中国矿业大学采矿工程专业

古书院矿位于位于山西省东南部，沁水煤田的东南缘，面积15.1平方公里。主要开采3#煤层。3#煤层埋藏较浅，瓦斯含量低。各层煤自燃性不强，属于不易自燃煤层。本设计的对象是3#煤层。矿井工业储量15425.46万吨，可采储量148.3794万吨。矿井设计生产能力180万t/a。

3号层煤平均6.80米厚，倾角3到5度，距地面160米左右。采用斜井、集中大巷开拓方式。沿井田走向布置两条大巷，轨道大巷、运输大巷布置在煤层底板岩石中。矿井移交生产至达到设计能力时，共开凿3个井筒，即主、副斜井、回风立井。主斜井装皮带，副斜井铺轨道，工业广场位于井田中部。

本井田3号煤层划分为2个盘区，采用盘区式准备。设计采用走向长壁采煤法开采。回采工艺采用后退式、综合机械化放顶煤采煤法。作业制度为“三八制”，两班采煤、一班检修。工作面的设备有双端可调双滚筒采煤机、液压支架、可弯曲刮板运输机、破碎机、转载机等。采空区采用全部跨落法管理顶板。

矿井运输大巷采用皮带运输作为主运输，轨道大巷采用矿车作为辅助运输，通风方式为并列式通风。矿井总风量为88.58m3/s，主扇工作方式为机械抽出式，风机型号为：BDNo.24，n=740r/min。

关键字：斜井 盘区式 走向长壁采煤方法

i

目 录

第一章 井田概述和井田地质特征 ..................................................................................... 1 第一节 矿区概述 .............................................................................................................. 1 一、矿区地理位置 ........................................................................................................ 1 二、矿区地形地貌 ........................................................................................................ 1 三、矿区水文简况 ........................................................................................................ 1 四、矿区的气候 ............................................................................................................ 1 五、矿区的地震资料 .................................................................................................... 2 六、工农业生产建设概况 ............................................................................................ 2 七、矿区电力供应基本情况 ........................................................................................ 2 第二节 井田地质特征 ...................................................................................................... 2 一、井田勘探程度 ........................................................................................................ 2 二、矿区地质层位概况 ................................................................................................ 3 三、矿区井田构造 ........................................................................................................ 5 第三节 煤层的埋藏特征 .................................................................................................. 6 一、煤层性质 ................................................................................................................ 6 二、煤质 ........................................................................................................................ 7 三、煤层的赋存特征 .................................................................................................. 10 第二章 井田境界与储量 ................................................................................................... 12 第一节 井田境界 .......................................................................................................... 12 第二节 地质储量的计算 .............................................................................................. 12 第三节 可采储量计算 .................................................................................................. 12 第三章 矿井的工作制度、设计生产能力及服务年限 ................................................... 13 第一节 矿井的工作制度 ................................................................................................ 13 第二节 矿井生产能力及服务年限 ................................................................................ 13 第四章 井田开拓 ............................................................................................................... 14 第一节 井田开拓方案的确定 ........................................................................................ 14 第二节 井筒位置、形式、数目及矿井通风方式 ........................................................ 15 第三节 井筒装备及布置 ................................................................................................ 16 第四节 矿井通风方式的选择 ........................................................................................ 16 第五节 开采水平的布置 ................................................................................................ 17 第五章 准备方或—采（盘）区或带区巷道布置 ........................................................... 19 第一节 基本巷道的断面 ................................................................................................ 19 一、主井断面的布置 .................................................................................................. 19 二、副井断面布置 ...................................................................................................... 19 三、风井断面布置 ...................................................................................................... 19 四、回风大巷布置 ...................................................................................................... 19 五、运输大巷断面设计： .......................................................................................... 20 六、双轨轨道大巷的设计： ...................................................................................... 20

ii

七、工作面运输顺槽和工作面轨道顺槽的设计： .................................................. 20 第二节 井底车场形式 .................................................................................................... 20 一、井底车场空重车线长度的确定、列车运行及调车方式 .................................. 20 二、井底车场硐室名称及位置 .................................................................................. 21 三、井底车场主要巷道和硐室的支护方式和材料 .................................................. 21 第三节 主副井硐室布置 ................................................................................................ 21 第六章 采煤方法 ............................................................................................................... 21 第一节 采煤方法的选择 ................................................................................................ 21 第二节 盘区巷道布置 .................................................................................................. 22 一、采区走向长度： .................................................................................................. 23 二、合理工作面长度的确定： .................................................................................. 23 三.机组工作面生产能力验算工作面长度： ............................................................ 23 四、工作面推进度 ...................................................................................................... 24 五.采区巷道布置及生产系统： ....................................................................................... 24 六、确定采区巷道的布置方式: ................................................................................ 24 七、采区内同时生产的工作面数目，它们之间的关系及各工作面情况 .............. 25 八、验算回采工作面产量及掘进出煤量 .................................................................. 26 第三节 采煤工艺及劳动组织 ...................................................................................... 26 一、设备选型 .............................................................................................................. 26 第七章 井下运输 ............................................................................................................. 31 第一节 运输系统和运输方式 ...................................................................................... 31 一、运输距离和货载量 .............................................................................................. 31 二、运输方式 .............................................................................................................. 32 三、运输系统 .............................................................................................................. 32 第二节 运输设备的选择 .............................................................................................. 32 一、设备选型原则 ...................................................................................................... 32 二、井下运输设备选择及能力验算 .......................................................................... 32 三、大巷运输设备选择 .............................................................................................. 34 第八章 矿井提升 ............................................................................................................. 36 第一节 矿井提升概述 .................................................................................................. 36 第二节 主副井提升 ...................................................................................................... 36 一、主井提升 .............................................................................................................. 36 二、副井提升 .............................................................................................................. 36 第九章 矿井通风与安全 ................................................................................................... 37 第一节 矿井通风系统的确定 ...................................................................................... 37 一、矿井通风系统的基本要求 .................................................................................. 37 二、矿井通风方式的选择 .......................................................................................... 37 三、矿井主要扇风机工作方式选择 .......................................................................... 38 四、工作面通风方式 .................................................................................................. 39 第二节 风量的计算 ........................................................................................................ 39 一、矿井风量计算原则 .............................................................................................. 39

iii

二、 矿井需风量的计算 .............................................................................................. 39 三、风量的分配 .......................................................................................................... 43 第三节 负压及等积孔的计算 ........................................................................................ 43 第四节 矿井通风设备的选择 ........................................................................................ 47 第五节 防止特殊灾害的安全措施 .............................................................................. 50 一、火灾及煤层自然发火的防治措施 ...................................................................... 50 二、预防煤尘自燃与爆炸的措施 .............................................................................. 53 三、预防瓦斯积聚与爆炸的措施 .............................................................................. 54 四、水灾的防治措施 .................................................................................................. 55 第十章 矿井基本技术经济指标 ............................................................................... 56 第一节 矿井设计概算 .................................................................................................. 56 一、井巷工程概算的编制依据 .................................................................................. 57 二、井巷工程概算的编制方法 .................................................................................. 57 三、矿建工程费用的计算方法 .................................................................................. 58 第二节 计算劳动定员和劳动生产率 .......................................................................... 58 一、定员范围 .............................................................................................................. 58 二、定员依据 .............................................................................................................. 58 三、定员方法 .............................................................................................................. 59 四、计算劳动生产率 .................................................................................................. 60

iv

中国矿业大学----毕业设计说明书

第一章 井田概述和井田地质特征

第一节 矿区概述

一、矿区地理位置

古书院矿是煤炭部一九九六年正式命名的全国首批六个现代化矿井之一，位于山西省东南部，沁水煤田的东南缘，其地理座标为东经112°48′34″- 112°52′56″，北纬35°30′33″－35°34′15″，行政隶属晋城市管辖。位于晋城市城北，距晋城市0.5km，井田西以白马寺断层为界，南以3＃煤露头线为界，北与凤凰山矿井相连，东为晓庄井田及3＃煤层露头线。

井田东部有太原－焦作铁路经过。本矿专运线5公里与晋城北站接输，向南于月山，新乡分别与焦枝，京广线相通。207国道从井田西部经过，与207国道平行的正在建设的晋（城）－长（治）高速公路将于明年建成，晋（城）－阳（城）、晋（城）－焦（作）、长（治）－邯（郸）高速公路已建成通车；省级公路四通八达。交通甚为方便（见图） 二、矿区地形地貌

井田内地形以构造剥蚀中低山为主。西北高，东南低，最高峰方山海拔1054.8米，一般标高在700－800米之间。由方山向东南经向马寺山、大岭头一线为地表分水岭，其东北部为北石店盆地，西南部为钟家庄盆地，地表北部一般为基岩出露，南部为黄土覆盖，地貌属低山丘陵。 三、矿区水文简况

井田内无常年迳流的地表水系，均为季节性河流。雨季流量较大，西南部大气降水经晋城西河、古书院河、晋城东河流入钟家庄盆地，经白水河流经孔庄注入丹河，东北部大气降水汇入刘家川河、司徒河向东于背荫汇流经水东注入丹河。 四、矿区的气候

本区属太行山西侧山间盆地，属暖温带性气候。四季分明，温和宜人，日照充足。秋季多西北风，春夏季多东南风。年最小降雨量296mm，最大降雨量1010mm，平均686.10mm。降雨量集中在7、8、9三个月。蒸发量一般为降雨量的2－3倍。气温一般较高，日最高温度达38.6℃，最低气温－22.8℃，平均气温达11℃。无霜期较长，全年约180天。冻结期为11月至次年2月，最大冻土深度一般为43cm，最大

1

中国矿业大学----毕业设计说明书

积雪厚度为21cm。风力不大，一般3－4级，最大6级。 五、矿区的地震资料

历年地震资料及文献记载，晋城地区未发生过5级以上的破坏性地震。外围强震的波及曾对本区造成房屋倒塌，人畜伤亡。据山西省地震局1978年省震字第29号文《关于颁发山西省地震基本烈度区划图及说明》的通知，将本区划为六度地震烈度区。 六、工农业生产建设概况

在本矿区周围有工厂：水泥厂、氧化铝厂、牛奶厂还有鸭厂、牛山养鸡场和大张村砖厂、煤矸石砖厂还有凤凰山矿、王台铺矿和北岩矿等工业，农业主要以种植玉米、土豆、大棚蔬菜等农作物。 七、矿区电力供应基本情况

矿区供电主要是由五八电站和阳城电厂双回路供电，《安全规程》规定：每一矿井应有两回电源线路。当任一回路因发生故障停止供电时，另一回路应仍能担负矿井全部负荷。正常情况下，如果采用一回路运行方式，另一回路必须带电备用，保证井下生产过程中供电的连续性。

第二节 井田地质特征

一、井田勘探程度

古书院矿自1958年7月开设，在建设过程中，原勘探程度不足，由114队对该区进行了精查补充勘探，共施工44个钻孔，进尺4421.48米。并提交有《生产补充勘探报告》。

1987年，由原晋城矿务局组成较强的技术力量，将古书院建矿以来大量的地质资料，进行了一次较全面系统的分析整理，共收集16000多个数据，汇编七大类表格，绘制195个钻孔柱状图。用一年多的时间，于1988年1月编制成《古书院矿井生产地质报告》。

1988年矿井地质报告编制完成之后，随着矿井采掘的进一步深入，矿井地质工作也进入了新阶段。主要的工作方法有钻探和物探两种，钻探主要包括井下和地面钻探，采用的设备主要有煤电钻（干式、湿式两种），岩石电钻和大型的75型、150型钻机，每年探测地质构造的进尺约150m左右，能基本准确地圈出构造地范围，确定构造的位置。物探主要手段就是利用WKT-F3(WKT-E型)无线电波（简称坑透仪）

2

中国矿业大学----毕业设计说明书

进行工作面坑透，这种手段主要运用在3号煤层，目前所有的3号煤上层工作面圈出之后均要进行坑透，效果良好。主要手段仍是钻探探测。矿井水文地质工作方法仍主要是在各水文观测站进行定期观测，一般情况每月观测一到二次，雨季观测三次或多次。突水点、出水点做到及时观测，对有水害威胁的区域执行“有疑必探，先探后掘”的原则。主要探测手段为钻探。有效地释放了积水，保证了煤矿生产的正常进行。

开拓巷道一般10－15米为一个观测点，煤巷50米一个观测点。将收集和观测的地质资料，按盘区、工作面、巷道整理记入台帐或卡片，并标到相应的图件。为了满足生产设计要求，按矿井地质规程，及时编制采区、掘进、回采地质说明书。定期分析研究矿井地质资料，及时修改煤层底板等高线，编制矿井地质和矿井水文地质图纸及工作用图、台卡。按规范要求提出地质、水文地质预报和各种报表工作，有效地满足了矿井设计、生产需要和指导了矿井的安全生产。多年的生产实践表明，以往的勘探成果和矿井地质资料，为矿井的开采、掘进、设计提供了地质依据，是很重要的参考资料，以前的钻孔资料也是准确可靠的，该矿对矿井地质资料的利用率也是相当高的。

二、矿区地质层位概况

井田内地形以构造剥蚀中低山为主。西北高，东南低，最高峰方山海拔1054.8米，一般标高在700－800米之间。由方山向东南经向马寺山、大岭头一线为地表分水岭，其东北部为北石店盆地，西南部为钟家庄盆地，地表北部一般为基岩出露，南部为黄土覆盖，地貌属低山丘陵。

该矿区储量计算面积为15.123平方公里，其3号煤层储量15425.46万吨，9号15号煤层不可采。

古书院井田地层出露中常，基岩分布面积约占三分之一，主要分布于井田北部、西北部山梁及沟谷零星地段，新生界覆盖面积约占三分之二，主要分布在井田南部、东部的丘陵、低洼地带及沟谷两侧。奥陶系灰岩为煤系地层之基底。区内地层由老至新分述如下： 一、奥陶系中统（O2）

仅出露于白马寺逆断层西侧上升盘，断层附近山势陡立，走向NNE－SSW，出露厚度约150米，其岩性接近顶部多为角砾状灰岩，砾石成分复杂，风化后呈黄色，其下为深灰色，质纯而性脆，并含方解石脉的厚层状灰岩。 二、石炭系（C）

3

中国矿业大学----毕业设计说明书

1.中统本溪组（C2b）

大部出露于白马寺逆断层之东侧下降盘西部边缘。由含铝质较高的红色及灰白色泥岩组成，中夹薄层砂质泥岩、细砂岩。底部为山西式铁矿。本组厚0.70－13.32米，平均4.25 米，与下伏奥陶系呈平行不整合接触。

2.上统太原组（C3t）

出露于白马寺断层东侧，为井田主要含煤地层之一。由黑－深灰色砂质泥岩、灰黑色砂岩、石灰岩和煤层等组成。底部有一层鲕状结构的砂质泥岩，全组厚51.23米－88.23米，平均77.76米，与下伏地层呈整合接触。 三、二叠系（P）

1.下统山西组（P1s）

为本区主要含煤地层之一。井田内出露较多，但均零星不完整。以灰白色砂岩为主，中夹灰色及深灰色泥岩、砂质泥岩及煤层。底部为一层不太稳定的中粒砂岩。本组厚38.02米－81.21米，平均54.48米，与下伏地层整合接触。

2.下统下石盒子组（P1x）

主要出露在井田内较高的山腰处。由灰色的细－中粒砂岩，灰白色的砂质泥岩和泥岩组成。风化后多呈灰绿色或黄绿色，底部为一层厚5米左右的中～粗粒长石石英砂岩，为与山西组的分界，俗称骆驼脖子砂岩（k8）。本组厚20.07～118.60米，平均53.86米。

3.上统上石盒子组（P2s）

主要分布于井田北部的白马寺山、方山、二仙掌等地的较高处。岩性以灰黄色砂质泥岩为主，夹较厚的黄绿、紫红、蓝紫色砂岩和黄色泥岩组成。下部有一层铝土质泥岩或含铝质的砂质泥岩，见铁质浸染，具鲕状结构。风化后鲕粒脱落成小孔，地面易识别，其颜色鲜明，呈桃红色，俗称桃花泥岩。为与下石盒子组分界的辅助标志层。其下为一层不稳定的中粗粒石英砂岩（k10）。井田内钻孔揭露厚度可达197.88米（144孔）。与下伏地层呈整合接触。 四、第三系上统（N2）

为深红色粘土，含砂量较多，可见褐铁矿黑色斑点，含钙质结核3－5层，该层脱水晒干后变得坚硬。在井田中部、北部丘陵地带零星出露，厚度0－8米，与下伏不同时代地层不整合接触。 五、第四系（Q）

4

中国矿业大学----毕业设计说明书

分布范围较广，与地形起伏相一致，厚度由山梁向边坡递增，最厚达49.53米（205孔），沉积物以红土、黄土为主，冲积物为砂砾层。 1.中更新统（Q2）

位于黄土之下，多分布于丘陵高地，一般为赤红及紫酱色，可塑性强，腻滑似腊，在红土底部因受水解作用形成大量的钙质结核。本层与上部的黄土分界不甚明显，在颜色上由下而上由深而浅渐变。 2.上更新统（Q3）

主要为黄土。多分布于沟谷两侧，构成二级阶地，其厚度变化不一，一般5－20米，土质致密。 3.全新统（Q4）

为砂卵石、砂土堆积的现代冲积层，厚度大小不一，主要分布于现代河谷中的河漫滩。

三、矿区井田构造

古书院矿原勘探报告利用了标志层、古生物、岩性特征、岩相旋回、煤层的物性特征、煤质特征等一系列手段，认真地进行了岩煤层对比。所以井田内地层划分对比可靠。 古书院井田内地层受新华夏构造控制，主体走向与构造相一致，倾角3-5度，属于近水平煤层。西部受白马寺逆断层影响而形成自西向东的几个连续的向、背斜，东部以短轴褶曲为主。现将井田内主要构造分述如下： （一）褶曲：

该井田受二仙掌向斜、石城沟背斜、方山向斜、大张村背斜、王谷坨背斜、七岭向斜的影响，区内构造较为复杂，但是对煤层的总体赋存情况影响不大，煤层存储较为稳定。 （二）断层

古书院井田内地表少见，井下揭露多为3号煤层中的层间错东正断层，较大的只有白马寺断层：为井田西北部的边界，出露不全，且无勘探工程控制，走向N15°～25°E，倾角70°，落差40m。 (三)陷落柱

井下先后发现三四个小的陷落柱。陷落柱纵断面呈倒锤形，锤体内充填物杂乱无章，岩块大小不等，具棱角状。柱体内一般无水，说明陷落柱导水性差。柱体内未发现黄土，说明陷落柱形成于二叠纪以后，第四纪以前。

5

中国矿业大学----毕业设计说明书

综上所述， 井田内构造格局主要受新华夏系构造形迹——白马寺褶断带的控制。因受西部上升盘的牵引和巨大的挤压作用，井田西部出现了几个较大的方位一致的褶曲，井田东部受力作用相对变小，以短轴背、向斜为主。可见井田内构造比较简单。

第三节 煤层的埋藏特征

一、煤层性质

古书院井田含煤地层属石炭二叠纪。煤系地层总厚123.68－142.04米。一般厚132.24米。共含煤10余层，煤层总厚13－15米，含煤系数约10％。其中石炭系太原组含煤八层，仅9号煤、15号煤二层稳定可采，二叠系山西组含煤五层，仅3号煤层稳定可采。煤层特征见表4－1。

可采煤层情况 表4－1

煤层号 3 9 15 煤层厚度（m） 最小－最大 一般 2.81－7.67 6.8 1.20－1.92 1.55 0.74－3.27 1.90 夹石层数 最少－最多 一般 0－5 1－2 0－2 1 0－5 1－2 层间距（m） 最小－最大 一般 45.－56.12 49.6 25.10－38.67 28.5 稳定程度 及可采情况 稳定可采 稳定可采 较稳定可采 一、3号煤层：是主要可采煤层之一，位于山西组下部。下距K5灰岩26.5米左右，距9号煤层50米左右。煤层厚2.81－7.67米，平均5.73米左右，夹石1－2层，最多可达5层，多见于中下部，煤层厚度变化不大，全区稳定可采（见表4－2）。到目前为止，3号煤层已将近采完。其伪顶为黑色泥岩或炭质泥岩，直接顶板多为灰黑色的砂质泥岩或粉砂岩，老顶多为灰色厚层状砂岩，底板一般为灰黑色粉砂岩或炭质泥岩。

二、9号煤层：位于太原组中部的K4上与K4灰岩之间。下距15号煤层30米左右。煤层厚1.20－1.92米，平均1.55米，厚度变化不大。煤层顶板为K4上灰岩，厚1米左右，底板为砂质泥岩，结构简单，全区稳定可采。 三、15号煤层

位于太原组下部，煤厚0.74－3.27米，平均1.90米，厚度无明显变化规律，夹石1－2层，最多达5层，夹石厚度一般在0.5米以下。其直接顶板为K2灰岩，厚度9米左右。底板以黑灰色炭质泥岩、铝土质泥岩为主。全区大部可采，属较稳定煤层。

6

中国矿业大学----毕业设计说明书

可采煤层稳定程度定量统计表 表4－2 煤煤层厚（m） 可采性 层最小－最大 标准差 变异系数 厚度分级 指数 号 平均 2.81－7.67 3 100 0.90 0.15 厚 5.73 1.20－1.92 9 100 0.19 0.13 中厚 1.55 0.74－3.27 15 97 0.73 0.37 中厚 1.90 四、煤层对比 稳定性 稳定 稳定 较稳定 本区3号煤层位于山西组，属陆相沉积，9号、15号煤层位于太原组，属海陆交互相含煤沉积，各煤层厚度、层位、层间距稳定，煤质、物性、顶底板特征明显，对比依据充分，因此，本矿区内煤层对比十分可靠。 二 煤质

一、物理性质

3号煤层为黑灰色，金属光泽，贝壳状断口，致密坚硬，均一～条带状结构，由亮煤和镜煤组成，宏观煤岩类型为光亮型。9号煤层为灰黑色，玻璃光泽，致密，性脆，由暗煤和亮煤组成，条带状结构，阶梯状断口，可见黄铁矿结核或呈星散状赋存于煤中。宏观煤岩类型为半光亮型。15号煤层为黑色，油脂光泽，以暗煤为主，夹镜煤条带，平坦状断口，条带状结构，块状结构，煤中富含黄铁矿结核，宏观煤岩类型为半暗淡型。

二、化学性质（见表4－3）

各煤层原煤水分一般在1％－1.5％之间，洗煤后，3号煤水分有所下降，15号煤稍有增高。原煤灰分产率从上至下，呈递增之趋势，3号煤为低灰煤，9、15号煤为中灰煤。硫分以3号煤最低，属特低硫煤，9号煤以中硫煤为主。在井田南部补66孔周围有一富硫带。而15号煤层在本井田中南部大面积为高硫煤。垂向上，煤中的硫分自上而下增加。经统计，三层煤的灰分变化标准差均小于1，硫分变化标准差3号煤小于0.5，9、15号煤则大于0.8。3号煤层煤质变化小，9、15号煤层煤层煤质变化大。煤中的元素组成以碳为主，约占93％，其次为氢约占3％，说明煤化程度较高。

可采煤层煤芯煤样煤质特征

7

中国矿业大学----毕业设计说明书

原/精煤工业分析 原/精煤 全硫 ％ 元素分析％ 发热量 Qb.daf (MJ/kg) Cdaf Hdaf Odaf Ndaf 煤层号 Mad 0.59－3.52 1.42（31） 0.55－1.93 1.33（7） 0.40－4.10 1.43（27） 1.28－4.24 3.06（6） 0.39－3.62 1.32（27） Ad Vdaf 4.65－9.32 6.83（31） 3.94－7.44 6.07（7） 5.26－10.54 7.29（27） 4.74－5.35 5.04（6） 7.71－16.91 12.84 （31） 3 3.57－14.33 7.73（7） 7.70－28.78 18.44 （27） 9 7.25－ 7.99 7.60（6） 13.63－37.68 23.37 （27） 15 0.30－3.33－3.85 9.36 2.235.86（14） （14） 三、工艺性能 0.35－0.68 0.4133.－（12） 34. 35.540.42－（9） 0.50 0.44（4） 0.41－4.72 1.81（15） 25.53－34.61 31.510.58－（13） 0.78 0.68（6） 90.08－94.31 92.80（3） 2.23－3.51 2.90（3） 1.24－4.72 2.51（3） 1.03－1.14 1.08（3） 93.25－94.09 93.73（7） 2.78 － 3.28 2.06 2.96（7） 0.96 5.51－0.60－13.29 7.12 8.443.05 （27） （15） 23.76－34.79 30.534.53－0.61－（14） 9.20 1.54 5.621.12（10） （10） 90.27－94.04 93.20（9） 2.67－3.19 2.88（9） 1.42－4.93 2.78（3） 0.78－1.03 0.92（3） 煤的粘结性和结焦性

各主要可采煤层的坩埚粘结性多为1，少数为2或3，胶质层y值为0，其粘结性亦为0，其结焦性很弱。 发热量

各煤层弹筒可燃基发热量一般均大于30MJ/kg左右，属高发热量之煤层。 煤灰熔融性

煤灰成分以SiO2和Al2O3为主，其软化温度ST均大于1250℃，为高熔灰分煤。 低温干馏

勘探阶段曾作此试验，结果均无油。

8

中国矿业大学----毕业设计说明书

抗碎强度

精查期间，对3号煤进行了试验，大于25mm的煤块在80％以上，表明其抗碎强度高。

煤的有害成分含量及煤的可选性 1.有害成分

3号煤磷含量为0.045％，9、15号煤层小于0.01％，3号煤属低磷煤，9号、15号为特低磷煤；原煤硫分含量3号煤小于0.5％，9号煤为1.81％，15号煤为3.05％，经1.4比重液洗选后，3号煤硫分略有上升，9号、15号煤则明显下降。煤中的有害成分主要为9、15号煤中的硫分。 2.可选性 （1）筛分

3号煤＋50mm筛上物产率为33.96％，成块率不高，灰分在＋100－＋6mm级呈增加趋势。9号煤＋50mm筛上物产率44.57％，灰分产率在＋80－＋25mm粒级增高，+25－＋6mm粒级灰分下降，6－0mm粒级灰分又呈上升趋势，硫分含量在＋80－＋25mm粒级增加，随后又下降。15号煤在＋50mm筛上物产率为37.63％，灰分产率在＋80－＋25mm粒级增高，+25mm以下级呈锯齿状变化。硫分含量呈锯齿状变化。 （2）浮沉

各煤层总体上可选性特征见(图4－1、4－2)，观察曲线λ基本表现为平滑斜线下降，说明煤中矿物质含量高的部分与低的部分不易分开。按中国煤炭可选性评定标准（MT56－81）,采用“分选比重±0.1含量法”评定,结果见表。

层名 3 9 15 指定精煤灰分％ 10.0 10.0 12.5 14.5 10.0 12.5 分选密度 1.75 1.50 1.67 1.92 1.67 1.98 ±0.1含量％ 8.0 72.0 61.0 5.1 21.0 2.0 可选性等级 极易选 极难选 极难选 极易选 中等可选 极易选 四、煤类的确定及用途

依据中国煤炭分类国家标准（GB5751-86）划分，本井田主要可采煤层精煤挥发分大于3.5％小于6.5％，y值为0，G值亦为0，因而煤类为无烟煤二号，其划分依据

9

中国矿业大学----毕业设计说明书

是准确可靠的。

3号煤低灰、低硫，9号、15号煤经洗选后将其灰分控制在14.5％，硫分控制在1％以下，是良好的动力用煤、炼焦配煤以及化工用煤的原料。 五、煤的风氧化

本井田煤的风氧化作用主要发生在3号煤层露头处，西部、南部及东部均有。风氧化带的深度和宽度，取决于地形、盖层的厚度、岩性，地下潜水位及构造等因素。本井田风氧化带下限的确定，是本矿根据实际生产划定的。风化煤完全失去煤的性质、棕褐色、土状光泽、微具塑性，手感松软，遇水成泥状，可燃性基本全无，灰分中Al2O3含量增高。氧化煤较正常煤水分、灰分显著增加，发热量明显下降，外生裂隙十分发育。风化煤可作为粘土矿开采，根据其质量用于陶瓷制造业，耐火材料及建筑用料。氧化煤的腐植酸若大于20％，可作为提取腐植酸的原料、灰分小于46％，低位干基发热量在12MJ/kg以上的仍可作为动力用煤。 三、煤层的赋存特征

本井田含煤地层沉积类型和特征与晋东南其他地区大致相同，主要煤层及标识层亦可对比。为了与区域地质资料相一致。

西组，以下评述之：为井田主要含煤地层，以灰白色砂岩为主，中夹灰色及深灰色泥岩、砂质泥岩及煤层。为陆相含煤沉积，砂岩多为中细粒砂岩，石英含量高。砂质泥岩与泥岩层理发育，含植物化石。本组共含煤层、煤线3－5层，仅3号煤稳定可采，平均厚6.00米。全组地层厚38.02－81.21米，一般54.48米左右。该煤层为黑灰色，金属光泽，贝壳状断口，致密坚硬，均一～条带状结构，由亮煤和镜煤组成，宏观煤岩类型为光亮型，该煤层水分在2.271％之间，为低灰低硫煤，煤质变化小，煤中的元素组成以碳为主，约占93％，其次为氢约占3％，说明煤化程度较高，粘性为0，结焦性很弱，发热量大于30MJ/kg左右，属高发热量之煤层。煤灰成分以SiO2和Al2O3为主，其软化温度ST均大于1250℃，为高熔灰分煤，。低温干馏试验证明其无油，精查期间，对该煤层进行了抗碎强度的试验，大于25mm的煤块在80％以上，表明其抗碎强度高，该煤层磷含量为0.045％，硫含量小于0.5％，经1.4比重液洗选后，该煤层硫分略有上升，该号煤＋50mm筛上物产率为34.33％，成块率不高，灰分在＋100－＋6mm级呈增加趋势，依据中国煤炭分类国家标准（GB5751-86）划分，本井田主要可采煤层精煤挥发分大于3.5％小于6.5％，y值为0，G值亦为0，因而煤类为无烟煤二号，是良好的动力用煤、炼焦配煤以及化工用煤的原料,该矿井为低

10

中国矿业大学----毕业设计说明书

瓦斯矿井，矿井的相对瓦斯涌出量为5立方米／吨。（煤层柱状图如下插图）

11

中国矿业大学----毕业设计说明书

第二章 井田境界与储量

第一节 井田境界

井田西受白马寺断层控制，北与凤凰山、王台铺井田相接，西南为北岩井田，东西长4.0公里，南北宽3.8公里，井田面积15.1平方公里。煤层倾角3-5°，煤层容重为1.5t/m3 ,井田边界北与西南方向受地质构造和人为共同影响，其地质构造主要受白马寺断层的影响，人为边界受晋城矿务局划分的凤凰山矿和王台铺矿的影响以及晋城市区的影响，无扩区的可能。

第二节 地质储量的计算

井田内大部分地区地层倾角平缓，一般在3°到5°之间，采用煤层的伪厚度及煤层水平投影面积估算。

井田的地质储量的计算公式：

Z=s*r*m

关于以上公式参数的确定： 1.s----用井田的水平投影面积。 2.m----煤的平均厚度。 3.r---- 煤的容重。

3＃煤层的平均厚度为6.80m；井田面积为15.123平方公里，煤的容重为1.5 t /m 3，由上面的公式可计算出3＃地质储量为：15425.46万吨。

第三节 可采储量计算

安全煤柱的留设原则:

1、建筑物、铁路和公路按保护等级外推围护带，表土按450下推，遇基岩再按65～750下推留设保安煤柱。

2、井田边界煤柱按20m留设,通过计算得该矿井的边界煤柱应该留0.16平方

12

中国矿业大学----毕业设计说明书

公里。

3、大巷两侧各按40m留设保安煤柱，出于对巷道的保护并且对巷道的扩展，大巷留0.2平方公里的煤柱。

4、工业场地占地面积，根据《煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明》中第15条，工业场地占地面积见表：

井型（万t/a） 240以上 120～180 45～90 9～30 5、工业场地保护煤柱占地面积： s=(180/10)×1.2＝21.6公顷＝0.216平方公里 综上所述该矿井的可采储量通过计算为：148.3794万吨。

第三章 矿井的工作制度及生产能力 第一节 矿井的工作制度

依据《煤矿矿井开采设计手册》（上册）确定该矿井的年工作数是330天，每天净提升时间为14小时，本设计考虑到采用综全机械化采煤的特性，决定采用“三八”制，即采用两班出煤，一班检修的方式。

第二节 矿井生产能力及服务年限

由于本地区储量丰实，地质构造相对简单，煤层生产能力大，开采技术条件好，且煤层稳定，采用综合机械化开采，机械化程度高，初步定为年生产能力为180万吨。

矿井的年设计生产能力（井型）A，服务年限T及可采储量下式表达：

占地面积指标（公顷/10万t） 1.0 1.2 1.5 1.8 ZK，三者的关系用

TZKK*A

本公式见《煤矿矿井采矿设计手册》（上册）公式2－3－3，式中：

K――矿井储量备用系数，可取1.4

13

中国矿业大学----毕业设计说明书

当A＝1.8mt/a时，可求得该矿井的服务年限为58.88年，满足180万吨的矿井服务年限必须大于50年的要求。

第四章 井田开拓

第一节 井田开拓方案的确定

井田开拓是矿井开采中具有长远影响的战略部署，它不仅关系到矿井的基建工程量，初期投资和建井速度，而且长期决定着矿井的生产条件和技术面貌。

本设计为晋城矿务局古书院矿初步设计，井田面积为15.123平方公里，井田地质构造简单，煤埋藏较稳定，一般倾角为3～5°，走向长4.0km，倾斜长3.8km，基本上呈矩形。由于本区内没有大的地质构造，地质条件较为简单，所以井筒与工业广场的选择不受地形及洪水位的，基于上述条件，工业广场应该选在靠近井田储量中心的位置，另外此处的海拔低，靠近煤层，地势平坦。 开拓方式的选择：

一、平硐开拓

平硐开拓有很突出的优点:(一)没有井筒和井底车场，平硐本身相当于运输大巷，煤炭直接运出地面，环节少，能力大，投资省（二）依靠平硐自然排水，直接流出硐口，排水能力大，安全可靠不用设备，不开凿硐室、水仓，无需长期维护清扫（三）施工设备和施工技术简单，进度快，平均月进度可达100米。多数煤层直接露出地表如与采区对头施工，投产很快（四）通风工程较其他开拓方式小，主要采用小风井或小平硐回风，安全条件好。（五）硐口无井架、绞车房、扇风机房等建筑，生产系统简单，占地少（六）平硐进入山体后可按需要变更方位或弯曲，灵活性大，有利于开拓布置。平硐开拓的适用条件：受地形及埋藏条件的，必须是平硐水平以上有较多的煤炭储量，也就是说必须找到一地地势比较低，使煤层位于平硐水平以上，而在该矿区内没有这样的地方，所以该矿井不适合用平硐开拓。

二．斜井开拓

对于煤层赋存较浅，表土层不厚，水文地质情况简单的缓倾斜和倾斜煤层，一般采用斜井开拓。凡是煤层赋存较浅，垂深在200米以内，最大到500米，都要首先研究斜井开拓的可能性与合理性。对于表土层不厚，水文地质简单，井筒不需要特殊施

14

ZK――井田可采储量，万吨

中国矿业大学----毕业设计说明书

工的缓倾斜及倾斜煤层，不论井型大小均可采用斜井开拓。对于表土层虽厚，地势高，属于干旱贫水区的山西、内蒙和西北地区，应充分注意斜井开拓的优越性。

斜井与立井相比有如下主要优点: （一）井筒施工简单，速度快、投资少

（二）井筒装备和地面建筑少，不用大型提升设备，钢材消耗量小。

（三）胶带输送机提升增产潜力大，改扩建比较方便，容易实现多水平生产，并能减少井下石门长度。

三．立井开拓

采用立井开拓的条件一般为：（一）煤层赋存较深或冲积层较厚（二）水文复杂，井筒需要用特殊方法施工（三）多水平开采的急倾斜煤层。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。技术上也比较可靠。当地质条件不利于平硐或斜井开拓时均采用立井开拓方式。其优点如下：

1能通过复杂的地质条件，提升能力大，机械化程度高，易于自动控制 ○

2井筒为圆形断面结构合理，维护费用低，有效断面大，通风条件好，管线短，○

人员升降速度快。

综合上面斜井开拓和立井开拓的优缺点，该矿井3＃煤层埋藏浅（小于200m），水文地质简单，另外从经济条件的合理性考虑（掘进费用、巷道维护费用、与其配套的各种提升系统的费用等等一系列经济费用），该矿井应该采用斜井开采。

第二节 井筒位置、形式、数目及矿井通风方式

主副井井筒位置形式的选择：

由本区地质情况及煤层赋存情况，可以将主副井筒位置选在煤层南部露头线井田边界处，而煤层南部露头线的方位大致在矿区储量的中心处，另外根据煤层底板等高线可以看出，在煤层南部露头线处建井后可以将井田分为东西两翼进行开采,井口的布置离煤层最近，所以是合理的，根据以上条件可以确定主井的井口坐标x＝3931906.481，y＝530177.557，副井井口坐标为x＝3931917.796，y＝530099.680，矿井移交生产及达到设计生产能力时，共布置3个井筒，即主斜井、副斜井、回风立井。各井筒用途分述如下：

① 主斜井：担负全矿井煤炭提升任务，兼作进风井和安全出口。

② 副斜井：担负矿井人员、设备、材料等辅助运输任务，兼作进风井和安全出口。

15

中国矿业大学----毕业设计说明书

③ 回风立井：担负矿井初期回风任务。

第三节 井筒装备及布置

一、井筒装备：

① 主斜井：净断面14.6m2，装备钢绳芯胶带输送机和检修轨。 ② 副斜井：净断面14.6m2，装备600mm轨距的固定式矿车轨道。

③ 回风立井：井口装备有抽出式通风机并且配备有防爆井盖，净断面为19.625 m2

二、阶段垂高、开采水平的规划及其服务年限的确定

从该井田煤层的赋存条件可以看出，该井田煤层倾角一般在3～5度之间，属于近水平煤层，因此对其垂高的计算已经毫无实际意义可言，所以在井田内不应该划分阶段，而是直接划分为盘区进行开采，所以该矿井初步设计为斜井单水平盘区开拓，盘区内进行双翼开采（可同时开采也可单一开采），由于采用单一水平进行开采，所以该开采水平的服务年限即为矿井的服务年限为58.88年。

第四节 矿井通风方式的选择

一．并列式：适用于煤层倾角较大，走向不长，投产初期暂未设置边界安全出口，且自燃发火不严重矿井。它的优缺点是：（1）初期投资少，采区生产集中便于管理（2）节省风井工业场地，压煤少（3）进出风井之间漏风较大，风路较长（4）工业场地有噪音影响。

二.式：适用于煤层倾角小，走向长度适中的矿井。它的优缺点：（1）比前列式安全性好（2）通风阻力小，几个内部漏风少，利于对瓦斯、自燃发火的管理（3）工业场地无噪音影响（4）多留风井煤柱，压煤较多。

三．两翼对角式：适用煤层走向大于4km，井型较大，低瓦斯矿井或瓦斯与自然发火严重的矿井;煤层走向较长，产量较大的矿井。它的优缺点：（1）风流线路是直向式的，风流线路短，阻力小，内部漏风少，安全出口多，抗灾能力强。便于风量调节，矿井风压比较稳定，工业广场不受回风污染和通风机噪声危害（2）井筒安全煤柱压煤较多，初期投资大，投产较晚。

四.分区对角式：煤层埋藏浅，或因地表高低起伏较大，无法开掘总回风巷，它的优缺点：（1）每个采区有通风路线，互不影响，便于风量调节，安全出口多，抗灾能力强，建井工期短，初期投资少，出煤快（2）占用设备多，管理分散，矿井反风困难。

16

中国矿业大学----毕业设计说明书

考虑到该矿井的实际情况，同时为了提高煤的采出率，该矿井应采用并列式通风系统。

第五节 开采水平的布置

为了保证生产使用，便于维护，减少煤柱损失，一般将主要运输大巷布置在煤层底板不受采动影响的坚硬岩层或煤组下部煤质坚硬、围岩稳定，无自然发火的薄及中厚煤层中。因此将该矿井的主要运输大巷布置在3＃煤层底板的坚硬岩层中，本设计主副井布置在该井田的储量中心，查阅《矿井开采设计手册》（上册），两井筒间距为60m，主井井底标高为 620 m，副井井底标高为620 m，在620m水平布置井底车场，与主井副井相联系。

方案一：主井井口标高790m，倾角为16度，斜长为507.91，副井标高为792m，倾角为16.2度，斜长为508.98，主副井的井底的标高全为620m。

以上井筒位置的确定不仅考虑到地面地形、地貌，煤层赋存条件，而且也考虑到技术上优越，经济上合理。此处地面宽敞。

该矿井主副井间距为60m，主副井井底标高为620m，在620m水平布置井底车场，与主井相联系。副井打至620水平时，掘井底车场，然后按千分之三的坡度掘出运输大巷，掘至距北部边界约300m时，掘出一条运输大巷，该运输大巷将井田平整的划分为两个大的采区。该方案为单水平开拓，按巷道的布置可将采区分为2个盘区并采用倾斜长壁采煤法进行开采，本方案的开拓剖面图见图。

方案二：该方案采用双立井开拓，主井标高790m，经度3933.20，纬度530.42，向下掘进打至620水平，副井标高为792m，主副井的井底的标高全为620m。工业场地与一方案相同。

该矿井主副井间距为60m，主副井井底标高为620m，在620m水平布置井底车场，与主井相联系。主副井同井底车场连接起来后，按千分之三的坡度掘出运输大巷，掘至距北部边界约300m时，掘出一条运输大巷，该运输大巷将井田平整的划分为两个大的盘区。该方案为单水平开拓，按巷道的布置可将采区分为2个盘区并采用走向长壁采煤法进行开采，本方案的开拓剖面见图。

两个方案比较如下：

17

项目 主井形 式及工 程量

中国矿业大学----毕业设计说明书

比较内容 方案一 形式;斜井 工程量：507.91 方案二 形式;立井 工程量：170 方案二虽然工程量少，但是和方案一比较，掘进费用要比方案一高得多，另外方案一采用斜井地面的辅助提升设备要比方案二要少，井底车场的工程量也要比方案二要少很多 比较 副井形 式及工 程量 形式;斜井 工程量：508.98 形式;立井 工程量：172 方案二的掘进费用比方案一多 运输 大巷 工程量：2980 工程量：3000左右 方案一和方案二的掘进工程量几乎相同 准备巷 道及采 区上山 无 无 18

中国矿业大学----毕业设计说明书

采区 划分 两种方案的划分方式相同 分为两个盘区进行开分为两个盘区进行开采 采 从上面的比较不难看出，方案一明显优于方案二，因此该矿井采用方案一进行开采。

第五章 矿井基本巷道及建井计划

第一节 基本巷道的断面

本设计的井田其中只有一层近水平可采煤层，采用双斜井单水平盘区式开拓方式，通风方式为并列式，运输大巷布置在3＃煤层的底板岩石中。 一、主井断面的布置

主井设计采用可弯曲胶带输送机往上运煤，井筒斜长为507.91m，巷道采用半圆拱形设计，采用锚喷支护，喷射厚度为150mm，掘进宽度为4.8m，掘进高度为3.9m，净断面积14.6m2，掘进面积为16.2m2，净周长14.6m。 二、副井断面布置

副井设计采用固定式矿车来进行运料，井筒斜长为508.98，巷道同样采用半圆拱形设计，采用锚喷支护，掘进宽度为4.8m，掘进高度为3.9m，井筒净断面面积为14.6 m2 ，掘进面积为16.2m2。 三、风井断面布置

风井的巷道采用圆形巷道进行设计，井筒净直径5m，拱壁厚度500mm，风井净断面积为19.625m2，掘进断面为24.18 m2，风井内设有梯子间，可作为安全出口。 四、回风大巷布置

巷道同样采用半圆拱形设计，采用锚喷支护，掘进宽度为4.74m，掘进高度为4.77m井筒净断面面积为18.7m2 ，掘进面积为19.7m2。

19

中国矿业大学----毕业设计说明书

五、运输大巷断面设计：

运输大巷断面必须同时满足安全运输及通风的要求，断面形状采用半圆拱形，锚喷支护方式，具体尺寸见断面图册。 六、双轨轨道大巷的设计：

双轨轨道大巷断面担负着全区主要的通风任务，断面形状同样采用通风阻力较小的的半圆拱形，和运输大巷一样采用锚喷支护的方式，巷道内布置600mm轨距的双轨。 七、工作面运输顺槽和工作面轨道顺槽的设计：

此类巷道服务年限比较短，所以可以采用施工简单的矩形断面，断面设计为12.16m2，掘进断面为12.8m2，掘进宽度为4000mm，掘进高度为3200mm。

第二节 井底车场形式

在矿井的某一水平或阶段上，位于井筒附近，连接井筒和水平主要巷道的一组巷道和硐室(见矿山井巷)的总称。它联系着井筒提升和井下运输两个生产环节。地面的人员、材料和设备通过井底车场输送到井下各工作地点，井下的矿石或煤和废石或矸石经过井底车场转运到地面，井下排水和供电也都以井底车场为转运中心。井底车场是矿井运输和提升的联系枢纽，能否正常工作直接影响到矿井的生产和安全。 井底车场内设置各种硐室，以供提升、运输、排水和供电等需要。硐室的布置应符合矿井安全规程的要求。①主井的硐室设在主井附近的适当位置,如卸载硐室、矿仓或煤仓、破碎硐室、装载硐室、清理撒矿或撒煤硐室和斜巷、井底水泵房；②副井的硐室有水泵房、变电所、水仓、等候室、工具房等;③在井底车场附近,还有调度室、医疗室、电机车修理室等。确定车场形式的原则,应使车场通过能力不小于矿井设计生产能力的1.3倍；车场巷道和硐室的工程量要小；车辆运行安全，调度方便；巷道和硐室易于开凿和维护。

井底车场类别很多，通常按照矿车运行的方式，分环行车场、梭式车场和尽头式车场，后二者又统称折返式车场。

考虑到本次整合设计矿井主提升为胶带运输机，井下运输量不大；本设计采用带有机车绕道的单环形车场（刀把式车场），负责全矿的运输任务，该车场的线路布置简单，坡度高速方便，工程量也较小。

一、井底车场空重车线长度的确定、列车运行及调车方式

井下辅助运输采用无极绳绞车牵引1.5t系列矿车运输。矿井主运输采用胶带输送机运输，井底车场担负材料、设备的周转及运输任务，运输量不大。

20

中国矿业大学----毕业设计说明书

该矿辅助提升采用单钩串车提升方式，每钩提3辆1.5t固定矿车。水平车场井底能力以满足辅助提升要求为基准来考虑。材料车在井筒落底摘挂钩后，矿车自动滑入车场重车线，挂上钩后由无极绳绞车牵引驶入大巷轨道；空车摘钩后滑入车场存车线，并由人工推到车场轨道大巷无极绳绞车摘挂钩点。 二、井底车场硐室名称及位置

根据生产安全需要，井底设置配电室、主副水仓、水泵房、消防材料库等硐室。 该矿资源储量核查地质报告中涌水量数据，3号煤层正常涌水量为120~150m3/d，最大涌水量为400m3/d；根据车场布置形式及主排水泵房位置，设置水仓布置在井底车场的东侧，主副水仓平行布置，长度约50m，容积约400m3。 三、井底车场主要巷道和硐室的支护方式和材料

布置井底硐室有变电所、主副水仓、水泵房及消防材料库，医疗室等。井底车场、所有硐室、运输回风大巷与井筒及车场连接处均采用料石砌碹支护。

第三节 主副井硐室布置

主井系统硐室：井底煤仓，清理井底煤仓撤煤硐室及水窝房等。本设计各硐室均布置于3＃煤层底板的岩层中。

副井系统硐室：副井系统硐室有主排水泵房，水仓及清理水仓硐室主变电所、等候硐室及修理间等。排水水泵房和主变电所采用联合布置，这样可使主变电所向主排水泵房的供电距离最短。它们均布置于副井井筒与井底车场连接处附近。水仓设在井底标高的最低点处。车库修理间是据线路布置来确定的，其具体位置见井底车场平面图（插图）。

第六章 采煤方法

第一节 采煤方法的选择

该井田内煤系地层为二叠系山西组，煤层埋藏稳定，无大的地质构造，只有3号煤层可采，其平均厚度为6.80米，平均倾角只有3度到5度，该井田围岩性质较稳定，瓦斯含量不大，为低沼气矿井，矿井涌水量较小，井田平均走向长4.0m，倾斜长3.8km，煤的容重为1.5，煤层无自然发火的现象。

由上述地质条件，该矿可选用的采煤方法如下下表：

21

中国矿业大学----毕业设计说明书

体系 整层与分层 推进方向 采空区处理 采煤工艺 适用条件 单一走向长壁 壁式 整层 走向 垮落 综 普 炮 薄中厚煤层 单一倾斜长壁 壁式 整层 倾斜 垮落 综 普 炮 缓斜薄中厚 刀柱式采煤法 壁式 大采高一次采全高 整层 刀柱 刀柱 普 炮 同上，顶板坚硬 壁式 整层 走向或倾斜 垮落 综 采 缓斜5m以下 放顶煤长壁 壁式 整层 走向或倾斜 垮落 综 采 缓斜5m以上 根据该矿煤层赋存和开采技术条件以及管理水平，本着投资少、见效快、安全性好和回采率高的原则，结合地方煤矿目前的开采技术及管理水平，采用走向长壁综合机械化采煤法，采用全部垮落法处理顶板。

通过对比得，该矿井采煤工艺应采用放顶煤采煤法。与厚煤层倾斜分层开采相比，综放开采的优越性：（一）有利于合理集中生产（二）对煤层及地质条件具有较强的适用性（三）具有显著的经济因素;另外放顶煤的适用条件如下：（一）煤层厚度，一般认为一次采出煤层厚度以5到12m为佳（二）煤层硬度，煤的硬度系数一般小于3，否则需采取预破碎措施（三）煤层的倾角不宜过大，否则支架的倒滑问题会给开采造成困难（四）煤层结构，煤层中含有坚硬夹石会影响顶煤的放落，每 一夹石层厚度应小于0.5m，其硬度系数也应小于3，顶煤中夹石层厚度占煤层厚度比例不宜超过10％－15％（五）顶板条件，直接顶应具有随顶煤下落的特性，其冒落高度不宜小于煤层厚度的1.0－1.2倍，基本顶悬露不宜过大，以免受冲击。(六)地质构造，地质破坏较严重、构造复杂、断层较多和使用分层长壁综采较困难的地段、上下山等，采用放顶煤开采比用其他方法能取得较好的效益（七）自然发火，瓦斯及 水文地质条件，对于自然发火期短，瓦斯量大，以及水文地质条件复杂的煤层，先要调查清楚，并有相应措施后才能采用放顶煤开采。

第二节 盘区巷道布置

22

中国矿业大学----毕业设计说明书

一、采区走向长度：

根据煤炭工业部1984年颁布的《关于改革矿井开拓部署的若干技术规定》中第十五条规定：“采区走向长度适当加大，综采采区宜单面布置，采区走向长度一般不小于1000m”，而该矿井的走向长度为4000m，完全满足这一要求。本设计决定采用放顶煤长壁采煤法，采区划分为条带进行开采，由于本设计采用综合机械采煤，工作面长度初步定为200m。 二、合理工作面长度的确定：

合理的工作面长度，能为工作面稳产，高产提供有利条件，不合理的工作面长度将导致减少推进度，降低循环率，不利于生产。现从以下几个影响因素来确定工作面合理长度：（1）煤层条件：本矿煤层地质构造简单，平均采高为6.8m，平均煤层倾角为3到5度，围岩性质也较好，故工作面长度可取大些。（2）回采工艺方式:该矿设计年产量为180万吨/年，属大型矿井，采用综合机械化采煤，据《关于改革矿井开拓部署的若干技术规定》中第十可取工作面长度200－250m之间。（3）运输设备及管理水平：运输设备的工作能力和其有效铺设长度对工作面长度有影响，本设计工作面采用SGWD－180型可弯曲刮板输送机运输，故工作面长度最大可取200m，从管理角度来看，由于综采设备管理复杂，工作面若取的过长，液压系统的漏损大，遇到地质变动时，支架运行的适应性差，且工作面取的小一些，初步定为170－200m。（4）通风能力：本矿为低沼气矿井，工作面长度与通风关系不大，故可不按通风能力验算工作面长度。

由上述分析，从提高工作面生产能力来看，可取工作面长度为200m，因此该设计将工作面定为200m是合理的，这样的回采工作面长度，可使地质变化少，顶板管理相对简单，工作面易做到“三直”，机电事故也可减少，故是合理的。 三.机组工作面生产能力验算工作面长度： （一）机组工作面日产量Q1用下式表示：

Q=(mc+mc)NnLsr 吨/日 （参见《煤矿地下开采方法》）

1

1

1

2

1

式中：L－工作面长度，200m

C1－工作面煤炭回采率，约为0.97 ; C2－工作面煤炭放煤率，约为0.8

s－每刀截深，取0.75m

23

中国矿业大学----毕业设计说明书

N－采煤机日进刀数，取为4刀

m1－回采高度，3.4m ; m2－放煤采高，3.4m r－煤的容重，1.5吨/立方米 n－同采工作面个数，1个

所以矿井工作面年生产能力为（330个工作日）：

Q1＝178.73万吨/年

（二）掘进煤量按工作面采煤机采出煤量的10％算：

Q2＝Q110％＝17.87万吨/年

所以该矿井的年生产能力为Q＝178.73+17.87=196.6万吨/年

因本设计生产能力为180万吨，故一个工作面的产量即可满足设计要求。 四、工作面推进度

工作面年推进度＝tnlφ （t－年工作天数按330天计算 n－昼夜完成的循环数，一天4次 l－循环进尺，取0.75m φ－循环工作面延误系数，取1） 故工作面的年推进度＝330*4*0.75*1＝990m 五.采区巷道布置及生产系统：

本矿井只含3号煤层可采，该煤层的厚度平均为6.8m，无自燃现象，且埋藏稳定，煤质相同，均为无烟煤，其倾角为3度到5度，为了减少巷道工程量，充分发挥运输的能力 ，提高采区的生产能力，决定运输大巷和双轨轨道布置在底板岩石中，而其他与开采有关的巷道全部布置在煤巷中。 六.确定采区巷道的布置方式:

根据煤层的埋藏特征，倾角起伏比较平缓，而且煤层厚度平均为6.8m，属于中厚煤层，为了提高工作效率和煤的采出率，本设计采用一次采全高采煤法，所以适用的采煤方法有大采高一次采作高采煤法和放顶煤长壁采煤法，而这两种采煤方法的适用条件却有些许的不同：大采高一次采全厚采煤法的适用条件是缓斜5m以下的厚煤层，放顶煤长壁采煤法适用条件为缓斜5m以上的厚煤层，所以根据该煤层的赋存条件，本矿井决定采用放顶煤采煤法。由于该矿井的煤层是近水平煤层而且是单水平中厚煤层，不具备分层开采的条件。采区上山位置对单一煤层上山可布置在煤层中或布

24

中国矿业大学----毕业设计说明书

置在岩层中。 方案一：煤层上山

采区上山沿煤层布置，掘进速率快、费用低，联络巷道工程量小，可补充探明煤层情况。但是由于煤层上山受采煤工作面采动影响大，维护比较困难，虽然可用加大煤柱尺寸的办法改善维护状况，但是增加了煤炭损失（可布置残余工作面回收大部分）。总的来说，只要条件适宜，特别在具备下列条件时，应尽量采用煤层上山。

一、开采薄及中厚煤层的单一煤层采区，采区服务年限短

二、开采单一厚煤层，煤层厚度不大，顶底围岩稳定，煤质较硬，上山维护不困难

三、联合布置采区，下部有维护条件较好的薄及中厚煤层 四、为部分煤层或区段服务，维护年限的辅助上山 方案二：岩石上山

实践证明，对于单一特厚煤层(煤厚大于6m)或不具备煤层上山条件的煤层群联合布置采区，把采区集中上山布置在煤层底板岩石一般是合理的，为了减轻或避免采煤工作面对岩石上山的采动影响，要求岩石上山必须与煤层底板有一定距离。距煤层愈远愈利于巷道维护，但却增加了联络巷道的工程量。一般条件下，岩石上山与煤层底板间法线距离为10～20m比较合适。但也要根据底板岩层情况使其布置在较稳定的岩层中。

通过以上的对比，方案一的岩石工程量远小于方案二的岩石工程量，而且从经济方面出发，方案二也比方案一浪费，另外该矿井的服务年限只有62年，所以本矿井采用方案一（煤层上山），本矿井初期用不着布置上山。

七、采区内同时生产的工作面数目，它们之间的关系及各工作面情况

采区设计生产能力及同时生产的工作面数目和配置的确定：1、按地质条件及工作面机械化程度确定：本矿井地质条件好，且采用综采机械化程度较高，有利于保证工作面的产量，另一方面，由于本矿煤层无自然发火的倾向，也有利于布置工作面的要求;2、按盘区参数和巷道布置确定：本设计采用放顶煤采煤法，所以工作面单产较高，故要求盘区内同采工作面要少一些，不宜太多，一般为1～2个;3、按矿井生产能力确定：本矿井设计生产能力为180万吨/年，服务年限为58年，属大型矿井;4、本矿只有一层可采煤层，倾角为3到5度，为近水平煤层，按我国目前所掌握的数据，对近水平煤层，综采设备采煤的采区，每一个采区的回采工作面个数为1～2个。

25

中国矿业大学----毕业设计说明书

综上所述，可以确定盘区设计生产能力为180万吨/年，采区内仅布置一个工作面生产，采用两个采区来保证年设计生产能力，采区内不设备用工作面。 八.验算回采工作面产量及掘进出煤量 （一）机组工作面的生产能力

依据《采煤学》（教材）上册公式（7-1）、（7-2）、（7-3）、（7-4）、（7-5）便可以进行验算：

（7－1） Q＝NLSmrc ，吨/日 （式中;L-工作面长度，取200米;S－采煤机每刀截深，取0.75m;C－工作面煤炭采出率取0.85;N－采煤机日进刀数，次;m－采高，取6.8m ;r－煤容重，取1.5吨/立方米）注：前面有备注，这里不多做介绍 （7－2）N60K1(24t1) （N－采煤机日进刀数，取4刀;K-事故影响系数，

td取0.8 ; t－准备工作时间，小时取0.5小时; td－截割每刀所需时间，分）

11（7－4）d＝k（v1＋t2 (式中: 2L－l）tk-每刀辅助时间系数,取1.4 ; l-缺

22口长度,米,因自开缺口,故l=0; 间,取30分)

v-采煤机工作速度,米/分,取2.5m/s, t1-进刀时

1 d=1.4*(180-0)* +30=130.8m

2.5（24－0.5）N＝60*0.8*130＝8.6刀

t由于矿井的实际工作情况，并不是所想象的那样理想，可能遇到许多困难，因此只取4刀。

因此Q＝4×200×0.75×6.8×1.5×0.85＝5202吨/日 （二）.回采工作面产量：

Q采＝5202×330＝171.67万吨/年

所以一个采区布置一个回采工作面即能满足矿井设计生产能力，所以是合理的。（因回采工作面的生产能力即能满足要求，故不再描述掘进煤量）

第三节 采煤工艺及劳动组织

一、设备选型

1、采煤机的选型：

26

中国矿业大学----毕业设计说明书

在选择采煤机时，主要考虑以下因素：（1）3号煤层的平均厚度为6.8m，采用综合机械化开采，一次采全高;（2）该矿煤质属无烟煤;（3）该矿井煤层的倾角为3度到5度

根据以上条件选出了该矿综采工作面的采煤机，采煤机的参数如下表： 型 号 截煤机构 牵引机构 配套电机 截深 滚筒直牵引力牵引速度牵引链规功率 电 径 （吨） （m/s） 格 压 EL-- 0．76 1800 1000 M MM 20 0～9.3 d22×86 170 KW 1140 660 采煤机的实际落煤能力QM，可根据《采煤学》（教材）公式（6-4）来确定。QM＝60×0.55msvKr 吨/时

式中：m－采高，米，取2.5米 ; s－截深，米，取0.6;

vK－采煤机平均牵引速度，米/分，取2.5 ;r－容重，吨/立方米，取1.5

对于综采工作面来说：

QM=60*2.5*0.6*2.5*1.5*0.55=185.625吨/时

2、工作面刮板输送机的选择：

根据《采煤学》（教材）公式（6-6）可以确定输运机必须的生产能力： QQmKvKyKt ， 吨/时

K式中：Kv－考虑采煤机与输送机同向运动时的修正系数，KV＝Ve; VeVe－Vk－输送机链速，米/分，取55.2米/分;Ky－考虑运输方向及倾角系数，取1.1; Kt－考虑磨损使能力降低系数，取1;故

Qk＝445.5×1.05×1.1×1＝514.6吨/时（445.5为工作面一个小时的产煤量，

包括采煤机产出的煤量和放顶所产生的煤量）

27

中国矿业大学----毕业设计说明书

考虑到采煤机与刮板输送机的尺寸配套关系，所以刮板输送机应采用SGWD－250，它的主要技术特征如下：

型号 运输出厂圆环链规格链速 (mm) （m/s） 刮板间距破断拉力（mm） （吨力） 刮板链 能力 长度 SGD-250

600 200 D26*92 1.05 920 85 液压联轴器 型号 额定工功率作（千液瓦） 5YL－125 560 体 乳化液 3、桥式转载机的选择：

14.5 电动机 注油量型 号 （升） 功（中部槽 率电压（伏） 千瓦） JDSB－125*2 125 1140/660 1500*730*220 根据上述刮板输送机的技术特征，考虑到设备的配套关系，决定用张家口煤机厂生产的SZQ－75型桥式转载机。其主要技术特征如下：

型号 运输出厂长有能力度（米） 效（吨搭链规格链速刮板间破断拉（mm） 28

刮板链 中部顺槽规格 （米距（mm） 力（吨） /时） SZQ-75 630 25

中国矿业大学----毕业设计说明书 接 /秒） 12 D18* 1.33 0 >35 1500*730* 190 配套电机 液压联轴器重量（吨） 型号 型号 DSB-75 功率（kw） 75 电压（v） 1140/660 YL-450 14.405 4、顺槽胶带运输机的选择：

根据刮板输送机必须的运输能力，决定工作面选用一台西北煤机厂和产的DSP1063/1000型可伸缩脐带输送机。其主要技术特征如下：

型号 运输输送长能力度（米） （吨/时） DSP-1063/1000 630 1000 尼类整1000 编强力塑料带 配套电机 功 率电压（v） 机头外形尺寸 长*宽*高（mm） 1.88 类型 输送带 宽度（mm） 速度（米/秒） 与转载机接头最大长度（米） 12.5 贮带长液力联重量 度（米） 轴器型（吨） 型号 号 50 YL-500 95 （kw） JDSB-125 125 1140/660 4755*2662*1665

29

中国矿业大学----毕业设计说明书

5、乳化液泵站：

根据综采工作面液压支架对泵站压力的要求，决定选用无锡煤机厂生产的XRBB乳化液压泵站。其主要技术特征如下：

26、电气设备：

（1) 移动变电站：轨道斜巷约距工作面100米处布置一台，型号为KSGZY315。

型号 工作额定流量柱塞直柱塞行柱塞往配套电机 介质 （升/分） 径（mm） 程（mm） 复次数（次/分） XRBB 乳化2液 20 20 20 50 BJQ261-4 3 型号 功率（KW） （2）低压开关：型号ZKT防爆型。 （3）工作面照明：型号KBY-62型支架灯，与它配套的控制开关为KB-1012型。

（4）煤电钻：型号MZ-12C型。 7、放顶煤液压支架的选型：

根据煤层顶底板岩层性质，最大最小采高及顶板压力大小，同时顶板周期压力小,且顶板破碎后，岩石块度小，为了防止岩石窜入支架内，影响移架顺利进行及井下人员的安全，因此决定采用支撑掩护式放顶煤支架，该类型的支架只有FY400－14/28和FYD400－26/32两种。，具体参数如下表： 型号 高度 宽度 工作阻中心支护 m m 力（KN） 推力 移架移动步距 重量 （吨） 距m 面积 （KN） 力m2 （KN） mm 128.2/251.3 160.8 700 8.6 FY401.4-0－2.8 14/28 1.43 3920 1.5 5.45 30

FYD42.600－－26/33.2 2 1.45

中国矿业大学----毕业设计说明书 4233.1.5 5.45 － 305 6 700 13.8 根据该矿井的具体情况（平均煤厚6m，采用放顶煤技术），所以应采用FY400－14/28型号的支架

根据《矿山压力及其控制》对顶板压力进行估算：

（1）

老顶载荷Q2：

P＝（4～8）×M× 吨/米3 式中：

P－考虑直接顶及老顶来压时的支护强度; M-采高,取2.50米, -容重,取1.50吨/米3 则: P=8×2.50×1.50＝30吨/米2

（2）

顶板压力：

Q＝P×S 式中： S－支护面积，米2 所以，该矿煤层顶板压力为： Q＝30×5.45＝163.5吨＝1635KN

放顶煤支架应具有的工作阻力的50％选取。故选用放顶煤支架的型号为：FY400－14/28放顶煤液压支架是全理的。

第七章 井下运输 第一节 运输系统和运输方式

一、 运输距离和货载量

工作面运输顺槽平均运距为1827m；上山最大运距为1500m；大巷平均运距为1241m，故从井底到工作面的最大运距为4568m。带区布置一个工作面，设计日产量5416t，根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备运输，考虑到正常生产与工作面的安装和搬家两种情况，人员运输考虑以各采掘面人员依次运到为基础，兼顾其它固定地点的人员进行运输。

31

中国矿业大学----毕业设计说明书

二、运输方式

运煤：由于矿井井型大，需运输系统有较大的运输能力，煤层赋存条件简单，为近水平煤层，且运输距离较远，故采用胶带输送机运煤。

辅助运输：回采工作面为大功率采煤机开采，巷道掘进采用半煤岩巷道掘进机，锚杆支护，采掘面用人、用材料相对较少，需要一种灵活机动和快捷的运输方式与之相配套的有效辅助运输方式。

人员从副井乘坐人车到各个工作地点。

材料及一般设备由矿车送至带区各个使用地点，大型设备也用矿车运送。 三、运输系统 （一）运煤系统

采煤工作面→运输顺槽→运输上山→采区煤仓→运输大巷→井底煤仓→主斜井→地面

掘进工作面→运输上山→采区煤仓→运输大巷→主斜井井底煤仓→主斜井→地面 （二）运料系统

地面→副斜井→轨道大巷→轨道上山→轨道顺槽→采煤工作面 地面→副斜井→轨道大巷→轨道上山→掘进工作面 （三）人员输送系统

地面→副斜井→轨道大巷→各个工作地点

第二节 运输设备的选择

一、 设备选型原则

(一)必须考虑矿井开拓系统状况，并与运输系统统一规划，注意上下运输环节能力的配套，以及局部运输与整体运输的统一。

（二）必须使上下两个运输设备能力基本一致，设计时应合理的选择生产不均匀性或不连续性，要采取一些缓冲措施，如设置煤仓或储车线等。

(三)必须注意尽量减少运输转载次数，不要出现输送机→轨道→输送机→轨道。 (四)必须使设备的运输安装和检修方便，并考虑输送设备对通风、供电的要求是否合理，电压等级是否符合标准。

(五)必须在决定主要运输的同时，统一考虑辅助运输是否合理经济等。 二、井下运输设备选择及能力验算 （一）运输设备选型

32

中国矿业大学----毕业设计说明书

结合矿上的实际使用情况，以及采煤工艺设计工作面所选用设备技术特征，带区运输设备配套选型如下：（各设备技术特征见表7.1、7.2、7.3、7.4）

表7.1 刮板输送机技术特征 项 目 型 号 制造厂家 运输能力 出厂长度 刮板链形式 电压等级 总装机功率 链速 中部槽尺寸 单 位 SGWD－250 张家口煤机厂 t/h m V KW m/s mm 600 200 单链 1140 250 1.06 1500×750×250 数 目 表7.2 胶带输送机技术特征 项 目 型 号 制造厂家 运输能力 运输长度 电压等级 总装机功率 链速 中部槽尺寸 t/h m V KW m/s mm 单 位 数 目 SDJ-150 淮南煤机厂 630 1000 1140 315 1.9 1500×1332×284 表7.3 破碎机技术特征 项 目 型 号 运输能力 整机重量 电压等级

单 位 WB1420 t/h t V 数 目 3000 19 1140 33

中国矿业大学----毕业设计说明书

总装机功率 KW 315 中部槽尺寸 mm 3700×1700×2000 表7.4 运输斜巷皮带技术特征 项 目 型 号 制造厂家 运输能力 运输长度 电压等级 总装机功率 链速 中部槽尺寸 （二）运输能力验算 设计长壁回采工作面采煤机的最大瞬时出煤能力为600t/h，工作面刮板输送机生产能力为600t/h，破碎机通过能力为3000 t/h，运输斜巷皮带通过能力为630t/h，带区运输系统各生产通过能力均大于工作面最大瞬时出煤能力，且各环节依次后一设备运输能力均大于或等于前面运输设备的运输能力，故选取设备能力满足要求。 三、大巷运输设备选择 （一）主运输大巷设备选择

根据矿井开拓布置和运量的要求，井下煤炭运输采用胶带输送机的运煤方式，带式输送机运量大，运输系统简单，用人少，效率高、事故少，生产潜力大，便于实现集中和自动控制，使运输提升连续化，可以充分发挥综采机械设备的生产能力，确保矿井高效稳产。

大巷带式输送机技术特征表见表。

大巷带式输送机技术参数及特征表

序号 项 目 单 位 大巷带式输送机 t/h Q=630 原煤 区段运输巷带式输送机 Q=630 原煤 t/h m V KW m/s mm 单 位 数 目 SDJ-150 淮南煤机厂 630 1000 1140 315 1.9 1500×1332×284 1 运输量 2 运输物料 34

3 散密度 4 带宽 5 带速 6 输送机倾角

中国矿业大学----毕业设计说明书

3t/m r=0.9 r=0.9 mm m/s 度 m m mm N B=1000 V=4.5 α=0～16° Lh=2145 H=5 D=1250 165257 B=1000 V=4.5 α=0～16° Lh=1273 H=40 D=1250 65219 7 输送机水平长度 8 输送机提升高度 9 驱动滚筒直径 10 上分支运行阻力(F1) 下分支运行阻力(F2) 11 N N N N mm N/mm 59467 122341 3704 双滚筒两电机 软驱动 430357 1400 ST2500 14230 23148 114357 双滚筒两电机 软驱动 145423 1400 ST800 12 物料提升阻力(F3) 13 总圆周力(P) 14 驱动方式 15 最大张力(S1) 胶带宽度 带强 16 (PVG)MT147-95 型号 17 电动机 功率 电压 （二）运输设备能力验算

kw kv YB560L-4（三台）YB450S1-4（两台）n=1480r/min N=2×710 10.0 n=1480r/min N=2×315 10.0 设计长壁回采工作面采煤机最大瞬时出煤能力为600t/h，带区皆不设阶段煤仓，长壁回采工作面分带斜巷带式运输机来煤直接装载到大巷带式输送机上。大巷胶带运输机运输能力为630t/h，能满足要求。

35

中国矿业大学----毕业设计说明书

第八章 矿井提升

第一节 矿井提升概述

矿井设计井型为180万t/a，服务年限为58.88年，其中只有3号煤层可采。 煤层埋藏浅，储量丰富。矿井属于低瓦斯矿井，3号煤层无自燃性无爆炸危险。 矿井开拓方式为双斜井单水平开拓，水平标高为620m,主斜井倾角16°，净断面为14.6m2，设计宽度为4.8m，斜长507.91m，副斜井倾角为16.2°，净断面14.6 m 2，设计宽度为4.8m，斜长508.98m。

矿井工作制度为“三八”制，两班采煤，一班检修，每天净提升时间为14小时，矿井设计年工作日330天。

主斜井采用胶带输送机提升，副斜井采用矿车运输。井下主运输采用胶带输送机，辅助运输采用矿车。

第二节 主副井提升

一.主井提升

根据矿井开拓情况，主斜井采用胶带输送机输送煤炭，胶带运送机采用西北煤机总厂的DSP－763/1000。主要技术参数为：

带宽：B＝1000m 运量：Q＝630t/h 带速：V＝1.88m/s 长度：L＝700m

减速器：型号3C560NE-1240, i=25, 三台

变频电机：型号1LA1454－49V00，功率N＝850KW，三台 输送机：带强ST2500，采用阻燃型钢绳芯胶带

胶带张紧装置采用一套液压自动拉紧装置，型号DYL-01-7/25，设置在输送机尾部。 二.副井提升

副井主要的作用是下人、下料和排矸，人车选择吉林市矿山机械厂的XRC15－6/6W型号的矿车，下料和排矸选用1.5t，600轨距的固定式矿车即能满足要求，所以矿车采用淮南市矿车厂生产的型号为MG1.7－6A的矿车。（根据该矿井的特点，矿井投产后产生的矸石极少，所以不给考虑）

36

中国矿业大学----毕业设计说明书

第九章 矿井通风与安全 第一节 矿井通风系统的确定

一、矿井通风系统的基本要求

选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求：

1．矿井至少要有两个通地面的安全出口；

2．进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染； 3．北方矿井，冬季井口需装供暖设备； 4．总回风巷不得作为主要行人道； 5．工业广场不得受扇风机的噪音干扰； 6．装有箕斗的井筒不得作为主要进风井； 7．可以通风的矿井，采区尽可能通风； 8．通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件； 9．通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变 二、矿井通风方式的选择

选择矿井通风方式时，应考虑以下两种因素：

1．自然因素：煤层赋存条件、埋藏深度、冲击层深度、矿井沼气等级。 2．经济因素：井巷工程量、通风运行费、设备装备费。

一般说来，新建矿井多数是在并列式、分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。下面对这几种通风方式的特点及优缺点适用条件列表比较，见下表。

通风方式比较

项目 适用条件 类型 中 央 并 列 新建矿井，煤层倾角大，走向长度小于4Km，而且瓦斯、自燃发火不严重的矿井 初期投资少，出煤快，采区生产集中，便于管理；节省风井工业广场占地，压煤少；便于井筒延伸，为深部通风提供有利条件；风流折返流动路线长，通风阻力大，通风费用高；37

优缺点

中国矿业大学----毕业设计说明书

式 工业广场有风机，噪音大。 中 央 分 列 式 与并列式相比，这种方式较安煤层倾角较小，埋全，建井期两井深部延伸，通风不困藏较浅，走向长度不大难，风流不折返，阻力小，内部漏风而瓦斯和自燃发火较严小，有利于防火。工业广场没有噪音重的矿井 和污风的污染，回风井系统设备防尘管理比较方便。 适用于走向长度大于4Km，井田面积大，产量高，煤层距地表浅，瓦斯、自燃发火严重的矿井。 适用于煤层距地表由于风流路线较短，阻力和漏风小，所以各采区风阻表较稳定；矿井总风压稳定，工业广场不受污染，比分列式安全性更好；但它的初期投资较大，管理相对分散，发生事故时反风较困难。 两 翼 对 角 式 分 区 对 角 式 浅，因地表高低起伏较大，无法开掘浅部总回各分区有的通风线路，互相风巷，而且表土层没有不影响而且通风阻力小，建井工期沙层，便于开掘小风井。短，安全生产好，分区风井多，占场另外，煤层走向长，多地多，通风机管理分散。 煤层开采，高温矿井也可以采用这种方式。 通过对以上几种通风方式的比较和技术分析，结合矿井的地质条件，水平标高+620m。煤层为近水平煤层。分东区和西区，各布置两个带区。矿井年产量150万t，为大型矿井，煤井田走向长4.0km，煤层倾角层无自然发火危险，瓦斯涌出量小，根据以上分析，确定采用并列式通风。 三.矿井主要扇风机工作方式选择

38

中国矿业大学----毕业设计说明书

煤矿主要扇风机的工作方法基本上分为抽出式与压入式两种。现将两种工作方法的优缺点对比如下：

1．抽出式主扇使井下风流处于负压状态，当一旦主扇因故停上运转时，井下风流的压力提高，有可能使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；

2．压入式主扇使井下风流处于正压状态，当主扇停转时，风流压力降低，有可能使采空区瓦斯涌出量增加，比较危险。

3．采用压入式通风时，须在矿井总进风路线上设置若干构筑物，使通风管理工作比较困难，漏风较大。

4．如果能够严防总进风路线上的漏风，则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式小。

5．在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时，有一定困难，过渡时期是新旧水平同时产生，战线较长，有时还须额外增掘一些井巷工程，使过渡期限拉得过长。如果用抽出式通风，就没有这些缺点。

综上所述以及该矿井的具体情况，采用抽出式通风比较安全，漏风少。因此，确定矿井采用抽出式通风。 四.工作面通风方式

本设计采用“Ｕ”型全负压通风。

井下通风安全设施主要有风门、调节风门、风桥、隔爆水棚、回风井井口防爆门、进风井井口防火铁门等。

对已采工作面巷道应在停采线处及时密闭，以减少漏风。

在进、回风巷道之间,应设两道双向风门，以利于必要时反风和正常时减少漏风并防止风流短路。

第二节 风量的计算

一、矿井风量计算原则

矿井需风量，按下列要求分别计算，并采取其中最大值 按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算 二、矿井需风量的计算 1、采煤工作面需风量的计算

采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算，取其最大值。 （1）按瓦斯涌出量计算

39

中国矿业大学----毕业设计说明书

Qwi＝100*Qgwi*kgwi

式中：Qwi－第i个采煤工作面需要风量，m3/min

Qgwi－第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min。该工作面的相对瓦斯涌出量为5m3/t，所以Qgwi＝225.675*5＝1128.375m3/h=18.80m3/min

kgwi －第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比，机采工作面取1.2～1.6。 所以Qwi＝2632.875m3/min （2）按工作面进风流温度计算

采煤工作面应有良好的气候条件，其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。其气温与风速应符合下表的要求： 采煤工作面进风流气温0C <15 15~18 18~20 20~23 23~26 采煤工作面的需要风量按下式计算： Qwi=60*vwi*Swi*kwi

式中： vwi－第i个工作面的风速，按其进风流温度从上表中选取，m/s

Swi－第i个采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶时有效断面的平均值，m2

kwi－第i个工作面的长度系数，可按表选取 采煤工作面长度风量系数表 采煤工作面长度/m <15 工作面长度风量系数 kwi 0.8 采煤工作面风速 m/s 0.3~0.5 0.5~0.8 0.8~1.0 1.0~1.5 1.5~1.8 40

50~80 80~120 120~150 150~180 >180

中国矿业大学----毕业设计说明书 0.9 1.0 1.1 1.2 1.3~1.4 所以Qwi＝60*1.3*12.835*1.4＝1401.582m3/min （3） 按人数计算

Q=4N

式中：Q——回采工作面实际需要风量，m3/min；

N——回采工作面同时工作最多人数，煤巷取为28人； 4——以人数为计算单位的供风标准。 则：Q= 4×28 =112m3/min （4）按风速进行验算

按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：

Qwi≥60*0.25* Swi＝60*0.25*12.835＝192.525m3/min 按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量： Qwi≤60*4*Swi＝60*4*12.835＝3080.4m3/min

采煤工作面有串联通风时，按其中一个最大需风量计算。备用工作面亦按上述要求，并满足瓦斯，二氧化碳、风流温度和风速等规定计算需风量，且不得低于其回采时需风量的50％。

所以回采工作面的供风量按2700m3/min 2、掘进工作面所需风量的计算 （1） 按沼气涌出量计算

Q=100q×K

式中：Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min；

q——该掘进工作面回风流中沼气绝对涌出量m3/min;

K——该掘进工作面瓦斯涌出不均匀和备用系数，一般可取1.5～2.0

41

中国矿业大学----毕业设计说明书

3

则：Q = 100×2.8×1.7 =476 m/min （2） 按人数计算

Q=4N

式中：Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min；

N——掘进工作面同时工作最多人数，煤巷为28人； 4——以人数为计算单位的供风标准。 则：Q煤 = 4×28= 112 m3/min （3） 按局部通风机吸风量计算

Q= Qf×K

式中：Q——掘进工作面实际需要风量，m3/min；

Qf——掘进工作面局部通风机的供风量。煤巷掘进选用型号为JBT-62型局扇，吸风量为350 m3/min。

K——风筒供风率，取为1.2； 则：Q煤 = 350×1.2 = 420m3/min （4）按风速进行验算

按最小风速验算，各个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最小风量： Qhi60*0.25*Shi＝60*0.25*12.16＝182.4 m3/min 按最高风速最高验算，各个掘进工作的的最大风量： Qhi60*4*Shi＝60*4*12.16＝2918.4 m3/min 式中 Shi－第i个掘进工作面巷道的净断面面积，m2

所以掘进工作面的风量取500 m3/min（双轨轨道运输大巷选用JBT－62的局部通风机，运输大巷选用JBT-51的局部通风机） 3、硐室所需风量的计算

（1）火药库所需风量

按库内空气每小时必须换4次计算，一般情况下，大型火药库取100-150m3/min，中型火药库取60-100m3/min。在本设计中，取为110m3/min；

（2）采区绞车房所需风量 根据实际需要，取为80m3/min； （3）采区变电所所需风量

42

中国矿业大学----毕业设计说明书

3

根据实际需要，取为150 m/min； （4）水泵房所需风量

根据实际需要，取为100 m3/min； （5）变电所所需风量 根据实际需要，取为150 m3/min；

则，∑Q硐=110+80+150+100+150=590m3/min 4、其他巷道所需风量的计算

按回采工作面、掘进工作面、硐室所需总风量的5％来考虑，则有： ∑Q其他 = （2700+500*2+590）×5％=214.5m3/min 5、矿井所需总风量的计算

Q=（Q采+Q掘+∑Q硐+∑Q其他）×K

全矿按一个回采工作面、两个掘进工作面考虑。

K——风量备用系数，因有外部漏风（指在防爆门和主扇周围等处的漏风）和内部漏风（通风构筑物、采空区和破碎的煤柱等处的漏风）故取为1.18。

则：Q = （2700+500×2+590+214.5）×1.18

= 5315m3/min =88.58m3/s

三、风量的分配

矿井总风量是井下各工作地点的有效风量和各条风路上漏风量总和。矿井总风量的分配要根据实际需要由里往外细致分配。分配给各用风点的风量，必须符合《规程》中有关规定。根据实际需要由里向外的配风原则，逆风将各用风地点计算值乘以1.25就是各用风地点实际风量。

风量分配:将矿井总风量分配到井下各用风地点： 总风量：88.58 m3/s 综采工作面：45m3/s； 综掘工作面：16.67 m3/s； 所有硐室：9.83m3/s； 其它巷道：3.58m3/s。

第三节 负压及等积孔的计算

43

中国矿业大学----毕业设计说明书

井巷通风总阻力是选择矿井主扇的重要因素之一。所以，在选择主扇之前，必须首先计算井巷通风阻力。 一、 计算原则

1、如果矿井的服务年限不长（10～20a），选择达到设计产量后通风容易和通风困难两个时期通风阻力最大的风路，沿着这两条风路分别计算各段井巷的通风阻力，然后累加起来，便得出这两个时期的通风总阻力hv1min和hymax时的要求，既能做到在通风困难时的要求，又能做到在通风容易使用合理，其它时期就无须计算，如矿井服务年限较长（30～50a）则只计算头（5～25a）内的左右通风容易和通风困难两个时期的hrmin和hrmax。

2、为了经济合理（减少矿井外部漏风和主扇运转费用，不致因主扇的风压过大造成瓦斯和自然发火难于管理，以及避免主扇选型太大，使购置、运输、安装、维修等费用加大，须控制hrmax不能太大（一般不超过3000Pa）特大型的矿井除外），必要时需对某些局部巷道采取降低风阻的措施。

3、要先分析整个通风网络中，自然分配风量和按配分配的区段的通风阻力。 二 计算方法

通风阻力的计算包括摩檫阻力和局部阻力两个部分，摩檫阻力是风流与井巷周壁摩檫以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力而引起的风压损失即摩擦阻力损失，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数。而局部阻力是风流经过井巷的一些局部地点，如井巷突然扩大或缩小，转弯交叉处以及堆积物或遇矿车等，由于风流速度或方向发生改变，导致风流本身剧烈冲击，形成极为紊乱的涡流，从而损失能量。造成这种冲击与涡流的阻力即称局部阻力，由于这种阻力所产生风压损失就称局部阻力损失。井下产生局部阻力地点虽多，但其一般占矿井通风总阻力的10%。

1.计算各段井巷的摩擦阻力，矿井摩擦阻力计算公式如下：

h=αLUQ2/S3 ＝RQ2 式中： h——巷道摩擦阻力；

L、U、S——分别使巷道的长度、周长、净断面积； Q——分别给井巷的风量；

α——各巷道的摩擦阻力系数，Ns2/m4，按《煤矿矿井设计手册》选取.

通风容易时期的摩擦阻力

44

中国矿业大学----毕业设计说明书

序号 1 2 3 井巷 名称 支护 a10 形式 4L（m） U（m） Q（ m3/s） S（ m2） h（ Pa） 30 45 31.83 14.6 14.6 14.63 22.76 92.95 448.4 主斜井 锚喷 副斜井 锚喷 运输大巷 轨道大巷 轨道顺槽 皮带顺槽 工作面 回风上山 回风立井 锚喷 120 507.91 14.9 90 140 508.98 14.9 1241 14.5 4 锚喷 100 1241 14.5 33 14.63 350.01 5 锚网 120 1932 14 45.31 12.16 354.02 6 锚网 液压支架 锚喷 120 1940 14 45 12.16 352.81 7 330 200 14.35 45 12.83 148.35 8 90 3370 13.6 75 16.2 808.74 9 锚喷 90 170 31.4 75 19.625 52.98 总阻力 ∑h=1334.16Pa 沿着上述风路，将各区段的摩擦阻力叠加起来并考虑适当的局部阻力系数（一般不细算局部阻力）。即可算出通风容易的井巷通风总阻力为：

HF= 1.15∑h = 1.15×1334.16=1534.284 Pa

已知矿井通风总阻力HF和矿井总风量Q，即可求得矿井的总风阻Rm：

Rm＝Hf28 ，Ns/m 2Q

45

中国矿业大学----毕业设计说明书 1534.284＝0.177 ，Ns2/m8 所以Rm＝293.1所以容易时期的等积孔计算如下： Amin=

1.19Rm =2.83m2

矿井通风难易程度分级

矿井通风难易程度 容易 中等 困难 矿井总风阻 28 R（m Ns/m）等积孔 A （m2） <0.355 <0.355--1.420 >1.420 >2 1~2 <1 根据上表可知，该矿井通风容易

通风困难时期的摩擦阻力

序号 1 2 3 井巷 支护 名称 形式 主斜井 锚喷 副斜井 锚喷 运输大巷 轨道大巷 锚喷 a104 L（m） U（m） Q（ m3/s） S（ m2） h（ Pa） 120 507.91 14.9 90 508.98 14.9 140 1241 14.5 30 45 31.83 14.6 14.6 14.63 22.76 92.95 180.16 4 锚喷 100 1241 14.5 33 14.63 140.6 46

中国矿业大学----毕业设计说明书

5 运输上山 轨道上山 皮带顺槽 轨道顺槽 工作面 回风上山 回风立井 锚喷 100 1520 13.99 30 13. 75.41 6 锚喷 100 1520 13.99 33 13. 75.41 7 锚网 120 1858.6 14 45 12.16 352.81 8 锚网 液压支架 锚喷 120 1845.6 14 45.31 12.16 354.02 9 330 200 14.35 45 12.83 90.81 10 90 1520 13.6 73.17 16.2 79.19 1 锚喷 90 170 31.4 75 19.625 52.98 总阻力 ∑h=2541.36 Pa 沿着上述风路，将各区段的摩擦阻力叠加起来并考虑适当的局部阻力系数（一般不细算局部阻力）。即可算出通风困难时期的井巷通风总阻力为：

HF= 1.15∑h = 1.15×2541.36=2922.56 Pa

已知矿井通风总阻力HF和矿井总风量Q，即可求得矿井的总风阻Rm：

Rm＝Hf ，Ns2/m8 2Q 所以Rm＝0.35 Ns2/m8 所以容易时期的等积孔计算如下： Amin=

1.19Rm =2.01m2

根据矿井通风难易程度分级表可知，该矿井的通风困难时期也比较容易。

第四节 矿井通风设备的选择

矿井通风设备是指主要通风机和电动机

47

中国矿业大学----毕业设计说明书

矿井通风的要求：（1）矿井必须设两套同等能力的主通风设备，其中一套做备用（2）选择通风设备应满足第一开采水平各个时期工况变化，并使通风设备长期高效率运行。当工况变化较大时，根据矿井分期时间及节能情况，应分期选择电动机（3）通风机能力应留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计负压和风量时，轮叶运转角度应比允许范围小5度，离心式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90％（4）进出风井井口的高差在150m以上，或进、出风井井口标高相同，但井深400m以上时宜计算自然风压。 主要通风机风压：

1、 通风机的风量在前边已经计算过了，容易时期为1534.284pa，困难时期

为2922.56pa。

2、 计算通风机风压;通风机全压Htd和矿井自然风压HN共同作用克服矿井

通同系统的总阻力hm、通风机附属装置（风硐和扩散器）的阻力hd及扩散器出口动能损失hvd。当自然风压与通风机风压作用相同时取（_）;自然风压与通风负压作用反向时取“+”。根据提供的通风机性能曲线，通风机的风压可由下式进行计算： Htd＝hm+hd+hvdHN 对于轴流式通风机来说：

容易时期 Hsdmin＝hm+hd－HN

困难时期 Hsdmax＝hm+hd+HN

通风容易时期为使自然风压与通风机风压作用相同时，通风机有较高的效率，故从通风系统阻力中减去自然风压HN;通风困难时期，为使自然风压与通风机风压作用反向时，通风机能力满足，故通风系统中加上自然风压HN。（通风机附属装置的平均阻力为196pa，因为该井埋藏较浅，主井和副井处于同一标高，所以不考虑自然风压）

3、 初选通风机根据计算的矿井通风容易时期通风机的Q、Hsdmin和矿井通风

困难时期通风机的Q、Hsdmax在通风机特性曲线上，选出满足矿井通风要求的通风机为BDNo24。

4、 求通风机的实际工况点：因为根据Q、Hsdmin和Q、Hsdmax确定的工况点，

即设计工况点不一定恰好在所选通风机的特性曲线上，必须根据通风机

48

中国矿业大学----毕业设计说明书

的工作阻力，确定其实际的工况点。 （1） 计算通风机的工作风阻：Rsdmin＝Hsdmin Q2 Rsdmax＝Hsdmax Q25、 确定通风机的实际工况点：在通风机特性曲线中做通风机工作风阻曲线，

与风压曲线的交点即为实际工况点。(见图)

HPaQ / m3/s

6、 电动机的选择

1、通风机输入功率按通风容易及困难时期，

Nmin＝QHsdmin1000s分别计算通风机所需输入功率

Nmax＝QHsdmax

1000s式中 s－通风机静压效率，由图中可以看出，通风容易时期 s为0.73，通风困难时期 s为0.82

Nmin，Nmax－矿井通风容易时期和通风困难时期通风机的输入功率，Kw 所以 Nmin＝

91.3*1730.284＝216.404kW

1000*0.7349

中国矿业大学----毕业设计说明书 91.3*3118.56＝347.225Kw Nmax＝1000*0.82

2、电动机的台数和种类：当Nmin0.6Nmax时，可选一台电动机，电动机功率为： Ne＝Nmaxke/（etr）

当Nmin<0.6Nmax时，选用两台电动机，其功率

分别为 初期 Nemin＝NminNmaxke/（etr） 后期 Ne＝Nmaxke/（etr） 式中 ke－电动机容量备用系数，ke＝1.1～1.2

e－电动机效率，e＝0.9～0.94（大型电机取较高值） tr－传动效率，电动机与通风机直联时取1，皮带传动时取0.95 电动机功率在400～500Kw以上时，宜选用同步电动机（优点：低负荷运转

时，可用来改善电网功率因数，使矿井经济用电;缺点是这种电动机的购置和安装费较高。

216.4040.6*347.225=208.335,所以应选一台电动机，功率为443.27Kw。

第五节 防止特殊灾害的安全措施

一、火灾及煤层自然发火的防治措施

(一) 火灾的防治措施

设计采取了以下措施：预防井下火灾的措施

本井田内3号煤层为不易自燃煤层，因此应重点预防其他原因引起的火灾。为防止井下电气及运输设备发生火灾，本着“预防为主，消防并举”的基本原则，设计采取了以下措施：具体措施如下：

（1）按《煤矿安全规程》有关规定设置了井下消防材料库，按规定配备了灭火材料与器材；在井下主要巷道安装自动监测装置及消防洒水系统；在火灾隐患严重的地点（井口、机电硐室等）分别设置了消火栓和灭火器；在进风井井口设有防火门，防止地面火灾随风风流引入井下，机电设备硐室设有防火栅栏两用门，并配有灭火器及相关灭火材料。

（2）井下主要机电硐室设置防火门。

（3）井下爆破材料库采用通风系统和隔爆设施。

50

中国矿业大学----毕业设计说明书

（4）生产期间应制定并严格入井检查制度，禁止一切人员携带烟草和点火工具下井，井下及井口房内一般不准进行焊接作业，如必须进行，应按《煤矿安全规程》的有关规定进行。

（5）正确选择和合理使用电气设备，加强维护，保证输电线路完好，设备正常运转，防止发生事故。

（6）采用阻燃和防静电胶带、不延燃电缆、风筒和不燃液。在胶带输送机头和主要机电硐室设火灾报警和灭火装置。各胶带输送机巷均铺设消防管路，每隔一定距离设有消防水龙头。

（7）井下不存放汽油、煤油和变压器油。井下擦抹机械用过的棉纱和布头等放在盖严的桶内，定期送往地面处理。

（8）扇风机房和井下设有反风装置，必要时可进行局部或全矿井反风。 （9）矿井生产期间，必须有专人负责检查和维护井上下安全设施，保证其完好无损，符合要求。

（10）在井下主要巷道安装自动监测装置及消防洒水系统。 （11）井底车场、主要大巷及机电设备硐室均采用不燃性材料支护。 (二) 煤层自燃的防治措施

按照《矿井防灭火规范》的规定和要求，结合目前国内防灭火发展状况，设计确定本矿井建立以氮气灭火为主，喷洒阻化剂和黄泥灌浆为辅的防灭火系统和安全监测、监控系统。

1. 氮气防灭火系统

目前国内煤矿所采用的氮气防灭火系统有以下四种方式：地面固定式制氮装置防灭火系统、地面移动式制氮装置防灭火系统、井下固定式制氮装置防灭火系统和井下移动式制氮装置防灭火系统。

井下固定式和井下移动式氮气防灭火系统与地面固定式和地面移动式氮气防灭火系统相比具有机动性强、出氮快、自动化程度高、不需要修建大型地面厂房、投资省、生产成本低等优点。而井下移动式与井下固定式相比具有输氮管路短、泄露少；机动灵活，可就近放置制氮设备；设备维护简单、使用方便等特点，因此设计确定采用井下移动式制氮装置系统。

根据《煤矿安全规程》的有关规定和我国制氮设备能力及其它矿井氮气防灭火的成功经验，本矿井氮气防灭火有关指标选取为：采空区惰化指标为7%；注氮火区

51

中国矿业大学----毕业设计说明书

含氧量为3%；氮气纯度为97%。

结合本矿井工作面产量、瓦斯、采空区氧化带氧含量，并参考国内其它矿井综采工作面注氮量，计算确定本矿井每个回采工作面注氮量为1200m3/h。据此，设计每个工作面选用两套MD-600型井下移动式膜分离制氮机，产氮量为2×672 m3/h。根据井下巷道布置情况，将制氮机放置于距回采工作面约1000m左右的运输巷联络巷里，在工作面运输巷铺设Ø108×4无缝钢管，根据采空区温度及有害气体的浓度，连续或间歇地往采空区注入氮气。随着工作面的推进，制氮机间断地往外回撤。当井下其它地点发火或出现着火征兆时，可根据着火点距制氮机的距离选择铺设管路或移动制氮机的方法扑灭火点或消灭火灾隐情。

2. 阻化剂防灭火系统

井下煤炭自燃，一般是由于残留在采空区或回采巷中的浮煤，以及压裂的煤柱在漏风过程中氧化发火。通常把发火点的煤炭分为冷却带、氧化带及窒息室。阻化剂是一种吸水性很强的盐（CaCL2），喷散到煤体上，能浸入煤的节理与裂隙，形成一个稳定的抗氧化保护膜，隔绝煤与空气中氧的接触，降低煤在低温下的氧化活性从而起到阻止、推迟煤层自然发火的作用。

本设计采用移动式阻化剂雾化系统，即在工作面运输巷与设备列车一起设置贮液箱和阻化剂喷射泵，通过管道进入工作面，喷洒气雾阻化剂到采空区和工作面四线（工作面巷道及停采线）。设计选用XRB50/12.5型喷射泵和Ⅱ型雾化器。

3. 黄泥灌浆系统

因煤层属于不自燃煤层，所以灌浆方法采用采后灌浆，优点是安全、可靠、效率高，灌浆工作在时间和空间上不受回采工作的。

4. 建立安全监测、监控系统

根据《煤矿安全规程》的规定，采用氮气防灭火时，必须有能连续监测采空区气体成分变化的监测系统。束管监测技术是目前比较成熟的安全监测技术，可以在地面连续遥测井下发火处的O2、CO、CO2及CH4四种气体，监测地点多达24处，是氮气、阻化剂防灭火不可缺少的辅助系统，设计选用束管理监测系统。此外还配备KJ95安全监控系统，KJ95监控系统以地面中心站和井下分站的形式，对井下各采、掘工作面风速、温度、瓦斯及运输设备的开停信号等进行实时监测。

(三) 火灾及自然发火灭火

本设计贯彻“预防为主”的安全生产方针，重点是早期预防火情，减少火灾的

52

中国矿业大学----毕业设计说明书

发生和发展，一旦井下发生火灾，一般有以下几种灭火方法：

1. 采用高倍数及低倍数泡沫灭火，此种方法可用于井下巷道设备及设施着火后直接灭火。

2. 采用氮气灭火。当工作面采空区或巷道局部煤层发火时，在自然发火两端打密闭，埋入注氮气管道，连续注入氮气，直到火源熄灭为止。

(四) 加强通风、安全及生产管理，强化职工防灭火意识，培养防灭火管理人 预防煤尘爆炸的措施

二、预防煤尘自燃与爆炸的措施

为了保护工人健康和防止煤尘爆炸事故，保证安全生产期间都必须制定防尘，降尘，预防和控制煤尘爆炸范围的措施，加强管理，严格执行。根据煤尘爆炸性鉴定，本井田各煤层均具煤尘爆炸危险性，因此设计提出如下防止煤尘爆炸的措施：

1. 减少生产、运输中煤尘在空气中的浮尘量。

(1) 加强通风管理：严格控制采、掘工作面的风速，防止煤尘飞扬。井下所有溜煤眼及煤仓必须保持存煤，不得放空。设计掘进工作面配备SCF－7湿式除尘风机，用于捕捉和收集散布于空气中煤尘，从而使浮尘量降到最小程度。

(2) 煤层注水：在回采工作面运输巷和回风巷配备有MYZ－150B型钻机和5D－2/150煤层注水泵，用于煤层注水，使水沿煤层节理和裂隙渗入煤体，减少开采时煤尘发生量。

(3) 喷雾洒水和清洗巷道：设计中已考虑完整的撒水防尘系统，在采煤机滚筒、掘进机截割头、煤流中各转载点以及能产生粉尘的地点，都进行喷雾洒水，在敷设管路时，100m留一个三通，以便定期冲洗巷道岩粉。在进风的两翼以及回风道，设置水幕进行风流净化。

(4)经常检测风流中的粉尘含量，定期清扫和冲洗巷道周壁、支架上的粉尘，浮煤定期清扫运走，减少粉尘积存，并且定期用石灰水粉刷巷道周壁。

2. 防止煤尘引燃

本矿井机械化程度高，井下电气设备多，电压高，因此井下所有电气设备必须防爆，各种电气设备要保持完好状态，严格执行《煤矿安全规程》，预防井下火灾发生。

3. 煤尘爆炸范围扩大

53

中国矿业大学----毕业设计说明书

为防止煤尘爆炸范围扩大，设计在主要运输大巷、回风大巷、相邻煤层、相邻采区间以及采掘工作面进、回风巷及其它需要设置的地点按有关规定设置了隔爆水棚。在所有运输及回风巷道中都必须定期撒布岩粉。井下火药库及通道内，按规范、规程均设置抗冲击波密闭门、抗冲击波活门、混凝土齿波墙等隔爆设施。

三、预防瓦斯积聚与爆炸的措施

本矿井瓦斯含量较低，但可能存在高瓦斯地段，故应对瓦斯危害引起足够的重视。特别是在构造带可能造成己斯积聚，应加强监测，避免瓦斯事故。

低沼气矿井若通风管理不善，造成瓦斯聚集达到爆炸极限，且遇明火，即可发生瓦斯爆炸，因此，在生产建设中要严格执行《煤矿安全规程》的规定，具定防止瓦斯积聚与爆炸的安全措施并严格执行。设计上采取了以下措施：

1. 矿井有完善的通风系统，井下各采掘工作面及其它有瓦斯涌出的地点均按规定配有足够的风量和适宜的风速，以冲淡和排除井下涌出的瓦斯。

2. 按《煤矿安全规程》规定，井下采掘工作面均采用通风。 3. 井下所有电气设备无轨胶轮车均采用防爆型，严禁不防爆设备入井。 4. 在掘进工作面，回采工作面的上下顺槽中，安设瓦斯警报仪，监控风流中的瓦斯动态，并将其信息即使传到地面安全监控室。在主要工作地点设置组合瓦斯断电仪。当瓦斯超限时自动切断电源，停止生产，查找原因。

5. 生产中，加强通风管理，保证风流按预定方向流动并使工作面有足够的新鲜风量，并配备专职瓦检员，定时定点和巡回检测，并在作业地点和主要风道口设瓦斯检测牌板；废弃的巷道和盲巷要及时封闭，并挂牌说明。

6、加强对井下各种通风设施的维修和电器的保养，保持通风设施完好和电器设备的隔爆性能。

7、随时监测工作面上隅角。采空区边界、采煤机和连续采煤机附近、胶带机头附近、工作面刮板输送机机头附近、顶板冒落空洞内、低风速巷道顶板附近等处的瓦斯浓度，及时处理这些地点积聚的瓦斯，防止浓度超限。

8、巷道揭露煤层时，要按照《煤矿安全规程》采取必要的瓦斯预防措施。 9、采煤机和连续采煤机割煤时，如遇夹石或切割顶底板时，在开机前应测定工作面瓦斯浓度，使之不超过《煤矿安全规程》允许值，以免切割岩石时发生的火花引起瓦爆炸。

10、严禁将易燃物品和点火工具带入井下，禁止在井下及井口房使用明火。

54

中国矿业大学----毕业设计说明书

11、井下掘进工作面的局部通风机和电气设备都必须装有风、电闭锁装置。 12、对瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0％以下时，方可通电开动。

13、井下爆破器材的使用及操作工艺必须遵守《煤矿安全规程》的有关规定。 14、采掘工作面位置发生变化时，应及时调整通风系统，增加必要的通风构筑物，以保证工作面有合理的通风系统。

（1）对断层、陷落柱等构造留设足够的防水煤杜。

（2）巷道穿过断层、陷落柱等构造时，必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，探水前进，如果前方有水，应超前预注浆封堵加固，必要时预先建筑防水闸门或采取其它防治水措施。

（3）在大巷穿过大巷前，必须全部完成井底水仓、水泵房、设备及管路安装完毕。

（4）井下巷道均沿煤层布置，受煤层起伏影响较大，巷道中难免会出现积水现象，在矿井生产期间应根据实际情况，在巷道适当位置设置水窝，由小水泵将水窝水排至井底车场水仓，保证井下巷道运输畅通。

（5）及时清理巷道水沟，保持其畅通与清洁。

（6）根据《水文地质规程》、《煤矿安全规程》，要查清周边小矿、老空区的具体位置、采掘情况、积水情况，圈出积水警戒线，当进入积水警戒线后，必须超前探放水，并在距积水实际边界20m处，停止掘进，进行探放水。

（7）作业人员必须严格遵守《煤矿安全规程》有关规定及操作规程、作业规程，熟悉井下避灾路线。 四、水灾的防治措施

设本区主要可采煤层3号煤层的直接充水含水层为顶板砂岩裂隙含水层，钻孔单位涌水量为0.0092～0.0216L/s.m，该含水层含水性一般较弱，井田构造相对简单。奥灰水具有较高的水压值，水头高出3号煤层底板200m左右。井田受到庄头断层及兴旺庄南断层影响，使水文地质条件较复杂，故矿床为以裂隙充水为主的水文地质条件中等的充水矿床，即二类二型。井田内3号煤层位于奥灰水压力之下，但其间有100m的地层阻隔，一般对煤层开采影响不大。但是局部由于受构造的影响，缩短了3号煤层与奥灰水的间距或与奥灰水直接接触，很可能使奥灰水成为3号煤层的充水水源，在生产过程中应引起高度重视。

55

中国矿业大学----毕业设计说明书

井田内3号煤层底板标高在438.73～578.69m之间，奥灰水水位标高最多为724.08m，3号煤层位于奥灰水头压力之下，计算3号煤层底板奥灰水突水系数0.021～0.028MPa/m，均小于临界突水系数0.06MPa/m，因此属突水性安全区。

开采3号煤层正常涌水量为3672m3/d，矿井涌水量最大可达6307m3/d。值得注意的是，预计的矿井正常涌水量，未考虑断层或陷落柱的影响，也不包括矿井的突水量。特别是当导水裂隙带沟通了基岩风化带或第四系含水层时，矿井涌水量可能会大增。

矿井生产时对井下水灾的预防提出以下安全措施：

（1）对于井田边界留有足够的安全煤柱。断层、陷落柱等构造留设足够的防水煤杜。

（2）巷道穿过断层、陷落柱等构造时，必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，探水前进，如果前方有水，应超前预注浆封堵加固，必要时预先建筑防水闸门或采取其它防治水措施。

（3）在大巷穿过大巷前，必须全部完成井底水仓、水泵房、设备及管路安装完毕。

（4）井下巷道均沿煤层布置，受煤层起伏影响较大，巷道中难免会出现积水现象，在矿井生产期间应根据实际情况，在巷道适当位置设置水窝，由小水泵将水窝水排至井底车场水仓，保证井下巷道运输畅通。

（5）及时清理巷道水沟，保持其畅通与清洁。

（6）根据《水文地质规程》、《煤矿安全规程》，要查清周边小矿、老空区的具体位置、采掘情况、积水情况，圈出积水警戒线，当进入积水警戒线后，必须超前探放水，并在距积水实际边界20m处，停止掘进，进行探放水。

（7）在地面井口附近要有良好的排水通道，防止地表水灌入井筒。

（8）根据可研报告中矿井正常涌水量和最大涌水量，井下水泵房设三台水泵，一台工作，一台检修，一台备用，并设有两趟排水管路。

第十章 经济部分 第一节 矿井设计概算

矿井设计概算的单位工程为编制对象，它是根据矿井初步设计的内部和国家规定的概算指标来确定建成该单项工程所需全部费用的文件，是初步设计的重要组成部

56

中国矿业大学----毕业设计说明书

分。

矿井设计概算的费用组成包过四个部分：

1.建筑安装工程费用，其中包括井巷工程费用，土建工程费用，土建工程费用和安装工程费用三个部分；

2.设备及工具购置费用； 3.其它基本建设费用； 4.预备费。

本设计只计算矿井井巷工程概算费用并汇报总井巷部分总投资和吨煤，井巷校核指标。

一、井巷工程概算的编制依据

1.矿井初步设计的井巷工程部分；

2.煤炭工业部一九八六年颁发的《煤炭工业建筑安装工程间接费定额》[（186）煤基字第954号文颁发]一九八八年统配煤矿总公司又以（88）煤基字第415号文，对间接费定额作了部分调整。

3.煤炭工业部一九八七年九月一（87）煤基字第511号又颁发的《煤炭井巷工程综合预算定额》和《煤炭井巷工程辅助费预算定额》及矿井所在地区这两个地区单位价格表。

4.矿井所在地区的材料预算价格； 5.矿井所在地区的工资单价；

6.煤炭部规定的《矿井建设单位工程统一名称表》 7.建设单位及施工单位的有关协议； 8.煤炭部规定的《煤炭工业设计规范》 二、井巷工程概算的编制方法

1.编制井巷工程直接定额费单位组合表

2.以井巷工程为单位，按井巷工程概算表的栏目逐项计算该单位工程，在计算第二个单位工程，各单项工程的计算顺序是按照煤炭部规定的《矿井建设单位工程统一名称表》所列的先后顺序。

3.以井巷工程为单位，按井巷工程概算价值计算完之后，再按统一名称表规定的19个生产环节，分别汇报总各个生产环节井巷工程的概算总值。在19个生产环节中有井巷工程的主要有：一、井筒；二、井底车场及硐室；三、主要巷道及回风道；四、

57

中国矿业大学----毕业设计说明书

采区；五、排水系统；六、供电系统等六个生产环节。最后汇总全矿井的井巷工程概算总投资。

三、矿建工程费用的计算方法

矿建工程费用包括直接定额费，辅助费，其它直接费，现场经费等，其中直接费率取5%，现场综合费率取8%，间接费综合费率取25%，利润率取8.5%综合折算费率取3.62%，劳保费率取8.7%，直接定额费综合调整系数取1.1，辅助费综合调整系数取1.05，定额编制管理费率取0.15%。

各费用计算方法如下：

1.直接工程费=直接定额费+辅助费+其它直接费+现场经费 ⑴直接定额费=工程数量定额单价 ⑵辅助费=工程数量辅助率单价

⑶其它直接费=（直接定额费+辅助费）其它直接费率 ⑷现场经费=（直接工程费+辅助费）现场经费率 2.间接费=直接工程费间接费综合率 3.利润=（直接工程费+间接费）+利润

4.地区差价=[（直接定额费*直接定额费综合调整系数-1）+辅助费（辅助费综合调整系数-1）] （1+定额编制管理费率）

5.劳动保险费=（直接工程费+间接费+利润+地区差价）劳动保险费率 6.税金=工程结算收入（含税金）综合结算税率 具体概算见井巷工程概算表

第二节 计算劳动定员和劳动生产率

劳动定员是根据初步设计规定的矿井规范和劳动效率来计算确定正常生产经营活动需各类人员数量标准的工作。 一、定员范围

矿井设计定员的范围是达到设计生产能力对所需要的全部生产工人，管理人员，服务人员和其他人员其中生产工人与管理人员之和称为原煤生产人员。 二、定员依据

1.《煤炭工业设计规范》规定的各种矿井设计必须达到的矿井原煤全员效率指标； 2.矿井各类人员的比例，按设计规范规定的管理人员占原煤生产在册人数的11%，矿井井下工人占原煤生产工人的百分比一般为75～80%；

58

中国矿业大学----毕业设计说明书

3.各类人员在册人数=出勤人数×在册系数；

各类人员在籍系数为：井下工人为1.3，地面工人为1.2，管理人员、服务人员及其它人员1.0。 三、定员方法

用原煤全员效率反算定员总数的方法来确定各类人员。 1.计算原煤生产人员的出勤人数

每日原煤生产人员出勤人数=矿井设计日产量（吨）/原煤全员效率（吨/人）。 根据《设计规范》本矿全员效率取16t/人。

则：本矿每日原煤生产人员出勤人数 = 4545.5/16= 284（人） 其中，管理人员出勤人数 = 原煤日产人员出勤人数×11%

= 284×11% = 31（人）

生产工人出勤人数 = 原煤生产人员出勤人数×%

= 284×% = 253（人）

其中，井下工人出勤人数 = 生产工人出勤人数×75%

= 284×75% = 213（人）

井上工人出勤人数 = 生产工人出勤人数×25%

= 284×25% = 71（人）

2.计算原煤工人在册人数

原煤生产工人在册人数 = 生产工人出勤人数（75%×1.3+25%×1.2）

= 284×（0.75×1.3+0.25×1.2）= 362（人）

管理人员在册人数 = 管理人员出勤人数×1.0

= 31×1.0 = 31（人）

原煤生产人员在册人数 = 原煤生产工人在册人数+管理人员在册人数

= 362+31=393（人）

3.设计服务人员及其它人员在岗人数

服务人员在册人数 = 原煤生产人员在册人员人数×12%×1.0

= 393×12%×1.0 = 47（人）

其它人员在岗人数 = 原煤生产人员在册人数×2%×1.0

= 393×2%×1.0 = 8（人）

4.汇总定员总数，按下列表式汇总

59

中国矿业大学----毕业设计说明书

全矿定员总数 = 原煤生产人员+服务人员在岗人数+其它在岗人数

= 393+47+8=448（人）

列劳动配备表如下：

表10—1 劳动配备表

序号 1 2 3 4 5 工 种 生产工人 其中：井下工人 地面工人 行政管理及技术人员 原煤生产人员合计 服务人员 其它人员 全矿定员总人数 出勤人数 284 213 71 31 393 47 8 448 在岗系数 1.27 1.3 1.2 1.0 1.24 1.0 1.0 1.21 在岗人数 360 277 85 31 487 47 8 542 四、计算劳动生产率

煤矿企业全员工效 = 原煤产量/煤矿职工总人数

= 4545.5/542 = 8.6t/人

60

中国矿业大学----毕业设计说明书

参 考 文 献

[1]《煤矿矿井开采设计手册》.（上、下册）.煤炭工业出版社出版，2003 [2]《采矿学》. 徐永忻.徐州：中国矿业大学出版社，2003

[3]《中国采煤方法》.陈炎光、徐永祈.徐州：中国矿业大学出版社，1991 [4]《矿山压力及控制》.钱鸣高、刘听成.北京：煤炭工业出版社，1991 [5]《矿井灾害防治理论与技术》.王省身. 徐州：中国矿业大学出版社，19 [6]《采场顶板控制与检测技术》.岑传鸿. 徐州：中国矿业大学出版社，1998 [7]《采矿工程英语》.蒋、吕家立.徐州：中国矿业大学出版社，1998

[8]《综采设备管理手册》.综采设备管理手册编委会. 北京：煤炭工业出版社，1994 [9]《煤矿安全规程》.能源部.北京：煤炭工业出版社，2006

[10]《煤炭工业矿井设计规范》.中华人民共和国煤炭工业部主编.中国计划出版社出版，2005

[12]《中国采煤方法图集》.徐永圻.中国矿业大学出版社出版，1990 [14]《采煤概论》.焦作矿业学院等院校.煤炭工业出版社出版，1986 [15]《矿井提升设备》.中国矿业学院.煤炭工业出版社出版，1980 [16]《煤矿开采学》.徐永圻主编.徐州.中国矿业大学出版社.1999. [18]《井巷工程》.中国矿业大学等编. 北京. 煤炭工业出版社.2003.12 [19]《采矿新技术》. 刘过兵主编.北京.煤炭工业出版社.2002.11 [20]《煤矿地质学》.杨孟达主编. 北京.煤炭工业出版社.2000.8

[21]《综采技术手册》编委会主编. 综采技术手册.北京. 煤炭工业出版社.1997 [22]《通风安全学》.张国枢主编.徐州.中国矿业大学出版社.2000.7

61

中国矿业大学----毕业设计说明书

致 谢

本科学习的美好时光即将结束，经过努力即将完成我的本科学习，在这段时间的学习过程中正是因为有我的老师、亲人与同学的大力支持和帮助，才使我顺利完成学业。值此毕业论文完成之际，谨向他们表示我最真挚的谢意与衷心的祝福。

本设计从拟定题目到定稿，历时数月。在本论文完成之际，首先要向我的指导老师杜计平老师等致以诚挚的谢意。在设计过程中，杜老师给予了认真的辅导，让我获益弥浅，使我收获颇丰。没有杜老师的支持和指导，我不可能顺利完成设计如此繁索的任务。在此我谨向杜老师致以衷心的感谢和深深的敬意。

同时我也要感谢各位给我们授课的专业老师。正是由于他们的细心教导，使我掌握了很多的专业知识。这也是我能够完成本设计的知识基础。我也要感谢中国矿业大学太原函授站，是她给我们提供了良好的学习环境和生活环境，让我能够安心学习。

我还要感谢与我共同学习，奋斗的同学们。在整个设计的过程中，一起讨论、学习和进步，他们给了我很大的帮助和关心，解决了在设计过程中所遇到的许多难题。谢谢他们。

最后，我特别感谢在百忙之中审阅本设计的各位老师！

62