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山西 煤矿

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山西正佳煤矿0,山西,煤矿

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摘 要 本次设计是山西隰县正佳煤矿3、10号煤层，设计图纸共七张，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，其他如井底车场、井下运输及提升设备仅做一般的选型计算。山西正佳煤矿位于隰县县城东北25Km处的梁佳河村一带，距孝午干线直距12km，行政区划属下李乡管辖。井田由简易公路和县(乡)级公路与井田南侧大运二级公路相连，至大运二级公路2.5km，向北可至阳方口工矿镇、朔州、大同；铁路交通运输条件较为便利。井田位于云中山脉北端与恒山山脉西南端的交汇处，为典型的黄土、基岩切割型中山丘陵地形地貎，井田内沟谷山梁发育，按其形态类型分为侵蚀地形及堆积型地形，前者占绝对优势。侵蚀地形表现为强烈切割的梁、塬、峁状黄土基岩中低山地或山丘，冲沟形态多呈“V”形，与梁、塬、峁相间分布，井田沟谷两侧常见陡崖等微地貎景观，一般沟两侧或阳坡黄土覆盖较厚，植被较多。综观井田地形，大致为北部高，向南部渐低的中山丘陵地形地貎，井田内地形最低点位于井田南部沟谷中，海拔1312m，最高点位于井田西南部山梁，海拔1513，最大相对高差200.9。本井田内有多层煤，但此次设计只考虑3号、10号煤层，平均厚度分别为6.32m、5.84m煤层自燃倾向等级为III级，为自燃煤层，自然期为12个月。瓦斯绝对涌出量为6.2m/min，相对涌出量7.6m/t；二氧化碳绝对涌出量2.47m/min，相对涌出量6.71m/t。矿井瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井。本井田划分为4个带区，采用主副立井开拓方式，回采工艺采用后退式、综合机械化放顶煤采煤法，采用“四六制”作业制度。工作面的设备有双滚筒采煤机、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0.9Mt，采用一套综采来满足产量的要求。矿井运输大巷采用皮带运输作为主运输，采用电机车车作为辅助运输，矿井通风采用轴流式扇风机分区、抽出式通风方式。关键词：瓦斯；顶板管理； 综采Abstract This design is studying on mining coal mine Zhengjia No. 10 and No. 11 coal seam, it includs fourteen design drawings and ten specifications. According to the needs and characteristics of the mining engineering, this design focus on the fourth, sixth, ninth chapters, something others such as the shaft station, underground transportation and lifting equipment only do general selection calculation.Shanxi Fenxi zhengjia coal limited liability company is located in Shanxi province Xixian County in the Northeast 25km at the Liang Jia river village, administrative division under the jurisdiction of Li Xiang, the geographical coordinates for east longitude11100441110229, north latitude 365348365526. This mine is 25 km away from xixian country from southwest, 12km away from Lizhuang from south, both of them through Xiao(yi)Wu(cheng) highway. Towards the northeast to the mine at 7km is Shuangping village, and it has Jiao(kou)Shi(lou) pass through. There have simple highway connected, transportation is convenient. Field containing coal strata is made up of lower Permian shanxi group and carboniferous system taiyuan group. The average aggregate thickness of coal strata is 157.03 m. Coal bearing strata has eight layer, coal line 2 3 layers (not number), seam from top to bottom is l, 2, 3, 6, 7, 9, 10 and 11. The minable seam is No. 10 and No. 11, the rest is not recoverable coal seam thickness, the thick coal seam in total 12.9 m, coal-bearing coefficient of 8.22%, the total minable seam thickness of 11.2 m, recoverable coal bearing coefficient of 7.13%. This coal field can be divided into four zones, and adopts the vertical shaft development method, mining technology with retreat, top coal caving fully mechanized coal mining method, using the four six system operating system. Equipment working face has double end adjustable double drum shearer, sliding support, can be bent scraper conveyor, crusher, conveyor and so. The sliding roof management support, goaf with fully caving method to control the roof. Mine transportation roadway with belt transport as the main transport, using continuous transport vehicle as auxiliary transport, mine ventilation by axial flow fan central paratactic type exhaust ventilation. 前 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。本次设计的内容是山西隰县3、15号煤层1.2Mt/a初步设计说明书。是在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、煤矿安全规程、SQ标准等参考资料，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李慧老师，同时还得到了李建忠、曲民强、孙惠民、郝兵元、张东峰、陈慎心、丰建荣、王开、李慧、段东、翟英达、张百胜等老师的悉心指导，他们在许多方面给予了宝贵意见，为了帮助我们顺利、正确地完成毕业设计，经常加班加点，花费了大量的时间和精力，在此表示衷心的感谢和深深的敬意！由于本人水平有限，设计中可能存在许多错误和不足，恳请各位老师给以批评、指正，以使我能有更大的进步，学生不胜感激。 学生：申南波 2014年6月14日目 录 摘 要1Abstract2前 言4目 录51 井田概述和井田地质特征11.1矿区概述11.1.1矿区地理位置及交通条件11.1.2周边工农业发展21.1.3周边电力21.1.4矿区水文简况21.1.5地形与气象31.2 井田地质特征31.2.1井田地质31.2.2含煤地层51.2.3水文地质概况61.3 煤层埋藏特征92 井田边界与储量172.1 井田境界172.2 地质储量的计算172.3可采储量的计算183 矿井工作制度及生产能力213.1 矿井工作制度213.2 矿井生产能力及服务年限214 井田开拓234.1 井田开拓方式的确定234.2 达到设计生产能力时工作面的配备275 矿井基本巷道及建井计划275.1井筒、石门和大巷275.1.1井筒用途、装备及布置275.1.2大巷的布置295.2井底车场305.2.1井底车场形式305.2.2 井底车场硐室305.3 建井工作计划335.3.1矿井建设方式336 采煤方法356.1采煤方法的选择356.1.1采煤方法的选择356.1.2设备选型366.2 确定盘曲巷道布置和要素446.3 回采工艺与劳动组织456.3.1回采工艺456.3.2劳动组织形式476.4 采（盘）区的准备与工作面接替507 井下运输537.1 输系统和运输方式的确定537.2 运输设备的选择和计算537.2.1矿车、材料和人车537.2.2大巷内运输设备的选型和计算548 矿井提升558.1 主立井的提升设备情况558.2副立井提升设备609 矿井通风与安全659.1 风量计算659.2 矿井通风系统和风量分配689.3 计算负压及等积孔699.3.1计算原则699.3.2计算方法709.4选取扇风机739.5 安全生产技术措施759.5.1瓦斯与煤尘爆炸的防治措施759.5.2预防井下水灾的措施779.5.3火灾预防措施799.6.4预防顶板事故的措施799.6.5井下避灾线路809.6.6矿山救护大队的设置809.6.7井下安全避险“六大系统”8010 经济部分84井巷工程概算的编制依据84参考文献91致 谢92World coal mining technology931.1 Underground mining931.1.1Cutlined931.2 Underground mining development trends931.2 .1Enlarge931.2.2 Focused production.941.2.3 Streamlining the production system.941.3 Coal mining equipment941.3.1 Adaptation.951.3.2 Large-scale.951.3.3 Control and automation.951.4 A comprehensive investigation located961.5 High-yield and high efficiency is much longer961.5.1 High-yield located961.5.2 High-yield, and efficient pit97中文翻译98国际煤矿开采技术981.1 地下开采 1.1.1概述981.2地下开采发展趋向981.3采煤设备991.4 综采工作面调查1001.5 高产高效工作面和矿井1001.5.1高产工作面1001.5.2高产高效矿井1016 1 井田概述和井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿区地理位置及交通条件山西汾西正佳煤业有限责任公司位于山西省隰县县城东北25km处的梁家河村，行政区划属下李乡管辖,其地理坐标为东经11100441110229,北纬365348365526。根据山西省国土资源厅2010年6月21日为该矿发放的C1400002010061220068325号采矿许可证，井田范围由9个坐标点依次连线圈定，见表1-1井田拐点坐标一览表 表1-1 坐标系点号西安80坐标系北京54坐标系XYXY14087551.2519503630.124088600.0019503700.0024088101.2519503630.124088150.0019503700.0034086981.2419503580.124087030.0019503650.0044086061.2419503030.124086110.0019503100.0054085351.2319502430.114085400.0019502500.0064085061.2319502050.114085110.0019502120.0074085451.2319501570.114085500.0019501640.0084085951.2419501400.114086000.0019501470.0094087551.2519501030.104087600.0019501100.00井田南北长2.89km，东西宽2.60km，面积5.73km2。批准开采211号煤层。批采标高由1279.99959.99m。该井田向西南距隰县县城25km，往南距该矿12km的下李村均庄有孝（义）午（城）干线公路通过，朝东北距该矿7km处的双字坪村有交（口）石（楼）干线公路通过，其间均有简易公路连接，交通尚属方便（详见交通位置图）。1.1.2周边工农业发展 隰县位于贫困的山区，以农业为主，工业欠发达，工业总量小，经济效益差，大企业少，基本无龙头企业，未形成产业集群，农业以梨果业为主，但加工业比较少。整体工农业发展比较落后。1.1.3周边电力 正佳煤矿周边电力不太清楚，周边有村子梁家河村。1.1.4矿区水文简况本区位于黄河东断凹水文地质单元东部，东西两侧受南北向紫荆山大断裂及其分支所控制。地表绝大部分被第三、四系地层覆盖，区域东部出露有奥陶系灰岩。发育有树枝水系，均向西注入黄河。单元内地下水以接受大气降水补给为主，与地下水形成互相补排关系。1.1.5地形与气象 该井田位于吕梁山南端，属晋西黄土高原，区内全为黄土覆盖。“V”及“U”字型冲沟发育，海拔多在13101510m之间。最低点位于井田南部沟谷中，海拔1312.5m；最高点位于井田西南部山头，海拔1513.4m，最大相对高差200.9m，为中低山区。区内地形复杂，山峦连绵，沟谷纵横。气象境内属大陆性干燥气候，受冬春西北向季风影响，冬季长而寒冷春季干旱多风，夏季短而炎热多雨，秋季凉爽。年均气温9，1月份平均气温为零下7，7月份平均气温为22.7。年降水量550mm。霜冻期为每年十月上旬至翌年四月下旬，年无霜期140180天。最大冻土深104cm。1.2 井田地质特征本区处于兴县石楼南北向褶皱带的南部东侧、离石大断裂之中，区域地层受东西方向的挤压力作用，形成一系列南北向推覆断轴向南北向的褶曲构造。区域总体呈一向斜构造，地层产状变化较大，一般815。本井田位于该向斜西翼一侧。1.2.1井田地质井田内全为第三、第四系覆盖，现主要依据钻孔资料由老至新、由下而上叙述如下： 一、奥陶系中统（O2）（1）、上马家沟组三段（O2s3） 本组出露于区域东部，厚度大于100m，岩性为灰深灰色，微显肉红色，隐晶质，厚层状石灰岩、泥质灰岩及白云质灰岩。（2）、 峰峰组（O2f）一段（O2f 1）：为浅灰、灰色、深灰色，地表为灰黄色、黄褐色，石灰岩、泥灰岩、白云质泥灰岩夹薄层白云灰质岩，厚度58.01m左右。二段（O2f 2）：为浅灰、深灰色厚层状石灰岩，局部具不明显的豹皮状构造，质纯，岩性单一，厚度14.39m。 二、石炭系（C）（1）、 中统本溪组（C2b）厚度12.1325.23m，平均17.24m，与下伏地层呈假整合接触。为一套海陆交互相沉积建造，夹有12层不稳定煤线及石灰岩透镜体。其底部为褐红色山西式铁矿，多呈鸡窝状断续分布，铁矿层之上为浅灰色G层铝土泥岩。（2）、上统太原组（C3t）连续沉积于下伏本溪组之上，为一套海陆交互相含煤建造，是井田主要含煤地层之一。由灰黑色泥岩、砂质泥岩、灰色中细粒砂岩和3层石灰岩及煤组成。底部以一层灰白色细粒砂岩（K1）与下伏地层分界。本组厚88.07125.31m，平均103.36m。 三、二叠系（P）（1）、 下统山西组（P1s）与下伏太原组呈连续沉积，为一套陆相碎屑岩沉积含煤建造，是井田主要含煤地层之一。由灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和深灰色砂岩及煤组成。本组底部为K7长石石英硬砂岩，硬度大，具大型板状斜层理，井田内K7砂岩大部分被砂质泥岩替代，发育差。本组厚度38.4163.03m，平均53.67m。（2）、下统下石盒子组（P1x）连续沉积于下伏山西组之上，主要由黄绿色、灰白色砂岩和深灰色砂质泥岩、泥岩组成。底部以一层中细粒含菱铁质长石石英砂岩K8为底界与下伏山西组分界。本组厚度110.19m。本组以K9中粒岩屑石英杂砂岩为界可分为上、下两段。下段（P1x1）：由灰色灰白色砂岩及深灰色砂质泥岩组成，厚59.6084.11m，平均69.06m。上段（P1x2）：为灰白色砂岩及深灰色砂质泥岩、泥岩。其顶部普遍发育一层紫红色铝土泥岩辅助标志层，厚度810m左右，含锰铁质鲕粒、豆粒。其上10m左右为石盒子组基底砂岩（K10），对确定上、下石盒子组的分界意义较大。本段厚35.1547.10m，平均41.13m。下石盒子组未见煤层，K9之上紫色地层出现，表明气候已转变为炎热干旱，成煤期渐结束。（3）、上统上石盒子组（P2s）连续沉积于下伏下石盒子组之上。主要由灰黄色、浅灰色中细粒砂岩及灰深灰色、含紫色斑团的泥岩组成。该段以灰白色、具泥质包裹体的中细粒砂岩（K10）为底与下伏下石盒子组分界。区内本组沉积不全，最大残留厚度72.63m。四、上第三系上新统（N2）区内普遍发育，在较大的沟谷及其两侧有出露。由棕红色粘土、含砂粘土组成，内含多层钙质结核，底部为土黄色、半胶结状的砂砾层。厚60100m，与下伏地层呈角度不整合接触。 五、第四系（Q）角度不整合于下伏地层之上，岩性主要为中上更新统黄土，由棕黄色、浅黄色亚粘土、亚砂土组成，含钙质结核。广泛分布于全区，厚度80余米。第四系全新统主要分布于较大沟谷中，为近代山前之砂、砾、卵石等冲积物组成，厚05m；上更新统主要为河湖相及残积物堆积层，厚48m；中更新统主要为棕黄色、浅黄色亚粘土及亚砂土，含钙质结核，厚6080m。1.2.2含煤地层井田内含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。 一、太原组（C3t）本组厚88.07127.31m，平均103.36m，为一套海陆交互相含煤地层。岩性主要由灰黑色泥岩、砂质泥岩和灰白色砂岩、深灰色石灰岩及煤组成。含煤45层，自上而下为6号、7号、9号、10号及11号，其中10、11号为可采煤层。含石灰岩3层，以K2、K3、K4较稳定。具各种层理类型，动植物化石丰富，下部泥岩中含大量黄铁矿结核。依据岩性及其组合特征自下而上可分为三段。分述如下：第一段（K1 底K2底）一般厚40m，厚度变化较大，主要由深灰色、灰黑色粉砂岩、细砂岩、泥岩、铝质泥岩及煤组成，泥岩中含大量黄铁矿结核，具水平层理。该段中上部含9、10、11号煤层，其中10、11号为可采煤层，9号为不可采煤层。第二段（K2底K4顶）一般厚24m左右，厚度变化不大，主要由灰黑色泥岩、砂质泥岩和深灰色石灰岩组成，K2、K3、K4 3层石灰岩稳定发育，富含动物化石，为对比的良好标志层。局部赋存不稳定的7号煤层，均为不可采煤层。第三段（K4顶K7底）一般厚40m，厚度变化较大，主要由灰黑色泥岩、砂质泥岩和灰白色深灰色砂岩组成。本段含6号煤层，为不可采煤层。太原组的岩性岩相组合反映了海陆交互相含煤岩系的沉积特征。K1砂体是海侵之后滨海平原河流沉积产物，随着陆地的升高，逐渐形成了有利于植物生长的沼泽泥炭沼泽环境，相继形成了11、10号可采煤层，K2灰岩的出现标志着大规模海侵的开始，接着海水进退频繁，出现了K3、K4灰岩及不稳定的6号、7号煤层。 二、山西组（P1s）山西组是以陆相沉积为主的含煤地层，主要由深灰色灰黑色泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩和灰白色深灰色砂岩及煤组成，含2、3号可采煤层。本组厚度稳定性较太原组为差，厚38.4163.30m，平均53.67m。本组从沉积特征来看，形成于海退后形成的陆上三角洲、平原湖泊、泻湖环境中，砂岩层相对较太原组发育一些，而灰岩则不发育。底部的K7代表砂坝较低，随间湾的充填淤泥而形成平坦的平原环境，潮湿的气候为植物的生长提供了有利条件，泥炭沼泽较发育，形成了较厚的2、3号煤层。随着三角洲向前推进，过渡为以河流为主体的三角洲平原环境，1号煤层极不稳定。该井田总体呈一向斜构造梁家河向斜，向NE方向倾伏，向斜轴沿2号孔4号孔西侧延伸，穿越井田。向斜两翼基本对称，地层倾角一般815。东部煤层露头边缘倾角较陡，局部可达1820左右。1.2.3水文地质概况 一、井田含水层（1）、 奥陶系中统上马家沟组、峰峰组碳酸盐岩裂隙岩溶含水层组井田内无出露，区域原则河林场一带大面积裸露。岩性为灰色深灰色石灰岩、白云质灰岩，裂隙、溶洞发育，含裂隙岩溶水。据1995年7月勘探时3号孔抽水试验资料，单位涌水量0.692L/s.m，渗透系数6.70m/d，水位标高1212.72m，水质为重碳酸钙镁型水，矿化度466mg/l，总硬度336.48mg/l。（2）、 石炭系上统太原组石灰岩裂隙岩溶含水层组含水层主要为K2、K3、K4三层石灰岩，岩层发育较稳定，含裂隙岩溶水。钻孔钻进至三层灰岩时，消耗量略有增加。据勘探资料，钻孔消耗量0.010.2m3/h。含水性弱与构造、裂隙发育程度及埋深有密切关系。（3）、 二叠系下统山西组及下石盒子组下段K8及上部砂岩裂隙含水层组为层间裂隙水，以中、细粒砂岩为主，厚度变化大。据勘探资料，钻孔冲洗液消耗量0.010.1m3/h，裂隙不发育，含水性弱。（4）、二叠系上统上石盒子组砂岩裂隙含水层组为层间裂隙水，以中、细粒砂岩为主，厚度较大，裂隙不太发育。据勘探资料，钻孔冲洗液消耗量0.010.02 m3/h。1993年12月1995年7月，该矿勘探时曾在3号孔对太原组、山西组及下石盒子组含水层进行了混合抽水试验，单位涌水量0.009L/s.m，渗透系数为0.01717m/d，混合水位标高1243.04m，水质为重碳酸钙镁型，矿化度534mg/l，总硬度264.87mg/l。（5）、基岩风化裂隙含水层组为裂隙潜水，局部地段为承压水，受其岩性和地形地貌影响，含水性随风化裂隙的发育程度而异，主要受地面水及大气降水影响，一般低处风化壳要比高处风化壳含水性强。钻孔钻至该层位时，冲洗液消耗量较大，甚至全漏，含水性较强。（6）、上第三系上新统砂砾空隙含水层组区内分布广泛，含水层主要为其间的34层砂砾层，含孔隙潜水。据勘探资料，单位涌水量0.0013L/s.m，渗透系数为0.0971m/d，水位标高1323.55m，水质为重碳酸钙镁型水，pH值为7.76，矿化度537mg/l，总硬度319.96mg/l。（7）、 第四系冲积洪积孔隙含水层较大沟谷中有分布，以砂、砾为主，含水性差，含水性随季节和降雨的变化而变化。 二、井田隔水层石炭系中统本溪组隔水层组，以灰色、深灰色铝土岩、泥岩为主，致密块状，局部夹不稳定的石灰岩、细粒砂岩，裂隙不发育、致密。本组总厚度达十余米以上，主要为柔性岩石，透水性差，为区内及区域良好的隔水层。 四、含水层的补给、径流及排泄条件（1）、 第三、第四系松散岩层孔隙含水层全新统冲积层孔隙潜水，由河水、大气降水及河谷两侧基岩裂隙水补给，同时向下游河水排泄，局部也向基岩裂隙水补给。上新统砂砾层含水层，主要接受大气降水的补给，随地形由高处向低处径流，向沟谷排泄，局部也可能补给下部基岩裂隙水。（2）、 煤系及其盖层碎屑岩夹碳酸盐岩岩溶裂隙含水层井田内均无出露，主要接受侧向补给，在F1、F2断层带上可接受上部含水层的补给，其径流、排泄仍沿岩层产状向深部径流。（3）、 奥陶系碳酸盐岩裂隙岩溶含水层以侧向补给为主，向西北隰县均庄方向一带径流，上部本溪组隔水层透水性差。 五、矿井水文地质类型本井田绝大部分块段可采煤层位于奥灰岩溶水水位之下，存在带压开采。井田内山西组可采煤层为2号、3号煤层，两煤层之间仅相距3米左右，故可视为一层来分析。2号煤直接顶板为砂岩及砂质泥岩，其上为厚度15.38m左右的泥岩、砂质泥岩，与K8砂岩相隔。区内施工钻孔钻进至K8砂岩及山西组砂岩时，水位及消耗量变化都不明显，勘探时对煤系及下石盒子组砂岩含水层进行抽水试验均证明富水性较差。井田奥陶水位标高为1212.72m，2号煤层底板最低标高为1050m，3号煤层底板最低标高为1030m，奥灰岩溶水头高出2号煤层底板最低标高162.72m，高出3号煤层182.72m。利用突水系数预测开采2、3号煤层时奥灰岩溶水对煤层底板突水的可能性，2、3号煤层与奥陶系顶界之间有太原组和本溪组地层相隔， 2号煤层底距奥灰顶界平均127.38m，3号煤层底距奥灰顶界平均121.88m。突水系数计算公式：Ts=式中：Ts突水系数（MPa/m）; p底板隔水层承受的静水压力（MPa）; M 底板隔水层厚度（m）。经计算可以得出，开采2号煤层时奥灰岩溶水对煤层底板的突水系数为0.023 MPa/m，开采3号煤层时奥灰岩溶水对煤层底板的突水系数为0.025MPa/m。，开采2、3号煤层时，底板奥灰含水层发生突水的可能性不大。该矿开采2号煤层时，井下涌水量为1025m3/d，涌水量不大，但应注意构造裂隙有可能沟通奥灰岩溶水，使奥灰岩溶水对2、3号煤层的开采产生影响。井田内太原组可采煤层为10、11号煤层，两煤层直接顶板均为泥岩、砂质泥岩，10、11号煤层之间相距7m左右，其间为泥岩相隔，其老顶为K2 石灰岩，10号煤层上距K2灰岩平均15.06m，其充水含水层为K2灰岩岩溶裂隙水。据钻孔冲洗液消耗量观测，钻进K2灰岩时冲洗液消耗量为0.010.2 m3/h，富水性较弱。井田东南部由于受F2逆断层影响，使井田10、11号煤层水文地质条件复杂化。井田10号煤层底板最低标高为945m，11号煤层底板最低标高为932m，奥灰岩溶水头高出10号煤层底板最低标高267.72m，高出11号煤层底板最低标高280.72m，10、11号煤层与奥陶系顶界之间有本溪组及太原组底部泥岩、砂岩、砂质泥岩、铝土泥岩、灰岩等岩层相隔， 10号煤层底距奥灰顶界49m，11号煤层底距奥灰顶界42m。利用突水系数预测开采10、11号煤层时奥灰岩溶水对煤层底板突水的可能性，经计算，开采10号煤层时奥灰岩溶水对煤层底板的突水系数为0.065MPa/m，开采11号煤层时奥灰岩溶水对煤层底板的突水系数为0.077MPa/m。可知开采10、11号煤层时奥灰岩溶水对煤层底板的突水系数均大于底板受构造破坏块段的临界突水系数0.06MPa/m，说明开采10、11号煤层时，底板奥灰含水层有发生突水的可能性。根据计算，10号煤层底板安全界线最低标高为968m，11号煤层底板安全界线最低标高为1003m。从煤层底板等高线图中可知，井田中东部向斜轴部10、11号煤层底板标高低于安全界线标高，在井田中东部向斜轴部开采10、11号煤层时，矿井水文地质类型为复杂类型。因此井田10、11号煤矿床水文地质类型总体属中等。1.3 煤层埋藏特征 井田内含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。含煤地层平均总厚157.03m。 含煤地层共含煤8层，煤线23层（未编号）。煤层自上而下为1号、2号、3号、6号、7号、9号、10号及11号，其中可采煤层2层，为3号、10号煤，其余为不可采煤层。煤层总厚7.89m，含煤系数5.02%，其中可采煤层总厚6.79m，可采含煤系数4.3%。一、山西组（P1s） 本组厚53.67m，共含煤3层，自上而下为1号、2号及3号煤层，其中2、3号为可采煤层，其余为不可采煤层。煤层总厚8.05m，含煤系数14.2%，其中可采煤层总厚6.32m，可采含煤系数15.0%，含煤性较好。二、太原组（C3t） 本组厚103.36m，共含煤5层，自上而下为6号、7号、9号、10号及11号煤层，其中3号、10号为可采煤层，其余为不可采煤层。煤层总厚14.23m，含煤系数11.4%，其中可采煤层总厚12.16.04m，可采含煤系数10.5%，含煤性较好。二、可采煤层 井田内可采煤层为山西组的3号煤层和太原组的10号煤层（其特征见表31）。现分述如下： 可采煤层特征表 表31地层单位煤层编号煤层厚度（m）煤层间距（m）煤层结构稳定程度可采性最小最大平均最小最大平均矸石层数类别3号5.047.026.6470.4289.7380.74（3）01简单稳定赋煤区可采太原组（C3t）10号4.996.475.8401简单稳定赋煤区可采 （1）、3号煤层：位于山西组下部，上距2号煤14.9936.47m，平均3.27m。为赋煤区稳定可采煤层。井田西北部和南部边缘，由于地层剥蚀3号煤层缺失。煤层厚5.047.02m，平均6.32m，煤层含01层炭质泥岩夹矸，结构简单。煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩或细粒砂岩。 （2）、10号煤层：位于太原组下部，上距3号煤层70.4289.73m，平均80.74m。为大部可采的稳定煤层。井田西部和南部，由于地层剥蚀而缺失。煤层4.996.47m，平均5.84m，含01层炭质泥岩夹矸，结构简单。煤层顶板为泥岩、砂质泥岩或粉砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩。综上所述，井田煤层稳定程度属一型。物理性质和煤岩特征根据对钻孔采取的煤芯煤样的肉眼鉴定，区内各可采煤层为黑色，玻璃沥青光泽，粉末状、粒状。(1).、3号煤层黑色，半亮型光亮型，粉末状、粒状，玻璃沥青光泽，内生裂隙发育，性脆易碎。(2) 、10号煤层黑色，半亮型，粉末状、粒状，少量块状，沥青光泽，内生裂隙发育，性脆易碎。本区煤类的划分，按中国煤炭分类国家标准（GB/T57512009）进行。主要以浮煤挥发份、粘结指数为主，参照奥亚膨胀度、胶质层最大厚度划分，分类可靠。（1）、3号煤层浮煤挥发分（Vdaf）：30.63%36.14%，平均33.17%；浮煤氢（Hdaf）：5.21%5.78%，平均5.50%；胶质层最大厚度（Y）：18.738.7mm，平均27.7 mm；奥亚膨胀度（b）：6.7%；粘结指数（GR.I）：86102，平均96。故3号煤层煤类划分为肥煤（FM）和1/3焦煤（1/3JM）。（2）、10号煤层浮煤挥发分（Vdaf）为32.97%，粘结指数（GR.I）为92，奥亚膨胀度（b）为144.2%。故10号煤层煤类划分为1/3焦煤（1/3JM）。（1）、3号煤层浮煤灰分（Ad）5.17%12.37%，平均7.40%；浮煤全硫（St,d）0.54%1.15%，平均0.62%；原煤磷（Pd）一般为0.005%。综上所述，3号煤层作冶炼用炼焦精煤时，按浮煤煤质指标进行分级，为特低灰高灰，低硫中硫，特低磷分的肥煤和1/3焦煤。（2）、10号煤层浮煤灰分（Ad）一般为11.55%；浮煤全硫（St,d）一般为0.96%。10号煤层作冶炼用炼焦精煤时，按浮煤煤质指标进行分级，为中灰，中硫分的1/3焦煤。煤的风氧化从勘探钻孔煤芯煤样来看，均未发现煤的风氧化现象，特别是1号钻孔靠近向斜盆地边缘，所取煤芯煤样也未发现风氧化现象。井田东、南、西面均有煤层隐覆露头，在露头附近煤层均不同程度风氧化。本次储量估算时，在各煤层自然剥蚀边界内划50m范围作为风氧化带。2、3号煤层瓦斯含量、成分见表51。 煤层瓦斯含量、成分试验成果表 表51孔号煤层号煤质分析（%）总计瓦斯含量（ml/g.J）粉碎前自然瓦斯成份（%）MadAdVdafCH4CO2N2C2-C8CH4CO2N2C2-C8732.7339.7420.410.190.073.320.00314.031.5084.470.000补132.7813.4426.490.000.000.000.0000.000.00100.000.000补231.2414.8825.460.020.090.000.00018.1279.492.390.000详查勘探时，在7号钻孔中分别采取了3号煤层瓦斯样，从测试结果看，区内3号煤层瓦斯成份主要为氮气（N2）、甲烷（CH4），二氧化碳（CO2）含量较低，此外尚含少量的重烃（C2C8）。粉碎前甲烷（CH4）占14.03%14.82%，二氧化碳（CO2）占1.50%1.82%。从现场解吸及分析成果看，本区3号煤层CH4含量均为0.19 ml /g可燃质，CO2含量分别为0.08 ml /g可燃质和0.07 ml /g可燃质。瓦斯含量不高，属低瓦斯。补充勘探时，在补1、补2号钻孔中分别采取了3号煤层瓦斯样，从测试结果看，区内3号煤层瓦斯成份主要为氮气（N2）、二氧化碳（CO2），甲烷（CH4）含量较低。粉碎前甲烷（CH4）占0.00%18.12%，二氧化碳（CO2）占0.00%79.49%。从现场解吸及分析成果看，3号煤层CH4含量为0.000.02 ml /g可燃质，CO2含量分别为0.000.09 ml /g可燃质。瓦斯含量不高，属低瓦斯。从上表数据可以看出3号煤层属氮气带、二氧化碳氮气带。另据该矿停产前矿井瓦斯测试结果，CH4含量均在4 m3/t以下，属低瓦斯矿井。但正由于是低瓦斯矿井，忽略了矿井瓦斯监测工作，导致2004年4月30日发生特大瓦斯爆炸事故，造成36人死亡，教训深刻，复产后务必引起重视，杜绝类似事故再次发生。 煤尘爆炸危险性详查勘探阶段，在钻孔中采样作了2号、3号、10号及11号煤层的煤尘爆炸性试验，结果见表52。煤尘爆炸性测试结果一览表 表52煤层号火焰长度（mm）加岩粉量（%）煤尘有无爆炸危险性取样地点测试时间测试单位3号40075有1号钻孔19931995年山西省煤炭工业局综合测试中心40080有7号钻孔10号40065有4号钻孔30060有4号钻孔3号40085有8号钻孔2004年12月3号40080有10号钻孔2010年6月 从表中可看出，3号、10号煤层煤尘均具爆炸性。梁家河煤矿于2004年12月在该矿井下采取3号煤层煤样，作了煤尘爆炸性测试，3号煤层火焰长度400mm，加岩粉量85%，煤尘有爆炸性。本次工作于2010年6月又在该井田10号钻孔采取了3号煤层煤样，委托山西省煤炭工业局综合测试中心作了煤尘爆炸性测试，其结果为3号煤层火焰长度400mm，加岩粉量为80%，煤尘有爆炸性。煤的自燃倾向性2、3号煤层自燃倾向性测试结果见表53。煤层自燃倾向性检测成果表 表53煤层号吸氧量（cm3/g）自燃倾向性等级判定鉴定结论取样地点测试时间测试单位3号0.8416容易自燃10号钻孔2010年6月山西省煤炭工业局综合测试中心3号0.62自燃11号钻孔梁家河煤矿于2004年12月在该矿井下采取3号煤层煤样，作了煤层自燃倾向性测试，3号煤层煤的吸氧量0.8416cm3/g，自燃等级，为容易自燃煤层。本次工作于2010年6月又在该井田10号钻孔采取了3号煤层煤样，作了煤层自燃倾向性测试，3号煤层煤的吸氧量0.62cm3/g，自燃等级，为自燃煤层。由此可知，井田内3号为自燃容易自燃煤层。3、 地质勘查及矿井地质工作（1）、以往勘查地质工作 井田位于河东煤田中部南段，以往地质工作做的不多。 1. 1993年3月，华北石油勘探局第九普查队沿梁家河沟谷横向布设一条长3.1km的地震剖面，提供TST1剖面1条，概括反映了该区在纵向上的沉陷轮廓。2. 1976年山西省地矿局区调队二分队在隰县梁家河区进行过煤3. 1993年12月1995年7月，山西省煤炭地质勘探一队在梁家河井田进行详查勘探，提交有山西省隰县梁家河勘探区详查地质报告。该报告经山西省矿产储量委员会于1995年10月以晋储决字（1995）12号文审查批准。该矿详勘，勘探方法以钻探、测井为主，辅以地质填图，勘探手段正确。先后共施工9个钻孔，钻探总进尺2692.78m，钻孔质量为4个甲级，5个乙级，但测井质量较好，均为甲级，一定程度上弥补了钻探质量的不足。另外，山西省煤炭地质勘探一队在原梁家河井田内做了大量的水文地质及其它开采技术条件工作，为井田煤层开采和进一步研究提供了宝贵资料，并为本次编制兼并重组整合矿井地质报告提供了主要依据。4.1998年4月1998年6月山西省煤炭地质勘探一队对该井田进行了补充勘探，施工了补1、补2两个煤田地质孔，钻探、测井质量皆为甲级。5. 2003年512月，山西省煤炭地质勘探一队在本井田北部的石楼县赵家沟井田进行详查勘探，本次工作搜集利用了其靠近本井田的202、203号两个钻孔资料。1.资料搜集根据矿井生产需要，对井田及邻近以往地质成果进行了搜集复制，如井田地形地质图、钻孔煤层资料等，为指导矿井生产积累了一定的基础资料。其中1:5000地形地质图为1997年山西省隰县梁家河勘探区详查地质报告所用图纸，其地形底图为山西省测绘局1985年出版的1:10000地形图，放大为1:5000后由山西省煤炭地质勘探一队地质技术人员进行了地质填图，经内业清绘整饰为1:5000地形地质图，其坐标系统为1954年北京坐标系，高程系统为1956年黄海高程系，地形等高距5m，采用3度带投影。图纸质量尚好，可满足煤矿生产用图要求，本次兼并重组整合矿井地质报告所用1:5000地形地质图即为该图复制品。2.井巷测量为满足矿井开拓规划需要和随时掌握井下生产进度，对井下采掘巷道均及时进行实测，井筒、大巷及主要巷道采用经纬仪施测，其他巷道则用挂罗盘、皮尺进行简易测量，基本可满足矿井生产之需要。3.地质编录对井下采掘巷道发现的断层等地质构造现象进行了观测测量，并将测量成果标注在采掘工程平面图上，为开拓布巷提供了依据。4.图纸绘制根据矿井生产需要，复制和绘制了一些生产必需的基本图件，如井田地形地质图、井上下对照图、采掘工程平面图等等，为矿井的开拓生产提供了指导和服务。5.煤质化验为了了解煤层的煤质情况，该矿采取2、3号煤层煤样委托山西省煤炭工业局综合测试中心进行了主要煤质指标分析，并进行了煤尘爆炸性和自燃倾向性测试，取得了一系列试验数据，为煤质评价和矿井安全生产提供了依据。关于矿井水文地质工作，由于井下涌水量不大，这方面的工作矿上做的较少。井田所属的位置、勘探程度，地质层位的概述、绘制井田综合地质柱状图。井田内煤系地层的主要地质构造的形式及分布，冲积层厚度及地层的移动角。井田的水文地质概况：地下含水层的情况。岩层间的透水性及井田的正常涌水量、最大涌水量。2 井田边界与储量 2.1 井田境界 表2-1-1 井田拐点坐标一览表 坐标系点号西安80坐标系北京54坐标系XYXY14087551.2519503630.124088600.0019503700.0024088101.2519503630.124088150.0019503700.0034086981.2419503580.124087030.0019503650.0044086061.2419503030.124086110.0019503100.0054085351.2319502430.114085400.0019502500.0064085061.2319502050.114085110.0019502120.0074085451.2319501570.114085500.0019501640.0084085951.2419501400.114086000.0019501470.0094087551.2519501030.104087600.0019501100.00井田走向长3.40km，倾向长2.60km，面积5.73km2。批准开采3、10号煤层。批采标高由1276.99967.99m。根据有关规定，确定各煤层储量估算指标如下：煤层最低可采厚度为0.70m，最高灰分（Ad）40%，最高硫分(St,d) 3%。根据现有资料，井田范围内各煤层上述指标均在限定范围之内。2.2 地质储量的计算根据地质报告，共获得井田范围3、10号煤层资源/储量（111b+122b+333）=5196.6万t，其中探明的经济基础储量（111b）1493.7万t。控制的经济基础储量（122b）2515.8万t。推断的内蕴经济资源量（333）1199.1万t。探明、控制储量占总资源/储量的78%。详见表2-2-1。表2-2-1 矿井地质储量汇总表 单位万t煤层号煤类资 源 / 储 量（万t）111b122b333111b+122b111b+122b+3333FM26741646611.243804931.21/3JM448.699448.6547.6小计3122.61646650.24828.65478.8101/3JM3587.61326.83587.64914.4 合计3122.65233.619778416.210393.2其中FM448.61636611.243804991.21/3JM26743587.61365.84036.254022.3可采储量的计算考虑到本井田煤层情况，333级储量按0.8系数进行折减，矿井设计储量为9997.8万t，详见表3-1-2。矿井可采储量（工业储量保护煤柱损失和开采损失永久保护煤柱）采区回采率采区回采率3号和10号均取80%，经计算，全矿井可采储量为3533.9万t。 表2-3-1 矿井可采储量计算表 单位：万t煤层编号工业资源/储量111b+122b+333(80%)永久煤柱损失小计采区回采率可采储量井田境界工业广场风井和村庄 大巷35348.8183507.6204.2894.880%3563.2104649164.2528.4200892.680%3005.2合计 9997.8 347.2 1036 404.21787.4 80% 6568.4安全煤柱及各种煤柱的留设和计算方法 3号煤层巷道煤柱式中：S1巷道保护煤柱的水平宽度，m；H巷道的最大垂深，360m；M煤层平均厚度，6.32m；f煤的强度系数。经计算S1 =27.5m 所以取保护煤柱为30m 10号煤层巷道煤柱式中：S1巷道保护煤柱的水平宽度，m；H巷道的最大垂深，310m；M煤层平均厚度，5.84m；f煤的强度系数。 S2=29.6根据矿方目前已有大巷的布置及井田开拓方式，其煤柱尺寸可以满足上述计算要求，因此开拓巷道煤柱仍按原有尺寸留设，即：3、10号煤层大巷之间各留30m的保护煤柱；大巷两侧各留30m的保护煤柱。各种永久煤柱和保护煤柱留设如下：井田边界煤柱为20m；井筒及工业广场煤柱按岩层和表土层移动角计算确定。村庄和地面建(构)筑物的保护煤柱围护带宽度按其保护等级留设；松散层及基岩厚度参照邻近钻孔的资料确定，松散层的移动角取45，基岩移动角走向取72。井田范围内目前有梁佳河村，设计对村庄按上述要求分别留设了保护煤柱。当矿井报废时，预计护巷煤柱损失可回收50左右。 安全煤（岩）柱种类； 根据该矿的煤层赋存特征，矿井安全煤（岩）柱的种类确定如下：（1）井田边界煤柱（2）井筒及大巷煤柱（3）采空区隔离煤柱（4）断层煤柱（5）地面工业场地保护煤柱安全煤（岩）柱留设与计算结果根据矿井防水煤（岩）柱的种类，按建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程的有关规定留设煤柱。（1）井田边界煤柱：该矿水文地质条件简单，井田边界煤柱采用垂直法留设，该矿留设30m。3 矿井工作制度及生产能力3.1 矿井工作制度该矿井的设计工作时间为330天，每班工作时间为六小时，四六制，三班出煤，剩下的一班检修设备，每昼夜净提升时间为18小时。3.2 矿井生产能力及服务年限该矿井的生产能力设定为0.9mt/年，根基估算，该矿井井型为0.9mt/年时，该井服务年限约为50多年，而该矿井的井型为1.2mt/年时，其服务年限约为40多年，根据矿井井型与服务年限的关系，该井最合适的生产能力为0.9Mt/年。按矿井设计生产能力主要有以下三类井型： 井型 设计生产能力(Mt/a)大型 1.2 1.5 1.8 2.4 3.0 4.0 5.0 6.0及以上中型 0.45 0.60 0.90小型 0.09 0.15 0.21 0.30毕业设计为新建井，矿井服务年限可按下式计算：式中：T矿井设计服务年限，a； ZK矿井可采储量，Mt；A矿井设计年产量，Mt/a；K储量备用系数，K=1.31.5。计算出的T值必须符合规定的服务年限，如小于规定服务年限，则必须调整矿井设计生产能力。表3-1 矿井井型和服务年限井型矿井设计生产能力(Mt/a)新矿井服务年限(a)扩建后矿井服务年限(a)大型6.0及以上3.05.01.22.4706050605040中型0.450.904030小型0.30及以下由各省煤炭厅自定同左注：改建矿井的服务年限，不应低于同类型新建矿井服务年限的50。 根据第四章的方案比较，确定为第一方案，该矿井分两个水平开采。第一水平的可采储量为3563.2万t 则第一水平即三号煤层的水平的服务年限为 T=3563.2/(90*1.4)=28.3年 第二水平的可采储量为3005.2万t 则第二水平即十号煤层的水平的服务年限为 T=3005.2/(90*1.4)=23.8年 整个矿井的服务年限为28.3+23.8=52.1年 根据矿井井型与服务年限表，该井型满足要求。4 井田开拓4.1 井田开拓方式的确定井田开拓的原则：（一）贯彻执行有关煤炭工业的技术政策，为多出煤、早出煤、出好煤、成本低、效率高创造条件。生产系统完善、有效、可靠，尽量减少岩巷工程量，多做煤巷。在保证生产可靠和安全的条件下，减少开拓工程量，尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。（二）必须贯彻执行有关煤矿安全生产的有关规定。建立完善的通风系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。（三）合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散。（四）适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综合机械化、自动化创造条件。（五）减少煤炭损失。井田开拓应综合考虑矿井初期投资、安全生产、技术管理、建井工期等因素，力争做到开拓方案具有较强的适应性及合理性，技术上可行，经济上合理。工业场地的选择 该井田位于吕梁山南端，属晋西黄土高原，区内全为黄土覆盖。“V”及“U”字型冲沟发育，海拔多在13101510m之间。最低点位于井田南部沟谷中，海拔1312.5m；最高点位于井田西南部山头，海拔1513.4m，最大相对高差200.9m，为中山区。区内地形复杂，山峦连绵，沟谷纵横。沟壑中偶见有溪水，雨季可有洪水顺沟谷向西南汇入溪水河，最终注入黄河最大相对高差618m。在井田中有一梁家河村，位于井田的中部位置，此处地势平坦，交通便利，供电方便，适合作为工业场地。开拓方案根据给定的地质条件以及当前煤矿开采技术条件，充分考虑未来发展空间，由于煤层埋藏深度300-500m之间，表土层较深，而且中间没有大的含水层，再加上考虑将来增产的可能，综合考虑后决定井筒都采用双立井开拓，主、副立井布置于梁家河村附近，主井采用箕斗提升，主井掘至2号煤层底板与井底煤层相接。副井采用罐笼提升，副井掘至2号煤层底板与井底煤层相接。主、副井均兼作进风井和安全出口。在井田中部布置一个回风立井，作为井田的回风井，采用抽出式通风，安装梯子间兼作安全出口。由于煤层赋存条件较好，属近缓倾斜煤层，且两层煤层间距80.7m，间距较大，因此采用单层布置，沿3、10号煤层各自布置运输大巷，轨道大巷，回风大巷，分两个水平开采。只在大巷布置上提出两个方案现分析如下：方案一： 该井田可采煤层为3号和10号煤层，两煤层之间的层间距位80米，所以该井田采用的的开拓方式中，分为两个水平，即3号煤层为一个水平，10号煤层为一个水平。在3号煤层这一水平中，运输大巷、轨道大巷和回风大巷在3号煤层中，运输大巷、轨道大巷、回风大巷在井底车场以南沿井田走向掘至井田西部边界。井田内共分为两个带区，先采一带区，再采二带区。10号煤层水平的开拓方式和3号煤层水平一样。 详见井田开拓方案一平面图 方案二： 该方案同样将井田开拓分为两个水平开采 运输大巷、轨道大巷和回风大巷布置在3号煤层中，运输大巷、轨道大巷、回风大巷在井底车场以西，向北掘至井田北部边界。井田内共划分为两个采区，先开采一采区，之后开二采区。10号煤层水平的开拓方式与3号煤层水平一样详见插图1开拓方案技术经济比较 经济比较见表4-1-2 两个开拓方案的技术比较见表4-1-1费用比较见表4-1-3表4-1-1 技术比较表开拓方案优点缺点方案一采用倾斜长壁采煤法，采出率相对高一些。村庄和矿井工业广场的保护煤柱重合一部分，大巷经过村庄，压煤减少。倾斜巷道距离长，使辅助运输和行人比较困难有时存在着污风下行的问题有一部分条带变短，工作面搬家比较频繁方案二巷道长度适中，通风比较容易大巷相对短一些，条带较为规整，大巷倾角相对大一些各保护煤柱重合较少，煤层很厚，压煤较多。一部分井田边界和回采方向倾斜，回采较为麻烦 经济比较初期建井费用4-1-2 方 案比较 项目方案一方案二工程量（m）单价（元/m）费用（万元）工程量（米）单价（元/m）费用（万元）井筒10952000021901095200002190煤巷44704000 1788404140001616.4合计39783806.4费用汇总表4-1-3方案一方案二费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期建井费用39781003806.496生产经营费用18561.1510018610.35102.6总费用22539.1510022416.7599.5在上述各表的经济比较中需说明以下几点：1. 在本方案比较中，辅助运输费用按运输费用的20%估算。2. 在本方案比较中，未对排水和巷道维护费用进行计算。3. 在本方案比较中，立井井上费用取1000万元。4. 在备用储量中估算50%为采出率过低和未预知构造所损失的储量。5. 综合比较从前面经济比较的结果看，虽然两者的总费用和生产经营费用相差不大，但是方案二，由于留保护煤柱较多，回采率低，不经济合算，所以可以认为方案一相对较优。综上所述：方案一和方案二在经济方面不相上下，但方案一的技术上比方案二更好，故决定用方案一。4.2 达到设计生产能力时工作面的配备 该矿井采用一井一面的生产方式，移交矿井时，工作面的运输顺槽距离井底车场边缘的距离为287.6m，工作面宽度为184m，回采工作面沿由西向东的方向回采。移交之后很快就会达产，这正是一井一面生产方式的优点。5 矿井基本巷道及建井计划5.1井筒、石门和大巷5.1.1井筒用途、装备及布置根据推荐的井田开拓方案，矿井移交生产及达产时，共布置主立井、副立井和回风立井三个井筒，三井筒均位于矿井工业场地及附近。各井筒用途分述如下：主立井：担负矿井煤炭提升任务，兼作矿井进风井和安全出口。副立井：担负矿井矸石提升、材料设备下放、人员升降等辅助提升任务，是矿井的主要进风井筒，兼做安全出口。回风立井：担负矿井回风任务，兼作矿井安全出口。1、主立井主斜井净宽5.0m，深460m，装备名义载重4t的两台箕斗带。2、副立井副立井净宽6.5m，深450m，装备，装备名义载重1t的多绳罐笼两台。3、回风立井回风立井净直径5.0m，垂深450m，装备梯子间。三口井的特征见表5-1-1 5-1-1 井 筒 特 征 表序号井筒特征井 筒 名 称主立井副立井回风立井1井口座标80坐标系(m)纬距(X)4086675.2594086707.0174087056.143经距(Y)19502163.01819502272.40019502203.0892井口标高 (m)+1395.118+1390.200+ 1396.3153方位角 (度)1801804井筒倾角 (度)9000009000009000005落底水平标高(m)+1030+1010+10466井筒垂深(m)3653803507井筒净径(m)5.06.55.08井筒支护支护形式表土段 钢筋混凝土 钢筋混凝土钢筋混凝土基 岩钢筋混凝土钢筋混凝土钢筋混凝土支护厚度(mm)表土段500500500基 岩3003003009断面积(m2)断面形状圆形圆形圆形净19.6333.1819.63掘进基 岩22.0536.2922.05表 土23.7538.4723.7510井筒装备多绳箕斗多绳罐笼梯子间11备 注新备新备新凿主立井使用的运输装备是多绳箕斗运输，为双箕斗循环运输。箕斗采用的是JDG4/55*4YB74-316.31型号的箕斗 名义载重为六吨，箕斗运行速度为3.6m/s 。罐道为刚性罐道采用的是“山”型罐道，其罐道梁采用两角钢组合梁，主罐道梁采用h=180mm，b=100mm的组合梁，副罐道梁采用h=160mm，b=80mm的组合梁。在主罐道梁一侧的井壁上安装管子梁，敷设电缆。副立井使用的运输设备是多绳罐笼，为双罐笼循环运输，罐笼采用的是GDG1/6/1/2 型号的罐笼和GDG1/6/1/2K型号的罐笼各一只。罐道梁采用的为18号槽钢，在GDG1/6/1/2罐笼一侧的罐道梁一侧安装梯子间和管子间，罐道梁兼做管子梁和梯子间主梁。梯子间主梁为罐道梁，梯子间侧梁采用14号槽钢，梯子水平长度为700mm 梯子宽度为600mm，两梯子的中心距为600mm，每层梯子高度为两米，与罐道梁层间距相同。5.1.2大巷的布置 轨道大巷：矩形，布置在3号煤层中，锚喷兼用锚索支护，采用矿用防暴蓄电池式电机车牵引1t固定式矿车运输，设置600mm的双轨， 一侧设置600mm的检修道，另一侧设置1000mm的人行道，巷道两侧架设电缆和管道；该大巷主要担负矿井的材料、人员、矸石的运输。 运输大巷：矩形，布置在3号煤层中，锚喷加锚索支护，铺设650mm带宽的钢绳芯带式运输机，600mm的单轨检修道，800mm人行道回风大巷：矩形，布置在3号煤层中，锚喷加锚索支护，巷道一侧架设电缆盒管道，该大巷负担矿井的回风任务。 具体技术参数见巷道特征表 巷道特征表序号巷道名称断面形状断面尺寸（m）支护方式支护 厚度（mm）净断面（m ）掘进断面（m ）净宽净高4运输大巷矩形4200 3000锚喷+锚索20012.6013.645轨道大巷矩形42003000锚喷+锚索20012.6013.026回风大巷矩形42003200锚喷+锚索10012.8013.869运输顺槽矩形40002100锚网+锚索-8.48.410轨道顺槽矩形40002100锚网+锚索-8.828.82巷道断面尺寸根据运输、通风、行人、管线敷设等要求而定，各类巷道视围岩条件、服务年限、用途等不同，采用不同的断面形状及支护形式。主、副井井筒采用圆形断面，钢筋混凝土支护；运输、轨道大巷、回风大巷及井底车场和硐室采用矩形断面，其中运输、轨道和回风大巷采用锚喷+锚索支护，井底车场和硐室采用混凝土支护；工作面运输、轨道顺槽采用矩形断面，锚网加工字钢棚支护。 5.2井底车场5.2.1井底车场形式 副井井底车场采用立井卧式环形车场，采用顶推调车。车场巷道采用矩形断面，锚喷+锚索支护；此种井底车场的特点是：空、重车线基本位于直线上；有专用的回车线；调车作业方便；可两翼进车；弯道顶车；工程量较小。井底车场布置在3号煤层中，与立井井底车场分开布置。井底车场标高为+590m。车场内铺设有22kg/m双轨线路，轨距为600mm，作为空重车线，完成全矿井小件材料、矸石、人员运送任务。车场内采用电机车顶推调车方式。 井底车场单轨巷道宽度为4200m,双轨巷道宽度为5400m；主要选用的道岔有：单开道岔ZDK622-5-20，渡线道岔ZDX622-5-2019，对称道岔ZDC930-4-20三种道岔。 井下选用矿用防暴蓄电池式电机车XK8-9KBT，矿车选用MGC3.3-9固定厢式矿车；副井进出车线长度为57m，调车线长度为61m，材料车线有效长度为62m，人车线长度为63m。5.2.2 井底车场硐室在副井井底布置有水泵房、水仓、中央变电所等主要硐室。井底车场巷道和主要硐室均采用半圆拱断面。 主水平硐室名称及位置在主立井见3号煤处建主煤仓，在副立井井底车场布置有中央变电所、中央水泵房、水仓、管子道、等候室避难硐室等硐室。 中央变电所主变电所布置在3号煤层中，中央变电所分为变压器室和配电室，都为矩形，净宽为4.2m，净高为3.0m，支护厚度为150mm，净断面12.60m ，掘进断面14.17m ，长分别为9.8m和30m，采用锚网喷+锚索支护。 中央水泵房中央水泵房主要有主排水硐室、配水井、吸水井、配水巷道、配水井壁龛、吸水井壁龛、电器壁龛和通道等几部分组成，都布置在3号煤层中。主排水硐室断面为矩形，净宽为4.2m，净高为4.0m，检修横梁高度为2.7m,支护厚度为150mm，净断面16.8m ，掘进断面18.67m ，材料消耗为1.87m 3 /m的混凝土，15跟/m的锚杆和1.25跟/m的锚索，采用锚喷+锚索支护；配水井断面为矩形，净宽为3m，净长为4m，支护厚度为100mm，净断面积为12.00m ，掘进断面积为13.12m ，材料消耗为1.04m 3 /m混凝土，15跟/m锚杆和1.25跟/m锚索。吸水井断面为半圆拱形，净宽为2m，净长为2m，支护厚度为100mm，净断面积为3.60m ，掘进断面积为5.50m ，材料消耗为3.00m 3 /m；配水巷道断面为半圆拱形，净宽为1.5m，净高为2.00m，支护厚度为200mm，净断面积为2.80m ，掘进断面积为4.30m ，材料消耗为1.49m 3 /m；配水井壁龛断面为半圆拱形，净宽为2.50m，净高为2.70m，支护厚度为250mm，净断面积为6.10m ，掘进断面积为8.30m ，材料消耗为1.80m 3 /m；吸水井壁龛断面为半圆拱形，净宽为1.80m，净高为2.50m，支护厚度为200mm，净断面积为4.20m ，掘进断面积为5.80m ，材料消耗为1.27m 3 /m；电器壁龛断面为半圆拱形，净宽为3.50m，净高为4.10m，支护厚度为300mm，净断面积为13.00m ，掘进断面积为17.20m ，材料消耗为3.35m 3 /m；通道断面为半圆拱形，净宽为2.40m，净高为3.20m，支护厚度为250mm，净断面积为6.60m ，掘进断面积为8.90m ，材料消耗为2.18m 3 /m；管子道 管子道断面为半圆拱形，净宽为2.40m，净高为3.20m，支护厚度为250mm，净断面积为7.10m ，掘进断面积为9.50m ，材料消耗为2.16m 3 /m；水仓井底水仓由主、副仓组成，为半园拱断面，净宽为3.0m，净断面积7.57m ，有效容积700m ，其中，外水仓有效容积为400m ，内水仓有效容积300m 。水仓能容纳矿井8h的正常涌水量，水仓清理采用射流泵清理，水仓泥浆泵排泥，同时加与人工辅助清理。井下消防材料库采用硐室式，断面为矩形拱形，采用锚喷支护，净宽为2.90m，净高为3.05m，硐室长20m，支护厚度为100mm，净断面积为7.90m ，掘进断面积为8.70m ，掘进工程量为176.1m ，主要材料消耗为混凝土19.24m 3 ，锚杆448.4根； 机修硐室 主要由机修间、充电室、变流室组成，都为半圆拱形。机修间净宽为3.80m，净高为3.90m，支护厚度为100mm，净断面积为13.30m ，掘进断面积为15.10m ，材料消耗为1.58m 3 /m；充电室净宽为3.60m，净高为3.60m，支护厚度为100mm，净断面积为11.60m ，掘进断面积为13.60m ，材料消耗为1.50m 3 /m；变流室净宽为3.40m，净高为3.20m，支护厚度为100mm，净断面积为9.60m ，掘进断面积为11.50m ，材料消耗为1.35m 3 /m；调度室 形式为隔开式，断面为半圆拱形，净宽为4.00m，净高为3.30m，净长6m，支护厚度为350mm，净断面积为11.40m ，掘进断面积为15.70m ，掘进工程量为94.2m 3材料消耗为料石27.86m 3 ，混凝土7.26m 3，隔墙2.77 m 3 ； 其他硐室为满足井下救护、调度等需要，在井底车场附近设置急救站、工具保管室、等候室、避难硐室等硐室。井底车场见插图25.3 建井工作计划5.3.1矿井建设方式土建工程和矿井工程同时开工，机电安装工程根据建设周期和资金到位情况统筹考虑，在矿井工程的主斜、副立井分别与井底车场、硐室、运输大巷、轨道大巷贯通后，随施工进度工期情况及时安装主斜井、副斜井提升设备、回风立井通风机设备和中央变电所设备，永久生产系统逐步到位。矿建、土建、安装三类工程应平行作业，同期移交。矿井建设考虑采用一次设计，一次建成的方式，主要理由如下：（一）分期建设、分期投产方式生产与施工相互干扰，对生产组织不利。（二）有利于尽早向集团公司提供足量的煤炭。施工方法在矿建、土建、设备安装三类工程的施工中，应尽力提高机械化水平，三类工程的施工应充分利用时间和空间，采取平行交叉作业，加快建井速度，缩短建井工期。合理使用人、材、物力，提高矿井建设的经济效益，地面生产系统应与矿井同步建设，同步投入使用。矿井移交标准矿井移交标准如下：一个条带回采工作面，两个掘进工作面，全部掘进设备安装到位。项目完成时井筒工程量1350m左右，煤巷5960m多米，同时，地面生产及辅助设施也应同步完成。 施工进度指标确定 施工进度指标的确定以煤炭工业矿井设计规范为依据，同时参考了国内施工队伍的实际水平进行确定，井巷工程施工进度具体指标确定如下： 立井表土段： 15m/月立井基岩段： 40m/月 煤巷： 400m/月硐室： 300m/月建井工期矿井施工工期为25个月，井巷工程与地面设施同步施工，同步建成。井巷工程施工进度详见施工进度图5-3-1，井巷工程量汇总表见5-3-1。 表5-3-1井巷工程量汇总表序号工程名称井巷长度(m)煤巷半煤岩巷岩巷合计1主立井(表土段)-30302主立井(基岩段)-3353353副立井(表土段)-30304副立井(基岩段)-3503505回风立井(表土段)-30306回风立井(基岩段)-3203207井底车场硐室300-2005008煤仓-15159进风行人行-16716710材料斜巷-14214216运输大巷950-95017轨道大巷1000-100018回风大巷1250-125019030101工作面运输顺槽1009-100920030101工作面回风顺槽1009-100921030101回采工作面184-18424合计5720-16197339 矿井施工进度表见插图36 采煤方法6.1采煤方法的选择 据地质报告，矿井可采煤层有3、10号煤层。 3号煤层：位于山西组中部，顶板岩性一般为砂质泥岩或中砂岩，底板岩性一般为砂质泥岩或泥岩。该煤层厚度为5.047.02m，平均厚度为6.32m，赋存稳定，厚度变化不大。 10号煤层：位于山西组底部，顶底板岩性为泥岩、中砂岩，底板岩性一般为砂质泥岩或细砂岩。该煤层厚度为4.996.47m，平均厚度为5.84m，全区可采上距3号煤层80.7m。 6.1.1采煤方法的选择根据煤层赋存情况3号、10号煤层采用综合放顶煤开采，此方法具有安全性好，经济效益好，巷道布置简单，万吨掘进率低，通风系统简单，工人的劳动强度小，产量高，机械化程度高等优点。因此，对于本矿的3、10号煤层开采，使用综放开采是有利的。设计确定3号10号煤层采用综合放顶煤采煤法。 达产时回采工作面个数及装备 矿井采用“一井一面“系统简单，通风容易，本矿井设计一个回采工作面，位于一盘区中间位置。3号煤层厚度6.32m，采高为2.5m，放顶高度为4.32m；工作面长度184m，推进长度1009m。采用“四六制”作业制度，日进度1.8m，年工作日按330d计算，正规循环系数取0.82d工作面年产量计算：放顶煤产量计算：Q采=bL*H*C+(L-6)*h*c*rn式中：L 回采工作面长度，m； H采高，2.5m，放顶煤开采； h放煤高度，3.82m，放顶煤开采； b日进度，2.4m；t年工作日，330d； r原煤容重，1.44t； C割煤回采率，为95 c放煤回采率，为75 正规循环系数。取0.82代入已知参数得： Q=2.4184*2.5*0.95+(184-6)*3.82*0.75*1.443300.82工作面产量为88.56万t/a掘进出煤按回采工作面产量10%考虑，则为： = 10%=88.5610%=8.86万t/a=88.56+8.86=97.4万t/a满足设计能力要求 6.1.2设备选型 选型设计原则根据井田的煤层赋存情况，回采工作面主要设备选型时重点考虑以下原则： 贯彻山西省煤炭工业局文件（晋煤行发200890号）精神要求，实现机械化开采。 设备选型要满足技术先进，生产可靠的前提，力求提高设备的开机率，达到高产高效。 充分考虑设备间的匹配性和衔接性，保证运输畅通，最大限度地发挥机械化优势。 为工作面创造快速连续开采的条件，加大回采工作面推进长度，减少搬家次数，保证快速搬家。同时做到采准工作快，效率高。 采煤机 根据采区工作面生产条件和生产能力，考虑到各采煤设备之间的配套关系，采煤机选型如下：3号煤层以一个综采工作面保证年产0.9Mt/a的生产能力，倾斜综放工作面日产量2797t左右。据资料统计，国内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，确定综放机组每班开机率为50%。（1）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，确定采煤机的采高为2.5m，因为3号煤的固定性系f=2.7，应采用的双滚筒采煤机。（2）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2.5m，所以双滚筒采煤机的滚筒直径大于或等于1.25m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。（3）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0.80m。（4）采煤机应具有的生产能力3号煤层年产97.4万t/a，年工作日330d，日产量2951t/d，除去掘进出煤量的工作面日产量为2683 t/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： 式中：Qm采煤机落煤能力，t/h；A回采工作面割煤日产量，1590t/d；L工作面长度，184m；Ls刮板输送机弯曲段长度，20m；Lm采煤机两滚筒中心距，取8m；K采煤机日开机率 ，根据经验取50%；C工作面回采率，取95%；Td采煤机反向时间，取5min；B采煤机滚筒截深，0.80m；H工作面平均采高，2.50m；煤的容重，1.44t/m3；根据采煤机的平均落煤能力计算采煤机的平均割煤速度，公式如下：式中：Vc采煤机的平均割煤速度，m/min；Qm采煤机落煤能力，178t/h；B采煤机滚筒截深，0.80m；H工作面平均采高，2.5m；煤的容重，1.44kg/m3；在采煤过程中，采煤机实际落煤量和割煤量速度是一个随机值，因此，采煤机的最大割煤速度较平均割煤速度应有一定的富裕量。式中：Vmax采煤机的最大割煤速度，m/min；Vc采煤机的平均割煤速度， K采煤机不均衡系数，取1.15。采煤机最大割煤能力：采煤机截割功率：N=60KbBHVmaxHw =60*1.3*0.80*2.5*1.26*0.60 =117.9kw式中：N采煤机截割功率，kW；Kb备用系数，取1.3；Hw采煤机割煤单位能耗，该矿取Hw=0.60kWh/m。根据以上计算，并考虑煤层的硬度，结合目前国内高产高效采煤工作面设备配置，采煤机选用MG200/475-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1.62.9m牵引速度05.8m/min截割深度0.80m机面高度1403.5mm适应煤层倾角6.5满足要求，故钢丝绳可行。提升机选择（1）提升机滚筒直径D=80d=3200mm D 1200=3000mm2JK-3.5/20型提升机，D=3500mm，B=1700mm，FJ=170kN，Fc=115kN，i=20，Vm=6.69m/s，Gj=1301.4KN。（2）卷筒宽度验算主提升立井，只提升煤炭，缠绕层数：K=1。卷筒宽度：钢丝绳单层缠绕B=1270mm1700mm钢丝绳在滚筒上的缠绕间距，取=3mm。满足要求。（3）强度验算最大静张力FJ=Qd+PHc=134kN170kN最大静张力差Fc=Q+PHt=64.0kN115kN满足要求。相对位置主立井提升系统见图7-1-1。图7-1-1 主立井提升系统图（1）天轮选择选固定天轮，其直径为D=80d=3200mm利用TSG3500型天轮，直径Dt=3500mm（2）过卷高度Hg=8mHj=Hr+Hg+Hp+0.75Rt+Hx=32.28m其它计算结果见图7-1-2。图7-1-2 提煤速度图及力图电动机功率验算（1）按温升条件验算 =5257106kg2s等效时间 Td=( t0+t1+t3+t4+t5)/2+t2+/3=49.44s等效力 10311kg等效功率 808kW900kWYPT560 8级电动机，900kW，10kV能满足要求。（2）按过负荷条件验算电动机额定力 =12624kgFmax/Fe=1.490.75=1.5符合要求。（3）按特殊力验算在更换水平或打开离合器作单钩提升时：Fr=(Qc+PHc)=8412kg Fr/Fe=0.670.9=1.8符合要求提升能力验算 113kt/a式中：C不均衡系数，C=1.1。富裕系数1.26基本满足生产能力要求。8.2副立井提升设备副井为立井，安装1部JKM-2.84型多绳摩控擦提升机，配用电动机500kW，完成全矿井的辅助提升井。升降最重件液压支架时，必须把前探梁拆掉，拆掉前探梁后液压支架的重量为14t，此时需在另一侧罐笼加配重10t（配重平均分2次升降）。在这种条件运行时，选择的设备能满足本次设计的要求。 设计依据（1）井筒：矿井为立井开拓，垂深Hs=361m（2）工作制度：b=330d/a，t=16h/d（3）最大班提升量：矸石：109t（按5%计）最大班下井人数：99人炸药、雷管：2次/班材料、设备：30车/班砂子、水泥：45车/班保健车：2次/班其它：5次（4）矿车：MGC1.1-6A自重：QZ610载重：Q1800（5）1t矿车单层双车4绳宽罐笼GDG1/6/1/2（每次提2个车）自重：QC11000（根据矿方提供资料，该罐笼最大承载能力16t）全高：Hr=6677载人数：38人（6）1t矿车单层单车4绳标准窄罐笼GDG1/6/1/2K自重：QC11000全高：Hr=6677载人数：10人（7）大件重量：端头液压支架16.2t，将其前探梁拆掉后，其重约为14t（矿方提供）。（8）载重平板车： 型号：MPC15-6 自重：1240（9）材料车、平板车 型号：MLC2-6 MPC2-6（10）提升方式：双罐笼提升，罐笼间距S=1737（11）提升最大件时配重：Qp=10t（配重分2次升降）2、钢丝绳选择：（1）分别计算各种载荷时的绳端荷重Qd= n（Q+Qz）+QC式中：Q载重量，kg；Qz矿车自重，kg；QC罐笼自重，kg。提矸时：Qd=15820kg提人时：Q人=13850kg提最大件时：Q大=26050kg（2）悬垂长度：Hc=Ht+HJ+Hh=465m式中：Ht提升高度：31m；HJ井架高度， HJ=80m；Hh尾绳环高度， Hh24m。（3）钢丝绳单重（提最重件）：主绳选用30ZBB6V37+FC 1670 541 357ZZ（SS）钢丝绳4根(左、右捻各半)。其主要技术特征：直径：d=30mm 最大钢丝直径=2.2mm单位重量：Pk=3.57kg/m抗拉强度：=1670MPa钢丝绳破断力总和：Qq=541kN钢丝破断拉力系数：1.177（4）尾绳选择P849 13221 1470 960 732的扁钢丝绳2根。其主要技术特征：断面（宽厚）13221mm单位重量：qk=7.32kg/m抗拉强度：=1470MPa钢丝最小破断力总和：QP=960kN（5）系统不平衡重量计算：=2qk-4pk=0.36/m/4pk=0.025=2.5%8.0325提人：m人=14.219.0445提最重件：m重8.3778.0325（2）比压计算=1.77MPa1.96 MPa5、选择电动机（1）提升高度H=256m （2）提升速度 8m/s（3）利用现有的YR系列12级电机1台,其技术参数如下：额定功率：Ne=500kW额定电压：Ve=10KV额定转速：ne=480r/min转动惯量：J=157m2电动机的变位重量： 实际提升速度（提升最重件按2m/s的速度运行）：9 矿井通风与安全 2005年监测瓦斯相对涌出量6.21m/t，二氧化碳相对涌出量7.73m/min。矿井瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井。9.1 风量计算矿井总风量是井下各工作地点的有效风量和各条风路上漏风量总和。矿井总风量的分配要根据实际需要由里往外细致分配。分配给各用风点的风量，必须符合煤矿安全规程中有关规定。煤矿安全规程规定：采区回风道、采掘工作面回风道中甲烷和二氧化碳浓度不得超过1%，采掘工作面的空气温度不得超过26采掘工作面的进风流中，按体积计算，氧气不得低于20%，二氧化碳不得高于0.5%。根据煤矿安全规程，矿井需要的风量按下列要求分别计算，并选取其中的最大值：（一）按井下同时工作的最多人数所需风量计算：Qkj=4NK=4991.8=712.8（m /min）=11.88m/s式中 4每人每分钟供风标准m/min，人； N井下同时工作的最多人数，99人；K矿井通风不均匀系数，本矿井采用中央并列式通风取1.8。（二）按采煤工作面、掘进工作面、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算： Qkj(Qcj十Qjj十Qdj十Qqt)Kkt式中 Qkj矿井总风量，ms； Qcj采煤工作面实际需要的风量总和，ms； Qjj掘进工作面实际需要风量的总和，ms； Qdj硐室实际需要风量的总和，ms； Qqt其它用风地点所需风量的总和，ms；Kkt矿井通风系数，取1.2。1、采煤工作面实际需要风量的计算：（1）按瓦斯涌出量计算Qcj=100qcKc =1006.21.4 =868 m/min=14.47m/s式中： qc采煤工作面绝对瓦斯涌出量，为6.2m/min； Kc采煤工作面瓦斯涌出量不均匀的风量备用系数，1.4。（2）按回采工作面温度计算：Qcj=60VcScKi =601.0151.35=1215mmin=20.25ms式中 Vc与计算工作面的温度相对应的风速，取1.0m /s；Sc工作面的平均有效断面积，为15m；Ki工作面长度系数，工作面长度184m，取1.35（3）按人数计算Qcj=4N =446=184mmin=3.06ms式中: N采煤工作面内同时工作的最多人数,为46人；经计算,按回采工作面温度计算的风量最大,故回采工作面风量取最大值：Qcj=20.25m/s。（4）按风速进行验算根据规定,回采工作面最低风速为0.25m/s,最高风速为4m/s的要求进行验算。采用最低风速验算：Qcj15S采大=1515=225mmin=3.75 m/s采用最高风速验算：Qcj240S采小=24012.84=3081.6mmin=51.36m/s所以3.7520.2551.36满足风速要求。2.掘进工作面实际需要风量的计算：（1）按瓦斯相对涌出量计算：Qjj100q掘kd 1006.21.81116mmin=18.6m/s；式中：q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，6.2mmin；kd掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取Kd=1.8；（2）按人数计算Qjj=4N=415=60m3min=1ms式中： N掘进工作面内同时工作的最多人数,15人。（3）按局扇的实际吸风量计算综掘工作面配备一台JBT62-2型局部扇风机，其风量本设计取390m/min。掘进工作面配风量按下式计算：Qjj=Q局kf =3901.3=507m /min=8.45ms式中： Q局局扇吸风量, mmin；kf为防止局扇吸循环风的风量备用系数,取1.3。经计算, 按局扇的实际吸风量计算的风量最大,故掘进工作面风量取最大值：综掘取8.45ms。风速验算, 掘进工作面风速满足要求。Qjj 15S掘大=1510.5=157.5m /min=2.63msQjj 240S掘大=24010.5=2520m /min=42ms风速满足要求，因为是一采两掘，同时掘进面停工不停风，故而掘进风量取（2+1)*8.45=25.35ms3. 硐室需要风量采区变电所3 ms井底车场独立回风，中央变电所需要3m3/s，电机车维修硐室独立供风4m3/s，水泵房、等候室、避难硐室等均为串联通风无需独立供风，需供风3m3/s， 4 其他需风量其它用风地点主要包括搬家倒面时备用工作面配风、备用掘进巷道配风和联络巷道的配风等，备用工作面配风取10.12ms；其余用风地点所需风量的总和按已求得的风量的5即6.87ms考虑：矿井总风量为：Qkj(20.25+25.35+3+10+6.87)1.2594.48ms，取95ms根据以上两种计算方法，取其最大者，故确定矿井总风量为95ms。9.2 矿井通风系统和风量分配一、通风方式根据开拓部署，矿井采用中央分列式通风方式。主扇的工作方式采用抽出式。二、风井数目、位置、服务范围及服务年限根据井田开拓部署，主副井为进风井，布置两个回风井回风，前期布置一个，后期布置一个。本次通风设计只考虑矿井前20a的生产情况，后期应考虑更换风机或电机。三、掘进通风及硐室通风根据矿井开拓和采区巷道布置，矿井达产时，配备一个回采工作面和两个掘进工作面，掘进面采用独立通风。掘进工作面采用JBT62-2型局部扇风机通风，电机功率28kW。四、通风系统和风量分配1、通风系统矿井通风方式为中央并列式，由主.副井进风，通过运输大巷，轨道大巷转进条带运输顺槽冲洗工作面后由轨道顺槽进入专门的回风大巷至回风立井排至井外。2、风量分配（1）分配的原则：对掘进工作面风量，一般根据巷道断面大小，送风距离，煤岩巷三个因素按所送局部通风机性能供风。井下火药库，充电室，应单独供风。a) 分配风量，各巷道的瓦斯和有害气体的浓度，应根据煤矿安全规程要求不得超过规定限度。b) 备用工作面分配风量，按相适应条件的生产工作面风量的一半。（2）分配的方法：将矿井总风量分配到井下各用风地点：回采工作面：26ms；综掘工作面：2*11ms；备用回采工作面（搬家倒面时配风）：13 ms；带区变电所：3 ms井底车场： 10ms其它用风地点：34ms9.3 计算负压及等积孔井巷通风总阻力是选择矿井主扇的重要因素之一。所以，在选择主扇之前，必须首先计算井巷通风阻力。9.3.1计算原则（一）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，沿着这两条风路分别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。（二）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 m/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。（三）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），必要时需对某些局部巷道采取降低风阻的措施。（四）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。9.3.2计算方法通风阻力的计算包括摩檫阻力和局部阻力两个部分，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。造成这种冲击与涡流的阻力即称局部阻力，由于这种阻力所产生风压损失就称局部阻力损失。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%。根据两个时期通风阻力最大的风路，分别计算出各区段井巷的摩擦阻力。h摩=aLPQ2/S3= RQ2式中：h摩摩擦阻力,Pa；a摩擦阻力系数，N.s2/m4；L井巷长度，m；1P井巷净断面周长，m；Q通过井巷的风量，m/s；S1井巷净断面积，m；R井巷摩擦风阻，缪。将以上计算出来的各数值填如下表（其中表中的所列数值，空气为1.2kg/m 表6-3-1 通风容易时期负压计算表序号井 巷名称 支护形式摩阻系数a (Ns2/m4)周长P (m)长度L (m)断面S (m2)S3 (m3)R (ku)Q (m3/s)Q2h (Pa)V (m/s)1副立井砌碹0.00520.4136533.1836528.273430.001019715732493.313 1.72 2井底车场锚喷0.00615.456016.314338.7225910.0012819444722092.832 2.88 33号煤轨道大巷锚网喷0.00614.412012.62000.3760.00518302644193610.034 3.49 4运输顺槽锚网0.01213957.110.51157.6250.128977519391521196.175 3.71 5回采工作面液压支架0.033171841749130.02101038139152131.957 2.29 6轨道顺槽锚网0.01213.4987.110.51157.6250.13711321391521208.549 3.71 73号煤回风大巷锚网喷0.007513.8617.412.82097.1520.000862476947614.106 5.39 83号煤回风大巷锚网喷0.007513.862012.82097.1520.0009913445833643.335 4.53 9回风立井砌碹0.003217.2735017.275150.8275830.00375520295902533.891 5.50 10小 计516.364 11合 计(增加10%的局部阻力)hf=568Pa表6-3-2 通风困难时期负压计算表序号井 巷名称 支护形式摩阻系数a (Ns2/m4)周长P (m)长度L (m)断面S (m2)S3 (m3)R (ku)Q (m3/s)Q2h (Pa)V (m/s)1副立井砌碹0.00520.4136533.1836528.273430.001019715732493.313 1.72 2井底车场锚喷0.00615.456016.314338.7225910.0012819444722092.832 2.88 33号煤轨道大巷锚网喷0.00614.496812.62000.3760.0418097444193680.944 3.49 4运输顺槽锚网0.01213133210.51157.6250.179498542391521273.017 3.71 5回采工作面液压支架0.033171841749130.02101038139152131.957 2.29 6轨道顺槽锚网0.01213.4136210.51157.6250.189188727391521287.756 3.71 73号煤回风大巷锚网喷0.007513.86810.612.82097.1520.040179191796241250.758 6.17 8回风立井砌碹0.003217.2735017.275150.8275830.00375520295902533.891 5.50 9小 计1008.18210合 计(增加10%的局部阻力)hf=1109Pa通风容易时期通风立体示意图见大图通风困难时期通风立体示意图见图插图5沿着上述两条风路，将各区段的摩擦阻力叠加起来并考虑适当的局部阻力系数（一般不细算局部阻力）。即可算出通风容易和困难两时期的井巷通风总阻力分别为：hrmin=1.15hfrmin=568Pahrmax=1.15hfrmax=1109Pa实际容易与困难时期的矿井总风阻和总等积孔计算如下：Rmin=hrmin/Q=568/95=0.0629N.S/m8Rmax=hrmax/Q=1109/95=0.123N.S/m8= 矿井通风阻力等级分类 +表9-3-3 等积孔表等积孔（m2）矿井通风阻力等级矿井通风难易程度评价1大阻力矿难12中阻力矿中2小阻力矿易根据表9-3-3可知，矿井通风是比较容易的。煤矿工业设计规范规定：矿井的通风等积孔在最大负压时，一般不小于1 m。本矿井通风困难时的等积孔为3.39m，符合规范要求。又从矿井通风阻力等级分类可知，本矿井为小阻力矿井。9.4选取扇风机 矿井通风设备包括主扇和其它的电动机，须选择主扇，然后选择电动机。根据煤炭工业设计规范等技术文件的有关规定，进行通风备选型时，应符合下列要求：1.风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求，并适当照顾二水平通风；在风机的服务年限内其工况点应在合理的 工作范围之内。2.当风机服务年限内通风阻力变化较大时，可考虑分期选择电机，但初装电机的使用年限不小于5年。3.风机的通风能力应有一定的富余量。在最大设计风量时，轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用最大值小50；风机的转速不大于额定值90%。4.考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐闸门调节。5.正常情况下，主要风机不采用联合运转。本矿属于低瓦斯矿井，布置中央回风立井，主、副斜井进风。本设计选择回风立井通风机，服务年限约20a。主扇工作方式为抽出式。矿井总风量为94m/s，矿井通风容易时期负压为760.2Pa，困难时期为1359.3Pa。 选择主扇通常用扇风机的个体特征曲线来选择，要先确定通风容易和困难两个时期主扇运转的工况点。为此，就要用以下方法分别标出两个时期的工作效率。（一）确定扇风机所需风量：Qf=KQ总=1.195=104.5m/s式中：K为通风设备漏风系数，由于风井不做提升用，故K取1.1。（二）确定扇风机所需全压： Hmin=hminhhz=568+148+0=716PaHmax=hmaxh+hz=1109+148+0=1257Pa式中：h通风设备阻力损失（包括风硐损失）约15mmH2O，取h=148Pa；hz自然风压，因进、出风井井口标高差0m，故hz取0。（三）网路阻力系数： Rmin=HminQ= 0.0793 Rmax=HmaxQ=0.1393（四）网路特性曲线方程：Hmin=0.0793Q Hmax=0.1393Q 据上面选择主扇的Hmin=716Pa Hmax=1257Pa Qf=104.5m/s，在个体特征曲线符合的情况下，选择主扇风机型为：FBCDZ-6-No25B，配套电机YBF450S1-10，2160KW转速n=580r/min,16个叶片。叶根安装角为52/44 (困难) 46/38 (容易)。将上述曲线置于FBCDZ-10-No25B 型风机性能曲线图上即得风机运行工况点，工况点图见插图6工况点参数如下：通风容易时期：Q1=106.4m3/s， H1=897.7Pa , 1=68%；通风困难时期：Q2=108.2m3/s， H2=1630.8Pa, 2=82%；二、 选择电动机由扇风机特性曲线可知，扇风机在通风容易和困难时期的输出功率为：Nfmin=181KW Nfmax=309KW根据设计手册有关规定，则在通风容易时期用功率较小的电动机，通风容易时期电动机的输出功率用下式计算：N1=KQ1H1(10001c)=168.5kWN2=KQ2H2(10002c)=258kW式中：K备用系数，取K=1.2； c传动效率；直接传动时, c=1；通过计算可知， 该矿选用两台FBCDZ-10-No25B型轴流式扇风机，一台工作，一台备用。所选择的扇风机有以下优点：扇风机体积小，风机房构筑简单，不需要反风道反风，通风设备布置简化，节省建筑投资。扇风机反转反风，反风速度快，风量大。扇风机效率高，节能效果好。三、反风措施：矿井反风采用扇风机反转反风，所选扇风机反风风量能够满足设计要求。9.5 安全生产技术措施煤矿生产从事地下作业，存在着水、火、瓦斯、煤尘、及顶板冒落五大自然灾害，对于保证矿工的人身安全和矿井正常生产有中重要的意义。9.5.1瓦斯与煤尘爆炸的防治措施（一）预防瓦斯爆炸的措施本矿虽为低瓦斯矿井，但不能有麻痹思想，对于瓦斯的管理不能有半点马虎，必须加强瓦斯的日常管理，防止瓦斯爆炸。1、必须加强通风管理，矿井通风必须做到连续、有效、稳定；井下各用风地点的风量必须严格控制，达到设计所要求的风量。2、采掘工作面和生产巷道中的瓦斯浓度必须严格控制在煤矿安全规程允许范围之内，并要及时处理局部积存的瓦斯，当局部瓦斯超限时，必须马上停产进行处理，待瓦斯浓度降低到煤矿安全规程允许范围之内时方可恢复正常生产。3、局部巷道风速过高或过低时，应利用井下通风设施来保证巷道的最高和最低风速要求，满足煤矿安全规程的要求。4、在回采工作面以及相连的工作面巷道中、掘进工作面设置瓦斯传感器，动态检测瓦斯中的瓦斯含量，并将信息及时传输到地面的控制室，在主要地点设置瓦斯断电仪，当瓦斯浓度超限时，及时切断电源，必须配备专职瓦斯检查员。5、为防止瓦斯灾害事故的扩大，应在井下主要地点设置隔爆水棚，回风井井口设防爆门，主要通风机能及时反风。6、严格控制和管理生产中可能的引火热源，绝对禁止明火入井。7、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。8、必须使用矿用安全炸药，井下放炮要实行“一炮三检”制度。（二）预防煤尘爆炸的措施根据地质报告资料，本矿和具有煤尘爆炸危险性，为了确保矿井的安全生产，改善工作环境，保护工人身体健康，生产过程中必须采取以下措施。1、矿井必须建立完善的防尘供水系统。 2、采煤工作面必须采取煤层开采前预注水、根据采区巷道布置和采煤方法，结合煤层特征，采煤工作面煤层注水选用下向双向短钻孔注水方式，即在回采顺槽内超前工作面推进度1个月，垂直煤壁，打双向短钻孔的注水方式。根据煤层节理裂隙发育，工作面长度、注水时间、注水压力和注水钻机能力等，确定钻孔长度为65m，钻孔角度与煤层角度基本一致。钻机选用MYZ-200、22kW钻机4台，钻孔直径65mm，钻孔间距20m。封孔方式采用水泥砂浆封孔。设计封孔深度暂按5m考虑。选用动压注水系统。3、采煤工作面必须采取喷雾、洒水及其它综合防尘措施。4、掘进工作面必须采用湿式钻眼、冲洗井壁巷帮、水炮泥、爆破喷雾、装岩(煤)洒水和净化风流等综合防尘措施。5、采掘机械均应安装有效的内外喷雾装置，严禁干式作业。6、煤仓放煤口、输送机、装煤机和其它煤炭转载点等地点都必须敷设防尘供水管路，并安设支管和阀门，配备喷雾洒水装置或设置除尘器，并保持喷雾洒水系统的完好性，作业时进行喷雾降尘或用除尘器除尘，液压支架架间喷雾降尘。7、必须及时清除巷道中的浮煤、清扫或冲洗沉积煤尘，应定期对主要大巷进行刷浆工作，定期撒布岩粉，以减少巷道中堆积的落尘。8、加强通风管理，控制巷道风速，防止煤尘飞扬。9、井下所有局部扇风机均按要求设除尘器。10、根据煤矿安全规程第155条规定的矿井井下的各相关地点必须用水棚或岩粉棚隔开，矿井应每周至少检查1次隔爆设施的安装地点、数量、水量或岩粉量及安装质量是否符合要求。11、采取有效措施防止引燃，杜绝非生产需要的火源，严格控制生产中可能发生的热源。9.5.2预防井下水灾的措施（一）在采掘过程中，对矿井井下存在采空区、小窑破坏区应采用先进的探测方法准确探明其位置及特征，留设足够的安全保护煤柱，防止矿井突水事故的发生。不可存在侥幸心理盲目开采。（二）矿井必须作好采区、工作面水文地质探查工作，选用物探、钻探、化探和水文地质实验等手段查明构造发育情况及其导水性，主要含水层厚度、岩性、水质、水压以及隔水层岩性和厚度等。（三）采掘工作面发现有透水预兆（挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板来压、顶板淋水加大、底板膨鼓或产生裂隙，出现渗水、水色发浑、有臭味等异状）时，必须停止作业，采取措施，报告矿调度室。如果情况危急，必须立即发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。（四）井底车场及下山巷道中设置容量足够的水仓及排水设备；主排水泵房和主变电所通道内设置密闭门。（五）井下探放水措施1、探放水原则在接近采空区、含水层、水文地质复杂地段又情况不明时，必须进行探放水，做到“有掘必探、先探后掘”。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、有臭味等异状时)，必须立即发出警报，撤出所有受水患威胁地点的人员。2、探水线的规定井下探水时，必须从探水线开始，探水掘进。探水线应根据积水区的位置、范围、水文地质条件及其资料的可靠程度，以及采空区、巷道受矿山压力的破坏情况等因素决定。对矿井开采所造成的老空、老巷、水窝等积水区，如其边界位置准确，水压不超过1013KPa，探水线至积水区的最小距离：在煤层不得少于30m，在岩层中不得少于20m；如虽有图纸资料，但不能确定积水区边界时，探水线至推断积水区边界的最小距离不得小于60m。对有图纸资料可查的老空，探水线至老空边界的最小距离不得小于60m；对没有图纸资料可查的老窑，可根据已了解到的小窑开采最低水平，作为预测的可疑区，再由可疑区向外推100m作为探水线。3、探放水措施 （1）制定探放水措施及应急预案；（2）保证3台主水泵正常运行； （3）探放水期间停止生产，撤出与探放水无关人员； （4）探放水人员要熟悉避灾路线；（5）探放水作业严格按照作业规程、操作规程作业。（6）加强钻场附近的巷道支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和栏板。（7）清理巷道，挖好排水沟。探水钻孔位于巷道低洼处时，必须配备与探放水量相适应的排水设备。（8）在打钻地点或附近安设专用电话。（9）测量和探放水人员必须亲临现场，依根据设计，确定主要探水孔的位置、方位、角度、深度以及钻孔数目。(10）钻孔放水前，必须估计水量，根据矿井排水能力和水仓容量，控制放水流量；放水时，必须设专人监测钻孔出水情况，测定水量、水压，做好记录。若水量突然变化，必须及时处理，并立即报告矿调度室。探水钻孔布置：探水钻孔水平呈扇形布置，垂直方向向上仰10-15，每组布置3-5个钻孔。4、探放水设备根据矿井通风安全装备标准，井下探放水钻机，型号为MYZ-200，数量为4台，9.5.3火灾预防措施（一）在井底车场巷道内以及变电所没有防火铁门；（二）在井下电器设备选用隔爆型，硐室用耐火材料砌碹；（三）井下设有防火材料以及消防列车房；（四）安设防火水管，并备有水龙头；（五）对井下采空区以及废巷道要及时封闭，对采空区喷洒阻化剂；（六）通风设备具有反风功能（七）井下工作人员都必须熟悉灭火器材的使用，并熟悉自己工作区域内器材的存放地点，硐室内不准放汽油、煤油和变压器油，井下使用的润滑油、棉纱布和纸不准乱扔乱放，应放在盖严的铁桶内，专人带到地面处理，严禁将剩油、废油洒在巷道、硐室内。9.6.4预防顶板事故的措施 （一）严格控制控顶面积，使其限制在作业规程规定的范围内。 （二）回采工作面初次来压、周期来压、顶板异常，在集中压力带下和回采工作面收尾时，必须制定相应的特种支护措施。 （三）及时支护，严格敲帮问顶制度，存在隐患时要处理后再作业。（四）井下职工必须进行培训学习，贯彻规程，做到应知应会，持证上岗。（五）加强顶板监测，避免冒顶事故。 （六）工作面支架必须及时支护，架设牢固，并有防倒安全措施。工作面应严格按照作业规程操作。9.6.5井下避灾线路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。（一）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。（二）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：运输顺槽集中运输巷运输大巷(轨道巷)主斜井(副立井)地面回采工作面回风顺槽回风上山回风大巷回风立井地面(反风时)运输上山（轨道上山）运输大巷(轨道大巷)主斜井(副立井)地面掘进工作面回风上山回风大巷回风立井地面(反风时)（三）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。9.6.6矿山救护大队的设置依据煤矿救护技术服务协议，矿山成立自己的救护队，且距离矿井满足煤矿安全规程的要求。救护队编制为3个小队，每队由9人组成，小队正、副队长各1人，其中救护队队长为专职，并配专职仪器装备维修工，负责日常工作。队员由符合矿山救护队员条件的工人、工程技术人员和干部兼职组成。专职救护队直属矿长领导，业务上受矿总工程师和矿山救护队领导。9.6.7井下安全避险“六大系统”安监总煤装2010146号文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：“建设完善煤矿井下监测监控、人员定位、紧急避险、压风自救、供水施救和通信联络等安全避险系统（简称安全避险六大系统），全面提升煤矿安全保障能力”，根据上述要求，建设完善安全避险“六大系统”如下：（一）建设完善矿井监测监控系统。煤矿企业必须按照煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范(AQ1029-2007)的要求，建设完善安全监控系统，实现对煤矿井下瓦斯、一氧化碳浓度、温度、风速等的动态监控，为煤矿安全管理提供决策依据。要加强系统设备维护，定期进行调试、校正，及时升级、拓展系统功能和监控范围，确保设备性能完好，系统灵敏可靠。要健全完善规章制度和事故应急预案，明确值班、带班人员责任，矿井监测监控系统中心站实行24小时值班制度，当系统发出报警、断电、馈电异常信息时，能够迅速采取断电、撤人、停工等应急处置措施，充分发挥其安全避险的预警作用。设计按上述要求配备了KJ76N矿用安全生产监控系统。（二）建设完善煤矿井下人员定位系统。煤矿企业必须按照煤矿井下作业人员管理系统使用规范（AQ1048-2007）的要求，建设完善井下人员定位系统，并做好系统维护和升级改造工作，保障系统安全可靠运行。所有入井人员必须携带识别卡（或具备定位功能的无线通讯设备），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。要进一步建立健全制度，发挥人员定位系统在定员管理和应急救援中的作用。该矿设计选用一套KJ125人员定位系统，可满足上述要求。（三）建设完善矿井压风自救系统。煤矿企业必须在按照煤矿安全规程要求建立压风系统的基础上，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，进一步建设完善压风自救系统。空气压缩机应设置在地面；井下压风管路要采取保护措施，防止灾变破坏。矿井掘进工作面要安设压风管路，并设置供气阀门。本设计在工业场地设集中式压风机站，通过敷设于副斜井井筒、井下大巷的压风管路，向掘进工作面输送压缩空气。压风自救装置设在压缩空气管路上，为所有采掘作业地点提供压缩空气。压风自救装置设置在距离采掘工作面25-40m巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人叫所在的位置以及回风巷道有人作业外。长距离的掘进巷道每隔50m设置一组压风自救装置。每个压风自救装置一般可供5-8人使用，压缩空气供给量，每人不少于0.3m3/min。井下压风管路要采取保护措施，防止灾变破坏。（四）建设完善矿井供水施救系统。煤矿企业必须按照煤矿安全规程的要求，建设完善的防尘供水系统；除按照煤矿安全规程要求设置三通及阀门外，还要在所有采掘工作面和其他人员较集中的地点设置供水阀门，保证各采掘作业地点在灾变期间能够实现提供应急供水的要求。要加强供水管路维护，不得出现跑、冒、滴、漏现象，保证阀门开关灵活。矿井供水施救系统水源引自高山水池(生活用水)，管道由副斜井井引入井下，送至采掘工作面及一切工作地点。每隔50m设置供水阀门，在支管处设置三通。井下供水施救管路要采取保护措施，防止灾变破坏。每隔一个月对供水施救管路进行维护，防止管路出现跑、冒、滴、漏，保证在灾变期间提供应急供水。（五）建设完善矿井通信联络系统。煤矿企业必须按照煤矿安全规程的要求，建设井下通信系统，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，进一步建设完善通信联络系统。在主副井绞车房、井底车场、运输调度室、采区变电所、水泵房等主要机电设备硐室和采掘工作面以及采区、水平最高点，应安设电话。井下避难硐室（救生舱）、井下主要水泵房、井下中央变电所和突出煤层采掘工作面、爆破时撤离人员集中地点等，必须设有直通矿调度室的电话。要积极推广使用井下无线通讯系统、井下广播系统。发生险情时，要及时通知井下人员撤离。矿井现设有一套HJD-256型数字程控调度交换机，政、调合一，容量256门实现矿井内部行政、生产调度、外部通信，能够满足整合后矿井内部行政、生产调度的需要。按照煤矿安全规程第478条之规定，结合本矿井现通信状况，利用矿井现有一套数字程控行政、调度交换机，确保矿井安全生产，保证通信联系畅通。（六）建设完善井下紧急避险系统。煤矿企业必须按照煤矿安全规程的要求，为入井人员配备额定防护时间不低于30分钟的自救器。煤与瓦斯突出矿井应建设采区避难硐室，突出煤层的掘进巷道长度及采煤工作面走向长度超过500米时，必须在距离工作面500米范围内建设避难硐室或设置救生舱。煤与瓦斯突出矿井以外的其他矿井，从采掘工作面步行，凡在自救器所能提供的额定防护时间内不能安全撤到地面的，必须在距离采掘工作面1000米范围内建设避难硐室或救生舱。矿井投产时，20101带区设1个采煤工作面和一采区设2个顺槽掘进工作面，根据井下紧急避险系统设计要求，本次设计在井下设LD-30型可移动分体式避难所配置系统，20101带区设1台。LD-30型可移动分体式避难所配置系统设置在20101带区进风巷。10 经济部分矿井设计概算的单位工程为编制对象，它是根据矿井初步设计的内部和国家规定的概算指标来确定建成该单项工程所需全部费用的文件，是初步设计的重要组成部分。矿井设计概算的费用组成包过四个部分：1、建筑安装工程费用，其中包括井巷工程费用，土建工程费用，土建工程费用和安装工程费用三个部分；2、设备及工具购置费用；3、其它基本建设费用4、预备费；本设计只计算矿井井巷工程概算费用并汇报总井巷部分总投资和吨煤，井巷校核指标。 井巷工程概算的编制依据（一）矿井初步设计的井巷工程部分； （二）煤炭工业部一九八六年颁发的煤炭工业建筑安装工程间接费定额（186）煤基字第954号文颁发一九八八年统配煤矿总公司又以（88）煤基字第415号文，对间接费定额作了部分调整。（三）煤炭工业部一九八七年九月一（87）煤基字第511号又颁发的煤炭井巷工程综合预算定额和煤炭井巷工程辅助费预算定额及矿井所在地区这两个地区单位价格表。（四）矿井所在地区的材料预算价格；（五）矿井所在地区的工资单价；（六）煤炭部规定的矿井建设单位工程统一名称表（七）建设单位及施工单位的有关协议；（八）煤炭部规定的煤炭工业设计规范 井巷工程概算的编制方法（一）编制井巷工程直接定额费单位组合表（二）以井巷工程为单位，按井巷工程概算表的栏目逐项计算该单位工程，在计算第二个单位工程，各单项工程的计算顺序是按照煤炭部规定的矿井建设单位工程统一名称表所列的先后顺序。（三）以井巷工程为单位，按井巷工程概算价值计算完之后，再按统一名称表规定的19个生产环节，分别汇报总各个生产环节井巷工程的概算总值。在19个生产环节中有井巷工程的主要有：一、井筒；二、井底车场及硐室；三、主要巷道及回风道；四、采区；五、排水系统；六、供电系统等六个生产环节。最后汇总全矿井的井巷工程概算总投资。三、矿建工程费用的计算方法矿建工程费用包括直接定额费，辅助费，其它直接费，现场经费等，其中直接费率取5%，现场综合费率取8%，间接费综合费率取25%，利润率取8.5%综合折算费率取3.62%，劳保费率取8.7%，直接定额费综合调整系数取1.1，辅助费综合调整系数取1.05，定额编制管理费率取0.15%。各费用计算方法如下：（一）直接工程费=直接定额费+辅助费+其它直接费+现场经费1、直接定额费=工程数量定额单价2、辅助费=工程数量辅助率单价3、其它直接费=（直接定额费+辅助费）其它直接费率4、现场经费=（直接工程费+辅助费）现场经费率（二）间接费=直接工程费间接费综合率（三）利润=（直接工程费+间接费）+利润（四）地区差价=（直接定额费*直接定额费综合调整系数-1）+辅助费（辅助费综合调整系数-1） （1+定额编制管理费率）（五）劳动保险费=（直接工程费+间接费+利润+地区差价）劳动保险费率（六）税金=工程结算收入（含税金）综合结算税率 劳动定员和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。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。定员依据（一）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。（二）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11%；矿井井下工人占原煤生产工人的百分比一般为7580%。（三）各类人员在册人数=出勤人数在册系数各类人员在籍系数为：井下工人为1.4，地面工人为1.3，管理人员、服务人员及其它人员1.0。 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。（一）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20t/人。则，本矿每日原煤生产人员出勤人数=2796/20=140（人）其中，管理人员出勤人数=原煤日产人员出勤人数11%=14011%=15（人）生产工人出勤人数=原煤生产人员出勤人数89% =17489%=125（人）其中，井下工人出勤人数=生产工人出勤人数75%=12575%=94（人）井上工人出勤人数=生产工人出勤人数25%=12525%=31（人）（二）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%1.2）=125（0.751.4+0.251.2）=169（人）管理人员在册人数=管理人员出勤人数1.0=151.0=15（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 =169+15 =184（人）（三）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=18412%1.0=22（人）其它人员在岗人数=原煤生产人员在册人数2%1.0=1842%1.0=4（人）（四）汇总一定员总数，按下列表式汇总全矿定员总数=原煤生产人员+服务人员在岗人数+其它在岗人数=184+22+4=210（人）表10-2-1 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12594311.351.41.2169132372行政管理及技术人员原煤生产人员合计151401.01.31151843服务人员221.0224其它人员41.045全矿定员总人数1661.26210四、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 =2796/210 =13.31t/人五、汇编设计技术经济指标根据矿井的地质条件，矿井开拓方式，采煤方法，各生产系统的主要技术方案，及设备选型，采区及回采工作面数目和主要参数，建井工期安排，定员人数投资，生成成本及工作制度等方案和指标经济技术指标表。表10-2-2 矿井主要技术经济指标表序号项目名称单位指标备注1矿井设计生产能力kt900kt/a（1）年产量Kt92.3（2）日产量T27962矿井服务年限年52.13矿井设计工作制度四六制（1）年工作天数天330（2）日工作班数班四三班出煤4煤质1/3焦煤、肥煤牌号气煤和长焰煤灰份Ag25.29%原煤挥发份Vr36.04%原煤5地质储量万t10393.2可采储量万t6568.46煤层情况可采煤层数层2层2# 5#可采煤层总厚度m12.16煤层倾角度8-15煤的容重t/m31.44（3号） 1.51（10号）7井田范围（1）东西长度m2890（2）南北宽度m2600（3）井田面积Km25.7378开拓方式立井开拓9井筒类型及长度（1）主井m380（2）副井m365（3）风井m35010带区个数个 411回采工作面个数长度m18412回采工作面年进度m 79413采煤方法综合机械化放顶开采14顶板管理方法全部跨落法15采煤机械化装备综合机械化开采（1）采煤机械双滚筒采煤机（2）工作面支架形式液压支架（3）工作面运输机械刮板输送机（4）顺槽运煤机械皮带800mm（5）大巷运煤皮带1000mm16掘进工作面个数个217通风（1）瓦斯或（二氧化碳）等级低瓦斯（2）通风方式中央并列式（3）风机型号及数量型号/台FBCDZ-10-NO25B18排水涌水量：正常m /d816最大m /d1080水泵型号及数量台250D605(3台)18.5kw19地面生产系统储煤场形式及容量上台式矸石处理方式填沟掩埋20职工在籍总人数人21021劳动生产率回采工效率t/工42.3全员效率t/工13.3122投资回收期年4.26建井期限月1923移交生产至达产时间月0 参考文献（1）徐永圻等，煤矿开采学，中国矿业大学出版社，1999；（2）冷金龙等，矿山井巷工程量计算手册，河北科学技术情报研究所出版，1984；（3）陈炎光等，中国采煤方法，中国矿业大学出版社，1991；（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，2003；（7）张国枢等，通风安全学，中国矿业大学出版社，2000；（8）王家廉等，煤矿地下开采方法，煤炭工业出版社，1985；（9）杨坚等，矿井提升运输选型设计，煤炭工业出版社出版，1981；（10）煤矿安全规程，煤炭工业出版社，2006；（11）煤炭工业矿井设计规范，中国计划出版社 2006；（12）井巷工程，中国矿业大学出版社，1985；（13）矿山供电，中国矿业大学出版社，1995；（14）运输与提升，中国矿业大学出版社，1996；（15）煤炭井巷工程综合预算定额，煤炭工业出版社出版，2008。 致 谢 在毕业设计期间李慧老师以及其他老师给予了我具体、全面、精心的指导，从而使我的毕业设计得到了圆满的完成。您们渊博的知识、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，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。在此，感谢李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外文资料.World coal mining technology1.1 Underground mining1.1.1CutlinedCurrently, 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.Since 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.1.2 Underground mining development trends1.2 .1EnlargeExperience 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.1.2.2 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.Concentrated 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.1.2.3 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.1.3 Coal mining equipmentOver the past 10 years, mining coal mining equipment and control systems have great progress, the main trends are :1.3.1 Adaptation.Caimeiji can exploit thick 0.556.0m, inclination 60 meridian east of the coal bed. Modular design for factory under specific geological conditions shaft provide dedicated products, and ease of maintenance.1.3.2 Large-scale.To enhance the capacity and reliability of all coal mining equipment size, weight and power are tending to increase. Currently, the maximum weight has reached 90t Caimeiji since moved cradles of 50t/ aircraft. Germany Yikefu companies SL-500-Generation Caimeiji total power of 1508kW, 5000V power supply voltage, a high 2.25.0m.German production since moved supports for the coal bed 0.556.0m, Hemuxiate company produced two pillars for the United States strongly supports cover style, resistance to 8900kN. China and the former Soviet Union has a 10,000-strong chamber of thick coal bed frames. Cradles into Group (615 helicopter) - fluid control has become a standard control system, time-8s have one of the following. Shun bed in the remote control system has been used in the production of microprocessors. High-yield, located a zone tape carriers largest transport capacity has reached 3500t/h, power 1400kW, bandwidth 1.51.6m, belt speed 3.54.7m/s greatest level of bank 2000m (more driven), automatic control technology has reached a very high level. The biggest part of the largest weighing 120t boring machine, the first cut off power to 500kW, cutting compressive strength than 100Mpa rock, the largest known flood 70m.1.3.3 Control and automation.Britain, Germany and the United States in the underground pit remote