山東新巨龍公司能源有限責任公司二采南翼充填采區設計說明書PAGEPAGE32山東新巨龍公司能源有限責任公司二采南翼充填采區設計說明書PAGE22目錄TOC\o"1-3"\p""\h\z\u說明…………第一章采區概況及地質特征………………5一、采區概況……………5二、采區地質構造及水文地質…………7三、儲量計算……………14第二章采區巷道布置……………………15一、巷道布置方案說明…………………15二、方案比較……………16三、各類巷道斷面及支護形式的選擇…………………17第三章采煤方法及采區生產能力………18一、采煤方法……………18二、工作面設備…………22三、工作面布置…………30四、生產能力及工作制度………………30五、采區服務年限………31六、采面接續……………32第四章煤矸分離系統……………………33一、運輸設備能力計算…………………33二、分級破碎設備能力計算……………37三、分選除鐵脫介設備…………………37第五章采區通風系統……………………40一、采區通風系統………40二、采區所需風量計算…………………40三、通風系統能力驗算…………………45四、礦井通風負壓計算…………………46五、礦井通風等積孔計算………………47六、通風機校核…………48第六章采區防塵系統……………………51一、需水量計算…………51第七章采區防火系統……………………53第八章采區運輸系統……………………53一、輔助運輸……………53二、原煤運輸系統………55三、矸石運輸系統………55第九章采區供電系統……………………62一、供電方式及配電點位置的選擇……62二、設備容量計算及變壓器選型………62第十章采區排水系統……………………72一、采區排水系統建設…………………72二、采區涌水量…………72三、采區水倉排水設備選型……………72第十一章采區壓風系統…………………76一、設備配備表…………76二、壓縮空氣需要量的計算……………76三、壓風設備選擇………77四、壓縮空氣管路的選擇………………77第十二章采區制冷系統…………………78一、制冷系統……………78二、井下制冷硐室主要設備……………78三、井上冷卻水循環泵房主要設備……78四、井下管路系統………79五、工作面制冷系統……………………79第十三章采區沖擊地壓防治措施………80一、沖擊傾向性鑒定……………………80二、沖擊地壓治理措施…………………82第十四章礦井六大系統…………………86一、監測監控系統………86二、人員定位系統………87三、通信系統……………87四、緊急避險系統………88五、壓風自救系統………91六、供水施救系統………93第十五章特殊安全技術措施……………96一、防治水措施…………96二、防火措施……………97三、熱害防治措施………97四、防瓦斯措施…………98五、防煤塵措施…………98六、頂板管理…………101七、大斷面切眼刷大安全措施………103八、機電安全管理……………………107第十六章技術經濟指標…………………118一、技術經濟指標……………………118第十七章采區預算……………………119一、計算依據…………119二、預算表……………119三、采區收益…………122四、經濟收益…………122第十七章存在問題及說明………………122說明根據L-11鉆孔資料和巷道實際揭露情況，二采區南翼南部3煤層分層為3上和3下，3上煤層厚度2.3-3.9m，3下煤層厚度3.0-5.1m，夾矸厚度0-29.5m。當夾矸厚度超過2m時，無法采用綜采放頂煤開采工藝，分層區域采煤方法由綜放改為綜采，同時對分層區域提出兩種開采方案，其中：方案一：綜放工作面推采至分層區域時，對系統進行改造，將后部運輸機撤除，使用原綜放設備沿3上煤層一次采全高，現用綜放基本架為ZF15000/23/43型放頂煤支架，要求工作面采高不低于3.0m，開采3上煤層時，工作面局部區域需割底板巖石增加采高，導致毛煤含矸率增加，影響礦井煤質。方案二：根據礦井充填接續以及集團公司掘進矸石充填規劃，對二采區南翼分層區域實施充填開采，使用現有充填支架（ZC9000/20/38）提前將3上煤層開采，后期綜放工作面推采至分層區域時，采用綜放支架開采煤層較厚的3下煤層。與方案二比較，方案一存在以下問題，一是系統改造工作面停采期間，影響礦井產量；二是工作面推采破底時，含矸率增加，影響礦井煤質及經濟效益；三是工作面沿3上推采過程中，底煤增厚導致沖擊危險性增加。方案二3上煤層區域實施充填開采，一方面二水平延深掘進工作面矸石可就近進入充填工作面，符合集團公司掘進矸石充填規劃，另一方面增加充填開采區域，與一采區北翼充填工作面實現“零接續”，保證礦井正常充填接續。通過對比分析，設計在二采區南翼分層區域3上煤層采用充填開采方法，綜放工作面開采時提前采用充填開采工藝將3上區域開采，綜放工作面推采至分層區域時沿3下煤層開采。第一章采區概況及地質特征一、采區概況1.充填區域位置及范圍充填區域位于礦井-810m水平二采區南翼，西鄰2304S綜放工作面、東鄰鄆16斷層、南為村莊保護煤柱、北鄰尚未開采的2305S、2306S、2307S綜放工作面。充填區域南部3煤層埋藏較淺，3煤層底板標高最淺在-875m左右，北部3煤層埋藏較深，3煤層底板標高最深在-985m左右。充填區域地表地形平坦，地面標高+43.0～+44.0m。充填區域南北走向500～630m，東西傾斜寬670～800m，開采面積約28.4萬m2。根據L-11鉆孔資料和巷道實際揭露情況，充填區域位于分層區域內，3煤層分層為3上和3下，3上煤層厚度2.3-3.9m，3下煤層厚度3.0-5.1m，夾矸厚度0-29.5m。夾矸巖性多為泥巖、細砂巖。3上煤層賦存較為穩定。2.鄰近采區開采情況充填區域位于礦井-810m水平二采區南翼，二采區南翼現已完成開采的工作面有兩個分別為2301S和2302S工作面。2303S工作面現正在開采。3.地面關系該區域地表投影為畢垓村及畢垓村西南部農田。該充填區域范圍內有原菏澤～田橋110kV高壓輸電線路通過，現已經停止送電，不影響工作面的開采。圖1-1充填采區平面圖山東新巨龍能源有限責任公司二采區南翼充填設計說明書二、采區地質構造及水文地質1.地質構造本區域煤巖層大致為走向近東西傾向北的單斜構造，煤層走向36-58°，傾向306-328°，煤層傾角5-14°。根據三維地震物探資料及附近巷道實際揭露顯示，本區域構造中等，二采區南翼充填工作面范圍內主要發育四條斷層，分別為畢垓南斷層、FD11斷層、FD12斷層和鄆16斷層。現把采區內主要斷層分述如下：鄆16斷層位于充填工作面東邊界，正斷層，走向南北，傾向西，斷層落差30-78m，斷層面傾角70°，該斷層共有3個揭露點，自南向北為二采邊界回風下山揭露落差78m，二采邊界運輸和進風下山揭露落差均為68m。FD11斷層位于充填工作面西邊界，正斷層，走向近南北，傾向東，斷層落差0-15m，斷層面傾角70°，該斷層共有5個揭露點，自南向北為2305S一聯巷揭露落差13m，2305S-2#充填工作面1#探巷揭露落差15m，2#探巷揭露落差14m，2305S二聯巷揭露落差14m，2304S下平巷揭露落差10m。畢垓南斷層位于充填工作面南邊界，正斷層，走向近東西，傾向北，斷層落差0-15m，斷層面傾角70°，該斷層共有3個實際揭露點，自西向東為2304S下巷揭露落差9.4m，2305S下巷揭露點分叉為兩條斷層落差分別為2m和3.5m，該斷層向東延深至二采南翼充填面東邊界與鄆16斷層合并為一個斷層。FD12斷層位于2306S充填面西北部，正斷層，走向近南北，傾向西，斷層落差0-10m，斷層面傾角70°，該斷層尚未有實際揭露點。另外，2305S下平巷及2305S一聯巷掘進期間揭露了3個正斷層，落差分別為2.5m、1.5m、1.3m，受充填工作面邊界斷層影響，充填面局部可能發育隱伏小斷層。表1-1二采區南翼充填工作面斷層主要特征表

斷層名稱性質走向傾向傾角()長度(km)斷層落差(m)控制程度FD11斷層正NNWNNE700.450-15查明FD12斷層正SN-NNWW-SWW700.440-10查明鄆16斷層正NNENWW702.100-78查明畢核南斷層正NENW700.570-40查明（4）陷落柱根據地震勘探資料、2304S、2305S工作面下平巷實際揭露，二采區南翼充填工作面范圍內無陷落柱、火成巖和沖刷帶的侵蝕，不影響工作面正常回采。該區域地質構造中等。2.水文情況（1）充水水源分析二采南翼充填工作面直接充水含水層是3煤層的頂底板砂巖（“3砂”）及太原組“三灰”。①3煤頂底板砂巖裂隙含水層（3砂）3煤頂板砂巖含水層：3煤頂板砂巖約占山西組的31%左右，為3煤的直接頂板。砂巖單層厚度一般4～20m。巖性一般以細砂巖、中砂巖及細砂巖和粉砂巖互層為主，局部為粗砂巖，富水性較強。3煤底板砂巖含水層：3煤底板砂巖占山西組的23%左右。砂巖厚度一般5～20m，巖性一般為細砂巖、中砂巖為主，局部為粗砂巖，富水中等。在開采條件下，3煤頂板砂巖含水層將以淋水的形式進入礦井；由于采煤過程中產生的底板次生裂隙，3煤底板砂巖含水層將以涌水的形式進入礦井，共同構成工作面涌水量的一部分。因此，3砂成為工作面開采的直接充水水源。工作面區域砂巖厚度81.9m（L-21孔）-83.9m（147），平均82.9m，以細砂巖為主，局部為中砂巖和粉砂巖。裂隙局部發育，充填有方解石脈。水位標高34.97m～35.12m，平均35m，礦化度6.88～7.79g/L，水質類型為SO4－K+Na水，水溫在40～43℃，富水性不均一，多以靜儲量為主。②三灰巖溶裂隙含水層三灰水壓大，巖溶裂隙發育，富水性強，在工作面開采過程中或開采后可能會引起底板出水。本區域三灰厚度5.9m，根據地面鉆孔資料分析，含水層頂板上距3煤層底板51.8（L-11）-53.0m（147），平均52.4m，淺部裂隙較發育，巖溶裂隙常充填方解石和泥質，單位涌水量0.0187L/s.m，滲透系數0.2782m/d，水質類型為SO4—K+Na水，TDS（礦化度）4.451g/L，水溫穩定在48～51℃。③封閉不良鉆孔充填區域內L-11鉆孔封閉不良，L-11鉆孔岔孔在孔深310m處左右殘留鉆鋌帶鉆頭6.34m，在934.83m處殘留斜壁器3.33m。鉆孔封堵不徹底，將成為人為造成的各含水層之間的垂直聯系通道，成為開采條件下有可能溝通三灰水的人為通道。因此在工作面開采前對煤系地層中存在的封閉不良鉆孔應進行重新處理、封堵或留設煤柱。（2）涌水量預計二采區南翼已開采的出水最大的工作面為2301S工作面，開采時老空側正常涌水量為15m3/h，最大涌水量35m3/h；二采南翼充填工作面和2301S工作面水文地質條件相似，因此采用工作面開采面積比擬法預計工作面開采期間涌水量，同時考慮工作面生產用水15m3/h。充填工作面開采期間正常涌水量16m3/h，最大涌水量18m3/h。三、煤層賦存條件及開采技術條件1.煤層及煤質充填工作面3上煤層厚2.45-3.9m，平均厚度3.0m，黑色，條帶狀結構，以亮煤為主、暗煤次之，夾鏡煤條帶，棱角狀～階梯狀斷口，具玻璃光澤，內外生裂隙發育，局部黃鐵礦及方解石充填，屬半亮型煤，f＝1.5，煤層產狀：煤層走向36-58°，傾向306-328°，傾角5-14°；煤層中含夾矸，夾矸為炭質泥巖、泥巖，局部炭化，厚度0～19.3m，硬度較大，f＝3～4。2.煤質該區域煤層較薄，3上煤層平均厚度為3.0m，根據鉆孔和實際揭露資料煤層傾角5～14°。3煤層為黑色，黑褐、褐黑色條痕色，以亮煤為主，暗煤次之，少量鏡煤及絲炭條帶，宏觀煤巖類型為半暗～半亮型煤，低灰低硫易洗選，灰份7.98%，3煤層灰成分均以酸性的二氧化硅、三氧化二鋁為主，其次為堿性的三氧化二鐵、氧化鈣、氧化鎂等；根據《GB/T15224.2-2004》國家標準，3(3上)煤層屬低硫煤，兩極值變化在特低硫～中硫之間，采樣點含量變化較均勻、穩定，差值較小。揮發分36.13%，水分1.19%，磷分3煤層平均值屬低磷煤；3煤層粘結指數為85～98，膠質層厚度為16.0～20.5mm，顯示出該煤層具有良好的結焦性能。根據煤炭質量分級《GB/T15224.3-2004》國家標準，3(3上)煤層原煤空氣干燥基高位發熱量平均值分別為32.305MJ/kg，屬特高熱值煤；3(3上)煤層灰熔融性(ST)值為1300℃，屬較高軟化溫度灰?；炑a1、補3、補4鉆孔的3層煤為1/3焦煤。3煤層經過洗選加工后均可用作煉焦配煤、動力燃料、氣化、液化等工業用煤。表1-23（3上）煤層主要煤質指標一覽表煤層項目補1補2補3補4水分Mad(%)原煤1.041.271.591.08浮煤1.271.660.860.88灰分Ad(%)原煤14.7511.4516.279.3浮煤8.536.5410.477.16揮發分Vdaf(%)原煤37.0336.6435.9036.42浮煤36.6836.9332.7735.43全硫St，d(%)原煤0.420.330.450.61浮煤0.380.510.400.54磷Pd(%)原煤0.0040.007浮煤0.0040.006發熱量Qgr，d(MJ/kg)原煤29.3330.7728.6232.20浮煤32.0133.3131.4832.42元素分析(%)碳Cdaf浮煤83.97氫Hdaf浮煤5.39氮Ndaf浮煤8.65相對視密度ARD1.391.321.461.35灰熔融性ST(℃)1300粘結指數GR.I958598膠質層厚度Y(mm)18.516.020.5煤類1/3焦煤1/3焦煤1/3焦煤（3）煤層頂底板巖性特征3上煤層直接頂板為中砂巖，灰色，薄層狀，主要成分為石英、長石，顆粒分選中等，次圓狀，基底式泥質膠結，局部發育菱鐵質鮞粒，呈層狀分布，形成脈狀層理，發育垂直小裂隙，充填黃鐵礦薄膜或方解石，巖芯較破碎。老頂為粉砂巖，灰黑色，水平層理，上部均一狀，下部含細砂巖紋層。下部層面上夾黃鐵礦薄膜。垂直裂隙發育，充填黃鐵礦及方解石，上部含豐富的植物根莖及碎屑化石。偽底為砂質泥巖，深灰色，均一塊狀，平坦狀斷口，含菱鐵質結核，具垂直裂隙，充填方解石，巖芯破碎。直接底為細砂巖，灰色，薄層狀，偶夾粉砂巖薄層，發育緩波狀層理，見脈狀層理，層理面上常見黃鐵礦薄膜和散晶，局部粒度稍粗，夾泥質包體或泥質條紋。老底為泥巖，黑色，水平層理，平坦狀斷口，均一，含豐富的植物莖葉化石。表1-3頂、底板巖性特征表頂底板名稱巖石名稱厚度（m）巖性描述基本頂粉砂巖2.30灰黑色，水平層理，上部均一狀，下部含細砂巖紋層。下部層面上夾黃鐵礦薄膜。垂直裂隙發育，充填黃鐵礦及方解石，上部含豐富的植物根莖及碎屑化石。直接頂中砂巖17.80灰色，薄層狀，主要成分為石英、長石，顆粒分選中等，次圓狀，基底式泥質膠結，局部發育菱鐵質鮞粒，呈層狀分布，形成脈狀層理，發育垂直小裂隙，充填黃鐵礦薄膜或方解石，巖芯較破碎。3上煤2.45黑色，褐黑色條痕，玻璃光澤，以亮煤為主，次為暗煤，含較多鏡煤，偶見絲炭，屬半亮型煤。內生裂隙極為發育。泥巖1.45黑色，塊狀，均一，含炭質，平坦狀斷口。裂隙發育，充填黃鐵礦及方解石。含豐富的植物根莖及葉片化石，局部炭化。細砂巖4.90灰色，薄層狀，含豐富的植物莖葉化石和根化石，常見鏡煤條帶和煤線，見斜交小裂隙，均充填黃鐵礦薄膜或散晶。泥巖1.12黑色，水平層理，平坦狀斷口，均一，夾煤紋，含豐富的植物莖葉化石。3下煤2.48（0.35）1.80（0.28）0.27黑色，褐黑色條痕，玻璃光澤，以亮煤為主，次為暗煤，含較多鏡煤，偶見絲炭，屬半亮型煤。內生裂隙極為發育，易碎。底部煤質變差。夾矸為炭質泥巖，團塊狀。偽底砂質泥巖2.00深灰色，均一塊狀，平坦狀斷口，含菱鐵質結核，具垂直裂隙，充填方解石，巖芯破碎。直接底細砂巖4.40灰色，薄層狀，偶夾粉砂巖薄層，發育緩波狀層理，見脈狀層理，層理面上常見黃鐵礦薄膜和散晶，局部粒度稍粗，夾泥質包體或泥質條紋。老底泥巖1.30黑色，水平層理，平坦狀斷口，均一，含豐富的植物莖葉化石。

圖1-2：煤(巖)層柱狀圖鉆孔中3煤層頂、底板巖石力學樣，其主要物理力學性質見表1-4。表1-43煤層頂、底板巖石物理力學性質統計表指標泥巖粉砂巖粉細砂巖細砂巖中砂巖容重(kg/m3)2612～268126462697～251726262619～282327182559～28242694.72693～27762744含水率(%)0.95～1.471.210.27～2.171.120.82～1.251.050.19～0.590.370.41～0.480.445吸水率(%)1.82～1.891.850.70～1.871.381.49～2.151.890.55～1.210.820.93～0.960.95泊松比0.210.15～0.230.180.12～0.160.140.13～0.170.150.11～0.140.125單向抗壓強度(MPa)43.2～46.84518.5～82.150.530.0～83.365.0534.9～131.779.3114.2～142.5125單向抗拉強度(MPa)1.62～1.891.741.17～4.162.421.83～2.282.112.13～8.835.563.19～4.273.7445°剪應力(MPa)11.7～23.917.87.4～26.713.217.643.4內摩擦角35.53～390037273107～4042352436343835凝聚力系數3.2～4.73.952.7～4.43.54.711.0彈性模量0.20～0.340.270.18～0.230.2050.31～0.320.3150.33～0.350.340.45～0.480.465由上表可知，巖石中以泥巖、粉砂巖的抗壓強度較低，吸水率較高，軟化系數較小，吸水后巖石強度降低較大，巖石凝聚力小，抗拉伸和剪切變形的能力較弱。細砂巖、中砂巖的抗壓強度較高，吸水軟化后巖石強度也明顯降低，巖石凝聚力較大，抗拉伸和剪切變形的能力較高，普氏硬度系數較高。但是中、細砂巖因膠結物的變化，物理力學性質差異變化大，當中砂巖為泥質膠結時，吸水后易碎、強度極低；若為鈣質膠結則強度較高，吸水后強度降低小，由此組成的巖體穩定性高。由于試驗樣品為完整巖芯，不含宏觀裂隙，其力學試驗成果和測井計算的巖石強度值比較，可以看出相應層位的巖石抗壓強度偏大，但具有較好的相關性。測井數據連續性好，數據量大，且是在圍巖自然狀態下測得，計算的巖石強度在評價煤層頂、底板穩定性方面具有普遍性。井巷工程揭露的巖石受到結構面影響，強度會大大降低，因此巷道圍巖的穩定性會因受到各種裂隙的影響而降低。4.瓦斯根據礦井2014年瓦斯等級鑒定結果，瓦斯絕對涌出量為6.88m3/min，瓦斯相對涌出量為0.44m3/t，二氧化碳絕對涌出量為9.45m3/min，二氧化碳相對涌出量為0.61m3/t。礦井屬瓦斯礦井。5.煤的自燃經重慶煤科院鑒定，3層煤自燃傾向性等級屬Ⅱ類，自燃，最短自然發火期46天。6.煤塵爆炸性指數根據2008年煤炭科學研究總院重慶分院對公司3煤層煤塵爆炸性鑒定報告結果：3煤層火焰長度在40mm，抑制煤塵爆炸最低巖粉量45％，煤塵爆炸指數42.69%，有煤塵爆炸危險性。7.沖擊地壓經煤炭科學研究總院北京開采所和北京科技大學對3煤層及其頂板巖層沖擊傾向性測定，3煤層為弱沖擊傾向性煤層，3煤層頂板為弱沖擊傾向性巖層。在開采過程中應加以注意。8.地溫本區平均地溫梯度2.88℃/100m，屬地溫正常區，根據測溫鉆孔資料由于煤系上覆地層較厚，煤層埋藏較深，煤層底板溫度平均41.38℃，3煤層全部處于一或二級高溫區，且大部分為二級高溫區，一級高溫區基本上在-700m等高線以淺，位于3(3上)煤層賦存區的西部；二級高溫區大致在-700m等高線以深，主要位于3(3上)煤層賦存區東部。二采區3煤層位于井田深部，屬二級高溫區。三、儲量計算本設計對3上煤層進行充填開采，本次計算僅計算3上煤層資源/儲量。1.計算范圍東西以工作面上下平巷里幫，南至鄆16斷層（村莊）保護煤柱線，北至切眼南幫，在采掘工程平面圖上用AUTOCAD圈定面積。2.計算方法Q面=s×h×γ式中：Q面工作面資源/儲量；s-開采面積；h-平均煤厚；γ-3煤的視密度；3.計算面積S面積=284300m24.計算采用厚度、視密度3上煤層厚度2.45-3.9m，平均3.0m；視密度：肥煤d=1.36t/m3。根據以上基礎計算，充填工作面的資源/儲量如下：Q面=284300×3.0×1.36=115.99萬噸（全部為肥煤）。第二章采區巷道布置一、巷道布置方案說明根據本采區上述特點，本著合理集中生產和高產高效的原則，對本采區巷道布置提出兩個方案，并進行安全技術比較和經濟效益分析：方案Ⅰ：采區單翼布置，主要開拓準備巷道布置在畢垓南斷層以南。1.二采南翼運矸通道二采南翼運矸通道與2304S下平巷連通，基本沿3上煤層頂板布置，為無軌膠輪車使用創造條件，巷道角度不大于7°下坡。巷道用途為回風、進矸等。2.二采南翼運煤通道二采南翼運煤通道通過2305S皮帶機頭通道與采區溜煤眼連接，巷道沿3上煤層頂板布置，巷道用途為進風和運煤。3.2305S皮帶機頭通道2305S皮帶機頭通道自二采邊界回風下山開門，初期按照5‰上坡施工，過二采邊界運輸下山后按照12°下坡施工揭露3上煤層，采用平頂半圓拱斷面，巷道凈寬5.0m，凈高4.5m，錨網索噴支護。巷道用途為運煤。4.邊界車場自二采邊界進風下山開門施工邊界車場，施工坡度不大于7°，主要用于工作面安裝、進風。工作面由北向南走向長壁后退式采煤。5.區段劃分及中間巷道布置采區傾斜面積284000m2，全區自上而下劃分為5個區段，區段斜長分別為：2305S-2#工作面421m、2306S-1#工作面590m、2306S-2#工作面750m、2307S-1#工作面650m、2307S-2#工作面650m。方案Ⅱ：采區單翼布置，主要開拓準備巷道布置同方案一。工作面由東向西走向長壁后退式開采。1.區段劃分及中間巷道布置采區傾斜面積2614000m2，全區自上而下劃分為3個區段，區段斜長分別為：二采南翼1#充填工作面415m、二采南翼1#充填工作面578m、二采南翼1#充填工作面915m。二、方案比較1.方案技術比較見表2-1表2-1：方案比較方案優點缺點方案一（1）采區放面工程量小，出面時間快，便于礦井充填接續。（2）充填工作面開采時間與八采區工作面并行生產，不影響二采南翼綜放面開采。（1）工作面放面工程量大。（2）采區內劃分5個塊段，工作面安撤工程量大。方案二（1）工作面走向長，區段布置較少，工作面安裝工作面少。（2）原煤運輸系統簡單，掘進期間搬家次數少，系統安撤量少。（1）工作面走向較長，開采時間較長，影響二采區南翼綜放工作面開采接續。（2）采區內布置2個塊段，資源丟失較多。（3）工作面開采期間需調向，系統改造工程量大。2.礦建工程量及經濟比較見表2-2表2-2：礦建工程量及經濟比較方案開拓、準備巷道（m）回采巷道（m）合計（m）萬噸掘進率采區概算（萬元）巖巷半煤巖巷巖巷半煤巖巷方案一574178004443679758.61901.04方案二574178003328568257.611592.03通過以上技術經濟比較，兩個方案準備工程量相同，方案一放面工程量比方案二多1115m，但方案一開采時間與二采區南翼綜放面不重合，避免出現單翼兩個工作面情況，同時方案一資源回收率高，因此結合我礦實際，推薦方案一作為本采區主方案。三、各類巷道斷面及支護形式的選擇根據巷道用途和服務年限，以2305S下平巷施工時所揭露的圍巖狀況作參考，結合本采區煤層頂底板特征，考慮便于施工和利于維護以及工作面安裝等因素，邊界車場采用平頂半圓拱斷面，充填工作面上下平巷采用矩形斷面，均為錨帶網支護工藝；工作面切眼采用矩形斷面，錨帶網支護。具體斷面尺寸及支護形式詳見斷面圖。第三章采煤方法及采區生產能力一、采煤方法（一）采煤方法采用單一走向長壁后退式綜合機械化采煤，矸石充填法管理頂板。采用雙滾筒MG300/730-WD采煤機割煤、裝煤，移架拖后采煤機后滾筒6-9m，刮板輸送機彎曲段不小于15m。采用ZC9000/20/38型充填式液壓支架支護頂板，煤矸通過煤矸分離系統后，將煤、矸分離后，矸石進入充填工作面。工作面矸石充填采用專用充填液壓支架后懸SGZ—630/400型刮板運輸機運矸，溜槽底部開設卸矸孔，可將充填矸石卸至各充填點，矸石通過溜槽卸載孔，從溜頭至溜尾反復進行采空區充填，卸矸孔能在油缸的作用下實現沿溜槽運行方向順向開啟、關閉。（二）割煤方式割煤方式為雙向割煤，端頭斜切進刀，往返一次兩循環。采煤機正常割煤時前滾筒割頂煤、后滾筒割底煤，割煤的同時完成裝煤。（三）移溜方式工作面采用跟機移溜的方式，移溜步距0.6m，彎曲段長度不小于15m。移溜距離采煤機后滾筒不小于15m。移溜順序為自下而上或自上而下，不得由兩頭向中間推移。（四）采煤機進刀方式采煤機的進刀方式為上下端頭自開缺口、斜切進刀，進刀段長度不小于23m，進刀深度0.6m。具體操作如下：1.溜頭進刀及割煤：（1）煤機下行割煤至溜頭時，下滾筒下降沿底，上滾筒上升沿頂，推移機體上部溜子。（2）反向斜切兩個機身長的距離，當斜切至足夠截深時，停止割煤。（3）將煤機至溜頭的溜子推靠至煤壁。煤機下滾筒上升沿頂，上滾筒下降沿底下行切割。（4）煤機切割至溜頭，下滾筒下降沿底，上滾筒上升沿頂，再次上行。（5）煤機上行至吃刀茬處，推移煤機下部溜子及溜頭至煤壁，完成進刀。然后下滾筒下降沿底，上滾筒上升沿頂，上行割煤移溜。2.溜尾進刀及割煤：（1）煤機上行割煤至溜尾時，下滾筒上升沿頂，上滾筒下降沿底，推移機體上部溜子。（2）反向斜切兩個機身長的距離，當斜切至足夠截深時，停止割煤。（3）將煤機至溜尾的溜子推靠至煤壁。煤機上滾筒上升沿頂，下滾筒下降沿底上行切割。（4）煤機切割至溜尾，上滾筒下降沿底，下滾筒上升沿頂，再次下行。（5）煤機下行至吃刀茬處，推移煤機上部溜子及溜尾至煤壁，完成進刀。然后下滾筒上升沿頂，上滾筒下降沿底，下行割煤移溜。采煤機在溜頭處進刀示意圖采煤機在溜尾處進刀示意圖（五）工作面充填方案先采后充：煤機割煤至溜頭或溜尾→拉架→推前溜→推后溜→順直工作面充填溜子→開動充填溜子→開動工作面軌道巷運矸皮帶運矸→工作面充填→（充填完畢后按相反操作）停止運矸皮帶→拉后溜→停止充填溜子→衛生清理。（六）充填技術要求1.保證充填溜子的平直：充填溜子懸掛使用，在采煤過程中又受支架牽拉影響，很容易出現錯茬、彎曲度超限的情況，因此每循環充矸前，必須對充填設備進行認真的檢查，確保充矸溜槽連接螺絲齊全，無錯茬、扒口現象。溜子鏈條加齊刮板螺栓，壞刮板及時更換，處理好溜子隱患方可開充矸溜子。支架必須移到位，工作面中部不得有超前或拖后的現象，并不得有大的起伏。2.合理的充填順序：充填溜子運矸石負荷較大，因此必須避免受力峰值的產生。合理的充填順序為由下至上，由溜頭至溜尾，經過搗實機構搗實，然后由下至上，再次由溜頭至溜尾的方式充填。3.抽板溜槽合理開啟關閉漏矸孔，抽板溜槽是實現矸石充填的核心部件，其卸矸孔關閉時作為普通溜槽承擔運輸作用，卸矸孔打開后實現矸石下落充填。4.充矸溜子按每7個支架安設1個語音信號，并在溜尾卸載點處安設1部語音信號以方便聯系，工作面每3個支架安設一臺照明燈。5.施工人員在打抽板時先觀察好頂板情況，后尾梁處不得有錯茬漏矸現象。（七）抽板溜槽操作程序在完成一刀采煤工作后，開始充填工作，充填工作由支架工同時協調進行，其工藝過程如下：1.按照正規循環割完一個步距煤后、移架、推溜。在移架過程中要拉線移架，保證移后支架在一條直線上。2.將充填刮板輸送機的機頭、中部槽、機尾伸出到位，檢查充填系統完好情況，準備開始充填工作。3.首先啟動工作面充填輸送機，然后依次往上游啟動拋矸皮帶與充填材料膠帶輸送機等運輸設備，進行采空區矸石充填。4.從充填刮板輸送機機頭向機尾方向依次充填，即先打開充填刮板輸送機機頭的第1個卸矸孔，對該段架后采空區進行矸石充填，同時打開充填刮板輸送機第2個卸矸孔，待第1個投料孔對應的架后區域矸石充填至一定高度，關閉第1個投料孔。5.關閉第1個卸矸孔時，同時打開第2、3個卸矸孔，往第2、3個卸矸孔卸料，并啟動第1個卸孔下的充填區域內支架后部搗實機對已充填物料的中上部進行搗實，推壓充填物料，使其與支架后部的頂板接頂并壓實。6.待第2個卸矸孔充填區域內矸石充填至一定高度時，關閉第2個卸矸孔，對第1個卸矸孔后部壓實后出現的充填空間進行充填，同時啟動第2個卸矸孔充填區域內支架后部的壓實機對已充填物料的中上部進行搗實，推壓充填物料，使其與支架后部的頂板接頂并壓實。7.待第1個卸矸孔后部壓實后出現的充填空間充填完畢時，關閉第1個卸矸孔進行壓實，同時對第2個卸矸孔后部壓實后出現的充填空間進行充填。8.待前2個卸矸孔空間充滿壓實后，若第3個卸矸孔后部區域充填工作完成，則打開第4、5個卸矸孔后部空間進行充填，同時對第3個卸矸孔后部區域進行壓實，若第3個插板充填區域內充填工作沒完成，可打開第4個插板對架后的空間進行充填。如此在一個卸矸孔區域內物料充填和壓實工作反復2~3次，保證充填的物料被壓實接頂，依次類推，至使整個工作面全部充填并壓實完畢，停止第一輪充填。9.將充填刮板輸送機拉移一個步距，從機頭到機尾開始，重復以上工序，最后關閉所有卸矸孔，結束充填工作。10.停止采空區物料充填工作，進行采煤、移架、推溜工作，要盡量保證割煤后工作面煤壁平直度，并使每次割煤進度移架步距達到0.6m。割完第二刀煤后，做好第二循環充矸的準備工作。（八）支架操作程序矸石充填開采液壓支架主要由頂梁、立柱、底座、四連桿機構、后頂梁、后梁下懸掛充填刮板輸送機，壓實機構鉸接在支架底座上；懸掛的充填輸送機溜槽，與工作面上、下頭的溜尾、溜頭，組成整部的充填開采輸送機后，實現運送物料至采空區進行充填；壓實機構安裝在支架底座上，對充填開采輸送機卸下的充填材料進行壓實；斜梁、單前連桿、單后連桿與底座形成了支架的四連桿機構，保證強度足夠的前提下，斜梁、單前連桿、單后連桿的尺寸相對比較窄，這就保證了相鄰兩架之間在支架中部的空間比較大，給放置操縱后部搗實裝置、充填刮板輸送機的換向閥組提供了位置，同時也給人的操作和觀察提供了空間。支架拉移滯后滾筒6-9m，單向追機作業，在工作面過斷層或頂板壓力大造成頂板破碎或煤壁片幫嚴重的地方必須超前移架。移架前先查看支架支護狀態，相鄰支架有無擠咬以及支架完好狀況，對缺銷管路補齊，移架要做到每移必調，防止出現擠、咬現象。1.拉架前，應清理好架間的浮煤、矸石、雜物，檢查支架的完好狀態，周圍人員閃開至安全地點后方可操作。打開架間噴霧、將牽拉充矸溜子的調高油缸伸出，收回側護板、護幫板；2.采用本架操作移架，人員站在支架下，面向面前煤壁側，要做到少降快拉，必要時帶壓移架。先降前立柱，后降中間立柱，最后降后立柱，降柱使頂梁略離頂板，立即停止降柱，使支架移至規定步距(0.6m)；3.移架要做到“快、勻、夠、正、直、穩、嚴、凈”八字方針，順序移架，每次只準移一架，兩名支架工配合操作，一人移架，一人觀察后溜狀態并調整后溜，保持后溜平直，拉完支架后后溜成一條直線。移架時，操作人員要密切注意觀察面前煤幫頂板情況以及相鄰支架、支架與溜子連接裝置、支架本身的液壓管路等情況，發現問題及時處理。調架使支架與煤壁垂直，支架與底板垂直，歪斜小于5°，中心線符合規定，全工作面支架排成直線；偏差小于0.05m；執行拉線移架，支架應保持一直線，保持與運輸機垂直，支架垂直頂底板。4.均勻注液升柱同時調整前后立柱及后尾梁，當支架頂梁與頂板嚴密接觸后，繼續注液約3-5秒，以保證達到規定初撐力（24MPa）；5.伸出側護板使其緊靠下方支架；架間間隙不大于150mm；伸出護幫板。調整調高油缸的長度，使充矸溜子保持平直。6.將各操作手把扳到“零”位，關閉架間噴霧。7.人員施工時，必須確保下方支架內不得有其他人員作業，操作人員注意觀察支架的運行狀況，發現頂板破碎、來壓等現象時，要帶壓移架。二、工作面設備充填工作面使用的成套設備由雙滾筒采煤機、液壓支架、前后刮板輸送機、轉載機、破碎機、乳化液泵站、噴霧泵站和帶式輸送機等組成。這些機械設備不是孤立的“單機”，而是結構上相互配合和聯系，作業上需要協調和配合，且具有較強的配套要求和較高的可靠性要求。組成充填工作面成套設備的每一種機械設備都有嚴格限定的適用條件。根據煤層的厚度、傾角、局部構造情況（包括斷層、煤層厚度變化和含矸情況）、頂板和底板的巖性等特點，對于采煤機、液壓支架和輸送機的選型都有決定性影響。選型不當會導致設備不配套、生產效率低、經濟效益差。正確的選型配套是高產、高效、經濟和安全的前提和保證。因此，綜放工作面設備配套必須遵循以下原則：1.設備配套要適應工作面的地質條件；2.設備配套可以滿足生產能力的需要；3.設備的結構尺寸應該相互協調，滿足生產需要；4.設備的主要技術參數應該相互匹配。（一）工作面主要設備選型1.采煤機選型采煤機主要技術參數型號MG300/730-WD適應采高(m)2.0～4.0機面高度(mm)1410最大臥底量(mm)498過煤高度(mm)595滾筒形式(mm)直徑2000，截深600適應工作面傾角(o)≤40°牽引方式交流變頻無鏈電牽引截割電機功率(kW)300×2總裝機功率(kW)730(300×2＋55×2＋11×2)鏟間距(mm)220最大牽引拉力(kN)550牽引速度(m/min)0～7.7/12.8電源電壓(V)1140控制方式中部手控+遙控+兩端電控2.液壓支架（1）合理支護參數的計算①支護強度計算（6-8倍采高的巖石重應力對支架造成的載荷強度）Ｐt＝6×9.8×h×r=6×9.8×3.5×2.5=514.5（kN/m2）Ｐt＝8×9.8×h×r=8×9.8×3.5×2.5=686.0（kN/m2）式中：h煤層高度，3.5m；r頂板巖石容重，2.5t/m3；②工作面支護強度選擇本工作面計算支護強度為514.5-627.2kN/m2。支護強度確定后，根據配套尺寸、支架頂梁長度、空頂距算出支架工作阻力：F= q（Lk+LD+0.6）B=514.5×（7.9+0.34+0.6）×1.75=7959.3kN式中：F——支架工作阻力，kN；——支架的支護強度，514.5kN/m2——空頂距0.34m——頂梁長度7.9m——支架寬度1.75m由于該工作面埋深小于800m，根據計算結果，選用工作阻力富余系數大的液壓支架，因此選用工作阻力為9000kN的液壓支架滿足工作面支護強度。決定選用ZC9000/20/38型液壓支架。③支護設備選擇工作面選用基本液壓支架ZC9000/20/38型支架。采高控制在3.2m，在滿足頂板管理支護強度需要的同時，也能滿足底板比壓值要求。④充填工作面支架阻力驗算充填工作面采用矸石充填開采，與普通綜采工作面區別在于采空區頂板控制方式。圖3-1所示為普通綜采工作面頂板結構示意圖，綜采工作面支架后方的采空區被隨垮的破碎頂板充實。圖3-1充填工作面頂板巖層結構示意圖圖3-2所示為充填工作面頂板結構示意圖，采空區被矸石充填，頂板不發生破斷和明顯垮落運動，僅產生向下彎曲變形。圖3-2充填工作面頂板巖層結構示意圖綜采工作面直接頂厚度可用下式計算：（1）式中，H為工作面采高，m；SA為老頂在觸矸處的沉降量，一般為(1.15～1.25)H；KA為冒落巖層的碎脹系數，一般為1.2～1.3；MZ為直接頂厚度，m。由式（1）可知，工作面直接頂厚度主要與采高有關。對于充填工作面，當矸石充填采空區時可等價為工作面采高降低，設矸石充填率為η，則充填工作面直接頂厚度可用式（2）計算：（2）對于充填工作面，由于老頂不發生明顯破斷，取SA=0，KA=1.3，H=3.2m，將以上參數代入式（2）可得直接頂厚度計算公式為：MZ=9.6（1-η）（3）由于工作面支架需要承擔直接頂的全部重量和老頂的部分重量，即支架工作面阻力P=A+PE，式中：A為直接頂作用力，MPa；PE為老頂作用力。則直接頂給予每架的總力為：PA=A·S=γ·MZ·S（4）由于支架最大控頂距為8.5m，中心距為1.75m，則支架支護面積S=14.875m2，取頂板巖層容重為γ=25kN/m3，將以上參數代入式（4）可得PA=3570（1-η）kN對于充填工作面，充填液壓支架對于頂板的主動支撐作用是保護直接頂與老頂之間的連續性，使其不發生離層和直接頂大范圍破碎垮落現象。充填工作面與傳統綜采工作面的護頂、護幫和擋矸轉變為控制支架上方直接頂與老頂的整體性和維護最大的充填空間。因此，對于充填液壓支架的選型有以下3個要求：①在同樣地質條件下充填支架的支撐能力設計不能小于綜采支架；②充填支架后頂梁的支撐強度要大于前頂梁；③充填支架的初撐力即為額定工作阻力。支架工作阻力P=A+PE=kA，式中，k為動載系數，k=1.1~2.0。取k=2.0時，支架工作阻力：P=7140（1-η）kN（5）對于普通綜采工作面，老頂下沉量SA=0.2h，相當于采空區充填率η=0.2；故充填工作面充填率η的取值范圍為0.2~1.0。對于1302N—1#充填工作面，當η=0.2時，支架工作阻力Pmax=5712kN，小于支架最大工作阻力9000kN。而充填工作面支架初撐力必須大于直接頂全部重量，即Pmin=2856kN，故1302N—1#工作面選擇型號為ZC9000/20/38的充填支架能夠滿足生產要求。液壓支架主要技術參數基本支架過渡支架型號ZC9000/20/38ZCG9000/20/38支撐高度(mm)2000～38002000～3800中心距(mm)17501750寬度(mm)1660～18601660～1860初撐力(kN)7755(P=31.5MPa)7755(P=31.5MPa)工作阻力(kN)9000(P=36.55MPa)9000(P=36.55MPa)支護強度(MPa)0.90.9操縱方式本架操縱本架操縱移架步距(mm)600600底板比壓(MPa)2.1～2.872.1～2.87重量(kg)350000350000中置式(兩架一組)上端頭支架中置式(兩架一組)下端頭支架型號ZYZ13200/20/40ZYZ13200/20/40支撐高度(mm)2000～40002000～4000單架寬度(mm)520600整架長度(mm)1465010341整架寬度(mm)26202620初撐力(kN)10500(P=31.5MPa)11000(P=31.5MPa)工作阻力(kN)13200(P=39.7MPa)13200(P=39.8MPa)支護強度(MPa)0.4-0.520.49行程(mm)7501200重量(kg)6478942850錨固支架(兩架一組)中置式（兩架一組）超前支架型號ZCZ3200/20/44型組合式型號ZCZ4800/20/44支撐高度(mm)2000～4400支撐高度(mm)2000～4400單架寬度(mm)530單架寬度(mm)530整架寬度(mm)2620整架寬度(mm)2620初撐力(kN)2616初撐力(kN)3924(P=31.5MPa)移架步距1200mm工作阻力(kN)4800(P=38.5MPa)支護強度(MPa)0.96支護強度(MPa)0.98工作阻力(kN)6400移架步距(mm)1200操縱方式本架手動操作操縱方式本架手動操作重量(kg)160000重量(kg)1500003.前、后刮板運輸機按照前部運輸機滿足采煤機割煤能力，后部運輸機應滿足后部充矸能力的要求，根據工作面生產實際，前、后部運輸機選型分別采用SGZ730/400型和SGZ730/400中雙鏈鑄焊封底式刮板運輸機，主要技術參數見表所示。工作面刮板輸送機參數前部運輸機充填刮板機型號SGZ730/400SGZ730/400運輸能力(t/h)700350出廠長度(m)122122電機功率(kW)2×2002×200電源電壓(V)11401140中部槽規格(mm)長1750×內寬730×高275長1500×內寬730×高285圓環鏈規格(mm)Φ26×92-CmmΦ26×92-Cmm減速器型號JS200，i=36.737JS200，i=36.737電機型號YBSS-200YBSS-2004.轉載機轉載機主要參數型號SZZ730/200運量(t/h)800電源電壓(V)1140長度(m)64m刮板鏈(mm)2－Φ26×92mm，中雙鏈鏈條破斷負荷(kN)850鏈速(m/s)1與皮帶有效搭接長度(m)＞125.破碎機破碎機主要參數型號PLM1000裝機功率(kW)200破碎能力(t/h)1000電源電壓(V)1140錘頭數量(個)4進/出口塊度(mm)700×700破碎粒度（mm）＜300電機型號YBSS-160A6.膠帶輸送機膠帶輸送機的能力應與轉載機及后部充矸運輸機能力相配套。由于膠帶輸送機輸送能力與運輸距離密切相關。工作面走向長度不同，膠帶輸送機在工作面生產能力相同的情況下，其裝機功率需隨運輸距離的加長而加大。為保證充填工作面開采及矸石充填，全部選用DSJ100/80/2*125型皮帶機，主要技術參數如下：DSJ100-80-2*125膠帶輸送機主要技術參數表序號技術指標技術參數1輸送帶寬度1000mm2運輸能力800t/h3帶速2.5m/s4功率2*125kW7.乳化液泵乳化液泵站系統采用BRW315/31.5型乳化液泵，兩泵一箱為一套。乳化液泵站主要參數型號BRW315/31.5(兩泵一箱)公稱壓力(MPa)31.5公稱流量(L/min)315電機功率(kW)2*315工作介質含3～5%乳化油中性水溶液工作電壓(V)11408.噴霧泵站噴霧泵站選用BPW160/16型噴霧泵站，兩泵一箱為一套。噴霧泵站主要參數型號BPW160/16(兩泵一箱)額定壓力(MPa)16額定流量(L/min)160工作容量(L)2000電機功率(kW)2*132電機電壓(V)1140山東新巨龍公司能源有限責任公司二采南翼充填采區設計說明書PAGEPAGE126圖3-3充填工作面設備配套圖三、工作面布置二采南翼充填采區布置5個回采工作面，根據公司工作面采區分布以及系統布置，充填采區沿用二采南翼（淺部）通風、運輸等系統，切眼布置在工作面北部，工作面自北向南推采。四、生產能力及工作制度（一）回采工作面生產能力1.單刀產量Qg=L·Bg·Hg·γ·kg式中：Qg——割一刀煤產量，t；L——工作面長度，L＝120m；Bg——采煤機截深，Bg=0.6m；Hg——采煤機平均割煤高度，Hg=3.5m；γ——煤的密度，γ＝1.36t/m3；kg——采煤機割煤回收率，kg=0.95。則：Qg=120×0.6×3.5×1.36×0.95≈325.6t。2.日產量Qr=(Qg+Qf)·N式中：Qr——日產量，t；N——每日割煤次數，4。則：Qr=325.6×4=1302.4t。3.年產量Qn=Qr·M式中：Qn——年產量，t；M——年生產天數，276；則：Qn＝1302.4×276≈35.9萬t。（二）工作面充矸能力計算1.單刀矸石產量=120×3.2×0.6×2.5×0.85=489.6t2.日充矸石量=489.6×4=1958.4t3.年充矸石量=1958.4×276=54.05萬t（三）工作制度及作業方式年工作日276天，每月工作天數23天，采用“三八”工作制。回采工作面作業方式采用兩班出煤一班檢修，每班各2.0刀，截深0.6m；掘進迎頭三班掘進，班進尺巖巷3m，煤巷9m。五、采區服務年限根據工作面循環產量、日產量及年產量分析，確定采區生產能力為35.9萬t/a，采區服務年限為3.2年。六、采面接續根據開拓方案“換煤30萬噸/年、充矸50萬噸/年”規劃目標以及集團公司掘進矸石充填實施方案，結合二采區南翼、八采區開采時間以及十一采區開拓進度，規劃在一采區北翼、二采區南翼布置充填工作面，形成兩個充填區域接續開采。優化礦井回采接續，一采區北翼充填面與二采區南翼綜放面并行生產，二采區南翼充填面與八采區綜放面并行生產，確保二采區南翼充填面與綜放面互不影響?？紤]礦井生產實際，確定具體的開采順序，如表3-1所示。表3-1工作面開采順序表區隊工作面編號煤厚（米）面長（米）走向長

（米）儲量（萬噸）起止時間綜放二區2303S7.42602288208.015.10.01～16.06.171304N8.46260995257.016.05.01～16.12.232304S9.012602428639.016.12.10～18.10.2083019.02601130282.018.09.01～19.05.202305S9.02601918515.019.05.21～20.10.1083029.02601185345.020.10.11～21.08.102306S9.02601925558.021.08.11～23.01.1083039.02602215631.023.01.11～24.08.202307S9.02601865510.024.08.21～25.12.31綜放一區1302N-1#充填面3.382206.86.916.02.05～16.05.312305S-2#充填面3.012036517.016.06.20～16.12.101302N-2#充填面3.58546518.017.01.01～17.07.311303N-1#充填面2.680/100102030.017.09.01～18.07.312306S-1#充填面3.080/14040020.018.10.21～19.05.201303N-2#充填面3.0120/86102538.019.06.10～20.08.312306S-2#充填面3.080/14070033.020.10.11～21.05.201304N-1#充填面3.513040023.521.07.01～22.03.311304N-2#充填面3.513040023.522.05.01～23.02.282307S-1#充填面2.510555018.723.04.01～23.09.052307S-2#充填面2.5130/6055018.923.10.01～23.12.20第四章煤矸分離系統為降低毛煤含矸率，增加主井有效提升量，同時為充填工作面提供矸石來源，新巨龍公司有必要在井下建設一套煤矸分離系統，在井下對煤矸進行分離，分離后矸石進入充填工作面，塊煤返回礦井主運皮帶升井，實現矸石不升井、綠色開采戰略目標。2014年開始，公司投資6000余萬元配套建成了年處理能力1400萬噸、全國最大的井下重介淺槽煤矸分離系統，煤矸分離系統2015年正式投運。主要分選及運輸設備能力計算：一、運輸設備能力計算（一）毛煤入洗皮帶機ⅰ.設備參數DTⅡ（A）-1600/1000，B=1600mm，L=94.00m,H=5.615m,Q=3300.00t/h,V=4.0m/s,a=0→8.00°；雙電動滾筒：Pe=132.0×2kw，660/1140V，防爆2.流量計算2325.90t/h，系數1.40，能力峰值：3300噸/h3.功率計算（1）空載功率計算：Pk=6.75×4.0=27.0KW（2）載荷功率計算：Ph=14.5×3300/1000=47.85KW（3）提升功率計算：Pt=18.0KW×3000/1000=59.40KW（4）軸功率Pz：Pz=﹙Pk+Ph+Pt﹚×1.10÷0.90=164.08KW（5）選用雙滾筒功率PX：PX=（PZ靠一級,升一級），選110.0×2KW，又考慮與SEW減速機驅動配型方便，選132.0×2KW;4.皮帶脹力計算與皮帶選型（1）滾筒圓周驅動力F（N）計算由所需電機功率：Pmerf＝164.08KW、V=4.0m/s，查取圖表獲取滾筒圓周驅動力F，F=50000（N）（2）膠帶最大脹力計算①滾筒摩擦系數μ，取值：0.35；②滾筒包角а，依據裝配圖，取值：197.08°；查得系數C＝3.40；③通過查取圖表，獲大皮帶最大脹力：Fmax＝180000（N）（3）選擇膠帶①織物芯輸送帶層數Z=＝＝4.5，為安全運行，取6層；式中，n—穩定工況膠帶靜安全系數，取12；B—膠帶寬度，1600mm；σ—膠帶縱向扯斷強度，300N/mm··層②鋼繩芯輸送帶選型計算Gx≥＝＝1350（N/mm）鑒于龍固礦型大，皮帶運輸量及波動情況較大，本設計選鋼絲繩芯膠帶，型號-2000型（二）篩下原煤轉載皮帶機1.設備參數DTⅡ（A）-1600/1000，B=1600mm,L=96.88m,H=7.715m,Q=3000.00t/h,V=4.0m/s,a=4.55°；雙電動滾筒：Pe=132.0×2kw，660/1140V，防爆2.流量計算1988.88/2325.90t/h，系數1.25,能力：2500/3300t/h3.功率計算（1）空載功率計算：Pk=6.75×4.0=27.0KW（2）載荷功率計算：Ph=14.5×3300/1000=47.85KW（3）提升功率計算：Pt=21.0KW×3300/1000=69.30KW（4）軸功率Pz：Pz=﹙Pk+Ph+Pt﹚×1.1÷0.9=176.18KW（5）功率PX：PX=PZ靠一級,升一級，選110×2.0KW，，又考慮與SEW減速機驅動配型方便，選132.0×2KW；4.皮帶脹力計算與皮帶選型（1）滾筒圓周驅動力F（N）計算由所需電機功率：Pmerf＝164.08KW、V=4.0m/s，查取圖表獲取滾筒圓周驅動力F，F=50000（N）（2）膠帶最大脹力計算①滾筒摩擦系數μ，取值：0.35；②滾筒包角а，依據裝配圖，取值：197.08°；查得系數C＝3.40；③通過查取圖表，獲大皮帶最大脹力：Fmax＝180000（N）（3）選擇膠帶①織物芯輸送帶層數Z=＝＝4.5，為安全運行，取6層；式中，n—穩定工況膠帶靜安全系數，取12；B—膠帶寬度，1600mm；σ—膠帶縱向扯斷強度，300N/mm··層②鋼繩芯輸送帶選型計算Gx≥＝＝1350（N/mm）鑒于龍固礦型大，皮帶運輸量及波動情況較大，本設計選鋼絲繩芯膠帶，型號-2000型（三）塊原煤轉載皮帶機1.設備參數DT（Ⅱ）-10063，B=1000mm,L=94.31m,H=10.10m,Q=500.00t/h,V=2.0m/s,a=6.11°；電動滾筒：YZWB-dI-45.0-2.0-100-63，Pe=45.0kw，660/