第1章 礦（井）田地質概況1.1礦（井）田位置及交通 交通位置一、位置哈拉溝礦井位于陜西省神木縣西北部55km處的烏蘭木倫河東側，屬大柳塔鎮管轄，地理坐標東經110°09′41″--110°18′35″，北緯39°17′02″--39°35′16″，井田范圍南界為哈拉溝，以35、47、226號鉆孔連線為界，與大柳塔井田相鄰；北界以過18號鉆孔沿NE60°方向引線為界，與石圪臺井田相鄰。東以七概溝及陜蒙省界為界，與新廟預留區相鄰；西以烏蘭木倫河為界，與上灣、補連塔井田隔河相望。井 田東西長8.4-11km，南北寬 8.3-10km，井田面積 81.49km2。二、交通哈拉溝煤礦位于 陜西省神木縣大柳塔鎮以北 4.5公里，南距 神木縣城55公里，北距內蒙古鄂爾多斯市 98公里，西距內蒙新街鎮 50公里。包（頭）神（木）鐵路及包（頭）府（谷）公路由煤礦西緣縱貫南北，向北可達包頭、呼和浩特，向 南至神木北站經神（木）延（安）、西（安） 延（安）鐵路可達 西安，經神（木）朔（州）鐵路可達山西乃至全國各地。見交通 位置示意圖。-1-圖1-1 交通示意圖-2- 地形地貌哈拉溝煤礦位處陜北黃土高原北部與毛烏素沙漠東南緣的接壤地帶，地勢總體中東部高，西部低，地形起伏較大，最低點在哈拉溝與烏蘭木倫河交匯處海拔1084.10m；最高點在井田北部討素傲包,海拔1349.6m，相對高差265.5m；一般地面海拔標高為1200-1300m。井田大部分為風沙堆積區，沙丘連綿波狀起伏，或為平緩沙地，地表植被稀疏，溝谷兩側基巖斷續裸露。區內溝流分屬兩支水系，以陳家坡、郝家壕、討素傲包及后圪臺一線為分水嶺。該分水嶺以西為烏蘭木倫河水系，有三元溝、沙溝、哈拉溝等；溝流均自東向西匯入烏蘭木倫河；以東為餑牛川水系，有七概溝及其次級溝流郝家溝、召圪臺溝等；自西北向東南在本井田之南約3km處匯入餑牛川。烏蘭木倫河，河谷平坦寬闊，為河流侵蝕堆積地貌。發源于內蒙古鄂爾多斯市西南巴 定溝，在本井田南約35km處的神木縣店塔附 近與餑牛川匯合后 稱窟野河。多 年平均流量為7.4m3/s，年徑流量1.2-3.4 億m3，最大日平均流量為23.86m3/s，年輸沙量309-123000 萬t。該河從本井田西緣由北 向南流過，河道寬約 1000m。 氣象及水文情況氣象本區屬北溫帶半 干旱大陸季風性氣候，冬季嚴寒，夏季 酷熱，春季風頻，秋季涼爽， 四季冷熱多變，日夜溫差懸殊。干旱少雨，蒸發 強烈，降雨集中，全年無霜期 較短，10月初上凍，次年3月解凍。主要氣象參數如 下（據神木氣象站）：-3-年平均氣溫8.4oC極端最高氣溫38.9oC(1966.6.21)極端最低氣溫-28.49oC(1958.1.16)多年平均降雨量435.7mm日最大降雨量136.3mm(1959.7.21)枯水年降雨量108.6mm(1965)豐水年降雨量819.1mm(1967)多年平均蒸發量1774.1mm多年相對濕度56％平均風速2.2m/s極端最大風速為25m/s最大凍土深度1.46m水文情況哈拉溝礦井位于烏蘭木倫河中游東岸，井田地形特征呈中東部高，西部低特點，地面海拔標高1084.1-1349.6m，相對高差265.5m。地貌以風砂堆積沙丘、砂梁，流水風蝕砂丘、砂梁地貌為主，其間發育沖溝、洼地等微地貌單元，中東部有紅土出露，是井田地表水的分水嶺，向兩側地形逐漸變低，分屬于烏蘭木倫河與勃牛川水系。井田內及周邊發育的常年性河（溝）流有烏蘭木倫河、七概溝、哈拉溝、沙溝、三元溝等；地表水體水庫共有4座，分別為瓷窯灣水庫、郝家壕水庫、召圪臺水庫、王家坡水庫。地表水系及水體1991年井田勘探時流量庫容統計如下：-4-各河（溝）流流量統計表（1991年）名稱烏蘭木倫河七概溝哈拉溝沙溝飲馬泉流量極值（L/S）280-1285021.279-30.60993-2348.15-1918-40流量平均值（L/S）353925.092140.8513.625.75調查水庫統計表（1991年）水庫名稱水面標高（m）平均水深（m）壩體與補給來源3備注庫容（m）瓷窯灣水庫1188.5451.75沙土壩、溝流30000郝家壕水庫1259.503.00沙土壩、溝流2000召圪臺水庫1276.603.00沙土壩、Q3S泉水90000王家坡水庫1294.502.00沙土壩、Q3S泉水80十幾年來，隨 著礦井建設及井田內 煤礦、小窯開采，降 水量逐年的減小，國家出臺的 退耕還林政策使得井田內植被恢復，涵養 水分增強，水土流 失減小等因素，使得井田水文地質條件有了一定的變化， 井田內所有的水庫庫容減小，甚至干涸；僅庫容較大的水庫還殘留一定的庫容。 地表水系流量相對都有減小，減小幅度在23～35%之間，三元溝飲馬泉附近的瓷窯灣煤礦關閉，水文地質條件恢復，泉水流量影響較小，現流量在原流量范圍之內。二00四年礦井在02201、02202工作面地質及水文地質勘查時觀測的地表水流量如下-5-名稱哈拉溝 沙溝 飲馬泉 備注項目實測流量值（ L/S） 92.59 10.48 34.36 哈拉溝根據供水資料各河（溝）流流量統計表（2004年） 礦區概況礦區開發情況一、礦區現有礦 井生產概況哈拉溝煤礦原為神木縣縣辦煤礦，1986年礦建開始，1990年投產，設計生產能力30萬t/年。1995年進行擴建,生產能力達到60萬t/年。開拓了主斜井（現為2號平硐）、副斜井和斜風井，用普通房柱式炮采法，共開采了18個工作面。礦井投入生產的井筒共五條，包括主斜井、1號平硐、2號平硐、立風井和斜風井。各井筒主要參數如下：主斜井井筒斜長423.20米傾角-14°方位60°1號平硐井筒斜長163米傾角-4.5°方位62°2號平硐井筒斜長67米傾角-5.5°方位62°斜風井井筒斜長23米傾角-20°方位60°-6-二、老窯分布情況在哈拉溝煤礦范圍內的煤礦：一、哈拉溝礦（神木）：位于礦井西南部，井田面積為17.4217km2，1986年礦建開始，開采2-2煤層，1990年投產，原為原神府公司與神木縣合辦的中型礦井，設計生產能力30萬t/年。2000年10月移交神東煤炭分公司管理，并由陜西省資源廳頒發了采礦許可證，證號為6100000021633。采用旺格維利房柱式采煤方法，生產規模達300萬t/年。現有的哈拉溝煤礦是在該礦基礎上改擴建形成的。二、前石畔礦：位于井田西部瓷窯灣火車站附近。原為神府公司與綏德縣人民政府合辦的企業。井田面積13.91km2；設計生產能力45萬t/年。由陜西省資源廳頒發了采礦許可證，證號為61000000320298。1986年礦建開始，開采2-2煤層。井田生產方式為斜井-平硐開拓，房柱式炮采，中央抽出式通風，膠帶機運輸。2003年神東煤炭公司與綏德縣政府達成了接收井田的協議，已辦理了轉讓登記手續。目前該礦已經封閉。三、瓷窯灣煤礦：位于井田西北角， 1986年8月礦建開始，開采 2-2煤層，本煤礦最初由原華能精煤公司與陜西省佳縣人民政府聯辦， 1993年由佳縣獨辦。 1998年陜西省地礦局頒發采礦許可證，2004年3月換新證（采礦許可證號 ），生產規模 45萬噸/年；井田面積 10.275km2。平硐開拓，房柱式炮采，中央抽出式通風，膠帶機運輸。 2004年神東煤炭公司與 佳縣人民政府達成協 議，已辦理了轉讓登記手續。目前該礦已 經封閉。礦區經濟情況-7-本區國民經濟狀 況欠發達，各種設施比較落后。以農業為主，主要農作物有玉米、土豆、谷子、蔬菜等，糧食可以自給。近年來，工業發展迅速，以煤炭、電力、 化工等企業帶動，地方經濟較為富裕。1.2礦（井）田地層及地質構造 地層礦井地面大部分為第四系松散沉積物所覆蓋，僅在烏蘭木倫河東岸及其大的支溝上有基巖出露。據大量鉆孔揭露及地質填圖資料，井田地層由老至新有：三疊系上統永坪組（T3y），侏羅系中、下統延安組（J1-2y），中統直羅組（J2z），安定組（J2a），第三系及第四系。含煤地層侏羅系中下統延安組（J1-2y）屬湖泊三角洲沉積。在橫向巖性變化較大，但在垂向上具有明顯的層韻結構。據巖、煤層組合特征、物性特征及古生物組合特征，可分為五個中級旋回巖段，每段含一個煤組自上而下依次為1～5煤組，煤層位于各段頂部。 構造本區地層總體呈 傾向SW的單斜構造，起伏不大，見寬 緩的起伏，傾角一般小于 1°。在礦井南部有一條小規模正斷層， 無巖漿巖侵 入，整體來講構造簡單。一、褶曲從煤層底板等高 線圖上明顯可見地層產狀在不同地段略 有差異。大致以斷-8-層為界，以東為 一近乎水平的“平臺”，坡降僅6～10‰，局部有 低緩“凹盆”或“穹窿”。斷層西側一般傾角小于 1°,坡降12～14‰。平面表 現為呈“S”狀展布的箕狀，鼻狀構造相間出現，但波幅小于 10m，翼寬大于 750m，一般箕狀構造翼寬 較大，最大可達2.5公里。以上構造對礦井開拓基本沒 有影響。二、斷層井田幾乎沒 有影響開采的大斷層，零星分布一些小斷層，對開采沒有任何 影響。三、其它構 造在哈拉溝煤 礦井田內無巖漿巖侵入、無巖溶陷落柱的分布。1.3礦體賦存特征及開采技術條件 煤層及煤質煤層此次設計是對井 田3號煤層的開采設計，3號煤層厚度 0.74m~3.50m, 平均厚度2.34m.自西北向東南呈變薄趨勢，厚煤區位于井田西部。含煤系數在平面上變化規律與上述可采煤層總厚度基本相同，含煤系數1.9-10.7，平均6.8；富煤區一般為6.5-9.0，變化趨勢自西北向東南減小，自南向北增大。局部變化異常點與可采煤層總厚度變化一致，煤層特征表見下圖。-9-含煤煤層特征數平煤極小值-極均層可大值變可段系變穩段標準異采煤層結構采平均值號數概定厚編差系概情(%(m)比程(m))數率況號度結構單全37.6.0.74-3.500.30.0.3一,個別較區30.80三2.34穩424908點含一層可矸.定采圖1-3-13 號煤層特征表煤質煤層呈黑色，條痕褐黑色，弱瀝青 —瀝青光澤，斷口參差狀、階梯狀為主，部分棱角狀和貝殼狀。煤層有機顯微組分含量很高，其平均值變化在97.2-98.4% 之間，其中鏡質組含量平均值為 27.4-58.4% ，絲質組 34.9-53.4% ，鏡質組反射 率在0.456-0.576 之間，屬I煤化階段，即低煤化度煙 煤。 瓦斯賦存狀況、煤塵爆炸危險性、煤的自燃性及地溫情況瓦斯-10-哈拉溝井田 3號煤層勘探取瓦斯樣作測試分析，其煤層瓦斯含量 數據見表。煤層瓦斯含量及成分表煤瓦斯成分(%)瓦斯含量(ml/g·可燃質)層重重N2CO2CH4N2CO2CH4號烴烴390.14～1.66～0～4.7100.01～0～98.345.150.040.02由表可得出，井田內3號煤層瓦斯含量為0.01～0.06ml/g·可燃質,平均0.035ml/g·可燃質，煤層自然瓦斯以N2為主，占90.14-98.34%，CO2次之，占1.66-5.15%，CH4少量甚至微弱，占0-4.71%，重烴為零，瓦斯分帶屬CO2-N2帶。2.煤塵井田內個煤層的煤塵爆炸指數在32.43～40.16%之間。根據礦井主采的3號煤層煤塵爆炸性鑒定數據，3號煤層抑制煤塵爆炸最低巖粉量為70%，火焰長度大于400mm。煤塵有強爆炸危險。3.地熱本井田屬無高溫地熱危害的地溫正常帶，地溫梯度 為2.93℃／100m。煤的自燃傾向性井田內 3號煤均為自燃～易自然煤層。 水文地質（一）新生界松散層 孔隙潛水-11-第四系河谷沖積層潛水主要分布于井 田西部烏蘭木倫河沿 岸。巖性為砂礫卵石 ，沙層，各地段相差較大,一般厚 4-12m，水位埋深 0-1m，水柱高度 3.17-3.27m 。單位涌水量0.065-0.1832l/s.m ，滲透系數 1.94-7.29m/d ，富水性中等到弱，水質為HCO3-Ca.Na型水，礦化度為0.25-0.31g/l 。上更新統河、湖積層潛水上更新統河、 湖積層潛水含水層即 薩拉烏蘇組含水層， 是井田內最主要的含水層。巖性為黃褐色中細砂、粗砂、含粉砂及粘土透鏡體，底部局部含小礫石。其沉積厚度受古地形制約，一般在古河槽中心沉積較厚，而向兩側逐漸變薄。上新統三趾馬紅土隔水層（N2）三趾馬紅土主要分 布于井田中東部。厚 0.9-69.04m ，平均19.72m。巖性為淺紅、棕紅色粘土及亞粘土，含鈣質結核，大部與基巖直接接觸，是井田內 良好的隔水層 。局部底部含礫石，呈鈣質膠結或未膠結，形成 局部的透水層。（二）中生界碎屑 巖類裂隙承壓水直羅組裂隙承壓水分布廣泛，僅局部缺失。巖性為淺灰色、灰白色中、細粒砂巖、粉砂巖及泥巖，平均厚度32.58m；含水層為中、細粒砂巖及粗砂巖，泥質膠結，平均厚度21.48m。上部泥巖、砂質泥巖風化后易于軟化，與第三系紅土一起形成隔水層，故直羅組地下水在井田內為承壓水；下部巖石完整，裂隙不發育。單位涌水量0.00681l/s·m，滲透系數0.0367m/d，富水性弱到極弱，水質為HCO3-Mg·Ca型水，礦化 度為0.17g/l 。-12-延安組裂隙承壓水延安組厚度119.09-227.12m, 平均厚度 174.93m。含水層為灰白色中粗粒砂巖、細粒砂巖。厚度 變化大，常呈透鏡體狀產出，間夾以淺灰色粉砂巖、泥巖、炭質泥巖隔水層，從而組成了復合型互層狀含水巖組段。含水層水位標高1121.87-1229.50m ，鉆孔涌水量 0.018-0.349 l/s ，單位涌水量0.00108-0.02183 l/s.m ，滲透系數 0.001321-0.01573m/d ，屬富水性弱至極弱含水巖組。淺層水質為 HCO3-Na型水，礦化度 0.247g/l ，向深層水質逐漸變差，成為HCO3.Cl-Na或Cl-Na 型水，礦化度大于1g/l 。1.4礦（井）田勘探類型及勘探程度評價依據構造形態、斷層和褶曲的發育情況以及受巖漿巖影響程度，井田為簡單構造；依 據煤層厚度、結構及其變化和可采情況，煤層為 穩定煤層。第2章 井田開拓2.1礦（井）田境界及儲量 井田境界神府煤田神木北礦區前石畔井田—既現在哈拉溝礦井范圍（以下簡稱哈拉溝礦井）是國家計委在1991年以計建設（1991）262號文件批準由神華集團前身―華能精煤公司2規劃開采的井田，面積85km。1993年10月20日，原華能精煤公司在華能煤基字（1993）第405號文件《關于前石畔、瓷窯灣礦井縮小井田范圍的批復 》中根據礦區總體設計以及原榆林行署共同簽定的《關于解決前石畔、瓷 窯灣煤礦問題座談紀要》明確-13-了哈拉溝礦井除主體礦井外另含三個小礦井， 即前石畔礦井（綏德）、瓷窯灣礦井（佳縣）、哈拉溝礦井（神木），并確定了各小礦井的范圍。1992年，由原華能精煤公司委托陜西煤田地質局一八五隊完成勘探（精查），1994年2月18日，陜西省礦產儲量委員會通過評審，以陜儲審字（1994）004號決議書批準井田儲量111005萬噸。2井田走向長度大約 11km,傾向寬度大約 9km,井田面積約 81.49km。井田拐點坐標如下：點號緯距（X）經距（Y）點號緯距（X）經距（Y）16642860033128006532970030509002554270038241007543810030727003529860037211008564720029828004508920034176009596100028921005508910030860001061760002771000 資源/儲量（1）礦井地質資源根據礦井煤層底板等高線及儲量計算圖，通過計算得到礦井地質資源量為 24604萬噸。（2）礦井設計資源/儲量礦井工業資源/儲量減去設計計算的斷層煤柱、河流煤柱、井田境界煤柱和地面建筑物、構筑物等永久保護煤柱損失量后的資源 /儲量為礦井設計資源/儲量。經計算，本井田去除井田境界、鐵路、烏蘭木倫河等永久保護煤柱后， 礦井設計資源/儲量為24380-14-萬噸。（3）礦井設計可采儲量礦井設計可采儲量為礦井設計資源/儲量減去工業場地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采區回采率。即：礦井設計可采儲量＝礦井設計資源 /儲量－工業場地和主要井巷煤柱煤量－開采損失。采區回采率：根據設計布置， 3號煤層采區回采率為 90%。礦井設計可采儲量為 21111萬噸。 安全煤柱井田邊界以外有包神鐵路及包府鐵路，烏蘭木倫河沿井田邊緣。根據《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規程》，均按 I級保護級別維護，通過計算留設以下煤柱：1、井田境界煤柱寬度取 20m；2、煤層大巷兩側煤柱寬度各留 100m；3．鐵路及烏蘭木倫河保護煤柱寬度取 100m。(本井田煤層為近水平煤層，圍護帶下伏各煤層按表土層移動角 φ=45°，基巖層移動角δ＝γ＝β＝75°)-15-井田可采儲量匯總表單位：Mt礦井工業礦井設開工業場地和主要井采設計可煤層資源永久煤柱損失計資源巷煤柱損采儲量/儲/儲量量失公輸電線路、井田、井筒、大路、地面炸藥合火燒巷、工業合計合計鐵路庫、廟宇、計邊界場地河流鐵塔246.2.24.332.24243.809.539.53211.11042482.2礦井工作制度礦井年工作日為 330d。本礦井主要采掘 設備均為國產，設備可靠性強、日常維 修及維護量較小，因此礦井工 作制度采用“四六”制，三班生產，一班準備，日凈提升時間 16h。設計確定礦井設 計生產能力按礦區總體規劃為3Mt/a，礦井生產能力的 確定主要考慮了以下因素：-16-1．資源量本次設計哈拉溝 礦井 3號煤層面積81.497km2，地質資 源量估算為 24604萬噸，工業 資源/儲量24380 萬噸，扣除各種煤柱和開采損 失后，設計可采儲量21111萬噸，有條件建設 3.0Mt/a 設計生產能力的大型礦 井。按設計 規范對礦井服務年 限的規定，本礦井井型為3.0Mt/a 時，服務年限滿足規范要求。但井型再增大 后，礦井服務年限則不能滿足規范要求。2．開采技術條 件本井田地質構造 及水文地質條件簡單，煤層賦存條件好，埋藏淺、瓦斯低，煤層平緩。主采的 3號煤層均為中厚煤層，適合采用 一次采全高綜采工 藝開采，工作面生產 能力較大。3．煤質及市場 條件好哈拉溝井田煤質優良，具有“三低一高一富”的特點，即：低灰、低硫、低磷、高發熱量、富油煤。煤類以長焰煤（41）為主，次為不粘煤（31），各煤層煤類單一，是優質的環保型煤和化工原料用煤，目前其深加工的產品在國內、國外市場上供不應求。4．煤炭外運銷 售條件優越包（頭）～西（安）線，神（木）～朔（州）線，包（頭） ~神（木）線，包（頭） ~府（谷） 線，與井田相接，外運條件卓越。5．有先進的經 驗可以借鑒神東礦區被專家稱為新世紀的中國“煤都”，依靠科技進步，成功創建了千萬噸礦井群、千萬噸綜采 工作面、百人千萬噸礦井高產高效新模式，不斷實現神東公司高產高效建設的新跨越。同一煤田、相似的開采技術條件，為哈拉溝建設特大型礦井提供了可以借鑒的經驗。綜上所述，設計認為礦區總體規劃批復的 3.0Mt/a 設計生產能 力是合適的。 礦井服務年限礦井服務年限按 下式計算：T＝Z/（KA）-17-式中：T——礦井服務 年限，a；Z——礦井設計 可采儲量，Z＝211.11Mt；A——礦井設計 生產能力，A＝3.0Mt/a ；K——儲量備用 系數，取1.3。T＝54.67a2.3 井田開拓 影響開拓方式的主要因素．本次設計哈拉溝3號煤層范圍走向長約10.0km，傾向寬約9km，面積81.49704km2。地質資源量為 246.04Mt，工業資源/儲量為 243.80Mt，礦井設計可采儲量為211.11Mt。儲量豐富，地質構造簡單，區內無大的斷裂及褶皺構造，也無巖漿巖侵入。2．3號煤層基本全區可采煤層，煤層厚度為0.74～3.50m，平均厚度2.34m；3.3號煤層煤層結構簡單，分布范圍大小均勻。4．地面地形簡單，合適的工業場地選擇范圍較多，工業場地和井口位置應首先考慮沿鐵路及烏蘭木倫河東岸選擇。5．井田北部小煤礦開采區作為地方煤礦整合區由地方政府及煤炭管理部門實施整合。井田開拓應考慮可阻止小煤窯越界開采本礦資源的開拓方式。 井田開拓主要技術原則1．礦井設計生 產能力 3.0Mt/a ，充分考慮建井條件。-18-2．應用國內外先進設備，提高生產集中化水平，提高工作面單產，簡化生產環節。3．井下開拓巷道布置應根據煤層賦存情況分煤組聯合布置，合理加大盤區尺寸，增加工作面推進長度，減少工作面搬家次數，充分發揮采掘設備的生產能力，適 應未來發展的需要。4．井下輔助運輸應采用被實踐證明設備性能較好，能夠實現連續運輸的無軌膠輪車，以減少輔助運輸環節的人員及設備，提高運輸效率。5．工業場地的選擇盡量靠近煤炭儲量中心，并考慮鐵路運出方向，方便煤炭外運。 井田開拓方案的選擇 井口及工業場地位置方案按照上述井田開拓主要技術原則，通過現場勘察，結合井下條件，設計提出以下兩個工業場地方案：方案一：北部場地方案該方案工業場地位于烏蘭木倫河北部，瓷窯灣車站東側以東，鐵路與礦區2環線公路之間的一塊場地上，標高約為+1134.0m，面積10.81km。該場地附近煤層埋深約110m。礦井主、副、回風井均位于一個工業場地內。該方案的鐵路裝車線由瓷窯灣車站接軌，裝車點設在瓷窯灣車站北側。方案二：中部場地方案該方案工業場地分主、副井、回風井工業場地。場地標高+1170m左右，面-19-2積約7.624km。該場地附近煤層埋深約100m，井田中部離主副井場地東北側約3km處。該方案的鐵路裝車線由瓷窯灣車站接軌，裝車點設在瓷窯灣車站南部。方案一的優點是生產集中、管理方便，地面土方量小，工業場地工程地質條件較好，對外運輸方便，鐵路專用線短，造價較低，井下開拓布置合理。其缺點是場地較為狹窄，地面生產系統布置緊張，現有其他礦井對其有一定的影響，對礦井現有的優勢利用很少，場地偏離儲量中心。方案二的優點是地勢開闊、地面生產系統布置靈活，主井工業場地接近井田儲量中心，井下工程量小，大部分利用了地面設施和井下優勢，其缺點是主副井工業場地分開布置，不利于集中管理，鐵路專用線造價較高，工業場地地處沙丘地帶，工程地質條件稍差。綜合比較，方案二優勢更加明顯，故設計方案為中部場地方案。（見附圖1） 井筒形式及數目的確定根據本井田的規 模和開采技術條件，礦井投產時設三條 井筒，即主斜井、副斜井和回 風井。根據井筒開拓位 置的不同和回風井形式的差異，提出以 下兩種方案：方案一：為便于交通運輸，三條井筒的井口均布置在鐵路東側，三條井筒平行布置，井筒方位均為 240°。工業場地標高 +1170m左右，三條井筒井底均落于3號煤層，井底標高 +1060m左右。主斜井井口標高 +1180m，傾角 13.6°，-20-井筒斜長 514m，井筒內裝備帶式輸送機； 副斜井井 口標高+1170m，傾角7.25°，井筒斜長 958m，其內采用無軌膠輪車輔助運輸；回風斜井井口標高 +1185m，傾角17°，井筒斜長 423m。井筒進入3號煤層后，沿同一方位布置一組煤層大巷，在井田中部附近再設一組南北向大巷，兩組大巷成“丁”字型布置。每組大巷均有三條，分別為膠帶輸送機大巷、輔助運輸大巷和回風大巷。方案二：與方案一一樣，為便于交通運輸，將主、副井筒的井口均布置在鐵路東側，井筒方位角均為270°。工業場地標高+1170左右，兩條井筒井底均落于3號煤層，井底標高+1060左右。主斜井井口標高+1180，傾角13.6°，井筒斜長514m，井筒內裝備帶式輸送機；副斜井井口標高+1170m，傾角7.25°，井筒斜長958m，其內采用無軌膠輪車輔助運輸?；仫L井采用回風立井，布置于井田中部，在距工業場地東北部3km左右。井筒進入3號煤層后，沿同一方位布置一組煤層大巷，由西南橫貫東北，在井田中部附近再設一組南北向大巷，兩組大巷成“丁”字型布置。每組大巷均有三條，分別為膠帶輸送機大巷、輔助運輸大巷和回風大巷。礦井采用兩進一回的通風方式（主、副井進風，立井回風）。通過對比，兩個方案比較相似，但方案二先期投入少，且方案一在初期生產時，三條大巷壓煤量龐大，靠近烏蘭木倫河的三角煤過大，造成了不必要的浪費，方案二則可以有效的開采這部分煤炭。所以綜合比較方案二最為合適。故以方案二作為井田的開拓方案。（見附圖2） 井田內劃分及開采順序-21-根據本井田煤 層傾角 0°~2°的特點，以井下大巷為邊界，將 3號煤層劃分為3個盤區，分別為31、32、33盤區，31盤區作為首采盤區。井下所有大巷沿煤層布置。服煤采區尺寸主可采務層序盤區采走向傾斜儲量年傾面積備注號名稱(Mt)煤長度長度（m2）限角（m）（m）層(°)（a）13160.3715.4<26.9～7.44.1630.63523270.1818.3<27.1～7.34.0128.53033380.5520.6<27.1～7.34.0128.335盤區特征表2.4井筒 井筒斷面設計礦井移交時 ，共開鑿三個井筒，即在工業場地內開鑿主、副 斜井和回風立井。1. 主斜井井口坐標： X=3069500.02，Y=5397254.28。井口混凝土底板標高 +1180m。井筒傾角 12.43°，斜長 554.9m。井筒凈寬5000mm,凈斷面積11.9m2，掘進斷-22-面井口段15.7m2，基巖段13.4m2。井筒內安裝一臺鋼芯強力膠帶輸送機,敷設2趟排水管路和1趟消防灑水管路。主斜井承擔井下煤炭提升任務，兼作進風和安全出口。2. 副斜井井口坐標： X=3089516.43，Y=5398860.24。井口混凝土底板標高 +1170m。井筒傾角 6.40°，斜長 957m。井筒凈寬5600mm,凈斷面積21.9m2，掘進斷面井口段30.4m2，基巖段25.6m2。井筒內鋪300mm厚混凝土,以滿足無軌膠輪車運行。副斜井承擔礦井輔助提升任務，兼作進風和安全出口。3. 回風立井井口坐標：X=3454293.45，Y=5435614.23。井口標高 +1032.80m。垂深110m,凈寬 5000mm，凈斷面積 19.63m2，掘進斷面井口段 32.17m2,基巖段 28.27m2。承擔礦井回 風任務，兼作安全出口。（見附圖3） 井筒特征井筒特征表序井筒名稱井筒特征備注號主井副井回風立井1徑距（X）3069500.023089516.433454293.45井筒坐標5397254.285398860.245435614.23緯距（Y）2井口標高（m）+1180+1170+11923井筒傾角（°）12.436.40904提升方位角（°）27027005井底標高（m）1043106310836井筒斜長（m）542.9957110-23-7井筒寬度（m）凈45.85掘4.76.86.28井筒凈斷面表土段11.921.919.63（m2）基巖段11.921.919.639井筒掘進斷表土段15.730.432.17面（m2）基巖段13.425.628.271井壁厚度表土段3505007000（mm）基巖段1201505002.5 井底車場及硐室 井底車場本井田采用斜井開拓，煤炭運輸直接由主斜井膠帶輸送機運至地面，輔助提升運輸采用無軌膠輪車，因此,不存在傳統意義上的井底車場。 井底車場主要硐室井底車場附近設有井下主變電所、井下主排水泵房、井下消防材料庫、井下爆破材料發放硐室，井下調度室等。井下主排水泵房長20m，凈寬4.5m,墻高2.7m,凈斷面20.0m2采用混凝土砌碹支護；井下主變電所長 40m，凈寬3.8m,墻高1.7m,凈斷面12.1m2。礦井正常涌水量 為150m3/h，最大涌水量為 230m3/h，井下水倉由主倉和副倉兩條獨立 且互不滲漏的巷道組成，水倉內不鋪設軌 道。水倉有 效容量應能容納8h的正常涌水量， 即1200m3。水倉清理采用 FBZL16型井下防爆裝 載機清理。 井底車場主要巷道和硐室支護方式-24-井底車場巷道均位于3號煤層中，硐室除水倉位于3號煤層底板外,其余均位于3號煤層中。根據硐室用途及服務時間,主變電所、主排水泵房及水倉采用混凝土砌碹支護,井下消防材料庫采用錨噴支護。井底車場硐室工程量表順巷道或硐室名稱圍巖支護方式及序類別支護材料1井下消防材料庫半煤巖錨噴2井下主變電所通道半煤混凝土砌井下主變電所巖碹半煤混凝土砌3主排水水泵房通道巖碹半煤混凝土砌主排水水泵房巖碹半煤混凝土砌4管子道巖碹4～6混凝土砌5井下主水倉4～6碹混凝土砌碹

長度 工程量（m3）備注（m） 凈 掘進34.7 607.3 683.644.6 356.8 472.829.0 382.8 498.820.0 202.0 264.024.0 559.2 691.2110 1078.0 1430.0160 1882.0 2245.46第3章 大巷運輸及設備3.1運輸方式的選擇 大巷煤炭運輸方式選擇號煤層可采煤層近似水平，煤層傾角0°~2°，井下主要大巷均沿煤層布置。綜合礦井的生產能力、煤層賦存條件及井下采掘裝備水平等因素，設計確-25-定井下煤炭 運輸采用膠帶輸送機運輸，理由如下：膠帶輸送機對煤層巷道的起伏變化適應性強；運輸能力大，能適應高產高效礦井對煤炭運輸能力的要求；系統簡單，便于實現礦井的綜合自動化管理；環節少，用人少，生產經營費用低。國內外大型礦井的生產實踐也證明，在高產高效礦井中，膠帶輸送機是井下煤炭運輸的最理想工具。 大巷輔助運輸方式選擇根據礦井巷道沿 煤層掘進，坡度一般0～2°，回采工作面采用大功率采煤機回采，巷道為綜掘機及連續采煤機（達產）掘進、錨網支護，采掘工作面用人、用料數量少等特點，需要一種方便、靈活快捷的輔助運輸方式與之配套。無軌膠輪車運輸目前在國內外已廣泛使用，尤其對近水平煤層沿煤層布置大巷的礦井來說，是最有效的輔助運輸方式。該方式雖然設備一次投資較高，但優點十分突出，系統的設置與維護工作量極少，沒有中間環節，可實現地面至井下連續運輸，為有效利用工時、實現高產高效、快速掘進創造了有利的條件。因此，設計確定井下輔助運輸采用無軌膠輪車運輸方式。礦井人員乘無軌膠輪人員運輸車通過副斜井可直達井下各工作地點；物料、設備采用多用途無軌膠輪車從地面經副斜井可直接到達井下各個使用地點。 輔助運輸設備選型-26-無軌膠輪車車型選擇根據本礦井輔助提升運輸系統組成狀況，無軌膠輪車的選型，大部分車輛按照國內生產廠家的產品特點，分別選用煤炭科學研究總院太原分院和常州科試中心有限公司生產的井下防爆無軌輔助運輸膠輪車,支架拖運車輛和支架鏟運車輛按進 口設備選型。井下上下班集中 運送人員選用WCQ-3B型無軌膠輪 人車。井下生產指揮、設備維護維修、搶險時運輸散料、小型物料、小型設備及少量人員等，選用WqC2J(A)型客廂式生產指揮車。運送各種材料和中小型設備等選用WCQ-3B型平板式無軌膠輪材料車。運送散狀貨物（矸石、水泥砂石）選用WCQ-3B型后翻自卸式無軌膠輪材料車。選用FBZL16型防爆裝載機，與WCQ-3B型后翻自卸式無軌膠輪材料車配套完成掘進矸石和水泥砂石等散狀物料的裝卸，亦可進行裝載、推土、鏟挖、起重等作業。選用DBTFBL-10＆CHT-50多功能運輸車，主要用于液壓支架、采煤機、運輸機等大型設備長距離運輸，也可搬運其他大型設備和部件。選用DBTFBL－55型支架鏟車，主要用于工作面液壓支架和大型設備拆離及就位和短距離搬運。井下各型輔助運輸設備主要技術特征見附圖4。(三)無軌膠輪車作業時間無軌膠輪車輛運行速度，運送人員車輛平均車速13.0km/h（3.6m/s），運送材料車輛平均車速15km/h（4.2m/s）。按礦井投產時的工作面運輸距離計算，副斜井井口至各作業點作業時間符合相關規定 。33101 綜采工作面配置液壓支架172架。工作面搬家時， 支架拖車運行速-27-度，重車按4.5km/h，空車按9km/h，搬運一次作業時間約2.27h，2輛支架拖車同時作業，162.31h可完成搬家。(四)無軌膠輪車臺數為滿足礦井輔助運輸需要，礦井移交生產時選用各型無軌膠輪車輛共計23輛，無軌膠輪車數量詳見下表礦井移交生產時無軌膠輪車數量表。礦井生產期間，隨著開拓距離的延伸，可適時調整車輛配置。(五)柴油消耗量礦井移交生產時，正常生產班估算柴油消耗量260L，日柴油消耗量910L。礦井移交生產時無軌膠輪車數量表無軌膠輪車型號及名稱工作備用總數量臺數臺數WCQ-3B型無軌膠輪人車6臺1臺7臺WCQ-3B型平板式無軌膠輪材料車3臺1臺4臺WCQ-3B型后翻自卸式無軌膠輪材料車2臺1臺3臺WqC2J(A)型客廂式生產指揮車2臺2臺FBZL16型防爆裝載機3臺3臺FBL-10＆CHT-50型多功能運輸車2臺2臺DBTFBL-55型支架鏟運車2臺2臺合計20臺3臺23臺3.2運輸設備選型帶式輸送機的選型計算根據《帶式輸送機工程設計規范》進行?？紤]井下工作面生產能力與峰值煤量、大巷條件、煤流系統的前后期能力協調、主運輸設備的配套 情況等，經 過多方案比選和計算，礦井移交投產時 3號煤層大巷帶-28-式輸送機主 要技術參數如下：3號煤層大巷帶式輸送機主要技術參數：B=1400mm，Q=2500t/h，V=4.0m/s，δ=1.032°～0.699°～-5.5°～0°，L=3236m，帶強為St2500N/mm的鋼絲繩芯阻燃輸送帶。驅動型式為頭部雙滾筒三驅動，配710kW防爆電動機三臺；CST750KS型可控起/停驅動裝置三臺（速比 i=24.5714 ）。采用頭部液壓拉緊方式，為 ZLY-02-320 型（防爆）液壓絞車自動拉緊裝置 。礦井投產時僅鋪 設L=2250m，運量為Q=1500t/h 時，驅動型式為頭部 雙滾筒雙驅動，配710Kw防爆電動機二臺,CST750KS型可控起 /停驅動裝置二臺 （速比i=24.5714 ）。輸送帶為 St2500N/mm的鋼絲繩芯阻燃輸送 帶 。其它配置均不變。這樣可降低帶式輸送機的投資，施工、安裝周期縮短，有利于礦井正常生產。以下為 3號煤層大巷帶式輸送機的設計計算：（一）設計依據礦井生產能力3.00Mt/a帶式輸送機運量Q=2500t/h帶式輸送機帶寬B=1400mm3號煤坡度δ=1.032°～0.699°～-5.5°～0°）帶式輸送機長度L≈2900m（L=3236m）煤的松散容重ρ=950kg/m3帶式輸送機工作制度330d/a、16h/d（二）帶式輸送機選型計算1．圓周驅動力的計算根據帶式輸送機的實際工作條件及國內設備生產廠家的加工水平，同時考慮到現場的管理水平等因素后，確定采用并計算出如下參數：-29-托輥運行阻力系數f＝0.030傳動滾筒摩擦系數μ＝0.25帶式輸送機最大提升速度V＝4.0m/s初選輸送帶強度St2500N/mm每米物料重量qG＝173.61kg/m每米膠帶重量qB＝67.20kg/m上托輥每米長轉動部分重量qRO=29.10kg/m下托輥每米長轉動部分重量qRU=10.85kg/m系數C＝1.04主要阻力FH＝154094N(FH＝293101N)主要特種阻力FN＝26768N(FN＝16844N)附加特種阻力FS1＝9780N(FS1＝11196N)傾斜阻力 Fst ＝36257N (Fst ＝64084N)傳動滾筒所需圓 周驅動力 Fu＝FH+FN+FS1+FSt(Fu=385228N)2．電動機功率帶式輸送機穩定 運行時傳動滾筒所需運行功率：PA＝Fu×V/1000＝1517Kw(1541)帶式輸送機驅動 電動機功率：PM＝PA/η1＝1899.6Kw(1929.87)式中：η1——驅動系統正功率運行時的傳動效率。η1=0.7985為此，選擇3臺710Kw、YBPT400-4電動機。3．輸送帶張力 計算帶式輸送機采用 頭部雙滾筒傳動，功率配比1：1。根據輸送機的布置形式確定第一傳 動滾筒的圍包角ф1＝190°，第二傳動滾筒圍包角 ф2＝190°。設FA1、FA2分別為第一和第二傳動滾筒圓周力，F1、F1-2和F2分別為第一和第二傳動滾筒處 的輸送帶繞入點和繞出點的張力，F3、F4分別為尾輪處的輸送帶張力，FA為起動狀態傳動 滾筒圓周力。其中 FA=FU×KA KA 為啟動系數 ，-30-取值KA=1.20第一傳動單元滾筒上圓周力FA1=KA×2/3FA＝303348N(308183N)第二傳動單元滾筒上圓周力FA2=KA×1/3FA＝151674N(154092N)設第二傳動滾筒eμф2值用足時，則：F2＝FA2/（eμф2－1）＝117564N(119438N)F1＝FA＋F2＝496748N(504666N)F1-2＝F2＋FA2＝243959N(273530N)F3=F4=181454N(1815421N)F1/F1-2≤eμф1F1-2/F2≤eμф2故按不打滑條件再按垂度條件驗F上min=g(qG+qB)F下min=g(qG+qB)由F3=F4>F上min最后計算輸送帶

驗算，張力滿足要求。算上、下分支最小張力：aU/(8×0.01)=35435NaO/(8×0.01)=24721N>F下min滿足垂度驗算的安全系數：n=B×St/F1=7.17<n<9 輸送帶安全 系數滿足要。第4章 盤區布置及裝備4.1盤區布置 盤區劃分根據本礦井設計 生產能力，結合井口及工業場地 位置、煤層 賦存條件及勘探控制程度、井田開拓布局，本著“工程省、投資少、見效快”的原則，并綜-31-合考慮運輸、通風、工作面接替等因素，設計確定礦井移交生產和達到設計能力時布置一個盤區，31盤區。31盤區位于井田 東南部，盤區走向長約 7.3km，傾斜寬 4km，面積約30km2。盤區內可采 3號煤層厚度1.09～2.78m,可采儲量60.37Mt。31盤區地質儲量 70.37Mt，可采儲量 60.37Mt，按3.00Mt/a 生產能力計算，盤區可 服務15.45 年。31盤區3號煤層賦存穩定,厚度適中,頂底板中等穩定,根據神東礦區的經驗,一個工作面可以達到3.00Mt/a ，因此，礦井移交生產 和達到設計能力時 ，均在31盤區布置一 個綜采工作面。首采工作面長 度300m，煤層厚 2.02～2.78m，平均 2.40m，工作面推進長度約3km。除31盤區外，礦井后期布置32、33盤區。32、33盤區與31盤區以西南至東北走向大巷為界,位于井田西北部，走向長約7.3km,傾斜寬8km，32、33盤區內可采 3號煤層厚度0.74~3.50m，可采儲量150.73Mt。32、33盤區地質 總儲量164.03Mt，可采儲量150.73Mt，按3.00Mt/a 生產能力計算 ，盤區可服務38.95 年。 盤區巷道布置盤區巷道布置的主 要原則是簡化巷道系統和運輸 環節，并為無軌 膠輪車運輸創造條件；充分利用本井田煤層厚度 適中，煤質中硬，頂底板條件較穩定的優勢，盡可 能多做煤巷，少做巖巷。礦井首采盤區為 31盤區，利用大巷條帶式布置回采工 作面。根據開采、-32-運輸及通風 需要，共布置三條大巷，即膠帶 輸送機大巷 、輔助運輸大巷、回風大巷，大巷 之間巷道中心線間距為40m。 盤區生產能力全礦井移交生產和達到設計能力時， 共布置一個 31盤區，盤區內共布置一個綜采工作面、配備兩套綜合機械化掘進機組。綜采工作面年生產能力為 2.96Mt，綜掘和炮掘工作面掘進煤量按 0.14Mt/a 計算。則31盤區生產能力為3.1Mt/a。盤區工作面特征表工作面回生產能力（Mt）盤區采采高工作面年推長度進度備注（m）名稱編號裝備煤（m）年月層（m）31綜采32.440031682.960.247一個面掘進綜掘30.140.01兩個面合計3.100.257、盤區主要硐室本礦井投產時,大巷條帶式布置回采工作面,沒有專門的盤區巷道，主要硐室均利用井底主要硐室。本礦井供電系統簡單，移交時不設盤區變電所，從井下主變電所直接向采、掘工作面移動變電站供電。井下布置一個爆炸材料發放硐室。設計初期主斜井和膠帶輸送機大巷合鋪一臺膠帶輸送機，所選設備運輸能力大，能滿足各工作面的運輸要求。為方便后期運輸和防止檢修帶來的不便，-33-設計煤倉。 盤區主要生產系統煤的運輸工作面可彎曲刮板輸送機工作面運輸巷可伸縮膠帶輸送機膠帶輸送機大巷→主斜井→地面。掘進工作面來煤 ，經其后配套膠帶輸送機到達膠 帶輸送機大巷，進 入主煤流系統。輔助運輸井下矸石井下大巷均沿煤 層布置，掘進矸石量很小，僅在工作面運輸巷、回風巷與大巷立交處 施工時產生少量矸石。井下矸石利用無軌膠輪 車排至廢棄巷道或 運出地面。材料及設備井下所需的材料 及設備，利用無軌膠輪車，運至井下各 工作地點。人員下井人員從地面乘坐運人無軌膠輪車到各工作場所,或由各工作地點到地面。盤區采用大巷條帶式開采，通風系統為：主斜井 膠帶輸送機大巷-34-→ →工作面運輸巷 →工作面→副斜井 輔助運輸大巷工作面回風巷→回風大巷→回風立井→地面。排水井下水倉位于井田最低處，各工作面巷道積水可自流或由小水泵排至大巷水溝內，自流至井底水倉內。4.2采煤方法及工藝 采煤方法的選擇本井田含煤地層為 侏羅系延安組，延安組為向西南微傾 的簡單地層，每千米降深 6～8m，層內發育寬緩的波狀起伏及鼻狀隆起等構造，地層 產狀近似水平，沿傾向、走向的產狀變化不大。井田地質構造簡單，平均傾角為 1°～3°的單斜構造 ，無大斷裂及褶皺存在，無巖漿活動痕跡。3號煤層在首采31盤區煤層厚度 1.09～2.78m，平均2.40m；3號煤層頂板巖性以粉 砂質泥巖和泥巖居多，少量為中粒砂巖和炭質泥 巖，頂板類別為 2類Ⅱ級中等 穩定頂板；底板主要為粉砂質泥巖，次為泥巖和泥質粉砂巖，個別為炭 質泥巖，底板為Ⅲb類（中硬）底板。3號煤層結構簡單，煤層含夾矸 1層，個別地段2～4層，巖性以炭質泥巖和泥巖為主，次為粉砂質泥巖和粉砂巖。本井田煤層頂板富水性微弱，3號煤層上覆基巖厚度較大導水裂隙帶范圍較小，松散層潛水及地表水不易進入井下。根據3號煤層賦存條件，結合我國綜采技術發展水平，3號煤層采用長壁-35-綜合機械化 開采易于實現高產高效，因此，設計確定 3號煤層采用長壁綜 合機械化開采， 一次采全高，全部垮落法管理工作面頂板。對于本區邊角煤及 初期無法一次采的殘留煤，后期將采用連續采 煤機或刨煤機進行回 收。 工作面參數的選擇工作面長度工作面長度是決定 其產量和效率的主要因素，適當加大 工作面長度不僅可以減少工作 面的準備工作量，提高回采率，而且也可以減少工作 面端頭進刀等輔助作業時間，有利于提高工作效率。根據近年來 神東礦區高產高效綜采 工作面的生產經驗，工作面的合理長度在 350～400m之間，本礦井生產規模3.00Mt/a ，投產時布置 首采綜采工作面，工作面長度取 300m。待達產時，其他工作面布置 為400m。工作面采高3號煤層在首采31盤區煤層厚度1.09～2.78m，平均2.40m。采用一次采全高綜采。工作面推進長度近年來，為了減少工作面搬家次數，充分發揮設備的生產 能力，工作面推進長度有不斷加大的趨勢。本礦井所在的神府礦區綜采工作面的推進長度多在3000m以上，最長已超過7000m。根據本礦井的煤層賦存條件、礦井生產能力及工作面長度，工作面推進長度定為3500m左右。-36- 主要采煤設備選型31盤區煤層厚度在1.09～2.78m，平均2.40m；32煤層厚度0.74~3.50m，平均厚度2.30m，兩層煤均屬中厚煤層，開采技術條件類似。故設計按31盤區煤層條件統一進行配備選型，以方便設備采購和管理。主要采煤設備選型如下：(一)3號煤設備選型采煤機據資料統計,國外高產高效綜采工作面的開機率取一般在70%以上，最高超過95%,國內神東礦區綜采工作面的開機率一般都在80%以上。本礦井綜采工作面設備全部國產,考慮到國產設備與引進設備的差距,本礦井綜采工作面開機率取70%。采煤機應具有的生產能力：Qh=Qyf/DTK=3000000×1.3/(330 ×18×0.7)=938t/h1000t/h。式中：Qh——設備應具有的最小生產能力，t/h；Qy——要求的工作面年產量，3.00Mt；D——年生產天數，330天；f——能力富裕系數，取1.2～1.6；-37-T——每日生產小時數，18h；K——開機率，取 70%。工作面循環產量 為：Q1=B·H·L·C·γ=0.8×2.4×300×0.95×1.29=721(t)式中：Q1—工作面循環產量，t；B—采煤機截深，m；H—工作面煤層平均厚度，m；L—工作面長度，m；C—工作面回采率；γ—煤的容重，t/m3。為滿足工作面日生產能力的要求，工作面日循環個數為：n=Q/Q1=9091/721=12.6取12（個）式中：n—工作面日循環個數，個；Q—工作面日生產能力，t。采煤機平均割煤速度：c1)×K-nt2]×60V=nL/[(T-t=12×300/[(18-1) ×0.7-12 ×0.25] ×60=6.74(m/min)式中：Vc—采煤機平均割煤速度，m/min；-38-—采煤機日進刀數，取12刀；—工作面生產班時間，h；t1—工作面準備時間，取1.0h；t2—每循環的輔助作業時間，取0.25h；—采煤機開機率，取70%；—工作面長度，取300m。采煤機最大割煤速度：Vmax=Kc·Vc=1.2×5.62=8.08(m/min)式中：Vmax—采煤機最大割煤速度，m/min；Kc—采煤機割煤速度不均勻系數。采煤機裝機功率：采煤機裝機功率取決于煤層硬度、采高、截深、割煤速度等。設計根據能耗系數法估算采煤機裝機功率，用下式估算：N=60·B·Hg·Vmax·γ·Hw=60×0.8×2.40×8.08×1.29×0.7=840(kW)式中：—采煤機裝機功率,kW；Hg—采煤機割煤高度，m；Hw—比能耗值，開采硬煤時一般取 0.6～0.7kW·h/t。根據以上計算,選用國產MG500/1330-WD型無鏈電牽引雙滾筒采煤機，其主要技術參數如下：-39-總裝機功率：1330kW采高：2.3～4.5m截深：800mm牽引方式：電牽引牽引速度：0～9.6～15.93m/min電壓：3300V滾筒直徑：1800mm機身高度：1600mm帶破碎裝置工作面刮板輸送機工作面刮板輸送機 能力計算：Qq=60×B×H×VC×γ×KC×Kh×Kv×Ky×C=60×0.8×2.40×6.74×1.29×1.2×1.05×1.21×1×95%=1450t/h式中：Qq—工作面刮板輸送機能力，t/h；—采煤機截深，m；—采高，m；VC—采煤機平均割煤速度，取m/min；3KC—采煤機割煤速度不均勻系數，取1.2；Kv—采煤機與刮板輸送機同向運動修正系數，取1.05；-40-Kh—采煤機割煤高度不均勻系數，取1.21；Ky—考慮運輸方向與傾角系數，取 1.0；—工作面回采率，95%。工作面刮板輸送機生產能力應保證采煤機采落的煤能被全部運出,并有一定的富余能 力，所以選用SGZ1000/1200 型雙中鏈刮板輸 送機，其主要技術 參數如下：總裝機功率： 2×600kW輸送能力： 2200t/h設計長度： 310m電壓：3300V鏈速：1.31m/s轉載機與刮板輸送機配 套，轉載機選用SZZ1000/400 型橋式轉載機，其主要技術參數如下：總裝機功率： 400kW通過能力： 2200t/h設計長度： 70m刮板鏈速： 1.48m/S破碎機選用PLM2200型錘式破碎機，其主要技術參數如下：功 率：200kW生產能力： 2200t/h-41-工作面可伸縮帶式輸送機選用SSJ1200/3×315型帶式輸送機，主要參 數如下：功 率：3×315kW輸送能力：1500t/h帶 速：3.55m/s長 度：3400m液壓支架液壓支架是工作面的主要設備之一,目前美國長壁工作面中液壓支架基本以掩護式為主,約占全部架型的96%。國內外長壁工作面的生產經驗表明,液壓支架是工作面裝備中投資最多的設備,約占60～70%。液壓支架的可靠性對礦井的穩產高產至關重要,近年來液壓支架有向重型化發展的趨勢,支架工作阻力逐年增加 ,普遍采用 電液控制技術,實現自動化控制。根據勘探地質報告 ，3號煤層直接頂初次垮落步距為 10.27m左右，屬 2類中等穩定頂板；基本頂初次來壓當量約904.84～959.29kN/m2，基本頂在井田內大部地段屬Ⅱ級，局部地段屬Ⅰ級。3號煤層底板允許單向抗壓強度約20.59Mpa，屬Ⅲb類中硬底板。根據3號煤層頂底板條件，結合神東礦區類似煤層支架選型情況，本礦井選用兩柱掩護式支架，配進口電液閥。支撐高度的確定：最大支撐高度： Hmax=Mmax+S1=3.56+0.2=3.76(m)最小支撐高度：Hmin=Mmin-(0.25～0.35)=2.34-(0.25～0.35)-42-=2.09～1.99m式中：Hmax最大支撐高度，m；Mmax—煤層最大 采高，m；10.2m；S—偽頂或浮煤冒落高度，一般取支架支護強度計算：按經驗公式P=(6～8)×m×r=(6～8)×3.56×2.6=55.5～74.0t/m2=0.555～0.74Mpa式中：P——支架應具有的支護強度,t/m2；m——煤層最大采高，m；r——頂板巖石容重，取 2.6t/m 3根據支護強度的計算，結合礦井所在的神東礦區的生產經驗，選用兩柱掩護式支架，主要參數如下：支撐高度：1800～3800mm支護強度：不小于 1.0Mpa支架工作阻力：不 小于8800kN底板比壓：不大于 2.2Mpa支架中心距：1750mm乳化液泵站與所選支架相適應，工作面配備LRB400/31.5型乳化液泵站，由三泵兩箱組成，單泵工作壓力31.5Mpa，單泵流量400L，單泵功率250kW。-43-其它設備除上述主要設備外 ，還配有KPB315/16A型噴霧泵站 、XRB50/12.5 型阻化劑發射泵、 小水泵、調度絞車等設備。 工作面支護與頂板管理工作面支護：工作面采用掩護式液壓支架支護頂板，上、下端頭支護采用端頭液壓支架， 工作面巷道超前支護采用 DW35-150/100 型單體液壓支柱與 DFB型金屬頂梁 ，超前支護距離不小于25m。頂板管理： 3號煤層頂板巖性以粉砂質泥巖和泥巖居多，少量 為中粒砂巖和炭質泥巖，頂板類別為2類Ⅱ級中等穩定頂板。設計采用全部垮落法管理頂板。根據對頂板巖性的分析,設計認為回采工作面移架后，頂板巖石可自行垮落，無需強制放頂。 工作面生產能力及回采工藝循環進度及循環產量循環進度決定于采煤機截深大小和綜采工作面回采工藝，目前，采煤機截深有0.6、0.8、1.0m三種，對于高產高效礦井，一般采用0.8和1.0m，但1.0m截深要求采煤機功率大，鋼材強度要求高，采煤機制造成本高，價格貴，且國產采煤機的可靠性差，影響其它設備效能發揮，故確定采煤機截深為0.8m，即工作面一個循環進度為0.8m。礦井工作面長度300m，平均采高2.4m，工作面平均回采率95%。煤層容重1.29t/m 3，則循環產量由下式計算：-44-Q循環=300×0.8×2.4×1.29×0.95≈721t日循環數及日產量綜采工作面主要靠采煤機的快速割煤來達到設計產量，根據工作面設計生產能力，確定工作面采用“四六”作業制，三班生產。采煤機正常截割速度取6.74m/min，工作面 開機率取70%，為滿足礦井3.00Mt/a 生產能力,日循環 12個。工作面日進度為 ：12×0.8=9.6m/d工作面日產量： 12×721=8752t/d工作面年推進度及年產量工作面年推進度=9.6×330=3168m工作面年產量=8752×330=2948120t工作面生產能力計 算見下表。工作面生產能力計算表項目單位綜采工作面備注工作面長度m300平均采高m2.40年推進度m3168煤容重t/m31.29回采率%95生產能力Mt/a2.964.回采工藝雙向割煤具有輔助工序少，采煤速度快，工序緊湊，工時利用率高及生產能力大的特點，因此，綜采工作面采用端部斜切進刀、雙向割煤方式。-45-工作面工序安排工作面主要作業工序為：采煤機由機頭斜切進刀→移端頭溜子→采煤機反向割機頭煤→采煤機反向空駛→移端頭架和端頭段中間架→采煤機割第一刀煤→移架→推溜→采煤機由機尾斜切進刀進行下一循環。4.3巷道掘進及機械化 巷道斷面與支護方式本井田首采 31盤區煤層飽和單軸抗壓強度為9.2Mpa，屬中硬度煤， 頂底板較穩定。 井下大巷均布置于 3號煤層中。根據巷道圍巖特 性、服務時間及礦井建設材料的 供應情況，設計確 定井下開拓巷道(大巷)一般采用錨網噴支護，局部破碎地段或交岔口可視具體圍巖條件增加鋼帶和錨索。回采工作面運輸巷、回風巷及開切眼采用錨桿支護，開切眼寬度較大應分兩次施工，并增加金屬鉸接頂梁和單體液壓支柱加強支護鋼梁。主、副斜井及回風立井井口段采用混凝土砌碹支護，基巖段采用錨噴支護。主、副斜井采用半圓拱形斷面，回風立井采用圓形斷面。井下大巷、工作面運輸巷、回風巷及開切眼均采用矩形斷面。井下各種巷道斷面尺寸及支護方式見表4-3-1。表4-3-1巷道斷面對照表斷面圍巖支護斷面凈尺寸（mm）斷面積（m2）巷道名稱編號類別方式形狀寬高凈掘1-1帶式輸送機大巷半煤巖錨噴矩形5000350017.019.0-46-2-2輔助運輸大巷半煤巖錨噴矩形5800350020.323.73-3回風大巷半煤巖錨噴矩形5000350016.318.34-4工作面運輸巷半煤巖錨網、錨索矩形5800420024.425.85-5工作面輔助運輸及回5000400020.823.2風巷半煤巖錨網、錨索矩形6-6開切眼半煤巖錨網、錨索矩形8700420036.538.3 巷道掘進進度指標本礦井巷道絕大部分為煤巷，生產期間巷道掘進進度指標如下：斜井井筒(表土段)50m/月(基巖段)100m/月副斜井(基巖段)150m/月半煤巖(綜掘)350m/月半煤巖(炮掘)200m/月煤巷(綜掘)500m/月煤巖(炮掘)300m/月硐室500m3/月 掘進工作面個數及掘進機械配備1. 掘進工作面 個數本礦井井下裝備 一個綜采工作面，年推進度 3168m。為保證工作面正常接續，每年需掘進工作面巷道及開切眼 8000m左右，另外尚需掘進大巷 1200m左右，包括其 它零星工程，礦井年掘進工程總量為 9200m左右。-47-設計配備兩套綜合機械化掘進機組用于工作面巷道、開切眼；一套鉆爆法掘進機組用于大巷、風橋、硐室的掘進。全礦井共配置三個掘進面，采掘面比為1:3，初期暫不使用連續采煤機，后期回收再使用。掘進工作面設備綜合機械化掘進工作面設備配有：EBJ-160SH型掘進機、DZQ65/30型橋式轉載機、SJ-800C型雙向伸縮膠帶輸送機、MYZ-150B型探水鉆機、MYT-120C型單體錨桿機、2BKJ(Ⅱ)-No6.3/60型局部扇風機、SCF-7型濕式除塵風機、KQW45-16-5.5型污水泵、JD-11.4型調度絞車等設備為滿足硐室、風橋等巖巷工程的施工,設計還配備了ZMZ5-40型蟹爪式裝載機、P-60B型耙斗裝巖機、ZMS-12T型煤電鉆、7665MZ雙級氣腿鑿巖機、MYZ-150B型探水鉆機、MYT-120C型單體錨桿機、2BKJ(Ⅱ)-No6.0/60型局部扇風機、SCF-7型濕式除塵風機、KQW45-16-5.5 型污水泵、 JD-11.4 型調度絞車、HPC-V型混凝土噴射機、P4型混凝土攪拌機、FS-1型混凝土噴射 機械手、MLC-IB型混凝土噴 射機除塵器、MFB-100型發爆器等設備。4.4勞動組織1、工作制度和作業方式：實行“四六”制的作業形式，即三個生產班和一個檢修班，工作有效時間為6小時。2、班次安排：-48-檢修班:8:00——14:00生產一班:14：00——20:00生產二班:20:00——2:00生產三班：2：00-8：00每班提前 40鐘開班前會，安排安全生產任務，交接班 時間20分鐘，對工作面設備作 日常保養，為工作面正常生產做好準備工 作。檢修班 在確保設備檢修到位的同時，搞好正常生產。工作面采用單向割煤的循環作業方式：即割頂煤、移架、 割底煤、推溜，端頭斜切進刀。勞動組織表見表4-4-1.3、正規循環組織措施1）完善各種現場管理制度，加強崗位工種技術培訓和業務學習。2）認真落實崗位責任制、安全質量責任制和工程質量管理制度、設備維修質量檢查驗