胜利煤矿开拓设计_毕业设计

毕业设计（论文）说明书设计题目胜利煤矿开拓设计专业函授站大联公司函授站班级采矿工程设计人梁通山东科技大学继续教育学院二一三年七月二十日指导教师对毕业设计的评语指导教师年月日答辩（考试）委员会鉴定意见答辩（考试）成绩鉴定意见主任副主任年月日目录第一章井田概况及井田地质特征1第一节井田概况1第二节井田地质特征19第二章井田开拓44第一节井田境界及储量44第二节矿井设计生产能力及服务年限48第三节井田开拓49第四节井筒56第五节井底车场及硐室58第三章大巷运输61第一节运输方式的选择61第四章采区布置及装备70第一节采煤方法70第二节采区布置98第三节巷道掘进100第五章通风与安全104第一节概况104第二节矿井通风108第六章提升、通风、排水和压缩空气设备156第一节提升设备156第二节通风设备175第三节排水设备179第四节压缩空气设备186第一章井田概况及井田地质特征第一节井田概况一、交通位置临县胜利煤焦有限责任公司（以下简称胜利煤矿）位于山西省吕梁市临县招贤镇招贤村北东部，其地理坐标为东经11056361105821，北纬373957374136，行政区划隶属于临县招贤镇管辖。该矿距临县县城直距近33KM，运距不足50KM，东南距离石市城区直距约24KM，向西北约7KM与离临柳石扶贫攻坚路相接，可达碛口镇和临县城。井田东部外围有209国道主干公路经过，井田至209国道直距20余KM，在离石城区附近与汾阳至军渡高速公路接轨，公路可称四通八达。井田南侧直距23KM处有孝柳铁路运煤专用线通过，井田至交口站近30KM，交通便利。二、地形地貌本井田属吕梁山系，为典型的黄土高原地貌。按其形态类型分为侵蚀地形及堆积地形，前者占绝对优势。侵蚀地形表现为强烈切割的梁、塬、峁状黄土丘陵，分布于井田内大部分地区，冲沟密集而狭窄，形态多呈“V”形，与黄土梁、塬、峁相间分布，常见陡崖、黄土残柱及陷穴等微地貌景观。沟谷两侧及谷底有基岩零星出露，井田内由于植被稀少，致使水土流失严重。堆积地形主要发育在湫水河谷，为冲积、洪积堆积。湫水河谷宽阔、平坦，一般宽200M左右，两岸断续分布着级阶地。综观井田地形，大致东高西低，井田内地形最高点位于井田东部贺家湾村附近的山梁上，海拔10789M，最低点位于井田西北部的沟谷中，海拔8632M，最大相对高差2157M。三、河流井田属临县南部，区内河流属黄河流域湫水河水系。湫水河发源于兴县黑茶山南麓，经阳坡水库入临县境内，在碛口镇注入黄河。全长107KM，林家坪水文站为湫水河下游一站，多年平均流量322M3/S，最大月平均流量545M3/S，最小月平均流量001M3/S。1967年8月22日最大流量为3670M3/S。湫水河属枯水期较短的季节性河流。以它为主河道水系呈羽毛状，雨季流量增大，遇大雨则洪流暴发，携带大量泥沙向下游直泻，雨后流量锐减，79月份流量占全年总流量的5070。枯水的冬、春季节，流量甚小，主要靠小泉水汇成细流。本井田内无大的常年性地表河流，仅较大的干河沟有季节性细小溪流，旱季有时干涸，雨季则汇集洪水沿沟排泄，向西北汇入湫水河，然后向西于碛口镇注入黄河。黄河在井田以西10KM处流过，河底高程610700M，流向由北向南，据吴堡水文站19521977年资料，年平均流量9244M3/S，最大流量19500M3/S。四、气象及地震情况井田地处晋西北黄土高原，为大陆性季风气候，属暖温带半干旱地区。气温变化昼夜悬殊，四季分明。降水量有限，多呈干旱状态。冬春两季多西北风少雪雨，而夏季雨量集中，有时出现洪水灾害。各项气象要素特征如下1、气压11月最高，平均为8911MB，7月份最低，为8776MB，全年平均值8853MB。2、气温年平均气温88，1月份最低，平均为76，极值为248；7月份最高，平均为226，极值为37，平均温差302。一般降至0时间在10月中旬，回升至0的时间在翌年4月中旬。3、降水量及蒸发量截至1993年，平均年降水量为5139MM，最大降水量在7月份，为7448MM，最小在1月份，为45MM。日最大降水量在1970年8月9日，为1625MM。雨量集中于7、8、9月份，占全年的59。蒸发量年平均值为21419MM，蒸发量大于降水量。4、风向及风速风向多为西北风，风速历年平均25M/S，最大月（35月）平均31M/S，最小月（8月）平均22M/S。5、霜期、雪期及冻土期初霜期在10月上旬，终霜期在翌年3月底，平均无霜期194天。初雪期平均为11月下旬，终雪期为翌年3月底，一次最大积雪厚度为30CM。最早冻结在11月26日，最晚解冻为翌年4月1日，井田内最大冻土深度111CM。据中国地震动参数区划图GB183062001，本井田地震烈度为度。对应的地震动峰值加速度为010G,历史记载井田内未发生过大地震，只在1829年4月（清道光九年三月）离石发生过525级地震，震中位置为北纬3730，东经11112。五、经济概况临县人口较多，全县人口达5835万人左右，耕地面积主要以坡地为主，本区以煤炭工业为主，其次还有县、乡办及民营的铁厂、铝厂、铸造厂、瓷厂等，在该县工业生产中起着举足轻重的作用。农业比较发达，主要农作物有玉米、高梁、谷子、豆类、土豆等，经济作物有葵花、胡麻、红枣等。临县的自然、人文景观等旅游资源丰富，境内有远近闻名的碛口旅游风景区，有宝珠山、紫金山、柏榆庙山、汉高山等自然景观。古建筑及附属文物有正觉寺、善庆寺、义居寺、黑龙庙、东岳、文塔、县城文庙等。近年来全县经济社会取得持续健康快速发展，城镇居民人均收入3415元，农民人均纯收入达到984元。六、矿井建设外部条件1、水源矿井现有水源井一眼，井径450MM，井深320M，总取水能力为500M3/D，能够满足矿井工业场地日用水量的需要。奥陶系石灰岩地层一般水质良好，为HCM型。据山西省疾病预防控制中心检验报告，该深井水中总硬度、铁及氯化物、溶解性总固体含量超标，故需对该深井水进行处理以达到饮用水标准。井下消防及洒水由净化处理后的井下排水提供。2、电源在矿井西约6KM处有林家坪110KV变电站一座，电压等级110/35/10KV，主变压器安装容量140MVA，可为用户提供35KV出线间隔。在矿井北约17KM处有三交110KV变电站一座，电压等级110/35/10KV，主变压器安装容量1315MVA，可为用户提供35KV出线间隔。临县胜利煤焦有限责任公司矿井兼并重组整合后，与供电部门协商，设计在矿井工业场地建35/10KV变电所，两回35KV供电电源一回取自林家坪110KV变电站35KV母线段，另一回取自三交110KV变电站35KV母线段，一回运行一回带电备用。供电电源可靠。3、征购地情况在本井田范围内大都为山坡地或荒地，矿井建设用地大部分为已征用土地。根据规程留设了村庄及公路保护煤柱，不存在迁村情况。七、综合评价综上所述，本矿井煤炭储量可靠，地质构造简单，外部协作条件配套，井田开采条件良好，开采成本较低，煤质优良，有可靠的用户，具有很强的竞争力，因此有条件建设成为现代化矿井。此外，该项目有较好的经济效益、社会效益和环境效益，对促进区域经济发展，对当地人民脱贫致富都将起到积极地促进作用。第二节井田地质特征一、地层及地质构造（一）地层井田内地表大部分为第四系中上更新统（Q23）覆盖，仅在大的冲沟中见有二叠系下统山西组（P1S）、下石盒子组（P1X）和上统上石盒子组（P2S）出露。ZK02孔揭露了奥陶系中统（O2F），石炭系中统本溪组（C2B），上统太原组（C3T）地层。现根据地表及钻孔资料将井田地层特征由老至新分述如下1、奥陶系中统峰峰组（O2F）井田未出露，与下伏地层呈整合接触，ZK02钻孔探至本层位，揭露厚度1597M，以灰白色厚层状石灰岩、泥灰岩为主，有少量白云质灰岩，岩溶裂隙不发育。本组厚度100150M，平均120M。2、石炭系（1）中统本溪组（C2B），上部以灰色、灰黑色泥岩、灰岩为主，夹有中粒砂岩薄层；下部以灰色泥岩、铁铝质粘土岩为主，底部为花斑状铁铝岩，与下伏地层呈平行不整合接触。本组厚度16003900M，平均3000M。（2）上统太原组（C3T），厚度为65138593M，平均8000M，岩性由灰白色石英砂岩、灰黑色砂质泥岩、泥岩、石灰岩及煤层组成。底部为灰白色厚层状中粗粒砂岩（K1），与下伏地层呈整合接触，按其沉积特征可分为三段、下段由K1砂岩底至9号煤底，厚度12102588M，平均2400M，以灰色、灰黑色泥质岩类为主，夹有粉砂岩薄层，顶部发育有一层不稳定的薄煤层。、中段从9号煤底至L3灰岩顶，厚26472856M，平均2750M，是主要含煤段，以灰岩、煤层、泥岩为主，夹有薄层细砂岩。本段中8、9号煤层为全区稳定可采的中厚煤层，L3、L2灰岩之间还夹有一层不稳定的薄煤层。、上段由L3灰岩顶至山西组底，厚度2656M3149M，平均2850M，岩性以灰岩、泥岩为主，底部夹有细砂岩、粉砂岩薄层，其中L5、L4间分别夹有6、7号两层全区稳定的薄煤层，其厚度均小于070M，为不可采煤层。3、二叠系（1）下统山西组（P1S）井田南端有零星出露，厚度为57348371M，平均厚度673M，底部K3砂岩在井田内相变为泥岩，与下覆地层呈整合接触。顶至K4砂岩底，主要由砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层组成，含02、1、2、3、4、5、5下号煤层，其中5号煤层是全区稳定可采煤层，4号煤层与5号煤层的层间距变化很大，在井田东南部出现合并现象。02、1、2、3、5下号煤层，为不稳定，不可采煤层。（2）下统下石盒子组（P1X），井田中部干河沟、南部均有出露。底部为灰白色厚层状中粗砂岩（K4），与下伏地层呈整合接触。厚度为832911028M，岩性以砂岩、泥岩、砂质泥岩为主，中部和上部为紫红、浅灰色的泥岩、砂岩。（3）上统上石盒子组（P2S），井田中部干河沟及西部有出露，钻孔揭露最大厚度为14100M，底部为黄绿色厚层状中粗粒砂岩（K5），与下伏地层呈整合接触。岩性以黄绿色砂岩夹紫红色、紫色砂质泥岩和灰黑色砂质泥岩为主。4、上第三系上新统（N2）主要分布在沟谷两侧，岩性为红色、黄红色粘土岩，底部为砾石层，厚02500M，不整合于下伏地层之上。5、第四系中上更新统（Q23）井田内大部分地层被第四系中、上更新统松散层覆盖，厚度093M，主要为淡黄色亚砂土，黄红色砂质粘土、亚粘土等，中下部夹多层钙质结核。（二）构造井田为一平缓的单斜构造，地层走向NE，倾向NW，倾角为46，根据煤矿井下揭露资料，井田东部发育有次一级波状起伏。井田内未发现断层和陷落柱等其它构造。井田构造类型为简单类型。（三）岩浆岩本井田内未见有岩浆岩侵入与分布。二、煤层及煤质（一）煤层1、含煤性井田含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。其中山西组含有01、03、1、2、3、4、5、5下号煤层，煤层总厚度为853M，山西组地层厚6730M，含煤系数为1267；太原组共有5层煤，即6、7、7下、8、9号煤层，煤层总厚度为713M，太原组地层厚8000M，含煤系数为891。含煤地层共厚14730M，煤层总厚1566M，含煤系数为1063。2、可采煤层可采煤层特征表表131煤层结构可采性煤层顶底板岩性煤层号煤层厚度M最小最大平均煤层间距M夹矸层数型别煤层稳定性范围系数顶板底板404424413102简单稳定大部80砂质泥岩粉砂岩炭质泥岩泥岩砂质泥岩0350150527176055305简单复杂稳定全区100泥岩细砂岩炭质泥岩砂质泥岩泥岩粉砂岩细砂岩炭质泥岩402352504892827231028503较简单稳定全区100灰岩泥岩砂质泥岩粉砂岩泥岩、细砂岩93243973458951224115014简单复杂稳定全区100炭质泥岩泥岩砂质泥岩粉砂岩泥岩粘土岩井田内共含可采和大部可采煤层4层，均为批采煤层，分述如下（1）4号煤层位于山西组中下部，上距K4砂岩47M左右，煤层厚度为044244M，平均131M，含有02层夹矸，结构简单，煤层直接顶板为砂质泥岩或粉砂岩，底板为泥岩、炭质泥岩或砂质泥岩，为厚度变化不大的大部可采煤层。本井田南部与5号煤层合并。（2）5号煤层位于山西组下部，上距4号煤层平均150M，煤层厚度为271760M，平均553M，含有05层夹矸，大部24层，局部01层，结构简单复杂。为全区稳定可采的厚煤层。煤层直接顶板为泥岩、炭质泥岩、细砂岩，有时为砂质泥岩，底板为泥岩、粉砂岩或细砂岩、炭质泥岩。井田东部和南部5号煤层与上部4号煤层间距变小，出现合并现象。（3）8号煤层位于太原组中部，上距5号煤层平均4892M，煤层厚度为272310M，平均285M，L1灰岩为其直接顶板，有时为泥岩，底板为砂质泥岩，粉砂岩，局部为泥岩、细砂岩。该煤层含有03层夹矸，大部02层夹矸，局部3层夹矸，结构较简单，为全区稳定可采的中厚煤层。（4）9号煤层位于太原组下部，上距8号煤层平均1150M，下距K1砂岩24M左右，煤层厚度为324397M，平均345M，含有14层夹矸，结构简单复杂，直接顶板为炭质泥岩、泥岩，局部为粉砂岩、砂质泥岩，底板为泥岩、粘土岩。为全区厚度变化较小的稳定可采的中厚煤层。4、5号煤层为一煤组，二者间距很小，前者结构简单，为中厚煤层，后者结构较复杂，一般为厚煤层，二者在本井田东南部出现合并现象。8号煤层为较简单的中厚煤层，9号煤层为复杂结构的中厚煤层，8、9号煤层相距8951224M，间距变化不大，二者组成一个煤组。（二）煤质1、煤的物理性质和煤岩类型（1）煤的物理性质及宏观煤岩类型各煤层的物理性质基本相同，玻璃光泽为主，少数为强玻璃光泽；条痕色多为黑色或黑褐色；条带状结构，层状构造；断口为阶梯状和贝壳状；性脆易碎，多呈细碎块或粉煤状。宏观煤岩类型多为半亮型煤，光亮型和半暗型煤次之，局部亦有暗淡型煤。（2）显微煤岩特征各可采煤层的有机显微组分均以镜质组为主，其次为丝质组，半镜质组、稳定组极少。镜质组以均质镜质体和基质镜质体为主，其次为胶质镜质体；丝质组以氧化丝质体为主，呈碎屑状、透镜状分布，火焚丝质体偶见；稳定组由小孢子体和角质体组成。无机显微组分以粘土类为主，硫化物次之，少量的碳酸盐类。粘土类主要以充填细胞腔的形式存在，有时较集中呈透镜状；硫化物以草莓状、星点状分布；碳酸盐类呈块状分布或裂隙充填方式存在。4、5号煤层显微煤岩类型以混合亮暗煤亚型为主，8、9号煤层以丝质暗煤亚型丝质亮暗煤亚型为主。（3）煤的变质作用各煤层的变质指标见表132。煤层主要变质指标统计表表132煤层号VDAFCDFHDAFROMAX煤分类备注432158789495109FM、JM529908892505106FM824408866486121JM925498791486129JM由表可知在垂向上由上到下镜质组油浸最大反射率（ROMAX）变化由小到大，挥发分（VDAF）由大变小，煤种由肥煤到焦煤，反映变质程度逐渐增高，符合希尔特定律，说明本区煤变质作用受区域变质作用控制。2、煤的化学性质和工艺性能根据三交详查区和胜利煤矿精查区部分钻孔煤质资料，结合煤矿提供的煤质化验报告，将该矿批采煤层的化学性质和工艺性能简述如下（1）化学性质各煤层煤质分析见表133。（2）工艺性能各可采煤层的工艺性能见表134。、粘结性和结焦性各可采煤层粘结指数均大于85，胶质层厚度大于15MM。精煤焦渣特征67之间，属强粘结性煤。另据三交详查资料，4号煤层结焦性最好，9号煤次之，5、8号煤层结焦性稍差。、发热量各煤层恒容低位空气干燥基发热量在22293040MJ/KG之间。、灰熔融性各可采煤层的转化温度（ST）均大于1460，为较高软化温度灰。（3）煤类的确定采用2009年发布的国家标准中国煤炭分类（GB/57512009）以浮煤挥发分（VDAF）和粘结指数GRI及胶质层厚度为划分指标，确定井田内4号煤层、5号煤层为肥煤和1/3焦煤及焦煤，8、9号煤为焦煤。其中4、5号煤层因大多钻孔均未测定胶质层Y值，根据浮煤挥发分（VDAF）和粘结指数推断，4、5号煤层煤类应属肥煤或1/3焦煤及焦煤，但各自分布范围难以划分。3、煤的可选性据三交详查勘探时在胜利煤矿采取9号煤层大样和井田北侧裕民煤矿采取5号煤层大样进行可选性试验，煤的可选性评定结果如下煤层煤质分析成果表表133工业分析煤层号原浮煤水分MAD灰分AD挥发分VDAF全硫STD磷PG发热量MJ/KG（QNETAD粘结指数GRI胶质层厚度YMM煤类原煤048154104413842108185143161326832152044093070400060021001342682297928103JMFM4浮煤0640840714545115491642719316729464057071063400030016000843153158309909423428原煤0211150975182533342440527702994291630320870625000600510032425252759261831/3JMJMFM5浮煤04407006248291301111842697291528234056074065400070034001833472840942898417201852FM原煤0491360896125721271571618962559244061213661916000300310016426813040286738浮煤02806804773581207869722662577248870461941457000200210013351235893557480097992671802502123JM原煤0545091487199832302430724422645254950741190867003300790061522292727251439浮煤033191074762114099777215725892393706308107470025005300414341335363481479009618859571650209818334JM可采煤层工艺性能一览表表134煤层号发热量QNETVD胶质层厚度YMM粘结指数GRI焦渣特征灰熔融性ST42682297928102808309909423457原7精14605252527592618200840942898447原67精146082681304028671802502123800979926747原78精1460922292727251431650209818333790096188595747原7精1460（1）大样筛分试验裕民煤矿5号煤大样筛分试验结果特大块和大块煤（50150MM）产率占2012，为中高灰、低硫煤。中块（2550MM）占1312，小块煤（1325MM）占1900，均为中高灰、低硫煤，粒煤占2199。粉煤（056MM）占2315，加权灰分2505，为中灰、低硫煤。小于05MM级，占全样262，为中灰、低中硫煤。全样加权灰分2985，全硫小于1，为中灰低硫煤。各粒级煤的质量变化趋势由大到小，灰分产率递减。胜利煤矿9号煤大样筛分结果特大块煤占1024，中灰煤；大块占1413，中灰煤；中和小块煤占2972，中灰煤；粒煤占1348，粉煤占2533，均为中灰煤；小于05MM级占710，中灰煤。全样加权灰分为2397，为中灰煤，总体质量较稳定，煤的产率和灰分产率，为大小两端较低，中间稍高。（2）浮沉试验依据分选比重01含量法（MLTL5687）对5、9号煤层可选性评价如下5号煤大样浮沉和小浮沉结果，分别选用理论灰分（AD）9、10、12，相应的分选比重为136、138、142，01含量分别为4412、5147、5270，均为极难选煤。精煤回收率均分别为115、150和395，均400M时，开采深度对顶煤冒放性影响程度减弱。总的趋势是顶煤冒放性随开采深度增加而加强，开采深度400M时，顶煤是易于冒落的。本井田5号煤层埋深140M，因此从开采深度看，顶煤冒放性一般。2、煤层厚度和煤的硬度的影响一般来说，过厚的顶煤其上部难以达到充分松动，国内外放顶煤工作面的实测资料和有关科研院所的试验结果都证明顶煤冒放性随煤层厚度的增大而减弱，同时证明放顶煤开采的最大临界煤层厚度为125150M。尽管国内也有达到20M以上的工作面，但回收率较低。采放比是综放工作面采煤高度与放煤高度之比，它对顶煤冒放性影响反映在两方面，一是采煤工作面支架的反复支撑对顶煤的破碎作用，二是采放比影响着顶煤冒落充分松散的空间条件，我国缓倾斜及倾斜厚煤层放顶煤采放比一般为1124之间，煤矿安全规程规定，放顶煤采放比不得大于13。本矿井首采区5号煤层厚度一般在570760M之间，按采煤机割煤高度23M计算，顶煤厚度为3453M，采放比为115123；从煤层厚度和采放比来看，5号煤层适合综采放顶煤开采。煤层强度是煤层本身抗破坏能力的主要指标，包括煤层的单向抗压强度，粘结系数和内摩擦角。国内外大多数放顶煤综采工作面的实测资料统计表明，煤层强度是影响顶煤冒放性的关键因素。一般认为当煤层硬度系数F小于3、强度小于20MPA时，顶煤冒放性较好。反之，顶煤的破坏程度降低，冒落性较差。地质勘探报告对5号煤层的强度虽未做详细工作，但从当地煤矿生产实际了解本区煤的强度不大，厚煤层采用放顶煤开采煤的冒放性比较好，故5号煤层适宜综采放顶煤开采。3、煤层夹矸对顶煤冒放性的影响如果煤层中，特别是顶煤中存在厚而坚硬的夹矸，将会严重影响顶煤的冒放性。一方面，夹矸在顶煤中形成“骨架”，使顶煤不易垮落；另一方面，即使顶煤垮落，夹矸形成大块，影响顶煤冒放过程中的流动性，易堵口使顶煤无法放出。因此，夹矸的存在，特别是厚而坚硬的夹矸，对放顶煤开采很不利。本井田5号煤层在首采区区域钻孔中有夹矸，顶煤中单层矸石最大厚度为067M，采取适当的顶煤预裂措施，就能消除夹矸对顶煤可放性的影响。4、顶板对顶煤冒放性的影响影响煤层冒放性的煤层顶板包括直接顶和基本顶两部分。直接顶对顶煤压裂无直接影响，但直接顶能够随采随冒，能充满采空区，以防基本顶冲击来压，并促使顶煤放出。因此直接顶具有一定的厚度是放顶煤开采顶煤破碎冒落后顺利放出的基本条件，否则不利于顶煤的回收。无论从矿压角度还是从顶煤采出率考虑，直接顶的最小厚度应能够充满采出煤后形成的空间。另外，根据国内一些矿井的生产实践经验，在放顶煤开采过程中，有一部分基本顶随直接顶一起冒落而充满采出煤后形成的空间。本井田5号煤层直接顶板以泥岩、炭质泥岩为主，岩性较软，水浸易风化，局部为砂质泥岩、细砂岩，厚度070350M，故采取煤层注水等措施后，顶板冒放效果将会得到极大改善。因此经过处理后属易冒落较软岩层，能够随着开采的进行随采随冒，其顶板对综放也是适宜的。第二节采区布置一、移交生产和达到设计生产能力时采区数目、位置与工作面个数矿井移交与达产时，以一个采区、一个回采工作面保证120MT/A的设计生产能力。根据矿井采区划分，矿井投产时投入上组煤中的一采区。一采区南、西、东三面边界均为井田边界，北以5号煤层与4号煤层联合放顶煤开采划定的边界为界。采区走向宽2290M，倾向长5380M，面积59929KM2。首采工作面“11501”布置在5号煤层与4号煤层合并层之中，工作面特征见表421。首采工作面特征表表421采区开采煤层工作面装备平均采高M长度（M）年进度（M）年生产能力（MT）备注一采区5号煤综放6251501267120二、煤层分组、分层关系和开采顺序1、煤层分组、分层关系本井田为一多煤层井田，共有可采煤层4层，煤层编号由上而下分别为4、5、8、9号煤。由煤层倾角及相邻煤层之间距可知，5号煤与8号煤间距49M属远距离煤层，而4号煤与5号煤间距15M；8号煤与9号煤间距115M，均属近距离煤层。故矿井开拓布置时将井下煤层划分为上、下两组，上组煤为4、5号煤层，下组煤为8、9号煤层。2、开采顺序开采顺序为先采上组煤、后采下组煤，煤组内自上而下逐层开采的下行开采顺序。一采区回采工作面接续见图421、表422。三、采区巷道布置如前所述，矿井投产的一采区地质构造简单，煤层赋存稳定，为了减少区内准备巷道工程量，充分发挥和利用大巷的作用，减化运输、通风等环节，采区回采工作面在710M水平大巷两侧呈条带布置。为便于回采巷道掘进通风，工作面上、下顺槽按一进一回布置，回采工作面煤炭运输，辅助运输与相应的轨道、皮带、回风大巷连接。上组煤的710M水平轨道大巷水平布置，基本沿5号煤层底板走向布置，皮带大巷沿5号煤层顶板走向布置，回风大巷沿5号煤层顶板走向布置，大巷之间间距30M。见采区巷道布置图422。四、采区装载点及硐室矿井井下煤炭运输为胶带输送机连续化运输，一采区回采工作面生产原煤经皮带顺槽胶带输送机，胶带直接搭接转入一水平皮带大巷胶带输送机，区内不设采区煤仓。采区内设有采区变电所等硐室。五、采区内各主要系统1、煤炭运输回采工作面生产的原煤经工作面刮板输送机皮带顺槽可伸缩带式输送机一水平皮带大巷胶带输送机。2、辅助运输工作面所需材料、设备经副斜井710M水平井底车场710M水平轨道大巷工作面轨道斜巷工作面轨道顺槽回采工作面。3、通风系统地面新鲜风流经主、副斜井井底车场轨道大巷、皮带大巷工作面进风行人斜巷工作面皮带顺槽回采工作面。回采工作面乏风工作面轨道顺槽回风大巷回风石门回风立井。掘进工作面采用局部通风机压入式通风。新鲜风流由局部通风机压入掘进工作面，冲洗工作面后，乏风流入回风大巷。采区变电所通风，新鲜风流由皮带大巷进入采区变电所，乏风直接引入回风大巷。4、排水系统采掘工作面积水通过平巷水沟（巷道低洼处采用污水泵）排至工作面轨道斜巷、工作面进风行人斜巷710M水平轨道大巷710M水平井底车场井底水仓经水泵、井筒排水管路井下排水处理系统。第三节巷道掘进一、巷道断面和支护形式巷道支护形式，根据巷道所处煤岩层条件，使用要求确定。一般岩巷采用锚喷支护，服务年限较长的煤巷如开拓巷道采用锚网喷支护，服务年限较短的煤巷如回采巷道采用锚杆支护或锚网支护，局部底板凸起严重部位可加设底锚杆或锚索支护。主要硐室采用料石（或砼）砌碹支护。巷道断面大小遵照煤矿安全规程中有关规定，满足矿井通风、行人、运输、管线布置等要求进行设计。主要巷道断面特征见表431。二、巷道掘进进度指标目前，矿井矿建工程已完成了主斜井、副斜井和井底车场巷道等工程。为保证本矿井建设的高质量、高速度，施工中要求采用新技术、新工艺和新设备，努力提高机械化水平。本设计为掘进工作面配备了比较先进的煤岩巷掘进机等设备，参照近年国内矿井主要巷道断面特征表表431巷道名称断面形状规格（MM）净断面（M2）掘进断面（M2）支护形式支护厚度（MM）710M水平轨道大巷矩形4534153167锚网喷120皮带大巷矩形4334146160锚网喷120回风大巷矩形4534153167锚网喷1205号煤层工作面轨道顺槽矩形4030120125锚网5号煤层工作面皮带顺槽矩形4530135140锚网实际井巷施工成巷水平，结合矿井尚未施工工程的地质条件和施工队伍的实际施工水平，确定矿井采区井巷工程建设进度指标如下主要大巷（半煤岩巷）300M/月综掘施工平巷（岩）110M/月钻爆法施工工作面顺槽400M/月综掘施工硐室600M3/月钻爆法施工三、掘进工作面个数及装备1、掘进工作面个数根据矿井采区和工作面的接续要求，矿井移交投产时装备一个5号煤层综放工作面，设计井下安排二个综掘工作面，其中一个综掘工作面配部分普掘设备，采掘比为12。2、掘进设备综掘工作面配备EBZ120型半煤岩掘进机及其配套的转载机、DSJ650/40型双向可伸缩带式输送机，MQT120型顶锚杆机、FBD63/1852型对旋轴流局部通风机等设备。掘进工作面设备配备见表432。3、矸石率预计矿井正常生产时的主要接续巷道沿煤层布置，预计生产期间掘进矸石率为23。四、移交达产时井巷工程量矿井移交投产时以一个采区一个5号煤层回采工作面保证120MT/A产量，移交投产时井巷总工程量为7355M，其中煤及半煤岩巷4572M，占622；岩巷2783M，占378。矿井万吨掘进率为613M。井巷工程量汇总见表433。掘进工作面设备配备表表432序号设备名称设备型号单位数量备用合计1煤巷掘进机EBZ120台222可伸缩胶带输送机DSJ650/40台2133桥式转载机QZP160A台224顶锚杆机MQT120台4265帮锚杆机ZQST65台4266局部通风机FBD63/1852台4267小水泵KWQB12454台4268调度绞车JD114台4269激光指向仪JZB1台21310探水钻MAZ200台2211砼搅拌机安台11212湿式砼喷射机HPCV台1113凿岩机ZY28台21314耙斗装岩机P60B台1115煤电钻MZ12C台21316发爆器MFB50台11217风镐FG83台112井巷工程量汇总表表433移交生产时井巷工程量序号项目名称长度（M）掘进体积（M3）备注1井筒1386280362井底车场巷道及硐室54372533主要大巷及石门2091333154采区2936418275排水系统3402654包括中央水泵房及通路、管子道、水仓及清理斜巷6供电系统59817包括中央变电所及通路、采区变电所及通路7合计7355113902煤及半煤巷457272168长度占总工程量的6228其中岩巷278341734长度占总工程量的3789万吨掘进率（M/万T）613第五章通风和安全第一节概况一、矿井瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温情况矿井地质勘探时于ZK02、ZK03号孔采取5、8、9号煤芯瓦斯样测试，CH4含量分别为112ML/G、043ML/G和000ML/G。据吕梁市煤炭工业局吕煤安字2010334号文件批复，胜利煤矿2009年度开采5、8号煤层，矿井瓦斯等级鉴定结果为瓦斯绝对涌出量为004M3/MIN，二氧化碳绝对涌出量为01M3/MIN，该矿属改造基建井，无瓦斯相对涌出量资料和瓦斯等级资料。另据山西省安全生产监督管理局晋安监煤字2005243号文件批复，原临县胜利煤矿2005年CH4相对涌出量为278M3/T，CH4绝对涌出量为1M3/MIN；原胜利煤矿樊家山坑口2005年CH4相对涌出量为253M3/T，瓦斯绝对涌出量088M3/MIN，均为低瓦斯矿井。山西省煤炭工业局综合测试中心对矿井5、8、9号煤层的煤尘爆炸性测试结果，矿井各煤层煤尘均具有爆炸危险性。山西省煤炭工业局综合测试中心对矿井各煤层检测结果，5、8、9号煤层自然等级为，为自燃煤层。井田内恒温深度在8090M，变化范围在1617之间，平均地温梯度27/100M，属地温正常区。矿井无地温异常现象。二、矿井瓦斯涌出量预测考虑到矿井整合前的原胜利煤矿、樊家山坑口均在井田浅部开采，生产规模亦较小，故设计按AQ10182006要求，采用分源预测法对矿井瓦斯进行预测。（一）煤层瓦斯基本参数对比胜利煤矿2005年和2009年瓦斯鉴定结果，2009年矿井瓦斯和二氧化碳涌出量均低于2005年，分析原因，主要是2009年矿井处于基建期间，为安全起见，设计采用2005年瓦斯鉴定结果。设计各煤层瓦斯含量均取其较大值WO278M3/T。煤层瓦斯残存量按AQ10182006中的公式，WC10385E7207WO；则WC00027695M3/T。（二）瓦斯预测矿井生产时涌入井下的瓦斯来源主要分为采掘工作面瓦斯涌出、邻近层（包括围岩）瓦斯涌出以及在工作面回采后采空区的瓦斯涌出。设计依据上述瓦斯基本参数，采用分源预测法对这三部分瓦斯涌出和矿井瓦斯涌出进行预测。1、回采工作面瓦斯涌出量计算矿井4、5号煤层间距仅15M，且有部分区域4、5号煤层合并。设计按开采4、5号煤层合并区域，采用综采放顶煤一次采全高采煤法，预测矿井回采工作面的瓦斯涌出，包括开采层（含围岩）和邻近层瓦斯的涌出量，其计算公式为36231M3/T（91483ICIINICWKMMWKQ10321M3/MIN）式中Q1回采工作面瓦斯涌出量，M3/T；K1围岩瓦斯涌出系数，矿井顶板管理方式为全部跨落法管理顶板时，K112；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数，取125；K3准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数；利用长壁后退式回采时，系数K3按下式确定076LH231508L回采工作面长度，150M；H巷道瓦斯预排等值宽度，查AQ1018表D1，H18M；M开采煤层厚度，M；M煤层开采高度，M；W0开采煤层原始瓦斯含量，M3/T；WC开采煤层煤的残存瓦斯含量，M3/T；MI第I邻近层煤厚，M；WI第I邻近层原始瓦斯含量，M3/T；WIC第I邻近层残存瓦斯含量，M3/T；KI第I邻近层的瓦斯排放率，查AQ1018图D1。2、掘进巷道瓦斯涌出量计算掘进巷道瓦斯涌出量包括掘进巷道煤壁瓦斯涌出量和掘进落煤的瓦斯涌出量，计算公式如下12Q002CWVSLVD式中Q2掘进巷道瓦斯涌出量，M3/MIN；D巷道断面内暴露煤面的周边长度，D115M；V巷道平均掘进速度，0012345679M/MIN；L巷道长度，L1282M；Q0煤壁瓦斯涌出量初速度，M3/（M2MIN）；001202160426WVRVR煤的挥发份含量，2823；S掘进巷道断面积，S4530135M2；煤的密度，136T/M3；其余符号同前，经计算综掘工作面瓦斯涌出量16863M3/MIN。3、生产采区瓦斯涌出量生产采区瓦斯涌出量按下式计算ONIINIIAQQK1401掘采区式中生产采区相对瓦斯涌出量，M3/T；区Q生产采区内采空区瓦斯涌出系数，取120；K第I个回采工作面相对瓦斯涌出量，M3/T；I采第I回采工作面的日产量，TIA第I个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，M3/MIN；IQ掘生产采区平均日产量，T。O矿井开采5号煤层时，采区瓦斯涌出量为59003M3/T36683114096231区Q4、矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯涌出量按下式计算1NIIOIIIAQK区井式中矿井相对瓦斯涌出量，M3/T；井Q已采采空区瓦斯涌出系数；K第I个生产采区相对瓦斯涌出量，M3/T；I区第I生产采区平均日产量，T；OIA矿井开采5号煤层时67853M3/T1713M3/MIN；1NIIOIIIAQK区井369051）（计算出的矿井瓦斯涌出量预测结果如表511。5、矿井瓦斯涌出预测分析设计依据山西省安全生产监督管理局晋安监煤字2005243号文件批复瓦斯涌出量资料和AQ10182006有关规定，预测的矿井相对瓦斯涌出量679M3/T，绝对瓦斯涌出量1713M3/MIN。瓦斯涌出比例为采煤工作面占53，掘进工作面占20，采空区（遗煤）占27。矿井瓦斯涌出量预测结果表表511瓦斯涌出量合计回采M3/MIN掘进M3/MIN采空区M3/MIN相对量M3/T绝对量M3/MIN9153384606791713对照原胜利煤矿、原胜利煤矿樊家山坑口的瓦斯鉴定结果，本设计预测的矿井瓦斯涌出值偏大。设计认为，原上述二个矿井产量较小，开采区域处井田浅部煤层。故本设计一、二水平暂以预测的矿井瓦斯值进行通风安全设计。鉴于目前井下已揭露5号煤层，并已施工部分710M水平轨道大巷和皮带大巷，建设单位应尽快对5号煤层瓦斯涌出进行检测，根据测定结果，调整通风设计。要求矿井在后期二水平生产过程中按照有关规定及时对矿井的瓦斯等级及瓦斯涌出有关参数进行鉴定，二水平前、后期的通风负压和等积孔计算根据二水平瓦斯涌出鉴定结果加以调整，使矿井的通风采取具有针对性的安全措施。第二节矿井通风一、通风方式及通风系统根据矿井开拓布署，设计矿井采用中央分列式通风系统，即主、副斜井进风，回风立井回风。矿井的通风方式采用机械抽出式。二、风井数目、位置、服务范围及服务时间1、风井数目及位置全井田共布置三个井筒，其中进风井筒两个，为主、副斜井。专用回风井筒一个，回风立井设在井田中部井下靠近回风大巷东侧、地面利用原樊家山坑口（已关闭）的工业场地内。2、风井功能、服务水平、区域及时间主斜井主要作为矿井的主提升井，兼作进风井；副斜井主要作为矿井的辅助提升井，兼作进风井；回风立井为矿井专用回风井。回风立井服务于矿井所有生产水平及全井田生产。其服务年限与矿井服务年限相同。三、采、掘进工作面及硐室通风设计井下回采工作面为后退式开采，回采工作面采用全负压通风。掘进工作面通风采用局部通风机正压通风。井下小于6M深的硐室采用扩散通风。蓄电池机车充电室、采区变电所硐室由通风设施调节风量，利用矿井通风负压实行独立通风。四、矿井风量计算根椐煤矿安全规程规定，矿井所需风量按下列不同方法分别计算，并取其大值（一）按井下同时工作的最多人数计算Q矿进4NK矿通414112677M3/MIN式中Q矿进矿井总进风量，M3/MIN；N井下同时工作的最多人数，取141人；K矿通矿井通风系数，取12。（二）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算Q矿进（Q采Q掘Q硐Q其它）K矿通式中Q矿进矿井总进风量，M3/S；Q采采煤工作面实际需要风量的总和，M3/S；Q掘掘进工作面实际需要风量的总和，M3/S；Q硐独立供风硐室实际需要风量的总和，M3/S；Q其它矿井除了采煤、掘进和独立供风硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，M3/S；K矿通矿井通风系数。1、采煤工作面风量计算（1）按瓦斯涌出量计算Q采100Q瓦采K采通100915141281M3/MIN式中Q采采煤工作面实际需要的风量，M3/MIN；Q瓦采采煤工作面的风排瓦斯绝对涌出量。由表511可知，预测的回采工作面瓦斯绝对涌出量为915M3/MIN；K采通采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，机采工作面取14。（2）按工作面风流温度计算Q采60V采S采K60107812562M3/MIN式中Q采采煤工作面需要的风量，M3/MIN；V采采煤工作面适宜风速，当工作进风气温20C左右时V采10M/S；S采采煤工作面的平均有效断面积，78M2；K工作面长度系数，取12。回采工作面液压支架顶梁长423M，则最小控顶距为42302443M，最大控顶距为42308503M，平均控顶距为473M，工作面的有效通风断面系数取075，设计按采高22M时，计算采煤工作面平均有效过风断面积为78M2。（3）按回采工作面人数计算需风量Q采4N425100M3/MIN式中N工作面同时工作的最多人数，取25人。上述计算的工作面风量较大值为1281M3/MIN。（4）按风速对工作面风量进行验算根据煤矿安全规程规定，采煤工作面最低风速为025M/S，最大风速为4M/S的要求进行验算。即回采工作面风量应满足15S采Q采240S采式中S采采煤工作面的断面积，最小控顶距时为975M2，最大控顶距时为1107M2；151107Q采24097516612812340经验算，采煤工作面风量为1281M3/MIN时，符合煤矿安全规程规定。2、掘进工作面所需风量计算设计在计算掘进风量时，分别按一水平前、后期井下二个综合机械化掘进工作面和二水平前、后期井下二个综合机械化掘进工作面予以分别计算。（1）按瓦斯涌出量计算Q掘100Q瓦掘K掘通10016918304M3/MIN式中Q掘煤巷掘进工作面实际需要的风量，M3/S；Q瓦掘煤巷掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，169M3/MIN；K掘通煤巷掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，取K18。（2）按人数计算掘进工作面实际需要的风量Q掘4N41768M3/MIN式中N掘进工作面同时工作的最多人数，取17人。（3）按炸药量计算炮掘进工作面实际需要的风量Q掘25A255125M3/MIN式中A掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，5KG。（4）按局部通风机吸风量计算设计为煤巷掘进工作面配备的局部通风机为FBD63/2185型对旋轴流局部通风机，该局部通风机的吸风量为500250M3/MIN。Q掘QFI60025SHD式中QF掘进面局部通风机额定风量；I掘进面同时运转的局部通风机台数，1台；025有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；SHD局部通风机安装地点到回风口间的巷道断面积，153M2。Q掘500160025153730M3/MIN据上述计算，掘进工作面需风量取其较大值，即730M3/MIN。（5）按风速对掘进风量进行验算根据煤矿安全规程规定，煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足下式要求15S掘Q掘240S掘即151537302401532307303672式中S掘掘进工作面巷道过风断面，153M2。经验算，掘进工作面供风量符合煤矿安全规程规定。（6）掘进工作面总需风量计算一水平前、后期井下二个掘进工作面时（二综）Q掘27301460M3/MIN二水平前、后期井下二个掘进工作面时（二综）Q掘27301460M3/MIN3、硐室需风量井下一水平独立通风的硐室有蓄电池机车充电室1个、采区变电所1个。井下二水平独立通风的硐室有蓄电池机车充电室1个、采区变电所1个。（1）充电室蓄电池机车充电室配风量150M3/MIN。（2）采区变电所采区变电所硐室配风量150M3/MIN（3）硐室总需风量一水平前、后期硐室需风量合计为Q硐150150300M3/MIN。二水平前、后期硐室需风量合计为Q硐150150300M3/MIN。4、其它地点的需风量（1）接续准备工作面风量工作面在接续过渡时，回采工作面正在生产，接续准备工作面系统已经形成需要通风，设计接续准备工作面按回采工作面供风量1281M3/MIN的一半配风为641M3/MIN。（2）其它巷道需风量其它巷道所需风量参考同类型矿井取250M3/MIN。（3）其它风量合计Q其它641250891M3/MIN。5、矿井总风量（1）一水平前、后期井下二个掘进工作面时（二综）Q矿进（Q采Q掘Q硐Q其它）K矿通（12811460300891）124718M3/MIN取4740M3/MIN（79M3/S）（2）二水平前、后期井下二个掘进工作面时（二综）Q矿进（Q采Q掘Q硐Q其它）K矿通（12811460300891）124718M3/MIN取4740M3/MIN（79M3/S）矿井总需风量一、二水平前、后期均取4740M3/MIN，为79M3/S。6、对总回风巷瓦斯浓度进行校验由表511可知，矿井瓦斯涌出量为1713M3/MIN，总回风巷瓦斯浓度为125171347400455981579800NM满足要求。C输送带校核依据GB504312008带式输送机工程设计规范第741第3“钢丝绳芯输送带安全系数可取79；当对带式输送机采取可控软启、制动措施时，可取57。”MNB/SMAX20001000/2084839679式中SMAX输送带的最大张力208483N；N输送带的纵向拉伸强度2000N/MMD拉紧装置拉紧行程S（000250001