某矿井结构毕业设计

'某矿井结构毕业设计前言一、概述某有限公司位于某县城东35km的桥上镇东化坡、西化坡村附近。根据晋煤重组办发[2009]89号《关于临汾市某县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复》，将井田相邻的华泓煤业有限公司和张家沟煤炭开采有限公司及井田东北部新增资源整合为“某有限公司”。整合前华泓煤业有限公司始建于2004年，设计生产能力为300kt/a，井田面积3.8679km2，该矿2号煤不可采，主要开采9+10号煤；张家沟煤炭开采有限公司始建于1983年，设计生产能力为300kt/a，井田面积2.5291km2，一直开采2号煤，9+10号煤未开采，2010年为关闭矿井；本次将井田东北部0.8683km2的新增资源一并划归本矿。根据晋煤重组办发[2009]89号《关于临汾市某县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复》，整合后的某有限公司井田面积7.265km2，批准开采9+10号煤层，矿井设计生产能力900kt/a。本井田位于沁水煤田晋城矿区西南部边缘地带，因此整个某县煤层断层发育。9+10号煤中间由一层最厚0.22m的夹石连为一体，井田各煤层均高于奥灰水，不受奥灰水威胁，矿井水文地质条件简单。但本矿井属低瓦斯矿井，9+10号煤层均无煤尘爆炸性、均不易自燃。全井田共剩余保有资源储量9+10号煤层2997万吨，矿井剩余可采储量1453万吨。9+10号煤为低灰、中-高硫、特高热值之无烟煤。矿井工业场地紧靠乡镇公路，工业场地至桥上镇约3km为沥青路面，桥上镇至某县为约20km县级公路，通过某县可与晋（城）一候（马）高速公路某收费站相连，矿井交通较为便利。参与整合的两个井田内只有一个钻孔，矿井尚无整合后的地质报告，阳煤集团进驻后通过物探和打钻等技术对采空区范围进行了探测，对地面村庄及晋候高速公路的范围进行了测量，对井下巷道进行了导线闭合复测。目前的地质资料基本控制了各煤层采空区的范围，参与整合的两个矿井均属生产矿井，在2007年均编制了生产矿井地质报告，且在以往生产过程中通过采掘过程均在不断进行补勘，因此矿井勘探程度基本满足设计要求。根据矿方提供资料，本矿井资源相对稳定，86 可采煤层煤质优良、开采技术条件较为优越，为及早将其资源优势转化为经济优势，增强企业竞争力和经济可持续发展，尽早进行矿井资源整合建设是十分必要和紧迫的。二、设计指导思想1、充分利用矿井现有生产设施和设备，在遵守《规程》、《规范》和有关法律法规的前提下，按照“先井下后井上、先生产后生活”的原则，简化地面生产系统，以最大限度地减少整合建设投资。2、根据参与整合矿井的开采范围、剩余储量分布、现有生产系统可利用性，以安全生产为出发点，对整合后的矿井生产系统进行合理布置，进一步完善各生产环节安全设施，提升矿井安全生产保障体系。3、积极采用新技术、新工艺、新设备，合理开发煤炭资源，最大限度地提高资源回收率。三、设计的主要特点1、本次利用参与整合的原华泓煤业有限公司和原张家沟煤炭开采有限公司现有两个工业场地，其中原华泓煤业有限公司工业场地作为主工业场地，将原张家沟煤炭开采有限公司工业场地作为风井工业场地。整合后原两个矿井的4个井筒全部利用，矿井采用斜井开拓方式，即仍利用原华泓煤业有限公司主斜井仍作为整合后的主斜井，利用现有1m带宽强力胶带输送机提煤；将原华泓煤业有限公司回风斜井改为副斜井，井筒起底800mm后铺设单轨利用现有JK-2单滚筒绞车担负包括综采支架在内的全部辅助提升，同时将原张家沟煤炭开采有限公司主斜井RJDKY37-17.5/510型可摘式猴车拆除后安装到副斜井，并改为双向运行，担负矿井人员升降任务；将原张家沟煤炭开采有限公司主斜井和回风斜井井筒内现有装备拆除后两个井筒并联作为整合后的回风井（其中原主斜井改为1#回风斜井、原回风斜井作为2#回风斜井）。2、根据整合后的开拓布置方式，结合井田内各可采煤层的赋存特征及开采技术条件，矿井利用副斜井落底的+860水平作为主水平开采9+10号煤层，并从9+10号煤向2号煤布置一条暗斜井与回风斜井井底大巷贯通。3、根据井田内9+10号煤剩余未开采区域上下对照关系，本着下行开采的原则，矿井投产在9+10号煤布置一个综采工作面和两个顺槽综掘工作面。4、本次设计除连接上下组煤的暗斜井为岩石巷道外其它巷道均布置为煤巷，尤其参与整合的两个矿井现有生产系统健全，利用现有系统可以同步施工各自煤层巷道并尽快构成通风系统，因此矿井整合具有施工速度快、工期短、见效快、投资省86 等优势。5、主斜井采用大倾角强力胶带输送机提煤，井下大巷、采区和回采工作面运输顺槽均采用胶带输送机运输，从而实现了从回采工作面到地面生产系统一条龙胶带化连续运输系统，该提升和运输模式具有运输连续、运量大、生产转载环节少、占用人员少，事故率低、生产安全性好、容易实现自动控制、管理简单、运营费用低、增产潜力大等优点，而且有利于矿井的稳产和高效。6、矿井现有中央变电所、水泵房、水仓和管子道均位于主斜井井底，整合后由于安全距离不够，主斜井不再设检修轨，因此现有管子道无法实现抗灾要求；另外，现有水仓只有主仓没有副仓，且现有变电所的长度也无法满足整合后的需要。综合分析，本次将现有中央变电所、水泵房、水仓和管子道报废，在副斜井井底重新布置中央变电所、水泵房、水仓和管子道。7、新设计大巷和采区巷道全部采用已经成熟的W钢带锚杆网锚索喷浆联合支护、顺槽采用W钢带锚杆网锚索联合支护，锚杆锚索支护具有巷道支护强度大、成形好、维修率低、通风阻力小等特点，避免了以往棚式支护巷道使用过程中的重复性维护。五、主要技术经济指标1、生产规模：900kt/a，净增300kt/a。2、矿井开拓方式：斜井开拓。3、矿井移交生产时的井巷工程量：总工程量5927m，其中岩巷387m、煤巷5540m；总掘进体积为82824m3，其中新增硐室体积为5218m3。万吨掘进率为65.86m。4、矿井总服务年限：11.5年。5、矿井建成移交生产时以一个9+10号煤综采工作面保证矿井设计生产能力。6、通风系统：中央分列式。7、主斜井提升方式：利用现有的DTL100/10/2*132型大倾角强力胶带输送机提升。8、副斜井提升方式：利用现有的JK-2型单滚筒绞车牵引1t系列矿车串车辅助提升，安装RJDKY37-17.5/510型可摘式猴车升降人员。9、井下中央水泵房现有的三台80D-30×9型多级离心泵排水。其中一台工作，一台检修、一台备用。10、回风斜井现有主要通风机不能满足要求，需要更换为两台FBCDZ-6-NO19B86 型防爆对旋轴流式通风机，其中一台工作，一台备用。11、压风设备：选用LU250-8.5型锣杆空气压缩机3台，其中两台工作，一台备用。12、副斜井地面扩建原有的一座10kV变电所，风井工业场地新建一座35kV箱式变电所，地面采用10kV和380V供电、井下采用10kV高压下井，井下用电电压1140V、660V和127V。13、吨煤电耗：22.8kWh/t。14、矿井全员效率：5.84t/工。15、地面新增建（构）筑物及生活福利设施总面积：4608.4m2，体积：21281.8m3。16、矿井建设总工期为14.2个月，其中施工准备期2个月，建井工期10.2个月，设备安装试生产期2个月。17、建设项目总造价：12225.73万元。18、概算吨煤建设投资：146.95元/t。六、存在的主要问题及建议1、矿井整合后的地质报告编制完毕，设计以矿方提供的资料并结合整合前各矿地质报告进行设，为矿井下一阶段设计提供可靠依据。2、本矿属兼并重组整合矿井，矿井已经形成一定面积的采空区，矿方进一步核实采空区积水和积气情况，并在今后的建设和生产过程中坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则，以确保矿井安全生产。86 第一章矿井概况及地质特征第一节井田概况一、矿井概况1、矿井地理位置某有限公司位于某县桥上镇东化坡村一带，矿区地理位置坐标为：北纬35°40′20″一35°41′46″，东经111°57′38″一111°58′48″。2、交通条件矿井工业场地紧靠乡镇公路，工业场地至桥上镇约3km为沥青路面，桥上镇至某县为约20km县级公路，通过某县可与晋（城）一候（马）高速公路某收费站相连，矿井交通条件较为便利。本井田范围内有晋候高速公路通过，候月铁路从井田北部边界附近通过。交通位置见图1-1-1。3、地形地貌井田位于中条山北麓，临汾盆地东部。区内地貌主要走向北西的山梁沟谷相间排列，沟谷多为“v”型谷，地形坡度一般在20一30°之问，坡降3％。总的地势为南高北低，最高点位于井田南部边界，海拔标高1275.0m，最低点位于井田西北部沟谷中，海拔标高1015.0m，最大相对高差260.0m，为小起伏中山区。4、河流井田内无地表水体及常年性河流，但在井田西部有一季节性溪流，且大小沟谷发育，沟谷自东南向西北呈树枝状展布。大小沟谷平时干涸无水，仅在雨季时，各沟谷汇集洪水顺沟迅速向外排泄，在井田西部桥上村汇入白河，往西入浍河经汾河汇入黄河，属汾河水系，黄河流域。5、气象及地震情况据《山西省自然地图集》（1984年)，本区属暖温带大陆性季风气候区洪洞某气修亚区。其气候特点是冬春干旱少雪多风，夏秋温和多雨，全年夏短冬长。据某县气象局多年的观测资料，主要气象要素特征如下：（1）气象86 ①气温：本区年气温12.0—12.5℃，最高月平均气温在25.0-26.5℃之间，最低月平均气温在-26.0～3.0℃之间，极端最高气温在40.0-41.5℃，极端最低气温在-26．0-19.0℃。②降雨量：年最大降水量达到750.6mm；年最小降水量为343.8mm，一股在500～600mm，平均为550mm。降水量年内相差悬殊，主要集中在7、8、9三个月，占年总降水量的60%。日最大降水量出现在l971年，达到93.1mm。③风向及风速：年主导风向为东北风，年平均风速为2.2m/s，年平均大风日数2-5日，为全省大风日数最少的一个地区。④霜冻期：全年无霜期平均为180-190天。初霜期开始于10月中旬，终霜期至翌年4月中旬。最大土深度为0.8m。（2）地震情况据中华人民共和国标准GB50011—200l《建筑抗震设计规范》（2008）划分，本地区抗震设防烈度7度区，设计基本地震加速度值0.15g。据某县地震局资料，井田内未发生过破坏性地震。二、电源条件矿井10kV电源引自某县黄家垣煤矿35kV变电站10kV不同母线段，送电距离约为2km，线路采用架空线路，架空导线为LGJ—2×240。供电电源能够满足矿井用电要求。三、水源条件本矿供水水源从以下两个方面考虑：1、利用现有深水井。深水井井深约600m，属奥灰水，现有深井泵日产水量240m3/d。更换现有深井泵,日产水量达到750m3/d。2、矿井井下排水。根据地质报告资料，矿井正常涌水量为9m3/h，最大涌水量为15m3/h。将井下排水全部处理，达到《井下消防、洒水水质标准》的要求，全部作为本矿井井下消防洒水用水水源，不足部分深井水源补充。四、通信矿井对外设置的中继线经某县通信交接箱接入华泓矿通信网络。五、工农业生产和建设概况本区经济以农业为主，农作物有玉米、谷子等，经济作物有蔬菜、瓜果、药材等。工业主要有乡镇和村办煤矿、砖厂等。本区劳动力充沛，经济状况较富裕。86 六、矿井建设所需物资及劳动力本矿井建设所需水泥、石材、钢材可从当地购买，其余如木材和生产设备靠外购。本区经济以农业生产为主，当地劳动力充裕，所需工人可当地招工解决，工程技术人员从阳煤集团派驻。七、矿区开发情况参与整合的华泓煤业有限公司和张家沟煤炭开采有限公司生产现状分别为：（一）华泓煤业有限公司1、概况本矿开采9+10号煤层，采空区范围主要分布在井田西部，9+10号煤层剩余保有资源储量2997万吨，剩余可采储量为1322万吨。矿井地质构造简单，水文地质也简单型，矿井涌水量为72-120m3/d。充水隐患主要为周边煤矿及老窑采空区积水。2、井田开拓与开采（1）设计能力矿井原设计生产能力为300kt/a。（2）井筒数目及用途矿井采用一对斜井开拓，各井筒用途分述如下：主斜井：斜长423m，坡度23°，井筒净宽3.4m，净高3.2m，净断面9.64m2，采用锚喷支护，装备大倾角胶带输送机和检修道，并设有扶手和台阶，铺设有排、洒水管及电缆。回风斜井：斜长383m，坡度25°，井筒净宽2.8m，净高2.6m，净断面6.44m2，采用锚喷支护，装备有单钩串车，负责辅助提升，承担材料、人员提升，设有扶手和台阶，兼作回风井和安全出口。（3）水平划分井田面积小、煤层倾角较小，采用一个水平开采，水平标高为+860m。（4）大巷位置运输大巷机轨合一，采用拱形断面、料石砌碹，回风大巷采用矩形断面，锚喷支护，两条大巷均沿9+10号煤层布置。（5）采煤方法采用走向长壁综合机械化采煤方式，工作面支架为ZY2800/15/30型支撑掩护式支架，采煤机为MGY150/375-W双滚筒采煤机，工作面运输机为SGB-630/22086 型可弯曲刮板输送机，转载机SZB730/55，运输顺槽为DSJ—80/40/2*55型可伸缩胶带输送机。（6）掘进方式目前井下有两个掘进工作面，均采用综掘方式，现有一台EBJ-120TP和一台EBE-50TP型综掘机。3、提升与大巷运输系统（1）主提升主斜井安装DTL100/10/2*132大倾角钢丝绳芯胶带机，电机型号Y315M-4，功率为2*132KW，带宽为1000mm，速度1.6m/s。主斜井铺设有检修轨，采用JTK-1.6型提升绞车，滚筒直径1600mm，宽度1200mm，最大静张力：45KN，最大静张力差：45KN，钢丝绳直径18.5mm，电机型号YRJ315M1-10，75KW。（2）辅助提升回风斜井装备有一台JK-2型单绳缠绕式提升机，滚筒直径2000mm，宽度1500mm，最大静张力：载人55KN，载物62KN，最大静张力差：载人55KN，载物62KN，钢丝绳直径24mm，电机型号YRJ355M3-10，130KW。（3）大巷运输大巷煤炭运输采用胶带机DP—1040/800型或DSP1040/800型胶带输送机。大巷辅助运输采用调度绞车接力运输。4、通风系统通风方式采用并列抽出式，安装主要通风机为运城宇龙风机水泵厂的BDK—№16型对旋式风机2台，一台工作，一台备用，额定风量为24.7-46.6m3/s，风压为907-2310pa，转速为980r/min，配用YB280I-6型电动机，功率2*55KW。5、排水系统主斜井斜长423m，垂高165.3m，安装两趟∮83*4无缝钢管，水泵房安装三台80KD30*80型水泵，功率55KW。按计算，安装15KW的水泵就可满足排水的要求。6、压风系统井口附近安装一台咸阳移山牌VF-10/7型空气压缩机，供气量10m3/min，额定压力0.7Mpa，电机功率55KW。安装一趟3寸管路。7、供电系统86 供电电源的情况：黄家垣变电所有一台主变其容量为16000KVA、桥上变电所主变容量分别为10000KVA和4000KVA。华泓矿井供电采用双回路供电方式，一回10kv电源引自桥上变电站，供电距离3km架空导线为LGJ-3*95钢芯铝绞线给包括华泓在内的6个煤矿供电。另一回10kv电源引自黄家垣变电站，供电距离2km。架空线路导线均为LGJ-3*120钢芯铝绞线，混泥土门型杆架设给包括华泓在内的4个矿供电。本矿变电所安装一台S9-100010/0.4KV、一台S9-0.4/10KV变压器，一台S10-80010/0.4KV一台S10-8000.4/10KV变压器，地面供电采用380V电压。下井采用10KV直接下井，下井电缆为双回MYJV42-3*35型煤矿用聚氯乙烯绝缘聚氯乙烯护套钢丝铠装电缆。8、安全监测系统现安装有一套KJ78n型煤矿安全监测系统。9、热风炉主斜井安装有一台RLNG-240型燃煤热风炉，供热量10050MJ/h，出口温度150℃。10、调度通讯系统和人员定位系统安装有JSQ-31-512型数字程控调度机，容量119台。安装有一套KJ153型人员定位系统。安装有一套Y2.0型产量监控系统。第二节地质特征一、地层井田内大部被第四系中上更新统(Q2+3)黄土覆盖，基岩出露为二叠系下石盒子组(P1x)及上石盒子组(P2s)，根据本井田实际揭露情况并结合钻探对地层揭露和隆化普查报告地质成果，现将地层分述如下：1、奥陶系中统峰峰组(O2f)为含煤地层基底，厚度大于100m，以深灰色厚层状石灰岩夹灰黄色泥灰岩和薄层钙质泥岩。灰岩中节理、裂隙和岩溶均很发育。2、石炭系中统本溪组(C2b)86 岩性主要由灰白色或兰灰色铝质泥岩、灰色薄层粉砂岩组成，底部铝质泥岩中含褐铁矿（山西式铁矿)层位不稳定。本组厚度9.58-20.66m，平均14.20m。与下伏地层呈平行不整合接触。3、石炭系上统太原组(C3t)K1石英砂岩底至K7砂岩底。岩性主要由石灰岩、砂岩、粉砂岩、黑色泥岩和煤层组成的海陆交互相地层，为本井田内主要含煤地层之一。本组厚度为70.76-101.30m，平均为80.69m。与下伏地层呈整合接触。根据含煤性分为三段。下段(C3t1)岩性主要由灰黑色粉砂岩、黑色泥岩及深灰色中细粒砂岩夹9+10、11号煤层组成。底部为K1石英砂岩，其中9+10号煤层为稳定可采煤层，11号煤层为不稳定不可采煤层。本段厚度14.55-31.60m，平均20.00m。中段(C3t2)岩性主要由K2、K3、K4三层灰色石灰岩及深灰色粉砂岩，黑色泥岩、铝质泥岩夹7号、8号不稳定不可采薄煤层组成。本段厚度21.60-38.78m，平均厚度为30.00m。上段(C3t3)岩性主要由黑色泥岩、深灰色粉砂岩夹5号、6号不稳定不可采薄煤层组成。本段厚度25.30-35.16m，平均厚度为30.69m。4、二叠系下统山西组(P1s)K7砂岩底至K8砂岩底。上部岩性由深灰色粉砂岩、砂质泥岩及1、2、3号煤层组成，含丰富的植物化石；下部岩性为深灰色泥岩；底部为K7砂岩。其中2号煤层为稳定可采煤层，1、3号煤层为不稳定不可采煤层。本组厚度为26.60-40.50m，平均为33.30m，以K7砂岩与下伏地层呈整合接触。5、二叠系下统下石盒子组(P1x)K8砂岩底至K10砂岩底，本组厚度为90．43～110.05m，平均为102.12m。与下伏地层呈整合接触。分上、下两段：下段(P1x1)岩性以灰白色细一中粒砂岩和灰色、深灰色粉砂岩为主，夹1—3层极不稳定煤线。底部为K8砂岩。本段厚度42.50—58.22m，平均厚度为50.00m。上段(P1X2)86 岩性主要由浅灰、灰绿色砂岩和含紫色斑状泥岩组成，项部为灰白色、灰绿色夹紫红色斑块的鲕状铝质泥岩，全区发育，层位稳定，通称“桃花泥岩”，底部为K9砂岩。本段厚度38.58-67.40m，平均厚度为52.12m。6、二叠系上统上石盒子组(P2s)K10砂岩底至K14砂岩底，与下伏地层呈整合接触。按岩性组合特征可分为上、中、下三段，本井田内仅赋存中、下段地层。岩性主要以黄绿色、紫红色泥岩及粉砂岩为主，夹灰绿色纲粒砂岩，底部K10砂岩为灰绿色中粒砂岩，成份以石英为主，长石次之，颗粒多呈次棱角状，分选中等。井田内最大残留厚度约为180m。7、第四系中上更新统(Q2+3)下部为灰黄色黄土，夹数层棕红色埋藏土，上部为次生黄土和耕植土，垂直节理发育，底部为砂砾层。厚度为0-20m，一般为10m左右。角度不整合于下伏地层之上。二、地质构造本井田位于沁水盆地西南边缘，南与中条隆起相连；西有汾河地堑下降带，西北有二峰山火成岩侵入体。井田内地层总体为一背斜构造，其煤层呈西高东低、南高北低的赋存状态，并发育大小断层12条。现分述如下：（一）褶曲1、S1背斜：位于井田中南部，背斜轴轴向为NW向，轴向N倾伏，轴长约1500m，两翼地层倾角为3～4°。2、S2向斜：位于井田西北部，向斜轴轴向为NE向，轴向N倾伏，轴长约350m，两翼地层倾角约3°。轴部出露上石盒子组地层。3、S3向斜：位于井田东北部，向斜轴轴向为NE向，轴向N倾伏，轴长约1050m，两翼地层倾角约2-7°。轴部出露上石盒子组地层。（二）断层井田内断裂较为发育，走向近南北向及北东向，皆为正断层，井下实际揭露12条正断层，落差在3-32m之间，其中32m断层1条、25m断层1条、15m断层2条，其它断层基本在10m以下。其详细情况见表1-2-1。综上所述，井田内未发现陷落柱，亦未发现岩浆岩侵入现象，但断层较发育，该井田构造属简单类型。86 井田断层特征一览表表1-2-1断层名称性质走向倾向倾角（°）落差（m）备注F1正断层N70EN705延伸长度3300mF3正断层N70WNE704延伸长度850mF2正断层EWN7215-32延伸长度1250mF4正断层N80WNE7315延伸长度580mF4正断层N80WNE606延伸长度420m三、含煤性（一）含煤地层井田内主要含煤地层为山西组(Pls)和太原组(C3t)，总厚度113.99m，含煤9层，煤层总厚度7.52m，含煤系数6.60％，其中可采煤层总厚3.92m，含煤系数3．44％，现自上而下分述如下：1、山西组(P1s)本组厚33.30m，含煤3层，自上而下为1、2、3号，其中2号煤稳定全区可采，其余均为不可采的薄层煤线，煤层总厚度2.56m，含煤系数7．69％，其中可采煤层总厚1.48m，可采含煤系数4.44％。2、太原组(C3t)本组厚80.69m，含煤6层，自上而下为5、6、7、8、9+10、11号，其中9+10号煤层全区可采，其余为不可采的薄层煤线，煤层总厚度4.96m，含煤系数6.15％，其中可采煤层总厚2.44m，可采含煤系数3.02％。（二）可采煤层根据井田的实际生产揭露情况结合邻区(《某隆化勘探区普查报告》)的钻孔资料，将井田内的主要可采煤层9+10号煤层，可采煤层特征详见表1-2-2。可采煤层特征表表1-2-2含煤地层煤层编号煤层厚度(m)煤层间距(m)煤层结构可采性稳定性视密度（t/m3）岩性最小-最大平均最小-最大平均结构夹矸层数顶板底板太原组9+102-2.662.44简单0-1全区可采稳定1.46K2灰岩粉砂岩泥岩9+10号煤层86 位于太原组下部，上距2号煤层85m左右。根据矿方多年的开采经验，9号煤厚度在0.7～1.2m之间，10号煤厚度在1.3～1.46m之间，两层煤之间的夹石厚度在0.05～0.22m之间，这两层煤实质上是一层煤，但历史的原因已经形成这种习惯，为便于矿井生产管理，因此本次也按照9+10号煤设计。目前井田内的9+10号煤只有西北部和工业场地南侧局部区域有采空区，其它区域均为实体煤。该煤层属井田稳定可采煤层，厚度2.00-2.66m，平均2.44m。煤层项板为K2灰岩，底板为泥岩、砂质泥岩。为该矿批采煤层。（三）煤质及用途根据临汾市煤炭中心化验室2005年6月19日提交的检验报告(编号为05310)和2006年6月21日提交的检验报告(编号为06171)对本井田9+10号煤层化学性质如下：9+10号煤层为中灰、中-高硫无烟煤。均属目前市场十分畅销的电力、化工及民用煤。各可采煤层煤质指标见特征表1-2-3。煤层主要煤质特征表表1-2-3煤层水分Md%灰分Ad%挥发份V%硫分Sed%发热量Qgr.d（MJ/kg）煤种9+10#1.222.549.092.1534.14无烟煤四、开采技术条件1、瓦斯根据山西省煤炭工业局晋煤安发[2007]2030号《关于2007年度年产30万吨及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》和山西省煤炭工业局晋煤安发[2008]1135号《关于临汾市2008年度年产30万吨及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，参与整合的两个矿井批复的瓦斯等级鉴定结果见表1-2-4。参与整合的华泓与张家沟煤矿在2007年时的生产比较正常，2008年生产相对不正常，因此以两年中矿井相对瓦斯涌出量最高的2007年度批复的华泓矿井瓦斯等级鉴定结果进行整合后矿井绝对瓦斯涌出量的预测。86 矿井瓦斯涌出量批复结果表表1-2-4年份名称开采煤层平均产量（t/d)瓦斯涌出量批复瓦斯等级备注相对瓦斯涌出量(m3/t)绝对瓦斯涌出量(m3/min)2007年张家沟2#7864.032.2低30万吨/年华泓9#+10#5024.391.53低30万吨/年2008年张家沟2#7863.461.89低30万吨/年华泓9#+10#3804.051.07低30万吨/年根据2007年度矿井瓦斯等级鉴定结果，批复矿井属低瓦斯矿井。鉴于本井田煤层埋深浅（125-250m），且矿井投产至今一直为低瓦斯矿井的实际情况，矿井改造达到900kt/a设计生产能力时，设计按照以两年中矿井相对瓦斯涌出量最高的2007年度批复的华泓矿井瓦斯等级鉴定结果（4.39m3/t）进行整合后矿井绝对瓦斯涌出量的预测预测改造后的矿井绝对瓦斯涌出量。即矿井绝对瓦斯涌出量预测为4.39×（90/330）/1440=8.31m3/min。2、煤尘爆炸性9+10号煤层无煤尘爆炸危险。3、煤层自然发火性根据2008年9月山西煤矿设备安全技术检验中心提交的9+10号煤层《检验报告》，9+10号煤层的自燃等级为Ⅲ，倾向性为不易自燃煤层。4、地温、地压据隆化煤炭普查资料：本区地温梯度为1-2℃/h，属地温正常区。恒温带深度一般70-80m左右。5、煤的风化与氧化井田内煤层埋藏较深，未发现有煤层风化，氧化现象。6、顶底板条件9+10号煤层顶底板9+10号煤层顶板为K2灰岩，底板为砂质泥岩或泥岩。五、井田水文地质86 （一）地表迳流井田内无地表水体及常年性河流，但在井田西部有一季节性溪流，并有大小沟谷，沟谷自东南向西北呈树枝状分布。大小沟谷，平时干枯无水，仅在雨季时，各沟谷洪洪水顺沟短暂排泄，在井田西部外桥上村汇入白河，往西入浍河经汾河汇入黄河，属黄河流域，汾河水系。（二）含水层井田内主要含水层为奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层、石炭系太原组岩溶裂隙含水层和二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层、二叠系下统下石盒子组砂岩裂隙含水层、二叠系上统上石盒子组砂岩裂隙含水层、基岩风化壳裂隙含水层及第四系松散岩类孔隙含水层。现分述如下：1、奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层本组为煤系地层之基底，为井田内煤系地层下伏的主要含水层。据隆化普查地质报告钻孔资料，岩性为厚层状石灰岩、泥质灰岩、白云质灰岩及花斑状，岩溶裂隙溶洞极发育，裂隙多充填有方解石结晶体，为井田主要含水层。本井田南约1km处为尧望煤矿，其奥灰水水位标高为636m。水质类型为重碳酸—硫酸—钙镁型水。2、石炭系上统太原组灰岩岩溶裂隙含水层本组由碎屑岩夹碳酸盐岩组成。主要含水层从下而上依次为K2、K3、K4石灰岩，据隆化普查地质报告钻孔资料，钻孔涌水量0.0029L/S，一般消耗量0.02m3/h，仍为富水性较弱含水层。水质类型为重碳酸盐—硫酸盐—钙镁型水。3、二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层山西组以细粒砂岩、灰黑色石英长石为主，次为大量黑色矿物及少量云母碎片，胶结较好，分选、浑圆一般，断续波状层理不够明显，局部节理被方解石充填呈脉状，为富水性较弱的含水层。4、二叠系下统下石盒子组砂岩裂隙含水层(K8、K9砂岩)由碎屑岩类的泥岩、砂岩组成。本组主要含水层为K8、K9砂岩，钻孔所见岩芯裂隙不发育，钻进消耗量一般不大，钻孔单位涌水量q为0.03L／s.m，渗透系数k为0.251m／d，水位标高约为720m，泉流量为0.10一0.76L／s。水质属重碳酸盐氯化一钙型水。为较弱含水层。5、二叠系上统上石盒子组砂岩裂隙含水层(K10砂岩)地表泉水多为K10砂岩水，泉流量为0.20一0.87L／s，为较弱含水层。86 6、基岩风化壳裂隙含水层由于风化水蚀作用的强弱，裂隙的深度因地而异，风化深度30—50m，含水性变化大，据邻近水井的调查资料，水量不大，水位标高变化较大。水质类型为重碳酸盐氯化一钙镁型水，为较弱含水层。7、第四系松散岩类孔隙含水层为近代河床冲积形成的砂砾层，主要分布在冲沟中，半胶结，为弱孔隙水，范围较小。水质类型为重碳酸盐—硫酸盐一钙镁型水。（三）隔水层1、层间泥质岩隔水层石炭、二叠系各含水层，上下均有一定厚度的泥质岩，一般不透水，可起到良好的层间隔水作用。2、本溪组隔水层本溪组岩性以铝土泥岩、泥岩及灰黑色的薄层灰岩组成，其中泥质岩结构致密，隔水性能好，为井田煤系地层与奥陶系灰岩间的重要隔水层。（四）本井田充水因素分析及采空区积水情况井田内地下水的补给来源主要为大气降水，各含水层接受补给后一般顺层由高向低运移。地下水的排泄方式主要以泉水形式于地形低洼处溢出，另外，矿坑排水亦为人工排泄方式之一。1、大气降水大气降水通过基岩裂隙及松散沉积物孔隙渗入地下，在岩石裂隙相互勾通的情况下进入坑道。它直接支配着矿井涌水量的大小，是地下水的主要补给来源，也是矿井水的主要补给来源，具有明显的季节变化，雨季出现在7、8、9三个月，矿井最大涌水量出现在8、9月，对煤层的开采具有一定的影响。2、地表水本井田无常年性地表水体，雨季沟谷中的水短暂排干，地表水对矿井影口同较小。3、地下水井田内主要可采煤层2号煤层以项板砂岩孔隙含水层充水为主，下部煤层9+10号煤层以K2石灰岩岩溶裂隙含水层充水为主。预测奥灰水水位标高为636m，而井田内9+10号煤最低标高+670m，可见本井田基本不受奥灰水的影响。4、小窑破坏区及采(古)空区积水86 据调查，本地区2号煤层开采历史悠久，有些古窑年代久远，开采范围难于具体查清。本井田西部2号煤层和9+10号煤层均存在一定的小窑破坏区。在今后开采过程中必须采取相应的措施，做到“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”。本井田已有多年的开采历史，2号与9+10号煤均有一定采空区，采空区不同程度存在一定积水，但积水范围和积水量尚不十分清楚，建议矿井在生产过程中要坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则，以确保矿井安全生产。（五）井田水文地质勘查类型据该矿开采情况，目前井下涌水量一般为72m3／d，最大涌水量为120m3／d，涌水量不大。本井田底板紧低标高为841m，推断本井田奥灰水位标高为636m，低于9+10号煤层最低底板标高+640m，一般情况下，奥灰水对各可采煤层的开采矿无影响。矿井水文地质条件属简单。（六）矿井涌水量参与整合的两个矿井实际生产能力300kt/a，矿井近几年井下涌水量的统计资料分析，矿井正常情况下的涌水量为72m3/d，最大涌水量120m3/d，即矿井正常吨煤涌水系数为0.0792m3/t，最大吨煤涌水系数为0.132m3/t。按照矿井改造后设计生产能力900kt/a，日产量为2727吨，预计矿井正常涌水量为9m3/h，最大涌水量为15m3/h。考虑矿井2号煤采空区面积较大，采空区积水对下组煤的开采有一定影响的实际情况，为给矿井排水能力留有余地，设计按照矿井正常涌水量为15m3/h，最大涌水量为20m3/h进行水泵选型。86 第二章井田境界与储量整合前华泓煤业有限公司始建于2004年，设计生产能力为300kt/a，井田面积3.8679km2，该矿2号煤不可采，主要开采9+10号煤；张家沟煤炭开采有限公司始建于1983年，设计生产能力为300kt/a，井田面积2.5291km2，一直开采2号煤，9+10号煤未开采，现已关闭；本次将井田东北部0.8683km2的新增资源一并划归本矿。根据晋煤重组办发[2009]89号《关于临汾市某县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复》，整合后的某有限公司井田面积7.265km2，批准开采9号和10号煤层，矿井设计生产能力900kt/a。一、井田境界（一）井田境界根据整合后新换发的采矿许可证，重组后的某有限公司批准开采9+10号煤层。井田范围由17个坐标点连线圈定，为一不规则多边形，井田东西长约4.4km，南北宽约3.74km，井田面积7.265km2。资源整合后井田范围见拐点坐标表2-2-1。井田境界拐点坐标表表2-2-1拐点编号1980西安坐标1954北京坐标经距（Y）纬距（X）经距（Y）纬距（X）119585931.323952950.62195860003953000219588431.343952950.62195885003953000319588431.343953390.63195885003953440419590331.363952750.63195904003952800519589931.353952450.62195900003952500619589431.353952450.62195895003952500719587331.333950045.6195874003950095819587321.333950240.6195873903950290919587331.333950400.61958740039504501019587146.333950400.61958721539504501119587136.333950250.619587205395030086 1219587201.333949910.591958727039499601319586961.333949650.591958703039497001419586791.333950450.61958686039505001519586471.363950450.61958654039505001619586251.323951950.611958632039520001719585931.323951950.61195860003952000四邻关系图图2-1-1二、矿井储量（一）经济可采储量的计算范围根据本井田地质条件和煤层赋存状况，地质报告按照2002年国土资源部颁发的《煤、泥炭地质勘查规范》，以下列估算指标作为经济可采储量的计算范围：86 最低可采厚度：0.80m(倾角小于25°)最高可采灰分：40%。最高硫含量：＜3%煤层中夹石剔除厚度的确定按照下列指标确定：1、煤分层中单层厚度不大于0.05m的夹矸和煤分层合并计算作为资源/储量估算厚度，但合并后全层的原煤灰分应小于40%。2、煤层中夹矸的单层厚度等于或大于煤层最低可采厚度时，被夹矸所分开的煤分层厚度应分别视作独立煤层。3、煤层中夹矸的单层厚度小于煤层最低可采厚度时，煤分层不作独立分层；当煤分层厚度等于或大于夹矸厚度时，上下分层应合并一起作为本工程采用厚度。（二）资源/储量计算采用地质块段法，即Q=D×L×S公式计算，式中：Q—块段煤炭储量，t；D—煤的容重，t/m3；9+10号煤层1.46。L—块段煤层平均厚度，9+10号2.5m；S—块段煤层水平投影面积，m2。由于本矿属整合矿井，目前尚未完成整合地质报告的编制工作，尤其井田内采空区范围和邻近矿井越界开采情况尚不准确，受多方面条件的限制，设计尚无法根据《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定对井田内剩余储量进行计算。鉴于目前设计阶段资料的不可靠性，设计以矿方提供的资料作为矿井服务年限的计算依据。全井田共剩余保有资源储量9+10号煤层2997万吨，矿井剩余可采储量1453万吨。（三）各类煤柱留设工业场地、地面村庄、公路等地面建筑按照其实际占地范围并考虑其保护等级的围护带宽度圈定保护范围后，设计按松散层地层移动角取45°，基岩地层移动角取72°计算各煤柱。1、井田境界井田境界留设20m煤柱2、大巷大巷两侧各留设30m煤柱86 3、晋候高速公路晋候高速公路从井田西北向东南方向斜穿井田，目前阳煤集团对该高速公路进行了实测，该高速公路路面和防护带宽度共35m，经计算高速公路两侧9+10号煤留设104m煤柱。4、村庄井田内有东化坡、西化坡、湾里、刺家沟、杨家沟、高儿坡、山凹共7个自然村。根据村庄在井田内的分布情况，东化坡、西化坡、湾里、刺家沟村庄保护煤柱与井筒保护煤柱基本重合；高儿坡村庄保护煤柱与高速公路保护煤柱基本重合；山凹位于井田边界附近可与井田边界保护煤柱合并，因此上述6个自然村不搬迁。但杨家沟村位于可布置正规回采工作面内，且分布比较分散，压煤量约85万吨，为提高资源回收率，建议对杨家河村进行搬迁，或根据某县小城镇建设总体规划实施合并。86 第三章矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井设计年工作日为330d，采用“四六”制作业，其中，三班生产，一班准备，每天净提升时间为16h。二、矿井设计生产能力的确定本矿井主采煤层9+10号煤，储量相对稳定，矿井属低瓦斯矿井，根据井田剩余可采煤层赋存情况和开采技术条件，最终确定矿井设计生产能力为900kt/a。主要原因如下：1、根据晋煤重组办发[2009]89号《关于临汾市某县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复》，整合后的某有限公司井田面积7.265km2，批准开采9号和10号煤层，矿井设计生产能力900kt/a。2、从资源储量和技术装备上分析。9+10号煤层采用综采工艺，所选采煤工艺机械化程度较高，尤其9+10号煤层厚度较大，煤层生产能力较高，为充分发挥综采设备的机械化能力，井型宜为900kt/a合理。综合上述因素，矿井井型确定为900kt/a是合理的。四、矿井服务年限矿井服务年限按下式计算：T=Zk/（K·A）式中：T——矿井服务年限，a；Zk——设计可采储量，kt，矿井总的可采储量为14530kt；A——矿井设计生产能力，kt/a；K——储量备用系数，取k=1.4；矿井总服务年限为T=14530/（1.4×900）=11.5a。86 第四章井田开拓一、影响井田开拓部署的主要因素1、井田内断层发育对矿井开拓和工作面布置的影响。2、井田南部9+10号煤的采空区范围较小，设计中要考虑采空区范围的影响。3、井田内有晋候高速通过，设计中要充分考虑大巷煤柱与高速公路保护煤柱的重叠布置，以提高资源回收率。4、本矿属整合矿井，矿井现有生产设施和设备要考虑充分利用。二、矿井工业场地的确定本矿属整合矿井，工业场地已经建成，本次整合是在充分利用现有生产设施基础上进行的。目前的华泓工业场地和张家沟工业场地地面都比较开阔，张家沟工业场地地面设施相对落后于华泓工业场地，考虑最大限度的降低整合建设投资，本次要全部利用这两个工业场地。三、井田开拓方案根据上面对矿井现有工业场地利用合理性的分析，本着充分利用现有工业设施的原则，设计就不同工业场地和井筒功能提出两个开拓方案。分别为：（一）方案一：华泓主工业场地、张家沟风井工业场地斜井开拓方式本次将原华泓工业场地作为主工业场地，将原张家沟工业场地作为风井工业场地。整合后矿井采用斜井开拓方式，原两个矿井的4个井筒全部利用，矿井采用斜井开拓方式，即仍利用原华泓主斜井仍作为整合后的主斜井，利用现有1m带宽强力胶带输送机提煤兼进风井，同时拆除现有井筒内检修轨，将原华泓回风斜井改为副斜井，井筒起底800mm后铺设单轨利用现有JK-2单滚筒绞车担负包括综采支架在内的全部辅助提升，同时将原张家沟主斜井RJDKY37-17.5/510型可摘式猴车拆除后安装到副斜井，并改为双向运行，担负矿井人员升降任务兼进风井；将原张家沟主斜井和回风斜井井筒内现有装备拆除后两个井筒并联作为整合后的回风井（其中原主斜井改为1#回风斜井、原回风斜井作为2#回风斜井）。上述四个井筒均作为矿井安全出口。（本方案见插图2－4－1～1′）（二）方案二：张家沟主工业场地、华泓风井工业场地斜井开拓方式本次将原张家沟工业场地作为主工业场地，将原华泓工业场地作为风井工业场地。整合后矿井采用斜井开拓方式，86 原两个矿井的4个井筒全部利用，矿井采用斜井开拓方式，即仍利用原张家沟主斜井仍作为整合后的主斜井，拆除井筒内现有800mm带宽强力皮带后将原华泓主斜井的1m带宽强力胶带输送机安装到张家沟主斜井提煤兼进风井，同时利用该井筒内现有RJDKY37-17.5/510型单向可摘式猴车担负矿井人员升降任务兼进风井；将原张家沟回风斜井改为副斜井，井筒起底800mm后铺设单轨，将原华泓回风斜井现有JK-2单滚筒绞车安装到副斜井，担负包括综采支架在内的全部辅助提升；将原华泓主斜井和回风斜井井筒内现有装备拆除后两个井筒并联作为整合后的回风井（其中原主斜井改为1#回风斜井、原回风斜井作为2#回风斜井）。上述四个井筒均作为矿井安全出口。（本方案见插图2－4－2～2′）（三）方案比选根据上述两方案的开拓布置，设计对其进行了技术经济比较。1、方案一主要优点（1）本方案只需要拆除张家沟两个井筒内现有装备，将张家沟原主斜井单向可摘式猴车安装到副斜井。而方案二除要全部拆除华泓两个井筒内装备外，还要拆除张家沟主斜井井筒内的皮带，并将华泓的主皮带安装到张家沟主斜井、将华泓回风斜井绞车拆除后安装到张家沟副斜井。可见本方案比方案二减少了两次主皮带的安装拆除工程，至少节省安装投资100万元，且基本不影响矿井生产与基建的不间断过渡。（2）本方案将原华泓工业场地作为主工业场地，与张家沟工业场地相比，华泓工业场地更开阔，且华泓工业场地地面生产和生活设施比较齐全，基本不需要作大的改造即可满足整合后的生产需要。而张家沟工业场地可利用的建筑很少，如果作为主工业场地需要新建大量的工业建筑和生活福利设施，可见本方案的地面改造工程量最小、改造投资最省。2、方案一主要缺点（1）由于人员、材料设备全部由副斜井负担，对副斜井的管理水平要求较高，特别是在人员与材料设备分时段运行方面需要加强管理，以确保安全运行。（2）由于主工业场地西部有两个村庄，生产过程中的煤尘等污染物对两个村庄存在一定环境影响。3、方案二主要优点（1）由于矿井材料设备的辅助提升由副斜井负担，人员和原煤由主斜井负担，这样不仅极大地提高了矿井的辅助提升能力，并大大减少了人员与其它辅助提升之间的相互干扰，不仅有利于安全管理，且实现了人员的不间断升降。86 （2）由于主工业场地处于整个矿井的中西部，而两个村庄在工业场地的西北部，因此生产过程中的煤尘等污染物不会影响上风侧的两个村庄环境。4、方案二主要缺点（1）本方案除要全部拆除华泓两个井筒内装备外，还要拆除张家沟主斜井井筒内的皮带，并将华泓的主皮带安装到张家沟主斜井、将华泓回风斜井绞车拆除后安装到张家沟副斜井，可见本方案比方案一增加了两次主皮带的安装拆除工程，至少增加安装投资100万元，且影响矿井生产与基建的不间断过渡。（2）本方案将原张家沟工业场地作为主工业场地，与华泓工业场地相比，张家沟工业场地不仅地势相对狭窄，且可利用的建筑很少，如果作为主工业场地需要新建大量的工业建筑和生活福利设施，可见本方案的地面改造工程量最大、改造投资最多。方案确定：根据上面对两个方案的比较，上述两个方案各有利弊，从矿井生产的实际分析，方案一较方案二具有系统简单、改造工程量少、投资省等优点，可以明显看出在技术和经济上方案一优于方案二。因此，设计推荐方案一，即华泓主工业场地、张家沟风井工业场地斜井开拓方式。86 第五章矿井基本巷道及建井计划第一节井筒、石门与大巷一、井筒数目及用途矿井移交生产时共有四个井筒，即主斜井、副斜井、1#回风斜井和2#回风斜井。1、主斜井：担负矿井煤炭提升任务，兼做进风井和安全出口。2、副斜井：担负矿井辅助提升任务，兼主要进风井和安全出口。3、1#、2#回风斜井：并联运行担负矿井的回风任务，兼做安全出口。二、井筒布置及装备1、主斜井为现有华泓主斜井，已落底到9+10号煤，井筒倾角23°，井筒斜长423m，井筒采用半圆拱断面，净宽3.4m，净断面积9.64m2，表土段采用荒料石砌碹，支护厚度为500mm；基岩段采用锚喷支护，支护厚度为100mm。井筒内铺设1m带宽大倾角胶带输送机，另一侧设行人台阶、扶手、消防洒水管路、压风管路和乳化液管路。担负矿井全部煤炭提升任务。2、副斜井为现有华泓回风斜井，已落底到9+10号煤，井筒倾角25°，井筒斜长383m，井筒采用半圆拱断面，净宽2.8m，现有井筒净高2.6m、净断面积6.44m2。由于现有井筒高度无法满足支架等整体升降，因此需要将井筒底板起底800mm，起底后的井筒净高3.4m、净断面积8.68m2。表土段采用荒料石砌碹，支护厚度为500mm；基岩段采用锚喷支护，支护厚度为100mm。井筒内铺设30kg/m单轨，采用单钩串车提升材料和设备。将原张家沟主斜井RJDKY37-17.5/510型单向可摘式猴车拆除后安装到副斜井，并改为双向可摘式猴车运行升降人员。副斜井运料和运人分时段运行，严格执行“行人不行车、行车不行人”的规定，且井筒内按规定设置躲避硐。井筒内布置有两趟排水管路、行人台阶及扶手。3、1#回风斜井为原张家沟主斜井，已落底到2号煤，井筒倾角17.5°，井筒斜长460m，井筒现采用三心拱断面，净宽3.4m，净断面积8.6m2，采用荒料石砌碹，表土段支护厚度为500mm、基岩段支护厚度为300mm。井筒内布置有行人台阶、扶手，系矿井回风井和安全出口。86 4、2#回风斜井为原张家沟回风斜井，已落底到2号煤，井筒倾角30°，井筒斜长280m，井筒现采用半圆拱断面，净宽2.5m，净断面积5.8m2，采用荒料石砌碹，表土段支护厚度为500mm、基岩段支护厚度为300mm。井筒内布置有行人台阶、扶手，系矿井回风井和安全出口。各井筒布置见图2-4-1～4，各井筒特征见表2-4-1。井筒特征表表2-4-1序号井筒特征井筒名称主斜井副斜井1#回风斜井2#回风斜井1井口坐标（m）纬距X3952221.723952220.483952036.33952057.53经距Y19586090.6119586158.089586791.0619586825.552井口标高（m）+1013.09＋1010.02+1031.776+1035.7733方位角（度）3203201351354井筒倾角（度）232517.5305落底水平标高（m）+860+860+890+8906井筒垂深或斜长（m）4233834602807井筒直径或净宽（m）3.42.83.42.58井筒支护支护形式表土段荒料石砌碹荒料石砌碹荒料石砌碹荒料石砌碹基岩锚喷锚喷荒料石砌碹荒料石砌碹支护厚度（ｍｍ）表土段500500500500基岩1001003003009断面积（m2）断面形式半圆拱半圆拱三心拱半圆拱净9.648.688.65.8掘进表土段14.213.313.39.53基岩10.669.5311.47.610井筒装备1m带宽大倾角胶带机、2趟排水管路、静压水管、压风管、乳化液管各一趟，人行台阶、扶手30kg/m单轨、猴车、人行台阶、扶手人行台阶、扶手人行台阶、扶手11备注提煤进风兼安全出口辅助提升进风兼安全出口回风兼安全出口回风兼安全出口三、井底车场1、井底车场形式的选定副斜井落底于9+10号煤，由于该井筒原为回风斜井，井底巷道断面不足，因此需要对井底大巷进行刷大，刷大后设主水平高低道车场，主水平标高为+860m。辅助水平通过暗斜井与主水平连接，辅助水平标高为+890m，车场形式为平车场。辅助水平车场为新设计巷道。2、空重车线长度的确定本次通过对副斜井井底大巷刷大后布置井底86 车场，由于辅助水平甩车场长度有限无法布置高低道，在主水平车场内设高低道空、重车存车线，副斜井单钩绞车一次提升4辆矸石车、5辆材料车、3辆人车，根据一次提升车辆的长度，主水平车场存车线长度为19m；本设计主水平调整高低道后的存车线长度分别为41.316m和41.853m，可以满足开采生产过程中的存、调车要求。井底车场详见图2-5-5。四、井底硐室由于本矿属生产矿井，在主斜井井底已布置有中央变电所、中央水泵房、水仓和管子道等永久设施。在集中轨道大巷与集中胶带大巷之间的现有联络巷道改为消防材料库和集中轨道大巷的连续牵引绞车，利用主副斜井井底的第一个联络巷作为候车室、调度室和把钩房，利用原有联络巷道作为急救室。矿井虽采用机械化开采，综掘与炮掘相结合的施工安排，考虑矿井机械化程度较高，因此井下不设爆炸材料库。副斜井井底车场刷大后采用锚喷支护，在大巷新增设一个三采区变电所、一个连续牵引绞车硐室和一座采区简易水仓泵房，井下新设置的硐室均采用锚喷支护方式。1、井底煤仓的型式及容积目前主斜井与集中胶带大巷胶带输送机采取直接搭接方式运行，在集中胶带大巷中部设有一个大巷煤仓，该煤仓容量为300t。2、水仓容量及清理方式矿井水泵选型和水仓容量按照正常涌水量15m3/h设置，矿井现有中央变电所、水泵房、水仓和管子道均位于主斜井井底，整合后由于安全距离不够，主斜井不再设检修轨，因此现有管子道无法实现抗灾要求；另外，现有水仓只有主仓没有副仓，且现有变电所的长度也无法满足整合后的需要。综合分析，本次将现有中央变电所、水泵房、水仓和管子道报废，在副斜井井底重新布置中央变电所、水泵房、水仓和管子道。根据规程，水仓容量应能满足8h的正常涌水量，因此水仓容量为：Qsc=8Q水式中：Qsc——水仓有效容量，m3Q水——矿井正常涌水量，m3/hQsc=8×15=120m3整合后新设计的水仓设主、副水仓，水仓总容量473m3。水仓采用人工清理到矿车上，然后由副斜井提升出井到地面排矸场。五、井底车场巷道和硐室的支护方式及支护材料副斜井井底刷大后的车场和新设计的硐室均采用半圆拱断面、锚喷支护。86 其余硐室为原有硐室，新增硐室工程量为5218m3。井底车场及硐室工程量见表2-4-2。井底车场巷道及硐室工程量表表2-4-2序号名称倾角（°）支护形式巷道长度断面（m2）掘进体积（m3）备注净掘进井巷硐室计一辅助水平1运输暗斜井上下部车场锚喷15712.813.7621602160新增2采区变电所锚喷3710.511.4420420新增3连续牵引绞车硐室锚喷868.39.1780780新增小计280216012003360二主水平1井底车场刷大锚喷4401750原有2中央变电所、水泵房（含通道）锚喷1009.8810.810801080新增3井底水仓18锚喷2305.456.11403新增4管子道25锚喷375.456.1225新增5采区变电所锚喷3710.511.4420420新增6采区简易水仓、水泵房锚喷3513.214.3500500新增7连续牵引绞车硐室锚喷438.39.1390390新增小计44040184458三合计260052187818第二节建井计划一、施工准备的内容与进度矿井在资源整合前应完成工业场地新增购地工作，作好技术、物质供应、劳动力组织安排，以及供水、供电、道路（场内、场外）、通信、场地排水和场地平整等“五通一平”工作，完善部分施工所必需的临时单身宿舍、行政和库房等，以满足施工需要。根据选定的工业场地的地形特征和矿井建设和外部条件，结合矿井的井型、井筒形式及施工方法，确定矿井施工准备期为2个月。二、矿井移交标准根据井田开拓部署和采区巷道布置，矿井投产移交时在9+10号煤二采区布置一个综采工作面，矿井采用一次设计、一次建成投产、一次达产的移交方式。即矿井移交生产当年即达到900kt/a设计生产能力。86 由于本次资源整合利用现有井筒，不存在新井筒的开凿，考虑目前参与整合的两个矿生产系统齐全，因此采用两侧同时施工的方式，两个煤层同时施工，顺槽完工后即着手永久设备的安装。矿井移交生产时井巷工程总量为：5927m，其中岩巷387m、煤巷5540m，总掘进体积为82824m3（其中新增硐室体积为5218m3）。三、井巷施工平均成巷进度指标井巷进度指标的确定主要参照设计规范的有关要求，结合当地井巷施工队伍的实际水平和本矿施工条件，并考虑煤层瓦斯对施工进度的影响而综合确定的，具体指标如下：岩巷：80m/月车场（炮掘）：100m/月煤巷（炮掘）：200m/月煤巷（综掘）：300m/月硐室：400m3/月四、井巷主要连锁工程的确定为了加快建井速度，缩短建井工期，确定矿井两个煤层利用各自现有生产系统同时掘进。根据井筒的相对位置关系和井下巷道的布置情况，确定矿井主要连锁工程为9+10号煤北回风巷——运输与回风暗斜井——2号煤大巷。连锁工程量342m，工期3个月。五、建井工期的预计矿井建设的关键是井巷工程。依据井巷成巷进度指标及施工队伍安排，经井巷工程施工进度图表排列，确定矿井建井工期为10.2个月，加上施工准备期2个月和设备安装期2个月，矿井建设总工期为14.2个月。86 第六章采煤方法第一节、采煤方法（一）主要可采煤层赋存状况9+10号煤层上距2号煤层85m左右。根据矿方多年的开采经验，9号煤厚度在0.7～1.2m之间，10号煤厚度在1.3～1.46m之间，两层煤之间的夹石厚度在0.05～0.22m之间，这两层煤实质上是一层煤，习惯上称“9+10”号煤。该煤层属井田稳定可采煤层，厚度2.00-2.66m，平均2.44m。煤层项板为K2灰岩，底板为泥岩、砂质泥岩。（二）采煤方法的选择根据井田内9+10号煤层平均厚度分析，属中厚煤层，因此采煤方法可以考虑。1、采煤方法的选择目前华泓采用普通综采开采9+10号煤，根据整合后井田内9+10号煤层的产状、赋存特征及开采技术条件，并结合矿井设计生产能力、现有装备、管理技术水平和山西省对机械化开采的有关要求。本设计对9+10号煤层均采用走向长壁式布置、全部跨落法管理顶板的采煤方法，提出普通综采工艺。普通综采工艺为从根本上解决回采工作面顶板支护问题，进一步减轻职工劳动强度，可以采用综采工艺进行开采，即工作面采用液压支架支护顶板、采煤机落煤装煤、刮板输送机运煤、全部垮落法管理顶板。设计推荐9+10号煤回采工作面采用普通综采工艺进行开采。二、回采工作面采煤工艺及采、装、运煤方式和设备选型采煤工作面的主要设备的选择采煤工作面的采、装、运、支工序全部实现机械化。工作面主要设备选型如下：1、采煤机（1）工作面采高的选择投产9+10号煤层煤厚2.0—2.66m，平均2.44m，属中厚煤层。投产工作面平均煤厚为2.40m，设计确定工作面采高为2.40m。（2）采煤机截深的选择目前国内普遍采用的截深为600~800mm，考虑到本矿井设计生产能力及管理水平，设计选用采煤机截深为600mm。86 （3）工作面长度的选择工作面长度可用下式计算：L＝式中：L——工作面长度，（m）；Qr——工作面日产量，9+10号煤层采掘工作面年产量为900kt/a，按330d计算，Qr＝2727t；Kl——工作面正规循环率，Kl＝0.85；K2——截割有效系数，K2＝0.9；N——日循环次数，N=12；H——工作面煤层厚度，H＝2.4m；B——循环进尺，B＝0.6m；γ——煤的容重，γ＝1.46t/m3；C——工作面回采率，C＝95%。L＝2727/0.85×12×2.4×0.6×1.46×0.95×0.9＝148（m），工作面采长取整数L=150m，但局部受采空区影响采长120m或140m，首采工作面采长140m。（4）采煤机计算割煤速度式中：Vc＝n(L＋30－Lc)/(KcTd－nTc)Vc——计算割煤速度，m/min；n——工作面日循环数，n＝12；L——工作面长度，L＝140m；Lc——采煤机总长，Lc＝12.6m；30——进刀割煤长度，m；Kc——采煤机平均日开机率，Kc＝0.5；Td——工作面日生产时间，Td＝1080min；Tc——采煤机进刀停顿时间，Tc＝2min。Vc＝12×（140＋30－12.6）/（0.5×1080－12×2）＝3.66m/min（5）采煤机计算循环时间T＝(L＋30－Lc)/Vc＋Tc86 式中：T——采煤机计算循环时间，min；L——工作面长度，L＝140m；30——进刀割煤长度，m；Lc——采煤机总长，Lc＝12.6.m；Vc——采煤机计算割煤速度,Vc=3.89m/min；Tc——采煤机进刀停顿时间，Tc＝2min；T＝(140＋30－12.6)/3.66＋2＝45min（6）采煤机最大割煤速度Vmax＝KVc式中：Vmax——采煤机最大割煤速度，m/min；K——采煤机割煤不均均衡系数，取1.2；Vc——采煤机计算割煤速度，Vc=3.66m/min。Vmax＝1.2×3.66＝4.4m/min（7）采煤机最大生产能力Qmax＝60BKHγVmaxQmax——采煤机最大生产能力，t/h；B——循环进尺，B＝0.6m；K——截割有效系数，K＝0.9H——工作面煤层厚度，H＝2.4m；γ——煤的容重，γ＝1.46t/m3；Vmax——采煤机最大割煤速度，4.4m/min。Qmax＝60×0.6×0.9×2.4×1.46×4.4＝500t/h（8）采煤机计算装机功率按采煤机单位能耗计算采煤机功率N＝QmaxHw式中：N——采煤机计算装机功率，kW；Qmax——采煤机最大生产能力，Qmax＝500t/h；86 Hw——采煤机能耗系数，Hw＝0.7kWh/t。N＝500×0.7＝350kW根据目前国内设备情况，确定综采工作面利用有的MGY150/375-W型采煤机，其主要技术参数见表4-1-1。表4－1－1采煤机技术参数表型号开采高度（m）电机功率（kW）滚筒直径(mm)截深(mm)牵引力（kN）牵引形式牵引速度（m/min）电压（V）MGY150/375-W1.6~2.53751600600300液压无链牵引0-611402、工作面刮板运输机的选择工作面刮板输送机选型需满足三个方面要求：一是工作面刮板输送机能力要保证将采煤机采落的煤全部运出，并留有一定的富裕，刮板输送机能力应不低于采煤机最大割煤能力。式中：QC—刮板输送机能力，t/h；KC—采煤机与刮板机同向运行时修正系数，1.04；QM—采煤机最大割煤能力，500t/h。QC=1.04×500=520t/h二是外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。三是运输机长度与工作面长度相一致。刮板输送机作为采煤机的行走导轨及运送采煤机开采出来的煤炭之用，考虑上述因素，运输机利用现有的SGB-630/220型可弯曲刮板输送机，刮板运输机技术参数见表4-1-2。表4-1-2刮板运输机技术参数表设备型号设计长度（m）输送机能力（t/h）刮板链速（m/s）中部溜槽（长×宽×高）（mm）电机功率（kW）电压（V）SGZ630/2201405000.8681500×630×2222×11011403、顺槽转载机86 顺槽转载机的转载能力要与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩胶带输送机相配套,根据公式计算式中：QZ—转载机输送机能力，t/h；KZ—转载机富余系数，1.1；QC—刮板输送机能力，500t/h。QC=1.1×500=550t/h设计利用现有的SZB-730/55型转载机1台，起技术参数见表4-1-3。表4-1-3转载机技术参数表设备型号设计长度（m）输送机能力（t/h）刮板链速（m/s）速比电机功率（kW）电压（V）SZ-730/55504000.8625.565511404、顺槽可伸缩带式输送机顺槽胶带输送机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。工作面刮板输送机运输能力为Q=500t/h，取输送机带速V=2m/s，则：B=（Q/KVrc）1/2式中：B——胶带宽度，m；K——货载截面系数，β=25°时，K=400；r——货载散集容重，取1.0t／m3；c——输送机倾角系数，a=0～10°时，C=1。根据计算，设计利用现有的DSJ-80/40/2*55型可伸缩带式输送机1台，其技术参数见表4-1-4。表4-1-4可伸缩带式输送机技术参数表型号运输能力(t/h)运距(m)带速(m/s)带宽(mm)贮带长度电动机质量(t)备注型号功率电压DSJ-80/40/2*55100012002.51000100YSB-16055×2660120（三）顶板管理86 综采能否实现高产高效关键于架型选择是否合理。据地质报告，2号煤层顶板为砂岩，9+10号煤顶板为K2灰岩，两层煤的底板均为粉砂岩或泥岩。根据生产经验应该选用支撑掩护式液压支架。支架支护强度的计算根据经验公式：P=(6-8)Mγ式中：P——支护强度，MPa；M——采高，取2.4m；γ——顶板岩石容重，取2.5t/m3。P=(6-8)Mγ=(6-8)×2.4×2.5=36～48(t/m3)=0.48Mpa现有的ZY2800/15/30型支撑掩护式支架的支护强度为0.62～0.67MPa＞0.48Mpa，因此现有支架支护强度能够满足要求，可以继续使用。回采工作面顶板管理方式为全部垮落法，采用“一采一放”管理工艺，即割一刀煤放一次顶，循环进度为0.6m。设计利用现有的ZY2800/15/30型支撑掩护式支架。其主要技术参数见表4-1-5。表4-1-5液压支架技术特征表型号工作阻力(kN)初撑力(kN)支护高度(mm)支架中心距(mm)支护强度（Mpa）对底板最大比压(MPa)重量(t)ZY2800/15/30280022501500-300012500.62～0.670.17～0.99.08设计配备MRBZ200/31.5C型乳化液泵2台。每台电动机功率125kW。外形尺寸长2166mm，宽858mm，高920mm，配套液箱XRX-1000L。泵站重1560kg。工作面顶板管理要求如下：（1）泵站压力达到31.5Mpa，乳化液浓度保持在2%。（2）机组司机必须保证煤壁采直割平，顶板无台阶下沉。（3）正常作业时，机组割煤后必须及时追机移架。顶板破碎时，采取带压超前移架。片帮或发生局部漏顶时，要及时处理。（4）移架后，支架顶梁与顶板必须接触平稳，支架接顶严密，支架间无明显错差，支架不挤不咬。86 （5）加强支架检修，保证无漏液现象，支护状态良好。初撑力和工作阻力符合设计要求。回采工作面机械设备配备详见表4-1-6。表4-1-6回采工作面机械设备配备表序号设备名称设备型号功率（kW）单位数量备注使用备用合计1采煤机MGY150/375-W375部112可弯曲刮板输送机SGZ-630/2202×110部113转载机SZB-730/5555部1145可伸缩带式输送机DSJ—80/40/2*552×55部116液压支架ZY2800/15/30架1351357端头支护DZ25-250/100根1501102608乳化液泵站DRB200/31.5125台119喷雾泵站XPB200/5.522个1110单体液压支柱DZ25-250/100根150110260端头、超前支护11乳化液箱RX200/12.5个1112小水泵WQ20-155.5台2213连续牵引绞车SQ-1200/7575台1114风煤钻ZMS30台2215注水泵7BZ-3/8010台1116注水钻ZLJ-25015台113、回采工作面端头及超前支护回采工作面端头及超前支护选用DZ25-250/100型单体液压支柱配DFB-3000型∏型钢梁组成“四对八梁”对回采工作面端头进行维护。顺槽超前工作面20m范围内在W钢带下支设单排单体支柱，过溜抬棚采用DFB-3000型∏型钢梁，单体柱“一梁三柱”支护。四、回采工作面采长、采高、年推进度和生产能力1、回采工作面采长和采高的确定根据井田内煤层赋存情况、开采技术条件及选定的设备性能，2号、9+10号煤采用综采工艺，鉴于综采推进度较快、产量高和要求搬家次数尽量少的特点分析，应该适当加大工作面采长，但工作面太长会带来生产管理困难、设备事故率高及工作面推进度降低等问题。设计根据井田境界形状，结合矿井设计生产能力等综合因素考虑，确定回采工作面采长在120～150m，首采工作面采长140m。2号煤采高1.8m，9+10号煤采高2.4m。86 2、回采工作面年推进度矿井移交9+10号煤层一个综采工作面，回采工作面采用“四六”制作业，每天三班生产一班准备，年工作日为330d，9+10号煤每个生产班推进4个循环，循环进度0.6m，日循环次数12次，日循环进度12×0.6=7.2m，正规循环率按80%考虑，则回采工作面年进度为1900m。3、回采工作面和矿井生产能力（1）回采工作面生产能力矿井前期移交生产及达到设计生产能力时，在9+10号煤层布置一个回采工作面。工作面生产能力按下式计算：A采=lLmrCA采——回采工作面生产能力，t/a；l——工作面长度，取140m；L——工作面年推进度。1900m。m——工作面采高，按投产9+10号煤层回采工作面平均厚度2.4m；γ——煤的容重，9+10号为1.46t/m3；C——工作面回采率，取95%；A采=140×1900×2.4×1.46×95%=885460(t/a)（2）掘进工作面掘进煤量计算设计安排两个炮掘工作面和两个综掘工作面，均为煤巷，巷道平均断面为9.12m2，按每个炮掘工作面月进100m、综掘工作面月进300m，掘进工作面总的年掘进进尺4400m，则掘进工作面掘进煤量为：A掘=4400×9.12×1.4=56179(t/a)（3）矿井生产能力核算矿井总生产能力A=A采+A掘=885460+56179=941639(t/a)本矿井采用“一井一面”模式，即以一个综采工作面达产。达到设计生产能力时采区及工作面特征见表4-1-7。86 达到设计生产能力时采区及工作面特征表表4-1-7生产采区回采工作面掘进工作面生产能力（kt/a）个数装备采高（m）长度（m）年进度（m）年产量（kt）个数装备年掘进煤量（kt）9+10号煤三采区1综采2.41401900948.742炮掘2综掘561004.9五、采区及回采工作面回采率各可采煤层均为中厚煤层，采用综采工艺开采，回采工作面回采率取95%，按照回采工作面回采率计算得采区回收率为80%。第二节采区布置一、矿井移交生产和达到设计生产能力时的采区数目和位置根据确定的井田开拓部署，结合矿井井型和工作面装备水平，矿井投产在9+10号煤二采区安排一个综采工作面，该采区储量级别较高、资源可靠，初期井巷工程量较少。二、投产工作面位置及接替顺序（一）接替顺序根据井田内9+10号煤剩余未开采区域位置和上下对照关系，本着下行开采和确保矿井稳产的原则。（二）投产工作面位置为确保矿井投产当年即达产的要求，投产时移交9+10号煤二采区9204综采工作面。三、采区尺寸及巷道布置（一）采区尺寸投产的9+10号煤二采区走向长为1400m、倾斜宽平均为400m，面积0.828km2，采区设计可采储量2320kt，服务年限为2a。（二）采区巷道布置（1）采区巷道布置86 二采区为双翼采区，该采区利用北大巷直接布置回采工作面，大巷即为采区准备巷道，北大巷现布置有一条运输大巷和一条回风大巷，整合后将原北回风大巷改为北轨道大巷，将原北运输大巷改为北胶带大巷，在北胶带大巷东部与其平行、间距35m平行补一条北回风大巷。（2）回采工作面巷道布置9+10号煤回采工作面运输顺槽直接胶带大巷相接；回风顺槽与回风大巷形成通风系统，并与轨道大巷相连，回风顺槽与轨道大巷之间设有风门，形成采区完善的通风、运输、供电、排水系统。移交采区和达产采区巷道布置详见插图4-2-1～2。四、煤炭运输和辅助运输方式及采区通风和排水系统（一）投产初期一采区1、运煤系统回采工作面（可弯曲刮板输送机）→运输顺槽（转载机）→运输顺槽（可伸缩胶带输送机）→胶带大巷（胶带输送机）→集中胶带大巷（二部胶带输送机）→大巷煤仓→集中胶带大巷（头部胶带输送机）→主斜井（大倾角胶带输送机）→地面生产系统。2、采区辅助运输系统材料设备：副斜井（提升绞车）→+860m水平井底车场→集中轨道大巷（连续牵引绞车）→北轨道大巷（连续牵引绞车）→回风顺槽（连续牵引绞车）→回采工作面。人员：副斜井（猴车）→集中轨道大巷（步行）→北轨道大巷（步行）→回风顺槽（步行）→回采工作面。井下矸石在工作面装车后沿轨道大巷和副斜井排至地面。3、采区通风系统新鲜风流经副斜井（主斜井）→集中轨道大巷→北轨道大巷（或胶带大巷）→运输顺槽→回采工作面（乏风）→回风顺槽→北回风大巷→回风暗斜井→回风斜井→地面。4、采区排水系统回采工作面→运输、回风顺槽→北轨道大巷→集中轨道大巷→井底水仓→86 主排水泵房→主斜井→地面井下水沉淀池。第三节巷道掘进一、巷道断面和支护形式巷道断面尺寸需要考虑运输、通风、行人等综合因素确定。就本矿井而言，巷道断面尺寸除满足运输、行人等要求外，主要取决于通风需要。1、大巷大巷均为煤巷，采用矩形断面，以W钢带锚杆网锚索喷浆联合支护为主，局部破碎地段增加锚索或金属棚。9+10号煤需要整巷的大巷，有限采用锚喷支护，如围岩破碎可调整为荒料石砌碹支护。2、回采巷道回采巷道以煤巷为主，采用矩形断面，采用W钢带锚杆网锚索联合支护，局部破碎地段缩小锚杆间排距。3、采区其它巷道主要硐室采用锚喷支护，其中大硐室增加锚索。主要巷道断面特征详见表4-3-1。巷道断面尺寸及支护形式详见巷道断面图所示。主要巷道断面特征表表4-3-1序号巷道名称断面形状净断面（m2）掘进断面(m2)支护方式支护厚度(mm)铺底厚度(mm)一2号煤回风暗斜井半圆拱9.149.98锚喷100二9+10号煤1胶带大巷矩形9.110W钢带、锚索、锚网喷浆1002轨道大巷矩形9.8810.8W钢带、锚索、锚网喷浆1003回风大巷矩形11.4412.42W钢带、锚索、锚网喷浆1004运输顺槽矩形9.1210W钢带、全锚索、锚网5回风顺槽矩形8.49.25W钢带、全锚索、锚网6开切眼矩形11.9613单体柱、木梁二、巷道掘进进度指标掘进进度指标以满足回采工作面正常生产接替为前提，86 参照本矿以往掘进经验和邻近同类矿井掘进进度对本矿掘进进度指标确定如下：岩巷：80m/月煤巷（炮掘）：200m/月煤巷（综掘）：300m/月硐室：400m3/月三、掘进工作面个数及装备根据回采工作面推进度及各类巷道掘进进度，本着以保证矿井正常生产时合理的采掘关系为前提，结合2010年版新的煤矿安全规程要求“一个采区内同一煤层的一翼最多只能布置1个回采工作面和2个掘进工作面同时作业。综掘工作面主要设备有：EBJ-120TP型综掘机、SSJ800/2×40型可伸缩胶带输送机、ZMS30型手持式帮锚杆气动钻机、MQT-120型锚杆钻机、DSF-5.6/2×11型对旋式局部扇风机等掘进设备。掘进工作面主要设备配备表4-3-2。四、矿井生产时采掘比例关系，掘进率和矸石率预计矿井正常生产时布置1个回采工作面，2个掘进工作面，采掘比为1：2。井下矸石主要是巷道局部起底、工作面风桥、局部整巷的矸石，根据井下巷道掘进年进度，预计井下矸石量为5kt/a。五、移交生产时的井巷总工程量矿井移交生产时的井巷总工程量5927m，其中岩巷387m，占总工程量的7%；煤巷5540m，占总工程量的93%。总掘进体积为82824m3，其中新增硐室体积为5218m3。万吨掘进率为65.86m。井巷工程量见表4-2-3。表表4-3-2掘进工作面主要设备配备表序号设备名称设备型号功率（kW）单位数量备注使用备用合计1掘进机EBJ-120TP175台222刮板输送机SGB-620/4040台333掘进伸缩带式输送机SSJ800/2×402×40台334调度绞车JD-2525台4155局部扇风机（综掘）DSF-5.6/2×112×11台4266局部扇风机（炮掘）FBD-2×7.52×5.5台42686 7手持式帮锚杆气动钻机ZMS30台84128小水泵WQ20-152.2台449探水钻ZLJ—25020台2210锚杆钻机MQT-120台8412井巷工程量汇总表表4-3-3序号项目名称长度（m）掘进体积（m3）备注煤巷岩或半煤岩巷计井巷硐室计一2号煤暗斜井38738749174917二9+10号煤39586478470924018511101大巷2165216525085250852顺槽及开切眼1679260916628166283井底车场及硐室5454743401847614起底或刷大37763776三合计554038759277760652188282486 第七章井下运输第一节运输方式的选择一、运输方式的选择（一）主运输根据矿井规模、井筒提升方式、井田开拓部署和目前国内井下煤炭运输技术装备发展情况，结合本矿井采掘机械化装备水平较高、煤炭运量大且集中，开拓大巷基本沿煤层布置的特点，经比较设计确定大巷煤炭运输采用胶带输送机较为合理，其理由如下：1、矿井未开采区域新设计开拓巷道呈直线型布置，移交采区布置在9+10号煤三采区，移交回采工作面给煤点距离主斜井井底1215m，主运输采用胶带输送机运输，不但可以充分发挥其效能，而且对矿井早达产和稳产都非常有利。2、胶带运输具有运输能力、增产潜力大，与回采工作面运输顺槽胶带输送机直接搭接形成连续运输系统，运输效率高、操作简单、管理方便，容易实现集中控制，且胶带输送机对煤层坡度起伏变化性的适应性强，对简化矿井生产环节、提高劳动生产率都极为有利。4、胶带运输与轨道运输相比具有运输环节少、自动化程度高、占用人员少、维护工作量小、主辅运输互不干扰等优点；据统计胶带运输的事故率仅是矿车运输的7.2%左右，其事故率低，安全性好。考虑目前本矿井下大巷主运输采用胶带输送机，且已经运行多年，因此设计仍利用现有大巷主运输系统，对现有运输设备能力进行校核。（二）辅助运输1、材料设备的运输由于本矿井下巷道均沿煤层布置，矿井矸石量较少，除风桥和局部起底工程掘进矸石由副斜井提升出井外，其它掘进工作面的掘进煤全部进入煤流系统，新设计大巷和整巷主要采用锚杆网锚索支护，支护材料消耗量较少，因此井下辅助运输主要是日常生产所需材料设备的运输。鉴于本矿井辅助运输量不大，且大巷均沿煤层呈直线型布置，设计大巷辅助运输采用SQ－20/22型连续牵引绞车运输，局部短距离采用JD-25型调度绞车运输。2、人员的运送86 考虑本矿井属中型矿井，井下大巷均沿煤层布置，9+10号煤三采区后期在东胶带大巷安装猴车运送人员。二、主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号矿井主要运输巷道为胶带大巷和轨道大巷。新设计胶带大巷和轨道大巷均沿煤层布置，采用矩形断面、W钢带锚杆网锚索喷浆联合支护，胶带大巷按铺设胶带输送机、轨道大巷按铺设单轨运行1.0t系列矿车设计，同时考虑了矿井的通风要求。9+10号煤胶带大巷净宽3.5m，净高均为2.6m，净断面均为9.1m2；轨道大巷净宽3.8m，净高均为2.6m，净断面均为9.88m2；回风大巷净宽4.4m，净高均为2.6m，净断面均为11.44m2。轨道大巷铺设单轨，轨距为600mm，轨型为30kg/m。9+10号煤大巷均沿9号煤层顶板布置，煤层厚度小于巷道高度时起底掘进，巷道坡度在3°~8°之间。第二节矿车一、矿车选型根据井田开拓部署，结合矿井目前井下运输的实际情况，为减少整合投资，矿井移交生产时，回采工作面煤炭经工作面刮板输送机、桥式转载机、运输顺槽胶带输送机、胶带大巷和集中胶带大巷胶带输送机运至大巷煤仓，经仓下给煤机将煤炭转载到集中胶带大巷胶带输送机与主斜井大倾角胶带输送机搭接运行。回采工作面材料设备用矿车运输，综掘和炮掘工作面掘进煤通过胶带输送机直接进入胶带大巷胶带输送机。矿井生产过程中的风桥、整巷等工程产生的矸石在施工地点装入1t矿车，经轨道大巷绞车运输至副斜井井底车场，最终由副斜井绞车提升至地面，进入地面排矸系统，由铲车装运到载重汽车集中排放。小型材料、设备等采用1t材料车运输，大型材料设备采用3t平板车运输，综采支架等大型设备采用15t重型平板车运输。各类矿车规格特征详见表3-2-1。86 各类矿车规格特征表表3-2-1名称型号容积（m3)载重量（t）轨距（mm）轴距（mm）外形尺寸（mm）(长×宽×高)自重（kg）备注名义最大1.0t固定箱式矿车MGC1.1-61.01.06005502000×880×1150592原有1t材料车MC1-6B126005502000×880×1150515原有3t平板车MPC3-635.560011002400×1050×415320原有15t平板车MPC15-6151760011002500×1500×3401030新增矿井达产时各类矿车数量表表3-2-2矿车名称矿车型号矿车数（辆）备注使用备用合计1.0t固定箱式矿车MGC1.1-665570原有1t材料车MC1-6B15520原有3t平板车MPC3-6601575新增25辆15t平板车MPC15-68210新增二、各类矿车的数量矿车的数量，以矿井达到设计生产能力时井上下用车地点的车数按排列法计算。其中1t系列矿车、3t平板车均利用原有车辆，并补充25辆3t平板车，新增15t重型平板车10辆。计算结果详见矿井达产时各类矿车数量表3-2-2。86 第八章矿井提升矿井以两个水平开采，移交生产时的主运输大巷为辅助水平胶带大巷和主水平胶带大巷，现就这两条巷道运输设备选型如下。一、井下煤炭运输设备（一）9+10号煤集中皮带大巷头部皮带1、胶带输送机验算依据输送物料名称：原煤物料粒度：0～300mm物料密度：ρ=0.9～1.0t/m3运量：Q=200t/h工作制度：330d，16h巷道长：200m平均倾角：0°2、胶带输送机主要技术参数胶带机型号：DSJ1000带宽：B=1000mm带速：υ=1.6m/s机长：L=200m胶带：PVC整芯带1000S(阻燃抗静电)皮带机布置示意图见下。3、胶带输送机验算（1）断面输送能力t/h式中：S—胶带上物料横截面积，S＝0.129m2；υ—带速，V＝1.6m/s；86 k—输送机倾角系数，k＝1；—物料松散密度，＝0.9t/m3。Qmax>Q,装料断面输送能力满足要求。（2）确定最小张力重载段允许最小张力Szmin≥a0(qG+qB)g/8(h/a)max=8170N空载段允许最小张力Skmin≥auqBg/8(h/a)max=7652N式中：a0——上托辊间距1.2mau——下托辊间距3.0mqG——物料每米重量34.72mqB——胶带每米重量19m(h/a)max——胶带允许最大垂度取(h/a)max=0.01取最小张力S1=30000N（3）运行阻力空载运行阻力：W空=fLg(qBcosβ+qru)-LqBgsinβ=1535N重载运行阻力：W重=fLg[qro+(qB+qG)cosβ]+L(qB+qG)gsinβ=4157N式中：qro——上辊转动部分质量，qr0=15.1kg/mqru——下辊转动部分质量，qru=5.27kg/m（4）用逐点张力法计算各点张力S1=30000NS2=31600NS3=32000NS4=33535NS5=33935NS6=34135N86 S7=34735NS8=39937N（5）验算电动机功率满载运行圆周力为：Fu=S8-S1=9937N计算轴功率：N0＝Fuυ/1000=9937×1.6÷1000=16kW；电动机所需功率：N＝1.4N0=1.4×16=22.4kW＜30Kw；故现有电动机能满足要求。（6）胶带安全系数稳定工况下胶带最大张力：Smax=S8=39937N胶带安全系数：m=δ·B/Smax=630×1000/39937=15.8>8，符合要求。（7）防滑验算S0eμα1=30000×3.4=85500＞S8，满足防滑要求。式中：μ—驱动滚筒与胶带间摩擦系数取μ=0.30α1—围包角α=200°得：eμα1=2.85；故现有皮带机能满足0.9Mt/a的提升任务。（二）9+10号煤集中皮带大巷二部皮带1、胶带输送机验算依据输送物料名称：原煤物料粒度：0～300mm物料密度：ρ=0.9～1.0t/m3运量：Q=200t/h工作制度：330d，16h巷道长：430m平均倾角：0°2、胶带输送机主要技术参数胶带机型号：DSJ1000带宽：B=1000mm带速：υ=1.6m/s86 机长：L=430m胶带：PVC整芯带1000S(阻燃抗静电)皮带机布置示意图见下。3、胶带输送机验算（1）断面输送能力t/h式中：S—胶带上物料横截面积，S＝0.129m2；υ—带速，V＝1.6m/s；k—输送机倾角系数，k＝1；—物料松散密度，＝0.9t/m3。Qmax>Q,装料断面输送能力满足要求（2）确定最小张力重载段允许最小张力Szmin≥a0(qG+qB)g/8(h/a)max=8170N空载段允许最小张力Skmin≥auqBg/8(h/a)max=7652N式中：a0——上托辊间距1.2mau——下托辊间距3.0mqG——物料每米重量34.72mqB——胶带每米重量20.8m(h/a)max——胶带允许最大垂度取(h/a)max=0.01取最小张力S1=30000N（3）运行阻力空载运行阻力：W空=fLg(qBcosβ+qru)-LqBgsinβ=3300N86 重载运行阻力：W重=fLg[qro+(qB+qG)cosβ]+L(qB+qG)gsinβ=8937N式中：qro——上辊转动部分质量，qr0=15.1kg/mqru——下辊转动部分质量，qru=5.27kg/m（4）用逐点张力法计算各点张力S1=30000NS2=31600NS3=32000NS4=35300NS5=35700NS6=35900NS7=36500NS8=46482N（5）验算电动机功率满载运行圆周力为：Fu=S8-S1=16482N计算轴功率：N0＝Fuυ/1000=16482×1.6÷1000=26.4kW；电动机所需功率：N＝1.4N0=1.4×26.4=37kW＜30+37Kw；故现有电动机能满足要求。（6）胶带安全系数稳定工况下胶带最大张力：Smax=S8=46482N胶带安全系数：m=δ·B/Smax=630×1000/46482=13.55>8，符合要求。（7）防滑验算S0eμα1=30000×2.85=85500＞S8，满足防滑要求。式中：μ—驱动滚筒与胶带间摩擦系数取μ=0.30α1—围包角α=200°得：eμα1=2.85；故现有皮带机能满足0.9Mt/a的提升任务。（三）9+10号煤北皮带大巷皮带86 1、胶带输送机选型依据输送物料名称：原煤物料粒度：0～300mm物料密度：ρ=0.9～1.0t/m3运量：Q=350t/h工作制度：330d，16h巷道长：860m平均倾角：0°2、初定胶带输送机主要技术参数胶带机型号：DTⅡ-800带宽：B=800mm带速：υ=2.5m/s机长：L=860m胶带：PVC整芯带1000S(阻燃抗静电)皮带机布置示意图见下。3、胶带输送机简要计算（1）装料断面输送能力Qmax==618t/h。式中S—胶带上物料横截面积，S＝0.0763m2；υ—带速，V=2.5m/s；k—输送机倾角系数，k＝1；—物料松散密度，＝0.9t/m3。Qmax>Q,装料断面输送能力满足要求。（2）根据最小悬垂要求确定最小张力①重载段允许最小张力Szmin≥a0(qG+qB)g/8(h/a)max=6784N86 ②空载段允许最小张力Skmin≥auqBg/8(h/a)max=2649N式中：a0——上托辊间距1.2mau——下托辊间距3.0mqG——物料每米重量38.9kg/mqB——胶带每米重量7.2kg/m(h/a)max——胶带允许最大垂度取(h/a)max=0.01取最小张力S1=25000N（3）运行阻力空段运行阻力：W空=fLg(qBcosβ+qru)-LqBgsinβ=2562N重段运行阻力：W重=fLg[qro+(qB+qG)cosβ]+L(qB+qG)gsinβ=13890N式中：qro——上辊转动部分质量qr0=8.83kg/mqru——下辊转动部分质量qr0=2.93kg/m（4）用逐点张力法计算各点张力取：S1=25000NS2=26600NS3=27000NS4=29562NS5=29962NS6=30162NS7=30762NS8=45574N（5）主要部件选型电动机选型满载运行圆周力为：Fu=S8-S1=20574N计算轴功率：N0＝10-3Fuυ=10-3×20574×2.5=51.4kW；86 电动机所需功率：N＝1.4N0=1.4×51.4=72kW；选YBS-75型防爆电机1台，75kW，1140V，1480r/min。减速器选型选驱动滚筒D＝φ630mm。计算减速器速比为i＝n1πD/60υ＝19.5根据所选电机和计算减速器速比选减速器ZLY400-20一台，额定功率160kW。制动器选型计算高速端制动力矩MT＝1.98kN·m。选YWZ5—500/201型液压推杆制动器1台，额定制动力矩2～3.6kN·m。胶带机拉紧装置选型胶带机采用机头液压自动张紧方式。张紧力S′=2S7=61524N拉紧行程Lｚ≥(ε0+ε1)L+ln=17.75m，取Lｚ=22m故设计选用ZYJ-250/16.5D-22/100液压自动张紧装置一套。（6）胶带安全系数稳定工况下胶带最大张力：Smax=S8=45574N胶带安全系数：m=δ·B/Smax=1000×800/45574=17.55>15，符合要求。（7）防滑验算第一驱动滚筒：S1eμα1=25000×2.85=71250＞S8，满足防滑要求。式中：μ—驱动滚筒与胶带间摩擦系数取μ=0.30α1—围包角α=200°得：eμα2=2.85；故现有皮带机能满足0.9Mt/a的提升任务。（四）9+10号煤东皮带大巷皮带1、胶带输送机选型依据输送物料名称：原煤物料粒度：0～300mm物料密度：ρ=0.9～1.0t/m386 运量：Q=350t/h工作制度：330d，16h巷道长：400m平均倾角：5°2、初定胶带输送机主要技术参数胶带机型号：DTⅡ-800带宽：B=800mm带速：υ=2.5m/s机长：L=400m胶带：PVC整芯带1400S(阻燃抗静电)皮带机布置示意图见下。3、胶带输送机简要计算（1）装料断面输送能力Qmax==609t/h。式中S—胶带上物料横截面积，S＝0.0763m2；υ—带速，V=2.5m/s；k—输送机倾角系数，k＝0.985；—物料松散密度，＝0.9t/m3。Qmax>Q,装料断面输送能力满足要求。（2）根据最小悬垂要求确定最小张力①重载段允许最小张力Szmin≥a0(qG+qB)g/8(h/a)max=6784N②空载段允许最小张力Skmin≥auqBg/8(h/a)max=2649N式中：a0——上托辊间距1.2m86 au——下托辊间距3.0mqG——物料每米重量38.9kg/mqB——胶带每米重量7.2kg/m(h/a)max——我胶带允许最大垂度取(h/a)max=0.01取最小张力S4=25000N（3）运行阻力空段运行阻力：W空=fLg(qBcosβ+qru)-LqBgsinβ=-2547N重段运行阻力：W重=fLg[qro+(qB+qG)cosβ]+L(qB+qG)gsinβ=44424N式中：qro——上辊转动部分质量qr0=8.83kg/mqru——下辊转动部分质量qr0=2.93kg/m（4）用逐点张力法计算各点张力S4=25000NS3=27547NS2=27147NS1=25547NS5=25400NS6=25600NS7=26200NS8=71546N（5）主要部件选型电动机选型满载运行圆周力为：Fu=S8-S1=45999N计算轴功率：N0＝10-3Fuυ=10-3×45999×2.5=115kW；电动机所需功率：N＝1.4N0=1.4×115=161kW；选YBS-185型防爆电机1台，185kW，1140V，1480r/min。减速器选型86 选驱动滚筒D＝φ630mm。计算减速器速比为i＝n1πD/60υ＝19.5根据所选电机和计算减速器速比选ZLY450-20型减速器一台，额定功率315kW。逆止器、制动器选型传动轴上的制动力矩：MT=0.65D［qGH－（2qB+qRO+qRU）Lω－qG（L－Ln）ω］g=9887N·m选NJ(NYD)110型逆止器1台，承载能力：11000N·m。电动机轴上所需制动装置的力矩选YWZ5—315/50型液压推杆制动器1台，额定制动力矩400～630N·m。胶带机拉紧装置选型胶带机采用机头液压自动张紧方式。张紧力S′＝2S7＝52400N拉紧行程Lｚ≥(ε0+ε1)L+ln=16.8m，取Lｚ=25m故设计选用ZYJ-250/16.5D-25/100液压自动张紧装置一套。（6）胶带安全系数稳定工况下胶带最大张力：Smax=S8=71546N胶带安全系数：m=δ·B/Smax=1400×800/71546=15.65＞15，符合要求。（7）防滑验算S1eμα1=25000×3.4=71250＞S8，满足防滑要求。式中：μ—驱动滚筒与胶带间摩擦系数取μ=0.30α1—围包角α=200°得：eμα2=2.85；故现有皮带机能满足0.9Mt/a的提升任务。二、井下辅助运输设备（一）9+10号煤集中轨道大巷辅助运输86 1、设计依据（1）运输巷道全长约560m，安装一部无极绳连续牵引车，巷道近似水平；（2）最大单件运输重量（含平板车）10.08t；（3）承重车底端距轨面最小距离为65mm；（4）轨距600mm，轨型30kg/m。2、初选无极绳连续牵引绞车轨道巷内无级绳连续牵引绞车担负矿井全部设备、矸石和材料的运输任务，对矿井的高产高效起很大作用，故设计选用技术先进、适应性强、可靠性高、系统布置灵活、安装简单的SQ－20/22型无极变速无级绳连续牵引绞车。SQ－20型无级绳连续牵引绞车主要技术参数表型号SQ—20/22绞车电机功率22kW（防爆）最大牵引力20kN钢丝绳16NAT6×19FC1470S公称绳速0.85m/s梭车容绳量：600～1000m重量：Q梭=2.0t轨距600mm轨型30kg/m3、初选钢丝绳初选16NAT6×19+FC1470SGB/T8918型钢丝绳，每米钢丝绳重：qR=0.92Kg/m，破断力为：QZ=150kN4、简要计算（1）无级绳连续牵引车布置示意图如下：（2）各张力点计算86 取最小张力点张力：S1=5000N（按最不利情况运输液压支架计算）；空段运行阻力：W空=qRL(f2cosα-sinα)g=0.92×560×（0.25cos0°-sin0°）×9.81=1264N重段运行阻力：W重＝［（Q梭+Q）(sinα+f1cosα)+qRL(sinα+f2cosα)］g＝［（2000+10800）(sin0°+0.015cos0°)+0.92×560×（sin0°+0.25cos0°）］×9.81＝3147N式中：f1——矿车与轨道的摩擦系数f2——钢丝绳与滚筒的摩擦系数L——牵引距离S2=6264NS3=6289NS4=9436N（3）技术参数校验最大紧张力校验Smax＝S4＝9.44kN＜FZ＝20kN（绞车最大牵引力）钢丝绳安全系数校验《煤矿安全规程》规定最小安全系数［m］=5－0.001L=4.4,取［m］=4.4，m=Qs′/Smax=16>［m］=4.4,满足《煤矿安全规程》第四百条规定。电动机功率校验N=K（S4-S1）υ/η＝1.4×（9344-5000）×0.85/0.95/1000＝5.45kW<22kW(配套电机功率)所选电机合适防滑校验KS4/S1＝1.2×9344/5000＝2.24［m］=3.9,满足《煤矿安全规程》第四百条规定。电动机功率校验N＝K（S4-S1）υ/η86 ＝1.4×（11878-5000）×0.85/0.95/1000＝8.54kW<22kW(配套电机功率)故所选电机合适。防滑校验KS4/S1＝1.2×11878/5000＝2.85［m］=3.5,满足《煤矿安全规程》第四百条规定。电动机功率校验N=K（S4-S1）υ/η＝1.4×（14139-5000）×0.85/0.95/1000＝11.5kW<22kW(配套电机功率)所选电机合适防滑校验KS4/S1＝1.2×14139/5000＝2.8380%6008002000FBD-2×7.52×7.5700~3600190~2502900>80%5006001000Q掘=Q局部通风机×Ii+60×0.25S式中：Q局部通风机——掘进工作面局部通风机额定风量，综掘利用现有的DSF-5.6/2×11型对旋式局部通风机，取380m3/min；Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数；S——掘进工作面净断面，顺槽S=9.2m2、大巷S=12m2。综掘按局部通风机吸风量计算的掘进风量为：Q综掘=380+60×0.25×9.2=518m3/min。则∑Q掘=2×518=1036m3/min。⑤按风速进行验算按照《煤矿安全规程》规定，煤巷、半煤岩巷掘进工作面风速应满足：15×Sj≤Q掘头≤240×Sj式中：Sj——掘进工作面巷道过风断面，m2，顺槽S=9.2m2、大巷S=12m2。Q掘头——掘进头的实际风量，顺槽综掘工作面局部通风机按380m3/min的吸风量、大巷炮掘工作面局部通风机按250m3/min的吸风量计算到工作面的风量为：综掘：380（1－198×0.1%）=305m3/min；则顺槽综掘工作面风速验算为：15×9.2=138≤305≤240×9.2=2208因此，所选局部通风机是合理的，按局部通风机实际吸风量计算掘进风量也是合理的。（3）硐室实际需要风量计算86 每个采区变电所风量取100m3/min，则硐室风量为∑Q硐=3×100=300m3/min。（4）其它巷道需要风量计算根据采区巷道布置形式，矿井其它巷道（即一个备用回采工作面和局部风桥起底工程的备用风量）用风量为∑Q其它=400+430=830m3/min。（5）矿井总风量计算Q总=（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它）·K矿通=(900+1036+300+830）×1.2=3066m3/min。Q总取4000m3/min。（二）风量分配将矿井总进风量分配到井下各用风地点，具体配风详见表5-2-2。矿井风量分配表表5-2-2顺序用风地点数量（个）单位配量总配风量m3/minm3/sm3/minm3/s1回采工作面11080181080182综掘工作面26601113202234硐室（采区变电所）3120236064其它（含备用回采工作面和局部风桥等工程用风）126021①备用回采工作面17201272012②局部风桥等工程用风154095409总计9402085（三）矿井通风阻力计算经分析比较，矿井容易时期通风阻力为前期9+10号煤三采区9315工作面，矿井困难时期通风阻力为后期9+10号煤三采区9303工作面。矿井通风阻力采用下式计算：h=∑（α×L×P×Q2）÷S3+h局+h自式中：h——矿井通风阻力，Pa；h摩——矿井摩擦阻力，Pa；α——井巷摩擦阻力系数，N·s2/m4L——井巷长度，m；P——井巷净断面周长，m；S——井巷净断面面积，m2；86 Q——通过井巷的风量，m3/s；h局——局部阻力，h局=15%h摩,Pa；h自——自然风压。根据规范,井深400m以下可不计自然风压；本矿井井深为150m，因此不计算自然风压。1、通风阻力（1）摩擦阻力容易时期：h易摩=1558.77Pa困难时期：h困摩=2225.98Pa（2）局部阻力容易时期：h易局=15%h易摩=234.23Pa困难时期：h困局=15%h困摩=334.02Pa因此，矿井容易时期通风阻力h易=h易摩+h易局=1558.77+234.23=1793Pa。矿井困难时期通风阻力h困=h困摩+h困局=2225.98+334.02=2560Pa。通风阻力计算详见表5-2-3及表5-2-4。通风容易时期阻力计算表表5-2-3序号井巷支架α×104PLSQHV名称性质N.s2/m4(m)(m)(m2)(m3/s)(Pa)(m/s)1副斜井锚喷1211.23837.850265.756.412井底车场锚喷1213.66011.55015.774.352集中轨道大巷锚喷1212.85308.945229.165.064北轨道大巷锚喷1212.83508.92754.483.035东轨道大巷锚喷1212.86308.929113.133.266运输顺槽锚杆网1512.47708.21882.482.207回采工作面液压支架506.51506.81849.232.658回风顺槽锚杆网1310.87707.61878.202.379东回风大巷锚喷121441010.33889.203.6910北回风大巷锚喷121432510.352132.415.0511回风暗斜井锚喷1211.42158.252141.366.3412回风大巷锚喷1212.82358.94080.294.49131#回风斜井砌碹89.12805.240227.317.69　计　　　　　　1558.77　附加风阻15%　　　　　234.23　　合计　　　　　　1793　86 通风困难时期阻力计算表表5-2-4序号井巷支架α×104PLSQHV名称性质Kg/s2/m4(m)(m)(m2)(m3/s)(Pa)(m/s)1副斜井锚喷1211.23837.850265.756.412井底车场锚喷1213.66011.55015.774.352集中轨道大巷锚喷1212.85308.945229.165.064北轨道大巷锚喷1212.83508.93171.823.485北轨道大巷锚喷1212.815608.925208.192.816北轨道大巷锚喷1212.81608.9146.701.577运输顺槽锚杆网1512.418508.218198.162.208回采工作面液压支架506.51506.81849.232.659回风顺槽锚杆网1310.818507.618187.882.3710北回风大巷锚喷1214151010.342401.334.0811北回风大巷锚喷121432510.353137.555.1512回风暗斜井锚喷1211.42158.253146.856.4613回风大巷锚喷1212.82358.94080.294.4914　1#回风斜井砌碹89.12805.240227.317.69计2225.98　附加风阻15%334.02　合计2560（四）矿井等积孔采用下式计算Q=1.19Q/h1/2式中：A——等积孔，m2；Q——风量，m3/s；h——风压，Pa。1、通风容易时期等积孔通风容易时期等积孔为：A1=1.19×85÷17931/2=2.39m2。2、通风困难时期等积孔通风困难时期等积孔为：A2=1.19×85÷25601/2=1.99m2。可见，矿井前期均为小阻力矿井，矿井通风难易程度评价为容易；后期通风阻力等级均为中阻力矿井，通风难易程度评价为中等。四、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施（一）矿井通风主要设施86 1、主要进、回风巷道之间的联络巷中设置双道双向风门，以避免风流短路，并最大可能地减少漏风。2、在进、回风巷道平交处设置风桥。3、在独立通风硐室的回风巷道中和进回风巷道尽头的联络巷中，设置调节风门，以控制通风风量。4、为保证矿井各用风地点，特别是回采、掘进工作面的风量，矿方应配备技术力量强的通风管理人员加强通风管理，根据采掘工作面位置及时调整风量，以确保各用风地点的实际需要风量。5、在主要风巷中，要建立相应的测风站，以便正确测定各用风地点的风量。（二）防止漏风和降低风阻的措施1、回风斜井风硐、风道等地面建筑需严实，并应经常检修维护，以防漏风。2、各进、回风联络巷中的风门、风帘、调节风门及风桥等通风设施要经常维护，保持完好，经常检查风门的关闭情况。3、为减少局部阻力，应尽量采用光爆锚喷支护技术，巷道应尽量平直，尽量避免急转弯，弯道处尽量采用平缓曲线过渡；主要进、回风巷道中不要长期堆放物料和存放矿车。第二节安全生产技术措施一、预防瓦斯和煤尘爆炸的措施（一）瓦斯事故预防及措施1、通风系统方面本矿井采用中央分列式通风系统，该通风系统可靠、能力富裕。资源整合后利用矿井利用原张家沟两个斜井并联作为回风井，地面安装2台对旋式通风机，该主要通风机供风量能够满足矿井需风量；主要通风机采用双回路供电，确保了运行的可靠性。矿井供风量不仅能够满足生产需要，而且能够将风排瓦斯浓度降至规程规定值以下。2、井下巷道系统方面各水平分别布置运输和回风大巷，其中9+10号煤设置专用回风大巷，井下巷道系统能够保证通风系统的稳定可靠。3、掘进工作面通风设施86 掘进工作面全部装备“双风机、双电源”，采用“三专”供电系统，并装设有风电瓦斯闭锁装置，确保了掘进工作面供风的稳定性。4、设立完善的监测监控系统利用矿井现有的KJ78A型安全监测监控系统，采取集中监控与个体检测相结合的措施防止瓦斯超限，通过井下分站和瓦斯等传感器组成监控网络系统，井下监控地点发生瓦斯超限时能够及时报警，并切断电源。矿井配备GJ-10A型甲烷检测仪、JCB-C58A型和JCB-2A型甲烷报警仪。（二）煤尘事故预防及措施根据测试报告，9+10号煤层均无煤尘爆炸危险性，设计主要采取如下措施。1、防尘设施采掘工作面均安设隔爆水袋棚。地面设有消防水池，总容积200m3，井下设置有完善的防尘供水管路系统。一般巷道洒水管路每100m设置支管和手动阀门，胶带运输巷每50m设置支管和手动阀门。2、综合防尘措施（1）9+10号煤层均采用深孔长壁注水，进回风巷安设净化水幕、转载点及卸载点设有喷雾洒水装置。（2）掘进工作面采用湿式钻眼、定期冲洗井巷煤壁、爆破时配水炮泥封孔、爆破后喷雾降尘、出煤时洒水等综合防尘措施。（3）采煤机和综掘机均安装有效的内外喷雾装置，杜绝了干式作业。煤仓、输送机和其它煤炭转载地点敷设防尘供水管路，并安设支管和阀门，配备喷雾洒水装置，并保持喷雾洒水系统的完好性。（4）及时清理巷道中的浮煤、清扫或冲洗沉积煤尘，定期用石灰水对主要大巷进行刷浆。3、合理配风、防止煤尘飞扬设计对各采掘作业地点进行了合理配风，所配风量不致使巷道风速超限，可以最大限度的降低煤尘飞扬。二、井下火灾事故预防及措施根据测试报告预测，本矿井9+10号煤层为不易自燃煤层，为提高矿井抗灾能力，设计对外因火灾采取相应的预防措施。1、井下巷道全部采用锚杆网锚索等不燃性材料联合支护，86 井下电气设备全部选择有“MA”标志的隔爆型电器设备。2、机电硐室和胶带输送机机头硐室全部采用不燃性材料支护，机电硐室设置有防火门。3、在副斜井井底设置有消防材料库，配置足够的消防器材，供灭火之用。井下敷设完备的洒水管路系统，能够为灭火提供可靠的水源。4、及时清理废弃的可燃物，井下使用的棉纱头、布块、各类油料以及巷道内的废坑木及时清理出井。5、雷管、炸药材料的运输和保管应严格执行《煤矿安全规程》的有关规定。6、加强用电管理，杜绝“三无失爆”，井下所有电气设备的选择、安装与使用应严格遵守有关规定，并应正确使用各类安全保护装置，防止电流过负荷而引发火灾。三、水灾事故预防及措施1、在副斜井井底重新布置有水仓、中央水泵房及排水设备，水仓容量473m3，矿井按照正常涌水量为15m3/h进行水泵和水仓设计，水仓能够容纳8小时的正常涌水量。现有水泵和排水管路能够满足排水需要。2、坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则。设计利用现有的ZLJ-250型探水钻，在采掘作业过程中对上方采空区积水超前进行探放。3、矿井配置专业技术人员对井下隐伏导水构造、采空区等进行探测，不得随意缩小保护煤柱，防各类突水事故的发生。4、对矿井勘探过程中的钻孔在开采前及时封闭。矿井在建设和生产过程中要应严格执行上述各类灾害的预防措施，其它未尽事宜按《煤矿安全规程》的有关规定执行。四、顶、底板管理措施1、加强采掘工作面顶板支护9+10号煤回采工作面采用支撑掩护式液压支架支护顶板，大巷采用W钢带锚杆网加锚索喷浆联合支护，顺槽采用W钢带锚杆网锚索联合支护，遇顶板破碎地段缩小锚杆间排距、加长锚索等措施加强支护。对于局部破碎地段采用马丽散加固围岩。2、加强支护强度的检测回采工作面设置压力检测仪。掘进工作面配备MLJ-120型锚杆拉力计、YCD-180型锚索拉力计和扭矩扳手，86 经常进行拉力和扭距测试、锚索要经常进行拉力测试，测试不合格的要重新补打。井下使用的单体柱应定期上井检修。所有单体柱下井前均进行严格的压力测试，测试合格后方可下井。3、为防止巷道底板遇水底鼓，大巷水沟用混凝土浇注，并用水泥盖板封闭；对底鼓地段底板打底锚杆，用树脂药卷全长锚固。矿井在建设和生产过程中要应严格执行上述各类灾害的预防措施，其它未尽事宜按《煤矿安全规程》的有关规定执行。五、矿井安全出口矿井主斜井、副斜井、1#回风斜井和2#回风斜井均设有行人台阶和扶手，四个井筒均作为矿井的安全出口。六、自救器及安检仪器配备1、自救器配备：为了保证职工的生命安全，预防井下突发性灾害事故的发生，所下井人员一律配带自救器，以实现自我保护，减轻灾害事故的危害性。设计按矿井达产时井下工人在籍人数每人一台、管理人员两人一台进行配备，并考虑5％的备用量，鉴于本矿属低瓦斯矿井，矿井需配备自救器510台，设计仍利用现有的ZH-30型化学氧自救器320台，再增加190台。2、安检仪器配备：根据《矿井通风安全装备标准》，为保证安全生产，设计矿井配备了便携式瓦检仪，并建立了完善的安全监测系统及必要的安检仪器。对采用锚杆、锚索支护的掘进巷道配备MLJ-120型锚杆拉力计和YCD-180锚索拉力计，对锚杆、锚索的拉力进行检测。七、矿山救护本矿与临汾市矿山救护大队签定了救护协议，矿井发生灾害时由其负责救护。临汾矿山救护大队设在临汾市，某县设有其下属救护中队，救护中队距本矿井23km，路况良好，行车时间不超过30min，能保证矿井发生灾害后的及时救护。本矿井设有兼职矿山救护队，由符合矿山救护队员身体条件，经过救护技能培训，能够配用氧气呼吸器的矿山骨干工人、工程技术人员和管理人员兼职组成，兼职矿山救护队由两个救护小队组成，协助专业矿山救护队处理矿山事故。基本装备配备情况及指战员基本装备配备详见表5-3-2和5-3-1。兼职矿山救护队指战员个人基本装备配备标准表表9-1类别装备名称单位数量要求及说明个人防护氧气呼吸器台14h86 自救器台1压缩氧战斗服套1带反光标志胶靴双1毛巾条1安全帽顶1矿灯盏1双电源、便携检测仪器温度计支2装备工具手套套2布手套、线手套各一副灯带条2背包个1装战斗服联络绳根1长2米氧气呼吸器工具套1粉笔支2兼职矿山救护队基本装备配备标准表表9-2类别装备名称单位数量要求及说明通信器材灾区电话套1引路线m1000个人防护氧气呼吸器台4h氧气呼吸器1台/人台22h氧气呼吸器压缩氧自救器台20自动苏生器台2灭火装备干粉灭火器只20风障块2检测仪器呼吸器校验仪台2一氧化碳检定器台2瓦斯检定器台210%、100%各一台氧气检定器台1温度计支2装备工具采气样工具套1包括球胆4个防爆工具套1锤、钎、锹、镐等两用锹把2氧气充填泵台1氧气瓶个540L个204h个52h救生索条1长30米，抗拉强度3000kg担架副2保温毯条2棉织绝缘手套双1钢钉斧把2矿工斧把2刀锯把2起钉器把2装备工具手表块指挥员一块/人电工工具套186 药剂氢氧化钙t0.5第十章技术经济第一节劳动定员及劳动生产率一、生产作业班次某有限公司资源整合设计生产能力为900kt/a，年工作日为330天，设计日生产能力为2727t，井下职工采用“四·六制”作业方式、地面职工采用“三八”制作业方式。二、劳动定员数量与技能素质要求1、劳动定员矿井在籍总人数为695人。劳动定员见表18-1-1，原煤生产人员岗位配备明细见表18-1-2。注：（1）管理人员占原煤生产人员出勤人数的3%；（2）服务人员占原煤生产人员在籍人数的5%；（3）其他人员占原煤生产人员在籍人数的5%；劳动定员表表18—1—1序号工种出勤人员在籍系数在籍人数一班二班三班四班合计一原煤生产人员118147118844676351原煤生产工人11213711284445613其中井下848784843391.4475井上2850281061.31382管理人员610622122二服务人员10101030130三其它人员10101030130全矿合计52769586 2、技能素质要求（1）职工素质管理人员应达到大学专科以上文化程度，担任主要职务的人员应达到中级以上技术职称；执行管理层的人员，应达到中等专业以上文化程度，并要求具有一定的计算机操作应用知识。技术工人应达到高中以上文化程度，关键设备的操作工人应经过专业培训，达到技工水平。3、职工培训矿井各级人员上岗前都必须进行培训，经严格的专业考核合格后，发给资格证书，凭资格证书上岗工作。三、矿井全员效率矿井全员效率采用下式计算：矿井设计年原煤产量（t）矿井全员效率=———————————————————全部原煤生产人员出勤人数×设计年工作日（工日）=900000/467/330=5.84（t/工）则：矿井全员效率为5.84t/工。劳动定员岗位配备明细表表18.1-2单位：人序号类别出勤人员一班二班三班四班合计一原煤生产人员11814711884467（一）管理人员6106221矿机关262102区队管理人员444416（1）综采队1114队长1113技术员1186 （2）综掘一队1114队长1113技术员11（3）综掘二队1114队长1113技术员11（4）普掘队（2个组）1114队长1113技术员11(二)生产工人112137112844451井下工人84878484339（1）综采队1515151560工长11114采煤机司机22228支架工22226刮板输送机、转载机司机12115端头支护工3339带式输送机司机12115泵站司机11114清煤工2226记录员11114下料工33劳动定员岗位配备明细表表18.1-2单位：人序号类别出勤人员一班二班三班四班合计机电维护人员11115（2）综掘一队1214121250工长11114掘进机司机12115掘进工(锚杆安装)3339带式输送机司机12115刮板输送机司机1211586 机电维护人员13116下料工33清煤工3339记录员11114（3）综掘二队1214121250工长11114掘进机司机12115掘进工(锚杆安装)3339带式输送机司机12115刮板输送机司机12115机电维护人员13116下料工33清煤工3339记录员11114（4）普掘队（9+10号煤）2221222287①一组1112111145工长11114掘进工424414支护工3339带式输送机司机12115刮板输送机司机12115机电维护人员12115劳动定员岗位配备明细表表18.1-2单位：人序号类别出勤人员一班二班三班四班合计下料工33②二组119111142工长11114掘进工424414支护工3339带式输送机司机12115刮板输送机司机1211586 机电维护人员12115（5）准备队（拆除安装）1010101040（6）机电科222289+10号煤中央变电所111142号煤采区变电所11114（7）通风队666624瓦检工(兼通风设施检查)333312放炮工2226测风(兼测尘)11遥测工12115（7）运输队555520副井及运输暗斜井井底信号工22228绞车司机22228把钩工11114劳动定员岗位配备明细表表18.1-2单位：人序号类别出勤人员一班二班三班四班合计2地面工人285028106机电科厂房66618主提升司机2428副提升绞车司机2428信号工36312主要通风机风机司机电工2428压风机房司机、电工242886 锅炉房2428地面辅助运输人员48416井下水处理间人员1214地面变电所4841686 第五节矿井设计主要技术经济指标主要技术经济指标表表10-1序号指标名称单位指标备注1井田范围（1）走向长度km4.4（2）倾斜长度km3.74（3）井田面积km27.2652煤层（1）可采煤层数层3（2）可采煤层总厚度m7.52（3）首采煤层厚度m°2.44（4）煤层倾角度2-73资源/储量（1）保有地质资源/储量万吨3387（2）工业资源/储量万吨3387（3）设计可采储量万吨14534煤类（1）2号煤无烟煤（2）9+10号煤无烟煤5煤质（1）灰份（原煤）%17.92/22.542号/9+10号（2）硫份（原煤）%1.21/1.22号/9+10号（3）挥发份（原煤）%9.9/9.092号/9+10号（4）原煤发热量MJ/kg34.99/34.142号/9+10号6矿井设计生产能力（1）年生产能力kt900（2）日生产能力t27277矿服务年限（1）设计生产年限a11.5（2）其中：首采煤层a86 主要技术经济指标表续表10-2序号指标名称单位指标备注8矿井设计工作制度四六制（1）年工作天数d330（2）日工作班数班39井田开拓（1）开拓方式斜井（2）水平数目2（3）水平标高m+890/+860（4）大巷主运输方式胶带输送机（5）大巷辅助运输方式SQ-20/22连续牵引绞车10采区（1）回采工作面个数个1（2）掘进工作面个数个4（3）采煤方法综采（4）主要采煤设备①采煤机械型号/台MGY150/375-W，②工作面支架形式型号/架ZY2800/15/30/135③工作面运煤机械型号/台SGB-630/220/1④顺槽运输机械型号/台转载机：SZB-730/55/1皮带：DSJ—80/40/2*55/211矿井主要设备（1）主井提升设备带宽1.m、DTL100/10/2*132型大倾角胶带输送机（2）副井提升设备JK-2单滚筒绞车（3）主要通风设备FBCDZ-6-No19、2台（4）主排水设备80D-30×9、3台（5）压风设备LU250W-8.5，3台12地面运输（1）场外公路长度m（2）建设用地86 主要技术经济指标表续表10-3序号指标名称单位指标备注（3）用地总面积ha8.18其中①工业场地ha7.36②场外公路ha③矿井矸石堆放场地ha14地面新增建筑（1）工业建（构）筑物总面积m22398.4（2）行政公共建筑物总面积（含单宿）m2221015人员配置（1）在册员工总人数人695①其中生产员工人613②原煤人员人635（2）原煤生产率t/工5.8416项目投资（1）建设项目总资金万元23040.72（2）井巷工程万元7566.92（3）地面建筑工程万元2198.52（4）设备及工器具购置万元5178.88（5）安装工程万元3449.47（6）其它费用万元1921.41（7）基本预备费万元1422.06（8）静态投资合计万元21737.27（9）建设期贷款利息万元488.46（10）项目建设总造价万元22225.73（11）吨煤投资元/吨246.95（12）铺底流动资金万元814.99外委35KV供电线路工程分摊费用万元354.1686 主要技术经济指标表续表10-4序号指标名称单位指标备注17原煤成本与售价（1）原煤生产成本元/吨223.44（2）原煤平均售价元/吨42018项目建设期（1）建设工期a14.2（2）项目投产至达产时间a19财务评价主要指标（1）财务内部收益率％45.26（2）财务净现值万元40841.85（3）投资回收期a4.10（4）投资利润率％47.53（5）投资利税率％69.12（6）贷款偿还期（含建设期）a3.6386'