设计-采矿煤矿0.9mt修改

摘12.5公里处,8km108国道在夏门镇通过，地理坐标:111°33′39″111°37′29″,36°51′42″36°53′55″。1111.7m793.80m317.9m。792.70m2.50m煤层均有煤尘性煤层自燃倾向为自燃矿井属于低瓦斯矿井瓦斯相对涌出量为1.17m3/min，CO23.55m3/t本井田划分为23个带区，采斜井开拓方式，回采工艺采用后退式、综合机械化90ThisdesignisaboutminingtheNo.7,No.9,seamsofJinzhongXiamencoalmine,thedesignhasatotalofsevendesigndrawings,insturctionsoftenchapters.Accordingtotheneedsandcharacteristicsofminingengineering,focusingonthedesignofthefourth,sixth,ninechapters,otherssuchasshaftbottom,undergroundtransportationandliftingequipmentonlydogeneralselectioncalculation.XiamencoalmineislocatedinJinzhongCityLingshiCountyDuanchuntownLujiazhuangvillage,headministrativedivisionsunderthejurisdictionoftheLingshicountyDuanchuntown.InthenorthwestofLingshiCounty12.5kilometersawayandfromtheDayunhighwayl8km,theformerStateRoad108throughtheXiamentown,geographiccoordinates:longitude111°33'39"to111°37'29",latitude36°51'42"to36TheIdatransportationisconvenient,XiamentoDuanchuntownbyLingshiCountytherearegeneralhighways,therehasregularbustotheDuanchuntown,intheeastthereisapavedhighwaybetweenJiaokouXiangandXiamentownconnectedwithDayunhighway,westbyDuanchuntowntotheSankouwaninterlinkedDayunhighways,IdaTownshipandtownship,heeastofFenRiverwhatliesinthetownofXiamen,hasLengquanrailstation,directtoFenglingdufromSouth,andtheNorthcanreachDatong.XiamentoWestSpringsimpleroad,inWestSpringandjiexiu~Xicountyhighwayconnecting,andthencommunicateswiththeYangquanqujiexiurailway,direct ThecoalMinelocatedinthenorthwestofHuoxicoalfield,andislocatedbetweenLuliangshanandTaiyueshancuttingloessbedrockmountains.Idacriss-crossthevalley,complexterrain,buttheterrainisgenerallyhigher,withthehighestpointatthetopofthecentralridgeIda,1111.7mabovesealevel;lowestpointinthesouthwesternditch,toabovesealevel,relativeelevationThecoalminewithinthemultilayer,butthisdesignonlyconsiderthe7th,the9thseam,averagethicknesswere2.70m,2.50m.Eachexplosivecoaldust,coalspontaneouscombustiontendencyisspontaneouscombustion.Mineisalowgasmine,theamountofgasrelativeemissionis1.17m3/min,CO2emissionrelativeamountof3.55m3/t.Theminefieldisdividedinto23bands,withdoubleinclinedshaftdevelopmentmode,theofretreatminingprocess,mechanizedminingmethod,the"3-8system"operatingsystem.Thedevicehasadual-faceshearer,shieldhydraulicsupport,flexiblescraperconveyors,crushers,loaderandsoon.Gobtreatmentusingallcrossofftheroof.Themineisdesignedannualcapacityof900,000tons,usingamechanizedminingtomeetproductionrequirements.Themine’smainhaulageroadwayusebelttransportasthemaintransport,continuoustractorasanauxiliarytransport,mineventilationusesaxialflowfan,exhaustventilationpartition.:lowgas;roofmanagement;mechanized目摘 井田开 采煤方 井 矿井提 主提 电 概 参考文 外文翻 中文对 井田自然概山西煤炭运销夏门煤业井田位于灵石县段纯镇的逯家庄村行政区划隶在夏门镇通过，地理坐标:111°33′39″111°37′29″,36°51′42″36°53′55″。1-1-1

1-1- 交错，地形复杂，但地势普遍较高，其中最高点位于井田中部山梁顶部，海10年前已气象及情本区属温带大陆性季风气候,自1974年以来，灵石县年最大降雨量为648.80mm(1975年),273.50mm(1986年),18.20(1987年)，平均最低气温为3.10℃(1990年)10.36℃515mm162天。最大冻土深度为93cm(1977年)，最小冻土深度为42cm(1989年)；无霜期最长为205天(1975年)128天(1980年)。春、秋、冬为西北偏西风，夏季多东风，一3-435mm。A1山西煤炭运销夏门煤业井田周边分布有4个煤矿，西部与山西保利长石天聚鑫源煤业;北部为山西保利金庄煤业(见四邻关系图)。现将井1-1-21-1-一、山西保利长虹新建煤业灵石县长虹新建煤业煤矿属单保矿井，2006年整合而成，整合后煤矿名称为山西保利长虹新建煤业，井田面积5.4599km2，新增面积2.9599km2，批采2号、49号、10号、119、1045万20074号、9号、10号煤层，4、9号均不发育，开采10上号、10下号。生产规模为3万吨/年产，实际生产能力为6万板管理为自然垮落法。采用防爆三轮车，瓦斯鉴定结果为低瓦斯矿井。二、山西灵石鑫东煤业灵石县晋山煤矿整合山西灵石天辰煤业山西灵石尹家庄煤业有限60万t/a。属基建矿井。原灵石县晋山煤矿井田面积5.4521km2，批采煤层2号、3号、7号、9号、10号、119、10号煤层，开拓方式主立副斜，并列式通风，壁式开采，30万t/a，属基建矿井。10921万t/a三、山西灵石天聚鑫源煤业山西灵石田家洼煤业整合山西天星大井沟煤矿和灵石县段纯镇苗家庄煤矿，整合后煤矿名称为山西灵石天聚鑫源煤业，井田面积.20.43km22号、4号、7号、9号、10上号、10下号、1号煤层，矿井生45万t/。属基建矿井。、原山西灵石田家洼煤业井田面积1.989km2，批采4号、10号、1115万t/a，属基建矿井。9号、10号煤层。现有两个坑口开采，于1979年建井，1980年投产，2006年11月山西省资源厅为改制后的大井沟煤矿颁发了新的采矿证，批采9号、10号煤层，其中9号煤层为零星可采煤层，10号煤层为稳定可采煤层(除剥蚀区外)10号煤层。苗家庄煤矿村办小型煤矿采矿证号为1400000041897，井田面积0.5075km21.2935km2,2、9、10号，开采10号煤层，核定生产能力为9万t/a。采斜井开拓，单水平开采，采煤方法短0.016km2。矿井涌水不大,日排矿坑水50m3，经鉴定，矿井为低瓦斯矿井四、山西保利金庄煤 7.9181km22号、4号、9号、10号、119号煤60万t/a。2008年度属基建矿，属低瓦斯矿井。据本井田与周边煤矿和小窑目前没有越层越界开采现象资源条本次初步设计以太原市易仁矿产勘测于2010年3月编制的《山西煤炭运销业厅以晋煤规发[2010]925号文“关于山西煤炭运销夏门煤业矿井地质报寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系以及新生界上第三系和第四系（见区域地层简表2-1-煤层编号按山西省煤田地质勘探公司制定的新的统一编号(1979年)1号、24号、5号、7下号、7上号、8号、9号、10号、10下号、11号、11下号煤层。表1-2- 区域地层划分简界系统组厚度统统系∈界系界T、奥陶系中统峰峰组井田内没有出露，在东邻区下峪村南双池岸等地出露，另在井田内马家庄水源100m。、石炭系式铁矿(褐铁矿)及黄铁矿等矿产。地层厚度由103.9～120.3m，一般106m左右，与下伏①、石炭系中统本溪组(C2b)8.5～20m(矿)1～3m(畔沟灰岩)及深灰色3.4～15.624-315.62m2-43.46m8m左右。②、石炭系上统太原组(C3t)74.2～108.8m11层(4～11号)5层可采(4号、79号、10上号、10下号)K2灰岩底界到K4灰岩(东大窑灰岩)(C3t3)K4灰岩顶界到K7砂岩(北岔沟砂1、太原组下段(C3t1)P942.54m26.73m，3-127.57m2、太原组中段(C3t2)1-221.29m。3、太原组上段(C3t3)K4K7砂岩底界止，岩性为砂质泥岩、泥岩、煤层及中粒砂岩等。3-234.44m1-126.20m。、二叠系①、二叠系下统山西组(P1s)20.3～69.1m本井田的重要含煤地层之一，共含煤3层，其中2号煤层较稳定，全区可采。该组地层组成。其底部以K7砂岩的下界与太原组分界，顶部以K8砂岩的底界与下石盒子组下段29～53m，②、二叠系下统下石盒子组及薄煤层等组成一套陆相沉积的陆源碎屑物地层出露厚度101.4～140m一般116.50m、第四系5～30m80m沉积物。①、中更新统离石组层，呈鲜艳的红色条带状，特征标志明显，一般2～3层，厚度0.5～1.0m，个别地方达2m3～50.2～0.3m0.5m20m45m②、上更新统马兰组50m。③、全新统0～10m。二、井田地质构造其中以前者为主，后者次之(1-1-2)。北东～1、2、5、6、95条，北西～3、4、7、84条，各褶表1-2- 褶皱特征统计延展长度8-6-7-4-4-4-30×30～90×45m105×40m的长椭圆形；在柱状陷落的周围，100m39个；柱状陷落与褶皱构造紧密相关，但数量较多，对井田的开采和设计均有一定影响(见表2-1-3)。还有的是井下巷道X11、X17①、X11150m1号褶皱轴(背斜)90m，其周围出露地层分别40m80°左右，呈锥柱状体陷落，柱内主要地层为二叠系上统180～200m。②、X17位于田家窳煤矿北约150m左右的沟谷两侧其南北两边30～40m均伴生有褶皱向北西，长105m，短轴宽40m，柱壁外倾，倾角80°左右，呈锥柱状体陷落，柱体内主100m左右。表1-2- 柱状陷落统计编形规 桶柱体周围地层为P1S和P1X1—2。柱体内有砂质泥岩、紫红色泥岩等，乱石堆积，楞角明显。陷落深150—180米。，。。椭柱体周围地层为P1S和P1X1。柱内岩石有砂岩、砂质泥岩坍塌破碎。陷落130—150米。椭柱体周围有P1S出露，柱体内岩石为砂岩砂质泥岩等杂乱堆积。第四系坡残积物较多。陷落深130米。椭柱体周围地层有P1S和P1X1。柱内岩石有砂岩、砂质泥岩等杂乱石堆积坍塌破碎。陷落深150米。桶柱体周围地层有P1S。柱内岩石为砂岩、泥岩等杂乱石堆积，坍塌破碎。陷落深120—150米。桶柱体周围地层有P1SC3t3。柱内岩石为砂岩、泥岩及煤粉等破碎零乱堆积。陷落深100—130米。椭柱体周围地层有P1S和P1X1。柱内岩石为黄绿色砂岩、砂质泥岩等杂乱堆积。陷落深150—180米。桶P1X1P1X2。柱内岩石黄绿色砂岩、泥岩及砂质泥岩、坍塌破碎。陷落深150—180米。桶柱体周围地层有P1S和P1X1。柱内岩石为砂岩、砂质泥岩等杂乱堆积。陷落深120—150米。椭柱体附近地层有P1S。柱内岩石为砂岩、泥岩等杂乱堆积。陷落深100—150米。椭P1X2P1X1分布在柱体附近，柱体内岩石为黄绿色砂岩及泥岩，偶见紫红色泥岩堆积。陷落深180—200米。桶柱体周围有P1X1和第四系坡残积物。柱体内有砂质泥岩和砂岩杂乱堆积陷落深130—150米。椭P1S分布在柱体附近。柱体内岩石有砂岩泥岩及煤粉等坍塌破碎堆积物。陷落深120—150米。椭柱体附近地层为P1SC3t3。柱体内岩石有砂岩、泥岩及煤粉杂乱堆积。陷落深100—130米。椭柱体周围有C3t3地层出现。柱内岩石为砂岩、泥岩及煤粉等坍塌堆积。陷落深90—130米。桶柱体周围地层有P1S和C3t3。柱内岩石为砂岩、泥岩及煤粉等等杂乱堆积陷落深90—130米。长椭圆柱体周围地层有C3t3和C3t2。柱内有砂泥岩及煤粉杂乱堆积。陷落深80—100米。柱体周围地层有C3t2和C3t1。柱内岩石有砂岩、泥岩及煤粉末杂乱堆放。陷落深50—70米。长椭圆柱体周围地层有C3t3地层出露。柱内有泥岩、砂岩第四系坡残积物。陷落60—90米。柱体周围地层有P1S。柱内岩石为砂岩、泥岩及砂质泥岩等杂乱堆积。陷落深100—130米。表1-2- 柱状陷落统计表（续编形规 桶落深100—130米。长椭圆柱体周围地层为P1SP1X1。柱内岩石为黄绿色砂岩、砂泥岩等杂乱堆积。陷落深130—150米。桶100—150米。柱体周围地层为P1X1和P1X2。柱内岩石有黄绿色砂岩、泥岩及零星紫色泥岩等。陷落深150—180米。桶柱体周围地层有P1S、P1X1和C3t3。柱内岩石有砂岩、泥岩及砂质泥岩等杂乱堆积。陷落深100—150米。C3t2C3t3。柱内岩石有砂岩、泥岩及煤粉末等。陷落深50—100米。C3t2C3t3。柱内岩石有砂岩、泥岩及煤粉末等。陷落深50—100米。落深100—150米。落深100—150米。桶落深100—150米。落深100—150米。长椭圆柱体周围地层为P1SP1X1。柱内岩石为黄绿色砂岩、砂泥岩等杂乱堆积。陷落深130—150米。桶100—150米。桶柱体周围地层为P1X1和P1X2。柱内岩石有黄绿色砂岩、泥岩及零星紫色泥岩等。陷落深150—180米。柱体周围地层有P1S、P1X1和C3t3。柱内岩石有砂岩、泥岩及砂质泥岩等杂乱堆积。陷落深100—150米。桶C3t2C3t3。柱内岩石有砂岩、泥岩及煤粉末等。陷落深50—100米。C3t2C3t3。柱内岩石有砂岩、泥岩及煤粉末等。陷落深50—100米。落深100—150米。落深100—150米。15279①、太原组含煤地层9号厚度大，变化小,层位稳定，是井田内主要可采煤层；4、8、10号煤层，比较出现，为零星可采煤层。其余皆为不可采煤层。含煤岩组平均厚度99.40m，煤层累计厚8.10m5.20m64.1%。②、山西组含煤地层310.30m0.60m，属不可采的薄煤层；2号煤层稳定，分布广泛，厚度变化不大，一般为0.35～1.10m，最厚1.10m0.78m，属本井田不可采的薄煤层；2下号煤发育不好，时有时无，极0.17～0.30m0.20m33.38m，1.78m0.81m5.33%，可采煤层系数经过地质勘探，该井田内达到可采煤层等级的只有7、9号煤层，其余2、4、10上、10下号煤层平均厚度均小于0.80m，并未达到可采等级。7、9号煤层为井田稳定的可采1-2-4。表1-2- 煤层厚度煤层间距组2470901010①、7位于太原组中段上部上距K4灰岩1.8～3.6m平均距2.6m下距K3灰岩3.3～7.2m，平均距5.25m917.48～21.96m，平均距19.95m。井田内13个钻孔穿过此煤2.20～3.20m2.70m。该煤层结构简单，无夹石，其顶7②、9位于太原组下段顶部，K2灰岩为其直接顶板，或间隔0.2～0.4m厚的炭质泥岩、泥105.21～8.34m6.58m16个钻孔穿过4-3孔此煤层尖灭，131-1孔、2-13-3、双-1.83～2.78mK20.2～0.4m厚的9（112号煤层,以镜质组为主,24.2%～84.4%，平均53.4%。马家庄矿井与夏门矿10上号煤层也以镜质组为主,36.5%～95.7%72.5%2惰质组为本井田煤的主要显微组分之一，原夏门服务公司煤矿及段纯镇二矿2号煤8.6%～58%36.3%1057%24.9%2号煤层惰质组含量高，表明在成煤过程中惰质化作用亦较强，320.4%～7.0%4%22～37.0%100.2%～6.3%2.15%422.9%～11.8%6.33%211.8%，马家庄矿井10上号煤含量0.2%～1.7%，平均0.6%；2号煤平均含量为10上号煤10倍；2号煤层壳质组分平均含量高，表明煤的显微组分含一定量的角质121.10%～3.60%2.46%；100.90%～6.70%，平3.74%。2主要赋存于10上号煤层中，2号煤层中未见黄铁矿；10上0.18%～0.60%①、7水分(Mad)3.04%～0.65%1.29%，1.42%～0.46%0.75%；11.15%挥发份(Vdaf)38.14%～30.79%36.22%，37.90%～30.79%35.47%；全硫(St,d)2.99%～2.06%2.82%，2.55%～1.56%2.15%；胶质层最厚度(Y)36.0～24.0mm31.9mm；粘结指数(GR.I)103-9290.25；)（1/3JM②、9水分(Mad)5.98%～0.34%2.03%，1.33%～0.36%0.72%；11.40%～3.34%6.29%；挥发份(Vdaf)34.56%～28.36%31.71%，34.33%～28.98%31.85%；全硫(St,d)2.98%～1.52%2.68%，2.95%～1.41%1.99%；胶质层最厚度(Y)42～21mm29.2mm；粘结指数(GR.I)103-8595.8；)（1/3JM1-2-5所示工业分析胶质粘结指数G水St发热征Y原浮原浮原浮原浮1127304~0142~02487~111414~53814~303790~30299~2255~13017~26109598~0133~01949~61140~33456~283433~28298~1295~13212~2720116313121292995工业分析胶质粘结指数G水St发热征Y原浮原浮原浮原浮7304~0142~02487~111414~53814~303790~30299~2255~13017~26109598~0133~01949~61140~33456~283433~28298~1295~13212~2720116313121292995 山西组2号煤层和太原组4号煤层，多露于山坡、沟谷中，地形侵蚀切割严重，煤兰家堂一带局部出露，7、9在井田东北部局部出露。86，)（1/3JM)（1/3JM工工业分析胶质粘结指数GR水St发热征Y原浮原浮原浮原浮7304~0142~02487~111414~53814~303790~30299~2255~13017~26109598~0133~01949~61140~33456~283433~28298~1295~13212~2720116313121292995 层及霍山断裂为界,110公里,57公里,泉域总面积间出露,泉口标高521～516m，据1978～1987实测资料最大流量6.92m3/秒。142m(苗家庄)793.80m10年前经没有水。井田内无其它大的地表水体。1井田外西南及南沟谷中有出露，井田内最厚度104.99m(3-2孔)。据钻孔资料，岩溶发育，可见溶洞灰岩；井田东北部马家庄水源井奥灰374.00m，水井坐标 ，Z=858.5,据抽水试验资料，降深7.30m时，单井小时出水量37m32井田内出露于西、南部较大沟谷之中，为岩溶裂隙含水层，主要含水层位为K2、K3、K43岩裂隙含水层，主要含水层位为2号煤层顶板砂岩，因埋藏较浅，受风化作用影响，裂③、矿井水的补给、径流、排本井田位于郭庄泉域北中部，属区域岩溶水径流区 水总体流向为由北向南544m544m左右，而本井田批采煤层中位于最下部的10下号煤层其最低底板标高为760m，高于井田奥灰水位约216m,故奥灰水对本井田各组煤(2号、4号煤层为主)，已形成大范围的采空区和破坏区。2、4、7、9 Hli=20√∑M 44号煤层会导通地表水。4号2号煤层采空和老小窑破坏区积水。727.66m，4739.21m,74929.28m，7919.95m,979号煤层前，应对上部煤层采空区积水进行探测和排放，做到“预测据，本井田西部紧邻的长虹新建煤矿已形成3处采空区，但位于本矿煤层下倾10上北部为山西保利金庄煤业采空区距离本矿350米左右，且位于本矿煤层下东部与山西灵石鑫东煤业开采10上号煤层1996-2004年和2007年采空区有积水约20986m3，且位于煤层仰起端，对本矿的开采造成很大的。南部山西灵石天聚鑫源煤业井田范围内的原姚家坡煤矿开采10上号煤层采12351m3，且位于煤层仰起端，对本矿的开采有影响。7K4灰岩，据精查勘探资料，该灰440m9号煤层开采，主要的充水含水层为太原组下段顶部的K2灰岩，据精查勘探资料，该灰岩致密坚硬，岩溶裂隙不发育，富水性差；从情况，目前马家庄井开采9号、10上号煤层时，矿井涌水量不大，主要充水来源是附近交口河床的补给，交口河为季节910下900kt/a时，预计矿井正常涌水量150m3/h180m3/h。以下煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的，本矿瓦斯相对涌出量1.17m3/t，CO23.55m3/t2010年4月27日由山西省煤炭工业局综合测试中心对7号、9号7号煤层煤尘火焰长度>270㎜,岩粉用量80%,结论为有性9号煤层煤尘火焰长度>400㎜，岩粉用量85%，结论为有性2010年4月27日由山西省煤炭工业局综合测试中心对7号、9号煤层70.70cm3/g,自燃等级为Ⅱ90.67cm3/g,自燃等级为Ⅱ据煤矿开采过程中地温一直保持在正常值内一般为16-17之间且压也未见异常。1991庄井采7号9上号煤层顶板各一块送山西煤田地质进行了岩石物理力学实验八、勘探程度及存在问题，该项目地质勘查工作的类型确定正确选择基本合适，工程布置较合理，各项工，详细查明了本井田构造以褶皱为主，倾角5～10°，发育39个陷落柱，无断层及岩浆④、因井田10下号煤层未，缺少相应的煤质检验资料和瓦斯资料。建设单位在10kV10kV35kV变电5km，同时解脱段纯供电点。井田境界及资源储根据山西省资源厅2009年11月为该矿核发的C 4029《采矿证，井田面积14.4541km2，批采7、9号煤层，开采深度880m至780m。井田(54系)XY(80系)XY123456789)（1/3JM)（1/3JM25°，估算其资源/储量工业指标如下：最低可采厚度：炼焦用煤 最高硫含量(St.d)3% Q――资源/储量(t)；地质储量的计1、根据山西煤炭运销夏门煤业井田地址勘探报告提供的储量计算《：3、依据过函（1998）5关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问《：50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；5779号煤层。777 =5463.65万92.25km20.25km2；0.02492km2；99

=4181.53万④地质总储量Q总= .65=9645.18万 72°45°7°；3、带宽度：风井场地20m，村庄10m，其他42-2-1 井型（占地面积指标（公顷/10240120-45-9-可采储量的计地质总储量：Zg=9645.18（万t）Zs=Zg- =9645.18-305.43-=8476.29万Zs——矿井设计储量Zk——矿井设计可采储量

Zk=(Zs-P2) =（8476.29-245.86-684.10-=6713.901万P2——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和C——75%80%85%；90%；20m宽，则井田边界保护煤柱损失量为：305.43万工业广场按Ⅱ15m2.113.5公顷，则工业场地保护煤柱压煤量为：245.86万t；H(2.5H(2.50.6MfS

7号煤层：213(2.5213(2.50.6H(2.50.6MH(2.50.6Mf

9 H(2.50.6MH(2.50.6Mf

238(2.5238(2.50.6

7、920m.当矿井报废50％左右。大巷中心中心距离为30m，大巷两侧的保护煤柱宽度各为20m，则大巷保护煤柱损失量为：684.10万t；主、副井井筒的围护带宽度为：20m，主、副井井筒保护煤柱压煤量为：53.94t；风井井筒的围护带宽度为：20m，前后期风井井筒保护煤柱压煤量为：32.5万t；①、兰家堂的保护煤柱压煤量：233.75万②、逮家庄的保护煤柱压煤量：206.98万③、苗家庄的保护煤柱压煤量：129.57万④、田家洼的保护煤柱压煤量：292.97万2-3-1 储量（0矿井工作制矿井设计工作日数为：330d；昼夜出煤班数为：3班；每班工作小时数为：8小时；每昼夜净提升小时数为：16小时；矿井生产能力及服务2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、90万t/a，对该矿设计生产能力的确定，从以下三个影响较山西煤炭运销夏门煤业井田面积不大储量一般总的工业储量6738.9990万t/a53平缓。具有年产90万吨的条件。该矿采用斜井强力皮带为矿井主，生产均衡，集90万吨的能力。储量备用系数取值：1.2～1.41.4计算如下：T= =

1.4=53.50.45～0.9Mt/a的新建矿井的设计40a53.5a，符合设计规范。井田开拓方式的确

。，采用一对斜井开拓主副斜井布置于井田距井田左右边界大约各为2638.8m，2007m。主井倾角21°，采用大倾角胶带机运煤，斜长696m，垂深254m，主斜井掘至9号煤层底板的岩层中利用石门与煤仓相连。副斜井倾角23°辅助提升方式为串车提升，绞车提升材料、设备、矸石等，斜长593m，垂深235m，副斜井打至9号煤层底板。主、副斜井均兼作进风井。在距回风大巷38m处布置回风立井，均采用抽出式通距19.95m，因此采用联合布置共用轨道和回风三条大巷划分为一个开采水平。 附近布置三条大巷大巷沿纬线方向掘进大巷和轨道大巷均布置在9号煤层当中大巷沿煤层底板掘进，轨道大巷沿大巷平行布置。回风大巷5.700km。，详见井田开拓方案一平面图C2010-109-01、剖面图C2010-109-02升材料、设备、矸石等，垂深269.2m。主、副井兼做进风井。前、后期回风立井同方案4-1-3开拓方案二平面图4-1-4-1-5表4-1- 开拓方案技术比较采斜井开拓施工容易装备简单井田左侧大巷布置方式加大了工作面推进长度，减少搬家次数。斜井工程量大，煤柱损失略井筒费用较高立井开拓施工，施工期(2)带区布置可能要开拓辅助水，，方案一：副斜井，斜长：593m；单价：8000元/m费用：474.4万元；大巷，长度：6192.0m单价：4000元/m费用：2476.8万元；方案二：副立井，垂深：269.2m单价：12000元/m费用：323.04万元4274m单价：4000元/m费用：1709.6煤仓，行人进风巷等硐室两个方案一样不进行比较。方案一费用为：2951.2万元；方2032.64万元。虽然方案二费用略低，但立井施工量大，施工方法复杂，达到设计生产能力时工作面的配72.70m，煤层赋存稳定,结构简单,工作面产量按照实际平均厚度计330d0.8。采煤机割煤产量QQ采 γ──原煤容重，t/m3；Q采2202.74.03301.400.95=83.43万

QQ83.43万t10%考虑，则Q掘Q掘=Q×10%=83.43×10%=8.34万 Q产量=Q采+Q掘83.43+8.34=91.77万 4-2-1表4-2- （1井筒、石门与1231回风立井，位于井田中东部，混凝土支护，圆形断面，净直径5.000m，净断面19.63m2，垂深223m。装备梯子间作为安全出口。5-1-1。4、东1大巷：矩形拱断面，采用锚网喷支护，净宽：4.600m，净断面：12.88m²，沿9号煤层底板掘进，安装胶带输送机、乘人装置。977 由式（5.1） 54坐井筒长度井筒净宽胶带输送机乘人装置、5-1-、

断面尺寸1231500mm，150mm。2500mm，150mm。3、回风立井采用混凝土砌碹,500mm150mm井底车场布置在9号煤层中，根据开拓部署副井辅助井底车场，形式采用斜井平车50m底车场巷道及主要硐室均采用混凝土砌碹支护。主煤仓为圆形立仓，煤仓上口位于7号煤层中，下口位于9号煤层中。净直径6m，20m505.6m3，采用下沉式布置。、变电所主变电所布置在9号煤层中，净宽为4.500m，净断面14.69m2，掘进断面18.93m2，30m，采用混泥土支护，半圆拱断面。主排水泵房布置在9号煤层中3.900m，净断面10.45m2，掘进断面15.89m2，21.65m，采用混泥土支护，半圆拱断面。积1572m3，其中，外水仓有效容积为1020m3，内水仓有效容积552m3。水仓能容纳矿10h1t矿车，人工清理。、、9号煤层当中。配电室和泵房底板标高高出井底0.5m4.0m33.9m11.6m5-1-5-1-12、有利于尽早向公司提供足量的煤炭斜井表土段 60m/斜井基岩段 100m/立井井筒表土段：10m/月立井井筒基岩段：70m/月煤巷 400m/倾斜岩巷：100m/硐室 300m³/20个月，井巷工程与地面设施同步施工，同步建成。井巷工程施5-1-25-1-1。 序号井巷长度123451回风立井(表土段61回风立井(基岩段7771017101工作面70115-1-采煤方法的选4个煤矿西部与山西保利长虹新建煤业相接壤东部与山西灵石鑫东煤业有公司相邻南邻山西灵石天聚鑫源煤业；北部为山西保利金庄煤业5°～10°7°存在断层井下陷落柱未发现出水现象井田内未发现岩浆岩活动井田构造复程度尚属简单类。3.20m，平均2.70m，结构简单，无夹矸，为全井田稳定可采煤层，其顶板岩性为泥岩、（一）（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采，12345回采工艺与劳动组械化掘进，树脂锚杆支护，以提高掘进速度，保证工作面的要求Qm

60A(LI1440KCgL

L——工作面长度，m220m；k——采煤机开机率，%50%；Td——采煤机返向时间，min5；代入式（6.1）

BHgQm 602528220 296.9t/h1440

0.82.7Vc

60BHg

600.82.7

1.64m/

Qmax——采煤机最大落煤量，t/h；kc——1.2。 Vmax——采煤机最大割煤速度，m/min kb——1.3；Hw——采煤机割煤单位能耗，该矿取Hw=0.75kW·h/m3。因煤层厚薄不均匀，工作面产量不均衡，采煤机的实际截割牵引速度应达到2m/min以上，空载时要求其速度不小于4m/min，以减少辅助工作时间。采煤机的装机功率300kW0.8m0～7.1m/min2.1～3.8m；牵引方式为无链电MG300/700-WD6-2-1 采高0-二、工作面可弯曲刮板输送机、机、破碎机选择、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= ==326.6Q——Vmax——2.0m/s；Hg——2.7m；B——0.8m；γ——煤的容重，t/m31.40；n——0.9；设计采用与采煤机相配套的SGZ730/2006-2-1 输送量链速×高、机0.9Mt/a321.7t/h额定电压为660V。设计选用SZZ730/40型机。其主要技术特征见表6-2-3。 长度输送量链速600t/h1140VPEM1000×650型破碎机。其主要6-2-4。 电机转速电机功率QKVQKV

Q——带式输送机的能力K——V——带式输送机的速度γ——C——输送机倾角系数，α＝0～10°根据计算选用SSJ-1000/2×200X6-2-5 输送长度输送量带速带宽电机功率1400 Hmin=hmin-L-b-c=2.20-0.15-0.1- 200mm；S2——顶板最大下沉量，一般取支架后排立柱处顶板的下沉量。可按经验值100-200mm选取，1级老顶取大值，4150mm；100mm；C——50～100mm80mm；72.20-3.20m2.70m1.87～3.40m,2.70m1.5m，顶板载荷计算如下：①

P=M×γ×n×9.8×10-3/(k- =2.70×2.5×2.2×9.8×10-3/(1.35-γ——2.5t/m3；α——煤层倾角，α7°；n——2.2；k——1.35；

P=9.8×K×M×γ×10- =9.8×7×2.70×2.5×10-K—岩体计算高度系数。本设计K经计算，70.414～0.463MPa、工作面顶板管理采用全部垮落法，采用ZZ4000/17/35掩护式支架及相配套端头支架支护顶板，工作面最大控顶距6.5m，最小空顶距5.7m。支架主要技术6-2-6。 距距重量支架支护强度为0.78MPa，故7号煤层选用ZZ4000/17/35型掩护式支架设、液泵站压力计算：1P1

Pb——液泵站的压力，MPa；Pz——立柱的初撑力，kN；471；D1——立柱缸体内径，本支架为0.20m；由式

Pb

4471103

Q(Fhu

)v103(L/s

Q——液泵站流量Fhu——立柱活塞的环形面积 (D2D2)(m2

D1——立柱缸内径，m0.20m；D2——立柱活柱外径，m0.18m；Lji——降架距离，m1.2m；Fyi——移架千斤顶移架时的作用面积，对浮动活塞千斤顶 (D2D2)(m2

D3——千斤顶缸内径，m0.14m；D4——活塞杆外径，m0.085m；Lyi——移架距离，m0.8m；Lsh——升架距离，m，为

D2(m2)

1v——1.94m/min；s——支架中心距，m1.5m；1QQ4

)1.2

)0.8

根据液泵站压力流量计算结果选用PRB6-125/31.5型液泵（两泵一箱6-2-7： ×宽×高、喷雾泵站6-2-8：表6-2- 电压6-2-9表6-2- 功率1台12部13机部14架5架66套17套18部19JH-台2根根台1台2WQ30-台2端面距大时要打出护帮板做到及时护顶或者移超前支架，端面距不得大于0.376m，确工作面端头支护采用工作面支架配套的ZZG4000/17/3520m，采用铰接顶梁配DZ35-18/100单体支柱支护2.5m0.8m②工作面上下端头支护采用ZZG4000/17/35型过渡支架工作面上下端头各使3③工作面上下出口超前各自定为向外20m，要求行人、通风、运料畅通无阻14号铁丝连接，两端巷道使用3.5m双楔梁配合DZ系列单体支柱、4m工字钢梁支20m4mDZ系列单体1.0m2.9m1.6m靠近煤体帮一侧（1.5m3.0m）2.5米。支护必须保留到工作0.5米的间距打贴帮点柱。支护的长度与超前支护50KN。215单水平进行工作面接续的生产计划。工作面接续为顺序接续，即工作面接续计划为9（7101工作面900kt/a2.70m。井工作面的统计数据采煤机开机率30～50％左右当矿井工作制度为三班作业，4h1.2m/min,机窝长50m，机窝斜切进刀时间约42min，加上15min的换向准备时间，割一刀煤时间约为157min，早班割21截割深度0.8m，正规循环率取80％，7号煤综采工作面年推进度＝4×0×330×0.80＝1056m。一盘区回采区回采工作面6-2-表6-2- 量煤仓、溜煤眼：70m/进风行人斜巷：100m/1:2。综掘工作面主要设备有：EBJ-160型掘进机，QZP-160型机，SSJ-80/10/2×40部通风机，KWQB20-75/5型小水泵等设备。1个综放工作面，2个综掘工作面，采掘面比为：1:2。37.74m/万t2%左右。矿井移交和达到设计生产能力时井巷工程量为15932.6m掘进总体积143610.47m3，37.74m。6-3-1表6-3- 序号巷道长度掘进体积12345 系统和方式的确根据已选定的开拓方案，大巷内的煤炭采用带式输送机方式。理由如、能力大，连续性强，装、卸载点集中、主、辅互不干扰，可提高辅助的效率和速度材料系统如下矸石与材料系统相反的方向运出设备的选择和计结合本矿特点，综合考虑采用连续牵引车作为辅助0.9Mt／a600mm轨距。1tMG1.1-6A；材料选用1.5t材料车，型号MC1-设备选用3t平板车和16t平板车，型号MP3-6、MP16-6；运人采用平巷人车，型号PRC8-6/3。115辆，其中：1t60辆；1.5t20辆；3t10辆；16t151030kg/m22kg/m规格的钢轨；7-2-1。表7-2- 矿车规格特征及数量））(辆长宽高11t23t车3车41.5t516t6合一、井下煤炭设备选330天；原煤松散密度γ＝0.9t/m30～30050%1.2送机的设计能力为＝900000330（20×0.51.2＝227t/h但工作面采机实际最大生产能力为：321.7t/h，为了与工作面采煤机以及顺槽带式输送机的量相适应，取井下带式输送机的设计输送能力＝450t/h。取带速V＝2.0m/s，带宽B=1000mm大巷带式输送机1GX-模拟摩擦系数胶带每米荷重：qG＝选传动滚筒电机驱动，布置形式如图7-2-2

δ——输送机的工作倾角，当输送机倾角小于18°时，可取cosδ=1

FNd——输送带在滚筒上绕行的弯曲阻力80m具体方法是把主要阻力乘以系数C，即

按重载段为等长三托辊、前倾角FSa＝Cs×μ0×L2×ε×(qB+qG) Cs——槽形系数，槽角30°时，取Ⅱ、由于不设裙板，故Fsb＝0

A——

2500N

3

η——总传动效率，取N=380kw。本带式输送机采用单滚筒驱动，滚筒包角取α=210°，摩擦备用系数n=1.5，摩擦系数查表选取μ=0.4，eμα=4.33；

Fy

空段阻力Fk,，忽略传动部分长度，FkqBLfgcosqRULfgqBLgsin

×9.8×重段阻力

=（33.42×cos7°+5.67）×845×0.022×9.8-33.42×=-FZh

qB

845×0.022×5

43。Fmin(qBqG)gLRO(33.4262.5)

8

f

8F4> Fmin

qBg

33.429.8

f

86

F3

F

围包角 7)G=F3+F4 选择YZL—50的绞车自动拉紧装置。对停机及意外停电，张紧装（8胶带强度：GX-2000N/电动机：JR158-8电动机(380kW,6000V) 拉紧装置：YZL—50的绞车自动拉紧装 一主提本矿井年产量为A=0.9/a，矿井工作制度为三八制，年提升时间按br=330d/a，日净提升时间按t=20散煤密度取r=0.9t/m3。10.9Mt/a，按Q＝150t/h2345、安装条件：Lh=741m，倾角δ=21°；头部卸料、尾部给料678GX-模拟摩擦系数胶带每米荷重：qG＝Qm/3.6v＝62.5kg/m；8-1-图8-1-①主要阻力

=23987δ——18°时，可取

FNd——输送带在滚筒上绕行的弯曲阻力80m具体方法是把主要阻力乘以系数C，即

按重载段为等长三托辊、前倾角 Cs——槽形系数，槽角30°时，取Ⅱ、由于不设裙板，故Fsb=0 A——清扫器的面积，μ3——清扫器与输送带的阻力系数P——

Ⅴ、输送带绕经滚筒的缠绕阻力，按2500N计

η——总传动效率，取N=550kW本带式输送机采用单滚筒驱动，滚筒包角取α=210°，摩擦备用系数n=1.5，摩擦系数查表选取μ=0.4，eμα=4.33；

Fy

空段阻力Fk,，忽略传动部分长度，FkqBLfgcosqRULfgqBLgsin

9.8×重段阻力

=（44.23×cos20°+5.67）×741×0.022×9.8-44.23×=-FZh

qB

×741×0.022×

43。Fmin(qBqG)gLRO(44.2362.5)8f

8

F4 FminqBg

44.239.8

8f

8

F3> F

35001000

11.2

围包 G=F3+F4 DX4-GX3500胶带强度：GX-3500N/电动机：JR158-8电动机(550kW，6000V) 拉紧装置：YZL—50的绞车自动拉紧装 二主斜井乘人装总长 倾角一、预选电动机：YB-280S-

=0.98×(3.14×1.2/60)×980/56K——四、预选钢丝绳：20ZAB6×19S+FC1670-220-147五、设定乘座间距为λ1=18m，则效率Qr=3600×V/λ1=3600×1.08/18=216人 六、托轮间距λ2=10m，取七、驱动轮绳槽与牵引钢丝绳间的摩擦系数μ=0.20；八、牵引绳在驱动轮上的围包角α=180°；

C——钢绳的挠度系数，取C=1000；由式（8.25）

Smin=1000×1.47×9.8（动力运行状态W4-1=[q0（Q1+Q2/λ1]××cosβ+sinβ)×L×g W2-3=[q0+Q2/λ1]×(ω×cosβ- =- S2=S3-W2-q0——每米钢丝绳质量Q1——每人质量取Q1=75kg；Q2——每把吊椅质量取当下放侧满员乘座而上升侧无人乘座时（制动运行状态W4- W2-3=[q0+(Q1+Q2)/λ1]×(ω×cosβ- =- S2=S3-W2-且S1-S2>0 S1/S2≈1.36<eμa（1.87，符合要求。且S1-S2＜0 S2/S1≈1.44<eμa（1.87，符合要求。μ——钢丝绳与驱动力轮衬垫摩擦系数，取μ=0.2；

Ne=K2（S1- K2——电动机功率备用系数，一般取K2=1.15～1.6；2

45kW； SK——钢丝绳破断拉力总M——钢丝绳的最低安全系数，取m=6；由式（8.32）其公称抗拉强度δ=1670N/mm2； 采滑轮四绳牵引重锤：拉紧重锤质量为725kg；50kg14块； 考虑富裕系数，最终确定L1=6m辅助提升方式及设辅助提升选用JK—2/30型绞车一台 钢丝绳（直23mm，TS.5310kw；、（一提升量矿井年产量A=0.9Mt/a，材料和支架等8车/班2车/班设备2车/矿井井下除煤层巷道外还有部分岩巷工程量出矸量预计为煤量的3%，每年矸石量约2.7万t/a；本井提升的最重件为拆卸后的支架，为9t。；、6MG1.1—6AMG1.1—6A4辆，其自重592㎏，最大载重1670㎏，容积1.1m3。提最重件选用矿用平板车MP16-6，自811MC1.5-6A1793MP3-6A3t平板530㎏；（四、工作制度：330d16h4Q1=n×(Q+Qz) Q2=n×(Q+Qz) ω1——容器运行阻力系数，可取0.01-0.015；本设计取暂取：LC三、钢丝绳每米重PPkg=

=3979.59/[（1.1×17000）/6.5-650×（sin23°＋0.2=1.59σB——钢丝绳的抗拉强度，100MPa；ma为0.15-0.20；若钢丝绳局部支撑在托辊上，其值为0.25-0.40；若钢丝绳全部在底板上运0.40～0.600.2；选 ZS钢丝绳, ( 选定的钢丝绳直径d=23mm选用JK—2/30型绞车，卷筒直径：D=2m，卷筒宽度：B=2m，钢绳最大静张力：Vm=1000r/min：Gj=6.8t；B(H303)(d)1054mm Fjn（GG0）g（sinaf1cosa）pL(sinaf2cosa)Fj＜ 满足要求 通

选用TSG2000/13.5型天轮，名义直径：Dt=2000mm8-3-图6-1-1辅助提升系统初步确定提升机至井架中心的水平距离井口至井架中心的水平距离L4=L1+L2+L3 L1——井口至阻车器的距离，一般为7～9m；本设计取矿车lc3m4辆矿车，L220m；钩一般取L4=（2.5～4）Ls； 2.5m。该点距离摘钩点的距离为L5，一般取L5=4m为了防止矿车在井口出轨掉道，井口处得钢丝绳牵引角19°。按第一项要求计算井架高度Hj为：Hj(2.5h)(L1L2L4)LL

73 20Rt——h——钢丝绳在井口处的牵引角1

HjLL1

L2

一、经济速度vm：

8.3HvmH

二、双钩提升上升端钢丝绳最大静拉力FjcFjmaxnG0g(sina1cos3900046009.8(sin231cos

三、估算电动机容量Pkb

1.230134.86.1260kw10000.85

kb——功率备用系数取vm——提升速度，6.1j 选择—148—6Pe310k，额定负载时的转速ne985r/mind91.6%比值2.1。

=3.44 i——提升机的器速比计算总变位质量m=1(Qg2QgpL

G)

55903

GjGt——Gj=6800×9.8NGt=3070N。电动机转子变位质量md由下式求出：(GD2)d2——器传动比，=30

的速度V1=V4=1.5m/s，井筒处的主加速度a2=a3=0.5m/s2，副斜井斜长L=593m。

L1=50-L0=50-

t2=t3=（Vm-V1）/a2=(3.44- L2=L3=[（Vm+V1）/2]×t2=[(3.44+1.5)/2]

Lm=593- Tx=t0+t1+t2+tm+t3+t4+t5+θ=(5+30.83+3.88) 提材料 Tx料 .4-

F0′= =38803.6-

F01=F=38747.8-

F01′= =31964.2-

F1=F F1′==42582.4-F2=F=42439.6-

（7

F2′= F3= =22600.5-

F3′=

F4=F F4′=F=21966.2-F5=F=21823.4-

F5′= Kn——K=1.1；M——，m；

NokFdVm T20FT20F

Td

t1t3t4t5t2222t33t44t 2222t33t44t

TF2dt11tF2TF2dt11t

F2FF'F

F2F

F2F

Fe=1000Ne 风量的计2009年瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果，本矿瓦斯相对1.17m3/t，CO23.55m3/t。属于低瓦斯矿井。超过1%，采掘工作面的空气温度不得超过26°采掘工作面的进中，按体积计算，20%0.5%。Qkj=4NK=4×120×1.25=60（m3/mi=10m3/s 4──每人每分钟供风标准m3/min，人，120Qkj=(∑Qcj十∑Qjj十∑Qdj十 Qkj──矿井总风量∑Qcj──采煤工作面实际需要的风量总和∑Qjj──掘进工作面实际需要风量的总和∑Qdj──硐室实际需要风量的总和Kkt──1.25。

qc──Kc──采煤工作面瓦斯涌出量不均匀的风量备用系数，1.4以下煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的，本矿瓦斯相对涌出量1.17m3/t，CO23.55m3/t，为低瓦斯矿井。qc=(回采工作面日产量×瓦斯相对涌出量)／(60×工作面生产时间 qc──工作面瓦斯绝对涌出量72528t20h；（9.3Qcj=100×2.46×1.4=344.4m3/min=5.74m3/s Vc──1.0m/s；Sc──12m2；Ki──220m1.3。

N——采煤工作面内同时工作的最多人数,30人；经计算,按回采工作面温度计算的风量最大,Qcj=15.6m3/s根据<<煤矿安全规程>>规定,0.25m/s,4m/s的要求采用最低风速验算：Qcj≥15×S采大采用最高风速验算：Qcj≤240×S采小

Qjj＝100×q掘 q掘──掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3／min；kd──Kj=1.8；q掘＝253×1.17÷(60×20)＝0.247m3／min；则：Qjj＝100×q掘式中：N──掘进工作面内同时工作的最多人数，15人。YBT62-2300m3/minQjj=Q局Q局──局扇吸风量,kf──为防止局扇吸循环风的风量备用系数,取1.3经计算,按局扇的实际吸风量计算的风量最大,风速验算最低风速验算：Qcm≥15×S掘最高风速验算：Qcm≤240×S掘∑Qjj=2×6.5m3／=13m3/变电所、水泵房等均为串风，无须独立配风∑Qqt＝8+26＝34m3／s式 Qkj＝(15.6＋13＋34)×1.25＝78.25m3／s80根据以上两种计算方法，取其最大者，故确定矿井总风量为80m3／s矿井通风系统和风量根据开拓部署，矿井采用分列式通风方式。主扇的工作方式采用抽出式20a的生产情况，后期应考虑更换风机或电机。YBT62-228kW③、井下库，充电室，采区绞车房，应单独供风回采工作面：20m3／s；：10硐室：2m3／s；其他用风地点：32m3／s计算负压及等（10～20ahv1min和hymax（30～50a则只计算（5～25a内的左右通风容易和通风两个时期的hrmin和hrmaxQf=（1.05～1.10）Q 1.051.10。加大，须控制hrmax不能太大（2940Pa）特大型的矿井除外四通风阻力的计算包括摩檫阻力和局部阻力两个部分摩檫阻力是与井巷周壁摩90%而局部阻力是经过井巷的一些局部地点如井巷突然扩大或缩小转弯交叉处以堆积物或遇矿车等由于速度或方向发生改变导致本身剧烈冲击形成极10%。h摩=a×L×P×Q2/S3= h摩——将以上计算出来的各数值填如下表（1.2kg/m3时表9-3- 井巷名摩阻系 周长P长断面SS3RQV1混凝土/72井底车73轨道大4带区进风行人70506107回风顺08回风大91回混凝土/610小11合165.46mmH2O表9-3- 井 井巷支护)周长P长度L断面SRQ)V1混凝网喷62锚喷63（东1锚网喷支64（东1锚网4锚喷5锚网6悬移7锚网8锚网喷支092回混凝网喷010小11合通风时期通风立体示意图见图9-3-hrmin=1.15∑hfrmin=1864.70 A

hmin=1.189680

hmax=1.189680

2622.02 表9-3- 等积孔矿难中易通风等积孔在最大负压时，一般不小于1m2。本矿井通风时的等积孔为1.86m2，选取扇风5年。5090%。4520a。m3/s2622.02Pa。 Q=K×Q总=1.1×80=88 K——通风设备漏风系数，由于风井做提升用，故K1.10 △h──通风设备阻力损失（包括风硐损失）15mmH=O，取△h=148Pa；hz──20m，相差不多不,故hz0。Rmin=Hmin÷Q2=

据上面选择主扇的hfmin=1243.97Pahfmax=1816.04PaQf=99m3/s，在特征曲线符合的情况下，选择主扇风机型为：FBCDZ-8-No24C，最大轴功率355KW,需装机功率220×2kW,n=740r/min,16个叶片。叶根安装角为490/410()460/380(容易)。将上述曲线置于FBCDZ-8-No24C型风机性能曲线图（9-4-1）上即得风机运行工况图（9-4- 通风时期 由扇风机特性曲线可知，扇风机在通风容易和时期的输出功率为 式中：Kηc—传动效率；直接传动时,ηc=1FBCDZ-8-No23BYBFe450S2－8,2220kW。第五节安全生产技术措施平均厚度为2.7m，直接顶板为泥岩、砂质泥岩，底板为泥岩及中细粒砂岩；9号煤层平均厚度为2.5m，直接顶板为K2石灰岩，局部有0.2～0.4m厚的泥岩，构成伪顶；底板井瓦斯、煤尘、煤层自燃、矿井突水以及顶板事故。一、预防瓦斯的措施、严格控制和管理生产中可能的引火热源，绝对明火入井、下井人员一律配带矿灯和自救器，明火作业，采用隔爆型电气设备二、预防煤尘的措施本矿7号和9号煤层均有煤尘性，在开采过程中要采取一定措施，加强防，、井下按规定设置隔爆水棚煤尘事故蔓延。配备一定数量的安全防，、主要大巷采用锚网喷支护，喷层要严实，厚度达到设计要求，严禁煤壁。、油料以及巷道内的废坑木及时清理出井材料的和保管应严格执行《。、8（1（2（3（4（54010倍的下层采掘工作以及采掘工、井下职工必须进行培训学习，规程，使之达到应知应会，持证上岗，未尽事宜，应严格执行《煤矿安全规程》及国家有关政策的规定123矿井设计概矿井设计概算的费用组成四个部分2341954号文颁发]一九八八年统配煤矿总公司又以（88）煤基415号文，对间接3、煤炭工业部一九八七年九月一（87）煤基511号又颁发的《煤炭井巷工程综456781、编制井巷工程直接费单位组合19个生产环节中有井劳动定员和劳动生175～80%。1.0。20t/人。则，本矿每日原煤生产人员出勤人数其中，管理人员出勤人数=原煤日产人员出勤人数生产工人出勤人数=原煤生产人员出勤人数其中，井下工人出勤人数=生产工人出勤人数井上工人出勤人数=生产工人出勤人数原煤生产工人在册人数=生产工人出勤人数管理人员在册人数=管理人员出勤人数服务人员在册人数=原煤生产人员在册人员人数其它人员在岗人数=原煤生产人员在册人数表10-2- 134335=10.94t/10-2-2矿井主要技术经济指标表1（1）（2）T2年3天班34煤567#、层27#、m度77mm89（1）米（2）米个6mm个1碳）台250D—(3台人年月月0参考文《煤炭工业矿井设计规范，中国计划 外文翻DEVELOOFTRANS-CENTURYMININGSUBJECTWITHNEWTECHNOLOGYANDNEWTHEORY：Miningsubjectneedsfurtherdevelopmentandtowardswhichthedevelopmentwouldbeingtheproblemsconcernedoverallalongandtobesucceededwiththepublicgoodenoughattentiontodiscussionstoreachanidentifyofviewsadmittedly.Theemergenceinsuccessionofnew-and-hightechsinthemid-andlatetwentiethcenturyisperhapsthemostfascinatingandepoch-markingeventthathasgiventoallthesubjectscertainbutdifferentdegreesofimpactsto emorecloselyinterrelativeandinterdepartmentaleachotherandfeaturespecificallyfromthatofthepastfortheirentirelynewconceptionsintheresultofformulatingmanynewtheories，newtechnologiesandnewsubjectsthatminingsubjectisinevitablyandunexceptionallytheoneinclusive.Theacutergivesinthispaperhisopinionregardingtheproblemofthedevelopmentofminingsubjectprovingwithmanyconvinciblefactsandmostinformativenewidea,:miningsubject;mineralindustry;mineraleconomics;new-and-highTheImportanceofMiningIndustryintheNationalengineering，thediscoveryandtheresearchanddevelopmentofthenewenergyandnewmaterialsincreasinglychangeeveryaspectofhumanlifebothatpresentandinthefuture.Thewords"ScienceandTechnologybeingtheFirstProductionForce"hasfatherlyandpenetratinglypointedouttheimportantroleofnewtechnologyinthecourseofnationaleconomyconst