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含CAD图纸+文档 兴隆 煤矿 矿井 煤层 初步设计 CAD 图纸 文档

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任务书毕业设计（论文）题目：兴隆煤矿矿井2、3号煤层初步设计毕业设计（论文）要求及原始数据（资料）：毕业设计要求：毕业设计是采矿工程专业最后一个教学环节，其目的是使学生运用大学阶段所学的知识联系矿井生产实际进行矿井开采设计，并就本专业范围的某一课题进行较深入的研究，以培养和提高学生学习分析和解决实际问题的能力，是学生走上工作岗位前进行的一次综合性能力训练，也是对一个未来采矿工程高级工程技术人才的基本训练。 毕业设计主要是实习矿井的初步设计,即根据矿井地质条件，煤层赋存特征及其他开采技术条件完成矿井初步设计。为了培养学生能力，并考虑教学要求、时间、学生现有实际水平等因素，其中供电，提升，排水，地面系统做了必要简化。通过初步设计使学生能够从理论和实践相结合，并掌握整个矿井的开拓开采系统工艺。原始数据： 兴隆煤矿位于陕西省韩城市北24km的马庄村西南，行政区划隶属韩城市龙门镇及盘龙乡管辖。地理坐标：东经11027311103008，北纬353526353716。西（安）侯（马）铁路从煤矿东南缘通过，煤矿距下峪口火车站约5km，距108国道2.5 km，距G5高速公路西（安）禹（门口）段龙门入口处约3km，交通便利。井田面积7.9237km2。本次设计开采位于山西组的2，3号煤层。2，3号煤层均属变质程度高的无烟煤及贫煤，厚度均为3.50m，层间距平均为9m，底板为灰白色细砂岩或泥岩,全区稳定可采煤层。据地质报告，2，3号煤层属低挥发分高热值煤。 根据矿井瓦斯检测报告，2号煤层瓦斯相对涌出量为6.04m3/t，为高瓦斯煤层；3号煤层瓦斯相对涌出量为8.23m3/t，为突出煤层。矿井为突出矿井。 邻近盘龙煤矿及下峪口煤矿所做的鉴定结论为各煤层均属不自燃。该矿矿井涌水量120-240m3/d，井田内水文地质条件简单。5毕业设计（论文）主要内容：设计内容以矿井开拓方式、采区巷道布置、回采工艺及矿井通风与安全为主。掌握矿井生产布置的各个环节，树立明确的矿井生产系统全貌。设计井田境界由六个拐点圈定，井田面积为7.9Km，矿井的工业储量为113.86Mt，矿井的设计可采储量为88.46M t。矿井设计工作制度为四六制。矿井生产能力为120Mt/a，服务年限为53年。井田开拓方式为斜井单水平开拓，布置主副斜井，回风立井三个井筒。工业广场位于井田边界，地势平坦，交通便利，有足够的场地布置主、副井地面生产系统。全井田采用单水平开拓，在2号煤层中布置3条大巷，分别为运输大巷、辅运大巷、回风大巷。首先开采2号煤层作为突出煤层保护层。首采2号煤层采煤方法为走向长壁全部垮落综采。首采2号煤层工作面长190m，推进长度为1140m。采煤机型号为MG250/600-WD型的双滚筒采煤机，工作面回采率为95%，配备两个综掘工作面。井下运输均采用胶带输送机运输，实现连续运输出煤，矿井提升主斜井配备带宽1000mm、DLA型大倾角带式输送机1台进行提升，副斜井辅助运输方式采用绞车提升。矿井通风选用机械抽出式、中央并列式，矿井总风量为123m3/s通风机型号为FBCDZ-8-No24-B。 提交的设计文件（论文）：毕业设计说明书兴隆煤矿矿井2，3号煤层初步设计图纸七张：1、井田开拓平面图（1:5000）2、井田开拓剖面图（1:5000）3、井筒、巷道断面图（1:50）4、采区巷道布置及采掘机械配备平面图（1:2000）5、采区巷道布置剖面图（1:2000）6、回采工作面工艺图（1:100） 7、通风立体示意图（容易时期）（示意）主要参考文献（资料）：（1）徐永圻等，煤矿开采学，中国矿业大学出版社，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，2010；（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。专业班级 学生 要求设计（论文）工作起止日期 指导教师签字 日期 教研室主任审查签字 日期 系主任批准签字 日期 摘 要本次是兴隆煤矿矿井2，3号煤层初步设计，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，设计重点为第四、六、九章，其他章节做一般的选型计算。 本井田位于陕西省韩城市北24km的马庄村西南，行政区划隶属韩城市龙门镇及盘龙乡管辖。本井田内有多层煤，本次设计为2，3号煤层，平均厚度均为3.50m。煤层有煤尘爆炸性，煤层无自燃倾向。矿井属于突出矿井，2号煤层瓦斯相对涌出量为6.04m3/t，3号煤层瓦斯相对涌出量为8.32m3/t。本矿井采用双斜井单水平开拓，采煤工艺为走向长壁综合机械化采煤，作业制度采用“四六制”。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1.2Mt/a，采用一套综采设备来满足产量的要求。 矿井运输大巷采用胶带运输作为主运输，采用无极绳连续牵引车作为主要辅助运输，矿井通风采用轴流式扇风机,抽出式通风方式。关键词：开拓；采区；工艺；通风；保护层。Abstract This paper mainly designs coal mining of XingLong colliery, No. 2 and 3 coal bed. There are seven design drawings altogether, and ten chapters in the instruction book. In accordance with requirements and features of mining engineering, we focus on the fourth, sixth and ninth chapters. As for other parts like shaft station, underground transportation and hoisting equipment, this paper only makes general selection calculations. The colliery, an administrative division of Mazhuang county, Longmen town jurisdiction, and 24 kilometers from Hancheng County Seat, lies in the westsouth area of Mazhuang, Hancheng county, Shanxi province, . Coal Mine within the multilayer, but only consider the design of 2,3 seam, average thickness are 3.50m. There are explosive coal dust, no spontaneous combustion tendency of coal. Mine belongs outburst, No. 2 coal seam gas emission relative amount of 6.04m3 / t, 3 coal seam gas emission relative amount of 8.32m3 / t.We divide this well field into belts, and adopt double vertical shaft method., coal mining method for the introduction of a full-thickness, using the4/6 system as the operation system. The work faces haue a dual-face shearer, hydraulic support, flexible scraper conveyors, crushers, loader and so on. The all-fall-down method is applied in roof processing of the worked out section.The designed annual output of the mine 1.2Mt / a, using a set of mining equipment required to meet production.Mine haulage roadway using tape transport as the main transport, using endless rope continuous tractor as the main auxiliary transport. As for mine ventilation, we use axial-flow type diagonal fan and drawer-type mode. Key words：Ida pioneering, Mining area, Mining Technology, Mine Ventilation, Protective coal seam3目 录摘 要1Abstract2前 言11 井田概述和井田地质特征21.1 矿区概述21.1.1 矿区位置21.1.2 交通条件21.1.3 经济情况31.1.4 自然地理31.2 井田地质特征41.2.1 井田地层41.2.2 井田构造51.2.3 水文地质概况81.3 煤层的埋藏特征121.3.1 可采煤层121.3.2 煤质131.3.3 煤类141.3.4 瓦斯141.3.5 煤尘151.3.6 煤的自燃152 井田境界与储量162.1 井田境界162.2 地质储量162.2.1 储量估算范围的确定162.2.2 工业指标172.2.3 储量估算方法172.2.4 储量估算参数的确定172.2.5 储量估算结果182.3 矿井可采储量192.3.1 井田境界煤柱192.3.2 工业场地煤柱及主要井巷煤柱的计算方法和留设193 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限223.1 矿井工作制度223.2 矿井设计生产能力223.2.1 矿井规模的确定223.2.2 矿井服务年限的确定224 井田开拓244.1 井田开拓方式的确定244.1.1 井田开拓原则244.1.2 工业场地的选择244.1.3 确定井筒形式、数目及位置244.1.4 开采水平的确定及采区的划分254.1.5 主要开拓巷道254.1.6 方案比较254.2 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285.1 井筒、石门与大巷285.1.1 井筒285.1.2 石门285.1.3 主要开拓巷道295.2 井底车场及硐室295.2.1 主井系统硐室295.2.2 副井系统硐室305.2.3 其他硐室305.2.4 井底车场调车方式305.3 建井工作计划305.3.1 矿井建设方式305.3.2 施工方法305.3.3 矿井移交标准315.3.4 施工进度316 采煤方法356.1 采煤方法的选择356.1.1 采煤方法需要考虑的原则356.1.2 采煤方法的选择356.2 确定采（盘）区巷道布置和要素366.2.1 采（盘）区布置的一般原则366.2.2 采（盘）区布置要素366.3 回采工艺386.3.2 工作面设备选型406.3.3 工作面顶板管理方式及支护设备选型476.3.4 采区煤、矸运输和辅助运输方式及设备选型496.3.5 劳动组织536.4 采（盘）区的准备与工作面接替546.4.1 采（盘）区巷道断面和支护方式546.4.2 掘进工作面和掘进设备配置557 井下运输567.1 运输系统和运输方式的确定567.1.1 矿井运输系统567.1.2 运输方式选择的确定567.2 运输设备的选型和计算567.2.1 蓄电池电机车的选择和计算567.2.2 轨道下山提升绞车的选择和计算577.2.4 轨道大巷无极绳连续牵引车的选择和计算607.2.5 运输石门及运输大巷设备的选择和计算618 矿井提升708.1 主斜井提升方式及设备708.1.1 大倾角带式输送机的选择和计算708.1.2 主斜井架空乘人器的选择和计算748.2 副斜井提升方式及设备758.2.1 设计依据758.2.2 提升绞车的选择和计算769 矿井通风与安全829.1 瓦斯资源分析和涌出量计算829.1.1 瓦斯储量计算829.1.2 瓦斯涌出量计算839.2 瓦斯抽采859.3 矿井风量的计算879.4 矿井通风系统和风量分配919.4.1 矿井通风系统919.4.2 矿井风量分配919.5 负压及等积孔929.5.1 负压计算929.5.2 等积孔969.6 主要通风机选型969.7 生产安全技术措施989.7.1 防治工作面瓦斯积聚与瓦斯超限989.7.2 防治煤与瓦斯突出措施989.7.3 矿井煤尘防治措施9910 经济部分10010.1 矿井设计概算10010.2 劳动定员和劳动生产率10110.2.1 定员范围10110.2.2 定员依据10110.2.3 定员方法10110.2.4 计算劳动生产率10210.2.5 汇编设计技术经济指标102参考文献105致 谢106兴隆煤矿矿井2，3号煤层初步设计摘 要本次是兴隆煤矿矿井2，3号煤层初步设计，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，设计重点为第四、六、九章，其他章节做一般的选型计算。 本井田位于陕西省韩城市北24km的马庄村西南，行政区划隶属韩城市龙门镇及盘龙乡管辖。本井田内有多层煤，本次设计为2，3号煤层，平均厚度均为3.50m。煤层有煤尘爆炸性，煤层无自燃倾向。矿井属于突出矿井，2号煤层瓦斯相对涌出量为6.04m3/t，3号煤层瓦斯相对涌出量为8.32m3/t。本矿井采用双斜井单水平开拓，采煤工艺为走向长壁综合机械化采煤，作业制度采用“四六制”。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1.2Mt/a，采用一套综采设备来满足产量的要求。 矿井运输大巷采用胶带运输作为主运输，采用无极绳连续牵引车作为主要辅助运输，矿井通风采用轴流式扇风机,抽出式通风方式。关键词：开拓；采区；工艺；通风；保护层。1Abstract This paper mainly designs coal mining of XingLong colliery, No. 2 and 3 coal bed. There are seven design drawings altogether, and ten chapters in the instruction book. In accordance with requirements and features of mining engineering, we focus on the fourth, sixth and ninth chapters. As for other parts like shaft station, underground transportation and hoisting equipment, this paper only makes general selection calculations. The colliery, an administrative division of Mazhuang county, Longmen town jurisdiction, and 24 kilometers from Hancheng County Seat, lies in the westsouth area of Mazhuang, Hancheng county, Shanxi province, . Coal Mine within the multilayer, but only consider the design of 2,3 seam, average thickness are 3.50m. There are explosive coal dust, no spontaneous combustion tendency of coal. Mine belongs outburst, No. 2 coal seam gas emission relative amount of 6.04m3 / t, 3 coal seam gas emission relative amount of 8.32m3 / t.We divide this well field into belts, and adopt double vertical shaft method., coal mining method for the introduction of a full-thickness, using the4/6 system as the operation system. The work faces haue a dual-face shearer, hydraulic support, flexible scraper conveyors, crushers, loader and so on. The all-fall-down method is applied in roof processing of the worked out section.The designed annual output of the mine 1.2Mt / a, using a set of mining equipment required to meet production.Mine haulage roadway using tape transport as the main transport, using endless rope continuous tractor as the main auxiliary transport. As for mine ventilation, we use axial-flow type diagonal fan and drawer-type mode. Key words：Ida pioneering, Mining area, Mining Technology, Mine Ventilation, Protective coal seam2目 录摘 要1Abstract2前 言11 井田概述和井田地质特征21.1 矿区概述21.1.1 矿区位置21.1.2 交通条件21.1.3 经济情况31.1.4 自然地理31.2 井田地质特征41.2.1 井田地层41.2.2 井田构造51.2.3 水文地质概况81.3 煤层的埋藏特征121.3.1 可采煤层121.3.2 煤质131.3.3 煤类141.3.4 瓦斯141.3.5 煤尘151.3.6 煤的自燃152 井田境界与储量162.1 井田境界162.2 地质储量162.2.1 储量估算范围的确定162.2.2 工业指标172.2.3 储量估算方法172.2.4 储量估算参数的确定172.2.5 储量估算结果182.3 矿井可采储量192.3.1 井田境界煤柱192.3.2 工业场地煤柱及主要井巷煤柱的计算方法和留设193 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限223.1 矿井工作制度223.2 矿井设计生产能力223.2.1 矿井规模的确定223.2.2 矿井服务年限的确定224 井田开拓244.1 井田开拓方式的确定244.1.1 井田开拓原则244.1.2 工业场地的选择244.1.3 确定井筒形式、数目及位置244.1.4 开采水平的确定及采区的划分254.1.5 主要开拓巷道254.1.6 方案比较254.2 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285.1 井筒、石门与大巷285.1.1 井筒285.1.2 石门285.1.3 主要开拓巷道295.2 井底车场及硐室295.2.1 主井系统硐室295.2.2 副井系统硐室305.2.3 其他硐室305.2.4 井底车场调车方式305.3 建井工作计划305.3.1 矿井建设方式305.3.2 施工方法305.3.3 矿井移交标准315.3.4 施工进度316 采煤方法356.1 采煤方法的选择356.1.1 采煤方法需要考虑的原则356.1.2 采煤方法的选择356.2 确定采（盘）区巷道布置和要素366.2.1 采（盘）区布置的一般原则366.2.2 采（盘）区布置要素366.3 回采工艺386.3.2 工作面设备选型406.3.3 工作面顶板管理方式及支护设备选型476.3.4 采区煤、矸运输和辅助运输方式及设备选型496.3.5 劳动组织536.4 采（盘）区的准备与工作面接替546.4.1 采（盘）区巷道断面和支护方式546.4.2 掘进工作面和掘进设备配置557 井下运输567.1 运输系统和运输方式的确定567.1.1 矿井运输系统567.1.2 运输方式选择的确定567.2 运输设备的选型和计算567.2.1 蓄电池电机车的选择和计算567.2.2 轨道下山提升绞车的选择和计算577.2.4 轨道大巷无极绳连续牵引车的选择和计算607.2.5 运输石门及运输大巷设备的选择和计算618 矿井提升708.1 主斜井提升方式及设备708.1.1 大倾角带式输送机的选择和计算708.1.2 主斜井架空乘人器的选择和计算748.2 副斜井提升方式及设备758.2.1 设计依据758.2.2 提升绞车的选择和计算769 矿井通风与安全829.1 瓦斯资源分析和涌出量计算829.1.1 瓦斯储量计算829.1.2 瓦斯涌出量计算839.2 瓦斯抽采859.3 矿井风量的计算879.4 矿井通风系统和风量分配919.4.1 矿井通风系统919.4.2 矿井风量分配919.5 负压及等积孔929.5.1 负压计算929.5.2 等积孔969.6 主要通风机选型969.7 生产安全技术措施989.7.1 防治工作面瓦斯积聚与瓦斯超限989.7.2 防治煤与瓦斯突出措施989.7.3 矿井煤尘防治措施9910 经济部分10010.1 矿井设计概算10010.2 劳动定员和劳动生产率10110.2.1 定员范围10110.2.2 定员依据10110.2.3 定员方法10110.2.4 计算劳动生产率10210.2.5 汇编设计技术经济指标102参考文献105致 谢106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。 本次设计的内容是兴隆煤矿2，3煤层开采初步设计，是在兴隆煤矿井田概况和地质特征的基础上，结合搜集到的其它相关原始资料、运用所学知识、参考煤矿开采学、煤炭工业矿井设计规范、煤矿矿井开采设计手册等参考资料，在辅导老师深入浅出的精心指导下独立完成。在设计的过程中我受益非浅。此次毕业设计是根据国家煤炭建设的有关方针、政策，结合设计矿井的实际情况，遵照采矿专业毕业设计大纲的要求，在收集、整理、查阅大量资料的前提下，运用自己所学的专业知识独立完成设计的。 通过本次设计，我看到了许多以往自己欠缺的地方，提高了综合能力，知识水平有了很大的提高，由于本人的初次设计，错误难免，恳请各位老师指正。 本次设计的指导老师为弓培林老师，同时还得到了采矿专业各位老师的悉心指导，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，牺牲了大量的工作时间和业余时间，在此表示衷心的感谢和深深的敬意！ 由于本人水平有限，设计中难免存在错误和不足，恳请各位老师批评指正。11 井田概述和井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 矿区位置兴隆煤矿位于陕西省韩城市北24km的马庄村西南，行政区划隶属韩城市龙门镇及盘龙乡管辖。地理坐标：东经11027311103008，北纬353526353716。1.1.2 交通条件西（安）侯（马）铁路从煤矿东南缘通过，煤矿距下峪口火车站约5km，距108国道2.5 km，距G5高速公路西（安）禹（门口）段龙门入口处约3km，交通便利。交通位置见图1-1。图1-1 兴隆煤矿交通位置图1.1.3 经济情况兴隆煤矿所在的韩城市位于关中平原东北隅，距省会240km，北依宜川，西邻黄龙，南接合阳，东隔黄河与山西省河津、乡宁、万荣等县市相望。全市国土面积1621km2，耕地42万亩，地形地貌为“七山一水二分田”，下辖7乡7镇、2个街道办事处、276个行政村，总人口38.5万，其中城镇人口15万。韩城市矿产资源丰富，境内有煤炭、石灰石、铁矿石、煤层气、铝矾土、高岭土等矿产资源，其中煤炭资源总量103亿吨，已探明资源量21.5亿吨。煤层气资源总量为2080亿m3，达到开采品位的资源量为1907.6 m3，是渭北最大的气田。水资源得天独厚，境内黄河流长74km，水资源总量3.6亿m3，可利用量为2.5亿m3。韩城市工业发展起步较早，形成煤炭、电力、焦化、冶金、建材等为支撑的工业生产体系，2013年原煤生产量550万吨，发电量27亿度，焦炭400万吨、水泥45万吨，钢铁100万吨。全市工业总产值达143亿元。2013年全市国内生产总值实现65.26亿元，同比增长17%，财政收入7.3亿元，金融基构存款余款达60.56亿元，农民人均收入2045元，城镇居民人均可支配收入6501元。1.1.4 自然地理（一）地形地貌兴隆煤矿区地形为构造剥蚀低山丘陵区，区内峁梁婉蜒，沟谷纵横。沟谷多呈“V”形，基岩大面积出露于沟谷两侧，峁梁顶部及平坦地带多为黄土覆盖，冲沟极为发育。地形西北高而东南低，地形标高580.8886.5m，相对高差300m左右。（二）水系河流煤矿内无大的河流，仅在西南界外有盘河流经，煤矿内多为间歇性溪流，常年流水者仅有西塬沟小溪，补给来源主要靠大气降水。盘河位于煤矿西南界外100m，盘河发源于黄龙西子峙山，向东南流经盘龙、阳村寨，向东经昝村南汇入黄河，全长44.3km，流域面积191.8km2，年平均流量0.49m3/s。经访问调查，在同治7年（1868年），龙湾村洪水位高程为540m，赵家河泉子沟口为500m，哨沟口为490m，估算其流量在600700m3/s之间，上世纪最大的一次暴雨，其洪水位在龙湾村为+525m，在泉子沟口为+490m，洪流量约为150200m3/s。（三）气象 煤矿区属大陆性半干旱气候，年平均降雨量559.7mm，年平均蒸发量为1300mm,年平均相对湿度62.1，气压963.6MPa，最高气温42.6，最低气温14.8，最大积雪量120mm，最大冻结深度420mm，风力一般23级，最大10级（1982年5月2日），平均风速2.5m/s,最大风速为14m/s，风向多为北东。（四）地震矿区位于鄂尔多斯盆地的东南部，边浅部断裂发育，地震活动频繁，据记载自1957年至今共发生地震9次，最小的1.4级、最大的5.4级。近年来地震虽时有发生，但地震烈度较小，处于地震相对平静期。根据中国地震参数区划图（GB183062001）和中国地震动峰值加速区划图（GB18306-2001）标准，矿区地震动峰值加速度为0.15g，动反应谱特征周期属于0.40s，基本地震烈度为度。1.2 井田地质特征1.2.1 井田地层韩城矿区位于渭北石炭二叠纪煤田之东北部，属华北型石炭二叠纪含煤建造，奥陶纪灰岩为煤系地层的沉积基底。韩城矿区地层层序见表1-2。表1-2 韩城矿区地层层序表地层系统主 要 岩 性 特 征厚度(m)新生界kz第四系Q全新统岩性：为现代冲积层、河床相砂砾石层及其上的浅黄、黄灰等杂色亚砂土、粉砂及次生黄土。550更新统岩性：下部为浅灰褐色黄土状亚粘土，夹古土壤多层及钙质结核，上部为浅黄色粉砂质黄土，不显层理。5180新近系N上新统岩性：为鲜红色、棕红色含粉砂质粘土，具有层状钙质结核层。689中生界Mz三叠系T中统纸坊组：下部以浅灰、灰绿、黄绿色厚层、块状中粗粒砂岩为主，夹紫红、棕红、紫灰色泥岩、砂质泥岩，上部为一套灰、灰绿色中厚层状细砂岩、粉砂岩与深灰、灰绿色泥岩、砂质泥岩互层。400下统和尚沟组：棕红色砂质泥岩夹紫灰色、紫色细粒砂岩、粉砂岩、泥岩。8150刘家沟组：紫红、浅紫红、灰紫色中厚层，中细粒砂岩、粉砂岩与棕红、暗棕红色砂质泥岩、泥岩呈等厚互层，底部为一紫红色厚层状粗粒砂岩。170260古生界Pz二叠系P上统孙家沟组：底部为灰白色粗粒砂岩并夹透镜状砾岩，中下部为灰绿色中厚层状砂岩和暗紫红、紫红色泥岩互层。上部为厚层紫红色薄层状泥岩、砂质泥岩夹薄层细粒砂岩。层间有薄层石灰岩或石膏层。170360表1-2（续）古生界Pz二叠系P上统上石盒子组：下部以灰绿、浅灰、灰白色中粗粒砂岩为主。近底界夹一层花斑状紫杂色鲕状铁质泥岩，比较稳定，为标志层。中、上部以灰绿色砂岩与黄绿、紫红、紫杂色粉砂岩、泥岩互层。300下统下石盒子组：灰色、紫杂色粉砂岩、泥岩为主，与深灰、灰绿色细及中粒砂岩互层，中下部夹黑色泥岩及煤线，底部为浅灰黄色中粒砂岩。3080山西组：灰、深灰、黑灰色细中粒砂岩、粉砂岩、泥岩为主，含13号煤层，砂岩中含大量的白云母片。泥岩中含丰富的植物化石。3095石炭系C上统太原组：下部以粘土岩、砂质泥岩、粉砂岩为主，顶部含煤。中部以海相石灰岩及钙质泥岩为主，间夹少量泥岩、粉砂岩及薄煤层，其中石灰岩为13层，全区稳定。上部以粉砂岩、砂质泥岩、粘土岩为主，夹薄层或透镜状菱铁矿、铁质砂岩、石英砂岩。含411号煤层。55100中统本溪组：底部浅灰色砾岩、石英砂岩、粘土岩、铝质泥岩，顶部夹有深灰色泥岩及透镜状泥灰岩。035奥陶系O上统峰峰组：下部为泥质灰岩、泥质白云岩。上部以深灰色层状石灰岩为主。100下统上马家沟组：下部以不等厚的泥灰岩与白云质灰岩互层为主，上部称百米白云岩。厚160米左右。500下马家沟组：白云质灰岩、泥灰岩中夹石灰岩层，质地不均。冶里组、亮甲山组：下部为白云岩、白云质灰岩与泥灰岩互层，上部为白云质灰岩与灰岩互层。寒武系上统底部为角砾状灰岩，下部为灰色鲕状、豆状灰岩，夹块状灰岩和竹叶状灰岩，上部为灰色的中厚层结晶灰岩和白云质灰岩。60180中统下部为鲕状灰岩、块状灰岩及深紫色粉砂岩、页岩夹透镜状泥灰岩。上部为灰色中厚层灰岩与鲕状灰岩互层，夹灰绿色薄层灰岩含铁质结核。84下统底部为916米的一层灰白色厚层状中细粒石英岩。下部为黄灰、浅灰色泥灰岩、灰岩与钙质粉砂岩、泥岩互层。上部为浅灰色中厚层状灰岩和灰绿、黄绿、暗紫色粉砂岩、泥岩互层。3043太古界Ar涑水群为深变质岩系，斜长闪长花岗片麻岩，夹云母绿泥石片岩及侵入体。不详1.2.2 井田构造（一）区域构造背景按照地质力学观点，兴隆煤矿所在的韩城矿区位于祁吕贺山字型构造的前弧东翼，并处于新华夏系第三沉降带之东部，秦岭、阴山两个大型纬向构造带之间。根据板块构造学说观点，矿区北部紧接鄂尔多斯地块，南邻渭河地堑系并与秦岭近东西向褶皱带相接，东经NENNE向汾河地堑系与近南北向延展的吕梁褶皱带相连，其西为近南北向延伸的贺兰山褶皱带与北西向延伸的六盘山褶皱带的接合部位（图1-2）。区域构造格架决定了本区的基本构造格局，即NE向、NNE向、近EW向和NW向为区内构造主要展布方位。图1-2 矿区的基本构造格局（二）矿区构造特征矿区主要构造带在区域构造控制下，韩城矿区地层总体呈一走向北东，东南翘起，向北西方向缓倾的单斜构造。地质构造的总体特点是南强北弱，东强西弱，边浅部复杂，中深部简单，南北分区性明显，即北区挤压构造形迹发育较多，南区拉伸构造形迹占据主导，主要构造变形带集中在矿区东南边缘地带。按矿区构造发育方向主要有两组，即NNENE向构造组和NEE向构造组。前者包括2个构造带“矿区东南边浅部隆起断裂构造带”和“乱麻梁马家湾断裂带”；后者包括3个构造带，自南而北依次为：“龙亭构造带”、“东泽村构造带”和“龙骨岭构造带”（见图1-3)。除几个构造带外，矿区中深部构造形式主要为各种幅度的褶皱和挠折。断层、褶皱和挠折构造的延展方向以NE向为主，其次为近EW向和NW向。另外，构造节理的延伸方向亦大致与断层方位相同。由此可见，韩城矿区的挤压构造变形，主要发育在东南边浅部，伸展构造遍及全区，但主要集中在文家岭以南地区，其发育规模自南而北，自矿区边浅部向中深部（向西、向北）有逐渐减弱之势。矿区南北区构造形式的差异表现在南区以断层为主，且大断层一般切穿煤层而达地表，褶皱规模少而小；北区则以褶皱为主，断层发育稀少。文家岭一带因挤压褶皱十分发育，而成为挤压“隔墙”分割了南北两区，且控制了两区的构造变形。图1-3韩城矿区东缘背斜带示意图（三）岩浆岩矿区内未发现岩浆岩活动。（四）煤矿地质构造评价 1断裂构造兴隆煤矿大、中型构造较少，多分布在边浅部。由井田东南边界倾斜延伸不远，煤岩层倾角急剧变缓在15以下，一般煤层倾角69左右。整个井田为一宽缓的单斜构造。在煤矿开采范围内，东南边界附近岩层倾角增大，给矿井浅部工作面生产带来较大影响，对中深部煤层影响不大，对采区的划分不构成任何影响。据区域应力特征，在煤矿的中深部可能有一些未发现的低角度的逆冲断层，如本次在X7号钻孔中发现的断点，断距达26.5m，其断层构造属中等类型。 2褶曲构造褶曲使煤层形成了较为宽缓的波状起伏，对矿井采区划分影响不大，对生产矿井巷道布置和采掘生产没有影响。 3火成岩侵入活动 本井田内尚未发现火成岩侵入现象。综上兴隆煤矿范围内的构造类型为中等类型。1.2.3 水文地质概况兴隆煤矿系渭北煤田韩城矿区之一部分。该矿区主要含煤岩系为石炭系太原组及二叠系山西组，奥陶系石灰岩（以下简称奥灰岩）为煤系基底，整个矿区的水文地质概况与本矿水文地质特征基本相似。（一）区域含（隔）水层及其水文地质特征区域含（隔）水层的划分、岩性、厚度以及含水量的富水性、导水性、水量、水质、水温等水文地质特征，根据以往勘探及矿井生产资料，综合分析地层及其含水性，含水层岩性、结构及其富水性的变化，将矿区含水层划分为以下四组11个层（详见表1-3）。表1-3 韩城矿区含水层划分表含水层组划分代号含水层组名称个数代号含水层名称第一含水层组Hl第四系砂砾石层孔隙中等含水层组3Hl-1更新统孔隙含水层Hl-2全新统粉砂岩孔隙含水层Hl-3中、粗砂岩孔隙含水层第二含水层组H2二叠系砂岩层裂隙承压弱含水层组3H2-1上石盒子下段砂岩裂隙含水层H2-2下石盆子组底部砂岩裂隙含水层H2-3山西组底部砂岩裂隙含水层第三含水层组H3石炭系砂岩（灰岩）裂隙承压极弱含水层组1H311号煤层顶板砂（灰）岩(K2)裂隙含水层第四含水层组H4奥陶系石灰岩溶隙溶洞承压强含水层组4H4-1峰峰组二段岩溶裂隙弱含水层H4-2上马家沟组三段岩溶裂隙弱含水层H4-3上马家沟组二段岩溶裂隙强含水层H4-4下马家沟组二段岩溶裂隙强含水层（二）含水层与煤层的关系煤系地层直接含水层中的2、3号煤顶板砂岩含水层含水较弱。煤系上部的间接含水层虽部分含水，但回采后的导水裂隙带高度在正常的地质条件下，一般不会影响到上石盒子组含水层段，只有山西组至下石盒子组的直接充水含水层进入坑道。（三）区域含（隔）水层水文地质特征韩城矿区东南边部为F1大断裂挠褶带，小断裂及组断裂均较发育，且开启程度较高，逐向深部，构造变动减弱，岩层依次排列，倾角由大变小，组成承压水斜坡（地）模式，从而决定了区域砂岩含水层段富水性的一般变化规律。从总体上来说，富水性的不均是较明显的，从井下及钻孔抽水试验可知（表1-4），煤系地层水量不大，矿井总出水量一般2030m3/h，最大70100m3/h（奥灰巷道出水量除外），出水特征先大后小，日趋干涸，坑道水量易于疏干。表1-4 韩城矿区各含水层钻孔抽（注）水试验成果表项 目q（L/s.m）K(m/d)试验层数泉水流量（L/s）第四系底部（Q4）397.21561.84120.010.15上石盒子组二段(P2Sh2)30.010.1上石盒子组一段(P2Sh1)110.010.2下石盒子组山西组(P1ShP1S)9本溪组太原组（C2bC3t）7奥灰岩峰峰组一段+上马家沟组三段含水层O2f1+O2m23）6奥灰岩峰峰组一段+上马家沟组三段含水层（O2f1+O2m22）2说 明q和K是抽水最大降深值对应的数值，各项分子为两级值，分母为算术平均值（四）矿区地下水的补给、径流、排泄条件区内属大陆性半干旱气候区，降雨量小蒸发量大为其主要特征。其地下水主要为大气降水补给及区域倾向径流补给，河谷为主要排泄通道，地下水沿岩层走向，由山沟谷顶分水岭向谷地运动，以泉水或渗流形式补给河流，承压水沿层面或裂隙向深部排泄，随着含水层段的埋深增加，由强烈交替带渐变为缓慢交替带，以至交替停滞带。煤矿位于矿区水文地质分区中的北部，煤矿及临近均有生产矿井，煤系及上复含水层富水性不强。且以静储量为主，一般对煤层开采影响不大，这是矿区及矿井水文地质的重要特征。（五）地下水本矿煤系地层属多旋回沉积的不同粒级的砂岩、泥岩交互层；主要含水层有第四系冲洪积层潜水，上石盒子组底部K3砂岩、下石盒子组底部砂岩、山西组底部K4砂岩、太原组K3砂岩及K2灰岩，本溪组底部砾岩。除石盒子组，本溪组含水层富水较强外，其余各组均较弱。表1-5 兴隆煤矿邻近钻孔抽（注）水试验综合成果表 含水层组参数C3t+C2bP1sP1shP2sh含水层厚度(m)52.6520.9831.3225.65单位涌水量q(L/sm)0.000171-0.004760.000075-0.002870.00035-0.1160.0018渗透系数r1(m/d)0.0002-0.00880.00035-0.0230.00084-0.820.0057从表1-5可知，P2sh2段底部K5砂岩与C2b下部石英砂砾岩富水性相对较强，次为C2t（K2灰岩）含水层，现分述如下：（一）第四系松散岩类孔隙含水层主要赋存于第四系更新统和全新统砂岩及砾石层，河流冲积层含水层中，更新统孔隙潜水主要含于黄土孔隙、亚砂土及细砂层中，区内沉积厚度小，含水极弱，水质HCO3SO4Ca Mg。（二）石炭二叠系砂岩裂隙含水层1.上石盒子组上段砂岩含水层（P2Sh2）岩性为灰绿、黄绿色中粒砂岩，顶部有一层黄绿色含砾粗砂层，含水层厚度58.9m不等，泉水流量一般0.010.10L/S，水质HCO3Na(NaCa)型，矿化度小于1g/L。2.上石盒子下段K5砂岩含水层（P2Sh1）岩性以灰绿色砂岩为主，底部有一层1018m的中粗粒砂岩，其下往往含砾石，层位稳定，斜层理发育，含水性相对较强，泉水流水量0.10.2L/s，单位涌水量为0.0018 L/s.m，水质类型以HCO3Na(NaCa)型为主，矿化度0.30.6g/L。3.下石盒子组底部砂岩含水层（P1Sh）岩性为浅灰灰白色中粗粒砂岩，泥钙质胶结，裂隙不发育，透水性较弱，含水层厚度较大，因而含水层变化有较大差异，为直接充水含水层。4.山西组底部K4砂岩含水层（P1S）岩性为浅灰灰白色中厚层状中粒砂岩，坚硬且裂隙较发育，砂岩中含有大量白云母片，该层透水性较好，含水层厚度一般520m，为5号煤层顶板直接充水含水层，其涌水量可直接进入煤层。本组均与P1Sh组含水层混合抽水，其水文参数见表6-2，水质以HCO3Na(NaCa)型为主，少数HCO3Ca型，矿化度0.6g/L左右。5.太原组K2砂岩与本溪组砂砾岩含水层（C3tC2b）太原组含水层岩性以灰白色中厚层状的中细粒石英砂岩和石英砂岩，厚度015m，富水性相对较强，燎原矿+280m中巷居于本层之中，巷道最大涌水量30m/h，涌水量的物征与K2灰岩基本相同。钻孔抽水多为两组混合试验，单位涌水量为0.0001710.00476L/s.m，水质为HCO3SO4 NaCa型，矿化度多在0.71g/L之间。6.太原组K2灰岩裂隙含水层（C2t）K2灰岩一般为23个分层。属裂隙承压水。主要含水于上分层总厚度810m，富透水性较强。据兴隆煤矿附近矿井近年生产观测资料，最小涌水量为30 m3/h，最大涌水量为60m3/h，一般涌水量为50m3/h，矿井年产量为30万ta。矿井水主要来源于煤层顶板裂隙。采用富水系数法计算未来矿井的正常和最大涌水量富水系数（K）正常为0.03，最大为0.06，公式为Kp=Q/P0式中：Kp表示富水系数（选0.030.06），Q表示一定时期内的涌水量（m3/d），P0为同时期矿井开采量。矿井生产能力依30、60、120万t/a井型，年生产时间为300天，则单位时间内的涌水量计算结果见表1-6。表1-6 富水系数法计算矿井涌水量一览表矿井生产能力（万t/a）正常涌水量（m3/d）（富水系数选0.03）最大涌水量（m3/d）（富水系数选0.06）30306060601201201202401.3 煤层的埋藏特征本煤矿区含煤地层为石炭二叠系含煤建造，煤系地层厚度大，约130m，含煤达11层之多。含煤总厚度一般9m，含煤系数7%，一般煤层的厚度与煤系厚度成正相关关系。本矿区设计可采煤层有2层，由上而下编号为2、3号。本煤矿区在边浅部，同于受构造作用的影响，煤层倾角急剧变大，最高可达30。1.3.1 可采煤层（一）煤层资料煤矿内设计可采煤层有2层，编号为2、3号， 2、3号煤层为全区可采煤层，详见表17，主要特征分述如下：表1-7 可采煤层特征表煤层号煤层厚度（m）最小 最大平均（点数）煤层结构煤层间距（m）最小-最大平均煤层稳定性23.20-3.803.50结构简单，一般不含夹矸4.03-19.439.00全区沉积厚度稳定33.20-3.803.50结构简单全区沉积厚度稳定2号煤层：位于山西组中部，下距3号煤层4.0319.43m,平均9.00m，见煤点23个，可采点8个，煤厚3.203.80m，平均3.50米，煤层底板标高110650米之间，煤层埋深80697米，可采面积7.94km2。煤层直接顶板为砂质泥岩或粉砂岩，富含植物化石，老顶为层面富含云母片中、细粒砂岩，底板岩性为泥岩、粉砂岩。2号煤层结构简单，除极个别钻孔含一层夹矸外，一般不含夹矸。综合评定，2号煤层为全区可采的稳定煤层。3号煤层：位于山西组下部，见煤点25个，可采面积7.45km2。煤厚3.203.80m，平均3.50m,3号煤层两边薄中部厚。煤层埋深90706米，煤层底板标高70640米之间，煤层顶板为砂质泥岩或粉砂岩，底板岩性为细粒砂岩、粉砂岩。3号煤层结构较简单，除极个别钻孔含一层夹矸外，一般不含夹矸。综合评定，3号煤层为全区可采的稳定中厚煤层。（二） 煤层对比由于山西组含煤建造的沉积旋回十分明显，故对于2、3号煤层的对比主要采用旋回法，结合煤层顶、底板岩性特征及标志层和煤层厚度等进行对比。山西组沉积旋回主要为冲积湖泊型旋回，以河床相为起点，向上有河漫相，复水沼泽相，最后以湖泊相告终。2、3号煤层分别沉积于第三、第二、旋回之上部，且各煤层顶板岩性不尽相同。2号煤层顶板砂岩比3号煤层顶板砂岩细，且砂岩中所含白云母片比3号煤层顶板砂岩中的少而小，俗称“砂金板”，3号煤层顶板俗称“油毛毡”。2号煤层顶板细中粒砂岩，全区稳定，厚度在10m左右。另外，2，3号煤层为全区可采的稳定煤层；2号煤层的煤质又较3号煤层为优。综合上述， 2、3号煤层的对比是可靠的。1.3.2 煤质一、物理性质区内各可采煤层的物理性质相近，均属变质程度高的无烟煤及贫煤。颜色、条痕均为黑色，玻璃光泽，棱角状断口，各层煤均以粉、碎粒煤为主，具少量块煤；镜煤中见有少量贝壳状断口；硬度小，性脆，具滑面，块度差，易成粉状；燃烧时基本不熔不膨胀，焰长中等，着火点据少量资料约在380400左右。视密度1.351.46g/cm3，真密度一般为1.53kg/cm3。二、煤岩特征（1）煤的结构和构造2号煤层：以线理状细条带状结构为主，偶见中细条带状结构。层状构造。原煤中矿物杂质以粘土类矿物杂质为主，有少量黄铁矿颗粒及充填状方解石，但其矿物杂质含量比3号煤层低。3号煤层：线理状或线理均一状、线理条带状结构。层状构造。（2）宏观煤岩类型2号煤层：以半亮煤为主，夹有少量半暗煤和光亮煤。3号煤层：以半亮和半暗煤为主，有少量的暗淡煤，典型的光亮煤极少。1.3.3 煤类根据中国煤炭分类国家标准（GB575186），以表征煤化程度的干燥无灰基挥发分（Vdaf）产率和粘结性指数（GRI）以及干燥无灰基氢（Hdaf）含量确定。本矿各层煤浮煤挥发分（Vdaf）由浅部向深部逐渐降低，由2号煤层的17.04降到3号煤层的15.57,均属低挥发分煤；粘结指数也随深度的加大而变小（均15）。各层煤均属贫瘦煤（PS13）。2号煤层：属中灰、特低硫、特低磷、弱粘结性的贫瘦焦（PS13）。中煤产率11.69%，属中等易选煤，理论浮煤回收率85.11%，属优等。3号煤层：属低灰、中硫、特低磷、弱粘结性的贫瘦焦（PS13）。中煤产率11.16%，属中等易选煤，理论浮煤回收率77.44%，属优等。1.3.4 瓦斯本次补充勘查所有2、3号可采见煤点均采取了瓦斯煤样，共采集样品10个，3号煤层5个、3号煤5个，采样方法为现场解吸；原燎原井田精查勘探地质报告中兴隆煤矿范围内共采取瓦斯煤样11个，其中3号煤层1个、5号煤层2个、11号煤层8个，方法为真空罐，集气式及解吸式。由陕西省煤田地质局化验室对各煤层自然瓦斯成分和瓦斯含量进行了测试，各煤层瓦斯测定结果见表75。（1） 瓦斯的成分表1-8 兴隆煤矿钻孔煤层瓦斯(甲烷)含量测试结果汇总表煤层编号煤中自然瓦斯成分(%)瓦斯含量(mL/g.daf)测试方法N2CO2CH4CH4CO2C2C83042.9112.877(12)0.67.593.354(12)5196.2482.185(12)312.698.226(12)0.110.150.130(4)0（4）真空罐 解析式集气式由表1-8可看出，本煤矿各煤层瓦斯呈现出以下几个特点。1各煤层瓦斯均是以CH4占绝对优势，并含有N2、CO2成分的混合气体。CH4浓度在2号煤层中平均为60.17%，N2的浓度次之，平均在6.69%54.43%之间，CO2的浓度相对较低，平均为3.27%； CH4浓度在3号煤层中平均为82.19%，N2的浓度次之，平均在042.91%之间，CO2的浓度相对较低，平均为3.35%。2煤层瓦斯的组成与煤层埋深之间有明显的关系。随着煤层埋深增大，CH4成分逐渐增高，N2成分逐渐降低，显示出明显的分带性。（二）瓦斯的深度分带根据煤矿瓦斯等级鉴定办法暂行办法（87年）中的瓦斯分带标准，由浅到深将煤层瓦斯分为四个带。第一带 二氧化碳-氮气带CO22080%，N220%80%，CH4010%；第二带 氮气带CH4020%，N280100%，CO2020%；第三带 氮气-甲烷带CH42080%，N22080%，CO2 020%；第四带 瓦斯带CH480100%，N2020%，CO2010%；上述四个带中，前三个带称为煤层瓦斯风化带，其下限的确定主要依据瓦斯成分，各煤层的瓦斯分带均为氮气-甲烷带。受采样等客观因素影响，瓦斯样品测试结果与实际情况有一定的偏差，仅用所采样品测定的瓦斯成分分带不能真实反映实情。另据临近的燎原煤矿、下峪口煤矿多年煤矿生产资料可知，煤层瓦斯风化带下限深度为300m，本煤矿各层煤埋深均大于300m，因此各煤层瓦斯分带应属瓦斯带。从表1-7可看出，本煤矿2号煤层瓦斯含量在3.769.64ml/g.daf之间,平均含量为6.04m3/t； 3号煤层瓦斯含量在3.2512.69ml/g.daf之间,平均含量为8.23m3/t。1.3.5 煤尘原燎原井田勘探地质报告中共采集煤尘爆炸样4个，送实验室进行化验，结果2、3号两层煤均具煤炸性危险。（详见表1-9）表1-9 煤尘爆炸性鉴定成果表煤层号工业分析火焰长（mm）粉岩量（%）爆炸性AeWeVe221.401.1220.101075有爆炸危险39.201.0017.541070有爆炸危险1.3.6 煤的自燃 根据邻近盘龙煤矿及下峪口煤矿对2，3号煤所做的鉴定结论，2，3号煤层属不易自燃煤层。2 井田境界与储量2.1 井田境界兴隆煤矿位于陕西省韩城市北24km的马庄村西南，行政区划隶属韩城市龙门镇及盘龙乡管辖。地理坐标：东经11027311103008，北纬353526353716。其东北边界外的浅部为燎原煤业有限公司、深部为下峪口煤矿，西南边界外为韩城盘龙煤业有限公司煤矿，东南与西北无矿权设置。煤矿走向长2.8km，倾向宽2.53.0km，面积7.9237km2。煤矿范围由6个拐点圈定(详见表2-1)。表2-1 兴隆煤矿采矿权拐点范围坐标一览表 序号北京54坐标西安80坐标54经纬度纵坐标（X）横坐标（Y）纵坐标（X）横坐标（Y）纬度经度13940310194525703940260 37452500 353526110283623942170194548883942120 37454818 353627110300833943715194521503943665 37452080 353716110281943942270194509553942220 37450885 353629110273153941465194514653941415 37451395 353603110275263941250194515003941200 37451430 35355611027532.2 地质储量2.2.1 储量估算范围的确定各煤层资源/储量估算范围为兴隆煤矿采矿证范围，其北部、南部、西部均以兴隆煤矿采矿权边界线为界，东南部以煤层露头线以下除去风氧化带为界。矿权范围内则以可采边界线、3号煤层采空区边界线、最低可釆矿权边界、巷道保护煤柱线及境界煤柱边界线等共同构成。由于本次勘探未对风氧化带做控制，故本次风氧化带的确定釆用渭北煤田韩城矿区北部燎原井田精查地质报告。本次资源/储量估算范围内煤层底板标高为+80650m，其中：2号煤层为100650m；3号煤层为80640m。2.2.2 工业指标兴隆煤矿矿权范围内含2、3号两层煤层，其中2，3号煤层层位稳定，全区可采。按照煤、泥炭地质勘查规范有关规定，确定本次资源/储量估算的工业指标为： 最低可采厚度：2、3号煤类为贫廋煤，可以作为配焦用煤，边浅部地层近乎直立，倾角较大，向西北部地层倾角迅速变缓。最高灰分Ad（%）：40%最低发热量（Qgr,d）：17MJ/Kg最高硫煤分区（S）：3%2.2.3 储量估算方法鉴于本煤矿范围内构造中等，煤层也较稳定，计算方法采用地质块段法。块段划分原则：以勘探工程见煤点的连线为界，并结合倾角大小，煤层厚度变化规律的不同划分块段。资源/储量估算方法在1:5000煤层底板等高线及资源/储量估算图上，当煤层倾角小于60时，在平面投影图上估算资源/储量；当倾角等于或大于60时，在立面投影图上进行估算，分资源/储量类型估算各煤层的资源/储量。估算公式为：平面投影地质块段法：Q=M.D.A/cosa立面投影地质块段法：Q=M.D.A/sina式中：Q煤层的块段资源/储量（万吨）A煤层的块段平面积（万m2）M煤层的块段平均真厚度（m）D煤层的视密度（t/m3）a煤层倾角（）2.2.4 储量估算参数的确定（一）煤层采用厚度的确定各工程点煤层厚度的确定：对于水文地质补充勘探钻孔采用经孔斜换算后的测井成果，再依据孔斜换算得到煤层的真厚度；以往钻孔采用原陕西省渭北煤田韩城矿区燎原井田精查勘探地质报告中确定的钻孔煤层厚度，其原则是：当钻探与测井两工程质量不同时，采用较高质量成果；两工程质量相同时，一般采用测井成果；当测井曲线对煤层结构反映不清晰，而钻探煤层结构清晰，且有实物验证，则采用钻探成果；当钻探煤心采取长度大于测井确定厚度，钻探煤层质量为优质时，采用钻探成果；井下见煤点厚度的确定由业主提供的厚度确定。 煤层综合成果确定之后，其深度、厚度和底板标高均采用相应的成果。 煤层中单层夹矸厚度小于0.05m的夹矸，与煤分层合并计算采用厚度，但并入夹矸以后全层的灰分（或发热量）应符合估算指标的规定。（二）块段煤层厚度的确定采用基本块段内所有可采见煤点真厚度的算术平均值作为煤层平均真厚度。1块段面积采用平面投影斜面积或立面投影的斜面积。2平均视密度煤层的平均视密度采用各煤层所测视密度值的算术平均值。各煤层平均视密度值测试结果详见表2-2。表2-2 各煤层平均视密度值测试结果表煤层编号23平均视密度（t/m3）1.381.352.2.5 储量估算结果截止2012年5月31日，兴隆煤矿范围内2、3两层可采煤层，累计查明资源/储量详见表2-3。表2-3 资源储量汇总表煤层111b122b332333合计2号247727306533156043号25562817673425782合计5033554714267311386（一）按类别统计：探明的经济基础储量（111b）5033万吨。探明的资源量占总资源储量的44%。控制的经济基础储量（122b）5547万吨、控制的内蕴经济资源量（332）65万吨；控制的资源量占总资源储量的49%。推断的内蕴经济资源量（333）673万吨；推断的资源量占总资源储量的6%。采动量67万吨。（二）分煤层统计：2号煤层可利用资源/储量5604万吨。其中：控制的内蕴经济资源量（332）64万吨；推断的内蕴经济资源量（333）331万吨。3号煤层资源量5782万吨。采动量67万吨，可利用资源/储量5373万吨。其中：探明的经济基础储量（111b）2556万吨、控制的经济基础储量（122b）2817万吨、推断的内蕴经济资源量342万吨。2.3 矿井可采储量2.3.1 井田境界煤柱兴隆矿区边界明确，留设境界煤柱。本次设计按20m宽度留设井田境界煤柱。井田境界保护煤柱损失量：M （2.1）式中：P 井田边界保护煤柱煤量，万tL边界周长，Kmb边界宽度，mM煤层平均厚度，2，3号煤层平均厚均为3.50m煤的平均容重，t/m3;2号煤层1.38 t/m3，3号煤层1.35 t/m3煤层平均倾角，10。2号煤层=11203.51.38/cos10=107.90（万t）3号煤层=11203.51.35/cos10=105.55（万t）则井田边界保护煤柱损失量为P1=210(万t)2.3.2 工业场地煤柱及主要井巷煤柱的计算方法和留设根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程的相关规定留设工业场地煤柱及井巷煤柱，具体如下：一、大巷煤柱：轨道大巷，运输大巷，回风大巷均沿2号煤层底板布置。轨道大巷保护煤柱采用垂线法计算，上山移动角取70，下山移动角取70-0.7=65（取煤层平均倾角，取10）。胶带大巷保护煤柱按下式计算： （2.2）式中：S1巷道保护煤柱的水平宽度，m；H巷道的最大垂深，取500m；M煤层厚度，2号煤层取平均厚度3.50m；煤的强度系数取2。大巷保护煤柱为：根据计算结果，设计在大巷两侧各留设30m大巷煤柱。二、工业场地保护煤柱：工业场地煤柱采用垂线法计算，表土层及基岩厚度参照实际揭露及钻孔资料确定。表土段移动角取45，基岩段走向移动角取70，上山移动角取70，下山移动角取70-0.7=56（取煤层平均倾角，此区域煤层平均倾角取20）。Q1=S+L=a/tan+b/tan=30/tan25+(150/tan70)+15=100m 其中Q1广场一侧的煤柱 S表土层引起的煤柱 L基岩段引起的煤柱 a表土层厚度（取30m） b基岩段厚度 表土层移动角基岩段移动角 15维护带宽度三、风井保护煤柱风井煤柱采用垂线法计算，表土层及基岩厚度参照实际揭露及钻孔资料确定，表土层为30米。表土段移动角取45，基岩段走向移动角取70，上山移动角取70，下山移动角取70-0.7=56（取煤层平均倾角，此区域煤层平均倾角取20）。Q1=S+L=a/tan+b/tan=30/tan20+(230/tan70)+20=133m 其中Q1风井一侧的煤柱 S表土层引起的煤柱 L基岩段引起的煤柱 a表土层厚度（取30m） b基岩段厚度 表土层移动角基岩段移动角 20维护带宽度全矿井设计可采储量见表2-4。表2-4 矿井设计可采储量汇总表（单位：Mt）煤层设计储量开采煤柱损失设计可采储量工业场地大巷井筒边界其他损失2、3105.802.114.432.108.688.46经计算，矿井设计可采储量为88.46Mt。3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1 矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范相关规定，矿井设计年工作日330d，工作制度采用“四六制”，每天四班作业，三班生产，一班准备，每班工作6h。矿井每昼夜净提升时间为18h。3.2 矿井设计生产能力煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化确定。3.2.1 矿井规模的确定资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定的太大；开发条件：包矿区所在地理位置，交通，用户供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模，否者缩小规模；国家需求：对国家煤炭需求量的预测是确定矿区规模的一个重要依据；投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之缩小规模。3.2.2 矿井服务年限的确定矿井设计生产能力经过分析论证，矿井设计生产能力确定为1.20Mt，理由如下： （一）主采煤层厚度较大，赋存条件好、储量丰富，有利于机械化规模开发。且水文地质条件较简单，具有良好的开采技术条件。 （二）主采的2,3号煤层煤类为良好的工业用煤和民用煤，市场前景较好。 （三）井田内地质构造复杂程度为中等类型，矿床水文地质条件属简单类型，适合机械化规模开发，因此，从开采技术条件方面分析，矿井适合建设大型矿井。 （四）矿井有较好的投资效益 。 （五）初步确定矿井生产前期，在2号煤层装备一套综合机械化开采工作面，年生产能力达到1.20Mt，是可行的，也是合理的。 （六）有较合理的服务年限。矿井服务年限按下式计算：TZK/(AK) （3.1）式中：T矿井设计服务年限，a；ZK矿井设计可采储量，Mt；A矿井设计生产能力，Mt/a；K储量备用系数，K1.4。1.20Mt井型服务年限： T=88.46(1.21.4) =52.7a与设计规范规定的50年相比， 1.20Mt的服务年限为52.7a，与设计规范规定的50年相比，服务年限合适。经上述分析论证，井田总体设计所确定的1.20Mt井型是合理的。4 井田开拓4.1 井田开拓方式的确定4.1.1 井田开拓原则（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。4.1.2 工业场地的选择本井田地面在东南边界地势较低，往西北方向一直增高进入山区，且井田东南边界没有矿权设置。另外由于煤层底板等高线由东南向西北埋藏逐渐变深，属于单一倾斜大下山，故在东南边界埋藏相对较浅。因此将考虑工业场地选择在井田东南角布置，对于开采布置有利，且地势平坦，交通便利，供电方便。主、副井井口布置在工业场地内。根据煤炭工业工程项目用地指标确定地面工业场地的占地面积为12公顷。4.1.3 确定井筒形式、数目及位置井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最为复杂。本矿井煤层在东南方向埋藏较浅，深度200m左右；表土层薄，无流沙层，水文地质条件简单，涌水量少；井筒不需要特殊施工，因此选用斜井开拓。4.1.4 开采水平的确定及采区的划分井田内主采煤层为2号和3号煤层，两煤层平均间距为9m。由于本矿井3号煤层属于瓦斯突出煤层，根据煤矿安全规程第180条规定，突出矿井中主要巷道应布置在岩岩或非突出煤层中。因此将主要大巷布置在2号非突出煤层中，将2号煤层作为保护层进行开采。2号煤层可采储量56.04Mt，服务年限30a。将整个井田划分为四个采区，分别为21，22，23，24采区。开采顺序为21-22-23-24。4.1.5 主要开拓巷道由于本井2号煤层东南方向埋藏不深，冲击地压不大，设计可采煤层的厚度为3.5m，赋存稳定，煤层厚度变化不大，且煤质硬度不大。考虑到作为保护层开采，且矿井服务年限合适，所以将大巷布置在2号煤层中。4.1.6 方案比较一、根据矿井条件以及主要开拓巷道的布置要求，现拟定两个方案进行比较。 方案一：主副井井筒沿东南边界向西南方向延伸进入井下，主斜井位于地面标高+650m处，落底+490m处岩石中，倾角23，长度410m。副斜井位于地面标高+640m处，落底+490m岩石中，倾角22长度396m。主井落底后沿+470m石门到井田中部与运输大巷相连，石门长度590m。副井落底后布置井底车场及各个硐室，然后沿+490m石门到井田中部与轨道大巷相连，石门长度757m。三条大巷沿2号煤层倾向至井田西北边界。（见附图）方案二：主副井井口位置不变，向西北方向延伸至井下，主副斜井均落底+300m处岩石中，主井倾角23，长度750m，副井倾角22，长度866m。主井落底后沿+300m石门到井田中部与运输大巷相连。副井落底后布置井底车场及各个硐室，然后沿+300m石门到井田中部与轨道大巷相连，石门长度分别为325m和295m。三条大巷沿2号煤层走向由东北边界至井田西南边界。由于井田东南方向煤层倾角较大，在大巷中部向东南方向打三条上山进行开采。（见附图）（1）技术比较方案一和方案二均采用斜井开拓，进入指定标高后经过石门进入大巷。方案一中，进入大巷后开始下山，运输大巷利用大倾角皮带运煤，能够满足生产运输能力，轨道大巷中先利用绞车提升，在下部车场换做连续牵引车进行物料，矸石的运输，回风大巷沿煤层布置，连接到回风立井，回风立井在矿井的最高位置，有利于通风。方案一巷道布置方便快速投产，运输距离短，缺点是辅助运输环节复杂，排水系统复杂。方案二巷道布置相对复杂，大巷服务于西北侧的一半近水平煤层，工作面向大巷推进属于爬坡，相对困难，设备阻力大，排水困难。上山部分，开采工艺简单连贯，但是辅助运输距离明显变长，煤炭运输反向距离造成能量的浪费。（2）开拓量比较（见表4-1）表4-1 开拓量比较一览表项目名称方案一方案二煤巷（m）岩巷（m）煤巷（m）岩巷（m）主斜井368750副斜井372866回风立井250250石门1347620大巷79897416上山3258合计79892337106742486二、开拓方案优缺点比较（见表4-2）表4-2 开拓方案优缺点比较表方案一方案二优点1、初期煤炭运输和辅助运输顺向，运输距离短。2、建井工期比方案二少。3、井巷工程量比方案二少。1、大巷条带推进时间恰当，工作面搬家少。2、井筒压煤少。3、井巷排水管路短，阻力小，年运营费用低。缺点1、辅助运输能力小2、井巷排水管路长，阻力大，年运营费用高。3、工作面推进距离短，搬家频繁。4、井筒压煤量大1、建井工期长2、大巷条带推进阻力大3、后期运输距离长，运输反向造成浪费。综合以上各方面的比较，方案二较方案一开拓量大，前期投资多，投产慢，运输距离长，因此选择方案一较合理。4.2 达到设计生产能力时工作面的配备矿井达到设计生产能力时，只需一个工作面就可以满足满足生产的要求。从距离井筒最近的2101工作面开始生产，按工作面的编号顺序依次接替生产。全矿布置一个回采工作面,长度190m，采用“四六”作业制度，日进度4.8m，年工作日按330d计算，正规循环系数取0.85工作面年产量计算：采煤机割煤产量计算： Lhatc （4.1）式中：L 回采工作面长度，m； h设计采高，3.50m； a日进度，m；t年工作日，d；原煤容重，t/； c工作面回采率，中厚煤层取95； 正规循环系数。代入已知参数得： 1903.504.83301.380.950.85 =1.173Mt/aQ掘=10 0.1173Mt/a 满足设计能力要求矿井投产时采区工作面特征见表3-1。表3-1 投产时采区工作面特征表采区名称采煤工作面个数装备煤层平均厚度（m）采高（m）长度（m）年推进度（m）年生产能力（Mt）1采煤机3.503.5019015841.2905 矿井基本巷道及建井计划5.1 井筒、石门与大巷5.1.1 井筒 本矿井有三个井筒，分别为主斜井，副斜井，回风立井。（1） 主斜井 倾角23，斜长425.9m，净宽5m，净断面16.82m2，采用半圆拱形断面，表土段采用混凝土支护，基岩段采用锚喷支护，装备带式输送机和检修轨道，担负全矿井的煤炭提升任务，兼作进风井和安全出口。（2） 副斜井 倾角22，斜长401.2m，净宽4.5m，净断面14.25 m2，采用半圆拱料石砌碹支护，装备绞车，担负全矿井矸石、材料、设备等辅助提升任务，兼作进风井和安全出口。（3） 回风立井 垂深250m，净直径5.0m，净断面19.63 m2，采用混凝土支护，设梯子间，担负全矿井的回风井任务兼作安全出口。表5-1 井筒特征表井筒特征井 筒 名 称主斜井副斜井回风立井坐标(m)纬距X3942587.53942632.03941342经距Y19454475.019454605.019453750.0标高(m)井口650640750井底480490500井筒倾角232290井筒长度(m)425.9401.2250井筒断面形状半圆拱半圆拱圆形井筒净断面(m2)18.8214.2519.63井筒净宽(m)54.55井筒装备胶带输送机、检修轨道、管线、架空乘人器轨道、管路梯子间井筒用途煤炭运输、进风和安全口辅助运输、进风回风、安全出口5.1.2 石门主斜井落底后，由行人巷和上仓皮带巷连接至运输石门，运输石门中安装架空乘人器和胶带输送机。运输石门全长523m，标高为+480m，连接到运输大巷，净宽4.5m，锚网支护。副斜井进入井底车场，由轨道石门连接至轨道大巷。轨道石门中铺设600mm轨道，由蓄电池电机车进行辅助运输。轨道石门全长660m，3坡度，连接到轨道大巷上部车场，净宽4.0m，锚网支护。5.1.3 主要开拓巷道主要开拓巷道如运输大巷，轨道大巷均布置在2号煤煤层中，由于其服务时间长，为了便于维护，根据现场使用情况，其断面均采用矩形断面，并采用锚喷支护。回风大巷布置在2号煤层当中。三条大巷在煤层中布置，沿煤层倾角变化而变化。因此，运输大巷在+480m到+420m利用大倾角皮带运煤，轨道大巷利用提升绞车运送材料，提升矸石，并设置上下车场进行运输形式的转化。各断面图见煤矿断面图册。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及煤矿安全规程中的有关安全间隙的要求而确定的，并按通风要求验算风速，验算结果见第九章。5.2 井底车场及硐室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换届，为提煤，提矿石，下料，通风，排水，供电等各项工作服务，它是井下运输的总枢纽。井底车场的设计选型原则：（一）要留有一定的富余通过能力，一般大于矿井设计生产能力的30%；（二）设计时要考虑矿井增产的可能；（三）尽可能提高机械化水平，简化调车作业，提高通过能力。车场硐室布置（见附图）车场内铺设30kg/m轨道，轨距600mm。5.2.1 主井系统硐室主井系统硐室由上仓皮带巷连接井底煤仓上口，皮带装载硐室连接井底煤仓出煤口和斜井大倾角皮带，并且兼作清理撒煤硐室。设计井底煤仓为上抬圆形断面式，高度20m，直径5m，储煤量562t。煤仓上口与斜井通过通风联络巷连接，下口通过行人巷连接到石门，与上仓皮带巷下口相交。5.2.2 副井系统硐室副井系统硐室由中央水泵房，水仓，清理水仓硐室，中央变电所硐室等组成。为节省管材及安全考虑，水泵房用管子道直接连接斜井，各种管路通过管子道进入斜井通往地面，管子道高出车场地面7m，倾角15，全长27m。把中央变电所也设置在副井附近，并设有防爆密闭门，水仓布置在井底车场最低处。井底车场附近设置永久避难硐室。（见附图）5.2.3 其他硐室其他硐室有等候室，医疗室，井下消防材料库。其中等候室和医疗室连接到主井硐室行人巷。井下消防材料库与车场绕道连接，保证矿车可以出入硐室。5.2.4 井底车场调车方式 斜井井底车场利用采用蓄电池电机车进行辅助运输，设置绕道车场进行调车。5.3 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、副斜井分别与井底车场、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。5.3.2 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，同步投入使用加快建井速度。本项目为机械化新建矿井，矿井设计生产能力达1.2Mt/a，主、副井同时掘进。施工项目应通过组织竞标，选定经验丰富、装备精良、有先进管理水平的施工队伍，保证矿井按期建成投产。依据矿井新建达到的标准，确保矿井开工后各项工程建设顺利地按计划施工、移交及达产，并创造条件加快矿井建设速度，施工安排三个掘进队，施工主斜井、副斜井、回风立井、三条大巷和工作面运输和回风顺槽。在施工准备期间，除做好各项技术准备、劳动组织工作外，还应重点完成以下工程的施工及其准备工作。5.3.3 矿井移交标准项目完成时井筒工程量990m左右，石门1347m，煤巷7989m，同时，地面生产及辅助设施也应同步完成。 矿井设计生产能力1.2Mt/a，以一个采区一个综采工作面保证矿井设计生产能力。矿井移交时要完成设计规定的全部井巷工程、地面相关生产及辅助生产建、构筑物和机电安装工程，主要包括以下内容：（一）井下生产系统：全部井巷工程量、工作面装备及其配套的运输、通风、供水、供电、通讯等系统；（二）地面生产系统：与生产能力相适应的全部为生产、生活服务的各项设施和行政福利设施；（三）井上下机电设备安装：完成全部井上下工程配套的机电设备、管线安装，经全矿井联合试运转，验收合格后移交生产。5.3.4 施工进度 （一）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： 斜井表土段： 20m/月斜井基岩段： 70m/月立井井筒表土段： 20m/月 立井井筒基岩段： 70m/月 煤巷： 400m/月倾斜岩巷： 100m/月硐室： 300m/月（二）井巷主要连锁工程的确定为了加快建井速度，缩短建井工期，根据开拓部署，安排3个施工队施工。依据井巷工程施工进度安排，影响工期的主要井巷工程为井筒和三条大巷。所以在施工过程中应重点保证井筒和三条大巷施工的正常进行,加快施工进度。1施工工期的安排原则（1）本矿井工程施工工期排队，只进行了矿建工程的施工排队，土建、安装工程应配合矿建工程的施工，交叉和平行施工。细致安排各单位工程的施工顺序，为矿井建设主要矛盾线上的各单位工程的及早开工做好准备，并为其连续快速施工做好周密安排，以保证按期或提前完成矿井建设任务。（2）以井巷工程为主，机电安装、土建工程与之相适应。井巷工程是影响矿井建设的主要矛盾，始终要从人、财、物诸方面优先保证。(3）不在主矛盾线上的巷道，要合理安排工期，减少巷道维护工作量。2主要连锁工程的确定矿井的各类工程互相应创造有利的施工条件，在条件允许的情况下，充分利用时间和空间进行交叉平行作业，提高整体效益。确定矿井施工的主要矛盾线，细致安排主要连锁工程的施工。3矿井移交工期通过井巷工程排队，矿井建设工期为24.8个月，安装调试3个月，建设总工期27.8个月。井巷工程与地面设施同步施工，同步建成。井巷工程量汇总表见5-2，井巷工程施工进度详见矿井三类工程进度表5-3。表5-2 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主斜井(表土段)202主斜井(基岩段)3483483副斜井(表土段)204副斜井(基岩段)3523525回风立井(表土段)206回风立井(基岩段)2302307井底车场硐室30030016运输大巷2543254317轨道大巷2585258518回风大巷26942694222101工作面材料车场5050232101工作面运输巷1170242101工作面回风巷1230252101回采工作面19026石门134130合计104622571107表5-3 矿井三类工程进度表6 采煤方法6.1 采煤方法的选择6.1.1 采煤方法需要考虑的原则（一）与煤层赋存条件相适应，有利益提高工作面单产和矿井的稳产、增产，矿井生产的孤独集中化，已达到矿井高产高效的目的。（二）依靠科技进步，采用国内外新技术、新工艺、新设备、新材料，大力提高采煤机械化水平。（三）简化采煤工艺，减少运输环节，降低巷道掘进率。（四）保证矿井安全生产，有效的防止煤层自然发火和其他灾害，为人工创造舒适的工作环境。（五）提高资源回收率，减少资源损失。6.1.2 采煤方法的选择本矿井2号煤层平均厚度3.5m，属于中厚煤层，煤层变化较大，故设计采用单一走向长壁垮落法开采，按照目前的机械化装备水平，采用综合机械化采煤。综采工作面的工序为：割煤移架推移输送机（一）割煤采煤机的工作方式有：单向割煤和双向割煤。采煤机的进刀方式主要分为：有有缺口进刀和无缺口进刀，使用双滚筒采煤机常采用无缺口斜切进刀方式。本矿井工作面长度190m，顶板条件中等稳定以上，端头支护状况良好，移机头顺利，因此选用端部斜切进刀双向割煤工艺。（二）移架和推移输送机为了对割煤后的悬露顶板和煤壁及时进行支护，一般采用跟机移架。随着采煤机功率的加大和截割速度加快，现在多采用大流量阀和电磁阀实现快速移架。（三）煤炭运输煤炭经过工作面刮板输送机、转载机和可伸缩胶带输送机运出。（四）顶板支护与管理工作面采用液压支架支护顶板，全部垮落法管理顶板。上、下出口一般各采用2台端头支架，加强支护。6.2 确定采（盘）区巷道布置和要素6.2.1 采（盘）区布置的一般原则（一）合理集中生产采煤工作面合理集中。通过合理选择采煤方法，发展机械化采煤及适当加大工作面长度和加快工作面推进度来获得。采区合理集中。通过改革采区巷道布置系统，合理加大采区尺寸来实现。（二）合理确定采区生产能力根据地质条件、煤层牛产能力、开采技术条件及机械装备标准，综合考虑合理确定采区生产能力。采区应具有足够的可采储量和合理的服务年限。（三）良好的经济效果工程量省、投资少、投产快、巷道维护量少、回采率和生产效率高、采区生产成本低。（四）合理的通风、运输系统通风、运输系统要简单、安全、可靠。（五）其它1.合理配采。2.便于采后密闭。3.施工方便，尽量避免长距离单孔掘进。4.在采区布置时应统一考虑有开采价值的其它有益矿物。6.2.2 采（盘）区布置要素（一）初期开采位置选择结合本矿井煤层自身条件，由于进入大后巷煤层倾角较大，平均为18，因此采用大巷下山形式，在+420m之后煤层倾角变缓，平均为8。考虑到下山开采运输及工艺比较复杂，为了尽快投产以及运输方便，优先将首采工作面布置在+420m以后的平缓煤层中，将大倾角煤层留到最后再进行回收采出。鉴于2号煤层瓦斯含量高，对工作面产量制约影响大，结合2号煤层瓦斯抽放和工作面通风能力要求，确定矿井回采工作面生产能力1.2Mt/a。为了满足抽掘采衔接要求，确保工作面抽采时间和抽采率，设计初期在生产盘区超前布置了抽采工作面及巷道，进行瓦斯预抽，具体计算详见第九章。（二）煤柱的留设根据防治煤与瓦斯突出规定及保护层开采技术规范(AQ1050-2008)规定，保护层工作面沿倾斜方向应连续开采，相邻两个工作面之间应实施无煤柱沿空送巷或留设小煤柱护巷，小煤柱宽度应不大于4.0m。由于本矿井2号煤层为3.5m中厚煤层，目前沿空留巷支护水平有限，在技术及实施上存在不确定因素，故留4.0m小煤柱护巷。（三）工作面长度的确定初期开采采区的2号煤层厚度大，倾角平缓，地质构造简单，开采技术条件较好。工作面长度按下式进行计算：（6.1）式中：L工作面长度，m；K1生产不均衡系数，取1.15；Qr工作面日产量，t/d，取3636t/d。 n日循环数，取6个； C工作面回采率，取95%； H采高，取首采区2号煤层平均厚度3.50m； B截深，0.8m； 煤的容重，1.38t/m3；经计算：回采工作面长度约为189m。鉴于上述情况，并考虑本矿井工作面装备水平，结合瓦斯抽采钻孔布置要求，设计工作面长度为190m。（四）回采工作面循环数，年推进度及工作面单产的确定在工作面长度一定的条件下，回采工作面年推进度主要取决于采煤机截深、牵引速度和开机率。目前国产大功率电牵引采煤机截深一般为0.81.0m、割煤速度为48m/min，工作面开机率一般为4570%，高产工作面平均已达到60%左右。本矿井设计井下采用“四六”工作制，每日三班生产，一班检修。设计工作面双向割煤，割2刀为1循环，每日3个循环。工作面年推进度按下式计算：L=dnsk=1425.6m/a（6.2）式中：L工作面年推进度，m/a；d工作面年工作天数，取330天；n采煤机每天进刀数，取6刀；s采煤机每刀截深，取0.8m；k正常循环率，取0.9。工作面生产能力按下式计算：A=Llhrc（6.3）式中：A工作面年生产能力，t/a；L工作面年推进度，m/a；l工作面长度，取190m；h工作面采高，取3.50m；r煤的视密度，取1.38；c工作面采出率，取0.95。经计算：工作面年生产能力1.24Mt，满足矿井生产能力。（五）盘区及工作面回采率影响盘区回采率的因素有：盘区巷道煤柱损失，工作面顺槽区段间煤柱，顶底板煤皮损失，以及无法布置正规工作面开采的边角煤损失等。设计在比较开拓方案、盘区巷道布置方案、工作面推进方向方案时充分考虑了各方案对煤炭回收率的影响，已把盘区煤炭回收率降低到最小。21盘区平均厚度为3.50m，采用一次采全厚采煤法，即使考虑初采和末采煤炭损失以及端头煤炭损失等因素，工作面回采率也大于95%，能够满足规范要求。21盘区设计储量扣除边界保护煤柱损失为15.2万t，工作面顺槽区段间煤柱等损失煤量为9.66万t，则盘区回采率为80%以上没有问题。因此，设计确定盘区回采率为80%、工作面回采率93%是可以达到的。6.3 回采工艺本矿井优先开采2号煤层，首采区布置在平缓稳定的煤层中，因此选用综采回采工艺。6.3.1 回采工艺过程（一）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。采煤机的工作方式：采用采煤机双向割煤，追机作业；前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤；在工作面端头斜切进刀，上行下行均割煤，往返一次进两刀。采煤机的进刀方式为工作面端部斜切进刀，其进刀过程为：（1）当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；（2）调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后，将输送机移直；（3）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；（4）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。图6-1 斜切进刀工艺过程 （二）装煤（1)机组滚筒旋转时，煤体被截齿破落，并由螺旋叶片装入运输机，少量煤在推前溜时由铲煤板装入大溜中。 (2)支架与溜子之间的浮煤及支架间的浮煤，由清煤工人清入溜中。（三）运煤机组割下煤及支架放下的煤分别落入运输机运至端头卸载入工作面转载机，进入顺槽皮带，再运入外部皮带直至地面。（四）移架本矿井工作面采用追机移架，随着采煤机割煤，按顺序移架，移架步距为0.8m。为了及时支护顶板，当采煤机后滚筒割过之后，落后于采煤机后滚筒34架，追机顺序移架。采煤工作面使用ZZ4400/18/38型综采液压支架，操作方式为手动操纵，采用跟机及时支护的方法管理顶板。（五）推刮板运输机推刮板运输机在移架工序之后，滞后采煤机后滚筒30m追机进行，除斜切进刀段外，每次推进度应保持0.8m，弯曲段长度不小于30m，割煤和推运输机保持平行作业。（六）综采面端头作业综采面端头支护方式两边都布置2架端头液压支架，超前支护采用单体支柱加长梁组成。6.3.2 工作面设备选型（一）采煤机A.采煤机平均割煤速度2号煤层回采工作面长度为190m，采用“四六”工作制，每天三班生产，一班准备，每个生产班割两刀煤，采煤机每个循环的平均时间按下式计算：t3T60/n（6.4） =3660/6=180min式中：t采煤机每个循环的作业时间，min； T每班工作时间，6h； n日循环数，6；采煤机平均割煤速度按下式计算：V=（L+4L1）/(t-t1)(6.5) =(190+630)/(18015)2.24m/min式中：V采煤机割煤速度，m/min；L工作面长度，190m；L1采煤机斜切进刀长度，30m；t采煤机每个循环作业时间，180min；t1每个循环辅助时间，15min。B.采煤机生产能力2号煤采煤机正常开机时的理论生产率按下式计算：Q=60HBVC(6.6) 603.50.82.061.380.95=454t/h式中：Q采煤机理论生产率，t/h；H回采工作面平均采高，3.50m；B采煤机滚筒截深，取0.80m；V采煤机平均割煤速度，2.06m/min；2号煤层容重，取1.38t/m3；C工作面回采率，取95；C.采煤机功率采煤机总装机功率比能法计算，公式如下：N=QHW(6.7) =4540.8=363kW式中：N采煤机总功率，kW；Q采煤机理论生产率，454t/h；HW采煤机吨煤耗电系数，取0.8。（1）滚筒的直径D=Hmax(6.8)式中：螺旋滚筒装煤效率；对小直径滚筒，=0.590.63；对大直径滚筒，=0.560.59。Hmax采高，计算时取最大采高。则：D=0.573.5=1.995m目前采煤机滚筒直径已经系列化，分别为0.6m、0.65m、0.7m、0.8m、0.9m、1.0m、1.1m、1.25m、1.4m、1.6m、1.8m、2.0m、2.3m、2.6m。计算结果要按照滚筒系列化标准进行圆整后，最后确定滚筒直径。根据上述计算参数，并结合采煤机系列化标准，初步确定采煤机滚筒直径为2.0m。（2）滚筒的截深目前采煤机的截深有：0.5，0.6，0.7，0.75，0.8，0.9及1.0m等几种。根据该矿井生产能力为1.2Mt/a和矿井工作制度（每天三班出煤，一班准备及检修），初步确定采煤机截深为0.8m。（3）滚筒的转速为防止碎煤抛过筒缘循环的转速，一般认为滚筒转速为3050r/min较适宜，目前滚筒转速有降低的趋势。确定采煤机滚筒直径为2.0m，设计滚筒转速为300r/min较合适。目前常用的截割速度VJ=35m/s。VJ过高将使煤尘增多，大大降低截齿的寿命。(6.9)式中：D选定的滚筒直径，2000mm；n选定的滚筒转速，30r/min。则：根据上述验算结果，截割速度为3.14m/s符合要求。（4）采煤机生产率采煤机的生产率分别以理论、技术和使用生产率表示。1）理论生产率在给定条件下，以最大参数连续运行时的生产率称为理论生产率，理论生产率Q的计算公式为：(6.10)理论生产率，t/h；工作面平均采高，m；滚筒有效截深，m；给定条件下可能的最大牵引速度，3.78m/min（计算见后页）；煤的密度，2号煤层为1.38t/m3。则：Q=603.50.83.781.38=876t/h2）技术生产率考虑根据循环图表而进行的辅助工作，如更换截齿、开切口、检查机器和排除故障所花费时间后的生产率称为技术生产率，技术生产率Qt的计算公式为：(6.11)式中：t技术生产率，；理论生产率，；采煤机技术上可能达到的连续工作系数，一般=。则：QT=8760.5=438t/h3）实际生产率(6.12)式中：实际生产率，；采煤机在实际工作中的连续工作系数，一般=。则：Qm=8760.6=526t/h（5）采煤机允许的最大牵引速度=(6.13)式中：牵引速度，m/min；滚筒转速，r/min；每条截线上的齿数，一般取13；滚筒的齿长若未知，可近似取刀型截齿=65100mm；镐型截齿=6080mm。则：=（6）采煤机功率1）预计装机功率采煤机的装机功率：(6.14)式中：Hw采煤机截煤的单位能耗，MJ/m3；一般取Hw=1.14.4，硬煤及韧性煤取上限，软煤及脆性煤取下限。本次设计取2.1。则： 2）截割功率采煤机工作机构消耗的功率一般占装机功率的80%85%；故采煤机截割功率：Nj=（0.80.85）N0=0.85370=315kW3）牵引和辅助功率牵引和辅助装置消耗装机功率的15%20%，其中，牵引系统消耗的功率占到90%以上，故采煤机牵引功率：Nq=0.9（0.150.2）N0=0.90.2315=57kW辅助装置功率：Nf=0.1（0.150.2）N0=0.10.2315=6kW4）装机功率上述计算结果，要按采煤机配备电动机的标准功率进行圆整。则采煤机实际装机功率：N=Nj+Nq+Nf=315+57+6=378kW（7）采煤机牵引力采煤机的牵引力与装机容量关系密切，装机功率150kW时，牵引力为160180kN；装机容量300kW时，牵引力达250300kN。牵引力与牵引机构的刚度系数、采煤机的质量、摩擦系数、牵引速度、截割阻力及载荷的不均衡性、机道形状等因素有关，很难精确计算，一般用经验公式确定。P=（1.11.3）N (6.15)式中：P牵引力，kN；N采煤机装机容量，kW。则：P=1.2378=454kN根据上述计算结果，确定采煤机的主要参数如下：总装机功率600kW，截深800mm，采高3.23.8m（换滚筒），生产能力不小于152t/h，牵引方式为销排式无链电牵引，牵引力不小于454kN，额定电压660V或1140。经调查，初步选用目前国内使用的相对较为可靠的MG250/600-WD型交流电牵引采煤机。采煤机主要技术参数见表6-1。表6-1 采煤机技术参数表项 目单 位技 术 参 数备 注采煤机型号MG250/600-WD装机总功率kW600多电机驱动适应煤层倾角40采高范围m1.93.8项 目单 位技 术 参 数备 注截 深m0.63，0.8牵引形式电液互换，无链牵引牵引速度m/min07.18.7牵引力kN550450喷雾灭尘方式内外喷雾滚筒直径m1.6，1.8，2.0可调换最大卧底量mm364供电电压V1140整机质量t41（二）刮板输送机、刮板转载机、破碎机工作面刮板输送机首先应与采煤机配套，其生产能力的选择原则是保证采煤机采落的煤被全部运出，并留有一定的备用能力。工作面刮板输送机的生产能力应满足：A=0.5Q刮20330/（1.05K） (6.16)式中：0.5开机率；Q刮700t/h；K井田地质构造简单，取1.2；则：A=0.570020330/（1.051.2）=1.83Mt/a经计算，刮板输送机的生产能力满足1.2Mt/a的能力要求。根据工作面采煤方法、采煤机实际生产率和2号煤层工作面长度等因素，设计选用1台与MG250/600-WD型无链电牵引采煤机配套的SGD730/320型刮板输送机，其输送能力730t/h。与其配套的转载机选用SZD730/160型，其输送能力900t/h。刮板输送机技术参数见表6-2；转载机技术参数见表6-3。表6-2 刮板输送机技术参数项 目单 位技术参数备 注设备型号SGZ730/320中双链形式输送能力t/h700装机功率kW2160槽 宽mm730链 速m/s1.1链条规格mm2692链条破断负荷t41中部槽规格mmmmmm1500730270供电电压V660/1140表6-3 转载机技术参数项 目单 位技术参数备 注设备型号SZZ730/160中双链形式输送能力t/h900装机功率kW160链 速m/s1.33圆环链规格2692中部槽规格mmmmmm1500730222设计长度m45供电电压V1140破碎机的生产能力与被破碎物料的性质（物料强度、硬度、喂料粒度组成等）、破碎机的性能和操作条件（供料情况和出料口大小）等因素有关，目前还没有把所有这些因素包括进去的理论计算方法。因此，根据实际经验以及运输能力配套等原则进行选型。破碎机技术参数见表6-4。表6-4 破碎机技术参数项 目单 位技术参数备 注设备型号PLM-1000锤式，齿轮传动破碎能力t/h1000装机功率kW110最大输入块度mm700950最大排出粒度mm300进料口宽度mm1000出料口宽度mm700破碎主轴转速r/min370电机转速r/min1740供电电压V660/11406.3.3 工作面顶板管理方式及支护设备选型（一）工作面顶板管理方式及支架选型根据工作面采煤方法，煤层顶、底板条件及工作面采煤设备配套的要求，设计本矿井回采工作面采用全部冒落法管理顶板。（1）支架支护强度确定支架的支护强度的大小应取决于工作面采场矿压的大小。目前主要以经验法或实测数据，来确定支架的支护强度。按倍数岩重法计算液压支架的支护强度，公式如下： P1000NM9.810-6式中P-支架支护强度，MPa；M-煤层采高，设计取M3.50m；-顶板岩石容重，2.7t/m3；N-岩重倍数，取8。P100083.52.79.810-60.74MPa（2）支架工作阻力计算F1000PA(L+C) （6.18）式中 F-支架工作阻力，kN；P-支架支护强度，MPa，设计取0.47；A-支架中心距，A=1.5m；L-支架顶梁长，L=5.08m；C-梁端距，c=0.20.35m，取c=0.2m；则：F=10000.471.5(5.08+0.2)3722.4kN则支架工作阻力应不小于3722.4kN。（二）支架选型根据上方法计算，所选液压支架支护强度应不低于0.74MPa，工作阻力不下于3722.4KN，因此，设计选用ZZ4400/18/38型放顶煤液压支架，其平均支护强度为0.77MPa0.74MPa，满足规范要求，。ZZ4400/18/38型放顶煤液压支架的技术参数见表6-5。表6-5 液压支架技术参数项 目单 位技术参数备 注设备型号ZZ4400/18/38放顶煤液压支架支架高度m1.83.8工作阻力kN4400初撑力kN3080支护强度MPa0.77底板比压MPa2.56支架中心距m1.5移架步距m0.7泵站压力MPa24.5运输尺寸（长宽高）mm508014501800质量t15.2（三）端头支护工作面端头位于工作面和顺槽的连接处，是行人、运输和通风的必经之地，多种设备的汇集处，也是工作面支护和巷道支护的交叉地带，端头处条件复杂，位置相当重要。端头支架要求与基本支架配套，初选PDZ9000/18/36型。支架整体顶梁钢性结构，应有防倒防滑及调架装置。（四）超前支护及控顶距工作面超前20m采用DZ25-250/100型单体液压支柱配“工字钢梁”加强支护。超前支护从工作面开切眼开始，沿顺槽两帮各支设一排单体，靠采面侧的巷帮距转载机或矿车最突出端100mm处支设一排单体，中间一排，另一侧一排，形成一梁三柱棚式支护。单体支柱间要横成行，竖成列。由以上选型和设计可得出工作面的最大控顶距为6.08m，最小空顶为5.28m。（五）配套泵站 1）配套乳化液泵站根据液压支架要求确定乳化液泵站压力31.5MPa，根据移架速度、移架步距及支架参数，经计算泵站的流量不低于300L/min。因而设计配备流量为300L/min以上的包括乳化液泵、操作阀、泵箱、管路及联结件的供液系统。根据以上条件，设计工作面乳化液泵站选用BRW400/31.5型，BRW400/31.5型乳化液泵与RX400/25型乳化液箱和W10FX辅助液箱组成高压、大流量乳化液泵站，主要为百万吨级以上高产高效中厚煤层综合机械化采煤液压支架提供动力源，该泵站一般由二泵一箱一辅箱组成，工作面通过双进双回高压液管向工作面液压支架供液。主要参数如下：功率：250kW；额定流量：400L/min；工作压力：31.5MPa；配套乳化液箱：R400/25+W10FX；外形尺寸（长宽高）：3735mm1275mm1500mm。2）配套喷雾泵站喷雾泵站工作压力与流量应与采煤机械内、外喷雾系统的压力与流量相适应。根据所选择的采煤机型号及参数，设计工作面喷雾泵站选用WPZ320/6.3型，额定流量320L/min，2泵1箱，液箱容积4000L。主要技术参数如下：功率：45kW；额定流量：320L/min；工作压力：6.3MPa。6.3.4 采区煤、矸运输和辅助运输方式及设备选型（一）采区煤炭运输方式及设备选型 1）采区煤炭运输方式采区内煤炭运输全部采用带式输送机连续运输，矸石运输采用轨道运输的方式。采区内煤炭运输路线为：回采工作面煤炭经工作面可弯曲刮板输送机工作面运输顺槽转载机及可伸缩带式输送机运输大巷带式输送机石门带式输送机井底煤仓主斜井大倾角带式输送机地面。综掘进工作面煤炭经胶带转载机双向可伸缩带式输送机大巷带式输送机石门带式输送机井底煤仓主斜井大倾角带式输送机地面。 2）运输顺槽胶带输送机选型验算（1）计算依据首采工作面运输顺槽运输距离为1140m。据工作面采掘设备生产能力和刮板输送机运输能力，工作面顺槽可伸缩带式输送机运量按250t/h计算，下图是可伸缩带式输送机。图6-2 可伸缩带式输送机（2）设计选型结果工作面顺槽可伸缩带式输送机选型结果如下：带式输送机型号：SSJ1000/125，输送长度1000m，运量630t/h，带宽1000mm，速度2.0m/s。驱动系统：采用头部双滚筒双电机驱动，装备电机功率275kW（防爆电动机），液粘软启动，减速器选用B3SH7（风扇冷却），速比i=31.5。机头卸料，机尾给料；机头设弹簧清扫器，尾部设空带清扫器。胶带：带强为ST1000N/mm钢绳芯抗静电阻燃抗撕裂输送带。拉紧装置采用液压拉紧装置（自带），制动装置采用KPZ-1200/103型盘式制动器2台，可以实现可控制动，制动平稳可靠。工作面可伸缩带式输送机技术特征见表6-6。表6-6 工作面可伸缩带式输送机技术特征表序号名称单位规格1运输量t/hQ=6302运输物料原煤0300mm3物料散密度t/m3r=0.954输送机倾角-35输送距离m12006输送机提升高度m207驱动方式双滚筒双电机驱动，液粘软启动8制动力矩kNm161.89驱动滚筒直径mm80010钢绳芯输送带带宽mm1000带速m/sV=2.0带强N/mmST1000N/mm（阻燃抗撕裂）盖胶厚度mm上6+下611电动机型号YB2-280M-4（防爆）功率kW275电压kV0.66/1.14防护等级IP5512减速器型号FlenderB3SH7-31.5（风扇冷却）速比i31.513制动器型号KPZ-1200/103，2台14液粘软启动YN-150，2台15拉紧装置液压绞车自动拉紧（自带）16安全系数SA=9.217带式输送机型号SSJ1000/275（二）辅助运输方式及设备选型1.材料设备、矸石辅助运输系统（1）材料设备运输地面材料设备副斜井副斜井井底车场+490m轨道石门轨道大巷工作面回风顺槽（无极绳连续牵引车牵引矿车）回采工作面。升降液压支架（最大件）采用PCZ6/30型重型平板车，每次提升1架液压支架。（2）矸石运输综掘工作面矸石矿车轨道大巷轨道石门副斜井地面。（3）工作面搬家回采工作面综采设备搬家，配备专用的重型平板车运输。2.工作面运输顺槽无极绳连续牵引车选型（1）设计依据采煤工作面运输顺槽和回风顺槽至采区边界的全长为2040m，最大坡度5，600mm轨距，最大运输支架质量20780kg，平板车质量为1850kg，材料、设备等运输6车/班。1）顺槽长度：L=1170m，最大坡度：=52）运输量：材料、设备：6车/班； 最大件重量：液压支架15.78t3）运输车辆： 矿车：MGC1.7-6B型，Qm=2700kg，Qc=760kg，梭车自重G0=1800kg。 重型平板车：PCZ6/30型，Qm=20780kg，QPC=1850kg（2）计算参数1）运行速度：取V=2.5m/s。2）运行一次循环时间： T=2L/V+t1+t2=22040/2.5+560+560 =1536s式中： t1首端摘挂钩时间，t1=5min； t2尾端摘挂钩时间，t2=5min。3）串车数： 一次串MGC1.7-6B型矿车4辆，配1辆梭车，运行2次； 或一次串PCZ6/30型重型平板车1辆，配1辆梭车。4）最大班作业时间： 15364=6144s =1.71h4.5h（3）设备选型选用SQ-90D型绳槽式双滚筒无极绳连续牵引车D=1600mm，最大牵引力F=90kN，最大牵引重量30t，Vm=2.5m/s无级调速绞车；梭车容绳量：1200m；电动机：YB2-315L1-4型，160kW，660V。见表6-7综采设备配备表。表6-7 综采工作面设备配备表序号设备名称设备型号容量(KW)单位数量使用备用合计1采煤机MG250/600-WD600台112刮板输送机SGZ-730/3202160部113转载机SZZ-730/160160部114破碎机PLM-1000110部115可伸缩胶带输送机SSJ1000/125125部116液压支架ZZ4400/18/38架127131407乳化液泵站BRW400/31.5250台1128喷雾泵站WPZ320/6.345台1129无极绳连续牵引车SQ-90D160部116.3.5 劳动组织 根据工作面情况，采煤司机、机电维修、安全员、瓦斯监测员、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；其它工作均由综合工种完成。 采煤工作面劳动组织见表6-8。表6-8 劳动组织表序号项目单位指标1工作面长度m1902工作面倾角103工作面采高m3.504进刀深度m0.85日进度m/d4.86日产量t/d34557月产量t/月967448工作面回采率%95采煤工作面技术经济指标见表6-9。表6-9 技术经济指标工种一班二班三班四班合计班长11114采煤机司机22206工作面开溜工11103转载机司机11103输送机司机11103泵站司机11114机电维修工22228瓦斯员11114综合工种1010101545回柱工22206合计23232320896.4 采（盘）区的准备与工作面接替6.4.1 采（盘）区巷道断面和支护方式根据工艺设备布置要求、设备外形尺寸、运输车辆及最大件外形尺寸、行人检修安全间隙等确定，并按通风需要校核，确定巷道断面尺寸；根据巷道层位、巷道断面积、顶底板岩性、服务年限、功能要求等，确定巷道形状和支护形式。由于本矿井利用开拓大巷直接布置工作面，盘区巷道仅包含回采巷道。（一）工作面顺槽回采时受动压影响，巷道变形量较大，考虑设备布置，通风及巷道变形等因素的影响，确定回采工作面顺槽断面为矩形，净宽度为4.3m和4.0m，净高度为3.5m，采用锚网索支护，在靠近工作面20m顺槽范围内，采用单体液压支柱加强支护。（二）工作面开切眼为矩形，采用锚网索支护，长宽：7.03.5m，净断面为24.5m2。盘区主要巷道断面特征表，详见表6-10。表6-10 盘区主要巷道断面特征表序号巷道名称煤岩类别支护方式巷道净宽（mm）断面积（m2）铺设设备净掘进1轨道顺槽煤锚网索400011.8812.8轨道2运输顺槽煤锚网索430013.2814.25胶带输送机4开切眼煤锚网索700024.524.5采、支、运设备6.4.2 掘进工作面和掘进设备配置矿井井巷工程主要为煤巷，采用综掘机掘进，其单进指标按高瓦斯矿井采取预抽措施后的掘进进度确定；其它按采用普通掘进法掘进进度确定。主要井巷掘进进度如下：岩巷：（平巷） 120m/月（斜巷） 100m/月煤巷：（综掘） 500m/月（一）掘进工作面个数为了满足采煤工作面和盘区接替要求，结合掘进设备和单进指标及抽采达标时间要求等因素，确定矿井达到设计生产能力时，配备2个综掘工作面担负开拓、回采和抽采煤巷的掘进工作。巷道掘进采用多头交替作业方式，同时工作的综掘工作面数量为2个。（二） 矿井采掘比 矿井达产时采掘比为1：2。（三）主要掘进设备选型综掘工作面配备了综掘机、转载机、刮板输送机、可伸缩胶带输送机、锚杆锚索钻机、局部通风机、抽出式湿式除尘风机等设备。此外，全矿还配备有探水钻机用于探水和瓦斯，保证矿井安全生产。主要掘进设备特征见表6-11。表6-11 掘进设备特征表序号设备名称设备型号容量(KW)单位数量使用备用合计1掘进机EBJ-160190台112刮板输送机SGB-420/300300部113带式转载机QZP-160160部114胶带输送机SSJ80/10/240240部11（四）矿井生产时掘进率和矸石率的预计根据生产掘进率，预计生产期间矸石率为6%。矿井投产时的万吨掘进率K按下式计算：经计算，矿井达产时的万吨掘进率为98.75m。7 井下运输7.1 运输系统和运输方式的确定7.1.1 矿井运输系统（一）运煤系统综采工作面运输顺槽运输大巷运输石门井底煤仓主斜井地面（二）辅助运输系统地面副斜井井底车场轨道石门上部车场下部车场轨道大巷轨道顺槽综采工作面（三）运矸系统岩巷掘进工作面小矿车轨道大巷井底车场副斜井地面（四）行人主斜井运输石门运输大巷运输顺槽各工作地点7.1.2 运输方式选择的确定（一）运煤方式采煤工作面采用刮板输送机运煤，经转载机到运输平巷采用带式输送机运煤，大巷采用带式输送机运煤，斜井利用大倾角皮带运煤。（二）辅助运输方式目前国内外辅助运输方式主要有：平巷架线电机车、蓄电池电机车、防爆柴油机车牵引列车，绞车牵引串车，起伏巷道无极绳、绳牵引卡轨车、连续牵引车、（胶套轮）齿轨卡轨车、单轨吊、胶轮车等。本矿井煤层倾角变化较大，故石门巷道中选用蓄电池电机车牵引，大巷及下山中利用连续牵引车和提升绞车进行辅助运输。7.2 运输设备的选型和计算7.2.1 蓄电池电机车的选择和计算计划选用5t蓄电池电机车应考虑在电机车牵引重车组沿上坡启动加速时所需的牵引力，不超过黏着条件所允许的极限值计算车组质量。因此电机车的牵引力及其限制条件为：，KN （7.1），KN （7.2）式中QZh重车组质量，tmD机车质量，tmDn电机车黏着质量，取8t黏着系数，一般按撒砂启动，0.24重列车启动时阻力系数，取0.0105Ip轨道线路平均坡度，一般取3列车启动加速度，一般取0.04m/s2表7-2 电机车黏着质量表矿井年产量AMt机车黏着重量KN配用矿车t蓄电池式153080以下1吨及以下306080以下18901808035A180801205计算得99.26t，根据本矿井实际情况，牵引力满足条件。选取CTY5/6G系列蓄电池电机车三台，两台工作，一台备用：表7-3 蓄电池电机车规格型号重量牵引力速度最大牵引力电压电池组用量Ah功率XK5-6/905t7.06KN10Km/h12.26KN90V385（5小时率）7.52总长总宽高度轴距牵引高度轮径最小曲线半径调速方式29609201550850210，3205206m斩波7.2.2 轨道下山提升绞车的选择和计算（一）计算依据（1）轨道下山斜长L=200m，倾角平均18（2）提升方式：单钩串车提升；（3）最重件：11.5t（4）提矸石时选用MGC1.1-6A，自重610kg，最大载重1800kg，每钩提2辆。提升材料时选用MPC1-6和MPC-3-6型平板车，每钩提1辆；提升最重件选用MPC13.5-6型平板车，自重1050kg。（二）选型计算（1）钢丝绳选择 钢丝绳绳端荷重（提最重件）：绳端荷重：Qd=(Q+QC)（sin+f1cos）g=37.7KN 钢丝绳单重选用20NAT6V18+FC 1670 250 162 ZZ型钢丝绳，其绳径d=20mm，每米重量Pk=1.62kg/m，全部钢丝的破断力总和Qp=289kN。 钢丝绳的安全系数校验：m =7.056.5所选钢丝绳合适。（2）提升绞车选择 滚筒直径DD60d=1200mm 最大静张力Fj= Qd+PbLc(sin+f1cos)g=38.7kN选用一部JTPB-1.6型单滚筒绞车隔爆型绞车，其滚筒直径D=1600mm，宽度B=1200mm，最大静张力Fj=45kN，最大提升速度Vm=2.5m/s。滚筒宽宽B钢丝绳在滚筒上缠1层。B=673mm1200mm式中：-绳圈间隙，=3mm；钢丝绳在滚筒上缠1层。（3）电动机选择 电机功率：N=138kW选用YB2系列10级电机，功率160kW，电压660V，转速580/min。（4）一次提升循环时间提矸：Tx=2（t1+t2+t3+t4+2+）=167(s)（5）电动机功率验算按温升条件验算 等效功率128(kW)160(kW)故所预选的电动机功率合适。 按过负荷条件验算 Fmax/Fe=1.060.8=0.82=1.6符合要求。（7）提升能力最大作业班平衡时间表如表7-4。表7-4 轨道上山最大作业班时间表顺序提升性质数量单位每次数量每班次数可完成量时间(s)每班总提升时间smin1提升矸石30t3.6922167150325.052下放材料30车130301675010.0083.503设备4次4167668.0011.134送保健钣1次1167167.002.785雷管炸药2次27801560.0026.006其 它5次5167835.0013.92合 计599743162.38共计2.7h0S1/S211.44 Fmin 通过空段垂度所需要的最小张力为： 4530N F3Fmin 通过校核打滑，胶带安全系数 M10通过 围包角F1/F2=4.11e4.33（6）拉紧装置在尾部采用液压绞车拉紧装置。正常运转时的拉紧力： G=F3+F4 =53(kN)选择YZL100的液压绞车自动拉紧装置。对停机及意外停电，张紧装 置能实现自动制动，可靠地确保运输带处于张紧状态。4）带式输送机的主要特征参数选用DX4GX1250带式输送机能满足要求。（1）输送机：DX4GX1250钢丝绳芯带式输送机：带宽B=1000mm，带速V=2.5m/s，输送机水平长LH=1600m，运量Q=800t/h。驱动方式为头部单滚筒单电机驱动，驱动滚筒为800mm的胶面滚筒。尾部液压绞车拉紧。（2）输送带：钢丝绳芯阻燃抗静电胶带，B=1000mm，GX1250（3）电动机：JR158-8电动机(380kW,6kV)1台。（4）减速器：B3SH12i=31.5 2台（5）液粘软启动；YNRQD250 2个（6）制动器：BYWZ5-400/121 2个（7）拉紧装置：YZL-100 1套8 矿井提升8.1 主斜井提升方式及设备8.1.1 大倾角带式输送机的选择和计算（一）大倾角带式输送机的特点（1）具有普通带式输送机的全部优点，且能实现普通带式输送机无法实现的大倾角运输。其理想的运输角度为20一70。（2）大倾角带式愉送机技术要求较难，胶带基带的强度要求高，横向刚度要求大，驱动功率要求也大，提升高度受到限制，且设备费用较高。（二）设计依据（1）生产能力：设计能力1.2Mt/a，按Q300t/h设计（2）输送物料名称：原煤（3）最大粒度：300mm（4）物料松散密度：=1.10t/m3（5）安装条件：L=420m，倾角=23；头部卸料、尾部给料。（6）受料点：一个（7）提升高度：H180m（8）工作制度：330d18h（三）参数的选择（1）带宽B=1000mm（2）带强：选用阻燃型的钢丝绳芯输送带，GX-1000（初选）（3）带速V=2.0m/s（4）胶带的单位长度重量qB=24.63kg/m（5）物料的每米质量：qG=Q/3.6v=41.7/m（6）每米上托辊转动部分重量qro22/1.218.3/m（7）每米下托辊转动部分重量qru17/35.7/m（8）传动滚筒与输送带间的摩擦系数u=0.25（9）模拟摩擦系数f0.02（10）上下托辊的直径108mm，上托辊间距a0=1.2m,下托辊间距aU=3m，上托辊槽角45。（11）传动滚筒D=800mm（带有阻燃橡胶覆面）（12）选用D1=600mm D2=400mm的改向滚筒。（13）装料系数：C=1.31（四）驱动力（1）主要阻力FH包括旋转阻力和输送机的前进阻力，托辊旋转阻力是由托辊轴承和密封间的摩擦产生的；前进阻力是由于输送带在托辊上反复被压凹陷，以及输送带和物料经过托辊反复弯曲变形产生的，计算方法如下：FH=CfLgqrO+qrU+(2qB+qG)cos=11642N（2）主要特种阻力由于槽型托辊的两侧向前倾斜引起的摩擦阻力；在输送带的重段沿线设有导料挡板时，物料与挡板之间的摩擦阻力。和附加特种阻力包括输送带清扫器的摩擦阻力；犁式卸料器的阻力，空段输送带的翻转阻力。清扫器的阻力FrAP3=2400N式中：A清扫器的面积 A=0.0082+0.0122=0.04 3清扫器与输送带的阻力系数，0.6 P清扫器与输送带的压力，105N/m输送带与导料板间的摩擦力 Fgl=2IV2gl/v2/b12=170N 式中：2物料与导料板间麻擦系数，0.7 IV输送机每秒输送能力，0.05342m3/s l导料槽栏板的长度，4.5m b1导料槽两栏间宽度，0.45m输送带绕经滚筒的缠绕阻力，按2500N计总附加阻力：F=5070N（3）倾斜阻力 FSt=qGgH=73559N（4）输送机运行总阻力 FU=90271N（五）驱动功率（1）轴功率PA=FUV/1000=180(kW)（2）驱动轴功率PM=PA/1/=220(kW)式中：1、分别为电动机、液力偶合器和减速器的效率，总传动效率取0.82选配1台JR158-8电动机(380kW,6000V)。 （六）输送带张力选用头部单传动滚筒单电机驱动，布置形式见图8-1，滚筒1=210=0.25,e=2.5，大倾角带式输送机如图8-1所示：图8-1 大倾角带式输送机按输送带允许最大下垂度计算最小张力相遇点的最大张力为： F1= =150452N分离点的最小张力为：=60180N 正常运行时各店的张力：空段阻力Fk,，忽略传动部分长度，则 =（24.63cos25+5.7）4260.029.8124.634269.81sin25 = -41158N重段阻力FZh： =（24.63+41.7）（0.02cos25+sin25）4269.81+18.34260.02 9.81 =123702N F1=150452N F2=F3=60180N F4=F3+Fk=19022N F5=F1FZh=150452-123702=26750N上输送带：4880N下输送带：4530Nh/a=0.02其中F54880N F34530N符合要求（七）安全系数B=1000mm GX1000 的胶带输送带安全系数计算13.310（ST=2000N/mm） 满足要求（八）拉紧装置在尾部采用液压绞车拉紧装置。正常运转时的拉紧力：G=F4+F5 =46(kN)选择YZL50的液压绞车自动拉紧装置。对停机及意外停电，张紧装置能实现自动制动，可靠地确保运输带处于张紧状态。（九）选型结果（1）输送机：DLA型大倾角带式输送机，单电机单滚筒。（2）输送带：B1000mm，GX-1000钢绳芯输送带。（3）电动机： JR158-8电动机(380kW,6KV)1台。（4）减速器: SSXP13240减速器1台。（5）偶合器：YOXZ500偶合器1台。（6）制动器：YWZ5-315制动器1台。（7）拉紧装置：YZL50的液压绞车自动拉紧装置1台。根据计算主斜井选用DLA型大倾角带式输送机，其技术特征见表8-1。表8-1 带式输送机主要技术特征表斜长（m）提升高度m运输能力（t/h）带速m/s带宽mm带强N/mm电机功率（kw）拉紧方式4201603002.010002000380液压（十）电气驱动机供电，其电源引自矿井主井变电所。带式输送机系统配有拉绳开关、跑偏、保护装置、带速检测装置、纵向撕裂保护装置等确保带式输送机安全启动和运行。8.1.2 主斜井架空乘人器的选择和计算本次设计在主斜井进行人员提升。将选用RJY55-35/600架空乘人装置，设备校验如下：（一）设计资料1提升任务最大班下井人数100人/班；井筒倾角23，斜长420m；2提升设备RJY55-35/600煤矿可摘挂架空乘人装置，其主要技术参数如下：最大适应工作坡度：35；最大工作距离：600m；驱动电机功率：55kW；运输速度：1.2m/s；驱动轮直径：1.2m；迂回轮直径：1.2m；（二）设备校验（1）井筒倾角：2332，斜长420m600m，说明设计采用的RJY55-35/600煤矿架空乘人装置是合适的。（2） 吊椅间距离ld(60Tv-L)/Kn28.8m，设计选择ld115m。其中（T60min，K1.5，n100，V1.2m/s，L600m）（3）运输能力计算：Q（3600v-L）/ld1248人/h；最大班工人下井时间为：t28.9min60min（4）钢丝绳校验升降40人绳端荷重Q4075（sin23f1cos23）1295.0gf12.7kN升降人员时的单位绳重PKQ1Q/110/ma1L（sinf2cos）0.50kg/m设计选厂家配套国标22NAT-619SNF-1570-178型钢丝绳（纤维芯），其最小破段拉力总和为：f274.67FmQPKL（sinf2cos）19.0kN安全系数校验：mf/Fm274.67/19.014.46；电机功率计算为：P1.1FmV/1.119.01.2/0.8529.5kW55kW。下井一次实际电耗：WFmtVmax/6010.7kWh/次；为保证架空乘人装置电源的可靠性，两回380V电源引自矿井工业场地10kV/0.4kV变电所380V同母线段；一回电源停止供电时，另一电源回路保证架空乘人装置的全部负荷运行。（三）结论RJY55-35/600煤矿架空乘人装置能够满足在规定时间内矿上最大班人数下井的要求。8.2 副斜井提升方式及设备8.2.1 设计依据（一）提升量：矿井年产量A=1.2Mt/a，材料和支架等8车/班；炸药、雷管2车/班；设备2车/班。矿井井下除煤层巷道外，还有部分岩巷工程量，出矸量预计为煤量的3%，每年矸石量约3.6万t/a；本井提升的最重件为液压支架，为16t。（二）提升方式：采用斜井单钩串车。提矸时每次提MG1.16A矿车4辆，其自重592，最大载重1670，容积1.1m3。提最重件选用矿用平板车MPC15-6，自重1030；下料MC1-6B型材料车1辆，自重495；下小设备MP3-6型3t平板车，自重490；（三）井筒：井筒倾角22，长度400m。（四）工作制度：年工作日330d，每天净提升18h。8.2.2 提升绞车的选择和计算（一）钢丝绳的选择和计算（1）钢丝绳绳端荷重Qd= n（Q+Qz)(sin+f1cos)最重件: Qd=16795.72(kg)（2）钢丝绳最大长度 暂取：LC=450m（3）钢丝绳每米重 P=3.19(kg/m)式中：Qd=6795.72kg, B=1700MPa, ma=7.5 选31NAT619+FC 1700 608 3383 ZS钢丝绳, d=31mm, P=3.45kg/m, Qq=608kN（4）钢丝绳安全系数验算提最重件 m=7.77.5 提人m=17.769 满足要求，故钢丝绳可行。（二）提升机选择和计算（1）提升机根据煤矿安全规程规定，对于安装在地面的提升机，其直径与钢丝绳直径的关系如下： D80d D1200选定的钢丝绳直径d=31mm 则D2.48m选用JK2.5/30型绞车，D=2.5m，B=2m，FJ=90000N，i=30，Vm=2.53m/s，Gj=14.2t（2）卷筒宽度验算作两层缠绕，此时缠绕宽度2000mm（3）强度验算最大静张力，提升最重件时：Fj90000N 满足要求。（三）井口绞车相对位置（1）天轮选择选用TSG2500/17型天轮，Dt=2.5m，Gt=550kg（2）辅助提升系统图见图8-2；图8-2 提升系统图初步确定提升机至井架中心的水平距离Ls=5m井口至井架中心的水平距离Ls=L1+ L2+ L4式中：L1为井口至阻车器的距离，一般为7-9m; L2为阻车器到摘钩点距离，此值取1.5倍串车组长度，即L2=1.5nlc，lc为矿车全长；L4为摘钩点到井架中心的水平距离，为了不致因提升机侧钢丝绳弦弧垂过大造成摘钩困难一般取L4=（2.54）Ls Ls=L1+ L2+ L4=8+20+15=43（3）井架高度要求能保证： 1）摘钩后的矿车通过下放串车的钢丝绳的下部时，钢丝绳距地面的高度不得小于2.5m。该点距离摘钩点的距离为L3，一般取L3=4m。 2）为了防止矿车在井口出轨掉道，井口处得钢丝绳牵引角要小于9。按第一项要求计算井架高度Hj为：Hj=式中：为天轮半径，m；h为矿车过钢丝绳下部处的地面标高与井口标高之差，1m。钢丝绳在井口处的牵引角为：89 3）电动机选型经济速度：=0.4=6.3m/s双钩提升上升端钢丝绳最大静拉力Fjc N先按下式估算电动机容量P： 上式中 kb为功率备用系数取1.2； 为提升速度，6.3 m/s； 为减速器传动比，0.85 选择YR80010/1180型异步电动机。有关参数为：Pe=800kw，ne=591r/min，=0.92 实际提升速度： Vm= =2.58(m/s)4）计算总变位质量mm=式中：，分别为卷筒变位重力及天轮变位重力，=14.2t；=550kg。电动机转子变位质量由下式求出： 式中：为减速器传动比，=11.5。5）运动学计算已知：Vm=2.58m/s, a1=0.3m/s2, V4=0.5m/s，a5=a3=0.5m/s2，L=672m ， H=249m，H4=2m。t= V/ a=8.6(s)H= V t/2=11.1(m)t=4.16(s)H=6.4(m)t= H/ V=5(s)等速阶段H=189(m) 式中取40m。t=73.25(s)一次提升循环时间提矸：T=(t+t+t+t+) 2=264.82(s) 为摘挂钩和转向时间为35s提材料：T=320.82(s)6）动力学计算将以上已知各参数代入动力方程式，各阶段拖动力计算结果如下：F=KQ+P+ma=16123.01(kg); = F-P=16025.0(kg)F= F- m a=10254.49(kg)= F-P =8585.70(kg)F= F-m a=637.0(kg)= F-P =580.49(kg)F=+m a=10197.0(kg)= F-P =10179.34(kg)7）电动机功率验算 A.按温升条件验算 等效功率 Nd=323kw800kw上式中：为卷筒圆周的等效力；=等效时间= =9262044955故所预选的电动机功率合适。 B.按过负荷条件验算电动机额定力 Fe=24517.7(kg) Fmax/Fe=0.70.8=0.752.06=1.545副斜井串车可以满足资源整合的能力要求。8)电气驱动机房设配电室负责主电机的供电，其电源引自矿井主井变电所。带式输送机系统配有拉绳开关、跑偏、保护装置、带速检测装置、纵向撕裂保护装置等确保带式输送机安全启动和运行。9 矿井通风与安全9.1 瓦斯资源分析和涌出量计算9.1.1 瓦斯储量计算（一）矿井瓦斯储量矿井瓦斯储量根据煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB50471-2008）里的公式计算。WkW1+ W2+ W3（9.1）式中：Wk矿井瓦斯储量，Mm3；W1可采煤层的瓦斯储量；（9.2）式中：A1i可采煤层的资源量，Mt；n矿井可采煤层层数；X1i可采煤层的瓦斯含量，m3/t；W2受采动影响后能够向开采空间排放的各不开采煤层的瓦斯储量（Mm3）；（9.3）式中：A2i受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的资源量（Mt），根据煤矿瓦斯抽放规范（AQ1027-2006）：上邻近层取5060m，下邻近层取2030m；X2i可受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的瓦斯含量（m3/t）；根据矿井地勘资料，可受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层较多，根据邻近矿井的经验，取W2=0.1W1。W3围岩瓦斯储量，当围岩瓦斯很小时，W3=0；若瓦斯量多时，可实测或按下式计算：W3K（W1+ W2） （9.4）式中：K围岩瓦斯储量系数，可取0.050.20；当围岩瓦斯很小时，可取W30；若含瓦斯量较多时，可按经验取值或实测确定，取K=0.1。矿井2号煤层平均瓦斯含量为6.04m3/t，矿井3号煤层平均瓦斯含量为8.23m3/t，残存含量均为2.4m3/t。储量计算见表9-1，瓦斯储量为814.4Mm3，说明瓦斯资源丰富。表9-1 3号煤层瓦斯储量计算结果表煤层编号煤炭地质资源量（Mt）煤层瓦斯含量（m3/t）瓦斯储量（Mm3）256046.04338.5357828.23475.9合计814.4（二）可抽瓦斯量瓦斯可抽量是指在瓦斯储量中能被抽出的最大瓦斯量，其计算公式为：WcWK （9.5）式中：Wc可抽瓦斯量，Mm3；K可抽系数；KK1K2K3K1K4（MY-MC）/MYK1煤层涌出程度系数；K2负压抽采时抽采作用系数，K21.2；K3瓦斯抽采率，%；K4煤层瓦斯排放率， 91%；MY煤层原始瓦斯含量，m3/t；MC运到地面煤的残余瓦斯含量，m3/t；根据计算2号煤层瓦斯抽采率为62%，3号煤层瓦斯抽采率为61.4%，取矿井瓦斯抽采率为61.4%。经计算，矿井煤层瓦斯可抽量为500Mm5。9.1.2 瓦斯涌出量计算根据矿井设计，先期开采2号煤层。根据采掘部署，对矿井瓦斯涌出量进行预测。（一）回采工作面瓦斯涌出量计算q采=q1+q2 （9.6）式中：q采回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；q1开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；q2邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t。（1）开采层相对瓦斯涌出量q1q1=K1K2K3M/m（Wo-Wc）=4.29 m3/t式中：q1开采层瓦斯涌出量，m3/t；K1围岩瓦斯涌出系数，取1.20；K2丢煤瓦斯涌出系数，取1.08；K3巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，取0.91；M煤层开采厚度，取3.50m；m工作面采高，取3.50m；Wo煤层原始瓦斯含量，6.04m3/t；Wc煤层残存瓦斯含量，取2.4m3/t。（2）邻近层相对瓦斯涌出量q2q2=（Woi-Wci）mi/Mi=5.13 m3/t式中：q2邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；mi第i个邻近层煤层厚度，m； 下邻近层3号煤：3.50m；M工作面采高，取3.50m；邻近层瓦斯排放率，87.96%；Woi第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t； Wci第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，取2.4 m3/t。经计算得出回采工作面绝对瓦斯涌出量为：9.42 m3/t，相对为23.8m3/min。（二）掘进工作面瓦斯涌出量计算掘进工作面瓦斯涌出量：q3NDVq0（21）=15.00 m3/min式中：q3掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；N掘进巷道个数，取2个；D巷道暴露煤壁在巷道横断面上的周长，顺槽取15.0m；V单巷掘进速度，取0.007m/min；L掘进工作面长度，取500m；q0煤壁初始瓦斯涌出量，m3/m2min；经计算得出顺槽掘进工作面瓦斯涌出量为：q掘=15.49m3/min。（三）采区瓦斯涌出量计算q采区=K采（q回iAi+1440q掘）/AO=17.67 m3/t式中：K采区采区内采空区瓦斯涌出系数，取1.25；Aiq回i第i个回采工作面设计日产量及相对瓦斯涌出量，t/d，m3/t；2号煤层：3636t/d；q掘i第i个掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min；AO采区内平均日产量，t/d；2号煤层：364t/d；经计算得出盘区瓦斯涌出量为：17.67 m3/t（四）矿井瓦斯涌出量计算Q矿井=KnKq采iAoi/Aoi （9.7）式中：q矿井矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；Kn矿井瓦斯涌出不均衡系数，取1.25；K已采采空区瓦斯涌出系数，取1.25；q采i第i个生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；Aoi第i个生产采区平均日产量，t。经计算得出矿井瓦斯涌出量为：27.61m3/t根据上述计算结果，在预测范围内矿井最大绝对瓦斯涌出量为69.72m3/min、最大相对瓦斯涌出量为27.61m3/t。9.2 瓦斯抽采（一）瓦斯抽采量 1）瓦斯抽采方法 从2号煤层的瓦斯涌出量来看，2号煤层本层的瓦斯涌出量达56%，采空区瓦斯涌出量为44%。因此，井下瓦斯抽采方法以本层钻孔预抽瓦斯、采空区瓦斯抽采为主，邻近层抽采，边采边抽、边掘边抽相结合的综合抽采方法。 2）瓦斯抽采量预计（1）预抽工作面瓦斯 回采工作面的瓦斯抽采量按下式计算: （9.7） 式中：K邻近层及围岩瓦斯储量系数，取K=1.2； q 预抽期间平均瓦斯抽采量，m3/min； L1工作面长度，m； L2工作面平均走向长度，m； M煤层平均厚度，m； 煤的视密度，t/m3； X煤层瓦斯含量，m3/t； 瓦斯预抽率； t预抽时间，年。 矿井开采2号煤层，工作面长190m。工作面平均走向长度按采面年推进度计算：根据采区产量，21采区年推进度按1100m计算，年预抽时间按330d考虑，21采区预抽率60%。 经计算，21采区预抽工作面瓦斯抽采量为10.54m3/min。（2）边采边抽 边采边抽工作面抽采量按预抽工作面抽采量的三分之二计算。采区边采边抽工作面瓦斯抽采量为7.02m3/min、。（3）掘进面抽采 本煤矿为基建矿井，未进行百米钻孔抽采量考察，参考邻近矿井，百米钻孔瓦斯抽采量取0.05m3/（minhm）。掘进工作面每循环抽采钻孔总孔数约10个，有效总长度约5000m，则2号煤层每个掘进工作面瓦斯抽采量取3m3/min。（4）采空区和临近层抽采 预测生产采区采空区瓦斯涌出量为30.44m3/min。 按抽采率为60%计算，预计抽采量取18.26m3/min。 开采厚煤层，采空区落煤多，预计老采空抽采量为20m3/min。（5）矿井瓦斯抽采量预计 各采区预抽面、边采边抽面、掘进面预抽等采面配置及瓦斯抽采量预计见汇总表9-2，矿井预计瓦斯总抽采量为42.56m3/min。表9-2 采区抽采面配置及瓦斯抽采量预计汇总表 单位：m3/min采区预抽工作面边采边抽掘进抽采数量采空区临近层抽采总量2110.547.02322042.56（二）瓦斯抽采率的计算（1）瓦斯抽采量的计算从矿井安全的角度考虑，矿井每年应该抽采的瓦斯量应满足以下条件：IIIp （9.8）式中：I为保证通风安全所需抽采的瓦斯量，m3/min； I矿井瓦斯涌出量，m3/min； Ip通风所允许的瓦斯涌出量，m3/min； 根据矿井设计供风能力123m3/s(7380 m3/min)计算，通风备用系数取1.2，总回风瓦斯浓度取0.7%，则矿井总回风所允许的瓦斯涌出量51.66m3/min。（2）瓦斯抽采率的计算 煤矿瓦斯抽采指标（AQ1026-2006）规定：矿井绝对瓦斯涌出量500 m3/minQ的矿井瓦斯抽采率应不小于60。 预测范围内21采区回采时矿井最大绝对瓦斯涌出量69.72m3/min；预计抽采量为42.56m3/min，矿井瓦斯抽采率为60%。9.3 矿井风量的计算根据煤矿安全规程（2011版）和煤炭工业矿井设计规范（GB50215-2005版）规定，矿井总风量应按井下同时工作的最多人数每人每分钟供给风量不少于4m3或按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量总和的最大值选取。（一）按井下同时工作的最多人数计算Q4NK/60=8m3/s式中：Q矿井总供风量，m3/s；N同时工作的最多人数，取100人；4每人每分钟供风标准，m3/min；K矿井通风系数，包括矿井内部漏风和分配不均匀等因素，取1.2。（二）按瓦斯涌出量（抽采后）计算根据煤矿建设项目安全设施设计审查及竣工验收规范（AQ1055-2008）规定，矿井总回风巷或一翼回风巷瓦斯或二氧化碳浓度不得超过0.70%，以矿井瓦斯涌出量计算矿井需风量：66.4m3/s式中：Q矿井需风量，m3/s；q矿井瓦斯涌出量，69.7240%=27.9m3/min。69.72m3/min为矿井最大绝对瓦斯涌出量。煤矿瓦斯抽采指标（AQ1026-2006）规定：矿井绝对瓦斯涌出量500 m3/minQ的矿井瓦斯抽采率应不小于60。本矿井预测为60%。（三）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和分别计算Q（Q采+Q掘+Q抽采巷+Q硐室+Q其它）K式中：Q矿井所需总风量；Q采回采工作面所需风量之和，m3/s；Q掘掘进工作面所需风量之和，m3/s；Q硐室独立通风的硐室所需风量之和，m3/s；Q其它除采掘硐室外其它需风量总和，m3/s；K矿井通风系数，同上。（1）回采工作面需风量Q采=Q采+Q准式中：Q采回采工作面实际需要的风量，m3/min；Q准准备工作面的风量，m3/min，按回采工作面实际需要风量的50%考虑。回采工作面实际需要的风量，按瓦斯涌出量和工作面的气温、风速与人数等分别进行计算，取最大值。按瓦斯涌出量（井下抽采后）计算（9.9）式中：采煤工作面实际需要的风量，m3/min； 采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，m3/min；其中：（取21盘区抽采后工作面最大值瓦斯涌出量）：23.845%10.71m3/min 工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.2。经计算21盘区回采工作面需风量约为21.42m3/s。按工作面温度计算Q采VSK式中：Q采工作面供风量，m3/s；V工作面适宜风速，依据煤矿通风能力核定办法回采工作面温度与风速的对应关系详见表9-3，取1. 0 m/s；表9-3 回采工作面温度与风速的对应关系表回采工作面空气温度（）采煤工作面风速（m/s）200长度调整系数（K）1.01.01.31.31.5 Q采1.0201.0=20m3/s按人数计算 （9.10）式中：4每人每分钟供给的风量不得小于4m3；工作面同时工作的最多人数，取40人。 Q采=440=160m3/min=2.7m3/s按工作面最大过风断面校核 Q采42080m3/s Q采0.258020m3/s可见，瓦斯涌出量是工作面供风量的主要影响因素，因此设计回采工作面配风量取33m3/s，其中工作面21.42m3/s，准备工作面配风量取10.71m3/s。则Q采21.42+10.7133m3/s。（2）掘进工作面需风量矿井投产时，共布置2个综掘工作面。Q掘Q综 （9.11）式中：Q综综掘工作面实际需要的风量，m3/min。掘进工作面实际需要的风量，分别按瓦斯涌出量、局部通风机实际吸入风量、人数和风速等分别计算，并取其中最大值。 按瓦斯涌出量（井下抽采后）计算 Q综100q掘Kd/60=10 m3/s式中：q掘煤巷掘进工作面平均绝对涌出量，m3/min；Kd掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.5。 按局部通风机吸风量计算 Q综QfIi+15S/60 （煤巷）（9.12） 式中：Qf掘进工作面局部通风机实际吸风量，m3/s；I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台；S局部通风机至掘进工作面回风口之间巷道的净断面积，m2。 Q综（顺槽）（300+1515.05）/608.76m3/s 按人数计算 Q掘4Nj （9.13）式中：4每人每分钟供给的风量不得小于4m3；Nj工作面同时工作的最多人数，取15人。 Q掘415=60m3/min=1.0m3/s经上述计算，确定综掘面配风量为10m3/s，满足局部通风机所处巷道最低风速满足煤巷不低于0.25m/s。 Q掘21020m3/s。（3）硐室需风量回风立井服务范围内需独立通风的硐室有21采区变电所，充电维修站，上部车场绞车房共3处。符合安全规程有关要求，配风量各取3m3/s。（4）其它地点风量其它地点存在需独立供风时，其需风量按（1）（5）需风量之和的5%计算。Q其它（33+40+15+9）5%5m3/s（5）矿井总风量Q总=（33+20+9+5）1.2122.4m3/s，取整为123m3/s。综上所述，设计确定矿井总风量为123m3/s。9.4 矿井通风系统和风量分配9.4.1 矿井通风系统（一）通风方法选择通风方法可分为压入式、抽出式和抽压混合式。开采煤层属于高瓦斯煤层，2号煤层埋藏深度不大，结合开拓部署综合分析后，设计推荐采用机械抽出式通风方法。（二）通风方式选择本井田走向长3km、倾斜宽2.53km，面积8km2，井田面积不大；根据矿井设计生产能力、开拓部署和盘区划分特点，为满足各盘区的通风和安全出口的需要，全矿井设计采用中央并列式通风，可以满足通风要求。（三）通风系统矿井投产时，布置一个盘区，共3个井筒，即主斜井、副斜井和回风立井，其中：由主斜井和副立井进风，回风立井为回风。按照一般煤矿生产经验，工作面通风系统采用U型后退式通风，此形式在我国使用比较普遍，其优点是结构简单，巷道维修量小，工作面漏风小，风流稳定，易于管理。本矿井进行采空区瓦斯抽采解决上隅角瓦斯。9.4.2 矿井风量分配投产时，按井下各工作用风地点进行分配，余者风量为漏风和其它风量，各使用地点用风量详见表9-5。表9-5 投产时风量分配表用风类别用 风 地 点配风量（m3/s）采煤回采工作面22准备工作面11小 计33掘进综掘工作面220小 计40硐室采区变电所3上部车场绞车房3充电维修站3小 计9其它瓦斯抽采模块巷道15其它地点5小 计102合 计 （矿井通风系数取1.2）123 各井筒风量详见表9-6。表9-6 各井筒风量分配表名 称倾角（）宽度/直径（m）断面（m2）风速（m/s）通风量（m3/s）主斜井235.013.34.8965副斜井224.511.15.2358回风立井905.019.66.281239.5 负压及等积孔9.5.1 负压计算 本矿井通风阻力包括井巷摩擦阻力、井巷局部阻力和自然风压3部分。（一）井巷摩擦阻力 井巷摩擦阻力按下式计算： （9.14）式中：hm井巷摩擦阻力，Pa； 井巷摩擦阻力系数； P井巷净周长，m； L井巷长度，m； S井巷净断面积，m2； Q井巷中通过的风量，m3/s。（二）井巷局部阻力 井巷局部通风阻力取摩擦阻力的10%。（三）自然风压 矿井通风阻力应计自然风压对矿井通风阻力的影响。自然风压按经验公式（“科马洛夫”公式）计算如下：（9.15）式中：P0大气压力，101000Pa； H矿井开采深度，300m； R矿井空气常数，取287J/（kgK）； T1进风侧平均温度，取（273+8.9）K； T2回风侧平均温度，取（273+23）K。 经计算，回风立井自然风压取180Pa。（四）矿井通风总阻力 矿井通风阻力为井巷摩擦阻力、局部阻力与自然风压之和。 经计算，回风立井：容易时期负压为660Pa，困难时期负压为1982Pa。矿井通风负压计算详见表9-7和9-8。表9-7 风立井容易时期通风阻力计算表段号巷道名称支护方式巷道长度L（m）净断面S（m2）净周长P（m）风阻系数（N.S2/m4）104风阻R（ku）风量Q（m3/s）负压h摩MmH2O风速V（m/s）1-2主斜井锚网喷/混凝土42616.815.71300.001833685657.75 3.87 2-3行人巷锚网索9013.515.01200.000658436652.78 4.81 4-5运输石门锚网索57713.515.01250.0043971966518.58 4.81 5-6运输大巷锚网喷+索41017.517.01250.001625656656.87 3.71 6-7胶带运输机顺槽锚网索117015.115.31350.00701908223.40 1.46 7-8回采工作面液压支架19019.918.43500.001552674220.75 1.11 8-9回风顺槽锚网索124014.015.01350.009150875224.43 1.57 9-10回风大巷锚网喷+索30015.816.01000.00121694212318.41 7.78 10-11回风立井钢筋砼25019.615.71900.00099043312314.98 6.28 小计77.95 自然风压Pa-180局部阻力按10%考虑7.80合计mm H2O85.75Pa660.35表9-8 回风立井困难时期通风阻力计算表段号巷道名称支护方式巷道长度L（m）净断面S（m2）净周长P（m）风阻系数（N.S2/m4）104风阻R（ku）风