皮带下山m947岩巷192m煤（焦）巷755m10回风下山回风下山m1137岩巷11采区硐室采区变电所1#变电所及通道m95岩巷122#变电所及通道m55岩巷13采区煤仓1#煤仓m15岩巷142#煤仓m21岩巷15水泵房及通道m55岩巷16管子道m110岩巷17水仓及通道m285岩巷18采区矸石仓m15岩巷19永久避难硐室及联络巷m77岩巷20翻车机硐室及联络巷m180岩巷21绞车硐室（2个）m7岩巷22采区联络巷轨道下山与皮带下山联络巷m77岩巷2380、轨道下山与回风下山联络巷m80岩巷24皮带下山与回风下山联络巷m50岩巷252#煤仓下口胶带输送机巷及联络巷m124岩巷26皮带下山皮带机头检修联络巷m85岩巷27首采工作面回采巷道13(J)03工作面皮带顺槽及联络巷m485岩巷95m 煤(焦)巷390m2813(J)03工作面轨道顺槽及联络巷、溜矸眼m495岩巷105m 煤(焦)巷390m2913(J)03工作面切眼m60煤(焦)巷合计m5615其中：岩巷4020m，占71.6%；煤(焦)巷1595m，占28.4%。（3）通风系统新鲜风流路径：地面新鲜风副井副井井底车场南部2#辅助运输大巷（南部辅助运输大巷）天然焦一采区轨道下山采煤工作面轨81、道顺槽采煤工作面。乏风风流路径：采煤工作面乏风采煤工作面皮带顺槽天然焦一采区回风下山（天然焦一采区皮带下山）南部回风大巷（南部胶带运输大巷）风井地面。（4）排水系统工作面涌水自流或通过污水泵及排水管路排至天然焦一采区轨道下山（一级轨道下山、二级轨道下山），自流至采区水仓，由采区水泵房排水设备通过天然焦一采区回风下山敷设的排水管路排至南部回风大巷，并自流至-860m水平井底水仓，由-860m水平中央水泵房排水设备通过副井井筒敷设的排水管路排至地面。方案二：采区中部布置准备巷道，开采初期布置一组（三条）下山，开采后期再布置一组（三条）下山，两翼布置工作面开采方案。（详见图3-1-2）初期准备巷道布82、置设计采区开采初期布置一组下山开采，开采后期再布置一组下山开采。采区开采初期，设计自南部大巷适当位置开门，在采区中部岩浆岩7的西侧，南北方向布置一组（三条）下山，由东向西依次为天然焦一采区1#轨道下山、1#皮带下山、1#回风下山，轨道下山与皮带下山、皮带下山与回风下山间距均约36m。天然焦一采区1#轨道下山设计采用二级提升，分为一级轨道下山和二级轨道下山，装备绞车及架空乘人装置，主要担负采区辅助运输、人员运送及进风任务。一级轨道下山坡度10，长度约585m（包括上、下部车场330m）；二级轨道下山坡度11，长度约680m（包括下部车场415m）。天然焦一采区1#皮带下山原则沿3煤（焦）顶板布置83、，装备胶带输送机，主要担负采区煤炭运输及回风任务。1#皮带下山坡度012，长度约1418m。天然焦一采区1#回风下山原则沿3煤（焦）顶板布置，装备胶带输送机，主要担负采区充填矸石运输及回风任务。1#回风下山坡度010，长度约1415m。准备巷道布置采区开采后期，平行于DF17断层以44方位布置一组（三条）下山，由东向西依次为天然焦一采区2#轨道下山、2#皮带下山、2#回风下山，轨道上山与皮带上山、皮带上山与回风上山间距均约36m。天然焦一采区2#轨道下山装备绞车及架空乘人装置，主要担负采区辅助运输、人员运送及进风任务。2#轨道下山坡度530，长度约1255m。天然焦一采区2#皮带上山原则沿3煤84、（焦）顶板布置，装备胶带输送机，主要担负采区煤炭运输及回风任务。2#皮带下山坡度2830，长度约1165m。天然焦一采区2#回风下山原则沿3煤（焦）顶板布置，装备胶带输送机，主要担负采区充填矸石运输及回风任务。回风下山坡度2830，长度约1170m。（1）排水系统硐室：为减少初期巷道工程量，采区布置2套排水系统。设计在二级轨道下山下部车场布置1套排水系统，标高为-950m；在2#轨道下山下部车场布置另1套排水系统，标高为-1000m。每套排水系统均设有水泵房、水仓、管子道等。采区开采初期，只布置-950m标高排水系统。（2）采区变电所：采区设置3个变电所，即采区1#变电所、采区2#变电所和泵房85、变电所。采区1#变电所布置于天然焦翻车机硐室联络巷与天然焦一采区皮带下山之间，其服务范围为采区下山上部区域皮带下山胶带输送机、回风下山胶带输送机、一级轨道下山绞车、架空乘人装置等用电负荷。采区2#变电所与-950m标高采区水泵房联合布置，其服务范围为采掘工作面、-950m标高排水泵、二级轨道下山绞车、2#轨道下山绞车等用电负荷。泵房变电所与-1000m标高采区水泵房联合布置，为-1000m标高排水泵供电。采区开采初期，只设置采区1#变电所和采区2#变电所。（3）采区煤仓：采区设置2个煤仓，即采区1#煤仓和采区2#煤仓。采区1#煤仓位于南部胶带输送机大巷正上方，直径5m，净高15m，有效容量3486、0t。采区2#煤仓位于采区1#煤仓以北约75m处，煤仓上口与天然焦一采区皮带下山相连，下口通过运煤胶带输送机巷与南部胶带输送机大巷相连，直径8m，净高21m，有效容量1180t。（4）翻车机硐室及采区矸石仓：为了实现矸石充填，采区设置翻车机硐室及采区矸石仓。翻车机硐室位于南部2#辅助运输大巷以北约45m处，天然焦一采区回风下山正上方，通过翻车机硐室联络巷与南部2#辅助运输大巷相连。矸石仓上口为翻车机硐室，下口为天然焦一采区回风下山，直径5m，净高15m，有效容量410t。（5）绞车硐室和绞车房：一级轨道下山和二级轨道下山各设置1个绞车硐室。（6）永久避难硐室：设计在天然焦一采区一级轨道下山与天87、然焦一采区回风下山之间布置1个永久避难硐室，服务于采区开采。天然焦一采区工作面采用近走向长壁或倾斜长壁布置，以倾斜长壁布置、俯斜开采为主。根据煤层赋存条件情况，设计采区共布置27个采煤工作面，工作面面长暂定为60m，推进长度200835m。经统计，方案二采区开采初期巷道工程量为6410m，其中采区准备巷道5385m，回采巷道1025m；上述巷道中，岩巷4398m，煤(焦)巷2012m。方案二初期巷道工程量统计详见表3-1-2。以天然焦一采区初期开采为例，采区主要生产系统如下：（1）煤炭运输路线采煤工作面采煤工作面皮带顺槽天然焦一采区1#皮带下山采区煤仓南部胶带输送机大巷井底煤仓主井地面。（2）88、辅助运输路线地面副井副井井底车场南部2#辅助运输大巷天然焦一采区1#轨道下山采煤工作面轨道顺槽采煤工作面。（3）通风系统新鲜风流路径：地面新鲜风副井副井井底车场南部2#辅助运输大巷（南部辅助运输大巷）天然焦一采区1#轨道下山采煤工作面轨道顺槽采煤工作面。乏风风流路径：采煤工作面乏风采煤工作面皮带顺槽天然焦一采区1#回风下山（天然焦一采区1#皮带下山）南部回风大巷（南部胶带运输大巷）风井地面。（4）排水系统工作面涌水自流或通过污水泵及排水管路排至天然焦一采区1#轨道下山（一级轨道下山、二级轨道下山），自流至-950m标高采区水仓，由-950m标高采区水泵房排水设备通过天然焦一采区1#回风下山敷设89、的排水管路排至南部回风大巷，并自流至-860m水平井底水仓，由-860m水平中央水泵房排水设备通过副井井筒敷设的排水管路排至地面。表3-1-2 方案二初期巷道工程量统计表序号巷 道 名 称单位数 量备注1采区准备巷道采区下山1#一级轨道下山上部车场m220岩巷2轨道下山m255岩巷3下部车场m110岩巷41#二级轨道下山轨道下山m265岩巷5下部车场m415岩巷61#皮带下山回风联络巷m30岩巷71#、2#煤仓配煤胶带输送机巷m83岩巷8皮带机头硐室m60岩巷9皮带下山m1245岩巷610m煤（焦）巷635m101#回风下山回风下山m1415岩巷738m煤（焦）巷677m11采区硐室采区变电所90、1#变电所及通道m95岩巷122#变电所及通道m55岩巷13采区煤仓1#煤仓m15岩巷142#煤仓m21岩巷15水泵房及通道m55岩巷16管子道m110岩巷17水仓及通道m285岩巷18采区矸石仓m15岩巷19永久避难硐室及联络巷m77岩巷20翻车机硐室及联络巷m180岩巷21绞车硐室（2个）m7岩巷22采区联络巷轨道下山与皮带下山联络巷m77岩巷23皮带下山与回风下山联络巷m86岩巷242#煤仓下口胶带输送机巷及联络巷m124岩巷25皮带下山皮带机头检修联络巷m85岩巷26首采工作面回采巷道13(J)03工作面皮带顺槽及联络巷m480岩巷160m 煤(焦)巷320m2713(J)03工作面轨91、道顺槽及联络巷、溜矸眼m485岩巷165m 煤(焦)巷320m2813(J)03工作面切眼m60煤(焦)巷合计m6410其中：岩巷4398m，占68.6%；煤(焦)巷2012m，占31.4%。方案三：沿采区西部边界布置准备巷道，开采初期布置一组（三条）下山，开采后期再布置一组（三条）上山，单翼布置工作面开采方案。（详见图3-1-3）初期准备巷道布置设计采区开采初期布置一组下山开采，开采后期再布置一组上山开采。采区开采初期，设计自南部大巷适当位置开门，沿采区西部边界，南北方向布置一组（三条）下山，由东向西依次为天然焦一采区轨道下山、皮带下山、回风下山，轨道下山与皮带下山、皮带下山与回风下山间距均92、约36m。天然焦一采区轨道下山设计采用二级提升，分为一级轨道下山和二级轨道下山，装备绞车及架空乘人装置，主要担负采区辅助运输、人员运送及进风任务。一级轨道下山坡度7，长度约585m（包括上、下部车场330m）；二级轨道下山坡度7，长度约820m（包括下部车场490m）。天然焦一采区皮带下山原则沿3煤（焦）顶板布置，装备胶带输送机，主要担负采区煤炭运输及回风任务。皮带下山坡度08，长度约1560m。天然焦一采区回风下山原则沿3煤（焦）顶板布置，装备胶带输送机，主要担负采区充填矸石运输及回风任务。回风下山坡度010，长度约1545m。准备巷道布置采区开采后期，沿DF17断层以46方位再布置一组（三93、条）上山，由东向西依次为天然焦一采区轨道上山、 皮带上山、回风上山，轨道上山与皮带上山、皮带上山与回风上山间距均约36m。天然焦一采区轨道上山装备绞车及架空乘人装置，主要担负采区辅助运输、人员运送及进风任务，长度约730m。天然焦一采区皮带上山原则沿3煤（焦）顶板布置，装备胶带输送机，主要担负采区煤炭运输及回风任务。皮带上山坡度02，长度约750m。天然焦一采区皮带上山原则沿3煤（焦）顶板布置，装备胶带输送机，主要担负采区充填矸石运输及回风任务。回风上山坡度02，长度约770m。（1）排水系统硐室：采区布置1套排水系统，设计在天然焦一采区二级轨道下山下部车场布置该排水系统，标高为-925m，排94、水系统设有水泵房、水仓、管子道等。（2）采区变电所：采区设置2个变电所，即采区1#变电所和采区2#变电所。采区1#变电所布置于天然焦翻车机硐室联络巷与天然焦一采区皮带下山之间，其服务范围为采区下山上部区域皮带下山胶带输送机、回风下山胶带输送机、一级轨道下山绞车、架空乘人装置等用电负荷。采区2#变电所与采区水泵房联合布置，其服务范围为采掘工作面、排水泵、二级轨道下山绞车等用电负荷。（3）采区煤仓：采区设置2个煤仓，即采区1#煤仓和采区2#煤仓。采区1#煤仓位于南部胶带输送机大巷正上方，直径8m，净高16m，有效容量820t。采区2#煤仓位于采区1#煤仓以北约75m处，煤仓上口与天然焦一采区皮带下95、山相连，下口通过运煤胶带输送机巷与南部胶带输送机大巷相连，直径8m，净高16m，有效容量820t。（4）翻车机硐室及采区矸石仓：为了实现矸石充填，采区设置翻车机硐室及采区矸石仓。翻车机硐室位于南部2#辅助运输大巷以北约45m处，天然焦一采区回风下山正上方，通过翻车机硐室联络巷与南部2#辅助运输大巷相连。矸石仓上口为翻车机硐室，下口为天然焦一采区回风下山，直径5m，净高13m，有效容量360t。（5）绞车硐室：天然焦一采区一级轨道下山和二级轨道下山各设置1个绞车硐室。（6）永久避难硐室：设计在天然焦一采区一级轨道下山与天然焦一采区回风下山之间布置1个永久避难硐室，服务于采区开采。天然焦一采区工作96、面采用近走向长壁或倾斜长壁布置，以倾斜长壁布置、仰斜开采为主。根据煤层赋存条件情况，设计采区共布置18个采煤工作面，工作面面长暂定为60m，推进长度2001300m。经统计，方案一采区开采初期巷道工程量为8630m，其中采区准备巷道5790m，回采巷道2840m；上述巷道中，岩巷5105m，煤(焦)巷3525m。方案一初期巷道工程量统计详见表3-1-3。以天然焦一采区初期开采为例，采区主要生产系统如下：（1）煤炭运输路线采煤工作面采煤工作面皮带顺槽天然焦一采区皮带下山采区煤仓南部胶带输送机大巷井底煤仓主井地面。（2）辅助运输路线地面副井副井井底车场南部2#辅助运输大巷天然焦一采区轨道下山采煤工97、作面轨道顺槽采煤工作面。（3）通风系统新鲜风流路径：地面新鲜风副井副井井底车场南部2#辅助运输大巷（南部辅助运输大巷）天然焦一采区轨道下山采煤工作面轨道顺槽采煤工作面。乏风风流路径：采煤工作面乏风采煤工作面皮带顺槽天然焦一采区回风下山（天然焦一采区皮带下山）南部回风大巷（南部胶带运输大巷）风井地面。（4）排水系统工作面涌水自流或通过污水泵及排水管路排至天然焦一采区轨道下山（一级轨道下山、二级轨道下山），自流至采区水仓，由采区水泵房排水设备通过天然焦一采区回风下山敷设的排水管路排至南部回风大巷，并自流至-860m水平井底水仓，由-860m水平中央水泵房排水设备通过副井井筒敷设的排水管路排至地面。98、表3-1-3 方案三初期巷道工程量统计表序号巷 道 名 称单位数 量备注1采区准备巷道采区下山一级轨道下山上部车场m220岩巷2轨道下山m255岩巷3下部车场m110岩巷4二级轨道下山轨道下山m330岩巷5下部车场m490岩巷6采区皮带下山回风联络巷m30岩巷71#、2#煤仓配煤胶带输送机巷m85岩巷8皮带机头硐室m90岩巷9皮带下山m1355岩巷745m煤（焦）巷610m10采区回风下山回风下山m1545岩巷1040m煤（焦）巷505m11采区硐室采区变电所1#变电所及通道m95岩巷122#变电所及通道m55岩巷13采区煤仓1#煤仓m16岩巷142#煤仓m16岩巷15水泵房及通道m55岩巷199、6管子道m110岩巷17水仓及通道m285岩巷18采区矸石仓m13岩巷19永久避难硐室及联络巷m77岩巷20翻车机硐室及联络巷m180岩巷21绞车硐室（2个）m7岩巷22采区联络巷轨道下山与皮带下山联络巷m77岩巷23皮带下山与回风下山联络巷m86岩巷242#煤仓下口胶带输送机巷及联络巷m124岩巷25皮带下山皮带机头检修联络巷m85岩巷26首采工作面回采巷道13(J)03工作面皮带顺槽及联络巷m1390岩巷215m 煤(焦)巷1175m2713(J)03工作面轨道顺槽及联络巷m1390岩巷215m 煤(焦)巷1175m2813(J)03工作面切眼m60煤(焦)巷合计m8630其中：岩巷510100、5m，占59.2%；煤(焦)巷3525m，占40.8%。第二节 采区设计方案比较一、采区设计方案优缺点比较方案一优点：1.采区开采初期采用下山开采，开采后期再采用上山开采，排水系统简单，只需布置1套排水系统，工程量少，占用设备、人员少，投资省。2.天然焦一采区回风上（下）山布置于3煤（焦）顶板稳定的岩层中，有利于矸石充填及工作顺槽与轨道、皮带上（下）山的联络。方案一缺点：1.徐庄向斜轴部位于采区部分工作面中部，工作面两头高，中间低，不利于防治水。2.双翼布置工作面，工作面推进长度较短，不能充分发挥综采设备的优势，且搬家频繁，不利于工作面接续。方案二优点：1.采区开采初期和后期，排水系统均位于开101、采区域最低点，有利于防治水，有利于安全生产。2.采区开采后期，采区下山平行于DF17断层布置，开采工作面基本垂直于DF17西部边界断层和DF21东部边界断层，三角煤损失量较少。3.一采区回风下山原则沿3煤（焦）布置，体现了多煤巷少岩巷的指导思想。方案二缺点：1.采区开采初期和后期均采用下山开采，初期和后期各布置1套排水系统，工程量大，占用设备、人员多，投资高。2.一采区回风下山原则沿3煤（焦）布置，为实现矸石充填，并兼顾通风等要求，顺槽联络比较困难，联络岩巷工程量较大。3.双翼布置工作面，工作面推进长度较短，不能充分发挥综采设备的优势，且搬家频繁，不利于工作面接续。方案三优点：1.单翼布置工作102、面，工作面推进长度适中，能够充分发挥综采设备的优势，并有利于工作面接续。2.采区开采初期采用下山开采，开采后期再采用上山开采，排水系统简单，只需布置1套排水系统，工程量小，占用设备、人员少，投资省。方案三缺点：1.由于采区准备巷道沿采区西部边界布置，各工作面均存在反向运输问题，增加了运输工作量。2.徐庄向斜轴部位于采区部分工作面中部，工作面两头高，中间低，不利于防治水。二、采区设计方案综合比较经过以上分析比较，方案一在采区中部布置准备巷道，开采初期布置一组（三条）下山，开采后期再布置一组（三条）上山，两翼布置工作面开采，具有排水系统简单，工程量小，占用设备、人员少，投资省，有利于矸石充填及工作103、顺槽与轨道、皮带上（下）山的联络等优点，故设计推荐方案一为主导方案。需要说明的是：方案一徐庄向斜轴部位于采区部分工作面中部，工作面两头高，中间低，不利于防治水。为保证安全生产，采区生产后期应在13(J)14皮带顺槽徐庄向斜轴部附近布置1套临时排水系统，服务于13(J)12、13(J)12-1、13(J)14、13(J)14-1、13(J)14-2、13(J)14-3、13(J)14-4等7个采煤工作面。临时排水系统设有1环水仓及2台潜水电泵，水仓有效容量不小于300m3，潜水电泵总排水能力不小于300m3/h。第四章采区2煤层开采技术经济分析第一节 2煤层开采方案一、2煤层概况采区西南部赋存有104、小范围2煤层，可采区面积约0.4km2，占采区面积的%，属局部可采煤层。2煤层位于含煤地层山西组的上段，可采区煤厚0.71.6m，平均，煤层结构简单，无夹矸。采区内只有134钻孔揭露2煤，揭露厚度，下距3煤（焦）。2煤层原煤水分%，平均%；原煤灰分为%，平均%；原煤挥发分为%，平均%；原煤发热量（Qgr,dMJ/kg，平均MJ/kg；原煤全硫含量为%，平均0.86%。条件顶板：直接顶以泥岩、粉砂岩为主，次为中、细砂岩，厚0.608.21m。直接顶之上冒裂范围内以粉砂岩、泥岩岩组为主，次为中、细砂岩岩组。底板：底板见有泥岩伪底，直接底以泥岩、砂质泥岩为主，厚0.809.88m，局部为粉砂岩，厚1105、.158.96m。直接底之下扰动范围内，多为泥岩、粉砂岩岩组，局部为细砂岩岩组。4.资源/储量本采区2煤资源/储量约Mt，全部为探明的经济基础储量（111b），均为村庄压煤。设计采用条带式开采，采出条带宽度暂定为60m，保留条带宽度暂定为80m，且条带开采工作面与3煤（焦）工作面重叠布置。经统计，采区2煤可采出煤量约0.22Mt。设计2煤层生产能力为0.22Mt/a，服务年限约为1a。二、2煤层开采方案采区缺乏2煤层自燃倾向性资料，暂按自燃煤层考虑。设计2煤层共布置两条准备巷道，即2煤轨道下山、2煤皮带下山。2煤轨道下山倾角8，上部与天然焦一采区一级轨道下山相连，下部通过泄水巷与天然焦一采区二106、级轨道下山下部车场相连。装备绞车及架空乘人装置，主要担负2煤开采时的辅助运输、人员运送及进风任务，长度约550m（包括上部车场）。2煤皮带下山原则沿2煤层顶板施工，与天然焦一采区皮带下山重叠布置，在南部布置1个2煤煤仓，与天然焦一采区皮带下山相连。装备胶带输送机，主要担负2煤开采时的煤炭运输与回风任务，长度约420m。采区2煤共布置3个采煤工作面，工作面面长暂定为60m，推进长度350895m。采区2煤巷道及工作面布置详见图4-1-1。三、主要生产系统及设备1.煤炭运输系统设计2煤煤炭运输全部采用胶带输送机。（1）运输路线采煤工作面采煤工作面皮带顺槽2煤皮带下山2煤煤仓天然焦一采区皮带下山采区107、煤仓南部胶带输送机大巷井底煤仓主井地面。（2）运输设备2煤皮带下山设计选用STJ800/275型胶带输送机，敷设长度为420m，带宽800mm，带速2.5m/s，运量300t/h。首采工作面皮带顺槽设计选用SSJ800/275型胶带输送机，敷设长度为945m，带宽800mm，带速2.5m/s，运量300t/h。（1）运输路线地面副井副井井底车场南部2#辅助运输大巷天然焦一采区一级轨道下山2煤轨道下山采煤工作面轨道顺槽采煤工作面。（2）运输设备2煤轨道下山绞车选用JD-4型调度绞车。架空乘人装置选用普通活动吊椅绳索运人系统，其主要技术参数如下：运行速度：约1.13m/s；乘人间距：15m；主电机108、功率：55kW；钢丝绳：619S+NF-22-1670。新鲜风流路径：地面新鲜风副井副井井底车场南部2#辅助运输大巷（南部辅助运输大巷）天然焦一采区一级轨道下山2煤轨道下山采煤工作面轨道顺槽采煤工作面。乏风风流路径：采煤工作面乏风采煤工作面皮带顺槽2煤皮带下山天然焦一采区回风下山南部回风大巷（南部胶带运输大巷）风井地面。工作面涌水自流或通过污水泵及排水管路排至2煤轨道下山，通过泄水巷自流至天然焦一采区二级轨道下山下部车场，然后自流至采区水仓，由采区水泵房排水设备通过天然焦一采区回风下山敷设的排水管路排至南部回风大巷，并自流至-860m水平井底水仓，由-860m水平中央水泵房排水设备通过副井井筒109、敷设的排水管路排至地面。设计由采区2#变电所担负2煤开采时的供电任务。第二节 2煤层开采投资估算一、井巷工程投资根据2煤开采方案，2煤投产初期巷道工程量约为3410m，其中岩巷1040m，半煤岩巷2370m，估算巷道工程总投资约万元，详见表4-2-1。表4-2-12煤层投产初期巷道工程量及投资一览表巷道名称煤/岩类别坡度()支护形式掘进断面(m2)长度(m)单价（元）总价（万元）2煤轨道下山岩8锚网喷550100005502煤皮带下山半煤岩79锚网喷4206500273首采工作面轨道顺槽半煤岩02锚网9.009454400首采工作面皮带顺槽半煤岩02锚网9454400首采工作面切眼半煤岩02锚110、网60380022.8联络巷岩020锚网喷4708000376煤仓岩90砌碹+锚网喷203000060合计3410二、主要设备投资采掘工作面主要设备按租赁考虑。2煤设备主要包括2煤轨道下山绞车、架空乘人装置、2煤皮带下山胶带输送机、首采工作面皮带顺槽胶带输送机及设备供配电等。经估算，2煤主要设备及安装投资约2590万元。三、总投资估算2煤层投产时总投资约万元，其中井巷工程投资约万元，主要设备及安装投资约2590万元，详见表4-2-3。表4-2-32煤层投产时总投资一览表序号项目名称投资（万元）1井巷工程2主要设备及安装2590合计第三节 2煤层开采经济效益分析一、生产成本估算目前矿井开采3煤层111、，生产成本约元/t，其具体构成详见表4-3-1。表4-3-1目前矿井生产成本构成表序号名称单位成本（元/t）1材料2动力3工资4折旧费5维简费6安全费7塌陷补偿费8价格调节基金9综机租赁修理费10其他支出合计：2. 2煤开采生产成本估算设计依据“原煤生产成本计算方法”，参照目前矿井生产成本构成，按照费用要素法，对2煤开采吨煤生产成本进行估算，结果如下：（1）材料：经测算，约为70元/t；（2）动力：按设计电耗估算，约为22元/t；（3）工资及附加：经测算，约为200元/t；（4）井巷工程费：经测算，约为96元/t；（5）设备折旧费：经测算，约为12元/t；（6）维简费：参照目前矿井提取标准，按112、6元/t计提；（7）安全费：参照目前矿井提取标准，按15元/t计提；（8）塌陷补偿费：参照目前矿井提取标准，按50元/t；（9）价格调节基金：参照目前矿井提取标准，按12元/t计提；（10）综机租赁修理费：经测算，约为40元/t；（11）其他支出：包括矿产资源补偿费、采矿权使用费、检验费、井下牌板费、下井补贴等，参照目前矿井提取标准，按20元/t。经估算，2煤生产成本为543元/t，其具体构成详见表4-3-2。表4-3-22煤生产成本构成表序号名 称单位成本（元/t）1材料702动力223工资及附加2004井巷工程费965设备折旧费126维简费67安全费158塌陷补偿费509价格调节基金121113、0综机租赁修理费4011其他支出20合 计543二、煤炭销售价格估算目前矿井开采3煤层，根据其精煤销售价格，折算原煤销售价格(不含增值税)约为600元/t。2煤平均厚1.3m，属薄煤层，采后灰分较高，设计根据2煤发热量及预计采后灰分，预计其原煤销售价格(不含增值税)约为495元/t。三、采区经济效益分析经估算，2煤生产成本为543元/t，预计2煤原煤销售价格(不含增值税)约495元/t，吨煤亏损约48元，故在目前煤炭市场情况下，2煤属经济不可采煤层。第五章采区准备第一节 采煤方法一、“三下”开采技术本采区“三下”压煤均为村庄压煤。采区地面村庄密集，对采区开采有影响的主要有张庄、盐厂、樊垓、马垓114、康垓、赵楼、褚庄、韩庄、新村等9个村庄，村庄压煤量巨大，采区资源/储量均为村庄压煤。由于村庄搬迁成本较高，经济上不合理，本设计按不搬迁考虑。（一）“三下”压煤特殊开采方法目前国内“三下”压煤特殊开采方法主要有以下几种：条带采煤法是是一种部分开采的采煤方法，其实质是：在开采范围内，沿一定的方向将煤层划分为若干个条带，采出一条，保留一条，相间排列。依靠保留的条带煤柱支撑上覆岩层的载荷，以控制岩层和地表移动，使地表移动变形减小，达到保护建筑物的目的。采用条带采煤法，地面建筑物基本上不用修复，破坏等级控制在允许范围之内。该方法是我国目前建筑物下开采常用的采煤方法，取得了一定效果；但由于保留有条带煤柱115、，煤炭采出率降低，煤炭采出率只能达到40%70%。充填开采又称为置换开采，是一种利用煤矸石、砂、洗选后的矸石、高倍水材料、膏体等充填采空区，减少地表沉陷、提高煤炭资源回收率的采煤方法。此项技术既可以减少煤矿固体废弃物排放，又可以减少开采沉陷、提高煤炭资源回收率，是实现煤矿绿色开采的理想途径和关键技术之一。但长期以来由于缺乏高效的充填设备和工艺系统，造成了充填速度慢，工作面推进速度慢，产量低；由于充填料用量大，一般矿井掘进矸石量无法满足充填开采的需要，外购其他充填料并输送至井下导致充填成本较高。兖矿集团济宁三号煤矿、北宿煤矿目前均在井下局部区域进行充填开采。济宁三号煤矿采用综合机械化固体充填采煤116、法，北宿煤矿采用炮采膏体充填采煤法。覆岩离层注浆减沉法是通过从地面施工钻孔，向井下采空区注浆，控制地表沉陷的一种主动方法，自1986年在抚顺老虎台矿进行工业性试验并取得成功后，发展到现在，该技术无论从理论上还是工程实践上都得到了进一步完善和发展。兖矿集团济宁二号煤矿、东滩煤矿也进行过覆岩离层注浆减沉技术实践与研究，该采煤方法为矿井“三下”开采技术的发展提供了宝贵经验，但目前并不成熟，也未大规模推广，只应用在一些特殊地段或特殊工程。该采煤方法主要适用于薄及中厚煤层，主要是通过多个工作面联合开采，使地面建筑物位于采空区的中央，开采过程中加快工作面开采速度，使地面建筑物整体下沉并减少水平、曲率变形对117、其影响。螺旋钻开采工艺是指由螺旋钻机完成工作面内的破煤、装煤、运煤等各工序，工作面内真正实现无人操作，设备操作、检修都在工作面以外的巷道中进行。具体回采工艺是将螺旋钻机布置在顺槽中，先向顺槽的一帮煤层打钻，钻头割煤，螺旋钻杆掏煤，煤直接落在顺槽内的刮板输送机上运出，达到设计采深或遇断层时退出钻杆，螺旋钻机整体前移，预留一定煤柱后开始下一循环钻采。该采煤方法主要优点：一是煤层上覆岩层无破坏，地面基本无沉降，适合于村庄下采煤；二是该采煤方法适合于极薄煤层，最低可采厚度可达0.45m；三是工人只需在顺槽内操作螺旋钻采煤机，能够实现无人工作面，能有效降低工人劳动强度，改善工人劳动环境。缺点也较为突出：118、一是工作面单产能力低，年产量在45Mt左右；二是设备初期投资高，目前一套设备费用约在500万元左右；三是由于所需准备巷道断面大，巷道掘进费用也高。（二）“三下”压煤特殊开采方法比选为了降低采动影响区的下沉与变形，可采用采空区充填（水砂、膏体、矸石、离层带注浆等），但水砂、膏体充填不仅有充填材料来源与成本问题，而且充填系统基建投资大，生产系统与工序复杂，运营成本高；矸石充填不仅成本高，而且下沉系数大，一般为0.40.5，其减沉效果难以满足村庄下采煤的要求。近十多年发展的覆岩离层带注浆技术，目前处于试验阶段，对应用条件要求较严，试验减沉效果在50%左右，但其地表下沉系数仍会达到0.30.4。另外协119、调法和螺旋钻开采技术适用于薄及中厚煤层。因此从技术和经济方面考虑，较好的方法是使用条带开采技术进行村庄下采煤，这种方法所引起的地表移动变形值较小，如设计合理，可以满足村庄下采煤的要求。本采区设计村庄压煤采用条带开采技术，并提出以下要求：1.村庄压煤条带开采前，矿方必须委托有资质单位编制“村庄下开采方案设计”，并经上级主管部门审批后方可开采。采出条带宽度暂定为60m，保留条带宽度（条带煤柱宽度）暂定为80m，矿方应根据批准的“村庄下开采方案设计”对上述参数进行调整，以保证村庄下采煤的安全可靠。3.建议在条带开采之前建立地表岩移观测站，先进行试采，通过观测取得本区域开采的岩移参数后，再结合井下开采120、的具体情况进行方案调整。二、矸石充填工艺（一）矸石充填必要性分析目前，赵楼煤矿岩巷掘进矸石量，矸石是赵楼煤矿排放量最大的工业固体废弃物。若把井下掘进矸石提升到地面进行处理，则不仅增加了矿井辅助运输、提升负担，提高了生产成本，而且矸石提升到地面后，还存在占地、环境污染等诸多问题。为了实现矿井掘进矸石不升井，设计在天然焦一采区工作面采空区进行矸石充填。天然焦一采区工作面生产能力为0.50Mt/a，而矿井岩巷掘进矸石量约0.30Mt/a，故井下掘进矸石可全部充填处理，均不升井。矸石不升井，能够减轻矿井辅助运输、提升压力，节省矸石运输、提升费用；降低矸石固体废弃物环境污染和占地，节省地面环境治理费用；121、减轻地表沉陷，有利于村庄下开采；具有良好的经济、环境和社会效益。需要说明的是：本采区矸石充填与“三下”开采技术中的充填开采技术目的不同。本采区矸石充填属于部分充填，其目的是为了解决井下掘进矸石不升井的问题，客观上也产生了减少地表移动和变形值，有利于村庄下采煤的效果，但工作面产量与矸石充填量没有直接的关系；“三下”开采技术中的充填开采技术目的是以充填料置换煤炭，在尽量减少地表移动和变形值，确保地面建筑物破坏等级控制在允许范围之内的基础上，提高煤炭资源回收率，必须以充定产。（二）矸石充填工艺选择目前，兖矿集团济宁三号煤矿和北宿煤矿均在井下局部区域进行充填开采。济宁三号煤矿63下04-1工作面采用综122、合机械化固体充填采煤法，充填材料为矿井掘进矸石，主要靠安装在采煤充填液压支架上的后部充填刮板输送机和压实机构共同完成充填工作（通称“架后充填”）。北宿煤矿C1661工作面采用炮采膏体充填采煤法，充填材料由矿井掘进矸石、粉煤灰和水搅拌而成，由矸石泵加压将搅拌好的充填材料，通过充填管路输送到工作面采空区完成充填工作。经分析，北宿煤矿所采用的膏体充填采煤法工艺系统与工序复杂，生产环节多，充填成本高，并且充填材料为膏状流体，对俯斜工作面的适应性较差；而济宁三号煤矿所采用的综合机械化固体充填采煤法，工艺系统相对简单，生产环节较少，充填成本较低。设计本采区确定采用综合机械化固体充填采煤法。（三）矸石充填工123、艺流程及设备充填工作主要靠安装在采煤充填液压支架上的后部充填刮板机和压实机构共同完成。掘进矸石由CTY8型蓄电池机车牵引1.5t矿车运至天然焦一采区翻车机硐室，由型液压翻车机翻入矸石仓，矸石仓下口设有2PLF90/150型齿辊破碎机和WZT-1042型给料筛，矸石仓矸石通过天然焦一采区回风下山运矸皮带、工作面轨道顺槽运矸皮带、GSZZ-800/15型矸石转载机等相关运输设备运至工作面充填液压支架后部充填刮板输送机上，通过后部充填刮板输送机的卸料孔将矸石充填入采空区内，然后利用压实机构将矸石压实。型液压翻车机主要技术参数：每次翻车数：1辆；每分钟翻车次数：3次/min；能力：430t/h（矸石）124、；重量：11.553t。2PLF90/150型破碎机主要技术参数：齿辊直径：900mm；齿辊长度：1500mm；物料强度：160MPa；入料粒度：500mm；出料粒度：100mm；生产能力：300t/h；电机功率：2160kW。WZT-1042型给料筛主要技术参数：给料能力：250300t/h；电机功率：kW。三、采煤方法与采煤工艺（一）煤层开采条件本采区可采煤层为3煤和天然焦。采区北部3煤层大面积变质为天然焦，可采区厚度0.78.0m，平均3.63m。顶板多为岩浆岩、粉细砂岩互层、细砂岩，偶见泥岩；底板多为泥岩、粉细砂岩互层，偶见碳质泥岩。可采性指数100%，煤厚变异系数49%，属不稳定煤层125、，该煤层结构复杂，含13层夹矸，夹矸厚0.32.58m，均为岩浆岩。采区南部3煤层可采区厚度0.72.71m，平均1.96m。顶板多为中砂岩、粉砂岩，底板多为泥岩、粉砂岩。采区内只有134钻孔揭露3煤，属不稳定煤层，该煤层结构简单。2。（二）采煤方法选择（1）适应煤层赋存特点和开采技术条件，有利于提高采区生产的集中化、机械化程度，有利于实现采区高产高效；（2）依靠科技进步，提高采煤机械化水平，降低工人劳动强度；（3）简化采煤工艺，减少运输环节，降低巷道掘进率，降低生产成本；（4）有利于矿井安全生产，为工人创造良好的工作环境，有利于提高资源回收率。本采区煤层赋存不稳定，地质构造中等偏复杂，煤层为126、大部可采厚煤层，设计采用长壁后退式条带采煤法，局部矸石充填管理顶板。（三）采煤工艺选择天然焦开采在赵楼煤矿乃至兖矿集团尚属首次，为了解相似开采技术条件天然焦矿井的开采情况，我们对枣庄市薛城区天然焦矿和淮北双龙矿业有限责任公司天然焦矿进行了调研。（1）2，可采储量1.56Mt，生产能力0.15Mt/a。井田内山西组2煤层普遍被侵蚀为天然焦，岩浆岩侵入范围较广。煤层厚度04.68m，平均1.65m，煤层倾角611，煤厚变异系数为80.1%，属不稳定的大部可采中厚煤层。该矿采用炮采采煤工艺，走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。工作面采用单体液压支柱支护，爆破落煤，刮板运输机运煤。（2）淮北双龙127、矿业有限责任公司天然焦资源/储量Mt，。井田内3煤层、5煤层被岩浆岩侵蚀比较严重，侵入体岩性为辉绿岩，一般呈层状侵入。煤层厚度04.5m，平均2.6m，煤层倾角512，瓦斯含量低，属不易自燃煤层。该矿采用炮采采煤工艺，走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。工作面采用单体液压支柱支护，爆破落煤，刮板运输机运煤。煤层上部是煤，下部是天然焦，矿井采用煤焦共采方式同时采出煤和天然焦。2.采煤工艺如上所述，枣庄市薛城区天然焦矿和淮北双龙矿业有限责任公司天然焦矿均采用炮采采煤工艺。但是，炮采采煤工艺属于国家发展改革委产业结构调整指导目录（2013）限制类项目，根据相关政策，“对属于限制类的新建项目，禁128、止投资”。另外，山东省煤炭工业局关于加强全省煤矿安全生产工作的意见（鲁煤安管2010162号）规定，“坚持能上综采上综采、不能上综采上普采、严格控制炮采的原则，努力提高煤炭生产机械化、自动化、智能化水平，实现减人提效保安。”故炮采采煤工艺为落后开采工艺，本采区采煤工艺不再考虑炮采。根据3煤（焦）开采技术条件，设计提出两种采煤工艺，即综合机械化采煤和连续采煤机采煤。（1）综合机械化采煤综合机械化采煤工艺，是指采煤工作面全部生产过程，即破煤、装煤、运煤、工作面支护、采空区处理等五个主要生产工序全部实现机械化。具有高产、高效、安全、低耗以及工人劳动条件好、劳动强度小、占用人员少等优点。综合机械化采煤129、是目前我国矿井应用最普遍的采煤方法。（2）连续采煤机采煤连续采煤机采煤工艺，实质是柱式体系采煤工艺，布置短壁工作面，采用连续采煤机采煤，该采煤工艺对回收煤柱、不规则块段、地质构造较复杂的煤层以及“三下”压煤开采等具有较大优势。按运煤方式的不同，连续采煤机采煤工艺可分为连续运输式和间断运输式两种方式。连续运输式主要工艺为1台连续采煤机进行工作面的割煤及装煤工序，1台连续运输系统直接跟在连续采煤机之后，将煤炭连续运输到胶带输送机上，主要设备有连续采煤机、连续运输设备、胶带输送机。间断运输式采用梭车和转载破碎机代替了连续运输系统，梭车往返于连续采煤机和转载破碎机之间，将连续采煤机采出的煤运至转载破碎130、机，再由转载破碎机转至胶带输送机，主要设备有连续采煤机、梭车、转载破碎机、胶带输送机。连续采煤机采煤一般采用间断运输式，其短壁工作面布置如图5-1-1所示。图5-1-1 连续采煤机采煤工艺工作面布置示意图开采工艺流程：采用连续采煤机开采煤硐，回采支巷后退式开采，煤硐采完后回采支巷要维护保留，以保证通风。回采支巷开采完毕，该支巷可采用抛矸机进行煤硐矸石充填。煤硐深度要求不大于11m，且煤硐不支护，工作面可实现无线遥控操作。连续采煤机采煤工艺主要优点：运行灵活，机动性强，适应性强，适合本采区煤层结构复杂、岩浆岩侵入层位不稳定条件下开采。设备投资较少，工作面主要设备包括1台连续采煤机（1200万元）131、1台梭车（420万元）、1台转载破碎机（140万元）、1部胶带输送机（600万元），共计2360万。主要缺点：回采支巷后退式开采，煤硐采完后为保证通风回采支巷需要保留，巷道维护比较困难。柱式体系采煤工艺适合开采深度较浅的矿井，一般不宜超过300500m。本采区煤层埋藏较深，达8751035m，参考邻近区域冲击地压防治经验，本采区3煤层及其顶底板岩层应具有冲击倾向性，该采煤工艺煤硐与煤柱相间排列，增加了发生冲击地压的可能性。本采区煤层埋藏较深，地压较大，煤硐开采空顶无支护，顶板容易垮落，矸石充填也比较困难。梭车运行要求巷道坡度不大于6，3煤（焦）煤层倾角618，该采煤工艺对倾斜长壁布置工作面适132、应性较差。根据上述分析，设计从安全角度考虑，采区选用综合机械化采煤工艺。考虑天然焦结构复杂，岩浆岩侵入层位不稳定，工作面遇岩浆岩时难以推进，设计采煤工作面配有风动式凿岩机等设备，正常情况下采用综合机械化开采，遇岩浆岩侵入时采用放炮方式处理，以保证工作面的正常生产。第二节 采区生产能力及服务年限一、采区生产能力本采区可采煤层为3煤和天然焦。3煤可采区厚度0.72.71m，平均。天然焦可采区厚度0.78.0m，平均。根据采区煤层开采技术条件、采煤工作面装备水平及配套电厂天然焦需求量，结合赵楼煤矿目前生产现状，确定。二、采区服务年限采区设计服务年限按下式计算：T=Z/KA式中，T：采区服务年限，a；133、Z：采区设计可采储量，；A：采区设计生产能力，；K：储量备用系数，取1.4。经计算，采区服务年限为a。三、采掘工作面个数根据采区煤层开采技术条件、采区生产能力，并考虑矿井生产接续，设计采区布置1个采煤工作面生产。为确保工作面的正常生产接续，应及时准备好接续工作面，接续面必须在生产工作面结束前完成安装、准备工作。为确保工作面的正常生产接续，设计采区共布置3个掘进工作面，其中2个为综掘工作面，1个为普掘工作面，采掘比1:3。掘进队伍应加强施工组织，提高掘进装备水平，提高单进，保证工作面正常生产接续。第三节 采区准备与回采一、采区准备（一）掘进机械配备普掘工作面配备YT-28型风动凿岩机凿岩，MQB134、-35型帮锚杆钻机打帮部锚杆眼，MQT-130型顶板锚杆钻机打顶部锚杆眼，PZ-5型混凝土喷射机喷浆，P-120型耙斗式装岩机装岩，排矸，型局部通风机通风，型污水泵排水。综掘工作面配备EBZ150A型综掘机掘进，MQB-35型帮锚杆钻机打帮部锚杆眼，MQT-130型顶板锚杆钻机打顶部锚杆眼，SSJ800/275型可伸缩胶带输送机运煤，型局部通风机通风，KGQ50-50/22型污水泵排水。（二）巷道支护、巷道断面准备巷道根据其所处的围岩性质分别采用相应的支护方式。岩巷及半煤岩巷宜采用锚网喷支护，煤巷采用锚网喷和锚索支护，遇破碎带时可采用架金属棚或混凝土砌碹支护。硐室根据其跨度和岩性的不同，可采用135、锚网喷、混凝土砌碹或钢筋混凝土砌碹支护。回采巷道采用矩形断面锚网梯、锚索支护。设计充分考虑通风、运输、行人等方面的要求，采区主要巷道断面特征详见表5-3-1。（三）采区探巷施工情况天然焦开采在赵楼煤矿乃至兖矿集团尚属首次，因此通过巷探，进一步摸清天然焦赋存情况、岩浆岩侵入等构造情况、天然焦煤质特征等，为天然焦开采方案设计及设备选型提供可靠依据，对于天然焦的成功开采具有重要意义。受赵楼煤矿委托，我院编制了XXXX能化有限公司赵楼煤矿天然焦探巷设计，该设计共布置3条天然焦探巷，即天然焦1#探巷、天然焦2#探巷和天然焦顺槽探巷。天然焦1#探巷自南部2#辅助运输大巷适当位表5-3-1 采区主要巷道断面136、特征表序号巷道名称断面形状净断面(m2)掘进断面(m2)净周长(m)净宽(m)净高(m)支护方式1一级（二级）轨道下山半圆拱锚网喷2一级轨道下山上部车场半圆拱20.13锚网喷3一级（二级）轨道下山下部车场半圆拱17.32锚网喷4皮带下山半圆拱锚网喷5回风下山半圆拱锚网喷613（J）03皮带顺槽矩形锚网713（J）03轨道顺槽矩形锚网813（J）03工作面切眼矩形锚网9采区1#煤仓圆形15砌碹锚网喷10采区2#煤仓圆形21砌碹锚网喷11采区矸石仓圆形15砌碹锚网喷置开门，向北施工，未来作为天然焦一采区轨道下山。天然焦2#探巷自1301皮带顺槽联络巷适当位置开门，向北施工，未来作为天然焦一采区皮带137、下山。天然焦2#探巷施工约700m，在134钻孔附近向西施工天然焦顺槽探巷，未来作为天然焦一采区首采13(J)03工作面轨道顺槽。赵楼煤矿根据XXXX能化有限公司赵楼煤矿天然焦探巷设计组织进行了探巷施工，施工采用普掘掘进工艺。截止4月30日，天然焦探巷已施工1950m，其中天然焦1#探巷施工700m，天然焦2#探巷施工950m，天然焦顺槽探巷施工300m。天然焦探巷揭露3煤（焦）及其顶底板情况，与原有地质资料相比差别较大，主要体现在以下两个方面：一是根据原有地质资料，天然焦1#、2#探巷揭露煤层厚度应稳定在4.55.5m之间，而实际揭露煤层厚度为03.5m，且煤层部分尖灭，为无煤区，煤层赋存极138、不稳定；二是根据原有地质资料，天然焦1#、2#探巷只在岩浆岩3处揭露1次岩浆岩侵入，而实际揭露多达3次，岩浆岩侵入范围更广，构造更为复杂。（四）巷道工程量及建设工期采区投产初期（首采13(J)03工作面投产时）巷道工程量5615m，其中岩巷4020m，煤（焦）巷1595m。根据选用的掘进装备和该矿实际掘进进度，确定掘进速度指标为：岩石平巷（12m2）：80m/月 岩石平巷（12m2）：90m/月 岩石斜巷（7）：80m/月 岩石斜巷（7）：90m/月煤（焦）巷：250m/月 硐室：1000m3/月根据投产时巷道工程量和掘进速度指标进行工期排队，采区3煤（焦）投产时准备工期个月，准备工期排队详见139、图表5-3-2。二、采区回采（一）首采工作面位置选择1.首采工作面位置选择的原则（1）煤层赋存条件较好，断层等构造少，勘探程度较高；（2）有利于矿井冲击地压的防治；（3）有利于采区工作面正常生产接续；（4）准备工程量小，工期短。13(J)03工作面处于采区南部，工作面范围内有134号钻孔，控制程度较高，且煤层较厚，构造比较简单，设计将13(J)03工作面作为天然焦一采区首采工作面。（二）首采工作面布置1.首采工作面参数（1）工作面长度采区采用条带采煤法，设计采出条带宽度暂定为60m，保留条带宽度（条带煤柱宽度）暂定为80m，即工作面长度暂定为60m。（2）工作面推进长度根据采区巷道布置、煤层赋140、存条件及岩浆岩侵入等构造影响，13(J)03工作面推进长度为290m。2.首采工作面顺槽布置首采工作面沿煤层走向布置一条轨道顺槽和一条皮带顺槽，均沿3煤（焦）底板施工，采煤工作面移动变电站布置在轨道顺槽内，轨道顺槽进风，皮带顺槽回风。（三）回采工作面装备综采工作面的采、装、运、支工序全部机械化。工作面采、运、支设备的选择考虑需满足技术先进、可靠、开机率高的原则，采运设备能力应配套，运输能力适应综采面瞬时产量高的要求，并保证环节畅通。另外，工作面正常采煤设备应与工作面矸石充填设备相配套。3煤（焦）综采工作面主要设备分述如下：1.液压支架液压支架是综采工作面主要设备之一，因此把支架的可靠性放在首位141、，而且要故障率低，寿命长。支架支护强度按经验公式P=（68）m9.81000计算式中，m：采高，按不利情况3.5m计算；：顶板岩石容重，取=2.65t/m3。P=（68）3.52.659.81000=0.550.73MPa即所选液压支架支护强度应不低于0.73MPa。根据煤层顶底板岩性，设计选用ZZC10000/20/40型六柱支撑式充填液压支架。液压支架型号：ZZC10000/20/40支撑高度：20004000mm中心距：1500mm宽度：14301600mm支架推移步距：630mm初撑力：8322kN工作阻力：10000kN支护强度：底板比压：2.5MPa重量：2.采煤机根据目前国产采煤142、机以及采区地质情况，为满足高产高效的要求，确定选用MG400/940-WD型电牵引采煤机，其主要技术参数如下：采煤机型号：MG400/940-WD采高范围：20004000mm滚筒直径：2000mm截深：600mm牵引速度：012m/min牵引力：0748kN电压等级：3300V装机总功率：940kW（1）前部刮板输送机型号：SGZ-764/200输送量：800t/h电机功率：200kW电压等级：1140V（2）后部充填刮板输送机型号：SGBC-764/200输送量：500t/h电机功率：200kW电压等级：1140V（1）转载机型号：SZZ-730/132输送量：630t/h电机功率：132143、kW电压等级：1140V （2）矸石转载机型号：GSZZ-800/15输送量：500t/h电机功率：15kW电压等级：1140V 型号：PEM980815破碎能力：650t/h进料口宽度：980mm进料口高度：815mm出口粒度：90370mm电机功率：55kW电压等级：1140V型号：公称流量：315L/min电机功率：200kW电压等级：1140V工 作 液：35乳化液配套液箱：RX-315/25安装台数：2泵1箱7.喷雾泵 型号：BPW516/16V公称压力：16Mpa公称流量：516L/min电机功率：160kW电压等级：1140V工作液：水安装台数：2泵2箱型号：JH-14牵引力：K144、N电机功率：17kW电压等级：660V型号：KGQ50-50/22流量：50m3/h电机功率：22kW电压等级：660V10.风动式凿岩机型号：YT-28耗风量：3/minMPa型号：SQ-1200/75牵引力：60KN电机功率：75kW电压等级：660V首采工作面主要设备详见表5-3-3。（四）采区工作面接续工作面接续应先近后远，以便于工作面准备和回采。生产时工作面接续受多种因素影响，掘进准备应根据采煤工作面接续要求及时安排，提前探明接续面的地质情况，必要时及时调整接续面。工作面接续顺序：13(J)0313(J)0613(J)0413(J)01-113(J)0113(J)0213(J)051145、3(J)0713(J)08-113(J)0813(J)0913(J)1113(J)1013(J)1313(J)1513(J)1713(J)12-113(J)1213(J)14-113(J)14-213(J)14-313(J)14-413(J)1413(J)19。序号设 备 名 称设 备 型 号单 位数量容 量（kW）能力（t/h）电压等级（V）1采煤机MG400/940-WD台194033002充填液压支架ZZC10000/20/40架423前部刮板输送机SGZ-764/200部120080011404后部充填刮板输送机SGBC-764/200部120050011405转载机SZZ-730/1146、32台113263011406矸石转载机GSZZ-800/15台11550011407破碎机PEM980815台15565011408乳化液泵台220011409喷雾泵BPW516/16V台2160114010回柱绞车JH-14台31766011污水泵KGQ50-50/22台32266012风动式凿岩机YT-28台413无极绳绞车SQ-1200/75B台17566014皮带顺槽可伸缩带式输送机带宽1000mm 带速m/s 带强 EP400整芯带部190114015轨道顺槽运矸可伸缩带式输送机带宽800mm 带速m/s 带强 EP400整芯带部1901140表5-3-3 首采工作面主要设备一览表147、第六章 采区生产系统及主要设备第一节采区运输系统一、主运输系统（一）煤炭运输方式本采区煤炭运输设计采用胶带输送机运输方式。煤炭运输路线：采煤工作面采煤工作面皮带顺槽天然焦一采区皮带下山采区煤仓南部胶带输送机大巷井底煤仓主井地面。（二）煤、焦分提分运采区设置两个煤仓，其中1#煤仓直径5m，净高15m，有效容量340t；2#煤仓直径8m，净高21m，有效容量1180t。两煤仓有效容量共计1520t，能够容纳采区一天的煤（焦）产量（约1516t）。天然焦一采区生产时，矿井另有两个3煤采区生产，天然焦与3煤煤质、用途均不同，需要分开运输、分开提升。如前所述，天然焦一采区两个煤仓能够容纳采区一天的煤（焦148、）产量，设计天然焦一采区生产煤（焦）暂时储存于采区煤仓中，待3煤生产工作面检修班时，由南部胶带输送机大巷皮带集中运输、主井集中提升至地面。（三）煤炭运输相关设备概述设计2#煤仓上口设置2PLF120/150A型破碎机，1#煤仓和2#煤仓下口均设置K5型给煤机，1#煤仓和2#煤仓之间设置配煤胶带输送机，2#煤仓下口通过运煤胶带输送机巷与南部胶带输送机大巷相连，运煤胶带输送机巷设置运煤胶带输送机。2PLF120/150A型破碎机主要技术参数：齿辊直径：1200mm；齿辊长度：1500mm；物料强度：160MPa；入料粒度：800mm；出料粒度：300mm；生产能力：1000t/h；电机功率：220149、0kW；重量：32t。K5型给煤机主要技术参数：给料能力：2000t/h；电机功率：37kW。需要说明的是，天然焦开采在赵楼煤矿尚属首次，无开采经验，并且天然焦赋存不稳定，结构比较复杂，预计采区投产时产量较低，采区达产需要一段时间。设计采区投产初期暂不施工2#煤仓及其下口运煤胶带输送机巷，亦不安装配煤胶带输送机及2#煤仓下口运煤胶带输送机，2PLF120/150A型破碎机暂安设于1#煤仓上口。待天然焦开采熟练，采区产量提高，1#煤仓容量不能满足生产需求时，再施工2#煤仓，并配齐相关设备。（四）煤炭运输设备（1）设计依据输送物料：原煤（焦）；Ln=1114m；向上运输，高差h=122m；工作环境150、：井下运输巷，灰尘较多，潮湿，；传动滚筒与胶带之间的摩擦系数：=0.30，e=2.5，运量：Q300t/h；堆积密度: =900kg/m3。（2）胶带机基本参数胶带宽度：B=1000mm，输送速度：V=2m/s；胶带强度：设计按St1000N/mm，qB=kg/m；承载托辊质量：G1kg，承载段托辊间距：aom，每米上托辊旋转部分质量：qRO=G1/ao=kg/m；回程托辊质量：G235kg，回程段托辊间距：au3m，每米下托辊旋转部分质量：qRu=G2/au=kg/m；每米物料重：qG=Q/3.6V=kg/m，g；倾斜角度：=6.22，输送机斜长：L=Ln/cos=1120m。（3）输送能力151、核算Q核SVK900722t/h300t/h；所以能够满足最大运量要求。式中，S：输送带上物料的最大横截面积，m2；：物料松散度，900kg/s；k：倾斜系数，0.99，向上运输。（4）运行阻力计算主要阻力FHfgLqROqRu（2qBqG）cos48329N；式中，f:模拟摩擦系数，0.03；L：输送机长度，1120m；：输送机倾角，；主要特种阻力FS1FFgl=3752N；FC0L（qBqG）gcossin2787N；式中，C：槽形系数，0.43；0：摩擦系数，0.35，L：倾斜托辊输送机长度，1120m；Fgl2Iv2gl/（v2b12）965N式中，2：物料与导料拦板间摩擦系数，；Iv152、：输送能力，Iv=3/s；l：导料槽拦板长度，6m；b1：导料槽两拦板间宽度，0.61m；附加特种阻力FS2FrFa5880N；FrAP34900N；式中，A1：头部清扫器面积，2；A2：空段清扫器面积，2；n：空段清扫器个数，4；p：清扫器与输送带间压力，100000N/m2；3：清扫器与输送带间摩擦系数，；A：清扫器面积，AA1nA22；犁式卸料器摩擦阻力：FanBk20N；式中，k2：刮板系数，1500N/m；n：卸料器个数，0；倾斜阻力FstqGgH49872N。圆周驱动力FuFuCFHFS1FS2FSt111699N式中，C：附加阻力系数，1.08。（5）传动功率计算传动滚筒轴功率P153、AFuv/1000233kW。电动机功率PMPA313kW式中，：功率系数，1.4；选电动机型号为：防爆电机，功率为N=2160kW。（6）张力计算输送带不打滑条件F2minFumax/（e1）=104252NFumax=KAFu156379NKA=1.4（一般取1.31.5）e各种力的计算胶带最大张力SmaxSmaxS1=Fu221/（e1）=148932N；驱动滚筒奔离点张力S2（满足不打滑条件）：令S2=F2min=104252N；下分支张力S3：S3=S2+fLg(qRu+qB）=115701N；上分支最小张力S4：S4S3=120329N输送带下垂度校核承载段最小张力Fminao（q154、BqG）g/8（h/a）adm=9531N回程段最小张力FminauqBg/8（h/a）adm=8499N由上可知S38499NS49531N满足要求安全系数mPVC1250B/S18.4（规范系数为7-9）（7）结论根据以上计算，选型如下：B=1000mm；V=2.0m/s；胶带强度：St1250钢丝绳带；防爆电机：N=2160kW。2.首采13(J)03工作面皮带顺槽胶带输送机选型设计按照采区皮带下山胶带输送机选型计算方法，对首采13(J)03工作面皮带顺槽胶带输送机选型如下：（1）设计依据输送物料：原煤（焦）；L=395m；向下运输，高差h=8m；运量：Q300t/h。（2）基本参数B=155、1000mm；V=2.0m/s；胶带强度：EP400整芯带；防爆电机：N=90kW。3.1#煤仓、2#煤仓上口配煤胶带输送机选型设计按照采区皮带下山胶带输送机选型计算方法，对1#煤仓、2#煤仓上口配煤胶带输送机选型如下：（1）设计依据输送物料：原煤（焦）；L=85m；向下运输，高差hm；运量：Q300t/h。（2）基本参数B=1000mm；V=1.6m/s；胶带强度：EP200整芯带；防爆电机：N=30kW。4.2#煤仓下口运煤胶带输送机选型设计按照采区皮带下山胶带输送机选型计算方法，对2#煤仓下口运煤胶带输送机选型如下：（1）设计依据输送物料：原煤（焦）；L=90m；水平运输，高差h=0m；156、运量：Q1400t/h。（2）基本参数B=1400mm；V=2.5m/s；胶带强度：EP400整芯带；防爆电机：N=90kW。二、辅助运输系统（一）辅助运输方式辅助运输主要担负采区矸石、材料、设备运输及人员运送等任务。辅助运输方式应适应采区地质条件和巷道布置的需要。辅助运输方式要求系统简单，安全可靠，设备和中转环节少，有利于减少辅助运输人员，提高运输效率，最大限度地实现连续运输，并具有良好的经济效益。赵楼煤矿目前以轨道运输为主，无轨胶轮车运输、皮带运矸、架空乘人装置运人为辅的辅助运输方式。1.矸石运输方式采区掘进矸石运输：设计采用轨道运输方式，采区掘进矸石可通过天然焦一采区一级轨道下山、二级轨157、道下山绞车提升至南部2#辅助运输大巷，运至天然焦一采区翻车机硐室，由翻车机翻入矸石仓，进入采区的矸石充填系统。矸石充填系统矸石运输：掘进矸石由CTY8型蓄电池机车牵引1.5t矿车运至天然焦一采区翻车机硐室，由型液压翻车机翻入矸石仓，矸石仓下口设有WZT-1042型给料筛和2PLF90/150型破碎机，矸石仓矸石通过天然焦一采区回风下山运矸皮带、工作面轨道顺槽运矸皮带、GSZZ-800/15型矸石转载机等相关运输设备运至工作面充填液压支架后部充填刮板输送机上，通过后部充填刮板输送机的卸料孔将矸石充填入采空区内。2.材料、设备运输及人员运送方式材料、设备运输：设计采用轨道运输方式，采区轨道上（下）158、山、轨道顺槽等铺设30kg/m钢轨，900mm轨距，运行1.5t固定矿车、专用平板车、材料车等。轨道上下山采用提升绞车提升；联络斜巷采用调度绞车提升；轨道顺槽采用无极绳梭车运输；-860m水平大巷和采区上部车场采用蓄电池机车运输。人员运送：设计采区轨道上（下）山装备架空乘人装置，担负人员运送任务。材料、设备运输及人员运送路线：地面副井副井井底车场南部2#辅助运输大巷天然焦一采区轨道下山采煤工作面轨道顺槽采煤工作面。（二）辅助运输设备采区一级轨道下山绞车，主要担负采区矸石、材料、小型设备提升任务，采用平车场单钩串车提升。液压支架等大型设备设计采用回柱绞车提升。（1）设计依据一级轨道下山斜长：31159、5m；一级轨道下山最大倾角：10o；下部车场增加的运行距离：25m；上部车场增加的运行距离：25m；则提升距离：Lt=315+25+25=365m；矿车型号及技术参数：MG1.7-9B型，轨距900mm，长宽高240011501150mm，矿车自重974kg，最大载重2.8t。最大班提升工作量：矸石：20车；支护材料：20车；其它：6车。（2）钢丝绳选型按照矿车连接器最大牵引力6000kg计算串车组成的最大矿车数量：根据上述计算，初步确定串车由2辆车组成。钢丝绳终端载荷(按提升矸石）Qd=（Qk+Qz）（sin+f1cos）=(28002+9742)（sin10ocos10o） =1385.0160、3 kg式中，f1：提升容器在倾斜运输道上的阻力系数，串车提升时取0.01。钢丝绳单位长度重量(按提升矸石） =0.859（kg/m）式中，f2：钢丝绳在倾斜运输道上的阻力系数，取0.4。设计选用22 NAT 67+FC 1570 ZZ 252 166 GB/T8918-2006圆股同向捻钢丝绳，其主要技术参数详见表6-1-1。表6-1-1 一级轨道下山提升钢丝绳主要技术参数表名 称参 数钢丝绳型号22 NAT 67+FC 1570 ZZ 252 166钢丝绳直径（d）22mm公称抗拉强度（b）1570 MPa最小钢丝破断拉力总和（Qd）单位长度质量（Pk）/m钢丝绳校验提升矸石时的安全系数:161、故所选择钢丝绳满足规程要求。（3）绞车选型钢丝绳作用在滚筒上的最大静张力及最大静张力差:Fj=Qd+PkLc（sin+f2cos）365（sin10o +f2cos10o） =Fjc根据以上参数选择JD-4型调度绞车，其主要技术参数详见表6-1-2。表6-1-2 一级轨道下山绞车主要技术参数表名 称参 数容绳量750m电机功率55kW提升机最大静张力（Fj）40kN最大提升速度（m/s）（4）电动机的校核根据煤矿安全规程第426条规定，用矿车升降物料、人员时速度不得超过5m/s，JD-4型调度绞车最大提升速度为m/s。 =25.1KW55kW故JD-4调度绞车配电动机满足提升要求。（5）提升能162、力计算一级轨道下山提升时间详见表6-1-3。根据表可知，提升时间满足规范规定要求。表6-1-3 一级轨道下山提升时间平衡表序号提升内容班提升量每次提升量提升次数每次提升循环时间(秒)每班提升时间(秒)1矸石20车2车1065965902支护材料20车2车1065965903其它6车2车36591977总运行时间：4h 12min (h)（6）电控设备及供电绞车电控设备由绞车厂家成套提供，要求电控系统符合安全规程要求。绞车电源由相邻的变电所双回路供电。采区二级轨道下山绞车，主要担负采区矸石、材料、小型设备提升任务，采用平车场单钩串车提升。液压支架等大型设备设计采用回柱绞车提升。（1）设计依据二级163、轨道下山斜长：340m；二级轨道下山最大倾角：13o；下部车场增加的运行距离：25m；上部车场增加的运行距离：25m； 则提升距离：Lt=340+25+25=390m； 矿车型号及技术参数：MG1.7-9B型，轨距900mm，长宽高240011501150mm，矿车自重974kg，最大装载重量2.8t。最大班提升工作量：矸石：20车； 支护材料：20车；其它：6车。（2）钢丝绳选型按照矿车连接器最大牵引力6000kg计算串车组成的最大矿车数量：根据上述计算，初步确定串车由2辆车组成。钢丝绳终端载荷(按提升矸石）Qd=（Qk+Qz）（sin+f1cos）=(28002+9742)（sin13oc164、os13o） =1771.48 kg式中，f1：提升容器在倾斜运输道上的阻力系数，串车提升时取0.01。钢丝绳单位长度重量(按提升矸石） =1.12（kg/m）式中，f2：钢丝绳在倾斜运输道上的阻力系数，取0.4。设计选用22 NAT 67+FC 1570 ZZ 252 166 GB/T8918-2006圆股钢丝绳，其主要技术参数详见表6-1-4。表6-1-4 二级轨道下山提升钢丝绳主要技术参数表名 称参 数钢丝绳型号22 NAT 67+FC 1570 ZZ 252 166钢丝绳直径（d）22mm公称抗拉强度（b）1570 MPa最小钢丝破断拉力总和（Qd）单位长度质量（Pk）/m钢丝绳校验提165、升矸石时的安全系数:故所选择钢丝绳满足规程要求。（3）绞车选型钢丝绳作用在滚筒上的最大静张力及最大静张力差:Fj=Qd+PkLc（sin+f2cos）390（sin13o +f2cos13o） =Fjc根据以上参数选择JD-4型调度绞车，其主要技术参数详见表6-1-5。表6-1-5 二级轨道下山绞车主要技术参数表名 称参 数容绳量750m电机功率55kW提升机最大静张力（Fj）40kN最大提升速度（m/s）（4）电动机的校核根据煤矿安全规程第426条规定，用矿车升降物料、人员时速度不得超过5m/s，JD-4型调度绞车最大提升速度为m/s。 =31.4KW200长度调整系数(K长)表6-2-3 166、K温回采工作面温度与对应风速调整系数回采工作面空气温度（） 采煤工作面风速（m/s）配风调整系数K温1818202023232626281.82.51.28302.53.01.41.6Q采=Q基本K采高K采面长K温 =1.15=m3/min=m3/s。式中，Q基本=60S采70%适宜风速 =6070%1.0=3/min=3/s；S采：采煤工作面的平均有效通风断面积，取m2；K采高：回采工作面采高调整系数，取1.5；K采面长：回采工作面长度调整系数，取1.0；K温：回采工作面温度与对应风速调整系数，取1.15。按工作面温度选择适宜的风速进行计算:Q采60V采S采 6010.4m3/min=m3/167、s。式中，Q采：采煤工作面需要风量，m3/min；V采：采煤工作面风速，采区地温虽较高，但考虑采掘工作面均设有机械降温系统，根据表4-2-3，取m/s；S采：采煤工作面的平均有效通风断面积，取m2。按瓦斯或二氧化碳涌出量计算Q采=100q瓦k瓦=1001.6=3/min=m3/s式中，Q采：采煤工作面需要风量，m3/min；q瓦：采煤工作面绝对瓦斯涌出量，预计m3/min；k瓦：采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用系数，取1.6。按采煤工作面的最多人数计算Q采=4N=426=104m3/min=m3/s。式中，Q采：采煤工作面需要风量，m3/min；N：采煤工作面同时工作的最多人数，取26人。按风速168、进行验算：VminS采 Q采VmaxS采式中，Q采：采煤工作面需要风量，m3/s；Vmin、Vmax：工作面所允许的最小和最大风速，Vmin=/s，Vmax=4m/s；S采：平均有效通风断面积，取2。3/sQ采3/s通过以上分析计算取最大值，设计天然焦一采区综采工作面配风量为17m3/s。天然焦一采区通风困难时期考虑1个备用采煤工作面，其风量为生产工作面的50%，为m3/s，则：通风容易时期：Q采=17m3/s通风困难时期：Q采=17+=m3/s（2）Q掘的确定天然焦一采区通风容易时期布置3个掘进工作面，其中2个为综掘工作面，1个为普掘工作面；通风困难时期布置2个综掘工作面。掘进工作面的实际需169、要风量，应按照冲淡掘进工作面瓦斯涌出，并考虑局部通风机实际吸风量、工作面温度、炸药用量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并取其中最大值。按瓦斯涌出量计算Q掘100q掘k掘1002.0m3/min=m3/s式中，Q掘：掘进工作面需要风量，m3/min；q掘：掘进工作面绝对瓦斯涌出量，预计m3/min；K掘：掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用系数，取2.0。按炸药使用量计算Q掘=25Aj=257=175m3/min=m3/s式中，Q掘：普掘工作面需要风量，m3/min；Aj：掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，取。按掘进工作面的最多人数计算Q掘=4N=416=64m3/min=m3/s式中，Q掘：掘170、进工作面需要风量，m3/min；N：掘进工作面同时工作的最多人数，取16人。按局部通风机实际吸风量计算需要风量Q综掘=Q扇Ii+600.25S=4001+6012=580m3/min=m3/sQ普掘=Q扇Ii+600.25S=2901+6012=470m3/min=m3/s式中，Q综掘：综掘工作面需要风量，m3/min；Q普掘：普掘工作面需要风量，m3/min；Q扇：局部通风机实际吸风量。综掘工作面选用FBDNo7.5型局部通风机，吸风量取400m3/min；普掘工作面选用型局部通风机，吸风量取290m3/min；Ii：掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1；S：局部通风机至回风口间巷道断面171、积，取12m2。按风速进行验算：按最低风速验算：Q岩掘60S掘=914=126m3/min=m3/s；Q煤掘60S掘=1514=210m3/min=m3/s；按最高风速验算：Q掘 604S掘 =24014=3360m3/min=56m3/s式中，S掘：掘进工作面的断面积，考虑主要掘进巷道取14m2。根据以上计算，结合赵楼煤矿的经验，确定综掘工作面配风取10m3/s，普掘工作面配风取8m3/s，则：通风容易时期：Q掘=1028=28m3/s；通风困难时期：Q掘=102=20m3/s。（3）Q硐室的确定独立通风硐室配风如下：采区1#变电所、2#变电所各1个，每个配风m3/s；采区水泵房1个，配风m172、3/s；永久避难硐室1个，配风m3/s；2#煤仓下口运煤胶带运输机皮带机头硐室1个，配风2m3/s。Q硐室=1.5+1.5+1.5+1.5+2=8m3/s（4）Q其它的确定其它用风地点所需风量之和，按以上各需风量之和的3%计算。通风容易时期：Q其它 （Q采+Q掘+Q硐室）3 （17+28+8）3 =1.6m3/s 通风困难时期：Q其它 （Q采+Q掘+Q硐室）3 （+20+8）3 =1.7m3/s （5）采区总风量的确定通风容易时期：Q=（Q采+Q掘+Q硐室+Q其它）K =（17+28+8+1.6）1.15=63m3/s通风困难时期：Q=（Q采+Q掘+Q硐室+Q其它）K =（+20+8+1.7）173、1.15=64m3/s天然焦一采区风量按采区工作的最多人数进行校核，符合要求。天然焦一采区生产时，矿井共有3个生产采区，共布置3个采煤工作面和10个掘进工作面，其中4个综掘工作面，6个普掘工作面。天然焦一采区通风容易时期，矿井总风量约为220m3/s，其中天然焦一采区按63m3/s考虑，一采区按61m3/s考虑，十一采区按51m3/s考虑，井底车场独立通风硐室、其他掘进工作面按45m3/s考虑。天然焦一采区通风困难时期，矿井总风量约为231m3/s，其中天然焦一采区按64m3/s考虑，三采区按49m3/s考虑，十一采区按65m3/s考虑，井底车场独立通风硐室、其他掘进工作面按53m3/s考虑。174、天然焦一采区通风容易时期采区及矿井总风量计算及分配结果详见表6-2-4；通风困难时期采区及矿井总风量计算及分配结果详见表6-2-5。三、矿井通风阻力计算天然焦一采区开采时，矿井通风负压采用下式计算：H=LUQ2/S3式中，H：摩擦阻力，Pa；：摩擦阻力系数，Ns2/m4；L：井巷长度，m；U：井巷净周长，m；Q：通过井巷的风量，m3/s；S：井巷净断面，m2。局部阻力按摩擦阻力的10%计算。经计算，天然焦一采区通风容易时期矿井通风负压为Pa，通风困难时期矿井通风负压为Pa。各时期矿井通风阻力计算见表6-2-6、表6-2-7。表6-2-4 天然焦一采区通风容易时期矿井总风量及其分配表 采区用风地175、点单个配风量（m3/s）数量（个）小计（m3/s）备注天然焦一采区采煤工作面17117掘进工作面（综掘）10220掘进工作面（普掘）818采区1#变电所1采区2#变电所1采区水泵房1永久避难硐室12#煤仓下口运煤胶带运输机皮带机头硐室212其它上述风量合计的3%小 计合计（乘1.15通风系数）63一采区采煤工作面21121备用工作面1掘进工作面（综掘）10110掘进工作面（普掘）818第一集中下山变电所1其它上述风量合计的3%小 计合计（乘1.15通风系数）61十一采区采煤工作面21121掘进工作面（综掘）10110掘进工作面（普掘）818皮带机头硐室212采区变电所1其它上述风量合计的3%小176、 计合计（乘1.15通风系数）51其他掘进工作面（普掘）8324井底车场独立通风硐室21合计（m3/s）220 表6-2-5 天然焦一采区通风困难时期矿井总风量及其分配表 采区用风地点单个配风量（m3/s）数量（个）小计（m3/s）备注天然焦一采区采煤工作面17117备用工作面1掘进工作面（综掘）10220采区1#变电所1采区2#变电所1采区水泵房1永久避难硐室12#煤仓下口运煤胶带运输机皮带机头硐室212其它上述风量合计的3%小 计合计（乘1.15通风系数）64三采区采煤工作面21121掘进工作面（综掘）10110掘进工作面（普掘）818采区变电所1其它上述风量合计的3%小 计合计（乘1.1177、5通风系数）49十一采区采煤工作面21121备用工作面1掘进工作面（综掘）10110掘进工作面（普掘）818皮带机头硐室212采区变电所1泵房变电所1其它上述风量合计的3%小 计合计（乘1.15通风系数）65其他掘进工作面（普掘）8432井底车场独立通风硐室21合计（m3/s）231表6-2-6 采区通风容易时期通风阻力计算表序号井巷名称支护形式摩擦系数(Ns2/m4)井巷长度L(m)净周长P(m)净断面S(m2)风量Q(m3/s )负压h(Pa)风速V(m/s)1副井砌碹9052井底车场锚网喷703南部2#辅助运输大巷锚网喷12004南部2#辅助运输大巷锚网喷2305一级轨道下山上部车场锚网178、喷2206一级轨道下山锚网喷2557一级轨道下山下部车场锚网喷60813(J)03工作面轨道顺槽联络巷锚网喷47913(J)03工作面轨道顺槽锚网3401013(J)03工作面液压支架601113(J)03工作面皮带顺槽锚网39012天然焦一采区皮带下山锚网喷14013天然焦一采区皮带下山锚网喷37214天然焦一采区皮带下山锚网喷25315皮带下山回风联络巷锚网喷8016南部回风大巷锚网喷27017南部回风大巷锚网喷39018南部回风大巷锚网喷24519南部回风大巷锚网喷32020南部回风大巷锚网喷13521回风井砌碹9022回风井砌碹815小 计加10%局部阻力全矿阻力合计表6-2-7 采区179、通风困难时期通风阻力计算表序号井巷名称支护形式摩擦系数(Ns2/m4)井巷长度L(m)净周长P(m)净断面S(m2)风量Q(m3/s )负压h(Pa)风速V(m/s)1副井砌碹9052井底车场锚网喷703南部2#辅助运输大巷锚网喷12004南部2#辅助运输大巷锚网喷2305一级轨道下山上部车场锚网喷2206一级轨道下山锚网喷2557一级轨道下山下部车场锚网喷1108二级轨道下山锚网喷2779二级轨道下山下部车场锚网喷12510天然焦一采区轨道上山下部车场锚网喷20511天然焦一采区轨道上山锚网喷4871213(J)12工作面轨道顺槽联络巷锚网喷651313(J)12工作面轨道顺槽锚网11601180、413(J)12工作面液压支架601513(J)12工作面皮带顺槽锚网11601613(J)12工作面皮带顺槽联络巷锚网喷14517天然焦一采区回风上山锚网喷15018天然焦一采区回风上山锚网喷48019天然焦一采区回风下山锚网喷54520天然焦一采区回风下山锚网喷59521南部回风大巷锚网喷27022南部回风大巷锚网喷39023南部回风大巷锚网喷24524南部回风大巷锚网喷32025南部回风大巷锚网喷13526回风井砌碹9027回风井砌碹815小 计加10%局部阻力全矿阻力合计四、矿井通风难易程度评价利用矿井通风等积孔评价矿井通风的难易程度：式中：A矿井等积孔，m2；Q矿井总风量，m3/s；181、P矿井通风负压，Pa。经计算，天然焦一采区开采通风容易时期，矿井等积孔为6.86m2，通风困难时期矿井等积孔为5.99m2，矿井通风难易程度均为容易。五、通风设备能力校核1.设计依据赵楼煤矿通风系统为中央并列式，通风方式为抽出式。主、副井进风，风井回风。矿井安装2台ANN-2884/1400N型轴流式主要通风机，功率1400kW，其中1台工作，1台备用。通风机采用电机反转反风。本设计根据天然焦一采区生产时通风参数对风机进行校核。（1）通风机型号规格及主要技术参数风机型号：ANN-2884/1400N；风机转速：750rpm；电动机型号规格：转速750rpm，10kV 1400kW同步电动机。（182、2）天然焦一采区通风系统参数采区通风容易时期矿井风量：220m3/s；采区通风容易时期矿井通风负压：Pa；采区通风困难时期矿井风量：231m3/s；采区通风困难时期矿井通风负压：Pa。2.设备校核计算（1）采区通风容易时期需要产生的风量：QKQk1.05220231m3/s；采区通风困难时期需要产生的风量：QKQk1.05231m3/s；式中，K：通风设备的漏风系数，取1.05；Qk：矿井总风量。（2）采区通风容易时期需要产生的负压：HHkh150Pa；采区通风困难时期需要产生的负压：HHkh150Pa；式中，Hk：矿井通风负压；h：通风设备阻力。（3）主要通风机的工况点采区通风容易时期网络阻183、力系数：；采区通风困难时期网络阻力系数：；采区通风容易时期网络特性曲线方程：HRQ23008Q2；采区通风困难时期网络特性曲线方程：HRQ23839Q2；采区通风容易时期在ANN-2884/1400N型风机特性曲线上的工况点参数如下：Q1231m3/s H1Pa 12 =35；采区通风困难时期在ANN-2884/1400N型风机特性曲线上的工况点参数如下：Q1m3/s H1Pa 10.80 =38。主要通风机特性曲线详见图6-2-1。3.电动机校核计算采区通风困难时期电动机轴功率：803kW1400kW所选电动机满足要求。4.分析及结论根据风机特性曲线及工况点位置可知，现有通风机能满足天然焦一184、采区生产时的通风需求。图6-2-1 2884/1400N 型风机特性曲线图第三节 采区排水系统一、概况矿井-860m水平中央水泵房安装有5台PJ200B11型离心泵，其中2台工作、2台备用、1台检修，额定流量420 m3/h，扬程，电机型号Y6302-4，电机功率1800kW，转速1480r/min。沿副井敷设有3趟D32522mm无缝钢管作为排水管路。井底设有主仓、副仓、三环水仓等3个水仓，总有效容积为8800m3。二、矿井-860m水平中央水泵房排水设备校核（一）设计依据矿方地测部门对天然焦一采区投产后矿井涌水量进行了分析预计，天然焦一采区生产时，矿井正常涌水量为590m3/h，最大涌水量185、为1100m3/h。（二）中央水泵房排水设备校核正常涌水量情况下2台水泵工作，排出矿井24h正常涌水量需要时间为：T24590/（4202）h；最大涌水量时4台水泵工作，排出矿井24h最大涌水量需要时间为：T241100/（4202+42020.8）h；计算表明，现有主排水设备，2台水泵和2趟管路工作时，h就能排出矿井24h的正常涌水量；4台水泵和3趟管路工作时，17.5h就能排出矿井24h的最大涌水量。满足煤矿安全规程“工作水泵的能力，应能在20h内排出矿井24h的正常涌水量；工作和备用水泵的总能力，应能在20h内排出矿井24h的最大涌水量”的规定。（三）水仓有效容积校核天然焦一采区生产期间186、，矿井正常涌水量为590 m3/h。根据煤矿安全规程的有关规定，井底水仓的有效容积应大于8590=4720m3，井底水仓实际有效容积为8800m3，满足要求。（四）排水管路校核排水管流速：式中，Vd：经济流速，/s Vd /s。排水管壁厚：=式中，：计入附加厚度后的管壁计算厚度，cm；：管子计算厚度，cm；c：计入制造负偏差和腐蚀的附加厚度，cm；p：计算管段的最大工作压力，MPa；DW：管子外径，cm；：管子焊缝系数，cm；：管材的许用应力，MPa。排水管路满足要求。（五）结论-860m水平中央水泵房水泵排水能力、排水管路、井底水仓有效容积，均满足煤矿安全规程的要求。三、天然焦一采区水泵房排187、水设备选型（一）设计依据1.根据地质报告，预计天然焦一采区生产时，采区正常涌水量为150m3/h，最大涌水量为300m3/h。111m，排水管路长度为1170m。（二）排水设备及排水管路选型：式中，K：扬程损失系数，取1.3；Qr1：采区日正常涌水量，m3/日；Qr2：采区日最大涌水量，m3/日；Hh：排水高度，m。根据计算的Q、H值，排水设备选型设计提出两个方案：方案一选用MD280-434型水泵，方案二选用PJ1503型水泵。通过对以上两方案的技术经济比较，MD280-433型水泵的效率高、运行平稳可靠、耐磨性好，寿命长；PJ1503型水泵的设备运行费用高，效率低。设计推荐方案一为主导方案188、，即选用MD280-434型矿用排水泵3台，其中1台工作，1台备用，1台检修，配2趟排水管路，1趟工作，1趟备用。排水设备选型方案比较详见表6-3-1。表6-3-1 排水设备选型方案比较表 方案项目方案一（推荐方案）方案二MD280-434PJ1503台数3台（正常涌水1台工作、1台备用、1台检修）3台（正常涌水1台工作、1台备用、1台检修）轴功率（kW）198（前期）239（前期）电动机YB355M2-4 250kW 10kVYB355L2-4 315kW 10kV工况点参 数新管Q1346m3/h H1154m 177%Q1340m3/h H1192m 176%旧管Q2313m3/h H2189、164m278%Q2275m3/h H2200m 277%排水管D2737（2趟）D2257（2趟）吸水管D32510D2738排水时间（h）正常水量11.5（1台）13.1（1台）最大水量11.5（2台）13.1（2台）年电耗(万度)年电费(万元)吨水百米电耗技术经济比较效率高、运行费用低、运行平稳、耐磨性好、寿命长投资较高、效率低、运行费用高、维护费用高结论及说明设计推荐方案一为主导方案排水路线：工作面涌水自流或通过污水泵及排水管路排至天然焦一采区轨道下山（一级轨道下山、二级轨道下山），自流至采区水仓，由采区水泵房排水设备通过天然焦一采区回风下山敷设的排水管路排至南部回风大巷，并自流至-8190、60m水平井底水仓，由-860m水平中央水泵房排水设备通过副井井筒敷设的排水管路排至地面。排水管直径：式中，Vd：经济流速，/s Vd /s，取Vdm/s。排水管壁厚：=式中，：计入附加厚度后的管壁计算厚度，cm；：管子计算厚度，cm；c：计入制造负偏差和腐蚀的附加厚度，cm；p：计算管段的最大工作压力，MPa；DW：管子外径，cm；：管子焊缝系数，cm；：管材的许用应力，MPa。设计排水管壁厚取7mm，排水管路选用D2737mm无缝钢管两趟，其中一趟工作，一趟备用。吸水管直径：Ds=DN+25=273+25=298mm设计选用D32510mm无缝钢管。排水管中实际流速：吸水管中实际流速：（三191、）采区水仓有效容积校核天然焦一采区生产时，预计采区正常涌水量为150m3/h。根据煤矿安全规程的有关规定，采区水仓的有效容积应大于4150=600m3，设计采区水仓有效容积为1150m3，满足要求。（四）管路中扬程损失计算1.排水管路中扬程损失Haf（12n33n445）Vd2/2g（1101.220.514）1.482/（29.8）m式中，Hsf（2n334）Vs2/2g（11.28）2/(29.8)式中，Hf= Haf+ Hsf =17.4+0.57=H=Ha+ Hs+ Hf(111+6.5+2.5+17.96)=（五）水泵的工况点及水泵运行时间1.管路阻力系数RHf/Q2210-4H= 192、HtRQ212010-4Q2式中，Ht：吸水面至排水口几何高差；Ht=Ha+ Hs(111+6.5+2.5)=126m按照H12610-4Q2在MD280-434型多级水泵特性曲线上绘制管路特性曲线，两条曲线的交点即为新管路的工况点，工况点参数为：HI154m QI346m3/h r=77%按照H12610-4Q2在MD280-434型多级水泵特性曲线上绘制管路特性曲线，两条曲线的交点即为旧管路的工况点，工况点参数为：HI164m QI313m3/h r=78%MD280-434型多级水泵特性曲线详见图6-3-1。图6-3-1 MD280-434型多级水泵特性曲线图4.水泵运行时间正常涌水量情193、况下1台水泵工作：T124150/313h；最大涌水量情况下2台水泵工作：T224300/2313h；计算表明，选用以上设备，1台水泵和1趟管路工作时，能在h内排出采区24h的正常涌水量；2台水泵和2趟排水管路同时工作时，能在h内排出采区24h的最大涌水量，满足排水要求。（六）水泵电机容量1.水泵的轴功率2.电动机容量 设计选用电动机：YB355M2-4 250kW 10kV。（七）排水设备的电气控制主排水泵电动机10kV电源引自附近变电所。水泵电机直接启动。其配电柜安装于相邻变电所内，水泵房内设就地控制箱，并显示电流、电压等电机工作参数。水泵房与相邻变电所设有信号联系。防爆电动闸阀工作电压6194、60V，控制电压36V。（八）管路及附件排水管：选用D2737无缝钢管，排水管在水泵房、管子道内用法兰连接。吸水管：选用D32510无缝钢管，无底阀运行。采用水环式真空泵SZ-1，N=4KW自动引水，配水阀为PXW-600型。泵房内设起重梁，以便设备安装检修。采区管路系统详见图6-3-2。图6-3-2 采区排水管路系统示意图第四节 采区压风系统一、压风设备现状赵楼煤矿现有地面空气压缩站一座，站内配备SA250A型风冷螺杆式空压机8台，其中5台工作，2台备用，1台检修。单台排气量3/min，排气压力0.8MPa，电动机功率250kW 380V。正常运行时可提供风量33/min。现有压风管路情况：195、地面及井筒主干管选用D32510mm无缝钢管。井下主干管选用D3258mm无缝钢管，采区运输巷选用D1596mm无缝钢管，支管选用D1085mm无缝钢管。二、设计依据天然焦一采区及矿井其他用风量统计详见表6-4-1。表 6-4-1 天然焦一采区及矿井其他用风量统计表序号设备名称型号每台/耗风量（m3/min）一采区（台）矿井其它掘进用风（台）1风动凿岩机YT-2811102风镐G10A453砼喷射机PZ-5(B)7154顶板锚杆钻机MQT-1306145帮锚杆钻机MQB-356146主井装载27机修车间8洗煤厂天然焦一采区最远供风距离约6200m（下井干管约1000m、井下南部辅助运输大巷干管196、约1800m、天然焦一采区轨道上（下）山干管约2000m、采区工作面顺槽约1400m）。三、用风量计算(一)天然焦一采区生产时用风量计算全矿井用风量：（21720（）3/min式中，1：沿管道全长的漏风系数，取1.2；2：风动工具磨损用气增加系数，取1.1；：海拔高度修正系数，取1.0；m：同型号设备同时使用数量；q ：单台风动工具的耗气量；k：同时使用系数，取0.75。同理计算井下用风量：；天然焦一采区用风量：；天然焦一采区单个普掘工作面用风量：；注:根据风动设备实际使用情况，砼喷射机与其他用风设备不同时使用，故以用风量较大的其他用风设备计算；顶板锚杆钻机与帮锚杆钻机不同时使用，以用风量较大197、的顶板锚杆钻机计算。（二）结论：天然焦一采区生产时，地面压风机房满足矿井生产用风需求。四、压风管网主供风路线：副井（D32510mm）井下南部辅助运输大巷（D3258mm）天然焦一采区轨道下山（D1596mm）采区各用风地点（D1085mm）。采区压风管路：天然焦一采区轨道下山敷设1趟D1596mm无缝钢管，皮带下山和回风下山各敷设1趟D1085mm无缝钢管，采煤工作面两顺槽各敷设1趟D1085mm无缝钢管，各掘进工作面掘进巷道敷设1趟D1085mm无缝钢管。计算天然焦一采区最远供风距离时的风压损失及最远用风点的风压。（1）设计依据压风管路各段管径、长度：地面空气压缩站至副井井底压风管路规格为198、D32510mm，长度约1000m；井下南部辅助运输大巷压风管路规格为D3258mm，长度约1800m；天然焦一采区轨道上（下）山压风管路规格为D1596mm，长度约2000m；采区最远工作面顺槽压风管路规格为D1085mm，长度约1400m。（2）计算各段管路压力损失根据压力损失公式计算各段管路压力损失：式中，di：该管段的标准直径； Li：考虑局部损失在内的该管段折算长度，Li；L：该管段实际长度；Qi：通过该管段的空气流量；计算结果详见表6-4-2。（3）结论天然焦一采区最远供风距离管路压力总损失0.1655MPa，最远用风点的风压为0.6345MPa，比风动设备工作压力大0.1345 199、MPa，满足供风要求。表6-4-2 天然焦一采区压风管路压力损失表管 路 位 置压风管路规格风 量(m3/min)长 度(m)压力变化（MPa）起点压力压降终点压力地面空气压缩站至副井井底D3251010000.0052 0.7948 副井井底至井下南部辅运输大巷与天然焦一采区轨道下山交叉处D325818000.7948 0.0083 0.7865 天然焦一采区轨道上(下)山D15966820000.7865 0.0823 0.7042 采区最远工作面顺槽D108514000.7042 0.0697 0.6345 第五节 采区供水系统一、概述天然焦一采区设计生产能力为t/a，采区消防洒水设计按200、1个综采工作面、2个综掘工作面和1个普掘工作面同时作业考虑。目前，矿井井下用水主要来自工业场地内的地面生产蓄水池（2300m3），主供水管路沿副井敷设而下，管径为D219mm，来水经副井减压装置减压后沿南部辅助运输大巷、南部2#辅助运输大巷、南部胶带运输大巷、南部回风巷输送至各用水点。现南部辅助运输大巷供水管管路管径为D219mm，南部2#辅助运输大巷供水管路管径为D159mm，南部胶带运输大巷、南部回风大巷供水管路管径均为D108mm。二、采区消防洒水用水量计算1.单个综采工作面防尘用水量综采工作面防尘用水量包括采煤机内外喷雾、工作面顺槽输送机转载点喷雾、回风顺槽净化水幕、架间喷雾、矸石放料201、口喷雾、冲洗煤壁、冲洗顺槽沉积煤层等用水量。综采工作面的防尘用水量为：Qzc=Qc1 +Qc2 +Qc3 +Qc4 +Qc5+Qc6式中：Qc13/h式中，Qc1：采煤机内外喷雾用水量；根据煤矿井下消防洒水设计规范（GB50383-2006）规定，采煤机功率为940kW，耗水量取235L/min（14.1 m3/h）。Qc2=nc2 T转 P转=260.18=2.16 m3/h式中，Qc2：运输顺槽转载点喷雾用水量；nc2 ：转载点个数；T转：转载点尘源覆盖面积，设计中取6m2 ；P转：喷雾强度，可取3L/minm2 。Qc3=N nc3 Qcm=280.18=2.88 m3/h式中，Qc3：202、顺槽风流净化水幕用水量；N ：水幕个数；nc3 ：1处水幕喷嘴个数；Qcm：1个喷嘴的喷雾流量，设计中可取0.18 m3/h。Qc4=2.0 m3/h式中，Qc4：回风与进风顺槽冲洗沉积煤尘用水量。Qc5=T支 P支=150.18=2.7 m3/h式中，Qc5：支架喷雾用水量；T支：尘源覆盖面积，设计中取15m2 ；P支：喷雾强度，可取3L/minm2 。Qc6=T矸石 P矸石=80.18=1.44 m3/h式中，Qc6：矸石放料口喷雾用水量；T矸石：尘源覆盖面积，设计中取8m2；P矸石：喷雾强度，可取3L/minm2 。综采工作面内各种用水设备的工作时间：采煤机喷雾用水时间按12h计，转载点203、喷雾用水时间按16h计，风流净化水幕用水时间按16h计，冲洗巷道用水时间按3h计，支架喷雾用水时间为10h，矸石放料口喷雾用水时间为8h。故：Qzc=1214.1+162.16+162.88+32.0+102.7+81.44=294.36 m3/d2.单个综掘工作面防尘用水量综掘工作面防尘用水量主要包括掘进机喷雾及冷却用水量、湿式除尘器喷雾、转载点喷雾、风流净化水幕等用水量。Qzj=Qj1 +Qj2 +Qj3 +Qj4 式中：Qj1=4.8 m3/h 式中，Qj1：掘进机喷雾用水量；根据煤矿井下消防洒水设计规范（GB50383-2006）规定，在缺乏资料时取80L/min（4.8 m3/h）。204、Qj2=1.8 m3/h式中，Qj2：湿式除尘器喷雾用水量；Qj3= n T转 Pcz=180.18=1.44 m3/hQj3：转载点喷雾用水量；n ：转载点个数；T转：转载点尘源覆盖面积，设计中取8m2 ；Pcz：喷雾强度，可取3L/minm2。Qj4=N nj4 Qjm=180.18=1.44 m3/h 式中，Qj4：风流净化水幕用水量；N ：水幕个数；nj4：1处水幕喷嘴个数；Qjm：1个喷嘴的喷雾流量，设计中可取0.18 m3/h。综掘工作面内各种用水设备的工作时间：掘进机喷雾及冷却用水时间按10h计，湿式除尘器喷雾用水时间按10h计，转载点喷雾用水时间按16h计，风流净化水幕用水时间205、按16h计。故：Qzj=104.8+101.8+161.44+163/d3.单个普掘工作面防尘用水量普掘工作面防尘用水量主要包括爆破落岩风水喷雾、湿式凿岩机、装岩机除尘、混凝土喷头用水、风流净化水幕等用水量。Qpj=Qj5 +Qj6 +Qj7 +Qj8 +Qj9 式中：Qj5=1.5 m3/h 式中，Qj5：爆破落岩风水喷雾用水量。Qj6=Nq6=30.3=0.9 m3/h式中，Qj6：凿岩机用水量；N：凿岩机台数，取3台。q6 ：每台凿岩机用水量，可取5L/min。Qj7=0.86 m3/h式中，Qj7：装岩机除尘用水量（其中装岩洒水用水量0.36 m3/h，装岩喷雾用水量0.5 m3/h）206、。Qj8=1.5 m3/h式中，Qj8：混凝土喷头用水量，取1.5 m3/h；根据煤矿井下消防洒水设计规范（GB50383-2006）规定，每台喷浆机用水量可取25L/min（1.5 m3/h）。Qj9=N nj8 Qjm=180.18=1.44 m3/h式中，Qj9：风流净化水幕用水量。普掘工作面内各种用水设备的工作时间：爆破落岩风水喷雾用水时间按2h计，凿岩机用水时间按8h计，装岩机装岩喷雾用水时间按10h计，混凝土喷头用水时间按10h计，风流净化水幕用水时间按16h计。故：Qpj=21.5+80.9+100.86+101.5+163/d4.主要运输巷运输及转载系统防尘用水量主要运输巷运输207、及转载系统防尘用水量包括胶带输送机及转载点喷雾用水量、风流净化水幕用水量和冲洗巷道用水量。Qy=Q转+Qf +Q冲 Q转= n T转 P转=560.18=5.4 m3/h式中，Q转：胶带输送机及转载点喷雾用水量；n：转载点个数，取5；T转：转载点尘源覆盖面积，取6m2 ；P转：喷雾强度，取3L/minm2 。 Qf=N nyf Qym=780.18=10.08 m3/h式中，Qf：风流净化水幕用水量；N：水幕个数；nyf：1处水幕喷嘴个数；Qym：1个喷嘴的喷雾流量，取0.18 m3/h。Q冲=n qc=63/h冲洗巷道用水量按同一时间使用的给水栓数量计算。根据煤矿井下消防洒水设计规范（GB5208、0383-2006）规定，天然焦一采区共有6个洒水栓同时使用。主要运输巷各用水点工作时间：转载点喷雾用水时间按18h计，风流净化水幕用水时间按24h，冲洗巷道用水时间按3h计。故：Qy=185.4+2410.08 +37.2=360.72 m3/d因此，天然焦一采区防尘洒水用水总量为：Q=Kb（Qzc+2Qzj +Qpj +Qy）（1294.36+2112.08+56.84+360.72）3/d故天然焦一采区防尘平均小时用水量为：73.13 m3/h（工作时间按16h计）。三、采区各巷道中洒水管道配置1.根据矿井的供水现状，天然焦一采区供水路线为：2.综采工作面管路配置3/h。结合赵楼煤矿现有209、的生产工艺，综采工作面皮带顺槽内的消防洒水管路负担着工作面洒水、巷道洒水、皮带顺槽消防、皮带顺槽净化水幕及各转载点喷雾用水；轨道顺槽内的消防洒水管路负担着采煤机冷却及内外喷雾用水、轨道顺槽净化水幕和泵站用水。故在适当考虑消防流量后，综采工作面皮带顺槽、轨道顺槽内的消防洒水管路选用DN80的输水管道。采煤工作面皮带顺槽和轨道顺槽的消防洒水管路接自天然焦一采区一级轨道下山（二级轨道下山）的输水管路。3.综掘工作面管路配置经计算，单个综掘工作面最大小时用水量约为3/h。考虑到掘进完成后，转入正常生产时需水量将增大，设计采区综掘巷道内的消防洒水管路选用DN80的输水管，管路接自天然焦一采区一级轨道下山210、（二级轨道下山）的输水管路。4.普掘工作面管路配置经计算，单个普掘工作面的最大小时用水量约为3/h。考虑到掘进完成后，转入正常生产时需水量将增大，设计采区普掘巷道内的消防洒水管路选用DN100的输水管，管路接自天然焦一采区一级轨道下山（二级轨道下山）的输水管路。5.采区一级轨道下山（二级轨道下山）管路配置采区一级轨道下山（二级轨道下山）管路担负1个综采工作面、2个综掘工作面和1个普掘工作面的供水任务，故其计算最大小时用水量为：Qgd=23.28+233/s。取经济流速V=1.5m/s，经计算管路的内径应为：De2=4Qgd /V= 4De=103mm因此，采区一级轨道下山（二级轨道下山）选用D211、N100的输水管路，该管路接自南部2#辅助运输大巷供水管路。6.采区皮带下山管路配置采区皮带下山管路主要担负巷道内运输及转载系统防尘供水任务。经计算其最大小时用水量约为Qpd=9.72 m33/s。，经计算管路的内径应为：De2=4Qpd /V= 4/设计考虑到该洒水管路还需满足消防流量要求，故皮带下山输水管路采用消防流量（/s）进行校核。De2=4Q消 /V= 4/因此，采区皮带下山管路选用DN80的输水管路，该管路接自南部2#辅助运输大巷供水管路。7.采区回风下山管路配置采区回风下山管路主要担负巷道内矸石运输及转载系统防尘供水任务。经计算其最大小时用水量约为Qpd=6.48 m33/s。，212、经计算管道的内径应为：De2=4Qpd /V= 4/考虑到该管路还需满足消防流量要求，故回风下山输水管路同样采用消防流量（/s）进行校核。De2=4Q消 /V= 4/因此，采区回风下山管路选用DN80的输水管道，该管路接自南部回风大巷供水管路。另外，根据煤矿井下消防洒水设计规范（GB50383-2006）的有关规定，在采区各上下山口、变电所等机电硐室入口、掘进巷道入口、胶带输送机机头等处设置消火栓。另外，在胶带输送机大巷每隔50m设消火栓1个，在其它巷道内上每隔100m设消火栓1个。三、输水管材选用及安装天然焦一采区各巷道内的消防洒水管道设计选用煤矿井下用聚乙烯涂层复合钢管。该种管材是一种新型213、的钢塑复合管，它是通过特殊设备将高分子塑料材料均匀地涂敷于金属管材表面，从而形成一层均匀、致密、光滑的塑料涂层。因此，该种管材既具有钢管优越的机械性能又具有塑料管材良好的耐腐蚀性能，是井下消防洒水系统理想的管材。矿井主供水管路沿副井敷设而下，来水经副井减压装置减压后输送至各用水点，根据煤矿井下消防洒水设计规范（GB50383-2006）规定，井下消防、洒水管路选择管路壁厚。1.管径为DN100的井用涂层复合钢管壁厚j=PDe/（2）100/（21131.0）1.77 mm故DN100的井用涂层复合钢管的壁厚应为j，设计选择规格为D1085mm。2.管径为DN80的井用涂层复合钢管壁厚 j = 214、PDe/（2）80（21131.0）1.42 mm故DN80的井用涂层复合钢管的壁厚应为j，设计选择规格为D894mm。巷道内的消防洒水管路敷设在人行侧，高度以不妨碍人行及车辆运输为宜。工作面顺槽内管道采用快速接头连接，其它处采用法兰连接。第六节 采区供电系统一、矿井供电现状目前赵楼煤矿两回35kV电源线路引自三里庙220kV变电站35kV不同母线段，线路长度均为8.96km，线路导线选用LGJ-240钢芯铝绞线。线路采用分列运行方式，当其中一回线路故障时，另一回可承担矿井全部负荷。矿井工业场地建有1座35/10kV变电所，主接线采用全桥接线方式，安装有3台主变压器，其中2台为SFZ10-20215、000/35型，编号分别为1#、2#；另一台为SFZ10-16000/35型，编号为0#。1#和0#主变压器分列运行，另一台备用。矿井共150mm2；185mm2，长度2km。二、采区负荷统计设备总台数：84台；设备工作台数：73台；。考虑0.85的同时系数后：；。天然焦一采区负荷统计详见表6-6-16。三、采区供电方案根据采区设备负荷分布情况，为满足采区供电需要，设计采区设置2个变电所，即采区1#变电所和采区2#变电所。采区1#变电所布置于天然焦翻车机硐室联络巷与天然焦一采区皮带下山之间，其服务范围为采区下山上部区域皮带下山胶带输送机、回风下山胶带输送机、一级轨道下山绞车、架空乘人装置等用电216、负荷。采区2#变电所与采区水泵房联合布置，其服务范围为1个采煤工作面、2个综掘工作面、1个普掘工作面、排水泵、二级轨道下山绞车等用电负荷。根据相关规程规范要求，采区1#变电所及采区2#变电所均采用双回路供电。采区1#变电所两回10kV电源引自矿井南部中央变电所不同母线段，采区2#变电所两回10kV电源引自采区1#变电所不同母线段。四、矿井主变压器及下井电缆校核目前矿井用电设备总装机容量为40000kW，矿井运行设备总容量为32000kW，井下中央变电所用电负荷为14000kW，南部中央变电所用电负荷为15000kW。天然焦一采区用电负荷按新增负荷考虑，视在功率为4709.8kVA。1.主变压器217、校核式中，：矿井计算视在功率，kVA；：同时系数，取0.8；P：矿井目前运行设备总容量，32000kW；：无功补偿后矿井变压器低压侧功率因数，取0.95；：天然焦一采区视在功率，。目前矿井主变压器运行方式为1台SFZ10-20000/35型变压器和1台SFZ10-16000/35型变压器同时运行，故可以满足天然焦一采区生产时矿井的供电需求。2.下井电缆校核设计采区1#变电所两回10kV电源引自矿井南部中央变电所不同母线段，采区2#变电所两回10kV电源引自采区1#变电所不同母线段，故只需校核南部中央变电所下井电缆。（1）安全载流量校核式中，：南部中央变电所计算电流，A；：同时系数，取0.8；：218、南部中央变电所目前用电负荷，15000kW；：无功补偿后功率因数，取0.95；：变电所进线电缆电压等级，10kV；：天然焦一采区视在功率，4709.8kVA。南部中央变电所进线电缆为3回MYJV42185mm2型号电缆，环境温度为35时额定载流量为1332A，故可以满足天然焦一采区生产时的供电需求。（2）压降校核，满足要求。根据上述计算，矿井主变压器和南部中央变电所下井电缆均能满足天然焦一采区生产时的供电需求。五、采区1#变电所设计采区设置2个变电所，采区1#变电所两回10kV电源引自矿井南部中央变电所不同母线段，采区2#变电所两回10kV电源引自采区1#变电所不同母线段，故采区1#变电所负荷219、容量应满足天然焦一采区所有负荷供电需求。设备总台数：84台；设备工作台数：73台；设备总容量：6686.8kW；设备工作容量：6178.3kW。考虑0.85的同时系数后：有功功率：3308.5kW；无功功率：3337.8kvar；视在功率：4709.8kVA。采区1#变电所负荷统计详见表6-6-2。2.电源电缆选型计算（1）按允许载流量选择电缆截面式中，：采区1#变电所计算电流，A；：变电所进线电缆电压等级，10kV；：天然焦一采区视在功率，4709.8kVA。根据计算电流，试选用MYJV22120mm2电力电缆两回，分列运行。（2）按经济电流密度校验，满足要求。式中，A：电缆截面，mm2；：220、最大负荷电流，272A；n：不考虑发生故障，同时工作电缆根数，取2；J：经济电流密度，取/mm2。（3）按电压损失校验，满足要求。根据上述计算，电源电缆选用MYJV22120mm2型，采用两回电源电缆分列运行，当一回路故障时，另一回路能保证采区所有负荷安全供电。根据用电负荷及馈出线情况，采区1#变电所内设BGP9L-10型高压隔爆真空配电装置14台；KBSG-500/10 10/0.69kV 500kVA型矿用隔爆型干式变压器2台，主要向变电所附近660V低压设备供电。六、采区2#变电所设备总台数：69台；设备工作台数：58台；设备总容量：5106.8kW；设备工作容量：4598.3kW。考虑221、0.85的同时系数后：有功功率：2476.7kW；无功功率：2534.4kvar；视在功率：3551.3kVA。采区2#变电所负荷统计详见表6-6-3。2.电源电缆选型计算（1）按允许载流量选择电缆截面式中，：采区2#变电所计算电流，A；：变电所进线电缆电压等级，10kV；：采区2#变电所视在功率，kVA。根据计算电流，试选用MYJV2295mm2电力电缆两回，分列运行。（2）按经济电流密度校验，满足要求。式中，A：电缆截面，mm2；：最大负荷电流，205.4A；n：不考虑发生故障，同时工作电缆根数，取2；J：经济电流密度，取/mm2。（3）按电压损失校验，满足要求。根据上述计算，电源电缆选用222、MYJV2295mm2型，采用两回电源电缆分列运行，当一回路故障时，另一回路能保证采区2#变电所服务范围内所有负荷安全供电。根据用电负荷及馈出线情况，采区2#变电所内设BGP9L-10型高压隔爆真空配电装置18台；KBSG-500/10 10/0.69kV 500kVA型矿用隔爆型干式变压器2台，主要向泵房内真空泵、变电所附近以及掘进工作面660V设备供电；KBSG-200/10 10/0.69kV 200kVA矿用隔爆型干式变压器1台，作为掘进工作面局部通风机的专用变压器。七、综采工作面综采工作面采煤机采用3300V电压供电，前部刮板输送机、后部刮板输送机、破碎机、转载机、矸石转载机、乳化液223、泵、喷雾泵、轨道顺槽可伸缩带式输送机和皮带顺槽可伸缩带式输送机等设备采用1140V电压供电，其他设备采用660V电压供电。采煤工作面设备采用移动变电站供电，移动变电站安装于设备列车上。无极绳绞车、制冷风机、拉动设备列车的回柱绞车由采区2#变电所直接供电。采煤机采用1组组合开关接3300V供电设备，开关型号为CHP-33。1140V用电设备采用5组组合开关接1140V供电设备，开关型号为KJZ-400/1140。其中喷雾泵和乳化液泵采用KJZ-400/1140-6型组合开关，本开关6回馈出，2回带喷雾泵2台电机，2回带乳化液泵2台电机，2回备用；破碎机、转载机和矸石转载机采用KJZ-400/11224、40-4型组合开关，本开关4回馈出，1回带破碎机，1回带转载机，1回带矸石转载机，1回备用；前部刮板输送机和后部刮板输送机采用KJZ-400/1140-4型组合开关，本开关4回馈出，1回带前部刮板输送机，1回带后部刮板输送机，2回备用；轨道顺槽可伸缩带式输送机和皮带顺槽可伸缩带式输送机分别采用KJZ-400/1140-4型组合开关，本开关4回馈出，1回带输送机电机，1回带输送机液压张紧装置，一回带输送机收带装置，1回备用。660V用电设备采用矿用隔爆型真空馈电开关和矿用隔爆兼本质安全型真空电磁起动器接660V供电设备。矿用隔爆型真空馈电开关型号为KBZ-200/660，数量为5台；矿用隔爆兼本225、质安全型真空电磁起动器型号为QJZ-200/660和QJZ-80/660，其中QJZ-200/660型6台，QJZ-80/660型16台。八、掘进工作面普掘工作面设1台移动变电站、1台矿用隔爆型真空馈电开关和10台矿用隔爆兼本质安全型真空电磁起动器。移动变电站型号为KBSGZY-200/10 10/0.69kV 200kVA；矿用隔爆型真空馈电开关型号为KBZ-400/660；矿用隔爆兼本质安全型真空电磁起动器型号为QJZ-80/660。矿用隔爆兼本质安全型真空电磁起动器主要用来接带污水泵、耙斗式装岩机、探水钻机和调度绞车等低压设备。综掘工作面设2台移动变电站、3台矿用隔爆型真空馈电开关和7台226、矿用隔爆兼本质安全型真空电磁起动器。移动变电站1台型号为KBSGZY-630/10 10/1.2kV 630kVA型，1台型号为KBSGZY-200/10 10/0.69kV 200kVA型；矿用隔爆型真空馈电开关2台型号为KBZ-400/1140型，1台型号为KBZ-200/660；矿用隔爆兼本质安全型真空电磁起动器型号为QJZ-80/660。矿用隔爆兼本质安全型真空电磁起动器主要用来接带污水泵、除尘风机、探水钻机等低压设备。每个掘进工作面设2台局部通风机，其中1台使用，1台热备用。1回电源引自局部通风机专用变压器，1回电源引自采区2#变电所660V供电系统，采用QBZ-2120SF型矿用隔227、爆型对旋式风机真空电磁起动器，实现“双风机”“双电源”的自动切换。九、设备保护井下高压电动机、移动变电站、动力变压器的高压侧设有短路、过负荷和欠压释放保护装置。井下由采区变电所、移动变电站或配电点引出的馈线上，设有短路、过负荷和漏电保护装置。低压电动机设有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护装置及远程控制装置。采区变电所的高压馈电线上，必须装设选择性的单相接地保护装置；供移动变电站的高压馈电线上，必须装设选择性的动作于跳闸的单相接地保护装置。井下低压馈电线上，必须装设检漏保护装置或有选择性的漏电保护装置，保证自动切断漏电的馈电线路。十、保护接地井下供电系统为中性点不接地系统，故采用保护接地，并228、应符合煤矿安全规程规定。井下变压器为中性点绝缘系统，所有电气设备非带电的金属外壳采用保护接地。在水泵房水仓内设主接地极，并与原矿井主接地网连接；各变电所、配电点设局部接地极。主接地极与局部接地极、铠装电缆金属护套、聚氯乙烯绝缘电缆及护套电缆的接地芯线相连接组成完整的接地网。接地网上任一保护接地点测得的接地电阻值不得超过2。表6-6-1 采区负荷统计表序号负荷名称电压(V)电动机容量(kW)需用系数costg计算负荷型号容量(kW)总台数工作台数总容量工作容量有功(kW)无功(kVar)视在(kVA)1综采工作面（1个）31271737.3 1772.0 2481.9 2综掘工作面（2个）201229、61045944660.8 773.1 1016.6 3普掘工作面（1个）11962.9 83.7 104.9 4调度绞车660255512512581.3 82.9 116.1 5一采区皮带下山胶带输送机1140216011320320208.0 212.2 297.1 6一采区回风下山胶带输送机6609011909058.5 59.7 83.6 71#、2#煤仓上口配煤胶带输送机6603011303019.5 19.9 27.9 82#煤仓下口运煤胶带输送机6609011909058.5 59.7 83.6 9绞车660552211011071.5 72.9 102.1 10排水泵1000230、025032750500400.0 300.0 500.0 11架空乘人装置6605511555527.5 28.1 39.3 122#煤仓上口破碎机1140220011400400240.0 244.8 342.9 13矸石仓下口给料筛660211373722.2 22.6 31.7 14矸石仓下口破碎机1140216011320320192.0 144.0 240.0 15给煤机6603722747444.4 45.3 63.4 16照明1274228818.0 6.0 10.0 合计84733892.4 3926.9 5541.0 3308.5 3337.8 4709.8 表6-6-2 231、采区1#变电所负荷统计表序号负荷名称电压(V)电动机容量(kW)需用系数costg计算负荷型号容量(kW)总台数工作台数总容量工作容量有功(kW)无功(kVar)视在(kVA)1采区2#变电所69582913.8 2981.6 4178.0 2调度绞车6602522505032.5 33.2 46.4 3一采区皮带下山胶带输送机1140216011320320208.0 212.2 297.1 4一采区回风下山胶带输送机6609011909058.5 59.7 83.6 51#、2#煤仓上口配煤胶带输送机6603011303019.5 19.9 27.9 62#煤仓下口运煤胶带输送机66090232、11909058.5 59.7 83.6 7绞车660552211011071.5 72.9 102.1 8架空乘人装置6605511555527.5 28.1 39.3 92#煤仓上口破碎机1140220011400400240.0 244.8 342.9 10矸石仓下口给料筛660211373722.2 22.6 31.7 11矸石仓下口破碎机1140216011320320192.0 144.0 240.0 12给煤机6603722747444.4 45.3 63.4 13照明1274114414.0 3.0 5.0 合计84733892.4 3926.9 5541.0 3308.5 3233、337.8 4709.8 表6-6-3 采区2#变电所负荷统计表序号负荷名称电压(V)电动机容量(kW)需用系数costg计算负荷型号容量(kW)总台数工作台数总容量工作容量有功(kW)无功(kVar)视在(kVA)1综采工作面（1个）31271737.3 1772.0 2481.9 2综掘工作面（2个）20161045944660.8 773.1 1016.6 3普掘工作面（1个）11962.9 83.7 104.9 4调度绞车6602533757548.8 49.7 69.6 5排水泵1000025032750500400.0 300.0 500.0 6照明1274114414.0 3.0234、 5.0 合计69582913.8 2981.6 4178.0 2476.7 2534.4 3551.3 表6-6-4 综采工作面负荷统计表序号负荷名称电压(V)电动机容量(kW)需要系数costg计算负荷型号容量(kW)总台数工作台数总容量工作容量有功(kW)无功(kVar)视在(kVA)1采煤机3300940119409402前部刮板输送机1140200112002003后部刮板输送机1140200112002004破碎机1140551155555转载机1140132111321326矸石转载机1140151115157轨道顺槽输送机1140901190908皮带顺槽输送机11409011235、90909乳化液泵11402002240040010喷雾泵11401602232032011污水泵66022531106612回柱绞车6601753855113给煤机6601114无极绳绞车6607511757515制冷风机6602224417617616制冷风机660222747417照明12741144合计31272895.5 1737.3 1772.0 2481.9 表6-6-5 综掘工作面负荷统计表序号负荷名称电压(V)电动机容量(kW)需要系数costg计算负荷型号容量(kW)总台数工作台数总容量工作容量有功(kW)无功(kVar)视在(kVA)1综掘机114023611236236236、2综掘带式输送机1140275111501503污水泵66032114探水钻机660115局部通风机660452190456除尘风机660117照明12741144小计108472330.4 386.6 508.3 2个综掘工作面合计20161045944660.8 773.1 1016.6 表6-6-6 普掘工作面负荷统计表序号负荷名称电压(V)电动机容量(kW)需要系数costg计算负荷型号容量(kW)总台数工作台数总容量工作容量有功(kW)无功(kVar)视在(kVA)1探水钻机660112污水泵66032113耙斗装岩机660551155554局部通风机66023721148745砼喷237、射机660116调度绞车660227照明12741144小计11962.9 83.7 104.9 第七节 采区监测监控、照明及通信一、矿井监测监控系统矿井现有的KJ95N型安全监测监控系统目前使用情况良好，通过对现有系统进行合理的扩展，即可满足天然焦一采区开采时的监测监控要求。该系统主要监控井上下各类安全、生产参数及电力参数，汇接管理多个安全与生产环节子系统，实现了信息共享和局部环节的自动化控制。该系统具有以下功能：采煤工作面回风流中瓦斯监测报警断电和异常断电；采煤工作面CO、风速、温度、瓦斯连续安全监测；煤巷、半煤岩巷瓦斯监测报警断电；对串联风地点瓦斯监测断电；对重点隐患地点风流中CO实现连238、续安全监测；对风门开关、风机开停状态实现连续安全监测等。KJ95N型安全监测监控系统通过KJF16B型监控分站接收、处理监控主机发出的命令，返回相应信息。分站安装在煤矿井下，实时采集矿井环境参数和生产运行参数，控制用电设备的接通、断开，具有甲烷超限及断线报警功能，断电、复电功能及甲烷风电闭锁功能。当通讯中断时，分站可以独立工作；当交流电断电时，分站可以持续工作2h，并且保存相应数据。分站可以配接模拟量（电流型、频率型）、开关量（两态及三态）等符合煤矿行业标准规定的各种传感器，灵活方便，还可配接声光报警器、断电器。天然焦一采区开采时，设计在采区1#变电所、采区2#变电所、采煤工作面、掘进工作面及239、永久避难硐室共设置5个监测分站，附近传感器采用串行扩展器与就近分站相连，各监测点设相应传感器对有关安全生产参数进行监测，将监测数据传输至分站并通过光缆最终传输至调度站，从而实现对采区的安全监测。（详见附图：采区安全监测系统图（YF1056(TR)-273-1）。二、人员定位系统矿井现有的KJ208型人员定位系统目前使用情况良好，通过对现有系统进行合理的扩展，即可满足天然焦一采区开采时的人员定位要求。该系统是集井下人员考勤、跟踪定位、井下信息发布、人员活动轨迹回放、灾后急救、日常管理等一体化的综合性运用系统，集合了识别、传输、软件等技术，是目前技术先进、运行稳定、设计专业化的井下人员定位系统。它240、以井下人员或设备为监测对象，能实时了解当前井下人员的数量及分布情况，可以查询任一指定下井人员当前或指定时间所处的区域，查询任一指定人员当日或指定日期的活动踪迹；当井下发生意外事故时，携卡人员可以通过标识卡向上传输紧急呼救信号，井上相关报警器将会在第一时间发出报警提示，从而为采取相应的救援措施赢得时间，最大限度减少人员伤亡和财产损失。该系统也可作为下井考勤的参考依据，对任一指定月份、或任一指定日期段，对下井人员进行下井次数、下井时间等进行分类统计，便于考核，打印相关报表。天然焦一采区开采时，设计在井下采煤工作面、掘进工作面、主要机电设备硐室、避难硐室等地点共设置5台人员定位系统分站。三、工业电视241、系统工业电视系统分别在井下采煤工作面、掘进工作面、主要运输胶带输送机等场所设置本安型工业电视装置，对上述各地点的情况进行适时观察，确保矿井及时调度及安全生产。四、照明天然焦一采区采煤工作面、掘进工作面、采区变电所、采区水泵房、运输巷道等均设固定照明，照明电源电压为127V，照明灯具选用KBKY-13E隔爆节能荧光灯。六、通信矿井现有1套ZXD1000型行政、调度合一的数字程控调度交换机，可兼容调度电话、行政电话的所有功能和接口，总装机容量为616门。行政调度交换一体机通过E1中继线与兖矿集团本部电话网、XX地方电信电话网、IP电话系统连接，井下生产电话则经过安全栅后布放。生产调度总机具备录扩放242、功能。井下生产调度电话机主要安装地点包括主井提升机房、副井提升机房、中央水泵房、变电所、主要车场、采掘工作面、运输巷皮带机头机尾、炸药库、轨道上（下）山绞车房、避难硐室、运搬调度室等。设计从矿井原有生产调度通信系统引入通信电缆，在天然焦一采区采煤工作面、掘进工作面、机电设备硐室、轨道运输巷及胶带运输巷等地点安装生产调度电话分机，实现采区各分机与调度室、分机与分机之间的调度通信。矿井还设有1套KTW113-F型无线通信系统，该系统采用井上下一体的基于H3C公司瘦AP-WiFi无线通信技术，采用WIFI与IP技术相结合，配有KT135-S型无线通讯小灵通。无线通信系统信号覆盖范围包括：地面办公楼等243、主要办公区域及工业场地、井下等候区、南部辅助运输大巷、采区轨道巷。为实现井下移动人员的相互联络及与地面生产调度人员的联络，设计在矿井原有井下移动通信系统的基础上，增加相应型号的基地站及其附属设备，以满足采区无线通信的需要。第七章 灾害预防第一节 瓦斯灾害防治赵楼煤矿为瓦斯矿井，本采区各煤层瓦斯含量较低，但在生产过程中仍应加强瓦斯管理，防止瓦斯事故的发生。1.加强通风系统管理，合理配风，维护好通风设施，确保采区通风系统稳定，防止瓦斯积聚和超限。2.严格执行瓦斯检查制度，杜绝空班漏检现象。采区配备足够的瓦斯检测仪器，加强临时检测。3.利用矿井安全生产监测、监控及管理系统，对采区生产环境参数进行检测244、。同时配备瓦斯电闭锁和风电闭锁装置，当工作地点瓦斯浓度超限时能自动切断电源，预防和控制瓦斯事故发生。4.对位于低风压区的工作面、初次揭露地质构造复杂区域巷道等采掘工作面，实行重点瓦斯管理制度。5.加强管理，禁止在井下使用明火，禁止在井下拆卸矿灯，在井下进行焊接工作必须严格执行有关规定，工人不得穿化纤服装下井。6.必须使用安全炸药，采用水炮泥，在放炮过程中实行“一炮三检”措施。7.采区使用防爆机电设备，加强机电设备的检查和维修，严防电器失爆，所有安装电机及开关地点附近20m巷道内，必须经过瓦斯检查确认无危险后，才能允许启动设备。8.井下各通风构筑物均按反风要求设置，满足井下灾害发生时全矿井及局部245、反风需要，减少灾害损失。9.加强职工安全教育，下井人员必须配备自救器，熟悉避灾路线。第二节 火灾防治矿井火灾按引火源的不同分为内因火灾和外因火灾。内因火灾又称自然发火，指煤炭等可燃物接触空气后，发生物理和化学变化产生热量而着火引发的火灾。外因火灾是由于外部热源如明火、放炮、瓦斯与煤尘爆炸、机械冲击与摩擦、电流短路、静电等引燃可燃物造成的火灾。本采区天然焦属不易自燃煤层，3煤层属不易自燃自燃煤层。为确保安全生产，开采过程中应采取防火措施。1.本采区天然焦属不易自燃煤层，3煤层属不易自燃自燃煤层。生产期间应加强监测，采取采后及时密闭、减少漏风、均压等防止自然发火措施。2.对工作面顺槽及煤巷高冒区、246、工作面等有发火倾向的地点应及时用喷射混凝土或喷涂聚氨脂封堵严密。3.采区应按规定设置消防洒水管路系统。4.采区内机电硐室及主要巷道的皮带机头和机尾都必须采用不燃性材料支护。5.采区内机电设备硐室、检修硐室、使用带式输送机或液力偶合器的巷道以及采掘工作面附近的巷道中，应备有灭火器材。6.井下工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。7.井下电缆、输送机胶带、风筒等均选用不延燃、阻燃材料。8.井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。9.加强电气设备管理，防止电气事故引发火灾。10.在井下易产生高温、明火的地点设置温度、烟雾传感器。第三节 粉尘防治本采区天然焦无爆炸危险性；247、3煤层有爆炸危险性，煤尘爆炸指数变化在4446%之间，在生产中应当引起高度重视，必须采取有效措施预防煤尘爆炸。1.采区建立完善的消防、洒水管路系统。2.采煤工作面采取采煤机内外喷雾、架间喷雾、矸石充填卸料口喷雾、洒水防尘等措施。3.掘进工作面都必须采用湿式钻眼、冲刷巷帮、水炮泥、放炮喷雾、洒水、净化水幕等综合防尘措施，掘进机配备内外喷雾降尘装置。4.各转载点均应设置洒水喷雾装置。5.对易积存煤尘地方，应定期进行清扫和冲洗。6.加强通风管理，严格控制风速，防止煤尘飞扬。7.按相关规程、规定要求设置隔爆水棚。8.建立健全粉尘防治机构，建立防尘专业队伍，配备相应的仪器设备。9.加强个体防护，作业人员248、必须佩带个体防尘用具。10.对从事粉尘作业的人员定期健康查体，执行职业病报告制度。第四节 水害防治一、采区存在的主要水害1.开采3煤（焦）时，3煤（焦）顶底板砂岩是直接充水含水层，该含水层补给条件不好，整体富水性较弱，以静储量为主，但由于砂岩裂隙发育不均一，富水性差别比较大，断层附近或尖灭端富水性会较好，具有突发涌水的可能，其涌水的突发性对回采工作面的安全生产构成一定威胁。2.开采3煤（焦）时，三灰是间接充水含水层，该含水层以静储量为主，富水性不均一，对回采工作面的安全生产构成一定威胁。3.由于工作面在回采过程中有涌水现象，若工作面起伏较大，造成低洼处积水较多，采空区积水对邻近工作面巷道掘进和249、回采构成一定威胁。4.根据勘探钻孔13个揭露断点的统计，均未发现泥浆消耗量有明显增大和漏失现象，这从一个侧面反映了断层带不富水的特征。但是从基岩含水层漏水钻孔分布特征看，一般漏水点均位于含水层隐伏露头及断层附近，说明在大的断层附近，常伴生一些次级小断层，岩石较破碎，裂隙发育。因此，大断层两侧、端点及交汇部位常形成相对富水区。二、采区水害的主要防治措施1.建立井上、井下水文地质观测系统，进一步加强地下水动态观测工作，实现矿井涌水与地下水位动态变化同步观测。充分收集地质、水文地质资料，做好采区及采掘工作面水害分析预测预报。2.利用物探、钻探等手段，探明富水区范围，提前进行疏（探）放工作，对三灰可能250、与其它含水层沟通的导水裂隙、导水断层等采取留设断层防水煤柱、注浆堵水等防治水措施。“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的原则，对有疑问地段应做好探放水工作，如超前疏放采空区积水等。4.由于3煤顶板砂岩富水性不均匀，在褶曲的轴部、倾伏端等地层挠曲成度较大的地段以及断层或断层带附近裂隙发育，富水性可能较好，并可能与其它水源连通，给开拓开采构成一定的威胁，因此，应开展构造规律的研究，加强3煤顶板砂岩富水性探测，以便采取预先疏放等措施。5.对采区水文地质条件不清的地段，应加强水文地质边界条件及构造导水规律的研究，结合巷探并通过地震、电法勘探等手段，查清断层的位置、富水性及导水性，以便采取针对性措251、施，做好防治水工作。6.排查老钻孔的封闭情况、以及所处部位、揭露的层位等，防止钻孔突水。7.加强采煤冒落带和导水裂隙高度发育情况的观察研究，正确指导安全生产。8.按规定留设断层煤柱、边界煤柱。9.制定完善的防突水应急预案，按设计要求，建立、健全采区和工作面排水系统。第五节 顶板灾害防治一、煤层顶底板情况3煤（焦）顶板主要以粉细砂岩互层、细砂岩、中砂岩和岩浆岩为主，局部为泥岩，厚度0.1015.08m。抗压强度粉细砂岩互层为48.03118.62MPa；细、中砂岩砂岩为54.08110.77MPa。为较稳定顶板。底板以泥岩和粉细砂岩互层为主，局部为碳质泥岩，厚度0.5024.04m。抗压强度粉细252、砂岩互层为41.4449.60Mpa。为较稳定底板。二、顶板灾害防治措施1.加强矿压观测，了解工作面顶板运动规律及来压特征、支架对顶板的适应性及控制效果、支承压力超前影响范围与分布特点和工作面支护质量。部分矸石充填管理，选择液压支架支护阻力满足要求。3.采煤工作面顺槽超前支护距离不小于20m，压力显现明显时需在两帮挂防护带。4.加强来压期间的顶板管理，坚持支护质量监测和来压预测预报工作；视来压强度，适当加大工作面推进速度；顺槽超前支护的单体液压支柱必须达到初撑力，以减少顶板下沉量。、岩浆岩侵入等特殊地质构造时必须编制专门措施加强顶板管理。6.加强掘进工作面及硐室支护管理，巷道根据其所处围岩性质253、分别采用相应的支护形式。准备巷道岩巷及半煤岩巷宜采用锚网喷支护，煤巷采用锚网喷和锚索支护，遇破碎带时可采用架金属棚或混凝土砌碹支护。硐室根据其跨度和岩性的不同，可采用锚网喷、混凝土砌碹或钢筋混凝土砌碹支护。回采巷道采用矩形断面锚网梯、锚索支护。三、冲击地压防治措施本采区缺乏3煤（焦）及其顶、底板冲击倾向性测试资料，但3煤（焦）埋藏较深，达8751035m，设计参考邻近开采区域冲击地压防治经验，判断本采区有发生冲击地压的可能性，故应编制采区冲击地压防治专项设计，并在开采过程中做好冲击地压的预测和防治工作。第六节 热害治理一、地温概况采区内非煤系地层平均地温梯度/100m，煤系地层平均地温梯度/1254、00m；全区地温梯度2.72/100m，平均/100m，即地热增温率为1/m。根据补勘资料，本区3煤（焦）底板温度处于二级高温区。综采工作面、掘进工作面温度较高，特别是在夏季，热害更为严重，因此在天然焦一采区开采过程中，要采取一定的降温措施。二、热害治理措施（一）非机械降温措施1.加大通风量是矿井广泛采用的行之有效的降温方法。增加风量有两个优点:一是减少环境对单位风量的加热量，以降低风流的温度；二是提高风速，改善井下气候条件，增加矿工的舒适感。根据赵楼煤矿目前的通风能力，天然焦一采区采煤工作面设计风量为26m3/s，掘进工作面风量考虑到局部通风机的能力，综掘工作面为10m3/s，普掘工作面为8255、m3/s，对于距离长、温度高的掘进工作面可采用两台局部通风机供风。2.赵楼煤矿是现代化矿井，机械化程度高，目前综采工作面设备容量大，采区的变电所、水泵房及为采掘工作面服务的其它固定机电设备硐室设计尽可能实现独立通风，使机电设备散发的热量直接排入回风流，以减少机电设备散热造成矿井空气温升。3.合理集中生产，提高单产、单进，减头减面，实现高产高效，为采区增风降温提供一条有益的途径。4.初期开采的块段，尽量布置在地温相对较低的区域，这样可以根据井下热源和气温状况，有针对性地采取措施，由易到难，循序渐进。5.采区在安排掘进队伍时，尽量采用双巷或多巷同时掘进，避免长距离单巷掘进，减少长距离掘进通风，降低256、风量损失。6.在条件适宜的地方，采煤工作面采用下行通风，避免皮带顺槽中的机电设备散热进入进风流，以降低采煤工作面的风温；对掘进工作面可采取送入压缩空气的方式，由压缩空气膨胀吸收环境热能，降低掘进工作面的气温。7.通风系统可采用同流通风，这样运输巷道中的机械设备散热，采落煤在运输过程中的散热，均进入回风巷道，工作面受影响较小。8.尽量采用均压通风，根据国内外热害防治经验，均压通风可减少采空区热风进入回采工作面，对回采工作面能起到一定的降温作用。9.采区在施工和生产过程中，根据原岩温度情况，在巷道支护中可采取隔热材料，阻止原岩与井下空气的热交换。煤矿安全规程第102条规定：“生产矿井采掘工作面空气257、温度不得超过26，机电设备硐室的空气温度不得超过30；当空气温度超过时，必须缩短超温地点工作人员的工作时间，并给予高温保健待遇。采掘工作面的空气温度超过30、机电设备硐室的空气温度超过34时，必须停止作业”。 本区3煤（焦）底板温度处于二级高温区，原始岩温高于37，单纯采用非机械降温措施将达不到预期效果，必须采用机械制冷措施。(二)矿井空调降温措施赵楼煤矿现采用井下集中式机械制冷，在井下制冷硐室安装了一套集中制冷装置。制冷装置为2台KM3000型螺杆式冷水机组，并联运行，单台制冷功率为3.3MW，单台可向外提供190m3/h的3冷水。该制冷机组能够满足天然焦一采区开采降温需求。根据采区制冷要求258、，设计在天然焦一采区一级、二级轨道下山内敷设D2738mm的冷冻水供回水主管；在采煤工作面进风顺槽内敷设D1596mm的冷冻水供回水支管；在采煤工作面回风顺槽内敷设D1084mm的冷冻水供回水支管；在综掘工作面掘进巷道内敷设D1596mm的冷冻水供回水支管；在普掘工作面掘进巷道内敷设D1084mm的冷冻水供回水支管。3的冷冻水通过供水管送入采掘工作面内的空冷设备，15冷冻水回水再通过冷冻水回水管回送至井下制冷硐室的集中制冷设备。根据矿井井下制冷降温运行经验，设计在采煤工作面进风顺槽距顺槽联络巷口100m范围内和距工作面500m范围内各安设2套空冷降温设备，每套空冷降温设备包括1台风机（222k259、W）和1台RWK-450型空冷器；在采煤工作面回风顺槽距顺槽联络巷口100m范围内和距工作面500m范围内各安设1套空冷降温设备，每套空冷降温设备包括1台风机（2W）和1台RWK-450型空冷器；在综掘工作面安设1台RWK-450型空冷器，与局部通风机组成空冷降温设备；在普掘工作面安设1台RWK-350型空冷器，与局部通风机组成空冷降温设备。采取上述降温措施后，预计采区的高温热害将得到有效控制，采掘工作面空气温度将能达到国家有关规程规范的要求，能够改善矿井工人的作业环境，保证矿井安全生产和职工的身心健康。第七节 安全避险“六大系统”编制依据：1.国务院关于进一步加强企业安全生产工作的通知（国发260、201023号）；2.国家安全监管总局、国家煤矿安监局关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系统”的通知（安监总煤装2010146号）；3.煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定（安监总煤装201115号）；4.煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范（试行）（安监总煤装201133号）；5.国家安全监管总局、国家煤矿安监局关于煤矿井下紧急避险系统建设管理有关事项的通知（安监总煤装201215号）；6.国家安全监管总局、国家煤矿安监局关于加快推进煤矿井下紧急避险系统建设的通知（安监总煤装201310号）；设计煤矿井下安全避险“六大系统”如下：一、监测监控系统矿井现有的KJ95N型安全监测监控系统261、目前使用情况良好，通过对现有系统进行合理的扩展，即可满足天然焦一采区开采时的监测监控要求。该系统及配套设备符合煤矿安全规程、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范（AQ1029-2007）及煤矿安全监控系统通用技术要求（AQ6201-2006）的规定，所有设备均已取得矿用产品安全标志证书及防爆合格证。KJ95N型安全监测监控系统可实现对井下瓦斯、风速、温度、负压、一氧化碳、氧气、烟雾等环境参数，以及电流、电压、水仓水位、各机电设备开停、馈电状态、断电状态等生产运行参数进行连续监测。KJ95N型安全监测监控系统通过KJF16B型监控分站接收、处理监控主机发出的命令，返回相应信息。分站安装在煤矿井262、下，实时采集矿井环境参数和生产运行参数，控制用电设备的接通、断开，具有甲烷超限及断线报警功能，断电、复电功能及甲烷风电闭锁功能。当通讯中断时，分站可以独立工作；当交流电断电时，分站可以持续工作2h，并且保存相应数据。分站可以配接模拟量（电流型、频率型）、开关量（两态及三态）等符合煤矿行业标准规定的各种传感器，灵活方便，还可配接声光报警器、断电器。天然焦一采区开采时，设计在采区1#变电所、采区2#变电所、采煤工作面、掘进工作面及永久避难硐室共设置5个监测分站，附近传感器采用串行扩展器与就近分站相连，各监测点设相应传感器对有关安全生产参数进行监测，将监测数据传输至分站并通过光缆最终传输至调度站，从263、而实现对采区的安全监测。（详见附图：采区安全监测系统图（YF1056(TR)-273-1）。除了属于矿井正常安全生产监测监控系统的传感器外，永久避难硐室还配备独立的内外环境参数监测传感器，在突发紧急情况下人员避险时，能够对避难硐室过渡室内的氧气、一氧化碳，生存室内的氧气、甲烷、二氧化碳、一氧化碳、温度、湿度和避难硐室外的氧气、甲烷、二氧化碳、一氧化碳、温度等进行监测。二、人员定位系统矿井现有的KJ208型人员定位系统目前使用情况良好，通过对现有系统进行合理的扩展，即可满足天然焦一采区开采时的人员定位要求。该系统及配套设备符合煤矿安全规程、煤矿井下作业人员管理系统通用技术条件（AQ6210-20264、07）的规定，所有设备均已取得矿用产品安全标志证书及防爆合格证。KJ208型人员定位系统是集井下人员考勤、跟踪定位、井下信息发布、人员活动轨迹回放、灾后急救、日常管理等一体化的综合性运用系统，集合了识别、传输、软件等技术，是目前技术先进、运行稳定、设计专业化的井下人员定位系统。它以井下人员或设备为监测对象，能实时了解当前井下人员的数量及分布情况，可以查询任一指定下井人员当前或指定时间所处的区域，查询任一指定人员当日或指定日期的活动踪迹；当井下发生意外事故时，携卡人员可以通过标识卡向上传输紧急呼救信号，井上相关报警器将会在第一时间发出报警提示，从而为采取相应的救援措施赢得时间，最大限度减少人员伤265、亡和财产损失。该系统也可作为下井考勤的参考依据，对任一指定月份、或任一指定日期段，对下井人员进行下井次数、下井时间等进行分类统计，便于考核，打印相关报表。天然焦一采区开采时，设计在井下采煤工作面、掘进工作面、主要机电设备硐室、避难硐室等地点共设置5台人员定位系统分站。设计在永久避难硐室生存室内设置1台人员定位系统分站，在防护密闭门外及生存室内密闭门入口处各设置1台读卡器；在临时避难硐室内设置1台人员定位系统分站，在密闭门内、外各设置1台读卡器；以实现矿井人员定位系统对避险人员进出避难硐室情况进行实时监测。三、紧急避险系统根据煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定，所有井工煤矿应按照规定要求建设完善煤矿井下紧急避险系统，紧急避险系统建设的内容包括为入井人员提供自救器、建设井下紧急避险设施、合理设置避灾路线、科学制定应急预案等。（一）自救器根据煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定，所有井工煤矿应为入井人员配备额定防护时间不低于30min的自救器，入井人员应随身携带。天然焦一采区生产时，矿井入井人数为3050人。矿方已为所有入井人员均配有一台