阳泉上社煤矿9号煤层90万ta矿井初步设计.doc
阳泉上社煤矿9号煤层90万ta矿井初步设计【含CAD图纸+文档】
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毕业设计答辩记录卡采矿工程 系 煤矿开采技术 专业 姓名 答 辩 内 容问 题 摘 要评 议 情 况 记录员： （签名）成 绩 评 定指导教师评定成绩答辩组评定成绩综合成绩注：评定成绩为100分制，指导教师为30%，答辩组为70%。 专业答辩组组长：（签名） 20 年月日目 录第一章 井田概述和井田地质特征1第一节 矿区概况1一、矿区地理位置及交通条件1二、矿区的工农业生产建设状况3第二节 井田地质特征3第三节 煤层的埋藏特征7一、煤层的赋存特征7二、可采煤层9三、煤层围岩性质10四、煤的性质及品种11五、瓦斯、煤尘及煤的自燃13第四节 水文地质14一、地表水14二、含水层14三、含水层补、径、排条件15四、矿井充水条件15五、矿井涌水量18六、开采受水害影响程度18七、矿井主要水害及防治措施19第二章 井田境界与储量20第一节 井田境界20第二节 矿井资源储量20一、工业储量20二、采储量的计算21三、 煤层气及其它有益矿产23第三章 矿井工作制度及生产能力24第一节 矿井工作制度24第二节 矿井生产能力及服务年限24一、矿井生产能力24二、矿井服务年限的计算24第四章 井田开拓25第一节 井田开拓方式的确定25一、井筒的位置、形式、数目及矿井通风方式25二、工业场地位置的选择26第二节 达到设计生产能力时工作面的配备26第五章 矿井基本巷道及建井计划28第一节 井筒、石门与大巷28一、井筒28第二节 井底车场30第三节 建井工作计划32一、矿井建设方式32二、施工方法32三、矿井移交标准32四、三类工程施工组织原则33五、加快建井速度的措施及建议33第六章 采煤方法34第一节 采煤方法的选择34一、采煤方法的选择及依据34二、采掘机械配备36第二节 确定采区巷道布置和要素39一、采区位置39二、采区尺寸、巷道布置39三、采区运输、辅助运输、通风及排水系统40第三节 回采工艺及劳动组织41一、回采工艺41二、劳动组织形式42第七章 井下运输44第一节 运输系统和运输方式的确定44一、运输方式44二、运输系统44第二节 运输设备的选择45一、设备选型原则45二、大巷内运输设备的选型和计算45第八章 矿井提升47第一节 主斜井的提升47一、设计依据47二、设备选型计算47三、绞车电控50四、提升信号50第二节 副斜井的提升50一、设计依据50二、绞车电控及绞车房供电50三、提升信号50第九章 矿井通风与安全51第一节 瓦斯的抽放51第二节 矿井的通风53一、采煤工作面实际需要风量的计算54二、掘进工作面实际需要风量的计算55三、硐室实际需要风量56四、其它用风地点风量56第三节 矿井通风系统和风量分配57一、通风方式和通风系统57二、回采、掘进及硐室通风57三、风量分配57第四节 计算负压及等级孔58一、通风阻力计算58二、等级孔的计算61第五节 通风设备选择61一、选择主扇62二、选择电动机63第六节 安全生产技术措施63一、预防瓦斯爆炸的措施63二、煤尘爆炸的防止措施64三、煤及瓦斯突出的预防措施65四、矿井突然涌水预防措施66五、火灾预防措施67第七节 其它预防措施68一、运输事故的防治68二、避灾线路68三、矿井集中安全监测监控68四、自救器及安全仪表的配备69五、救护70六、煤矿井下安全避险六大系统70第十章 经济部分71第一节 劳动定员和劳动生产率71一、定员范围71二、 定员依据71三 定员方法71第二节 技术经济指标表73致 谢75参考文献76IV摘 要 本设计所选的题目为山西省阳泉市上社二景煤炭有限责任公司的初步设计，根据山西省阳泉市上社二景煤炭有限责任公司提供的井田概况和地质特征资料。井田概况包括井田境界；地表的交通位置以及自然地理和水源、电源的供应情况。地质特征资料包括地层；地质构造；煤层及煤质；煤层顶、底板情况及煤层的瓦斯、煤尘、煤的自燃性；以及矿井的水文地质情况。此次设计的目的是其目的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。设计时应以当前煤矿开采发展的趋势和方向，结合本煤矿的特征以综合机械化打采高开采为首选采煤方法。并合理的布置开拓巷道和工作面，以简化采煤生产系统提高煤炭的利用率。此次设计需要解决的专题是高瓦斯易自燃煤层的开采，要求我们需要在采区巷道的布置上及以后的生产管理上采取特殊的措施，以实现矿井的安全生产。该矿井的设计生产能力为90万t/a，采用两个水平分组开采，采用条带式布置后退式开采一次采全高，采用完全垮落法管理顶板。采用综合机械化开采。设计过程中我们对矿井的各个系统又有了一次比较全面的认识和了解，同时在老师的辅助和帮助下也解决了一些接近的实际的问题。使我们在掌握专业知识的同时也提高了自己以后在现实工作岗位上的能力。关键词：顶板管理、地质灾害、综采AbstractThe selected topic of this design is the preliminary design Shanxi province Yangquan city agency two king coal limited liability company, according to thefield survey and geological data of Shanxi province in Yangquan city agency two king coal limited liability company. Ida Ida state; supply surface traffic locationand natural geography and water, power supply. Geological characteristics ofdata including stratum; geological structure; coal and coal seam roof and floor;,and the coal seam gas, coal dust, coal spontaneous combustion; and minehydrogeology.The purpose of this design is the purpose of mine mining design using theuniversity stage of knowledge with the mine production, and the thorough research on a topic of the professional range, in order to cultivate and improve the students ability of analyzing and solving practical problems, is the studentgo to work before the first comprehensive ability training, but also the basictraining on a future mining engineering senior engineering and technical personnel.The design should be based on the current coal mining development tendency and the direction, combined with the characteristics of the coal mine in thecomprehensive mechanized mining height is the first choice to play the mining method. And the reasonable arrangement of roadway and working face, to simplify the mining production system to improve the utilization rate of coal.This design needs to solve project is high gas and spontaneous combustion ofcoal mining, we need to production management in mining roadway arrangementand later to take special measures, in order to realize the safety production of coal mine. The mine design and production capacity of 900000 t/a, using twolevels of packet of mining, the strip layout retreat mining full height mining at one time, the management of roof caving method. The comprehensive mechanized mining.The design process we each system of mine has a more comprehensiveunderstanding and the understanding, at the same time, some close to the actual problems in assistance and help of the teacher. To enable us to master professional knowledge and improve themselves in real work ability.ii第一章 井田概述和井田地质特征第一节 矿区概况一、矿区地理位置及交通条件山西省阳泉市上社二景煤业有限公司矿井位于阳泉市盂县南娄镇南上社村西南，行政区划大部属南娄镇管辖，西南部小部分跨入寿阳县温家庄乡境内，其地 理坐标为：东经：11316421131817北纬： 375938380030。山西省国土资源厅于2009年11月17日颁发了采矿许可证，证号为C1400002009011220004420 ，有效期为2009年11月17日2011年11月17日，矿山名称为阳泉市上社二景煤炭有限责任公司，批采煤层为9、12、15号煤。矿区面积为3.3895km2，开采标高为1020-800m。井田范围由4个拐点连线圈定，其坐标见表1-1-1。本井田东北距盂县县城约12km，东南距阳泉市约25km，盂（县）寿（阳）公路由井田北界外侧通过，经盂县县城与阳（泉）盂（县）公路相接，于阳泉与太（原）旧（关）高速公路和石（家庄）太（原）铁路线交汇，交通尚属方便。详见交通位置图1-1-2。表1-1-1 井田坐标表点号北京54坐标系西安80坐标系6带3带6带XYXYXY14211005197024194208679.896438438868.66544210957.1919702349.1824209324197024204207000.497038438815.50394209276.1819702350.1934208704197007224206435.795138437099.17854208656.1719700652.1944210196197001174207945.850638436542.81544210148.1719700047.17 二、矿区的工农业生产建设状况 由于其地形结构特征，矿区内基本没有大面积的农田，有效面积贫瘠的土地用于农作物的耕种，且种植作物单一。矿区内有一些报废的老窑。矿区内没有工厂等其他占用土地的建筑物和法律规定的用于建筑的用地。 三、矿区的自然地理条件1、地形地貌井田位于太行山西翼，系舟山南侧，属中山地貌，地表经长期风化侵蚀，沟谷纵横，梁岭绵延，地形比较复杂，其总的地势为西高东低，地形最高点为西部山梁处，标高+1435.7m，最低点为井田东部边界南河沟底，标高+1125m，地形最大相对高差310.7m。2、河流 本区属海河流域子牙河水系滹沱河支系。井田邻近主要河流为秀水河，该河自西向东于井田北界外附近流过，于盂县县城东汇入温河，属季节性河流，雨季水量增大，旱季水量微小，甚至断流。井田内另一河流为南河，发源于井田南部，由西南向东北流过井田，于井田东北上社村汇入秀水河，为秀水河支流。井田内其它沟谷平时基本干涸无水，唯雨季时才有洪水流出。3、气象及地震情况井田气候属温带大陆性气候，冬春寒冷，干燥多风，夏秋炎热，多雨潮湿。年平均气温8.7，1月最冷，最低气温-20.5，7月最热，最高气温37.5，7、8、9月为雨季，平均年降水量为585.9mm，平均年蒸发量为1873.8mm，为平均年降水量的3倍。霜冻期为9月下旬至翌年4月下旬，全年无霜期157天，最大冻土深度0.88m。根据GB18306中国地震动参数区划图，阳泉地震动峰值加速度为0.10g，地震动反映谱特征周期为0.40-0.45S，对应地震基本烈度为度。第二节 井田地质特征1、井田所属的位置本矿井位于国家煤炭规划的阳泉矿区。，井田内发育的地层自老到新有：奥陶系中统峰峰组（O2f）、石炭系中统本溪组（C2b）、上统太原组（C3t）、二叠系下统山西组（P1s）、下石盒子组（P1x）、上统上石盒子组（P2s）和第四系中、上更系统（Q2+3）。2、井田地质层位的概述井田内大面积基岩出露，局部黄土覆盖，出露地层主要为二叠系上统上石盒子组和下统下石盒子组，山西组在井田东部有零星出露。据钻孔资料结合区域资料，井田内发育的地层自老到新有：奥陶系中统峰峰组（O2f）、石炭系中统本溪组（C2b）、上统太原组（C3t）、二叠系下统山西组（P1s）、下石盒子组（P1x）、上统上石盒子组（P2s）和第四系中、上更系统（Q2+3）。自下而上分述如下：1）、奥陶系中统峰峰组（O2f）埋藏于井田深部，为煤系之基盘，主要为厚层海相石灰岩，岩性坚硬，致密，顶部常因铁质浸染而呈淡红色，区域厚度大于100m。2）、石炭系中统本溪组（C2b）井田内及临近钻孔很少完全揭露该组。据区域资料，本组底部平行不整合于下伏奥陶系中统峰峰组之上，岩层为灰黑色、黑色砂质泥岩、泥岩、灰白色细、中砂岩、灰色的铝质粘土岩以及23层石灰岩组成，夹薄煤层，大致分两个层段，下部层段以铝质岩为主，上部层段以砂泥岩为主，总厚度50.0060.00m，平均53.50m。3）、石炭系上统太原组（C3t）为海陆交互相沉积，以其底部K1砂岩底与本溪组分界，本组由砂质泥岩、泥岩及砂岩组成，中夹34层海相石灰岩。含煤56层，成煤环境稳定，沉积回旋明显，可分为三段：（1）K1砂岩底至K2石灰岩底。岩性以主要由灰-灰黑色泥岩、砂质泥岩为主，间夹灰色砂岩，底部K1砂岩为灰白色中细粒石英砂岩，其厚度和岩性不甚稳定，厚度1.404.60m，平均2.50m，有时相变为砂质泥岩。其上为黑灰色砂质泥岩及砂岩，再上为黑色泥岩及砂质泥岩，下部局部发育有不稳定的15下煤层，本段顶部为全区稳定可采的15号煤层，系泻湖潮坪基础上发育起来的泥炭沼泽沉积环境下形成的稳定煤层。本岩层段厚度20.2527.40m，平均24.90m。（2）K2灰岩底至K4石灰岩顶。岩性以黑色泥岩、砂质泥岩为主，间夹石灰岩、薄层砂岩及煤层。K2灰岩（俗名四节石）全井田普遍发育，呈2层结构，下层厚度1.202.60m，平均2.00m，上层厚度2.105.60m，平均4.00m，其间由泥岩、砂质泥岩相隔，间距一般11.60m左右。该灰岩含泥量较高，局部为泥灰岩，但相对于其它灰岩质地为纯。K2石灰岩之上为黑色砂质泥岩、泥岩，夹有透镜状砂岩，其上部为13号煤层。13号煤层之上覆盖有K3灰岩（俗名钱石），厚度1.803.80m，平均2.50 m，该灰岩含泥量较高，多为泥灰岩，局部相变为钙质泥岩。K3灰岩之上为黑色泥岩、砂质泥岩，中夹12号煤层，该煤层在本井田为大部可采煤层。再上K4灰岩（猴石），该灰岩质不纯，多为泥灰岩，局部相变为钙质泥岩，其下偶有不稳定的11号煤层。本段厚度34.8042.10m，平均38.20m。（3）K4灰岩顶部到K7砂岩底。以中细砂岩为主，夹泥岩，粉砂岩及煤层，为三角洲相沉积，发育有8、9号煤层，本段一般发育有两层砂岩，其中下部的较为稳定，旧称第一砂岩，中部的砂岩旧称第二砂岩，发育不稳定，常相变为砂质泥岩。本层段厚度36.7049.80m，平均41.10m。井田内太原组厚度104.90113.80m,平均110.23m。4）、二叠系下统山西组（P1s）本组为三角洲平原环境下一套碎屑岩和煤层组成的含煤岩系。岩性以灰色、灰白色砂岩为主，间夹黑色泥岩、砂质泥岩及煤层。与太原组整合接触，底部K7为灰白色中粗粒砂岩，该砂岩发育稳定，旧称第三砂岩，厚2.408.70m，平均6.66m。山西组厚含煤6层，编号为1、2、3、4、5、6号，其中6号为较稳定大部可采煤层，其余均为不可采煤层。全组厚度为41.0042.60m，平均41.80m。5）、二叠系下统下石盒子组（P1x）与下伏山西组呈连续沉积，为一套陆相碎屑岩沉积。主要由灰、灰黄、灰绿色泥岩、砂质泥岩与灰白、黄绿色砂岩组成，下部有时含12层薄煤线。顶部夹一层浅灰、红紫等杂色铝质泥岩，俗称“桃花泥岩”。底部以一层灰白色厚层中粗粒砂岩（K8）与山西组分界。本组厚度120m左右。6）、二叠系上统上石盒子组（P2s）连续沉积于下石盒子组之上，主要为灰、黄绿、紫红色泥岩、砂质泥岩间灰白、黄绿色中粗粒砂岩组成，其中部砂岩带称“狮脑峰砂岩”，厚度可达3550m，因坚硬不易风化，常形成砂岩陡坎，野外极易辨认。本组底部以一层灰白色厚层中粗砂岩（K10）与下石盒子组分界。井田内本组上部多被风化剥蚀，最大残留厚度160m左右。7）、第四系中、上更新统（Q2+3）不整合覆盖于二叠系地层之上，厚度020.00m左右，主要为中上更新统马兰、离石黄土及近代山坡堆积，黄土中富含钙质结核，垂直节理发育。8）第四系全新统（Q4）主要为全新统冲积、洪积层，主要分布于南河河床，厚度一般010.00m左右。3、主要地质构造井田位于沁水煤盆地北缘东段，盂县坳缘翘起带南侧，区域地层总体走向近东西向，向南倾伏，在此基盘上发育有次一级褶曲和断裂构造。本井田即位于其次级构造“上社漆树掌背斜”南翼。上社漆树掌背斜轴部位于井田北界邻近，轴向N70E，延伸数公里，受其影响，井田基本呈一走向北东东，向南东倾伏的单斜构造，局部略呈波状起伏。井田内地层较平缓，倾角为412，局部可达14。1）断层井田内共发现一条正断层F1：位于井田北部，为井下开采揭露，该断层走向东西，倾向南，落差6左右，倾角50左右，在井田9号煤层内延伸约1200。2）陷落柱井田内现共发现9个陷落柱，横断面多呈圆形或椭圆形，岩溶陷落柱内岩石杂乱破碎，煤层与陷壁界面清晰，其中陷落范围最大者为113110m，其余大小不等，壁陷角75左右。详见表1-2-1。表1-2-1 陷落柱情况表 编号长轴(m)短轴(m)形状位置X1113110近园状井田东北部边缘X23624椭园状主井筒175mX35936椭园状9102工作面北东X42014近园状风井第二分叉处X53224椭园状主井轨道大巷揭露X64130椭园状主井轨道大巷揭露X71813近园状采区揭露X82216近园状采区揭露X92215椭园状采区揭露综上所述，本井田地层倾角平缓，在井田北部边缘发育褶曲构造，但褶曲宽缓且位于井田边缘，对煤层开采影响不大。井田内共发育有1条正断层和9个陷落柱，断层落差较小，陷落柱规模也不大，对煤层开采影响不大。此外井田内未发现其它构造现象，故井田构造属简单类型。4、岩浆岩本井田内及周边没有岩浆岩出露，井下采掘及钻探中也未见有岩浆侵入体。综上所述，井田内地层主体构造以单斜为主，仅发现小型断裂构造及规模不大的岩溶陷落柱，无岩浆侵入体。井田地质构造属简单类型。第三节 煤层的埋藏特征一、煤层的赋存特征1、含煤地层井田内含煤地层主要为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，现分述如下：1）、石炭系上统太原组（C3t）地层厚度97.00125.00m，平均厚110.00m，含煤56层，根据岩性、岩相和沉积旋回等特征，可分为三段：下段：由K1砂岩底至K2灰岩底。地层平均厚度为42.00m，主要由灰灰黑色泥岩、砂质泥岩间夹灰色灰岩及煤层组成，其顶部15号煤层为井田稳定可采煤层，底部分界砂岩（K1）为一层2m左右的灰白色细粒砂岩，该砂岩不稳定，有时相变为砂质泥岩，本段岩相组合主要为砂坝、分流间湾、前三角州及泥炭沼泽相等。中段：由K2灰岩底至K4灰岩顶，地层平均厚度为39.00m，岩性主要由灰深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、中细砂岩间夹34层石灰岩和23层煤层组成。3层石灰岩自下而上分别为四节石（K2）、钱石（K3）和猴石（K4），四节石常因夹有海相泥岩而分成23个分层。本段含11、12、13号3层煤，其中12号煤为不稳定大部可采煤层。该段岩相组合为分流河道、前三角洲、泥炭沼泽和碳酸盐岩台地相等。上段：由K4灰岩顶至K7砂岩底。地层平均厚度为29.00m，主要由灰灰白色中粗粒砂岩间夹灰深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及23层煤层组成。底部和中部所含砂岩分别为第一砂岩（K5）和第二砂岩（K6），为良好标志层，所含2层煤层分别为8号、9号煤层，其中9号为井田稳定可采煤层，8号为较稳定局部可采煤层。本段岩相组合为分流河道、分流间湾、沼泽和泥炭沼泽相等。本组为典型的海陆交互相含煤沉积，其中段三层稳定的海相石灰岩和上段的厚层砂岩均为良好的标志层。该组厚度在井田范围横向变化不大。2）、二叠系下统山西组（P1s）地层厚度45.0063.00m，平均厚61.6m，上部岩性以灰深灰色泥岩、砂质泥岩为主，间夹灰、灰白色中细砂岩及23层薄煤层，下部以灰、灰白色厚层砂岩为主，间夹灰、灰黑色泥岩、砂质泥岩和12层煤层，其中底部6号煤层属较稳定大部可采煤层。本组底部分界砂岩（K7）又称第三砂岩，层位基本稳定，为良好标志层。该组岩相主要由分流河道、湖泊、天然堤及泥炭沼泽相组成。本组厚度变化不大，呈北厚南薄之趋势。2、含煤性本井田含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组地层。山西组（P1S）：为本井田主要含煤地层之一，厚45-63m，平均厚61.6m，含煤6层，分别为1、2、3、4、5、6号煤。其中6号煤层较稳定局部可采，其余均为不可采煤层(其中2、4号煤层仅在个别孔中可见)。煤层总厚度3.32m，含煤系数5.38%。可采煤层总厚1.37m，可采含煤系数2.22%。含煤性较差。太原组（C3t）：为本井田主要含煤地层之一，厚97-125m，平均厚110m，含煤6层，分别为8、9、11、12、13、15号煤，其中9、12、15号煤层为全区稳定可采煤层，其余为零星可采或不可采煤层。煤层总厚度13.25m，含煤系数12.05%。可采煤层总厚12.34m，可采含煤系数11.22%。含煤性好。各组含煤情况见表1-3-1：表1-3-1 各组含煤情况表 层位煤层编号煤层厚度(m)煤层间距可采情况备注最大最小平均山西组P1s10.30.40.351.5511.356.458.923.115.788.120.813.679.8020.3010.437.2515.0311.2922.234.3527.863.558.804.8823.5030.727.40不可采30.41.000.65不可采50.40.80.63不可采601.901.37局部可采太原组C3t80.351.450.86局部可采91.956.864.41全区可采120.651.801.40基本全区可采130.350.950.61零星可采154.206.675.27全区可采二、可采煤层本井田可采煤层主要有6、8、9、12、15号煤层，现分述如下：6号煤层位于山西组下部，下距K7砂岩2m左右。补-2号孔尖灭，可采区位于井田东部，为一较稳定大部可采的中厚煤层，煤厚0-1.90m，平均厚1.37m，结构简单，不含夹矸。顶底板多为砂质泥岩，局部为泥岩。8号煤层：位于太原组顶部，上距6号煤层10m左右。煤层厚度0.35-1.45m，平均为0.86m，属局部可采煤层，可采范围为井田北东部，煤层结构简单，一般不含夹矸。煤层顶底板均为砂质泥岩或泥岩。9号煤层位于太原组上部，上距8号煤层11m左右，为井田内主要可采煤层。该煤层在井田西北部分叉，煤层厚度为1.956.86，平均厚4.41，结构较简单，含02层泥岩夹矸。顶板多为泥岩或砂质泥岩，局部为细粒砂岩；底板多为泥岩，局部为砂质泥岩。12号煤层位于太原组中部，上距9号煤层28m左右，属基本全区可采煤层，煤层厚度0.651.80m，平均厚1.40m。该煤层结构简单，局部含一层泥岩夹矸，顶底板均为砂质泥岩或泥岩。15号煤层位于太原组下部，上距13号煤层27m左右，为井田稳定可采煤层，煤层厚度4.206.67m，平均厚5.27m，煤层结构较简单，有时含12层泥岩夹矸。煤层顶板为K2石灰岩，有时有0.50m左右泥岩伪顶，底板多为砂质泥岩。 各可采煤层特征见表1-3-2。 表1-3-2 煤层赋存情况表煤层煤层厚度(m)结构夹石数煤层间距(m)可采性稳定性顶底板岩性最小-最大平均最小-最大平均顶板底板60.00-1.901.37简单09.80-20.3010.43局部可采较稳定砂质泥岩泥岩砂质泥岩泥岩80.35-1.450.86简单0-1局部可采较稳定砂质泥岩泥岩中砂岩砂质泥岩7.25-15.0311.2991.95-6.864.41简单较简单0-2 全部 可采稳定泥岩砂质泥岩砂质泥岩泥岩16.02-33.1526.03120.30-1.801.19简单0-1大部 可采 较稳定泥岩砂质泥岩泥岩砂质泥岩30.35-35.5532.80154.20-6.715.41简单较简单0-2 全部 可采稳定石灰岩砂质泥岩泥岩三、煤层围岩性质本矿现开采太原组9号煤层和15号煤层，采用长壁式综采放顶煤的采煤方法，一次采全高，顶板采用锚杆、铁棚及木棚支护，全垮落式管理顶板。9号煤层直接顶、底板均为砂质泥岩或泥岩，属软弱中等硬度岩石，局部顶板破碎较难管理，开采过程中未发现底鼓现象。15号煤层顶板为石灰岩，有薄层泥岩伪顶，岩石硬度较大，具有一定的挠性，裂隙不发育，维护比较容易；底板为砂质泥岩或泥岩，强度较低。2008年山西地宝能源有限公司编制山西省阳泉市上社二景煤炭有限责任公司兼并重组整合矿井地质报告时在井下采取9、15号煤层顶底板力学性质测试样，根据分析结果，9号煤层顶板（砂质泥岩）抗压强度为46.3Mpa，抗拉强度为2.8Mpa，内摩擦角3907，凝聚力系数5.2；底板（泥岩）抗压强度为28.1Mpa，抗拉强度为2.2Mpa，内摩擦角3420，凝聚力系数3.6；15号煤层顶板（石灰岩）抗压强度为61.6Mpa，抗拉强度为3.5Mpa，内摩擦角4035，凝聚力系数5.8；底板（砂质泥岩）抗压强度为54.3Mpa，抗拉强度为3.0Mpa，内摩擦角4000，凝聚力系数5.5。详见表1-3-3。表1-3-3 岩石力学性质测试结果表 岩石名称抗压（MPa）抗拉（MPa）抗剪平均变异范围平均变异范围内摩擦角凝聚力系数9号顶板（砂质泥岩）46.343.247.248.42.83.03.02.539075.29号底板（泥岩）28.128.027.628.82.22.42.51.634203.615号顶板（石灰岩）61.662.064.058.83.53.03.53.940355.815号底板（砂质泥岩）54.354.856.052.03.02.53.13.440005.5四、煤的性质及品种1、物理性质和煤岩特征井田内各可采煤层物理性质基本相近，颜色多为黑灰黑色，条痕黑灰黑色，具金刚光泽或玻璃光泽，多具条带状结构，块状或层状构造，参差状断口，性脆，硬度2-4。宏观煤岩类型以半亮型为主，少量为光亮型或暗淡型。宏观煤岩组分多以亮煤为主，暗煤次之，夹有镜煤条带和少量丝炭，15号煤层含有黄铁矿结核。2、煤的化学性质根据井田内钻孔中采取的煤芯煤样、煤层煤样及勘探区煤质资料，各煤层主要煤质特征如下：a、6号煤层：水分（Mad）：原煤：0.81%-1.55%，平均1.06%；浮煤：0.64%-0.74%， 平均0.69%。灰分（Ad）：原煤：6.50%-10.04%，平均7.64%；浮煤：4.23%-5.31%，平均5.14%。挥发分：（Vdaf）原煤：12.15%-14.21%，平均12.57%；浮煤：11.99%-13.42%，平均12.29%。硫分（St.d）：原煤：0.48%-0.71%，平均0.60%；浮煤：0.46%-0.49%， 平均0.48%。b、9号煤层：水分（Mad）：原煤：0.44%-0.84%，平均0.63%；浮煤：0.26%-0.36%， 平均0.31%。灰分（Ad）：原煤：20.59%-25.06%，平均22.27%；浮煤：7.64%-13.50%， 平均10.09%。挥发分（Vdaf）：原煤：13.65%-14.65%，平均14.05%；浮煤：10.50%-12.68%，平均11.58%。硫分（St.d）：原煤：0.44%-2.39%，平均1.09%；浮煤：0.51%-1.76%，平均0.97%。c、12号煤层：水分（Mad）：原煤：0.30%；浮煤：0.38%。灰分（Ad）：原煤：22.27%；浮煤：9.43%。挥发分（Vdaf）：原煤：15.28%；浮煤：12.71%。硫分（St.d）：原煤：0.71%； 浮煤：0.83%。d、15号煤层：水分（Mad）：原煤：0.42%-0.94%，平均0.62%；浮煤：0.24%-0.42%， 平均0.32%。灰分（Ad）：原煤：11.06%-20.72%，平均17.25%；浮煤：6.55%-7.56%，平均7.07%。挥发分（Vdaf）：原煤：11.36%-13.22%，平均12.55%；浮煤：10.14%-10.77%，平均10.55%。硫分（St.d）：原煤：2.22%-4.78%，平均3.30%；浮煤：1.53%-2.12%，平均1.86%。3、工艺性能6号煤层：发热量（Qgr.d）28.34MJ/kg；粘结指数（G.RI）0；胶质层最大厚度Y（mm）0.00mm。9号煤层：发热量（Qgr.d）原煤：26.12-28.59MJ/kg，平均27.43MJ/kg；浮煤：31.13-33.23MJ/kg，平均32.43MJ/kg。粘结指数（G.RI）0，胶质层最大厚度Y（mm）0.00mm。12号煤层：发热量（Qgr.d）原煤：27.41MJ/kg，浮煤：32.56MJ/kg。粘结指数（G.RI）0，胶质层最大厚度Y（mm）0.00mm。15号煤层：发热量（Qgr.d）原煤27.67-31.85MJ/kg，平均29.29MJ/kg；浮煤：33.50-33.84MJ/kg，平均33.69MJ/kg。粘结指数（G.RI）0，胶质层最大厚度Y（mm）0.00mm。4、可选性本井田各煤层均未取样作可选性试验，据本矿煤芯煤样和煤层煤样试验结果，本井田批采的9号煤层1.4比重液浮煤回收率在32.5%-49.13%之间，平均40.28%，12号煤层1.4比重液浮煤回收率为63.8%，15号煤层1.4比重液浮煤回收率在29.2%-75.8%之间，平均50.33%。据精查报告资料， 9号煤层属中等可选，15号为难选煤层。5、煤类依据中华人民共和国中国煤炭分类国家标准GB/T57512009划分，6号煤为低灰，特低硫-低硫，特高热值贫煤（PM）；9号煤为中灰，特低硫-中高硫，高-特高热值贫煤（PM）；12号煤为中灰，低硫，特高热值贫煤（PM）；15号煤为低中灰，中高硫-高硫，特高热值贫煤（PM）。6、煤的风化和氧化井田内各可采煤层埋藏较深，无煤的风化和氧化现象。煤质综合评价综上所述，井田内6号煤为低灰，特低硫-低硫，特高热值贫煤（PM）；9号煤为中灰，特低硫-中高硫，高-特高热值贫煤（PM）；12号煤为中灰，低硫，特高热值贫煤（PM）；15号煤为低中灰，中高硫-高硫，特高热值贫煤（PM）。各可采煤层发热量较高，灰分含量较低，可作为良好的动力用煤，亦可用于制作碳氨类化肥之原料，同时也可作为良好的民用煤。五、瓦斯、煤尘及煤的自燃1、瓦斯根据山西省煤炭工业厅晋煤瓦发2010734号“关于阳泉市地方煤矿2009年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”，阳泉市上社二景煤炭有限责任公司开采15号煤层时，本年度矿井绝对瓦斯涌出量为51.66m3/min，相对瓦斯涌出量34.13m3/t；绝对二氧化碳涌出量3.86m3/min，相对二氧化碳涌出量2.55m3/t。批复为高瓦斯矿井。2、煤尘爆炸、每层自燃倾向性根据山西省煤炭工业局综合测试中心2008年5月12日对阳泉市上社二景煤炭有限责任公司9号和15号煤层煤尘爆炸性检验和煤的自燃倾向性测试资料报告（报告编号：2008-0706-0707），9号煤层火焰长度15mm，加岩粉量45%，吸氧量为0.88cm3/g，属具有煤尘爆炸危险性的不易自燃煤层（III）。15号煤层火焰长度15mm，加岩粉量45%，吸氧量为0.98cm3/g，属具有煤尘爆炸危险性的自燃煤层（II）。3、地压、地温通过对所收集资料的分析，以及对该矿井下调查，未发现地温、地压异常现象，本井田应属于地温、地压正常区。第四节 水文地质根据山西地宝能源有限公司2011年8月编制的山西省阳泉市上社二景煤炭有限责任公司矿井水文地质类型划分报告。一、地表水区域内地表河流主要为温河、秀水河，大致由西向东经娘子关流入河北省境内，属海河流域滹沱河水系。二、含水层根据已获的水文地质资料，奥陶系石灰岩、太原组石灰岩、山西石砂岩、上、下石盒子组砂岩、第四系砂砾为本区含水层，水文地质条件较为复杂。1、 奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层。埋于井田深部，据精查钻孔揭露，岩溶裂隙发育，漏水严重，一般情况下属强含水层，但水位较低。本井田奥灰水位标高534546m。2、 太原组砂岩灰岩岩溶裂隙含水层。太原组赋存三层发育稳定的石灰岩，自下而上分别为四节石灰岩（K2）、钱石灰岩（K3）和猴石灰岩（K4），单层厚度1.107.20m，浅部岩溶裂隙较发育，太原组灰岩含水层应属弱-中等富水含水层。3、 山西组砂岩裂隙含水层。山西组含有数层砂岩，尤以底界K7砂岩（第三砂岩）厚度最大，最厚可达18.50m，砂岩裂隙发育程度差，含水性弱。4、 上、下石盒子组砂岩上下石盒子组含多层中粗砂岩，特别是上石盒子组狮脑峰砂岩，最厚可达50m以上。但由于大多处侵蚀基准面以上，泄水条件好，含水性较弱。裂隙含水层。5、 第四系砂砾孔隙含水层。主要为南河河床，砂砾层厚度可达5m左右。该含水层含有较丰富潜水，为当地村民主要的生活和农用水源。三、含水层补、径、排条件井田内大面积基岩出露，局部黄土覆盖，井田内山西组、下石盒子组、上石盒子组含水层水主要来源为大气降水的入渗补给，大气降水通过地表黄土入渗或直接补给各含水层。并沿含水层由高处向低处径流于向斜轴部富集，以承压水的形式存在。其排泄方式，一是在地形切到深的沟谷低凹处以泉水排泄，二是在矿井开采区以矿坑排水形式排泄。奥灰岩溶水的补给主要靠井田北部外围灰岩出露区直接接受大气降水和地表河流的入渗补给，由西北向东南径流，最后于平定县娘子关呈泉水排泄。井田第四系全新统砂砾含水层主要分布在东南部南河河床两侧，可直接接受大气降水补给和秀水河侧向补给，呈潜水状态存在，由高处向低处渗透运移。其排泄方式，一是在地形低凹处呈泉水溢出，二是附近村民以农用水井开采排泄。四、矿井充水条件本矿井充水水源主要为地表水，大气降水、煤层上覆含水层水和采空区积水。充水通道为顶板裂隙、构造裂隙、井筒渗漏和未封闭好的钻孔导水。根据该矿开采情况，井下涌水主要为顶板淋水、井筒渗水和采空区渗水。现对各主要充水因素评述如下：1、构造充水根据开采揭露，井田内断裂构造不发育，仅在井田东北部发育1条正断层和在井田东北部和南部发油9个规模不大的陷落柱。从开采情况来看，断层破碎带小，上、下盘接触较紧密，陷落构造胶结性良好，充填较好，巷道见断层和陷落柱后未发生大的涌水情况，初期仅有少量渗水，经一段时间后基本不再渗水。2、大气降水、地表水下渗充水井田地表水体主要为南河，属季节性河流，平时基本无水，雨季时汇集大气降水形成洪流沿沟排泄。本区的平水期在每年11月至来年5月。丰水期在每年的6月至10月，从现有收集的数据看平水期的涌水量，开采9号煤层为30m3/d,开采15号煤层为150m3/d，丰水期的涌水量，开采9号煤层为48m3/d,开采15号煤层为100m3/d，但矿井涌水量的增加一般滞后丰水期1-2个月。2009 年12月10日山西地宝能源有限公司阳泉市上社二景煤炭有限责任公司采（古）空区积水、积气及火区调查报告井田内地表水系（水体）不发育，南河在主井口和副井口附近最高洪水位分别为1120m和1130m，而主、副井口标高为1128.391m和1141.245m，井口处于最高洪水位以上；煤层直接充水含水层补给条件差，加之井田处于上社漆树掌背斜南翼，含水层聚水条件差，因此对矿井的充水影响不大；奥灰岩溶水水位标高低于井田煤层最低底板标高，对井田煤层没有充水影响。本井田6号煤层埋藏深度42-280m，开采6号煤层顶板最大导水裂隙高度为37.57m.根据煤层埋藏深度和煤层顶板导水裂隙带计算结果，井田内各可采煤层开采不会导通地表水渗入矿井，地表水不会直接影响矿井开采。3、顶板上覆含水层下渗充水本井田批采6-15号煤层，其中可采煤层为6、9-15号煤层。开采形成的顶板导水裂隙将沟通煤层上覆含水层，水沿导水裂隙下渗，从而增大矿井涌水量。6号煤层厚0.00-1.90m，直接顶板以泥岩、泥质砂质为主，老顶为中细砂岩，为中硬岩类，根据导水裂缝带高度计算公式为及，根据上式求得6号煤层顶板导水的裂隙带最大高度为37.57m。开采6号煤层放顶，将导通此高度范围内所有含水层水，使矿井涌水增大。9号煤层厚度1.95-6.86m，直接顶板以砂质泥岩、中砂岩为多，老顶均为中粗粒砂岩，为中硬岩类，根据导水裂缝带高度计算公式为及计算，求得9号煤层顶板最大导水裂隙高度分别为70.50mm，而9号煤层上距山西组底界K7砂岩仅4-11m，上距下石盒子组底界K8砂岩约53m。所以，开采9号煤层放顶产生的导水裂缝带，必将导通上部山西组K7砂岩和下石盒子组K8砂岩含水层，使矿井涌水量增加。15号煤层厚度4.20-6.71m，12号煤层厚度0.30-1.80m，其老顶板均为石灰岩，为坚硬岩层，根据导水裂缝带高度计算公式为及，求得顶板最大导水裂隙带高度分别为87.71m和50.25m，12、15号煤层上距K7砂岩约55m和90m，说明开采12、15号煤层放顶时，会导通太原组三层灰岩岩溶裂隙水和K5砂岩裂隙水，成为了12、15号煤层的直接或间接充水含水层。由于12、15号煤层埋藏深度较大，所以其导水裂缝带不会导通地表水和地下水的水力联系。根据山西地宝能源有限公司2011年8月编制的山西省阳泉市上社二景煤炭有限责任公司矿井水文地质类型划分报告。各煤层顶板导水裂隙带高度和顶板冒落带高度计算结果详见表1-4-1。表1-4-1 顶板、导水裂隙带最大高度统计表 煤层煤层厚度（m）层间距（m）导水裂隙带最大高度（m）60.00-1.901.3714.01-33.1521.8537.5791.95-6.864.4170.5016.02-33.1526.03120.30-1.801.1950.2530.35-35.5533.80154.20-6.715.4187.714、井田内采空区积水对矿井开采的影响井田内9、15号煤层经过多年开采均分布部分采空区，在采空区低洼处存有一定积水，对本井田下一步开采存在一定影响。经调查和采用老空区积水估算方式Q=(K为积水系数，本次采用K=0.25，M为煤层厚度，F为积水区面积，为煤层倾角)估算，根据山西地宝能源有限公司2011年8月编制的山西省阳泉市上社二景煤炭有限责任公司矿井水文地质类型划分报告。各煤层积水量见表1-4-2。表1-4-2 本井田采空区积水量统计表 矿名煤层号积水区编号采、古空区积水面积(m2)积水量（m3）阳泉上社二景煤业有限公司9117101747217201758318301858418501879518551884618701888716901701合计12715由表表3-4可知；9、12、15号煤层导水裂隙带最大高度，均大于9、12、15号煤层与其上层煤的层间距。因此在开采8、9、12、15号煤层时，其上层煤采空区积水如不及时探放，采空区积水会沿裂隙导入下部的煤层，形成灾害。在煤层埋藏较浅的地段，各煤层开采后，产生的裂隙波及到地表，使大气降水、地表水沿裂隙导入井下，造成水害。5、奥灰地下水对矿井充水影响分析根据井田东南侧上社二景煤业有限公司水源井资料结合区域奥灰等水位线推测，本井田奥灰水位标高约为532.00-546.00m，而井田内最下部可采的15号煤层底板标高为830.00-1020.00m，远在奥灰水位之上，奥灰岩溶水不会对井田煤层开采造成突水危害。五、矿井涌水量根据本次调查，该矿开采9、15号煤层矿井涌水量为30-48m3/d，即1.3-2.0m3/h，开采15号煤层矿井涌水量为50-100m3/d，即2.1-4.2m3/h，均小于分类标准180m3/h，本矿井涌水量分类为简单型。六、开采受水害影响程度该矿自开采生产以来，尚未发生过任何水害事故。但将来开采中会存在采空区积水的潜在威胁，故本矿井开采6号煤层该项分类应属简单型，开采9、12、15号煤层该项分类属中等型。表1-4-3 矿井水文地质类型划分结果表 分类依据6号煤层9号煤层12、15号煤层矿井水文特征分项类别水文特征分项类型矿井水文特征分项类型受采掘破坏或影响的含水层及水体含水层性质及补给条件主要为山西组砂岩含水层，补给条件差，补给来源少简单主要为山西组砂岩含水层，补给条件差，补给来源少简单为太原组灰岩、砂岩含水层，补给条件差，补给来源少中等单位涌水量（L/s.m）/0.446矿井及周边老空水分布情况井田内和周边现无老空水分布简单井田内和周边有老空水分布中等井田内和周边有老空水分布中等矿井涌水量（m3/h）未开采简单1.3-2.0简单5.0-10.0简单矿井突水量（m3/h）未开采简单存在潜在采空区积水突水危险中等存在潜在采空区积水突水危险中等开采受水害影响程度影响小简单影响较小简单影响较小简单防治水难易程度较易防治简单较易防治简单较易防治简单矿井水文地质类型简单中等中等综上所述，按煤矿防治水规定，该井田水文地质条件属中等类型。七、矿井主要水害及防治措施水害隐患主要是采空区透水、断层的导水及汛期洪水。日常生产中不能放松对水害的观察和防汛工作，应具体做到：1、每年汛期前必须将井筒周围的导水沟渠挖好疏通，并有专人负责。2、必须认真检查井田内地表存在的导水裂隙或导水通道，并将其回填密实。3、必须研究井田内及邻矿的水文地质，随时观察井下各种涌水现象，做好常规矿井水文地质工作。继续了解井田内及邻矿的采空区的开采时间、开采深度、开采范围、分布情况和积水情况。4、密切注意遇断层或陷落柱的导水性。5、严格坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，在探水前必须先清好退路，并加强支护。第二章 井田境界与储量第一节 井田境界根据山西省国土资源厅2009年11月17日为该矿换发的C1400002009011220004420好采矿许可证，兼并重组后井田范围由下列4个坐标依次连接圈定(北京54坐标系6 带）：1、 X=4210998.00 Y=19702420.002、 X=4210157.00 Y=19700148.003、 X=4209355.00 Y=19700465.004、 X=4210069.00 Y=19702420.00 (西安80坐标系6 带）：1、 X=4210957.19 Y=19702349.182、 X=4209276.18 Y=19702350.193、 X=4208656.17 Y=19700652.194、 X=4210148.17 Y=19700047.17井田南北宽2.301km，东西长2.303km，面积3.3895km，批准开采煤层为915号煤层。概况北与盂县牛村和和谐煤业有限公司和盂县牛村安定煤业有限公司相邻，东与盂县苌池镇南上社煤矿相邻，南与阳泉市上社煤炭有限责任公司（煤矿）相邻，西部为晋中市寿阳县，无生产煤矿。第二节 矿井资源储量一、工业储量矿井工业资源为井田内各块段的储量和依据勘探地质报告为基础，矿井可行性研究和初步设计资源/储量类型为依据，矿井工业资源应满足下式矿井工业资源/储量=111b122b333k；矿井工业资源/储量=111b122b0；经计算，本矿井工业资源/储量为4828万吨，详见表2-2-1。表2-2-1 矿井工业资源/储量计算表煤层煤类资源/储量(万吨)111b122b111b+122b6PM1312113428PM47611089PM2691308157712PM10150760815PM36818252193合计PM91639124828二、采储量的计算矿井留设的开采保护煤柱有：矿井工业场地、井筒及开拓大巷保护煤柱均按40m宽留设，大巷间煤柱及大巷两侧煤柱均按30m宽留设。矿井工业场地及井筒保护煤柱是在其边线外留出保护等级围护带宽度，然后按照岩层移动角计算出各岩层的水平移动长度，所有岩层移动长度之和即为维护带外煤柱的宽度。蹬空区煤柱均按20m宽留设。矿井设计可采储量按下式计算：Zk=（Zc-P）C式中： Zk矿井设计可采储量，Mt；Zc矿井设计资源/储量，Mt；P开采煤柱损失，Mt；C采区回采率。 6号煤层为中厚煤层，采区回采率取80；8号煤层为薄煤层，采区回采率取805；9号煤层为厚煤层，采区回采率取75；12号煤层为薄煤层，采区回采率取85；15号煤层为厚煤层，采区回采率取75%。根据井田煤炭资源核实报告8号煤层底板等高线及资源储量估算图得知：8号煤层厚0.35-1.45m，平均为0.86m，为薄煤层，保有资源储量为108万吨，分布于11个块段中，详见表 2-2-2。分布零乱，最大快段面积28.23m2，保有资源储量36万吨，无法布置正规工作面，可作为矿井回收煤柱时回采，暂不作开采考虑。表 2-2-2 8号煤层资源储量估算汇总表 编号面积(m2)111b122b蹬空储量(万吨)128.23363623.935534.135540.8411511.5151566.478870.671184.386697.299108.711111191111合计85.05472437108由此，经计算，矿井设计可采储量为2546.09万吨，详见表2-2-3。表2-2-3 矿井设计可采储量汇总表煤层编号水平（m）矿井设计资源/储量(万吨)开采煤柱损失(万吨)开采损失(万吨)矿井设计可采储量(万吨)工业场地大巷蹬空区小计6933.8310.622.432.69214732.72130.888933.889.491420.53771.52.709933.81169.1120.7509.60630.3134.7404.112934.1566.422.8245546.877.94441.6615934.11837111.9436.50548.4322.15966.45合计3972.59291.81023.21841444570.211943.09备注大巷煤柱、蹬空区资源/储量按50%回收，储量为603.6万吨2546.09三、 煤层气及其它有益矿产储量核查报告中对井田内煤层气工业储量没有描述，建议矿方补做该方面工作。井田范围内未发现可综合利用的有益矿产。今后工作中要注意发现和调查。第三章 矿井工作制度及生产能力第一节 矿井工作制度矿井正常工作的制度对其管理及生产的正常、高效运转都是非常重要的。依据煤炭工业矿井设计规范矿井设计生产制度宜按年工作日为300天机算，采用四六制的工作制度，及三班出煤一班准备。每天净提升时间为16小时。关于工作制度，为了各个工序之间更好的衔接，施工管理的方便，便于实现正规循环。作业按每班完成的循环进刀次数应为整数，即每一个循环进刀作业不要跨班完成。第二节 矿井生产能力及服务年限一、矿井生产能力井田内累计查明资源储量5271万t，保有资源/储量为4828万t，设计可采储量2546.09万t。从井田资源/储量、市场需求、煤层开采技术条件、矿井机械化装备水平和生产技术管理水平等方面综合分析。根据本矿井实际情况、井田境界、每层付存条件、煤炭市场的供求关系及矿井各主要系统的具体条件和矿井生产管理水平，结合业主委托，确定本矿井生产能力为90万/t/a。二、矿井服务年限的计算依据煤炭工业矿井设计规范，矿井的服务年限与生产能力的关系式为：TZ/(AK)式中：T矿井设计服务年限，a；Z矿井设计可采储量，万t；A矿井设计生产能力，万t/a；K储量备用系数，K1.4。矿井总服务年限：T总Z/(AK) =2546.09/1.4 90=20.2a。第四章 井田开拓第一节 井田开拓方式的确定一、井筒的位置、形式、数目及矿井通风方式确定井筒的原则：1、 确定井筒的形式、数目及其配制，合理选择井筒及工业场地的位置；2、 合理的确定开采水平数目和位置；3、 布置大巷及井底车场；4、 确定矿井开采顺序，做好开采水平的接替；5、 进行矿井开拓延深，深部开拓及技术改造；6、 力求简化生产系统，尽量减少井巷工程量；7、 尽可能提高机械化程度，提高生产效率，实现安全高效；8、 投资少，工期短，见效快。矿井移交生产时，布置有主斜井、副斜井、进风行人斜井和回风立井四个井筒。各井筒用途、布置及装备分述如下： 主斜井：井口坐标X=4210402.722，Y=19702399.158，Z=+1128.10m；井筒净宽3.4m，净高2.9m，净断面8.62m，井筒倾角18。担负全矿井的煤炭提升任务，兼做进风井和安全出口。井筒一侧布置有带宽1000mm的带式输送机，另一侧布置有行人台阶和扶手，沿该井筒敷设动力电缆、通信和信号电缆、消防洒水管线。副斜井：井口坐标X=4209943.325，Y=19702334.998，Z=+1139.86m；井筒净宽3.2m，净高2.8m，净断面7.86m，井筒倾角22。担负矿井材料、设备等辅助提升任务，兼做进风井和安全出口。井筒内铺设600mm轨距、30kg/m轨型的单轨，采用单钩串车提升。该井筒敷设通信和信号电缆、消防洒水管路和排水管路。进风行人斜井：担负井下作业人员升降任务，兼做进风井和安全出口。井筒内装备架空乘人器。通信和信号电缆沿该井筒敷设。回风立井：井口坐标X=4210447.103，Y=19702353.78，Z=+1135.03m；井筒净宽3.2m，净高2.8m，净断面7.86m，井筒倾角22。担负矿井回风任务，兼做矿井安全出口。该井筒敷设消防洒水管路、压风管和瓦斯抽放管路。井筒内装备封闭式金属梯子间。矿井通风方式为中央分列式，通风方法为机械抽出式。矿井采用主立井、副立井、进风行人斜井进风，回风立井回风，局部通风采用局部通风机，局部通风机工作方法为压入式的通风系统。矿用隔爆对旋轴流主通风机FBCDZ34两台，通风机由YBF型、10极、10kV、900kW电动机两台驱动；同时购置一套CHH100高压变频器及配电开关，该变频器采用一拖二自动方案，变频工频间能够自动切换，并对两台风机的四台电机（两用两备）进行控制。二、工业场地位置的选择1、地面平坦、开阔，场地挖方填方量小，工程地质条件好。2、 靠近公路、交通方便，运输距离短，运营费用低。3、靠近电源、水源。4、 不受洪水、山体滑坡等自然灾害的威胁。5、减少占地，尽量少压煤。6、有利于矿井开拓部署，为安全生产创造条件。经过现场踏勘，现有的主、辅生产系统和行政福利设施能满足生产能力为90万t/a矿井的布置需求，故设计利用现有工业场地及场地内的生产生活设施。工业场地位置：利用现有主井工业场地和副井工业场地作为兼并重组整合的矿井工业场地。主井工业场地位于井田东北部，紧邻井田东部边界，布置有主斜井和行人斜井。副井工业场地位于井田东部主井场地南部260m处，布置副斜井和回风立井。第二节 达到设计生产能力时工作面的配备 根据矿井的初步设计，以及采煤方法的确定，在矿井移交生产时，一个回采工作面就可以满足矿井的设计生产能力要求。首采工作面靠近井筒的保护煤柱，能尽快的使矿井投入生产。矿井在移交时主、副斜井、回风立井、轨道大巷、回风大巷能形成基本的运输、通风安全系统，大巷的掘进长度能使矿井配备一个采煤工作面。并使首采工作面能进行正常的生产。根据煤炭工业设计规范规定，矿井设计移交生产标准为90万t以上的矿井：1、井上，下各生产系统基本完成，并能进行安全生产。2、“三量”达到标准。3、回采工作面长度一般不小于设计回采工作面长度的50%。4、工业广场内的行政，公共建筑及其设施全部建成。5、居民区及其设施基本建成。第五章 矿井基本巷道及建井计划第一节 井筒、石门与大巷一、井筒矿井移交生产至达到设计能力时，先开凿3个井筒，即主斜井、副斜井、回风立井。各井筒用途分述如下：1、 主斜井：担负全矿井的煤炭提升任务，兼做进风井和安全出口。井筒一侧布置有带宽1000mm的带式输送机，另一侧布置有行人台阶和扶手，沿该井筒敷设动力电缆、通信和信号电缆、消防洒水管线。2、 副斜井：担负矿井材料、设备等辅助提升任务，兼做进风井和安全出口。井筒内铺设600mm轨距、30kg/m轨型的单轨，采用单钩串车提升。该井筒敷设通信和信号电缆、消防洒水管路和排水管路。3、 回风立井：担负矿井回风任务，兼做矿井安全出口。该井筒敷设消防洒水管路、压风管和瓦斯抽放管路。井筒内装备封闭式金属梯子间。矿井井筒特征详见表5-1-1。表5-1-1 井 筒 特 征 表井筒名称主斜井副斜井进风行人斜井回风立井西安1980年坐标系6度带X4210354.9094209895.5094210399.2904209764.568Y19702329.34119702265.17419702283.96719702054.969北京1954年坐标系6度带X4210402.7224209943.3254210447.1034209812.386Y19702399.15819702334.98819702353.78419702124.783井口标高(m)+1128.391+1141.245+1136.253+1152.000方位角()8245006610008245003120000井筒倾角()18222290落底水平标高(m)+935.400+933.800+971.300+877.000井筒垂深或斜长(m)679.6553.7609.2275.0井筒净径或净宽(m)3.43.24.76.0井筒断面(m2)断面形状半圆拱半圆拱半圆拱圆形净8.628.8214.5528.26掘进表土12.8212.8320.1742.99基岩12.8212.8320.1736.30井筒支护支护形式表土毛料石砌碹毛料石砌碹钢筋砼碹砼碹基岩毛料石砌碹毛料石砌碹砼碹砼碹支护厚度(mm)表土400400450700基岩400400450400井筒用途担负原煤提升任务，进风井兼做矿井一安全出口。担负矿井材料、设备等辅助提升任务，进风井兼做矿井一安全出口。担负井下作业人员升降任务，进风井兼做矿井一安全出口。专用回风井及兼做矿井一安全出口。井筒装备1000mm带式输送机，台阶和扶手。动力电缆、通信、信号电缆和消防洒水管沿该井筒敷设轨距600mm，轨型30kg/m的单轨，台阶和扶手。通信、信号电缆、消防洒水管和排水管沿该井筒敷设架空乘人器。通信、信号电缆沿该井筒敷设回风立井防爆门。瓦斯抽放管路、压风管、消防洒水管和黄泥灌浆管路沿该井筒敷设备 注利用现有井筒利用现有井筒利用现有井筒利用现有井筒第二节 井底车场 井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下物料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作任务。它是井下运输的总枢纽。井底车场设计原则：1、要留有一定的富裕通过能力，一般要求大于矿井设计能力的30%；2、设计车场时要考虑矿井增产的可能；3、尽可能的提高机械化水平，简化调车作业，提高通过能力；4、考虑主、副井之间施工的短路贯通；5、注意车场处的围岩及岩层含水性，破碎情况，避开破碎和强含水层；6、井底车场要布置紧凑，注意减少工程量等。井底车场的形式有环形式和折返式两大类型，环形式又可分为卧式、斜式及立式，折返式可分为梭式和尽头式。井底车场调车方式井底车场的调车方式有以下四种：1、顶推调车电机车牵引重列车驶入车场重车线，电机车摘钩绕到列车尾部，将列车顶入主、副井重车线；2、专用设备调车设置专用调车机车，调车绞车或钢丝绳推车机等专用调车设备，当由电机车牵引的重主井、副井、箕斗装载硐室、中央变电所、中央水泵房、清理撒煤斜巷、井底绕道、煤仓。列车驶入调车线后，电机车摘钩，驶向空车线牵引空车调车作业由专用设备完成；3、顶推拉调车 在调车线上始终存放一列重车，在下一列重车驶入调车线的同时将原来的重列车顶入主井重车线，新牵引进的重列车存放在调车线； 4、甩车调车电机车牵引重列车行至分车道岔前1020m进行减速，并在行进中电机车与重列车摘钩，电机车加速驶过分车道岔后，将道岔搬回原位，重列车借助惯性驶向重车线。综合考虑以上四中调车方式，根据本矿井的实际情况，本着快速、简便的原则，设计采用第二种调车方式，即顶推调车。硐室井底车场硐室主要有：井底煤仓、主变电所、主排水泵房、清理撒煤硐室、水仓、调度室、等候室、工具室等。煤仓通过两个装载胶带输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为双侧式。主变电所和主排水泵房坐落于副井井底，互相相邻，通过通道与车场巷道相连，井底水经管子道从副井井筒排出。主排水泵房为吸入式，由水泵硐室，吸水口，配水巷道和硐室通道组成。主变电所由变压器室，配电室及通道组成。水仓是矿井涌水的贮水巷道，还起着澄清污水的沉淀作用。另外，靠近主井处的轨道大巷中设置清理撒煤硐室，用来清理主井井底泼洒出的煤炭；副井井筒和轨道大巷中间设置等候室和工具室。井底车场车场巷道及硐室除煤仓、装卸载硐室等采用现浇混凝土支护外，采用锚喷支护，遇围岩破碎的地方加金属网支护。第三节 建井工作计划一、矿井建设方式矿井建设考虑次用一次设计，一次建成的方式，主要理由如下：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；增加了矿井总的基建的投资；但可以减少矿井的一次投资建设额。一次设计、一次建成有利于实现早出煤，使以后的生产系统简单；并能使矿井尽快达到设计生产要求，完成集团公司的生产计划。但一次投资额较多。综合考虑，选择一次设计、一次建成的建设方式。二、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，科学作业的工作方式。三类工程的施工应充分利用时间、空间和现有的的人力、物力资料等方面的资源，采取平行交叉作业，科学的编制工作计划，提高工作效率。安全、经济、合理的完成矿井的建设。合理使用人、财、物的利用，使矿井建设的经济效益最优。地面生产系统应与矿井同步建设，同步投入使用。三、矿井移交标准矿井移交标准如下：1、矿井矿建、土建、安装所有单位工程按设计标准全部完成；2、经试运转和试生产考核，主要生产系统和设备性能良好；工作可靠，可以形成设计生产能力；3、完成环保、安全、消防等三个专篇。预验收，以及项目工程质量认证。四、三类工程施工组织原则1、始终抓住主要连锁工程，优化施工方案和顺序，缩短建设工期。2、合理安排施工力量，力争做到均衡施工，提高劳动生产率和设备利用率。3、三类工期相互创造有利于施工条件，充分利用时间和空间进行平交叉作业，提高整体效益。4、紧紧围绕井巷工程，合理安排土建和安装工程的施工时间，适时形成矿井各个生产系统。五、加快建井速度的措施及建议1、做好施工前的准备工作，确保矿井开工后能连续施工。2、应组织技术力量强、施工经验丰富的施工队伍施工主要井巷工程，使矿井主要井巷尽早贯通，尽快形成全负压通风系统。第六章 采煤方法第一节 采煤方法的选择一、采煤方法的选择及依据1、6号和12号煤层采煤方法选择6号煤层为一较稳定大部可采的中厚煤层，煤厚0.001.90m，平均厚1.37m，结构简单，不含夹矸。顶底板岩性均为砂质泥岩、泥岩。12号煤层为较稳定的局部可采煤层的薄煤层，结构简单，含01层夹矸，煤层厚度0.301.80m，平均1.19m，井田由东至西有一不可采条带，顶板岩性为泥岩，底板岩性多为泥岩或砂质泥岩，偶有砂岩。本着提高矿井机械化装备水平，实现矿井稳产高效的前提下，设计认为6号和12号煤层可供选择的采煤方法有高档普采采煤方法和综合机械化一次采全高采煤方法。经比较设计采用6号和12号煤层采煤方法为综合机械化一次采全高采煤方法。 综上所述，为了提高矿井的综合机械化水平和现代化管理水平，减轻工人的劳动强度，保证矿井安全建设生产，设计采用综合机械化一次采全高采煤方法开采6号和12号煤层，全部垮落法管理顶板。 2、9号和15号煤层采煤方法选择9号煤属稳定的全井田可采煤层，厚1.956.86m，平均4.41m，结构简单较简单，含夹石02层，该煤层多为两层结构，中间夹以04.10m的泥岩。顶底板岩性均为泥岩或砂质泥岩。15号煤层属稳定的全井田可采煤层，厚度4.206.71m，平均5.41m，顶板岩性为K4灰岩,底板岩性为泥岩或砂质泥岩。属稳定的全井田可采煤层。本着提高矿井机械化装备水平，实现矿井稳产高效的前提下，设计认为9号和15号煤层回采工作面可供选择的回采工艺有：综采放顶煤一次采全高采煤方法和分层综合机械化采煤方法。经比较设计9号和15号煤层采煤方法为综采放顶煤一次采全高采煤方法。其理由分析如下：（1）综采放顶煤一次采全高采煤方法优点：节省电能消耗量。由于综采放顶煤工作面一半的顶煤基本是利用矿压破煤，依靠自重放煤，一般一吨煤可节省电能1.3kWh左右。同时巷道掘进率低，生产成本低，总体经济效益高；回采工作面生产能力大。由于采用的是采放结合的生产工艺，比综合机械化一次采全高多一个出煤点，故易实现高产高效；可提高块炭率。采用放顶煤开采工艺，一般可增加块炭1014%，从而大幅度提高了煤炭的平均销售价格和矿井的经济效益。适应性强，对于煤层厚度变化较大的厚及特厚煤层，综放开采由于沿煤层底板割煤，支架上方煤体通过放煤口回收，工作面推进受煤层厚度变化影响小。顶板控制问题减少。有利于设备的维护与保养，延长设备使用寿命。综放开采工作面，由于煤炭产量的大部分由垮落顶煤构成，采煤机和前部刮板输送机等设备与相同产量的普通综采工作面设备相比，使用时间短、过煤量少，设备使用寿命长。缺点：资源回收率低，混矸率高，（2）分层综合机械化采煤方法优点：工作面煤炭混矸率低，资源回收率高，经济效益好。缺点：回采工作面动力消耗大，巷道掘进率高，生产成本高；下分层工作面是在金属网假顶下回采，顶板管理比较困难；铺设分层金属网假顶也额外增加了吨煤成本。此外，9号和15号煤层属自燃煤层，采用分层开采容易发生煤层自燃等不利因素。综合以上分析，从9号和15号厚度埋藏深度、煤层厚度、煤体强度、节理裂隙发育程度、夹矸情况及顶板岩性等开采条件来看，本井田9号和15号煤层采用综合机械化放顶煤一次采全高采煤方法是比较适合的。虽然综采放顶煤回采率较分层综采回采率较低，但通过过渡支架放顶煤、加尾煤回收装置、初放和收尾采取措施、提高放煤工放煤技术等措施，可以大幅提高其回采率。故设计采用9号和15号煤层采用综采放顶煤采煤法，全部垮落法管理顶板。二、采掘机械配备1、9号和15号煤层工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型针对9号和15号煤层的赋存条件及开采技术条件，并结合目前国内综采放顶煤工作面设备配备情况，从性能良好、安全可靠，并能适合于矿井具体条件的较先进设备原则出发，对回采工作面采、装、运设备进行了选型。详见表6-1-1。表6-1-1 综采放顶工作面主要机械设备配备表设备名称设备型号功率（kW）单位数量备用双滚筒采煤机MG200/500-WD500.0台1可弯曲刮板输送机SGZ764/264132.02台2破碎机PCM110110.0台1转载机SZZ-764/132132.0台1可伸缩胶带输送机SSJ1000/21602160.0台1放顶煤液压支架ZF4800/17/35架10810过渡支架ZF5600/17/35架61端头支架ZFT16500/28/55组1端头支架ZFT22000/28/55组1超前支架ZT23200/28/55架6乳化液泵站BTW400/31.5250.02套1喷雾泵站BPW400/10132.0套1注水钻机MYZ-20022.0台2注水泵KBZ-100/15030.0台2回柱绞车JH2-1417.0台2调度绞车JD-11.411.4台1小水泵80WG11.0台2探水钻ZDY-230037.0台1阻化剂喷射泵WJ-242.2台1凝胶泵NJB-1-805.5台2 2、6号和12号煤层工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型针对6号和12号煤层的赋存条件及开采技术条件，并结合目前国内综合机械化一次采全高工作面设备配备情况，从性能良好、安全可靠，并能适合于矿井具体条件的较先进设备原则出发，对回采工作面采、装、运设备进行了选型。详见表6-1-2、6-1-3、6-1-4、6-1-5、6-1-6、6-1-7。表6-1-2 采煤机技术特征表参数型号采高（m）适应煤质硬度（kg/cm2）截深（m）牵引速度（m/min）功率（kW）耗水量/水压（L/min/Mpa）总重（t）MG200/460-(Q)WD1.22.3f4.00.6306.310.5461.0250/6.326表6-1-3 ZY2800/8.5/26型液压支架技术特征支架型号支撑高度（m）工作阻力（kN）初撑力（kN）支护强度（MPa）底板比压（MPa）宽度（m）运输尺寸（长宽高）（mm）泵站工作压力（Mpa）支架重量（t）ZY2800/8.5/260.852.6280023320.482.321.430-1.600425014301700 31.48.4 表6-1-4 刮板输送机技术特征表 型号铺设长度(m)输送能力(t/h)刮板链速(m/s)中部槽(长宽高)(mm)电机功率(kW)电压等级(V)SGZ764/4001688001.0150072429022001140表6-1-5 破碎机技术特征表 型号破碎能力(t/h)最大给料尺寸(mm)最大排料尺寸(mm)电机功率(kW)电压等级(V)PCM1101000700700300110660/1140表6-1-6 转载机技术特征表型 号出厂长度(m)输送能力(t/h)电机功率(kW)电压等级(v)SZZ-764/13241.21100132660/1140表6-1-7 顺槽可伸缩带式输送机技术特征表型 号输送能力(t/h)输送长度 (m)带速(m/s)带宽(mm)电机功率(kW)电压等级(V)DSJ100/100/2160100012002.510002160660/11403、掘进工作面矿井达产时，矿井达产时，为保证工作面的正常衔接，配备4个掘进工作面，其中2个煤巷综掘工作面，1个普掘工作面，采掘比为1：3。综掘工作面主要设备见表6-1-8。普掘工作面主要设备配备见表6-1-9。表6-1-8 综掘工作面主要机械设备配备表设备名称设备型号功率（kW）单位使用备用掘进机EBZ-135A210.0台2转载运输机EZQ300台2可伸缩胶带输送机DSJ80/40/240340.0台2小水泵80WG5.5台1局部通风机FBD6.7/230230台11调度绞车JD-11.411.4台2单体锚杆钻机MQT-120/2.3-C台1喷雾泵站BPW400/10132.0台1探水钻ZDY-230037.0台1激光指向仪JZB-1台1表6-1-9 普掘工作面主要机械设备配备表设备名称设备型号功率（kW）单位使用备用备注风镐FG-8.3台1耗风量1.2m3/min气腿式凿岩机ZF24台2耗风量2.8m3/min小水泵80WG5.5台1局部通风机FBD6.7/230230台11调度绞车JD-11.411.4台2单体锚杆钻机MQT-120/2.3-C台1耗风量2.93.8m3/min混凝土喷射机转子5.5台1耗风量58m3/min混凝土搅拌机安5.5台1立爪装岩机ZMY-1218.5台1喷雾泵站BPW400/10132.0台1探水钻ZDY-230037.0台1激光指向仪JZB-1台1第二节 确定采区巷道布置和要素一、采区位置首采区的位置选择应遵循以下原则：1、 位于地质构造简单、煤层赋存条件好的块段。2、 尽量靠近井筒及井底车场，减少初级工程量。3、 应有足够的高级储量、合理的服务年限，以有利于采区接替和稳定生产。9号煤层三采区位于井田南部，三采区煤层厚度为4.606.40m，设计可采资源/储量大，服务年限长，设计将9号煤层三采区做为矿井移交生产和达到设计能力的首采区。二、采区尺寸、巷道布置对采区巷道布置主要考虑满足以下要求：1、 生产系统要简单、安全可靠、便于管理；2、 巷道布置应尽量满足合理、集中生产的需要，并保证采区和工作面正常接替；3、 巷道布置要简单、合理，工程量少、投产快、航道维护量少，采区生产成本低。15号煤层一采区位于南北开拓大巷西翼，采区东西走向997m，南北倾斜长1543m，采区面积1.538km,设计可采资源/储量为7.033Mt，采区服务年限为4.2a。采区巷道有轨道运输大巷、胶带运输大巷和回风大巷，三条大巷南北相互平行，水平间距为30m。在采区大巷西翼井田中部现有布置15101首采工作面，回采工作面共布置有胶带运输槽、轨道运输顺槽和专用排瓦斯巷分别与采区大巷相接。回采工作面的胶带运输槽、轨道运输顺槽均沿15号煤层底板布置，胶带运输顺槽（兼进风）直接与15号煤层胶带运输大巷相通，轨道运输顺槽（兼回风）直接与15号煤层轨道运输大巷相接和15号煤层回风大巷相通，专用排瓦斯巷直接与15号煤层回风大巷相通。形成15101首采工作面完善的运输、通风、排水、供电及井下消防洒水系统。回采方式为采区内采用前进式开采，工作面采用后退式开采。巷道布置方案一：开拓巷道布置在煤层当中，回采巷道同样与开拓巷道垂直交叉。其与回采巷道（运输斜巷、回风斜巷、回风尾巷）的连接直接贯通，连接形式较为简单，在必要的交叉口构筑物以及在轨道和皮带的交叉处设置适当的皮带卷扬坡，以及简单的行人桥。这样使得巷道硐室的施工量较少。线路简单明了，且现在巷道的支护技术比较成熟，通过锚喷支护完全可以使交叉点的连接硐室较为稳定，这样有利与巷道的掘进，使得生产系统较为简单，合理有效的减少了生产成本。巷道布置方案二：采用条带式开采，生产巷道均垂直与开拓巷道布置。开拓巷道的布置采用分层布置的办法，即开拓大巷沿煤层底板布置，在回采巷道与开拓大巷的交叉处，为了避免巷道的交叉造成的混分及运输线路的交叉，让回采巷道在停采线附近开始起坡，布置在煤层顶板的岩层当中。即回采巷道跨过大巷，在合适的位置通过溜煤眼、进风行人斜巷与开拓大巷连接，结构合理生产系统。这样布置使得巷道稳固且巷道的维护较为简单，可以有效的减少通风构筑物，单需要布置较多的进风运料行人斜巷，使得岩巷的掘进施工工程量较大。这一方案使得巷道的掘进困难，且增加了岩石的运输量，费用较高。三、采区运输、辅助运输、通风及排水系统1、 采区运输9303工作面9303运输顺槽9#采区皮带巷9#采区煤仓15#采区皮带巷15#皮带大巷15#煤煤仓15#主暗斜井主斜井地面。2、 辅助运输地面材料斜井9#煤材料巷9#煤采区材料巷9303回风顺槽工作面。3、 通风系统新鲜风流主斜井9号煤胶带大巷、9号煤轨道大巷9号煤采取胶带巷进风顺槽回采工作面回风顺槽二采区回风巷9号煤回风大巷、9号煤辅助回风巷回风斜井地面。新鲜风流副斜井15号煤运输大巷9号煤材料暗斜井9号煤运输大巷进风顺槽回采工作面回风顺槽二采区回风巷9号煤回风大巷、9号煤辅助回风巷回风斜井地面。4、 排水系统9101胶带运输顺槽、9101轨道运输顺槽顺槽联络巷9号煤层轨道运输大巷9号煤层采区水仓9号煤层材料暗斜井井底水仓主水泵房管子道9号煤层材料暗斜井15号煤层集中轨道运输大巷15号煤层井底车场副斜井地面经下水处理站。第三节 回采工艺及劳动组织一、回采工艺根据煤层赋存情况和开采技术条件，确定采用综合机械化一次采全高的采煤工艺方式。回采工艺过程如下：1、 采煤机落煤采煤工作面使用双滚筒采煤机，其布置方式为：若面向工作面时，采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转;左滚筒为左螺旋，割煤时逆时针旋转。采煤机运行时，其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤，这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。利用采煤机滚筒将落煤装入刮板输送机上。工作面割煤方式为往返一次割两刀，这种割煤方式效率高适用于煤层赋存稳定、倾角较缓的综采面。采煤机的进刀方式为工作面端部斜切进刀，使用割三角煤进刀方法，其进刀过程为：当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移进煤壁，采煤机机身处尚有一段下部煤；调换滚筒位置，前滚筒下降、后滚筒升起并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直；再调换两个滚筒的上下位置，重新返回割煤至输送机机头处；将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换滚筒位置，返程正常割煤。2、 移架液压支架的移架方式采用单架依次顺序式，支架沿采煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线，该方式操作简单，容易保证规格质量，操作安全，工作面环境好。但采煤和移架要保持合理距离，否则会出现顶板失控现象。在采煤机割煤后利用支架上的挡板提前对顶板支护，移架后，支架的前挡板主要用来护住煤壁，防止片帮。3、 综采面工序配合方式综采面割煤、移架、推移输送机采用及时支护的配合方式，即：采煤机割煤后，支架依次立即前移、支护顶板，输送机随移架逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护方式，推移输送机后在支架底座前端与输送机之间要富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利于行人、运料和通风；若煤壁容易片帮时，可先于割煤机进行移架，支护新暴漏出来的顶板。4、 综采面端头作业综采面端头支护方式采用工作面液压支架支护端头，该方式适用于煤层倾角较小的综采工作面，通常在机头（尾）处要滞后于工作面中间支架一个截深。回采巷道采用单体液压支架梁组成的迈步走向抬棚对巷道的端头处进行支护。详见回采工作面布置图图6-3-1。二、劳动组织形式 根据工作面情况，采煤机司机、机电维修、安全员、瓦斯检查员、送料工、开溜工、泵站司机、顺槽皮带司机为专业工种，由专人负责；其他工作如：清理撒煤、打扫卫生等均由综合工种完成。采煤工作面劳动组织见表6-3-2表6-3-2 劳动组织表 序号工种班次合计一班二班三班检修班1队干111142班长111143安全员111144记录工111145机组司机3331106支架工3333127放煤工11138煤溜司机3333129皮带机司机1112510端头维护1115811泵站工1111412电工22241013清煤工333914打炭工111315看库工111316注油工1117杂工4418送饭工1111419打眼工4420跟机瓦检工111321注水工2222办事员1123材料员11合计28282835119备注全队在册共计133人，其中队长1人，副队长2人，技术员1人。本队检修班出勤35人，生产班出勤283人，原班出勤119人，出勤率为89%。表中安全员工在册为安全部；跟机瓦检工、注水工的在册为通风部。第七章 井下运输第一节 运输系统和运输方式的确定一、运输方式运煤：由于矿井属大型矿井，运输系统要有较大的运输能力，由于煤层赋存条件简单，且运输距离较远，故采用胶带运输机运煤。 辅助运输：回采工作面为大功率采煤机进行一次采全高开采，巷道掘进采用综掘机掘进、锚杆支护，采掘面用人、用料量相对减少，而采掘推进速度快，需要一种方便、灵活机动和快捷的运输方式与之相配套，卡轨车运输是很有发展潜力的一种运输方式和综掘机、回采工作面快速推进相配套的有效辅助运输方式。人员乘罐笼下井，在井底车场换乘人车，由其送达各个工作地点。材料及一般设备材料平板车装运（砂石等散料用集装箱盛放）下井，然后换成卡轨车运输至各需要地点，大件设备和支架用特制平板车下井，在井底车场用起吊设备换装到支架运输平板车上，由牵引车送到工作面和使用地点，再用小绞车协助安装到位；采煤机和综掘机等用特制的平板车下井，在井底车场换装站换装到采煤机、综掘机的特殊运输车上，由牵引车牵引运至工作地点，其中采煤机直接由专用平板车送到采面就位。二、运输系统运煤系统：工作面条带运输斜巷条带煤仓运输大巷运输石门主井井底煤仓主井地面掘进工作面轨道大巷轨道进风石门副井井底车场副井罐笼地面运料系统：地面副井井底车场轨道石门轨道进风大巷带区运料平巷条带运料斜巷工作面人员运送系统：地面副井井底车场轨道石门轨道进风大巷各个工作地点运矸系统：大巷掘进或是上山掘进中的矸石一般有矿车直接拉到副井井底车场，再由副井罐笼提至地面。第二节 运输设备的选择一、设备选型原则1必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与总体运输的统一； 2必须使上下两个运输环节设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀系数和设备能力的配套系数；为缓和上下两个运输环节的生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等；3必须注意尽量减少运输转载的次数，不要出运现输送机轨道输送机轨道的情况；4必须使设备的运输、安装和检修方便，并应考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否相符合等；5必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等。二、大巷内运输设备的选型和计算采煤工作面可伸缩胶带输送机选用SSJ1200/3250型号，其铺设长度可达3000m，运量2000t/h，其驱动采用多点电机驱动，功率为3250KW；本设计对盘区胶带主运输能力进行了计算：皮带主要部件参数如下:带宽: 1.2m带速: 2.5m/s小时最大输送量: 215/h传动滚筒：D=1000 2个电动机: 3250kw 年最大运输能力:Q=30014215=90万吨/a胶带运输能力富裕系数：5.6，完全能够满足水平主运输增产、达产的需求。第八章 矿井提升矿井设计井型为0.9Mt/a，生产制度宜按年工作日为300天机算，采用四六制的工作制度，及三班出煤一班准备。每天净提升时间为16小时。第一节 主斜井的提升一、设计依据井筒斜长：L=418m井筒倾角：a=13井筒垂高：H=94m输送物料:原煤粒度:180mm300mm容重:1.40t/ m3输送量:90万吨/a工作制度: 300d，16h不均衡系数:K=1.15二、设备选型计算小时输送量:Q=2138t/h。按上述条件，选B=1.2米强力钢绳芯皮带运输机，带速2.5m/s。1、满载运行圆周力C附加阻力系数，C=1.11)主要阻力式中 f模拟摩擦系数，f=0.02L输送机机长，L=2550mg重力加速度，g=9.81m/ s2承载分支托辊转动部分质量，=20.5kg/m 回程分支托辊转动部分质量，=8.5 kg/m 每米长输送带质量，=32.31.2=38.76 kg/m 每米长度输送物料质量， kg/ma输送机平均倾角，a=12.8=0.0225509.8120.5+8.5+(238.76+88.9)12.8=95701N2）主要特种阻力包括托辊前倾摩擦阻力F和被输送物料与倒料槽栏板间的摩擦阻力两部分，经计算，=2850N。3）附加特种阻力包括两道头部清扫器和两道空段清扫器摩擦阻力，经计算，=1425N。4）倾斜阻力式中 H输送机受料点与卸料点间的高差，H=94m=88.99.8194=81978N=1.195701+2850+1425+81978=191524N2、轴功率： = 1915242.5=479KW3、需电机功率： KW式中电压降系数，=0.9传动功率，=0.9 多机驱动，功率不平衡系数，=0.85选电机功率：=3250KW电机功率富裕系数：=1.14、胶带回程分支挠度要求最小张力 =14259N式中下托辊间距，=3m胶带下分支挠度，=0.015、取机尾胶带张力=14259N（经计算满足传动滚筒起动不打滑和胶带上分支挠度的要求）。 6、传动滚筒松边张力：= =22762N式中回程下辊前倾摩擦阻力，1430N。回程分支机尾一道空段清扫器摩擦阻力，356N7、稳定工况胶带最大张力：=22762+191524=214286N8、胶带安全系数：=7.84K应不小于7，胶带选型合格。三、绞车电控主斜井井口驱动房为联合建筑，内安装有主斜井胶带输送机机头设备及主斜井张紧绞车。胶带控制系统采用PLC控制系统。胶带机设有必要的电气保护及皮带跑偏、打滑、断带、卸载站堵塞、沿线急停开关、温度等胶带保护。四、提升信号胶带机控制室与胶带沿线之间搞联系信号装置。第二节 副斜井的提升一、设计依据担负材料、设备运输任务井筒斜长 L =570m井筒倾角 =18提升矸石量 Q =12万吨/a提升最大件重量 21t提升方式 双钩串车提升矿车：3t固定车厢式矿车,容积3.3m3,名义载重3.0t,最大载重5.3t,自重1320kg,载矸5.3t。矿车型号为MG3.3-9B。二、绞车电控及绞车房供电提升绞车电控采用绞车成套电控装置，具有绞车所必须的各种保护装置。三、提升信号提升信号为声光双打信号。第九章 矿井通风与安全第一节 瓦斯的抽放矿井为高瓦斯矿井，依据安全规程和煤矿设计规范的规定，必须对瓦斯进行提前抽放。根据山西省煤炭工业局综合测试中心于2010年12月编制了阳泉市上社二景煤炭有限责任公司矿井瓦斯涌出量预测报告，山西省煤炭工业厅以晋煤瓦发2011743号“关于山西阳泉市上社二景煤炭有限责任公司矿井瓦斯涌出量预测的批复”进行了批复。和山西国辰建设工程勘察设计有限公司于2010年4月编制了阳泉市上社二景煤炭有限责任公司矿井瓦斯抽放初步设计。. 1、矿井瓦斯涌出量预测（1）回采工作面开采煤层瓦斯涌出量预测 开采9号煤层工作面，开采层最大瓦斯涌出量为：q1=6.99m3/t开采15号煤层工作面，开采层最大瓦斯涌出量为：q1=5.97m3/t（2）回采工作面邻近层瓦斯涌出量预测开采9号煤层工作面，邻近层最大瓦斯涌出量为：q2 =9.59m3/t开采15号煤层工作面，邻近层最大瓦斯涌出量为：q2 =8.72m3/t（3）回采工作面瓦斯涌出量预测开采9号煤层工作面瓦斯涌出量为：q采=39.77m3/min其中工作面本煤层瓦斯涌出量：6.77m3/min开采15号煤层工作面瓦斯涌出量为：q采 =35.24m3/min其中工作面本煤层瓦斯涌出量： 14.32m3/min矿井生产能力按0.9Mt/a，年工作日按国家规定的300天计算。则矿井绝对瓦斯涌出量为：q井绝 =q井T3001440开采9号煤时； q井绝77.14m3/min开采15号煤时；q井绝69.08m3/min2、矿井瓦斯来源分析根据瓦斯预测结果可以看出：矿井开采9号煤时：矿井绝对瓦斯涌出量为77.14m3/min。回采工作面瓦斯涌出量为39.77m3/min，占矿井总瓦斯涌出量的51.56%；其中，工作面本煤层瓦斯涌出量为16.77m3/min，占工作面总瓦斯涌出量的42.17%。矿井开采15号煤时：矿井绝对瓦斯涌出量为69.08m3/min。回采工作面瓦斯涌出量为35.24m3/min，占矿井总瓦斯涌出量的51.01%；其中，工作面本煤层瓦斯涌出量为14.32m3/min，占工作面总瓦斯涌出量的40.64%。掘进工作面瓦斯涌出量为：矿井开采9号煤时：2.673=8.01m3/min，占矿井总瓦斯涌出量的10.38%；矿井开采15号煤时：1.903=5.70m3/min，占矿井总瓦斯涌出量的8.25%。采空区瓦斯涌出量约为：矿井开采9号煤时：77.1439.778.01=29.36m3/min，占矿井总瓦斯涌出量的38.06%；矿井开采15号煤时：69.0835.245.70=28.14m3/min，占矿井总瓦斯涌出量的40.74%。3、瓦斯抽放方法的选择根据阳泉市上社二景煤炭有限责任公司瓦斯预测结果，矿井生产能力达0.9Mt/a时，开采9号煤层时，9号煤回采工作面瓦斯涌出量为39.77m3/min；其中，工作面邻近层瓦斯涌出量为39.7716.77=23.0m3/min，占工作面总瓦斯涌出量的57.83%。开采15号煤层时，15号煤回采工作面瓦斯涌出量为35.24m3/min；其中，工作面邻近层瓦斯涌出量为35.2414.32=20.92m3/min，占工作面总瓦斯涌出量的59.36%；从瓦斯治理的角度出发，工作面邻近层瓦斯是治理的重点。设计阳泉市上社二景煤炭有限责任公司在实施瓦斯抽放时应进行综合瓦斯抽放。即：以9号煤（15号煤）回采工作面邻近层抽放为主、9号煤、15号煤回采工作面本煤层抽放和采空区抽放并行的原则。4、矿井瓦斯抽放量预计阳泉市上社二景煤炭有限责任公司按一个9号煤回采工作面（考虑准备工作面，取系数1.5）和矿井采空区瓦斯抽放，预计矿井瓦斯抽放总量为：Q矿= 1.512.11+19.55+7.34=45.05m3/min矿井年抽放纯瓦斯量可达2367104m3。 第二节 矿井的通风矿井的通风是整个矿井设计的最重要的环节，是矿井安全生产的根本环节。合理的通风系统是矿井安全合理生产的保证。矿井总供风量是井下各个工作地点的所需有效的风量总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有里往外细致分配。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20，二氧化碳不得低于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.1、按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供风量不得少于4m3，则矿井的总风量为：Q矿总=4N1.15=4601.1560=4.6m3/s式中：井下同时工作的最多人数,60人;每人每分钟供风标准, ;矿井通风系数, 取1.15.(抽出式取1.15-1.20，压入式取1.25-1.30)2、按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算：Q总（Q采Q掘Q硐+Q其它）K通式中：Q采采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；Q掘掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；Q硐硐室实际需要风量的总和，m3/min；Q其它除采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/min；K通通风系数，中央边界式取1.2。一、采煤工作面实际需要风量的计算1、本矿井为高瓦斯矿井，根据前面对回采工作面瓦斯绝对涌出量预计为44.5m3/min，则回采工作面配风量按以下公式计算：Q采= QAQB =aq采1%K瓦K备b(1c)q采2.5%K瓦K备式中：q采回采工作面瓦斯绝对涌出量，44.5m3/min；a本煤层瓦斯涌出量占工作面瓦斯总涌出量的百分比，取30；b回采工作面邻近层瓦斯涌出量占回采工作面瓦斯总涌出量的百分比，取70；c邻近层瓦斯抽出率，取80；K瓦瓦斯涌出不均衡系数，取1.1；K备风量备用系数，取1.1；Q采 =0.3044.51%1.11.10.70(180)44.52.5%1.11.1= 1615.35+301.5=1916.85m3/min为方便计算取1980 m3/min为33 m3/s。本矿布置1个回采工作面则回采面需要总风量为：1980m3/min2、按回采工作面进风流温度计算采煤工作面需要的风量： 式中： 采煤工作面所需风量， ；回采工作面适宜风速， 取0.6m/s； 回采工作面平均有效断面， 为16.4；工作面长度系数， 取1.4。则 600.616.41.4691.214 m3/s3、按工作人数计算 式中： N-采煤工作面内同时工作的最多人数,为34人；则 434=136 m3/min2 .5m3/s4、按风速验算根据规定,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。工作面最大风量为1980m3/min，最高风速为2.03m3/s，符合煤矿安全规程中关于综采工作面最大风速不得超过5m/s的规定。取上述计算最大值，=1980m3/min。二、掘进工作面实际需要风量的计算1、按绝对涌出量计算： 式中： 第n个掘进工作面的需风量， m3/min；第n个综掘工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，m3/min；第n个掘进面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取。掘进工作面瓦斯涌出约占矿井瓦斯涌出量的10%。Q掘绝涌=55.6 10%2=3m3/minQ掘=1003260=10 m3/s2、按局扇的实际吸入风量计算Q掘局=1.43Q局额式中： Q掘局根据局扇安装使用的台数计算的掘进工作面全风压的供风量，m3/min；Q局额局扇的额定风量；设计选用的局扇额定风量为：218.5kW对旋风机额定风量为500m3/min。1.43全风压供风量保证局扇不循环风的系数；综掘工作面安装218.5kW对旋风机。则Q综掘 = 1.43500=720=12m3/s3、按人数计算Q掘=4n掘 式中： n掘掘进工作面内同时工作的最多人数,20人；则： Q掘=420=80 m3/min=1.3 m3/s4、按风速验算按规定煤巷掘进工作面的风量应满足:600.25S掘Q掘604S掘式中：S掘掘进工作面巷道过风断面,m2。计算结果满足要求，取上述计算最大值，Q掘=720 m3/min 三、硐室实际需要风量消防材料库为120m3/min； 火药库取80 m3/min； 带区变电所取120 m3/min；中央变电所取150 m3/min； 水泵房取90 m3/min；Q硐120+80+120+150+90=560 m3/min 取10 m3/s。四、其它用风地点风量其它用风地点风量取采煤、掘进及硐室风量的5。则：Q其它 =（1980+1440+600）5=240 m3/min；取4 m3/s。Q矿总= (1980+1440+600+240) 1.2=.5112 m3/min85 m3/s。根据以上计算方法，取其最大者，确定矿井的总风量85 m3/s。第三节 矿井通风系统和风量分配一、通风方式和通风系统依据井田开拓部署，本矿井采用主、副井进风，回风井回风。其矿井通风系统为中央分列式，主扇工作方式为抽出式。通风线路：副井（斜井）井底车场轨道石门（运输石门）15号煤盘区轨道巷（或胶带巷）运输顺槽（或掘进顺槽）采、掘工作面；采、掘工作面（乏风）由回风顺槽、尾巷或掘进顺槽矿井北翼回风巷回风石门回风立井地面。二、回采、掘进及硐室通风根据矿井开拓方式及采区巷道布置形式，回采工作面巷道由进风顺槽、回采工作面、回风顺槽及尾巷组成，其通风方式为“两进两回”的通风方式。本矿井共布置一个综掘工作面，采用独立通风，掘进工作面所需风量由局部扇风机供给；井下爆破材料库及采区变电所采用独立通风；其它硐室均利用主扇负压通风。三、风量分配将矿井总风量分配到井下各用风地点，具体配风见表9-3-1表9-3-1 风量分配表序号用风地点个数单位配风量总配风量m3/minm3/sm3/minm3/s1回采工作面12820472820472综掘面2720121440243硐室60010600104其它24042404合 计510085第四节 计算负压及等级孔一、通风阻力计算根据通风容易和困难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。通风阻力采用下式计算： 式中： 摩擦阻力, ；摩擦阻力系数， ；井巷长度， m；井巷净断面周长， m；通过井巷的风量， m3/s；井巷净断面积， ；井巷摩擦风阻， 根据煤炭工业矿井设计规范第10.1.7条“井深400米以上时，宜计算矿井的自然风压”的要求，设计对矿井的自然风压采用下式进行计算：He=P0Hg/R（1/T1-1/T2）（1+H/10000）He自然风压，Pa；P0井口地面大气压（P0=674mm水银柱），查表P0=89830 Pa；H井深，m；g重力加速度，m/s2；T1进风井平均温度，K；夏季为30、冬季为10；T2回风井平均温度，K；取20；R矿井空气常数，干空气的常数为287J/（kgK）夏季时的自然风压He=898305209.8/2871/（273+30）1/（273+20）（1+623/10000） =197.03Pa=20mmH2O冬季时的自然风压He=898305009.8/2871/（273+10）1/（273+20）（1+508/10000） =197Pa = 20mmH2O将以上计算出来的各数值填如下表（表中的所列数值是当空气为时数值）通风容易时期阻力计算表序号巷道名称支护形式U(m)S(m2)L(m)Q(m3/s)h(Pa)v（m/s）1主斜井砌碹0.002016.315.7418405.62.552副斜井砌碹0.002020.419.2570454.901.23井底车场浇注0.000717.8522.3200851.633.824运输大巷锚喷0.010013.9813.211903050.482.305轨道大巷锚喷0.006016.0814.713204946.003.466盘区胶带巷两条锚喷0.006016.0814.712002030.41.367回风大巷锚喷0.006015.813.296085286.006.408盘区轨道巷两条锚喷0.008015.614.71200512123.59进风顺槽锚杆0.002513.611.80260447118.004.0010工作面液压支架0.003514.8121954714.003.9011回风顺槽锚杆0.002313.211.826202735.002.6012瓦斯尾巷锚杆0.002313.211.826302019.001.9213盘区回风巷锚喷0.009015.813.21200794653.0014回风立井砌碹0.003218.8528.27100852.003.0015计128116局阻10%128.117小计140918自然风压-20019合计1209通风困难时期通风阻力计算表序号巷道名称支护形式U(m)S(m2)L(m)Q(m3/s)h(Pa)v（m/s）1主斜井砌碹0.002016.315.7418405.62.552副斜井砌碹0.002020.419.2570454.901.23井底车场浇注0.000717.8522.3200851.633.824运输大巷锚喷0.010013.9813.211903050.482.305轨道大巷锚喷0.006016.0814.713204946.003.466盘区胶带巷两条锚喷0.006016.0814.719002048.11.367回风大巷锚喷0.006015.813.296085286.006.408盘区轨道巷两条锚喷0.008015.614.7190051335.73.59进风顺槽锚杆0.002513.611.80260447118.004.0010工作面液压支架0.003514.8121954714.003.9011回风顺槽锚杆0.002313.211.826202735.002.6012瓦斯尾巷锚杆0.002313.211.826302019.001.9213盘区回风巷锚喷0.009015.813.21900797363.0014回风立井砌碹0.003218.8528.27100852.003.0015计170116局阻10%17017小计187118自然风压20019合计2070通风困难时期通风立体示意图见图沿着上述每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：hr.min=1.15hfr.minhr.max=1.15hfr.max式中：1.15考虑到风路上有局部阻力的系数；代入数值得：hrmin=1.15hfrmin=1.1.151209 =1450.8 Pahrmax=1.15hfrmax=1.152070=2380.5Pa二、等级孔的计算容易实际与困难时期的矿井总风阻和总等积孔计算如下：Rmin=hrmin/Q2=1450.8/852=0.20Ns2/m8Rmax=hrmax/Q2=2380.5/852=0.33 Ns2/m8 Amin=1.1896 Q/=1.189685/=2.65m2Amax=1.1896Q/=1.189685/=2.07 m2矿井通风阻力等级、等积孔分类表矿井通风难易程度矿井总风阻等积孔A/矿井通风阻力等级容易0.3552小阻力矿中等0.3551.42012中阻力矿困难1.4201大阻力矿根据表可知，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 。本矿井通风困难时的等积孔为2.07，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。第五节 通风设备选择本矿属于高瓦斯矿井，采用主副斜井进风，回风立井回风，主扇工作方式为抽出式，矿井总风量为85 m3/s，矿井通风容易时期负压为1700Pa，困难时期为2960Pa。一、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，有时需要考虑矿井自然风压帮助风压的作用，即对于抽出式的主扇，在通风容易时期的静风压应为：hrmin-hna=1450.8200=1250.8Pa1251Pa在通风困难时期的静风压变为：hrmax+hna=2380.5+200=2580.5Pa2581Pa1、确定扇风机所需风量：1.18595m3/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1.10。2、确定扇风机所需全压：Hmin=hminhhn=1251100=1151PaHmax=hmaxh+hn=2581+100=2681Pa式中： h通风设备阻力损失（包括风硐损失）约10 ，取： h=100Pa；1 =10 Pahn自然风压，因进、出风井井口标高差较小，相差不多,故hn取0。3、网路阻力系数：Rmin=1151/= 0.14Rmax=2690/=0.304、网路特性曲线方程：Hmin=0.14 Hmax=0.30据上面选择主扇的Hmax=2731Pa， 95m3/s，在个体特征曲线符合的情况下，选择主扇风机型为： BDNO24 型轴流式通风机，n=740r/min，叶根安装角为 (容易) , (困难)，风量范围为40-170 ,风压范围为300-3600Pa。将上述曲线置于 BDNO24 型风机性能曲线图上即得风机运行工况点，工况点参数如下：根据h=R通风容易时期：85m3/s，1400Pa, 72%；通风困难时期：95m3/s，H2=2685 Pa ，80%；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：Nfmi200/0.9=222KW Nfmax 300/0.9=333KW因2223330.6=199.8KW，即满足Nfmin0.6Nfmax，可选一台电动机：Ne=NmaxKe/Ne=444 KW通过计算可知，该矿选用两台 BDNO24 型轴流式扇风机，一台工作， 一台备用。配用电机功率为4502kW。第六节 安全生产技术措施设计中根据可能发生的灾害采取了必要的措施，矿井在生产过程中严格执行煤矿安全规程，对瓦斯、煤尘、自燃、水灾等采取以下安全措施。一、预防瓦斯爆炸的措施1、建议在揭露煤层后对矿井瓦斯涌出量进行实测，或请专业部门对矿井瓦斯做进一步的工作，以达到准确确定矿井瓦斯涌出量的目的，并在此基础上，制定相应的防治瓦斯爆炸措施，更好的保证矿井安全生产。2、加强通风管理，防止生产过程中瓦斯浓度超限，矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断，各用风地点的风量必须分配足够的风量以稀释瓦斯到允许浓度以下，采掘工作面和生产巷道瓦斯浓度符合煤矿安全规程要求。3、建立完善的瓦斯检查制度，所有采掘工作面每班至少应检查三次。采取有效措施及时处理局部积存的瓦斯，特别是回采工作面上隅角等地点，应加强检测与处理。配备专职瓦斯检测人员，瓦斯检测人员配备有瓦斯检测仪，定时定点和巡回检测，并在作业场所主要风道口，设瓦斯检测牌板。4、建立瓦斯监测系统，对采掘工作面回风巷、主要机电设备硐室其它必要地点的瓦斯浓度进行集中监测，对瓦斯超限地点自动断电报警。在采掘工作面及有机电设备和瓦斯易于积聚的地方,设置瓦斯指示报警仪，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面控制室；对容易产生火花的机械和主要工作地点要安设瓦斯监测断电仪，当瓦斯浓度超限时，及时自动切断电源，以保护生产和掘进的安全。此外，配备个体检测设备。5、按规程规定设置岩粉棚，以隔离相邻采区、相邻煤层、相邻工作回采工作面，所有的运输巷道与回风道定期撒布岩粉。6、严格控制和加强管理生产中可能引火的热源，防止瓦斯引燃。7、在生产过程中，应及时密闭废弃巷道和盲巷，并挂牌说明，以减少瓦斯涌出和防止工作人员误入。8、回风立井井口设置防爆门，以防止冲击波毁坏风机；井下建立完善的隔爆设施，防止瓦斯灾害事故扩大。总之，矿井在生产和建设过程中，要对瓦斯引起足够的重视，严格执行煤矿安全规程的规定，采取一切必要的预防措施，避免灾害事故的发生。二、煤尘爆炸的防止措施（一） 防尘措施对井巷定期清扫，冲洗煤尘；轨道辅设一定要规整，矿车不能装的太满，防止煤尘飞扬和撒落；严格执行湿式打眼规定和使用水炮泥放炮制度；在大量产生煤尘的地点，控制风速，以防止煤尘飞扬；在井下集中产生煤尘地点进行喷雾洒水；矿井应按规定配备测尘仪器，并派专职测尘人员，每15天进行一次粉尘测定；井下采用静压洒水系统，在装煤点和转载点设置水幕，在洒水管路上每100m设置支管和阀门，作为消防、灭尘、清洗巷道粉尘的使用，保证井下粉尘浓度降到指标。（二）煤层注水防尘根据本矿煤层赋存特点、采区巷道布置方式、采煤方法等情况，采用煤层注水措施可有效减少回采工作面的粉尘产生。煤层注水水源采用井下消防洒水管路供给。（三）隔爆措施本设计隔爆措施是设置隔爆水棚、设置水幕等。设计在下述地点设隔爆水棚：1.与井筒相联接的主要运输巷和回风巷中设主要隔爆水棚。2.采煤工作面进风和回风顺槽中设辅助隔爆水棚。3.沿煤层掘进的巷道掘进工作面同与其相连的巷道间设辅助隔爆水棚。4.煤仓上口的通路中设辅助隔爆水棚。三、煤及瓦斯突出的预防措施（一）瓦斯抽放的必要性和可能性该矿井瓦斯相对涌出量平均为14.15m3/t，绝对涌出量平均为105.28m3/min。根据煤矿安全规程第145条规定，必须建立瓦斯抽放系统。煤层在回采过程中，围岩及邻近层因受采动影响，随顶板垮落移动而卸压，其透气性大大增加，瓦斯抽放由难变易，根据晋煤集团多年的抽放经验，利用顶板卸压抽放邻近层瓦斯是成功的，邻近层瓦斯抽出率可达80%以上。因此，建立瓦斯抽放系统是必要的，技术上也是完全可行的。（二）抽放方式及效果抽放方式为上邻近层卸压抽放，不考虑本煤层瓦斯抽放。15号煤平均厚度6.44m，垮落带是采高的68倍.根据新景矿经验，在15号煤层尾巷内(尾巷距回风巷20m)每隔15m(在初采50m范围间距为7m)，按预定的角度向上邻近层打钻，封孔后通过连接装置与抽放系统连接，待邻近层卸压后进行抽放。（三）抽放系统根据矿井抽放瓦斯以及将来利用要求，结合集团公司总体规划，本矿井瓦斯集中在井田中央瓦斯抽放站抽放，本区需沿回风巷布置抽放管路，配套安装附属设施，以形成矿井完善的瓦斯抽放系统。现瓦斯抽放站内安装四台水环式真空抽放泵，其基本参数见表9-6-1表9-6-1编号名称型号流量（m3/min）静压（kPa）转速（r/min）功率(kW)1#水环式真空泵CBF5102BG320910014202502#水环式真空泵CBF5102BG320910014202503#水环式真空泵CBF7102BG3400499605004#水环式真空泵CBF7102BG340049960500其中1#、2#泵负担下列采区的抽放任务分别为：抽放量为60m3/min；抽放量为70m3/min；，抽放量为70m3/min；抽放量为10m3/min。3#、4#泵负担下列采区的抽放任务分别为：抽放量为120m3/min；抽放量为70m3/min。下一步还计划安装5#、6#二台水环式真空抽放泵，其基本参数见表9-6-2:表9-6-2编号名称型号流量（m3/min）静压（
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