采区设计正文定稿.docx

潞安环能股份公司五阳煤矿78采 区 设 计五阳煤矿二00九年四月目 录前 言 3第一章 矿井主要系统环节现状 4第一节 矿井开拓、开采现状 4第二节 矿井系统现状 4第二章 采区地质概况 12第一节 采区概况 12第二节 采区煤层及其顶底板特征 12第三节 采区地质特征 13第四节 煤质、瓦斯、煤尘、地温 14第五节 水文地质特征 15第六节 采区储量计算 19第三章 采区巷道布置 21第一节 采区巷道布置可行性方案确定 21第二节 采区巷道布置 22第四章 采区生产能力及服务年限26第一节 矿井工作制度 26第二节 采区生产能力及服务年限 26第五章 采煤方法及采区参数 28第一节 采煤方法选择 28第二节 采区参数的确定 35第六章 采区系统及设备配备36第一节 采区运输系统 36第二节 采区通风系统 42第三节 采区供电系统 52第四节 采区防排水系统 59第五节 采区监测监控系统 61第六节 采区压风系统 64第七章 安全技术措施66第八章 采区经济技术指标77前 言山西潞安环保能源开发股份有限公司五阳煤矿是一座国有省属大型矿山企业，地处潞安煤田中东部，井田面积78.3649km2，井田内可采煤层和局部可采煤层有3号、15-1号、15-3号，目前开采对象为3号煤层，该层煤为贫煤、贫瘦煤、瘦煤，属优质低硫配焦煤。矿井属高瓦斯矿井，煤尘具有爆炸性，自燃等级为III级不易自燃煤层。矿井地理位置优越，煤层赋存条件好，地质构造简单，便于开拓开采。2008年6月4日，山西省煤炭工业局下发晋煤行发【2008】520号文件“关于山西潞安环保能源股份有限公司王庄煤矿等4座矿井生产能力核定结果的批复”，核定五阳煤矿生产能力为300万吨/年。五阳煤矿原主立井提升系统于1985年12月投产，担负着矿井原煤提升任务，由于使用时间较长，原主立井提升设备老化、可靠性低，井筒装备部分锈蚀破损，井筒结构局部变形，影响矿井的正常安全生产。2007年矿方新凿一主斜井，装备带式输送机，现已投入运行，担负全矿井的原煤提升任务。一、设计依据1、河南省煤炭地质勘察研究院2004年12 月提交的五阳煤矿矿井生产地质报告； 2、山西省煤炭工业局（2008）520号文件“关于山西潞安环保能源股份有限公司王庄煤矿等4座矿井生产能力核定结果的批复”；3、潞安环能公司五阳煤矿南丰扩区层瓦斯基本参数测定报告；4、矿井采掘工程平面图及井上下对照图；5、煤矿安全规程；6、煤矿工业矿井设计规范（GB50215-2005）；7、矿山安全条例和矿山安全监察条例；8、矿山安全法；9、采矿工程设计手册；10、矿井防灭火规范（试行）；11、矿井水文地质规程；12、建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程；13、矿井电力设计规程。第一章 矿井主要系统环节现状一、矿井提升系统1、主斜井提升提升采用主斜井,在主斜井井筒内装备一台钢丝绳芯带式输送机，担负矿井原煤的提升任务。井底设有1个缓冲煤仓，仓容量为700t。煤仓下装备1台GLD2000/5.5/S型甲带式给煤机，最大给煤能力为2000t/h，通过手动调节无级变速器的输出速度，可以很容易地根据井下生产煤量来控制主斜井带式输送机上的煤流量。为防止煤仓下口因原煤堵塞造成不能正常生产，煤仓下部周边设置了破拱器破拱清仓装置,提升能力达758万吨/年。2、副立井提升副立井采用单绳双钩罐笼提升方式，担负矸石、人员、材料和设备等辅助提升任务。副立井现装备一台2JK-3.5/20-1.7B型提升机，提升容器为GLGY-31/1型单绳3吨罐笼，拖动设备配用YR99/59-8型交流绕线电机，630kW，6kV，最大提升速度为6.79m/s,提升能力满足300万吨/年。二、矿井通风系统矿井具有独立、完整的通风系统。通风方式采用两翼对角式，通风方法采用抽出式通风。其中，北风井主要通风机主要担负51采区的通风，西风井主要通风机主要担负75采区的通风,矿井通风能力为230万吨/年。三、矿井运输系统1、主运输系统主运输系统采用STJ-1200/2250胶带运输机运煤，运输能力达480万吨/年。2、辅助运输系统大巷采用CJZ12/6P型变频电机车运输方式，运输能力达到330万吨/年。四、矿井供电系统五阳煤矿地面现有35kV变电站两座。采用双回路电源线路分别引自五阳热电厂35kV、母线35kV出线间隔。地面6kV变电所2回路6kV电源引自五阳35kV变电站 6kV配电装置室的、母线6kV出线间隔。供电能力达230万/年。五、矿井排水设备本矿新主立井井底附近现有一座主排水泵房，矿井涌水经敷设于新主立井井筒中的排水管路排至地面工业场地井下水处理站水池。六、压风设备本矿井现有地面空压机站，位于本矿新井场地，站内共装备3台空气压缩机主要供主立井装、卸载用气和原主、副立井井底及附近采区用气。七、矿井监测监控系统1、安全监控矿井现有一套KJ66NA型矿用安全生产监控系统，该系统集电子、自动化、计算机、网络、多媒体、光纤通信、单片机、软件之先进技术为一体。系统软件功能齐全，操作方便，稳定可靠。通过RS485智能接口，可以接纳任一子系统的并入，具有良好的兼容性和扩展性。系统的各项功能完全符合煤矿安全规程标准要求和矿井安全生产的实际需要。2、产量监控系统本矿地面监控室现安装有一套BHWTA型煤矿产量远程监测系统，该系统应具有视频监控、信号传输、中心控制、远程监管等功能，可以对煤矿产品产量进行实时计量、核准、监测，为煤矿监管部门提供了准确的管理依据。该系统可与各级煤矿安全监督部门的监控中心联网，实现对该矿原煤产量的实时远程监控。 3、矿用人员管理及定位系统 矿井已有一套KJ139型矿用人员管理及定位系统。 该系统主要由具有组网通讯功能的井下工作人员考勤管理与跟踪定位系统两部分组成。井下人员定位系统由人员标识卡、数据采集器、综合数据传输接口、手持式定向搜索仪和监控计算机等设备组成，在系统软件数据库的支持下，对井下员工进行实时跟踪，使井下人员动态分布和基本情况在地面监控计算机中得以及时反映，确保了抢险救灾、安全救护工作的迅速展开和高效运作。八、矿井通信系统五阳煤矿调度程控机投入使用的江西南昌联创通讯有限公司生产的DDK6本安型程控调度交换机，总容量200门，另外还100门远端模块，供地面风机房、变电所及井下通讯使用。第二章 采区地质概况第一节 采区概况一、采区位置七六采区位于五阳井田西南部襄垣县境内，东以淤泥河为界，与75、51采区相连，南至文王山北断层，西至经线38408000，北与七八采区相连，以南丰断层及天仓向斜轴为界。二、地面交通的关系五阳矿区交通便利，太焦铁路纵贯全区。南经焦作、新乡与京广、陇海线相连，北至太原可达石大线及同蒲线，东出邯郸可达津浦线；距离襄垣车站3.5km。208国道经采区西约2km处自北向南通过，榆黄公路横跨井田东部，东有邯长公路，南有长临公路，区内交通四通八达（附五阳井田交通位置图）。第二节 采区煤层及其顶底板特征一、采区煤层采区主要含煤地层为二迭系下统山西组和石炭系上统太原组，共含煤5-17层，其中3号和153号煤层为主要可采煤层，其它均为局部可采和不可采煤层。主要可采的3号煤层位于山西组中下部，俗称12号香煤，全区稳定，厚度为4.69-7.31m，平均厚度6.13m，煤层结构简单，含0-2层夹矸，夹矸厚度一般在0-0.1m，岩性为炭质泥岩，局部地段中底煤分界夹矸增厚，可达0.5m左右，煤层普氏硬度系数为0.8-1.2，节理较为发育。伪顶为炭质泥岩夹煤线随采随落；直接顶为中厚层状黑色泥岩及砂质泥岩；老顶为厚层状中细粒石英砂岩；直接底为泥岩，含植物根部化石，呈团块状；老底为黑色泥岩或条带状砂岩。采区煤层总体呈南北走向，向西倾斜，倾角4-16,由于地质构造影响，采区内煤层底板波状起伏变化较大，产状要素变化明显，煤层倾角局部可达2024。二、顶底板特征据相邻75、51采区生产中所见，煤层裂隙节理较为发育，主裂隙方向呈北东东向，与区域构造方向基本一致，倾角70-80，产生原因可能是地壳运动中受张扭性作用力，与形成区域构造同时生成。根据精查勘探取样试验和以往试验资料，采区内煤层及其顶底板主要物理力学性质见表 3号煤层及顶底板主要物理性质 岩层岩性特征天然容重最小-最大平均比重最小-最大平均天然含水量%最小-最大平均吸水率%最小-最大平均孔隙率%最小-最大平均3号煤1.32-1.71.421.34-1.741.451.14-2.731.392.1-3.863.091.3-5.13.73号煤直接顶中厚层状黑色泥岩及砂质泥岩2.5-2.742.622.72-2.792.730.69-2.521.540.93-3.882.212.5-7.14.33号煤老顶厚层状细粒石英砂岩2.53-2.842.662.7-2.872.740.09-1.20.880.49-3.21.591.0-6.63.43号煤底板层状中细粒砂岩2.84-2.862.852.7-2.882.790.34-0.60.460.53-0.830.630.8-2.11.53号煤层及顶底板主要力学性质岩层岩性特征单向抗压强度MPa抗拉强度MPa抗剪切强度MPa普氏硬度系数3号煤8.60.830.8-1.03号煤直接顶中厚层状黑色泥岩及砂质泥岩36.60.683.272.133号煤老顶厚层状细粒石英砂岩49.852.0315.95.73号煤直接底黑色泥岩及砂质泥岩36.02.165.383.893#煤老底层状中细粒石英砂岩64.12.6514.05.76第三节 采区地质特征一、地层及构造1、地层采区地表为第四系黄土覆盖，自下而上，从老到新地层分别为：奥陶系中统峰峰组（O2f ）：地层厚度大，为煤系地层基底，由石灰岩、白云质灰岩、泥灰岩和石膏层组成，本采区钻孔揭露最大厚度为202m。石炭系中统本溪组（C2b ）：岩性以铝土泥岩为主，局部夹砂岩，底部为山西式铁矿，与下伏地层呈不整合接触，厚度3.6-20.6m，平均厚度为9.46m。石炭系上统太原组（C3t ）：为海陆交互相沉积,岩性为泥岩、砂岩、石灰岩和煤层，厚度56.41-118.84m,平均厚度100.7m，含可采和局部可采煤层5-7层，其中153号煤层为全区可采煤层。二迭系下统山西组（P1S）：岩性主要由泥岩、砂岩及煤层组成，厚度39.29-92.71m，平均厚度63.54m，为主要含煤地层，其中3号煤层厚度稳定，是本扩区的主采煤层，与下伏地层呈整合接触。二迭系下统下石盒子组（P1X ）：岩性为灰白色中粒砂岩和杂色泥岩组成，顶部为桃花泥岩，含铝质，厚度34.16-91.95m，平均厚62.3m。二迭系上统上石盒子组（P2S）：岩性主要由黄、灰绿、灰白、黄绿色中粒石英砂岩及杂色泥岩、砂泥岩组成，厚度变化大，为157.69-542.76m，平均厚度335.42m。第四系（Q）：由紫红色粘土及土黄色砂土组成，局部夹数层流砂，近浊漳河一带为古河床及河漫滩沉积，厚度0-50.55m，平均厚度20.78m，不整合于二迭系地层之上。3、构造特征五阳井田地质构造是以宽缓褶曲伴生大、中型高角度正断层和次级小型断裂，构造线方向多为北东东向。采区主要褶曲为天仓向斜和东周背斜，其中天仓向斜为采区一级控制性构造，纵贯采区北部，轴向为北75东，向西倾伏。文王山北断层为采区南部边界控制断层，其次为南丰断层、西大巷断层、果园东断层、75-6#至75-8#、76-1#至76-6#断层等大中型断层。以上断层经生产准备过程中实际揭露，断层落差和延伸方向均已查明，与五阳井田构造特征基本相符；此外，在近年的地面三维地震勘探中还解析出28条落差不等的大中型断层，集中分布在天仓向斜轴附近，还需进一步验证。采区内岩溶陷落柱集中发育在天仓向斜轴部及其两翼500-700m范围内。经生产过程实际揭露直径大小不等的陷落柱3个，长轴直径最大达80m；另外经物探圈定陷落柱12个，有待进一步证实。采区范围内无冲刷带及小煤窑破坏，煤层开采过程主要受断层和陷落柱影响。第四节 煤质、瓦斯、煤尘、地温一、煤质经勘探取样及生产准备中取样化验，3号煤层挥发份（Vdaf）在10-20%之间；胶质层厚度（Y ）为0-6mm，灰份（Ad）为16-18%，发热量（quetar）为26.5-27.5Mj /kg，含硫量（St）小于0.5%，根据中国煤分类方案， 3号煤层为贫瘦煤或贫煤。二、瓦斯1、瓦斯78采区为高瓦斯区域，在生产过程中瓦斯涌出量较大，根据重庆煤科院对煤层瓦斯参数进行测定，煤层瓦斯参数为：煤层瓦斯压力0.5Mpa，原始煤层瓦斯含量3.12-5.24m3/t，平均4.18m3/t。78采区掘进巷道根据实际揭露煤层情况实际的瓦斯涌出量将已到3.00m3/min以上,预计随着采掘部署向南丰向斜轴附近的转移,瓦斯涌出量将明显增加。78采区截止目前未发生过煤与瓦斯突出现象。2、煤尘根据重庆煤科院2004年4月鉴定结果，78采区煤尘爆炸火焰长度为10mm，煤尘有爆炸性，煤层无自燃发火现象。3、地温78采区实测地温在14-16之间，属地温正常区，无地热危害，生产准备过程所施工的巷道工程均未发现异常现象。第五节 水文地质特征一、地表水区内发育一条河流淤泥河。淤泥河系浊漳河支流，自南而北流经本区东部边缘，流量小，为季节性河流，在东李村汇入浊漳河，历史上测得流量为360m3/h。二、含水层特征区内共有12个含水层，按其含水性和岩性可分成3种类型：1、-含水层为灰岩裂隙溶洞含水层，主要由奥陶系灰岩和太原组地层灰岩组成，层理节理发育，有方解石脉充填。其中号含水层单位涌水量q=6.77L/sm，渗透系数K=3.168m/d，静止水位标高为+661.29m，属含水丰富的含水层。-号含水层水位标高为676.4m。根据矿井多处揭露，含水性不均匀。2、-号含水层为砂岩孔隙、裂隙含水层，岩性主要有中细粒或中粗粒石英、长石砂岩组成，岩性、岩相及厚度横向变化较大，可相变为砂泥岩互层，抽水试验结果为q=0.0714L/sm，K=0.132m/d，静止水位856.03m。3、-为风化基岩和第四系含水层，号含水层为基岩风化带含水层，岩性为不同粒级的破碎砂岩泥岩组成，岩石松散，裂隙发育，抽水试验结果q=0.318L/s.m，K=1.112m/d，静止水位标高为871.95m，含水丰富。号含水层由粘土和细砂土及薄层细砂组成，主要分布于浊漳河流域，水位2m左右，受大气降水影响大。三、隔水层根据岩性特征，井田内主要隔水层自上而下有：石炭系中统本溪组铝土质泥岩和上统太原组底部砂泥岩段隔水层、石炭系中统太原组中段砂泥岩隔水层和3# 煤层底板隔水层等。1、石炭系中统本溪组铝土质泥岩和上统太原组底部砂泥岩段隔水层层段厚11.2573.37m，平均28.78m，厚度变化较大。主要由泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、薄层砂岩和铝土泥岩组成，底部为鲕状铝土泥岩及山西式铁矿。可有效阻隔中奥陶统马家沟组灰岩水向上的垂直补给。2、石炭系中统太原组中段砂泥岩隔水层位于K4与K5灰岩之间。层间距3545m，由泥岩、砂质泥岩、砂岩组成。可有效地阻隔上、下灰岩水的联系。3、其它隔水层井田内含水层与含水层之间，一般被互层状泥岩、砂质泥岩、粉砂岩夹薄层砂岩相隔，其厚度不等。这些组合岩层可有效隔断含水层之间的水力联系。从以上各含水层的水位标高看，在无导水构造影响时，以上隔水层均有良好的隔水性能。四、断层带及陷落柱水文地质特征1、断层带本矿区已揭露大小断层近212条，其中落差大于50m的11条、大于1050m的17条、小于10m的184条，而逆断层只有3条。这些大小不等的断层在勘探期间均未做专门抽水试验。矿区中落差大于100m的正断层有矿区西北边界的西川正断层、矿区北中部的王家庄正断层和小黄庄正断层、矿区中东部的崔家庄2#、1# 正断层、矿区南部边界断层文王山北正断层等6条，落差60100m的正断层有矿区中部的崔家庄3# 正断层和仓上正断层、矿区南中部的南丰正断层和西大巷正断层等4条。由于断裂的存在势必改变了含水层的原有形态，从而导致强含水层与弱含水层、含水层与可采煤层的对接，无疑将造成矿井充水水源的复杂化。以上落差大于100m的正断层，均形成了下伏奥灰强含水层与区内可采煤层的部分或全部对接，而落差60100m的正断层又造成了下伏富水性中等的太原组灰岩含水层与区内可采煤层的部分或全部对接。但在开采过程中揭露的大小断层、特别是落差大于20m断层（如南丰正断层、西大巷正断层、崔家庄2# 正断层）均未发生突水事故。说明区内断层带不富水或富水性较弱。另据在+760水平北翼上山1505工作面上形成的沉降盆地内积水达40天，而矿井涌水量没有明显变化这一现象看，该处的断层带是不导水的。但随着矿井开采水平的向下沿深，地下水的水压将会增大，突水的危险性也在逐渐增加。所以应注意和防范在七六采区揭露落差大于20m的断层时，特别是东周正断层与文王山北正断层构成的地堑断块内采掘时的突水。2、陷落柱五阳井田内共发现95个岩溶陷落柱，其中井下揭露52个，三维地震勘探等地面物探解析发现43个。从生产资料来看，岩溶陷落柱主要集中在天仓向斜轴两侧，井下揭露的陷落柱，长轴方向大多与天仓向斜轴垂直，说明其具有张裂性质；另外，揭露的陷落柱的标高多在+690+570m，仅27#、28# 两陷落柱标高在+403+450m水平。在陷落柱内的岩性杂乱无章、大小不等、胶结较差、相对沉陷3080m，除个别含水外，其余绝大多数不含水。这可能与揭露的陷落柱所处位置和自身富水性有关：一是陷落柱本身不富水或富水性较弱，二是陷落柱所处位置及附近无水，三是陷落柱自身的隔水性足以抵当承压水的水头压力。山西煤田内陷落柱突水事故较少。但是如果陷落柱所处位置不能满足以上条件，则极可能造成矿井突水。 五、充水因素与涌水量预计1、充水因素分析、地表水七六采区位于井田西南部，煤层埋藏深度大，覆盖层厚，且具有多层巨厚层状泥岩隔水层，在煤层开采过程中采区受大气降水影响不大。、顶板裂隙水顶板各含水层在煤层开采中所形成的裂隙带，为煤层开采时的主要充水因素。各含水层的平均厚度及与3#煤层的距离：含水层：平均厚度5.95m，距3#煤层03.4 m，平均间距2m。含水层：平均厚度6.5m，平均间距36.8m。含水层：平均厚度7.2m，平均间距55m。含水层：平均厚度8.25m，平均间距102.5m。导水裂隙带最大高度（包括冒落带）分层开采情况如下： Hf=100M/（2.4n+2.1）+11.2 =1006.2/(2.42+2.1)+11.2=101.1m一次采全高的情况下：Hf=100M/（2.4n+2.1）+11.2 =1006.2/(2.4+2.1)+11.2=149m式中：M累计采厚m； n煤分层层数; Hf导水裂隙带最大高度m。公式来源于煤炭工业部1984年颁发矿井水文地质规程。由以上情况分析，含水层均处于裂隙带范围内，为3#煤层开采时的主要充水因素。、底板裂隙水在3#煤层开采中，水平巷道的开拓直接揭露灰岩含水层时均为导水因素。、奥灰水随着生产水平日益向深部延伸，水压不断加大，在天仓向斜轴与各断层的交汇处以及西大巷断层与果园东断层的交汇处，均有可能成为奥灰水的出水段；向斜轴部的陷落柱也可能成为奥灰水突入井下的自然通道。2、涌水量计算采区经过精查勘探、三维地震、水文补勘及相应生产准备工程，地质及水文地质条件基本查清，矿井涌水量主要来自3#煤层顶板以上、号砂岩含水层。采区涌水量依据矿井地质工作手册采用“大井法”和“水文地质相似法”分别进行预计，“大井法”计算选用潞安煤田四勘探区（落江）精查地质报告中422号钻孔抽水试验资料，“相似法”采用73采区开采的实际面积和实测涌水资料，分别进行计算。、“大井法”计算采用公式：Q=1.366k(2HM-M2-h2)/（LgR0-Lgr0）式中：Q-预计采区涌水量（m3/d）K-渗透系数（m/d）R-含水层抽水时的影响半径（m）r0-采区引用半径（m）M-上伏含水层的平均厚度（m）H-煤层距上伏主要含水层水位的平均距离（m）h-巷道内水柱的高度（m）R0-矿井排水的引用影响半径（m）S-由于矿井排水而产生的水位降低值（m）因上覆各主要含水层单位涌水量、渗透系数、静止水位标高等相同，故将有关含水层视为一层，采用其平均厚度累加值参与计算：r0=0.5653645500=1079mR=10445.850.132=1620mR0=1079+1620=2699m将上述各参数代入公式计算：Q=1.366k(2HM-M2-h2)/（LgR0-Lgr0）=1.3660.132（2445.8527.9-27.92）（Lg2699-Lg1079）=10863.75m3/d=452.6m3/h、水文地质相似法计算采用公式：Q =KFFKF =Q0 /F0 式中：Q-设计采区涌水量（m3/d） KF -富水系数（m3/m2）Q0-生产采区实际涌水量（m3/d） F0-生产采区面积（m2）F-设计采区面积（m2）KF=4015.2/1911750=2.110-3（m3/m2）设计采区一般涌水量：Q =2.110-33645500=7655.55m3/d=319.0m3/h 上述两种方法经计算，采区涌水量分别为452.6m3/h和319.0m3/h，两种方法差值133.6m3/h，取其平均数即（452.6+319.0）/2 =385.8m3/h作为采区预计涌水量。考虑到计算过程所取各种参数误差和其它原因, 在上述预计采区涌水量385.8m3/h的基础上乘以1.1系数，即385.81.1=424.4m3/h作为采区预计的最大涌水量。第六节 采区储量一、采区范围根据山西煤管局统晋煤生字(1990)第1006号批文，南丰扩区范围为南以文王山北断层为界，西以38408000经线为界，北以小黄庄断层为界，东与现五阳矿井田相连接，南北长约4.5km，东西宽3km，面积为13.5km2。七六采区作为南丰扩区设计的一个采区，位于扩区南部，东以75、51采区相连，南至文王山北断层，西至经线38408000为界，北与七八采区相连，以南丰断层及天仓向斜轴为界。七六采区东西长约3.5km，南北宽约3.1km，面积约为8.2km2。二、采区储量本设计储量计算范围仅以3号煤层考虑，其余煤层不予考虑。依据1996年3月批复的扩区补充勘探地质报告，南丰扩区3号煤层地质储量为10768.61万吨，其中七六采区圈定工业储量为6809.5万吨，远景储量为0。工业储量中111b级储量2850.1万吨，122b级储量为2994.4万吨，333级储量965.0万吨，可采储量5107.1万吨。七六采区储量汇总表 煤层编号3号采区面积（km2）8.2地质储量（万吨）工业储量（万吨）111b2850.1设计损失永久煤柱井田边界煤柱39.5122b2994.4断层煤柱965.0333965.0管线井煤柱273.5合计6809.5合 计1278.0采区损失424.4合 计1702.4可采储量村庄下压煤1951.1护巷煤柱128.5远景储量0综采圈定1949.0边角煤223.2合计6809.5合 计5107.1第三章 采区巷道布置第一节 采区巷道布置可行性方案确定一、巷道布置可行性方案1、采区巷道布置方案五阳矿井现有的运煤系统为75.3#皮带巷75.1#皮带巷75煤仓主皮带巷主斜井（新主井）。76采区位于75采区西部，东西长2.1km，南北3.15km，面积约6.61km2 。根据采区范围同现有运煤系统的位置关系，采区巷道布置考虑两个方案：1.1、方案一在75.3#皮带巷、75.3#轨道巷处，向西延长新掘一条采区皮带巷、采区轨道巷、采区专用回风巷；向北垂直新掘一条采区皮带巷、采区轨道巷、采区专用回风巷，共六条准备巷道。工作面采用后退式回采。76采区回采工作面推进长度为11422404m，工作面长度平均为180m，采区共布置10个回采工作面。1.2、方案二在75.3#皮带巷、75.3#轨道巷处，向南新掘一条皮带巷、轨道巷、专用回风巷；向西北新掘一条皮带巷、轨道巷、专用回风巷，共六条准备巷道。采用后退式回采。76采区回采工作面推进长度为11422404m，工作面长度在180-240m之间，平均为190m，采区共布置有11个回采工作面。1.3、采区巷道布置方案比较方案一：优点：1、巷道布置能充分布置回采工作面，资源能得到很好的回收；2、减少了三角煤损失量缺点：1、工作面布置较小，增加了搬家倒面次数；2、新增准备巷道6条，巷道掘进工作量大，采区准备时间长；3、东周断层与文王山断层间煤炭不利于回收；方案二：优点：1、利用现有部分准备巷道，巷道掘进量少，采区准备时间短；2、巷道顺槽在10002400m间，工作面面长在200-240m间，利于采掘衔接，减少搬家倒面次数；3、东周断层与文王山断层间煤炭能够充分回收；缺点：1、三角煤损失量大，采区煤炭回收率较低；采区巷道布置方案的选择比较，主要考虑了巷道掘进工程量、回采面推进长度、回采面搬家次数、地质构造、村庄压煤等因素，巷道总工程量统计详见表。表 巷道掘进总工程量比较表方案一方案二方案比较备注皮带巷m39503410+540轨道巷m39503410+540专用回风巷m39503410+540回采巷道合计1185010230从表中可以看出，采区准备巷道工程量方案一比方案二多1620m，回采巷道方案一比方案二多 m。 方案经济技术指标比较项 目运输距离运行电费巷道工程量方案一49752867.2元/d方案二39507741元/d方案二同方案一比较可知：方案二中采区准备巷道掘进工程量少；工作面回采推进长度合理，减少了回采工作面搬家次数；减少三角煤损失，采掘接替关系缓和。根据以上方案分析比较，76采区巷道布置采用方案二。（附：76采区巷道布置平面图）第二节 采区巷道布置 一、准备巷道布置 1、采区上山1.1、巷道名称采区上山共布置3条准备巷道，采用“一进两回”通风。分别为76皮带上山、76轨道上山、76上山专用回风巷共3条准备巷道。1.2、巷道支护形式巷道支护形式采用矩形锚网支护。1.3、巷道断面1.3.1、皮带上山：A、巷道净宽的确定：B=a+b+c+d式中：B巷道自底板起1600mm高处的宽度，mma胶带运输机H架宽度，mm；取1400mmb胶带运输巷行人侧宽度，mm；取1500mmc胶带运输机另一侧安全间隙，mm；取600mmB=a+b+c=1400+1500+600=3500mmB、巷道净高的确定：H=Lcos12-m-ha式中：H巷道净高，mmL工字钢棚腿长度，mm；取3200mmm柱窝深度，mm；取200mmha巷道平整厚度，mm；取150mmH=3200cos12-200-150=2780mmC、断面大小：考虑巷道掘进设备的布置及通风的要求，巷道采用矿用11#工字钢梯形棚支护，梁长3500mm，腿长3200mm，水泥板背帮背顶，顶上14块，每帮各13块，棚距500mm。1.3.2、轨道上山A、巷道净宽的确定：B=a+b+c+d式中:B巷道自底板起1600mm高处的宽度，mma轨道运输车辆的宽度，mm；按支架考虑取1500mmb轨道运输巷行人侧宽度，mm；取1000mmc轨道运输机另一侧安全间隙，mm；取300mmB=a+b+c=1500+1000+300=2800mmB、巷道净高的确定：H=Lcos12-m-ha式中：H巷道净高，mmL工字钢棚腿长度，mm；取3000mmm柱窝深度，mm；取200mmha巷道平整厚度，mm；取150mmH=3000cos12-200-150=2584mmC、支护形式考虑巷道掘进设备的布置及通风的要求，巷道采用矿用11#工字钢梯形棚支护，梁长3200mm，腿长3000mm，水泥板背帮背顶，顶上13块，每帮各12块，棚距500mm。1.3.3、专用回风巷专用回风巷为锚网支护，断面4m3.2m.2、采区下山2.1、巷道名称采区下山共布置5条准备巷道，采用“两进三回”通风。分别为76皮带巷、76.1#轨道巷、76.2#轨道巷、76专用回风巷、76架空人车巷。2.2、巷道支护形式巷道支护形式采用矩形锚网支护或工字钢支护。2.3、巷道断面76皮带巷为工字钢支护，梁退=3.5m3.2m，砼板背帮背顶；76.1#轨道巷为为工字钢支护，梁退=3.2m3m，砼板背帮背顶；76.2#轨道巷为锚网支护，断面4m3.2m；76专用回风巷为锚网支护，断面5m4m；76架空人车巷为锚网支护，断面5m4m.3、巷道位置关系：76皮带巷东侧巷道依次为：76.1#轨道巷、76.2#轨道巷、76专用回风巷，76皮带巷与76.1#轨道巷、76.1#轨道巷与76.2#轨道巷中至中间距均为30m，76.2#轨道巷与76专用回风巷中至中间距为20m。76皮带巷西侧巷道为架空人车巷，中之中间距为30m；二、回采巷道布置工作面采用双煤巷布置，沿底掘进。分别布置一条运输巷、一条回风巷。巷道采用锚网支护，锚网断面大小为5m3.2m；三、切眼布置工作面切眼分两横掘进，第一横靠老塘侧掘进，第二横靠煤墙侧掘进，两横均采用全长预应力锚固锚杆锚索组合支护系统，矩形断面，第一横宽3.5m，高3.0m，第二横宽4.5m，高3.0m，锚杆排距1.0m。 三、采区车场形式的确定根据76采区的范围及采区巷道布置情况，需要在采区上、中、下部均设置车场。车场形式均为平车场，回采工作面车场同轨道连接采用甩车场形式。经计算车场能够满足采区年产150万吨的需求。第四章 采区生产能力及服务年限第一节 矿井工作制度矿井设计年工作日为330d，每天净提升时间为16h。工作制度采用“三.八”工作制，每天两班生产，一班准备，每班工作时间为8h。第二节 采区生产能力及服务年限一、采区生产能力1、采煤面生产能力：AC=10-4 l*h*r*b*n*N*c*a (万t/a)式中：AC采区工作面年生产能力，万t/a；l采区工作面平均长度，m；取215h采区工作面煤层平均采高，m；放顶煤开采时为采放总厚度；r原煤视密度， t/m3 ；取1.35b采区工作面平均日推进度，m/d，取3.2 m/d；n年工作日数，d, 330d;N正规循环作业系数，%；应根据采煤设备技术性能、生产组织和职工素质等因素确定，一般取0.8；c采煤工作面回采率，%；按矿井设计规范选取；取93%a采煤工作面平均个数，个。取1AC=10-4 l*h*r*b*n*N*c*a=10-42206.31.353.23300.893%1=147.01万t/a2、掘进面生产能力 nAJ=10-4 r * *Si*Li a=1 式中：AJ掘进煤量，万t/a；r原煤视密度， t/m3 ；取1.35Sii巷道纯煤面积，m2 ，取