沁城煤礦采區(qū)設計說明

47/52沁城煤礦采區(qū)設計采礦工程系煤礦開采技術專業(yè)前言一、編制設計的依據(jù)和原則1、依據(jù)：《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》、《煤礦安全規(guī)程》、集團批準的十一采區(qū)地質(zhì)報告以及上級有關技術文件的規(guī)定。2、原則：（1）認真貫徹安全生產(chǎn)方針,努力改善生產(chǎn)條件,堅持系統(tǒng)完善、安全可靠、科學合理的原則。（2）堅持以徑濟效益為中心，合理優(yōu)化生產(chǎn)系統(tǒng),實現(xiàn)少投入，多產(chǎn)出的原則。（3）采區(qū)設計堅持合理集中生產(chǎn)，有利于充分開發(fā)利用資源.二、設計的主要特點1.本設計準備巷道原則沿煤層布置,掘進速度快。2。工作面設計均為綜采。3.準備巷道服務十一采區(qū),服務年限長，支護采用錨噴支護。三、存在問題和建議1。由于本區(qū)勘探程度不高對構(gòu)造的控制不夠高級儲量比例不足，故儲量計算、采區(qū)構(gòu)造與實際可能有一定出入，需進行補充勘探。2。當采掘至陷落柱、鉆孔附近時，希注意觀察水情，以防導水.3.由于該區(qū)斷層較發(fā)育，并且存在帶壓開采問題，當采掘活動進行至奧灰水位以下時，必須制定安全技術措施以確保安全。4.現(xiàn)村莊及太舊高速公路煤柱均為規(guī)劃煤柱,與正式煤柱可能有一定出入，希設計時予以考慮。摘要二礦坐落于太行山西麓,陽泉市西南6公里處，其地理坐標為東經(jīng)113°25′17″～113°33′07″，北緯37°46′44″～37°52′19″.二礦交通條件極為便利.石太線為復線電氣化鐵路，東西貫穿二礦；307國道由西向東,在陽泉市區(qū)與陽左公路和陽盂公路十字相交，構(gòu)成網(wǎng)絡，連通全國各地。井田范圍內(nèi)地形陡峻，東部最高為獅腦山，高程1171米,西部最高為龍門山，高程1246米，最低處為礦界北部桃河,高程700米。相對最大高程差達540余米。二礦井田含煤地層為下二疊統(tǒng)山西組和上石炭統(tǒng)太原組.含煤地層中主要可采煤層在二礦井田范圍內(nèi)大部分或普遍分布,其它煤層部分地段分布.含煤地層總厚度平均178。9米,含煤層11～16層，煤層總厚度平均19。59米，含煤系數(shù)10.95％;其中可采煤層7層,煤層總厚度17.82米，含煤系數(shù)9。96％。山西組地層總厚度54～82米，平均60。23米，含煤層4~6層,煤層總厚度平均4。42米，含煤系數(shù)7。34％；可采煤層為3＃、6＃煤,總厚度平均3。14米，含煤系數(shù)5。21%。太原組地層總厚度95～130米,平均118。67米，含煤層7~9層，煤層總厚度15.17米，含煤系數(shù)12.78%；可采煤層為8#、9＃、12＃、13#、15#煤層,煤層總厚度14.68米，含煤系數(shù)12.37％。主采煤層為3#、8#、12#、15＃，其賦存情況由上而下。在均衡兩翼的基礎上布置采區(qū)準備巷，采區(qū)皮帶巷、軌道巷、左回風與8#煤12區(qū)皮帶、軌道巷、回風巷連接。采區(qū)右回風與桑掌回風大巷系統(tǒng)巷連接.9＃煤11區(qū)皮帶巷、軌道巷為進風巷,左右回風巷為回風巷.軌道巷、左右回風巷從8#煤開口按10°下山掘進見9#煤，皮帶巷按8°下山掘進見9＃煤，然后沿9＃煤頂板掘進。工作面順槽巷道沿9#煤頂板掘進。9＃煤為厚煤層,按陽煤集團生字（2012）63號文件規(guī)定：采區(qū)軌道巷矩形斷面時凈寬不小于4.8米，凈高不低于2。8米；采區(qū)皮帶巷為矩形斷面時凈寬不小于4.5米，凈高不低于2。5米；采區(qū)回風巷為矩形斷面時凈寬不小于5米，凈高不低于2.8米。8＃煤與9#煤層間距為2.37—4。57米,9#煤巷道不能用錨桿、錨索支護。根據(jù)現(xiàn)有的支護形式準備用梯形棚或U型棚沿支護，沿9#煤頂板掘進。9＃煤11采區(qū)準備巷沿8＃煤掘進的巷道采用矩形斷面，巷道凈寬4。44米,毛寬4。7米;凈高2.6米,毛高2。7米；凈斷面11.5㎡，毛斷面12.69㎡.根據(jù)新頒布的《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》（GB50215－2005），地質(zhì)儲量為詳查地質(zhì)報告提供的查明煤炭資源的全部。通過采用地質(zhì)塊段法計算區(qū)內(nèi)的地質(zhì)儲量，本區(qū)9＃煤內(nèi)的地質(zhì)儲量為689.5萬噸,可采儲量為552.5萬噸。關鍵詞：礦井開拓；采區(qū)巷道；采區(qū)通風；安全防護目錄TOC\o"1—2”\h\z\u第一章礦井概況 1第一節(jié)礦井基本概況 1第二節(jié)礦井開拓概況 9第二章采區(qū)基本開采條件 16第一節(jié)采區(qū)基本條件 16第二節(jié)采區(qū)開采煤層條件 17第三章采區(qū)巷道布置 18第一節(jié)采區(qū)上山布置方案 18第二節(jié)采區(qū)主要生產(chǎn)系統(tǒng) 19第三節(jié)采區(qū)開采順序 23第四節(jié)巷道斷面及支護形式 23第四章采煤工作面采煤工藝及勞動組織 25第二節(jié)采煤工作面采煤工藝 25第二節(jié)工作面勞動組織 32第三節(jié)工作面主要技術經(jīng)濟指標 33第五章采區(qū)通風與安全 36第一節(jié)通風 36第二節(jié)采區(qū)等積孔計算 40第三節(jié)安全通風措施 40第六章安全技術措施 41第一節(jié)防瓦斯爆炸措施 41第二節(jié)防煤塵爆炸措施 41第三節(jié)防礦井突水措施 42第四節(jié)防礦井火災措施 43第五節(jié)其它措施 44專題部分。。 49煤礦安全生產(chǎn)管理 49參考文獻.。。。..。 53致謝。。...。.。 54第一章礦井概況第一節(jié)礦井基本概況一、井田位置二礦坐落于太行山西麓，陽泉市西南6公里處，其地理坐標為東經(jīng)113°25′17″~113°33′07″,北緯37°46′44″~37°52′19″。二礦交通條件極為便利.石太線為復線電氣化鐵路，東西貫穿二礦;307國道由西向東，在陽泉市區(qū)與陽左公路和陽盂公路十字相交，構(gòu)成網(wǎng)絡,連通全國各地.井田范圍內(nèi)地形陡峻，東部最高為獅腦山，高程1171米,西部最高為龍門山,高程1246米，最低處為礦界北部桃河，高程700米。相對最大高程差達540余米。二、礦井煤層賦存、儲量二礦井田含煤地層為下二疊統(tǒng)山西組和上石炭統(tǒng)太原組.含煤地層中主要可采煤層在二礦井田范圍內(nèi)大部分或普遍分布，其它煤層部分地段分布.含煤地層總厚度平均178.9米，含煤層11~16層，煤層總厚度平均19.59米,含煤系數(shù)10.95％；其中可采煤層7層，煤層總厚度17。82米,含煤系數(shù)9。96％.山西組地層總厚度54～82米,平均60.23米,含煤層4~6層，煤層總厚度平均4。42米，含煤系數(shù)7.34％；可采煤層為3＃、6#煤,總厚度平均3。14米，含煤系數(shù)5.21％。太原組地層總厚度95～130米，平均118.67米,含煤層7～9層，煤層總厚度15.17米，含煤系數(shù)12。78％;可采煤層為8＃、9＃、12#、13＃、15＃煤層，煤層總厚度14。68米，含煤系數(shù)12.37％。主采煤層為3#、8＃、12＃、15＃，其賦存情況由上而下。儲量計算的依據(jù)利用地質(zhì)塊段法分別計算各塊段儲量，資源計算方法及有關參數(shù)確定如下：1。資源儲量計算方法由于井田內(nèi)地層產(chǎn)狀平緩，地層傾角多為2～10°，因此采用地質(zhì)塊段法計算資源儲量,即采用煤層水平投影面積及煤層偽厚計算資源儲量.其公式如下：儲量(萬噸)＝厚度（m)×面積(m2）×視密度（m3）×10-42。資源儲量計算主要參數(shù)的確定⑴計算面積的確定利用計算機，在各煤層底板等高線及儲量計算圖上，對各個塊段的面積進行圈定測量.⑵煤層厚度的確定采用塊段內(nèi)所利用的勘探工程見煤厚度的算數(shù)平均值，當其塊段內(nèi)有最低可采邊界時，加入適當?shù)?。00m點參入計算，各見煤點資源儲量計算厚度確定如下：①據(jù)上部3#煤和8＃煤實采揭露，本區(qū)陷落柱較發(fā)育，對煤層賦存情況有一定影響。②煤層中夾層厚度等于或大于煤層最低可采厚度時,煤分層應分別視為獨立煤層;夾矸厚度小于煤層最低可采厚度，且煤分層厚度等于或大于夾矸厚度時，可將上下煤分層厚度相加，作為采用厚度.③結(jié)構(gòu)復雜煤層和無法進行煤分層對比的復煤層，當夾矸的總厚度不大于煤分層總厚的1/2時,以各煤分層的總厚度作為煤層的采用厚度。⑶視密度的確定采用區(qū)內(nèi)鉆孔各煤層視密度測定值的算數(shù)平均值。9號煤層視密度為1.48(t/m3）.⑷幾種邊界線的確定①煤層零點邊界線以見煤鉆孔與無煤鉆孔間的1/2為零點，其連線即為零點邊界線.②最低可采邊界線采用內(nèi)插法求出最低可采邊界。③煤層分叉合并線采用內(nèi)插法求出夾矸為0。07m點,相連即為煤層分叉合并線.儲量計算1.采區(qū)地質(zhì)儲量根據(jù)新頒布的《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》（GB50215－2005)，地質(zhì)儲量為詳查地質(zhì)報告提供的查明煤炭資源的全部。通過采用地質(zhì)塊段法計算區(qū)內(nèi)的地質(zhì)儲量，本區(qū)9#煤內(nèi)的地質(zhì)儲量為689。5萬噸，可采儲量為552。5萬噸.2.采區(qū)工業(yè)儲量根據(jù)新頒發(fā)的《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》(GB50215-2005），工業(yè)儲量為地質(zhì)資源中探明的資源量331和控制的資源量332,經(jīng)分類得出的基礎儲量111b和122b、邊際經(jīng)濟的基礎儲量2M11和2M22，連同地質(zhì)資源量中推斷的資源量333的大部，歸類為礦井工業(yè)儲量.工業(yè)儲量＝111b＋122b＋2M11＋2M22＋333k＝689.5萬噸式中：k－可信度系數(shù)，取0。7～0。9。地質(zhì)構(gòu)造簡單、煤層賦存穩(wěn)定的礦井，K取0。9；地質(zhì)構(gòu)造復雜、煤層賦存不穩(wěn)定的礦井，K取0.7，本設計取0.9。3.采區(qū)設計儲量工業(yè)儲量減去設計計算的斷層煤柱、防水煤柱、境界煤柱、地面建(構(gòu)）筑物等永久煤柱損失量后的儲量即為礦井設計儲量。按9號儲量核實報告提供的資源量,減去區(qū)內(nèi)需要留設的永久保護煤柱,即境界煤柱、斷層煤柱和村莊保護煤柱。經(jīng)計算，本采區(qū)設計儲量為552。5萬噸。4。采區(qū)設計可采儲量設計儲量減去工業(yè)場地和主要井巷煤柱的量后乘以回采率的資源儲量即為礦井設計可采儲量。⑴保護煤柱的留設方法①根據(jù)新頒發(fā)的《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》（GB50215—2005)、《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規(guī)程》規(guī)定留設各類保護煤柱。②地面建筑、構(gòu)筑物下伏各煤層按表土層移動角φ=45°，巖層移動角δ=γ=72°計算保護煤柱范圍.③盤區(qū)邊界煤柱兩側(cè)各留20m，主要大巷煤柱兩側(cè)各留50m。④井田境界煤柱，根據(jù)有關規(guī)程規(guī)范的要求，在井田范圍內(nèi)留設井田境界安全煤柱，煤柱寬度為20m。⑵回采率①根據(jù)新頒發(fā)的《煤炭工業(yè)礦井設計規(guī)范》(GB50215—2005）的要求,厚煤層回采率不小于75％,中厚煤層回采率不小于80％。因此，本采區(qū)9號煤層回采率取75%。⑶開采損失開采損失=（礦井設計儲量－保護煤柱）×（1－采區(qū)回采率）。依據(jù)上述確定的原則，經(jīng)計算,采區(qū)設計可采儲量552。5萬噸，其采區(qū)設計可采儲量見表采區(qū)儲量見下表：煤層地質(zhì)儲量（萬噸）開采損失（萬噸)可采儲量(萬噸）備注9#689。5137552.5各塊段見下表煤層塊段編號面積（m2）傾角平均厚度容重儲量（萬噸）回采率可采儲量(萬噸)9＃B--143。051.4840075%300合計400300C-—116150053。051.48150。175％113C--24300053.051。4836。875％28合計204500186。9141D—-168800053.051.4829575%221。5D-—24300053.051。4836。475％27D—-321900063。051。48185.300D--41880063.051。4815.900合計968800537。6248.5總計1124.5689。5其中：A+B：537。6萬噸A+B+C：689.5萬噸A+B+C+D：1124.5萬噸A/A+B+C+D：0％A+B/A+B+C+D：46。7％三、地質(zhì)構(gòu)造本區(qū)總體形態(tài)西高東低,其上發(fā)育次一級小褶曲，平面上背向斜相間，煤層傾角一般在2°—12°，平均5°左右。斷裂構(gòu)造較發(fā)育，根據(jù)8＃煤采掘資料推測，除采區(qū)邊界處斷層帶外，在630號鉆孔附近發(fā)育一條斷距在2米左右的逆斷層，推斷區(qū)內(nèi)隱伏有落差在1。00米左右的斷層，性質(zhì)主要以正斷層為主。本區(qū)內(nèi)陷落柱較發(fā)育,在采區(qū)內(nèi)揭露D—31、D-33、D-34、D—42陷落柱。四、地層情況（一）、地層陽泉礦區(qū)賦存的地層有太古界阜平群和龍華河群，下元古界滹沱群和上元古界震旦亞界長城系，古生界寒武系、奧陶系、石炭系、二疊系，中生界的三疊系及新生界的第三系、第四系。在地層對比中通過巖相分析和相—-旋回研究，結(jié)合煤系地層標準剖面，根據(jù)巖層及組合特征，采用古生物法、標志層法、測井曲線等相互補充、驗證、確定。地層對比準確、可靠.從古生界奧陶系開始由下而上依次敘述如下:1、奧陶系；與下伏地層寒武系為連續(xù)沉積，廣泛出露于礦區(qū)東北部的弧形區(qū)域內(nèi),即昔陽白羊峪、東寨～平定郭家山、石門口～陽泉白羊墅、張家井～盂縣仙人村、長池、峰嶺村一帶。下統(tǒng)：地層總厚度120～200米、主要由含燧石結(jié)核的亮晶白云巖及白云質(zhì)灰?guī)r組成。底部為黃綠色白云質(zhì)頁巖或鈣質(zhì)頁巖,下部以含燧石條帶或燧石結(jié)核的白云巖為主，中、上部為白云巖及少量白云質(zhì)灰?guī)r，含網(wǎng)格筆石、小櫛蟲、蛇卷螺等化石.中統(tǒng)：地層總厚度415~810米.(1）下馬家溝組：地層總厚度125～225米，巖性橫向變化小。第一段:地層總厚度11～40米,主要由黃灰色薄層狀泥晶白云巖、泥灰質(zhì)白云巖、泥灰?guī)r和石膏夾層組成.第二段:地層總厚度35~80米，主要由灰色及黑灰色中厚層狀泥晶灰?guī)r，含白云質(zhì)灰?guī)r及花斑狀灰?guī)r組成.第三段：地層總厚度50～75米，主要為灰黑色中厚層泥晶灰?guī)r、白云質(zhì)灰?guī)r與薄層白云巖互層組成。(2）上馬家溝組：地層總厚度180~275米,底部巖性穩(wěn)定，頂部巖性變化較大。第一段：地層總厚度20～79米,主要由灰至土黃色薄層泥晶白云巖、灰質(zhì)白云巖組成.第二段:地層總厚度84~108米，主要由灰色及黑灰色中厚層泥晶灰?guī)r，花斑狀灰?guī)r、生物碎屑灰?guī)r及薄層白云質(zhì)灰?guī)r組成.第三段:地層總厚度20～62米，主要為灰色及黑灰色中厚層泥晶灰?guī)r與薄至中層狀灰質(zhì)白云巖互層.(3)峰峰組：地層總厚度130～270米.第一段：地層總厚度40~160米,上部和下部為土黃色或黃灰色薄層泥晶白云巖，泥灰質(zhì)白云巖、白云質(zhì)灰?guī)r、泥質(zhì)灰?guī)r、泥灰?guī)r。第二段：地層總厚度70～150米，主要為灰色及黑灰色中至厚層生物碎屑灰?guī)r，花斑狀灰?guī)r及泥晶灰?guī)r。2、石炭系：平行不整合于奧陶系中統(tǒng)灰?guī)r之上，主要由鋁鐵巖、泥巖、砂質(zhì)泥巖、砂巖、煤層及石灰?guī)r組成的海陸交互相含煤建造，主要出露于陽盂、陽左公路兩側(cè)及盂縣土塔、牛村等地。（1）中統(tǒng)本溪組:地層總厚度40～60米，下部為灰白色鋁土巖、鋁土泥巖、雜色泥巖夾結(jié)核狀或團塊狀鐵礦組成的鐵鋁巖,上部為砂質(zhì)泥巖、砂巖、夾1~3層灰?guī)r及不穩(wěn)定的煤線。(2)上統(tǒng)太原組：地層總厚度100～140米，主要為灰白色砂巖、黑灰色砂質(zhì)泥巖、泥巖、石灰?guī)r夾炭質(zhì)泥巖和煤層組成的一套海陸交互相含煤建造,是本區(qū)主要含煤地層。3、二疊系;與下伏地層石炭系為連續(xù)沉積，是一套砂巖、砂質(zhì)泥巖、泥巖和煤組成的陸相沉積.為礦區(qū)范圍內(nèi)地表出露最廣泛的地層，主要出露于陽左、陽盂公路以西,南溝掌、曉莊、高垴、北水草一線以東的廣大區(qū)域內(nèi)。(1）下統(tǒng)：山西組:地層總厚度50~70米，主要由砂巖、砂質(zhì)泥巖及煤組成，含煤2~6層，亦為本區(qū)主要含煤地層，含多脈帶羊齒、畸楔葉、三角織羊齒等植物化石。下石盒子組：地層總厚度96～165米，下部為黃綠色砂質(zhì)泥巖為主的綠色巖層段,中部為褐黃色砂質(zhì)泥巖及細砂巖為主的黃色巖層段，上部為黃綠色中、粗粒砂巖為主的砂巖段。(2)上統(tǒng)：

上石盒子組：地層總厚度225～395來,由黃綠、杏黃、灰白、紫紅色的砂巖、砂質(zhì)泥巖及泥巖組成，以中間砂巖和獅腦峰砂巖為界分為紅黃色巖層下段、紅黃色巖層上段、褐色巖層段，含厚脈櫛羊齒，中朝楔葉、多形準脈羊齒、腎掌蕨等植物化石。

石千峰組：地層總厚度88~136米,為一套磚紅色的陸相長石砂巖和泥巖沉積，頂部夾2-3層較穩(wěn)定的鈣質(zhì)結(jié)核和透鏡狀淡水灰?guī)r。4、三迭系：與下伏地層二疊系為連續(xù)沉積，出露在陽泉礦區(qū)西南邊緣至和順、榆社、太谷、榆次交界地區(qū)，含蘆木、臍根座等植物化石。（1)下統(tǒng)：劉家溝組：地層總厚度585～633米，由灰褐色、紅褐色厚至微層狀細粒長石砂巖夾薄板狀頁巖及砂質(zhì)頁巖組成.和尚溝組：地層總厚度167～229米,由棕紅色鈣質(zhì)泥巖、頁巖夾細粒長石砂巖組成。（2）中統(tǒng):二馬營組：地層總厚度480米左右,下部主要為灰綠、黃綠色細粒長石砂巖，夾不穩(wěn)定棕紅色砂質(zhì)泥巖，上部為灰綠色、黃綠色及淺肉紅色厚層中粒長石砂巖與棕紅色鈣質(zhì)、砂質(zhì)泥巖互層。(3)上統(tǒng):延長群：地層總厚度100余米，由灰紫色、灰綠色、肉紅色厚層中細粒長石砂巖及灰綠色砂質(zhì)泥巖和鈣質(zhì)泥巖組成，含山西枝脈蕨、似丹尼蕨等植物化石。5、上第三系:與下伏地層三疊系呈不整合接觸。上新統(tǒng)：地層總厚度4～25米，巖性為紅色粘土夾砂礫石、鈣質(zhì)結(jié)核，主要分布于平定西回及盂縣西潘等地。6、第四系：主要分布于河流兩岸、山間洼地及山坡上，與下伏地層第三系呈不整合接觸.(1)下更新統(tǒng)：地層總厚度10～80米，由淡紅色、醬紫色亞粘土、粘土、灰白色砂礫石組成、在芹泉、壽陽、松塔一帶有零星出露.(2）中更新統(tǒng)：即離石黃土。地層總厚度一般5～15米,最厚可達40米,為黃土狀亞粘土及粘土,富含鈣質(zhì)結(jié)核。（3）上更新統(tǒng)：即馬蘭黃土。地層總厚度一般3～10米，最厚可達30米,為淺黃色黃土、黃土狀亞粘土、夾砂、礫石層。(4）全新統(tǒng)：地層厚度一般幾米，最厚可達43米,與下伏地層呈不整合接觸，為現(xiàn)代沖積、洪積、坡積物。（二）、含煤地層二礦井田含煤地層沉積于晚石炭世和早二疊世。含煤地層從老到新依次為上石炭統(tǒng)太原組，下二疊統(tǒng)山西組，下伏地層為中石炭統(tǒng)本溪組，上覆地層為下二疊統(tǒng)下石盒子組。由下而上依次敘述如下：1、本溪組：地層總厚度40～60米,平均53.7米，主要由灰黑色、灰色砂質(zhì)泥巖、泥巖、細至中粒砂巖、鋁土礦(或鋁質(zhì)泥巖)及2～3層石灰?guī)r組成，含不穩(wěn)定小煤2～4層（厚度一般小于0.20米）。下部石灰?guī)r，俗稱香爐石,沉積較穩(wěn)定，平均4。0米,含紡綞蟲、海百合及腕足類化石；底部鋁土礦，普遍發(fā)育，平均9.4米，具鮞狀結(jié)構(gòu)，有滑感,其下常有厚1.5米左右的雞窩狀赤鐵礦或黃鐵礦層。2、太原組；地層總厚度90～130米，平均118.67米,主要由黑灰色砂質(zhì)泥巖、泥巖、灰白色砂巖，三層石灰?guī)r及煤組成。與下伏地層本溪組連續(xù)沉積，其基底為灰白色細至中粒砂巖（K1)，厚0.8~15.3米，平均5.0米,雖然厚度及巖性變化較大,但尚較穩(wěn)定，可作為分界標志層。三層石灰?guī)r沉積廣泛,厚度穩(wěn)定，是本組的良好標志層;下層K2灰?guī)r，夾2～3層海相泥巖，將灰?guī)r分成3~4層，故稱四節(jié)石,厚3.2～14。3米，平均7。34米,井田西北角較厚，下距K1砂巖平均29。18米，含燧石結(jié)核或團塊，底面向下10米左右為15#煤；中層K3灰?guī)r,富含動物化石，俗稱錢石，厚1.2～5.0米,平均3.0米，下距K2灰?guī)r平均12。92米，K3灰?guī)r之下發(fā)育13#煤層；上層K4灰?guī)r,性脆、堅硬，風化后殘留在地表者形狀奇特，俗稱猴石，厚0。68~4。9米,平均2。3米，含泥質(zhì)較高?？偟内厔菔俏鞑亢?東部薄,下距K3灰?guī)r平均20。77米，含動物化石。K4灰?guī)r與K3灰?guī)r之間含12#煤；K4灰?guī)r之上6.0米左右局部發(fā)育K6砂巖,巖性與厚度變化較大，不穩(wěn)定，但與K4灰?guī)r互為上下佐證,可做為本組標志層之一;K4灰?guī)r，上距山西組底部K7砂巖平均38。16米，中間夾8＃、9#煤。8＃煤直接頂板砂質(zhì)泥巖或泥巖，厚4。0~16。0米，平均11。60米，沉積穩(wěn)定廣泛，含大量黃鐵礦和菱鐵礦結(jié)核等，似應為一海相層，可做為煤層對比中的輔助標志層。本組含煤7～9層，其中可采煤層5層,即8#、9＃、12#、13#、15#煤層。3、山西組；地層厚54～82米，平均60。23米，主要由灰黑色砂質(zhì)泥巖、泥巖,灰白色砂巖及煤組成，與下伏太原組地層連續(xù)沉積含織羊齒、蘆木、輪葉、櫛羊齒、等植物化石?；诪橹兄链至Ｉ皫rK7，厚0～18米，平均6.0米，成份主要為石英、長石、石英巖巖屑,等，發(fā)育交錯層理、波狀層理及水平層理，屬于三角洲平原上的分道河流沉積，層位較穩(wěn)定，是本組的主要標志層.山西組共含煤4～6層,其中可采煤層為3＃、6#兩層。4、下石盒子組：地層總厚平均145米,依據(jù)巖性及其風化特征可分為上、中、下三段。下段綠色巖層段,厚30～60米，平均45米，由灰綠色、黃綠色砂質(zhì)泥巖、泥巖、細至中粒砂巖及1～2層小煤(厚度一般在0.1米左右)組成。底部為K8砂巖,俗稱綠色基底，系下石盒子組與山西組分界標志層，為細至中粒砂巖，厚1質(zhì)泥巖和泥巖互。0~13.0米,平均6.0米，厚度變化較大,穩(wěn)定性較差.中段黃色地層段，厚40～70米,平均55米，由黃色、黃綠色砂層，細至中粒砂巖組成，風化后呈黃褐色或鐵銹色.底部K9砂巖為細至中粒砂巖，俗稱黃色基底，厚3。0～28.0米，平均10。0米，巖性及厚度變化較大，呈球狀風化。上段砂巖帶，厚20~60米，平均45米，主要由灰色、灰白色、黃綠色中至粗粒砂巖及泥巖組成.頂部為K10標志層,厚1～18米,平均5米,為含錳鐵質(zhì)、鋁質(zhì)泥巖，具鮞狀結(jié)構(gòu),風化后呈粉紅色花斑,故稱桃花頁巖。野外極易識別，為上、下石盒子組地層分界線。本區(qū)9＃煤層為上石炭統(tǒng)太原組煤層。太原組煤系地層厚約113米，主要巖性為粉砂質(zhì)泥巖、細一粗粒砂巖、灰?guī)r、泥巖及各煤層。本區(qū)8#、9#、13＃煤層（局部可采煤層）為不穩(wěn)定煤層，12#煤為較穩(wěn)定煤層，9#煤層為穩(wěn)定煤層。主要標志層有：1、K1砂巖、K2（四節(jié)石）灰?guī)r、K3(錢石）灰?guī)r、K4（猴石）灰?guī)r、K4砂巖。2、15＃、13＃、12＃、11＃、9#、8＃煤層。五、水文地質(zhì)本區(qū)主要充水因素為上部3＃、8#煤開采后的采空區(qū)積水，其次為頂板裂隙水及部分斷層水。8＃煤采空區(qū)積水將嚴重威脅9＃煤的采掘，現(xiàn)有積水區(qū)資料為21102工作面采空區(qū)積水，推測積水高程為563米，水頭高度3米，積水量16300m3.3＃煤采空區(qū)積水為71110工作面采空區(qū)積水,推測積水高程為588米，水頭高度9米，積水量8000m3.9#煤與8＃煤的層間距僅為3。96米,遠遠小于9#煤開采的安全煤巖柱高度,因此9＃煤掘進期間必須對上部8＃煤積水進行探放。第二節(jié)礦井開拓概況一、礦井開拓方式本采區(qū)內(nèi)采用后退式開采方法。工作面采用走向長壁后退式一次采全高綜合機械化采煤方法?，F(xiàn)有兩個水平生產(chǎn)，一個準備水平.兩個生產(chǎn)水平分別為560水平和470水平，準備水平為390水平。二、大巷布置西四尺井+560開采水平有東丈八、一南翼、二南翼三組軌道運輸大巷和回風大巷開拓560水平井田；+470水平開采有西翼、南翼二組運輸大巷和回風大巷開拓470水平井田，兩水平運輸大巷基本均沿走向布置，其中，560水平大巷局部地段穿越了各個煤層，現(xiàn)開采8個采區(qū)：有3號煤13區(qū)、15區(qū)，8號煤12、13區(qū)，15號煤5區(qū)、6區(qū)、7區(qū)、8區(qū)。8個采區(qū)分別有軌道大巷、回風大巷。三、礦井運輸、井底車場形式、通過能力確定二礦西四尺井分為560水平和470水平。運輸方式為大巷電機車運輸與采區(qū)膠帶輸送機運輸。1、560水平：現(xiàn)560水平架線巷道總長度為23000m,電機車型號為ZK10/6-550牽引3t底卸式礦車（型號MDC3.3-6)21輛組成列車拉運煤炭。現(xiàn)共有18列列車拉運煤炭,5列人車運送人員，4列小車運送材料矸石。大巷車場均為“折返式”車場，配備兩個卸載站。560水平采區(qū)集中巷及工作面順槽均為膠帶輸送機運輸.2、470水平：現(xiàn)470水平架線巷道總長度為14000m，電機車型號為ZK14/6—550牽引4t底卸式礦車（型號為MDD4.2-6）18輛組成列車拉運煤炭?，F(xiàn)共有15列列車拉運煤炭，4列人車運送人員，5列小車運送材料矸石.其大巷車場均為“環(huán)式”車場，配備一個卸載站。470水平采區(qū)集中巷及工作面順槽均為膠帶輸送機運輸.膠帶輸送機情況表使用地點型號帶速m/s電機功率kw能力t/h長度m560工作面順槽DSP1080/16031608001500470工作面順槽SSJ1200/2×20032008001200560采區(qū)集中運輸巷DSP1080/16031608003500470采區(qū)集中運輸巷DSP1080/1603．516010002700計算公式、參數(shù)依據(jù)及結(jié)果（一）560水平1、大巷運輸能力計算公式、參數(shù)選擇及結(jié)果：計算公式：參數(shù)選擇:R560通過大巷矸石、材料、人員、設備占原煤比重；矸石占原煤比重R1=560水平年運矸石列數(shù)/560水平年運煤炭列數(shù)去年560水平井下實際排矸量70024t，一列矸車拉25t矸,原煤產(chǎn)量2380000t，一列車拉21個3t煤車。R1==7.41%材料占原煤比重R2=560水平年運材料列數(shù)/560水平年運煤炭列數(shù)去年560水平實際拉運材料36955t，一列車拉25t材料車R2==3.91%人員占原煤比重R3=560水平年人車總列數(shù)/560水平年運輸煤炭列數(shù)560水平一列人車拉18個車,每車12人,日工作人數(shù)1120人，故日發(fā)車列數(shù)為:1120/（18×12）=5。19列，取6列R3==5。24%大型物料占原煤比重R4=560水平年運大型物料列數(shù)/560水平年運煤炭列數(shù)560水平每年拆按工作面5個,每個工作面129個支架,此外下大型材料220列車R4==1.15％R560=R1+R2+R3+R4=7.41%+3。91％+5。24％+1。15％=17。71％T-—-兩列車相鄰時間間隔，min/列;根據(jù)能力核定公式T=（2L/V+t1+t2)/n現(xiàn)560水平有兩個采區(qū)煤倉,卸煤量分別為100萬t、138萬t.距離卸載站分別為5500m、7000m。根據(jù)加權平均運輸距離L計算L==6369mV列車運行速度,取180m/mint1--—裝車調(diào)車時間（含中途調(diào)車時間），實測為3mint2———卸載調(diào)車時間，.實測為2minn-——運煤車18列根據(jù)上述選擇參數(shù)按公式T==4。23min/列N-——每列礦車數(shù)。560水平N取21;G———每輛車載煤量。560水平G取3t/輛；K1--不均衡系數(shù)取1。15。根據(jù)能力核定計算公式年運輸量為:大巷A560==349萬t/a2、采區(qū)運輸通過能力計算公式、參數(shù)選擇及結(jié)果計算公式:參數(shù)選擇：k——-輸送機負載斷面系數(shù)，根據(jù)設計規(guī)范輸送機負載斷面系數(shù)表取435；B--—輸送機帶寬m，1m；v——-輸送機帶速m/s，3m/s；C--—輸送機傾角系數(shù),根據(jù)設計規(guī)范輸送機傾角系數(shù)表取0。95；k1運輸不均衡系數(shù)，取1。2；γ-——松散煤容積重t/m3,取0.9；t-—-日提升時間h，取18h/d；根據(jù)能力核定計算公式年運輸量為：采區(qū)A560==552萬t/a3、順槽運輸通過能力計算公式、參數(shù)選擇及結(jié)果與采區(qū)運輸通過能力一致。故計算結(jié)果為：順槽A560==552萬t/a根據(jù)上述計算結(jié)果：560水平大巷通過能力A為349萬t/a。560水平采區(qū)運輸通過能力A為552萬t/a。560水平順槽通過能力A為552萬t/a。故560水平通過能力為349萬t/a。（二）、470水平大巷運輸能力計算公式、參數(shù)選擇及結(jié)果:計算公式:參數(shù)選擇：R470通過大巷矸石、材料、人員、設備占原煤比重；矸石占原煤比重R5=470水平年運矸石列數(shù)/470水平年運煤炭列數(shù)去年470水平井下實際排矸量148582t,一列矸車拉25t矸，原煤產(chǎn)量5050000t，一列車拉18個4t煤車。R5==8.47%材料占原煤比重R6=470水平年運材料列數(shù)/470水平年運煤炭列數(shù)去年470水平實際拉運材料78413t,一列車拉25t材料車R6==4.47％人員占原煤比重R7=470水平年人車總列數(shù)/470水平年運煤炭列數(shù)470水平一列人車拉18個車，每車12人，日工作人數(shù)2380人,故日發(fā)車列數(shù)為:2380/（18×12)=11.01列,取12列R7==5.65%大型物料占原煤比重R8=470水平年運大型物料列數(shù)/470水平年運煤炭列數(shù)470水平年拆按工作面9個,每個工作面129個支架,此外下大型材料330列車R8==1.02％R470=R5+R6+R7+R8=8.47％+4.47%+5.65%+1。02%=19.61％T-—-兩列車相鄰時間間隔，min/列;根據(jù)能力核定公式T=(2L/V+t1+t2)/n現(xiàn)470水平有兩個采區(qū)煤倉，卸煤量分別為200萬t、305萬t.距離卸載站分別為4800m、3800m。根據(jù)加權平均運輸距離L計算L==4196mV—-—列車運行速度，取180m/mint1—-—裝車調(diào)車時間（含中途調(diào)車時間),.實測為2mint2--—卸載調(diào)車時間，。實測為1minn—-—運煤列車15列根據(jù)上述選擇參數(shù)按公式計算=3。31min/列N—-—每列礦車數(shù)。470水平N取18；G—--每輛車載煤量。470水平G取4t/輛；K1-—不均衡系數(shù)取1。15。根據(jù)能力核定計算公式年運輸量為：大巷A470==501萬t/a2、采區(qū)運輸通過能力計算公式、參數(shù)選擇及結(jié)果計算公式：參數(shù)選擇:k——-輸送機負載斷面系數(shù)，根據(jù)輸送機負載斷面系數(shù)表結(jié)合二礦實際，取455;B-——輸送機帶寬m,二礦實際帶寬為1.2m；v—--輸送機帶速m/s，二礦實際帶速為3。5m/s；C—-—輸送機傾角系數(shù)，根據(jù)輸送機傾角系數(shù)表，結(jié)合二礦實際，取0.95；k1———運輸不=970萬t/a3、順槽運輸通過能力計算公式、參數(shù)選擇及結(jié)果計算公式：參數(shù)選擇：k輸送機負載斷面系數(shù)，根據(jù)輸送機負載斷面=552萬t/a根據(jù)上述計算結(jié)果：470水平大巷通過能力A為501萬t/a。470水平采區(qū)運輸通過能力A為970萬t/a。470水平順槽通過能力A為552萬t/a。故470水平通過能力為501萬t/a。兩水平的通過能力為501+349=850萬t/第二章采區(qū)基本開采條件第一節(jié)采區(qū)基本條件一、開采范圍采區(qū)位于朱家窯溝一帶,柳樹垴以南,太舊高速公路以東。井下北部為桑掌大巷，南部為斷層帶，西部為太舊高速公路規(guī)劃煤柱,東部為采區(qū)邊界。上部8＃煤、3#煤已開采，6#煤尚未開采。采區(qū)上限標高570米,采區(qū)下限標高540米,地面標高852—1078米，埋藏深度293—510米，平均401米。二、采區(qū)生產(chǎn)能力,服務年限計算確定礦井生產(chǎn)能力確定的合理與否，對保證礦井能否迅速投產(chǎn)、達產(chǎn)和盡早發(fā)揮投資效益至關重要.而礦井設計生產(chǎn)能力問題又是一個與井田地質(zhì)構(gòu)造、水文地質(zhì)條件、煤炭資源量及煤質(zhì)、煤層賦存條件及建井條件、采掘機械化裝備水平等諸多因素有關的綜合問題。(一)工作制度采煤工作面三八制,兩個班生產(chǎn)，一班檢修。(二)采區(qū)服務年限采區(qū)的服務年限計算公式為:T=ZK/（A·K）=1124。5/（110*1.30）=7式中：T—服務服務年限，a；ZK—設計可采儲量,Mt；A—設計生產(chǎn)能力，Mt/aK-儲量備用系數(shù)，地質(zhì)構(gòu)造復雜、煤層賦存不穩(wěn)定、開采技術條件差的取大值，地質(zhì)構(gòu)造簡單、煤層賦存穩(wěn)定、開采技術條件好的取小值.取K=1。30采區(qū)考慮設置一個綜采隊，兩個綜掘隊。采區(qū)設計能力為110萬噸/年，服務年限7年.第二節(jié)采區(qū)開采煤層條件根據(jù)勘探鉆孔成果和鄰區(qū)實際揭露，本區(qū)9#煤普遍存在，可采煤層厚度3。05米，屬中厚煤層。9#煤可采性指數(shù)1。00，變異系數(shù)20%，屬穩(wěn)定厚煤層。據(jù)上部3#煤和8#煤實采揭露，本區(qū)陷落柱較發(fā)育，對煤層賦存情況有一定影響.8＃煤與9#煤層間距變化較小，2-21號孔最小2。37米，2—31號孔最厚4。57米。以2-21號孔為中心,層間距向南、向東有逐漸增厚趨勢。第三章采區(qū)巷道布置第一節(jié)采區(qū)上山布置方案一、采區(qū)上山位置、數(shù)目方案提出，比較和確定根據(jù)本采區(qū)內(nèi)地質(zhì)構(gòu)造及上述其它因素，經(jīng)過認真的分析、研究、方案比較，最后提出如下兩套較優(yōu)方案：根據(jù)本采區(qū)內(nèi)地質(zhì)構(gòu)造、各種保護煤柱及上述其它因素，現(xiàn)初步擬定兩個方案，分析其利弊，從優(yōu)選擇。方案一：利用現(xiàn)8#煤12區(qū)準備巷，在采區(qū)的中部沿煤層布置四條采區(qū)準備巷，分別為采區(qū)皮帶巷(進風）、采區(qū)軌道巷（進風）、采區(qū)左右回風巷兩條，采區(qū)實現(xiàn)兩翼開采。工作面布置2進2回，即進風順槽、輔助進風順槽、回風順槽、尾巷；輔助進風利用下一工作面順槽巷道，其中首采面為11105工作面，布置方式為2進2回雙腰巷，即進風順槽、輔助進風順槽、回風順槽、尾巷.布置方式詳見方案一采區(qū)各種參數(shù)詳見采區(qū)參數(shù)表。方案二：在方案一的基礎上在采區(qū)兩側(cè)布置輔助進風巷實現(xiàn)外部送風.右翼采區(qū)輔助進回風巷布置在太舊高速公路保護煤柱內(nèi)；左翼采區(qū)輔助進風巷布置在距切巷30米距離并與運輸大巷連通，布置方式詳見方案二，采區(qū)各種參數(shù)詳見采區(qū)參數(shù)表.針對上述兩個設計方案其布置特點比較如下：1、工程量:從采區(qū)總工程量比較,方案一比方案二多1284米。初期投產(chǎn)工程量方案一比方案二少855米。2、方案二比方案一支棚巷道少3238米。3、從采區(qū)通風系統(tǒng)上相比較方案二采用采區(qū)左右外部供風更為簡單一些。4、方案一部分工作面外部送風必須在下一工作面掘出后供給，使順槽服務年限加長。方案二外部送風依靠采區(qū)兩翼輔助進風巷,減少順槽服務年限,有利與銜接安排。綜上所述，選擇方案二,從技術上、經(jīng)濟及瓦斯治理上較為合理。二、工作面巷道布置采區(qū)巷道布置:在均衡兩翼的基礎上布置采區(qū)準備巷，采區(qū)皮帶巷、軌道巷、左回風與8#煤12區(qū)皮帶、軌道巷、回風巷連接。采區(qū)右回風與桑掌回風大巷系統(tǒng)巷連接。9#煤11區(qū)皮帶巷、軌道巷為進風巷，左右回風巷為回風巷。軌道巷、左右回風巷從8＃煤開口按10°下山掘進見9＃煤，皮帶巷按8°下山掘進見9#煤,然后沿9#煤頂板掘進。工作面順槽巷道沿9#煤頂板掘進。第二節(jié)采區(qū)主要生產(chǎn)系統(tǒng)采區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)設置分析(一)生產(chǎn)系統(tǒng)：①、進料系統(tǒng)：人員物料采用電機車運輸至8#煤12區(qū)口，物料采用絞車及無極繩絞車運輸?shù)焦ぷ髅?；人員步行到工作面。②、出煤系統(tǒng):工作面→通過順槽皮帶→9＃11區(qū)皮帶巷→8#煤12區(qū)皮帶巷→4號小井→電機車拉4噸礦車至底卸坑。（二）輔助運輸系統(tǒng)礦井輔助運輸形式的選擇不但取決于輔助運輸量的大小，同時也與輔助運輸巷道坡度變化情況有著十分密切的關系.本礦井主要大巷均為煤層巷道,巷道坡度大多在2～5°之間,傳統(tǒng)的軌道運輸已不能適應本礦井較大坡度運輸?shù)男枰?，因此，必須采用新型輔助運輸設備.近年來隨著高產(chǎn)高效礦井的發(fā)展，井下輔助運輸設備的種類也越來越多，無級繩絞車就是其中一種比較成熟的輔助運輸設備.無極繩連續(xù)牽引車是以鋼絲繩牽引的軌道運輸設備，主要用于井下工作面順槽和采區(qū)大巷實現(xiàn)材料、設備及人員運輸、特別適用大型綜采設備的運輸牽引,也可用于金屬礦井下和地面軌道運輸，可適用于坡度不大且起伏變化的軌道運輸。該設備操作簡單，適應性強，一次性投入少，運行費用低，可靠性高，可替代傳統(tǒng)的小絞車接力，對拉運輸方式，實現(xiàn)不經(jīng)轉(zhuǎn)載的連續(xù)直達運輸，并可適應水平彎道運輸,是替代小絞車連續(xù)轉(zhuǎn)運的理想產(chǎn)品。系統(tǒng)配置有絞車、張緊裝置、梭車、尾輪、壓繩輪組、托繩論組及電控等，通過鋼絲繩組合成運輸系統(tǒng)。其特點是：最末一級由一個小齒輪帶動兩個大齒輪，兩個大齒輪上分別嵌一個摩擦輪，從而使兩個摩擦輪作同步同向旋轉(zhuǎn)，鋼絲繩同時纏繞在兩個摩擦輪上，輪的外圓制成繩槽,繩與輪之間無相對運動，因此解決了目前市場上普遍存在的繩與輪之間磨損快,相互咬繩等突出問題，該設備做到了磨損小、不咬繩，從而大大提高了繩與輪的使用壽命。（三）下料系統(tǒng)回風順槽及工作面所使用的材料、設備經(jīng)采區(qū)車場、軌道巷運至回風順槽、工作面各使用地點。2。進風順槽所使用的材料、設備經(jīng)采區(qū)車場、軌道巷、運至進風順槽各用料地點。二、通風系統(tǒng)①、通風系統(tǒng)：工作面采用兩進兩回的通風系統(tǒng)，新鮮風流從560運輸大巷進入8＃12區(qū)、9＃煤11區(qū)皮帶巷、軌道巷進入工作面.外部送風通過采區(qū)兩翼輔助進風巷進入尾巷。污風通過回順、尾巷經(jīng)采區(qū)左右回風巷回到桑掌回風大巷。三、抽放系統(tǒng)在采區(qū)工作面上鄰近煤層8#12區(qū)煤中沿底挑頂布置走向高抽巷，采區(qū)布置∮600mm瓦斯支管，和回風大巷∮800mm瓦斯主管連接，經(jīng)390回風巷、南大巷副巷、西大巷副巷、外南溝回風井斜井到達外南溝瓦斯泵站。四、供水與排水系統(tǒng)1.在本工作面進風順槽內(nèi)鋪設一趟三寸靜壓水管，給工作面進風順槽水幕、各轉(zhuǎn)載點、螺旋截煤消塵供水,以及為采煤機、轉(zhuǎn)載機的電機冷卻供水。水管每100m安設一個三通閥門.另設一趟三寸排水管，并備用一臺22KW水泵，隨時排除巷道內(nèi)的積水。2.在本工作面回風順槽內(nèi)鋪設一趟三寸靜壓水管,給回風順槽水幕、工作面支架噴霧、溜頭轉(zhuǎn)載點消塵供水，以及為前后溜電機冷卻供水。水管每50m設一個三通閥門.另設一趟三寸排水管，并備用一臺22KW水泵，隨時排除巷道內(nèi)的積水.3.進、回風順槽的供水均來自于軌道巷內(nèi)鋪設的三寸進水管中，在進、回風順槽口安設有分路閥門,總閥門。進、回風順槽排出的水均進入軌道巷內(nèi)鋪設的三寸排水管中。五、供液系統(tǒng)在進風順槽設備列車處,設置有一臺乳化液箱及兩臺乳化液加壓泵，給工作面液壓支架及單體柱提供壓力液。在井上通過管路直接將乳化液輸送到設備列車處的六、照明、信號及通訊系統(tǒng)1、供電設計概況地面從桑掌降壓站用兩趟MYJV42-3×240mm2銅芯高壓電纜送到560水平桑掌中央配，560水平桑掌中央配由兩趟ZR—YJV22—3×120mm2銅芯高壓鎧裝電纜送到八號煤十二區(qū)配。八號煤十二區(qū)配由兩趟MYJV22-3×120mm2銅芯高壓電纜送到九號煤十一區(qū)配，供電采用雙回路供電方式。采區(qū)生產(chǎn)規(guī)模為一兩個綜合掘進隊和一個綜采隊進行生產(chǎn)，下面為按就近供電原則各配電室負責供電的回采工作面。九號煤十一區(qū)配負擔11101、11102、11103、11104、11105、11106、11107回采工作面的供電。2、采區(qū)負荷估算:（1)、采區(qū)綜采工作面負荷統(tǒng)計表：序號 設備名稱 規(guī)格型號 臺數(shù) Pe(KW) Ue(V）1 采煤機 MGTY300/7001 1 700 11402 工作溜 SGZ620/180 1 2X315 11403 破碎機 PCM110 1 110 11404 轉(zhuǎn)載機 SZZ880/220 1 250 11405 乳化液泵 WRB200/31。5 4 200 11406 噴霧泵 MZG150/100 2 90 11407 順槽皮帶 SSJ-1000/2×160 1 2X160 11408 皮帶漲緊 4KW 1 4 6609 水泵 22KW 2 22 66010 回柱車 JM-14 3 18。5 66011 小絞車 11。4KW 2 11.4 66012 無極繩絞車 JW—950/48 1 25 66013 注水泵 30KW 1 30 66014 照明綜保 ZXZB-2。5 2 2。5 66015 分站 1 660采區(qū)綜合掘進隊主要設備包括:S－120掘進機一部,80T皮帶三部，過道溜一部，其他包括下料設備等,總負荷估算為560KW，兩個綜合掘進隊為2×560KW。綜合機械化采煤工作面主要設備包括：采煤機、前工作溜、后工作溜、順槽運輸設備等,總負荷估算為3300KW，采區(qū)下料及運輸設備估算為480KW。3、采區(qū)高峰時,按一個綜合化采煤隊，兩個綜掘施工隊同時生產(chǎn)考慮，全采區(qū)總負荷估算為4900KW。工作電流：Ig=Kx∑Pe×103/√3UeCOSPJ=674A（其中Kx取0.65，COSPJ取0.7），查《煤礦電工手冊》643頁12－2－26,YJV—3×120mm2電纜載流量為510A，故兩趟電源采用兩根YJV-3×120mm2高壓電纜。采用雙回路電源供電。高壓配電開關型號為PBG—6/6304、供電設備選型見《采區(qū)供電系統(tǒng)圖》5、采區(qū)高壓電纜選擇見下表:序號 型號 截面積 起點 終點 長度1 YJV22 3×120mm2 560桑中配 8＃煤12區(qū)配 2×970米2 MYJV 3×120mm2 8#煤12區(qū)配 9#煤11區(qū)配 2×1000米七、采區(qū)信號、照明及通訊1、信號〈1>、無極繩絞車的車房及摘掛鉤點，必須有聲光兼?zhèn)涞男盘栄b置和發(fā)生事故時緊急停車裝置。<2〉各單鉤調(diào)度絞車的上、下車場，必須有聲光兼?zhèn)涞耐敌盘栄b置?！?>采區(qū)各部皮帶機、采掘工作面順槽皮帶各種運輸設備之間必須設有聯(lián)系信號和發(fā)生事故時的緊急停車信號。2、照明采區(qū)無極繩絞車車場和采區(qū)各機電峒室每隔3M安設一盞BKJ—36型防爆燈照明，綜采工作面每隔6M安設一盞8SF-8400型防爆燈照明信號閉鎖裝置，掘進工作面采用綜掘機配套的照明裝置,順槽皮帶及采區(qū)皮帶每隔10米安設礦用防爆型照明燈。3、通訊采區(qū)信號站、綜采工作面進風順槽口，設備列車、采區(qū)各部皮帶機頭及綜掘工作面配電點附近各設一部直通井口調(diào)度絞車的防爆電話機、綜采工作面采用NT2000型通訊裝置。第三節(jié)采區(qū)開采順序設計確定采用上行式開采順序，既同一水平先采下層煤，再采上層煤，當下部煤層不可采時，可直接開采上部煤層，工作面之間采用跳采的方式接替。開采上山時有：（1）下行式:先將采區(qū)上山掘至采區(qū)上部邊界，然后由采區(qū)邊界向大巷方向自上而下依次開采各區(qū)段。（2）上行式：事先不把采區(qū)上山全長掘出來，而只掘其一段，從運輸大巷向采區(qū)上部邊界自下而上依次開采各區(qū)段。開采下山采區(qū)時：(1）下行式：從運輸大巷將采區(qū)下山掘至采區(qū)下部邊界,然后自下而上逐次開采各區(qū)段。（2）上行式：自上而下逐次開采各區(qū)段。采區(qū)內(nèi)采煤工作面推進方向：后退式-—工作面自采區(qū)邊界向采區(qū)上山方向推進。第四節(jié)巷道斷面及支護形式一、巷道斷面的設計9＃煤為厚煤層,按陽煤集團生字（2012）63號文件規(guī)定：采區(qū)軌道巷矩形斷面時凈寬不小于4。8米,凈高不低于2.8米；采區(qū)皮帶巷為矩形斷面時凈寬不小于4.5米，凈高不低于2。5米；采區(qū)回風巷為矩形斷面時凈寬不小于5米，凈高不低于2.8米。8#煤與9＃煤層間距為2.37—4。57米，9＃煤巷道不能用錨桿、錨索支護。根據(jù)現(xiàn)有的支護形式準備用梯形棚或U型棚沿支護，沿9＃煤頂板掘進.9＃煤11采區(qū)準備巷沿8#煤掘進的巷道采用矩形斷面，巷道凈寬4。44米，毛寬4。7米;凈高2.6米，毛高2.7米；凈斷面11。5㎡,毛斷面12.69㎡。二、支護形式：8＃煤：頂部采用錨桿＋鋼帶＋鋼帶＋鋼筋網(wǎng)片錨索聯(lián)合支護。每排布置兩根錨索,四根錨桿。煤幫：采用錨桿＋砼托帽＋金屬經(jīng)緯網(wǎng)聯(lián)合支護。9＃煤：支設梯形棚：準備巷梯形棚上凈口寬3。4米，下凈口寬4.4米,凈高2.7米。凈斷面10。53㎡，毛斷面12。3㎡。梯形棚為對棚支護；順槽巷道梯形棚上凈口寬3。4米，下凈口寬4。4米，凈高2。6米.凈斷面10.14㎡，毛斷面11。89㎡.梯形棚為單棚支護，棚距為0。8米，棚頂、幫用∮180/2×1000mm的兩開木花構(gòu)花盤.（在兩開木頂、幫上鋪設金屬經(jīng)緯網(wǎng))。支設U型叉腿棚：皮帶巷、軌道巷支棚后凈高為3.85米，下口凈寬5米,凈斷面15。9㎡，毛斷面20。6㎡；左右回風巷支棚后凈高為3。8米;下口凈寬4.85米，凈斷面14。6㎡，毛斷面17。3㎡。棚距為0.8米，棚頂、幫用1000×150×70mm的砼背板花構(gòu)花盤。(在砼背板上鋪設金屬經(jīng)緯網(wǎng))。三、錨索要求1、各巷開透口處要分別布置一排2.7m長的槽鋼錨索，將開透口處的鋼帶頭全部托住。2、錨索緊跟煤頭,夠四排就打錨索上槽鋼；切巷大斷面掘進時,打起四排鋼帶后必須將錨索跟至煤頭，且錨索要交錯布置，然后再截割另一半巷道或繼續(xù)向前掘進。沿頂板掘進的巷道使用5.2m長的錨索，沿底板掘進的巷道和從頂板到底板的過渡巷全部使用7。2m長的錨索第四章采煤工作面采煤工藝及勞動組織第二節(jié)采煤工作面采煤工藝一、確定采區(qū)主要采煤工藝本采區(qū)內(nèi)采用后退式開采方法。工作面采用走向長壁后退式一次采全高綜合機械化采煤方法.采用MGTY300/7001型電牽引雙滾筒機組割煤，ZZ4400-16/33型液壓支架管理頂板.二、進刀方式機組在端頭斜切進刀、雙向割煤，前滾筒割上刀，后滾筒割下刀；割煤高度控制在1.6———3。27,機組沿底板割煤，運行速度不超過5m/min，割至端頭或煤質(zhì)松軟破碎處其速度要適當放慢。機組端頭斜切進刀,機組割至工作面端頭后，停機調(diào)換滾筒上下位置,隨機拉架和推溜暫停；機組反向斜切進刀，進刀完成后停止切割；調(diào)換滾筒上下位置，按順序向端頭逐一拉架推溜,(溜頭、溜尾兩架為滯后支護方式，即先移溜，后移架)；而后機組第二次向工作面端頭切割，割至端頭后，停機調(diào)換滾筒上下位置；反向走空刀至進刀處暫停,前移溜頭(尾)，并拉架推溜至機組后3-5m處，機組調(diào)整前滾筒正常割煤。如下圖所示采煤機進刀方式示意圖（2—機組）三、機械設備(一）工作面主要設備選型1.采煤機采煤機的選型應符合下列要求：（1）綜合考慮9號煤層的采高,盡量不丟煤或少丟煤,提高資源回收率；（2）技術先進、操作簡單、維修方便、運行可靠；（3)井田內(nèi)煤層含有夾矸，特別是采煤機在推進過程中難免要過斷層,因此應選用較大功率采煤機；（4）采煤機截割效率高,裝煤效果好；（5）牽引速度快，穩(wěn)定性好，操作安全，采用無鏈牽引;(6)設計按工作面日產(chǎn)出6600t煤炭選擇采煤機.采煤機平均割煤速度按下式計算:V＝30000(L+2I)/(T×K×60×L×H×B×γ×C）式中:V－采煤機平均割煤速度,m/min；L－工作面長度，m，首采面9號煤設計為200m；I－采煤機開缺口行程，m，取30m；T－生產(chǎn)班工作時間,h，取7h；K－采煤機開機率,％，設計取95％;B－采煤機截割深度，m，取0。8m;γ－煤的容重，9號煤為1。48t/m3；C－工作面回采率，％，取78.4％。則：V＝6600×（200+2×30)/（7×95％×60×200×12。0×0.6×1.48×0。784)＝2。04m/min采煤機落煤量按下式計算:Q＝60×V×B×H×r式中：Q-采煤機落煤量，t/h；V—采煤機平均割煤速度,m/min；B—采煤機截割深度，m，取0。6m;H—平均采高，m，設計取3.27m;γ—煤的容重，9號煤為1.48t/m3；則：Q＝60×2。04×0.6×3。27×1.48＝441.8t/h采煤機最大落煤量按下式計算：Qmax＝Kc×Q式中：Qmax—采煤機最大落煤量,t/h;Kc—采煤機割煤不均衡系數(shù)，取1.3.則：Qmax＝1。3×441。8＝574。4t/h采煤機最大割煤速度按下式計算：Vmax＝Kc×V式中:Vmax—采煤機最大割煤速度，m/min；Kc-采煤機割煤不均衡系數(shù),取1。3。則:Vmax＝1.3×2.04＝2.65m/min采煤機切割功率N按下式計算：N＝60·B·Hg·Vmax·r·Hw＝60×0.6×3。2×2。65×1。48×0.55＝315。7kW式中：N－采煤機裝機功率，kW。Hg－采煤機割煤高度m,取3。27m;B－采煤機截深m，取0.6m；R－煤層容重t/m3,1.48t/m3;Hw－比能耗值，開采硬煤層時一般取0。55kw·h/t；據(jù)以上計算,綜采工作面選用MGTY300/700—1.1D型電牽引雙滾筒采煤機。其技術參數(shù)如下：采煤機總功率：700kW采高：3。27m有效截深：0。6m牽引方式：電牽引牽引速度：28m/min供電電壓:1100V.2.液壓支架⑴支架的支護強度①用估算法確定頂板荷載按下式計算：P＝（m×r×n）×cosα/(K－1)式中：P－支架單位面積上應有的荷載，t/m2；M－煤層開采厚度,m，取3。27m；r－頂板巖石容重，t/m3，取2。7t/m3；K－頂板巖石破碎膨脹系數(shù),取1.3；N－考慮頂板周期來壓支架受力不均衡時的安全系數(shù),取2。4；α－煤層傾角，取3°。則:P＝（3.27×2.7×2.4）×cos3°/（1。3－1)＝69。03t/m2②按經(jīng)驗公式確定頂板荷載按下式計算：P＝a×m×r式中：a—采高的倍數(shù)，取8;m-煤層開采厚度，m，取3.2m；r—頂板巖石容重，t/m3,取2。7t/m3.則:P＝8×3。2×2。7＝69.12t/m2根據(jù)以上兩式計算結(jié)果，選用支架的支護強度應不小于69。12t/m2,初撐力不小于支架工作阻力的70％。⑵支架結(jié)構(gòu)高度的選擇支架的最大高度按下式計算：H大＝M大＋0.2支架的最小高度按下式計算:H?。組?。?.3式中：H大—支架撐起后最大高度，m;H小-支架撐起后最小高度,m；M—煤層采高，m，取3。2m.則：H大＝3.2＋0.2＝3.40mH小＝3.2－0。3＝2.90m通過以上計算，結(jié)合目前綜采設備配套情況，中部支架選ZZ44/17/33型放頂煤液壓支架,其中電液閥和密封件引進。過渡支架選用ZT6000/17/35型過渡支架,端頭支架與ZT6000/17/35型液壓支架相配套。支架參數(shù)為：支架高度：1600～3300mm；支架中心距：1500mm；支架工作阻力：4400KN；支護強度：0。65Mpa；支架重量14t。3.破碎機破碎機選用PCM3000型錘式破碎機，其技術參數(shù)為：破碎能力：3500t/h；最大入口：1200×900mm;電機功率：3000kW；破碎粒度：小于300mm。4.轉(zhuǎn)載機轉(zhuǎn)載機選用SZZ880/220型,其技術參數(shù)為：運輸能力：3500t/h；電機功率：220kW；設計長度:60m。5.工作面運輸巷可伸縮膠帶輸送機工作面運輸巷可伸縮膠帶輸送機的鋪設長度要與工作面的推進長度相適應，小時運量應與工作面生產(chǎn)能力相匹配。因此工作面運輸巷可伸縮膠帶輸送選用SSJ1000/2×2500型輸送機，其技術參數(shù)為：運輸能力：2500t/h;電機功率：2×2500kW；帶寬：1000mm；輸送長度：2000m。6。乳化液壓泵站為提高液壓支架支護速度，與采煤機切割速度相適應，設計選用具有大壓力、大流量的BRW—315/31.5型乳化液壓泵站,泵站由兩臺乳化液泵，一臺乳化液箱組成，其中一臺泵工作,一臺泵備用，其技術參數(shù)為：公稱壓力：31。5MPa；公稱流量：400L/min：電機總功率：3×250kW。綜合機械化采煤工作面其它設備均為配套設備，包括注水鉆機、煤層注水泵、單體液壓支柱、注液槍、阻化劑噴射泵、小水泵、調(diào)度絞車，液壓支架電液控制系統(tǒng)等設備。工作面設備布置及設備配備，詳見《綜采工作面設備布置及設備配備表》。綜采工作面設備布置及設備配備表序號設備名稱設備型號單位數(shù)量主要技術參數(shù)1采煤機MGTY300/700臺13300V，930kw2液壓支架ZZ4400/16/33架1763端頭支架ZT6000/17/35架44工作溜SZZ—620/180部13300,2×700KW5轉(zhuǎn)載機SZZ—1000/400部11140V，400KW6破碎機PCM3000部11140V，200KW7移變KSGZY—2000—6/3。3臺38移變KSGZY—1000-6/1。14臺19移變KSGZY—630-6/1。14臺210礦用干式變壓器KBSG—500臺211皮帶運輸機SSJ-1000/2×2500部212泵站BRW-315/31。5臺2四、支護方式工作面采用及時支護方式，采用全部跨落法管理頂板。五、作業(yè)方式采煤工作面三八制,兩個班生產(chǎn)，一班檢修。日出煤6600噸，每日6個循環(huán),日進4。8米,年產(chǎn)量200萬噸。（一）工作面循環(huán)產(chǎn)量綜放工作面截深為0。6m，工作面平均采高3。27m，長200m，工作面回采率取0.785，煤的容重1。48t/m3，則工作面一個循環(huán)產(chǎn)量為：Q＝L×h×B×γ×k式中：Q—一個循環(huán)產(chǎn)量，t；L—工作面長度，m，200m；H-工作面采高,m，3。27m；B—循環(huán)進度,m，0.6m；γ—煤層的容重，t/m3，取1.48t/m3；k—工作面煤炭回收率，取78.4％.則：Q＝200×3。27×0.6×1.48×0。784＝1316t（二）日循環(huán)數(shù)及產(chǎn)量設計日進6刀，每班3個循環(huán),日循環(huán)數(shù)為6。工作面日進度：6×0.6＝3。6m/d工作面日產(chǎn)量：611×6＝3666t/d（三)工作面年推進度工作面年工作日303天，則：工作面年推進度:3.6×303＝999。9m/a（四）工作面年生產(chǎn)能力工作面年生產(chǎn)能力按下式計算：A＝L×S×M×γ×C×10—6式中:A—工作面年生產(chǎn)能力，Mt/a;L-工作面長度,m,200；S-工作面年推進度，m，999。9；M—工作面平均采高,m，3.27m；γ—煤的容重，t/m3，取1。48t/m3;C—工作面回采率，取78。4％。則：A＝200×999.9×3.27×1。48×0.784×10—6＝110Mt/a故工作面的年生產(chǎn)能力為:A采=110×(1+5%）=165Mt/a〈2.00Mt/a.日出煤3666噸，每日6個循環(huán)，日進3.6米，年產(chǎn)量110萬噸。因此提高頂煤采出率和降低含矸率,取得更好的放煤效果。第二節(jié)工作面勞動組織工作面勞動組織為“三八制”作業(yè)，兩班生產(chǎn)，一班檢修,作業(yè)方式為追機作業(yè)。勞動工作組織表工種甲班乙班丙班合計1跟班隊長11132班組長22263驗收員11134采煤司機32275電工21146支架移溜工32277端頭維護工32278三機工31159泵工211410送飯工211411注油工100112控制臺司機011213運料工400414井下庫工111315合計28161660備注：甲班檢修，乙班、丙班出煤采煤工作面三八制，兩個班生產(chǎn)，一班檢修.日出煤3666噸，每日6個循環(huán)，日進3。6米，年產(chǎn)量110萬噸。第三節(jié)工作面主要技術經(jīng)濟指標根據(jù)上述所述及計算可初步列出工作面技術經(jīng)濟指標表，其具體內(nèi)容如下表：技術經(jīng)濟指標表序號名稱單位指標1采區(qū)設計生產(chǎn)能力1、年產(chǎn)量萬噸1102、日產(chǎn)量噸36662服務年限年73采區(qū)設計工作制度1、日工作班數(shù)班32、年設計生產(chǎn)天數(shù)天3004煤層煤質(zhì)1、煤種牌號WY32、灰分%21。343、硫分%1.094、發(fā)熱量MJ/Kg34.85采區(qū)儲量1、工業(yè)儲量萬噸689。52、可采儲量萬噸552.561、可采煤層層12、可采煤層厚度米3。053、煤層傾角度2°—12°74、煤層容量噸/m31。48采區(qū)范圍1、采區(qū)走向長米230082、采區(qū)傾向長米7603采區(qū)面積m2采區(qū)投產(chǎn)煤量及可采期一、1、開拓煤量萬噸689。52、可采期年9二、1、準備煤量萬噸618.82、可采期年8三、1、回采煤量萬噸505。42、可采期年79采區(qū)投產(chǎn)工作面?zhèn)€數(shù)及推進長度個、米綜采工作面?zhèn)€數(shù)個110采煤方法走向長壁后退一次采全高綜采111213頂板管理方法全部跨落法巷道總工程量米29311采區(qū)準備巷141、采掘比1：1.112、掘進率米/萬噸12。8采區(qū)回采巷1、采掘比米1：3.42、掘進率米/萬噸40。215切眼長米18016工作面走向長米6354171819采區(qū)巖巷長度米505采區(qū)煤巷長度米28806初期投產(chǎn)工程量米7822201、巖巷米1882、煤巷米7978采區(qū)運輸1、上、下料采用無極繩絞車2、運煤皮帶機3無極繩絞車型號4、皮帶部及型號部2序號名稱單位指標第五章采區(qū)通風與安全第一節(jié)通風560水平9#煤十一采區(qū)由桑掌主扇負擔，采區(qū)內(nèi)布置采區(qū)軌道巷、皮帶巷、和左右兩翼回風巷。其中皮帶巷、軌道巷作采區(qū)進風巷.工作面采用兩進兩回的通風系統(tǒng).二、瓦斯涌出量預計9#煤十一采區(qū)上部3＃煤、8#煤，下部15#煤已采.根據(jù)9#煤探巷掘進期間瓦斯涌出量，預計工作面回采期間工作面最大瓦斯涌出量為5--10m3/min。9#煤無爆炸性、不易自燃。三、工作面配風量本礦井為高瓦斯礦井，采區(qū)風量主要根據(jù)各用風地點瓦斯涌出參數(shù)進行風量計算。9＃煤11采區(qū)開采時11006工作面通風距離最短，需風量最小，為桑掌主扇服務期間的通風容易時期；11001工作面通風距離最遠，采區(qū)需風量最大，為桑掌主扇服務期間的通風困難時期。1、采區(qū)按一個生產(chǎn)工作面、一個準備工作面和兩個掘進工作面配風。采區(qū)回采面預計工作面瓦斯涌出量為5-10m3/min,工作面最大瓦斯涌出量為10m3/min，其中本煤層瓦斯為10m3/min，鄰近層已采，風排瓦斯為5—10m3/min,平均按7m3/min計算。1）按瓦斯涌出計算Q=（q1/1％）×k1×k2+（q2/2.5％)×k1×k2=7/1%×1.7×1。7+2/2.5％×1。7×1。7=2254。2m3/min其中：q1—-本煤層瓦斯涌出量m3/miq2——鄰近層風排瓦斯涌出量m3/mink1——工作面風量備用系數(shù)取1。7k2——工作面瓦斯涌出不均衡系數(shù)取1。7故工作面配風量2254m3/min,備用工作面按不低于工作面的50%配風為1127m3/min.2)按工作面進風溫度計算Qwi=60×Vwi×Swi×Kwi=60×1×10.14×1。7=1034。28m3/min式中：Vwi-—工作面風速按其進風流溫度從中國礦大《礦井通風》中選?。籗wi-—工作面有效通風斷面,取最大和最小控制斷面平均值，本工作面取10.14m2Kwi—-備用系數(shù)，取1.73）按工作人員數(shù)量計算Qwi=4×nwi=4×40=160m3/min式中:4-—每人每分鐘應供給的最低風量；nwi——采煤工作面同時工作的最多人數(shù)，取40人。4）按風速進行驗算按最低風速驗算11006采煤工作面最小風量;Qwi≥60×0。25×Swi即：2254。2m3/min≥152m3/min所以符合要求。按最高風速驗算11006采煤工作面最大風量;Qwi≤60×4×SwiSwi-—工作面有效通風斷面，本工作面取10.14m2即：2254。2m3/min≤2433。6m3/min所以符合要求。通過上述計算,故11006工作面所需風量為2254。2m3/min。2、掘進通風和峒室通風掘進通風為局扇壓入式通風，每個掘進工作面根據(jù)瓦斯、風速、溫度等條件計算配風量，進而確定局扇型號，回風直接匯入采區(qū)回風巷。井下機電硐室和其它硐室都有專用回風道形成通風系統(tǒng)（1）9#煤采區(qū)準備巷采用兩部2×45KW風機送風,實現(xiàn)“雙風機雙電源”。2×45KW風機額定吸風量為500m3/min.a：采用一部2×45KW風機配風：按公式Q配=1。7×Q額=1。7×500=850m3/minQ配——掘進風機配備風量m3/min；Q額—-風機的額定風量m3/min；1。7—-掘進風機配風系數(shù)。b：采用兩部2×45KW風機并聯(lián)配風：按公式Q配=1.7×（Q額+Q額）=1。7×1000=1700m3/minQ配——掘進風機配備風量m3/min;Q額——風機的額定風量m3/min；1。43--掘進風機配風系數(shù)。（2）9＃煤掘進工作面采用兩部2×45KW送風，實現(xiàn)“雙風機雙電源"。2×45KW風機額定吸風量為500m3/min按公式Q=Q配=2×1.7×Q額=2×1。7×500=1700m3/minQ配——掘進風機配備風量m3/min；Q額——風機的額定風量m3/min;1。7——掘進風機配風系數(shù)。3、采區(qū)峒室送風：按每個峒室獨立送風150m3/min配備。四、通風容易時期配風量9#煤11采區(qū)11006工作面時為通風最容易時期，此時采區(qū)內(nèi)有一個回采工作面，兩個獨立送風的峒室，采區(qū)配風量為：Q總=(Q采+Q峒）×K漏=(2254+300)×1。15=2937.1m3/minK漏——采區(qū)漏風系數(shù),取1。15五、通風困難時期配風量9#煤11采區(qū)的11001工作面為通風最困難時期，采區(qū)生產(chǎn)隊組按一個回采工作面、一個備用工作面、兩個掘進面、兩個獨立送風的峒室等，配風量為；Q總=（Q采+Q備+2*Q丈掘+2＊Q峒）×K漏=（2254+1224+1700+300）×1。15=5478×1。15=6299.7m3/min）采區(qū)風速驗算:1、按最低風速驗算采區(qū)最小風量；Qwi≥60×0。25×2Swi采區(qū)有效通風斷面，本采區(qū)取10.53m2即:6299。7m3/min≥315。9m3/min2、按最高風速驗算采區(qū)最大風量；Qwi≤60×6×2Swi采區(qū)有效通風斷面，本采區(qū)取10。53m2即：6299.7m3/min≤7581.6m3/min通過上述計算，315。9m3/min≤6299。7m3/min≤7581.6m3/min符合設計要求。六、采區(qū)阻力計算1、根據(jù)阻力計算公式：H=aLUQ2/S3式中H——通風阻力Paa——巷道摩擦阻力系數(shù)L——巷道長度mU——巷道周長mQ—