某矿庚一采区设计方案.doc 80页

'平煤集团**矿庚一下山采区方案设计某矿庚一采区设计方案设计附图目录顺序图名图号比例1平煤**矿庚一采区综合柱状地质图采用2庚一20-21煤层底板等高线及储量计算图采用3庚一采区地质地形图采用4开拓方式（方案一）平面图A1009-109-1G1:20005开拓方式（方案一）剖面图A1009-109-2G1:10006开拓方式（方案二）平面图A1009-109-3G1:20007开拓方式（方案二）剖面图A1009-109-4G1:10008通风系统（方案一容易期）A1009-171-19通风系统（方案一困难期）A1009-171-2平煤集团设计院有限公司 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计平煤集团设计院有限公司I 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计前言一、概述平煤集团**矿是武汉院设计的年生产能力为120万t/a的大型矿井，1956年开工兴建，1958年12月建成投产开采一水平，1984年结束一水平进入二水平开采。目前矿井生产的采区有己二扩大采区、己三及己三下延采区和庚一下山采区。正在建设的采区有己四采区和三水平己二采区。矿井采用立井多水平分组大巷、分区石门上、下山开拓，一水平标高-80m、二水平-225m标高，三水平-650m标高。2005年经河南省煤炭工业局以豫煤行（2005）576号文批准核定矿井综合能力143万t/a。**矿庚一下山采区安全生产的最大隐患是水害，根据《平煤集团天安**矿庚一下山采区地质说明书》，庚一下山采区充水水源主要是石炭系太原组灰岩含水层水、寒武系白云质灰岩含水层水和己一下山采区的老空水，特别是己一下山采区的老空水，积水量达到190932m3，所以要安全、可靠的开采庚一下山采区，不仅仅需要采取安全的防治水措施，而且还应该在开拓庚一下山采区巷道之前，对己一下山采区的老空水进行探放，以确保庚一下山采区的安全开采。我院所作的“平煤天安**矿庚一下山采区方案设计”是在己一下山采区老空水疏放完毕的前提下进行的。二、编制设计文件的依据：1、平煤天安**矿庚一下山采区设计委托书。2、平煤[2007]68号文：《关于**矿庚一下山采区地质说明书的批复》。3、**矿提供的“**矿庚20－21煤层底板等高线及储量计算图、平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计**矿庚一采区综采柱状图”。三、设计的主要特点：1、**矿井下各种灾害齐全（煤与瓦斯突出、水害、瓦斯煤尘爆炸、煤层自燃、地温高、地压大等）。其中水害为庚一下山采区各种灾害重中之重，设计则采取了相应措施，如要求**矿提前对己一下山采区老空水进行疏放、在各个采煤工作面都要设置一条泄水巷等。2、庚一下山采区三条下山：皮带下山、回风下山均沿煤层布置，轨道下山部分沿煤，部分为岩巷，减少岩石工程量，节省了投资。3、井下主、辅助运输系统，充分利用**矿原有的运输、提升系统，减少了设备投资。4、本设计只考虑开采锅底山断层次生断层以上（-280m以上）的庚组煤层。-280m以下庚组煤，因受锅底山次生断层影响，其中三条较大断层交叉，将大部分煤层切割的支离破碎，很难布置正规采面，就是能开采还受到水的威胁，需留隔水煤柱，故本次设计对-280m以下庚组煤不再考虑。5、为避免-220m以上庚一采区的开采影响，留足够的防水煤柱，先开采次生断层以上的庚20-21-21130采面，最后开采庚20-21-21110采面，具体见开拓方式平面图。6、充分利用己一上山采区的己一疏水下山作为本采区的回风上山，减少了工程量。7、根据推荐的方案，将三条下山布置在采区的西部，靠近**矿工业广场煤柱，减少了压煤。8、移交标准为庚一下山采区在-280m形成完整的生产系统，一个综采面投产，两个掘进头掘进。四、主要技术经济指标设计生产能力：0.45Mt/a服务年限：2.03年平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计工业储量：138.7万t可采储量为138.7万吨（扣除下山保护煤柱10.7万t，剩余128万t）开拓井巷工程量：2465m，其中岩巷1154m，半煤岩巷1311m。采区工作人数：225人工效：4t/工估算总投资：5280.12万元（不含采掘设备租赁费，顺槽、切眼及煤巷下山、联络巷费用）吨煤投资：117元／t。建设工期：20.4月（未含对己一下山采区采空水疏放的时间）五、存在问题与建议1、根据“平煤天安**矿庚一下山采区设计委托书”，要求庚一下山采区和己一下山采区联合布置，我们认为两组煤层联合布置不合适，原因如下：（1）己一下山采区剩余的可采储量少且都在锅底山断层及其次生断层附近，因为构造原因煤层变得不太稳定，使煤层顶板破碎，裂隙、节理发育，不易于顶板支护，也使得煤层倾角变化异常，局部煤岩层直立或倒转；（2）整个己一下山采区被老空水淹没，要恢复系统投入较大，从经济方面考虑，开发剩余的己一下山采区资源不合算。所以本次庚一下山采区方案设计只对庚组煤层进行设计。2、在开发庚一下山采区之前，必须对原**矿-225m水平水泵房、水仓及变电所进行核算，根据设计要求进行扩容或扩建。3、在形成采面之前，应先打区段泄水巷（兼作下区段的回风顺槽）泄水，以保证采面的回采安全。4、应及时应对突发事件的发生，加强职工培训，熟悉避灾路线。5、本采区地质构造条件复杂，尤其是断层的走向延伸长度及摆动幅度有待查明。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计6、己一下采采区老空积水严重，积水量大，应该采取措施提前探放，以确保庚一下山采区的安全开采。7、采区范围内灰岩含水层的富导水区域不清，应在生产过程中加强超前探放水工作，避免突水事故发生。8、煤层顶底板岩石物理力学参数没有测定，需及时取样测定。9、煤层瓦斯含量测定数据较少，应随生产进度及时取样测定，以便采取瓦斯治理措施10、需进一步收集有关水文地质资料进行分析研究，找到地下水活动规律，更好的指导矿井生产，减小水害的威胁，确保矿井生产安全。11、原设计0.3Mt/a时，采面采高按1.15m，但根据庚一上山、庚20－21都是一起开采，再根据**矿提供庚一下山部分六个钻孔，庚20－21夹矸最大厚度0.75m，最小0.2m，所以今次设计采高按2.08考虑。因从储量计算块段看，只有一个块段为1.88m，其它五个块段都在2.02至2.23之间。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计第一章采区概况及地质特征第一节采区概况一、交通位置**矿位于平顶山市区西北约8km处，市区东部及西部分别有京广、焦枝两大铁路干线通过，矿区铁路可直达**矿主井煤楼，铁路运输十分方便。公路有柏油马路、水泥路与周边县市相通，交通十分便利。见交通位置图1-1-1。二、地形及地貌特征对应庚一下山采区地表属山前坡地，地面标高从+100.0～+135.0m，地势北高南低，与地面对应的村庄有谢庄、刘庄及**矿口（已搬迁），崔庄（已搬迁）等，采区回采时将对其产生不同程度的影响。三、主要河流及水体该区段无有地表水体，仅有两条季节性冲沟从区内通过。地下水补给来源主要是大气降水、井田南部边缘的乌江河水及灌溉农田的红旗渠。四、区内小煤矿开采情况区内开采的小煤矿有：新华四矿，谢庄煤矿，安兴煤矿，据调查了解，这三个小煤矿都开采戊组煤层，距庚组煤层较远，不影响庚一下山采区的开采。五、气象与地震本区属南温带、季风区，大陆性半干旱气候。年平均降雨量为742.6mm，最大降雨量为1323.6mm平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计（1964年），最小降雨量为373.9mm（1966年），降水多集中在7~9月，约占全年降水量的70%左右。本区蒸发量大，约为降水量的一倍以上，湿润系数0.616。年均蒸发量为2825mm。年平均气温为15℃。常年风向多为北西和北东，以北西风速最大，风速达24m/s。最大积雪厚度为16cm，冻土深度为22cm，历年最早初冻日期为10月14日（1962年），最晚解冻日期为次年4月18日（1962年），最长冰冻期为170天。本区地震烈度为6度。第二节地质概况一、相邻采区地质及水文地质情况与**矿二水平庚一下山采区相邻的采区有**矿二水平庚一上山采区、上覆的**矿二水平己组一采区。**矿二水平庚一上山采区现在正在开采，从实际揭露的地质及水文地质情况看，庚20煤层厚度稳定1.2m左右，与下伏的庚21煤层（厚度0.5~0.8m）之间的间距0.3~1.5m。地质构造条件简单，无有褶皱构造存在，断层也多以小断层出现，落差也多在2.5m以下，构造发育相对简单，仅在采区上山底部附近见一条落差5~7m的正断层。煤层顶板以L5灰岩为其直接顶板，完整性较好。煤层瓦斯含量较低，瓦斯涌出量较小，相对瓦斯涌出量0.99m3/t，煤层倾角变化较大，一般15°左右，局部变大至35°左右，庚一上山采区水文地质条件比较复杂，采掘过程中，煤层顶板滴淋水、出水现象比较严重。庚一皮带上山在探水过程中遇水起钻时涌水量聚增，最大达300m3/h，严重影响安全生产，庚20-21070机巷在掘到32点前16m时，煤层底板突水，涌水量在50m3/h左右，至今稳定在40m3/h左右。庚20-21070采面被迫后退做切眼，丢煤回采。庚一采区上山最大涌水量590m3/h，正常涌水量260m3/h.平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计**矿二水平己组一采区现已报废，从开采实际情况看，己一上山采区煤层稳定，构造简单，开采技术条件相对较好，但水文地质条件相对较为复杂。上部首采面回采时，采面涌水量30～40m3/h，己17-21070采面1986年6月贯通后，安装期间切眼下部底板突水，涌水量最大达500m3/h，现在虽经地面截流注浆封堵，仍以100m3/h左右的涌水量进入庚一上山采区，由庚一泄水巷排出。己一下山采区从揭露情况看，煤层因构造原因变得不太稳定，厚度从2.0～17.36m。地质构造条件变得较为复杂，己一轨道、皮带两条下山揭露的一组断层落差超过5m以上的就有5条，且走向延伸较长，落差有的超过30m以上，对煤层的破坏非常严重，这些断层可能要延伸到庚一下山采区范围内。也因为构造原因，使煤层顶板破碎，裂隙、节理发育，不易于顶板支护，也使得煤层倾角变化异常，局部煤岩层直立或倒转。也使得煤层瓦斯含量急聚增加，在己17-21150机巷掘进施工中，曾发生煤与瓦斯突出。己一下山采区水文地质条件相对较为简单，开采过程中未发现突水现象，但仍受底板水的威胁。受己一上山采区水文地质条件影响，现在己一下山采区所有老空区均被老空水充满，积水量约19万m3，这将给庚一下山采区的开采带来重大的水患威胁。二、地质构造庚一下山采区位于李口向斜构造的西南翼，锅底山正断层的上盘。区内地质构造条件复杂，主要以断层为主，褶皱构造不发育，仅由于锅底山断层引起的引捩现象显示的宽缓的向斜。其轴向与锅底山断层走向一致，断裂构造对煤层破坏严重，各主要断层情况描述如下：1、锅底山正断层（F1）锅底山正断层，走向NW-SE方向展布，断层面倾向SW，NE盘抬升，SW盘下降，落差100～260米不等，倾角30°～60°，为高角度正断层，在43和44勘探线间以阶梯状错动显示。2、F2逆断层平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计F2逆断层，走向与锅底山正断层走向展布基本一致，中间稍有弯曲变化，断层面倾向SW，倾角40°～65°不等，落差30～90米。该断层在43勘探线，以43-4、43-5孔控制。在44勘探线以44-19孔控制、己一轨道下山与皮带下山实际揭露时也有较明显的显示，向西延伸到45勘探线附近，向东延伸到七矿井田。3、F3逆断层F3逆断层己一皮下山皮9号测点附近，倾向S45°W，走向为S45°E，倾角50°，落差约13.0米，走向延伸长度约300米。4、F4正断层F4正断层位于己一轨道下山皮7、皮8号测点之间，走向为S35°E，倾向N55°E，倾角约50°，落差16米，走向延伸长度约300米。5、F5正断层F5正断层位于己一轨道下山皮9号测点附近，走向为SE135°，倾向SW225°，倾角约50°，落差7.0米，走向延伸长度约200米。6、F6逆断层F6逆断层，走向NW-SW方向展布，断层落差30米左右，断层面倾角65°左右，在采区内延伸长度约500米、在43勘探线有43-4、43-5钻孔控制，它实际是F2断层的分支断层。与F2断层交会后向东延伸到七矿井田范围内，称之为焦店二号逆断层。7、F7逆断层F7逆断层由43-17、43′-38、43′-37孔控制，在采区内走向延伸长度约900米，走向NW-SE方向，倾向约43°左右，倾角55°左右，落差约22米。8、F8逆断层F8逆断层与F7逆断层基本一致，由43-17、43′-37、43′-38孔控制，在采区内走向延伸长度约900米，走向NW-SE方向，倾向NE43°左右，倾角60°左右，落差约35米。它与F7断层在43勘探线以东交会后向东延伸到七矿井田范围内，称之为焦店三号逆断层。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计三、煤层及煤质（一）煤系地层庚组煤层赋存在石炭系太原组煤系地层之中，其总厚度为68～95m，平均70m，以海陆交互相沉积为特征，沉积岩石岩性主要有：生物碎屑灰岩、泥岩、砂质泥岩、砂岩和煤层。其中盛产蜓科化石及海百合、长身贝、小型三叶虫等生物化石。其中含有灰岩7～9层，常见有7层，石灰岩以下均有煤层或煤线存在。因此含有煤层及煤线7~9层，常见者7层，区内仅庚20煤层大部可采，庚21煤层局部可采，其余煤层均不可采，（个别煤层仅见个别可采点）。（二）煤层庚20煤层为庚一下山采区主要可采煤层，庚21煤层为局部可采煤层，庚20煤层厚度0~1.74m，平均1.15m；庚21煤层厚度0~1.12m。平均0.7m，煤层厚度不稳定。区内庚20与庚21煤层部分区段合层，部分区段合层，部分区段分叉，合层时煤层厚度可达2.48m，一般在1.5~2.2m之间；期间夹矸厚度在0.3~0.7m之间；分叉时，其层间距在0.8~2.12m之间。庚20-21煤层距下伏的寒武系灰岩12.0～29.9m之间，距上覆的己16-17煤层50～60m之间，平均55m。煤层厚度变化情况从平面上来看，采区东部较厚，西部较薄，深部较厚，浅部较薄。煤层走向SE；倾向NE40°～60°。（三）煤质1、庚20及庚21煤层物理特征庚20煤层与庚21煤层物理特征相似，煤层多为粒状、片状或鳞片状，结构均一，组织疏松，性脆，断口平坦，具有玻璃光泽或松腊光泽，硬度1～1.5，容重：庚20为1.254、庚21为1.31。2、庚20煤层及庚21煤层化学性质庚20煤层灰分Ag一般在8.9～20.7%，洗后在4～6%之间，可燃基挥发份V在27.38～36.12%之间，常见29～33﹪之间，全硫份较高，其变化范围S在3.49～7.43﹪平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计之间，常见者亦在4～6%之间，洗后亦高达3～5%；P磷含量较低，一般在0.0007～0.0015%之间，发热量较高Q=7756～8346卡/Kg，胶质厚度在Y=40～55cm之间。庚21煤层灰分在Ag=4.78～36.45%之间，常见者在9～22%，洗后在4～7%之间；可燃基挥化份在V=27.23～36.65%之间，常见者亦在28～33%之间，全硫份亦较高，S=3.71～6.68%之间，常见在4～6%，洗后亦高达3～5%之间，极难洗选。发热量较高Q=7738～8346卡/Kg，常见在9000～8000卡/Kg，胶质层厚度在Y=28.6～49cm。综上所述：庚20及庚21煤层属于低～中灰、高硫、难洗、低磷、高发热量的强肥煤，只作为动力和民用煤。四、水文地质（一）庚一下山采区基本水文地质特征1、井田内地表水体位于井田西南，距井田南界约5km的白龟山水库为本区最大的地表水体，库容量为3.21亿m3，最大库容量6.49亿m3，经北干渠向北与湛河沟通，流量4.99m3/s。但距矿井较远，对矿井无直接影响。井田内地表水系发育，与乌江河基本垂直发育有九条季节性冲沟，地表水流向与地层走向近于垂直，与倾向相反，雨后洪水流经季节性冲沟与乌江河汇合，向东泄至湛河。在矿区南，距庚组煤层露头线350~850m的乌江河由西向东沿煤层露头线流过，在七星公司南与北干渠连通，流量0.966~7.3m3/s，一般为2.5m3/s。该河切割寒武纪灰岩和第三纪泥灰岩，河水与地下水联系密切，尤其在**矿、七星公司一带，对矿井充水影响较大。红旗渠自井营经九矿流入井田内，为一农田灌溉水渠，从井田内的第三纪泥灰岩和寒武纪灰岩上流过，对矿井的地下水补给具有明显的影响。井田内还发育有多条南北向季节性冲沟，雨后洪水汇入湛河向东排泄。此外，井田内还有许多塌陷积水坑塘。2、含水层和隔水层平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计区内主要含水层有第四系冲积层含水层、第三系泥灰岩岩溶裂隙含水层；二叠系煤地层砂岩孔隙裂隙含水层；石炭系太原组灰岩岩溶裂隙含水层及砂岩裂隙含水层；寒武系白云质灰岩岩溶裂隙含水层。区内主要隔水层有二迭系煤系地层中的泥岩及砂质泥岩隔水层；石炭系太原组中部的泥岩及砂质泥岩隔水层；石炭系太原组底部的铝土泥岩隔水层。第四季冲积层含水层直接接受大气降水和地表水补给，并补给第三系泥灰岩及下伏各基岩含水层；第三系泥灰岩超覆于寒武系及石炭系各含水层露头之上，岩溶裂隙发育，直接补给并联通其下伏各含水层及地表水的水力联系，构成良好的导水通道。二迭系煤系地层中砂岩含水层经历年丁、戊、己组煤层开采，己经疏干。石炭系灰岩及砂岩含水层，总厚度8.73~49.58m。其中以灰岩富水性最强，灰岩一般可分为7层，平均总厚度达29.78m，灰岩中又以L2、L7两层较厚且稳定，平均厚度达10m，是庚20煤层直接充水含水层。石炭系灰岩含水层在-220m水平以上岩溶裂隙发育，富水性强，据45-2孔在-38.98m处抽水资料，单位涌水量q=0.35388L/s.m，渗透系数K=1.2113m/d；在-220m水平以下，岩溶裂隙不发育，含水性较小，富水性弱，据区内44-5孔在-300米处抽水资料，单位涌水量q=0.0007L/s.m，渗透系数K=0.00296m/d.寒武系白云质灰岩含水层，厚度为68～130m，岩溶裂隙发育，富水性强，是矿井充水的主要水源之一。据勘探时期抽水试验结果，q=0.003369~0.001055L/s.m，K=0.00039774～0.00159m/d。为碳酸钙镁型水。石灰系底部铝土质泥岩隔水层，厚度0～12m，平均4.97m，层位稳定，分布广，隔水性强，但厚度变化大，在厚度变薄处，构造破碎带或高压地下水的作用下，仍起不到隔水作用。石炭系太原组中部泥岩隔水屋，厚度14.25～45.08m，平均27m，为一较好隔水层，但受庚组煤采掘活动破坏后，没有隔水能力。二迭系地层中泥岩、砂质泥岩隔水层，因其厚度较大，隔绝了上覆含水层的垂直向下补给。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计（二）充水因素分析庚一下山采区开采深度较深，在-225m水平以下大气降水、地表水充水水源不能直接对其含水层进行补给，只有通过浅部含水层顺层向下补给其范围内的含水层。即通过第四系冲积层含水层、第三系泥灰岩含水层，在石炭系灰岩含水层，寒武系灰岩含水层，露头处补给，然后再顺石炭系灰岩含水层、寒武系灰岩含水层中的富水导水通道向下补给，采区范围内的含水层中据《宝叶襄郏平顶山煤田龙山庙矿区勘探地质报告》和《**矿庚组煤层瞬变电磁法勘探报告》，-220米水平以上，石炭系太原组灰岩含水层、寒武系白云质灰岩含水层岩溶裂隙发育，富水性较强，在-220米水平以下，岩溶裂隙不发育，富水性较弱，瞬变电磁法勘探查出的寒武系灰岩含水层，石炭系太原组灰岩含水层富水导水区及通道，只有3#、11#、14#富导水区域或通道延入或接近庚一下山采区范围。表明勘探报告的论述与瞬变电磁法勘探的结果一致。因庚一下山采区地质构造比较复杂，较大落差的断层可能切错石炭系各含水层以及寒武系灰岩含水层，从而引起垂向方向上各含水层的互相补给联通，充入采掘空间，如原己一采区己17-21070采面切眼处由于构造裂隙导通，造成突水，将煤层底板灰岩水即石炭系和寒武系灰岩水导入采面，造成淹没工作面，其涌水因庚一上山采区开采，现仍以100m3/h左右的涌水量涌入庚一采区。因此，各灰岩含水层，由于构造错动，该采掘活动后彼此之间的水力联系亦相当密切。与庚一下山采区垂直对应的己一下山采区开采后，现已被老空水充满，积水量较大，约19万m3，庚一下山采区开采后形成的冒落陷落裂隙，势必将其导入庚一下山采区，将对庚一下山采区的安全生产带来严重威胁。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计综上所述：庚一下山采区充水水源主要是石炭系太原组灰岩含水层、寒武系白云质灰岩含水层水和己一下山采区的老空水。充水途径是直接揭露含水层出水，遇构造导通出水，采掘后形成陷落裂隙导通出水，水害对采区安全生产的影响程度表现为：石炭系、寒武系灰岩含水层水，持续补给，水源丰富，水量稳定，涌水时间长，己一老空水，因其为采掘后形成的导水通道较为畅通，所以来势猛，破坏性大，但有疏干的可能。（三）相邻矿井开采与报废后对矿井充水的影响**矿东与七星公司，西与九矿相邻，矿井之间均有较宽的边界煤柱相隔。开采期间及报废后的采区积水，一般不会涌入本井田。北部以天然阻水断层——锅底山断层与六矿为界，通常情况下，两矿各含水层之间不存在水力联系。在**矿东部，因七星公司矿井排水，已形成一降落漏斗，在两矿边界处（42、43勘探线之间）形成人为分水岭。但应注意七星公司后期开采的老空区积水对今后**矿开采的影响。西部九矿位于区域地下水的上游，**矿为地下水的排泄方向，也应注意九矿老空区积水的影响。（四）断层导水性根据钻孔资料和采掘揭露，以及地下水长期观测成果，到2002年底，锅底山断层以南的45′-15孔寒灰水位为+57m，而断层以北的44′-37孔，寒灰水位为-238m，南北水位差295m。从而说明锅底山断层是阻水的，对矿井防治水有利。其它小型断层的存在，对各含水层起到一定的作用，但对各煤层回采影响不大。（五）涌水量预计**矿二水平庚一下山采区，与之相邻的已开采的采区有七矿的庚四采区，**矿的庚一上山采区、己组一采区，相比之下**矿的二水平庚一上山采区与庚一下山采区相比邻，水文地质条件相近似，因此依据庚一上山采区涌水量，采用相关类比法，预计庚一下山采区涌水量较为合适。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计庚一采区原预计正常涌水量为1742.97/h，最大涌水量为：2963.07m3/h。通过瞬变电磁法勘探，对查出的14#、11#、8#富导水通道进行截流帷幕注浆。现开采期间，正常涌水量为260m3/h，最大涌水量为590m3/h，庚一上山采区面积（-225m水平以上）为1.315km2，现开采面积为806000m2，庚一下山采区（-225m水平以下）面积为1282280m2。采用相关类比法：预计庚一下山采区为：正常涌水量387.83m3/h最大涌水量为：775.66m3/h根据设计要求，现只考虑设计施工范围为南起-225m等高线，北到-280m等高线，东起43勘探线以东200m，西到**矿工业广场煤柱线，东西走向长1250m，南北宽500m，面积约0.625m2。因此预计该范围的涌水量为：正常涌水量：229.0m3/h最大涌水量：458.0m3/h五、其它开采技术条件1、煤层顶、底板特征庚20煤层顶板发育0.15～0.3m的泥岩或碳质泥岩伪顶；老顶为厚度约2～5.7m的灰岩（L5），含燧石结核，性质脆，致密，普氏硬度系数为8～19,岩石等级4～6级，顶板层位稳定，厚度变化不大，回采时，在较大面积内可能保持长时间不塌陷，在裂隙时会部分塌陷。底板亦即庚21煤层顶板，庚20、庚21合层时，发育成薄层泥岩夹矸，分叉时，厚度0.8～2.2m，岩性为泥岩或泥灰岩。庚21煤层底板为泥岩及云母砂质泥岩，厚度2～6.8m，间或有石英砂岩老底，泥岩呈薄层状，层理清晰，受水浸泡，有膨胀现象。2、瓦斯根据《河南省煤炭工业局关于2005年度国有重点煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》（豫煤安[2006]251号），**矿平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计2005年瓦斯鉴定结果：矿井相对瓦斯涌出量为8.76m3/t，绝对瓦斯涌出量21.78m3/min，同时根据庚一上山采区开采情况，庚20煤层中瓦斯含量较低，瓦斯涌出量也较小。但随着开采深度的增加，瓦斯含量会相对增加。**矿在采掘生产过程中，要严格按有关规定对庚一下山采区煤层进行瓦斯等级鉴定，并根据瓦斯等级鉴定结果采取相应的安全防范措施，确保安全生产。3、煤层自燃及煤尘爆炸性据庚一上山采区取样鉴定结果：庚20煤自燃发火等级为Ⅱ级，属自燃煤层，自燃发火期为3~6个月。煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为：33.75～36.97%。4、地温及地压地温：该区在原报告中地温梯度为：2.07℃/百米，历年来经上部煤层开采后释放热量，庚组煤以上梯度变小，具体数字无研究，缺资料。地压：浅部无冲击地压显现，深部尤其是构造破碎带附近，可能有冲击地压显现。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计第二章矿井现有生产概况第一节矿井开拓方式、采区1、开拓方式采用立井多水平分组大巷、分区石门上、下山开拓。一水平标高-80m、二水平-225m标高，三水平-650m标高。2、采区**矿现有生产采区四个，即已三采区、已三下延采区、已二扩大采区和庚一采区，其中已三采区有两个采煤工作面，四个掘进工作面；已三下延采区有一个采煤工作面，两个掘进工作面；已二扩大采区有两个掘进工作面；庚一采区有一个采煤工作面，两个掘进工作面。第二节提运系统**矿提升系统分主井提升系统和副井提升系统，其中主井提升系统包括新主井和老主井提升系统；副井提升系统包括**矿矿院内副井和北山进风井提升系统。（一）主井提升系统现在使用的老主井为立井缠绕式绞车，上开式箕斗提升，新主井为立井缠绕式绞车，底卸式箕斗提升。老主井井筒深度238.9m，提升高度240m，绞车型号HKM3-2×4×8，1957年前苏联生产，卷筒直径4m，宽度为1.8m。绞车最大速度7.2m/s，电动机功率为800KW，电压6KV。箕斗容积7.5m3，提升一次循环时间为63.6S/次，每次提升煤量7t/次。提升钢丝绳为6△37-φ43。新主井井筒深度377.55m，提升高度386m，绞车型号2JK-4-11.5，由洛矿1978年生产，卷筒直径4m，宽度1.8m平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计，绞车最大速度6.8m/s，电动机功率800KW，电压6KV。箕斗容积7.0m3，提升循环时间为81.6s/次，每次提升煤量6.5t。提升钢丝绳为6△37-φ43。（二）副井提升系统副井为立井缠绕式绞车，单层３t罐笼提升。提升任务主要为提升矸石、设备、物料及升降人员兼作进风井口。副井井筒深度353米，提升高度345m，绞车型号HKM3-2×4×1.8，电动机功率630KW，电压6KV，提升容器为单层3t罐笼，装单台3吨矿车，提升钢丝绳为6△37-φ43。第三节井下运输系统（一）庚一采区轨道运输庚一采区运输大巷长度为1000m，铺设24kg/m钢轨，轨距为900mm，共有3列XK12-9/192-2KBT型12T蓄电池机车运煤，列车运行速度为180m/min，每列20台3T型号为U3型矿车，装车调车及中途停车时间为40min，卸车调车时间为45min，每台车装煤量为3T，庚一采区通过大巷运输矸石等占原煤运量比重为10﹪。（二）已二扩大采区：已二扩大采区原煤运输由顺槽到STJ-800型运输机进入采区煤仓，再通过K4型给煤机到STJ-800型运输机将原煤运到暗斜井皮带（一强），其中STJ-800型运输机带速2m/s，运输量300T/h，K4型给煤机给煤量300T/h。（三）已三下延采区：已三下延采区现有一个综采工作面，其顺槽长800m，角度为0～5°，机巷采用SDJ-1000型带式输送机将原煤运到五强皮带，再到四强皮带后进入已三下延煤仓，又通过K4型给煤机到三强皮带，又通过二强皮带到已三采区煤仓。其中，机巷SDJ-1000型带式输送机2m/s，，运输量305T/h；已三下延皮带运输系统由四强，五强二部皮带组成，下山斜长723m，倾角9～11°平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计，其中五强皮带机型号SDJ-1000，带速2.5m/s，运输量300T/h，四强皮带机型号STJ-1000，带速2.5m/s，运输量500T/h。（四）已三采区：已三采区皮带运输系统由二强两部高强皮带到已三采区煤仓，又通过K4型给煤机到已三石门大巷运输机，从暗斜井高强皮带到一水平煤仓，通过老主井提升。其中，三强皮带运输机型号为SDJ-1000，下山倾角12°，皮带机长680m，带速2m/s，运输量400T/h；二强皮带运输机型号为SDJ-1000，下山倾角15°，皮带机长560m，带速2.5m/s，运输量500T/h；已三石门大巷皮带机型号为ST1600，巷道倾角0～5°，皮带机长980m，带速2.5m/s，运输量630T/h；暗斜井强力皮带型号DX-1000，倾角17°，皮带机长650m，带速2m/s，运输量350T/h。第四节排水系统**矿现有一水平（-80水平）和二水平（-225水平）两个水平，现一水平已不生产，仅保留井底车场附近巷道，两个水平均设有中央泵房。（一）一水平排水系统天安**矿一水平中央泵房安装200D-65×5水泵3台，每台额定排水量280m3/h，配电机功率450KW，电压6KV，工作泵台数1台，备用泵台数1台，检修泵台数1台，沿付井井筒安设排水管路3趟（2趟工作，1趟备用），管径为Ф325mm，排水高度约210m，内外仓总容积2494m3。（二）二水平矿井排水系统**矿现生产水平—二水平（-225水平）设有中央泵房，泵房内安装250D60×7，MD450-60×7水泵共12台，每台额定排水量450m3/h,配电机功率900KW，电压6KV平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计，工作泵台数5台，备用泵台数5台，检修泵台数2台，管路7趟（4趟工作，3趟备用），其中副井井筒敷设3趟，新主井井筒敷设4趟，管径为φ325mm，排水高度约350m，内外水仓总容积10500m3。下山开采采区己二扩大采区、己三及己三下延采区设有泵房和采区水仓，安装MD280-43×9水泵3台，一台运行，一台备用，一台检修，水仓容量为3000m3，铺设φ200排水管路经回风、轨道运输大巷进入井底中央水仓。各水仓定期清理，确保有效仓容量。第五节通风系统矿井通风方式为分区抽出式，副井、新主井、老主井、己三北山风井、戊四斜井五个进风井，庚一、己二、己三风井三个回风井，进风量为13077m3/min，回风量为13539m3/min，矿井有独立完善的通风系统。庚一风井主备用主扇型号均为2k6O—NO24型，配套电机型号为JS5412-10，额定功率为475KW，风机目前运行角度为，工作风量为2417m3/min，负压为700Pa，等积孔为1.83m2。己二风井主备用主扇型号均为BDK-6-NO18型，配套电机型号为YBF-355-6，额定功率为2×160KW，风机目前运行角度为32.5°，工作风量为2316m3/min，负压为2700Pa，等积孔为0.88m2。己三风井主备用主扇型号均为BDK-8-NO30型，配套电机型号为YBF630S1-8，额定功率为2×500KW，风机目前运行角度为33.5°，工作风量为9142m3/min，负压为3730Pa，等积孔为2.96m2。第六节压风系统工业广场压风机房内安装有5台5L—40/8空压机组，3台运转，总供风能力为128m3/min,一台备用，一台检修。压风自高压风包经φ150mm压风主干管路通过副井敷进设入井下，经井底车场大巷、采区主干管输送至各采区，再经φ100mm、φ50mm平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计分支管路输送至各用风地点，井下用风设备主要是岩石巷道开拓及巷修用风镐、YT-28型风钻等风动工具和避难硐室压风自救设施，其中，风镐、风钻等风动工具同时开起台数按6个施工地点12台计，每台用风量为5m3/台/min，总用风量为60m3/min，避难硐室压风自救设施同时使用4组，每组用风量为8m3/组/min，总用风量为48m3/min，合计总用风量为108m3/min，因此，矿井压风能力能够满足生产对压风的需要。第七节供电系统（一）煤矿电源线路情况天安**矿生产生活用电电源线路为引自谢庄降压站的两趟6KV，LGJ-300×2架空线路，线路载流量为710A×2，每趟线路长1.2KM，采用双回路分列运行方式。**矿地面设6KV变电所一座。（二）矿井变压器容量、矿井设备装机总容量、矿井运行设备总容量、矿井实际用电量、矿井综合电耗。**矿电源引自谢庄降压站SFSZ8-63000/110-35KV/6KV三圈变压器馈出的6KV线路经矿井地面变电所直接输往井下和地面高压变电点，矿井变电所没有装设主变压器。矿井设备装机总容量为37845KW，矿井实际运行设备总容量为11000KW，井下最大涌水时的设备总容量为8000KW，2005年矿井实际用电量7845万KWh，矿井综合电耗61.2KWh/t。（三）矿井下井电缆规格、回路数矿井自地面变电所引6趟高压电缆入井，其中一水平两趟，规格ZPQ30-3×95mm2，主要供一水平泵房排水和一强皮带用电。二水平4趟，规格MYJV42-3×150mm23趟，3×128mm21趟，供二水平各地点机电设备用电。第八节地面生产系统本矿地面生产系统现有新、老两个主井提升运输系统，系统完善，运行正常。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计1、老系统：采用箕斗（容重7.5吨）提升卸煤入受煤仓（煤仓容量150吨），仓下给煤机给入主送煤皮带，进入螺旋筛（分级粒度50mm），经筛分后：－50mm原煤正常情况下入上山皮带再经三道入仓皮带入三道煤仓（三道共12个煤仓，每个仓容量150吨）装火车外运销售。如果仓满的情况下，则入落地皮带落入原煤场，汽车地销或再返装，返煤由推土机将煤场原煤推入受煤坑，经返煤皮带入主送煤皮带（以下路径同上），最后入三道煤仓装火车外运销售。＋50mm（筛上物）经手选皮带人工捡矸后，矸石入溜矸筒装矿车翻到矸子山，煤块经粉碎机粉碎后入上山皮带经三道入仓皮带入三道煤仓混入－50mm原煤（筛下物），装火车外运销售。2、新系统：采用箕斗（容重6.5吨）提升卸煤入受煤仓（煤仓容量150吨），仓下给煤机给入主送煤皮带，再经转载皮带入螺旋筛（分级粒度50mm），经筛分后：-50mm原煤正常情况下入上山皮带再经四道入仓皮带入四道煤仓（四道共12个煤仓，每个仓容量150吨）装火车外运销售。如果仓满的情况下，则入落地皮带落入原煤场，汽车地销。＋50mm（筛上物）经手选皮带人工捡矸后，矸石入溜矸筒装矿车翻到矸子山，煤块经粉碎机粉碎后入上山皮带经四道入仓皮带入四道煤仓混入-50mm原煤（筛下物），装火车外运销售。3、储煤场：本矿设有储煤场一个，东西长100米，南北宽80米，堆煤高度10米，储煤能力8万吨。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计第三章大巷运输及设备庚一下山采区设计生产能力为0.45Mt/a。本采区的主、辅助运输均通过本矿井原有的-225m水平的己一东大巷完成。大巷运输采用900mm轨距3t固定矿车，3t平板车、材料车。因为本矿为瓦斯突出矿井，所以采用蓄电池机车牵引，型号为XKB-9/140-KBT型。目前矿上在册3t固定式矿车共有225台，（其中35台为新车），满足主、辅助运输的需要，本设计不再增加各种矿车。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计第四章采区开采第一节采区范围及储量一、储量计算范围**矿庚一下山采区主要是庚20-21煤层的合层，仅有个别点出现分叉，储量计算主要是计算庚20-21煤层储量。计算边界范围为：东部从43勘探以东井田边界煤柱起，西部到**矿工业广场煤柱线，南部从庚一上山采区庚20-21070探水巷起，北部到锅底山正断层。二、储量级别的划分**矿地质条件分类结果为Ⅲ类Ⅱ型，即矿井构造地质条件复杂，煤层稳定程度属于较稳定型，按照《矿井储量管理规程》及《生产矿井储量管理规程实施细则》规定，以350米基本线距控制圈定A级储量，以750米基本线距控制圈定B级储量，以1500米基本线距控制圈定C级储量。庚一下山采区范围内所有参与储量计算的见煤钻孔的综合质量，均必须符合煤田勘探钻孔质量标准丙级以上的规定，废孔即丙级及以下质量的钻孔不参与圈定和计算各级煤层储量。所有临近不可采区不能圈定高级储量。构造复杂或断层落差较大时，临近断层50米范围内不能圈定高级储量。三、煤层厚度的采用、煤分层及不可采边界的确定。（1）煤层结构简单时取其钻孔综合评价厚度计算储量，煤层结构复杂时，当夹矸单层厚度0.05米时，予以剔除，采用剔除夹矸后的煤层总厚度计算储量。（2）平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计煤分层与合并原则上以煤层之间的夹矸厚度来确定，煤层之间单层夹矸大于或等于煤层最低可采厚度时，煤分层作为独立煤层，分别计算储量，相反时为煤合层，并以此划出煤层分叉、合并线。本次储量计算因只有个别孔见煤层分叉，故未划分煤层分叉合并线（3）当钻孔煤层厚度达不到最低可采厚度0.8米或钻孔未见煤时，用相邻钻孔连线并以插入法求得可采边界，或以未见煤钻孔与邻近钻孔之间的连线中点为零点，再用插入法求其可采边界。小于最低可采厚度不估算资源储量。（4）煤层容量的确定庚一下山采区储量计算中煤层容重采用《龙山庙矿区勘察报告》的容量数据：庚20-21煤层容量1.254t/m3。（5）储量计算方法庚一下山采区储量计算在1：2000煤层底板等高线图上计算。采用如下方法计算煤层储量，其计算公式为：倾角小于15°的估算公式为：Q＝s×h×d式中：Q—储量（t）；s—水平面积（m2）；h—采用煤层伪厚度（m）；d—煤层容量（t/m2）。倾角大于15°的估算公式为：Q＝s÷comα×h1×d式中：Q—储量（t）；s—水平面积（m2）；h1—采用煤层真厚度（m）；d—煤层容量（t/m2）；α—煤层倾角。（6）储量计算结果庚一下山采区：工业储量138.7万t平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计可采储量138.7万t按新分类标准，探明的（可研）经济基础储量（111b）138.7万t，可采储量（111）138.7万t.详见表4-1-1、4-1-2。庚20、21煤层储量计算基础表表4－1－1煤层水平块段级别及编号块段面积（m2）块段倾角（°）平均煤厚（m）容重（t/m3）储量（万t）备注庚20-21－225A－14468071.881.25410.544－4(1.88m)A－24314082.0810.944－4(1.88m)44’－36(2.15m)A－312517072.0431.443’－35(1.75m)43’－36(2.15m)43－2(2.23m)A－414616582.2138.144－4(1.88m)43’－36(2.15m)43’－35(1.75m)44－5(2.54m)B－111736072.2332.544－4(1.88m)44－5(2.54m)B－252510614.743－2(2.23m)总计529025138.7平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计庚20、21煤层储量计算基础表表4－1－2煤层水平工业储量（万吨）可采储量（万吨）其中“三下”压煤ABCA+BA+B+C(A+B)/(A+B+C)(%)庚20-21-22583.542.70138.7138.7100138.7总计0138.7138.7100138.7第二节采区生产能力及服务年限一、采区工作制度设计该采区年工作日330天，每天净提升16小时。二、采区设计生产能力根据采区生产系统的能力、煤层赋存条件、煤层特征及储量等因素，本采区设计生产能力为0.45Mt/a。三、储量及服务年限庚一下山采区设计生产能力根据地质报告中对储量的分析，现有可采储量为138.7万t（扣除下山保护煤柱10.7万t，剩余万128万t），采区生产能力为0.45Mt/a，则庚一下山采区的服务年限为：T=Z/（A×K）=128/（45×1.4）≈2.03（年）式中：T—采区服务年限，a；Z—采区内庚组煤可采储量，万t；A—采区年设计能力，万t/a；K—备用系数，取1.4。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计第三节开拓方案一、开拓方案的提出庚一下山采区由于受到锅底山正断层次生断层的影响，对庚组煤层的开采，设计提出的两个开拓方案均分为前后期，即前期开采锅底山断层次生断层以上的庚组煤层，后期根据实际开采情况开采断层之间的庚组煤层。该采区南北范围在-225m和锅底山正断层之间，所以采区的通风、排水、供电、压风、辅助运输、消防洒水、安全监测等系统应由-225m水平提供。提出的两个开拓方案具体如下：方案一：从庚一采区轨道石门适当位置（标高在-218.84左右）开口向西南做石门，揭露庚20煤层后，向北以8°倾角穿庚组煤层作采区轨道下山，平行轨道下山，沿庚20煤层分别做采区皮带下山（距轨道下山以东平距35m）和采区回风下山（距轨道下山以西平距30m），在-280m水平建立前期开采完整的生产系统。前期开采完毕后，根据实际开采情况开采断层之间的庚组煤层。1、煤炭运输：采面→皮带顺槽→采区皮带下山→出煤道→己一煤仓→己一东大巷→新主井→地面。2、辅助运输：利用-225m水平辅助运输系统。人员、材料、设备、矸石利用南院副井的提升，通过二水平-225m车场运送到该采区。3、通风系统：困难时期风路为：南院副井→-225m井底车场→己一东大巷→庚一皮带石门→采区庚一皮带下山、轨道下山→采面及掘进头→采区中车场及回风道→庚一回风下山→己一疏水下山→总回风巷→己一回风斜井。容易时期风路为：南院副井→-225m井底车场→己一东大巷→庚一皮带石门→采区庚一皮带下山、轨道下山→采面及掘进头→采区中车场及回风道→庚一专用回风上山→庚一专用回风平巷→己一回风斜井。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计4、供电系统：从二水平-225m中央变电所经己一东大巷引入采区。5、排水系统：采区涌水流入-280m水仓，再由-280m水平排水泵排至己一东大巷水沟中，再通过二水平排水系统排到地面。6、消防洒水：采区消防洒水引自二水平-225m消防洒水管网。7、压风：利用二水平-225m的压风管网系统。8、安全监测：由二水平设分支系统到达采区，与矿井联网。见图4-3-1，4-3-2。方案二：将己一东大巷向东延长至采区的中部，作石门揭露庚20煤层后，向北以8°倾角穿庚组煤层作采区轨道下山；利用原有己一采区的巷道，在轨道下山的东边沿庚20煤层作采区回风下山，并将庚一专用回风上山向下延长与原有己一采区的巷道贯通；在轨道下山的西边做采区皮带下山，通过采区煤仓与己一东大巷连接。在-270m水平建立前期开采完整的生产系统。前期开采完毕后，根据实际开采情况开采断层之间的庚组煤层。1、煤炭运输：采面→皮带顺槽→采区皮带下山→采区煤仓→己一东大巷→新主井→地面。2、通风系统：风路为：南院副井→-225m井底车场→己一东大巷→采区庚一皮带下山、轨道下山→采面及掘进头→采区中车场及回风道→庚一回风下山→己一采区原有巷道→庚一专用回风上山→庚一专用回风平巷→己一回风斜井。3、排水系统：采区涌水流入-270m水仓，再由-270m水平排水泵排至己一东大巷水沟中，再通过二水平排水系统排到地面。其它各系统同方案一。见图4-3-3，4-3-4。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计图4－3－1庚一下山采区开拓方式平面图（方案一）平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计图4－3－2庚一下山采区开拓方式Ⅰ－Ⅰ剖面图（方案一）平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计图4－3－3庚一下山采区开拓方式平面图（方案二）平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计区开拓方式图4－3－4庚一下山采Ⅰ－Ⅰ剖面图（方案二）平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计二、方案比较方案一优点：1、靠近**矿工业广场保护煤柱布置，减少了下山压煤，并且能最大限度的开采断层以上庚组煤层。2、有利于综采工作面的布置，减少综采设备搬家次数。3、有两条下山沿煤层布置，减少了岩石工程。4、比方案二少作一个采区煤仓，减少了投资。5、回风下山所利用的原有己一采区巷道比方案二维修量少。6、通风线路短，通风阻力比方案二小。方案一缺点：不利于采面的接替布置。方案二优点：有利于采面的接替布置。方案二缺点：1、三条下山布置在采区的中央，增加了下山和己一采区原有巷道保护煤住，不能最大限度的开采断层以上庚组煤层。2、不利于综采工作面的布置，增加综采设备搬家次数。3、只有一条下山沿煤层布置，增加了岩石工程。4、比方案一多作一个采区煤仓，增加了投资。5、回风下山所利用的原有己一采区巷道维修量大。6、通风线路长，通风阻力比方案一大。详见表4-3-1。三、结论经技术经济比较，设计推荐方案一为庚一下山采区的开拓方案平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计方案比较表表4-3-1方案方案一方案二井巷工程量（m）半煤岩巷1311730岩巷11542185矿建投资估算（万元）1773.22（不含巷道维修费）2320.15（不含巷道维修费）优点1、靠近**矿工业广场保护煤柱布置，减少了下山压煤，并且能最大限度的开采断层以上庚组煤层。2、有利于综采工作面的布置，减少综采设备搬家次数。3、有两条下山沿煤层布置，减少了岩石工程。4、比方案二少作一个采区煤仓，减少了投资。5、回风下山所利用的原有己一采区巷道比方案二维修量少。6、通风线路短，通风阻力比方案二小。不利于采面的接替布置。缺点不利于采面的接替布置。1、三条下山布置在采区的中央，增加了下山和己一采区原有巷道保护煤住，不能最大限度的开采断层以上庚组煤层。2、不利于综采工作面的布置，增加综采设备搬家次数。3、只有一条下山沿煤层布置，增加了岩石工程。4、比方案一多作一个采区煤仓，增加了投资。5、回风下山所利用的原有己一采区巷道维修量大。6、通风线路长，通风阻力比方案一大。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计第四节采煤方法及机械配备一、采煤方法根据煤层赋存条件和本矿实际生产经验，设计采用走向长壁综采后退式采煤法，全部陷落法管理顶板。二、主要采煤机械设备选、工作面长度、年推进度1、采煤机械根据煤层赋存条件，采面选用MG-132/320-W型采煤机破煤，使用ZY2600-12/28型液压支架支护，SGW630/220型刮板运输机运煤，机巷使用SD14可伸缩带式输送机运煤，风巷利用调度绞车运送材料及矸石等。工作面长度：综采工作面长度一般不少于160m，考虑到**矿管理水平和实际生产经验，综采工作面长度选用150m。年推进度：综采工作面年推进度为1100m。三、移交生产及达到设计产量时回采工作面个数本采区设计生产能力0.45Mt/a，达产时在庚20－21煤层中布置一个综采工作面。四、采区巷道布置采区布置三条下山，采区回风下山、采区皮带下山均沿庚20－21煤层布置；采区轨道下山穿庚20－21煤层布置。庚一下山采区轨道下山通过轨道石门与己一东大巷相连，各区段作石门与工作面联系，前期在-280m水平建立下车场及-280m水平泵房、变电所和水仓等硐室。庚一下山采区皮带下山上部直接与庚一采区出煤道搭接，实现井下主运输系统皮带化。庚一下山采区回风下山通过己一疏水下山与己一斜风井连通。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计五、开采顺序本采区投产时，庚一采区还有采煤工作面，加上庚一下山采区只有三个区段，不利于采面的接替，为保证安全和工作面的接替，庚组两个采区应统一安排开采顺序，具体为：庚一采区：庚20-21030采面→庚20-21070采面→庚20-21020采面→庚20-21050采面。庚一下山采区：庚20-21-21130采面→庚20-21-21090采面→庚20-21-21110采面。六、采区生产能力（一）工作面生产能力的确定工作面生产能力按下式计算：Q=L×H×W×P×γ式中：Q—工作面年产量，t/a；L—工作面长度；H—工作面采高；W—年推进度，；γ—煤的容重，取1.254t/m3；P—工作面回采率，取95%。经计算，工作面生产能力为：Q=150×2.08×1100×95%×1.254=40.54（万t/a）（二）采区生产能力掘进出煤量按10%计算，采区年生产能力可以达到0.45Mt。七、巷道断面及支护形式根据朝川矿岩石力学性质及生产经验，按照有关通风、运输及安全要求，本采区主要巷道断面根据**矿庚一上山断面选用。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计八、巷道掘进进度指标根据**矿实际水平确定：水平岩石巷道：100m/月倾斜岩石巷道：70m/月水平半煤岩巷道：200m/月倾斜半煤岩巷：128m/月硐室工程：400m3/月九、掘进工作面个数及机械配备根据平煤集团技术管理规定，结合采区情况，设计配有两个煤巷掘进工作面。采用打眼放炮的方法掘进，配备煤电钻、风钻、调度绞车、小水泵、对旋局扇等设备。十、井巷工程量根据推荐方案，本采区移交生产时井巷总工程量为2465m，掘进体积为25990.29m3。其中半煤岩巷1311m，占总长度的53.18%；岩巷长1154m，占总长度的46.82%。工程量计算只计算采区下山等主要巷道，未包括回采工作面顺槽、掘进头等。详见表4-4-1。井巷工程汇总表表4-4-1顺序项目名称长度（m）体积（m3）半煤岩巷岩巷小计煤巷岩巷小计1主要运输及回风巷8530115973.25264.61237.852采区巷道及硐室1226840206614408.17397.8421805.9466669259252182182021.52021.53合计13111154246515381.3510608.9425990.29平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计第五章采区通风和安全第一节概况1、瓦斯根据《河南省煤炭工业局关于2005年度国有重点煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》（豫煤安[2006]251号），**矿2005年瓦斯鉴定结果：矿井相对瓦斯涌出量为8.76m3/t，绝对瓦斯涌出量21.78m3/min，同时根据庚一上山采区开采情况，庚20煤层中瓦斯含量较低，瓦斯涌出量也较小。但随着开采深度的增加，瓦斯含量会相对增加。**矿在采掘生产过程中，要严格按有关规定对庚一下山采区煤层进行瓦斯等级鉴定，并根据瓦斯等级鉴定结果采取相应的安全防范措施，确保安全生产。2、煤层自燃及煤尘爆炸性据庚一上山采区取样鉴定结果：庚20煤自燃发火等级为Ⅱ级，属自燃煤层，自燃发火期为3~6个月。煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为：33.75～36.97%。3、地温地温：该区地温梯度为：2.07℃/百米。第二节采区通风一、通风系统及通风方式的选择**矿采用分区式通风系统，抽出式通风方式。庚一下山采区由副井进风，己一回风井独立回风。根据推荐的开拓方案，庚一下山采区通风路线为：困难时期风路为：南院副井→-225m井底车场→己一东大巷→庚一皮带石门→采区庚一皮带下山、轨道下山→采面及掘进头→平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计采区中车场及回风道→庚一回风下山→己一疏水下山→总回风巷→己一回风斜井。容易时期风路为：南院副井→-225m井底车场→己一东大巷→庚一皮带石门→采区庚一皮带下山、轨道下山→采面及掘进头→采区中车场及回风道→庚一专用回风上山→庚一专用回风平巷→己一回风斜井。二、风井位置、服务范围及服务时间该采区的己一回风井位于现**矿庚一采区的南部边界，服务于**矿庚组采区，服务时间延续到庚组采区结束。三、掘进通风及硐室通风掘进工作面采用KDF-6.3型对旋轴流式局部扇风机。变电所、水泵房、绞车房等硐室独立供风。四、井下避灾路线1、避瓦斯、煤尘爆炸、火灾线路当井下发生瓦斯、煤尘爆炸火灾时，井下人员应逆风流方向逃跑自救，具体避灾线路如下：回采工作面→工作面运输巷→采区中车场→庚一下山采区轨道下山（或皮带下山）→己一东大巷→副井井底车场→副井（或戊四斜井）→地面。当机电硐室或掘进工作面发生火灾时，应迅速撤入安全的进风巷，并由进风巷沿避灾路线撤至井口。2、避水灾路线当发生水灾时，井下人员应从高处向安全出口撤退。具体避水灾路线如下：回采工作面→工作面回风巷→采区中车场→庚一下山采区轨道下山（或皮带下山或回风下山）→己一东大巷（或己一疏水下山→总回风巷→己一回风井）→副井井底车场→副井（或戊四斜井）→地面。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计矿井生产中应根据开拓开采情况，针对不同的灾害地点和灾害类型随时调整避灾线路。五、庚组采区风量计算及负压、等积孔的计算1、综采工作面风量计算（1）按瓦斯涌出量Q采=100×q瓦采K采通=100×0.6×1.6=96m3/min≈1.6m3/s式中：Q采—采煤工作面的实际需风量，m3/min；K矿通—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用系数，取1.6；q瓦采—采煤工作面瓦斯绝对涌出量，取0.6m3/min。（2）按人数计算Q采=4×N=4×40=160m3/min≈2.67m3/s式中：N—采面同时工作的最多人数，取40人。（3）按工作面温度计算Q采＝60×V采×S采式中：V采—采煤工作面风速，根据工作面温度取2.5m/s；S采—采煤工作面的平均断面积，6m2；Q采＝60×2.5×6.0=900m3／min=15m3/s（4）按风速进行验算15×S采≤Q采≤240×S采式中：S采—采煤工作面的平均断面积，6m2。15×6≤Q采≤240×6综合以上计算，采面风量取900m3/min。即15m3/s。2、掘进工作面风量计算（1）按瓦斯涌出量计算Q掘=100×q瓦掘·K掘通=100×0.054×2.0=10.8m3/min=0.18m3/s式中：q瓦掘—掘进面的瓦斯平均绝对涌出量，取0.054m3/min；K掘通—掘进面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取2.0。（2）按炸药用量计算平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计Q掘=25×A=25×2.7=67.5m3/min=1.125m3/s式中：A—掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，取2.7kg；（3）按人数计算Q掘=4×N=4×40=160m3/min≈2.67m3/s式中：N—掘进面同时工作的最多人数，取20人。（4）按局部通风机实际吸风量计算Q掘进=Q扇×局扇数量+15S=260×1+15×6.5=357.5m3/min≈6m3/s式中：Q扇—局扇实际吸风量，KDF—6.3型局扇吸风量为330~185m3/min，取260m3/min；S—机巷局扇到机巷回风口之间的巷道断面积。（5）风速验算15×Sj≤Q掘≤240×Sj式中：Sj—掘进巷道的断面积，取12.15m215×12.15≤Q掘≤240×12.15综合以上计算，煤巷掘进工作面风量取360m3/min，即6m3/s。3、硐室需风量计算根据《煤矿安全规程》要求和**矿生产实际配风情况，该采区硐室的实际需风量如下：（1）绞车房、变电所、水泵房配风：60m3/min（1.0m3/s）（2）采区变电所：90m3/min（1.5m3/s）（3）电机车修理及充电硐室：300m3/min（5m3/s）4、庚组采区风量计算（1）通风困难时期风量计算庚一下山采区投产后，庚一采区仍有采掘活动，为了有利于庚一下山采区的采面接替，整个庚组采区的通风风量应统一考虑，具体如下：按照采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算：Q=(∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它)×K平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计式中：Q—采区总风量，m3/s；∑Q采—采煤工作面所需风量之和，m3/s；∑Q备—备用工作面所需风量之和，m3/s；∑Q掘—掘进工作面所需风量之和，m3/s；∑Q峒—各硐室所需风量之和，m3/s；∑Q其它—除了采、掘、硐室地点以外的其它巷道需风量的总和，m3/s；K—矿井通风系数，取1.25。设计考虑综采工作面配风15m3/s；煤巷掘进工作面配风6m3/s；采区变电所配风1.5m3/s；绞车房、水泵房、变电所各配风1.0m3/s，电机车修理及充电硐室配风5m3/s。采区总风量Q=(2×15+4×6+2×1.5+4×1.0+1×5)×1.25=82.5（m3/s）取83m3/s详见表5－2－1。配风法计算矿井总风量表表5－2—1项目数量每处供风量(m3/s)小计(m3/s)备注庚一采区综采工作面11515煤巷掘进工作面4624采区变电所11.51.5绞车房111庚一下山采区综采工作面11515采区变电所11.51.5绞车房111-280m泵房111-280m变电所111电机车修理及充电硐室155合计66考虑矿井通风系数1.25总计82.5取83m3/s（2）通风容易时期风量计算通风容易时期为庚一采区全部结束，而庚一下山采区开采最后一个区段，具体如下：平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计按照采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算：Q=(∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q峒+∑Q其它)×K式中：Q—采区总风量，m3/s；∑Q采—采煤工作面所需风量之和，m3/s；∑Q备—备用工作面所需风量之和，m3/s；∑Q掘—掘进工作面所需风量之和，m3/s；∑Q峒—各硐室所需风量之和，m3/s；∑Q其它—除了采、掘、硐室地点以外的其它巷道需风量的总和，m3/s；K—矿井通风系数，取1.25。设计考虑综采工作面配风15m3/s；煤巷掘进工作面配风6m3/s；采区变电所配风1.5m3/s；绞车房、水泵房、变电所各配风1.0m3/s，电机车修理及充电硐室配风5m3/s。采区总风量Q=(1×15+1×1.5+3×1.0+1×5)×1.25=30.6（m3/s）取31m3/s详见表5－2－2。配风法计算采区总风量表表5－2－2项目数量每处供风量(m3/s)小计(m3/s)备注综采工作面11515绞车房11.51.5-280m泵房111-280m变电所111采区变电所111电机车修理及充电硐室155合计24.5考虑矿井通风系数1.25总计30.6取31m3/s（二）庚组采区通风负压计算采区负压根据矿井通风阻力计算公式及矿井通风系统图计算而得，庚一采区通风容易期与通风困难时期的负压为：平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计公式：h摩=αLPQ2/S3=RQ2式中：h摩—摩擦阻力，Pa；α—摩擦阻力系数，N·s2/m4；L—巷道长度，m；P—巷道净断面周长，m；Q—通过井巷的风量，m3/s；S—井巷净断面积，m2；R—井巷摩擦风阻，N·s2/m8；对推荐方案进行计算，结果为：H容易=925.629Pah困难=2570.471Pa详见表5－2－3、表5－2－4。（三）等积孔计算Amax=0.38Q/=0.38×31/=1.21m2Amin=0.38Q/=0.38×83/=2.035m2矿井为通风中阻力矿。六、通风设施，防止漏风和降低风阻的措施：设计中为保证各用风地点按需要得到足够风量，井下所有进回风相交处均设有双向双道风门，在需调节风量处设调节风门，以保证风量分配的需求。在风门设置地点充分考虑了使用条件和各用风地点风量调节的可能性，以达到减少漏风，提高风量的利用率。为减少通风阻力，设计中尽量缩短通风线路，巷道断面的选择尽量保证巷道的风速为经济风速。生产期间，应加强通风设施的维修和管理，经常清除巷道中的堆积物，及时修复压坏的巷道，保证通风有效断面，使风流畅通，降低巷道通风阻力。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计庚一下山采区容易时期负压计算表表5-2-3顺序巷道名称支护方式a×10-4L（m）P（m）S（m2）S3RQ(m3/s)Q2h(Pa)1副井井筒砼4034618.8528.2722593.1830.00123196110.8852己一皮带大巷锚喷10156514.4014.002744.0000.00823196177.4043庚一皮带石门锚喷258513.3012.001728.0000.0016204006.4144庚一皮带石门绕道锚喷303010.507.40405.2240.0023204009.1505庚一皮带下山锚杆3014013.5010.801259.7120.00452040017.6526采面机巷锚杆30108012.208.40592.7040.066715225147.1507采面液支3514012.108.40592.7040.01001522522.0758采面风巷锚杆30108012.208.40592.7040.066715225147.1509庚一专用回风上山锚杆3050012.6010.801259.7120.01501522533.10710庚一专用回风平巷锚杆3010012.03010.801259.7100.00283196122.29111回风绕道锚喷3035010.908.00512.0000.022431961210.66812己一回风斜巷锚喷352649.406.00216.0000.040216256100.950　　　　　　　　　　　804.895合计　　　　　　考虑15％局部阻力　　925.629平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计庚一下山采区困难时期负压计算表表5-2-4顺序巷道名称支护方式a×10-4L（m）P（m）S（m2）S3RQ(m3/s)Q2h(Pa)1副井井筒砼4034618.8528.2722593.1830.001283688977.9632己一东大巷锚喷10156514.4014.002744.0000.0082836889554.8433庚一皮带石门锚喷108513.3012.001728.0000.000742176411.3174庚一皮带石门绕道锚喷203010.507.40405.2240.0016224847.3755庚一皮带下山锚杆3045013.5010.801259.7120.01452248468.6676采面机巷锚杆30108012.208.60636.0560.062115225137.1277采面液支3214012.108.40592.7040.00911522520.1828采面风巷锚杆30108012.208.60636.0560.062115225137.1279采面回风出车场锚喷2026012.0309.60884.7360.00701522515.43610庚一专用回风下山锚杆3048012.6010.801259.7120.0144421764249.15911回风联络巷锚喷108512.0309.60884.7360.001145202522.70312己一疏水下山锚喷1516011.108.40592.7040.004545202589.26113总回风巷锚喷2011612.5710.991327.3730.0022836889148.42414己一回风斜巷锚喷352649.406.00216.0000.0402421764695.6092235.192合计考虑15％局部阻力2570.471平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计第三节降温措施一、矿井热害情况及本矿井的致热因素平顶山矿区恒温带平均深度为25m，恒温带温度为16.2°C，庚一下山采区地温梯度在为2.07C°/100m，为地温正常区。根据庚一采区开采实践，地温对庚组煤的开采、的影响不甚明显，导致矿井的主要因素是岩温。二、降温措施1、加大风量，使绝对热源均摊到单位风量上的热量减少，从而降低风温，也有利于人体散热。2、采用后退式开采方式。由于通风巷道的围岩已被冷却，因而可使回采工作面的进风温度下降0.6～1.6°C，并且能减少采空区漏风。3、向煤体注水，降低煤体温度。直接向采掘工作面喷洒冷水可以冷却新裸露的岩（煤）体，可以有效降低工作面的风温。4、本采区投产的初期主要靠通风方法降温，随着煤层开采深度的增加，地温的升高，当通风方法无法解决地温问题时，需编制专门的降温设计，可考虑选择相应的设备采用机械或其它的降温措施。当采用各种积极降温措施后，采掘工作面的气候条件仍达不到法定要求时，可采用人工制冷的方式冷却工作地点的风温。第四节灾害预防及安全装备本矿井为瓦斯突出矿井，煤尘有爆炸危险，庚组煤层属自燃煤层。根据煤层赋存条件及开采技术条件，设计采用先进技术装备，建立井下环境安全监测系统，对瓦斯、温度、风速、自燃发火等进行监控，对灾害进行早期预测预防，切实防止灾害的发生。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计设计依据的法规有：《中华人民共和国安全生产法》、《中华人民共和国矿山安全法》、《中华人民共和国煤炭法》、《煤矿安全规程》、《煤矿安全监察条例》、《矿井防治水工作条例》、《矿井防灭火规范》及现行有关行业性规范。一、瓦斯灾害防治：1、矿井要对瓦斯资料收集全面，加强研究。随着开采深度的增加，注意瓦斯涌出量变化，并增补防治瓦斯措施。2、严格掌握矿井风量分配，保证各工作地点和硐室有足够的新鲜风。3、建立瓦斯个体巡回检查和连续监测的双重检测系统，可靠的预测和控制瓦斯事故的发生。4、在采掘工作面及回风巷中设瓦斯自动断电警报仪，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面控制室，做到超限报警、断电。5、在掘进工作面穿煤层时，必须在距煤层10m以外打钻，经常检查瓦斯浓度，若发现异常情况，要立即撤人、停止掘进，进行处理。6、认真处理采面上隅角、采空区及巷道中的瓦斯聚积，保证安全生产。7、井下放炮必须执行一炮三检，消灭放炮时产生的火焰，严格执行有关规定，杜绝明火发生。8、井下电器均选用防爆设备，消灭失爆，有效的杜绝电器火源。9、为有效防止爆炸由局部扩大为全局灾害，要按规定设置隔爆水棚。10、下井人员必须佩带自救器。熟悉避灾路线，搞好自救。二、粉尘的综合防治：（一）防尘措施为了工人的健康和防止煤尘爆炸事故，在生产时要制定除尘，降尘和防止煤尘爆炸事故的措施。1、巷道风速必须符合《煤矿安全规程》规定，防止煤尘飞扬。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计2、要建立完整的防尘洒水系统，对煤流转载点必须喷雾洒水，采煤工作面机、风巷安设风流净化水幕。3、对容易积聚煤尘之处，应定期进行清扫和冲洗。4、井下煤仓和溜煤眼经常保持一定的存煤，不得放空，防止煤仓和溜煤眼进风。5、回采工作面采取煤壁注水防尘工艺。以湿润煤体减少开采煤尘。并对注水设备、管路、仪器定时检查、维护。6、利用环境安全监测系统，及时测定风流中粉尘浓度。7、采掘工作面应采取湿式打眼,使用水炮泥，放炮前后应冲洗煤壁，放炮时应喷雾降尘，出煤时洒水。8、采、掘工作面工人必须配戴防尘口罩。9、采煤机的喷雾洒水系统必须完好。（二）防爆措施1、采用冲洗巷壁，撒布岩粉、喷雾洒水等综合措施。2、严格执行有关规定，杜绝明火发生。3、消除放炮时产生的火焰。4、井下电器均选用防爆设备，有效地杜绝电器火源。5、有效地防止上下山跑车及金属强烈碰撞产生的火源。（三）隔爆措施为有效防止爆炸由局部扩大为全矿性灾害，在矿井石门、上（下）山、工作面顺槽等进、回风巷道中设置水棚。水棚高度不小于1.8m，棚距1.5m，巷道内水棚总水量为主要巷道400kg/m2，其它巷道200kg/m2。三、矿井防灭火：该采区所开采的庚组煤层属自燃煤层，应在生产期间严格执行《矿井防灭火规范》，防治火灾发生。（一）煤的自燃预防措施平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计1、工作面采完后，在轨道和运输顺槽的停采线附近在一个月内及时密闭，防止风流进入采空区。2、在井下所有回风相交处均设有双向双道风门，在需调节风量处设有调节风门。3、完善通风系统，合理控制风量，降低负压，减少漏风。巷道布置考虑了全矿井反风、区域反风及局部反风。4、井下按有关规定设置温度和CO探头，对火灾进行监控，及时发现自燃发火征兆，掌握规律及早预报并制定有效的防灭火措施。5、利用**矿二水平现有的注浆系统，定期、定量向采空区注浆、注水使采空区形成隔离带，杜绝煤炭自燃。6、工作面推进过程中，采取向老塘喷洒阻化剂的措施，延缓老塘浮煤氧化。（二）井下外因火灾防治1、在井下机电硐室、井底车场和采掘工作面的附近巷道中设置消防器材，作为扑灭火灾之用。在变电所通道内设置防火门。2、井下电气设备均采用防爆型，并设有保护接地、短路、过流、过负荷、断相、漏电等保护。3、井下电缆均采用煤矿用阻燃电缆。4、井下各种电气设备需定期检查、维护、修理。5、带式输送机采用阻燃胶带，驱动轮有防滑保护，烟雾保护，温度保护和堆煤保护装置，并设有自动洒水和防胶带跑偏装置，机头机尾硐室设有自动灭火系统，火灾报警装置和监测监控装置。6、井下爆破严格遵守有关规程、规范规定，防止井下爆破引发火灾。7、保证井下消防洒水系统完好。（三）防灭火措施本采区庚20煤层自燃发火期为3~6个月，发火期较短，设计利用**矿现有的地面黄泥灌浆灭火系统，作为该采区主要的防灭火措施。具体如下：平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计1、灌浆系统铺设路线为：灌浆管路由现己一东大巷延接至庚一下山采区。灌浆主管采用Φ200mm无缝钢管，回风顺槽采用Φ57×3无缝钢管，工作面采用Φ51（内注）纺织胶管。2、灌浆参数计算及选择（1）灌浆工作制度全年330d，灌浆站每天工作班数及工作时间，视煤层自燃发火严重程度自行确定。（2）对灌浆材料的要求①颗粒要小于2mm，而且细小颗粒（粘土：≤0.005mm者应占60%～70%）要占大部分。②主要物理性能指标密度为2.4～2.8；塑性指标为9～11（亚粘土）；胶体混合物（按MgO含量计）为25%～30%；含砂量为25%～30%（粒径为0.5～0.25mm以下）容易脱水和具有一定的稳定性③不含有（或少含有）可燃物（3）灌浆所需土量①每天灌浆所需土量Q土2=K×G/r煤=0.04×1370/1.254=43.7m3/日式中Q土2—日灌浆所需土量，m3/日K—灌浆系数，取0.04G—采区日产量，吨r煤—煤的容重，t/m3②每日灌浆所需实际开采土量Q土3=αQ土2=1.1×43.7=48.07m3/日式中Q土3—日灌浆所需实际开采土量，m3/日平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计α—灌浆取土系数，取1.1（4）灌浆水比的确定经验数据为1：6，生产矿可根据泥浆的运距、煤层倾角、灌浆方式、灌浆材料和四季变化等因素通过试验确定。（5）每日制泥浆用水量Q水1=Q土2δ=43.7×6=262.2m3/日式中Q水1—制备泥浆用水量，m3/日δ—泥水比的倒数（6）每日灌浆用水量Q水2=K水Q土2δ=1.2×262.2×6=1887.84m3/日式中Q水2—制备泥浆用水量，m3/日K水—水量备用系数（7）每日灌浆量Q浆1=（Q水1+Q水2）×M=（262.2+1887.84）×0.94=2021.04m3/日式中Q浆1—日灌浆量，m3/日M—泥浆制成率（8）每小时灌浆量计算Q浆2=Q浆1/nt=2021.04/2×5=202.1m3/日式中Q浆2—每小时灌浆量，m3/hn—每日灌浆班数，班/日t—每班纯灌浆时间，h/班3、泥浆搅拌容积计算V泥=2×Q浆2=2×202.1=404.2m3取410m3，分为两路，轮换使用。4、灌浆注意事项（1）灌浆前后清水冲洗管路，检查管路是否漏水及有泥浆沉淀堵塞。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计（2）灌浆工作必须有专人操作和看管，发现问题及时处理、联系。（3）在地面灌浆应严格防止草根、木块等杂物进入注浆管。（4）泥浆在管内流速应不小于2m/s，以防止泥浆沉淀堵塞。四、矿井防治水**矿庚一下山采区安全生产的最大隐患是水害。庚一下山采区充水水源主要是石炭系太原组灰岩含水层水、寒武系白云质灰岩含水层水和己一下山采区的老空水，特别是己一下山采区的老空水，积水量达到190932m3，所以要安全、可靠的开采庚一下山采区，不仅仅需要采取安全的防治水措施，而且还应该在开拓庚一下山采区巷道之前，必须将己一下山采区的老空水疏放完毕，以确保庚一下山采区的安全开采。（一）矿井防治水措施1、设计中断层上、下两盘各留设60m煤柱。2、巷道掘进时必须坚持做到“有疑必探，先探后掘”。以防水患发生。设计配备有探水钻。3、采区内施工钻孔均用沙浆和浓泥浆封孔，但部分钻孔缺少封孔检查资料，采掘生产过程中遇到钻孔时，需提前制定过孔措施，以防钻孔导水，涌入井下。4、参照庚一采区的巷道布置，在生产前，必须先掘一条泄水巷进行泄水。5、对首采面应采用物探手段，确定采面底板裂隙发育带，预测可能突水的位置及水量，采取相应的措施，减少采面突水的几率和突水量。（二）井下防治水安全措施1、根据矿井涌水量，核算-225m水平排水能力，新增水仓容量，以便及时排水。2、在-225m水平己一东大巷已经设一道防水闸门。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计3、生产期间应加强对排水及防水设施的管理和维护，并严格执行《煤矿防治水工作条例》。五、井下其它灾害防治（一）顶板灾害防治1、煤层巷道采用锚喷支护，根据岩性的变化，需要加网或锚索，可以采用锚网、锚索联合支护。2、为保证安全，大硐室均采用钢筋砼支护。3、设计配套了矿山压力测试仪。生产中应加强顶板管理，坚持“敲帮问顶”制度。（二）提升运输事故防治措施1、为防止提升运输事故，设计采用了防治过卷、速度限制、自动减速、松绳保护、防止过放、过载保护、仓满保护等措施。2、采区提升设有声光信号、挡车器等，采区车场均设有防跑车装置。3、采区上下山每隔40m设一躲避硐。（三）电气事故防治措施1、井下电气设备均选用防爆型。2、采用双回路供电。3、地面变电所设有防雷及过电压保护。4、其它详见本节“火灾防治”。六、矿井安全监测及其它装备设计根据《煤矿安全规程》，参照《矿井通风安全装备标准》配备了监测类仪表、瓦斯及其它气体监测仪表设备、粉尘检查类仪器仪表，矿山压力及地质测量类仪表及设备，并配备了隔离式自救器（详见：主要机电设备目录）。生产中应加强对仪器仪表及设备的管理。七、矿山救护大队及保健设施平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计矿井设有一个救护中队，由集团公司统一考虑是否扩大救护队规模；矿井井口设保健站，井下设医疗急救室。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计第六章提升、运输、通风、排水、压缩空气设备第一节提升、运输设备根据推荐的开拓方案，对庚一下山采区提升、运输设备进行选型，具体如下：一、采区轨道下山提升设备选型1、设计依据年产量：0.45Mt/a提升斜长：430m上山倾角：8°年工作制度：330d、16h矸石量：109t/d（按年产煤量的8%计）材料量：8车/d上下设备：4车/d其它：10车/d矿车：mGC3.3—9，自重1320Kg，载重5300Kg最大提升载荷：10000Kg(提支架)2、提升设备选型轨道下山担负采区提升矸石、下放设备材料、升降人员等任务。提升采用3吨矿车单钩串车提升,一次串两辆3吨矿车；人车采用XRC15—9/6型，满载人数30人。提升绞车选用JTY1.6/1.5B型防爆液压单滚筒绞车，其主要技术参数如下：滚筒直径：1.6m滚筒宽度：1.5m最大静张力：45kN平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计钢丝绳直径：24.5mm滚筒缠绳量（两层）：525m电机功率：160KW绳速：3m/s二、采区皮带下山运输设备选型1、已知条件：年运量：Q年=0.45Mt/年皮带长度：L=480m，α=5°～10°运输不平衡系数：K=1.4年工作制：330天/年，16小时/天。2、计算皮带计算小时运量QQ=150t/h带速：v=2m/s。带宽：B=800mm传动滚筒功率计算：N0=（k1Lhv+k2QLh+0.00273QH）k3k4=（0.023×472.7×2+10.89×10-5×150×472.7+0.00273×150×83.35）×1.15×1=（21.75+7.7+34）×1.15=73KW电动机功率计算：N=KN0/η=1.4×73/0.9=114KW输送带最大张力计算：按不打滑条件计算：Smax=k5N0/v=153×73/2平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计=5585kg按垂度条件计算：Smax=k6γ+k7H+k8N0=570×1+12×83.35+73×24=3322kg输送带安全系数计算：m=GxB/Smax=750×80/5585=10.7安全3、设备选型：根据实际情况选择：电动机YB315M2—4,N=160KW，一台。减速器的选择：选择传动滚筒D=800mm则传动滚筒转速n传：n传=(60×1000×v)/(3.14×D)=47.77则减速器传动比i=1500/47.77=31.4取i=31.5皮带运输速度v=1500×3.14×800/（60×1000×31.5）=2.039m/s满足要求。则该皮带运输机主要参数为：电动机：YB315SM2—4N=160KW一台减速器：DCY355—31.5一台整体带芯阻燃胶带：800SB=800mmL=1000m平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计第二节通风设备本矿井为煤与瓦斯突出矿井。根据矿井的开拓布置，通风方法为分区抽出式。一、设计依据1、矿井所需风量：通风容易期为：31m3/s；通风困难期为：83m3/s。2、矿井所需负压：通风容易期为：925.63Pa通风困难期为：2570.47Pa庚一采区现使用的风机为佳木斯扇风机厂1986年生产的2K60—NO24型轴流风机，配套电机为JS1510—8型，电机功率为475KW。根据目前矿井所需风量、负压结合目前庚一采区在用主扇实测性能曲线，风机实际运行范围Q=54～73m3/s，H=2200～3050Pa，可以看出，在通风容易时期风机能够满足通风要求，而在通风困难时期风机不能满足通风风量的要求，因此考虑为节省运行费用，在通风容易时期还继续使用老风机，在通风困难时期需要考虑新更换风机。根据通风困难时期风量及负压的要求，选用FBCDZNO21/280×2（B）型防爆轴流通风机，风机性能参数为Q=65～130m3/s，H=1300～4141Pa。风机布置两台，一台工作，一台备用。附庚一主扇实测性能曲线。第三节排水设备一、-280m水平水泵房1、设计依据庚一采区下山前期预计正常涌水量为229m3/h平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计，最大涌水量为458m3/h，下山涌水经水沟流至底车场后，经庚一采区下山泵房排到庚一大巷（原己一大巷），进入二水平中央泵房水仓。庚一采区下山泵房排水高度为65m，下山斜长约430米。2、设备选型（1）水泵：根据《煤矿安全规程》的要求和预计涌水量，庚一采区下山泵房选用MD155—30/84×4型离心式水泵5台，2台工作，2台备用，1台检修，单台水泵额定排水量185m3/h，配用YB280M—4型低压防爆电机，功率90KW。（2）排水管路：根据涌水量和所选水泵，排水管路选用Ф273mm无缝钢管2趟，在轨道下山敷设，排入—225m水平水仓。二、－225m水平中央泵房排水能力验算：根据地测部门**矿现正常涌水量为1280m3/h，最大涌水量为2400m3/h，因此庚一下山采区前期开采后预计全矿井正常涌水量为1429m3/h，最大涌水量为2858m3/h。－225水平中央泵房现安装250D60×7、MD450—60×7型水泵共12台，每台水泵额定排水量450m3/h，配电机功率为900KW，其中工作泵5台，备用泵5台，检修泵2台，管路7趟（4趟工作，3趟备用），其中副井井筒敷设3趟，新主井井筒敷设4趟，管径为Φ325，内外水仓总容积10500m3。根据庚一采区开采后全矿井涌水量情况需要对－225m水平泵房进行排水能力核算。（1）核算工作水泵排水能力：工作水泵20小时排水量为：450×5×20=45000m324小时正常涌水量为：1429×24=34296m3＜45000m3因此，工作水泵20小时内能排出24小时内的正常涌水量，满足《煤矿安全规程》要求。（2）核算工作和备用水泵排水能力：平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计工作和备用水泵20小时排水量为：450×10×20=90000m324小时最大涌水量为：2858×24=68592m3＜90000m3因此，工作和备用水泵20小时内能排出24小时内的最大涌水量，满足《煤矿安全规程》要求。（3）水仓能力校验：-225中央泵房水仓总容量为10500m2，由此校验为：（3000+1429）×2=8858m2<10500m2满足〈〈煤矿安全规程〉〉要求。综上所述，庚一采区开采后-225m水平泵房能够满足全矿井的排水要求。第四节压缩空气设备一、设计依据本矿井为煤与瓦斯突出矿井，在各采掘工作面设避难硐室，避难硐室采用压缩空气供风，每个避难硐室需风量6m3/min。矿井主要用风点有井下巷道掘进、采掘工作面避难硐室。风动工具型号、数量和耗风量见下表，最远用风距离为：3.8Km。二、空压机考虑到避难硐室与风动工具不同时使用，本矿井所需总风量为Q=14.3m3/min。根据开拓布置和风动工具分布情况，选用MLGF16/7型井下矿用移动螺杆空压机，空压机额定排气量16m3/min，电压660V，配90KW隔爆电动机。空压机硐室共布置两台，其中1台工作，1台备用。具体见表6－4－1。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计风动工具技术规格参数表表6－4－1序号风动工具名称型号单台耗风量台数备注1气腿式凿岩机3.0m3/min1+1+1+1井下使用2井下装载1m3/min井下使用3避难硐室6m3/min2井下使用三、压风管路经计算井下压风主管路选用D108×4无缝钢管，支管选用D57×3.5钢管。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计第七章地面生产系统利用矿井现有的地面生产系统和辅助设施。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计第八章电气第一节供电电源**矿庚一下山采区供电电源引自二水平中央变电所，经计算选用两回路电源供电，电源电缆的型号为MYJV22-6/63x95，当一回电缆故障时，另一回能够保证庚一下山采区用电设备的正常运行。第二节电力负荷根据用电负荷统计与计算，庚一下山采区用电负荷如下：地面负荷：有功负荷P=513.9kW无功负荷Q=385.4kVar视在负荷S=642.4kVA功率因素cosφ=0.80井下负荷：最大涌水量时：矿井（采区）有功负荷P=1379.0kW矿井（采区）无功负荷Q=1285.8kVar矿井（采区）视在负荷S=1885.5kVA功率因素cosφ=0.73庚一下山采区用电总负荷最大涌水量时：矿井（采区）有功负荷P=1892.9kW矿井（采区）无功负荷Q=1671.2kVar矿井（采区）视在负荷S=2525.1kVA功率因素cosφ=0.75平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计考虑0.95同时系数，庚一下山采区用电总负荷为最大涌水量时：矿井（采区）有功负荷P=1798.3kW矿井（采区）无功负荷Q=1587.7kVar矿井（采区）视在负荷S=2398.9kVA功率因素cosφ=0.75有关负荷统计详见负荷统计表8—2—1。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计**矿庚一下山采区负荷计算表表8－2－1平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计第三节井下供配电一、庚一下山采区高低压配电系统：庚一下山采区共设两个变电所，分别为：庚一下山采区变电所、-280泵房变电所。庚一下山采区变电所：由两回路电源供电，两回路电源均引自二水平中央变电所，电源电缆均选用MYJV22-6/63×95型。该变电所主要担负庚一下山采区采掘工作面、皮带下山运输机及下山绞车等负荷。-280泵房变电所：由二回路电源供电，供电电源引自采区变电所，电源电缆选用MYJV22—60003×35型。该变电所主要担负-280泵房负荷。井下电压等级：井下高压6kV、低压1140V、660V、照明及手持式用电设备为127V。掘进工作面配双风机，采用风电闭锁及瓦斯电闭锁。二、庚一下山采区高低压配电设备选型：庚一下山采区电气设备均选用矿用防爆型。6kV配电装置均选用BGP9L-6G矿用隔爆型高压真空配电装置。变压器选用KSGB-T矿用隔爆型变压器，低压配电开关选用BKD5型矿用隔爆型自动空气断路器,移动变电站选用KSGZY型。三、井下固定照明及保护接地：井底车场及其附近照明电源引自就近动照线网，照明电压为127v，照明变压器为BZX-4660/127V，照明灯具为DGS35/127N型，照明电缆为MC-0.3/0.5。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计井下接地保护应遵守《煤矿安全规程》第482条~487条的有关规定设置。主接地极应在主副水仓中各埋设一块。变电所、装有电气设备的硐室和单独装设的高压电气设备、每个低压配电点、连接高压动力电缆的金属连接装置等地点，均应安装局部接地极。所有电气设备的保护接地装置〔包括电缆铠装、铅皮、接地芯线〕和局部接地装置，应与主接地极连接成一个总接地网。第四节安全与生产监测该矿已有KJ-4型煤矿安全监测系统。现系统运行良好。本次设计在采区变电所、采面、掘进头等处增加井下分站，与原二水平中央变电所的监测设备组成一个系统。第五节安全与生产监测生产调度室电话：井下新增电话引自井下调度室矿用调度交换机。泄露移动通信主要用于胶带运输机，其基地台为KJC-81型，泄露电缆为KLCX-75-9型，通过手持电话随时联系。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计第九章井下消防及洒水根据矿方提供，水源接自己一东大巷现有消防洒水管路，水质、水量及水压符合《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215—94）的要求。庚一采区生产能力为0.45Mt/a。井下洒水日用水量约为455m3/d。根据《煤炭安全规程》的有关规定：井下采掘工作面：主要运输道、主要回风道、上、下山和正在掘进的巷道均敷设消防洒水管路。在皮带运输机巷每隔50m设置DN50mm支管和阀门一个，其余大巷中，每隔100m设置DN50mm支管和阀门一个供消防用，并每隔100m设置一个三通，接一个DN25mm的截止阀，以供清洗巷道用。在井底车场、井下机电硐室两侧均设有SN50消火栓，供消防使用。工作面消防用高倍数泡沫灭火。机电硐室采用手提式“1211”灭火器消防，井底运输巷内设置消防水幕。井下消防洒水管管材采用热扎无缝钢管，快速管接头连接，阀门与管道的连接采用法兰盘；管道沿巷道侧壁或皮带架内侧敷设。运输机、采区煤仓、溜煤眼和其它转载点设喷雾洒水装置。采掘工作面放炮前后洒水灭尘。井下主要回风巷设置喷雾洒水装置。洒水器出口压力0.2—0.5MPa，超过0.5MPa时加设阻流片。在运输大巷、采区上下山，机电硐室、检修硐室材料库、火药库附近的消防洒水管路上，每隔100设一个SN12型消防栓。消火栓所配备的麻质水龙带及水枪应放在消火栓箱内，消火栓箱尺寸1280×800×300，箱内设长25m水龙带二条，水枪一支，共设消火栓22套。当消火栓前压力超过784.56kPa时，在阀门前设置阻流片进行减压。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计第十章建井工期一、移交标准1、采区前期移交生产时，形成一个回采工作面及二个掘进头，与之相配套的全部井巷工程均应完成。2、矿井的提升、通风、排水、输变电、通讯、井上下运输等主要生产系统，辅助生产系统及厂房、井上下消防、洒水等安全措施工程，均应按设计要求建成，经联合试运转形成综合生产能力，具备生产条件。二、井巷主要连续工程的确定井巷主要连锁工程：三条下山上部车场巷→轨道下山、皮带下山、回风下山→运输顺槽→设备安装及试运转。三、建井工期估算根据井巷工程施工进度，通过施工组织排队，估计本采区前期移交投产及竣工的总工期为20.4个月（未包括对己一下山采区采空水的疏放时间）。详见表10—1。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计巷道工程施工进度表表10－1平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计第十一章技术经济第一节劳动定员及劳动生产率本采区设计生产能力0.45Mt/a，全员工效4t/工，年工作日330d，采区工作人数225人。见表11—1—1。劳动定员表表11—1—1序号工种出勤人数（人/班）在籍系数在籍人数123计一生产工人113107943144301井下工人7975662201.43082井上工人343228941.3122二管理人员1486281.028三原煤生产人员小计127115100324458四服务人员11642121五其他人员7431414合计145125107377493说明：生产能力0.45Mt/a，工效4t/工，年工作日330d/a，提升时间16h/d，、三班作业方式，一个综采工作面。第二节建设资金估算一、投资概算：估算总投资：5280.12万元（不含采掘设备租赁费，顺槽、切眼及煤巷下山、联络巷费用）。其中：井巷工程1773.32万元；设备购置1536.42万元；安装工程1074.74万元；工程预备费480.01万元；其他费用415.73万元。吨煤投资：117元／t。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计二、投资范围：工程包括庚一下山采区轨道下山、皮带下山、回风下山、主要硐室及设备购置、安装工程等费用。未包括该矿地面土建工程和本采区其它维简工程，如顺槽、开切眼等和采掘运租赁设备及安装，以及上述工程所需的差价预备费和建设期利息。三、概算编制依据：煤规字（2000）第48号文颁发的《煤炭建设井巷工程概算定额》、《煤炭建设井巷工程辅助费综合预算定额》、《煤炭建设地面建筑工程概算指标》、《煤炭建设机电设备安装工程概算指标》、《煤炭建设其它费用指标》、《煤炭工业常用设备价格汇编》、《煤炭工业安装工程定额外材料预算价格》、《煤炭建设工程造价费用构成及计算标准》、《平顶山建设工程价格信息（2003度）》。四、资金来源及使用计划：该项目资本金**矿自筹。第三节采区设计主要技术经济指标**矿一井庚一下山采区设计主要技术经济指标详见表11—3—1。平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计采区设计主要技术经济指标表表11—3—1顺序名称单位指标备注1采区设计生产能力（1）年产量Mt/a0.45（2）日产量T/d13702采区服务年限a2.033矿井设计工作制度（1）年工作天数d330（2）日工作班数班3两班生产，一班准备4煤质（1）牌号动力煤（2）灰分Ad%庚20：5.9~20.7；庚21：4.78~36.45（3）挥发分Vdaf%庚20：29~33；庚21：28~33（4）硫分St,d%庚20：4~6；庚21：4~6（5）水分Mad%庚20：0.70（6）发热量Qb,d卡/kg庚20：7756~8346；庚21：7738~83465储量（1）工业储量万t138.7（2）可采储量万t138.76煤层情况（1）可采煤层数层主采庚20煤层，局部采庚21煤层（2）可采煤层平均厚度m庚20：1.15；庚21：0.7（4）煤的视密度T/m3庚20：1.254；庚21：1.31平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计采区设计主要技术经济指标表续表11－3－1顺序名称单位指标备注7采区范围（1）走向长度Km1.25（2）倾斜宽度Km0.95（3）井田面积Km21.28开拓方式主、副井均利用原**矿新主井、副井9水平数目个1（1）二水平标高m-225（3）辅助进风水平m10井筒类型及长度（1）新主井（净直径/长度）mφ5/377.5（2）副井（净直径/长度）mφ6/346（3）风井（倾角/长度）长度）m17°/26411采区个数个112回采工作面个数及长度个/m1/150综采13回采工作面年推进度m130014采煤方法走向长壁15顶板管理方法陷落法16工作面运煤机械SD1417下山运煤机械整体带芯阻燃胶带18掘进工作面个数个219井巷工程量（1）巷道总长度m2465（2）掘进巷道总体积m325990.29（3）万吨指标m/m382.17/866.34平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计采区设计主要技术经济指标表续表11—3—1顺序名称单位指标备注20井下大巷运输（1）运输方式蓄电池电机车牵引3吨矿车（2）电机车型号XK8—9/140—KBT共三台（3）矿车类型3吨固定式矿车共225台21提升设备（轨道下山）JTY1.6/1.5B型防爆液压单滚筒绞车22通风（1）瓦斯等级低瓦斯，但突出管理（2）通风方式抽出式通风方式（3）通风机型号及数量容易期：BDK—6—NO24C两台困难期FBCDZNO21/280×2（B）两台23排水（-280m水平）（1）涌水量：正常/最大m3/h229/458（2）水泵型号及数量MD155—30/84×4型离心式水泵5台5台5台24空气压缩机型号及数量连接原有压风管路25地面生产系统利用原有系统26供电（1）矿井年耗电量度（2）吨煤电耗度平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计采区设计主要技术经济指标表续表11—3—1顺序名称单位指标备注27供水（1）水源原己一东大巷消防洒水管路（2）日用水量m3/d45528全员效率t/工429建设总投资万元5280.12万元其中：井巷工程万元1773.22万元设备购置万元1536.42万元安装工程万元1371.73万元其它费用万元415.73万元预备费万元480.01万元吨煤投资元/t117元／t30建设工期月20.4平煤集团设计院有限公司78 平煤集团**矿庚一下山采区方案设计附录1、平煤[2007]68号文；2、天安**矿庚一下山采区方案设计委托书。平煤集团设计院有限公司78'