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张家峁一矿
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设计题目：张家峁一矿开采设计张家峁一矿开采设计 专 业：采矿工程 本 科 生：? （签名）（签名）指导老师：? （签名）（签名）摘摘 要要 本次设计的张家峁一号井田位于陕北黄土高原与毛乌素沙漠的接壤地带，地处我国西部内陆，是典型的中温带半干旱大陆性气候。井田地貌类型可分为风沙滩地区和黄土丘陵沟壑区。井田东西长约 10.0km，南北宽约 5.7km，面积 52.1532 km2。井田属于近浅埋煤层，埋深为 300 米左右，倾角为 1 3 。井田内无断层及岩浆岩，地质构造简单，煤层属于罗系延安组，瓦斯含量低。 该井田内可采煤层有 4 层，分别为 3-1、4-2、4-3和 5-2，地质资源储量为 718.05Mt，根据设计规范要求及计算确定本煤田的设计可采储量为 495.13Mt，井型定为 5.00Mt/a，服务年限为 76.17a。根据煤层的赋存条件，及其开采条件，本次设计可选方案有两个，方案一是常家沟水库斜井开拓，方案二是井田东部火烧区斜井开拓，经过经济技术比较设计采用方案一。矿井采用斜井多水平开拓，采用盘区式划分，分为三个盘区，一井一面，工作面长为 400 米，采用长壁后退式全部跨落法综合机械化采煤方法开采全矿资源，主要运输采用胶带输送机运输，辅助运输采用无轨胶轮车，胶带作为主提升运输设备，将煤从井底运出地面，实现地面到井底的连续运输，从而实现运输系统简单化。井下通风方式选择抽出式通风，并采用中央并列式通风系统。 关键词：关键词：斜井多水平开拓；400 米工作面；5.00Mt/a；中央并列式通风 Subject ： The mining design of Zhang Jiamao number one coal mineSpecialty : Name : （Signature）_Instructor ： （Signature）_ Abstract The design of Zhang Jianmao Number One coal mine is located in the Loess Plateau and Ida Mu Us desert border zone, located in Chinas western inland,it is typical of the temperate semi-arid continental climate. The coal seam is about 10.0km and the coal seam inclination is 5.7km, then its area about 52.1532 km2. This coal mine belongs seam and its depth of around 300 meters,which has an inclination of 1 3 . There are no faults and magmatic rocks in the mine field, it is simple geological structure.The coal mine belongs Jurassic Yanan group and has low gas content. Coal layer has four layers within the coal,including 3-1,4-2,4-3 and 5-2, respectively,geological reserves of 718.05Mt, according to the design specifications and calculations to determine the design of the recoverable reserves of coal to 495.13Mt.The coal type is 5.00Mt / a and the service life is 76.17a. According seam occurrence conditions and mining conditions, this design has two options, one is often Ravine Reservoir inclined program development, program two fire zones are inclined to explore the eastern border, through economic and technical design uses a comparison Option One. Inclined to explore the use of multi-level mine, using disk-zone division is divided into three panels, one side of the well, face length of 400 meters, using longwall retreating across all falling for full mechanized mining methods and mineral resources exploitation , the main transport belt conveyor transport using auxiliary transport using trackless rubber tire vehicle, tape as the main lift transport equipment, coal shipped out of the ground from the bottom, to achieve continuous transport ground to the bottom of the transport system in order to achieve simplification. This coal mine selects the underground ventilation exhaust ventilation and uses parallel central ventilation system. Key words: Inclined to develop multi-level; 400 meters face; 5.00Mt / a; central parallel ventilation 前前 言言 毕业设计是本科学习阶段一次非常难得的理论与实际相结合的机会，通过这次完整的井田开拓设计以及理论知识的学习与实际设计的结合，培养了我综合运用专业知识解决实际工程问题的能力；同时也提高我查阅文献资料、设计手册和设计规范的能力。通过对整体的掌控，对局部的取舍，以及对细节的斟酌处理，都使我得到了锻炼。这正是我们做毕业设计的目的所在。 虽然毕业设计内容繁多，过程繁琐，但我却获益匪浅。各种设备选型，各种灾害的防治方式，我都是随着设计的不断深入而不断熟悉并掌握。通过和老师的沟通交流更使我从经济的角度对设计有了新的认识，也对自己提出了新的要求。本次毕业设计让我了解专业知识的同时也对本专业的发展前景充满信心。当然也会看到自己的不足，可这些不足正是我们去更好的研究，更好的创造的最大动力，只有发现问题才有可能解决问题，不足和遗憾会更好的鞭策我前行。今后我的学习中我会倍加关注新技术，新设备，新工艺的出现，并争取尽快的掌握这些先进的知识，更好的为祖国的四化服务。 由于本人设计水平及设计时间的限制，设计中的缺点和错误在所难免，恳请老师给予批评和指正。 目目 录录 第一章第一章 井田概况及其地质特征井田概况及其地质特征 1 1.1 井田概况 1 1.1.1 位置与交通 1 1.1.2 地形地貌 2 1.1.3 气象及水文情况 3 1.1.4 矿区总体规划及井田开发现状 4 1.2 地质特征 8 1.2.1 地层 8 1.2.2 地质构造 8 1.3 煤层 10 1.3.1 煤层及煤质 10 1.3.2 煤质特征及工业用途 13 1.3.3 井田水文地质条件 17 1.4 井田勘探类型及勘探程度评价 20 第二章第二章 井田开拓井田开拓 23 2.1 井田境界及储量 23 2.1.1 井田境界 23 2.1.2 矿井资源/储量估算 24 2.1.3 安全煤柱 27 2.2 矿井设计生产能力及服务年限 27 2.2.2 矿井设计生产能力及矿井服务年限矿井设计生产能力及矿井服务年限 27 2.3 井田开拓 29 2.3.1 影响开拓方式的主要因素 29 2.3.2 井田开拓主要技术原则 29 2.3.3 井田开拓方案的选择 30 2.3.4 煤层分组及水平划分 33 2.3.5 大巷布置 34 2.3.6 盘区划分及开采顺序 34 2.3.7 “三下”采煤及村庄搬迁 35 2.4 井筒 35 2.4.1 井筒用途、布置及装备 35 2.4.2 井壁结构 37 2.5 井底车场及硐室 38 2.5.1 井底车场 38 2.5.2 井底车场硐室 38 第三章第三章 运输及设备运输及设备 40 3.1 大巷运输方式选择 40 3.1.1 运输方式 40 3.1.2 运输系统 40 3.1.3 主要运输巷 41 3.2 运输设备选型 42 3.2.1 煤炭运输设备 42 3.2.2 辅助运输设备 45 第四章第四章 盘区布置及装备盘区布置及装备 50 4.1 盘区布置 50 4.1.1 达到设计生产能力时的盘区数目及位置 50 4.1.2 煤层开采顺序 50 4.1.3 盘区巷道布置 51 4.1.4 盘区生产系统 51 4.2 采煤方法 52 4.2.1 采煤方法及回采工艺 52 4.2.2 工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型 55 4.2.3 回采工作面支护及顶板管理 58 4.2.4 工作面回采方向与超前关系 59 4.2.5 回采工作面参数的确定 60 4.2.6 工作面和盘区回采率 61 4.2.7 回采工作面生产能力 62 4.3 巷道掘进 63 4.3.1 巷道断面及支护形式 63 4.3.2 巷道掘进进度指标 64 4.3.3 掘进工作面个数 65 4.4 技术经济指标分析 65 第五章第五章 通风与安全通风与安全 67 5.1 概况 67 5.1.1 瓦斯 67 5.1.2 煤尘 67 5.1.3 煤的自燃倾向性 67 5.2 矿井通风 68 5.2.1 通风方式和通风系统 68 5.2.2 风井数目、位置、服务范围及服务时间 68 5.2.3 矿井风量、负压和等积孔计算 68 5.2.4 通风设施、防止漏风和降低风阻的措施 77 5.3 通风设备 79 5.3.1 设计依据 79 5.3.2 通风机风量、风压计算 80 5.3.3 设备选型 80 5.3.4 附属设施 82 5.4 灾害预防及安全装备 83 5.4.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 83 5.4.2 预防井下火灾的措施 84 5.4.3 井下水灾预防 87 5.4.4 片帮冒顶事故预防 89 5.5 井下安全避险“六大系统” 89 5.5.1 矿井监测监控系统 89 5.5.2 井下人员定位系统 90 5.5.3 井下紧急避险系统 90 5.5.4 井下压风自救系统 92 5.5.5 矿井供水施救系统 92 5.5.6 矿井通信联络系统 92 第六章第六章 矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型 94 6.1 提升设备 94 6.1.1 概述 94 6.1.2 主运输设备选型 94 6.2 排水设备 94 6.2.1 设计依据 95 6.2.2 设备选型 95 6.3 压缩空气设备选型 98 6.3.1 设计依据 98 6.3.2 设备选型 98 第七章第七章 环境保护环境保护 101 7.1 环境现状及地面保护物概述 101 7.1.1 自然环境及环境质量现状 101 7.2 主要污染源及污染物 103 7.3 资源开发对生态环境影响与评价 103 7.3.1 生态环境现状 104 7.3.2 社会环境概况 105 7.3.3 设计采用的环境保护标准 106 7.4 环境保护措施 107 7.4.1 项目建设期环境保护措施 107 7.4.2 煤尘（烟尘）防治 108 7.4.3 噪声防治 109 7.4.4 污废水防治 109 7.4.5 绿化 110 7.5 资源综合利用 111 7.5.1 井田内其它有益矿产及利用 111 7.5.2 煤矸石综合利用 111 第八章第八章 建井工期建井工期 112 8.1 移交标准 112 8.1.1 矿井设计移交标准 112 8.1.2 施工准备的内容与进度 112 8.1.3 井巷工程施工进度指标 113 8.1.4 井巷主要连锁工程 113 8.1.5 三类工程的施工顺序和施工组织的基本原则 114 8.2 井巷工程量 114 8.3 建井工期 115 第九章第九章 矿井技术经济矿井技术经济 116 9.1 劳动定员和劳动生产率 116 9.1.1 劳动定员 116 9.2 建设投资概算 120 9.2.1 投资范围 120 9.2.2 编制依据 120 9.2.3 定额（指标） 121 9.2.4 流动资金估算 122 9.2.5 概算总资金 122 9.3 财务评价 122 9.3.1 成本费用估算 122 9.3.2 销售收入估算 125 9.3.3 财务分析 125 9.4 矿井主要技术经济指标 127 致致 谢谢 131 参考文献参考文献 132 1 第一章 井田概况及其地质特征 1.1 井田概况 1.1.1 位置与交通 张家峁井田位于陕西省榆林市神木县北部，井田距神木县约 36km。行政区划隶属神木县麻家塔乡及店塔乡管辖。井田地理坐标位于东经 110 1621110 2332，北纬 38 57 3839 01 37之间。 井田东西长约 10.0km， 南北宽约 5.7km， 面积 52.1532 km2。 井田所在的榆林地区交通便利，先后建成了包(头)神(木)、神(木)朔(山西朔州)、西(安)包(头)铁路神(木)延(安)段等三条铁路。 神朔铁路是为开发神府、东胜煤田而修建的运煤专线铁路，主要承担神木、东胜矿区煤炭外运任务。1999 年进行了电气改造，运输能力为 30Mt/a。新规划的神府矿区南区四井田铁路运煤专线已开始修建，预计各矿井建设完工时即可投入运营。其中红柠铁路2006 年开工建设，预计 2009 年 9 月投入使用，运输能力为 44Mt/a。神延铁路已于 2001年 11 月建成通车，为本矿区的南通道。陕西省已形成“两纵两横”的高等级公路骨架，公路总里程 19821km。其中，等级公路 5580km。航空基础设施发展迅速，榆林机场有支线飞机可飞往西安、太原等地。如省道府（谷）新（街）二级公路沿考考乌素沟从矿区中部通过；省道包（头）神（木）榆（林）S204 二级公路沿矿区东部边缘以南北向通过； 210 国道西（安）包（头）公路从矿区西侧约 60km 处通过。包括县乡级道路在内，矿区周围公路交通已基本形成“米”字型公路网。可北达包头，南达西安，西经绥德至宁夏银川一带，向东经府谷过黄河通达晋北各地。矿区公路交通十分便利。本区煤炭具有从包西铁路南下，经西候铁路、西康铁路、陇海铁路、西宁铁路、太中铁路外运的运输条件，同时也具有经神黄铁路东运的条件。 西安东胜段高速公路已建成通车，是陕西 “米”字型公路网络一部分。府谷县、神木县至东胜的公路干线（府新公路）经井田北部而过，并在东胜和 210 国道高速路相连；井田南经榆林、延安可达西安，北可达东胜、包头；东经府谷县可达山西诸县，公路交通状况良好，煤炭外运有充分保障。 2 张家峁井田至周边各主要城市及铁路站点距离：张家峁神木县城 36km；张家峁神木北站（店塔）15km；张家峁府谷：93km；张家峁榆林市 164km。矿井交通位置见图 1.1.1。 图 1.1.1 矿井交通位置图 1.1.2 地形地貌 井田位于陕北黄土高原与毛乌素沙漠的接壤地带。井田地形总的趋势为西南、西北高，中东部低，海拔高程最高 1319.70m（单家阿包三角点） ，最低海拔高程 1088.00m（常家沟河谷处） 。一般在 11501260m。 井田地貌类型可分为风沙滩地区和黄土丘陵沟壑区。井田西南角为风沙滩地区，地表被松散沙层覆盖，地势相对比较平坦，矮丘状固定沙丘和垄崗状半固定沙丘呈波状起伏。近年来植被恢复速度较快，主要有人工种植草地、荒草地、少量沙棘、沙柳等。 除上述风沙滩地地貌外，区内其余地区属黄土丘陵沟壑区，地形支离破碎，沟壑纵 3 横，坎陡沟深，梁峁相间，沟谷陡峻狭窄，地表侵蚀强烈。第四系中更新统黄土广布，一般厚度 50100m。现代地貌形态主要以地表迳流侵蚀为主，返耕还林政策实施以后，植被恢复很快，水土流失得到初步控制。基岩裸露于沟谷两侧，沟坡和山顶固定、半固定沙丘、沙坡、平沙地屡见不鲜。 1.1.3 气象及水文情况 1.1.3.1 气象 本区地处我国西部内陆，为典型的中温带半干旱大陆性气候。气候特点为：冬季寒冷，春季多风，夏季炎热，秋季凉爽，四季冷热多变，昼夜温差悬殊，干旱少雨，蒸发量大，降雨多集中在七、八、九月份。全年霜冻期较长，初霜冻期为九月中下旬，十月初冻结，次年四月解冻。 据榆林市神木县气象站多年累积气象资料分析，主要气象参数如下： 极端最高气温 38.9 极端最低气温 -29.7 近年平均气温 8.8 多年平均降雨量 436.6mm 近年最大降雨量 553.1mm 日最大降雨 135.2mm(1977 年 8 月 1 日) 枯水年降雨量 108.6mm(1965 年) 多年平均蒸发量 1774.1mm 多年平均绝对湿度 7.6mbar 平均风速 2.2m/s 极端最大风速 25m/s(1970 年 7 月 18 日) 最大冻土深度 146cm(1968 年) 1.1.3.2 井田内水系 (1) 考考乌素沟（河流） 发源于神木县中鸡乡一带，位于井田北部，自西流向东南，汇于窟野河，河宽 1020m，为一条较大的常年性流水河。河谷呈“U”字型，属侵蚀型谷地。河床宽缓，河漫滩 4 及一级阶地发育。一级阶地最宽大于 100m。河谷两旁支沟发育，井田内属于考考乌素沟水系南部的支沟自西向东有：四门沟、李家梁沟、雷家沟、院家梁沟、张家峁东沟、贺地山沟、赵苍峁沟；北部的支沟自西向东有：张家沟、前喇嘛寺沟、捣不赖沟、缸房沟等。 (2) 常家沟(河流) 常家沟河由乌兰不拉沟泉和老来沟溪汇合而成，源于井田南部区内，延伸达 7km，自西向东流入窟野河。河谷呈“V”字型，属侵蚀型谷地。河床宽 210m，河漫滩及一级阶地均不发育，一级阶地最宽约 100m。河谷两旁冲沟发育，属于该河流域的大支沟自西向东依次为：乌兰不拉沟、郭家也沟、乔家圪劳沟、水塔沟、大进沟。 据 131 队 1989 年 4 月1990 年 3 月陈家塔村站观测资料，该沟流量 3.25635L/s，一般 60120L/s。流量因季节而异，变化幅度较大，夏季流量较小且多洪峰，冬季流量比较稳定，一般每年三月底至四月初因冰雪融化而流量稍有增加，七、八月因降雨集中，往往出现山洪，致使农田被淹，交通受阻。 1.1.3.3 水库 常家沟水库位于井田内东南部，建于乌兰不拉河与老来河的交汇处，是神木县目前最大的蓄水水库。汇水面积 44km2，水库最大容量 1200 万 m3，供下游三万亩农田灌溉和人畜饮用， 同时该水库亦承担华能公司自备电厂供水任务。 水坝为土质结构， 坝高 46.7m，长 250m， 坝面宽 10m， 坝底及周围岩石为延安组第三段极弱含水层段。 库底被泥沙淤积，库底标高 1111.74m。 洪峰期最高水位 1127.74m， 枯水期水位标高 1121.74m， 蓄水量 154299 万 m3。 1.1.4 矿区总体规划及井田开发现状 1.1.4.1 矿区总体规划 2004 年 7 月，陕西煤业集团委托中煤国际工程集团北京华宇工程有限公司编制了神府矿区南区总体规划。 陕北侏罗纪煤田神木北部详查勘探区位于陕北侏罗纪煤田之北部，位于陕西省榆林市神木县北部， 属大柳塔、 孙家岔、 中鸡、 麻家塔乡辖区， 地理坐标， 东经 1100511026北纬 38523927之间。东以悖牛川、窟野河为界，北达陕蒙边界，西以 60、32、54 5 号孔连线为界， 南以麻家塔沟与 60 号孔连线为界。 详查勘探区南北长 64km， 东西宽 8.525km，面积 1267km2。神府矿区南区属陕北侏罗纪煤田神木北部详查区的一部分，位于神木北部详查区之南部，行政区划隶属神木县孙家岔、店塔、麻家塔管辖。矿区范围：北至朱盖塔井田，南以神木北详查区南界为界，东至窟野河及其上游乌兰木伦河，西以神木北部详查区西界为界。规划区南北长约 32km，东西宽约 19km，面积约 625.67km2。 根据陕西省神府矿区南区总体规划 ，张家峁井田北以 137、134 号钻孔连线与孙家岔井田相邻，东以乌兰木伦河、5-2号煤层火烧边界为界，南以坐标点（x=4314673，y=37437000）与坐标点 （x=4314870，y=37446030）连线与红柳林井田相邻，西以 144、198 号钻孔连线与柠条塔井田为界。井田南北长约 17.2km，东西宽约 10.4km，面积145.6km2。 1.1.4.2 矿区开发现状 神府矿区南区有生产煤矿 44 处，大多为乡镇小煤矿，主要分布在考考乌素沟两侧及乌兰木伦河西侧，生产规模一般为 0. 030.15Mt/a 左右。 龙华煤矿、大哈拉煤矿位于原孙家岔精查勘探区内，龙华煤矿隶属于神木县煤焦电有限责任公司，设计生产能力 0.60Mt/a，井田面积 5.86km2，保有储量 11.04Mt；大哈拉煤矿隶属于陕北矿业管理局，设计生产能力 0.30Mt/a，井田面积 3.32km2，保有储量9.66Mt。 乡镇及个体小煤矿多采用斜井，开采煤层露头、火烧残留煤、河滩出露煤，多数开采 3-1煤。小煤矿开采技术条件简单，生产设备简陋，多为人工打眼放炮，房柱式开采。 1.1.4.3 井田内小煤矿情况 本次设计张家峁矿权范围（52.1532km2）内尚无小煤矿开采，井田北部分布众多地方个体或联办煤矿，主要开采 5-2和 4-2煤层。小煤矿开采有如下特点： (1) 多为平硐房柱式开采，预留煤柱支护。顶板稳定(岩性多为粉砂岩)，局部有小规模垮落，但在垮落之前可沿裂面人工放落。因此，未发生过因大规模顶板冒落灾害事故。 (2) 小煤矿多位于侵蚀基准面之上，多呈疏干状态，一般无需排水设备，个别位于侵蚀基准面之上的煤矿，洞内潮湿，局部低洼处虽有积水但水量较小。 (3) 各煤矿均属无瓦斯矿井，已往井内所有小煤矿均未发生瓦斯及煤尘爆炸事故。 但是，近年来，与张家峁井田西部相邻的柠条塔井田，发生了 H2S 中毒事故，井田东部的 6 新民矿区发生了 CO 中毒事故和顶板冒落致死矿工灾害事故，未来煤矿生产中应引以为戒。 (4)小煤矿主要位于考考乌素沟附近，少量矿井河水通过冲积层渗入矿坑，需水泵抽水疏排，暴雨季节，洪水易冲决护提，溃入矿坑，甚至使煤矿废弃。 (5)生产设备简陋，多采用人工打眼放炮，小型拖拉机运输，电灯照明，无通风设备，或有通风设备而从不启用。 1.1.4.4 区域经济概况 (1) 农作物与畜牧业 张家峁井田地处陕西北端的神木县，区内民风淳朴，热情好客，社会风气良好。土地贫瘠，农作物有谷子、糜子、大豆等，经济作物有葵花籽、海红果及少量花生等。畜牧业以羊、牛、猪为主。 (2) 矿产 本区主要矿产为煤，具有埋藏较浅、地质构造简单、煤质优良、易开采之特点。是动力、气化、液化、化工、建材等理想用煤。 其它矿产少量，位于煤系底部的石英砂岩二氧化硅含量在 97%以上，是良好的玻璃工业原料，由于埋藏较深，目前尚无开采利用价值。 (3 ) 经济发展概况 自改革开放以来，尤其是从八十年代煤炭资源开发以后，矿区经济、社会面貌发生了较大的变化，经济建设出现了新的局面。随着神府矿区的开发和神朔、神包铁路的建成通车，特别是神府矿区的开发及神府经济开发区锦界工业园的建设，煤炭已成为当地国民经济的第一大产业支柱，也成为陕北榆林能源重化工基地建设的核心产业。神木是中国新型煤都，工业以煤炭为龙头，按照煤电、煤化工和载能三个方向转化，形成了煤炭、电力、煤化工、载能、建材等五大支柱产业。煤炭产业是神木工业的龙头。县境内煤炭产量达到 86Mt，其中地方 33Mt，是全国产煤第一大县。 近几年来，全县国民生产总值呈直线增长之势，经济发展速度年均超过 25%，2005年，全县国内生产总值 80 亿元，财政收入 19.8 亿元，其中地方财政收入 6.7 亿元，跻身于西部百强县行列。在 2005 年公布的西部竞争力百强县评比中，神木位居第 15 位，全国第 188 位。 7 1.1.4.5 供电条件 为满足张家峁矿井的用电，榆林供电局在矿井东北方向约 3km 处新建神木张家峁110kV 变电所，内设 2 台变压器，型号为 SSZ10-31500/110，容量均为 31.5MVA，电压等级为110/35kV， 其一回110kV电源引自神木北郊110kV变电所， 输电线路为LGJ-300/8km；另一回 110kV 电源引自神恒源电厂，输电线路为 LGJ-300/15km，110kV 为双母线接线，35kV 及 10kV 为单母线分段接线，35kV 规划 6 回出线，本期上 3 回，给张家峁矿 2 个间隔。该站现已投运。因此，矿井供电电源可靠。 1.1.4.6 供水条件 第四系风沙滩地区的松散含水层， 在低洼处可形成富水地段， 据 N355 号孔抽水资料，单位涌水量为 1.637L/s m。C35 号孔对喇嘛寺附近的河谷区冲、洪积层进行了抽水试验，单位涌水量为 0.405L/s，出露在此层的 q08 号泉，流量 14.5L/s，可在上述第四系松散层潜水的富水地段凿井取水。 其他地表水如常家沟水库、考考乌素沟、窟野河等经蓄水净化即可作为矿井临时性供水水源。利用地表水将与下游农田灌溉发生矛盾，河水流量变化较大且携带大量沙。因此，需筑坝截流，储水调节。 矿井井下正常涌水量 4080m3/d，经处理后水质达到井下消防和洒水水质标准，可作为井下消防洒水水源和地面生产系统补充水。 1.1.4.7 通讯条件 神木县各乡镇已实现了电话程控化，全部进入国际、国内自动传输网，济银、西呼两条国家一级干线光缆交叉经过榆林，已开通了数字微波线路和 GSM 移动通信工程， 移动通讯覆盖全区，达到国内先进水平。为煤矿建设提供了良好的通讯保障。 1.1.4.8 土地征用及迁村情况 张家峁矿井工业场地位于塔峁村和七俱牛村之间的荒坡地段，用地基本为荒坡地，仅占用很少耕地，占用土地以补充耕地的方式获得。其它建设项目用地包括风井场地、排矸场地，占地均为山地和荒地，土地征用容易。本次设计张家峁全井田内受开采沉陷影响的一盘区内有 10 个自然村，共 223 户，894 人。涉及村庄全部搬迁。 8 1.2 地质特征 1.2.1 地层 张家峁井田内地表大部分为第四系风成沙及黄土所覆盖，基岩多出露于较大的沟谷之中，依据地表出露和钻孔揭露，地层由老到新有：中生界三迭系上统延长组；侏罗系中统延安组、直罗组；新生界新近系、第四系，现由老到新叙述如表 1.2.1 所示。 1.2.2 地质构造 1.2.2.1 矿区构造 依据 鄂尔多斯盆地聚煤规律及煤炭资源评价(中国煤田地质总局著)国家类地质科研成果，矿区位于东胜靖边单斜构造的陕北斜坡之上。 三迭纪以前，整个鄂尔多斯盆地为华北地台的一部分，地层结构、岩性、岩相与华北地台一致。 中石炭世时，随着频繁的海进和海退，沉积了石炭二迭系海陆交互相煤系地层。至三迭纪中晚期，包括本区在内的晋陕蒙宁地区才逐渐与华北地台分离解体，形成了独立的内陆盆地鄂尔多斯盆地。 晚三迭世瓦窑堡期，随着短暂的下沉，出现了区域上的第二次聚煤作用，在盆地中部的子长县一带形成了瓦窑堡煤系沉积。受印支运动影响，盆地隆起，再次遭受剥蚀，随后又开始了缓慢的沉降。 中侏罗世，在起伏不平的三迭系剥蚀面上沉积了侏罗系中统延安组煤系地层，第三次煤炭聚积形成。 神府矿区北部的大柳塔镇，发育有近东西向和北西南东向的正断层并延伸到新民矿区北部宽。断层倾向或南或北，断距最大可达 70m 左右。 1.2.2.2 井田构造 本井田内先期开采地段以南地层西倾，井田北部及考考乌素沟以北地层急剧北倾，同时伴有宽缓起伏。地层倾角小于 3 ，一般倾角 12 。各期次地质勘探工作均未见到断层及岩浆岩，故属构造简单一类区。 9 表表 1.2.1 陕北侏罗纪煤田神府矿区南陕北侏罗纪煤田神府矿区南区地层一览表区地层一览表 地层 岩性特征 厚度 (m) 分布 范围 界 系 统 组 新 生 界 全新统 (Q4) (Q4eol) (Q4al) 以现代风积沙为主， 主要为中细沙及亚沙土 060 基本全区分布 上更新统 (Q3) 马兰组 (Q3m) 灰黄灰褐色亚沙土及粉沙，均质、疏松、大孔隙度。 030 零星分布 萨拉乌苏组 (Q3s) 灰黄褐黑色粉细沙、亚沙土、砂质粘土，底部有砾石。 0160 零星分布 中更新统 (Q2) 离石组 (Q2L) 浅棕黄色黄褐色亚粘土、古土壤层、钙质结核层，底部有砾石层。 20165 基本全区分布 近系 上新统 (N2) 保德组 (N2b) 棕红色紫红色粘土或砂质粘土， 夹钙质结核层，含脊椎动物化石。 0110 基本全区分布 罗系 中统 （J2） 直罗组 (J2z) 紫杂泥岩、砂质泥岩、砂岩，底部有时有砂砾岩。 70134 局部分布 延安组 (J2y) 浅灰深灰色砂岩及泥岩、砂质泥岩，含多层可采煤层，是盆地的主要含煤地层 150280 全区分布 下统 (J1) 富县组 (J1f) 紫红、灰紫、灰绿色砂质泥岩为主，夹黑色泥岩、薄煤线 035 全区分布厚度不稳定 叠系 上统 (T3) 延长组 (T3y) 以灰白灰绿色巨厚层状细中粒长石石英砂岩为主， 夹灰黑蓝灰色泥岩、砂质泥岩，含薄煤线。 88200 矿区东南部沟谷出露 10 1.3 煤层 1.3.1 煤层及煤质 1.3.1.1 可采煤层 井田可采和局部可采煤层共有 4 层，分别为 3-1、4-2、4-3和 5-2号煤层，分述如下： （1）3-1煤层 位于延安组第三段顶部， 井田内埋藏深度 0.00m107.87m， 底板标高 11131163m，煤层厚度 2.343.10m，平均厚度 2.82m。 厚度变化幅度小，一般不含夹矸，结构简单。局部地段顶部或底部含有一层夹矸，夹矸岩性为深灰色泥岩或粉砂岩。直接顶板以粉砂岩为主，其次为泥质岩、中粒砂岩、细粒砂岩；底板岩性以粉砂岩和泥岩为主，次为细粒砂岩。为沉积稳定的局部可采中厚煤层。可采面积 22.994km2。井田东部遭受自燃及剥蚀，平面自燃宽度 0.004400m。该煤层与 4-2 煤层平均间距 34.35m。详见 3-1煤层分布范围及等厚线图 1.3.1。 图 1.3.1 3-1号煤层分布范围及等厚线图 （2）4-2煤层 位于延安组第二段顶部，井田内埋藏深度 0.00263.13m，底板标高 10751155m， 11 煤层厚度 1.804.15m，平均厚度 3.44m。 厚度变化幅度较大。煤层结构较复杂，含夹矸 03 层，一般 23 层，夹矸岩性多为粉砂岩，少数为炭质泥岩。顶板岩性多为细粒砂岩、粉砂岩，次为泥岩；底板岩性以粉砂岩为主， 其次为泥岩及粉砂岩。 为基本全区可采薄中厚煤层， 可采面积 39.994km2。详见 4-2煤层分布范围及等厚线图 1.3.2。 图 1.3.2 4-2号煤层分布范围及等厚线图 与 4-3煤间距 22.5545.15m，平均间距 16.75m，东部大面积自燃，平面自燃宽度 0.001100m。 （3）4-3煤层 位于延安组第二段中下部， 井田内埋藏深度49.60184.17m， 底板标高10421118m，煤层厚度 0.101.20m，平均厚度 0.79m，极差 1.10m，标准差 0.23，说明该煤层在全井田范围内沉积不稳定。 详见 4-3煤层分布范围及等厚线图 1.3.3。 可采范围内厚度变化幅度仅有 0.40m，结构简单，顶底板岩性多为水平层理特别发育的泥岩或粉砂岩。 可采区分布于井田中部，属大部可采的薄煤层，可采面积 38.581km2，与 5-2煤层间距 28.2754.13m，平均间距 35.14m。平面自燃宽度较小，一般不超过 100m。 （4）5-2煤层 位于延安组第一段中部或上部，井田内埋藏深度 0.00220.89m，底板标高 1004 12 1080m，煤层厚度 2.477.35m，平均厚度 5.66m，极差 1.80，标准差 1.61，说明该煤层厚度变化较大。属沉积稳定的全区可采中厚厚煤层详见 5-2煤层分布范围及等厚线图1.3.4。 图 1.3.3 4-3号煤层分布范围及等厚线图 图 1.3.4 5-2号煤层分布范围及等厚线图 区内由西向东呈分岔状， 。5-2煤层结构简单，大多数见煤点不含夹矸，部分煤层底部 13 含 1 层夹矸，夹矸厚度一般为 0.100.20m。直接顶板以粉砂岩和砂质泥岩为主，其次为中粒砂岩和细粒砂岩。 底板以粉砂岩为主， 次为泥岩。 平面自燃宽度较大， 一般在 200.002000m 之间。 井田可采煤层及其特征详见表 1.3.1。 表表 1.3.1 井田可采煤层特征井田可采煤层特征 1.3.2 煤质特征及工业用途 1.3.2.1 煤的化学性质 1工业分析 (1) 分析基水份(Mad)、全水份(Mt) 本区各煤层原煤水份(Mad)平均含量变化范围为 8.377.10%，变化范围不大。各层煤相比较，水份含量变化规律明显，基本上是由上至下水份含量逐渐减少。浮煤分析基水份一般也有所降低。综合平均值在 7.645.72%之间。 (2) 原煤灰分(Ad)产率 3-1号煤层：灰分产率在 2.7016.16%之间，平均值 6.19%，属特低灰分煤，是张家峁井田灰分产率最低的煤层； 4-2号煤层：灰分产率在 3.4015.82%之间，平均值 7.10%。属特低灰分煤； 4-3号煤层：灰分产率在 2.4630.67%之间，平均值 13.92%，属低灰分煤级别，为勘查区灰分最高、变化最大的煤层； 5-2号煤层：灰分产率在 3.0111.41%之间，综合平均值为 6.09%，属特低灰分级别煤层 编号 煤层厚度(m) 最小最大 平均 煤层结构 煤层间距 （m） 最小最大 平均 可采程度 3-1 2.343.10 2.82 结构简单，一般不含夹矸。 局部可采 23.1047.41 4-2 1.804.15 3.44 结构较复杂，含夹矸 23 层。 34.35 大部可采 22.5545.15 4-3 0.101.20 0.79 结构简单，一般不含夹矸。 31.31 大部可采 28.2754.63 5-2 2.477.35 5.66 结构简单，一般不含夹矸，个别含 12 层夹矸。 35.1 全区可采 14 煤层。 各煤层经 1.40 比重液冼选后，均属特低灰分煤层。 (3) 浮煤挥发分产率(Vdaf) 区内各层煤原煤干燥无灰基挥发分综合平均值处 33.8538.89%之间， 浮煤干燥无灰基挥发分综合平均值处于 33.7238.34%之间。 3-1、4-2、4-3、5-2煤层分别为 36.48%、34.66%、 33.72%和 34.44%，属中高挥发份煤层。 (4) 煤中硫分(St.d) 井田内各煤层原煤全硫含量(St.d)平均值处于 0.27%0.39%之间，变化幅度很小，均属特低硫煤级别。 各煤层经 1.4g/cm3 的密度液洗选后， 浮煤硫分均有不同程度的降低， 其值在 0.22%0.30%之间。 各煤层原煤各种形态硫以有机硫及硫化铁硫为主， 综合平均值分别为 0.140.22%及0.050.14%；硫酸盐硫含量极少，仅为 0.0050.03%。 浮煤各种形态硫以有机硫为主，综合平均值为 0.150.24%，硫酸盐硫及硫化铁硫含量极微，分别为 0.0050.02%及 0.030.05%。 3煤灰成分及煤灰熔融性(ST) 井田内各层煤中无机矿物质含量特点是硅铝酸盐矿物含量较高， 其次为碳酸盐矿物，硫化物含量最低。各煤层煤灰中碱性氧化物（Fe2O3+ CaO+MgO+K2O+Na2O）含量为11.0347.23%， 4-3煤层含量最低；酸性氧化物（SiO2+Al2O3+TiO2）为 41.2484.3%，4-3 煤层含量最高。碱性氧化物中氧化钾和氧化钠含量分别为 0.191.15%及 0.050.71%。 各层煤煤灰软化温度(ST)平均值在 11841283之间。其中：3-1、4-3、5-2煤层属较低软化温度灰，4-2煤层属中等软化温度灰。 1.3.2.2 工艺性能 1煤的粘结性及结焦性 各主要煤层粘结指数(GRI)为零或接近于零，焦渣特征绝大部分为 2 或 3，显微煤岩成分中丝质成分含量为 50.162.9%，这些指标表明井田内各层煤均不具备粘结性，结焦性亦很差。 15 2发热量 各层煤原煤干燥基高位发热量(Qgr.d)平均值在 28.5332.25MJ/kg 之间； 浮煤发热量较原煤有所增加，在 31.6832.99 MJ/kg 之间。 依据 GB/T15224.7-2004煤炭质量分级发热量分级标准，井田内 4-3号煤层属高热值煤，其余煤层均属特高热值煤。 3煤的气化指标 各煤层在 850时，煤对 CO2还原率综合平均值为 10.9618.64%，活性值偏小；在950时，对 CO2还原率综合平均值为 35.5549.95%，活性值仍达不到工业气化用煤的要求( 值超过 60%)。随着温度升高， 值迅速增大。当温度升至 1100时，各煤层对CO2 还原率综合平均值为 75.65%（4-2煤）94.23%（3-1煤） ，均可做为气化用煤。 4低温干馏 焦油产率(Tar.ad)：各煤层焦油产率在 3.2012.50%之间，综合平均值为 7.56%10.43%，属富油煤。 半焦产率(CR.ad)：各煤层在 65.0088.70%之间，综合平均值为 68.21%74.59%。 1.3.2.3 煤的风化及氧化 1煤的风化 井田内各煤层埋藏浅，地层倾角平缓，煤系与第三系、第四系直接接触或者裸露。各煤层在露头处均已自燃或风化。煤层风化后，物理性质及化学性质发生了较大的变化，呈土状或者粉沫状，丧失了原来的工业用途。由于井田内地形高差悬殊，冲刷剥蚀作用强烈，风化煤基本无法保存，仅 3-1煤层在井田东南部（由 ZH31、ZH58 号等钻孔所控制的小面积）有保留。 2煤的氧化 露头处煤层遭受氧化后，光泽变暗，裂隙发育，易破碎呈菱形体碎快。但这些外观特征的变化，仅限于露头处不足 10m 的范围内。 各煤层部分钻孔、井田内所施工的探槽煤样、小煤矿煤样中也略有反映。煤芯样化学分析中，也出现少量次生腐植酸，靠近煤层自燃边界及露头线的腐植酸含量较高，在0.511.2%之间，一般 25%，向深部含量降低，一般为零或 0.52%。说明井田内煤变质阶段低，埋藏较浅，易受氧化。 16 1.3.2.4 煤类及煤的工业用途 1煤类 根据中国煤炭分类国家标准 （GB5751-86） ，以表征煤化程度的浮煤干燥无灰基挥发份（Vdaf）产率和粘结指数（GRI）确定煤类。 3-1煤层：大部分为长焰煤（CY41） ，少数点为不粘煤（BN31） 。 4-2号煤层以不粘煤（BN31）为主，其次为长焰煤（CY41） 。 4-3煤层：基本上全为长焰煤（CY41） ，个别点为不粘煤（BN31） 。 5-2号煤层：全为长焰煤（CY41） 。 2工业用途 区内各层煤为特低灰低灰，特低硫、特低低磷，特高热值高热值的长焰煤及不粘煤。根据不同工业用途对煤的质量要求及各层煤煤质特点和工艺性能指标，综合分析，确定井田内各层煤均为优质的工业动力用煤。 各层煤气化指标中，其 a 值在 1100时，大部分超过 80%， ，故井田内可采煤层均能用于气化用煤。 各层煤焦油产率（Td）均大于 7%，属富油煤，亦可作为低温干馏用煤。 煤中砷含量小于 8ppm，是食品工业优质用煤。另外，由于本区各层煤在灰分、硫分、磷分等方面均具有的独特优点，其它用途方面用煤必须经过工业实验后另行评定。 1.3.2.5 其它有益矿产 根据井田勘探地质资料，井田内有益矿产主要有：煤层、煤层顶底板及夹矸中的锗（Ge） 、镓（Ga） 、铀（U） 、钍（Th） 、钒（V）等微量元素以及局部地段煤层因风化或自燃烘考变质所产生的腐植酸煤。 根据测试结果资料，井田内各煤层中的 Ge、Ga、U、Th、V 含量较低，均未达到工业矿床要求的 20、30、300、1000PPm 最低品位。煤层顶、底板及夹矸中的 Ge、U 含量均未达到工业矿床所要求的 20、300PPm 最低品位，部分夹矸样品中的镓（Ga）含量值在 3045PPm 之间，达到工业品位，但其分布范围小，厚度薄，无开采利用价值。 井田东部地段，主要指煤层直接被第四纪松散层覆盖且地形上不易被流水冲刷的狭小地段或煤层部分自燃地段，煤层遭受风化或自燃烘烤变质，次生腐植酸含量达到工业品位 （20%） ， 最高达 48.7%。 由于分布面积极小 （走向长不超过 50m， 宽度不超过 20m） ， 17 无工业开采价值。 综上所述，本井田范围内煤层及其顶底板中无可供工业利用的有益矿产。 1.3.3 井田水文地质条件 张家峁井田位于神府矿区的南部，处于矿区水文地质分区的过渡地带，具有上述矿区三种不同的水文地质分区特征。 以昌城、郭山任圪塔至常家沟水库一线为界。西南为风沙滩地区，东北为黄土梁峁丘陵区，河谷区位于井田中部的考考乌素沟和南部的常家沟沟谷地段。因此，本井田水文地质条件既符合区域水文地质的一般规律，又具有其特殊性。 含（隔）水层段的划分 1.松散层孔隙含水层 （1）第四系全新统冲、洪积层（Q4al+pl）中等富水性含水层。 （2）第四系上更新统萨拉乌苏组（Q3s）强富水性含水层 （3）第四系中、上更新统（Q2L）黄土层弱富水性含水层 2.新近系上新统保德组（N2b）红土隔水层 主要分布于黄土梁峁丘陵区，零星出露于沟谷两侧，厚 037.30m。为棕红色粘土和砂质亚粘土，夹有多层钙质结核，均一致密，可塑性强，是补充勘探内良好的不稳定隔水层。 在局部地段，底部常有厚度 12m 的褐黄、紫灰色砂砾石层，砾径 0.515cm，一般 23cm，分选性、磨圆度均较差，半固结，当上部粘土层缺失时，则直接与黄土层或松散沙层接触，在地形低洼处含水。 1.3.3.1 地下水的补给、迳流及排泄条件 1地下水的补给 井田属半干旱大陆性气候，蒸发量大，降雨量少，且多集中于 79 月。每当大雨或暴雨来临，霎时间河水骤涨，洪流滚滚。降水结束后，流量则迅速减少。因此，地表水受季节和降雨量所控制。考考乌素沟河流量变化大，常家沟河流因上游常家沟水库的调节作用，流量相对稳定。 井田内潜水主要接受大气降水补给，西南部风沙滩地还接受一定量的凝结水补给。 18 据有关资料，在 79 月，由于沙漠区独特的地貌条件和高达 28.8的昼夜温差，凝结水补给量可达 127.94m3/d km2。河谷区潜水在枯水期补给地表水，洪水期接受地表水补给，另外还接受农田灌溉水的渗入补给和沿岸基岩水的侧向补给。 2地下水的迳流 潜水迳流方向，主要受古地形及地貌条件控制，具有多向性，总的趋势是从地下水分水岭地带向周围的沟谷区运移，泉点的分布就说明了这个规律。基岩承压水顺层面或裂隙由高到低缓慢运动。 3地下水的排泄 地下水沿裂隙或顺层面运动时，在被沟谷切割地段以泉的形式排泄，或通过透水“天窗”以越流形式补给上部含水层。承压水因受隔水层和地形的影响，具有多层性，深部迳流迟缓，基本处于滞流状态。 1.3.3.2 水文地质勘探类型 井田内地质构造简单，岩层平缓，断裂不发育，大气降水为地下水的主要补给来源，煤系地层富水性极其微弱，钻孔单位涌水量小于 0.01L/s m。 西南部风沙滩地的松散含水层和烧变岩局部地段的富水性较好，但都在侵蚀基准面以上，易于疏排。故井田的水文地质勘探类型应根据不同分区内的水文地质单元划分为不同的水文地质勘探类型。即：风沙滩地划为一类一型，以孔隙含水层为主的水文地质条件简单的矿床；其它地段则划为二类一型，即以裂隙含水层为主的水文地质条件简单矿床。 1.3.3.3 充水因素分析 1充水水源 （1）生产小煤矿充水因素 井田范围内无小煤矿开采。 （2）大气降水因素 多年来平均降水量 436.60mm，且集中在 79 月份，约占全年降水量的 70%左右，历年最大月降水量 135.20mm。根据相邻生产矿井调查资料，生产矿井涌水量随季节不同而变化，故降水量为矿井充水的间接水源。 （3）地表水充水因素 19 区内地表水体主要为常家沟河水（长年流水） 。另外，个别地段由于 3-1 煤层上覆基岩很薄，煤层开采后，所产生的顶板冒落带高度大于基岩厚度，导水裂隙必将导通地表水体，造成煤矿涌水、溃沙危害。 （4）地下水充水因素 本井田煤系地层上覆基岩厚度小于导水裂隙带高度，基岩裂隙水将成为煤系裂隙承压水的直接充水水源；部分地段松散层具有基岩类似特征，松散层潜水亦可成为矿井直接充水水源。 2充水通道 本井田矿坑充水通道主要是煤层开采形成的冒落、冒裂裂隙，其次为原生结构裂隙。 3充水量预测 （1）在侵蚀基准面之下开采的煤层 3-1、4-2、4-3和 5-2号煤层，除具有上述的各项充水因素外，因上覆风沙滩地潜水和常家沟水库水的存在和导水裂隙的影响，会使 3-1、4-2、4-3和 5-2号煤层矿坑涌水多元化，最显著的特点是涌水量加大和充水因素复杂化。所以，未来矿井开采时应有充分准备，加强防范力度。 1.3.3.4 矿井涌水量预计 矿井涌水量计算是在分析各主采煤层储存条件，含水层充水因素，水文地质特征的基础上， 通过调查同一煤层生产矿井涌水量， 选用水文地质条件类同的矿井， 利用“大井”法、降水入渗法、水文地质比拟法进行计算。以“大井法”计算结果为准，其它计算方法作为参考。正常涌水量取较小值，最大涌水量取较大值。 根据张家峁井田勘探地质报告的矿井涌水量计算，本矿井先期开采地段正常涌水量156.87m3/h，最大涌水量 157.44 m3/h。 1.3.3.5 瓦斯 井田补充勘探利用解吸法采集各煤层瓦斯样品 14 个。其中： 3-1号煤层 4 个，4-3号煤层 4 个，5-2号煤层 6 个。 经测试， 区内各可采煤层属瓦斯逸散带。 煤中自然瓦斯成分中， 氮气 （N2） 高达 75.62100%，二氧化碳（CO2）仅占 023.24%，甲烷（CH4）为零或微量。根据规范 ，井田内瓦斯成分分带划归为“二氧化碳氮气带”。 20 测试结果表明，煤层解吸瓦斯含量均为零或微量，测试结果与以往相同，H2S、CO气体未检出，钻探施工时无 H2S 气体逸出。自然瓦斯成份以氮气为主，二氧化碳少量或微量，甲烷微量或零。瓦斯分带仍然属二氧化碳氮气带。 1.3.3.6 煤尘 本井田补充勘探各煤层共采集煤尘爆炸性实验样 21 个， 实验结果表明区内各可采煤层均有煤尘爆炸危险，未来在矿山开采中应予以足够重视。 1.3.3.7 煤的自燃倾向 可采煤层在钻孔中共采集样品 55 个，均进行了煤的自燃倾向测定。并按“煤的自燃倾向等级分类”标准，对各可采煤层自燃倾向进行分类。 根据测定结果，各煤层均属自然发火和有可能自然发火的煤层，不同的是自然发火的难易程度有所差异。4-2、4-3和 5-2号煤层煤层易自然发火的样品数较多，3-1煤层虽不具或很少具易自然发火的特征，但因井田内各层煤煤类大部分为长焰煤，变质程度低，故仍具有很大的自然发火可能。 综上所述，井田内各可采煤层均有可能自然发火，在生产中应引起足够重视。选择合理的开采和通风方法，以防止煤的自燃。同时，在煤炭的堆放中，特别是 3-1 号煤层和粉碎后粒度较小的煤堆放时，应采取相应的技术和管理措施，诸如在煤堆装入风筒散热，或在煤堆上喷洒石灰乳减少对太阳热能的吸收等。 1.4 井田勘探类型及勘探程度评价 19831986 年，185 队进行神木北部矿区普查和局部详查，工作面积达 1267.70km2，同时进行了 1/2.5 万航片填图。 陕西省煤田地质局物探测量队应用磁法勘探初步圈定了各煤层火烧边界。 1987 年 10 月提交了 陕北侏罗纪煤田神木北部矿区详查地质报告 ， 1988年 6 月，全国矿产储量委员会以全储决字1988166 号文件批准通过。在本井田范围内有钻孔 27 个，工程量 7116.73m。 19851991 年，185 队进行柠条塔露天煤矿勘探工作，提交了陕北侏罗纪煤田神木北部矿区柠条塔露天区精查地质报告 ， 1991 年 12 月 10 日， 陕西省矿产储量委员会以陕储决字199121 号文件批准通过。在本井田范围内钻孔 37 个，工程量 6726.50m。 21 19891990 年，陕西省煤田地质局 131 队进行原张家峁井田精查地质勘探，提交了陕北侏罗纪煤田神木北部矿区张家峁井田精查地质报告 。 1990 年 12 月 11 日， 陕西省矿产储量委员会以陕储决字199015 号文件批准通过。本井田均为推断的和预测的资源量，在该区的钻孔全部为控制煤层自燃边境孔，共计 14 个，钻探进尺 1446m。 2006 年 9 月，131 队在本井田范围内施工井筒检查钻孔 4 个，钻探工程量 482.42m；常规地球物理测井 447.00m，声速测井 447.00m；抽水试验 6 层次，采集岩土样 112 组，采集水样 4 组。 依据以往勘探工作程度，补充勘探所选用的勘探手段有：控制测量及工程测量、水文地质图检测、煤田钻探、地球物理测井、采样测试与化验。 所施工的钻孔中特级孔 16 个，甲级孔 15 个，特、甲级孔率达 100%。见可采煤层112 层次。其中：合格煤层 42 层次，优质煤层 70 层次，煤层优质合格率达 100%。 各钻孔均进行了煤田地球物理测井，共解释煤层 146 层次，解释可采煤层 112 层次，质量达“优”级。各钻孔按设计要求进行了工程地质测井，测井质量全部达“甲级”标准。 1查明了区内的地层层序、岩性、沉积特征及分布范围； 2查明了区内地层产状和构造形态； 3查明了区内可采煤层层数、层位、结构、可采范围及各煤层变化规律； 4查明了区内主要可采煤层露头位置及其氧化程度； 5查明和基本查明了区内主要可采煤层自燃边界，各煤层自燃边界线摆动幅度基本控制在 75m150m 之间； 6查明了各煤层煤质特征、变化规律和工艺性能，并对其工业用途和综合利用方向做出了准确评价； 7查明了延安组、新近系、第四系的水文地质条件；直接与间接充水含水层以及直接充水层与可采煤层之间的岩性、厚度、富水性变化和隔水层的隔水性能；地表水与地下水的水力联系及地下水的补给、径流、排泄条件； 8划分了井田内水文单元，评价了矿井充水因素，采用三种方法预算了先期开采地段涌水量，为矿井建设提供了多种水文地质参数；并指出煤系地层含水微弱，若无较大的裂隙，不会给采煤造成危协和带来灾害； 9查明了各主要可采煤层的瓦斯成分、含量及分带情况。经测试分析，先期开采地 22 段未发现 H2S 和 CO 气体。依据现有资料分析，未来先期开采地段煤层开采时不会发生中毒事故。但是，煤层的自燃，受自然因素影响所控制，有害气体是否产生，在今后的煤炭生产中还须加强监测； 10查明了区内各煤层顶、底板工程地质特征，煤自燃倾向和尘爆炸性； 11初步查明了井田恒温带深度、温度、地温梯度及变化情况； 12依据区内工程地质、环境地质特点，论述了煤矿开采后所引起的环境地质问题，预测了煤层开采后所引起地质环境改变的可能性和地质灾害的形成机理；并提供了环境治理、预防建设性预案； 陕西省陕北侏罗纪煤田神府矿区南区张家峁井田补充勘探地质报告已通过国土资源部矿产资源储量评审中心评审并在国土资源部备案。根据评审意见，井田补充勘探工作达到了规范规定的勘探程度要求，报告可以作为矿井设计的地质依据。 23 第二章 井田开拓 2.1 井田境界及储量 2.1.1 井田境界 2.1.1.1 国家主管部门对张家峁井田范围的批复 1国家发展和改革委员会批复的矿区总体规划中的张家峁井田境界 根据国家发展和改革委员会文件（发改能源20061621 号）所批复的陕西省神府矿区南区总体规划 ，张家峁井田北以 137、134 号钻孔连线与孙家岔井田相邻，东以乌兰木伦河、5-2号煤层火烧边界为界，南以坐标点（x=4314673，y=37437000）与坐标点 （x=4314870，y=37446030）连线与红柳林井田相邻，西以 144、198 号钻孔连线与柠条塔井田为界。井田南北长约 17.2km，东西宽约 10.4km，面积 145.6km2。井田境界拐点坐标见表 2.1.1。 表表 2.1.1 矿区总体规划张家峁井田境界拐点坐标表矿区总体规划张家峁井田境界拐点坐标表 拐点 编号 坐标（m） 拐点编号 坐标（m） 纬距(X) 经距(Y) 纬距(X) 经距(Y) 1 4314870 37446030 8 4324800 37447320 2 4316900 37444120 9 4326690 37448220 3 4319300 37447350 10 4332083 37445477 4 4321780 37445200 11 4327484 37435949 5 4323210 37445800 12 325300 37437080 6 4324110 37444880 13 4314673 37437000 7 4323780 37447700 2国土资源部关于矿业权设置方案批复的张家峁井田境界 根据国土资函2006659 号文关于陕西省神府新民、榆神、榆横、渭北煤炭国家规划矿区矿业权设置方案的批复 ，以考考乌素沟为界，将考考乌素沟以北区域（包括海湾井田和张家沟区）合并为张家峁北区整合区设置采矿权，将考考乌素沟以南区域（包括 24 14 个小煤矿） 并入张家峁井田设置采矿权。 即张家峁井田地理坐标位于东经 110 16 21110 2332，北纬 38 574539 0326之间。东与新民区隔窟野河相望；南与红柳林井田、西与柠条塔井田、北与张家峁北区相邻。井田东西最大宽度 11.00km，南北最大长度 9.50km，矿权面积 83.96km2。 上述两个批复文件的张家峁井田范围虽然不同，但国土资源部2006659 号文是经与国家发改委协商后的意见，应为国家主管部门对张家峁井田范围批复的最终意见。 2.1.1.2 张家峁井田范围内地方、乡镇煤矿分布情况 在国土资函2006659 号文所批复的张家峁井田范围内，根据陕西省煤田地质局一三一队提供的陕西省陕北侏罗纪煤田神府矿区（南区）张家峁井田地质报告资料，已取得生产许可证的现合法生产小煤矿共有 14 个。小煤矿开采方式多为斜井房柱式开采，预留煤柱支护，生产设备简陋，采用人工打眼放炮，小型拖拉机运输，电灯照明，无通风设备或有通风设备而从不启用，生产规模为年产 315 万吨。 设计建议在国土资函2006659 号文所批复的张家峁井田范围基础上，将井田内 14个小煤矿开采区域做为地方小煤矿资源整合区，按照陕西省人民政府关于矿产资源整合工作的实施意见 （陕政发200639 号）组织实施。并结合陕西省国土资源厅关于陕西煤业集团有限责任公司张家峁煤矿采矿权申请范围内矿权调查情况补充说明的函（陕国土资矿采便字2009第 32 号） ，将井田南部的吃开沟煤矿与本井田重叠部分划出。 调整后的张家峁的井田范围：北以小煤矿开采边界为界，南与红柳林矿相邻，东为煤层露头，西与柠条塔接壤。井田东西长约 10.0km，南北宽约 5.7km，井田面积为52.1532km2。 2.1.2 矿井资源/储量估算 2.1.2.1 矿井地质资源量 1估算煤层及其范围 参与矿井资源量估算的煤层共计 4 层。分别为 3-1、4-2、4-3和 5-2号煤层；估算范围根据陕国土资矿采划200431 号及陕国土资矿采便字2009第 32 号文划定的张家峁井田范围（52.1532km2）或勘探工程控制下的煤层可采边界、剥蚀边界、煤层自燃为界。 2工业指标 25 本井田煤炭资源丰富，地层倾角小于 3 ，一般倾角 12 ，煤类以不粘煤和长焰煤为主，主要作动力用煤和化工用煤，地处非缺煤地区。根据我国的能源政策和煤炭资源状况，按目前煤矿开采的技术经济条件，结合煤、泥炭地质勘探规范的要求，井田内各煤层的一般性工业指标如下： 最低可采厚度为 0.80m； 各煤层最高灰分17.0MJ/kg。 3资源量估算方法 本井田各煤层为近水平煤层，构造简单，各煤层厚度变化小，规律性明显，以稳定煤层型为主。故本次采用水平投影面积、地质块段法进行资源量估算。 4煤层视密度 3-1号煤层视密度值为 1.29；4-2号和 5-2号煤层视密度值为 1.32；4-3号煤层视密度值为 1.33。 5资源/储量估算结果 张家峁井田（52.1532km2）4 层煤层总资源量估算为 718.05Mt。根据现行煤炭工业矿井设计规范，矿井地质资源量为勘探地质报告提供的查明煤炭资源的全部，包括探明的内蕴经济的资源量（331）219.00Mt、控制的内蕴经济的资源量（332）153.38Mt、推断的内蕴经济的资源量（333）386.78Mt。则全井田地质资源量为 718.05Mt。矿井地质资源量汇总表 2.1.3。 表表 2.1.3 矿井地质资源量汇总表单位矿井地质资源量汇总表单位:Mt 范 围 煤层 资 源 量 331 332 333 合计 3-1 35.95 16.48 29.50 81.93 4-2 56.78 43.00 80.87 180.65 4-3 13.52 34.85 48.37 5-2 146.04 79.53 181.53 407.10 合计 219.00 153.38 315.92 718.05 2.1.2.2 矿井资源/储量评价和分类 张家峁井田可采和局部可采煤层共有 4 层，分别为 3-1、4-2、4-3和 5-2号煤层。本设计根据各煤层的工业指标及其工业利用价值，按照固体矿产资源/储量分类 26 （GB/T17766-1999）标准的要求，从技术、经济效益等方面进行了综合分析研究与评价。此外，根据国家环境保护总局关于陕西煤业集团有限责任公司韩城矿务局张家峁矿井新建工程环境影响报告书的批复 （环审2006106 号） ，“一些沟谷切割较深地带，如 3-1煤层采取保水弃煤措施，不予开采”。 2.1.2.3 矿井工业资源/储量 地质资源量中探明的资源量 331 和控制的资源量 332， 经分类得出的经济的基础储量111b 和 122b、边际经济的基础储量 2M11 和 2M22，连同地质资源量中推断的资源量 333的大部分，归类为矿井工业资源/储量。即扣除了 331、332 储量中的次边际经济的资源量 2S11、2S22。 矿井工业资源/储量111b122b2M112M22333k 式中 k 为推断的资源量 333 的可信度系数，根据本井田地质构造及各可采煤层赋存情况，设计取 0.9。 经计算，矿井工业资源/储量为 686.70Mt。 2.1.2.4 矿井设计资源/储量 矿井工业资源/储量减去设计计算的断层煤柱、河流煤柱、井田境界煤柱和地面建筑物、构筑物等永久保护煤柱损失量后的资源/储量为矿井设计资源/储量。经计算，本井田去除井田境界、常家沟水库、乌兰不拉沟（3-1煤） 、煤层露头等永久保护煤柱后，矿井设计资源/储量为 613.70Mt。 2.1.2.5 矿井设计可采储量 矿井设计可采储量为矿井设计资源/储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率。即： 矿井设计可采储量矿井设计资源/储量工业场地和主要井巷煤柱煤量开采损失。 采区回采率：根据设计布置，3-1、4-2和 5-2号煤层采区回采率为 80%，4-3号煤层采区回采率为 85%。 经计算，矿井设计可采储量为 495.13Mt。 27 2.1.3 安全煤柱 张家峁全井田内受开采沉陷影响的一盘区内有多个自然村。 为方便回采工作面布置、提高资源回收率，设计对比较分散的村庄均按搬迁考虑。对处于常家沟水库及煤层火烧区附近的村庄全部扩大保护煤柱进行保护。设计井下留设的保安煤柱主要有：井田边界煤柱、常家沟水库保护煤柱、煤层露头防水煤柱、3-1煤乌兰不拉沟煤柱、风井场地以及主要大巷保护煤柱。 1井田边界煤柱、主要大巷保护煤柱 井田境界煤柱宽度取 20m；煤层大巷两侧煤柱宽度各留 40m。 2常家沟水库及风井场地保护煤柱 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 （2000 年出版） ，常家沟水库及风井场地按 I 级保护级别维护。即：风井场地周围围护带宽度取 20m；常家沟水库周围围护带宽度以最大库容量水面线外推 20m 计算。 本井田煤层为近水平煤层，围护带下伏各煤层按表土层移动角 =45，基岩层移动角 75 ，计算保护煤柱范围。矿井生产时应实测常家沟水库实际的保护范围，并对保安煤柱进行相应调整。 本井田各煤层露头处均分布一定范围的烧变岩，当其位于低洼处，并有一定的补给水源时，可形成富水地段，是矿井开采过程中应该注意的重要充水因素，设计均留设了防水煤柱，煤柱宽度暂按 96m 考虑，生产当中可根据实际情况进行适当调整。 2.2 矿井设计生产能力及服务年限 2.2.1 矿井工作制度 根据煤炭工业矿井设计规范第 2.2.3 条规定，以及参考所实习的矿井，矿井设计年工作日为 330d，每天 4 班作业，其中 3 班生产、1 班准备。每天净提升时间为 16h。 2.2.2 矿井设计生产能力及矿井服务年限 矿井生产能力的确定主要考虑了以下因素： 1资源量 本次设计张家峁矿井井田范围面积 52.1532 km2，地质资源量估算为 718.05 Mt，工业资源/储量 686.70Mt，扣除各种煤柱和开采损失后，设计可采储量 495.13Mt。有条件建 28 设 4.00Mt/a 和 5.00Mt/a 以及 6.00Mt/a 设计生产能力的大型矿井。 根据井型和矿井服务年限之间的关系，满足下列等式： TZ/（KA） 式中： T矿井服务年限，a； Z矿井设计可采储量 t； A矿井设计生产能力； K储量备用系数，取 1.3。 按设计规范对矿井服务年限的规定， 本矿井取井型A为4.00Mt/a、 5.00Mt/a和6.00Mt/a时，对应的服务年限 T 分别为 95.21a、76.17a 和 63.47a；但当 A=6.00Mt/a 时其服务年限不满足规范要求。 所以当井型再增大， 即 A6.00Mt/a 时矿井服务年限不能满足规范要求。 在煤炭工业矿井设计规范第 2.2.2 条的明确规定中，根据其矿井设计生产能力所对应的第一开采水平的设计服务年限的规定，当 A=4.00Mt 和 5.00Mt/a 时，第一开采水平的设计服务年限不小于 30 年，根据计算第一水平的设计服务年限均满足要求；但是根据目前煤炭行业发展的趋势，以及国家政策的倾向，应该尽量增大矿井生产能力，打造高产高效的现代化矿井，尽量缩短服务年限。所以本次设计确定矿井设计生产能力为5.00Mt/a，设计按一次设计、连续施工、回采工作面分期投产的模式建设。 2开采技术条件 本井田地质构造及水文地质条件简单，煤层赋存条件好，埋藏浅、瓦斯低，煤层平缓。主采的 4-2、5-2煤层均为中厚及厚煤层，适合采用一次采全高综采工艺开采，工作面生产能力较大。 3煤质及市场条件好 张家峁井田煤质优良，具有“三低一高一富”的特点，即：低灰、低硫、低磷、高发热量、富油煤。煤类以长焰煤为主，次为不粘煤，各煤层煤类单一，是优质的环保型煤和化工原料用煤，目前其深加工的产品在国内、国外市场上供不应求。 4煤炭外运销售条件优越 包 （头） 西 （安） 线已全线铺通， 该线路从井田以东约 9km 处南北向通过； 神 （木） 朔（州）线从井田东北方向的神木北站接轨，向东至朔州并与北同蒲线相连。 29 正在建设的地方公路及拟建的准格尔至神木铁路为本矿井的煤炭外运提供了更加可靠的保证。神府矿区南区运煤专线正在建设当中，设有张家峁装车站，是本矿井煤炭外运的主要通道。 5有先进的经验可以借鉴 邻近的神东矿区被专家称为新世纪的中国“煤都”，依靠科技进步，成功创建了千万吨矿井群、千万吨综采工作面、百人千万吨矿井高产高效新模式，不断实现神东公司高产高效建设的新跨越。同一煤田、相似的开采技术条件，为张家峁建设特大型矿井提供了可以借鉴的经验。 综上所述，确定设计生产能力为 5.0Mt/a，服务年限 76.17 年。 2.3 井田开拓 2.3.1 影响开拓方式的主要因素 1本次设计张家峁井田范围东西长约 10.0km，南北宽约 5.7km，面积 52.1532km2。地质资源量为 718.05Mt，工业资源/储量为 686.70Mt，矿井设计可采储量为 495.13Mt。储量丰富，地质构造简单，区内无大的断裂及褶皱构造，也无岩浆岩侵入。 2井田有可采和局部可采煤层 4 层，分别为 3-1、4-2、4-3和 5-2煤层。 3井田内各可采煤层结构简单，分布范围大小不一，各煤层火烧（侵蚀）边界参差不齐，自东向西呈阶梯状分布。 4地面地形复杂，铁路、公路修筑比较困难，适合工业场地选择范围较少。 5井田北部小煤矿开采区作为地方煤矿整合区由地方政府及煤炭管理部门实施整合。井田开拓应考虑可阻止小煤窑越界开采本矿资源的开拓方式。 2.3.2 井田开拓主要技术原则 1矿井设计生产能力 5.0Mt/a。设计按一次设计、连续施工、回采工作面分期投产的模式建设。 2应用国内外先进设备，提高生产集中化水平，提高工作面单产。 30 3井下开拓巷道布置应根据煤层赋存情况分煤组联合布置，合理加大盘区尺寸，增加工作面推进长度，减少工作面搬家次数，充分发挥采掘设备的生产能力，适应未来发展的需要。 4 井下辅助运输应采用被实践证明设备性能较好， 能够实现连续运输的无轨胶轮车，以减少辅助运输环节的人员及设备，提高运输效率。 2.3.3 井田开拓方案的选择 2.3.3.1 井口及工业场地位置方案 按照上述井田开拓主要技术原则，通过现场勘察，结合井下条件，本次设计工业场地的可选的地方有三处，分别是： （1）常家沟水库场地； （2）井田东部 4-2煤火烧区场地；（3）考考乌素河场地（参考实习单位的工业场地） 。此外，由于矿井的地质条件和煤的赋存条件可选择的井筒形式有两种，分别是： （1）斜井； （2）平硐。 综合以上可选的方案，结合毕业设计指导书和设计手册的要求，由于考考乌素河场地位于矿井的的井田边界之外所以不予选择；另外根据两个的场地的标高和首采煤层的标高之差，若选用平硐开拓，其井筒长度远超于斜井井筒的长度；而且平硐开拓其岩巷掘进量较大及建井工期较长，所以不予选择。故本次设计所选用的工业场地方案是以下两种： 方案一：常家沟水库场地方案。该方案工业场地位于井田中部边界靠进常家沟水库。场地自然标高+1188m 左右。 方案二：井田东部 4-2火烧区场地方案。该方案工业场地位于井田东部边界内侧 4-2火烧区附近，地形为片沙黄土梁峁区，场地自然标高+1198m 左右。 2.3.3.2 井田开拓方案 根据井口和工业场地位置方案，结合煤层赋存条件，提出两个井田开拓方案进行技术经济比较。井田开拓方案平面图见图 2.3.1 和图 2.3.2。 方案一：常家沟水库场地斜井开拓方案 井田采用斜井开拓方式。工业场地布置主斜井，副斜井及回风斜井，其中主斜井和副斜井井口标高均为1188m。结合煤层赋存情况，设计一条主斜井，一条回风斜井和副斜井。首先揭露 4-2号煤层，井底标高为1128m，主斜井装备胶带输送机担负煤炭运输 31 任务；副斜井采用无轨胶轮车担负矸石、人员、设备及材料等辅助运输任务。斜井见煤后沿地方煤矿开采区边界东西向布置各煤组开拓大巷， 并利用大巷直接布置回采工作面。回风井场地、井下主要大巷布置及通风系统同方案一。全井田共划分为三个盘区，采用中央并列式通风系统。 图 2.3.1 井田开拓方案一 图 2.3.2 井田开拓方案二 32 方案二：井田东部 4-2火烧区场地斜井开拓方案 井田采用斜井开拓方式。工业场地布置主、副两条斜井，井口标高为1198m，均落底于 4-2号煤层，井底标高为1132m。其中主斜井胶带输送机担负煤炭运输任务；副斜井采用无轨胶轮车担负矸石、人员、设备及材料等辅助运输任务。回风井场地布置在工业场地内便于井筒的集中管理，场地内布置一条回风斜井，井口标高为1160m，井筒落底于 4-2号煤层，担负矿井回风任务兼安全出口。全井田共划分为两个盘区，盘区划分以主要大巷为盘曲划分线。通风方式采用中央并列式通风系统。 以上二个方案从技术上分析，其优缺点如下： 方案一：常家沟水库场地斜井开拓方案 优点： 1斜井井筒工程量小，不穿火烧区，施工工期短。 2工业场地容易布置，且地势相对开阔，发展余地大，不易受洪涝危害。 3对于一盘区和二盘区的开采限制很少，工作面推进长度合理，减少了工作面搬家次数，充分发挥采掘设备的生产能力，能适应未来发展的需要。 缺点： 1工业场地与矿区铁路线高差较大，不具备铺设铁路专用线的条件，产品煤只能通过胶带机长廊或汽车运至铁路装车站，地面煤炭运输不方便。 2地面交通不方便，进场道路工程量大。 3工业场地需留设一定的保护煤柱。 方案二：井田东部 4-2火烧区场地斜井开拓方案 优点： 1矿井采用斜井开拓，系统简单，管理方便。 2工业场地距矿区铁路较近，煤炭外运方便。 3地面交通方便，进场道路工程量小。 4工业场地由于靠近火烧区和井田边界附近，所以压煤相对少。 缺点： 1两条斜井长度较长，穿过 4-2号煤层火烧区长度较大，增加了施工难度。 2工业场地布置位于井田东部 4-2火烧区，场地布置受到限制，填方量大。 33 对于前期开采一盘区时三角煤较多，不易开采，浪费严重。 由于场地靠近井田东部，巷道掘进较长，后期通风需要风量明显增强。 井田开拓方式技术经济比较见表 2.3.1。 表表 2.3.1 井田开拓方式技术经济比较见表井田开拓方式技术经济比较见表 序号 项 目 名 称 方案一 方案二 1 井筒 特征 井筒名称 主斜井 副斜井 主斜井 副斜井 倾角 10 4 10 4 净断面积(） 11.9 20.1 11.9 20.1 掘进断面积() 表土 27.6 30.4 27.6 30.4 基岩 23.1 25.6 23.1 25.6 净宽(m) 4.0 5.6 4.0 5.6 斜长(m) 346 860 380 946 2 井筒 总长度(m) 1206 1326 总体积（m3） 65703 72242 3 可比部分投资（万） 井筒投资 1447 1591 地面运输 3200 4800 防洪工程 120 180 总计 4767 6571 比较 +0 +1804 通过对方案一和方案二的对比，我们可以得出在相同的开拓方式，但是工业场地的选取不同，由此对于矿井前期的投资，开拓准备时期的工程量，矿井的建井工期都有很大的影响。通过技术经济比较，我们合理的确定选用方案一作为本次设计的开拓方案。 2.3.4 煤层分组及水平划分 本井田主要可采煤层和局部可采煤层 4 层，分别为 3-1、4-2、4-3和 5-2号煤层。其中3-1至 4-2号煤层间距 23.1047.41m，平均 34.35m；4-2至 4-3号煤层间距 22.5545.15m，平均 31.31m；4-3至 5-2号煤层间距 28.2754.13m，平均 35.14m；根据煤层间距，设计将全井田各煤层分为 4 煤组（4-2、4-3号煤）和 5 煤组（5-2号煤）共两个个煤组。其中 3-1 34 煤当保水煤柱处理。 根据本井田煤层赋存特点，煤层倾角平缓，走向和倾向起伏不大，各可采煤层的分布范围不一，设计主、副斜井首先揭露 4-2号煤层，斜井井底标高为1188m，全井田采用两个水平开拓，第一水平水平大巷沿 4-2号煤层布置，随着井下开采的推移，在三煤组布置辅助水平大巷；且第二水平水平大巷沿 5-2号煤层布置。 2.3.5 大巷布置 根据各可采煤层的自然分布情况、煤层顶底板的岩性及煤层硬度，结合井下主、辅运输方式，确定分煤组分别布置开拓巷道，本着多做煤巷、少做岩巷或不做岩巷的原则，井下开拓大巷均分煤组沿主采煤层布置。4 煤组大巷沿 4-2号煤层布置，5 煤组大巷沿 5-2号煤层布置。各煤层大巷之间通过斜巷或煤仓联系。 根据本次设计的矿井开采范围及北部地方小煤矿分布情况，设计斜井见煤后沿地方煤矿开采区边界东西向布置各煤组开拓大巷，并利用分煤组大巷直接布置回采工作面。为安全起见，大巷北侧预留 1 个回采工作面长度的煤柱，以利回收。 根据矿井通风和运输的需要，各煤组大巷布置按 3 条考虑，即 1 条辅助运输大巷、1条胶带输送机大巷和 1 条回风大巷，大巷间距 40m。其中辅助运输大巷和胶带输送机大巷沿煤层底板掘进，回风大巷沿煤层顶板掘进。初期井下大巷布置如下： 主、副斜井到底后，即布置 4-2煤胶带输送机大巷、4-2煤辅助运输大巷和 4-2煤回风大巷，4-2煤回风大巷直接与回风斜井连通，与回风斜井沟通形成回风系统。 2.3.6 盘区划分及开采顺序 根据大巷位置、煤层赋存情况，设计尽量加大盘区尺寸，增加工作面推进长度，减少工作面搬家次数，充分发挥采掘设备的效能，井下共划分 3 个盘区。按照井田开拓主要技术原则，以及初期井巷布置，设计先采一盘区，后采二、三盘区。盘区内工作面采用后退式回采。 35 2.3.7 “三下”采煤及村庄搬迁 2.3.7.1 “三下”采煤 张家峁井田位于陕北黄土高原北部，地貌特征以风积沙丘为主，其次为黄土沟壑梁峁地貌。梁峁区及沙丘区植被覆盖良好，主要以沙柳、沙蒿、柠条、沙打旺等为主。井田范围内大部分区域无人居住或散落零星住户。常家沟水库位于井田内东南部，建于乌兰不拉河与老来河的交汇处，水库蓄水量一般为 225 万 m3，总容量 1200 万 m3。 设计在常家沟水库留设保安煤柱。煤柱边界线是以最大库容量水面线外推 20m，然后再分别计算松散层和基岩宽度。经计算常家沟水库松散层和基岩宽度为 76m，为了保证矿井安全开采，本次常家沟水库保安煤柱预留宽度确定为 96m。矿井生产时应实测水库实际的保护范围，并对保安煤柱进行相应调整。 由于张家峁井田煤层埋藏比较浅，根据各可采煤层导水裂隙带最大高度（包括冒落带高度）计算，开采区内各可采煤层导水裂隙带高度均大于相邻两煤层间的距离，导水裂隙带互相叠加，直达地表，与第四系松散层潜水沟通，组成间接的充水水源。故矿井开采时，不仅要考虑直接充水因素而且还要考虑因导水裂隙带因素影响的充水因素，以防矿井发生矿井突水和溃沙等地质灾害。 2.3.7.2 村庄搬迁 根据煤炭科学研究总院西安分院提交的陕西煤业集团有限责任公司韩城矿务局张家峁煤矿建设工程地质灾害危险性评估报告中对煤层开采后主要受威胁村庄的有关地表变形参数计算结果，所有村庄都为第级损坏，即严重损坏。故矿山建设应采取相应的防治工程措施，并进行适当的维修、拆建或搬迁，确保人民生命财产的安全。 2.4 井筒 2.4.1 井筒用途、布置及装备 矿井移交和达产时共有主斜井、副斜井、回风斜井 3 个井筒，主、副斜井井口均位于矿井工业场地内，便于井筒的集中管理；回风斜井井口位于工业场地的保护煤柱之上。 1主斜井 36 主斜井净宽 4.0m，净断面 11.9m2，倾角 10 ，长度 346m，井筒的坐标为（19557719.80,4036729.18，1188） ，井筒内装备 1 部带宽为 1.4m 胶带输送机担负全矿井煤炭提升任务兼进风。另外敷设一趟消防洒水管、动力电缆及弱电电缆等。井筒断面布置见下图 2.4.1。 2副斜井 副斜井井筒净宽 5.6m，净断面 20.1m2，倾角 4 ，长度 860m，井筒坐标为（19557799.80,4036694.08,1188） ，满足无轨胶轮车的行驶要求，担负矿井辅助运输及进风。井筒断面布置见下图 2.4.2。 图 2.4.1 主斜井井筒断面图 3回风斜井 回风斜井井筒净宽 6.0m，净断面 16.8m2，倾角 20 ，长度 141m。井筒坐标是（19557639.80,4036300.19，1176） ，担负矿井回风任务兼安全出口。行人侧从通风与安全方面考虑，应采取封闭措施。井筒断面布置见下图 2.4.3。 37 图 2.4.2 副斜井井筒断面图 图 2.4.3 回风斜井井筒断面图 2.4.2 井壁结构 根据井筒断面宽度及围岩性质所确定的井壁厚度分别为：主斜井表土段采用混凝土碹支护，支护厚度 350mm，基岩段采用锚、网、喷支护，喷射混凝土厚度为 120mm，铺 38 底混凝土厚度为 100mm；副斜井表土段采用混凝土碹支护，支护厚度为 500mm，基岩段采用锚、网、喷支护，喷射混凝土厚度为 150mm，铺底混凝土厚度为 300mm；回风斜井表土段采用混凝土碹支护，支护厚度 450mm，基岩段采用锚、网、喷支护，喷射混凝土厚度为 150mm。 需要指出的是，本井田地面沟壑纵横，坎陡沟深，地表侵蚀强烈，有疏密不等的短小冲沟，地形条件比较复杂。因此，主、副斜井经过切割较深的沟谷时，其上覆岩层可能很薄，甚至接近地表。 2.5 井底车场及硐室 2.5.1 井底车场 本矿井采用斜井开拓，煤炭由主斜井胶带输送机运至地面，4-2煤大巷胶带与主斜井胶带采用直接搭接方式；设备、材料、人员由无轨胶轮车经副斜井运至井下各盘区；矸石装无轨胶轮车后经副斜井直接运至地面。因此矿井从地面到井下盘区的主运输和辅助运输均实现了连续运输，没有中间环节，故井下不设空、重车线和调车线等巷道，井底车场仅有硐室和联络巷组成。无轨胶轮车在副斜井和辅助运输大巷的会让，可采用胶带输送机大巷与辅助运输大巷之间的联络巷解决，联络巷每 300m 布置一条。 2.5.2 井底车场硐室 矿井井下涌水全部汇集到下部 4-2煤层大巷后集中排出，设计在 4-2煤辅助运输大巷末端布置井底水仓、主排水泵房及变电所，排水管路沿 4-2煤回风大巷敷设，排至副斜井排水沟，再自流到地面水处理站。在斜井井底附近设有胶带搭接硐室、大巷机头变电所、井下爆破材料发放硐室、消防材料库等硐室。 2.5.2.1 水仓 井底水仓布置在 4-2煤辅助运输大巷末端，入口与 4-2 煤辅助运输大巷相连。根据张家峁井田勘探地质报告的矿井涌水量计算，本矿井开采地段正常涌水量 156.87m3/h，最大涌水量 157.44m3/h。为提高矿井排水系统的安全，考虑一定的安全系数，设计采用的 39 矿井正常涌水量为 170m3/h，最大涌水量为 220m3/h。根据煤矿安全规程 ，井底水仓的有效容量应为： Q170 81360m3,设计水仓长度为 370m，净断面积为 9.3m2，有效容量约 1900m3。故设计水仓容量有足够的富裕，大于矿井 8h 的正常涌水量。 2.5.2.2 井底车场硐室支护 根据井底车场硐室布置位置，除井底水仓布置在 4-2煤层底板外，其它位于斜井井底附近的胶带搭接硐室、大巷机头变电所、井下爆破材料发放硐室、消防材料库及主排水泵房、变电所均沿 4-2煤层布置。其断面形状为半圆拱形，支护形式一般采用混凝土砌碹支护，硐室通道则采用锚网喷支护，而且硐室都是一般和回风大巷相连，为了满足其每个硐室必要的风量。保证矿井的安全、高效的生产。井底车场硐室工程见表 2.5.1。 表表 2.5.1 井底车场硐室工程表井底车场硐室工程表 序号 工程名称 煤岩类别 支护方式 1 胶带输送机搭接硐室 煤 钢筋混凝土砌碹 2 4-2 煤大巷机头变电所 煤 混凝土砌碹 3 4-2 煤大巷机头变电所通道 煤 锚网喷 4 消防材料库 岩 锚网喷 5 爆破材料发放硐室及通道 岩 混凝土砌碹 6 主排水泵房及配电室 煤 混凝土砌碹 7 主排水泵房通道 煤 锚网喷 8 水仓 岩 混凝土砌碹 9 水仓通道 煤 锚网喷 40 第三章 运输及设备 3.1 大巷运输方式选择 3.1.1 运输方式 1大巷煤炭运输 胶带运输具有系统简单、自动化程度高、管理方便、运力大、有利于实现矿井高产高效和适应产量变化等特点。本矿井煤炭储量丰富、煤质优良、煤层生产能力大，具有得天独厚的实现高产高效条件。因此，确定煤炭运输采用运输运输方式。 2大巷辅助运输 根据矿井巷道沿煤层掘进，坡度一般 12 ，回采工作面采用大功率采煤机回采，巷道为综掘机及连续采煤机掘进、锚网支护，采掘工作面用人、用料数量少等特点，需要一种方便、灵活快捷的辅助运输方式与之配套。无轨胶轮车运输目前在国内外已广泛使用，尤其对近水平煤层沿煤层布置大巷的矿井来说，是最有效的辅助运输方式。该方式虽然设备一次投资较高，但系统的设置与维护工作量极少，没有中间环节，可实现地面至井下连续运输，为有效利用工时、实现高产高效、快速掘进创造了有利的条件。因此，设计确定井下辅助运输采用无轨胶轮车运输方式。 矿井人员乘无轨胶轮人员运输车通过副斜井可直达井下各工作地点；物料、设备采用多用途无轨胶轮车从地面经副斜井可直接到达井下各个使用地点。 3.1.2 运输系统 1煤炭运输 矿井投产时，4-2煤煤炭运输系统为： 4-2煤回采工作面4-2煤运输顺槽4-2煤运输大巷主斜井地面。 4-2煤掘进工作面出煤，经其配套的运输转载，汇入到 4-2煤运输大巷主煤流系统。 2井下矸石 矿井正常生产期间，矸石尽可能由铲车将其填入井下废弃巷道，也可用无轨胶轮车 41 经副斜井运到地面，排弃到矿井排矸场地。 3材料设备运输 井下所需材料设备，在地面装车后，由无轨胶轮车通过副斜井下井，经 4-2煤辅助运输大巷可直接运送至 4 煤组各使用地点，也可再经 3 煤组辅助运输斜巷、4-2煤辅助运输大巷直接运送至 4 煤组各使用地点，均无需转载。 工作面综采支架搬家，由支架搬运车直接搬运至另一准备工作面，或由支架搬运车将地面检修过的综采支架直接通过副斜井搬运至工作面，也可把工作面的综采支架由支架搬运车通过副斜井运至地面检修。 4人员运输 下井人员可乘坐无轨胶轮车从副斜井下井，经 4-2煤辅助运输大巷、3 煤组辅助运输斜巷、4-2煤辅助运输大巷运送到各工作地点，或由各工作地点经 4-2煤辅助运输大巷、4煤组辅助运输斜巷、4-2煤辅助运输大巷从副斜井至地面。 3.1.3 主要运输巷 井下主要运输巷道有 4-2煤辅助运输大巷、4-2煤运输大巷。 （1）4-2煤辅助运输大巷 4-2煤辅助运输大巷沿 4-2煤层底板掘进。设计断面为矩形，净宽 5800mm，净高3500mm， 净断面积 20.3m2， 掘进断面积 23.7m2。 采用挂网锚喷支护， 锚深 22002600mm，间排距 900 1000mm，喷厚 120mm。为了有效地预防底板软化、底鼓，保证无轨胶轮车正常运行，混凝土铺底厚度 300mm。 （2）4-2煤运输大巷 4-2煤运输大巷沿 4-2煤层底板掘进。设计断面为矩形，净宽 5000mm，净高 3400mm，净断面积 17.0m2，掘进断面积 19.0m2。采用挂网锚喷支护，锚深 22002600mm，间排距 900 1000mm，喷厚 120mm，混凝土铺底厚度 100mm。 42 3.2 运输设备选型 3.2.1 煤炭运输设备 本矿井投产时，井下布置 1 个 4-2煤长壁综采工作面生产，此时原煤的运输顺序为：4-2煤回采工作面4-2煤顺槽可伸缩带式输送机4-2煤大巷带式输送机主斜井带式输送机。 由于工作面生产能力大，大巷运输距离较长，普通带式输送机不能满足要求，因此确定大巷煤炭运输采用钢丝绳芯带式输送机。 3.2.1.1 大巷带式输送机选型计算 带式输送机的选型计算根据带式输送机工程设计规范进行。考虑井下工作面生产能力与峰值煤量、大巷条件、煤流系统的前后期能力协调、主运输设备的配套情况等，经过多方案比选和计算，矿井移交投产时 4-2煤大巷带式输送机主要技术参数如下： 14-2煤大巷带式输送机 4-2煤大巷带式输送机主要技术参数：B=1400mm，Q=2500t/h，V=4.0m/s，=0.1790.879 0.335 1.7 ，L=2900m，带强为 St2500N/mm 的钢丝绳芯阻燃输送带，驱动型式为头部双滚筒三驱动，配 710kW 防爆电动机三台，CST750KS 型可控起/停驱动装置三台（速比 i=24.5714） 。采用头部液压拉紧方式，为 ZLY-02-320 型（防爆）液压绞车自动拉紧装置。 矿井初期生产时仅铺设 L=2250m，运量为 Q=1500t/h 时，驱动型式为头部双滚筒双驱动， 配 710kW 防爆电动机二台,CST750KS 型可控起/停驱动装置二台 （速比 i=24.5714） 。输送带为 St2500N/mm 的钢丝绳芯阻燃输送带 。其它配置均不变。这样可降低带式输送机的投资，施工、安装周期缩短，有利于矿井正常生产。 以下为 4-2煤大巷带式输送机的设计计算： （一）设计依据 矿井生产能力 5.00Mt/a 带式输送机运量 Q=2500t/h 带式输送机带宽 B=1400mm 43 4-2 煤坡度 =1.0320.699 -5.5 0 带式输送机长度 L4000m 煤的松散容重 =950kg/m3 带式输送机工作制度 330d/a 、16h/d （二）带式输送机选型计算 1圆周驱动力的计算 根据带式输送机的实际工作条件及国内设备生产厂家的加工水平，同时考虑到现场的管理水平等因素后，确定采用并计算出如下参数： 托辊运行阻力系数 f0.030 传动滚筒摩擦系数 0.25 带式输送机最大提升速度 V4.0m/s 初选输送带强度 St2500N/mm 每米物料重量 qG173.61kg/m 每米胶带重量 qB67.20kg/m 上托辊每米长转动部分重量 qRO=29.10kg/m 下托辊每米长转动部分重量 qRU=10.85kg/m 系 数 C1.04 主要阻力 Fh293101N 主要特种阻力 Fn16844N 附加特种阻力 Fs11196N 倾斜阻力 Fst64084N 传动滚筒所需圆周驱动力 Fu Fh+Fn+Fs+FSt 385228N 2电动机功率 带式输送机稳定运行时传动滚筒所需运行功率： PAFu V/10001541Kw 带式输送机驱动电动机功率： PMPA/11929.87Kw 44 式中：1驱动系统正功率运行时的传动效率。1=0.7985 为此，选择 3 台 710kW、 YBPT400-4 电动机。 3输送带张力计算 带式输送机采用头部双滚筒传动，功率配比 1：1。根据输送机的布置形式确定第一传动滚筒的围包角 1190 ，第二传动滚筒围包角 2190 。设 FA1、FA2 分别为第一和第二传动滚筒圆周力，F1、F1-2 和 F2 分别为第一和第二传动滚筒处的输送带绕入点和绕出点的张力，F3、F4 分别为尾轮处的输送带张力，FA 为起动状态传动滚筒圆周力。其中 FA=FU KA KA 为启动系数 ，取值 KA=1.20 第一传动单元滚筒上圆周力 FA1= KA 2/3FA 308183N 第二传动单元滚筒上圆周力 FA2= KA 1/3FA 154092N 设第二传动滚筒 e2 值用足时，则： F2FA2/（e21）119438N F1FA F2504666N F1-2F2FA2273530N F3=F4=1815421N F1/F1-2e1 F1-2/F2e2 故按不打滑条件验算，张力满足要求。 再按垂度条件验算上、下分支最小张力： F上min=g(qG+qB) aU/(8 0.01)=35435N F下min=g(qG+qB) aO/(8 0.01)=24721N 由 F3=F4 F上min F下min 满足垂度验算 最后计算输送带的安全系数： n=B St/F1=7.1 7n9 输送带安全系数满足要求。 3.2.1.2 带式输送机 带式输送机的运行是否正常、可靠、安全，将直接影响矿井的生产和经济效益，因此在驱动装置设备选型上应坚持技术先进、安全可靠的原则。 45 4-2煤大巷带式输送机技术特征见表 3.2.1。 表表 3.2.1 4-2煤大巷带式输送机技术特征表煤大巷带式输送机技术特征表 序号 名称 单位 内容 备注 1 运输量 t/h 2500 2 运输物料 原煤 3 运输物料容重 t/m3 1 4 速 度 m/s 4.0 5 输送机长度 m 4000 6 输送机角度 1.032 0.699 -5.5 0 7 输送带 宽 度 mm 1400 阻燃 带 强 N/mm St2500（投产时 St2500) 8 电动机 型 号 YB2-5003-4 3 台 (投产 1 台) 功 率 kW 710 转 速 r/min 1484 电 压 10000V 9 驱动装置 型 号 CST750KS-24.5714 3 台 10 制动器 型 号 SHI252（1 套） 11 自动装置 型 号 ZLY-02-320（防爆） 头部 3.2.2 辅助运输设备 3.2.2.1 设计依据 井下主要大巷、回采工作面顺槽采用综掘机及连续采煤机（达产）掘进、挂网锚喷（杆）支护，辅助运输大巷铺设混凝土路面，厚度 300mm。 1矿井设计生产能力：5.00Mt/a。 2工作制度：设计年工作日 330 天，采用“四 六”工作制。 3副斜井及井下辅助运输巷道均为单车道双向行驶，一般情况下如运送矸石、材料及人员车辆的会让采用直接通过方式，其它大型车辆如支架搬运车的会让采用主斜井与副斜井之间的联络巷、运输大巷与辅助运输大巷之间的联络巷解决，联络巷每 300m 布置一条。 人员等候点设在井口及井下各作业地点， 地面设备器材库距副斜井井口约 120m。 46 4运输最大件为综采液压支架，其重量按 43t 考虑。 5辅助运输量 为了给矿井达产创造有利条件，矿井辅助运输系统按达产时考虑，设计一次到位。矿井移交生产时，井下布置 1 个 4-2煤综采工作面、2 个综掘工作面、1 个岩普掘工作面。根据巷道布置、支护方式及采掘进度，矿井移交投产一盘区，主要运输的物料为锚杆、金属网片、水泥、砂石、轻质砌块、坑木、管道等；主要运输的设备为采掘工作面装备和电器设备；工作面安装期为 14 天，搬家期为 10 天；为错开运输高峰，考虑工作面安装和搬家与大巷铺底错开，且每天运输 4 班；人员运输考虑以各采掘工作面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员运输。 3.2.2.2 设备选择 1人员运输车辆选择 运送人员选用 WC20R 型防爆胶轮车，主要技术参数如下： 防爆柴油机：TY4100FB； 功率：45kW； 乘车定员：20 人； 整车质量：4.02t； 最小转弯半径：内转 4.2m，外转 7.5m； 最高车速：29km/h； 最大爬坡能力：12 ； 整车外形尺寸：6100 1950 2050（mm） 。 为节省路途时间，提高工效，所有采掘人员必须一次运送到位，最大班下井人员 128人。据此需同时运行 WC20R 型 20 座胶轮车 6 辆。 此外，考虑其他辅助人员如生产指挥人员、地测人员以及检查人员的运送和轻型货物（如爆破材料、班中餐、检修备件等）的运输，增加 WC2J（A）型防爆生产指挥车（5人座）及 WC2J（A）型防爆运人车（12 人座）各 2 辆。 WC2J（A）型防爆生产指挥车（5 人座）主要技术参数如下： 防爆柴油机：TY4100FB（A） ； 功率：45kW； 47 额定载重量：2.0t； 整车质量：3.44t； 最小转弯半径：内转 4.5m，外转 6.5m； 最高车速：29km/h； 最大爬坡能力：12 ； 整车外形尺寸：4960 1880 2160（mm） 。 WC2J（A）型防爆运人车（12 人座）主要技术参数如下： 防爆柴油机：TY4100FB（A） ； 功率：45kW； 额定载重量：2t； 整车质量：3.44t； 最小转弯半径：内转 4.5m，外转 6.5m； 最高车速：29km/h； 最大爬坡能力：12 ； 整车外形尺寸：4960 1880 2160（mm） 。 2水泥、砂石散装物料及矸石等运输车辆选择 运送水泥、砂石散装物料及井下矸石等选用 WC5E 型防爆无轨胶轮材料车（配 3t 随车吊） ，其主要技术参数如下： 防爆柴油机：CKS6108QFB；功率：75kW；额定载重量：5t；整车质量：7.8t；最小转弯半径：内转 3.7m，外转 6.5m；最高车速：37km/h（空载） ，32km/h（满载） ；最大爬坡能力：14 ；整车外形尺寸：6560 1960 2000/6800 1960 2400（配 3t 随车吊） （mm） 。 考虑辅助运输的种类多样，为了满足运输的灵活性及节能，配备 WC3E 型防爆无轨胶轮材料车（配 1.5t 随车吊）及 WC8 型防爆无轨胶轮材料车。 WC3E 型防爆无轨胶轮材料车主要技术参数如下： 防爆柴油机：CKS6108DFB；功率：64kW；额定载重量：3t；最小转弯半径：内转3.7m，外转 6.0m；最高车速：32km/h（空载） ，30km/h（满载） ； 最大爬坡能力：14 ；整车外形尺寸： 6400 1880 2000/6800 1880 2400（配 1.5t 随车吊） （mm） 。 48 WC8 型防爆无轨胶轮材料车主要技术参数如下： 防爆柴油机：6121FB；功率：85kW；额定载重量：8t；整车质量：12t；最小转弯半径：7.2m；最高车速：31km/h；最大爬坡能力：14 ；整车外形尺寸：7810 2340 1860（mm） 。 矿井正常生产时为每日三班运输，根据运量，按 WC5E 型防爆无轨胶轮材料车每车净载重 5t 考虑，每班运输的车次数量如表 3.2.3。 表表 3.2.3 水泥、砂石散装物料及矸石运输数量表水泥、砂石散装物料及矸石运输数量表 名 称 单位 数量 喷射材料 车/班 6 铺底材料 车/班 5 砌筑材料 车/班 2 钢 材 t/班 2 坑 木 m3/班 1 其它设备 t/班 3 矸 石 车/班 10 合计 车/班 29 由表 3.2.3 可知，水泥、砂石散装物料及矸石等辅助运输量为 29 车/班。考虑井下每班净运输时间 5 小时，根据单程最大运距 9000m、重车行车速度 15km/h，空车行车速度20km/h，井下卸载及等车时间 20min/次计算，地面装车及运行时间为 20min，经计算每班每车可往返 3 次， 每班需无轨胶轮车 10 辆。 因该车为井下主要运输车辆， 按设备维修、备用考虑，选用 WC5E 型防爆无轨胶轮材料车（配 3t 随车吊 1 台）8 辆，WC3E 型防爆无轨胶轮材料车 4 辆（配 1.5t 随车吊 1 台）及 WC8 型防爆无轨胶轮材料车 2 辆。 3支架及大件设备运输车 为实现采煤工作面快速搬家或搬运液压支架上、下井，保持车辆正常循环的需要，结合国内外支架搬运车技术现状，选用比塞洛斯澳大利亚井下采矿设备有限公司 FBL15CHT55 型支架及大件设备搬运车。该车除可运输支架、采煤机、泵站、机头等整件大设备并协助安装外，也可搬运其它重物料。 FBL15CHT55 型支架搬运车性能及参数如下： 49 动力装置：Caterpillar 3126 DITA 195kW/260hp Detroit6V92；功率：195kW/ (260hp)；排气系统：228 kW/305hp；最大载重能力：55000kg；最大爬坡能力：14.5 。 根据采煤工作面设备配置，液压支架为 229 架，按工作面搬家时间 10d 考虑，每天 4班作业，搬运车重载速度 9km/h，空车速度 12km/h。经计算，选用 FBL15CHT55型支架搬运车 3 辆。 4大设备铲运车 设计选用 2 台 FBL55 型支架铲运车担负支架、采煤机、泵站、机头等整件大设备短途运送并协助安装，也可搬运其它重物料。 FBL55 型支架铲运车性能及参数如下： 功率：195kW/ (260hp)；最大载重能力：55000kg；最大爬坡能力：14.5 。 5材料铲运车 为解决采掘工作面及其他地点的短途物料设备运送、巷道清理，并协助进行巷道铺底和采掘工作面小型设备运输及安装，选用 2 辆常州科研试制中心有限公司生产的 WJ6FB 型防爆铲运车，每台车辆带铲斗、铲叉及升降平台各 1 个。 此外，为提高运输效率，配备了 10 只 3m3 集装箱和 5 只工具存放箱。 50 第四章 盘区布置及装备 4.1 盘区布置 4.1.1 达到设计生产能力时的盘区数目及位置 4.1.1.1 首采盘区位置的选择 首采盘区位置选择着重考虑了如下因素： 1 初期盘区应尽量布置在井底附近， 以减少初期大巷的开拓工程量， 缩短投产时间，节省矿井初期投资。 2资源勘探控制程度高，煤层赋存条件及开采条件好。 3尽量扩大单个盘区尺寸，以减少工作面搬家倒面次数，增加盘区储量，以满足工作面生产能力和盘区服务年限要求。 设计本着早出煤早见效的原则，在井田开拓中，确定投产盘区为一盘区。 4.1.1.2 盘区和工作面数目 设计矿井移交生产和达到设计生产能力时共布置 1 个盘区（一盘区） 。移交生产时盘区内布置 1 个 4-2煤综采工作面。结合一盘区 4-2号煤层的赋存状况，设计首采工作面布置在主、副斜井井底附近，工作面向大巷方向推进，工作面推进距离 2774m。 4.1.2 煤层开采顺序 本井田可采煤层达 4 层，各煤层最大间距仅 35.1m，煤层开采顺序是先采上部煤层，后采下部煤层。为减少初期投资，使矿井尽快达产并取得更好的经济效益，本次初步设计矿井时， 开采4-2煤层， 在井田中部处布置1个4-2煤回采工作面， 矿井生产能力5.00Mt/a。上述开采的主要优点是： 14-2号煤层开采条件好，煤层生产能力较大。 2矿井生产系统简单、集中，生产管理方便。 3开采 4-2号煤层，煤质好，煤层结构简单、基本不含夹矸，可以不经洗选，只需在生产准备车间利用筛分手选系统对原煤进行选分即可满足用户要求，节省投资。 51 4.1.3 盘区巷道布置 盘区巷道布置的主要原则是简化巷道系统和运输环节并为无轨胶轮车运输创造条件。根据井田开拓部署，本着多做煤巷、少做或不做岩巷的原则，井下开拓大巷均分煤组沿主采煤层布置。一水平辅助运输大巷、运输大巷、回风大巷均布置在 4-2号煤层中；二水平辅助运输大巷、运输大巷、回风大巷均布置在 5-2号煤层中。 回采工作面顺槽采用三条巷道布置形式，分别为辅助运输顺槽、运输顺槽和回风顺槽，其中辅助运输顺槽在工作面采完后保留，可作为下一个回采工作面的回风顺槽。回采工作面顺槽均直接（或通过风桥）与大巷相连接。 根据巷道布置形式及开采方法，盘区内各工作面均采用长壁后退式开采法，工作面由盘区边界（或煤层可采边界）向大巷方向推进，各区段采用顺采方式。 4.1.4 盘区生产系统 4.1.4.1 煤炭运输系统 4-2煤回采工作面煤炭由工作面可弯曲刮板输送机运至顺槽转载机上，经破碎机破碎大块后由顺槽可伸缩运输运至 4-2号煤大巷运输，经转载至主斜井运输运至地面。 4-2煤掘进工作面出煤，经其配套的运输转载，汇入到 4-2煤层运输大巷主煤流系统。 4-2煤回采工作面煤炭由工作面可弯曲刮板输送机运至顺槽转载机上，经破碎机破碎大块后由顺槽可伸缩运输运至 4-2煤大巷运输，最后转载至主斜井运输运至地面。 4.1.4.2 辅助运输系统 本井田煤层赋存平缓，辅助运输采用内燃无轨胶轮车连续运输。材料、设备等在地面装入胶轮车，通过副斜井、大巷，直接运往工作面等各用料地点。人员乘坐胶轮车自地面直接到达井下工作地点或从工作面直接升至地面。辅助运输线路为：副斜井4-2煤辅助运输大巷4-2煤回采工作面辅助运输顺槽4-2煤辅助运输大巷。 井下掘进产生的矸石正常情况下应填入废弃巷道，如不能填放，则由铲车装入无轨胶轮车后经副斜井直接运至地面排矸场地。 4.1.4.3 通风系统 首采一盘区 4-2煤工作面所需新鲜风流由矿井副斜井、主斜井4-2煤辅助运输大巷、 52 4-2煤运输大巷辅助运输顺槽、运输顺槽工作面。 污风风流由工作面回风顺槽4-2煤回风大巷回风斜井地面。 各掘进工作面的通风采用局部通风机，设计煤巷掘进工作面配备 2 台 HOWDEN BUFFALO-42-55 型型矿用防爆局部通风机。供风量 1025m3/s，全风压 3000Pa。 4.1.4.4 排水系统 盘区涌水由回采工作面顺槽分别排入各煤组辅助运输大巷，4-2煤涌水经泄水孔汇入4-2煤辅助运输大巷进入井底水仓，由主排水设备排至副斜井排至地面井下水处理站，井下排水管路沿 4-2煤回风大巷敷设。 顺槽及掘进工作面低洼处均设置了小水泵，若有积水应做水窝将水排出。其他不能自然流入大巷或水仓处，也应采取同样的办法处理积水问题。 4.2 采煤方法 4.2.1 采煤方法及回采工艺 4.2.1.1 采煤方法 本井田可采和局部可采煤层共有 4 层，分别为 3-1、4-2、4-3、5-2号煤层。由于 3-1煤采取保水弃煤，按保护煤柱计算，所以不予开采。其中： 4-2号煤层厚度 1.704.05m， 平均厚度 3.34m。 厚度变化幅度较大， 煤层结构较复杂，含夹矸 03 层，一般 23 层，夹矸岩性多为粉砂岩，少数为炭质泥岩。顶板岩性多为细粒砂岩、粉砂岩，次为泥岩；底板岩性以粉砂岩为主，其次为泥岩及粉砂岩。为基本全区可采薄中厚煤层，可采面积 39.994km2。在 ZH31、ZH33 等钻孔一带煤层小范围分岔，下分层厚度 0.201.41m。与 4-3 煤间距 22.5545.15m，平均间距 31.31m。 4-3号煤层厚度 0.101.20m， 平均厚度 0.79m。 可采范围内厚度变化幅度仅有 0.40m，结构简单，一般不含夹矸，中部泥、铁质含量较高。顶底板岩性多为水平层理特别发育的泥岩或粉砂岩。可采区分布于井田中部，属大部可采的薄煤层，可采面积 38.581km2，与 5-2 煤层间距 28.2754.13m，平均间距 35.14m。 5-2号煤层厚度 2.477.35m， 平均厚度 5.66m。 属沉积稳定的全区可采中厚厚煤层。5-2煤层结构简单，大多数见煤点不含夹矸，部分煤层底部含 1 层夹矸，夹矸厚度一般为 53 0.100.20m。直接顶板以粉砂岩和砂质泥岩为主，其次为中粒砂岩和细粒砂岩。底板以粉砂岩为主，次为泥岩。 井田内地质构造简单，为一平缓向西倾斜的单斜构造，倾角小于 3 ，一般 12 ，沿走向及倾向上有宽缓的起伏。区内未发现断裂，除烧变岩外，岩石裂隙也不发育。煤层瓦斯含量低，水文地质条件简单，煤层顶底板易于管理。 根据上述各可采煤层赋存条件及开采技术条件，设计确定各煤层采煤方法为走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板。 4.2.1.2 回采工艺 根据国内外煤炭开采技术发展现状，结合本井田各可采煤层赋存特点，设计认为本井田 4-2、5-2号煤层属中厚厚煤层，煤层赋存稳定，倾角小，顶底板稳定完整，采用大采高一次采全高综采最为合适，可充分发挥其潜力，取得最大经济效益。 对 4-2号厚煤层可选择的采煤方法有：分层分采；综采一次采全高；对 4-3号煤：薄煤层综采及刨煤机开采；对 5-2号厚煤层可供选择的采煤方法主要有：分层分采、综采一次采全高、放顶煤开采。 1分层开采 自70年代在开滦矿务局唐山矿试验成功厚煤层倾斜分层下行垮落金属网假顶综合机械化采煤法以后，分层开采的综合机械化采煤工艺又有了进一步的发展，目前是我国厚及特厚煤层的主要采煤方法之一，在大中型矿井得到普遍采用，积累了比较丰富的经验。但是，这种采煤方法采准巷道系统复杂，巷道掘进工程量大，巷道的掘进与维护费用也高；上分层开采时要铺设人工假顶，加大了工人的体力劳动强度，同时增加了工作面采煤作业循环时间和生产成本；对地质构造特别是断层的适应性差；煤层厚度变化时容易丢煤；单产低、效率低、效益低。随着放顶煤和大采高工艺的日益成熟，这种采煤方法使用得已越来越少。 2大采高一次采全高综采 一次采全高综采采煤法是国外高产工作面采用的主要方法。 我国从 1978 年开始试验厚煤层大采高一次采全厚开采方法，至今已取得了长足进步，国内条件适宜的矿井已普遍采用。 国外高产高效综采长壁工作面由于采用重型化、强力化、自动化和机电一体化的设 54 备，走生产集中的途径，工作面的单产和工效大幅度得到了提高。 神东矿区各矿井，在煤层倾角 5 以下、硬度 f=34、顶板稳定、无瓦斯危害、采高大多在 4.0m 左右。自 1985 年开发建设以来，利用先进的管理思想和科技手段，将资源优势迅速转变为生产力优势，实现了高起点、快发展和高效率。近年来大柳塔、榆家梁、补连塔等矿井一井一面，其原煤产量均突破 10.00Mt/a 大关，实现了国内工效最高、吨煤成本最低的成果，极大地提高了产品在市场上的竞争能力。 3薄煤层综采 近年来，国内注重了对薄煤层综采设备的研制，已生产出性能可靠的采煤机，与国产液压支架配套使用，取得了良好的效果。其中较突出的是大同矿务局晋华宫矿，在上世纪 90 年代中期开始在 1.31.5m 厚的薄煤层试采，试采阶段平均月产 0.0733Mt，最高月产 0.0955Mt，创造了国产机组同类条件下的最好成绩。这套设备目前还在井下生产，日产稳定在 2000t 左右。这种采煤方法目前国内使用较多，积累的经验也较多。 4刨煤机开采 目前国际上对薄煤层的开采已达到较高的水平，德国利用刨煤机开采薄煤层技术走在世界的前列，其工作面装备的特点是机电智能一体化，采煤工作面实现计算机远程控制。目前国内应用进口的刨煤机开采比较成功的是铁法矿务局小青煤矿，在煤层厚度1.01.58m，平均 1.3m，煤层倾角 58 条件下，最高日产 6480t，最高月产 0.142Mt，年产量达到 1.201.50Mt/a 的水平。 根据上述分析比较，设计认为 4-2号煤层属厚煤层，满足采高 2.54.5m 的大采高液压支架国内已能够生产，并在神东矿区成功使用。因此设计推荐 4-2号煤层采用综采一次采全高。 对于 4-3号薄煤层，采用刨煤机开采或薄煤层综采都是可行的方案。采用刨煤机开采最为先进，效率高，产量大，但设备价格昂贵，其采煤工作面主要设备如刨煤机、刮板机和电控设备需要进口，其余可采用国产设备，全套价格达 8000 万元左右，相当于 23套薄煤层综采设备，此外还存在进口设备的维修和零部件更换等问题。这种采煤方法目前国内使用较少，经验尚不多。而薄煤层综采技术国内已比较成熟，设备可靠，虽然效率和工作面单产不如刨煤机开采，但设备价格较便宜，投资低。考虑到生产时 4-3号薄煤层与 5-2号煤层搭配开采，所以决定 4-3号煤层采用薄煤层综采。 55 4.2.2 工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型 张家峁矿井设计生产能力为 5.0Mt/a，可采煤层数多，薄厚不一。为使矿井保持均衡生产，最大限度地回收煤炭资源，并且取得最好的经济效益。很重要的一个方面是必须合理解决上下煤层的压茬关系及薄厚煤层的合理搭配开采。因此，根据井田内各煤层的分布状况、煤层赋存条件，为使矿井尽快达产，并取得好的经济效益，本次设计矿井移交生产时首先开采 4-2号煤层，配备 1 个 4-2煤回采工作面，2 个综掘工作面，1 个岩普掘工作面，达到矿井 5.0Mt/a 的生产能力。 4.2.2.1 综采系统设计原则 本矿井规模定位在二十一世纪现代化特大型矿井，生产高度集中，综采工作面的采、装、运、支工序全部机械化。从目前综采的发展趋势看，设计高产高效的综采面要求加大工作面长度，加大截深，选用能切割硬煤的特大功率采煤机，提高采煤的切割速度，相应要求提高移架速度，与大运量的重型可弯曲刮板输送机相匹配，搞好端头支护，采用长距离顺槽运输。针对这些要求，对于综采系统设计考虑了以下原则： 1机械设备的选择首先满足技术先进，生产可靠，提高综采设备的开机率，达到高产高效。同时各设备间要相互配套，保证运输畅通，并增加运输环节的缓冲能力，以期达到采运平衡，最大限度地发挥综采优势。 2为综采工作面创造快速连续开采的条件，加大工作面推进长度，减少搬家次数，并保证快速搬家。同时做到采准工作快，增大巷道断面特别是顺槽断面，采用综掘机及连续采煤机（达产）多巷掘进，利用顶板完整，煤层坚硬的条件，采用树脂锚杆支护，以提高掘进速度，保证工作面的接替要求。 3对辅助运输系统，要求系统简单、环节少，把工作人员快速方便地运送至工作地点，作为提高工作面生产能力的一个重要因素考虑，并在巷道布置上加以保证。 4.2.2.2 回采工作面主要设备选择 对于回采工作面装备，引进设备性能好，可靠性高，效率高，较易达到高产高效，近年来在国内多个矿井创造了较好的经济效益；国内设备通过近几年的发展，设备性能较以前有较大的提高，且设备价格低，维修便利。结合黄陵二号煤矿采用国产设备的成功经验，经综合考虑，本矿井 4-2煤回采工作面装备采用考虑采用国产化装备，尽量减少 56 矿井初期投资，同时满足矿井高产高效的需要； 14-2煤层长壁综采工作面设备选型 （1）采煤机 4-2煤开采时，按矿井设计生产能力 5.0Mt/a 考虑，每个长壁综采工作面日产量应在13000t/d 左右，则采煤机的平均截割牵引速度可按下式计算： 600 . 3)()(9000KTCBHLILV 式中：L工作面长度，m；取 400m H采高，m；平均取 3.3m B截深，m；取 0.865m 煤层容重，t/m3；取 1.32 t/m3 T每班工作时间，h；取 6h I采煤机开缺口行程，m；取 50m K采煤机组开机率，%；取 55% C工作面回采率，%。取 95% 经计算，采煤机的平均截割牵引速度 V5.39m/min，平均割煤能力 1141t/h。 为使工作面产量均衡，采煤机的实际截割牵引速度应根据煤层厚薄变化适当调整，空载时要求其速度不小于 15m/min，以减少辅助工作时间。 按照能耗系数法， 根据平均牵引速度及割煤能力， 求得采煤机功率为 9131027kW。考虑切割硬煤的要求，应适当加大采煤机的切割功率。 设计选用国产大功率电牵引双滚筒采煤机，其主要技术参数需满足如下条件： 装机功率 1500kW 左右，截深 0.865m，最大采高 4.5m，额定生产能力大于 1200t/h，牵引方式为链轨式或销排式无链电牵引，额定电压 3300V，频率 50Hz。 初步选择 MGTY750/1800-3.3D 型， 采高 2.54.5m， 截深 0.865m， 装机功率 1805kW，电压 3300V。 （2）工作面可弯曲刮板输送机、转载机、破碎机 按照运输能力与采煤机生产能力相适应，并留有一定的峰值富余系数考虑： Q=60VMB 57 式中：Q采煤机小时割煤量，t/h； V采煤机牵引速度，取 5.39m/min； M煤层开采厚度，平均取 3.3m； B截深，取 0.865m； 煤的容重，1.32t/m3； 有效截割系数，取 0.9。 经计算，采煤机的生产能力 Q1153t/h 根据环节能力配套的原则，工作面刮板输送机、转载机、破碎机的生产能力均应不小于 1141t/h。故选择工作面刮板输送机、转载机、破碎机选型如下： 可弯曲刮板输送机选用 SGZ880/800 型，主要技术参数为：设计长度 260m，运输能力 1500t/h，电机功率 400 2kW，额定电压 1140V，频率 50Hz。 刮板转载机选用 SZZ900/315 型， 主要技术参数为： 设计长度 50m， 转载能力 1500t/h，额定电压 1140V，装机功率 315kW，频率 50Hz。 破碎机选用 PCM160 型， 主要技术参数为： 额定破碎能力 1800t/h， 装机功率 160kW，额定电压 1140V，频率 50Hz。 （3）液压支架 1）支架高度 支架支护高度按下式计算确定： 最大高度：HmaxMmax+S1 式中：Mmax工作面设计最大采高，取 4.0m； S1伪顶厚度或浮煤冒落厚度，取 0.2m。 最小高度：HminMmin -S2 式中：Mmin工作面设计最低采高，取 2.3m； S2顶板最大下沉量和支架前移时的最小可缩量，取 0.25m。 根据以上公式计算，液压支架的最大高度为 4.2m，最小高度 2.05m 左右。 2）支架支护强度的计算 支架支护强度按以下经验公式计算： P=(68)M 58 式中：P支架支护强度，t/m2； M采高，取 4.0m； 顶板岩石容重，取 2.6t/m3。 经计算，液压支架的支护强度为：62.483.2t/m2 根据上述计算，对液压支架的技术参数要求如下： 架型为掩护式，支撑高度 2.04.2m，支护强度不小于 85t/m2（0.85Mpa） ，工作阻力大于 800t，推移行程不小于 900mm，支架中心距 1750mm。移架方式采用电液阀控制并要求能与采煤机联动，能显示支架工作状态、故障情况；具有随机操作和成组操作功能；移架速度低于 10s。 根据以上技术要求，设计初步选择 ZY10000/22/45 型，主要技术参数为：支撑高度2.24.5 m，支架中心距 1750 mm，工作阻力 10000kN，初撑力 7913kN，支架重量 34t/架。 （4）顺槽可伸缩胶带输送机 顺槽可伸缩胶带输送机的铺设长度要与工作面推进长度相适应，小时运量应与工作面生产能力相匹配。经计算，工作面顺槽胶带机选型需要满足以下参数：运量 1500t/h，带宽 1.4m， V=3.15m/s， PVG3000， 电机功率 2 400kW， 电压等级 1140V， 运输长度 3000m。 （5）乳化液泵站 为提高液压支架支护速度，与采煤机切割速度相适应，要求乳化液泵站具有大压力、大流量， 据此设计选用 S375 型乳化液泵站， 该泵站由四台乳化液泵， 二台乳化液箱组成，工作压力 37.5MPa，公称流量 430L/min，总功率 280 3kW。 （6）喷雾泵站 设计选用 S300 型喷雾泵站，该泵站由三台泵一个水箱组成，工作压力 14.3MPa，公称流量 500L/min，总功率 160 2kW。 4-2煤层大采高综采工作面主要采煤设备技术特征见表 4.2.1。 4.2.3 回采工作面支护及顶板管理 工作面支护：工作面采用掩护式液压支架支护顶板，上、下端头支护采用端头液压支架，工作面巷道超前支护采用超前铰接梁，超前支护距离不小于 20m。 59 顶板管理方式：分析顶板岩性结构，并参照邻区神府东胜矿区的实践，本矿井主采煤层的顶板属较易垮落顶板，回采工作面移架后，顶板岩石可自行垮落，故各煤层工作面均采用全部垮落法管理顶板。 4.2.4 工作面回采方向与超前关系 工作面回采方向为后退式。在开采有压茬关系煤层时，应先采上部煤层后采下部煤层，上层煤开采半年后方可布置下层煤回采巷道。 表表 4.2.1 煤层大采高综采工作面主要采煤设备技术特征表煤层大采高综采工作面主要采煤设备技术特征表 序号 设备名称 型号 主要技术特征 备注 1 采煤机 MGTY750/1800-3.3D 采高 2.54.5m,截深 0.865m，装机功率1805kW，电压 3300V 2 掩护式液压支架 ZY10000/22/45 支架高度 2.24.5m，宽度 1750mm，电液阀控制，工作阻力 10000kN，重量 34t 3 可弯曲刮板输送机 SGZ880/800 设计长度 260m，运输能力 1500t/h，功率2 400kW，压 1140V 4 破碎机 PCM160 破碎能力 1800t/h，功率 160kW，电压1140V 5 转载机 SZZ900/315 输送能力 1500t/h，出厂长度 30m，功率315kW，电压 1140V 6 可伸缩胶带输送机 带宽 1400mm，带速 3.15m/s，PVG3000，输送能力 1500t/h，运距 3000m，功率2 400kW，电压 1140V 7 乳化液泵站 S375 工作压力 37.5Mpa， 公称流量 430L/min， 功率 3 280kW，电压 1140V， 8 喷雾泵站 S300 工作压力 14.3Mpa， 公称流量 500L/min， 功率 2 160kW，电压 1140V，三泵一箱 60 4.2.5 回采工作面参数的确定 4.2.5.1 采高 国内外对于厚煤层一次采全厚综采的合理采高进行了大量研究，认为采高并非愈大愈好，采高大小必须与煤层地质条件、目前的综采设备技术水平及采煤工艺各环节的配套能力相适应。对于目前我国的具体条件来说，综采工作面的采高存在着一个合理的取值范围。实践证明，当加大工作面的采高时，工作面顶板压力随之增大，煤壁前方支承应力集中程度亦随之增大，从而加剧工作面煤壁片帮和冒顶。从国内及世界主要产煤国家大采高综采设备的使用情况来看，现阶段长壁式大采高综采在技术上的可靠高度一般为 6.0m 以下。 本井田 5-2号煤厚度 2.477.35m、平均厚度 5.66m；4-2号煤厚度 1.704.05m、平均厚度 3.34m。为了尽量减少煤厚损失，提高资源回收率，5-2煤平均采高按 6.0m 考虑，4-2煤平均采高按 3.3m 考虑。 4.2.5.2 工作面长度及推进长度 工作面长度的增加有利于提高盘区回采率、降低巷道掘进率，更重要的是降低工作面辅助作业时间、提高了工作面开机效率，从而达到提高工作面单产的效果。目前国内高产高效综采工作面长度已达到 200450m，并已出现 450m 长的工作面；国外高产高效综采工作面长度已达到 350700m。参照榆家梁矿已安全生产的 400.5 米的工作面、哈拉沟 450 米国内最长工作面的经验，结合本矿工作面煤层平缓、装备先进，煤层厚度适中的特点，为加快推进速度，减少工作面片帮，加强顶板管理，设计确定回采工作面长度为 400m。 根据目前国内外工作面推进长度统计资料，美国平均达 2570m，最大达 5365m，澳大利亚平均达 1874m；国内神东矿区高产高效矿井工作面推进长度最大已达 6000m。提高工作面推进长度，可以减少搬家倒面次数，被视为工作面连续稳产高产的重要因素。 本井田一盘区各煤层受火烧区及常家沟水库安全煤柱的影响，工作面推进长度差别比较大。结合井田开拓方式和盘区布置，首采一盘区工作面推进长度为 2774m。 4.2.5.3 回采工作面循环数及年推进度 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 61 度和开机率。 采煤机截深： 目前， 综采工作面的采煤机截深一般为 0.6m， 高效工作面为 0.81.0m，考虑到本矿设计能力，为加快采煤机割煤速度，设计确定井 4-2和 5-2煤综采工作面截深均为 0.865m。 采煤机开机率：根据神东矿区引进成套综采工作面设备矿井的生产实践，其采煤机组的平均开机率均在 70%以上。本矿井为新建矿井，考虑到管理水平及开采经验较少，设计预留一定的富余，4-2煤综采工作面采煤机开机率初期按 35%考虑，4-2煤综采工作面开机率按 55%考虑。 工作面回采工艺：为双向进刀、双向割煤，采煤机每割一刀为一个循环，开缺口运行长度按延长 50m 计。 根据煤炭工业矿井设计规范 （GB50214-2005） ，矿井设计年工作日 330d，每天四班作业，其中三班生产，一班检修准备，每班工作时间 6h。 根据以上确定的技术指标计算，矿井投产设计为 5.00Mt/a 时，4-2煤综采工作面年推进度为 2640m。详见表 4.2.2。 表表 4.2.2 回采工作面技术参数表回采工作面技术参数表 项 目 技术参数 项 目 技术参数 4-2煤 层 综采工作面 工作面长度（m） 400 每班有效工作时间(min) 116 采煤高度（m） 3.3 每日生产班数（个） 3 煤体容重（t/m3） 1.32 日循环数（个） 9 有效截深（mm） 865 年工作日（日） 330 每循环时间（min） 120 年推进度（m） 2640 4.2.6 工作面和盘区回采率 4.2.6.1 工作面回采率 影响一次采全高综采工作面回采率的因素主要是煤厚变化与综采装备的采高范围不完全匹配，张家峁矿井 5-2号煤厚度 2.477.35m，综采设备最大采高 6.3m。当煤厚大于 62 6.3m 时就会造成明显的丢煤损失。另外再考虑丢失的浮煤等损失，工作面回采率按 93%计算。 4-2煤层厚度 1.704.05m； 。综采设备最大采高 4.2m。当煤厚大于 4.2m 时就会造成明显的丢煤损失。考虑丢失的浮煤等损失，工作面回采率按 95%计算。 4.2.6.2 盘区回采率 一般说来影响盘区回采率的因素有盘区隔离煤柱损失，区段煤柱及顺槽顶煤损失，无法布置工作面开采的边角煤损失等。根据上述因素及已确定的工作面回采率，考虑边角煤采用连续采煤机回采，盘区回采率可以达到 7580%。在投产后的开采过程中，应积极探索缩小煤柱尺寸，创造条件对巷道煤柱进行回收，以有效提高盘区回采率。 4.2.7 回采工作面生产能力 本矿井移交投产时，井下共布置 1 个 4-2煤回采工作面、2 个综掘工作面，另考虑 1个普掘工作面。 4.2.7.1 长壁综采工作面生产能力 回采工作面生产能力按下式计算： cmLLA21采 式中：采A工作面生产能力，t/a； 1L工作面长度，m； 2L工作面年推进度，m； m工作面采高，m； 煤的容重，t/m3； c工作面回采率。 经计算，达产时 4-2煤回采工作面生产能力为 4.25Mt/a 详见表 4.1.4。 4.2.7.2 连采机工作面生产能力 矿井达产时布置 4-2煤 1 个回采工作面，由于长壁综采工作面产量大、推进速度快，为保证工作面正常接续， 设计配备 2 个连采机掘进工作面。 连采机掘进速度按每月 1500m考虑，煤巷平均断面为 17.5m2，掘进不均衡系数取 0.6，则 2 个连采机工作面年产量为： 63 A 连17.5 1.32 1500 12 0.6 20.50Mt/a 表表 4.1.4 回采工作面特征表回采工作面特征表 时期 工作面 平均采高(m) 长度 (m) 年推进度(m) 煤体容重(m3) 工作面 回采率 生产能力（Mt/a） 投产 5.00 Mt/a 4-2 煤综采工作面 3.3 400 2640 1.32 0.95 4.25 连掘工作面（2 个） 0.25 2 综掘工作面（2 个） 0.15 2 合 计 5.05 4.3 巷道掘进 4.3.1 巷道断面及支护形式 综合机械化采煤要求巷道断面大，加之本矿井煤巷数量多，需要考虑运输，通风和矿压等因素确定合理的断面和支护形式。 井下各主要井巷断面特征见表 4.3.1。 设计通过类比、计算，结合矿井的具体情况，对各类巷道的断面及支护形式确定如下： （1） 主斜井、 副斜井及回风斜井井筒采用半圆拱断面， 净断面分别为 11.9m2、 20.1m2、16.8m2，表土段采用混凝土砌碹支护，基岩段采用锚喷支护，普通法施工。 （2）高产高效工作面装备及内燃无轨运输设备的采用均要求加大巷道断面，设计本矿井所有煤巷断面为矩形，宽度 4.85.8m，高度一般为 3.203.50m，采用树脂锚杆锚梁网（喷）支护，必要时增加锚索。 （3）开切眼采用锚杆支护，因断面较大，必要时增加锚索。在工作面前 25m 的顺槽内，采用超前支架及单体液压支柱加强支护，以承受因工作面采动而增加的移动支撑压力。 64 表表 4.3.1 井巷断面特征一览井巷断面特征一览表表 序号 断面及编号 支护材料 净断面（m2） 设计掘进断面（m2） 1 主斜井表土段 混凝土 11.9 15.7 主斜井基岩段 锚喷 11.9 13.4 2 副斜井表土段 混凝土 20.1 30.4 副斜井基岩段 锚喷 20.1 25.6 3 回风斜井表土段 混凝土 16.8 20.1 回风斜井基岩段 锚喷 16.8 18.4 4 主、副斜井联络巷 锚喷 11.9 13.4 5 4-2 煤辅助运输大巷 锚梁网 20.3 23.7 6 4-2 煤运输大巷 锚梁 17.0 19.0 7 4-2 煤回风大巷 锚梁网 17.5 19.0 8 4-2 煤大巷联络巷 锚梁网 16.3 18.3 9 4-2 煤辅助运输大巷 锚梁网 20.3 23.7 10 4-2 煤运输大巷 锚梁网 15.5 17.4 11 4-2 煤煤回风大巷 锚梁网 18.6 20.1 12 4-2 煤煤大巷联络巷 锚梁网喷 16.1 18.1 13 4-2 煤运输顺槽 锚梁网 24.4 25.8 14 4-2 煤辅助运输顺槽 锚梁网 20.8 23.2 15 4-2 煤回风顺槽 锚梁网 20.8 23.2 16 4-2 煤顺槽横贯 锚梁网 20.8 23.2 17 4-2 煤工作面开切眼 锚梁网 36.5 38.3 4.3.2 巷道掘进进度指标 矿井井巷工程量绝大部分为煤巷，其掘进进度指标参照国内机掘等级队的较高水平确定。主要井巷掘进进度如下： 岩巷（平巷） 120m/月 （斜巷） 100m/月 65 煤巷（普掘） 300m/月 （综掘） 500m/月 硐室 800m3/月 连续采煤机掘进进度指标如下： 大巷 1000m/月 顺槽 1500m/月 4.3.3 掘进工作面个数 根据开拓部署和移交盘区煤层厚度变化情况，矿井移交投产时煤巷、半煤岩巷工程量约占 75%左右，从减少投资等方面因素考虑采用综掘机掘进是合适的。矿井达产后除个别硐室与斜巷为岩石工程外， 其它巷道均沿煤层布置， 煤巷、 半煤岩巷工程量约占 80%以上，并且综采推进速度快，采用连采机不管是掘进和回采均较好。从神东矿区经验得出，采用连续采煤机不仅可以掘进，而且还能回采，掘进时可多巷掘进，虽然是投资大，高于综掘机数倍，但由于产能大，效率高，其经济效益也较好。为保证盘区和工作面的正常接替，矿井应有足够的开拓、准备和回采煤量。设计推荐矿井移交生产后，井下共布置 2 个综掘工作面，其中一个担负煤层大巷掘进任务，另一个担负 4-2煤回采工作面顺槽的掘进任务； ，2 个连续采煤机掘工作面，1 台用来开掘顺槽，另 1 台掘进大巷及回采边角煤。另外，设计还配备 1 个普掘工作面，担负岩石斜巷及立交点的施工任务。 4.4 技术经济指标分析 对于一个矿井的建设来说，进行必要的技术经济分析是对于我们合理的安排资金投放和后续事情的重要环节，工作面的技术经济指标关系着矿井的生产和效益，主要分析如表 4.3.2 所示。 66 表 4.3.2 工作面主要技术经济指标表 序号 项目 单位 数量或指标 1 煤层名称 4-2 2 采煤方法和工艺 壁式综采 3 工作面长度 M 400 4 工作面推进长度 M 2774 5 煤厚或采高 M 3.3 6 煤层倾角 度 1 3 7 工作面循环进度 M 7.785 8 采机截深 M 0.865 9 每循环产量 T 1304 10 日循环数 刀 9 11 日产量 T 13242 12 月产量 T 397267 13 年推进度 M 2640 14 年产量 万 T 500 15 可采储量 万 T 495.13 16 可采期 天 330 17 在籍人数 人 1184 67 第五章 通风与安全 5.1 概况 5.1.1 瓦斯 本井田补充勘探利用解吸法采集各煤层瓦斯样品 18 个。其中： 3-1号煤层 4 个，4-2号煤层 6 个，4-3号煤层 8 个。经测试，区内各可采煤层属瓦斯逸散带。煤中自然瓦斯成分中，氮气（N2）高达 75.62100%，二氧化碳（CO2）仅占 023.24%，甲烷（CH4）为零或微量。井田内瓦斯成分分带划归为“二氧化碳氮气带”。 近年来，邻区（柠条塔井田）发生了 H2S 气体伤害事故，新民区发生了 CO 中毒事故，为了进一步了解区内各煤层瓦斯、H2S 气体和 CO 气体含量，在先期开采地段煤层瓦斯测试结果表明，煤层解吸瓦斯含量均为零或微量，测试结果与以往相同，H2S、CO气体未检出，钻探施工时无 H2S 气体逸出。自然瓦斯成份以氮气为主，二氧化碳少量或微量，甲烷微量或零。瓦斯分带仍然属二氧化碳氮气带。另外，据区内小煤矿的调查资料，各矿采煤期间均未发生过瓦斯爆炸事故。但是煤层瓦斯的赋存与运移条件、围岩特征、埋藏深度等因素都有密切关系，在空间上分布极不均匀，尽管本井田测试结果瓦斯含量为零，但在煤矿生产过程中，仍需加强对瓦斯和 H2S 气体的监测，确保安全生产。根据以上资料，本矿井按低瓦斯矿井设计。 根据以上资料，本矿井按低瓦斯矿井设计。 5.1.2 煤尘 本井田补充勘探各煤层共采集煤尘爆炸性实验样 21 个， 实验结果表明区内各可采煤层均有煤尘爆炸危险，未来在矿山开采中应予以足够重视。 5.1.3 煤的自燃倾向性 补充勘探各可采煤层共采集样品 55 个，均进行了煤的自燃倾向测定。并按“煤的自燃倾向等级分类”标准，对各可采煤层自燃倾向进行分类。 68 根据测定结果，各煤层均属自然发火和有可能自然发火的煤层，不同的是自然发火的难易程度有所差异。4-2、4-3煤层易自然发火的样品数较多；4-2煤层虽不具或很少具易自然发火的特征，但因井田内各层煤煤类大部分为长焰煤，变质程度低，故仍具有很大的自然发火可能。 综上所述，井田内各可采煤层均有可能自然发火。 5.2 矿井通风 5.2.1 通风方式和通风系统 根据井田地质条件和进、回风井的位置，本矿井可采用的通风系统有中央并列式、中央边界式、两翼对角式和分区对角式四种类型，下面对这几种通风方式的优缺点及适应条件列表比较，见表 5.2.1。 5.2.2 风井数目、位置、服务范围及服务时间 根据井下采区接替安排情况，由主、副斜井、回风斜井所形成的通风系统主要服务于一盘区， 服务时间约30年。 主斜井、 副斜井、 回风斜井井筒净断面分别为11.9m2、 21.9m2、16.8m2。 井下各掘进工作面采用 HOWDEN BUFFALO-42-55 型局部通风机供风， 供风量 1025m3/s，全风压 3000Pa。 根据煤矿安全规程规定，井下爆炸材料发放硐室设专用回风道直接与 4-2煤回风大巷连通，实行独立通风。4-2煤大巷机头变电所及盘区变电所与回风大巷连接的通道，均设置调节风门控制风量。 5.2.3 矿井风量、负压和等积孔计算 5.2.3.1 风量计算 根据煤矿安全规程和煤炭工业矿井设计规范 （GB50214-2005）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得少于 4m3/s。按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量总和分别计算，并选取其中的最大值。 69 表表 5.2.1 各类型矿井通风系统的优缺点及适应条件各类型矿井通风系统的优缺点及适应条件 通风 方式 中央并列式 中央边界式 两翼对角式 分区对角式 优点 进、回风井均布置在中央工业广场内，地面建筑和供电集中，建井期限较短，便于贯通，初期投资少，出煤快，保护煤柱较小。矿井反风容易，便于管理。 通风阻力较小，内部漏风较小。工业广场不受主要通风机噪声的影响及回风风流的污染 风流线路短，阻力小。内部漏风少。安全出口多，抗灾能力强。便于风量调节，矿井风压比较稳定。工业广场不受回风污染和通风机噪声的危害 通风线路短，阻力小，安全出口多， 抗灾能力强，建井工期短，初期投资少，出煤快。 缺点 风流线路长，阻力大，井底车场附近漏风大。 风流线路长，阻力较大，建井期限略长，有时初期投资稍大，后期维护费用大。 井筒安全煤柱压煤较多，初期投资大，投产较晚 井筒数目多，基建费用多，占用设备多，管理分散，矿井反风困难。 适用 条件 煤层倾角大、埋藏深、井田走向长度小于 4km，瓦斯与自然发火都不严重的矿井。 煤层倾角较小、埋藏较浅，井田走向长度不大，瓦斯与自然发火比较严重的矿井 煤层走向大于 4km，瓦斯与自然发火严重的矿井；或低瓦斯矿井，煤层走向长，产量较大的矿井 煤层埋藏浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘浅部的总回风巷道。 1按井下同时工作的最多人数计算 Q4NK 式中： Q矿井总供风量，m3/min； N井下同时工作的最多人数，按 246 人计算（最大班交接班时） ； 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 1.20。 则：Q4 246 1.201180.8 m3/min=19.68m3/s。 2按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量计算 Q=（Q 采+Q 掘+Q 硐室 +Q 其它）K 70 式中： Q矿井总风量，m3/s； Q采采回采工作面所需风量之和，m3/s； Q掘掘掘进工作面所需风量之和，m3/s； Q硐室硐室独立通风的硐室所需风量之和，m3/s； Q其它其它其它用风地点所需风量之和，m3/s； K矿井通风系数，取 1.20。 因本井田煤层中沼气（CH4）含量很低，所以矿井各用风地点的风量计算只考虑排除粉尘和满足良好气候条件即可。结合神府矿区高产高效矿井实际的配风情况，设计确定各用风地点配风标准如下： （1）采煤工作面需风量（Q采）计算 根据井下盘区及工作面布置，矿井初期共布置 1 个 4-2煤层综采工作面。 1）按工作面适宜风速计算 S3(M0.3) 式中：S工作面有效通风断面，m2； M工作面采高，m。 按上式计算，4-2煤层综采工作面有效通风断面为 9m2。根据国内高产高效低瓦斯工作面配风经验，工作面适宜风速一般在 1.52.5m/s 左右。设计工作面适宜风按 1.85m/s计算， 则 4-2煤层综采工作面配风量为 16.65m3/s， 结合神府矿区高产高效矿井实际的配风情况， 4-2煤层综采工作面配风量确定为 20m3/s。 2）备用工作面配风 矿井正常生产期间，4-2煤生产时考虑有 1 个准备（正在进行设备安装或撤除）工作面， 。按生产工作面配风量的 50%计算配风量，则备用工作面配风量分别取 10m3/s。 则采煤工作面所需风量为： 4-2煤生产时：Q采采201030m3/s (初期和后期相同) （2）掘进工作面风量（Q掘掘）计算 设计矿井 4-2煤生产时，配备了 2 个综掘工作面，其中 1 个大巷综掘工作面，1 个顺槽综掘工作面，初期 1 个连续采煤机工作面，后期 2 个连续采煤机工作面，另考虑 1 个 71 普掘工作面的配风。 1）按局部通风机吸风量计算 Q掘掘Qf I kf 式中：Qf掘进面局部通风机额定风量，m3/s；选用 HOWDEN BUFFALO-42-55型局部通风机，Qf8m3/s I掘进面同时运转的局部通风机台数，台； Kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取 1.2。 Q掘掘8 1 1.29.6 m3/s 每台局部通风机配风量取 10 m3/s。 综掘工作面及连续采煤机回采工作面分别配备 2 台局部通风机， 岩普掘工作面配备 1台局部通风机。参照邻近矿区及类似矿井实际经验综掘工作面配风量为 15 m3/s，连采工作面配风量为 18 m3/s，岩普掘工作面其配风量为 10m3/s。 则掘进工作面所需风量为： 初期 4-2煤生产时：Q掘掘=15 218 1+1058m3/s 后期 4-2煤生产时：Q掘掘=15 218 2+1076 m3/s 2）按风速进行验算 按煤矿安全规程规定，煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足： 0.25SjQ 掘4Sj 岩巷掘进工作面的风量应满足： 0.15SjQ 掘4Sj 式中：Sj掘进工作面巷道过风断面，m2。工作面顺槽按局部通风机吸风量计算的掘进工作面风量符合煤矿安全规程的规定。 （3）独立通风硐室风量（Q硐室硐室）计算 井下独立通风硐室初期为爆破材料发放硐室、大巷机头变电所、主排水泵房及配电室，其配风量分别为 3m3/s、3m3/s、2m3/s；则所需风量为： 初期 4-2煤生产时：Q硐室3328m3/s 后期 4-2煤生产时：Q硐室硐室332+2+212m3/s （4）其它用风地点风量（Q其它其它）的确定 72 其它用风地点所需风量，考虑巷道维护和最低风速的要求，按以上各用风地点需风量之和的 5%计算。 即：Q其它其它（Q采采Q掘掘Q硐室硐室） 0.05 则所需风量为： 初期 4-2煤生产时：Q其它其它（30588） 0.054.8 m3/s 后期 4-2煤生产时：Q其它（307612） 0.055.9 m3/s （5）矿井总风量的确定 根据以上计算，矿井总风量为： 初期 4-2煤生产时：Q矿矿（Q采采Q掘掘Q硐室硐室Q其它其它） K （305884.8） 1.20120.96m3/s 后期 4-2 煤生产时：Q矿矿（Q采采Q掘掘Q硐室硐室Q其它其它） K （3076125.9） 1.20148.68m3/s 综合考虑，设计取矿井初期总风量为 125m3/s，后期总风量为 160m3/s。 （6）矿井工作地点风量验算 本矿井辅助运输系统采用无轨胶轮车，其尾气中的有害气体主要为：CO2、CO、NO2等。 煤矿安全规程规定：采掘工作面的进风流中，氧气浓度不低于 20%，二氧化碳浓度不超过 0.5%。有害气体的浓度不超过表 5.2.2 规定。无轨胶轮车所需风量详见表 5.2.3。 依据现代矿井辅助运输设备选型及计算中的统计：美国、澳大利亚要求一般井下使用柴油机巷道风量不少于 3 m3/min kW。美国矿业安全局规定：当多台柴油机车辆在同一巷道中运行时，第 1 台按上述规定值配风，第 2 台按 75%，3 台及更多时，按每台加 50%配风。英国要求不少于 5.44m3/min kW。德国、日本要求使用柴油机的配风量不少于 46 m3/min kW。所以单位功率配风量标准为：4 m3/分/马力。 按照采矿工程设计手册计算方法，若采用柴油机设备作辅助运输时，应按柴油设备说明书计算风量，如果有多台设备运行时通风量为：第一台柴油机设备风量按 5.4 m3/min kW；第二台加单台的 75%；第三台及以上各台分别加 50%的风量进行计算。根据机车运行实际情况，柴油机车需风量如下： Q 柴=1053 (1+0.75+0.5 3)+459 (1+0.75)+405 (1+0.75+0.5 8)+ 346 (1+0.75+0.5 2) +243 (1+0.75+0.5 8) =8903 m3/min =148.4 m3/s 73 结果表明矿井达产时总风量大于柴油机车需风量，完全满足无轨胶轮车用风需求，最终确定本矿井总风量为 160m3/s。 表表 5.2.2 矿井有害气体最高允许浓度表矿井有害气体最高允许浓度表 名称 最高允许浓度(%) 一氧化碳 CO 0.0024 氧化氮(换算成二氧化氮 NO2) 0.00025 二氧化硫 SO2 0.0005 硫化氢 H2S 0.00066 氨 NH3 0.004 表表 5.2.3 运输车辆需风量一览表运输车辆需风量一览表 序号 矿车名称 矿车型号 车辆最多同时运行数目（辆） 功率（kw） 发动机需风量 5.4m3/min kW) 1 防爆生产指挥车 5 人座 WC2J （A） 2 45 243 2 防爆胶轮运人车 20 人座 WC20R 6 45 243 3 防爆胶轮运人车 12 人座 WC2J （A） 2 45 243 4 防爆无轨胶轮材料车 WC5E 8 75 405 5 防爆无轨胶轮材料车 WC3E 4 64 346 6 防爆无轨胶轮材料车 WC8 2 85 459 7 支架搬运车 FBL-15 3 195 1053 8 大设备铲运车 FBL-55 2 195 1053 9 材料铲运车 WJ-6FB 2 75 405 5.2.3.2 风量分配 矿井总风量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，矿井风量分配见表 5.2.4。 74 5.2.3.3 矿井通风负压及等积孔计算 1矿井通风负压 矿井移交投产时为矿井通风容易时期，在回风斜井服务范围内（一盘区） ，在回采工作面开采至一盘区西部边界时为其通风困难期。 矿井通风总负压：hh摩摩h局局Hn 式中：h摩井巷摩擦阻力，Pa；h局局局部阻力，取 h摩摩的 10%；Hn自然风压，Pa。 表表 5.2.4 矿井风量分配表矿井风量分配表 序号 供风地点 数量 初期/后期 初期 4-2 煤生产时 后期 4-2 煤生产时 配风标准（m3/s） 供风量 （m3/s） 配风标准（m3/s） 供风量 （m3/s） 1 回采工作面 1/1 20 20 20 20 2 接续工作面 1/1 10 10 10 10 3 综掘工作面 2/2 15 30 15 30 4 连采工作面 1/2 18 18 36 36 5 普掘工作面 1/1 10 10 10 10 6 通风硐室 3/5 8 8 12 12 7 漏风及其它 44 42 合 计 125 160 （1）井巷摩擦阻力 井巷摩擦阻力按下式计算： h摩摩LPQ2/S3 式中：摩擦阻力系数，(kg S2/m4) L井巷长度，m P井巷净周长，m Q通过井巷的风量，m3/s S井巷净断面积，m2 矿井通风负压计算和风量分配采用通风网络计算。矿井通风容易困难时期的通风阻 75 力表如表 5.2.5。 表表 5.2.5 矿矿井通风井通风阻力阻力表表 矿井通风容易时期的通风阻力表 巷道名称 支护方式 a 104 L(m） P(m） S（m2） Q（m3）/s V（m/s） h（pa） 主斜井 锚喷 31.4 346 13.1 11.9 50 4.2 21.1 副斜井 锚喷 31.4 860 17.0 20.1 75 3.7 31.8 回风斜井 锚喷 31.4 141 15.7 16.8 125 7.4 22.9 4-2 辅运 锚梁网喷 100 800 18.6 20.3 73.2 3.6 95.3 4-2 运输 锚梁网喷 100 820 16.8 17.0 46.8 2.75 61.4 4-2 回风 锚梁网喷 100 830 18.0 17.5 5.0 0.28 0.70 运巷掘进头 锚梁网 110 60 18.0 20.8 15 0.72 0.30 辅巷掘进头 锚梁网 110 80 18.0 20.8 18 0.86 0.57 回巷掘进头 锚梁网 110 100 18.0 20.8 12 0.58 0.32 4-2 运顺 锚梁网 140 2774 18.0 24.4 23.2 0.95 25.9 4-2 辅顺 锚梁网 110 2814 18.0 20.8 34.7 1.67 74.5 4-2 回顺 锚梁网 110 2814 18.0 20.8 8.6 0.41 4.58 4-2 联络巷 锚梁网喷 110 180 16.4 16.3 6.3 0.39 0.29 顺槽横贯 锚梁网 110 700 16.4 20.8 8.8 0.42 1.08 4-2 工作面 液压支架 240 400 17.4 36.5 32.0 0.9 3.5 爆破材料库 砌碹 32 190 8.3 4.8 5 1.04 1.14 小计 346 矿井通风困难时期的通风阻力表 巷道名称 支护方式 a 104 L(m） P(m） S（m2） Q（m3）/s V（m/s） h（pa） 主斜井 锚喷 31.4 346 13.1 11.9 42 3.53 14.90 副斜井 锚喷 31.4 860 17.0 20.1 118 5.87 78.71 回风斜井 锚喷 31.4 141 15.7 16.8 160 9.52 37.52 4-2 辅运 锚梁网喷 100 4947 18.6 20.3 23.2 3.60 589.5 4-2 运输 锚梁网喷 100 4847 16.8 17.0 46.8 2.75 363.0 4-2 回风 锚梁网喷 100 4717 18.0 17.5 25.0 1.43 99.03 76 运巷连掘 锚梁网 110 60 18.0 20.8 15 0.72 0.297 辅巷连掘 锚梁网 110 80 18.0 20.8 22 1.05 0.851 回巷连掘 锚梁网 110 100 18.0 20.8 20 0.96 0.880 4-2 运顺 锚梁 140 2774 18.0 24.4 23.2 0.95 25.90 4-2 辅顺 锚梁网 110 2814 18.0 20.8 34.7 1.66 74.55 4-2 回顺 锚梁网 110 2814 18.0 20.8 33 1.59 67.42 4-2 联络巷 锚梁网喷 110 180 16.4 16.3 12 0.74 1.079 顺槽横贯 锚梁网 110 700 18.0 20.8 8.8 0.42 1.192 4-2 工作面 液压支架 240 400 17.4 36.5 45 1.23 6.97 工作面 锚梁网 32 400 18.0 36.5 33 0.90 0.515 消防材料 砌碹 32 100 8.3 4.8 5 1.04 0.600 爆破硐室 砌碹 32 190 8.3 4.8 5 1.04 1.146 水泵房 砌碹 31 200 8.3 4.8 5 1.07 1.17 水仓 砌碹 32 330 8.3 4.8 5 1.04 1.98 小计 1367 根据计算结果， 矿井通风容易时期的通风阻力为 346Pa， 通风困难时期的通风阻力为1367Pa。 （2）自然风压 矿井自然风压按下式计算： HnH1gH2g 10.003484P/T1 20.003484P/T2 式中：H主斜井井口与回风斜井井口高差，12m； 1大气平均密度，kg/m3； 2井下空气平均密度，kg/m3； g重力加速度，m/s2； P地面大气压力，取 650mmHg； T1大气平均温度，K，估算为9.8； T2井下空气平均温度，K，估算为 12.5。 则：10.003484 650 13.6 9.8/（2799.8）1.1468 kg/m3 20.003484 650 13.6 9.8/（27312.5）1.0572 kg/m3 Hn12 1.1468 9.812 1.0572 9.810.54 Pa 77 矿井通风容易时期总负压： h最小最小h摩摩h局局Hn 346346 0.110.54370Pa 矿井通风困难时期总负压： h最大h摩h局局Hn 13671367 0.110.541515Pa 2等积孔 风井通风等积孔按下式计算： hQA19. 1 式中：A风井等积孔，m2； Q风井风量，m3/s； h风井负压，Pa。 计算的矿井风井风量、负压、等积孔计算结果见表 5.2.6。 表表 5.2.6 风压、负压及等积孔风压、负压及等积孔 序 号 项目 容 易 时 期 困 难 时 期 风量（m3/s） 负压 （Pa） 等积孔 （m2) 风量（m3/s） 负压 （Pa） 等积孔 （m2） 进风 回风 进风 回风 1 主斜井 50 21.11 7.73 42 14.90 4.89 2 副斜井 75 31.80 118 78.71 3 回风立井 125 22.90 160 37.52 从等积孔大小（均大于 2m2）可以看出，本矿井为通风容易矿井。 5.2.4 通风设施、防止漏风和降低风阻的措施 5.2.4.1 通风设施 设计采用的通风设施有风门、调节风门、风墙、风桥和风帘等。其结构及设置简述如下： 78 1风门 分为常闭、常开两种，木制或铁制。常闭风门设在进、回风巷之间，用于隔断风流和便于行人、检修等；常开风门用于反风，安设在采煤工作面顺槽、掘进巷道入口附近，当工作面需要进行反风时将其关闭，并相应打开有关常闭风门。 2调节风门 木制或铁制，用于调节通过巷道的风流大小，安设在独立通风硐室的回风通道、大巷、工作面顺槽等需要调节风流的巷道中。 3风墙 分为永久风墙和临时风墙两种，用于隔绝风流。永久风墙用实心混凝土块或砖块砌成，砂浆抹缝，在进风巷一侧墙面抹砂浆，主要设在大巷和进、回风巷之间的横贯中。临时风墙用空心混凝土块或砖块砌成，不需砂浆抹缝，但要在进风流巷一侧墙面抹砂浆，也可用塑料苯板喷化学凝胶制成，主要设在综采工作面进风和回风顺槽之间的横贯和掘进工作面巷道中。若风墙中部去掉混凝土块，安上门，其构筑物称为人行门，人行门向进风侧开启。 4风桥 主要用于进、回风巷相交处，回风巷从进风巷上方通过时形成风桥，进风风流不泄露。当均为进风巷的胶带顺槽和辅助运输大巷相交时，也要设置风桥，但此时为运输所要求。风桥上方巷道采用锚喷支护，下方巷道两侧墙为混凝土浇筑，其顶部为配有工字钢梁的混凝土板，为防止漏风，在混凝土板上方填 0.51.0m 厚的黄土。对于服务时间不长，上方巷道仅作回风使用的风桥，其下方的巷道两壁可用空心混凝土块砌成，壁面抹砂浆，顶部覆盖经防腐处理后的波纹薄钢板。 5风帘 采用不燃性材料制作，主要设在连续采煤机掘进工作面有关巷道，用于疏导风流。 5.2.4.2 防止漏风和降低风阻的措施 为了使矿井通风系统稳定可靠，保证风流按拟定路线流动，根据开拓布置和井下用风的要求，在必要地点设置通风构筑物，并要求加强管理和维护，以确保矿井安全生产。 1对不允许风流通过，也不需要行人、行车的进、回风巷道之间的联络巷道，要设置永久挡风墙。 79 2对采空区及废弃巷道要及时封闭，并应经常检查密闭效果。 3在行人或行车而又不允许风流通过的巷道中，应设置风门，并对风门进行遥控 和集中监视。为避免风门开启时风流短路，在同一巷道内应设置两道风门，并禁止两道风门同时打开。 4安设风门的地点，要求前后 5m 内支护完好，无空帮空顶。门垛四周均要掏槽，槽深在煤层中不小于 0.3m，在岩石中不小于 0.2m。门垛厚不小于 0.45m。门垛上的电缆和管道孔要封堵严密，如有水沟，要在水沟中设小门。木门板厚度不小于 30mm，门板要错口接缝。 5为防止矿井在反风时风流短路，在主要风路之间的风门应增设二道反向风门。 6主要进、回风巷道，砌壁或锚喷表面应尽量平整光滑，并保持巷道整洁，不乱堆放杂物，以降低巷道风阻和减少局部阻力。 7对于损坏或变形较大的巷道要及时修复，清除堵塞巷道，以保证通过的有效风量和减少通风阻力。 8通风设施要完备，对于不合格的地方要及时修补更换，以防风流短路等不良后果发生。 9设置专职人员对矿井通风系统和通风设施按时进行检查和维修。 10建立完整的通风系统管理制度。 5.3 通风设备 本矿井为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险性，煤层有自然发火倾向。矿井初期通风方式为中央并列抽出式通风。由主、副斜坡道进风，回风斜井回风，服务于全矿井，服务年限约 76.17a；回风斜井井口标高+1176m。 5.3.1 设计依据 初期风量： smQ/1 2 53初 后期风量 smQ/1 6 03后 80 初期矿井阻力： PaH370初 后期矿井阻力 ： PaH1515后 5.3.2 通风机风量、风压计算 考虑通风设施漏风和风道局部阻力损失后，回风斜井的风量、阻力为： 初期风量： smQKQ/25.13112505. 13初初 后期风量： smQKQ/16816005. 13后后 初期矿井阻力： PaHHH3752788. 1/2931. 1370/)(10初初 后期矿井阻力： PaHHH15322788. 1/2931. 11515/)(10后后 式中：K 通风设备漏风系数，取 1.05； H 风道阻力之和，计算值为 10.54Pa。 0 标准状况空气密度 取 1.2931 kg/m3。 1 风井井口空气密度 取 1.2788kg/m3。 通风网路特性曲线方程： 22220218. 03 .131375QQQRH初初 22220453. 08 .1831532QQQRH后后 5.3.3 设备选型 设计曾考虑过选用离心式风机，该型式风机与轴流式风机相比，由于反风需要专设反风道及反风闸门等一系列设施，增加了反风道的投资，土建施工量大，且风门多，在冬季容易出现风门被冻住的问题，其风量调节方式为采用前导叶调节，属于截流式调节，不利于风机的经济运行，故设计推荐选用轴流式矿井通风机。 81 根据矿井回风量、矿井阻力，以及在国内得到广泛应用的轴流通风设备使用情况和性能，设计对回风斜井通风设备的选型考虑了两个方案，方案比较见表 5.3.1。 表表 5.3.1 通风设备选型方案比较表通风设备选型方案比较表 内 容 方案一 方案二（推荐） 通 风 机 型 号 GAF25-12.5-1 FBCDZNo28/2 450 台 数 2 2 叶片调节方式 停机机械一次调节叶片 人工逐个调节 初期工况点参数 流 量 (m3/s) 131.3 131.3 静压升(Pa) 1219 1219 静压效率 (%) 60 72 轴功率 (kW) 266.7 222.3 叶片角度 -6 34 后期工况点参数 流 量(m3/s) 183.8 183.8 静压升(Pa) 3179 3179 静压效率 (%) 80 84 轴功率 (kW) 730.4 686 叶片角度 3 34 电 动 机 型 号 Y710L-6 YBF 560M2-8 功 率 (kW) 1000 2 450 电 压 (kV) 10 10 转 速 (r/min) 985 740 年运行费用(万元) 260（+40） 220（ 0.00） 投 资 设备+电控 (万元) 254+110 265.8+150 土 建 (万元) 200 80 合 计 (万元) 564（+68.2） 495.8（ 0.00） 备注：以上比较表中的设备价为公司参考报价，投资中未包括安装费。 方案一选用的 GAF25-12.5-1 型轴流式矿井通风机采用停机一次性整体调节叶片方式，风机叶片调节方便；采用停机调节叶片反风，反风量大；产品配带消音器、箱式风门、 轴承润滑站、喘振报警装置、通风测定装置等，成套性强；风机品种规格齐全，按“量 82 体裁衣”的方式选择风机；风机运行噪声较小；但由于主电机安装在出风侧，传动轴需穿过扩散塔与风机叶轮连接，其尺寸较长，安装对中困难，同时扩散塔较高，为避免基础的不均匀下沉，基础处理难且工程量大；需建机房、扩散塔等，风道长，占地面积较大；安装调试复杂，施工周期长，装置设备多、维护量稍大；反风时需调节叶片角度，操作时间长。 方案二选用的 FBCDZ No28/2 450 型矿用防爆对旋轴流式通风机，其两级叶轮既是工作轮又互为导叶，提高了风机运行效率，通风机设有回流环，有效地消除了喘振；可配变频电机变频调节风机转速，以适应矿井不同期间对通风的需要；采用反转反风并带防爆制动器，反风量较大，反风时间较短；配带风门、消音器、扩散筒，安装简单、施工周期短，维护工作量小；不需建风机房、可露天布置，安装时间短。但由于通风机电动机安装在风机轮毂内，叶轮安装在电动机轴上，需要装设防爆电动机，电动机散热较差，电动机维护较复杂。另外，风机露天安装其外壳及连接件锈蚀较严重。 经对以上 2 种风机的技术性能、安装方式、结构设计、运行效率、维护特点、投资、年运行费用等方面进行了综合比较后，设计推荐方案二。 由于初、后期的负压相差较大，为使风机在初、后期都能在高效区节能运行，本设计采用初期单级运行的方式。通风机性能曲线见图 5.3.2。 图5.3.2 通风机性能曲线图 5.3.4 附属设施 通风机为为露天安装，为提高通风机的使用寿命，通风机的外壳应进行防腐处理，所有联接螺栓均采用不锈钢螺栓。 83 在通风机的集风器前和扩散器侧壁应设置密闭性能良好的检修门，其位置应便于出入。在消声器前后应设检修门。风机采用的闸门，可电动、手动两用。要求开关灵活，使用方便，密闭性好，漏风少，有防冻措施，开启/关闭时间不大于 3min。 该通风设备不设反风道， 采用断电制动停机后电机反转的方式进行反风， 能在 10min内改变巷道中风流的方向，当风流方向改变后，反风量不小于正常风量的 40%。满足煤矿安全规程的有关规定。 5.4 灾害预防及安全装备 5.4.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 5.4.1.1 预防瓦斯爆炸的措施 本井田瓦斯成份带应属二氧化碳氮气带，据临近煤矿调查资料，各煤矿在生产过程中未发生过瓦斯爆炸事故。为保证矿井安全生产，在生产中应加强瓦斯监测，杜绝瓦斯事故。 预防瓦斯爆炸的根本措施是防止瓦斯的积聚和引燃，矿井投产后，应建立严格的通风管理制度，特别应注意以下措施： 1严格执行瓦斯检查制度，巷道揭露煤层时，要按照煤矿安全规程采取必要的瓦斯预防措施。 2 加强采掘工作面的通风， 采煤工作面和掘进工作面应按设计要求保证足够的风量，在通风风路中设置适当数量的风墙、风桥及风帘，可以有效地控制风流、风量分配和减少漏风，提高通风效率。 3对废巷、停工停风的盲巷及采空区要即时封闭。 4处理好工作面上隅角、采空区边界、采煤机附近和顶板冒落空洞内、低风速巷道顶板附近、停风的盲巷等局部积聚的瓦斯，防止瓦斯浓度超限。 5严禁将易燃物品和点火器具带入井下，禁止井下及井口房使用明火。 6采煤机割煤时，如遇夹石或切割顶底板时，在开机前应测定工作面瓦斯浓度，使之不超过煤矿安全规程允许值，避免切割岩石时产生火花引起瓦斯爆炸。 84 7井下爆炸材料的使用和操作工艺流程必须遵守煤矿安全规程的有关规定。 8井下掘进工作面的局扇和电气设备都必须安设风、电闭锁装置。 9井下各电气设备在启动前必须先进行瓦斯检查，严禁带电检修电气设备。 10采掘工作面位置发生变化时，应及时调整通风系统，增加必要的通风构筑物，以保证工作面有合理的通风系统。 11加强地面及井下煤仓通风，防止煤仓上部瓦斯积聚。 5.4.1.2 预防煤尘爆炸的措施 井下煤尘主要是采煤和掘进煤巷时产生的，另外在各煤仓下口装载点，胶带输送机转载处，以及井下煤炭运输过程中也会产生扬尘。 为防止煤尘爆炸和爆炸后范围进一步扩大，要求采取“预防为主”的综合防尘措施： 1采煤机、综掘机及连采机均采用内外喷雾系统，岩普掘工作面采用湿式打眼、水炮泥爆破或水封爆破、放炮喷雾等措施，预防粉尘产生。 2采掘工作面、运煤转载处、煤仓上口等易产生粉尘的地点设置喷雾降尘装置，以控制其扬尘，降低粉尘浓度。 3在采煤工作面回风顺槽、回风大巷及胶带输送机大巷中设置风速传感器，监测各巷道风速，严格控制风速超限。 4经常检测风流中的粉尘含量，定期清扫和冲洗巷道周壁，防止粉尘过量积聚或飞扬。 5盘区回风巷、掘进巷道、主要回风大巷都必须安装风流净化水幕，水幕雾化要好，能封闭全断面。 6按规定设置隔爆设施，隔爆水棚的设置地点、数量、水量及安装质量都必须符合规定要求，预防爆炸范围扩散。 5.4.2 预防井下火灾的措施 矿井火灾分为内因火灾和外因火灾。由于煤炭氧化自燃而产生的火灾属矿井内因火灾，由于井下放炮、电流短路、摩擦及其它明火等引起的火灾属外因火灾。 据本井田煤层自燃倾向测定资料，各煤层均属自然发火和有可能自然发火的煤层，不同的是自然发火的难易程度有所差异。4-2、4-3煤层易自然发火的样品数较多；4-2煤层 85 虽不具或很少具易自然发火的特征，但因井田内各层煤煤类大部分为长焰煤，变质程度低，故仍具有很大的自然发火可能。因此，在煤炭开采过程中，一定要提高防火意识，采取有效的防范措施，防止火灾发生。 5.4.2.1 内因火灾预防措施 对于煤层自燃的问题，按照矿井防灭火规范的规定应采取措施进行防治。结合目前国内外对自燃煤层所采取的有效防治措施， 设计确定本矿井建立以氮气防灭火为主，喷洒阻化剂、均压通风等的综合防灭火措施。 1氮气防灭火系统 矿井采用斜井开拓方式，主要开拓巷道、盘区巷道均布置在煤层中。采用长壁采煤法，全部垮落法管理顶板。 根据国内外经验，防火注氮量一般为 5m3/min；若回风敞口，灭火注氮量不能小于9.2m3/min；全封闭时，可控制在 8m3/min。 对于制氮系统的布置方式，国内常用的有地面集中式和井下移动式。地面集中制氮系统，工作环境好，便于维护管理，设备投资少，故障率低，在相对静态的条件下工作，一旦出现故障，排除方便。当某处出现着火危险，可方便调用所有氮气集中进行高强度注氮，将着火危险消灭在萌芽中，但地面制氮系统存在输气距离长，效率低，能源损耗大，运行费用高，管材及安装费用多，需建制氮机房，土建投资多。而井下移动式制氮系统，机动灵活，使用方便，可根据使用需要开起相应设备，输气管路短，管材及安装费用低，损耗小，运行费用低；但所有电机、电器等均需严格按防爆等级执行，设备投资高，工作环境较差，安装维护费用高，体积也受到限制，特别是对于变压吸附式设备，吸附塔卧式安装，吸附剂的性能无法充分发挥。 根据上述综合分析比较，为了提高制氮效率，减少输气管路损耗，节省管材及安装费用，降低运行费用，方便制氮设备上、下井及在井下安置，设计推荐井下移动式制氮系统。 井下设移动注氮站，主要用于回采面拆架、安装、收作、停采时的防灭火，也可用于煤巷高冒区、老空区的防灭火。当工作面采空区出现发火征兆时，连续或间隙地向采空区注入氮气直到征兆消除。 根据矿井火灾发生的地点不同，灭火的方式也不同，按煤矿安全规程要求，编 86 制专门设计，同时生产中应制定安全计划、措施、管理制度、作业规程等，因此具体的灭火方法应在下阶段设计中针对不同的发火形式，发火地点制定不同的灭火方法。 根据本矿井盘区布置及各工作面所需注氮量情况，结合国内采用注氮防灭火矿井的设计生产情况，并考虑到矿井注氮实际效果及一定的安全备用系数，确定本矿井选用DT-600/8 型煤矿碳分子筛制氮设备 4 套，产氮量为 600 4m3/h。富裕系数为 30%。每套制氮设备安在四辆平板车上，设置在工作面辅助运输顺槽与辅助运输大巷交叉处附近的新鲜风流中，随工作面搬迁而移动。 2阻化剂防灭火系统 井下煤的自燃，一般是由于残留在采空区或回采巷中的浮煤，以及压裂的煤柱在漏风过程中氧化发火。通常把发火点的煤炭分为冷却带、氧化带及窒息室。阻化剂是一种吸水性很强的盐类化合物，喷散到煤体上，能浸入煤的节理与裂隙，形成一个稳定的抗氧化保护膜，隔绝煤与空气中氧的接触，降低煤在低温下的氧化活性从而起到阻止、推迟煤层自然发火的作用。 为节约投资和适应工作面位置不断变化的要求，设计采用移动式阻化剂雾化系统，即在工作面进风顺槽中设置贮液箱和阻化剂喷射泵，通过管道进入工作面，喷洒气雾阻化剂到采空区和工作面四线（上、下顺槽、开切眼及停采线） 。 3均压防灭火 均压防灭火是采用通风技术措施，调节漏风风路两端的风压差，使之减小或趋于零，使漏风量减至最小，从而抑制控制区内煤的自燃，抑制封闭火区的火势发展，加速其熄灭。 采用均压防灭火时应注意：实行区域性均压时，应顾及邻区通风压能的变化，不得使邻区老塘、采煤工作面、采空区或护巷煤柱的漏风量增加，严防火灾气体涌入生产井巷和作业空间；回采工作面采用均压防灭火时，必须保持均压风机连续稳定地运转，并有确定均压风机突然停止运转时保证人员安全撤出的安全措施。利用均压技术灭火时，必须查明火源位置、瓦斯流向，并有防止瓦斯流向火源引起爆炸的措施。 4束管监测系统 根据煤矿安全规程的规定，采用氮气防灭火时，必须有能连续监测采空区气体成分变化的监测系统。束管监测技术是目前比较成熟的安全监测技术，可以在地面连续 87 遥测井下发火处的 O2、CO、CO2及 CH4 等多种气体，监测地点多处，是氮气、阻化剂防灭火不可缺少的辅助系统，设计选用 KSS-2100 型矿井火灾预报束管监测系统 1 套。 除采取上述预防井下煤炭自然发火引起火灾外，设计本着“预防为主，消防并举”的基本原则，采取以下综合防灭火措施，保障矿井安全生产和职工的生命安全： （1）提高回采工作面回采率，采空区尽量不留残煤并及时进行封闭。 （2）加强通风设施管理，合理设置通风构筑物，减少漏风，消除采空区的供氧条件。 （3） 对废巷应及时密闭， 采空区密闭有必要时需进行注浆封闭， 及时清理碎煤杂物，使之与空气隔绝，抑制煤的氧化。 （4）对支承压力区的煤柱裂隙、采空区、开切眼、停采线等煤炭易自燃的地点喷洒阻化剂，降低煤的氧化能力，阻止煤的氧化过程。 5.4.2.2 井下外因火灾预防措施 1按煤矿安全规程有关规定设置井下消防材料库，按规定配备灭火材料与器材。 2井下主要机电设备硐室设置防火门或防火栅栏两用门。 3 禁止一切人员携带烟草和点火工具下井， 井下及井口房内一般不准进行焊接作业，如必须进行，应按煤矿安全规程的有关规定进行。 4正确选择和合理使用电气设备，加强维护，保证输电线路完好，设备正常运转，防止发生事故。 5采用阻燃和防静电胶带、不延燃电缆、风筒和不燃液。在胶带输送机头和主要机电硐室设火灾报警和灭火装置。各胶带输送机巷和辅助运输大巷均铺设消防管路，每隔一定距离设有消防水龙头。 6井下不存放汽油、煤油和变压器油。井下擦抹机械用过的棉纱和布头等放在盖严的桶内，定期送往地面处理。 5.4.3 井下水灾预防 本矿井水文地质条件比较简单，煤系地层含水微弱，若无较大的裂隙，不会给采煤造成危协和带来灾害。但由于张家峁井田煤层埋藏比较浅，根据各可采煤层导水裂隙带最大高度（包括冒落带高度）计算，先期开采区内各可采煤层导水裂隙带高度均大于相邻两煤层间的距离，导水裂隙带互相叠加，直达地表，与第四系松散层潜水沟通，组成 88 间接的充水水源。此外，井田北部紧邻地方煤矿开采区，对其采空区积水不容轻视，开采至附近时应采取探、放水措施或予留保安煤柱，以防突水事故；井田南部的常家沟水库最大库容量为 1200 万 m3。未来煤矿开采时，要远离这些区域，严防“三带”与其相互灌通后，地表水、水库蓄水沿裂缝灌入下部煤层，给煤矿生产带来不必要的损失。 对于上述问题，在开采过程中应采取如下措施加以防治： 1井下建立完善的排水系统，设计在回风斜井井底附近设置了主排水泵房和水仓，水仓有效容量达 1900m3，超过矿井 8h 正常涌水量。泵房内选用 3 台 MD1280-43 2 型矿用耐磨多级离心泵，排水管道选用 2737 无缝钢管 2 趟。正常涌水时 1 趟工作，1 趟备用，最大涌水时 2 趟同时工作。 2设计在常家沟水库留设 96m 保安煤柱，生产当中可根据实际情况对保安煤柱进行相应调整。 3 采掘过程中在靠近小煤矿时应采取探、 放水措施或予留保安煤柱， 以防突水事故。 4采掘中遇见钻孔时，要注意观察其是否与含水层沟通，以防突然涌水。 5在巷道掘进时必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，以防矿井涌水量增大，发生矿井突水和溃沙等地质灾害。 6雨季来临时应加强观测井下水文变化情况，并向矿调度室报告。 7建立健全水害预报制度，矿井要有水害避灾路线图，并使每一位下井人员熟悉避灾路线。遇有水害发生，有关人员要及时汇报调度室，以便采取应急措施。 8井下主排水泵房管子道直接连通回风斜井，井下水灾发生时可由管子道撤离人员和调配排水设备。 9采掘工作面或其它地点发现透水预兆（挂红、挂汗、空气变冷、发生雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙发生涌水、水色发浑、有臭味等其它异状）时，必须停止作业，采取措施，并报告矿调度室，如情况紧急，须立即发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。 10井下沿煤层布置的巷道，受煤层起伏影响较大，巷道中会出现积水现象，在矿井生产期间应根据实际情况，在巷道适当位置设置水窝，由小水泵将水窝水排至井底水仓，保证井下巷道运输畅通。 89 5.4.4 片帮冒顶事故预防 本矿井井下采煤方法为走向长壁采煤法，采用全部垮落法管理顶板，采煤工艺为一次采全高，工作面长度较长，片帮冒顶易发生在采掘工作面。掘进工作面掘进或放炮后，巷道围岩松动，如果支护不及时，往往顶板和两帮矸石容易掉落。综采工作面主要是上、下端头受集中应力的作用，煤层顶板和煤壁松动，易发生冒顶和煤壁片帮。 1回采工作面配备液压支架下缩自记仪和圆图压力记录仪，严密监视回采工作面顶板压力的变化，总结其显现规律。顶板初次来压、周期来压时要及时制定安全措施； 2安排有经验的工人维护采煤工作面端头，设计回采工作面采用掩护式液压支架支护顶板，上、下端头支护采用端头液压支架，工作面巷道超前支护采用超前支架及悬浮式单体液压支柱，超前支护距离不小于 25m。 3经常维修液压支架的护帮板； 4尽量减小采掘工作面空顶距，巷道掘进后应及时进行临时支护； 5严格执行“敲帮问顶”制度，及时发现事故征兆； 6在采高比较大的地段应注意对煤壁的维护，防止片帮。 7工作面采空区顶板初次冒落的步距较大，对工作面的安全构成很大的威胁，为减少冒落跨度，减少悬顶，减轻支护的承压值，必须进行人工强制放顶。人工强制放顶的方式，目前普遍采用打眼爆破的方法，按爆破柱槽的位置不同，有端部爆破柱槽，中部爆破柱槽和定悬顶爆破柱槽。定悬顶爆破柱槽是现场普通采用的方法，在作业规程中应针对顶板和支护的具体条件，规定人工强行放顶的悬顶距离。 5.5 井下安全避险“六大系统” 根据国务院国发201023 号文件和煤监总局安监总煤装2010146 号文件，要求煤矿、非煤矿山要制定和实施生产技术装备标准，必须安装监测监控系统、井下人员定位系统、紧急避险系统、压风自救系统、供水施救系统和通信联络系统。 5.5.1 矿井监测监控系统 本矿井属低瓦斯矿井，煤层属易自燃发火煤层，煤尘具有爆炸危险性。矿井装备煤矿安全监控设备是保障矿井安全生产的主要措施之一。为了安全生产、高产高效、提高 90 煤矿自动化水平，充分发挥安全监测监控系统的作用。根据现行煤矿安全规程 、 煤炭工业矿井设计规范 、 煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范 ，结合该矿井的建设规模，设置安全监测监控系统。 （1）环境监测：主要监测井下各种有害气体及工作的作业条件，如：高、低浓度甲烷（瓦斯）气体、一氧化碳、风速、温度、压力、负压、烟雾等。 （2）生产监控：监控井上下主要生产环节的各种生产参数和主要设备的运行状态参数。例如：主井带式输送机、顺槽带式输送机、盘区变电所、中央水泵房、通风机、局扇、空压机、制氮机、综采工作面采煤机、井下风门开关、馈电开关等设备的运行状态和参数。 （3） 安全监测监控中心和测点设置： 矿井安全监测、 监控中心设置在矿调度中心内。矿井安全方面的测点按现行煤矿安全规程 、 煤炭工业矿井设计规范 、 煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范的相关要求进行配备；生产方面的测点按矿井生产管理惯例和监测监控系统的产品技术说明书及相关设备资料进行配备。 5.5.2 井下人员定位系统 本矿装备了 KJ251 矿井人员管理系统。该系统采用先进的远距离无线射频识别技术和远程通讯技术，由地面管理计算机及软件、人员定位分站、人员标识卡及读卡器等组成。可实现对矿井入井人员的实时监测、跟踪定位、轨迹回放、考勤统计、报表查询等功能。详见第十章第七节。 5.5.3 井下紧急避险系统 根据国家安全监管总局国家煤矿安监局安监总煤装201115 号煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定 及国家安全监管总局国家煤矿安监局安监总煤装201133 号 煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范（试行） ，为给井下人员在灾变时提供避难场所，必须建设井下紧急避险系统。该系统组要自救器、紧急避险设施、避灾路线及应急预案四个方面。 1. 自救器 根据规定井人员配备的自救器额定防护时间不低于 30 分钟。设计井下人员配备了QSR-40 型化学氧自救器，全矿井共配备 750 台。 91 2. 紧急避险设施 煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定中规定”所有煤与瓦斯突出矿井都应建设井下紧急避险设施。其它矿井在突发紧急情况时，凡井下人员在自救器额定时间内靠步行不能安全撤至地面的，应建设井下紧急避险设施。煤与瓦斯突出矿井应建设采区避难硐室。突出煤层的掘进巷道长度及采煤工作面推进长度超过 500m 时，应在距离工作面 500m 范围内建设临时避难硐室或设置可移动式救生舱。其它矿井在距离采掘工作面1000m 范围内建设避难硐室或设置可移动式救生舱。” 紧急避险设施应具备安全防护、氧气供给保障、环境监测、通讯、照明、人员生存保障等基本功能，在无任何外界支持的情况下额定防护时间不低于 96 小时。 (1) 具备自备氧供氧系统和有害气体去除设施。供氧量不低于 0.5L/min 人，处理二氧化碳的能力不低于 0.5L/min 人，处理一氧化碳的能力应能保证在 20min 内将一氧化碳浓度由 0.04%降到 0.0024%以下。在整个额定防护时间内，紧急避险设施内部环境中氧气含量应在 18.5%23.0%之间，二氧化碳浓度不大于 1.0%，甲烷浓度不大于 1.0%，一氧化碳浓度不大于 0.0024%，温度不高于 35 摄氏度，湿度不大于 85%，并保证紧急避险设施内始终处于不低于 100Pa 的正压状态。采用高压气瓶供气系统的应有减压措施，以保证安全使用。 (2) 配备独立的内外环境参数检测或监测仪器，在突发紧急情况下人员避险时，能够对避险设施过渡室（舱）内的氧气、一氧化碳，生存室（舱）内的氧气、甲烷、二氧化碳、一氧化碳、温度、湿度和避险设施外的氧气、甲烷、一氧化碳进行检测或监测。 (3) 按额定避险人数配备食品、 饮用水、 自救器、 人体排泄物收集处理装置及急救箱、照明设施、工具箱、灭火器等辅助设施。配备的食品发热量不少于 5000kJ/d 人，饮用水不少于 1.5L/d 人。配备的自救器有效防护时间应不低于 45 分钟。 3. 避灾路线 合理的避灾路线是井下紧急避险系统发挥作用的关键，当井下发生瓦斯、煤尘事故时，井下人员必须沿新鲜风流逃生，当井下发生水灾时，井下人员必须沿地势高处逃生。因此井下避险设施必须布置在新鲜风流及地势较高的地方，及布置在避灾路线上。 4. 应急预案 矿井应该做好井下发生灾变时的应急预案，同时做好对入井人员的培训工作，确保 92 所有入井人员准确掌握紧急避险系统的实际状况。 5.5.4 井下压风自救系统 按照国家安全监管总局国家煤矿安监局关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系统”的通知（安监总煤监2010146 号） ，建设完善矿井压风自救系统要求，在矿井工业场地内建空气压缩机站一座，根据设计计算压缩空气需要量，站内设置 3 台 FHOG150A 型螺杆式空气压缩机，2 台工作，1 台备用。 在盘区巷道压缩空气管路所有分岔处设置一组三通及闸阀，在工作面带式输送机巷和工作面回风巷内的压缩空气管路每隔 200 设置一处三通及闸阀，管路至救生舱硐室点设置一处通往救生舱的闸阀。 在主斜井井口和井下管道最低部分设置油水分离器。 5.5.5 矿井供水施救系统 根据井下安全避险系统的要求，井下设有固定式避难硐室和移动式救生舱，井下救生用水管道为其提供生活饮用水 。 设计井下救生用水管道与井下工作面喷雾泵站及掘进机用水管道合建，从地面给水管网上就近引一根 DN80 的专用生活供水管道，沿主斜井敷设至井下喷雾泵站、井下掘进机及井下固定式避难硐室和移动式救生舱的生活饮用水点，井下固定式避难硐室和移动式救生舱接 DN20 支管，支管口设置小型净水过滤器，供至井下的生活饮用水通过净水过滤器过滤后可直接饮用。 为了保证救生舱用水点的压力不大于 0.3MPa,在支管上同时设置减压阀进行减压。 给水管材：采用内衬不锈钢双金属复合管。 5.5.6 矿井通信联络系统 1井下移动通信 井下设置一套煤矿无线通信系统，作为矿井调度交换机用户的延伸，可以满足井下无轨胶轮车司机、检修人员和重要生产调度岗位等移动通信的需求，并提供紧急情况下报警及抢险救灾的应急通信手段。 93 2 . 有线广播电视 有线广播电视信号引自神木县电视台。本矿配置有线广播电视分配系统，采用860MHz 双向传输设备，行政办公楼、联合建筑和单身公寓等电视用户约 500 户，就近接入神木县有线广播电视传输网 3矿井生产调度电话交换机中继方式 为保证调度通信传输质量，便于组网管理，本矿生产调度交换机至上级矿区中心区总调度交换机采用 1 2Mb/s 数字中继；至本矿井下无线通信设备采用 1 个 V5.1 接口。共配置 3 个 E1 接口。 5其他调度 为减少重复投资，便于设备管理，充分利用生产调度交换机的灵活组网功能，矿井电力调度和地面生产系统调度与矿井生产调度合设交换机，实现分级调度管理。 94 第六章 矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型 6.1 提升设备 6.1.1 概述 本矿井设计生产能力为 5.0Mt/a。在矿井工业场地设有一个主斜井、一个副斜井，而在工业场地的保护煤柱设有一个回风斜井。主斜井装备一台钢丝绳芯带式输送机担负矿井原煤的运输任务。副斜井采用无轨胶轮车担负全矿材料、设备、人员等辅助运输任务。设计矿井年工作日 330d，每天净提升时间为 16h。回风斜井担任全矿的通风任务，为了保证井下人员的健康和采煤工作的顺利进行。 6.1.2 主运输设备选型 带式输送机具有运输能力大、能实现连续运输、自动化程度高等优点，故本设计主斜井确定采用带式输送机运输。 根据井下开拓开采布置，从采煤工作面至大巷带式输送机、煤流连续运输，根据工作面数量及生产能力、煤流系统的协调能力，主斜井、4-2煤大巷带式输送机运量确定为2500t/h。结合井下工作面生产能力大的特点，考虑生产因素和工作面的峰值煤量，来确定胶带机的带宽、带速、输送带强度等技术参数。 其设计依据和设备选型参考第三章第二节的运输设备的选型的计算过程，故本章节就不做重复。 主斜井带式输送机技术特征见表 6.1.1。 6.2 排水设备 设计井下排水采用集中排水系统， 井下涌水全部汇集到下部4-2煤层大巷后集中排出。设计在 4-2煤辅助运输大巷末端布置井底水仓、主排水泵房及变电所，排水管路沿 4-2煤回风大巷敷设，排至副斜井排水沟，再自流到地面井下水处理站。 95 表表 6.1.1 主斜井带式输送机技术特征主斜井带式输送机技术特征 序号 名称 单位 内容 备注 1 运输量 t/h 2500 2 运输物料 原煤 3 运输物料容重 t/m3 1 4 速 度 m/s 4.0 5 输送机长度 m 2956.255 6 输送机角度 -1.3489 -0.1719 0 7 输送带 宽 度 mm 1400 带 强 N/mm St1600（阻燃） 8 电动机 型 号 YBPT450-4 2 台 功 率 kW 630 转 速 r/min 1480 9 减速器型号 SEW-M3PSF100-20.000 2 台 10 制动器型号 SHI252 1 套 11 液压自动张紧装置型号 ZLY-02-320 1 台 6.2.1 设计依据 4-2煤回风大巷顶端标高： +1128m 正常涌水量： 170 m3/h 最大涌水量： 220m3/h 排水距离： 2000 m 排水高度： 21 m 6.2.2 设备选型 工作泵的排水能力应满足： hmQQ/2 0 41 7 02 . 12 . 13正 hmQQ/2642202 . 12 . 13max最大 根据所需的水泵排水能力的要求，本设计考虑了两个方案，方案比较见表 6.2.1。 96 表表 6.2.1 排水设备选型方案比较表排水设备选型方案比较表 内容 方案一（推荐） 方案二 新管 旧管 新管 旧管 水泵 型号 MD280-43 2（变频调速） 300QK320-88/4 台 数 （台） 3 3 况点 流量（m3/h） 223.9 209.9 354.38 317.11 扬程（m） 41 50.9 71.13 89.24 效率（%） 77.9 76.5 72.23 76.22 轴功率（kW） 33.1 39.2 97.89 104.15 允许吸真空度（m） 5.69 5.89 转速（r/min） 1050 1150 1480 电动机 型 号 YB280S-4 YQSY-4 功 率（kW） 75 132 电 压（kV） 0.66 0.66 转 速（r/min） 1480 1480 正常涌水量 运行台数 （台） 1 1 排水时间（h） 18.22 19.44 11.51 12.87 最大涌水量 运行台数 （台） 2 1 排水时间（h） 11.79 12.58 14.9 16.65 排水管 规 格 （mm） 2737 2737 流 速 （m/s） 1.18 1.37 1.87 2.06 总 趟 数 （趟） 2 2 吸水管 规 格 （mm） 3258 流 速 （m/s） 0.83 0.96 1.31 1.45 吨水百米电耗 （kWh/thm） 0.775 0.98 1.43 1.7 年运行费用（万元） 13.39 16.93 24.7 29.4 投资 设备及管路费（万元） 34.19+91.06 14.4+91.06 矿 建 费（万元） 20 18 合 计（万元） 145.25( 0.00) 123.46(-21.79) 经技术经济综合比较，选用方案一，即 3 台 MD280-43 2 型矿用耐磨多级离心泵，配 YB280S-4 型（75kW、1480r/min、660V）矿用隔爆电动机。 97 排水泵的工况点计算： MD280-43 2 型矿用耐磨多级离心泵特性曲线及工况点参数见图 6.2.1. 1580 12040052025303540455010160 200 240 280 320 360 400 440 48055600 图 6.2.1 矿用耐磨多级离心泵特性曲线 管道特性曲线方程： 新管： 24211099. 321QQRHHt 旧管： 24221079. 621QQRHHt 式中：R1、R2管道阻力系数，新管时 R1=3.99 10-4, 旧管时 R26.79 10-4； Ht吸水面至排水口几何高差（m） 。 水泵工况点参数： 新管：流量 223.9m3/h、扬程 41m、效率 77.9%、轴功率 33.1kW、允许吸上真空度5.69m。 旧管：流量 209.9m3/h、扬程 50.9m、效率 76.5%、轴功率 39.2kW、允许吸上真空度5.89m。 98 正常涌水时水泵为 1 台工作，1 台备用，1 台检修。最大涌水时水泵为 2 台工作，1台检修。满足煤矿安全规程的有关规定。 6.3 压缩空气设备选型 6.3.1 设计依据 矿井投产时，井下在 2 个综掘面和 1 个普掘面设有风动工具，达产时在 2 个连采机掘、2 个综掘、1 个普掘面设有风动工具。矿井投产时用风工具使用情况见表 6.3.1。 表表 6.3.1 矿井用气地点及用气量表矿井用气地点及用气量表 用气地点 设 备 耗气量 (m3/min 台) 工作压力(MPa) 总耗气量(m3/min) 名 称 工作台数 普掘工作面 风 镐 2 1.2 0.40.5 2.4 气腿风动凿岩机 4 3 0.50.6 12 混凝土喷射机 1 58 0.150.4 8 综掘工作面 混凝土喷射机 1 58 0.150.4 8 锚索钻机 2 2.93.6 0.5 7.2 6.3.2 设备选型 6.3.2.1 选型计算 岩普掘工作面用气量按工作面中风镐与气腿凿岩机同时使用、混凝土喷射机不同时使用考虑，取大值；大巷综掘工作面锚喷支护使用一台混凝土喷射机；井底煤仓空气炮属于临时用气，不计入总用气量。则矿井所需风量： iiikqmQ21 1.2 1.15 1.01 （84 3 0.96+2 1.2 0.992 3.6 0.99） 40.5m3/min 式中：a1沿管道全长的漏风系数，取 1.2； a2由于风动工具的磨损耗气量增加系数，取 1.15； 海拔高度修正系数，取 1.01； 99 mi同型号风动工具，同时使用台数； qi每台风动工具的耗气量，m3/min； ki同型号风动工具，同时使用系数。 按满足投产时的 1 个回采工作面（23）人员和 3 个掘进工作面（45）人员灾害预防的用风计算所需风量： Q =na1q=681.21.010.3=24.7（m3/min） 式中：1沿管道全长的漏风系数，取 1.2； 海拔高度修正系数，取 1.01； q 事故情况下工作面每人配送风量按 0.3m3/min 计； n 最大班工作面人数，按 68 人计。 设计考虑以上两种情况下用风量，并取大值即 40.5m3/min 6.3.2.2 方案比较及设备选型 根据风动工具使用地点、用气量及场地布置和国家安全生产监督管理总局关于煤矿“三条线”建设的通知要求，本设计推荐在风井场地集中设置空压机站敷设管道下井向井下掘进工作面、煤仓供气的方案。 对压缩机机型，目前属传统活塞式和螺杆式并存的状况。由于螺杆式机组具有结构简单，零部件数量少，外形紧凑，重量轻，运行平稳，维护工作量少，其比功率接近或达到活塞式空压机的水平，气量调节方便，近年已成矿山大量应用的主要趋势。为此设计推荐采用螺杆式空压机组。方案比较见表 6.3.2。 方案一初期选用 2 台 SA-120A 型螺杆式空压机，随机配电动机（380V、125kW、1470r/min） ，后期增加两台 SM-490 型井下移动式空压机，随机配电动机（660V、90kW、1470r/min） ，优点是运行方式灵活，采用两套系统可靠性更高，使用移动式空气压缩机，可保证后期用气设备的用风需求，并且使后期巷道维护更为方便，缺点是投资稍高。 方案二选用 5 台 SA-75 型螺杆式空压机，随机配电动机（380V、75kW、1470r/min） ，缺点空压机房占地面积大，没有方案一运行方式灵活，井下用风地点必须敷设压缩空气管路才能使用风动工具。 100 表表 6.3.2 压缩空气设备方案比较表压缩空气设备方案比较表 内 容 方案一（推荐） 方案二 空 气 压缩机 型 号 SA-120A( SM-490) SA-75A 排 气 量 (m3/min) 21(16) 12.8 额定排气压力(MPa) 0.85(0.7) 0.85 冷却方式 风冷 风冷 台 数 (台) 3(2) 5 电 机 型 号 功 率 (kW) 125(90) 75 电 压 (V) 380(660) 380 转 速 (r/min) 1470 1470 压气管道规格 (mm) 1594.5 1594.5 投 资 设备费(万元) 102（ 0.00） 90（-12） 土建费(万元) 11.6 13.5 合计(万元) 113.6（ 0.00） 103.5（-10.1） 经综合技术经济比较，采用方案一，即初期选用 SA-120A 型螺杆式空压机 2 台，风冷却，排气量 21 m3/min，排气压力 0.85MPa，随机配电机（380V、125kW、1470r/min）电动机，后期增加 2 台井下移动式空压机，型号为 SM-490，排气量 16 m3/min，排气压力 0.7MPa，随机配电机电动机。初期供气距离较近时，井下设备用风和灾害预防用风采用 SA-120A 型螺杆式空压机供气，后期采用地面固定和井下移动相结合的方式供气，地面 SA-120A 型螺杆式空压机负责人员灾害预防用气和部分设备用气，其余设备用气由移动式空气压缩机供给。空压机房设于风井场地，长 宽 高=19 7.5 6m。为便于设备安装和检修，在空压机房内设有固定起重梁，配备单轨小车和手拉葫芦。 管道在地面采用焊接连接且埋地敷设，在井筒中采用加设套管焊接连接，在井下采用柔性管接头连接。空压机的电源引自风井场地 10/0.4kV 变电所，空压机本机已配带完备的微机电控系统。 101 第七章 环境保护 7.1 环境现状及地面保护物概述 7.1.1 自然环境及环境质量现状 7.1.1.1 自然环境 张家峁井田位于陕北黄土高原与毛乌素沙漠的接壤地带。 井田地形总的趋势为西南、西北高， 中东部低， 海拔高程最高 719.70m(单家阿包三角点)， 最低海拔高程 1088.00m(常家沟河谷处)。一般在 1701260m。 井田地貌类型可分为风沙滩地区和黄土丘陵沟壑区。井田西南角为风沙滩地区，地表被松散沙层覆盖，地势相对比较平坦，矮丘状固定沙丘和垄崗状半固定沙丘呈波状起伏。近年来植被恢复速度较快，主要有人工种植草地、荒草地、少量沙棘、沙柳等。其余地区属黄土丘陵沟壑区，地形支离破碎，沟壑纵横，坎陡沟深，梁峁相间，沟谷陡峻狭窄，地表侵蚀强烈。第四系中更新统黄土广布，一般厚度 50100m。现代地貌形态主要以地表迳流侵蚀为主，返耕还林政策实施以后，植被恢复很快，水土流失得到初步控制。基岩裸露于沟谷两侧，沟坡和山顶固定、半固定沙丘、沙坡、平沙地屡见不鲜。 1水系 区域内地表水主要为窟野河、考考乌素沟、常家沟和常家沟水库。井田所在窟野河河段为乌兰木伦河，是矿区最大河流，发源于内蒙古伊金霍洛旗，在井田东部 5km 处自北向南流过，最后注入黄河。根据神木县水文观测站资料：该河流域面积 7298km2，多年平均流量 17.40m3/s，最小流量 0.02m3/s，最大流量 7800m3/s。 井田北部的考考乌素沟，自西流向东南，汇于窟野河，河宽 1020m，洪水期最宽400m，据 194 队 1988 年 10 月至 1989 年 9 月观测（张家沟沟口站） ，流量 224.901403.80L/s，一般 801.70 L /s。区内自西向东属于考考乌素沟河流域支沟的有：四门沟、李家梁沟、雷家沟、院家梁沟、张家峁东沟、贺地山沟、赵苍峁沟。 区内的常家沟河， 自西向东流入窟野河。 据 71 队 1989 年 4 月1990 年 3 月观测 （陈家塔村站） ，流量 3.25635 L /s，一般 60120 L /s。区内属于该河流域的大支沟自西向 102 东依次为：乌兰不拉沟、郭家也沟、乔家圪劳沟、水塔沟、大进沟。 考考乌素沟和常家沟河流的流量因季节而异，变化幅度较大。 常家沟水库位于上游乌兰不拉河与老来河的交汇处，是神木县目前最大的水库。汇水面积 44km2，水库总容量 1200 万 m3。该水库已成为神东自备电厂、中电国华发电有限责任公司的主要水源地，同时又是神木发电有限责任公司、云渠等工农业生产的主要补充水源。 2气象条件 本区地处我国西部内陆，为典型的中温带半干旱大陆性气候。气候特点为：冬季寒冷，春季多风，夏季炎热，秋季凉爽，四季冷热多变，昼夜温差悬殊，干旱少雨，蒸发量大，降雨多集中在七、八、九三个月。全年无霜期短，十月初上冻，次年四月解冻。据榆林市神木县气象站近年气象资料主要气象参数为：近年平均气温 8.8；多年平均降雨量 436.6mm； 多年平均蒸发量 1774.1mm； 多年平均绝对湿度 7.6mbar； 平均风速 2.2m/s；最大冻土深度 146cm。 7.1.1.2 环境质量现状 1环境空气 据环境影响评价报告，目前环境空气中 SO2、NO2、TSP 浓度可满足二级标准要求，其 TSP 值较大，监测中有一次日均浓度达到 0.294mg/m3，接近执行标准（0.30） 。TSP 浓度较大与拟建项目地处黄土高原及毛乌素沙漠过渡地带风沙扬尘较大的自然因素有关，交通运输引起的扬尘也是重要原因之一。 2地表水 环评中在考考乌素沟上布设 3 个监测断面，分别为拟设排污口上游 500m、排污口处及排污口下游 3000m 处。监测结果表明，Ar-OH、NO3N、SS 在排污口上游、排污口、排污口下游 3 个监测断面均超标，石油类在排污口断面超标，其它各项指标在各监测断面均满足 GB38382002 中的类标准要求。超标原因可能是由于附近焦化企业和小煤矿排污所致。 3声环境质量现状 根据环评监测统计结果，拟建工业场地周围噪声均满足标准要求，区域声环境质量良好。 103 7.2 主要污染源及污染物 张家峁矿井在开发建设生产过程中，对周围环境产生的影响表现在煤炭的开发在提供能源的同时，也将促进本地区经济的发展，带动区内文教、医疗、卫生设施的建设，改善当地居民生活水平，对地区经济的繁荣将起到重要的促进作用；而经济基础的改观，也必将增加改善生态环境的财力物力，从而为本区生态环境的改善奠定一定社会经济基础；但对当地环境将产生污染和破坏。 1环境污染因素 （1）锅炉房产生的烟尘污染。设计拟在工业场地内设锅炉房一座，锅炉房内设置 2台 20t/h 锅炉（采暖期运行）和 2 台 2.1MW 常压锅炉（夏季运行） ，主要污染物为烟尘和S02。 （2）煤炭转载、储运过程中产生的煤尘、粉尘。 （3）工业广场的生产、生活污废水和井下排水。 （4）固体废物的排放。 （5）工业场地内机械和生产活动产生的噪声。 2非污染生态影响因素 （1）采煤沉陷对地下水资源的影响。 （2）采煤沉陷对景观、生态环境与水土流失的影响。 （3）工程施工建设期对地表的扰动及弃土弃渣对植被的破坏、加剧人为水土流失、土地沙化。 （4）煤矿建设占用土地而导致的土地利用结构的变化。 上述的影响因素在空间和时间上与矿井建设活动具有重叠性、穿插性和一致性，它们有的互为因果，或两种乃至数种影响因素叠加影响，最终将对该区生态环境引起一定的影响。 7.3 资源开发对生态环境影响与评价 矿山开采沉陷引起的损害是矿区资源开发环境损害的主要部分，是实现资源开采可 104 续发展，进行矿山开采生态环境保护和生态重建的重要设计依据。 7.3.1 生态环境现状 资源个以区内是牧草地为主体的生态经济系统，水资源贫乏且水量受自然影响程度很大，区内植被覆盖率低、动植物种类少、土壤贫瘠、水土流失严重，加之风沙、干旱、暴雨的灾害性气候交替出现，使得这一地区的生态系统抗冲击能力相当脆弱。同时，伴随着煤炭资源的大力开发，使得脆弱的生态系统趋于恶化，生物多样性降低，反过来又会影响人类的生存和发展。根据本项目环境影响评价，该项目区生态环境现状有以下特点： （1）地貌：项目区位于陕北黄土高原与毛乌素沙地的过渡地带，地貌类型有黄土地貌、风沙地貌和河流地貌，以黄土地貌为主。 （2）植被类型：该区位于陕北长城沿线沙生植被、草甸草原小区，为农牧交错地带，植被类型有灌丛、草丛、植被极低地段、农业植被，以灌丛为主。灌丛面积为 54.79km2，占项目区面积的 34.7%；草丛面积 78.21km2，占项目区面积的 48.73%。农业植被面积26.43km2，占项目区面积的 16.47%。 （3）植被覆盖度：由于该区位于半干旱地区，并且土地沙漠化和水土流失严重，区域内植被覆盖度以中覆盖度植被和低覆盖度植被为主，中部黄土丘陵的植被覆盖度低于东北部和西南部的风沙地貌。 （4）植物资源：项目区域内约有野生植物 200 多种，隶属 38 科 100 多属。其中豆科植物最多，约 18 属 36 种；其次为禾木科、菊科、藜科、十字花科、蔷薇科。项目区域内没有珍稀濒危和保护植物分布。 （5）野生动物资源：项目区域内的野生动物（指脊椎动物中的兽类、鸟类、爬行类和两栖类）约有 70 多种，隶属于 22 目 39 科。 （6）土壤侵蚀：项目区域内具有明显的水力和风力侵蚀过渡性特点，以风力侵蚀为主，土壤侵蚀强度较大，以水力侵蚀为主，风力侵蚀分布于东北部和西南部，中部黄土丘陵区的土壤侵蚀强度明显大于东北部和西南部的风沙区。 水力侵蚀面积 112.03km2，占评价区面积的 69.80%；风力侵蚀面积 48.08km2，占项目区总面积的 30.20%。 105 7.3.2 社会环境概况 项目区处于陕西省神木县境内，神木县位于黄河中游，长城沿线、陕西省北部、晋陕蒙三省交界地带，陕北能源重化工基地的中心，历史悠久，资源丰富，交通便利，设施完善。 神木县境版图近似菱形，南北最大长度 141km，东西最大宽度 95km，总面积为7635km2，居全省各县之首。全县总人口 36.6 万人，现有耕地 72.5 万亩，林地 330.6 万亩，草地 450 万亩。 全县地形西北高东南低，最大相对高差 710m。黄河由府谷县流经神木县东南边缘，境内主要河流窟野河、秃尾河沿地面倾向流入黄河。县境西北部有 46 个内陆湖泊，其中最大的红碱淖海子总面积 54km2，是陕西省最大的内陆湖泊。全县境内地下水总储量约120.5 亿 m3，可利用量 5.66 亿 m3/a，可开采量 1.6 亿 m3/a。按照地形特点，全县可分为北部沙漠草滩区、中部丘陵沟壑区和黄河沿岸土石山区。沙漠草滩区约占全县总面积的51.3%。该区土地平旷，地下水位高，水源充足，适宜发展灌溉农业，其中大保当、尔林兔等乡镇被列为全省重点井灌区，拟建成大型商品粮、菜、肉生产基地，加之牧野广袤，水草肥美，饵料充足，也是全县发展渔牧业的理想场所。中部丘陵沟壑区约占全县总面积的 37.6%，该区梁多峁少，土层深厚，窟野河、秃尾河两岸较为宽阔平展，日照充分，雨热同季，适宜建成豆类、果品生产基地。土石山区约占全县总面积的 10.94%，该区山大沟深，石多土薄，是传统的红枣、花生盛产区。 神木地域广阔，资源丰富。矿产资源主要有煤、石英砂、天然气等。县境内煤炭储量最为丰富，储煤面积 4500 km2，占全县总面积的 59%，探明储量为 50000Mt，占神府东胜煤田总储量的近四分之一。煤层地质构造简单，埋藏浅，易开采，煤质优良，属于特低灰、特低磷、特低硫、低水分、中高发热量、高挥发分弱粘或不粘长焰优质动力环保煤。煤的化学活性和热稳定性好，是动力、气化、液化、化工、建材、民用的理想用煤。石英砂探明工业储量 4.36Mt，二氧化硅含量在 97%以上。此外，铁矿石、石灰石、石油、膨润土等储量也很可观。 神木县工业经济发展迅速，基本形成了以煤炭为龙头，电力、化工、建材为骨干的地方工业体系。2003 年，第二产业实现增加值 26 亿元，较上年增长 30.0%。 106 从上述的分析可以看出， 地区生态环境脆弱是制约本工程项目开发的重要环境因素，而项目的开发又将对生态环境产生一定影响。 从时段上看生产期较建设期对环境的影响范围大、程度深。 从环境影响因素看，地表沉陷、采煤引起地下水变化等非污染生态影响的因素与只要采取措施即可显著降低污染的污废水、粉尘排放等环境污染因素相比，前者对环境的影响较大。 从环境要素看，土地资源、地下水环境两种要素受影响较大。 7.3.3 设计采用的环境保护标准 根据陕西省环境保护局以“陕环函 （2005） 332 号”文对该项目所采用的环评标准批复，根据“批复”，本次设计的相关标准如下： 1环境质量标准 （1）环境空气执行 GB30961996环境空气质量标准中二级标准及国家环保总局环发20001 号关于发布环境空气质量标准 （GB30951996）修改单的通知的决定； （2）地表水执行 GB38382002地表水环境质量标准中类水域功能区标准； （3）地下水执行 GB/T1484893地下水质量标准中类标准； （4）土壤执行 GB7618-1995土壤环境质量标准中二级标准； （5）声环境执行 GB30962008声环境质量标准中的 2 类标准。 2污染物排放标准 （1）锅炉烟气排放执行 GB72712001锅炉大气污染物排放标准中的第时段二类区标准； （2）工业粉尘排放执行 GB204262006煤炭工业污染物排放标准 ； （3）矿井水排放执行 GB204262006煤炭工业污染物排放标准 ；工业场地生活污水排放执行 GB89781996污水综合排放标准表 1、表 4 中一级标准； （4）工业场地厂界噪声执行 GB123482008工业企业厂界环境噪声排放标准中类标准； （5）固体废物排放执行 GB185992001一般工业固体废物贮存、处置场污染控制 107 标准中有关规定和 GB204262006煤炭工业污染物排放标准 。 （6）水利部 SL204-1998开发建设项目水土保持方案技术规范 。 7.4 环境保护措施 7.4.1 项目建设期环境保护措施 1. 缩短工期，尽早恢复场地植被，干燥季节施工采取洒水降尘措施。 2. 施工过程使用的水泥及其它易飞扬的细颗粒散体材料， 储存在库房内或密闭存放，运输时防止漏洒和飞扬。 3. 施工排水集中处理后达标排放，生活污水设置化粪池处理。 4. 优化施工方案，控制作业时间，避免夜间施工噪声扰民。 5. 施工期的岩土和煤矸石主要用于平整工业场地、填筑厂外公路路基等。 6. 制订施工期环保规章制度，加强施工人员环保意识。 7. 加强施工期环境监理。 8. 建设期生态保护措施：开挖场地过程中应合理调配土方，以挖作填，避免土方移动和堆放中产生风蚀扬尘和水土流失；建筑废弃渣石应及时清运并妥善处置，以减少风蚀逸散。管线的埋设应尽量统一规划、一次敷设完成，减少地表的开挖次数。施工期应尽量避开雨季，以减少因地表破坏造成的水土流失。 固体废弃物处理 1. 矸石处理 设计煤矸石总排放量为 23.29 万 t/a，其中矿井矸石产生量为 4.95 万 t/a，选煤车间矸石排放量为 18.34 万 t/a。设计排矸场地位于矿井主工业场地西南 500m 处的冲沟内。排矸采用汽车排矸，即井下掘进矸石通过胶轮车运至排矸场，动筛排矸车间矸石直接通过汽车运至排矸场。排矸场沿沟底设两排盲管，排泄沟底渗水，山坡两侧设截水沟，将坡地雨水截流排入考考乌素沟，靠近考考乌素沟处建拦矸坝。排矸场用地面积 5.184 hm2，服务年限 5 年。排矸场填满后，顶面整平复土造林或植草，斜坡面做成草皮护坡。 2. 生活垃圾处置 108 生活垃圾主要由工业场地的联合建筑、食堂、单身公寓等部门排放。本项目垃圾排放量为 292.6t/a。生活垃圾成分复杂，有机物含量较高，要有组织地排放。矿井配备垃圾筒和垃圾车，定期排放至店塔垃圾处理场进行统一处理。 3. 锅炉灰渣 锅炉灰渣主要由工业场地锅炉排放，其排放量约为 4147.5t/a。设计锅炉灰渣全部由当地村民拉走，用于筑路或作建材。 7.4.2 煤尘（烟尘）防治 1. 烟尘 工业场地内设锅炉房一座，锅炉房内设置 2 台型号为 DZL20-1.25-A的 20t/h 蒸汽锅炉（采暖期运行）和 2 台 3t/h 常压热水锅炉（夏季运行） ， 每台锅炉均配置除尘效率96%，脱硫效率 60%的麻石冲击式水浴除尘器。经除尘脱硫后的采暖期锅炉房排烟中烟尘浓度为 32.58mg/m3，SO2浓度为 195.47mg/m3，低于锅炉大气污染物排放标准GB7271-2001 中第二时段二类区的标准浓度限值采暖期每天按 20 小时计算， 非采暖期每天按 12 小时计算。采暖期 142 天。锅炉房烟囱为高 50m 砖烟囱，上口内径 2m。 2. 粉尘污染源及治理措施 煤粉尘主要产生于煤炭生产、储运过程，为无组织局地扬尘污染。张家峁矿井原煤采用圆筒仓储存，避免了煤尘外逸。工业场地原煤转载点、筛分破碎系统等易产生扬尘的工作环节采取集尘罩和喷雾洒水装置等措施，抑制和减少煤粉尘的污染。 3. 排矸场洒水降尘 设计在排矸场配置洒水降尘装置，如可由洒水车定时定量洒水，可以有效地抑制扬尘。 4. 运输道路洒水降尘 为减小道路对环境空气的污染须采取定期洒水和清扫等防治措施，一般在清扫后洒水，抑尘效率能达 90%以上。并加强对道路的维护，保证其路面处于完好状态，减少扬尘量。 109 7.4.3 噪声防治 工业场地地面主要噪声源有：通风机、选煤生产车间、空压机房、锅炉引风机、坑木加工房以及水泵房等处，这些设备噪声源大部分是宽频带的，且多为固定噪声源。 噪声治理措施： 1矿井通风机 通风机噪声以中、低频噪声为主，通风机选用两台， ，该通风机带有消声装置。 2锅炉房 工业场地锅炉房设置隔声门窗和隔音值班室；锅炉鼓、引风机均设置减震基础，尽量减少振动噪声。 3水泵房 水泵噪声采用加装消声器、做减震基础，用可曲挠橡胶接头等综合措施。 4空压机房 空压机房主要产生空气动力性噪声，以中、低频噪声为主，设置隔声门窗和隔音值班室，空压机进出气口设消声器消声。 5坑木加工房 坑木加工房的电锯为高噪声设备，设隔声门窗，并禁止在夜间工作。对无法采取措施的作业场所，操作人员工作时佩带耳塞等个人防护用品。 7.4.4 污废水防治 1矿井水 矿井井下排水主要是各含水层的涌水和少量井下生产废水。矿井正常涌水量为4080m3/d，最大涌水量为 5280m3/d，主要污染物为悬浮的煤与岩的微粒。 设计在矿井工业场地建一座规模为 4100m3/d 的矿井水处理站， 矿井水经混凝、 沉淀、过滤、消毒处理，处理后井下排水水质达到井下消防洒水及绿化冲洗用水水质标准。经处理达标的矿井水， 739m3/d 用于井下消防洒水， 964m3/d 用于选煤厂生产补充水， 410m3/d作为工业场地浇洒冲洗用水及提供其他工业及农业用水等，143 m3/d 做为水站自用水，剩余 1224m3/d 考虑回用于神木电厂用作循环冷却补充水，正常情况下，要求矿井水全部 110 资源化利用不外排。 2工业场地生产、生活污水 工业场地及生活区生活污水量共为 765m3/d。生活污水包括浴室、食堂、洗衣房、卫生间、 单身宿舍排水， 以及矿灯房等生产部门排放的废水等， 主要污染物为 CODcr、 BOD5、SS 和石油类等。 设计在工业场地建一座处理规模为 610 m3/d 的生活污水处理站，采用综合埋地式污水处理设施进行二级生化处理，该装置为一体化小型二级生化污水处理工艺，集生化、沉淀、消毒等工艺为一体。 设计在生活区建设一座处理规模为 500m3/d 的污水处理站，采用综合埋地式污水处理设施进行二级生化处理。 经工业场地生活污水处理站和生活区污水处理站处理后的生活污水 636m3/d 用于选煤厂生产补充水，89m3/d 作为绿化浇洒冲洗水，10 m3/d 为水站自用水，全部回用。 风井工业场地只有少量的生活污水，经化粪池处理后外排。 工业场地排水采用雨、污分流制排水系统。 7.4.5 绿化 绿化在防治污染、保护和改善环境方面起着特殊的作用。绿化具有较好的调温、调湿、吸灰、吸尘、改善小气候、净化空气、减弱噪声的功能，因此，大力开展绿化、造林对保护环境，改善劳动条件，增强人民健康，提高工作效率，增加经济收益等都有一定的意义。矿井在建井初期对绿化工作就应予以足够的重视，总图设计中将绿化设计与地面生产系统防尘降噪相结合，与工业场地美化相结合；树种的选择适应本地区的气候特点，选择耐干旱、防风能力强的树种，采用草灌乔植物相搭配的方式对工业场地、道路两侧等处进行绿化美化。绿化灌溉用水采用处理后的工业场地生活污水。 111 7.5 资源综合利用 7.5.1 井田内其它有益矿产及利用 井田内其它有益矿产主要有：煤层、煤层顶底板及夹矸中的锗（Ge） 、镓（Ga） 、铀（U） 、钍（Th） 、钒（V）等微量元素以及局部地段煤层因风化或自燃烘考变质所产生的腐植酸煤。 根据测试结果资料，井田内各煤层中的 Ge、Ga、U、Th、V 含量较低，均未达到工业矿床要求的 20、30、300、1000PPm 最低品位。煤层顶、底板及夹矸中的 Ge、U 含量均未达到工业矿床所要求的 20、300PPm 最低品位，部分夹矸样品中的镓（Ga）含量值在 3045PPm 之间，达到工业品位，但其分布范围小，厚度薄，无开采利用价值。 井田东部地段，主要指煤层直接被第四纪松散层覆盖且地形上不易被流水冲刷的狭小地段或煤层部分自燃地段，煤层遭受风化或自燃烘烤变质，次生腐植酸含量达到工业品位 （20%） ， 最高达 48.7%。 由于分布面积极小 （走向长不超过 50m， 宽度不超过 20m） ，无工业开采价值。 综上所述，本井田范围内煤层及其顶底板中无可供工业利用的有益矿产。 7.5.2 煤矸石综合利用 根据国家环保总局关于张家峁矿井新建工程环境影响报告书的批复 （环审2006106 号）中要求，“营运期掘进矸石用于充填废弃巷道，不出井。洗选矸石全部用于陕西腾龙煤电集团有限责任公司新纪元电厂发电”。 但由于本矿井井下为煤巷开拓， 产生的矸石量很少， 矸石量约占原煤产量的 0.825%，每天的产矸量约为 7570t，通常都在井下填充废弃巷道。考虑废弃巷道填满等异常情况时矸石的排放，故设地面排矸系统。井下矸石用运矸胶轮车经副平硐把矸石运至地面，直接排弃到距矿井工业场地 0.5km 的排矸场地，并用推土机平整压实。排矸场地矸石堆满后，可复土造田或植树绿化。 矿井煤矸石的综合利用只能考虑用于制砖、水泥等建筑材料，设计建议矿区统一建设建筑材料工厂加以利用。 112 第八章 建井工期建井工期 8.1 移交标准 8.1.1 矿井设计移交标准 张家峁矿井设计生产能力 5.00Mt/a。按照一次设计、连续施工、回采工作面分期投产的建设模式。移交生产时布置 1 个 4-2煤长壁一次采全高综采工作面。移交标准是：井上下各主要系统的井巷和土建工程施工完毕，并检验质量符合要求；机电设备安装调试完毕；井上下生产系统全部形成；通风安全设施及安全装备全部完成并验收合格。矿井应遵照矿山井巷工程施工及验收规范及原煤炭工业部新建矿井验收移交规定进行验收，验收合格后方能移交生产。 8.1.2 施工准备的内容与进度 施工准备工作是保证矿井建设顺利进行的一个重要环节，直接影响建设工期。只有充分做好施工准备，才能最大限度地发挥建设队伍的作用，加快矿井建设速度。因此，必须有机地结合矿井特点，科学地安排矿井建设的准备工作，力求在施工中取得最佳经济效益。 根据原煤炭工业部煤炭矿井、选煤厂工程项目建设工期定额 （试行）的规定，结合本矿井开拓特点：确定其施工准备期为 3 个月。在施工准备期前，应完成矿井建设用地征购，工业场地工程地质工作，调查研究和收集资料、学习有关技术文件、做好技术准备，完成施工组织设计编制工作。在施工准备期间，应完成如下主要准备工作：实测定位工作；工业场地的平整及障碍物拆迁；形成施工需要的“五通”（即通水、供电、场内外道路、通信、场内外排水） ；完成必要的生活设施及施工需要的工业设施，尽量利用永久建筑及设备，以节省工程造价；充分准备建设期间需要的各种材料及设备；编制劳动力计划，并做好调整、培训工作。 施工准备工作中，各类工程和各项工程之间有密切的联系，必须互相配合，协调一致，才能使其顺利进行。 113 8.1.3 井巷工程施工进度指标 根据原煤炭工业部对基建巷道成巷指标的要求和施工中所采用的机械设备，结合本矿区施工的实际水平，并参考了近年来国内矿井的实际井巷施工水平，设计对各类巷道平均成巷进度指标确定如下： 主、副斜井（表土段） 40m/月 （基岩段） 120m/月 回风斜井 （表土段） 40m/月 （基岩段） 100m/月 岩巷 （平巷） 120m/月 （斜巷） 100m/月 煤巷 （普掘） 300m/月 （综掘） 500m/月 硐室 800m3/月 8.1.4 井巷主要连锁工程 本矿井为新建矿井，地面工程和井下工程可同步进行，根据对井巷工程的施工安排，由于主、副斜井都比较长，因此井下主要连锁工程为： 回风斜井4-2煤回风大巷4-2煤胶带输送机大巷主斜井基岩段主斜井贯通胶带输送机搭接硐室主斜井及大巷胶带安装4-2煤工作面辅助运输顺槽、胶带输送机顺槽4-2煤工作面开切眼4-2煤首采工作面设备安装及调试。 缩短建井工期的主要措施： 1保证井下主要工程的贯通时间，即主、副斜井上下对掘贯通。 2为减少工期，主、副斜井井筒施工应尽快完成，主斜井需安装胶带，因处在关键路线上，应选择高水平施工队伍施工。 3由于主、副斜井较长且断面较大，而回风斜井很短，因此工期也较短，所以选择由回风斜井到底后马上施工 4-2 煤回风大巷、胶带输送机大巷和辅助运输大巷，然后上、下对掘主、副斜井，以加快施工进度。 114 8.1.5 三类工程的施工顺序和施工组织的基本原则 煤矿建设的特点是地面与井下联合作业，矿建、土建、机电安装三类工程与矿井配套工程交叉施工。 三类工程施工顺序应按照以下原则： 1以井巷工程为主，机电安装服从井巷工程的工期。 2土建工程除与井下工程有关的以外，均应服从于机电安装工程的工期。 3机电安装工程和土建工程除服从于井巷工程施工的工期外，还应尽量考虑到劳动力的均衡使用。 施工组织的基本原则是： 1认真贯彻执行国家的各项建设方针、技术和经济政策，在确保安全和工程质量的前提下，合理安排工程进度。努力做到早出煤、早达产，尽快偿还贷款，尽早发挥经济效益。同时应做到，井下工程与地面相适应，生产性建筑和生活福利设施的建设相适应，矿井建设与有关配套工程相适应。 2合理安排施工顺序，优选施工方案和施工方法，认真组织井巷、土建和机电安装三类工程平行交叉作业和均衡施工。抓紧主要关键线和重点工程施工。 3依靠科学技术进步，发挥其第一生产力的作用，积极合理地采用和推广国内外行之有效的先进技术和先进经验，选用成套的施工设备，提高机械化程度，提高劳动生产率。 4合理安排劳动组织，尽量保持劳动力平衡，确保工程连续施工。 5尽量利用永久设施建井，严格控制临时工程，充分利用现有施工设备，提高机械设备利用率。 6根据当地的具体条件，因地制宜就地取材，积极采取措施，努力节约原材料，降低工程成本，节约建设资金。 8.2 井巷工程量 矿井移交生产时井巷工程总长度 28967.0 m，其中： 煤巷：19055.00 m，占总长度的 65.8%； 115 岩巷：9914.0 m，占总长度的 34.2%； 万吨掘进率：96.6 m 掘进总体积：614133.1 m3 矿井产量达到设计生产能力时，矿井的各类井巷工程量见表 8.2.1。 表表 8.2.1 井巷工程量汇总表井巷工程量汇总表 项目名称 长度(m) 体积(m3) 煤巷 岩巷 小计 煤巷 岩巷 小计 井筒 6539.0 6539.0 124666.7 124666.7 井底车场 及硐室 140.0 1016.0 1156.0 13897.8 2352.0 16249.8 大巷 10258.0 2359.0 12617.0 214782.4 47329.2 262111.6 盘区 8656.0 8656.0 211106.0 211106.0 合计 19055.0 991
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