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煤矿 矿井 15 煤层 初步设计

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毕业设计（论文）任务书毕业设计（论文）题目：毕业设计（论文）题目：王庄煤矿矿井 3、15 号煤层初步设计毕业设计（论文）要求及原始数据（资料）：毕业设计（论文）要求及原始数据（资料）：毕业设计要求：毕业设计要求：毕业设计是采矿工程专业最后一个教学环节，其目的是使学生运用大学阶段所学的知识联系矿井生产实际进行矿井开采设计，并就本专业范围的某一课题进行较深入的研究，以培养和提高学生学习分析和解决实际问题的能力，是学生走上工作岗位前进行的一次综合性能力训练，也是对一个未来采矿工程高级工程技术人才的基本训练。 毕业设计主要是实习矿井的初步设计,即根据实习矿井地质条件，煤层赋存特征及其他开采技术条件完成矿井初步设计。为了培养学生能力，并考虑教学要求、时间、学生现有实际水平等因素，其中供电、提升、排水、地面系统作了必要的简化，某些要求与设计院进行的矿井设计有所区别，巷道布置、采煤方法、通风安全等都要借鉴矿井生产以来的经验，从而使学生能够从理论和实践相结合，对整个矿井的开拓生产形成清晰正确的认识。原始数据：原始数据：设计矿井名称：山西长治王庄煤矿井田位置：沁水煤田晋城矿区东部；设计可采煤层：3、15 号煤层；井田尺寸：南北长 5925m，东西长 3180m，面积 16.702km2；煤层倾角：35；煤层平均厚度：3 号煤层为 8.34 米，15 号煤层为 3.67 米；煤视密度：3 号煤 1.45t/m3;15 号煤 1.45t/m3；相对瓦斯涌出量：1.7m3/t（属低瓦斯矿井） ；自然发火等级：3 煤属于不易自燃煤层、15 号煤为自燃煤层；煤尘爆炸性：具有爆炸性；矿井涌水量：3 号煤层正常涌水量 3840m3/d;最大涌水量 6240m3/d；地质条件：简单；开采标高：860-1050m；毕业设计（论文）主要内容：毕业设计（论文）主要内容：设计内容以矿井开拓方式、采区巷道布置、回采工艺及矿井通风与安全为主。掌握矿井生产布置的各个环节，树立明确的矿井生产系统全貌。根据矿井原始资料确定井田境界，计算出矿区面积为 16.7 平方公里，矿井的工业储量为 267.97M t，矿井的设计可采储量为 180.02M t。矿井设计工作制度为四六制。矿井生产能力为 240 万 t/a，服务年限为 53.3 年。根据煤层埋藏深度确定井田开拓方式为斜井单水平开拓。主副斜井各一个，回风立井布置两个。全井田采用单水平开拓，在煤层中布置 3 条大巷，分别为胶带大巷、辅运大巷、回风大巷。胶带大巷布置在 15 号煤层中，辅运大巷在 3 号、15 号煤层各布置一条，回风大巷沿煤层布置在 3 号煤层中。根据国家有关的方针、政策，并根据矿井的具体条件，3 号煤层采煤方法采用综合机械化放顶煤开采，工作面长 200m，年推进长度为 1069m，采煤机型号为MG375-W 型的双滚筒采煤机，工作面回采率为 93%，采掘比为 1:2。井下运输均采用胶带输送机运输，实现连续运输出煤，矿井提升主斜井采用主斜井配备带宽 1000mm、GX1250 的钢绳芯胶带输送机 1 台进行提升，副斜井配备无轨胶轮车运输。矿井通风选用机械抽出式、分区式通风，矿井总风量为 138m3/s 通风机型号初选为 FBCDZ-8-No23B，论文对建设整个矿井的人员，技术进行初期估算，使设计更合理规范。 通过完整的矿井设计，了解矿井整体的开拓部署、通风与安全、生产工艺安排、劳动组织、生产管理及技术经济效益；掌握矿井设备的选型计算；熟悉矿井通风及配风方法。从整体上掌握矿井的各个细节。 学生应交出的设计文件（论文）：学生应交出的设计文件（论文）：毕业设计说明书王庄煤矿 3 、15 号煤层初步设计图纸七张包括：1、井田开拓平面图（1:5000）2、井田开拓剖面图（1:5000）3、井筒、巷道断面图（1:50）4、回采工作面工艺图（1:100） 5、采区巷道布置及采掘机械配备平面图（1:2000）6、采区巷道布置剖面图（1:2000）7、通风立体示意图（容易时期）（示意）主要参考文献（资料）：主要参考文献（资料）：（1）徐永圻等， 煤矿开采学 ，中国矿业大学出版社，2009；（2）汪理全等， 煤矿矿井设计 ，中国矿业大学出版社，2008；（3）杜计平等， 煤矿特殊开采方法 ，中国矿业大学出版社，2011；（4）徐永圻等， 中国采煤方法图集 ，中国矿业大学出版社，1990；（5）刘吉昌等， 倾斜长壁开采 ，煤炭工业出版社，1993；（6）张荣立等， 采矿工程设计手册 ，煤炭工业出版社，2005；（7）张国枢等， 通风安全学 ，中国矿业大学出版社，2011；（8）王家廉等， 煤矿地下开采方法 ，煤炭工业出版社，1985；（9）洪晓华， 矿井运输提升 ，中国矿业大学出版社，2005；（10） 煤矿安全规程 ，煤炭工业出版社，2011；（11） 煤炭工业矿井设计规范 ，中国计划出版社 2006；（12）邹喜正等， 安全高校矿井开采技术 ，中国矿业大学出版社，2007；（13）李伟等， 采矿 CAD 绘图实用教程 ，中国矿业大学出版社，2011；（14）东兆星等， 井巷工程 ，中国矿业大学出版社，2009；专业班级 采矿工程 1002 班 学生 陈敏 要求设计（论文）工作起止日期 2014/3/12014/6/14 指 导 教 师 签字 日期_ 教研室主任审查签字 日期_ 系主任批准签字 日期_ 长治王庄煤矿 3、15 号煤层初步设计摘 要本次设计是开采长治王庄煤矿 3、15 号煤层，设计图纸共七张，设计说明书共十章。根据采矿工程的需要和特点，重点设计为第四、六、九章，其他章节仅做一般的选型计算。 王庄煤矿位于沁水煤田晋城矿区东部，行政区划隶属于长治管辖。井田面积16.702km2。本井田内有多层煤，本次次设计只考虑 3、15 号煤层，平均厚度分别为8.34、3.67m。煤层均有煤尘爆炸性，15 号煤层自燃倾向为自燃。矿井属于低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量为 1.7m3/t。本井田划分为带区，采用双斜井开拓方式，回采工艺采用后退式、综采放顶煤机械化采煤法，采用“四六制”作业制度。工作面的设备有双滚筒采煤机、放顶煤液压支架、可弯曲刮板运输机、破碎机、转载机等。采空区采用全部垮落法处理顶板。本矿井设计年产量为 2.4Mt/a，采用一套综采放顶煤设备来满足产量的要求。 矿井运输大巷采用胶带运输作为主运输，采用无轨胶轮车车作为辅助运输，矿井通风采用轴流式扇风机,抽出式通风方式。关键词：初步设计；开拓； 综采放顶煤；无轨胶轮车。 0The original design of Wangzhuang colliery, No. 3 and No. 15coal bedAbstract This paper mainly designs coal mining of Wangzhuang colliery, No. 3 and No. 15coal bed. There are seven design drawings altogether, and ten chapters in the instruction book. In accordance with requirements and features of mining engineering, we focus on the fourth, sixth and ninth chapters. As for other parts like shaft station, underground transportation and hoisting equipment, this paper only makes general selection calculations.The colliery, an administrative division of Chang zhi City, lies in the east area of Qin shui coalfield, 16.702m2. Several coal seams lay inside this well field, but this design only takes No. 3 and No. 15 into account, which has an average depth of 8.34and3.67 meters. Each coal seam has the property of coal dust explosion, and No. 15 has spontaneous combustibility. The mine is a low gassy mine, with a relative gas emission of 1.7m3/t. We divide this well field into belts, and adopt double slope mine method. The retreat type and mechanization of fully mechanized caving method are used in the extraction process, with 4/6 system as the operation system. On the work faces are equipments of double roller coal winning machine, caving hydraulic support, bend scraper conveyor, crusher, and elevating conveyor, etc. The all-fall-down method is applied in roof processing of the worked out section.The annual output of this mine is 2400,000 ton, which is fulfilled by application of a compound mining equipment. The main haulage takes belt conveyor as the major means of transportation, car hauler as the auxiliary means. As for mine ventilation, we use axial-flow type diagonal fan and drawer-type mode. Key words：original design, developing, fully-mechanized top-coal caving mining ,trackless rubber-tyred vehicle0目 录摘 要.6ABSTRACT.11 井田概述和井田地质特征.71.1 矿区概述 .71.1.1 矿区地理位置 .71.1.2 交通条件 .71.1.3 矿区的工农业生产建设概况 .71.1.4 矿区电力供应基本情况 .71.1.5 矿区的水文简况 .81.1.6 矿区的地形与气象 .81.1.7 矿区矿产资源概况 .81.2 井田地质特征 .81.2.1 井田位置、勘探程度，地质层位的概述 .81.2.2 井田地质构造 .101.2.3 井田水文地质 .111.3 煤层的埋藏特征 .151.3.1 煤层赋存特征 .151.3.2 煤的围岩性质 .161.3.3 煤的种类与性质 .171.3.4 其他开采条件 .182 井田境界与储量.202.1 井田境界 .202.2 地质储量 .2012.3 计算可采储量 .222.4 可采储量的计算 .223 矿井工作制度和生产能力.253.1 矿井工作制度和生产能力 .253.1.1 矿井工作制度 .253.1.2 井生产能力 .254 井田开拓.274.1 井田开拓方式的确定 .274.1.1 井田开拓方式及井口位置.274.1.2 方案比较 .294.2 达到生产能力的工作面配备 .305 矿井基本巷道及建井计划.325.1 井筒、石门与大巷 .325.1.1 井筒数目、用途、布置及装备 .325.1.2 井壁结构 .335.2 井底车场及硐室 .345.3 建井工作计划 .355.3.1 施工准备的内容 .355.3.2 矿井移交标准 .355.3.3 井巷平均成巷速度指标 .366 采煤方法.386.1 采煤方法及设备的选择 .386.1.1 采煤方法的选择 .386.1.2 达产时回采工作面个数及设备 .4026.2 盘曲巷道布置及要素 .486.2.1 盘区巷道布置方案.486.2.2 采区运煤、辅助运输、通风及排水系统 .496.3 回采工艺和劳动组织 .496.3.1 回采工艺 .496.3.2 劳动组织形式 .526.4 盘区的准备与工作面接替 .546.4.1 巷道断面和支护形式 .546.4.2 掘进工作面个数和掘进面的机械配备 .546.4.3 矿井达产时采掘比例关系 .546.4.4 工作面接替 .557 井下运输.567.1 运输系统及运输方式的确定 .567.1.1 井下煤炭运输方式选择 .567.1.2 辅助运输 .567.2 运输设备的选择与计算 .577.2.1 带式输送机选型 .577.2.2 辅助运输设备选型 .578 矿井运输提升.628.1 井下煤炭运输 .628.1.1 设计依据 .628.1.2 选型计算 .628.2 矿井提升 .688.2.1 主斜井提升设备 .688.2.2 带式输送机的计算和配置 .7039 矿井通风与安全.779.1 风量的计算 .779.1.1 矿井通风安全情况 .779.1.2 矿井通风方式与通风系统 .789.1.3 矿井风量计算及分配 .789.2 计算负压及等级孔 .839.2.1 风压 .839.2.2 等积孔 .879.2.3 通风设施、防止漏风和降低风阻的措施 .879.3 选取扇风机 .899.3.1 设计依据 .899.3.2 风机选型计算 .899.3.3 反风措施 .919.4 安全生产技术措施 .919.4.1 预防瓦斯的措施 .919.4.2 防尘措施 .929.4.3 防火措施 .939.4.4 防水措施 .939.4.5 顶板管理 .959.4.6 其它 .989.4.7 避灾路线 .989.4.8 安全出口 .999.4.9 自救器及安全仪器、仪表的配备 .999.5 井下安全避险“六大系统” .999.5.1 监测监控 .999.5.2 人员定位 .10149.5.3 紧急避险 .1019.5.4 压风自救 .1039.5.5 供水施救 .1049.5.6 通信联络 .10510 经济部分.10810.1 劳动定员及劳动生产率 .10810.1 定员范围 .10810.2 定员依据 .10810.3 定员方法 .10810.2 矿井主要技术经济指标 .109参考文献.111致 谢.113外文资料.114中文翻译.1185前前 言言 毕业设计是采矿工程专业最后一个教学环节，其目的是使本专业学生运用大学阶段所学的知识联系矿井生产实际进行矿井开采设计，并就本专业范围的某一课题进行较深入的研究。以培养和提高学生分析和解决实际问题的能力，是学生走上工作岗位前进行的一次综合性能力训练，也是对一个采矿工程技术人员的基本训练。本次设计的内容是长治王庄煤矿 3、15 号煤层开采初步设计，是在王庄煤矿井田概况和地质特征的基础上，结合搜集到的其它相关原始资料、运用所学知识、参考煤矿开采学 、 煤炭工业矿井设计规范 、 煤矿矿井开采设计手册等参考资料，在辅导老师深入浅出的精心指导下独立完成。在设计的过程中我受益非浅。此次毕业设计是根据国家煤炭建设的有关方针、政策，结合设计矿井的实际情况，遵照采矿专业毕业设计大纲的要求，在收集、整理、查阅大量资料的前提下，运用自己所学的专业知识独立完成设计的。通过本次设计，我看到了许多以往自己欠缺的地方，提高了综合能力，知识水平有了很大的提高，由于本人的初次设计，错误难免，恳请各位老师指正。本次设计的指导老师为弓培林老师，同时还得到了弓培林、李建忠、史鹏飞、张东峰、陈慎心、丰建荣、王开、李慧等老师的悉心指导，他们在许多方面给予了宝贵意见，在此表示衷心的感谢和深深的敬意！由于本人水平有限，设计中难免存在错误和不足，恳请各位老师批评指正。学生：陈敏 2014 年年 6 月月61 井田概述和井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 矿区地理位置 晋城矿区位于沁水煤田东翼，包括山西省沁水县、阳城市、晋城市、高平市、长治县。北以庄头断层与长治矿区相连；南以玉溪河、马村河、许河与晋城矿区分界；东以煤层露头线为界；西以十里河、端氏河为深部预测边界。南北长约 40km，东西宽约25km，矿区面积约900km2。晋城矿区东部。1.1.2 交通条件太（原）焦（作）铁路及长（治）晋（城）焦（作）高速公路，是矿区中部主要交通干线。由高平西经端氏至沁水，东经陵川入河南省均有公路干线，交通比较方便。1.1.3 矿区的工农业生产建设概况晋东基地是我国最大和最重要的优质无烟煤生产基地，这里地理位置优越，煤层气资源丰富，水资源充沛，化工用无烟煤质量优良，发展清洁能源，以煤、电、气、化为一体的晋东基地正在形成。1.1.4 矿区电力供应基本情况矿区内自备电厂 2 座，总装机容量 4.8 万千瓦，并网容量 3.6 万千瓦。潘庄矿（潘 1、潘 2）煤层气资源丰富，蕴藏量 240 亿立方米以上，能利用 95%以上。1996 年7已经完成 3 口井，所产气发电 240 千瓦。电源主要取自晋东南电网。1.1.5 矿区的水文简况矿区水源有新生界潜水、煤系地层层间裂隙水、奥灰岩溶裂隙水。1.1.6 矿区的地形与气象 矿区东、北、西三面环山，地势较高；中间为黄土丘陵地带。区内地形最高处为十字岭，标高1310m；最低处为丹河河谷，标高805m。丹河发源于矿区北部丹朱岭、西钰山间，由北向南纵贯矿区中部，流经高平、晋城向东汇入白水河于河南境内注入黄河，河床宽70150m，在矿区内为间歇河。西缘十里河、固村河、杨庄河自北向南流至固县村汇入端氏河，至端氏注入沁河。 本区属暖温带半湿润大陆性季风气候，年平均气温9.7，1 月-6.5，7 月 23.7，年降水量575mm。最大冻土深度55cm。1.1.7 矿区矿产资源概况晋城矿区矿区面积约900 平方公里，主要含煤地层为山西组和太原组，地层总厚150 米，含煤8-11 层，含煤系数7，主要可采煤层2 层，平均采煤厚度8.91 米。矿区煤炭保有储量105.78 亿吨，占沁水煤田储量43.1。 1.2 井田地质特征1.2.1 井田位置、勘探程度，地质层位的概述依据国土资源部和国家发展和改革委员会联合发布的2004 年第13 号关于设立首批煤炭国家规划矿区的公告 ，该井田位于沁水煤田晋城矿区东部。 晋城区于19571966 年中煤总局119 队、152 队、山西114 队、山西148 队进行过普查和精查，提交了慈林山、望林等5 件精查地质报告，面积约170km2，占18.89%。其中有40km2，面积为生产矿井利用。本井田第四系覆盖较严重，现根据钻孔揭露及区域资料，将井田地层由老至新叙述如下：（一）奥陶系中统（O2）1.上马家沟组（O2s）区域厚度为 170300m，平均 230m。岩性主要为灰色中厚层状石灰岩，夹泥灰岩及白云质灰岩。82.峰峰组（O2f）ZK2-2 号钻孔揭露厚度为 99.63m。岩性下部为深灰色中厚层状石灰岩、泥灰岩、浅灰色白云质灰岩，具方解石脉，溶洞发育。底部含薄层状及脉状石膏；中部为深灰色角砾状灰岩、石灰岩及浅灰色白云质灰岩，并呈互层状。其下部见少量溶洞；上部为深灰色石灰岩，呈中厚层状，致密、隐晶质，局部为细粗晶质，具方解石脉。间夹深灰色泥岩及浅灰色白云质灰岩。（二）石炭系中统本溪组（C2b）平行不整合于下伏奥陶系灰岩侵蚀面上，为一套海陆交互相沉积。岩性为灰深灰色铝土质泥岩、粘土质泥岩及砂质泥岩，含鲕粒。底部一般具一层铁质粉砂岩或铁质泥岩（即山西式铁矿层位），含菱、黄铁矿结核或透镜体，极不稳定，含植物根茎化石。地层厚 0.40-16.00m，平均厚 6.20m。（三）石炭系上统太原组（C3t）为一套海陆交互相含煤沉积，是井田内主要含煤地层之一。主要由深灰灰黑色砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层及石灰岩组成。其中发育有煤层 10 层，以下部煤层发育较好；石灰岩、泥灰岩 56 层，以下部灰岩稳定且厚度较大。全组厚度85.0-125.75m，平均 119.92m。底部以 K1砂岩与下伏地层整合接触。按岩性组合特征一般可分为三段：1.下段K1砂岩底至 K2灰岩底。厚 15.2826.55m,平均 22.81m。以深灰灰黑色泥岩为主，夹粘土质泥岩、钙质泥岩、泥灰岩，局部夹粉砂岩。底部为灰色细粒砂岩（K1），常相变为粉砂岩或砂质泥岩。含煤 1 层，即 15 号煤层为全区稳定可采煤层。2.中段由 K2灰岩底至 K4灰岩顶。厚 28.6940.32m，平均 36.89m。为深灰灰黑色泥岩、砂质泥岩，夹细粒砂岩、粉砂岩，有灰深灰色灰岩、泥灰岩 34 层，含煤 3 层（13、12、11），均不可采。3.上段K4灰岩顶至 K7砂岩底。厚 55.3968.75m，平均 60.22m。为深灰灰黑色泥岩、砂质泥岩夹粉砂岩及细粒砂岩，发育石灰岩 12 层，含煤层 6 层（10、9、8、7、6、5），其中 8 号煤层为井田不稳定局部可采煤层，其余为不稳定不9可采煤层。（四）二叠系下统山西组（P1s）为一套以过渡相为主的陆源碎屑沉积，为井田主要含煤地层之一。岩性主要由砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成。一般含煤 13 层。地层厚度 4079m，平均 57.25m，以底部 K7砂岩与下伏地层呈整合接触。与下伏太原组地层相比，本组以色浅、含砂成分较高，交错层里发育、生物扰动构造多，植物化石丰富为特点。下部为灰黑色泥岩、砂质泥岩夹灰色薄层状细粒砂岩，含菱铁质结核。底部为灰色细粒砂岩（K7），局部为中粒砂岩或粉砂岩。赋存有区内主要可采煤层之一的 3 号煤层。上部以浅灰色细粒砂岩、深灰灰黑色砂质泥岩、泥岩为主。局部见粉砂岩及中粗粒砂岩。含少量菱铁质鲕粒，偶夹 1、2 号薄煤层，均不可采。（五）二叠系下统下石盒子组（P1x）为一套河流相沉积岩系。主要由砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、铝质泥岩组成。地层厚 4880m，平均 54.67m。以 K8砂岩与下伏地层呈整合接触。可见水平层理、缓波状层理、斜层理。泥岩中常含大量鲕粒。顶部为灰、绿灰、紫红色含铝质泥岩，俗称“桃花泥岩”，以富含菱铁质鲕粒为特征，是良好的辅助标志层。（六）二叠系上统上石盒子组（P2s）主要为一套粉砂质、细砂质泥岩、砂岩等组成。下段由一套黄绿色、杏黄色、紫红色粉砂质、细沙质泥岩、粉砂岩夹有长石石岩砂岩组成，底部中厚厚层状含砾长石石英砂岩与下伏地层分界。上段由厚巨厚层状长石石英砂岩夹薄层泥岩组成。在本区南部有基岩出露。该组地层区内出露不全，最大残留厚度约 274.93m。（七）上第三系（N2）棕红的砂质粘土，厚度 07m。（八）第四系（Q）区内广泛分布，厚度 057.21m，平均 25.00m，由于钻孔中第四系不取芯，无法细分，根据地表，自老而新分述如下：中上更新统（Q2+3）：区内广泛堆积，并大面积出露，上部为棕黄色，灰黄色亚粘土，下部为紫红色，棕红色亚粘土、粘土，含较多钙质结核。全新统（Q4）：仅分布于现代河床其河漫淮。为灰色淤泥，杰黄色亚粘土及不同10粒级的砂及砾石。1.2.2 井田地质构造晋获褶断带对区域构造的形成和发展有重要的控制作用。井田主体构造线方向与晋获断裂带一致。呈北北东向展布，区域性地层走向亦为北北东向，向西缓倾，沿走向和倾向均呈波状起伏，形成宽缓的短轴褶曲，轴向北北东 北东，两翼地层倾角28。受区域构造的影响，井田构造形态总体为轴向近南北向的褶曲构造，发育一条近南北向的（F1正断层）正断层，井田内地层倾角一般 36，局部高达 13。（1）背向斜S1背斜：位于井田西部，井田内延伸长约 2.05km，轴向 NE5NE15，两翼倾角 2-3，轴部由 ZK3-1、ZK4-1 号孔控制。S2向斜：位于井田西部，井田内延伸长约 2.7km，轴向 NE5NE20，两翼倾角4-6，轴部由地面露头点控制。S3背斜：位于井田中部井田内延伸长约 4.6km，轴向北部近南北向，南部NE5NE25，两翼倾角 4-8，轴部由地面露头点和钻孔控制。S4向斜：位于井田南中部，井田内延伸长约 2.3km，轴向近南北向，两翼倾角 3-7，轴部由地面露头点和钻孔控制。S5背斜：位于井田南中部，井田内延伸长约 2.1km，轴向近南北向，两翼倾角 4-8，轴部由地面露头点和钻孔控制。S6向斜：位于井田中东部，井田内延伸长约 6km，轴向近南北向，两翼倾角 4-8，轴部由地面露头点孔和钻孔控制。（2）陷落柱据三维地震和井下巷道揭露，井田内发育陷落柱 2 个，呈椭圆状，直径35、60m（详见表 1-2-1）。表 1-2-1 陷落柱情况统计表 规模大小中心位置备注陷落柱编号长轴（m）短轴（m）XYX15035397839919689524X28060397940019687600（4）岩浆岩 据区域资料，本区发现岩浆侵入现象。111.2.3 井田水文地质1. 地形地貌井田位于太行山西侧山前地带长治盆地的南部，属低山丘陵区，区内第四系黄土覆盖较严重，形成众多的黄土陡坡，冲沟比较发育，但无大的沟谷。井田内地势总体为东南高北西低，最高点位于井田东南部山梁，海拔 1400.2m，最低点位于井田北部沟谷，海拔 1019.70m，最大相对高差 380.50m，井田内无大的河流，各沟谷平时干枯无水，只是在雨季临时洪水短暂通过，由南向北汇入井田外西北向的漳河支流。属海河流域漳河水系。井田西北角为北宋水库，雨季水量较大。2.2. 主要含水层(1) 中奥陶统石灰岩岩溶裂隙含水层据王庄煤矿详查资料，本区奥陶系中统上部主要为石灰岩，偶有泥质灰岩，裂隙被方解石充填；中部为石灰岩、泥灰岩、角砾状灰岩、白云质灰岩等，具水蚀晶洞、溶隙；下部为白云质灰岩夹薄层石膏、泥岩及钙质泥岩，具裂隙局部见晶洞。在施工中冲洗液消耗、漏失严重。另据王庄煤矿在其井田北部工业广场施工水源井资料，井深 559.8m，取水层为奥陶系中统上马家沟组灰岩含水层，水位埋深 405.60m，静止水位标高 632.40m，出水量 33.75m3/h，水质类型为 HCO3SO4-CaMg，矿化度569.7mg/L，总硬度 415.92mg/L，pH 值为 7.8。结合区域奥灰水文资料，确定井田奥灰水位标高在 635-640m 。(2) 石炭系上统太原组灰岩岩溶裂隙及砂岩裂隙含水层该含水层在井田内埋深较大，含水层层间为厚度不等的泥岩类隔水层，相互间水力联系较弱，地下水具承压性。根据钻孔揭露，岩溶裂隙不发育，一般消耗量不大。据区域水文地质资料，一般该含水层岩溶及裂隙不够发育，富水性弱。据王庄煤矿详查资料，钻孔单位涌水量为 0.0210.0271L/s.m，渗透系数为 0.0490.072m/d,矿化度为 280320mg/L，水质类型为 HCO3-NaCa 型及 HCO3-CaNaMg 型，属弱富水含水层。(3) 二叠系山西组、石盒子组砂岩裂隙含水层该含水层是 3 号煤层的主要直接充水来源，其含水性视裂隙发育程度而定。据王庄煤矿详查勘探资料，该含水层为弱富水性，其钻孔单位涌水量为0.0280.034L/s.m，渗透系数为 0.210.24m/d，矿化度为 240490mg/L，pH 值为127.38.2，水质类型为 HCO3-Ca 及 HCO3-Ca Na 型。(4) 第四系松散层孔隙含水层由粘土、砂质粘土、砂、砾石堆积而成。含水层厚度因地而异，水位埋深较浅，受大气降水补给，向地表河流排泄或补给下伏含水层。含水量不均，水位及水量季节性变化大，一般富水性较弱。3. 主要隔水层(1) 本溪组及太原组底部泥质岩类隔水层该隔水层位于 15 号煤之下，岩性为泥岩、铝土质泥岩等，岩石裂隙一般呈闭合状且不发育，正常情况下在 15 号煤与奥陶系之间可起到良好的隔水作用。(2) 太原组及山西组、上、下石盒子组灰岩、砂岩含水层层间泥质岩类隔水层。井田内该隔水层岩性主要由泥岩、粉砂质泥岩组成，单层厚度不等，呈层状分布于灰岩、砂岩含水层之间，隔断或减弱了各含水层之间的水力联系，可起到良好的层间隔水作用。4. 矿井充水因素分析本区年平均降水量为 566.17mm，属于干旱地区。本井田虽地形坡度较为平缓，但第四系黄土覆盖较厚，不利于大气降水的入渗，地下水补给条件差，仅在基岩露头处有少量的入渗。对于山西组、下石盒子组砂岩含水层，由于其上有数层隔水层存在，接受大气降水的直接补给很少。(1) 上部含水层和上部煤层采空区积水本矿井主要充水水源除大气降水、地表水体及含水层中地下水、老空水。主要充水途径为采动时形成的导水裂隙带，导水裂隙带的高度取决于煤层开采的破坏程度，导水裂隙带高度采用国家煤炭工业局制定的建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程。井田内煤层为缓倾角，煤层顶板主要为直接顶为泥岩，老顶为砂岩，本次采用中硬岩导水裂隙带高度公式，其公式为： 6 . 56 . 36 . 1100MMHIi 1020MHIi式中：HIi导水裂隙带高度（m）；13 M煤层累计采厚（m）。井田内 3 号煤层厚度为 6.729.71m，根据式 2.1、式 2.2 计算结果，最大导水裂隙带分别为 43.557.9m 和 61.872.3m。根据计算，3 号煤层在埋藏浅区，导水裂隙带可到达地表，直接沟通大气降水、地表水。当煤层被开采后，受导水裂隙带影响，含水层天然流场发生变化，采空区上方的岩层产生塌陷，隔水层的完整性被破坏而失去隔水性。这样使导水裂隙带内含水层与含水层之间、含水层与采空区、含水层与大气降水及地表水之间发生水力联系，形成矿井的涌水增大现象。井田内煤层为缓倾角，煤层顶板主要为直接顶为泥岩，老顶为石灰岩，本次采用坚硬岩导水裂隙带高度公式，其公式为： 9 . 80 . 22 . 1100MMHIi 1030MHIi式中：HIi导水裂隙带高度（m）； M煤层累计采厚（m）。井田内 15 号煤层厚度为 2.704.70m，根据式 2.3、式 2.4 计算结果，最大导水裂隙带分别为 60.4270.42m 和 59.3075.04m。15 号煤层距 3 号煤层平均间距 26.7m，根据计算结果，开采 15 号煤层形成的导水裂隙带能到达 3 号煤层采空区。本矿井开采 15 煤层最大导水裂隙带能沟通 3 号煤层老空积水，引起矿井突水。在埋藏浅区，最大导水裂隙带可到达地表，直接沟通大气降水、地表水。当煤层被开采后，受导水裂隙带影响，含水层天然流场发生变化，采空区上方的岩层产生塌陷，隔水层的完整性被破坏而失去隔水性。这样使导水裂隙带内含水层与含水层之间、含水层与采空区、含水层与大气降水及地表水之间发生水力联系，形成矿井的涌水增大现象。 (2) 奥灰水井田内奥灰水位标高在 635-640m ，15 号煤层最低底板标高为 780m，高于奥灰水位标高，故奥灰岩溶水对井田煤层开采无影响。(3) 构造对井田内水文地质条件的影响14井田内发育有1 条正断层。但因上覆和下伏含水层均属弱富水性含水层，在断层本身储水和附近含水层储水被疏干后缺乏补给来源，因而构造对井田水文地质条件影响不大。(4) 采（古）空区及相邻矿井积水对井田的影响据本次工作与矿方联合调查，井田内 3 号煤层分布有采空区，在部分低凹处存有不同程度积水。本矿在开采中采取积极防御措施，防范采空积水对矿井的安全生产造成危害。5. 矿井涌水量 (1) 矿井涌水量预算采用富水系数法预算本矿开采 3、15 号煤层矿井生产能力达到 240 万 t/a 时的矿井涌水量。富水系数法公式为： Q=KpP 00PQKp 式中：Q预算矿井涌水量（m3/d）； Kp富水系数（m3/t）； P矿井设计日产量(t/d)； Q0生产矿井涌水量（m3/d）； P0矿井设计日产量(t/d)。本次计算涌水量采用原山西长治王庄煤业有限责任公司实际矿井资料，年产原煤1200kt/a，按每年 330 个工作日计算，P0为 3636.36 t/d，井下正常涌水量（Q0）1920m3/d，最大（Q0）3120m3/d。正常涌水量时富水系数（Kp ）为 0.528m3/t，最大矿井涌水量时富水系数（Kp ）为 0.858m3/t。3、计算结果本矿井设计年产量 2400kt/a，按每年 330 个工作日计算，日产量（P）为7272.72t/d。根据选取的参数，按（式 4.8、式4.9）式计算，开采3号煤层矿井正常涌水量为3840m3/d，最大涌水量为6240m3/d。151.3 煤层的埋藏特征 1.3.1 煤层赋存特征 井田区内含煤地层为太原组和山西组，不同的聚煤环境，形成了不同的岩性组合、岩相特征、含煤性也存在较大差异。太原组为一套海陆交互相含煤地层，含海相灰岩 56 层。含煤 11 层，编号自上而下为 5、6、7、8、11、12、13、14、15 号，其中 15 号煤层为全区稳定可采煤层，8、14 号煤层为不稳定局部可采煤层，其余煤层均为不稳定、不可采煤层。地层平均总厚 119.92m，煤层平均总厚 5.54m，含煤系数为 4.62%。山西组为过渡相含煤地层，共含煤一层为 3 号煤层， 3 号煤层为区内稳定可采煤层。地层平均总厚 57.55m，3 号煤层平均厚 8.34m，含煤系数为 9.05%。井田内太原组、山西组含煤地层平均总厚 177.47m，煤层平均总厚 10.75m，含煤系数 6.06%。 井田内可采煤层为山西组（P1s）3 号煤层及太原组（C3t） 、15 号煤层。 3 号煤层俗称“香煤”。位于山西组下部，上距 K8砂岩底 42.66m 左右，下距 K7细砂岩 6m左右。煤层厚 6.729.71m，平均 8.34m。结构简单，含 01 层夹矸，属全区稳定可采煤层。顶板岩性为泥岩、砂质泥岩，局部为细砂岩，底板岩性为泥岩、砂质泥岩，局部为细砂岩。3 号煤层为井田批采煤层，底板标高在+890+1050m。 15 号煤层15 号煤层俗称“臭煤”。位于太原组下部，煤层厚 2.604.36m，平均 3.67m，结构简单，大部含 1 层夹矸，有时不含夹矸，局部含 2 层夹矸，属全区稳定可采煤层。直接顶板为泥岩或石灰岩，底板泥岩、砂质泥岩。局部为细砂岩、铝质泥岩。底板标高在+860+1000m。表 1-3-1 煤层埋藏特征表 煤层厚度(m)层间距(m)顶底板岩性地层煤层最小最大平均平 均结构夹矸层数稳定性可采性顶板底板山西组P1s36.72-9.718.336简单0-1稳定全区可采砂质泥岩泥 岩细 砂 岩砂质泥岩 泥岩 细 砂 岩太25.32-29.1726.93简泥 岩砂质泥岩161.3.2 煤的围岩性质1、煤层顶底板岩性及其物理力学特征（1）3 号煤层直接顶板大部为泥岩、砂质泥岩，厚 10-20m 左右，局部为细砂岩。属中等稳定顶板，老顶为中粒砂岩，厚约 11m；底板大部为砂质泥岩、泥岩, 厚 2m 左右，局部为细砂岩。（2）15 号煤层直接顶为石灰岩，厚 6.6610.30m，平均厚 8.85m，属非常稳定顶板。局部发育泥岩，炭质泥岩伪顶，厚约 0.5m 左右；底板为泥岩、砂质泥岩，局部为铝质泥岩、细砂岩，厚约 7m。2. 井巷围岩稳固性评价井田内 3、15 号煤井巷围岩中，3 号煤层顶为砂质泥岩，岩石完整程度较高，15号煤层老顶 K2 灰岩的岩石完整程度较高，一般均为坚硬岩石，力学强度高，具有良好工程地质性能及稳定（固）性。泥岩或炭质泥岩伪顶稳定性极差。泥岩类顶、底为软弱岩石力学强度低，岩石完整性较差，易产生变形或破裂，稳定性差，局部泥岩类底板所夹粉、细砂岩层、多属或接近半坚硬岩石，其稳定性优于泥岩（类）但差于灰岩。1.3.3 煤的种类与性质(一)煤的物理性质及宏观煤岩类型本井田 3 号、15 号煤层呈黑色，条痕为黑色，金刚光泽，参差状阶梯状断口，内生裂隙发育，见垂直裂隙，3 号煤层裂隙中充填有方解石。15 号煤层充填物多为黄铁矿散晶及方解石细脉。层状构造，条带状结构。3 号号煤层视(相对)密度为1.45t/m3，真(相对)密度为 1.48 t/m3。15 号煤层视密度为 1.46 t/m3，真(相对)密度为 1.51t/m3。3 号、15 号煤层以亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤条带，见少量丝炭，为透镜状，局部见细条带状粘土，15 号煤层含少量含黄铁矿结核及散晶。为半亮型煤。煤的化学性质及工艺性能见表 1-3-2。原组C3t3.67单石 灰 岩泥 岩细 砂 岩铝质泥岩17表 1-3-2 煤质特征表工业分析（%）煤层编号分析煤类水分Mad灰分Ad挥发分Vdaf发热量 Qgr,d MJ/kg全硫 St.d(%)粘结性1-7胶质层Xmm原煤0.37-4.041.40（14）14.95-24.831.40（14）12.03-15.7914.27（14）32.28-35.8335.20（14）0.048-0.4270.208（14）1-32（6）3浮煤0.37-2.861.17（14）5.01-9.957.42（14）10.38-18.9112.00（14）34.29-36.3536.00（14）0.071-0.500.283（14）1-32（8）9.15-12.1311.00（14）原煤0.53-4.951.14（13）11.70-32.0021.12（13）11.72-18.9314.35（13）32.51-35.4634.50（13）2.90-4.644.052（13）1-32（11）15浮煤0.61-1.780.99（13）4.48-10.186.45（13）9.25-12.4410.67（13）34.00-36.0035.67（13）1.644-5.674.036（13）1-32（12）8.53-12.2310.45备注：王庄煤矿详查地质报告资料综上所述，根据中国煤炭分类国家标准(GB/T5751-2009),井田内3 号煤层为低灰-中灰、特低硫、特高热值的贫煤， 15 号煤层为低灰-高灰、中高硫-高硫、特高热值的贫煤，有少量无烟煤。其中3 号煤层为优质动力用煤，也可作化工用煤及民用煤； 15号煤层灰分和硫含量较高，原煤可做民用煤及动力用煤，经洗选符合要求后也可作化工用煤。1.3.4 其他开采条件 1. 瓦斯据山西省煤炭工业厅晋煤瓦发2011728 号文, 山西长治王庄煤业有限公司生产3 号煤层，2010 年度 30 万吨以上（含 30 万）矿井瓦斯绝对涌出量为 4.35m3/min,相对涌出量为 1.7m3/t,二氧化碳绝对涌出量为 7.15m3/min，二氧化碳相对涌出量为2.8m3/t，属低瓦斯矿井。2. 煤尘爆炸性根据山西煤矿矿用安全产品检验中心的煤尘爆炸性鉴定报告（晋煤检【2011】0501-MB-D0008）3 号煤尘具有爆炸性。据邻区雄山煤业有限公司资料，3、15 号煤尘爆炸性其分析结果见表 1-3-3。 表 1-3-3 各煤层煤尘爆炸性试验结果表 煤 采样地点煤尘爆炸性试验试验时间试验单位备注18层火焰长度mm加岩粉量%有无爆炸性3ZK01 号孔1535有2010.4.6山西省煤炭工业局综合测试中心9ZK01 号孔515有2010.4.6山西省煤炭工业局综合测试中心15ZK01 号孔510有2010.4.6山西省煤炭工业局综合测试中心15ZK02 号孔515有2010.4.6山西省煤炭工业局综合测试中心雄山煤业有限公司根据试验结果，井田 3、15 号煤层均有煤尘爆炸危险性，开采中应采取相应防范措施，及时清除井下巷道中的粉尘，并经常进行洒水除尘，避免发生煤尘爆炸事故。3. 煤的自燃根据山西煤矿矿用安全产品检验中心的煤尘爆炸性鉴定报告（晋煤检【2011】0501-MR-D0008）3 号煤层自燃倾向性等级为级，属于不易自燃煤层。据邻区雄山煤业有限公司资料，各煤层的自燃倾向性试验，结果见表 1-3-4。 表 1-3-4 各煤层自燃倾向性试验结果表 自燃倾向性试验煤层采样地点吸氧量cm3/g自燃等级倾向性质试验时间试验单位备注3ZK01 号孔0.95不易自燃2010.4.6山西省煤炭工业局综合测试中心9ZK01 号孔0.80自燃2010.4.6山西省煤炭工业局综合测试中心15ZK01 号孔0.80自燃2010.4.6山西省煤炭工业局综合测试中心15ZK02 号孔0.86自燃2010.4.6山西省煤炭工业局综合测试中心雄山煤业有限公司根据试验结果，井田 3 号煤层属不易自燃煤层，9、15 号煤层自燃倾向性为自燃，开采 9、15 号煤层时，应采取相应防范措施。4 地温、地压本井田未做过地温和地压这方面的测试工作，煤层开采至今未发现有地温异常和地压异常现象。据邻区资料，地温无异常现象，地温梯度也偏小,一般为 13/100m。192 井田境界与储量2.1 井田境界井田范围由 13 个拐点坐标圈定，南北走向长约 5.925km，东西宽约 3.18km，总面积 16.702km2。批准开采 3 号、15 号煤层，开采标高+860m+1050m。 北京 54 坐标系60带拐点编号XY1.0003981500.00019687300.0002.0003981600.00019689777.0003.0003980812.00019689777.0004.0003980800.00019690130.0005.0003979684.00019690130.0006.0003979696.00019690130.0007.0003979695.00019690480.0008.0003976986.00019690000.0009.0003966830.00019690000.00010.0003976830.00019690000.00011.0003976675.00019689890.00012.0003976675.00019688025.00013.0003977046.00019687984.00014.0003977044.00019687300.000202.2 地质储量按照中华人民共和国地质矿产部行业标准（DZ/T2015-2002）煤、泥炭地质勘探规范有关规定进行资源储量估算，本次资源/储量估算对象为批准开采的 3、15 号煤层。一、估算范围估算范围为本矿采矿许可证批准开采的范围，井田边界即为资源/储量估算边界，计算面积为赋煤区面积，3 号15 号煤层面积 16.7021km2，煤层标高 979.97-849.97m。二、工业指标依照中华人民共和国地质矿产行业标准（DZ/T0215-2002）煤、泥炭地质勘查规范，本次资源储量估算采用以下指标：最高灰份（Ad）为 40%；最高硫份（St.d）为 3%；最低发热量（Qnet.d）17.0MJ/kg；最低可采厚度0.80m。1.资源/储量估算方法选择依据区内 3、15 号煤层为准采煤层，煤层稳定，厚度及煤质变化不大；煤层倾角小于15，资源储量估算方法采用地质块段法，公式如下：Q=SMD/10000式中：Q煤炭资源储量（万吨）S面积（m3）M厚度（m）D视密度（t/m3）2.视密度的确定煤层视密度：采用王庄详查区钻孔煤芯煤样测试资料的算术平均值。3 号煤层视密度为 1.45t/m3，15 号煤层视密度为 1.46t/m3。 资源储量估算各类边界确定原则 可采边界确定，本井田准采区 3、15 号煤层全区可采。3.块段的划分21资源储量估算块段划分，遵循在同一资源/储量类型范围内划分原则，结合煤层厚度、煤质、地质构造等因素进行划分，本井田资源储量估算结果如下表 3-2-7。表3-2-7 资源储量汇总表 资源储量（万 t）保有资源储量矿区范围煤号煤类111b122b333小计消耗动用累计3PM5097.63555.24478.4 13131.2 4785.617916.8PM17931337222753575357WY94311399353017301715合计（PM+WY） 27362476316283748374原王庄矿小计PM7833.66031.27640.4 21505.2 4785.626290.8整合区原曙光矿3PM937.657.6995.2406.41401.63PM33.633.633.615PM141414新增区合计PM47.647.6047.63PM6035.23555.24569.61416051921935215PM+WY273624763176838808388全区总计PM+WY 8771.26031.27745.622548519227740备注10984.1 7334.89421.127740资源储量估算结果如下： 3、15号煤层占有资源储量共 27740万吨，3号煤层占有资源储量19352万吨， 15号煤层占有资源储量8388万吨。2.3 计算可采储量根据煤炭工业矿井设计规范，首先计算矿井地质资源量。矿井地质资源量：勘探地质报告提供的查明煤炭资源量的全部。包括探明的内蕴经济的资源量 331，控制的内蕴经济的资源量 332，推断的内蕴经济的资源量 333. 矿井工业资源/储量：地质资源量中探明的资源量 331 和控制的资源量 332，经分类得出的经济的基础储量 111b 和 122b，边际经济的基础储量 2M21 和 2M22，连同地质资源储量中推断的资源量 333 的大部，归类为矿井工业资源/储量。矿井工业资源 /储量按下式计：Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k =10984.1+7334.8+9421.1*0.9 =26797.9 万 t式中，Zg矿井工业资源/储量22Z111b 探明的资源中经济的基础储量Z122b控制的资源中经济的基础储量Z2M11探明的资源中边际经济的基础储量Z2M22控制的资源中边际经济的基础储量Z333k推断的资源量 k可信度系数，取 0.7-0.9.地质构造简单，煤层赋存稳定的矿井，k 取 0.9. 地质构造复杂，煤层赋存不稳定的矿井，k 取 0.7. 其中，3 号煤层工业储量为： Zg3=8248.1+4858.8+6245.1*0.9 18727.5 万 t 15 号煤层的工业储量为： Zg15=2736+2476+3176*0.9 =8070.4t2.4 可采储量的计算矿井设计资源/储量：矿井工业资源/储量减去设计计算的断层煤柱，防水煤柱，井田边界煤柱，地面构筑物煤柱等永久煤柱损失量后的资源/储量。 矿井设计资源/储量按下式计算 Zs=Zg-P1式中，Zs-矿井设计资源/储量 P1-断层煤柱，防水煤柱，井田边界煤柱，地面构筑物煤柱等永久煤柱损失量之和 。 Zs=26797.9-1689 =25108.9 万 t其中，3 号煤层设计资源/储量为： Zs3=18727.5-1174 =17553.5 万 t 15 号煤层设计资源/储量为： Zs15=8070.4-515 =7555.4 万 t 23矿井设计可采储量：矿井设计资源/储量减去工业场地和主要井巷的煤量后乘以采区出采率，为矿井设计可采储量。矿井设计可采储量按下式计算: Zk=(Zs-P2)*C式中，Zk矿井设计可采储量，计入大巷煤柱的 50%。 P2矿井场地和主要井巷煤柱损失量之和。 C采区出采率，厚煤层不小于 75%。中厚煤层不小于 80%，薄煤层不小于85%。 Zk= （25108.9-2823）*0.75+2574*50%=18002 万 t其中，3 号煤层为 Zk3=（17552.7-1946.7）*0.75+1946.7*50%=12677.9 万 t15 号煤层为 Zk15=（7555.4-875.1）*0.75+629.6*50%=5324.3 万 t各种主要煤柱留设：井田边界保安煤柱按 20m；村庄按维护带宽度 10m，矿井工业场地、风井场地煤柱按维护带宽度 15m，表土移动角 45，岩层移动角 72，表土层厚 30 米留设,主要巷道两侧各留 40m，巷间煤柱按 35m 加以留设；采区边界煤柱 10m。 设计可采储量计算结果如下表 2-4-1： 表 2-4-1 储量计算表 单位：104t类别储量地质储量工业储量永久煤柱损失量 设计 储量场地和主要井巷煤柱损失量可采储量3 号煤层193521872711741755319471267815 号煤层8388807051575558765324总计2774026797168925108282318002243 矿井工作制度和生产能力3.1 矿井工作制度和生产能力3.1.1 矿井工作制度 根据煤炭工业矿井设计规范规定，矿井设计工作日按 330 天计算，工作制度设计为四六制，每班工作 6 小时,井下每天三个班生产，一个班检修。净提升时间为 16小时。3.1.2 井生产能力对矿井设计生产能力提出了年产 300 万 t，240 万 t，180 万 t 三个方案，经过分析论证，矿井设计生产能力确定为 240 万 t，理由如下： 1）主采煤层厚度较大，赋存条件好、储量丰富，有利于机械化规模开发。虽然煤尘具有爆炸危险性，但因井田内的煤层不易自燃，瓦斯含量小，矿井为低瓦斯矿井，且水文地质条件较简单，具有良好的开采技术条件。2）主采的 3 号煤层煤类为该层煤为低灰中灰、特低硫低硫、特高热值的贫煤，为良好的动力用煤和民用煤，市场前景较好。3）井田内地质构造复杂程度为简单类型，矿床水文地质条件属简单类型，适合25机械化规模开发，因此，从开采技术条件方面分析，矿井适合建设大型矿井。4）矿井有较好的投资效益 。对 300 万 t，240 万 t，180 万 t 三种不同井型进行了采区个数，回采工作面个数，井巷工程量，服务年限等方面的技术经济比较。300万 t 和 240 万 t 相比，移交时需要两个回采工作面，初期投资大，建井工期长，投资回收期长，经济效益差。180 万 t 和 240 万 t 相比，移交时都只需一个生产工作面，井巷工程量和建井工期基本相同，但万吨掘进率，单位生产成本和吨煤成本显然前者较高，因此 240 万 t 投资效益较好。5）初步确定矿井生产前期，在 3 号煤层装备一套综合机械化放顶煤开采工作面；生产中后期，在太原组主要可采煤层中装备 1-2 套综合机械化一次采全高开采工作面，年生产能力达到 240 万 t，是可行的，也是合理的。 6）有较合理的服务年限。300 万 t 井型服务年限经计算为 42.6a，与设计规范规定的 60 年相比，服务年限偏短，开发强度过大。180 万 r 的服务年限是 78a。与规范规定的 50 年，服务年限偏长，并不能充分利用已勘探的资源，积压储量。240 万 t 的服务年限为 53.3a，与设计规范规定的 50 年相比，服务年限较合适。经上述分析论证，井田总体设计所确定的 240 万 t 井型是合理的。 26 4 井田开拓4.1 井田开拓方式的确定4.1.1 井田开拓方式及井口位置1、影响矿井开拓部署的因素（1）井田内地形比较复杂，工业场地选择受地形影响较大。 （2）王庄煤矿为整合矿井，井田内褶曲构造较多，开拓巷道选 择时应避开井田内的向斜背斜构造轴部。 （3）井田内可采煤层有 2 层，煤层间距 2529m 不等，间距较小，煤层较稳定，全部可采，开拓巷道布置时利用主采开拓巷道就近联合布置。（4）主采煤层厚度大，倾角一般 35，赋存平缓，适合沿煤层布置巷道 （5）矿井煤炭运输流向为向西北方向的乡镇公路，故主井及工业场地位置宜选择在靠近井田中部。 （6）井田高级储量大部分分布在第 3勘探线和第 5勘探线与经纬网格线纬线3981000 与 3978000 的范围内，首采区应布置在其范围内。 （7）井田中部有较大的村庄，工业场地应尽量少占良田，以不迁村或迁户不迁村为原则。 （8）工业场地应尽量接近开采储量中心。 （9）矿井生产及用水，用电应统筹考虑。 （10）应有利于井底车场主要硐室位于较好的岩层中。2、井口及工业场地位置及开拓方案根据上述影响井口及工业场地位置选择的因素，提出了两个井口及工业场地位置，以27及相应的开拓方案，进行经济技术比较，现将各方案叙述如下： 方案一 方案一为斜井开拓。工业场地及主副井选择在井田中部钻孔 ZK4-2 附近，场地较为开阔，地形平坦，场内建筑物依现有公路布置，分区明确，布局合理，功能合理，功能齐全，既便于各分区系统的联系，相互干扰又小。主斜井井口标高+1061m，井底标高+962m，倾角 12 度，斜长 654m，井筒内装备带式输送机，兼做矿井的安全出口。副斜井井口标高+1051m，井底车场标高 962m，倾角5 度，斜长 1021m，采用无轨胶轮车，兼做矿井的进风井和安全出口。采用+962m 单水平开发全井田，副斜井落底后，设+962m 水平车场，并由石门与大巷相连。主斜井下接井底煤仓，井筒落底后，通过斜巷与胶带大巷相连。由于煤层赋存条件较好，属近水平煤层，且两层煤层间距 26.7m，因此采用联合布置共用运输，回风两条大巷，分别布置辅助运输大巷。井下共设四条大巷，井田中部大巷，布置在井田中部向斜的东翼，基本沿 15 号煤层走向设+962m 辅运大巷，与胶带大巷相隔 30m，沿 3 号煤层布置回风大巷，这组大巷服务于井田中部东西两个盘区。井田北部大巷与南部大巷布置与中部大巷一样，分别服务北盘区与南盘区。矿井移交生产时，采用分区式通风系统，抽出时通风方式。前期回风立井选择在平家村以北，井口标高+1157m，井底标高+982m，井筒垂深 175m，净直径 5.2m，井筒内装备梯子间，兼做矿井的安全出口。后期风井采用中央边界式通风系统，即在井田南部开凿一个回风立井。全井田共划分 6 个盘区，每层煤 3 个，移交的首采区为 31盘区。井田开拓方式平、剖面图详见图 4.1、图 4.2。方案二方案二也为斜井开拓。工业场地及主副井选择在井田北部中间部，场地较为开阔，地形平坦，场内建筑物依现井田边界布置，分区明确，布局合理，功能合理，功能齐全，既便于各分区系统的联系，相互干扰又小。主斜井井口标高+1040m，井底标高+935m，倾角 10 度，斜长 605m，井筒内装备带式输送机，兼做矿井的安全出口。副斜井井口标高+1040m，井底车场标高 960m，倾角6 度，斜长 765m，井筒内行走无轨胶轮车，兼做矿井的进风井和安全出口。采用+960m 单水平开发全井田，副斜井落底后，设+960m 水平车场，并由石门与大巷相连。主斜井井底煤仓为上提式，井筒落底后，通过井底煤仓与运输大巷相连。28由于煤层赋存条件较好，属近水平煤层，且两层煤层间距 26.7m 因此采用联合布置共用胶带、回风两条大巷。井田中部大巷，布置在井田中部向斜的东翼，基本沿 15号煤层走向设+960m 运输大巷，与运输大巷相隔 70m，在 15 号煤层布置轨道大巷，沿3 号煤层布置回风大巷。井移交生产时，采用分区式通风系统，抽出时通风方式。前期回风立井选择在平家村以北，井口标高+1109m，井底标高+960m，井筒垂深 149m，净直径 5m，井筒内装备梯子间，兼做矿井的安全出口。后期风井采用中央边界式通风系统，即在井田南部开凿一个回风立井。全井田共划分 10 个盘区，每层煤 5 个，移交的首采区为西一盘区，开拓方式详见图 4.3。4.1.2 方案比较1.各方案井口、工业场地及开拓方式特征详见下表：表 4-1-1 井口、工业场地及开拓方式特征 序号项目名称方案一方案二1工业场地位置ZK4-2 钻孔附近井田北部中央2井田开拓方式斜井斜井3水平标高+960+9604通风方式抽出式抽出式5通风系统分区式分区式6地面工程地质特征好好7井筒水文地质特征较好较好8井巷围岩特性较好较好9采区划分610位置及个数 31 盘区西一盘区回采工作面个数11煤层厚（m）8.08-9.558.08-8.56平均8.328.32夹矸厚0.10.2煤层条件夹矸层数1210投产采区特征采区服务年限（a）296.72井筒及工业场地（Mt）6.436.59初期风井场地（Mt）0.510.4811压煤量合计（Mt）6.947.072.开拓方案技术比较上述两个方案在技术上各有特点，现在分析比较如下：(1)压煤方面方案一在工业广场及井筒的压煤量较少，方案二较多，方案一有利于提高资源回收率。29（2）建井工期方案二埋藏比方案一较浅，故井筒长度较短，贯通距离短，建井工期较短，投产快。（3） 均衡生产方案一首采区储量丰富，煤层厚度大，服务年限长，有利于矿井长期稳产高产。方案二首采区面积小，服务年限短，不利于均衡生产。（4）运输方面方案二与方案二在运输方面没有较大的区别，都采用无轨胶轮车，运输方便，效率高。（5）外部条件方案二离水库较近，供水线路短。3.开拓方案经济比较以上两个方案各有利弊，需要进行经济比较才能确定优劣。方案经济费用比较主要有基本建设费用和生产经营费用。其中，基本建设费用有井筒开凿费，建筑物费等。如下表 4-1-2. 表 4-1-2 各开拓方案基建投资方案一方案二项目工程量/m单价元/m费用/万元工程量/m单价元/m费用/万元主斜井井筒6547957520.47657957608.7副斜井井筒10216628676.76056628401.0前期风井井筒175503188.0146503173.4大巷（煤巷）2373939729322.32178139728651.4井底车场4696470303.44696470303.4总计 10910.8 10037.9 通过以上技术经济比较，可以看出方案一和方案二在经济上相差不超过 10%，且在技术方面方方案一比方案二有一定的优势，故通过综合比较后选定方案一。4.2 达到生产能力的工作面配备矿井以一个生产采区、一个综采放顶煤工作面保证生产能力。4 号煤层平均厚度8.34m，煤层赋存稳定,结构简单,工作面产量按照实际平均厚度计算。（一）采高井田内 4 号煤层平均厚度 8.34m，依据 4 号煤层厚度，设计确定采煤机割煤高度3.0m，放顶煤高度 5.34m，采放比 1：1.78。30依据煤层条件、设备能力及大型矿井的生产实践经验，结合国内目前高产高效矿井工作面长度，确定回采工作面长度为 200m。（二）工作面推进度矿井采用“四六”作业制度，年工作日按 330d 计算，采煤工作面采煤机截深为0.6m，设计采用一采一放工艺，即采煤机割一刀进 0.6m，放顶煤液压支架放一次顶煤，工作面每个循环进两刀，放两次顶煤，循环进度 1.2m，日循环次数 3 次，则日循环进度为 1.233.6m。采煤工作面年推进度按下式计算：年推进度日循环进度年工作日循环率 3.63300.91069.2（m）（三）矿井生产能力计算1、采煤工作面生产能力计算采煤工作面生产能力按下式计算：2211CrLlMCrLlMQ采式中：Q采回采工作面年产量，t/a； M1采煤工作面机采高度，3.0m； M2采煤工作面放煤高度，5.34m； l回采工作面长度，200 m； L工作面年推进度，1069.2m； r煤的容重，1.45t/m3； C1采煤工作面机采回采率，取 0.95； C2采煤工作面放顶煤回采率，取 0.80。Q采=32001069.21.450.95+5.342001069.21.450.80 =220.8 万 t/a2、掘进工作面掘进煤量计算矿井移交生产及达到设计产量时，井下装备两个煤巷掘进工作面，掘进工作面掘进煤量按回采工作面产量 10%考虑，则为：掘QQ掘KQ采0.1220.822.1 万 t/a3、矿井生产能力计算31Q矿Q采+ Q掘220.8+22.1242.9 万 t/a可满足矿井 240 万 t/a 设计能力的要求。矿井投产时采区工作面特征见表 4-2-1。表 4-2-1 投产时采区工作面特征表采煤工作面盘区名称个数装备煤层平均厚度（m）采高（m）长度（m）年推进度（m）年生产能力（万 t）31 盘区1采煤机8.343.02001069.2242.95 矿井基本巷道及建井计划5.1 井筒、石门与大巷5.1.1 井筒数目、用途、布置及装备根据开拓布置，共部署有四个井筒，即主斜井、副斜井、前期回风立井和后期回风立井。1、主斜井：半圆拱断面，表土层采用料石砌碹支护，基岩段采用锚网喷支护，净宽 4.51m，净断面13.81m2，倾角12，斜长654m。安装胶带输送机、检修轨道， 担负全矿井的原煤提升任务，兼作进风井。2、副斜井：半圆拱断面，表土层采用料石砌碹支护，基岩段采用锚网喷支护，净宽 5.20m，净断面17.89m2，倾角5，斜长1021 m。采用无轨胶轮车 运送材料、矸石等，承担辅助提升任务，兼作进风井。3、回风立井：位于井田中东部，混凝土支护，圆形断面，净直径 5.2m，净断面21.2m2，垂深17 5m。装备梯子间作为安全出口 。上述井筒特征见下表5-1-1。表 5-1-1 井筒特征表井 筒 名 称井筒特征主斜井副斜井回风立井纬距 X3979571.4153979465.3303979253.336坐标(m)经距 Y19688387.70219687938.6801969972.655标高井口1061.0001051.0001156.93832(m)井底925.000962.000981.636井筒倾角125 90井筒长度(m)6541021175井筒断面形状半圆拱半圆拱圆形井筒净断面(m2)13.8117.8921.2井筒净宽(m)4.510m5.20m5.0m表土段支护方式料石砌碹，壁厚 500mm料石砌碹，壁厚 500mm混凝土砌碹，壁厚500mm基岩段支护方式锚网喷支护锚网喷支护锚网喷支护井筒装备胶带输送机、检修轨道、管线 管路、电缆，车道梯子间井筒用途煤炭运输、进风和安全出口辅助运输、进风回风、安全出口4、胶带大巷：半圆拱断面，采用锚网喷支护，净宽： 4.510m，净断面：13.81m，沿15 号煤层底板掘进，安装胶带输送机、检修轨道。5、辅运大巷：半圆拱断面，采用锚网喷支护，净宽： 5.20m，净断面：17.89m2，沿15 号煤层底板掘进。6、回风大巷：矩形断面，采用锚网喷支护，净宽： 5m，净断面：20m，布置在3 号煤层中。设置梯子间，兼做安全出口。7、井底煤仓：井底煤仓采用圆柱型垂直煤仓，井底煤仓的有效容积为：Qmc=(0.150.25)Am 式中：Qmc井底煤仓的有效容量（ t） Am矿井设计日产量（ t）0.150.25系数，此处取0.20.故 Qmc=(0.150.25)Am =0.207272.7 =1818t 主要巷道断面特征表5-1-2表5-1-2 主要巷道断面特征表断面尺寸（m）序号巷道名称断面形状净宽净高支护方式支护厚度（mm）净断面（m2）掘进断面（m2）1运输大巷半圆拱4.513.555锚网喷10013.8114.832轨道大巷半圆拱5.204.00锚喷10017.8921.453回风大巷矩形4.02.9锚网喷10011.612.6335.1.2 井壁结构主斜井表土段及风化破碎带采用料石砌碹支护方式，支护厚度为 500mm，坚硬基岩段采用锚网喷支护方式，锚喷混凝土厚度 100mm，锚杆采用 18mm、L1800mm 树脂锚杆，锚固长 600mm，间排距 800mm；锚索采用 15.24mm、L6000mm，锚固长5x350，间排距 800mm；副斜井表土段及风化破碎带采用料石砌碹支护方式，支护厚度为 500mm，坚硬基岩段采用锚网喷支护方式，锚喷混凝土厚度 100mm，锚杆采用20mm、L2200mm 树脂锚杆；回风斜井表土段及风化破碎带采用混凝土现浇支护方式，支护厚度为 500mm，坚硬基岩段采用锚网喷支护方式，锚喷混凝土厚度 150mm，锚杆采用 18mm、L2000mm 树脂锚杆。5.2 井底车场及硐室由于矿井煤炭提升及运输均采用胶带运输，而辅助运输采用防爆无轨胶轮车，辅助材料、设备可从地面直接运至井下各工作面，随用随运，故无需设传统的井底车场一、井底车场硐室为满足井下供电及排水的需要，在副斜井井底与轨道大巷相交处轨道大巷一侧的设有中央变电所、中央水泵房、水仓、管子道等硐室。中央变电所、中央水泵防联合布置，采用料石碹支护。如图 5.1。 主、副水仓设入口一个，平行布置，设计有效容量 1200m3，大于矿井 8 小时的正常涌水量。同时在副斜井井底设有等候硐室、急救室等。主斜井井底设有井底煤仓，采用圆形直立普通煤仓井底煤仓净直径 8.0m，高度25.0m，有效容量 1821t。 为满足井下消防要求，在运输大巷与轨道大巷间设有一消防材料库，采用锚喷支护。由于井下机械化程度较高，爆破材料消耗量不大，运距较短，故井下初期不设爆破材料发放硐室。爆破材料由地面爆破材料库采用防爆无轨胶轮直接下井，随用随运。 井底车场主要硐室均采用料石砌碹及混凝土砌碹支护。井底车场巷道和硐室工程量见表 2-5-1。井底车场巷道总长度 343m3；硐室总体积 4866 m3。表 2-5-1 井底车场及主要硐室工程量表34断面积（m2）序号巷道及硐室名称煤岩类别倾角（度） 支护方式巷道长度（m）净掘进掘进体积（m3） 1中央变电所岩水平料石砌碹2912.6816.614822水泵房岩水平料石砌碹2412.6816.613043水仓岩水平料石砌碹1408.0310.8915254管子道岩25料石砌碹904.776.806125井底煤仓岩垂直砼砌碹2528.2634.28556消防材料库煤水平锚喷359.1513.234637绞车房煤锚喷388等候室煤锚网喷5699合计34348665.3 建井工作计划5.3.1 施工准备的内容1、工程准备期应在施工队伍进住前进行的主要内容有：(1)学习有关技术文件，主要是地质报告和矿井设计，掌握有关情况和设计意图。(2)编制矿井施工组织设计。(3)做好施工图供应工作等。2、工程准备在施工队伍到场后，应立刻进行的主要内容有：(1)拆迁障碍物，平整工业场地。(2)进一步完善建设本矿施工的两个电源的输电线路工程。(3)建成施工所需要的供水和通讯设施。(4)完成一些必要的生活福利设施及工业设施，尽量减少大临工程。3、物资准备主要包括开工所需设备及钢材、木材、水泥、土产材料等物资的供应，各种物资应按 1-2 个月需用量做准备。4、施工劳动力的准备编制施工劳动力需用计划，开工前做好调配、培训工作。完善生产材料、供水、供电、通讯、交通等条件的协作工作。355.3.2 矿井移交标准1、井巷工程根据井田开拓部署和采区巷道布置，移交生产时布置一个采区、在一盘区内布置一个综采工作面。采用一次设计、一次建成投产的移交方式。矿井移交生产时井巷工程量为：井巷总长度 16968m，硐室体积 4866m3。矿井移交生产时井巷工程量见表 5-3-1。表 5-3-1 矿井移交生产时井巷工程量序号名称支护方式长度（m） 掘进断面（m2）掘进体积（m3）1副斜井料石砌碹/锚网喷102114.8315141（岩）2主斜井料石砌碹/锚网喷62424.915538（岩）3回风立井混凝土/锚网喷17522.063861（岩）4行人进风巷锚网喷2907.442158（岩）5清理斜巷锚网喷837.28604（岩）6材料斜巷锚网喷3689.883636（岩）7集中辅助巷锚网喷267320.2539958运输大巷锚网喷275314.83408279轨道大巷锚网喷275721.455913710回风大巷锚网喷275316.44514911运输顺槽锚网162311.71898912回风顺槽锚网162310.41687913开切眼锚网20019.23840合计16943 巷道掘进总长度为 16943m,其中岩巷 2561m，煤巷 14382m2、地面系统地面生产系统一次建成，并进行试运行。3、其他配套设施给排水工程、供暖、供电及其它与矿井有关的配套工程均需一次完成，交付使用。5.3.3 井巷平均成巷速度指标井巷进度指标的确定，主要参照设计规范的有关要求，结合当地井巷施工队伍的实际水平和本矿施工条件，进行综合确定的，具体指标如下：36斜井井筒表土段：80m/月；立井井筒表土段：60m/月斜井井筒基岩段：90m/月；立井井筒基岩段：70m/月煤层大巷：350m/月；岩巷：150 m/月；硐室：500m3/月。设备安装及联合试运转按 3 个月考虑。 2、主要连锁工程的确定为了加快建井速度，缩短建井工期，根据开拓部署，安排 3 个施工队施工，各队施工工程量及施工顺序见矿井建设工程综合施工进度图。依据井巷工程施工进度安排，影响工期的主要主斜井井筒、副斜井井筒和顺槽。所以在施工过程中应重点保证主斜井井筒、副斜井井筒和顺槽施工的正常进行,加快施工进度。根据掘进进度安排，井巷主要连锁工程为：主斜井行人进风巷井底煤仓清理斜巷运输大巷；副斜井副斜井井底车场轨道大巷；回风立井回风大巷运输顺槽开切眼回风顺槽。矿井建设的关键路线为：回风立井回风煤门回风大巷运输顺槽开切眼回风顺槽。3.建井工期矿井建设的关键是井巷工程，依据井巷成巷进度指标及施工队伍安排，经井巷工程施工进度图表排列，施工工期 25.3 个月，设备安装试运转 3.0 个月，总工期 28.3个月。详见矿井综合施工进度图 5.2。 4、产量递增计划由于地质条件、生产系统简单，工作面回采工艺也不复杂，因此，设计移交生产在 3 号煤层布置一个工作面投产，投产当年即可达到设计生产能力 2.4Mt/a。376 采煤方法6.1 采煤方法及设备的选择6.1.1 采煤方法的选择根据地质报告，3 号煤层位于山西组下部，上距 K8砂岩底 42.66m 左右，下距 K7细砂岩 6m 左右。煤层厚 7.179.71m，平均 8.34m。结构简单，含 01 层夹矸，属全区稳定可采煤层。顶板岩性为泥岩、砂质泥岩，局部为细砂岩，底板岩性为泥岩、砂质泥岩，局部为细砂岩。15 号煤层位于太原组下部，煤层厚 2.604.36m，平均3.67m，结构简单，大部含 1 层夹矸，有时不含夹矸，局部含 2 层夹矸，属全区稳定可采煤层。直接顶板为泥岩或石灰岩，底板泥岩、砂质泥岩。井田内地层较平缓，煤层倾角 3-5。地质构造简单，顶、底板岩性相对较好，瓦斯量较低，较适合于综合机械化开采。（一） 3 号煤层采煤方法的选择根据煤层赋存情况、开采技术条件，以及矿井的实际情况，3 号煤层厚度为7.179.71m，平均 8.34m，含 01 层夹矸，可行的采煤方法有：分层开采和放顶煤开采。1、综采分层开采，先采上分层，后采下分层自 70 年代在开滦矿务局唐山矿试验成功厚煤层倾斜分层下行垮落金属网假顶综合机械化采煤法后，分层综合机械化采煤工艺得到了进一步发展，80、90 年代成为我国厚及特厚煤层的主要采煤方法之一，在大中型矿井得到普遍采用，积累了较丰富的经验，潞安、晋城矿区 3 号煤层普遍采用该采煤方法。但是，该采煤方法存在如下缺点：采准巷道系统复杂，巷道掘进率高，巷道的掘进与维护费用高；上分层开采时要铺设人工假顶，加大了工人的劳动强度，同时增加了工作面采煤作业循环时间和生产成本；38对地质构造特别是断层的适应性差；煤层厚度变化时容易丢煤；单产低、效率低、效益低。二十一世纪以来，分层采煤法已很少采用，特别是厚度小于 12m 的煤层。由于分层开采存在着巷道布置复杂、掘进率高、成本高、工效低、产量低等突出的缺点，设计不予采用。2、综采放顶煤开采综采放顶煤开采，利用综采开采下分层及部分夹矸层，采厚 3m 左右，上分层使用放煤方式放落，放煤高度 5.34m 左右。这种方式与分层开采相比具有巨大的优越性，具体表现在： 煤层掘进量小，掘进费用低，缓和了采掘关系； 减少了搬家倒面次数，节省了综采设备搬迁、安装的的工作量和费用； 较分层开采对煤层厚度变化、地质构造适应性强，且减少了铺网工序、材料、工资及巷道维护等费用； 工作面处在减压带，降低了液压支架吨位和支护成本； 减少了设备的运行费，特别是采煤机，相对减少了吨煤设备折旧费或租赁费； 顶煤利用矿压落煤，装煤，变不利因素为有利因素，减少了吨煤电耗； 有利于矿井的集中控制、实现减面，减人、提高工效的目标； 提高劳动生产率，降低成本。 工作面设备投资小，管理集中，产量大，效率高，布置一个综放工作面保证矿井产量；但是，放顶煤开采煤炭灰份高，采空区丢煤较多会导致自燃发火，另外煤炭资源回收率低。 3 号煤层冒放性分析开采深度生产实践和理论均表明顶煤冒放性随着开采深度的增大而加强。一般情况下，开采深度大于 300m 时，顶煤易于冒落。本井田 2 号煤层埋深不大于 300m，不利于顶煤的冒落。但是通过采取措施，也能很好落煤。煤层强度煤层强度是影响顶煤冒放性的关键因素。一般认为当煤层岩石硬度系数小于 3、抗压强度小于 20MPa 时，顶煤冒放性较好。本井田 2 号煤层较软，内生裂隙较发育，39因此有利于顶煤的冒放。煤层厚度综采放顶煤实践证明，综放一次采出的煤层厚度以 512m 为宜。顶煤厚度太小，易发生超前冒顶，放顶煤时不易控制，易引起窜矸，原煤含矸率增大；顶煤厚度过大，破坏不充分，顶煤放出率降低。理论研究证明综放开采的最大临界厚度为12.513.0m，最小临界厚度为 4.55.0m， 煤矿安全规程第 68 条规定：“有下列情形之一的，严禁采用放顶煤开采：（三）采放比大于 1：3。 ”也与其相吻合。井田内 3 号煤层厚度一般厚 6.729.71m，平均 8.34m，有合适的采放比。 煤层结构煤层中单层夹矸厚度不大于 0.30m，岩石硬度系数小于 3，顶煤中夹矸层厚度占煤层厚度的比例小于 10%15%时，顶煤冒放性好，否则，应采取预破碎措施。2 号煤层结构简单，含 02 层夹矸，夹矸薄且大部分位于煤层下部，因此 2 号煤层结构对放顶煤无不利影响。顶板条件影响煤层冒放性的煤层顶板包含直接顶和老顶两部分，直接顶对顶煤压裂无直接影响，但直接顶能够随采随冒并具有一定的厚度是综放开采顶煤破碎冒落后顺利放出的基本条件，否则不利于顶煤回收。因此，无论从矿压角度还是从顶煤放出率来考虑，都希望直接顶的最小厚度能达到充满采出煤厚的空间。3 号煤层直接顶板大部为泥岩、砂质泥岩属中等稳定顶板，容易冒落。经冒放性分析，2 号煤层具有较好的冒放性。采用放顶煤开采，由于采煤高度较低，可有效地减少煤壁片帮，减少顶板事故发生的机率；支架支护高度小，相对比较稳定，倒架事故率低；放顶煤支架还具有重量轻、易于操作和维护的优点。由于放顶煤支架不与顶板直接接触，因此该工艺还能较好地适应软弱顶板岩石。综合上述分析，本着投资较少、见效快、安全性好和机械化装备水平高的原则，经技术比较后，设计确定 3 号煤层采用走向长壁综采放顶煤采煤法。（二） 15 号煤层的采煤方法选择15 号煤层厚 2.604.36m，平均 3.67m，属于厚煤层，结构简单，比较综合机械化开采，故 15 号煤层选用长壁综采一次采全高采煤法，全部垮落法管理顶板适合。406.1.2 达产时回采工作面个数及设备 1.工作面个数近几年来，随着采煤、运输设备制造水平的高度发展，大大提高了综采设备的生产能力，因此矿井综合开采条件许可时，应尽可能提高工作面单产，创造一井一面的高效大型矿井，从而使生产系统简单，通风容易，是矿井获得高的生产率，高的综合效益。根据采矿工程设计手册规定，采区内同时生产的综采工作面宜为一个面，不应超过两个。本矿井设计一个回采工作面。2. 工作面主要设备选型计算及技术特征分述如下：1）采煤机3号煤层以一个综放工作面保证年产2.4Mt/a的生产能力，长壁综放工作面日产量6697t左右。设计首盘区采高3m，放顶煤高度5.34m左右。据资料统计，国外安全高效工作面开机率一般在70%以上，最高达95%；国内高产工作面的开机率平均先进水平在40%55%以上。设计按照比国内平均先进水平有所提高，确定综采机组每班开机率为50%。A、采高的选择采煤机的采高应与煤层厚度的变化范围相适应，根据3号煤层赋存条件和开采技术条件，确定采煤机的采高为3m。B、滚筒直径的确定双滚筒采煤机的滚筒直径以大于工作面最大采高的 0.5 倍为宜。3 号煤层采高为3m，所以双滚筒采煤机的滚筒直径大于或等于 1.5m 即可满足使用要求，根据采煤机滚筒直径系列，取滚筒直径 1.6m。C、采煤机截深截深的选取与煤层厚度，煤层软硬，顶板岩性以及支架移架步距，综合考虑取采煤机的截深为0.6m。D、采煤机应具有的生产能力3号煤层年产2.4Mt/a，年工作日330d，日产量6697t/d。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，双向割煤，采煤机的平均落煤能力由下式计算：ktMNDfQyQm41式中：hQ工作面设备所需最小生产能力，t/h； YQ要求工作面年产量，1.2Mt/a; D年生产天数，330d; f能力富裕系数，1.3； N日作业班数，4 班； M每日检修班数，1 班； T 每班工作时数，6h; K开机率，0.6则： Qm2.41.3330(4-1)60.6=876t/h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：BHQVmc60或中：Vc采煤机的平均割煤速度，m/min；Qm采煤机落煤能力，t/h；B采煤机滚筒截深，0.6m；H工作面平均采高，8.34m；煤的容重，1.45t/m3； min/01. 245. 134. 86 . 06087660mBHQVmc 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。cKVVmax式中：Vmax采煤机的最大割煤速度，m/min；Vc采煤机的平均割煤速度，m/min；K采煤机不均衡系数，取 1.15。min/31. 201. 215. 1maxmKVVc采煤机最大割煤能力： htVBHQ/8 .36131. 245. 136 . 06060maxmax 采煤机截割功率：42KHHVNWmax60式中：N采煤机截割功率，kW；Vmax采煤机的最大割煤速度，m/min；HW采煤机能耗指数，取 0.9kWh/m；K考虑放顶煤开采采煤机功率系数，取 0.9。kwKHHVNw3379 . 09 . 031. 236060max 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MG375-W型采煤机，其主要技术参数见表6-1-1。表6-1-1 采煤机技术特征表设备性能数据设备性能参数采高范围1.83.6m牵引速度06.1m/min截割深度（mm）680,630主机尺寸3500mm1700mm500mm/6型号YBCS-375机重35(38)t功率375（2x375）kw灭尘方式内外喷雾电动机电压1140kv卧底量 300,400,500mm滚筒直径(m)1.6,1.8,2.0耗水量/水压 250L/min,6Mpa最大牵引力450kN滚筒中心距8432（9632）mm适应煤质硬度f Q式中：S胶带上物料横截面积，S=0.1040m2；（运行堆积角 =20,槽角 30） ；k输送机倾角系数，k=0.99；（按最不利，局部倾角 5） ；原煤松散密度，= 950 kg/m3；所选择的带宽、带速满足运量的要求。1. 运输大巷带式输送机初选 DX4GX1250（1）圆周驱动力的计算根据带式输送机的实际工作条件及国内设备生产厂家的加工、安装水平，同时考虑到现场的管理水平等因素后，确定带式输送机正常运行时采用并计算的参数如下：带式输送机运量Q=1000t/h带式输送机带宽B=1000mm带式输送机运行速度V=3.15m/s带式输送机机长L=600m巷道倾角=50带强ST=2000N/mm模拟摩擦系数f=0.025传动滚筒摩擦系数=0.30每米输送物料质量qG=88.18kg/m每米输送带质量 qB=24.63kg/m63每米承载托辊转动质量qRO=18.33kg/m每米回程托辊转动质量qRU=5.67kg/m承载托轨直径 =108mm，L=380mm，轴承为6205/C4回程托辊直径 =108mm，L=1150mm，轴承为6205/C4承载托辊间距LRO=1.2m回程托辊间距LRU=3.0m系数C=1.17圆周驱动力（总阻力）Fu=292023N其中：钢丝绳芯胶带每平方米质量 24.63Kg/m2，堆积角 20，槽角 30，带速标准列3.15m/s,上托辊轴承支座选用铸铁座，托辊质量 22kg，下托辊 17kg.(2)驱动力A.主要阻力：包括旋转阻力和输送机的前进阻力，托辊旋转阻力是由托辊轴承和密封间的摩擦产生的；前进阻力是由于输送带在托辊上反复被压凹陷，以及输送带和物料经过托辊反复弯曲变形产生的，计算方法如下： FHfLgqR0+ qRu+(2qB+qG)cos 0.0256009.8118.33+5.67+(224.63+88.18)1 23757N 式中： 为输送机的工作倾角，当输送机倾角小于 18时，可取 cos=1B.附加阻力：包括物料在装卸段被加速的惯性力和摩擦阻力；物料在装载段的导料挡板侧壁上的摩擦阻力；除驱动滚筒以外的滚筒轴承阻力；输送带在滚筒上绕行的弯曲阻力。计算方法如下： FNFNa+FNb+FNc+FNd式中：FNa物料在装卸段被加速的惯性力和摩擦阻力；64 FNb物料在装载段的导料挡板侧壁上的摩擦阻力； FNc除驱动滚筒以外的滚筒轴承阻力； FNd输送带在滚筒上绕行的弯曲阻力；对于长距离的带式输送机（机长大于 80m） ，附加阻力明显小于主要阻力，这时，在计算中把附加阻力划到主要阻力中去，以简化运行阻力的计算，也不会产生严重错误。具体方法是把主要阻力乘以系数 FH+FNCFHC.主要特种阻力：由于槽型托辊的两侧向前倾斜引起的摩擦阻力；在输送带的重段沿线设有导料挡板时，物料与挡板之间的摩擦阻力。 Fs1Fsa+Fsb附加特种阻力：包括输送带清扫器的摩擦阻力；犁式卸料器的阻力，空段输送带的翻转阻力。 Fs2Fsc+Fsd其中：a.托辊前倾的摩擦阻力按重段为等长三托辊、前倾角 2计算 FSa0CsL(qB+qG)gcossin 0.30.4600(24.63+88.18)9.181sin2 2602Nb.由于不设裙板，故 Fsb0 Fs1Fsc+Fsd2602Nc.输送带清扫器的摩擦阻力 FscAp10.04500000.61200Nd. 犁式卸料器的阻力 FsdBK115001500N Fs2Fsc+Fsd2700N以上公式中参数：B输送带带宽； 0承载托辊与输送带间的摩擦系数，0.3-0.4； Cs槽型系数：Cs =0.4（槽角 30） ；Cs=0.5（槽角45） L装有前倾托辊的区段长度；65 前倾角； A输送带与清扫器之间的接触面积，取 0.04m2； P输送带与清扫器之间的压力 p=310410104 N/m2； 1清扫器与输送带间的摩擦因数，0.50.7； K卸料器的阻力系数，一般为 1500N；D.倾斜阻力： FSt=qGgH =88.189.81600sin5 =45236N传动滚筒所需圆周驱动力： FuCFH+Fs1+Fs2+Fst 1.1723757+2602+2700+45236 80834N(考虑 2500N 的胶带缠经滚筒的阻力) （3）功率计算带式输送机正常运行时滚筒总的轴功率： PA Fu V1000 80834 3.15 255kW带式输送机所需电机功率：PM PA 311 kW式中： 总传动效率，取 0.82。（4）输送带张力计算选用头部单传动滚筒单电机驱动，布置形式见图 7-1-1，滚筒 1=210=0.25,e=2.5本带式输送机采用头部单滚筒单电机电机传动，布置形式见图 7.1。 图 7.1 带式输送机布置图66按启动时的工况求出相遇点的最大张力，取摩擦力备用系数（启动系数）n=1.5，确定传动滚筒围包角 210，=0.4,e=4.33，则相遇点的最大张力为： Fymax=Fen11 =112407N分离点的最小张力为： eFFylmaxmin =25960N 正常运行时各店的张力： 空段阻力 Fk,，忽略传动部分长度，则 singcosLqLfgqLfgqFBRUBk =（24.63cos5+5.67）6000.0259.8124.636009.81sin5 = 8190N重段阻力 FZh： LfgqLgfqqFROGBZsincosh =（24.63+88.18）（0.025cos5+sin5）6009.81+18.336000.0259.81 =77106N F1=106794N F2=25960N F3=17770N F4=F1FZh=35301N（5）校核垂度。垂度校核必须分别按重段垂度和空段垂度，两者都要找出最小张力点。 由各点的张力计算可知，重段最小张力点位置在 4，空段最小张力 点在 3。 重段垂度所需要的最小张力为67 02. 082 . 181. 9)18.8863.24(8maxminROROGBLfgLqqF 8300N F4 Fmin 通过空段垂度所需要的最小张力为： 02. 08381. 963.248maxminRURUBLfgLqF 4530N F3Fmin 通过（6）校核打滑，胶带安全系数 通过101 .1111240712501000max FBmb围包角 F1/F2=4.11 Q式中：A胶带上额定物料横截面积，S=0.0674 m2（运行堆积角 =10） ；k输送机倾角系数，k=0.93（倾角 =12） ；物料松散密度，= 950 kg/m3。所选择的带宽、带速满足运量的要求。本主斜井带式输送机采用的设备简述如下：布置方式采用一条带式输送机，采用头部交流变频器调速驱动装置驱动。主要技术数据：运量 Q=690th；带宽 B=1000mm；带速 V=4ms；机长 L=654m；角度 =12；阻燃防撕裂胶带 ST2000；采用双滚筒双驱动方式；配两台电机和交流变频器调速驱动装置；设有盘形制动器 2 套和低速逆止器 2 套；1 套液压绞车拉紧装置。8.2.2 带式输送机的计算和配置（1） 设计计算 圆周驱动力的计算根据带式输送机的实际工作条件及国内设备生产厂家的加工、安装水平，同时考虑到现场的管理水平等因素后，确定带式输送机正常运行时采用并计算出的参数如下：带式输送机运量Q= 690t/h70带式输送机带宽B= 1000mm带式输送机运行速度V= 4m/s带式输送机机长L= 654m提升高度H= 136m巷道倾角= 12带强ST= 2000N/mm模拟摩擦系数f= 0.03传动滚筒摩擦系数= 0.30每米输送物料质量qG= 47.9kg/m每米输送带质量qB= 40kg/m每米承载托辊转动质量qRO= 18.33kg/m每米回程托辊转动质量qRU= 5.67kg/m承载托辊间距LRO= 1.2m回程托辊间距LRU= 3.0m系数C= 1.17mA.主要阻力：包括旋转阻力和输送机的前进阻力，托辊旋转阻力是由托辊轴承和密封间的摩擦产生的；前进阻力是由于输送带在托辊上反复被压凹陷，以及输送带和物料经过托辊反复弯曲变形产生的，计算方法如下： FHfLgqR0+ qRu+(2qB+qG)cos 0.036549.8118.33+5.67+(240+47.9)1 29237N 式中： 为输送机的工作倾角，当输送机倾角小于 18时，可取 cos=1B.附加阻力：包括物料在装卸段被加速的惯性力和摩擦阻力；物料在装载段的导料挡板侧壁上的摩擦阻力；除驱动滚筒以外的滚筒轴承阻力；输送带在滚筒上绕行的弯曲阻力。计算方法如下： FNFNa+FNb+FNc+FNd 式中：FNa物料在装卸段被加速的惯性力和摩擦阻力； FNb物料在装载段的导料挡板侧壁上的摩擦阻力； FNc除驱动滚筒以外的滚筒轴承阻力；71 FNd输送带在滚筒上绕行的弯曲阻力；对于长距离的带式输送机（机长大于 80m） ，附加阻力明显小于主要阻力，这时，在计算中把附加阻力划到主要阻力中去，以简化运行阻力的计算，也不会产生严重错误。具体方法是把主要阻力乘以系数 C，即 FH+FNCFHC.主要特种阻力：由于槽型托辊的两侧向前倾斜引起的摩擦阻力；在输送带的重段沿线设有导料挡板时，物料与挡板之间的摩擦阻力。 Fs1Fsa+Fsb附加特种阻力：包括输送带清扫器的摩擦阻力；犁式卸料器的阻力，空段输送带的翻转阻力。 Fs2Fsc+Fsd其中：a.托辊前倾的摩擦阻力按重段为等长三托辊、前倾角 2计算 FSa0CsL(qB+qG)gcossin 0.40.4654(40+47.9)9.18cos12sin2 3080Nb.由于不设裙板，故 Fsb0 Fs1Fsc+Fsb3080Nc.输送带清扫器的摩擦阻力 FscAp10.041000000.62400Nd. 犁式卸料器的阻力 本设备没有犁式卸料器，故 Fsd=0 Fs2Fsc+Fsd2400N以上公式中参数：B输送带带宽； 0承载托辊与输送带间的摩擦系数，0.3-0.4； Cs槽型系数：Cs =0.4（槽角 30） ；Cs=0.5（槽角 45） L装有前倾托辊的区段长度； 前倾角； A输送带与清扫器之间的接触面积，取 0.04m2；72 P输送带与清扫器之间的压力 p=310410104 N/m2； 1清扫器与输送带间的摩擦因数，0.50.7；D.倾斜阻力： FSt=qGgH =47.99.81654sin12 =63895N 传动滚筒所需圆周驱动力： FuCFH+Fs1+Fs2+Fst 1.1729237+3080+2400+63895 106083N(考虑 2500N 的胶带缠经滚筒的阻力) .功率计算带式输送机正常运行时滚筒总的轴功率： PA Fu V1000 1060834 424.33kW带式输送机所需电机功率：PM PA 518 kW式中： 总传动效率，取 0.82。.输送带张力计算选用头部单传动滚筒单电机驱动，布置形式见图 7-1-1，滚筒 1=180，2=120，=1+2=300=0.3,e=4.8本带式输送机采用头部单滚筒单电机电机传动，布置形式见图 7.2,。 图 7.2 带式输送机布置图按启动时的工况求出相遇点的最大张力，取摩擦力备用系数（启动系数）n=1.5，73确定传动滚筒围包角 300，=0.25,e=3.7，则相遇点的最大张力为： F1=Fen11 =165018N分离点的最小张力为： eFF12 =44600N 正常运行时各店的张力： 空段阻力 Fk,，忽略传动部分长度，则 singcosLqLfgqLfgqFBRUBk =（40cos12+5.67）6540.039.81406549.81sin12 = 44734N重段阻力 FZh： LfgqLgfqqFROGBZsincosh =（40+47.9）（0.03cos12+sin12）6549.81+18.336540.039.81 =137327N F1=165018N F2=F3=44600N F4=F3+Fk=134N F5=F6FZh=165018-137327=27691N 1).校核垂度。垂度校核必须分别按重段垂度和空段垂度，两者都要找出最小张力点。 由各点的张力计算可知，重段最小张力点位置在 4，空段最小张力 点在 3。 重段垂度所需要的最小张力为 6467NROROGBlfglqqFmaxmin8 F5 Fmin 通过空段垂度所需要的最小张力为：74 7358N02. 08381. 9408maxminRURUBLfgLqF F3Fmin 通过 2).校核胶带安全系数 通过101 .1216501820001000max FBmb 3).电动机功率的确定 双滚筒传动功率分配计算（按最小张力计算） 9 . 21121221eeePP 因为 P1+P2=518KW ，所以 P2=133KW，P1=385KW 可以选大于 133KW 的电机于 2 号滚筒，选一台 385KW 的电动机与 1 号滚筒。 4). 拉紧装置 在尾部采用液压绞车拉紧装置。 正常运转时的拉紧力： G=F4+F5=28(kN) 选择 YZL50 的液压绞车自动拉紧装置。对停机及意外停电，张紧装 置能实现自动制动，可靠地确保运输带处于张紧状态。（2）带式输送机的配置 驱动装置由于本输送机运输能力大、提升高度大，为降低启动和紧急制动时输送带的动张力，减少启动停止过程中各承力部件的动负荷，延长胶带、滚筒、减速器和电机等关键部件的使用寿命，减少启动时对电网的冲击，实现各电机间的功率平衡，应对带式输送机的启动制动加速度进行控制。目前，根据国内同类设备生产现状及现有生产矿井的实际使用情况，对在带式输送机上应用较好的具有可控启停功能的驱动装置比较多，对本带式输送机的驱动方式进行了交直交变频驱动，即变频调速装置防爆变频电机硬齿面减速器。 防逆转装置和制动装置根据煤矿安全规程的规定，倾斜井巷中使用的带式输送机，上运时，必须同时装75设防逆转装置和制动装置。对主斜井带式输送机，设计选用了防爆盘式制动器，结构简单，安全可靠。可在停止时带速接近 0 时才合闸制动，属于安全制动器。还在传动滚筒轴上安装了低速逆止器。对本机的安全停机实现了双保险，提高了安全性能，符合煤矿安全规程中的相关规定。 拉紧装置主斜井井筒倾角 12，采用机尾液压绞车拉紧方式，对停机及意外停电，张紧装置能实现自动制动，可靠地确保运输带处于张紧状态。 输送带根据煤矿安全规程第 373 条的规定，该带式输送机采用阻燃型钢丝绳芯输送带，带强为 ST2000。考虑到使用环节的重要性及国内厂家进行输送带接头的工艺水平，设计强调：将来在本条带式输送机的安装过程中，应加强对输送带接头硫化的质量控制和检测，以确保接头强度满足有关规定的要求。（3）选择结果如下表 8-2-2。表 8-2-2 主斜井带式输送机技术参数及特征表序号项目单位主斜井带式输送机(DTC100/2220)1运输量t/m36902运输物料原煤（0-300mm）3松散密度t/m30.954带宽mmB10005带速m/sV4.06输送机倾角度127输送距离m6548输送机的提升高度m1369驱动方式交直交变频驱动10最大张力N165018宽度mmB100011胶带（钢丝绳芯MT668-2008）带强N/mmST2000型号YBKYSS-160YBKYSS-200功率kW16020012电动机台数台1276电压V11401140型号H3SH1413减速器速比I=4014变频软启动型号型号机尾液压绞车15拉紧装置功率ZY-50型号KZP-1400/14816制动器台数2型号DSN13017逆止器台数218安全系数12.1带式输送机设有防跑偏、打滑、断带、沿线急停等各种保护装置，依据故障性质和程度，分别动作于事故报警或紧急停机。（4）配电控制主斜井井口房两回 10kV 电源引自矿井 35kV 变电站 10kV 侧不同母线段。胶带机电控系统采用带式输送机变频控制系统 PLC 控制，控制系统设备及带式输送机起停；设有带式输送机防跑偏、打滑、断带、纵撕、溜槽堵塞、沿线急停、驱动滚筒温度保护、烟雾、洒水等各种安全保护装置及信号系统。控制设在主斜井井口房内。 （5）主斜井带式输送机的检修方式及设备在主斜井井口房内设置电动双梁桥式起重机，担负主斜井带式输送机机头部分的电机、减速器、滚筒、除铁器等设备的安装、维护、检修工作。在主斜井井筒中敷设架空乘人装置，用于主斜井带式输送机中部托辊等设备的巡视、检修、维护工作。 9 矿井通风与安全9.1 风量的计算9.1.1 矿井通风安全情况1.瓦斯77据山西省煤炭工业厅晋煤瓦发2011728 号文, 山西长治王庄煤业有限公司生产3 号煤层，2010 年度 30 万吨以上（含 30 万）矿井瓦斯绝对涌出量为 4.35m3/min,相对涌出量为 1.7m3/t,二氧化碳绝对涌出量为 7.15m3/min，二氧化碳相对涌出量为2.8m3/t，13 属低瓦斯矿井。通过计算，本矿井年产量 240 万 t，瓦斯绝对涌出量为7.9m3/min，二氧化碳绝对涌出量为 13m3/min.2. 煤尘爆炸性根据山西煤矿矿用安全产品检验中心的煤尘爆炸性鉴定报告（晋煤检【2011】0501-MB-D0008）3 号煤尘具有爆炸性。二氧化碳据邻区雄山煤业有限公司资料，3、15 号煤尘爆炸性其分析结果见表 9-1-1。表 9-1-1 各煤层煤尘爆炸性试验结果表 煤尘爆炸性试验煤层 采样地点火焰长度mm加岩粉量%有无爆炸性试验时间试验单位备注3ZK01 号孔1535有2010.4.6山西省煤炭工业局综合测试中心15ZK01 号孔510有2010.4.6山西省煤炭工业局综合测试中心15ZK02 号孔515有2010.4.6山西省煤炭工业局综合测试中心雄山煤业有限公司根据试验结果，井田 3、15 号煤层均有煤尘爆炸危险性，开采中应采取相应防范措施，及时清除井下巷道中的粉尘，并经常进行洒水除尘，避免发生煤尘爆炸事故。3. 煤的自燃根据山西煤矿矿用安全产品检验中心的煤尘爆炸性鉴定报告（晋煤检【2011】0501-MR-D0008）3 号煤层自燃倾向性等级为级，属于不易自燃煤层。据邻区雄山煤业有限公司资料，各煤层的自燃倾向性试验，结果见表 9-1-2。表 9-1-2 各煤层自燃倾向性试验结果表 自燃倾向性试验煤层 采样地点吸氧量cm3/g自燃等级 倾向性质试验时间试验单位备注3ZK01 号孔0.95不易自燃2010.4.6山西省煤炭工业局综合测试中心15ZK01 号孔0.80自燃2010.4.6山西省煤炭工业局综合测试中心15ZK02 号孔0.86自燃2010.4.6山西省煤炭工业局综合测试中心雄山煤业有限公司根据试验结果，井田 3 号煤层属不易自燃煤层，9、15 号煤层自燃倾向性为自燃，开采 9、15 号煤层时，应采取相应防范措施。789.1.2 矿井通风方式与通风系统 通风方法可分为压入式、抽出式和抽压混合式。本矿井属低瓦斯矿井，3 号煤层埋藏深度较浅，且煤层属不易自燃煤层，井田内无小窑开采，结合开拓部署综合分析后，设计推荐采用机械抽出式通风方法。根据矿井设计生产能力、开拓部署和盘区划分特点，为满足各盘区的通风和安全出口的需要，全矿井设计采用分区式通风，全井田共划分 2 个通风分区（即初期回风立井分区、后期回风立井分区） 。3 号煤通风系统：地面新鲜风流副斜井（主斜井）3 号煤辅助运输联络巷3号煤辅运大巷（胶带大巷）工作面运输顺槽工作面工作面回风顺槽回风大巷回风立井地面。9.1.3 矿井风量计算及分配 根据煤矿安全规程 （2011 版）和煤炭工业矿井设计规范 （GB50215-2005 版）规定，矿井总风量应按井下同时工作的最多人数每人每分钟供给风量不少于 4m3或按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量总和的最大值选取。1按井下同时工作的最多人数计算Q4NK/6011.65m3/s式中：Q矿井总供风量，m3/s；N同时工作的最多人数，取 152 人；4每人每分钟供风标准，m3/min；K矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素，取 1.15。2按瓦斯涌出量计算根据煤矿建设项目安全设施设计审查及竣工验收规范 （AQ1055-2008）规定，矿井总回风巷或一翼回风巷瓦斯或二氧化碳浓度不得超过 0.70%，以矿井瓦斯涌出量计算矿井需风量： 31m3/sQ0.007 60q式中：Q矿井需风量，m3/s； q矿井瓦斯或二氧化碳最大绝对涌出量；3按采煤、掘进、硐室及其它地实际需要风量的总和分别计算79Q（Q采+Q掘+Q硐室+Q车+Q其它）K式中：Q矿井所需总风量；Q采回采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硐室独立通风的硐室所需风量之和，m3/s；Q其它除采掘硐室外其它需风量总和，m3/s；K矿井通风系数，同上。（1）回采工作面需风量Q采=Q采+Q准式中：Q采回采工作面实际需要的风量，m3/min；Q准准备工作面的风量，m3/min，按回采工作面实际需要风量的 50%考虑。回采工作面实际需要的风量，按瓦斯涌出量和工作面的气温、风速与人数等分别进行计算，取最大值。按瓦斯涌出量计算 KcqQ采采100 =1007.91.4/60 =18.4 m3/s 式中：采煤工作面实际需要的风量，m3/s；采Q 采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/s；采q 工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取 1.4。Kc按二氧化碳绝对涌出量计算： Q采=100q采 1K采通 1 =100131.4 =1820m3min30.3m3s。式中：Q采采煤工作面所需风量，m3s； K采通采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的风量备用系数，取 K采通11.4。按工作面温度计算Q采VSK80式中：Q采工作面供风量，m3/s；V工作面适宜风速，依据煤矿通风能力核定办法回采工作面温度与风速的对应关系详见表 9-7-4，取 1. 0 m/s；S回采工作面平均有效通风断面，15m2；Ki工作面长度系数回采工作面长度调整系数见表 9-1-5，取 1.5。表 9-1-4 回采工作面温度与风速的对应关系表回采工作面空气温度（）采煤工作面风速（m/s）180长度调整系数（K）1.11.21.31.4Q采1.0151.5=22.5m3/s按人数计算cNQ4采式中：4每人每分钟供给的风量不得小于 4m3；工作面同时工作的最多人数，取 29 人。cNQ采=429=119m3/min=1.93m3/s按工作面最大过风断面校核Q采460153600m3/min60m3/s Q采0.256015225m3/min=3.75m3/s可见，二氧化碳绝对涌出量是工作面供风量的主要影响因素，因此设计回采工作面配风量取 30.3m3/s。则Q采30.3+15.2=45.5m3/s。（2）掘进工作面需风量掘进工作面实际需要的风量，分别按瓦斯涌出量、局部通风机实际吸入风量、人数和风速等分别计算，并取其中最大值。 按瓦斯涌出量计算Q综100q掘Kd/6081式中：q掘煤巷掘进工作面平均绝对涌出量，m3/min，Kd掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取 1.5。Q综=1007.91.5/6019.75m3/s 按局部通风机吸风量计算 Q综QfIi+15S/60 （煤巷）式中：Qf掘进工作面局部通风机实际吸风量，m3/s；I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，2 台；S局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道的净断面积，m2。Q综（顺槽）（2502+1511.7）/6011.3m3/s 按人数计算Q掘4Nj式中：4每人每分钟供给的风量不得小于 4m3；Nj工作面同时工作的最多人数，取 15 人。Q掘415=60m3/min=1.0m3/s按风速进行验算采用最低风速验算：Qcm15S掘大1511.7175.5m3/min2.93m3/s采用最高风速验算：Qcm240S掘小24011.72808m3/min46.8m3/s满足风速要求。经上述计算，按瓦斯涌出量计算的风量最大，故 3 号煤掘进工作面风量取最大值： Q掘 3=19.75m3/s，两个掘进工作面共用风量 39.5m3/s.（3）硐室需风 量3 号煤层独立通风硐室库配风量 Q硐 4=4m3/s。（4）运输、辅运大巷需风量为满足胶带、辅运大巷通风需要，进行独立通风，配风量为 30m3/s。Q大巷30m3/s（5）其它地点风量其它地点存在需独立供风时，其需风量按（1）（4）需风量之和的 5%计算。Q其它（45.5+39.5+4+30）5%6m3/s（6）矿井总风量82Q总=（45.5+39.5+4+30+6）1.1=137.5m3/s，取整为 138m3/s。（8）矿井配风风量验算本矿井辅助运输系统采用无轨胶轮车，其尾气中的有害气体主要为：CO2、CO、氮化物等。 煤矿安全规程规定采掘工作面的进风流中，氧气浓度不低于 20%，二氧化碳浓度不超过 0.5%，在车辆运行地点配风量稀释排出的各种有害气体的浓度不高于表69-1-6 规定。表 9-1-6 矿井有害气体最高允许浓度表名称最高允许浓度（%）一氧化碳 CO0.0024氧化氮（换算成二氧化氮 NO2）0.00025二氧化硫 SO20.0005硫化氢 H2S0.00066氨 NH30.004矿用防爆柴油机车需要风量按下式计算：Q柴5.44NPk式中：Q柴该地点矿用防爆柴油机车尾气排放稀释需要的风量，m3/min；N该地点矿用防爆柴油机车的台数，台；P该地点矿用防爆柴油机车的功率，kW；k配风系数，1 台取 1.0，2 台取 0.75，3 台及以上取 0.50；5.44每千瓦每分钟应供给的最低风量，m3/min。各地点防爆柴油机车运行台数最多时，需风量和实际配风量详见表 9-1-7。 表 9-1-7 各地点防爆柴油机车运行台数及需配风量表防爆柴油机车用风地点型号台数（辆）功率需风量（m3/s）支架拖运车217123回采工作面（搬家期间）支架铲运车119518材料车1475装载车1404综掘工作面人员运输车1747上述计算结果说明，设计风量能满足煤矿安全规程对井下供风的要求，不需要单独为无轨胶轮车进行通风。综上所述，设计确定矿井总风量为 161m3/s。投产时，按井下各工作用风地点进83行分配，余者风量为漏风和其它风量，各使用地点用风量详见表 9-1-8。表 9-1-8 投产时风量分配表用风类别用 风 地 点配风量（m3/s）回采工作面30 34采煤备用工作面15 17掘进综掘工作面40 44 硐室采取变电所4 4胶带、辅运等大巷30 33其他其它地点6合 计 （矿井通风系数取 1.1）138各井筒风量详见表 9-1-9。表 9-1-9 各井筒风量分配表名 称倾角（）宽度/直径（m）断面（m2）风速（m/s） 通风量（m3/s）主斜井125.016.314.065副斜井55.217.894.073初期回风立井905.019.63 7.0138详见通风示意图如下图 9.1、图 9.2。9.2 计算负压及等级孔9.2.1 风压 1、如果矿井的服务年限不长（1020a） ，选择达到设计产量后通风容易和通风困难两个时期通风阻力最大的风路，沿着这一条风路计算各段井巷的通风阻力，然后累加起来，便得出这两个时期的通风总阻力 hv1min 和 hymax 时的要求，既能做到在通风困难时的要求，又能做到在通风容易使用合理，其它时期就无须计算，如矿井服务年限较长（3050a）则只计算头（525a）内的左右通风容易和通风困难两个时期的hrmin 和 hrmax。2、因有外部漏风（指在防爆门和主扇周围的漏风） ，通过主扇的风量 Qf 必大于通过总出风井的矿井总风量，对于抽出式主扇，用下式计算：Qf=（1.051.10）Q m3/s式中：1.05，1.10抽出式通风矿井的外部漏风系数，抽出式出风井无提升运输任务时，取 1.05，有提升任务时，取 1.10。843、为了经济合理（减少矿井外部漏风和主扇运转费用，不致因主扇的风压过大造成瓦斯和自然发火难于管理，以及避免主扇选型太大，使购置、运输、安装、维修等费用加大，须控制 hrmax 不能太大（一般不超过 3000Pa）特大型的矿井除外） 。4、要先分析整个通风网络中，自然分配风量和按配分配的区段的通风阻力。本矿井通风阻力包括井巷摩擦阻力、井巷局部阻力和自然风压 3 部分。摩檫阻力是风流与井巷周壁摩檫以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力而引起的风压损失即摩擦阻力损失，摩擦阻力一般占矿井通风阻力的 90%，它是矿井通风设计选择扇风机的主要参数。而局部阻力是风流经过井巷的一些局部地点，如井巷突然扩大或缩小，转弯交叉处以及堆积物或遇矿车等，由于风流速度或方向发生改变，导致风流本身剧烈冲击，形成极为紊乱的涡流，从而损失能量。井下产生局部阻力地点虽多，但其一般只占矿井通风总阻力的 10%。1井巷摩擦阻力井巷摩擦阻力按下式计算：23QSLPhm式中：hm井巷摩擦阻力，Pa；井巷摩擦阻力系数；P井巷净周长，m；L井巷长度，m；S井巷净断面积，m2；Q井巷中通过的风量，m3/s。2井巷局部阻力井巷局部通风阻力取摩擦阻力的 10%。3自然风压因进、出风井井口标高相差较小，井筒垂深小于 400m，故取 hz=0。4矿井通风总阻力矿井通风阻力为井巷摩擦阻力、局部阻力与自然风压之和。经计算，初期回风立井：容易时期负压为 1648Pa，困难时期负压为 3445Pa；计算85详见表 9-21。 86表 9-2-1 容易时期通风阻力计算表序号巷道名称支护方式巷道长度 L（m）净断面 S（m2）净周长 P（m）风阻系数 104（N.S2/m4风阻 R（N.S2/m8）风量 Q（m3/s）风阻 h摩（Pa）风速 V（m/s）1副斜井料石砌碹102117.8916.17750.0216731164.0823 号煤联络巷锚喷+索35517.8916.17660.0065 54193.023辅运大巷锚网喷+索45018.417.2 100 0.0284 48162.724运输顺槽锚网1710 13.5 151260.1313 341522.55回采工作面液压支架20015 16.113100.0295 34342.36回风顺槽锚网174012.614.41450.1816 342092.77总回风大巷锚网喷+索35020181200.010 1381906.98井底连接处锚网索3020181500.0020 138386.99回风立井混凝土砌碹17521.2216.321900.0056 1381086.510小计 88211自然风压012局部阻力8913合计971 87表 9-2-2 困难时期通风阻力计算表序号巷道名称支护方式巷道长度 L（m）净断面 S（m2）净周长 P（m）风阻系数 104（N.S2/m4风阻 R（N.S2/m8）风量 Q（m3/s）风阻 h摩（Pa）风速 V（m/s）1副斜井料石砌碹102117.8916.17750.0216731164.0823 号煤联络巷锚喷+索35517.8916.17660.0065 54193.023辅运大巷锚网喷+索182818.417.215000426501072.724运输顺槽锚网1710 13.5 151260.1313341522.55回采工作面液压支架20015 16.113100.029534342.36回风顺槽锚网174012.614.41450.1816 342092.77总回风大巷锚网喷+索141020181200.03131387686.98井底连接处锚网索3020181500.0020 138386.99回风立井混凝土砌碹17521.2216.321900.0056 1381086.510小计154411自然风压012局部阻力15513合计1699889.2.2 等积孔1通风等积孔hQA19. 1式中：A通风等积孔，m2；Q总风量，m3/s；h通风总阻力，Pa。2井巷摩擦风阻R2Qh式中：R井巷摩擦风阻，Ns2/m8；h井巷通风总阻力，Pa；Q总风量，m3/s。3矿井通风阻力等级评价经计算，矿井前、后期通风等积孔均大于 2m2、井巷摩擦风阻均小于0.354Ns2/m8，根据矿井通风阻力等级分类标准，中央回风立井服务范围内矿井为通风容易矿井。矿井按设计方式及参数运行，矿井为小阻力通风矿井。矿井通风难易程度详见表 9-2-3。表 9-2-3 矿井通风难易程度表容易时期困难时期井筒等积孔（m2）井巷摩擦风阻（Ns2/m8）通风难易程度等积孔（m2）井巷摩擦风阻（Ns2/m8）通风难易程度中央回风立井8.270.05通风容易3.980.09通风容易9.2.3 通风设施、防止漏风和降低风阻的措施1通风设施为了使矿井通风系统稳定可靠，保证风流按拟定路线流动，根据开拓布置和井下用风的要求，在必要地点设置风门、密闭墙、风桥等通风构筑物和设施，并要加强管理和维护，以确保矿井安全生产。（1）风门89用于行人、通车巷道中截断风流。在主要的进、回风巷之间的联络巷安设 2 道联锁的正向风门和 2 道反向风门或平衡风门。（2）调节风门用于调节通过巷道的风流大小，安设在独立通风硐室的回风通道、大巷、工作面顺槽等需要调节风流的巷道中。（3）密闭墙用以截断风流流动或防止瓦斯等有害气体自采空区向工作面扩散。（4）风桥主要用于巷道相交处，一巷道从另一巷上方通过形成风桥。（5）风帘采用不燃性材料制作，用于疏导风流，主要设在掘进工作面有关的巷道中。（6）测风站用以测量矿井进、回风量，以及采掘工作面进、回风量。2防止漏风和降低风阻的措施（1）对不允许风流通过，也不需要行人、行车的进、回风巷道之间的联络巷道，要设置密闭墙。（2）对采空区及废弃巷道要及时封闭，并应经常检查密闭效果。（3）在行人或行车而又不允许风流通过的巷道中，应设置风门，为避免风门开启时风流短路，每组风门应设置两道，并安设风门联动装置，禁止同时打开。主要进回风巷之间的风门需安装遥控和集中监控装置。（4）为防止矿井在反风时风流短路，在主要风路之间的风门应增设二道反风风门。（5）主要进、回风巷道表面应尽量平整光滑，并保持巷道整洁，不乱堆放杂物，以降低巷道风阻和减少局部阻力。（6）对于损坏或变形较大的巷道要及时修复，清除堵塞巷道，以保证通过的有效风量和减少通风阻力。（7）通风设施要完备，对于不合格的地方要及时修补更换，以防风流短路等不良后果发生。（8）设置专职人员对矿井通风系统和通风设施按时进行检查和维修。90（9）建立完整的通风系统管理9.3 选取扇风机本矿为低瓦斯矿井，矿井初期通风方式为并列式，主扇工作方式为抽出式。经计算，本矿原设计选用 FBCDZ-6-No19B 型轴流式风机，一台工作，一台备用，配用 YB 系列隔爆型电动机，功率为 1852kW、电压为 380V、转速为 980rpm，完全可以满足1.2Mt/a 时矿井通风的要求。9.3.1 设计依据风机服务年限按 20 年考虑，矿井生产前期 3 号煤所需总风量为 95m3/s，扇风机选型时按最大风量时期考虑。1、矿井通风量： QK138m3/s2、通风容易时期负压： hmin971Pa3、通风困难时期负压： hmax1699Pa9.3.2 风机选型计算1、扇风机风量计算 Q=KQK1.1138=152m3/s式中：K 为通风设备漏风系数，取 1.1。2、确定扇风机所需全压： Hmin=hminhhz =971150=1121Pa Hmax=hmaxhhz =1699150=1849Pa式中：h通风设备阻力损失（包括风硐损失） ，h=150Pa； hz自然风压 3、扇风机选择及工况点：最大、最小网路阻力系数：Rmin=0.051 Rmax=0.09722minQH21maxQH风机网路特性征曲线方程：Hmin=RminQ2=0.051Q2 Hmax=RmaxQ2=0.097Q2将网路特性曲线方程置于所选风机性能曲线上，其交点即所求工况点 (见图 9-3-911)。-10-3/3/ 图 9-3-1 扇风机 FBCDZ-10-28B 性能曲线图M1点：QMI158m 3/s 49/41 HM11294Pa M10.69M2点：QM2157m3/s 52/44 HM21942Pa M20.794、预选电机92根据实际工况点（H.Q 和 ）按下式计算匹配的电机功率 Nmmin=KQfminHmin(1000M1tr)=356kWNmmax=KQfmaxHmax(1000M2tr)=463kW式中：K电机容量备用系数，取 K=1.2；M通风机工作效率； tr传动效率；直接传动时， tr=1；容易时期叶片角度为 49/41 ，困难时期通风机叶片角度 52/44 。设计选择两台 FBCDZ-10-28B 型风机，一台工作，一台备用，选用风机配套电机YBF630M110，功率为 500kW，转速为 590r/min，电压为 6kV，能够满足矿井通风要求。3、通风机配电及监控本通风机采用厂家配套异步防爆电动机，电动机额定功率为 3152kW，电压为 10kV。井口附近建有风机房高压配电室，两回 10kv 电源引自矿井 35kv 变电站 10kv 侧不同母线段，风机直接反转反风。通风机在线监控系统的主要功能有：实时监测通风系统参数、通风机的性能参数、电机的电气参数、轴承温度、电机振动、数据管理、报表管理、性能测试、远程通讯等。9.3.3 反风措施该通风机设备采用断电停机后电机反转的方式进行反风，反风风量大于正常风量的 40%、反风功率小于额定功率，启动反风时间小于 10min，满足有关规程、规范的要求。9.4 安全生产技术措施 通过计算，本矿井年产量 240 万 t，瓦斯绝对涌出量为 7.9m3/min，二氧化碳绝对涌出量为 13m3/min根据试验结果，井田 3、15 号煤层均有煤尘爆炸危险性，开采中应采取相应防范措施，及时清除井下巷道中的粉尘，并经常进行洒水除尘，避免发生煤尘爆炸事故。根据山西煤矿矿用安全产品检验中心的煤尘爆炸性鉴定报告（晋煤检【2011】0501-MR-D0008）3 号煤层自燃倾向性等级为级，属于不易自燃煤层。因此，应采取以下预防措施。939.4.1 预防瓦斯的措施1、要严格矿井通风管理，确保安全生产。2、配备专职瓦斯检查员，安设瓦斯自动检测报警断电装置。3、严格瓦斯检查制度，及时处理局部瓦斯积聚。4、下井人员一律配带矿灯和自救器，禁止明火作业，采用隔爆型电气设备。5、如果使用炸药，必须使用矿用安全炸药，井下放炮要实行“一炮三检”制度。6、加强通风管理，完善通风设施。7、掘进工作面采用“三专两闭锁” 。8、掘进工作面采用“双风机双电源自动切换” 。9、加强日常的安全监测工作，制定行之有效的岗位责任制。10、配备一套 KJ83N 型煤矿安全监测系统，对井下各地点瓦斯涌出量进行监测和监控。11、严格控制矿井各地点瓦斯或二氧化碳浓度，使井下各地点瓦斯浓度符合规程有关规定。9.4.2 防尘措施1、综放工作面进行煤层预注水，使煤体保持湿润，以减少开采时的煤尘飞扬。设计为井下综放工作面配备有煤层注水钻机和煤层注水泵。为使注水能充分渗透煤层，且避免与回采工作面相互干扰，需超前工作面 55100m 进行。2、采煤机和掘进机采用内外喷雾系统措施，并在各掘进工作面配备湿式除尘风机，预防粉尘产生。3、采掘工作面、运煤转载处等易产生粉尘的地点设置喷雾降尘装置，经常洒水防尘。并同时设置粉尘传感器，以控制其扬尘，降低粉尘浓度。4、在采煤工作面回风顺槽、回风巷、总回风巷及带式输送机巷中设置风速传感器，监测各巷道风速，严格控制风速超限。5、经常检测风流中的粉尘含量，定期清扫和冲洗巷道周壁，防止粉尘过量积聚或飞扬。6、采区回风巷、掘进巷道、主要回风巷都必须安装风流净化水幕，水幕雾化要好，能封闭全断面。7、采取综合防尘措施，建立完善的防尘洒水系统。948、为了防止瓦斯、煤尘爆炸事故扩大，回风井井口设有防爆门，井下巷道按规定设有隔爆水棚。隔爆水棚的设置地点、数量、水量及安装质量都必须符合规定要求。 9.4.3 防火措施井下火灾危害要采取“预防为主，消防并举”的基本原则，具体措施如下：1按煤矿安全规程有关规定设置井下消防材料库，按规定配备消防车、消防器材。2井下主要机电设备硐室设置防火门或防火栅栏两用门。3禁止一切人员携带烟草和点火工具下井，井下及井口房内一般不准进行焊接作业，如必须进行，应按煤矿安全规程的有关规定进行。4正确选择和合理使用电气设备，加强维护，保证输电线路完好，设备正常运转，防止发生事故。5采用阻燃和防静电胶带、不延燃电缆、风筒和不燃液。在胶带输送机巷和主要机电硐室设烟雾监测、火灾报警和灭火装置。各胶带输送机巷和辅助运输大巷均铺设消防管路，每隔一定距离设有消防水龙头。6机车检修加油需在防火设施完善的固定地点如检修加油硐室进行，井下加油硐室存放各种油料量不得超过有关规定。井下擦拭机械的棉纱和布头等需放在盖严的桶内，定期送往地面处理。7放炮采用安全炸药，禁止明火放炮，禁止不封炮泥放炮。8井下巷道、硐室均采用不燃性材料支护。9各井口附近不得堆放易燃易爆物品，井口房和通风机房附近 20m 不得有烟火或用火炉取暖，严禁烟火，防止井口及附近地面火灾波及井下。10井下爆破材料库设置抗冲击波活门和密闭门。11井下设置完整的消防洒水系统，各主要巷道中铺设消防洒水管路，消防管路系统每隔 100m 设置支管和阀门，消防管路系统每隔 50m 设置支管和阀门。12易燃物和可燃物以及炸药、雷管的使用、保管和运送要遵守煤矿安全规程有关规定。13及时封闭采空区及盲巷、废弃巷道。959.4.4 防水措施(一) 防水措施1、定期清理水仓及水沟。2、井下中央变电所和水泵房应设防水门。3、该矿奥灰水位低于西部3号煤层底板标高，开采过程中，应密切注意矿井涌水量的变化，发现异常应及时找出原因并采取有效的防治水措施。4、应留设足够宽度的断层煤柱。5、采取预防为主、防排结合的原则，做到“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”，建立健全各项规章制度，经常对设备进行维修检查，确保排水设备的正常工作。6、工作面发现顶板来压，底板鼓起，煤壁挂汗，空气变冷发生雾气，顶板淋头水加大及产生裂隙、发生渗水，水色变浑，有异味等异常现象、有透水征兆时，必须立即停产，报告调度室，将所有人员撤至安全地点等候处理。7、在接近采空区或断层时，必须坚持做到“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采” 的原则，防止发生透水事故。8、应做好对采空区的探放水工作，以防采空区突水。9、对封孔不好的钻孔，揭露时应采取防透水措施。(二)防止奥灰水突水的主要措施该矿存在着突水危险性，采取以下防止突水的主要措施：在西部10号煤层开采前，应进一步探明地质构造和奥灰水的影响范围， 收集和补充有关水文地质资料，制定出具体的防止突水措施。留设足够宽度的防水煤柱矿井防水煤柱主要有：井田边界煤柱留设20m，采区边界煤柱留设10m，大巷煤柱留设30m。根据开采中揭露的断层落差大小，在断层两侧各留设30m的防水煤柱。 密切注意奥灰水的动态，认真做好探放水工作开采过程中，一定要密切注意矿井涌水量的变化和奥灰水的动态，在接近含水层、断层、水文地质复杂地段以及采空区时，必须认真做好探放水工作，做到“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”。在掘进工作面或其它地点发现有透水预兆(挂红、挂汗、出现雾气、水叫、顶板淋96水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、水色发浑、有臭味等异常现象时)，必须立即发出警报，撤出所有受水患威胁的人员。建立强有力的排水设施选用MD155307型水泵3台，1台工作，1台备用，一台检修。选用YB355S1-2级电动机3台（185kW、660V）。主排水系统采用双管路沿副井敷设至地面污水处理池，1趟管路能在20h内排出矿井24h的的正常涌水，全部管路能在20h内排出矿井24h的最大涌水。排水管选用1949无缝钢管，吸水管选用2199的无缝钢管。设计在集中下山和各回采、掘进工作面配备了排水设备，在井底车场设置了水泵房和主、副水仓，在水泵房和变电所通道内安设了防水闸门。投产后应根据矿井实际涌水量，验算排水设备和设施是否满足排水要求，若不满足排水要求应及时更换或更改，一定要保证矿井装备有能力足够的排水设施。做好隔水层加固和堵水工作当水文地质条件清楚、具备可靠的隔水边界资料后，可在矿区或采区外围堵截水源，减少水的补给量，利用钻孔将粘土、水泥等材料注入含水层中，形成地下挡水帷幕，切断地下水补给通道。建立警报系统开采受水患威胁的煤层时，采掘工作面要设专职水情监视员，水情监视员应具有很强的责任心和一定的防水经验。采掘工作面还应建立水情记录，设置专用的电话和警报器，一旦发现恶性突水征兆，能及时发出信号，组织撤离。报警制度和细则应使全体人员熟知。标明水灾应急撤退路线开采受水患威胁煤层，特别是在险区作业，应确定并及时修订井下人员遭遇水险的撤退路线，撤退路线应标在避灾路线图上，沿线特别是分岔点应设有明显标记，使井下作业人员对此熟知。9.4.5 顶板管理（1）采煤工作面顶板管理本矿井布置 1 个长壁式综合机械化工作面，工作面支护采用高阻力液压支架，顶板管理方式采用全部垮落法。为加强对工作面顶板管理的综合治理，生产中还应做好下述工作：97必须根据矿井各生产环节，煤层地质条件，以及矿山压力等因素，编制好盘区设计和工作面设计。运送、安装和拆除支架时，必须制定安全措施，明确规定运送方式、安装质量、拆装工艺和控制顶板的措施。工作面煤壁、刮板输送机和液压支架都必须保持直线，支架间的煤矸必须清理干净，保持支架良好的支护状态。保持工作面上下安全出口的畅通，工作面前方 20m 范围内的上下顺槽，采用液压支柱和金属顶梁超前加强支护。定期对工作面的顶板动态、支护质量和支护效果进行监测，其监测的内容应包括支架阻力和初撑力、支架工作状态、顶板维护情况、工作面伪斜情况、顶板岩性变化情况、工作面端头支护及上下顺槽超前加强支护的情况等。综采工作面采取防片帮安全技术措施有：设备选型方面：液压支架可选用多级护帮结构，增大护帮面积；提高液压支架的初撑力。管理方面：采取追机移架，移架要做到少降、快拉、快升，保证支架有效及时支护顶板，移过架后要及时打出护帮板；控制机组速度，拉架后及时将支架升紧达到初撑力并打出护帮板；采煤机司机与支架工配合作业，控制好煤壁片帮；工作面要使用端头支架支护，按规程要求加强三角区的维护；加快推进速度；尽可能采用俯斜开采。（2）支护方式结合井下工作面布置，考虑矿井后期发展，根据通风要求计算后，按设备运输要求及掘进机械掘进技术参数校核修正，确定巷道断面参数。主要大巷设计为矩形断面，采用锚网喷支护，锚杆型式为高强树脂锚杆，锚索补强；盘区巷道和工作面顺槽采用矩形断面，支护形式为锚网喷或锚网索支护，锚杆型式为高强树脂锚杆。工作面安装切眼巷道，设计顺槽采用矩形断面，锚杆、锚索加网联合支护，锚杆型式为高强树脂锚杆，工作面安装前设金属顶梁和液压单体支柱补强，安装后由支架支承。98工作面超前支护 20m，采用液压单体柱加柱帽（30020060mm）进行超前支护。（3）矿山压力观测设备为进一步观测矿山压力的显现规律，配备如下设备：液压支架压力自记仪、顶板动态仪、测枪、钻孔油枕应力计、超声波围岩裂隙探测仪等矿山及地质测量设备。（4）回采工作面初、末采期间的顶板管理措施回采工作面初采顶板管理在整个安装和初采初放过程中要密切关注切眼以及所有巷道的顶板情况，每班必须对巷道进行两次检查，发现异常立即把所有作业人员撤到安全地点。在安装支架时必须按照要求把切眼的锚索托盘退掉，必须是退一架安装一个支架，否则下一个支架严禁进入。对于顶板破碎地点，根据现场情况可退一部分，但严禁人员在空顶下作业。退锚索托盘时严禁超前退取，必须把该支架放到位置后再退该支架处的锚索托盘。退完锚索托盘要及时把支架升紧，并且要达到初撑力。对上隅角顶板要打木垛进行支护，必须在上隅角顶板支护好后进行割煤拉架。所有的超前支护和切顶柱必须按要求进行支护，否则严禁生产。工作面推出切眼后，顶板仍不跨落要向领导汇报。整个初采过程中由专人进行顶板压力监测，在工作面顶板出现压力出现异常情况时要立即汇报。工作面初采开始后，人员严禁进入尾巷。回采工作面末采顶板管理按照煤矿安全规程的要求，制定安全措施。加强对设备的维修保养，发现问题及时处理，特别是对液压支架要加强检修，以确保工作面支护质量。工作面到停采线一段距离之前，加强工作面超前支护架棚的支护，并应完成顺槽巷道和撤架通道内的顶板支护补强工作。当工作面贯通后，通道压力大时，必须停止作业，人员全部撤至两顺槽的安全地点，待顶板稳定后再进入工作地点作业。99（5）其它措施设计采煤工作面有 2 个畅通安全出口，工作面安全出口与巷道衔接处 20m 范围内，须加强支护，安全出口设专人维护；采煤工作面必须按照作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业。支架必须架设牢固，初撑力符合煤矿安全规程规定，支架的选型满足支护强度及开采高度要求；工作面顶底板条件较差、过煤柱或冒顶区以及伪顶开采时，必须根据具体情况，制定安全措施，报矿主管领导批准；严格执行敲帮问顶制度，片帮、冒顶要及时处理；采煤工作面初采及收尾时，须制定相关的安全措施；在工作面采空区，顶板悬空不落距离超过作业规程规定时，要采取强制放顶措施；加强对工作面顶板显现规律的观测，设计配备了矿压观测仪器仪表，为加强顶板管理，预防顶板事故发生提供依据；掘进工作面施工必须严格按作业规程的规定进行；为保证锚（索）喷巷道的施工质量，设计配备了超声波围岩裂隙探测仪，以保证锚（索）喷支护效果。并对矿井设计配备了围岩变形速度测量仪，及时观测巷道变形情况，并有报警功能，便于矿井对损坏巷道和存在安全隐患的巷道进行维护； 矿井必须制定井巷维修制度，加强对井巷的维护，保证行人安全和通风、运输畅通；工作面选用高阻力液压支架。9.4.6 其它1、井下设置安全器材硐室，并配备安全监测仪器。2、必须留够断层煤柱。3、巷道过断层时，要制定相应的防水和顶板管理技术措施。4、加强工人上岗前的安全技术培训，制订行之有效的安全措施。5、严格执行国家对煤矿生产的有关技术政策。9.4.7 避灾路线矿井投产前，应制定各种灾害的避灾路线。100当井下发生瓦斯爆炸、煤尘爆炸、火灾和水灾等重大事故时，为了保证井下所有工作人员的安全撤离，井下所有巷道及交岔口处必须有醒目的避灾线路标牌，以便井下人员在救灾指挥部的统一指挥下，准确无误地安全撤离，减少不必要的人员伤亡。（1）当井下发生瓦斯、煤尘爆炸时，必须首先佩戴好自救器，位于灾害进风侧的人员，顺迎风方向组织撤离。位于灾害回风侧的人员，选择最近联络巷，进入进风侧，迎风撤离至地面。其避灾路线如下： 运输顺槽进风行人斜巷运输大巷主斜井（副斜井）地面回采工作面 回风顺槽回风大巷回风立井地面（反风时） 掘进运输顺槽进风行人斜巷运输大巷主斜井（副斜井）地面掘进工作面 掘进回风顺槽回风大巷回风立井地面（反风时） （2）当井下发生水灾时，要先选择标高相对高的巷道，尽快撤至地面。如水已将道路封闭，应撤至上山头保存体力，等待救援，并设法与地面取得联系。（3）当井下发生火灾时，任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况、立即采取一切可能的方法直接灭火、控制火势，并迅速报告矿调度室，接到报告后立即按灾害预防和处理计划，组织人员抢救灾区人员和实施灭火工作。值班调度和现场区、队、班组长依照预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁的人员及时撒离到安全地区。9.4.8 安全出口本矿有主斜井、副斜井和回风立井三个安全出口，在主、副斜井井筒一侧设有台阶,回风立井井筒中装备钢结构行人梯子间。9.4.9 自救器及安全仪器、仪表的配备为了保证矿工的生命安全，预防突发性灾害事故的发生，所有井下人员均应配备化学氧自救器，以实现自我救护，减轻事故的危害性。9.5 井下安全避险“六大系统”根据国务院关于进一步加强企业安全生产工作的通知 （国发201023 号）和安监总煤装201133 号文关于印发煤矿井下安全避险六大系统建设完善基本规范（试行）的通知精神。矿井设计了完善的井下监测监控、人员定位、紧急避险、101压风自救、供水施救和通信联络等安全避险系统（井下安全避险“六大系统” ） ，分别叙述如下。9.5.1 监测监控本矿井为高瓦斯矿井，煤层不易自燃，煤尘有爆炸危险性。根据煤矿安全规程 、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范 （AQ1029-2007）的要求，矿井装备一套 KJ90NB 型安全生产监测、监控系统。该系统采用基于工业以太环网为传输平台的产品，由地面监控主机、交换机、不间断电源、井下监控分站、各种监控传感器、断电控制器、传输光缆、传输电缆、接线盒、避雷器、接地装置及其它必要设备组成。安全监测、监控系统传输光缆选用 2 条 8 芯矿用阻燃光缆，分别沿副立井井筒两侧（或不同间隔）敷设至井底，形成监测系统井下工业以太环网。安全生产监测、监控系统主机设在地面调度监控中心，采用工业控制计算机双机热备。在井下采煤工作面、掘进工作面，主要进、回风巷，运输巷道、机电硐室等处设置各种传感器，监测瓦斯、一氧化碳浓度、温度、风速、负压等各类环境参数，由各传感器采集的监测信息，通过分站传送到地面调度监控中心。当出现超限情况时，地面调度监控中心及现场均有声、光报警，通过远程断电器实现瓦斯风电闭锁、瓦斯断电、故障闭锁及其它必要的控制，并及时撤离作业人员，实现井下安全生产。根据安监总煤装201115 号文关于印发煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定的通知要求，在井下避难硐室（舱）应配备独立的内外环境参数检测或监测仪器，在突发紧急情况下人员避险时，能够对避险设施过渡室（舱）内的氧气、一氧化碳，生存室（舱）内的氧气、甲烷、二氧化碳、一氧化碳、温度、湿度和避险设施外的氧气、甲烷、二氧化碳、一氧化碳进行检测或监测。王庄矿井初期井下共配备 1 个避难硐室（副立井井底避难硐室） ，3 个移动救生舱。按上述要求规定，设计在井下避难硐室内配备成套的独立检测仪器仪表 1 套，检测内容按暂行规定执行。另外在避难硐室内除配置独立检测装置外，再设置 1 台与矿井安全监测监控系统联网的矿井监测系统分站，并配置氧气、甲烷、二氧化碳、一氧化碳、温度等与分站配套的传感器，实现对避难硐室内外的环境参数进行实时监控。由调度监控中心分别敷设 1 条 12 芯矿用光缆至避难硐室。在进入避难硐室前应穿钢管防护，确保在灾变发生时不被破坏，保护距离不低于 20 米。102敷设至避难硐室的 12 芯光缆，除用于监测系统外，还用于避难硐室与调度监控中心之间的直通调度电话、视频监控、人员定位及无线通信等系统。12 个移动救生舱安全监测监控部分设备及仪表的配置要求供货商严格按暂行规定有关要求执行，在救生舱内随舱配置独立的检测仪器仪表。另外除救生舱内随舱配置的独立的检测仪器仪表外，各救生舱外分别再设置 1 台与矿井安全监测监控系统联网的矿井监测系统分站，并配置氧气、甲烷、二氧化碳、一氧化碳、温度等与分站配套的传感器，实现对各救生舱内外的环境参数实时监控。接至救生舱的监测监控电缆，在进入救生舱前穿钢管防护，确保在灾变发生时不被破坏，保护距离不低于 20m。9.5.2 人员定位设计按照煤矿井下作业人员管理系统使用规范 （AQ1048-2007）的要求，建设完善的井下人员定位系统。在本矿配置一套 KJ251A 型煤矿专用井下人员定位系统。该系统由地面计算机、交换机、不间断电源、井下定位分站（读卡器） 、人员识别卡、耦合器、光缆、电缆、接线盒、避雷器、接地装置及其它必要设备组成。定位信号利用矿井综合自动化系统井下工业以太网光缆进行传输。所有入井人员携带识别卡（或具备定位功能的无线通讯设备） ，在井口及井下有人员活动的巷道出、入口、重点区域、巷道分支处及限制出入区域设置分站和读卡器，及时、准确地将井下各个区域人员的动态情况反应到地面人员管理系统上位机，使管理人员能够随时掌握井下人员的分布状况和每个矿工入井、升井时间及运动轨迹，确保能够实时掌握井下各个作业区域人员的动态分布及变化情况，以便在灾变情况下通知相关部位作业人员及时撤离，同时对施救行动进行有效指导。在井下避难硐室内设置一台井下定位分站，在避难硐室入口和出口分别设置 1 台人员定位读卡器，对出、入避难硐室的人员进行实时监测。避难硐室内定位分站信号利用调度监控中心与避难硐室之间已有 12 芯光缆进行传输。在井下可移动救生舱出入口处设置 1 台人员定位读卡器，对出入救生舱的人员进行实时监测。接至救生舱出入口处的读卡器电缆，应穿钢管防护，确保在灾变发生时不被破坏，保护距离不低于 20m。1039.5.3 紧急避险1井下避难硐室（救生舱）数量及位置根据煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定 “紧急避险设施主要包括永久避难硐室、临时避难硐室、可移动式救生舱” 。本矿井选择永久避难硐室+可移动式救生舱方式。设计在副井井底车场设置一座永久避难硐室，按照硐室内避险要求，需配备氧气、压风、通讯、监测监控、空调制冷、净化、供电、供水等设备及食品，满足避险人员救生需要。矿井每个掘进工作面配置 1 个可移动式救生舱。每个采煤工作面配备 2 个可移动式救生舱。2井下避难硐室（救生舱）设计（1）副井井底车场永久避难硐室额定人数按其最大服务半径内人员，考虑 1.2 的富裕系数，为 100 人。（3）综掘工作面可移动式救生舱额定人数按服务范围内最大班人数，考虑 1.1 的富裕系数，为 16 人，选用 M16/16 型可移动式救生舱。（4）永久避难硐室采用向外开启的两道门结构。外侧第一道门采用既能抵挡一定强度的冲击波，又能阻挡有毒有害气体的防护密闭门；第二道门采用能阻挡有毒有害气体的密闭门。两道门之间为过渡室，密闭门之内为避险生存室。生存室、过渡室均采用半圆拱形断面，混凝土砌碹支护，支护厚度为 350mm，宽度均为 4.0m，高度均为3.8m，生存室长度为 40m，净面积 160m2，过渡室长度为 2.0m，净面积为 8.0m2。（5）永久避难硐室顶板和墙壁的颜色宜为浅色。硐室地面高于巷道底板 0.3m。（6）永久避难硐室防护密闭门抗冲击压力不低于 0.3Mpa，应有足够的气密性，密封可靠、开闭灵活。门墙周边掏槽，深度不小于 0.2m，墙体用强度不低于 C30 的混凝土浇筑，并与岩（煤）体接实，保证足够的气密性。（7）配备自备氧供氧系统和有害气体去除设施。供氧量不低于 0.5l/min人，处理二氧化碳的能力不低于 0.5l/min人，处理一氧化碳的能力应能保证在 20 min 内将一氧化碳浓度由 0.04%降到 0.0024%以下。在整个额定防护时间内，紧急避险设施内部环境中氧气含量应在 18.5%23.0%之间，二氧化碳浓度不大于 1.0%，甲烷浓度不大于1.0%，一氧化碳浓度不大于 0.0024%，温度不高于 35 摄氏度，湿度不大于 85%，并保证紧急避险设施内始终处于不低于 100pa 的正压状态。104（8）避难硐室（救生舱）内按额定避险人数配备食品、饮用水、自救器、人体排泄物收集处理装置及急救箱、照明设施、工具箱、灭火器等辅助设施，其中配备的食品发热量不少于 5000kJ/d人，饮用水不少于 1.5l/d人。按避难硐室（救生舱）额定人数配备自救器，型号为 ZY-45 隔绝式自救器，有效防护时间应不低于 45min。（9）避难硐室（救生舱）内设有与调度室直通的电话，并配备一定数量的消防救护器材。引入压风管路，并布置阀门控制的压风呼吸嘴。引入消防管路，并留有接头。3维护与管理紧急避险设施的设置与矿井避灾路线相结合，紧急避险设施应有清晰、醒目、牢靠的标识。矿井避灾路线图中应明确标注紧急避险设施的位置、规格和种类，井巷中应有紧急避险设施方位的明显标识，以方便灾变时遇险人员迅速到达紧急避险设施。确定专门部门和人员对紧急避险设施进行维护和管理，定期更换部件或设备，保证其始终处于正常待用状态。对所有入井人员进行井下避险系统知识培训，确保所有入井人员熟悉井下紧急避险系统，掌握紧急避险设施的使用方法，具备安全避险基本知识。9.5.4 压风自救设计按照煤矿安全规程要求建立压风系统，按照所有采掘作业地点在灾变期间能够提供压风供气的要求，设置压风自救系统。压风自救系统包括：空气压缩机、送气管路、阀门、油水分离器、压风自救装置（包括减压、节流、消音器、过滤、开关等部件及防护袋或面罩） 。在矿井工业场地地面设置集中空气压缩机，按照矿井所需风量及压力选型，选用M250-2S 型空压机 6 台，其中 5 台工作，1 台备用。空压机配套 250kW，10kV 电动机。按平均每人的压缩空气供给量不少于 0.1m3/min 进行核算，总供风量及供风压力均满足压风自救系统使用要求。空气压缩机保证能在 10min 内启动。根据本矿井下的用气量及最远用气地点的距离，地面及井筒压风管路选用D2738 无缝钢管，沿副立井井筒敷设，由井底车场至各盘区压风干管路选用 D1596无缝钢管，由大巷干管送往井下用气点及避难硐室选用 D1084 无缝钢管。压风管路至最远点压力损失不大于 0.1MPa。管道在地面采用焊接连接且埋地敷设，在井筒中采105用加设套管焊接连接，在井下除闸阀和三通用法兰连接外，其他全部采用柔性管接头连接。压风管路直径按照井下用风设备风量及压降选择，并按压风自救系统风量校核，满足压风自救系统建设标准要求。压风自救装置须具有矿用产品安全标志，具有减压、节流、消噪音、过滤和开关等功能，操作要简单、快捷、可靠，排气量每人应在 100-150L/min 范围内，工作时的噪音应小于 85dB。压风自救系统安装在掘进工作面巷道和回采工作面巷道内压缩空气管道上，安装地点在宽敞、支护良好、没有杂物堆的人行道侧，人行道宽度保持在 0.8m 以上，管路安装高度应距底板 0.5m，便于现场人员自救应用。管路敷设要牢固平直，压风管路每隔 3m 吊挂固定一次，岩巷段采用金属托管配合卡子固定，煤巷段采用钢丝绳吊挂。压风自救系统的支管不少于一处固定，压风自救系统阀门扳手要在同一方向且平行于巷道。要加强压风自救系统的管理与维护，保证其完好。对入井人员进行压风自救系统使用的培训，确保每位入井员工都能正确使用压风系统。9.5.5 供水施救根据国家安全监管总局国家煤矿安监局关于“建设完善煤矿井下安全避险六大系统的通知”要求，古城矿井设计有完善的井下应急供水施救系统。1供水管道井下每条主要巷道及顺槽内均设有井下消防洒水管道，管道敷设覆盖了全部井下避灾线路，管道最小管径 DN100，供水水源为经过处理的矿井水。井下另设计 1 条专用供水管，供水水源为深井水源井地下水，由日用消防水池供水，水质符合生活饮用水卫生标准。该管道分别接至 2 个回采工作面、副井立井底车场及桃园进风立井井底车场的 2 个永久避难硐室、北一采区的采区避难硐室，管径DN50。副井立井底车场及桃园进风立井井底车场的 2 个永久避难硐室分别设有直通地面的钻孔，钻孔内敷设有 DN50 供水管，灾变时通过供水管向避难硐室供给饮用水或其它流食。井下人员集中的回采工作面设有应急供水阀门，由专用供水管供水。井下回采工作面及掘进工作面共设有 13 个移动式救生舱，分别从与每个救生舱邻近的井下消防洒水管上接 DN25 供水支管及专用供水阀门，并通过高压软管接入救生舱。106井下消防洒水管不超过 100m 就有一个供水支管及相应的阀门，可用于应急取水。压风自救装置处和压气阀门附近设计安装 DN25 供水阀门。2避难硐室供水及排水设施井下设有 2 个永久避难硐室与 1 个采区避难硐室，井下专用供水管分别接入每个避难硐室，管径 DN50，设计供水能力按额定避险人数每人每天不小于 2.0L 计算。2 个永久避难硐室设有直通地面的钻孔，钻孔内敷设有 DN50 供水管，供水管底部设有减压阀组，灾变时通过供水管向避难硐室供给饮用水或其它流食。避难硐室过渡室防护密闭门墙下设一趟单向排水管，管径 DN100，并在排水管上设有手动闸阀。避难硐室生存室内设单向排水管，管径 DN100，排水管上设有止回阀及手动闸阀。避难硐室内储存瓶装饮用水，存水量按硐室额定避险人数每人每天 1.5L，总量满足 96h 的自备生存需要。3移动式救生舱给水设施井下设有 3 处移动式救生舱。每个可移动式救生舱附近均设有井下消防洒水管，采用 DN25 管道及阀门接至救生舱附近再通过高压软管接入救生舱内，设计供水能力按额定避险人数每人每天不小于 2.0L 计算。舱内设有净水器，利用井下消防洒水管网内水压采用超滤系统净化水质，保证供水水质安全，净水器自带减压稳压系统，适应井下供水管网压力变化，不需要电气动力，该净水器平时为保压备用状态，仅用于灾变时的紧急供水。4供水量井下主要巷道及顺槽内敷设的供水管管径按满足井下最大小时生产用水量并叠加最大消防流量设计，供水管最小管径 DN100，各主要管道满足灾变时额定数量人员避险时的水量要求。专用供水管用于工作面乳化液配置及灾变时向避难硐室应急供水，管径 DN50，地面钻孔供水管管径 DN50，DN50 管道设计供水能力 5m3/h，满足避难硐室应急供水量要求。接入救生舱的管径 DN25，供水能力 1m3/h，满足救生舱供水要求。5水压接入避难硐室及移动救生舱的供水管设截止阀及减压阀，使出流压力不大于0.3MPa，满足用水点水压要求。1076管材及阀门井下消防洒水管、井下专用供水管、钻孔内敷设的应急供水管均采用内外涂环氧树脂矿用复合钢管，基管为无缝钢管。接入避难硐室及移动救生舱的供水管均设有耐压等级为 4.0MPa 的不锈钢截止阀。避难硐室内单向排水管采用内外涂环氧树脂矿用供水管，基管为无缝钢管，排水管上安装的止回阀和闸阀材质均为球墨铸铁，耐压等级 1.0MPa。7供水管道保护措施接入避难硐室的供水管道在巷道底板下管沟敷设，供水管管径 DN50（D60.3X4.0） ，接入避难硐室及救生舱的供水管道管沟敷设距离不小于 20m。以防止灾变时供水管道被破坏。接入救生舱的供水管道巷道内架空敷设，供水管管径 DN25（D32X2.8） ，无缝钢管，设加密的管道支架，以加固管道，防止灾变时被破坏。9.5.6 通信联络设计按照煤矿安全规程的要求，并按照在灾变期间能够及时通知人员撤离和实现与避险人员通话的要求，建设完善的通信联络系统。井下通信联络系统包括井下有线通信联络系统、井下无线通信联络系统及井下广播系统。1井下有线通信联络系统井下有线通信联络系统由地面调度交换机、不间断电源、本质安全型电话机、耦合器、通信电缆、避雷器及其它必要设备组成。地面调度交换机容量为 300 门。下井通信电缆采用 4 条 MHYA32-802 矿用通信电缆，沿副立井井筒两侧敷设，主用两条，备用两条，地面电缆在井口房交接箱内经熔断器和防雷电装置与下井通信电缆连接。在副斜井井提升机房、主斜井井口房、井底车场、运输调度室、井下变电所、水泵房、胶带输送机机头等主要机电设备硐室、采掘工作面以及采区、水平最高点等位置均安装有矿用本安型直通调度电话机，所有井下固定电话机均具有与矿井调度室直通功能，以便随时与调度人员进行通信联络。矿井地面 110kV 变电站、主立井井提升机房、副立井提升机房、矿山救护队、地面通风机房及空压机房等重要场所均设有与矿井调度监控中心通话的直通电话。在井下避难硐室（救生舱）内过渡室及生存室分别设置 1 部直通矿井地面调度室的电话。接至避难硐室（救生舱）的通信电缆，在进入避难硐室（救生舱）前应穿钢管防108护，确保在灾变发生时不被破坏，保护距离不低于 20m。井下避难硐室除利用井下通信网接入 2 部直通调度电话外，同时通过调度监控中心与避难硐室之间所敷设的避险系统专用 12 芯矿用光缆，与调度监控中心之间设置直通电话。2井下无线通信联络系统为保障井下灾变情况下通信联络畅通，在有线调度通信的基础上，在井下设置一套 KT106 型煤矿专用无线通信系统，作为矿井有线调度交换机用户的补充。井下无线通信联络系统由地面计算机、交换机、不间断电源、井下基站、本质安全型手持移动电话、耦合器、光缆、电缆、接线盒、避雷器、接地装置及其它必要设备组成。无线通信信号利用矿井综合自动化系统井下工业以太网光缆进行传输。在井下采掘工作面、主变电所、主水泵房、带式输送机机头、行人巷道等处设置井下基站，井下无线通信网络能够覆盖矿井井下除回风巷外所有具有人员活动的巷道及硐室，充分保障井下无线通信联络的畅通，满足井下检修人员和井下重要生产岗位人员移动通信的需求，并提供紧急情况下报警及抢险救灾的应急通信手段，在发生险情时能及时通知井下人员撤离。井下无线通信系统通过网关与矿井调度通信、行政通信系统联网。实现与调度电话通信、行政通信系统互联互通。3井下扩音广播系统根据国家煤矿安监总局有关煤矿井下避险系统建设的要求，为保障井下灾变情况下通信联络畅通，在本矿井下设置一套 KTK125 型煤矿扩音广播系统，主要由地面控制主机、麦克、音响、地面交换机、井下扩播中继器、井下本安型扩音广播、井下矿用隔爆电源箱等系统组成。本扩音广播系统在日常的生产指挥作业中，可以实现音乐广播、下达通知、指令，以及在嘈杂的环境中找人。在突发险情发生的第一时间，井上调度人员能够利用该指挥系统及时地与井下双向对讲，了解井下状况，并通过广播有序地指挥井下人员进行疏散，最大限度地减少人员伤亡和财产损失。在井下避难硐室生存室内设置 1 部扩音对讲广播。接至避难硐室的扩音广播电缆，在进入避难硐室前穿钢管防护，确保在灾变发生时不被破坏，保护距离不低于 20m。1094避难硐室视频监控系统在井下避难硐室的过渡室内分别设置 1 台防爆网络摄像仪，在避难硐室的生存室分别设置 2 台防爆网络摄像仪，图像信号通过避难硐室已敷设的 12 芯光缆传至矿井调度监控中心。 10 经济部分10.1 劳动定员及劳动生产率劳动定员是根据初步设计规定的矿井规范和劳动效率来计算确定正常生产经营活动需各类人员数量标准的工作。10.1 定员范围矿井设计定员的范围是达到设计生产能力对所需要的全部生产工人，管理人员，服务人员和其他人员其中生产工人与管理人员之和称为原煤生产人员。10.2 定员依据1、 煤炭工业设计规范规定的各种矿井设计必须达到的矿井原煤全员效率指标。2、矿井各类人员的比例，按设计规范规定的管理人员占原煤生产在册人数的 7%-9%；矿井井下工人占原煤生产工人的百分比一般为 7580%。3、各类人员在册人数=出勤人数在册系数110各类人员在籍系数为：井下工人为 1.4-1.5，地面工人为 1.3-1.4，管理人员、服务人员及其它人员 1.0。10.3 定员方法用原煤全员效率反算定员总数的方法来确定各类人员。1、计算原煤生产人员的出勤人数每日原煤生产人员出勤人数=矿井设计日产量（吨）/原煤全员效率（吨/人）根据设计规范本矿全员效率取 30t/人。则，本矿每日原煤生产人员出勤人数 = 6697/30= 223（人）其中，管理人员出勤人数 = 原煤日产人员出勤人数9%=2239% =20（人）生产工人出勤人数 = 原煤生产人员出勤人数91% = 22391% =203（人）其中，井下工人出勤人数 = 生产工人出勤人数75%= 20375% = 152（人）井上工人出勤人数 = 生产工人出勤人数25%= 20325% =51（人）2、计算原煤工人在册人数原煤生产工人在册人数 = 生产工人出勤人数（75%1.4+25%1.4）= 203（0.751.4+0.251.3）=279（人）管理人员在册人数 = 管理人员出勤人数1.0=201.0 =20（人）原煤生产人员在册人数 = 原煤生产工人在册人数+管理人员在册人数 = 279+20=299（人）3、设计服务人员及其它人员在岗人数服务人员在册人数 = 原煤生产人员在册人员人数12%1.0= 27912%1.0 =34（人）其它人员在岗人数 = 原煤生产人员在岗人数2%1.0=2792%1.0 =6（人）4、全矿定员总数全矿定员总数 = 原煤生产人员+服务人员在岗人数+其它在岗人数= 299+34+6=339（人）111 表 10-1-1 劳动配备表序号工 种出勤人数在岗系数在岗人数1生产工人其中：井下工人地面工人203152511.371.41.3279213662行政管理及技术人员原煤生产人员合计202231.01.34202993服务人员341.0344其它人员61.065全矿定员总人数2631.339 四、计算劳动生产率 煤矿企业全员功效 = 原煤产量/煤矿职工总人数 =6697/339=19.8t/人 10.2 矿井主要技术经济指标顺序名 称单位指标备注（1）年产量Kt/a2400（2）日产量t/d6697 2矿井服务年限a53.3 3矿井设计工作制度 四六制（1）年工作天数d330（2）日工作班数班/d4 4煤质3 号原煤（1）牌号3 号煤（2）灰分 Ad%21.12（3）挥发分 Vdas%14.27（4）硫分 St,d%0.2085储量（1）地质储量Kt277400（2）可采储量Kt1800206煤层情况（1）可采煤层数层2（2）可采煤层总厚度m12（3）煤层倾角()3-5（4）煤层视密度t/m31.457井田范围（1）走向长度m5925（2）倾斜宽度m318（3）井田面积Km216.78开拓方式斜井开拓1129井筒类型及长度（1）主斜井m654（2）副斜井m1021（3）风井m17510盘区个数个611回采工作面个数及长度其中：机采工作面数长度个,m1/200 备用工作面数长度个,m1/20012回采工作面年进度m106913采煤方法综放14顶板管理方法全部垮落法15采煤机械化装备（1）采煤机械 MG375-W（2）工作面支架形式ZFS6000/22/35（3）顺槽运煤机械DSJ100/120/325016掘进工作面个数个217井下大巷运输（1）煤炭运输皮带DX4GX1250（2）辅助运输无轨胶轮车18提升（1）主井提升设备皮带ST2000（2）副井提升设备无轨胶轮车19通风（1）瓦斯等级低瓦斯（2）通风方式分区式（3）通风机型号及数量型号/台FBCDZ-8-23B20排水（1）涌水量：正常m3/d3360 最大m3/d546021职工在籍总人数人33922劳动生产率（1）回采工效率t/工61.44（2）全员效率t/工19.7113参考文献（1）徐永圻等， 煤矿开采学 ，中国矿业大学出版社，2009；（2）汪理全等， 煤矿矿井设计 ，中国矿业大学出版社，2008；（3）杜计平等， 煤矿特殊开采方法 ，中国矿业大学出版社，2011；（4）徐永圻等， 中国采煤方法图集 ，中国矿业大学出版社，1990；（5）刘吉昌等， 倾斜长壁开采 ，煤炭工业出版社，1993；（6）张荣立等， 采矿工程设计手册 ，煤炭工业出版社，2005；114（7）张国枢等， 通风安全学 ，中国矿业大学出版社，2011；（8）王家廉等， 煤矿地下开采方法 ，煤炭工业出版社，1985；（9）洪晓华， 矿井运输提升 ，中国矿业大学出版社，2005；（10） 煤矿安全规程 ，煤炭工业出版社，2011；（11） 煤炭工业矿井设计规范 ，中国计划出版社 2006；（12）邹喜正等， 安全高校矿井开采技术 ，中国矿业大学出版社，2007；（13）李伟等， 采矿 CAD 绘图实用教程 ，中国矿业大学出版社，2011；（14）东兆星等， 井巷工程 ，中国矿业大学出版社，2009； 致 谢在毕业设计期间，连清旺老师给予了我具体、全面、精心的指导，从而使我的毕业设计得到了圆满的完成。连清旺老师渊博的知识、敏锐的思维、民主的作风、严谨而认真的科学态度和强烈的责任心，使我受益非浅，并终身难忘。同时，在毕业设计中还得到了教研室里全体老师的精心教导，采矿教研室老师在设计上的一丝不苟，严格要求，不仅让我的毕业设计保质保量，避免了一些粗心的错误，而且也教会了我做人的道理：无论做任何事情，严谨的态度是成功的一半。使我的毕业设计能保质、保量且按时完成。115在此，感谢连清旺老师在毕业设计中的精心指导，同时感谢采矿教研室的全体老师在毕业设计中给予的帮助。另外，也感谢我的同学给予我的帮助，我们互相探讨，互相讨论、互相验证，在这样一个活跃的环境中我们的知识都得到了充实的提高。外文资料World coal mining technology1underground mining 1outlined Currently, underground mining is the main hard coal mining methods. China, the former Soviet Union, the European introduction of the long wall coal mining law, the United States, Australia, South Africa, India and other countries are mainly short wall coal mining law. France long wall coal mining output for 70% of world coal production.116Since the 1960s, most coal mining conditions from deteriorating state, such as the German coal mining depth from the 1960 average of 726M to 927M 1995, the largest-1443M, the rock temperature was as high as 43 degrees. Several countries pit mining depth table 1-1. Coal production is oil and natural gas (cost off cheap imported coal for the country is) competition and increasingly stringent environmental regulations restricting the use of coal quality retinue to set higher requirements. On the other hand, microelectronic technology and technology at the core of his high-tech rapid infiltration to the coal industry. Both factors contributed to mine coal mining technology innovation. At present, coal mining is integrated mechanized mature technology; Microprocessors, computers and expert systems applications, and rocks control theory and technology to improve and further enhance the operational safety and production efficiency. Developed countries are applying the research and development of a new generation of automation and robotics Underground coal mining systems. 2underground mining development trends (1) enlarge Experience has shown that in certain mining conditions, increased mining intensity is the main way to improve the economies of scale effect, and the Integrated Procurement of equipment to enhance production capacity, creating conditions for the expansion of the size of mine. Currently, a mining equipment Integrated largest production capacity has reached 3500T hours daily output can be maintained at 10000T above. Therefore, the annual number of new mine capacity to 3-4MT. Research a long wall located rapid advance to a district length increasing, the United States averaged 1996, 2570M, 1874M Australian average, the worlds largest-5365M (United States). Is much more than the length increase to 200M, 251M 1996, the average American, German 277M, 354M for the largest. This is a coal mining methods to promote innovation, such as using more long wall, turning to mining, a rotary workers, non-coal pillar mining. (2) focused production. Mine production is increasing production efficiency and effectiveness of centralized key factor is the main way to the conversion of existing coal merger, the closing uneconomic mines, the new high-yield, and efficient pit. Germany in the period 1965-1995, the number of mine production reduced to 19 by 107, the average annual per mine to 2.79MT from 1.26MT, the average efficiency of coal-raising call from 2.705T/ 5.587T/ workers. 117Concentrated production of the key issues is to ensure that equipment and system reliability, as well as the coordination between the production chain. This requires addressing a range of technical and management issues. (3) streamlining the production system. Comprehensive mechanization in the coal mining basis of extraction integration, further simplification mining processes; Thick coal bed once a high-grade mining replace; Using powerful tape carriers for the transport of the entire mine, reduce reproduced; Using single-track suspended, or no-card-car vehicles of equipment, materials, located directly transported; Simplified street layout, one lane use; as a quasi-open pit mining in the coal bed. 3coal mining equipment Over