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1、红岩煤矿10#煤一采区设计说明书编 制 人:审 核 人:负 责 人:日 期:前 言红岩煤矿10#煤一采区是红岩煤矿7#煤采区的接续区，采区工程量7100m（三条大巷和首采面巷道），目前正在准备7#煤首采工作面，预计2014年四月开始回采。为保证采区正常接续，现提前编制10#煤一采区设计，该采区可采储量1750.8kt，按年产450kt计算，服务年限2.8年。目 录第一章 采区概况及地质特征1第一节 概 况1第二节 地质特征1第三节 水文地质3第四节 储量计算8第二章 井下开采12第一节 采区布置12第二节 采煤方法及采煤工艺13第三章 主要生产系统及设备能力计算23第一节主要生产系统23第二节
2、采区通风24第三节 提升运输设备选择与能力计算32第四章 采区主要技术经济指标35第五章 特殊安全技术措施36第一节 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施36第二节 预防井下火灾的措施40第三节 粉尘的综合防治措施42第四节 预防井下水灾的措施43第五节 工作面顶板管理措施44第一章 采区概况及地质特征第一节 概 况红岩煤矿10#煤一采区位于矿井南翼，西部至井田边界，采区西南部地面有沟西村，南部为原永红煤矿采空区，现已关闭，东南部地面有庄立村，采区中北部有10煤破坏区，采区东部至井田边界。10煤厚度0-0.5/3.7m,平均1.86m。可采储量175.1wt。采区内共施工地质钻孔5个，分别为： kZ1孔、
3、KZ2孔、KZ4孔、KZ5孔、KZ8孔第二节 地质特征 一、煤系地层10#煤层位于太原组下部，上距7#煤层25.1529.30m，平均27.36m。煤层厚度0.503.70m，平均1.86m，结构中等，含03层夹矸。顶板岩性多为泥岩，少数为砂质泥岩、粉砂岩；底板多为泥岩、少数为粉砂岩、细砂岩。10#煤层为井田内稳定发育的大部可采煤层。井田内北东部存在10#煤层露头线。参与整合的原红岩煤矿及已关闭的寨头村办煤矿、永红煤矿均开采10#煤层。井田北东部、中部及南部10#煤层已有不同程度采空。二、煤质 10#煤层：物理性质:煤层均表现为黑色，条痕为棕黑色，沥青玻璃油脂光泽，硬度一般为23，有一定韧性，
4、内生裂隙发育，断口多参差状、贝壳状，性脆易碎。宏观煤岩组分以亮煤、镜煤为主，少量暗煤、丝炭。宏观煤岩类型以半光亮型、光亮型煤为主，部分半暗型煤，暗淡型煤少见10煤工业指标 Ad(%)Vdaf(%)Mad(%)St.d(%)Qgr.d(MJ/Kg)GR.I14.2527.680.301.8729.7070三、煤层顶底板顶板岩性多为泥岩，少数为砂质泥岩、粉砂岩；底板多为泥岩、少数为粉砂岩、细砂岩。四、采区地质构造采区内构造总体呈现舒缓的波状起伏，采区南部发育一次生小背斜及一次生小向斜，南部发育有2个陷落柱。地层走向多为北西南东向，地层倾角较小，36左右。次生背斜：位于井田南东部，轴迹走向北西南东，
5、轴迹井田内长约1650，影响宽度约600m。两翼对称，倾角34。次生向斜，位于井田南西部，轴迹走向北西南东，轴迹井田内长约1400m，影响宽度约650m。两翼产状相近，倾角34。根据原永红煤矿井下揭露，井田南部发育2个陷落柱（X1、X2）。陷落柱平面形态呈椭圆形，X1长轴约105m，短轴约65m；X2长轴约108m，短轴约80m。综上所述，采区内构造复杂程度为简单。采区内无岩浆岩侵入。综合柱状图第三节 水文地质水文地质条件：（一）主要含水层和隔水层1）含水层井田地势总体为中部高而西周低，最高点位于井田北中部山梁上，海拔1065.1m，最低点位于井田西南部，海拔806m，最大相对高差为259.1
6、m。井田内无常年性河流，仅有季节性河谷，雨季在沟谷中有短暂山洪流过，分别向北东汇入小河，南西汇入段纯河。井田含水层自下而上有奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层、石炭系上统太原组碎屑岩类夹石灰岩岩溶裂隙含水层、二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层、下石盒子组砂岩裂隙含水层组及风化裂隙含水层、第四系孔隙含水层。2）隔水层井田内的隔水层主要为本溪组粘土岩隔水层及各含水层间的泥岩、砂质泥岩隔水层。井田内各含水层之间的泥岩、砂质泥岩、粘土岩等成为各含水层间的主要隔水层，但由于采空塌陷的影响而产生垂直裂隙，成为各含水层间的水力联系通道。含煤地层底部的本溪组厚约16.24m，岩性由铝土质泥岩、砂质泥岩、粘土岩组成，岩
7、性致密、细腻，隔水性能好，为井田内含煤地层与奥灰水间良好的隔水层。3）地下水的补给、迳流、排泄条件岩溶地下水井田属岩溶水径流区，奥陶系岩溶水自西北向东南从井田流过，向郭庄泉排泄。碎屑岩类裂隙水裂隙水的补给主要是基岩裸露区接受大气降水的补给，与地表水接触地带，可接受其侧向补给，另外还可接受上覆松散层含水层的下渗补给，该地下水接受补给后一般沿岩层倾斜方向运动，在地层切割深处往往以泉的形式排出地表，另外人工开采和矿坑排水也是其排泄方式。松散岩类孔隙水其主要补给来源是大气降水，接受补给后，一般沿沟谷向下游运动，流向与地表水基本一致，其排泄方式除蒸发排泄外，主要是人工开采或补给下伏基岩裂隙含水层，局部以
8、泉的形式排泄出地表。（二）矿井充水因素分析及水害防治措施1）地表水对开采的影响井田内无常年性河流，仅有季节性河谷，雨季在沟谷中有短暂山洪流过，对开采影响较小。2）煤系含水层井田内可采煤层为7、10、11号煤层。本采区10#煤层充水含水层为砂岩裂隙含水层及K2灰岩岩溶裂隙含水层。根据补勘资料，太原组岩溶裂隙含水层富水性较弱。3）本采区及周边矿井采空区分布范围及积水、积气情况采区内10#煤层存在采空区4处，分别为位于井田中部原红岩煤矿破坏区1处，面积约47118m2；位于井田南部原永红煤矿采空区2处，采空面积约111820m2。井田南部界外存在原永红煤矿采空区1处，采空面积14438m2。原永红煤
9、矿已关闭。井田南部存在永红煤矿开采11号煤层形成的采空破坏区1处，位于ZK2号钻孔周围，采空破坏区面积约65765m2。10#煤层厚度为0.503.70m。按煤层厚度3.70m进行计算，开采10#煤层导水裂隙带平均高度为30m。求得开采10#煤层导水裂隙带高度为48m。而10#煤层上距7#煤层25.1529.30m。所以今后煤矿开采10#煤层将会沟通7#煤层采空区积水。开采煤层时一定要沿采空影响区留足防隔水煤柱，穿越古空或采空区时一定要先做探放水（气）工作，严防事故的发生。严格遵守“预测预报，有掘必探，有采必探，先探后掘，先探后采”方针，以免造成透水及瓦斯积聚，酿成事故危险。4）构造对开采煤层
10、的影响采区内发育一主向斜及一次生背斜、向斜。向斜槽部有利于地下水汇集。今后在生产过程中应重视对隐伏断层以及其它构造形迹的发现与研究。以防断层导水造成淹矿事故。5）奥灰水对开采煤层影响井田内奥灰水标高在539544m之间，而可采煤层赋存标高在760910m之间。各煤层不存在带压开采问题。6）水害防治措施地表水的防治措施a挖建防洪排水渠沟，工业广场要挖建排水渠道拦截地表水以及浅层地下水，以防雨季洪水涌入矿井造成水害，对防洪排水渠道，每年雨季前要进行清淤工作，以防堵塞。b做好防水堵漏工作，井田东部煤层埋藏浅，煤层开采后导水裂隙带将会沟通地表，会造成地裂缝及地面塌陷。开采过程中对发现的地面裂缝要采用粘
11、土或水泥等进行及时回填堵漏。井下水的防治措施a做好探放水工作。采掘前要做好超前探放水工作，以查明采掘工作面、侧帮或顶底板水情，这是确保安全生产的一项重要防水措施。采掘前一定要坚持“预测预报，有掘必探，有采必探，先探后掘，先探后采”的原则。进一步查明井田采空区积水情况，接近采古空区时做好应急措施。b留设防水煤柱，防水煤柱留设在充分考虑“安全可靠与资源充分利用，开采方法和构造与岩性的关系，开拓、采掘布局与煤柱的协调关系”的同时，在不宜采取疏放措施的突水区域，设置防水煤柱。沿采空区应留设防隔水煤柱；在接近断层、陷落柱时应留设防隔水煤柱。c合理设计开采布局，采用正确的开采方法。煤层开采顺序和井巷布置应
12、首先考虑水文地质条件。井筒及井底车场都应布置在地层完整而且不易透水部位。应监控向斜槽部涌水量的变化情况。d随时检查、维修煤矿使用、备用的探放水设备，以充分应对突发水害。e加强安全教育，经常进行安全知识培训，牢固掌握井下放探水知识技能，将水害事故消灭在萌芽状态。7）矿床水文地质类型采区内含水层为受采掘破坏或影响的孔隙、裂隙、岩溶含水层，直接充水含水层单位涌水量小，有一定的补给水源，补给条件一般；矿井内采（古）空区存在积水，位置、范围、积水量清楚；矿井涌水量较小；防水治水工作易于进行。综上所述，矿井水文地质类型为中等。8）矿井涌水量预算预计矿井、水平和采区的涌水量，对合理选择开拓方案、采煤方法，制
13、定排水疏干措施，确定排水设备意义重大。根据原碾则焉煤矿开采10号煤层年产量为60kt时正常涌水量20m3/d，最大涌水量30 m3/d。现用水文地质比拟法预算本矿井开采太原组10号煤层生产能力达450kt/a时的矿井涌水量（按每年生产时间330天计）。计算公式： Q=KsP式中：Q-矿井涌水量（m3/d）Ks-富水系数（m3/t）P-设计生产能力（t/d）计算结果见表235，煤矿开采太原组10号煤层生产能力达450kt/a时的矿井正常涌水量为150 m3/d，最大涌水量为225 m3/d。表235 矿井涌水量计算表 开采煤层涌水量类型设计生产能力（t/d）富水系数（m3/t）矿井涌水量（m3/
14、d）10正常涌水量13630.110150最大涌水量13630.165225第四节 储量计算一、井田勘探程度及开采条件评价1.对勘探类型和勘探基本网度的评价根据地质报告提供，本采区共施工钻孔5个，结合以往钻孔资料及现生产矿井巷道揭露，井田内采区达到勘探程度，可作为采区设计的地质依据。采区构造简单， 10#煤层为稳定可采煤层，以不大于1000m工程见煤点连线和实际连线之外1/2的全部范围划定探明的经济基础储量（111b），断层两侧及陷落柱外侧均留50m、风氧化带内推50m为推断的资源量（333）。2.对地质资料的评价、存在的问题及应补充勘探的建议（1）本采区10#煤层具有爆炸危险性，煤的自燃倾向
15、性为10#为容易自燃煤层，生产过程中要做好防火防尘工作。（2）本采区及周边矿井采空区积水是一大隐患，建议在临近采空区开采时，应进行探测和疏排；（3）建议对采区内煤层瓦斯含量、涌出量做进一步预测鉴定。（4）本采区不存在带压开采问题，但采区南部陷落柱比较发育，需加强对陷落柱及隐伏构造的探测工作； （5）注意隐伏构造的存在，并进行详细观察陷落柱的导水性，并对陷落柱的导水能力进行定期检查，且预留保安煤柱；对于揭露钻孔，注意钻孔封闭完好，并预留保安煤柱； （6）补充10#煤层导水裂隙带高度的观察资料。二、资源/储量和可采储量根据山西地宝能源有限公司2011年4月提交的山西灵石国泰红岩煤业有限公司兼并重组
16、整合矿井地质报告，按照煤、泥炭地质勘查规范，国务院函(1998)5号关于酸雨控制区和二氧化碳污染控制区有关问题的批复及煤炭工业矿井设计规范等有关文件规定，矿井资源/储量遵循下列原则计算：最低可采厚度：炼焦用煤 0.70m(倾角小于25) ； 最高灰分(Ad): 40%；全硫分(St.d) ： 3%：根据山西灵石国泰红岩煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告： 10#煤层视密度分别为： 1.35t/m3。一采区内10#煤层现保有资源/储量（111b+122b+333）为3805kt，其中 111b为2450kt，122b为685kt，333为670kt。矿井保有能利用资源/储量汇总见表312。一采
17、区工业储量为111b+122b+333k3738kt，可信度系数k0.9。扣除村庄、断层、井田边界及永久煤柱后，一采区设计储量为3018kt。扣除矿井开采煤柱和开采损失后，一采区设计开采储量为1750.8kt。矿井设计储量汇总表见表313。矿井设计可采储量汇总表见表314。表312 井田保有能利用资源/储量计算汇总表 单位： kt 煤层号煤类资源储量（kt）111b111b+122b111b122b333现保有其中蹬空区111b+122b+333111b+122b+33310JM2450685670380564.3%82.4%表313 矿井设计储量计算表 单位： kt 煤层编号采区工业资源/储
18、量111b+122b+3330.9永久煤柱损失设计储量村庄煤层露头断层井田边界采、蹬空区边界陷落柱小计10137383701701807203018表314 矿井设计可采储量计算表 单位： kt 煤层编号采区设计储量开采煤柱损失开采损失设计可采储量井筒大巷小计1013018168670838429.21750.8三、安全煤柱及各种煤柱的留设与计算1巷道煤柱式中：S1巷道保护煤柱的水平宽度，m；H巷道的最大垂深，m；M煤层厚度，m；f煤的强度系数， 10#煤层。Rc煤的单向抗压强度， 10#煤层均为10MPa 。10号煤层： 经以上计算，设计10#煤层大巷巷道煤柱取30m。2断层煤柱断层煤柱按下
19、式计算：式中：P防水煤柱所承受的压力， 10号煤层最大静水压力1.6MPa；L防隔水煤柱的宽度，m；K安全系数（一般取25）取5；M煤层厚度或采高， 3.70m（10号煤层）；Kp煤的抗张强度，1.6MPa。经计算， 10#断层防水隔离煤柱L=16.02m，设计取L=20m。当矿井报废时，预计护巷煤柱可回收50%左右。第二章 井下开采第一节 采区布置一、采区巷道布置在集中轨道巷与总回风巷之间联巷平巷段东西向布置10#煤一采区回风巷1057m（延11#煤底板），调向施工10#煤一采区首采面回风顺槽(延10#煤)；延集中轨道巷布置10#煤一采区轨道大巷1080m（东西延11#煤底板），调向施工10
20、#煤一采区首采面中顺槽；延集中运输巷布置10#煤一采区运输巷1048m（东西延11#煤底板），调向施工10#煤一采区首采面运输顺槽详见采区巷道布置平面图附后。二、移交生产时的工作面生产能力的计算1.移交生产及达到生产能力时，在一采区10#煤层布置1个高档普采工作面，工作面长度为160m，采高平均1.86m。2.回采工作能力计算（1）工作面生产能力由下式计算Q采1labMc106式中：l工作面长度，160m；a工作面日推进度，7.2m/d；b年工作日，330d/a；M工作面平均采高，1.86m；煤的容重，1.35t/m3；正规循环率，0.80；c工作面回采率，0.95。Q采1607.23301.
21、861.350.800.9510-3702 kt（2）矿井掘进出煤量按下式计算，kt式中：Q掘掘进工作面平均生产能力，kt/a；r原煤视密度，1.35t/m3；Sii巷道纯煤面积，10#煤层掘进巷道为10m2；LiI巷道满足接替要求进尺，10#煤层为1732m。Q掘173210721.35=16.8(kt);则矿井生产能力为:Q矿Q采总+Q掘702+16.8718.8kt满足矿井的设计生产能力要求。第二节 采煤方法及采煤工艺一、采煤方法设计10#煤层采用一次采全高的高档普采采煤方法，顶板管理采用全部垮落法。二、采煤工艺和主要采煤设备的选择1.采煤工艺采煤机采用端头斜切进刀方式，双向割煤。液压支
22、架支护方式为及时支护。其工艺流程为：采煤机割煤、运煤、移架、推移刮板输送机，采空区顶板自行垮落。采煤机采用两端头斜切进刀，进刀距离约30m。2.采煤工作面的主要设备的选择（1）采煤机矿井年产450kt/a，年工作日330d，设计工作面日产量1364t/d左右。采煤机的选择应与工作面生产能力相适应，可用采煤机的平均割煤速度作为基本参数计算，对于端头斜切进刀，单向割煤，采煤机的平均落煤能力由下式计算：式中：Qm采煤机落煤能力，t/hA回采工作面日产量，1364t/dL工作面长度，160mLs刮板输送机弯曲段长度，20mLm采煤机两滚筒中心距，取10mK采煤机日开机率，根据经验取50%C工作面回收率
23、，95%Td采煤机反向时间，取5minB采煤机滚筒截深，0.6mH工作面平均采高，1.86m煤的容重，1.35t/m3则：根据采煤机的平均落煤能力计算采煤机的平均割煤速度，公式如下：式中：Vc采煤机的平均割煤速度，m/minQm采煤机落煤能力，t/hB采煤机滚筒截深，0.6mH工作面平均采高，1.86m煤的容重，1.35t/m3在采煤过程中，采煤机实际落煤量和割煤量速度是一个随机值，因此，采煤机的最大割煤速度较平均割煤速度应有一定的富裕量。式中：Vmax采煤机的最大割煤速度，m/minVc采煤机的平均割煤速度，m/minK采煤机不均衡系数，取1.15采煤机最大割煤能力：采煤机截割功率：式中：N
24、采煤机截割功率，kWVmax采煤机的最大割煤速度，m/minHW采煤机能耗指数，取0.8kWh/mK考虑采煤机功率系数，取0.9根据以上计算，并考虑煤层的硬度及夹矸情况，结合目前国内高产高效采煤工作面设备配置，采煤机选用MG180/420-WD型采煤机，其主要技术参数见表4-2-1。表4-2-1 采煤机技术特征表设备性能数据设备性能参数采高范围1.43.0m牵引速度07.5/10m/min截割深度0.6m滚筒转数39.4r/min适应煤层倾角25机面高度1180mm电机功率420kW最小卧底量145mm滚筒直径1400mm灭尘方式内外喷雾最大牵引力360kN电压1140V牵引方式齿轮销轨机重3
25、1t（2）可弯曲刮板输送机工作面可弯曲刮板输送机的选型应满足三个方面的要求：工作面刮板输送机能力要保证将采煤机采落的煤全部运出，并留有一定的富裕，刮板输送机能力应不低于采煤机最大割煤能力。式中：Qc刮板输送机能力，t/h；Kc采煤机与刮板输送机同向运输时修正系数，1.1；Qm采煤机最大落煤能力，180t/h。 t/h刮板输送机的外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。刮板输送机长度与工作面长度相一致，回采工作面的设计长度为160m。根据计算并综合考虑煤层赋存情况，刮板输送机选用SGZ630/264型可弯曲输送机，其主要技术特征见表4-2-2。表4-2-2 刮 板 输 送 机 技 术 特 征 表型号铺
26、设长度（m）输送能力（t/h）刮板链速（m/s） 中部槽（mm）（长宽高）电机功率（kW）电压等级（v）备注SGZ630/2641604501.1315005902522132660/1140（3）顺槽转载机顺槽转载机的转载能力要与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩胶带输送机相配套，根据公式计算：式中：Qz转载机输送能力，t/h；Kz转载机富裕系数，1.1；Qc刮板输送机能力，198t/h。为此转载机选用SZB630/90型刮板转载机，其主要技术参数见表4-2-3。表4-2-3 转 载 机 技 术 特 征 表型号出厂长度（m）输送能力（t/h）链速（m/s）电机功率（
27、kW）电压等级（v）备注SZB630/90256001.0790660（4）顺槽可伸缩带式输送机顺槽带式输送机要与工作面推进长度相适应，小时运量应与工作面生产能力相匹配。10#煤层工作面运输能力为Q=198t/h，取输送机带速为2.0m/s，则：式中：B带式输送机宽度，m；Q带式输送机的运输能力，t/h；K货载截面系数，取400；V带式输送机的运输速度，2.0m/min；货载散集容重，取0.9t/m3；C输送机倾角系数，010时，C=1。根据计算顺槽可伸缩带式输送机选用DSJ800/275型带式输送机，其技术特征见表4-2-4。表4-2-4 可伸缩带式输送机技术特征表型号输送能力（t/h）输送
28、长度（m）带速（m/s）带宽（mm）机电功率（kW）电压等级（V）备注DSJ800/2752006002800275660/1140（5）工作面支护设备的选择设计推荐10#煤层工作面采用高档普采一次性采全高的采煤方法,顶板管理采用全部垮落法。高档普采工作面支护设备重新选型。1）10#煤层高档普采工作面支护的选择:10#煤层厚度0.53.70m，平均1.86m，顶板为泥岩，老顶为石灰岩，局部地段直接顶板即为石灰岩，多为五类顶板，局部为一类。设计工作面采用单体液压支柱配铰接梁顶梁支护，全部垮落法管理顶板。根据生产经验和有关技术文件，顶板选用DZ25-1.8100型单体液压支柱配合DJB-600型铰
29、接梁支护，一梁三柱支护，采用“三、四”排管理顶板，最后一排在两梁之间支设一根点柱，最大控顶距4.0m，最小控顶距3.4m，柱距、梁间距0.3、0.8m，支柱排距0.8m，移梁步距为1.6m。表4-2-5 DZ25-1.8100单体液压支柱主要技术参数序号名称单位数量备注1支撑高度mm111018002伸缩行程mm6903额定工作阻力M3004初撑力kN1181575油缸直径mm1006底座面积cm21097额定工作液压MPa38.28泵站工作压力MPa15-20体液压支柱高度选择 Hmax=Mmax -b+e =2200-140+100=2160mmHmin=Mmin -S-b-a=1150-
30、50-140-10=950mm式中：Hmax、Hmin支架的最大、最小高度，mm；Mmax、Mmin工作面的最大、最小采高，mm； b顶梁或柱帽厚度，顶梁取140mm；e高度富余量，一般取c=100mm；S顶板最大控顶距时最大下沉量，50mm；a卸载高度，取10mm。支柱选取DZ25-1.8100型单体液压支柱，支撑高度为1.11-1.8m，所选支柱合理，满足支护要求。排距、柱距的确定工作面支护方式为顶板选用DZ25-1.8100型单体液压支柱配合DJB-600型铰接梁支护，铰接梁成对布置，交错迈步移梁，一梁三柱支护，最后一排在两梁之间支设一根点柱，采用“三、四”排管理顶板，最大控顶距4.0m
31、，最小控顶距3.4m，循环进度 0.6m，确定排距0.6m。柱距、梁间距按下式计算：单位面积顶板压力按下式计算：P=89.8M cos362.6KN/m2式中：8煤层采高8倍的岩柱；P单位面积顶板压力，kN/m2；顶板岩石视密度；取2.5kg/cm3M煤层平均采高；1.86m，煤层倾角， 6；柱距、梁间距计算：设工作面顶板压力与工作面支柱的支撑力相等柱距、梁距计算：设工作面顶板压力与工作面支柱的支撑力相等LPLN Pe/式中：L工作面长度,160m；最大控顶距，4.0m柱距、梁距Pe支柱额定工作阻力，Pe =300KN；P单位面积顶板压力，362.6KN/m2；N最大控顶距时支柱排数，4；柱距
32、、梁距：=NPe/P=(4300)(362.64)=0.8m，实际对梁间距取0.3 m，相邻对梁间距取0.6m。顶板所需支护密度n1=PPe=362.6300=1.2Pe支柱额定工作阻力，Pe =300KN；实际支护密度n2= N2/()=8(1.14)=1.82式中：N2最大控顶距时一行支柱数n2 n1柱距、梁距取0.3m、0.6m合理。工作面支护方式满足支护要求。工作面需要支柱数量NKPbL/Pe =1.2362.61604/300928.2式中：P单位面积顶板压力，230KN/m2；K为支柱承受荷载不均匀系数，1.2L工作面长,160m；c最大控顶距，4 mPe支柱工作阻力，Pe =30
33、0KN；实际支柱数为1201.181164根，铰接梁数为1601.12291根，满足支护要求。（6）破碎机设计破碎机选用PLM800破碎机，其主要技术参数见表4-2-6。表4-2-6 破碎机主要技术特征表型 号过煤能力(t/h)破碎能力(t/h)出料粒口（mm）最大输入块度（mm）机电功率（kW）电压等级（V）PLM80080080035070060090660（7）乳化液泵站设计选用MRB200/31.5A型乳化液泵站，公称压力31.5Mpa，泵站流量200Lmin，功率125kW。其主要技术参数见表4-2-7。 表4-2-7 乳化液泵站主要技术特征表型 号公称压力（MPa）公称流量(L/m
34、in)转速（r/min）机电功率（kW）电压等级（V）MRB200/31.5A31.5200147012566010#煤层回采工作面机械设备配备详见下表：序号设备名称设备型号功率（kW）单位数 量备注使用备用合计1采煤机MG180/420-WD420台112可弯曲刮板输送机SGZ630/2642132部113转载机SZB630/9090部114可伸缩带式输送机DSJ800/275275部115破碎机PLM80090台116乳化液泵站MRB200/31.5A125套1127乳化液箱GRX1500个1128喷雾泵站KPB250/1055台1129单体液压支柱DZ25-1.8100根90090990
35、10铰接梁DJB-600根2002022011型梁DFB-2400根4004044012单体液压支柱DZ25-25/100根1203015013型梁DFB-3800根2052514小水泵KWQB12-45-44台22415注水泵5D2/15012台11216注水钻MYZ15015台1117探水钻MAZ-20011.0台11218岩石电钻EZ22.02台2219调度绞车JD11.411.4台31420回柱绞车JH1418.5台2221阻化剂喷射泵WJ242.2台22四、端头支护与超前支护设计10#煤层首采工作面采用高档普采一次性采全高的采煤方法,顶板管理采用全部垮落法。10#煤层高档普采工作面端
36、头支护和超前支护设备重新选型。回采工作面上、下端头采用DZ25-25/100型单体液压配合3.8m的型长钢梁四对八梁、一梁四柱交替掩护支护，端尾采用3.8m的型长钢梁二对四梁、一梁四柱交替掩护支护。超前支护为DZ25-25/100型单体液压支柱配合DFB-2400型顶梁支护,超前支护长度为20m。五、工作面循环数、月进度和年进度及工作面长度根据煤炭工业矿井设计规范，并结合10#煤层赋存条件，考虑井型、工作面产量等因素，确定回采工作面长度为160m，工作面采用“四六”工作制，每天三班生产，一班准备，每个生产班割四刀煤完成四个循环，采煤机截深0.6m，循环进度0.6m，日进度7.2m，正规循环率8
37、0%，年推进度1900.8m。六、采区及工作面回采率根据煤炭工业矿井设计规范，10#煤层采区回采率为80，工作面回采率为95。第三章 主要生产系统及设备能力计算第一节 主要生产系统1、运煤系统采煤工作面：采煤机落煤装煤刮板运输机运煤转载机转载顺槽带式输送机运煤11号煤集中运输巷带式输送机运煤主斜井地面。掘进工作面：掘进煤掘进带式输送机11号煤集中运输巷带式输送机运煤主斜井地面。2、运料排矸系统运料：地面 副斜井11号煤集中轨道巷回风顺槽回采工作面。矸石运输:采掘工作面11号煤集中轨道巷副斜井地面。3、通风系统新鲜风流副斜井（主斜井）11号煤集中轨道巷（11号煤集中运输巷）工作面运输顺槽回采工作
38、面回风顺槽总回风巷回风平硐地面。4、排水系统采掘工作面小水泵主水仓中央水泵房副斜井地面水处理站。5、防尘供水系统主斜井集中运输各主要大巷各采掘工作地点。6、压风系统地面副斜井各采掘工作地点。7、供电系统设计井下1个主要配电点：井下中央变电所。井下主变电所的双回电源引自矿井10kV变电所的10kV不同母线侧，中央变电所主要负责井下主排水泵和其变电所附近的大巷用电设备用电。井下动力电压为1140V、660V、127V。中央变电所和中央排水泵房比邻，故中央变电所设有2台KBSG200kVA矿用隔爆型干式变压器，主供主排水泵用电。1台KBSG400kVA矿用隔爆型干式变压器，主供大巷运输用电，2台KB
39、SG100kVA局扇变压器，经专用开关，专用电缆主供掘进面局扇用电。各掘进面局部通风机采用“三专两闭锁”、“双风机、双电源自动切换”的供电方式。设计选用QBZ-480FZ型风机专用切换开关做为局部通风机的起动器。能对双电源供电的双局部通风机起到主、辅机相互切换的功能，保证了工作的可靠性。主变电所以10kV电压向回采工作面（1000+500kVA）、一个运输顺槽掘进面（630kVA）、一个回风顺槽掘面（630kVA）的移动变电站供电，以660V电压向轨道巷调度绞车及小水泵等低压用电设备供电第二节 采区通风一、风量计算及风量确定采煤工作面实际需要风量的计算 按工作面气象条件选择适宜的风速计算：Q采
40、=6070%V采风S采面K采高K采面长式中:Q采采煤工作面实际需要的风量，m3/min；V采风采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度取，当工作面温度调节为20时，取1.0m/s。S采面采煤工作面的平均有效断面积，4.01.5=6.0m2；K采高采煤工作面采高调整系数，回采工作面采高小于2m取1.0。K采面长采煤工作面长度调整系数，工作面长度160m，取1.1。Q采=6070%1.06.01.01.1=277.2m3/min。按瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算Q采=100q采KC式中：q采采煤工作面瓦斯绝对涌出量，取1.37m3/min；（根据晋中市煤炭工业局市煤办瓦发201277号晋中市煤炭工
41、业局关于山西灵石国泰红岩煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告的批复，该矿井生产能力为450kt/a，开采7号煤层时回采工作面最大绝对CH4涌出量为1.16m3/min，开采10号煤层时回采工作面最大绝对CH4涌出量为1.37m3/min，开采11号煤层时回采工作面最大绝对CH4涌出量为1.96m3/min。上述预测结果相近，取最大值计算)。KC采煤工作面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取1.6。Q采= 1001.371.6=219.2m3/min按工作面适宜温度计算Q采=60VCSCKi式中：VC回采工作面适宜风速，1.0m/s；SC回采工作面有效断面积，工作面最大空顶距6.05m最小空顶距5.45m，采高度1.5m，则回采工作面有效断面面积为6.070=4.2m2Ki工作面长度系数，1.1。Q采=601.04.21.1=277.2m3/min按工作面人数实际需风量Q采=4N式中：N回采工作面同时工作最多人数，40人。Q采=4
