采矿-宝鑫煤矿1.2mt报告矿井初步设计10煤层

北纬35°59′04″～3.53km3.6km9.53km2。4.0km，在其西侧与南侧均有国道通过，矿区至乡宁号为2号，局部可采煤层2层， 为1号、3号；不稳定，煤层4层。煤层总厚度4.76m，含煤系数11.8%，可采煤层总厚度3.93m，可采含煤系数7.3%。10号煤层：位于山西组下部，K76.20m泥岩粉砂岩等该层煤厚3.20～3.65m，平均厚3.43m，结构简单含一层厚0.35m300～550m之间，是区内主要可采煤层。据地质报告，1014.92～17.65%2.2～0.1～10.4之间，以贫瘦煤为主，次为贫煤。N2-CH4，CO2含量较低，瓦斯绝对涌出量为0.28m3/min，相对涌出量为0.75m3/t，由于区内煤层埋藏深度较大，虽然构造简10号煤层燃点倾向等级指数△T接近自燃发火级煤下界，属有可能自燃煤层，10号煤层属不易自燃煤层51m3/h。宝鑫煤矿10号煤层初步设摘10号煤层，设计图纸共七张，说明书共十章。根据采矿4.0km。103.23m。煤层0.75m3/t。用轴流式扇风机,第一章井田概述和井田地质特 第一 矿区概 一、矿区地理位置及交通条 二、矿区的工农业生产建设概 三、矿区电力供应基本情 四、矿区的水文简况 五、矿区的地形与气 第二 井田地质特 一、井田位置与地 二、地质勘探程 三、井田内煤系地层的主要地质构 四、井田的水文地质概 第三 煤层的埋藏特 一、煤层的赋存特 二、煤层围岩性 三、煤的性质及品 第二章井田境界与储 第一 井田境 一、井田境界的描 第二 地质储量的计 一、计算对象及范围的确 二、工程控制情 三、储量计算工业指 四、计算方法的选 五、储量级别与块段划 六、储量计算结 第三节可采储量的计 一、矿井设计资源/储 二、安全煤柱及各种煤柱的留设和计算方 三、矿井设计可采资源/储 第三章矿井工作制度及生产能 第一 工作制 第二 矿井生产能力及服务年 一、矿井生产能 二、矿井服务年 第四 井田开 第一 井田开拓方案的确 一、井田开拓的原 二．影响矿井开拓部署的因 三.工业场地的位 四、井口形式、数目和位置的选 五、主要大巷及回风道的布置方式和位置选 第二节方案比 一、技术比 二、经济比 第五 矿井基本巷道及建井计 第一 井筒、石门与大 一、井 二、大 三、井底车场硐 第二节、井底车 一、井底车场的形 第三节、建井工作计 一、施工准备的内 二、矿井移交标 三、井巷平均成巷速度指 第6章采煤方 第一节采煤方法的选择及其依 一、煤层赋存条 二、采煤方法的选 第二节、确定采区巷道布置和要 一、回采工作面的个数、产量及装 二、回采工作面回采方向与...............................................................三、采区及工作面回采 第三节、回采工艺与劳动组 一、综采工作面设备选 二、工作面顶板管理方式，支护设备选型 三、回采工 四、劳动组 第四节采（盘）区的准备与工作面...........................................................一、巷道断面和支护形 二、巷道掘进进度指 三、掘进工作面个数和掘进面的机械配 四、矿井达产时采掘比例关系、掘进率、采区回采 五、工作面.............................................................................................56第七章井下......................................................................................................................................57 一 方式的选 二 系 第二 设备的选择和计 一、矿车、材料车和人 二、大巷内设备的选 第八章矿井提 第一 矿井提升概 第二 主井提 一、提升容器的选 二、提升钢丝绳的选择计 三、提升机选 四、提升电的估 第三 副井提 第九章矿井通风与安 第一节风量的计 一、采煤工作面实际需要风量的计算 二、掘进工作面实际需要风量的计算 三、硐室需要风 四、其他需风 第二节矿井通风系统和风量分 一、通风方 二、风井数目、位置、服务范围及服务年 三、掘进通风及硐室通 第三节计算负压及等积 一、计算原 二计算方 第四节选取扇风 一、选择主 二、选择电...........................................................................................三、反风措 第五节安全生产技术措 一、煤尘的防止措 二、煤及瓦斯突出的预防措 三、矿井水灾预防措 四、火灾预防措 五、防止冒顶事故的措 六、避难硐室和避灾路 七、矿山救护队的设 第十章经济部 第一 矿井设计概 一、井巷工程概算的编制依 二、井巷工程概算的编制方 三、矿建工程费用的计算方 第二 劳动定员和劳动生产 一、定员范 二、定员依 三、定员方 第三节矿井主要经济指 第一章井田概述和井田地质特第一节矿区概一、矿区地理位置及交通北纬35°59′04″～⑴ ⑵ ⑶ ⑷ ⑸ ⑹ 4.0km通方便（1交通位置二、矿区的工农业生产建设概三、矿区电力供应基本情15km四、矿区的水文乡宁县主要河流——鄂河由矿区南侧约1500m处流过，属一级支流。区内发界地层。地层总体北西，倾角一般为5～8°，地貌上属中低山—中高山区，由基岩构成的地貌骨架，大部分被黄土覆盖，发育平行树枝状水系，主干流直接注入五、矿区的地形与气形、地1360m左右；南部最低沟谷标高为约1000m360m，属中低—中高山地貌。o气夜温差大；夏季炎热，秋季温凉多雨，冬季寒冷，多西北风。年平均气温10℃左右，735℃，1月份最冷，最低气温为-18℃。雨季集中在7～8月份，占全年降雨的60%左右，年均降水量572mm，蒸发量1149～1854mm，113210天。㈢宝鑫煤矿所在地区没有发生过5级以上的破坏性但历史上邻近地区的往往涉及本区。据省局资料，本区烈度为6～7度。第二节井田地质特一、井田位置与陶系中统o石炭系⒈中统本溪组组成，与下伏奥陶系中统峰峰组第二段地层呈不整合接触。本组厚度8～15m，平均K1K7粉砂岩、泥岩、石灰岩和煤层组成。本组厚度50.0～60.0m，平均为55.0m，所含煤层自上而下有4号～11号煤层。其中10号煤为稳定全区可采煤层。叠系山西组K7K8砂岩底，为本区主要含煤地层之一。岩性由灰白色中粒与下伏太原组地层为整合接触，该组厚38.0～45.5m，平均40.2m，所夹煤层自上而下1～32下石盒子组K8K10砂岩底，岩性为灰白色中粗—中细粒岩屑石英杂砂岩与灰黑94m。305m。上统石千峰组紫红色、灰白色中粒岩屑石英砂岩。钻孔最大厚度为200m。叠刘家沟第三系0～60m。四系0～160m。1区域地层简 厚度界系统组段新第QNT古生界P2sK10K13底，岩性P1xK8K101～2山西组该组地层自K7砂岩底至K8砂岩底，为本区太原组本组自K1砂岩底至K7砂岩底，为主要含煤10本溪组O100-二、地质勘探程该区地质工作从上世纪三十年始，先后有19361956～1957年，华北煤田地质局队填制了1/万地形地质图，提交了概查报告1957～1958140队，在乡宁赵家湾勘探区进行了普查勘探工3000×3000mC1975～1980年，华北煤田地质局144队在该区进行1/万地质填图。该图精度较高，19781/20万区调报告，对该区地层详细进行1986144队对台头详查勘探区进行了详查，使该区地质和水1983～1987213地质队在赵家湾区进行了详查，提交了《山西内曾施工一个钻孔，其为ZK135，该孔由山西省地质矿产局二一三地质队1986年628号施工，830号终孔，终孔深度729.84m，终孔层位O2，该孔进行了简易水2002年地质工作首先是充分收集、研究以往地质工作成果，进行野外，将所三、井田内煤系地层的主要地质构矿区构造位置处于鄂尔多斯断块之次级构造单元——关王庙北东向褶带的南段之5～8但总的看来构造简单，断裂不发育，构造对煤层影响不大。四、井田的水文地质概域水文地质概界地层。地层总体北西，倾角一般为5～8°，地貌上属中低山—中高山区，由o地表2～3300m以下，所以只要㈢13.98～4.92L/sm，1mQ3为浅黄色亚砂土、砂质亚粘土，内含零星本含水层包括山西组以上地层中的碎屑岩层，含水层厚度160m左右，位于2号、10号煤之上，岩性以石英砂岩或岩屑石英杂砂岩为主，节理、裂隙为赋水空间，接受740～1200m，一般富水性较差。K7砂岩、K820m左658.04m，富水性较弱，属弱富水性。K1、K5K2～K430m左右，水位标677.9m承压水，接受垂直渗透补给及侧向补给，富水性强。232号、10号煤，现将各含水层对两层主采煤层677.90m25m层水力贯通，对煤层开采影响不太大。4500m300～500m之间，10600m以下，赋存标高在230～490m之间，在开采时，矿井充水水源主要是水，其中包括查报告：在596.30m开采标高，盖层含水层涌水量47785.06m3/d，煤系地层含水层4523.11m3/d，10596.30m48838.47m3/d，煤9636.31m3/d，其充水量将随开采面积、深度增大而增大。51.5km4～20l/s变坏，作为饮用水可能有问题。0.3～5.0m3.92～4.92L/sm，水质好，达一级饮用本区矿坑涌水量2号煤开采后为52308m3/d，10号开采后最高涌水量可58475m3/d，矿坑涌水水质复杂，可作为洗煤工业用水水源之一第三节煤层的埋藏特一、煤层的赋存2、10号煤层的：北东 倾向：南东45°倾角210煤本组地层平均厚度40.2m，共含煤层7层，其中稳定的全区可采煤层1层，为2号，局部可采煤层2层，为1号、3号；不稳定，煤层4层。煤层总厚度4.76m，11.8%3.93m7.3%。本组地层平均厚度55.0m，共含煤层9层，仅有为10号煤为稳定全区可采煤层，其余煤层均系不稳定或极不稳定的不可采煤层。所含煤层总厚5.60m，含煤系数10.2%3.60m6.5%。本组地层平均厚度12.0m，共含煤2层其中为12号、13号，为极不稳定，为0.20m1.7%。2区域地层含煤特征地层位单界系统组段最小～7采煤层1层，为2号，局部界系采煤层2层，为1号、3号；不44.76m，11.8%，可采煤层总厚度3.93m，7.3%6.5%。共含煤2层其中为12号13号，0.20m，1.7%o煤2号、102号煤层：位于山西组下部，K76.20m左右，K712.4m左右，其顶板为砂岩、砂质泥岩或泥岩，底板为沥青质泥岩、粉砂6.20～6.65m6.43m0.35m左右的泥岩局部有0.05～0.30m490m之间，其厚度稳定，是区内主要可采煤层之一，也是拟定开采对象。3可采煤层特征一览平均2岩层对2号、10号煤层，故仅将与上述两煤层邻近的标志K8砂岩：呈浅灰色、灰白色，斜层理，交错层理发育，富含云母片、煤屑。矿物K7砂岩：呈灰白色，大型板状层理、楔形层理发育，富含云母片、煤屑，为山西3～5。其上岩层多为深灰色，而下则多为灰黑、黑色。25m左右。K2灰岩：位于太原组下部，为灰褐、生物碎屑灰岩。内含大量蜓科、海百合茎、腕足类等动物化石。发育中小型对称及不对称波痕。在区内分叉成两层，间夹厚约4～5m2～3m10号煤直接顶板。10m10号煤。2号煤层分布稳定，且与其它煤层相比厚度大，结构简单。太10号煤层分布稳定，且厚度大的全区稳定可采煤层，K2灰岩常为其直接或间二、煤层围岩性据钻孔2号、10号煤层顶板、底板岩性如下10号煤层：顶板为灰岩，煤层与灰岩之间常出现不连续的高炭质泥岩伪顶。底板表4煤层顶、底板岩石物理力学性质试称 2岩2号煤顶板以中等坚硬岩石为主，伪顶为极岩石。10号煤顶不三、煤的性质及的物理性质和煤岩特区内煤层新鲜煤块为黑色—灰黑色，强玻璃光泽，裂隙发育，性脆，硬度一般2～3度，阶梯—参差状断口，21.35t/m3，101.33t/m3。镜质组含量55.8～82.0%，主要由均质和基质镜组成丝质组含量7.0～15.2%，以半丝为主，其次含少量粗粒体和碎屑体o化学组2号、10号煤层，据区内涉及的赵家湾勘探区钻孔资料及详2号、10号煤质化验结果介绍如下：①水分（Wf20.72～1.11%0.89%；精煤一般0.17～1.100.74%。0.49～1.49%0.92%0.36～0.78%②灰分（Ag14.26%10.51%③挥发分（Vr216.53～19.10%17.02%；14.92～17.65%16.01%。1014.77～17.71%16.47%；14.54～16.78%15.43%。Cr：精煤含量为87.63～91.35%，平均含量Hr：精煤含量为4.1～5.01%，平均含量Or：精煤含量为2.00～6.46%，平均含量Nr：精煤含量为1.04～1.75%，平均含量（S：2Q（Sg）0.32～0.45%0.38%QQ10号煤原煤全硫含量（Sg）2.14～2.64%2.48%Q2.65%2.46%（P：210号煤原煤磷（P）0.003～0.019%0.010%。艺性30467～34194J/g31949J/g35655～36041J/g35848J/g2号煤层精煤粘结指数（GR·I）2.2～4410号煤层精煤粘结指数(GR·I)0.1～10.4灰⒊灰 （T1（T2温度（T3）均大于1500℃，属难熔灰分。用“分选±0.1含量法，按五个、三个假定灰分要求分别对2号煤层、10号56：52号煤层可选评价±0.1量 610号煤层可选性评±0.1次为瘦煤。10号煤层精煤可燃基挥发分在14.54～16.78%之间，粘结指数在0.1～10.4㈤煤增强。通常，Vr在10%以下时，煤尘不，在10～15%时具 性迅速增加。区内煤Vr一般在14～20%之间，所以煤尘具有 ㈥瓦据勘探资料，区内瓦斯成分主要为2-4，2含量较低，瓦斯绝对涌出量为0.28m3/in0.75m3/t沿具波状起伏特征岩层完整性较好易形成储气环境使瓦斯在局部给炭开采带来隐患，应时刻警惕。㈦煤的自2号煤层燃点倾向等级指数△T接近自燃发火级煤下界，属有可能自燃煤层，10号煤层属不易自燃煤层㈧地229.9℃以上，10号煤层31.4℃，231℃的一级热害区，10号煤层可能出现二级热㈨煤质特征及工业用煤属于中灰、特低硫、低磷、中等粘结性瘦煤及贫瘦煤，精煤灰分要求为12%时极易第二田境界与储第一节井田境一、井田境界的描北纬35°59′04″～⑴ ⑵ ⑶ ⑷ ⑸ ⑹ 井田最大长度：3.0km平均 第二节地质储量的计一、计算对象及范围的确9.53km2。二、工程控制情ZK135一个钻孔，其南部附近施工有2个钻孔为ZK122、ZK2001，东北部施工一个钻孔，钻孔为ZK131，而西部无深部工程控制。三、储量计算工业指区内煤层埋藏较深只能开采而且矿方对工业指标没有特殊要求由于本区2号、10号煤为炼焦用煤，则采用根据中民资源部/T0215-202《煤、泥炭地质勘查规范规定，做为本次计算工业指标，即： 最高硫分(St.d)： 四、计算方法的根据区内钻孔控制情况，2号、10号煤层厚度变化不大，倾角平缓，产状较稳定，9.53km2，故选用地质块段法估算，其公式为：21.35t/m3，101.33t/m326.43m，10210号煤层地质储量：Q2=9.53×3.21×1.33=40.69MtQ=Q1+Q2=82.73+40.69=123.42Mt五、储量级别与块段划量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2M112M22，333六、储量计算结t。其中探明的经济基础储量(111b)5433.7万t，占总资源/储量的64.06%；控制的经济基础储量(122b)1573t，探明的(可研)经济基础储量(111b)和控制的经济基础储量占总资源/82.61%；推断的内蕴经济资源量(333)1475.3t。资源/储量的相关比例达到勘探阶段要求。2、10号煤层资源/772、10号煤层资源/储量估算结果汇总2PSPM第三采储量的计一、矿井设计资源/储该井田内的煤柱损失包括井田边界煤柱、村8煤柱中厚煤层煤柱宽度厚煤层煤柱宽度————————30m（断层不含承压水40m（20二、安全煤柱及各种煤柱的留设和计算方 M Mf式中：S1——巷道保护煤柱的水平宽度M3.43；666.5(2.50.6666.5(2.50.6H(2.50.6MH(2.50.6Mf

10号煤层35m三、矿井设计可采资源/储矿井设计可采储量：9732.659矿井可采储量汇总

第三章矿井工作制度及生产能第一节工作制根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，矿井设计生产能力宜按年工作日为330d，16h。第二井生产能力及服务年一、矿井生产能 小型矿井：30（万吨/年）1.2Mt/a。若生产能力为0.9M/a，矿井服务年限为77.25a，矿井服务年限较长，不能充分发挥当地煤层赋存稳定，倾角一般为3～5°。井田地质构造、水文地质条件较简单，矿井属低瓦斯矿井，2号煤层均为可能自燃煤层，10号煤层煤层属不易自燃煤层，煤层顶板较稳市场需求因素：本矿井开采2号、10煤层为瘦煤及贫瘦煤，市场需求前景良1.2Mt/a二、矿井服务年在划定的井田范围内当矿井生产能力A一定时可计算出矿井的设计服务年限T，T==57.92a式中：T──矿井设计服务年限，a；K1.4。 A、K1010矿井及第一水平设计服务年矿井设计生产能力矿井设计服务年第一开采水平设计服务年限煤层倾角〈生产能力为1.2～2.4Mt时矿井设计服务年限应该大于50a因此该矿井设计服务年限符由于2号煤层和10号煤层间距为70m，所以使用分层开采，先开采2号煤层，之后延伸到10号煤层，该矿的第一水平设计服务年限为28.17a，根据《煤炭工业矿井1.2～2.4Mt25a（25度时）第四田开第一节井田开拓方案的确一、井田开拓的原二．影响矿井开拓部署的工业广场及井筒形式的选择：井田面积较小，南北向最长接近3600米，矿井通风路线短。地质构造简单，煤层赋存倾角小，煤层倾角3—5本矿井10号煤层3.21m煤层厚度变化幅度大。三.工业场地的①有利于矿井开拓部署，为矿井尽快达产创造条件。②为了减少地面土方工程量，井口及工业场地位置的选择要充分考虑地形条件，应尽量选择在地势较平坦地段。③充分考虑煤层赋存条件，根据煤层赋存特点，井口及工业场地位置的选择要有利于主要可采煤层初期首采煤层首盘区域的开采，并兼顾生产后期及其它煤层的开采，以减少初期井巷工程量和场地压煤量。④充分利用现有工业场地和设施，以减少矿井投资。四、井口形式、数目和位置的选（一）筒形式的选11井筒选择井下煤炭不（二）井筒位置选10.8～1.1公顷/102井筒沿输石门的①、斜初步设计阶段确定主副井位置时，一般使两互相平行的主副井中线或提升中线相距35～40m②、立30m50～100m()或斜井(开拓，井筒位于井田。 3主副井相对位五、主要大巷及回风道的布置方式和位置选(一)、主要大（二）3、为便于总回风道的掘进和，全井田回风大巷的标高宜一致井筒的形式、数目及矿井通风方将工业广场设置在井田位置，本井田由于2号煤层平均埋深678米，10号煤任务。主立井井口标高为.0m，落底标高为+400m655.0m；副立井井口标高为.0m，落底标高为+426m629m；回风立井井口标高为.0m，落底标高为+434m621m。12方案一井筒特征))井筒长度风阶段垂高及开采水平的规划、位置与数目，以及各开采水平的服务年 ，2号煤层采用单水平，服务年限为29.75a；10号煤层采用单水平，服务年限为28.2a大巷、主要石门及暗井的位置、形状及数 采区划分及开采程井筒的形式、数目及矿井通风方等辅助任务，兼作进风井；回风立井，担负矿井的回风任务。立井井口标高.0m，落底标高为+400m655.0m；副立井井口标高为.0m，落底标高为+426m629m；回风立井井口标高为.0m，落底标高为+434m621m13方案筒特征))井筒长度煤炭提升、进风阶段垂高及开采水平的规划、位置与数目，以及各开采水平的服务年 ，2号煤层采用单水平，服务年限为24.1a；10号煤层采用单水平，服务年限为22.5a大巷、主要石门及暗井的位置、形状及数 采区划分及开采程2号煤层布置四个采区，矿井初期投产采区为一采第二案比一、技术比立井开拓，立井开拓的优点是①立井开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件的限制；②立井的井简短、提升速度快、提升能力大，对辅助提升特别有利；③对井型特大的矿井，可采用大断面的立井井筒，装备两套提升设备；④井筒的断面很大，可满足大风量的要求；由于井简短，通风阻力较小，对深井更为有利。缺点是①井筒掘进技术和施工设备比较，掘进速度慢，地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比斜井复杂，一般需大型提升设备，同类井型的立井提升绞车也较斜井需用的绞车型号大，因而初期投资较大，建井期较长；②在多水平开采时，延伸立井井筒的施工比较复杂，对生产的干扰比较大；③当矿井需增产而扩大提升能力时，更换提升设备也是比较麻烦的。工业场地布置在井田的中部，工业场地布置在此处的好处是：一、井田西侧与南侧均有国道通过，矿区至乡宁县城有乡村公路连接，东北可达三、有利于煤炭，且供水供电条件良好。四、见煤快，为矿井尽快达产创造条件。14开拓方案技术比较12二、经济比1、建井工程 单位15建井工程2、生产经营工程 单位16生产经营工程3、基建费用

17基建量元元元4、生产经营费用

18生产经营费用33995、费用汇总

19费用在本方案比较中，辅助费用 费用的20%估算在本方案比较中，未对排水和巷 费用进行计算100050%2 第五章矿井基本巷道及建井计第一节井筒、石门与大一、井（一）井筒断面形状和布置形1我国的矿井中，立井井筒断面大多选用圆形，数小型矿井选用矩形10年以上的矿井都采用圆形断面。其主要缺点是断面利用率较差。20。20立井井筒名名称 风井等混承受地压能力差，而且四角不易开凿，故矩形断面多用于服务年限不长（小于10～152用延伸间延伸箕斗立井井筒的经验：在浅井（350～440）利用延伸间延伸井筒，在21。21井筒平面布置形6一对1t3箕斗提升的井筒不应兼做风井。如兼做回风井时，井上下装卸载装置和井塔都15%时，井筒中的风速不得超过6m/s，并应有可靠的降尘设施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准。作为安全出口的立井井筒，当井深超过300米时，宜每隔200米左右设置一休22表 井筒允许最大风升降和物料的井8884计工业规范”0.5m6.5m0.2m进级确定井筒直径。主立井断面净尺寸的确定（主井为多绳箕斗提升5.5m副立井断面净尺寸的确定（副井为单绳罐笼提升7.0m。6.0m。52323井壁厚度经验数土块100主井：400㎜; 副井：450㎜; 风井：400㎜; 设计为50㎜。一、井筒掘进断面设井壁材 图

24井筒断面积计算井筒断面积 设计掘

50㎜2525井筒掘进断面尺二、井筒特征（见表26纬距经距123井口标高4井筒落底标高6净7净89二、大2716.73m2，作工作面的回风巷道。27巷道净高净断面三、井底车场硐主排水泵5.0m14.70m2水1572m3，其中，外水仓有效容积1020m3，内水仓有效容552m3。水仓能容纳矿井8h其它硐第二节底车一、井底车场的车调车方式。车场标高为425.0m。车场内铺设30kg/m单轨线路，轨距600mm，完成28第三节、建井工作计一、施工准备的（一）工程准备(3)（二）工程准(1)拆迁物，平整工业场地(4)（三）物资准1-2（四）施工劳动力的准二、矿井移交标（一）井巷工2929矿井移交生产时井巷工程长度掘进断面123456789（二）面系（三）其他配套设三、井巷平均成巷速度指（一）井巷进度指标的确岩巷：100m/月；硐室：600m3/月3（二）主要连锁工程的确以在施工过程中应重点保证主斜井井筒、副斜井井筒和顺槽施工的正常进行,加快施工回风立井→回风煤门→回风大巷→顺槽→开切眼→回风顺槽（三）建井工6煤方第一节采煤方法的选择及其依一、煤层赋存条5～8°，呈单斜产出。由于受25°，但总的看来构造简单，K712.4m左右，其顶板为砂岩、砂质泥岩或泥岩，底板为沥青质泥岩、粉砂3.20～3.65m3.43m0.35m左右的泥岩300～550m二、采煤方法的（三）（四）（五），一次采全高综采，目前我国综采一次采全高采煤技术已经成熟支架和相应的，第二节、确定采区巷道布置和要一、回采工作面的个数、产量及装10号煤层1东部。10号煤层3.21m，采3.5m；工150m.1413m.式中：Q——工作面生产能力Lc——工作面长度Mc3.5m；B1400m；γ——煤的视密度，1.35t/m3。CQ=180×3.5×1500×0.95×1.35×10-4x=119.08掘进工作面年生产能力按Q掘=10%Q =119.08万QQ回Q119.08t/a11.91130.99一个工作面产量为130.99万t/a 采区工作面生产能力特征表见表3030采区工作面生产能力特（万1采工作面回采方三、采区及工作面回采31回采第三节、回采工艺与劳动组一、综采工作面设备选合机械化掘进，树脂锚杆支护，以提高掘进速度，保证工作面的要求。对辅助系统，要求系统简单、环节少，把设备和快速方便地运送至（一）采煤

60LQ

BHgL——工作面长度，m；150m。k35%。Td——采煤机返向时间，min；2。

14400.35150

0.8

600.8

Qmax——采煤机最大落煤量，t/h；kc1.4。则kb1.3； 以上，空载时要求其速度不小于6m/min，以减少辅助工作时间。采煤机的装机功率375kW；截深0.8m；牵引速度0～8m/min；适应采高2.1～4.1m；牵引方式为无1140VMG300/730-WD32。32采煤机技术特征采高MG300/730-2.1-0-（二）工作面可弯曲刮板输送机、机、破碎机选工作面可弯曲刮板输送机应满足面要求一是能力与采煤机生产能力相适应，采煤机实际最大生产能力为Q=60VMBrn=60×2×3.5×0.8×1.35×0.9=612.36式中：Q——采煤机小时割煤量M3.5m；Br——煤的容重，t/m31.35；n0.9；33。33刮板输送机主要技术特征 度SGZ-01500机：根据矿井年生生产能力90万t/a，工作面最大实际产量612.36t/h，选定机能力1000t/h，额定电压为1140V。设计选用SZZ—800/250型机。其主要34。表34机主要技术特征35。35破碎机主要技术特征 PLM-800SSJ1000/25036。表36可伸缩带式输送机主要技术特1二、工作面顶板管理方式，支护设备选型ZZ6000/17/375.665m，4.865m37。表37掩护式支架主要技术特征支护高度0.85-3.65m,3.43m，1.5m，P=M·γ·n×9.8×10-3/(k-=3.43×2.5×2.2×9.8×10-3/(1.35-α－煤层倾角，α取4°。n－2.2。k－1.35P=9.8K·M·γ×10-=9.8×8×3.43×2.5×10-式中：KK8经计算，2号煤层顶板载荷为0.530～0.672MPa，支架支护强度为0.85MPa，故2号煤层选用ZZ6000/17/37型支撑掩护式支架设备强度满足要求。工作面主要38。38工作面主要设备一览序号 1MG300/730-台12SGZ-部13机SZZ-部14架5与支架配46BRW-套17套18部19JH2-台2单体支DZ35-根根TBG-台1ZDY-台2WQ30-台2三、回采工（一）采煤机进AAA-AAAAAAA-AAAA-AAAAA- 4斜切进刀工艺过（二、采煤机割煤方 技术操作规程及岗位标准 有飘刀挖底，现象发生 3m/min范围内。机组随身携带便携式瓦斯仪，并随时注意机载瓦斯断电仪显示的浓20m11％以下，确认无误后，方可开机。机组在斜切进刀时，机组必须放慢牵引速度，控制牵引速度在1m/min以（三、装10m20m（四、运（五、移架工，工作面采用追机移架，随着采煤机割煤，按顺序移架，移架步距为0.8m。为了及时支护顶板，当采煤机后滚筒割过之后于采煤机后滚筒3～4，采煤工作面使用ZZ6000/17/37型综采支架，操作方式为手动，采用跟机30m偏差不得超过±50mm1.5m，偏相邻支架间不得有明显错差(2/3)，支架不挤，不咬，架200mm。（六、推刮板推刮板机在移架工序之后，滞后采煤机后滚筒15m追机进行，除斜切进刀段15m。343个千斤顶一起推。（七、为使综采工作面正常、安全生产、尚应做好下面两项工作20m工作面前10m支护两排单体支柱，后10m支护为单排单体支柱，支在靠工作面煤壁一侧。单体支柱配铰接顶梁，柱距1.0m，排距以不影响设备移动、运送分用单体支柱带铰接顶梁支护，柱、排距不大于1.2m。四、劳动组(一)工作面劳动组12表 劳动组织图工种 2222844444111 3工3339 11133339 (二 作业循0.8m6（附图：正规循环作业图表(三)主要经济技术指40主要经济技术指序号1m2m3 m4 m3.2-5 度0-6 m7 吨8 吨9 个6 个 m 吨 吨 月 吨/ 个/8kg/油消耗kg/个/4m/第四节采（盘）区的准备与工作一、巷道断面和支护形二、巷道掘进进度指硐室：300m／三、掘进工作面个数和掘进面的机械配41综掘工作面机械设备配备 1EBJ-台112带式QZP-7台113部114SCF-台115MQT-台116JK-台117JD-台3148DSFA-台229mMYZ-台112SGB-部11KWQB20-台213四、矿井达产时采掘比例关系、掘进率、采区回采由于该矿巷道基本为煤巷,3%2.7万t/a五、工10101工作面推进长度为1513米，年推进度为1500m，即每个条带采煤时间为340天左右。工作面采用顺序，即先采10101再采10102、10103、10104……依次100米左右为第七章井第一节系统与方式的确一、方式的选（一）煤炭方式的选 （二）辅助方式的选极绳绞车牵引1.0t系列矿车。（三）巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型4.5m3.75m14.7m2，锚网喷加1000mm30kg/m600m的检修轨，担负采轨道大巷：半圆拱形断面，净宽4.5m，净高3.75m，净断面积14.7m2，锚网喷支锚杆采用φ18×2000mm螺纹钢锚杆，担负采区安全出口和回风任务。二、系第二节设备的选择和计一、矿车、材料车和人根据我国煤矿设备标准化、系列化和定型化的要求，矿井辅助矿车选用1.0t7-2-1。运矸石选用1t固定式矿车，型号MG1.1-6A；运料选用1t材料车，型号MC1-6B；设备选用1t平板车和18t重型平板车，型号MP1-6A、MPC18-9。XRBXRB15-6/6各类矿车规格特征见表4242各类矿车规格特外形尺寸（㎜（㎜（㎜长宽高1t11t11t118t重型平板车XRB43。43各类矿车数

1tMG1.1-1tMC1-1tMP1-18t重型平板车MPC18-5二、大巷内设备的选大巷采用带式输送机方式，经设计计算，选用一部STJ1000/2×75型皮带 ，带式输送机技术参数及特征见表44。表44大巷胶带输送机技术参数及特 1量23456度α=3-7m8m9电功T1、生产能力：0.9Mt/a151t/h2345、输送距离：Lh=3187m，倾角1-4°，提升高度67第八章矿井提第一节矿井提升概矿井设计生产能力为120万t/a,总服务年限为57.9228.17182#、10#1.35t／m3、1.33t／m3；矸石的容重为2.4t／m3；煤的松散系数为1.3。根据回采与掘进工作面的劳动组织，预计最大班下井人数为240人。矿井的开拓方式为立井多水平开拓，根据实际情况，设计采10%。第二节主井提一、提升容器的An—矿井年产量，90t/aHs—井筒深度br，330dt，18hHz—装载高度，m，估取18～25m，取20m。Hx—卸载高度，m，估取16～20m，取18m。r—煤的散集容积质量，Kg/m3，1.3计（一）确定小时提升hA=Ancah式中：Ah——小时提升量，t／h；An——矿井年产量，120t／年；c1.20br——年工作日，330天；Ah=200t／h（二）合理的经济提升速H HH式中H——提升长度，700mHHH

=10.5m／s（三）估算一次提升循环时间Tx=H

vm+uaTx=4 Txh64545箕斗特征量长宽高JDG-64二、提升钢丝绳的选择计4646提升钢丝绳安全系99.2-99.2-99.2-8.2-7.2-h0——容器卸载位置到天轮中心线的距离HjHxHzHhHh＝HgHg H0H0HhHsHzHxHcHcHh0Hhmmzmpn2——尾绳根数mq——每根尾绳单位长度的质量，kg/m对于等重尾绳n1mpn2mq)提升系统，提升钢丝A点受最大静张力，且重载容器在任何位置时，其值不变，每根提升钢丝绳单位长度的质量mp1 mz1pm ，kg/mpb11mcma式中mama=7.2-0.0005Hc=6.905图8-2-3多绳摩擦提升钢丝m

)7/94006000=1.71kg/m

00075.0)

根据mp6×7(1+6)47钢丝绳特征三、提升机选D，Fjm，最大静张力差Fjc及摩擦衬垫的比压pb。在选择计算时，首先确定摩擦轮直径D，然后验算其（一）提升机滚筒直径摩擦式提升机有导向轮井上安装，摩擦轮直径D≥90d=90×34.0=756mm；无导向轮时D≥80d=672mm根据滚筒直径初选型号为JKM-3.5/6(Ⅱ)的提升机其主要特征见表48提升机主要特JKM-2（二）天轮的选Dt需按下面条件确定。90°Dt≥80d=80×34.0=2720mm；Dt≥1200=2640mm。TSG120049749天轮特征TSH77四、提升电的估 功率Pkmgvm 式中kk=1.15，k=1.2；vm—所选提升机标准速度—考虑到提升系统运转时，加、度及钢丝绳重力等因素的影响系数，箕斗提升=1.2～1.4；罐笼提升=1.4；P=859.0KW根据P值，选取的电见规格表表50电规 额定功率额定电压YR1000-第三节副井提，副井的最终水平井筒深755米根据矿井的辅助要求本矿井的副井内装备大一小一对多绳罐笼大罐可担负矿井大型设备和材料提升矸石提升亦由副型罐笼。，P’18×7（1+6）绳纤维芯钢5151钢丝绳特征JKM-2.8/4(Ⅱ)5252提升机主要特JKM-TSG16005353天轮特征TSH表54 规 额定电压YR1250-第九 矿井通风与安优缺点、比并列式安全性要好、矿井通风阻力较小 漏风少，利于对瓦斯、自然发火的管理、工业广场地无噪声及回 的影响、在井动线路为折返式 线路长 长（超过4公里，井田面积大，产量较大的矿井。其优点与 混合式是前几种的发展。适用于、矿井距离很长以及老矿井的改扩建和深部开采1下使用。当主要通风机因故停止运转时，井下的压力降低。该方式在矿井总进风路第一量的计Vc1.0m/s；矿井总风量是井下各20%0.5%。（一）按井下同时工作的最多人数所需风量计算：kj=4NK=4×100×1.10=440（m3/min）=7.3m3/s式中4m3/mi，人；，100（二）按采煤工作面、掘进工作面、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算：Qkj＝(∑Qcj十∑Qjj十∑Qdj十∑式中QkjKkt1.20。一、采煤工作面实际需要风量的计①按瓦斯涌出量计式中：qc──采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；式中：qc102570t100.28m3/min0.75m3/t；属低瓦斯矿井。qc＝2570×0.75÷(60×18)＝1.785m3／minQcj=100×1.785×1.4=249.9m3/min②按回采工作面温度计算Sc──工作面的平均断面积，为20.3m2；Ki150m1.3式中N—采煤工作面内同时工作的最多人数,30经计算,按回采工作面温度计算,故回采工作面风量取最大值：Qcj=26.39m3/s④按风速进行验根据<<煤矿安全规程>>规定,0.25m/s,4m/s的要采用最低风速验算：Qcj≥15×S采大=15×20.3=304.5m3／min=5.075m3/s采用最高风速验算：Qcj≤240×S采小=240×20.3=3120m3／min=81.2m3/s二、掘进工作面实际需要风量的计①按瓦斯相对涌出量计算Qjj＝100×q掘式中：q掘──掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3／min；kdKj=1.8；则：Qjj＝100×q掘×Kj=100×0.28×1.8＝50.4m3／min；=0.84②按人数计式中：N──掘进工作面内同时工作的最多人数,15Qjj=4×15=60m3／min=1③按局扇的实际吸风量计Qjj=Q局式中：Q局──局扇吸风量,kf──为防止局扇吸循环风的风量备用系数,1.3。Qjj=400×1.3=520m3／min=8.7m3／s经计算,按局扇的实际吸风量计算的风量最大,8.7m3／s风速验算,室需要变电所、水泵房等均为串风，无须独立配风材料硐室：3m3/s；∑Q硐四、其他需风则：∑根据以上两种计算方法，取其最大者，故确定矿井总风量为100m3／s第二节矿井通风系统和风量分一、通风方根据开拓部署，矿井采用分列式通风方式。主扇的工作方式采用抽出式二、风井数目、位置、服务范围及服务年三、掘进通风及硐室通FBDNo.6.0/2*22型局部扇风机通风，（一）通风系矿井通风方式为分列式，由主.副井进风，通过大巷，轨道大巷经由联络巷进入带区的共用巷经过条带顺槽冲洗工作面后由轨道顺槽进入专门的回风（二）风量分、井下库，充电室，采区绞车房，应单独供风55矿井风量分配供风地点数量（配风标准（m3/s）供风量（m3/s）1采煤采煤工作面备采工作面掘进大巷综掘工作面29工作面综掘工作面硐室井下材料硐采区变电所2机车充电硐室1334其他20矿井总风量100第三算负压及等积一、计算原（10～20a累加起来，便得出这两个时期的通风总阻力hv1min和hymax时的要求，既能做到在通限较（30～50a）则只计算（5～25a）内的左右通风容易和通风两个时期的hrminhrmax。2、因有外部漏风（指在防爆门和主扇周围的漏风Qf必大于通Qf=（1.05～1.10）Q1.051.10。4方损失，摩擦阻力一般占矿井通风阻力的90%，它是矿井通风设计选择扇风机的主要参10%。h摩式中：h摩——摩擦阻力,Pa；将以上计算出来的各数值填如下表（其中表中的所列数值又是当空气为时数值，即通风容易时期通风负压表56，及通风时期负压表表 通风容易时期负压计算R(N.sQV123410101顺5610101789小15%合表 通风时期负压计算LRQ)V123410105顺561010