毕业设计 0605

太原理工大学阳泉学院

毕业设计说明书

毕业生姓名 ： 燕 琼 专业 ： 采矿工程 学

号 ：

0504121007 指导教师 ： 蔡永乐 所属系（部） ：

资 源 系

二〇〇九年五月

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太原理工大学阳泉学院

毕业设计评阅书

题目：

石圪节矿井120万吨初步设计

资源 系 采矿工程 专业 姓名 燕 琼

设计时间：2009 年03月15日 ~~ 2009 年06月10日

评阅意见：

成绩：

指导教师： （签字）

职 务：

200 年 月 日

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毕业设计答辩记录卡

资源 系 采矿工程 专业 姓名 燕 琼

答 辩 内 容

问 题 摘 要 评 议 情 况 记录员： （签名）

成 绩 评 定

指导教师评定成绩 答辩组评定成绩 综合成绩 注：评定成绩为100分制，指导教师为30%，答辩组为70%。

专业答辩组组长： （签名）

200 年 月 日

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前 言 矿井毕业设计是采矿工程专业最后一个教学环节，是对大学四年所学知识的一次综合性考察，其目的是使我们运用大学阶段所学的理论知识并联系矿井生产实际而进行的矿井开采设计，以培养和提高我们分析和解决实际问题的能力，是对我们走上工作岗位前进行的一次综合性能力演练。 本次设计的题目是石圪节矿井1.20Mt初步设计，是在石圪节矿井田地质特征的基础上，结合搜集到的其它相关原始资料，运用所学知识同时参考《采矿学》、《煤炭工业矿井设计规范》、《煤矿矿井开采设计手册》、《井巷工程》、《通风安全学》等参考资料，在指导老师精心指导下完成。此次毕业设计是根据国家煤炭建设的有关方针，结合设计矿井的实际情况，遵循采矿专业毕业设计大纲的要求，在收集、整理、查阅大量资料的前提下完成设计的。

本次设计的指导老师为蔡永乐老师，同时还得到了李学忠、侯千亮、姜有、孟瑞泉、周贵全、王凯等老师的悉心指导，他们在许多方面给予了宝贵意见，为了帮助我们顺利、正确地完成毕业设计，经常加班加点，牺牲了大量的工作时间和业余时间，在此表示衷心的感谢和深深的敬意！ 在设计的过程中，我受益非浅，自己感觉在大学期间看的书还是太少，钻研得还是不够深刻，这激励我以后要再接再厉。由于本人水平有限以及对知识的掌握程度不高，设计中难免存在错误和疏漏，恳请各位老师批评指正。 燕 琼 2009 年6月

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摘 要

石圪节煤矿位于沁水煤田东部，南北走向长约5.0公里，东西倾向宽约3.2公里，呈不规则长方形，井田面积约15.6平方公里。主要开采3、9、10、11号煤层，3号煤层煤尘有爆炸危险。9#煤层埋藏较浅，瓦斯含量低。10#煤层瓦斯含量也低。各层煤自燃性不强，属于不易自燃煤层。本设计的对象是9号和10号煤层。矿井地质储量128.78Mt，设计可采储量94.78 Mt，矿井服务年限56.4a，设计生产能力为1.20Mt/a。

两层煤厚分别为3.35米、2.72米厚，相距15米，倾角3到6度，距地面200米左右。采用双斜井、单水平、集中大巷开拓方式。沿井田走向布臵三条大巷，即胶带运输大巷、辅助运输大巷、回风大巷，都沿9号煤层布臵，水平标高7m。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、回风斜井。主斜井装备钢丝绳芯胶带输送机和600mm检修轨道，副斜井不装备。矿井移交生产时总工期为21.5月。工业广场位于井田东部。

本井田划分为8个带区，采用带区式准备。设计采用倾斜长壁采煤方法开采。回采工艺采用后退式、一次采全高综合机械化采煤法。作业制度为“四〃六制”，三班采煤、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，辅助运输大巷采用无轨胶轮车作为辅助运输，通风方式为并列式通风。矿井总风量

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为68.52m/s，主扇工作方式为机械抽出式，风机型号为：BDNo20，n=740r/min，电机功率为250 KW。

关键字：倾斜长壁采煤方法 斜井 带区式

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ABSTRACT

Shigejie Coal Mine located in Qinshui coal field east, approximately 5.0 km north-south direction, having a width of about 3.2 km east-west orientation, an irregular shape, well field area of about 15.6 square kilometres. Major mining 3, 9, 10, 11 coal bed, the design target is on the 9th and 10th coal bed. Geological reserves of129.78 million tons of coal, 94.78 million tons of recoverable reserves. Because service 56.4 a, 1.2 Mt/a design capacity.

Two-tier coal respectively 3.35 metres, 2.72 metres thick, a distance of 15 metres and inclination 3-6 degrees, about 200 metres away from the ground. Using inclined shaft, single-level, focused in large alley. Because of the production to achieve design capacity, a total of drilling three pit shaft, owners, Deputy inclined shaft, back to the wind inclined shaft. The inclined shaft with belts.

The well field is divided into 8 bed mining area, using a zone-type preparation. Determine whether more inclined long-wall coal mining extraction methods. Stoping techniques used retreat ceremony, a full-time comprehensive high mechanized coal mining law. Operating system for \"4·6 \" three classes coal mining, a group overhaul. Equipment located a double-double-roller-scale sheer, hydraulic structures, can be curved rail transport planes, Breakers, reproduced plane. Extraction region used up all across France management roof.

Because transport large transport as the main transport lane use belts, the use of the rackless rubber-tyred locomotive as a complementary transportation. Parallel to the central ventilation-ventilation manner, the fans work out modalities for mechanical style. The model No. of the fans is BDNo20，and the rotating speed n=740r/min，electrical power for 250 KW.

Keyword: Inclined long-wall coal mining Shaft Zone-type

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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 第二节 井田地质特征 ................................................ 2 第三节 煤层的埋藏特征 .............................................. 7 第二章 井田境界与储量 ................................................ 12

第一节 井田境界 ................................................... 12 第二节 矿井储量的计算 ............................................. 13 第三章 矿井工作制度及生产能力 ........................................ 15

第一节 矿井工作制度 ............................................... 15 第二节 矿井生产能力及服务年限 ..................................... 15 第四章 井田开拓 ..................................................... 16

第一节 井田开拓方式的确定 ......................................... 16 第二节 达到设计生产能力时工作面的配备 ............................. 20 第五章 矿井基本巷道及建井计划 ....................................... 21

第一节 井筒、石门与大巷 ........................................... 21 第二节 井底车场 ................................................... 23 第三节 建井工作计划 ............................................... 24 第六章 采煤方法 ..................................................... 25

第一节 采煤方法的选择 ............................................. 25 第二节 确定带区巷道布臵和要素 ..................................... 27 第三节 回采工艺及劳动组织 ......................................... 28 第四节 采区准备与工作面接替 ....................................... 35 第七章 井下运输 ..................................................... 37

第一节 运输系统和运输方式的确定 ................................... 37 第二节 运输设备的选择和计算 ....................................... 39 第八章 矿井提升 ..................................................... 42 第九章 矿井通风与安全 ............................................... 45

第一节 风量的计算 ................................................. 45 第二节 矿井通风系统和风量分配 ..................................... 48 第三节 负压及等积孔的计算 ......................................... 52 第四节 选取扇风机 ................................................. 55 第五节 安全生产技术措施 ........................................... 59 第十章 经济部分 ..................................................... 62

第一节 矿井设计概算 ............................................... 62 第二节 计算劳动定员和劳动生产率 ................................... 第三节 原煤生产成本 ............................................... 66 第四节 技术经济指标表 ............................................. 67 参 考 文 献 .......................................................... 69

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第一章 井田概述和井田地质特征

第一节 矿区概述

一、矿区地理位置及交通条件

井田位于山西长治市北32.5公里，地跨长治郊区和潞城县，隶属长治市管辖，是潞安矿区最早的一对生产矿井。

根据潞煤地字（1987）第26号文，山西省晋政发（1984）第14号文，结合潞煤生、地字（1988）第198号文，确定石圪节煤矿9号及10号煤层边界。

南北走向长约5.0公里，东西倾向宽约3.2公里，呈不规则长方形，井田面积约15.6平方公里.

石圪节矿交通条件尚为方便。铁路专用线至长治北站与太焦铁路线接轨，相距15公里，矿区公路与太长公路相连。矿区对外交通有太（原）焦（作）铁路、邯（郸）长（治）铁路和太（原）洛（阳）公路。太焦铁路经矿区东部由北向南通过，太焦铁路的夏店站距潞矿集团约7km，距五阳站16km。以夏店站为起点距太原市约230km，距焦作市约204km，距邯郸市约216km，交通比较方便。

矿区地理位置及交通条件详见下页图1--1. 二、矿区的水文简况

浊漳河是本区最大的一条河流，在井田东部边界以外由南向北蜿蜒流过，水深一般在0 3～0.5m，上游被漳泽水库所截，水库放水季节水深在1～1.5m，其年径流量为12.7亿 m。由于漳河流向与3煤层露头线近似平行，且远离露头线，故对煤层开采无直接影响。

根据历年矿井涌水量资料统计，石圪节矿井正常涌水量为600～800立方米/日，最小涌水量为400立方米/日，最大可达1000立方米/日。属水文地质条件简单型矿井，防治水工程简单。 三、矿区的地形与气象

本矿区属典型性气候，干燥多风，四季分明，年平均气温8.9℃，日最高气温37.4℃，最低气温-29.1℃ 。

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本矿区年平均降水量为583.3mm，最大917.0mm，最小414.0mm，雨季集中在7、8、9三个月，日最大降水量109.7mm 。年平均蒸发量为1755.3mm(高于降水量2.01倍)；最高为1996.3mm，最低为1502.1mm 。年主导风向为西北风，夏季风向为东南风，最大风速为17m/s，最大风压为350 Pa。矿区冰冻期为每年10月末到翌年4月，最大冻土深度为0.75 m 。

图1—1 石圪节矿区地理位置及交通条件

第二节 井田地质特征

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一、井田地质综述

潞安矿区石圪节井田位于沁水煤田东翼中部，地处我国东部新华夏系第三隆起带中段西缘，即太行山西麓。东西分别受二级构造带即晋—获褶带和武—阳凹褶带控制。区内总体为一复式向斜，由一系列次一级的宽缓的向、背斜和断裂带组成。地层走向呈南北，倾向西，倾角平缓，多在3度—6度间，呈一单斜构造。 二、井田煤系地层概述

石圪节井田大部分地区为第四系表土层所覆盖，仅在冲沟处岩零星出露，基本为一全掩盖区。根据钻孔揭露，地层由老至新有：

1）奥陶统峰峰组（O2F）； 2）中石炭统本溪组（C2B）； 3）上石炭统太原组（C2T）； 4）下二迭统山西组（P1S）； 5）下二迭统下石河子组（P2X）； 6）上二迭统上石河子组（P2S）； 7）第四系（Q）。

其中上石炭统太原组和下二迭统山西组为主要含煤地层，合称石炭二迭纪含煤岩系。厚度巨大的中奥陶统地层为煤系沉积之底，上下石河子组及第四系表土层为煤系上覆盖层。

下面仅就煤系地层叙述于下：

§1、石炭系上统太原组（C2T）

此组与下伏的本溪组为连续沉积，为井田内主要含煤地层之一。厚度为101.02～127.47米，平均113.41米。底部以一层厚约2.7米的细砂岩——K1砂岩（相当于太原西山晋祠砂岩）作为太原组与本溪组之分界，其间为整合接触关系。本组地层为典型的海陆交互相含煤沉积，旋迥结构明显，岩性每旋迥多由灰岩、泥岩、砂岩和煤层组成，共有四个沉积旋迥，有标志层石灰岩四层即K2、K3、K4、和K5石灰岩，含煤6——11层，尤以下部煤炭发育较好，含煤系数为6.52%。 本组地层含植物化石。

各标志层特征如下：

K1砂岩——灰、灰白色，岩性为具花岗变晶结构的中细粒石英砂岩，桂质胶结，岩性不稳定，有时相变为砂质泥岩或泥岩，其底板距15-3号煤约9.66米。

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K2灰岩——灰深灰色，隐晶质，含星散状黄铁矿颗粒及燧石结核，产蜓类和腕足类化石及其碎片，厚2.2～17.95米，平均厚7.78米。层位稳定，是太原组中下部可靠对比标志，亦为13号煤层的直接顶板。下距15-3号煤约11.13米。

K3灰岩——第二层灰岩，深灰色，隐晶质，含动物化石碎片，厚1.36～4.77米，全区普遍发育，为12号煤层的直接顶板，上距11号煤约4.25米。

K4灰岩——第三层石灰岩，深灰色，隐晶质，略含泥质，并含少量黄铁矿及动物化石，厚3.38～5.97米，平均厚4.85米。层位稳定。为一不可采的薄煤层直接顶板，上距9号煤、10号煤约16.94米及5.74米，下距11号煤约4.78米。

K5灰岩——第四层石灰岩，灰色、隐晶质，含少量黄铁矿及动物化石碎片。厚0～4.11米，平均3.20米。为局部发育的8号煤层的直接顶板。下距 9#、10# 煤层分别为13.26及 23.94米。

§2、二迭系下统山西组（P1S）

连续沉积于太原组地层之上，为本区主要含煤地层之一，岩性为一套由砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成的河流湖泊、泥岩沼泽等陆相沉积。颜色由下部为深灰、灰黑色的含煤地层，向上逐渐变为浅灰、灰白色为主，表明古气候逐渐由潮湿变为干燥，不利于成煤。

本厚组26.13～91.01米，平均67.70米，含煤1—3层，总厚度7.08米，含煤系数为10.46%。

3号煤层位于本组中下部，厚度大，层位稳定，本组标志层除煤层外尚有本组底部分界砂岩及煤层老顶砂岩。

综合柱状图如下页图1。 三、井田水文地质概况 （一）地面水文地质 1.地形、地势、气象

石圪节井田大部分为第四系黄土覆盖，仅在井田中、北部基岩零星出露，出露面积约占10%。地形较复杂，多为冲沟深谷切割。地势高差颇大，以井田中部的良才寺村为最高，海拔标高为+1067.6米，四周变低，平均在所不900—1000左右，以西白兔村最低，海拔标高仅+8.6米。井田内最大高差169.0米，一般相对高差50—100米。

本区属典形半干燥性气候。历年来夏季绝对最高气温可达37.2度，6—7月份最热；冬季最低气温可降至-19.6℃，元月份最冷。年平均温度15 ℃左右。10月份开

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始结冰，翌年四月解冻，冰冻最大深度为0.73米。积雪厚度0.12米（平均值）。每年7、8、9月份为多雨季节，年平均降雨量594 .8mm ，年蒸发量平均为1738.6mm。矿区主要风向为“南东南”向，最大风速14～16 m/s 。 2.地表水系及水体

浊漳河是本区最大的一条河流，在井田东部边界以外由南向北蜿蜒流过，水深一般在0.3～0.5m，上游被漳泽水库所截，水库放水季节水深在1～1.5m，其年径流量为12.7亿m3。由于漳河流向与3#煤层露头线近似平行，且远离露头线，故对煤层开采无直接影响。

井 田 地 层 综 合 柱 状 图地层单位累计 层 厚厚度153166.3169.6 （m）0 4.113.20柱 状系统组(m) 最小--最大 平 均13.261 3.613.35标志层编号岩 性 描 述K 灰色石灰岩，含少量黄铁矿及动物化石碎片。5 黑色泥岩。9 含夹石两层，总体趋势为北厚南薄，稳定可采。 深灰色细--中粒砂岩、砂质泥岩。 煤呈黑色，块状，偶有分叉现象，稳定可采。10 黑色泥岩。太石177.1179.9185.6190.57.532.0 3.562.725.743.4 5.974.85K 4 深灰色，隐晶质，略含泥质，含黄铁矿。 深灰色砂质泥岩,泥岩及灰白色细--中粒砂岩。 层位稳定，局部发育。11 黑色泥岩，灰白色中粒砂岩及深灰色砂质泥岩。上原195.2炭199.1203.3207.24.782.0 4.153.854.251.4 4.773.880 2.051.45系K 3深灰色石灰岩，隐晶质，含动物化石碎片。 上部普遍含一层夹石，西部煤厚变薄，不可采。12 深灰色砂质泥岩，含黄铁矿结核及植物化石。统组208.7238.7246.5C2TC30.012.2 17.97.780 0.920.63K 2深灰色石灰岩，含星散状黄铁矿颗粒及燧石结核。13 层位稳定，分布广，局部零星地段可采。 深灰色砂质泥岩及灰白色细中粒砂岩。 结构简单，层位较稳定，属较稳定可采煤层。15247.1250.8254263.63.690 5.903.1.66K 1具花岗变晶结构的中细粒石英砂岩，岩性不稳定。图1 综合柱状图如下页

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（二）矿井充水水源

矿井水主要来源于：含水层水、大气降水及老窑水。 1.含水层水

根据钻孔揭露资料，井田内自下而上共发育有11个含水量水层。 (1)、中奥陶统石灰岩岩溶含水层组

该含水层组为煤系地层沉积基底。含水量裂隙溶洞发育，富水性强，为本区良好的生活饮用水源，水位标高+670米左右。属层间裂隙岩溶承压水，地下水多作层流运动，动态稳定，动水量也较稳定。

(2)、上石炭统太原组石灰岩岩溶含水层组：该含水量组共含四层灰岩含水层，即II、III、IV、V含水层，裂隙溶洞也较发育，含水层层间距较小，相夹的泥岩、砂质泥岩具有较好的隔水性能。正常情况下，各含水层间水力联系较弱。 (3)、二迭系砂岩裂隙含水层组

该含水层包括VI、VII、VIII、IX等四个含水层，裂隙较发育，含水性与岩性，区域性裂隙的发育程度有关。各含水层间经相对不导水的泥岩砂质泥岩相隔，水力联系微弱。

(4)、基岩风化裂隙含水层

本含水层(x号含水层)为风化带岩层，厚度约20m，节理殖裂隙发育，为良好透水层，混合抽水试验结果，Q=0.38公升/秒，k=0.0303 m/日。因其距地表近，直接受降水或第四系含水层补给，补给区与分布区一致。 (5)、第四系松散岩类含水层组

这组分上下两部分：上部为黄土层，颗粒细致，微含水，单位时间涌水量为2.98～5 56 L/s，是附近农村生活民用水，水量、水位季节性变化明显；下部为红土层，土质较粘，含土性不佳，相对上部黄土层，有着一定隔水作用。 2.大气降水

井田地形复杂，地势高差颇大，大气降水多呈地表径流流失，不利于对地下水的补给。再之，年蒸发量大于年降雨量，也不利于大气降水渗透。但因采后地表裂隙的出现，不同程度上沟通了大气降水与含水层间的水力联系，成为矿井涌水的间接来源。 3.老窑水

井田处于煤层浅部。据统计，仅开采范围内，3座小煤窑与我矿井下巷道沟通，向我矿新、旧采区常年排水，其排水量约占矿井总涌水量的15～20%，成为矿井充水

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的又一直接来源。 （三）矿井涌水量变化规律

矿井涌水量大小：据多年来井下涌水实际资料分析,矿井主要的直接充水水源为VII、VIII号砂岩裂隙含水层水，它包括顶板直接出水和因老空积水两部分。前者多在上分层采掘过程中，含水层因未受或仅小部分受到破坏，涌水量小，主要表现为渗水、滴水，仅在2115工作面运巷和一下山配风巷掘进过程中有少部分淋水，水量最大达5 m3/h ，一般小于2 m3/h 。后者常于中、下分层采掘过程中和已回采完毕的新、旧采空区，含水层已部分或全部遭到破坏，涌水量较大，且持续时间较长，为矿井充水的主要水源。如出一辙13工作面下分层回风巷掘进时，由于中、上分层老空积水，在掘进初始，窝头涌水量最高达10～15 m3/h，影响了正常掘进进度。后经较长时间排水，水量逐渐减小，稳定在2～3 m3/h。又比如，在111下分层工作面回采初期，假顶初次垮落之后，中上分层老空积水集中涌向工作面老塘，加之工作面所处位置平缓，老塘水淹及工作面，给生产带来一定困难。据测定，池时工作面涌水量为6～8 m3/h，若能持续正常排水，一般不致影响生产。另外比较突出的还有117下分层工作面，八六年回采初期水量最高达10立方米/小时，大量中上分层老空积水以淋水落石出形式涌入工作面，一度影响回采被迫超前50米另开新切眼。这是采掘过程中出现的老空积水。另外在已回采完毕的新旧采空区，老空积水满后则自流出来，象西二及一、二上采区和一下山少部分回采完毕的工作面，涌水量一般为5～10立方米/小时。

另一直接充分水水源为小窑及旧巷来水，如西南大巷变电所附近的一条旧巷，常年向矿井排水，水量较稳定，经测定，多在5～10立方米/小时，据分析，绝大部分水是处在其高处的西沟小窑所排污水。类似情况，在一、二上山采区也有出现。

根据历年矿井涌水量资料统计，石圪节矿井正常涌水量为600～800立方米/日，最小涌水量为400立方米/日，最大可达1000立方米/日。属水文地质条件简单型矿井，防治水工程简单。

第三节 煤层的埋藏特征

一、煤层概述

井田内共发育有煤层7—14层，平均厚度约14.74米，其中可采煤层约6层，总厚

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度平均12.15米，从上而下编号分别为3、9、10、13、15煤层，现分析如下：

3号煤层：位于山系组中下部，为井田内主要可采煤层之一，也是目前石圪节矿生产所采煤层，距石炭二迭分界砂岩顶板平均为9.56米，上距VII含水层约9.31米。煤层厚度大且层位稳定，自2.—7.91米，平均厚度为6.68米。

根据煤层结构情况分三个自然层：脑煤厚2.20—2.40米，含夹石1—3层，岩性为泥岩、页岩，夹石厚度变化较大，一般厚0.10—0.30米，最厚可达1.0米，变化趋势多表现为北厚南薄；中煤厚2.20米，一般不含夹石，煤质最佳，以其顶面一层约0.05—0.1米的酥煤与脑煤分开，以下部的第一个夹石做其底面的标志；底煤厚2.0—2.10米，含夹石2—3层，岩性为页岩或泥岩，厚0.10—0.50米，此外，夹石层在底煤中常呈分布不匀的串殊状出现。

9号煤层：俗称“黄煤”。位于太原组中上部K5灰岩与K4灰岩之间，上距K5灰岩约13米，下距10#煤层约10.68米。

该煤层厚度变化大，从1到3.61米，平均厚度为3.35米，含夹石两层，厚0.10—0.30米，总体变化趋势为北厚南薄。中东部及中部绝部分地区无煤，且几乎全部集中在井田中南部，北部仅有零星地可采。该煤层可采系数指数KM 为0.92，属稳定可采煤层。

10号煤层：该煤层位于9号煤层之下，K4灰岩之上，距K4灰岩约5.74米，煤呈黑色，块状或粉末状，偶有分叉现象，厚度从2.0—3.0米，平均厚度2.72米，南薄北厚。含夹石1—2层，厚0.05—0.20米。可采性指数KM =0.96，属稳定可采煤层。

11号煤层：俗称“银煤”。厚度2.0—4.15米，平均3.85米。位于K4、与K3灰岩之间，上距K4灰岩4.78米，下距K3灰岩4.25米，层位稳定，局部发育，属稳定煤层。

13号煤层：俗称“三节煤”。直接伏于K2灰岩之下，15-1号煤组之上，距15号煤约3.69米。厚度变化从0—0.92米，平均0.63米。层位稳定，分布广，零星地段可采，属极不稳定局部可采煤层。

15号煤：位于太原组底部，现分析如下：上距K2底板4.32米，距13号煤层底板约3.69米，结构简单，在本区为主要可采煤层之一，井田内除南部、中部三个不可采块段外，其余绝大部分达到可采厚度，仅在井田东北角露头线附近，有一小块无煤区。平均厚度3.18米。层位较稳定，大部分可采，仅有极个别钻孔厚度低于可采厚度。复杂结构，含夹石1——2层米。该煤层可采性指数KM =0.95，变异系数R=55%，属较稳定可采煤层。

下见煤层综合特征一览表1--2 。

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地 层 系 统 煤层名称 煤层结构 结构 类型 稳定性程度 夹石可采性变异 层数 指数Km 系数Y 1 8.8% 结构特征描述 新 两极厚度 统 组 俗名 编号 平均厚度 二 山2.8-7.91 #香煤 迭 西3 6.68 统 组 简单或1 - 5 较复杂 偶夹具石 偶夹具石 无 无 1 - 2 上距VII号含水层8.41米 下距C3—P1砂岩9.56米 上距K5灰岩13.26米 下距10号煤10.68米 与下K4灰岩约5.74米 上距K4灰岩4.78米 下距K3灰岩4.25米 直接伏于K2灰岩之上 太原组底部 9 上 石 炭 统 ##黄煤 1.1-3.71 简单 3.15 0.92 0.96 0.95 53% 49% 55% 2.1-3.2 简单 太 10 2.52 1.0-4.15 #简单 原 11 银煤 3.85 三节0-0.92 组 13# 简单 煤 0.63 四节15 煤 #0-5.90 3.18 较 复杂 表1—2 可采煤层综合特征一览表

二、煤层对比

这次对比是仍以一九七五年十一月召开的“华北区二迭系专题会议纪要”和我局潞煤革地字（1987）第196号文为依据，主要采用标志层和层间距的对比方法，将石圪节井田74个钻孔资料统一了地质划分及煤层标志层编号。 （1）各类煤层对比标志

1号煤：上距K8砂岩14.28米，夹于黑色泥岩中。层位极不稳定。

2号煤：上距K8砂岩25.33米，下距3号煤层22.91米，夹于黑色或砂质泥岩中。层位极不稳定。

3号煤：位于山西组中下部，煤层厚、稳定，同其他煤层是最好的对比标志层。 5号煤层：上距燧石层7.96米,下距K5石灰岩17.88米。厚度很不稳定。 7号煤层：于K5石灰岩顶面。

8号煤层：直接伏于K5石灰岩之下，厚度极不稳定。

9号煤层：位于K5与K4石灰岩之间，上距K5石灰岩底面13.26米。 10号煤层：位于K5与K4石灰岩间，下距K4石灰岩顶面5.74米。

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11号煤层：位于K4与K3石灰岩间，上距K4石灰岩底面4.78米，距 K3石灰岩顶面6.95米。

12号煤层：K3石灰岩下伏，不稳定、不可采。 13号煤层：K2石灰岩下伏，厚度变化大。

15 号煤层：K石灰岩下4.32米，其上覆岩层为黑色泥岩，局部变为砂质泥岩或粉砂岩，泥岩内含植物化石及少量黄铁矿。这亦是很好的对比标志。 （2）煤岩对比存在的问题：

1）煤岩没统一分类、命名，岩芯鉴定时粒度、颜色、成分、结构、构造描述不规范，定性定名不准确，给煤岩对比带来一定困难。

2）太原组目前还没进行开采，无采掘资料证实，虽然依据标志层能加以控制，有时难免错层，在今后工作中应加强煤层、层间距、物性以及变化规律方面的研究，以利对比准确。

含煤地层 煤层结构 煤层 编号 厚度(m) 最小 ～ 最大 ———————————————————— 煤层 稳定情况 煤层 稳定间距(m) 性 稳定可采 稳定 可采 可采性指数KM 0.92 0.96 煤层顶底板 顶板 砂质 泥 岩 泥 岩 粉砂岩 底板 泥 岩 粉砂岩 泥 岩 石灰岩 太原组 9 # 10 # 平均 1.1～3.71 ———————————————————— 3.35 2.1～3.2 —————————————————————— 10.68 2.72 表1--3 可采煤层埋藏特征表

三、煤质

3号煤层颜色呈黑色，具金属光泽。条带状结构明显，常具棱角状或不平坦状断口，性较脆，内生裂隙较发育，易碎，莫氏硬度为2度左右。一般有2—3组解释，在井下常见节理面形成片帮。该煤层硫含量低，且粘性好。

由以上煤质化验表可以看出，3号煤层挥发分钻孔煤样，原煤为15.94—17.94%，平均16.82%，精煤为14.—17.21%，平均为15.98%。 原煤灰分：15.94—17.94%，平均16.82% ；

硫：原煤全硫0.27—0.66%，平均0.38% ； 磷：0.0017—0.0108%，平均0.0087% 。

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可燃基弹筒发热量8209—877卡/KG，平均8579.4大卡/KG煤灰矿物成分分析结果：SIO245.60—51.99%，AL2O332.52—38.98%，灰熔点（T2）1380—1500 ℃ 。

该煤层属低灰——中灰、特低硫，特低磷、高发热量、高熔点灰分之瘦煤，为炼焦配煤，或做动力燃料。

根据精查、生产阶段煤质化验结果，石圪节井田煤质变化规律：

1)随着埋藏深度的增加，地温与压力的增大，对于不同煤层，浅部较深部结胶性为佳，深部煤层煤质程度高。例如，3号煤层挥发分均在15.94—17.94%之间，胶质层Y均在0—14mm之间，牌号为瘦煤。13#—15-3#（臭煤）其挥发份（VV）亦在10—24%之间，胶质层Y值则多为0mm，牌号为贫煤(及少为瘦煤)含硫量高；

2)同一煤层，浅部比深部结胶性好。参见：3号煤层煤质变化示意图； 3)同一煤层，浅部较深部煤质为佳，钻孔分层取芯分析化验结果可明显看出，下分层胶质层厚度大于上分层；

4)根据生产煤样分析结果，上分层灰分较下分层低。

现将其主要指标综合情况及煤质工业分析指标表列于如下两表：

表1--4 各煤层主要指标综合情况表 煤 层 号 挥发份 小--大 平 均 13.59～18.50 16.48 14.25～18.41 16.60 13.28～25.93 16.82 13.79～21.20 15.11 13.93～19.35 16.80 胶质层 厚度（Y） 0 ～13 10 0 ～17 9 0 ～13 1 0 0 ～16 8 体积曲线 坩锅 粘结性 4 ～ 6 初 定 煤 种 瘦煤 容 重 9# 平滑下降 1.36 10# 13# 15# 平滑下降 4 瘦煤 1.36 平滑下降 平滑下降及波型 平滑下降 1 ～ 4 1 ～ 4 贫煤 贫煤 1.42 1.42 11# 2 ～ 5 瘦煤 1.42

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表1—5 煤质工业分析指标表 煤牌 层 号 #水分 Wf (%) ———————————— 灰分 Ag (%) ———————————— 挥发分V (%) ———————————————— r硫分 SgQ (%) ———————————— 磷分 Pg (%) ———————————————— 发热量 QrDT (MJ/kg) —————————————— 瘦 1.15－2.47 12.7－20.8 13.59－18.50 0.27－0.66 0.002－0.011 34.3－36.7 9 煤 1.40 15.9 16.48 0.38 0.009 35.9 瘦0.91－2.16 13.6－22.5 14.25－18.41 0.27－0.66 0.002－0.011 34.3－36.7 10 煤 1.26 16.3 16.60 0.38 0.009 35.9 #———————————— ———————————— ———————————————— ———————————— ———————————————— —————————————— 四、瓦斯、煤尘、自燃性、地温

石圪节井田9#煤层埋藏较浅，瓦斯含量低，10# 煤层瓦斯含量也低。

矿井沼气最大涌出量10.24立方米/分，最小1.88立方米/分，平均2.28立方米/分；绝对涌出量8.37～1.00立方米/分，平均7.7立方米/分。二氧化碳相对涌出量10.31～1.立方米/分，平均4.60立方米/分；绝对涌出量11.94～1.76立方米/分，平均7.0立方米/分，属低沼气矿井。

东部煤层露头浅部，废弃的窑较多，故在生产中要注意安全，预防瓦斯集聚。 3号煤层煤尘有爆炸危险，故井下应做好除尘工作，预防煤尘事故有发生。 各层煤自燃性不强，属于不易自燃煤层。在井下各采区运输巷、风巷、工作面进行测定温度均在13～18度，地温无异常现象，属恒温矿井。

第二章 井田境界与储量

第一节 井田境界

一、井田境界

根据潞煤地字（1987）第26号文，山西省晋政（1984）第14号文，结合潞煤生，地字（1988）第198号文确定石圪节煤层井田边界。

该井田北临漳村井田，西靠王庄井田，东部和南部都为人为边界。井田范围内走向基本呈南北方向，西低东高倾斜。

南北走向约为5.0公里，东西倾斜宽约3.2公里，呈不规则长方形，井田面积约为

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15.6平方公里。

本井田范围由以下表所确定的9点坐标连线圈定：

点号 1 2 3 4 5 6 7 8 9

Y 412780 412718 412732 412994 413000 413245 414340 416000 416000 X 40322 4032000 4029338 4129304 4027497 4127500 4027259 4027240 4032230 第二节 矿井储量的计算

本设计煤层为9#及10#煤层。9#煤层平均厚3.35米，10#煤层平均厚2.72米，容重都为1.36吨/立方米。 一、矿井工业储量（Zg）

矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探，煤层厚度和质量均符合开采需求，地质构造比较清楚，目前即可供利用的可列入平衡表内的储量。

因为该井田的煤层倾角为3°～6°,平均为4°，小于10°，故采用近水平面积,面积为15.6km2 。

则矿井工业储量为：Zg =S³γ³m

式中：Zg ----- 工业储量,百万吨/Mt ； S----- 水平投影面积, m2 ；

m----- 煤层平均厚度（9#及10#煤厚）,m； γ----- 容量,t/m3 。

将数据代入计算得：Zg =S³γ³m

=15.6³1.36³（3.35+2.72） =128.781（Mt） 其中9#煤层：Zg =71.074（Mt） 二、矿井可采储量（Zk）

矿井可采储量（Zk）是矿井设计的可以采出的储量，即

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Zk =（Zg - P)³C

式中：Zk ——矿井可采储量，Mt；

Zg——矿井工业储量，Mt； P ——保护工业场地、井筒、井田境界、河流、建筑物等留置的永久煤柱

损失量(一般情况下，永久煤柱损失约占工业储量的8%），Mt ；

##

C——采区回采率，9、10煤层为中厚煤层，取0.8。 其中各种永久煤柱计算如下： ①井田境界煤柱：

井田境界煤柱在本井田一侧按20m留设；经计算井田境界煤柱为2.708 Mt；

②工业广场保护煤柱：

本矿井设计生产能力为120万t/a，为大型矿井。根据《采矿设计手册》规定,大型矿井占地为（0.8～1.1）公顷/10万t,本设计取0.95，所以此矿井工业广场占地为: 12³0.95 =11.4 公顷，约114000 m2 ，简化为长400m宽280m的长方形场地。 工业广场保护煤柱采用剖面法留设，围护带宽度为15米，表土层及岩层移动角参数确定如下：α＝45°，γ＝76.8°，β＝63.6°，δ＝71.8° ，则经计算其保护煤柱为 2.158Mt。

③铁路保护煤柱：

经计算铁路保护煤柱为3.911Mt。

④其它煤柱损失：

其它煤柱损失为1.528Mt。所以综合以上计算，全矿井可采储量Zk 为94.782 Mt。 设计煤层储量汇总表如下：

表2—1 设计煤层储量汇总表

煤层 矿井工业 编号 储量Zg 永久煤柱损失 井界 工业广铁路保其它 煤柱 采区 矿井可采 小计 回采率 储量Zk 80% 80% 52.310 42.472 94.782 煤柱 场煤柱 护煤柱 2.158 1.753 3.911 9# 71.074 1.495 1.167 0.866 5.686 0.662 4.619 1.528 10.305 10# 57.708 1.213 0.991 合计 128.782 2.708 2.158

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第三章 矿井工作制度及生产能力

第一节 矿井工作制度

一、矿井工作制度

按《煤炭工业矿井设计规范》规定，本矿井矿井设计年工作日为330d，采用“四² 六”工作制(其中三班生产，一班检修准备)，每天净提升时间为14h。

第二节 矿井生产能力及服务年限

一、矿井设计生产能力的确定与论证

本矿井设计生产能力确定为1.20 Mt/a 。其主要理由如下：

1.本井田煤层储量较为丰富，赋存以稳定、较稳定型为主，倾角一般3°～6°，非常适宜综合机械化开采，宜建设现代化大型矿井。

2.井田内地质构造简单，以宽缓的褶曲为主，断层、陷落柱稀少，无岩浆岩侵入；井田内水文地质条件简单。

3.因为9#煤为中灰、特低硫、低磷、极易选的瘦煤。建设大型矿井不但可以缓解国内煤供应的紧张需求，而且也可大量出口，为国家增收外汇，其社会经济效益显著。

所以综合考虑煤炭储量、煤层赋存情况、地质构造、开采技术条件以及开发条件、市场需求等因素，结合本矿外部条件和国家产业技术，经过技术分析比较后，确定矿井生产能力为1.20 Mt/a 。 二、矿井服务年限

矿井的可采储量Zk，设计生产能力（井型）A及服务年限T三者之间的关系为： TZk KA 式中 K——矿井储量备用系数，矿井设计一般取1.3～1.5，本矿井取1.4。

则全矿井服务年限为：

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TZk94.78256.4 a KA1.41.20虽然计算的全矿井服务年限56.4a略小于规定的60a，但考虑到现在新技术的发展以及经济的投资效益，本设计服务年限可行。

故按1.20Mt/a的设计生产能力计算，全矿井服务年限为56.4a，其中9#煤层服务年限为31.1a，满足《煤炭工业矿井设计规范》要求。

第四章 井田开拓

第一节 井田开拓方式的确定

一、井田开拓的基本问题

井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其互相联系和配合称为开拓方式。 （一）井田开拓方式

井田开拓方式主要有三种：平硐、斜井、立井开拓方式以及综合开拓方式。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。

1.平硐开拓受地形条件，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类型水平服务年限要求。

2.斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少，地面工业建筑井筒装备、井底车场及硐室都比较简单，井筒延伸施工方便，生产干扰少，不易受底板含水煤层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可以满足特大型矿井提升需要；斜井井筒也可以作为安全出口，井下一旦发生事故，人员可以从主斜井迅速撤离。

对于井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需特殊法施工的缓倾斜和倾斜煤层，一般可采用斜井开拓。

3.立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文地质等自然条件的。在

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采深相同的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒通风断面大，可以满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓特别有利；当表土层为富含水的冲积层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的能兼顾井田浅部和深部不同产状的煤层。

对于煤层赋存较深或冲击层厚、水文地质情况比较复杂或多水平开采急倾斜煤层

的矿井，以及对于倾斜长度大的矿井，一般采用立井开拓较为有利。 （二）井筒位置的确定原则

1.有利与第一水平的开采并兼顾其他水平，有利与井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；井田两翼储量基本平衡；

2.有利与首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村庄或不迁村庄； 3.井筒不宜穿过厚土层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或较软弱岩层。 4.工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山，低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁。

5.距水源电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。 二、开拓方案的提出

由于本矿井煤层倾角小，为3°～6°，平均5°，为缓倾斜近水平煤层；表土层薄，无流沙层；水文地质情况比较简单，井筒不需特殊施工。又鉴于立井井筒施工技术复杂需要设备多，要求有较高的技术水平，掘进速度慢，基建投资大；而斜井的运输提升能力比立井大，有相当大的提升能力，可以满足大型及特大型矿井提升的需要，且斜井井筒也可以作为安全出口，井下一旦发生事故，人员可以从斜井迅速撤离。所以根据该矿地面地形及地质条件，考虑工业广场的选择，同时考虑井下的布局和矿井通风系统，本矿井设计可采用双斜井开拓。

本井田划分为一个水平（两个阶段），阶段内采用带区准备方式；每个阶段内沿走向划分为4个倾斜长为1500 m的带区，每个带区设6个分带，设计采用后退式回采；并根据当前一矿一面高产高效矿井的实现，采用一条龙胶带输送机连续运输，通过输送机及转载机实现从工作面直到地面的连续运输，辅助运输采用无轨胶轮车运输方式。同时为了解决出煤高峰运输的问题，设计在胶带大巷中部布置一个大巷煤仓和在每个带区设置一个带区集中煤仓，采用机械式水平煤仓（比如列车式）。 ㈠ 根据以上所述，本设计提出如下两个开拓方案：

Ⅰ方案：斜井开拓（回风井为斜井）

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主、副井及回风井均为斜井开拓，布置于井田，单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采，采用并列式通风。大巷布置于煤层中，沿顶板或底板掘进，局部半煤岩及岩巷。

Ⅱ方案：斜井开拓（回风井为立井）

主、副井均为斜井开拓，回风井为立井，布置于井田，单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采，采用并列式通风。大巷布置于煤层中，沿顶板或底板掘进，局部半煤岩及岩巷。 ㈡ 将两方案各要素分别对比如下： 1.井筒的位置、形式、数目及矿井通风方式

Ⅰ方案：

主副井位于井田中部，井筒形式为斜井，回风井为斜井，矿井通风系统为并列式。井筒参数为：

主斜井： X=4029760 Y=414775 Z=1004 α=16° 副斜井： X=4029690 Y=415650 Z=937 α=7° 回风斜井： X=4029725 Y=414705 Z=1010 α=20° Ⅱ方案：

主副井靠近井田东部边界，井筒形式为斜井，回风井为立井，矿井通风系统为并列式。井筒参数为：

主斜井： X=4029760 Y=414775 Z=1004 α=16° 副斜井： X=4029690 Y=415650 Z=937 α=7° 回风立井： X=4029725 Y=414160 Z=1051 α=90° 2.水平划分及标高

本矿井拟采煤层有9、10号层，其间距为15米左右，其倾角为4°～6°，为近水平煤层。

Ⅰ方案：

设计采用双斜井、单水平、带区式准备、集中大巷开采，水平标高为+7m。 Ⅱ方案：

设计采用双斜井、单水平、带区式准备、集中大巷开采，水平标高为+7m。 3.开采水平的布置

Ⅰ方案：

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胶带运输大巷、辅助运输大巷、回风大巷均布置于9号煤层中。胶带运输大巷铺设胶带输送机，担负煤炭主运输任务；辅助运输大巷通过无轨胶轮车运输担负辅助运输任务。大巷均为煤巷，局部煤及半煤岩巷，采用锚喷支护。

Ⅱ方案:

胶带运输大巷、辅助运输大巷、回风大巷均布置于9号煤层中。胶带运输大巷铺设胶带输送机，担负煤炭主运输任务；辅助运输大巷通过无轨胶轮车运输担负辅助运输任务。大巷均为煤巷，局部煤及半煤岩巷，采用锚喷支护。 4.带（盘）区划分及开采程序

Ⅰ方案：

根据煤层赋存状况和地质构造，本井田拟采用带区式准备方式。带区的开采顺序本着由近及远，先易后难的原则，并考虑初期工程量少、投产快的目的，先开采9号煤层井筒附近的1带区，先采上煤层，再采下煤层。

Ⅱ方案：

根据煤层赋存状况和地质构造，本井田拟采用带区式准备方式。带区的开采顺序本着由近及远，先易后难的原则，并考虑初期工程量少、投产快的目的，先开采9号煤层井筒附近的1带区，先采上煤层，再采下煤层。 三、开拓方案的技术经济比较

以上是对两方案的大概阐述，以下是两方案的技术经济比较表：

表4—1 方案技术经济比较表

方 案 比较内容 一、初期井巷工程 工程量 （m） 699 1197 576 450 15500 Ⅰ方案 单价 投资 工程量 （m） 699 1197 245 450 15500 Ⅱ方案 单价 （元/米） 30000 30000 75000 20000 14500 投资 （万元） 2097 3591 1838 900 22475 （元/米） （万元） 30000 30000 30000 20000 14500 2097 3591 1728 900 22475 1、主井 2、副井 3、回风井 4、井底车场及硐室 5、大巷及石门

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6、初期井巷工程小计 二、初期投资合计 三、施工工期 18422 30791 18091 30901 31291（万元） 21.5月 31401（万元） 22.1月 综上所述，Ⅰ方案与Ⅱ方案相比，初期工程量比较小，初期投资、年运营费及工期都比较小；且从技术上分析Ⅰ方案要优于Ⅱ方案，Ⅰ方案井上井下开拓布局更加合理。所以Ⅰ方案更经济、更合理、投产更早，故决定采用方案Ⅰ，确定矿井开拓方式为：双斜井单水平开拓（回风斜井）。

第二节 达到设计生产能力时工作面的配备

一、工作面生产能力的计算

根据该矿煤层赋存情况和巷道布置，全井田共划分为12个带区，矿井移交生产和达到设计能力时为第一带区生产。第一带区位于井田中部,在9号煤层、井筒北部、胶带大巷东部布置一个倾斜长壁综采工作面。综采工作面采用“三班采煤、一班检修”的“四²六”制。全矿布置2个掘进工作面,矿井设计总产量为回采产量和掘进产量之和。

回采工作面生产能力按下列公式计算： Q采=L×S×M×γ×C

式中：Q采——工作面年产量，t/a； L——工作面长度，取200m；

S——工作面年推进度，截深为0.6m，每日进9刀，故日推进5.4米，则年

推进度约1500m左右；

M——工作面采高，3.35m；

γ——煤的容重，1.36 t/m ；

3

C——采煤工作面采出率，取0.95；

则, Q采=200×1500×3.35×1.36×0.95 =1.29（Mt）

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掘进出煤按回采工作面产量10%考虑， 则Q掘=1.29×10%=0.13（Mt）

全矿井年产量为：Q=Q采＋Q掘=1.42（Mt）

这足以满足矿井设计生产能力1.20Mt/a的要求，并且有扩大生产的能力。

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

矿井移交生产至达到设计能力时，共布置3个井筒，即主、副斜井、回风井。各井筒用途分述如下:

1.主斜井：担负全矿井主提升任务，并兼作兼作进风井和安全出口。井口标高+1004m，井底标高+808m，井筒倾角16°，斜长699m。井筒断面为直墙半圆拱形，井筒净宽5000mm，净断面积17.3㎡。表土段采用混凝土砌碹，支护厚度400mm；进入稳定基岩后采用锚杆喷射混凝土支护，锚杆类型为树脂锚杆，喷射混凝土厚度100mm，掘进断面21.8㎡。为方便撒煤清理，巷道底板铺设厚150mm混凝土。井筒内装备有带宽1200mm阻燃型钢绳芯胶带输送机，并敷设有通讯、照明电缆和消防洒水管。为方便检修，在井筒一侧设行人台阶，在行人台阶和胶带机之间铺设轨道检修。

2.副斜井：担负全矿井辅助提升任务，用作胶轮车运输、进风及安全出口。井口标高+937m，井底标高+7m，井筒倾角7°，斜长1197m，考虑到井筒偏长，在井筒中部设置50m水平缓冲段，以适应无轨胶轮车长距离爬坡的需要。井筒断面为直墙半圆拱形，井筒净宽5500mm，净断面积21.7㎡。表土段采用混凝土砌碹，支护厚度400mm；进入稳定基岩后采用锚杆喷射混凝土支护，锚杆类型为树脂锚杆，喷射混凝土厚度100mm，掘进断面25.9㎡。为满足胶轮车运输需要，井筒底板铺设厚300mm混凝土，在井筒一侧设水沟。井筒设有动力、照明、通讯电缆及消防洒水管。

3.回风井：担负矿井初期回风任务，兼作安全出口。井口标高+1010m，井底标高+809m，井筒倾角20°，斜长576m。井筒断面为直墙半圆拱形，井筒净宽5000mm，净断面积18.7㎡。表土段采用混凝土砌碹，支护厚度400mm；进入稳定基岩后采用

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锚杆喷射混凝土支护，锚杆类型为树脂锚杆，喷射混凝土厚度100mm ，掘进断面为22.3㎡。在井筒内设有水沟、排水管、行人台阶及扶手。设有风硐，井口装有防爆铁门，并设有安全出口，以作灾害时撤离人员出井之用。

根据选定的矿井开拓方案，运输大巷为钢丝绳芯胶带运输，带宽1200mm，输送量1200t/h，电动机功率150kW。辅助运输采用系列无轨胶轮车运输，其优点是：操作简单，便于管理。

矿井井筒特征见表如下：

表5—1 矿 井 井 筒 特 征 表

井 筒 名 称 主井 副井 风井 4029725 414705 1010 809 20° 576 5.0 18.7 回风兼作安全出口 4029760 4029690 井口坐标 纬距 X (m) 414775 415650 经距Y 1004 937 井口 标高(m) 808 7 井底 井筒倾角° 16° 7° 699 1197 井筒斜长(m) 5.0 5.5 井筒净宽(m) 17.3 21.7 井筒净断面(㎡) 井筒装备 胶带输送机和轨道 主运输兼作辅助进辅助运输兼作主进井筒用途 风和安全出口 风和安全出口

二、井壁结构及厚度

根据井口位置及地质报告钻孔资料，各井筒穿过的地层主要有第四系表土层，以黄土、砂土及砾石为主；上、下石河子组、山西组，由砂砾石、亚粘土、砂层、长石砂岩、长石石英砂岩、中细砂岩、砂质泥岩、泥岩等组成，除第三、四系较松软外，其余均为中等稳定的岩层。

井筒施工中穿过的含水层均属弱富水性含水层，对施工影响不大。所以此设计各井筒均采用普通法施工，混凝土井壁结构，其中表土段配钢筋以加强支护，基岩段采用锚喷支护及锚索与锚网喷联合支护。 三、运输大巷及石门布置

根据确定的井田开拓及水平划分方案，井筒均是东西方向布置，而胶带运输大巷、辅助运输大巷、回风大巷则沿南北方向布置，沿煤层顶底板分别布置胶带输送机大巷、辅助运输大巷和回风大巷。主斜井和胶带运输大巷通过在大巷中部设置大巷集中煤仓

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#

连接；在副斜井井底即10煤层底部距约15米左右布置井底车场，井底车场和辅助运输大巷通过石门岩巷连接， 四、主要运输大巷断面及支护方式

根据井田开拓方式，结合煤层赋存条件，井下主要大巷均沿煤层布置，设计确定沿9# 煤层分别布置三条大巷。其中一条为胶带输送机大巷，净宽5.0m，净断面17.5㎡，巷道断面直墙半圆拱形，树脂锚杆喷射混凝土支护，围岩破碎时，可增挂钢筋网，巷道内铺设胶带输送机，为方便检修，铺设600㎜检修轨道；一条为辅助运输大巷，净宽5.5m，净断面20.3㎡，底板铺设0.3m混凝土路面，直墙半圆拱形断面，树脂锚杆喷射混凝土支护，具体视实际煤岩情况，必要时可挂网锚喷，巷道内行驶无轨胶轮车；另一条为回风大巷，净宽5.0m，净断面18.8m2，采用直墙半圆拱形断面，树脂锚杆喷射混凝土支护，亦应视实际煤岩情况必要时可挂网锚喷。

第二节 井底车场

一、井底车场

井底车场是连接矿井主要提升运输井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称，它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矿石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，它是井下运输的总枢纽。从矿车在井底车场的运行特点看，井底车场有两大类，即环形式和折返式。

井底车场的设计选型原则：

⑴要留有一定的富余通过能力，一般大于矿井设计生产能力的30﹪； ⑵设计时要考虑矿井增产的可能；

⑶尽可能提高机械化水平，简化调车作业，提高通过能力。

由于本矿井采用斜井开拓方式，主斜井运输采用胶带输送机运煤，副斜井辅助运输中的材料、设备、人员、矸石等采用无轨胶轮车运输，故只在副井井底设置环行车场。 二、井下硐室

根据井下具体情况，井底车场内设有变电所、水泵房及水仓、消防材料库、胶轮车检修及加油硐室、车辆存放硐室、等候室等。井底车场巷道和主要硐

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室均采用半圆拱断面，锚喷支护。 1.工具室、等候硐室及调度硐室；

2.胶轮车检修及加油硐室：井下使用的重型胶轮车由于无法正常升井，均由该处进行日常检修及加油。

3.车辆存放硐室：车辆存放硐室依托于车场巷道，宽度为6m，一侧靠边停车，另一侧车辆可慢速通过。

除井底车场设有胶轮车运输所需的相关硐室外，辅助运输大巷中对于胶轮车单行线路还应设置转向及会让硐室，硐室宽6m，每隔300m左右设置一个。

第三节 建井工作计划

一、移交标准

本矿井设计生产能力为1.2Mt/a，设计将本矿井建设的移交方式确定为一次建成投产，移交一个采区，即一个高产高效综采工作面即可保证矿井生产能力。 二、井巷平均成巷进度指标

井巷工程进度指标的确定主要根据目前国内施工队伍的施工力量、技术水平及以往的施工经验和指标。设计确定的具体井巷工程施工进度指标如下：

斜井井筒：80m／月； 岩巷：150m／月； 半煤岩锚喷巷道：250m／月； 煤巷：350m／月；硐室500～700m3／月。

本矿井施工工期为21.5个月，井巷工程与地面设施同步施工，同步建成。 三、移交生产和达到设计产量时的井巷工程量

矿井移交生产及达到设计产量时总井巷工程量为17477m，其中：煤巷12800m，占73.2%；岩巷4677m，占26.8%。总掘进体积408871m3 ，其中：煤巷296300m3，占72.5%；岩巷112571m3，占27.5%。

井巷工程量详见表5—2：

表5—2 井巷工程量汇总表

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工程名称 井筒 井底车场及硐室 大巷及石门 带区巷道 其它 合计 比例（%） 四、三类工程施工安排的原则

矿建、土建、安装三类工程中矿建工程量最大，因受到空间的，工期最长，故三类工程中以矿建工程为主，土建、机电安装工程配合矿建工程进行平行或交叉作业，确保连锁工程的施工，以达到设计工期的要求。

长度（m） 煤巷 5800 6000 1000 12800 73.2 岩巷 2472 450 1255 500 4677 26.8 合计 2472 450 7055 6000 1500 17477 100 掘进体积（m3） 煤巷 岩巷 59328 11250 合计 59328 11250 165793 135000 37500 408871 100 136300 29493 135000 25000 12500 296300 112571 72.5 27.5

第六章 采煤方法

第一节 采煤方法的选择

一、采煤方法的选择及其依据

综合机械化采煤法是采煤工艺的重要发展方向，它具有高产、高效、安全、低耗以及劳动条件好、劳动强度小的优点。结合本井田煤层赋存及各条件，设计采用综合机械化采煤法。

本矿设计初期开采9#煤层，均为稳定可采、较稳定可采，煤厚1.1～3.68m，平均厚度3.35m；煤层结构简单，一般含一层泥岩夹矸，煤层倾角一般在4°～6°，在10°以下；顶板为砂质泥岩，单轴抗压强度为15～37.4MPa，为较稳定顶板，局部为中、细粒砂岩；底板为砂质泥岩，局部为细、粉砂岩，为普通底板，地质构造简单，适宜采用综合机械化开采。

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根据煤层赋存条件及井田开拓布置，本着投资少、见效快、安全性好和回采率高的原则，并结合国内目前技术装备水平及生产管理经验，设计采用倾斜长壁采煤方法，回采工作面顶板管理采用全部或局部垮落法。 二、采煤工作面长度、年推进度和生产能力计算 1.工作面长度

回采工作面的长度直接影响到采区回采率、巷道掘进率、巷道维护和设备的配备，同时直接关系到工作面单产及工效。从综采推进速度快、产量高和要求工作面搬家次数尽量少等特点，应该加大工作面长度。可工作面过长，会带来生产管理困难、设备事故率增高等缺点，反而使工作面推进度降低。但总的来看，在综采队和设备不变的情况下，工作面长度有增大的趋势，随工作面长度的增加，工作面产量和工作面效率也在提高。国内目前生产的回采工作面可弯曲刮板输送机长度及性能，能够满足回采工作面180～250m长度的要求，在这个长度范围内既可充分发挥采煤、支护、运设备的能力，又不因负荷过大引起事故。

根据以上分析，结合本井田9#煤层的开采条件，设计确定综采工作面长度为200m。矿井生产后期，随着采煤技术及管理水平的提高，工作面长度可调整为250m。 2.工作面推进度

回采工作面推进度应根据所选采煤设备的技术性能、采煤循环作业图表确定。本设计采用四²六工作制，采煤机每班割3刀，完成3个循环，每天则完成9个循环，每个循环进尺0.6m，则日推进度为5.4m，年推进度在1500m左右。 三、工作面产量

回采工作面产量按下式计算： Q＝m³l³L³γ³C³10-6 式中：Q——工作面产量，Mt/a； m——9号煤平均厚度，3.35m； l——工作面长度，200m； L——工作面年推进度，取1500m；

γ——15号煤容重，1.36t/m3； C——工作面回采率，95%。 则：Q＝m³l³L³γ³C³10-6

＝3.35³200³1500³95%³1.36³10-6

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太原理工大学阳泉学院----毕业设计说明书 ＝1.29(Mt/a)。

因此矿井移交生产及达到设计生产能力时布置一个综采工作面就可以满足1.2 0Mt/a的产量。

需要说明的是，根据本矿的开采条件及采掘设备配备，工作面产量有提高的潜力。生产后期随着采煤技术的不断进步和管理水平的不断提高，工作面产量有望达到1.5Mt/a。

第二节 确定带区巷道布臵和要素

一、移交生产及达到设计生产能力时的带区数目、位置

依据本井田开拓布署、煤层赋存条件以及开采技术条件、工作面装备水平、通风条件，设计确定带区生产能力为1.20Mt/a左右。

为了节省初期井巷工程量，减少初期投资和建设工期，尽快回收资金，设计可将首采区布置在副斜井井底的南北两翼，这南北两翼采区以井田中部的井筒为界，采用倾斜长壁开采。

矿井首采区布置在北翼，划分4个条带，条带间根据条件可留或不留保护煤柱。在大巷的东侧布置工作面，工作面长度为200m，工作面月推进度为145m左右。全矿井布置一个综采工作面即可达到设计生产能力。 二、带区巷道布置 1.带区巷道数目及层位

结合矿井开拓部署，主要采区巷道数目及层位的确定原则如下： 1)为了减少岩巷工程量，降低投资，应尽可能多做煤巷少掘岩巷；

2)根据本矿井开拓部署，同时满足矿井通风要求，本矿井设计采用Y型通风方式； 3)满足矿井主、辅运输要求。

根据上述原则确定主要带区巷道原则上沿9# 煤层布置；带区主巷道数目为三条： 即一条胶带运输回风顺槽，一条辅助运输进风顺槽以及一条回风斜巷。 2.带区巷道布置

初期回采工作面布置在大巷的东侧，首先采用前进式回采，即倾斜长壁仰斜开采，自大巷附近向上部边界推进；到达上部边界后，采用后退式回采，即自上部边界向大

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巷附近推进，两者相结合为往复式回采。这种布置方式既可以实现仰斜和俯斜相结合方式开采，又可以克服或减轻前进式回采的缺点，并有利于工作面的搬迁。

垂直工作面布置胶带运输顺槽和辅助运输顺槽，胶带运输顺槽连接胶带运输大巷，后通过设置在带区胶带大巷中的带区煤仓、主斜井胶带机运出地面；辅助运输顺槽连接辅助运输大巷，通过副斜井井底的井底车场、副斜井井筒到达地面。

鉴于本矿井设计采用U型通风方式，根据工作面通风要求，每个回采工作面共布置两条顺槽，其中一条胶带回风顺槽、一条辅助进风顺槽。 三、采区主要生产系统

1.煤炭运输系统

井下煤炭运输采用胶带输送机连续运输。工作面可弯曲刮板输送机→→顺槽转载机→→顺槽可伸缩胶带输送机→→胶带运输大巷→→大巷机械式水平煤仓→→主斜井胶带输送机→→地面。

2.辅助运输系统

井下辅助运输全部采用系列无轨胶轮车运输。井下生产用设备、材料及人员在地面装入无轨胶轮车经副斜井→→井底车场→→辅助运输大巷→→辅助运输顺槽→→工作面。

矸石运输系统则反向。 3.通风系统

矿井新鲜风流经副斜井进入井下，再经辅助运输大巷、辅助运输进风顺槽进入回采工作面，清洗工作面后的污风经胶带回风顺槽进入回风斜巷，进入回风大巷，经回风斜井排到地面。

4.排水系统

各回采工作面顺槽及掘进工作面均配备了小水泵，同时采用管路排水，井下水集中汇集到副斜井井底车场中设置的水仓，然后通过主排水泵房排至地面。其中主井系统中的井下水通过在胶带运输大巷中部设置的钻眼排到副斜井井底水仓。

第三节 回采工艺及劳动组织

一、回采工艺

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回采工艺是指在采煤工作面进行落煤、装煤、运煤、工作面支护及采空区处理等各种工艺,并使这些工艺在时间、空间上按一定顺序配合生产的工作方式。

由于本矿井井田地质条件较简单，无断层，煤层倾角较缓，9号煤层平均厚度为3.35m，10号煤层平均厚度为2.75m，顶、底板都较稳定。根据煤层赋存情况和开采技术条件, 确定采用综合机械化一次采全高回采工艺方式。

回采工艺过程如下： ⑴.采煤机落煤

采煤工作面使用双滚筒采煤机，其布置方式为：若面向工作面时，采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋，割煤时逆时针旋转。采煤机运行时，其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤，这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。

工作面割煤方式为往返一次割两刀，这种割煤方式效率高，适用于煤层赋存稳定、倾角较缓的综采面。

采煤机的进刀方式为工作面端部斜切进刀，使用割三角煤进刀方法，其进刀过程为：①当采煤机割至工作面端头时，由于采煤机机身下方尚留有一段下部煤，故前滚筒下降，后滚筒上升，其后的输送机已移近煤壁，然后反向沿输送机弯曲段割入煤壁，直到进入直线段；②采煤机停止运行，等进刀段推直输送机后，调换滚筒位置，反向割三角煤至端头；③再调换两个滚筒的上下位置，清理进刀段浮煤，并开始正常割煤。

⑵.移架

液压支架的移架方式采用单架依次顺序式，支架沿采煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线，该方式操作简单，容易保证规格质量，操作安全，工作面环境好。

⑶.综采面工序配合方式

综采面割煤、移架、推移输送机采用及时支护的配合方式，即：采煤机割煤后，支架依次立即前移、支护顶板，输送机随移架逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护方式，推移输送机后在支架底座前端与输送机之间富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利于行人、运料和通风；若煤壁容易片帮时，可先于割煤进行移架，支护新暴露出来的顶板。 二、工作面设备选型

综采工作面采、装、运、支全部采用机械化。

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根据国内外大型矿井的建设经验，宜采用高产高效的采煤工艺及装备，从而达到生产集中、易管理、安全高效的目的。

1、采煤机

采煤机的选择应与工作面的生产能力相适应。 ⑴.采煤机的牵引速度： V（LL1)n

T60nT1式中：V——采煤机所需平均牵引速度，m/min；

L——工作面设计长度，200m；

L1——工作面生产时采用斜切进刀长度，取30m；

T——工作面开机时间，取9h；

n——昼夜循环数，9个；

T1——进刀时间，取20min；

经计算得：

V(LL1)n(20030)94.25m/min

T60nT1960920则工作面采煤机的最大牵引速度为：Vmax1.5³4.25=6.4 m/min 同时采煤机生产能力为：Q采60BHV

600.63.351.364.25

697（t/h)采煤机最大生产能力为：Q采60BHVmax

⑵.采煤机的功率

采煤机的功率按下列经验公式计算： N(60BHVHw)/3.6 式中：N——采煤机所需功率，kw；

V——采煤机所需最大牵引速度，取6.4m/min； B——工作面截深，取0.6m； H——采高，取3.35m；

600.63.351.366.4

1050（t/h)Hw——能耗系数，取2.5～3.5；

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故：N(60BHVHw)/3.6

(600.63.356.43.5)/3.6

750(kW) 本设计采用国内先进水平的综采设备来装备回采工作面，根据上述计算，确定采用MGTY400/900型电牵引采煤机，设备性能与矿井规模相匹配。

如下图为MGTY400/900型电牵引采煤机图样及采煤机技术特征表：

表6-1 MGTY400/900型电牵引采煤机技术特征表 技术参数 采高范围 煤层倾角 供电电压 装机总功率 喷雾灭尘方式 牵引速度 滚筒直径 滚筒截深 整机重量 配套工作面输送机型号 2.液压支架

液压支架是综采工作面主要设备之一，也是工作面装备中投资最多的设备，应把液压支架的可靠性放在首位。液压支架的选型既要考虑设备先进，又要考虑性能稳定可靠、经久耐用，还要考虑支架搬运方便。

单位 (m) (°) (kv) (kW) 内外喷雾 (m/min) (m) (mm) (t) 数目 2.2-3.5 ≤25 3.3 900 0-9-15 1.8 600、800 52 SGZ880/630、 SGZ960/800 31

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结合本矿井9号煤的顶底板岩性，按倍数岩重法对液压支架支护强度进行计算。计算公式如下： P＝(6～8)²m²γ 式中：P ——支护强度，t/m2；

m ——机采高度，取3.35m； γ——顶板岩石容重，为2.5t/m3。

则：P＝(6～8)²m²γ＝(6～8)³3.35³2.5＝50～67(t/m2)=0.5～0.67MPa。根据首采工作面的煤层厚度以及接替区域煤层的厚度，为了尽可能提高采煤工作面的回收率，确定大采高液压支架的最小支撑高度为2.1 米，最大支撑高度为4.2米。 根据支护强度的计算结果，设计选用ZZ5200/21/42 型支撑掩护式支架，按照装备工作面的长度，配备液压支架 134 组。液压支架的主要技术参数如下表：

表6—2 液压支架技术参数：

支架 型号 ZZ5200/21/42 型 式 支撑掩护式 高度mm 中心宽度距mm mm 支架 初撑工作 力kN 阻力 支护 强度 重量kg 立柱 初撑工作 力kN 阻力 2100 1430 1500 43 5200kN 0.MPa 19902 1091 1300kN 4200 1600 3.刮板输送机

刮板输送机输送能力要与采煤机生产能力相匹配，即应将采煤机采下的煤全部运

（t/h)，则刮板输送机的运输出，并留有余地。前面计算采煤机最大生产能力为1050能力应达到1200 t/h。且和MGTY400/900型电牵引采煤机相配套，则选用SGZ800/630型刮板输送机。

表6—3 SGZ880/630型刮板输送机技术参数

产品型号 SGZ880/630

设计长度(m) 200 输送量装机功率(t/h) (Kw) 1200 链条规格(ram) 中部槽规格 (长*宽*高) 刮板链速(m/s) 1.21 2³315 Φ30x108-C 1500x800x335 4.转载机

转载机选用SZZ1000/400型刮板转载机。

表6—4 SZZ800/200型刮板转载机技术参数

系列型号 输送量（t/h） 设计长度（m） 装机功率（kW） 中部槽内宽（㎜） SZZ1000/400

刮板链 型式 中双链 2600 50 32

400 1000

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5.顺槽胶带输送机

顺槽胶带输送机选用SSJ-1200/2³200型可伸缩胶带输送机，功率2³200kW，中间驱动，电压1140V，输送能力1200t/h。

表6—5 综采工作面设备配套表

序号 01 02 03 设备名称 双滚筒 采煤机 端头支架 中间支架 设备型号 MGTY400/900 ZTF5400-20/45 ZZ5200/21/42 SGZ880/630 SAA-1000/400 PLM-3000 SSJ-1200/200³2 GRB-345/34.5 主要参数 最大牵引速度15m/min,电机功率900KW，截深600mm 最大支撑高度4.5m,最小支撑高度2.0m,工作阻力5400KN 最大支撑高度4.2m,支小支撑高度2.1m,工作阻力5200KN 链速1.21m/s,运输能力1200t/h, 槽宽800mm,电机功率315kW³2 链速1.486m/s,转载能力2600t/h, 槽宽1000mm,电机功率400kW 破碎能力,3000t/h,电机功率200kW 带速3.15m/s,运输能力1200t/h, 带宽1200mm,电机功率200kW³2 流量315L/min,电机功率200kW, 压力31.5Mpa 04 刮板运输机 06 07 转载机 破碎机 08 胶带输送机 09 乳化液泵 三、工作面作业方式及劳动组织

工作面内全部工序至少完成一次的周而复始采煤过程，叫循环。对于综采工作面以移架为标志，即移一次架为一个循环。在规定时间内，按规定的工艺方式，保质保量完成的一个循环称为正规循环。实践证明，实现正规循环作业，是煤矿生产中一项行之有效的科学方法，可以有效地保证工作面高产、稳产和高效。

工作面的循环作业内容包括：循环方式、作业方式、工序安排及劳动组织。 1.循环方式

循环方式就是循环进度和昼夜循环数的总称。循环进度在综采工作面就是截深。机采工作面应积极组织多循环作业，在工序安排上尽量采用新工艺，新技术，简化工序；充分利用空间和工时，充分发挥设备效能，加快推进度，提高工作面单产效率和其他各项技术经济指标。

根据工作面长度、年设计生产能力，确定每班四个循环，每个循环0.6米。

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2.作业方式

采煤工作面的作业方式就是一昼夜内采煤班与准备班在时间上的配合方式。综采工作面设备费用大，在保证足够机械检修时间的条件下，应力求增加生产时间，以提高机械设备利用率，本设计采用“四班作业、三采一准”的作业方式。

3.工序安排

采煤工作面工序安排有顺序作业和平行作业及两种相结合的形式等。安排工序的要求是充分利用空间和时间，避免个工序相互影响，使个工序工种的工时利用率提高。

安排工序应注意以下几个问题：

①应分清主、次工序，保证主要工序顺利进行，在机组采煤时充分发挥采煤机的效能，尽可能地增加出煤时间；

②辅助工序尽可能与采煤平行，充分利用空间和时间，并保证作业安全； ③注意薄弱环节，结合定额，加强措施。 4.劳动组织

劳动组织是指正规循环中生产工人的组织形式和劳动定员。回采工作面的劳动组织，必须与循环方式、作业方式、工序安排相适应，合理的劳动组织有利于正规循环。长壁工作面劳动组织形式有下列几种：分段作业、追机作业、分段接力追机作业。 在综采长工作面，一般采用分段接力追机作业。 劳动组织见下表6—6； 经济技术指标见下表6—7.

表6—6 劳动组织表

班次 工种 班长 机组司机 电工 泵站工 转载机司机 输送机司机 支架工 早班 2 3 1 1 1 1 6 中班 2 3 1 1 1 1 6 夜班 2 3 1 1 1 1 6 检修班 2 1 1 1 1 1 3 合计 8 10 4 4 4 4 21

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端头工 巷道维修工 清煤工 运料工 维修工 瓦斯员 合计 2 3 3 4 2 1 30 2 3 3 4 2 1 30 2 3 3 4 2 1 30 2 4 3 4 4 1 28 8 13 12 16 10 4 118

表6—7 综采工作面主要经济技术指标表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 项目 采高 年推进长度 煤层倾角 工作面长度 煤的容量 工业储量 采出率 截深 日产量 装机容量 作业制度 日循环数 回采工效 单位 m m （°） m kg/m3 Mt ％ m t kW 个 t/工 数量 1.1～3.71 1500 4～6 200 1360 128.78 95 0.6 30 930 “四²六”制 9 26.8 备注 第四节 采区准备与工作面接替

一、巷道断面及支护形式

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巷道断面尺寸需要考虑运输、通风、行人等综合因素确定。

巷道断面形状及支护形式主要根据矿压及巷道服务年限长短确定，其选择合理与否直接关系到矿井生产及通风安全。

根据井田开拓方式，结合煤层赋存条件，井下主要大巷均沿煤层布置，设计确定沿9号煤层分别布置三条大巷。

通过查阅《采矿工程设计手册》，确定本矿井主要巷道断面特征及支护方式如下： 1.大巷及石门

胶带输送机大巷，净宽5.0m，净断面17.5m2，直墙半圆拱形断面，树脂锚杆喷射混凝土支护，围岩破碎时，可增挂钢筋网，巷道内铺设带式输送机；辅助运输大巷，净宽5.5m，净断面20.3m2，底板铺设0.3m混凝土路面，直墙半圆拱形断面，树脂锚杆喷射混凝土支护，具体视实际煤岩情况，必要时可挂网锚喷，巷道内行驶无轨胶轮车；回风大巷，净宽5.0m，净断面18.8m2，采用直墙半圆拱形断面，树脂锚杆喷射混凝土支护，亦应视实际煤岩情况必要时可挂网锚喷，局部破碎地段可增加锚索或金属棚支护。

2.带区主要巷道

带区主要巷道以煤巷为主，采用半圆拱形断面，采用锚索与挂网锚喷联合支护方式。

3.带区其它巷道

工作面运输顺槽及回风顺槽均采用矩形断面，锚索、锚网与钢带联合支护。 主要硐室采用混凝土砌碹支护，其中大硐室增加锚索。 主要巷道断面特征详见下表6—8。

表6—8 主要巷道断面特征表

序号 断面 形状 半圆拱 半圆拱 半圆拱 矩形 净断面 （㎡） 17.5 20.3 18.8 20.2 掘进 断面(㎡) 21.9 23.8 21.9 23.8 支护 方式 锚索、锚网喷 锚网喷 锚索、锚网喷 支护 厚度(mm) 150 150 150 巷道名称 1 胶带输送机大巷 2 3 4 辅助运输大巷 回风大巷 辅助运输顺槽 锚索、钢带锚网 120

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5 6 二、回采工作面回采方向与接替

工作面回采顺序一般有后退式、前进式、往复式及旋转式等几种。回采顺序不同，区段平巷布置也不同。当工作面由采区边界方向向大巷附近方向回采，称为后退式回采，反之称为前进式回采，两者结合称为往复式回采。工作面接替方式有区段跳采接替和区段依次接替。本设计采用后后退式回采，工作面接替采用跳采接替方式。 三、采区及工作面回采率

9号10号两层煤分别为3.35米、2.72米厚，属于中厚煤层。根据《煤炭工业矿井设计规范》，采区回采率为80％，9号煤层工作面回采率为95％，10号煤层工作面回采率为95％。

胶带回风顺槽 回风斜巷 矩形 矩形 17.5 12.9 21.9 15.6 锚索、钢带锚网 120 锚索、锚网喷 120 第七章 井下运输

第一节 运输系统和运输方式的确定

一、煤炭运输方式

根据井田开拓方式、井下装备，生产能力等因素，设计采用带式输送机运煤，其主要理由是：

①本矿井生产能力大，采掘机械化程度与生产集中化程度高，采用带式输送机可实现从回采工作面、大巷和井筒的连续化运输系统，具有运输能力大、增产潜力大、能适应采掘设备生产能力的要求、运输可靠、安全性好、维护管理简单，易于实现集中控制、集中管理等优点，能较好地适应本矿井生产的需要。

②采用带式输送机运输，能适应煤层巷道坡度的起伏变化，可按煤巷布置与新型的辅助运输设备相配合，有利于改革矿井的开拓部署，多做煤巷，少做岩巷。

③运输系统简单、环节少、用人少，运营费用低，利于集中管理。

④国内外的大型、特大型矿井普遍采用带式输送机运输，随着运距增长，其优越

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性更显突出，效益更佳。 二、辅助运输方式

矿井辅助运输形式的选择不但取决于辅助运输量的大小，同时也与辅助运输巷道坡度变化情况有着十分密切的关系。本矿井主要大巷均为煤层巷道，巷道坡度大多在3～6°之间，传统的轨道运输已不能适应本矿井较大坡度运输的需要，因此，必须采用新型辅助运输设备。

近年来随着高产高效矿井的发展，井下辅助运输设备的种类也越来越多，无轨胶轮车就是其中一种比较成熟的辅助运输设备。

无轨胶轮车系统是二十世纪九十年代开始在我国煤矿使用的一种新型辅助运输形式，其在国外的煤矿及国内的金属矿山已经有较长的使用历史。随着矿井机械化程度的提高和采掘机械设备性能的进一步提高，矿井生产效率大大提高，井下人员大大减少，在主要巷道多为煤巷，矸石在井下废巷中充填处理的前提下，矿井辅助运输量大为减少，所有这一切都为推广无轨胶轮车系统打下了坚实基础。

考虑到本矿井为高产高效矿井，矿井机械化程度高，矿井辅助运输主要担负井下人员、少量矸石、材料和设备的运输任务，辅助运输量较小，具有使用无轨胶轮车作辅助运输的良好条件。无轨胶轮车以内燃机为动力，载重量大，爬坡能力强，连续运输时间长，无需巷道中铺轨，机动灵活，可一机多用，适应多种辅助运输作业需要，可实现从地面到井下工作面的连续运输。具有系统简单可靠、运输效率高、速度快、环节少、方便灵活、用人少、运营费低、安全可靠等显著优点。同时，无轨系统具有综采设备搬家速度快的优点，利于提高工作面单产，因此设计推荐选用无轨胶轮车承担矿井的辅助运输。 三、运输系统

1.煤炭运输

矿井建成达产时，综采工作面的煤经过工作面顺槽带式输送机，转到胶带运输大巷，后由主斜井带式输送机提升至地面。

掘进煤运输：由综掘机组配套带式输送机将煤运达输送机大巷，由带式输送机进入主煤流系统。

2.材料运输

井下所需材料、设备，在地面装车后，由无轨胶轮车通过副斜井、井底车场直接运往各使用地点，无需转载。

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3.人员运输

井上下人员可乘坐中型客货型无轨胶轮车或厢式运人无轨胶轮车入井或升井。

第二节 运输设备的选择和计算

一、主运输设备选型

本矿井主要开采9、10号煤层，根据井田内煤层的赋存条件、矿井的开拓部署、生产能力，设计确定大巷主运输方式采用带式输送机运输方式，其主要理由如下：

①井下主要运输大巷均沿煤层布置，其坡度随煤层起伏变化，带式输送机运输能够适应煤层巷道的起伏变化；

②本矿井设计机械化程度高、主运输系统运输量大，带式输送机运输能够灵活适应工作面采掘设备生产能力要求；

③带式输送机运输能够减少主运输环节、简化主运输系统，有利于矿井集中生产管理和集中监控，能够最大程度地适应矿井市场化生产，即根据市场需求变化调节生产能力的要求；

根据目前国内外高产高效矿井的建设情况，同时结合本矿井的实际情况，本矿设计选用带式输送机做为矿井的主运输方式是合理的。

9号煤胶带运输大巷中带式输送机主要技术参数为：

运量Q＝1200t/h、带宽B=1200mm、带速v=4m/s，倾角a=3～16°； 电动机：型号YB560S2-4，功率N=560kW，2台； 减速系统：型号CST630KS，减速比i=21.63，2套； 钢芯胶带：带强ST1600 N/mm，阻燃型；

张紧装置：型号DYL-01-3/30，N=4+7.5kW（防爆），位于尾部，1套； 二、辅助运输设备选型

㈠概述

矿井设计规模1.2Mt/a时，井下在9号煤层布置一个综采工作面、一个备用工作面、一个巷道综掘工作面。辅助运输方式为井上下无轨胶轮车连续运输。辅助运输系统由副斜井、井底车场、辅助运输大巷等组成。矿井移交时，副斜井井口至综采工作面距离约2km左右；其中，副斜井长度1197m，倾角7°；其它巷道坡度为0～7°左右。

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主要辅助运输工作内容为：运送人员、锚杆、坑木、水泥、砂石等。 ㈡无轨胶轮车选型

运送人员、材料、小型设备及清理巷道等辅助运输设备选用国产防爆柴油机无轨胶轮车，搬运液压支架辅助运输设备选用进口防爆柴油机无轨胶轮车。

1. 运送人员、送餐及救护，选用煤科总院太原分院WrC20/2J型防爆运人胶轮车，主要技术参数如下：

功 率 65kW 乘座定员 20人 整车装备质量 4.62t 最大车速 30km/h 最小转弯半径 向外小于7.5m 最小离地间隙 220mm 最大爬坡能力 15°

整车外形尺寸 6065³1950³2360（mm）

2. 运送水泥、砂石，矸石选用煤科总院太原分院W8型防爆悬挂式胶轮车，主要技术参数如下：

功 率 85kW 装载质量 8t

最大转弯半径 向外6.35m、向内3.8m 最小离地间隙 330mm 最大车速 30km/h 最大爬坡能力 15°

整车外形尺寸 7800³2370³1850（mm）

3. 运送材料、小型设备等选用煤科总院太原分院WqC4J型自卸式防爆胶轮车，主要技术参数如下：

功 率 65kW 装载质量 4t

最小转弯半径 向外小于7.5m 最小离地间隙 220mm

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最大车速 30km/h 最大爬坡能力 15°

整车外形尺寸 5800³2076³2180（mm）

4. 井下工作面清理巷道底板或短途运输散状物料，选用煤科总院常州科试中心FBZL16型防爆装载机，主要技术参数如下：

发动机功率 50kW 载 重 1.6t 最小转弯半径 4.7m 最小离地间隙 280mm 最大车速 28km/h 爬坡能力 14°

整车外形尺寸 5760³1800³2500（mm）

5. 支架搬运车，选用LWC40T型，主要用于液压支架等大型设备的运送，工作面搬家或搬运液压支架上、下井。主要技术参数如下：

功 率 170kW 搬运重量 40t 空车质量 22.5t 最小离地间隙 356mm

转弯半径 向内2.67m、向外6.851m 车 速 7～13km/h 最大爬坡能力 1:4(14°)

整车外形尺寸 9421³3450³1670（mm）

6. 支架搬运机（带铲叉），选用MH-40型，主要用于工作面短距离搬运液压支架和大型设备，主要技术参数如下：

功 率 171.5kW 搬运重量 40t 最小离地间隙 400mm

转弯半径 向内3.05m、向外6.215m 车 速 3.6～15.6km/h 最大爬坡能力 1:4(14°)

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整车外形尺寸 9200³20³2025（mm） ㈢无轨胶轮车台数

选用4台WrC20/2J型防爆运人胶轮车，其中备用1台。 选用3台W8型防爆悬挂式胶轮车，其中备用1台。 选用3台WqC4J型自卸式防爆胶轮车，其中备用1台。 选用2台FBZL16型防爆装载机。 选用2台LWC40T型支架搬运车。 选用2台MH-40型（带铲叉）支架搬运机

表7—1 辅助运输车辆配备技术特征表

序载重量名 称 型号 号 （t） 1 运人胶轮车 WrC20/2J 20人 2 悬挂式胶轮车 W8 8 t 3 自卸式防爆胶轮车 WqC4J 4 t 4 防爆装载机 FBZL16 1.6 t 5 支架搬运车 LWC40 MH-40 40 t 40 t 6 （铲叉）支架搬运机 外形尺寸（mm） 6065³1950³2360 7800³2370³1850 5800³2076³2180 5760³1800³2500 9421³3450³1670 9200³20³2025 数量 4 3 3 2 2 2

第八章 矿井提升

本矿井煤层埋藏浅，储量丰富。其设计生产能力为1.20Mt/a，服务年限为60 a，其中9号煤层服务年限为31 a。

矿井开拓方式为双斜井单水平开拓，水平标高为+7m, 矿井工作制度为“四²六”制，三班采煤，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。

本矿井设计由主斜井胶带输送机承担全矿的煤炭提升运输任务，位于主斜井井底与胶带运输大巷连接处设置机械式水平煤仓，用于缓冲高峰期产煤的运输问题。水平煤仓中的原煤通过水平煤仓下胶带输送机转载至主斜井胶带输送机，由主斜井胶带输送机运输至地面。

辅助运输采用采用无轨胶轮车来承担全矿的材料、设备、人员等提升运输任务。设备、材料等在地面装车，通过副斜井、井底车场、运输大巷直达各工作面。

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一、主提升设备

本矿设计生产能力1.20Mt/a，设计后期为1.50Mt/a～1.60Mt/a的生产能力。采用斜井开拓，矿井主运输系统为带式输送机连续运输方式，主斜井装备一台带式输送机。井下工作面来煤经顺槽带式输送机、大巷带式输送机、机械式水平煤仓、主斜井带式输送机上，通过主斜井带式输送机将煤炭提升至地面。 1. 运输量

本矿设计生产能力1.20Mt/a，井下装备一套综采工作面，井下设置一位于胶带运输大巷中部的缓冲煤仓，主斜井带式输送机运输能力需满足矿井井下工作面来煤峰值量的运输要求。根据矿井采煤方法和工作面装备，设计确定主斜井带式输送机运量为Q=1500t/h。当矿井生产能力为1.50Mt/a～1.60Mt/a时，确定主斜井带式输送机运量为Q=2000t/h。

2. 带宽和带速

随着带式输送机运输量的增大和运距的增长，需要增加带宽和提高带速来满足带式输送机输送量的要求，输送机运输能力与胶带宽度和带速成正比例，运输能力一定时，带宽和带速成反比例。带宽加大需增大井筒断面，增加巷道工程量，投资相应增高。而提高带速相对有利，因带速愈高物料线密度愈小，降低了胶带的最大张力，所需胶带强度愈低；带速高使减速系统传动比减小，整个设备费用降低；同时带速高带宽可以减少，带式输送机外形尺寸和井筒断面减小，可降低井筒的工程费用。

但提高带速必须有以下条件保证：①高质量托辊；②输送机安全保障，因速度愈高，愈易发生机械人身事故；③输送机安装质量，安装质量不高，物料在胶带上跳动，使机架、托辊产生动应力，胶带易跑偏；④安全要求，带速太高，容易在井筒巷道内扬起煤尘，对矿井通风防尘带来一定的困难。带速若大于5m/s，托辊直径须大于Φ159mm，同时带速过高，胶带磨损加剧，物料对托辊的冲击增大，从而使托辊、轴承等部件寿命降低，托辊、轴承等部件为带式输送机的易损耗件其使用量加大，使带式输送机运行成本相应提高。所以带速取值不仅在理论上要合理可行，而且必须与国内制造安装水平及矿井安全要求相适应，结合国内外井下带式输送机的现状，同时考虑本矿井带式输送机的长度、运量、倾角等因素，确定该主斜井带式输送机速度不大于5.0m/s。

工作面原煤经井下破碎机破碎至粒度a≤300mm以下，根据带宽计算式B≥2a+200，并综合考虑后期生产能力扩大的运量、倾角、运距、胶带张力、造价等因数

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的影响，确定带宽B=1600mm。

3. 胶带安全系数

胶带安全系数m的取值大小不仅与制造质量有关，而且与接头质量与数量及机械设计是否合理有关，另外使用维护也是一个因素。因此m是个综合值，结合目前胶带式输送机的制造水平和已投入使用的带式输送机的运行情况，确定本带式输送机的安全系数m=7～9。

表8—1 主斜井带式输送机主要技术参数

序 号 1 2 3 4 5 6 7 名 称 运 量(Q) 带 宽 (B) 带 速 (V) 机 长 (L) 倾 角 (а) 胶 带 减速系统 单位 参 数 后 期 2000 1600 4.0 700 0～14 St=2500 阻燃 3C560NE-1240 i=25 4套 lLA450-4 N=1070kW 4台 DSN530 2台 DYL-01-5/10 N=4+7.5kW 1套 KZP- φ2000/6³100 备 注 电压2300V 防爆 1 8 9 10 11 电动机 逆止器 液压自动 张紧装置 制动器 初 期 t/h 1500 mm 1600 m/s 4.0 m 700 度 0～14 St=2500 N/mm 阻燃 3C560NE-1240 套 i=25 2套 lLA450-4 台 N=1070kW 2台 DSN530 台 2台 DYL-01-5/10 N=4+7.5kW 1套 KZP- 台 φ2000/6³100 4. 主斜井带式输送机的检修

为便于主斜井带式输送机的检修和维护，在井筒内配有轨道绞车检修设备，用于运送检修主斜井带式输送机的人员和配件，轨道绞车检修设备，结构简单。为了保证轨道绞车检修设备安全可靠的运行，设计配有阻车器和一套斜井防跑车装置，型号为XPF-A型。

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第九章 矿井通风与安全

第一节 风量的计算

一、矿井总风量的计算

《煤矿安全规程》规定：采区回风道、采掘工作面回风道中甲烷和二氧化碳浓度不得超过1%，采掘工作面的空气温度不得超过26℃；采掘工作面的进风流中，按体积计算，氧气不得低于20%，二氧化碳不得低于0.5%。

1.采煤工作面所需风量的计算： ① 按沼气涌出量计算： Q采 = 100q采³K

式中： Q采—回采工作面实际需要风量，m/min；

q采—该回采工作面回风巷风流中沼气平均绝对涌出量（m3/min），取为7.7； kgw—该回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，是指在正常生产条件下，该回采工

作面回风巷风流中沼气最大涌出量与平均绝对涌出量之比，取为1.5。

则： Q采= 100³7.7³1.4

= 1078m3/min

② 按工作面气温与风速的关系计算：

采煤工作面应有良好的劳动气候条件，起温度和风速应符合下列表要求。

表9—1 工作面气温与风速的关系

工作面温度(℃) 工作面风速(m/s)

且风量按下式计算：Q采= 60³V采³S采³K 式中：Q采——回采工作面实际需要风量，m3/min；

V采——回采工作面风速，取为1.5m/s；

3

<15 0.～0.5 15～18 0.5～0.8 18～20 0.8～1.0 20～23 1.0～1.5 23～26 1.～1.8 45

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S采——回采工作面的有效通风断面积，m，取为12 m ； kw ——工作面长度系数，取为1.35 Q采 = 60³1.5³12³1.4 = 1512m3/min ③ 按人数计算： Q人= 4N

式中：Q人——回采工作面实际需要风量，m3/min；

4 ——《煤矿安全规程》规定每人每分钟供给4m的风量，m/min； N ——回采工作面同时工作最多人数，取为60人；

则： Q = 4³60=240m3/min

④ 按风速进行验算：

根据《煤矿安全规程》规定：回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s。即每个回采面：

Qmin≥0.25³60³S（m3/min） Qmax≤4³60³S（m3/min）

3

3

式中： S——工作面的平均断面积m2，对于本矿井综采工作面S =12 m2 ； 经计算得： 180m3/min≤Q≤2880m3/min 则：回采工作面供风量按1512m3/min计。

2.备用面需风量的计算：

按下式计算：Q备=0.5Q（m3/min）

式中：Q备——备用工作面所需风量，m3/min。

所以备用工作面所需风量为： Q备=0.5³1620=756（m3/min）。

3.掘进工作面需风量 ①按沼气涌出量计算：

根据《矿井安全规程》规定，按采煤工作面回风巷风流中沼气的浓度不得超过1％的要求计算，即： Q掘＝100qg³K

式中： Q掘——掘进工作面实际需风量，m3/min；

qg——掘进工作面回采时沼气的平均绝对涌出量，取2.1 m3/min；， K——掘进工作面的瓦斯涌出不均衡系数，取K＝1.8；

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3

则工作面需风量：Q掘＝100qg³Ka＝100³2.1³1.8＝378m/min。

②按人数计算：

Q人= 4N

式中：Q人——回采工作面实际需要风量，m3/min；

4——《煤矿安全规程》规定每人每分钟供给4m3的风量，m3/min； N——掘进工作面同时工作最多人数，取为35人；

则：Q = 4³35=140m3/min

③按风速进行验算。

各个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最小最大风量有如下规定：

Qmin≥0.25³60³S（m3/min） Qmax≤4³60³S（m3/min）

式中： S——掘进工作面的平均断面积，m2，对于本矿井工作面：S =12 m2 ； 经计算得： 180m3/min≤Q≤2880m3/min

所以由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为378（m3/min），且符合要求，则：掘进工作面供风量按Q掘=378（m3/min）计算。

4.硐室所需风量

硐室实际需要风量按经验值给定：

①大型爆破材料库为100--150 m3/min，中小型爆破材料库为60--100 m3/min本设计取为120 m3/min；

②变电所硐室为60--100 m3/min，本设计取为100 m3/min；

③充电硐室应按其回风流中的氢气浓度小于0.5%计算，但不得小于100 m3/min，按经验值给定风量100--200 m3/min；本设计取为150 m3/min。

④带区变电所所需风量根据实际需要，取为100 m3/min； 则，∑Q硐 =120+100+150+100 = 470 m3/min。

5.其它巷道所需风量 其它巷道所需风量由下式计算：

∑Q巷 = [∑Q采+∑Q备+∑Q掘＋∑Q硐]³10%

则 ∑Q巷 = 310（m3/min）

6.矿井总风量

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根据各用风地点需风量、采用由里向外配风，矿井总风量按下式计算：

∑Q=K³[∑Q采+∑Q备+∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q巷] 式中： ∑Q ——矿井总风量，m3/min；

∑Q采——回采工作面所需风量，m3/min； ∑Q备——备采面所需风量，m3/min； ∑Q掘——掘进面所需风量，m3/min； ∑Q硐——硐室所需风量，m3/min； ∑Q巷——其它巷道所需风量，m3/min； K——风量备用系数，本设计取K=1.25

则： ∑Q=1.20³(1512+756+378+470+310)

=4111.2（m3/min） =68.5（m3/s）

所以矿井总风量取为68.5m3/s 。

则矿井总风量初期取68.5m3/s ，此风量能满足总回风道瓦斯浓度不超过0.75%的要求。

第二节 矿井通风系统和风量分配

一、通风系统和通风方式 ㈠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；

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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化。 ㈡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：

表9—2 通风方式比较

项目 类型 中 央 并 列 式 中 央 分 列 式 两 翼 对 角 式 分 区 对 角 式

煤层倾角较小，埋藏较浅，走向长度不大而瓦斯和自燃发火较严重的矿井 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 适用条件 优缺点 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；工业广场有风机，噪音大。 与并列式相比，这种方式较安全，建井期两井深部延伸，通风不困难，风流不折返，阻力小，内部漏风小，有利于防火。工业广场没有噪音和污风的污染，回风井系统设备防尘管理比较方便。 由于风流路线较短，阻力和漏风小，适用于走向长度大于所以各采区风阻表较稳定；矿井总风压稳4Km，井田面积大，产量高，定，工业广场不受污染，比分列式安煤层距地表浅，瓦斯、自燃全性更好；但它的初期投资较大，管理相发火严重的矿井。 对分散，发生事故时反风较困难。 适用于煤层距地表浅，因地表高低起伏较大，无法各分区有的通风线路，互相不影开掘浅部总回风巷，而且表响而且通风阻力小，建井工期短，安全生土层没有沙层，便于开掘小产好，分区风井多，占场地多，通风机管风井。另外，煤层走向长，理分散。 多煤层开采，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+7m。煤层为近水平煤层，井田走向长度为 5km左右，煤层无自然发火危险，瓦斯涌出量小，矿井年产量1.20Mt/a，为大型矿井，投产时布置一个带区。根据以上分

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析，确定采用并列式通风。 ㈢矿井主要扇风机工作方式选择

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.在地面小窑塌陷区分布较广，并和采区相沟通的条件下，用抽出式通风，会把小窑积存的有害气体抽到井下，同时使通过主扇的一部分风流短路，总进风量和工作面有效风量都会减少。用压入式通风，则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面；

5.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为小；

6.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，由于抽出式通风方式有利于瓦斯的管理，也适用于走向长的矿井，井下风流处于负压状态，当主扇因故停止运转时，井下的风流压力提高可能使瓦斯涌出量减少，比较安全；漏风量小；通风管理较简单。而压入式进风线路漏风大，管理困难；风阻大、风量调节困难；通风机使井下风流处于正压状态，当通风机停止运转时，风流压力降低，有可能使瓦斯涌出量增加。因此根据本井田设计开拓方案，设计采用并列式通风系统、抽出式通风方式。 ㈣带区通风系统的要求

带区通风的基本要求：

1.回采面和掘进面都应采用通风，不能串联；

2.工作面尽量避免位于角联分支上，要保证工作面风向稳定； 3.煤层倾角大于12°时，不能采用下行风；

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4.回采工作面的风速不得低于1m/s； 5.工作面回风流中沼气浓度不得超过1％；

6.必须保证通风设施（风门、风桥、风筒）规格质量要求； 7.要保证风量按需分配，尽量使通风阻力小风流畅通； 8.机电硐室必须在进度风流中； 9.采空区必须要及时封闭；

10.要防止管路、避灾路线、避灾硐室和局部反风。 ㈤工作面通风方式的选择

工作面通风有上行风和下行风之分，上行通风与下行通风是指进风流方向与采煤工作面的关系而言。当采煤工作面的进风巷道低于回风巷是，采煤工作面的风流沿倾斜向上流动，称上行通风；否则是下行通风。两种通风方式各有优缺点，以下是上行通风和下行通风两种通风方式的优缺点比较：

1.上行风风速小时，可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚，下行风时，沼气和空气混合能力大，不易出现分层和局部积聚；

2.上行风运输途中瓦斯被带入工作面，工作面瓦斯浓度大，下行风运输途中瓦斯被带入回风巷，工作面瓦斯浓度小；

3.上行风须把风流引导到最低水平，然后上行，路线长，风流被地温加热程度大，且运输设备发热量也加入，故工作面温度高；

4.上行风上隅角瓦斯浓度常超限，了生产能力； 5.下行风运输设备在回风巷运转安全性差；

6.下行风比上行风所需的机械风压大，因为要克服自然风压，且一旦停风机，工作面风向逆转；

7.下行风工作面若有火源，产生火风压与机械风压相反，会使工作面风量减少，甚至反风，导致瓦斯浓度上升引爆，故下行风在起火地点瓦斯爆炸的可能性比上行风大。

通过对上行风和下行风的比较，且结合本矿实际条件，确定工作面通风为U型通风方式,工作面设置一条辅助运输进风顺槽，一条胶带回风顺槽。

综上所述，本矿井设计采用斜井开拓方式，设计投产时在9号煤层中装备1个综采倾斜长壁工作面，投产时生产能力为1.20Mt/a。根据井下巷道布置，投产时矿井通风系统为：

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副斜井→→副斜井井底车场→→9号煤辅助运输大巷→→9号煤层工作面辅助运输进风顺槽→→综采工作面→→胶带回风顺槽→→回风大巷→→回风斜井→→地面。 二、风量分配

在本设计矿井服务年限内，矿井要维持一个回采工作面、一个备用工作面、一个综掘机掘进工作面。 ㈠矿井总风量分配原则及方法

1.分配的原则：

①对掘进工作面风量，一般根据巷道断面大小，送风距离，煤岩巷三个因素按所送局部通风机性能供风；

②井下火药库，充电室，采区轿车房，应单独供风；

③分配风量，各巷道的瓦斯和有害气体的浓度，应根据《煤矿安全规程》要求不得超过规定限度；

④备用工作面分配风量，按相适应条件的生产工作面风量的一半。 ㈡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。

由前面第一节风量计算，则各工作地点风量为：

1.综采高工作面：Q采 =1512³1.20=1814.4m3/min=30.24 m3/s 2.准备工作面：Q备=756³1.20=907.2 m3/min=15.12 m3/s 3.掘进工作面：Q掘=378³1.20=453.6 m3/min=7.56 m3/s

4.火药库、变电所、充电硐室：Q硐=470³1.20=5m3/min=9.4 m3/s 5.其它巷道：Q巷=310³1.20=372m3/min=6.2 m3/s

第三节 负压及等积孔的计算

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。

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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.因有外部漏风（指在防爆门和主扇周围的漏风），通过主扇的风量Qf必大于通过总出风井的矿井总风量，对于抽出式主扇，用下式计算：

Qf=（1.05～1.10）Q m3/s

式中：1.05，1.10——抽出式通风矿井的外部漏风系数，抽出式出风井无提升运输任务时，取1.05，有提升任务时，取1.10。

3.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2940Pa），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。

4.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

式中： Hfr——巷道摩擦阻力；

L、U、S——分别使巷道的长度、周长、净断面积；

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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.

表9—3 井巷容易时期通风总阻力计算表

节点序号 1-2 2-3 3-4 4-5 井巷 名称 副斜井 井底 车场 石门 α³10/L/m 24（Ns/m） 100 110 100 115 120 335 160 95 80 70 1197 400 175 400 4U/m 18 18 18 S/m R/（Ns/m） 21.7 21.7 21.7 0.0211 0.0078 0.0031 0.0097 0.0378 0.0383 0.1073 0.0044 0.0041 0.0104 228Q/ (m/ s) 3hfi/ Pa 98.3 36.6 14.6 33.9 34.6 35.7 98.1 4.0 19.2 48.9 v/ (m/s) 3.16 3.16 3.16 2.92 1.50 2.19 1.99 2.35 3.14 3.66 68.52 68.52 68.52 59.12 30.24 30.24 30.24 30.24 59.12 68.52 运输 大巷 5-6 辅助进风顺槽 综采 6-7 工作面 7-8 胶带回风顺槽 回风 8-9 斜巷 9-10 回风 大巷 10-11 回风 斜井 17.5 20.3 1500 17.3 20.2 200 15 13.8 1500 15.7 15.2 70 200 576 14 12.9 16.9 18.8 16.8 18.7 hf1 = ∑hfi = 423.9 Pa 表9—4 井巷困难时期通风总阻力计算表

节点序号 1-2 2-3 3-4 4-5 5-6 6-7 井巷 名称 副斜井 井底 车场 石门 运输 大巷 辅助进风顺槽 综采 工作面 α³10/L/m 24（Ns/m） 100 110 100 115 120 335 1197 400 175 4U/m 18 18 18 S/m R/（Ns/m） 21.7 21.7 21.7 0.0211 0.0078 0.0031 0.0544 0.0378 0.0383 228Q/ (m/ s) 3hfi/ Pa 98.3 36.6 14.6 190.1 34.6 35.7 v/ (m/s) 3.16 3.16 3.16 2.92 1.50 2.19 68.52 68.52 68.52 59.12 30.24 30.24 2260 17.5 20.3 1500 17.3 20.2 200 15 13.8

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胶带回风顺槽 回风 8-9 斜巷 9-10 回风 大巷 10-11 回风 斜井 7-8 160 95 80 70 1500 15.7 15.2 70 14 12.9 0.1073 0.0044 0.0430 0.0104 30.24 30.24 59.12 68.52 98.1 4.0 211.3 48.9 1.99 2.35 3.14 3.66 2110 16.9 18.8 576 16.8 18.7 hf2 = ∑hfi = 772.2 Pa

沿着上述两条风路，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）。即可算出通风容易和困难两时期的井巷通风总阻力分别为：

hfmin = 1.15∑hf1 = 1.15³423.9 = 487.5 Pa hfmax = 1.15∑hf2 = 1.15³772.2 = 888.1 Pa 式中：1.15——是考虑到风路上有局部阻力而乘的系数。 2.容易实际与困难时期的矿井总风阻和总等积孔计算如下：

Rmin= hfmin /Q12=487.5/68.522=0.104 N.S2/m8 Rmax= hfmax /Q22=888.1/68.522=0.1 N.S2/m8 Amin=

1.19Rm11.19Rm2 =

1.190.1041.190.1=3.69 m2

Amax= ==2.74 m2

《煤矿工业设计规范》规定：矿井的通风等积孔在最大负压时，一般不小于1 m2。本矿井通风困难时的等积孔为2.74 m2，符合规范要求。对照矿井通风难易程度分级表可知，该矿井通风难易程度属容易。

表9—5 矿井通风难易程度分级

矿井总风阻Rm/Ns2²m-8 ＜0.355 0.355~1.420 ＞1.420 等积孔 （A/m2） ＞2 1~2 ＜1 矿井通风难易程度 容易 中等 困难

第四节 选取扇风机

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矿井通风设备包括主扇和其它的电动机，需先选择主扇，然后选择电动机。 一、选择主扇 1.计算通风机风量

由于外部漏风（井口防爆门及主要通风机附近的反风门等处的漏风），风机风量Qf大于矿井风量Qm ，由下面公式计算：

Qf = k³Qm

式中：k — 漏风损失系数，风井不做提升时取1.1，箕斗井兼做回风井时取1.15，回风井兼做提升人员时取1.2，本矿井回风井不做提升用，所以k = 1.1 则： Qf = 1.1³68.52 = 75.4 m3/s 2.计算通风机风压

通风机全压Htd和矿井自然风压HN共同克服矿井通风系统的总阻力hm、通风机附属装置的阻力hd及扩散器出口的动能损失hvd。当自然风压与通风机作用相同时取“－”；自然风压与通风机作用方向相反时取“＋”。根据提供的通风机性能曲线，由下式求出通风机全压：

Htd = hm＋hd＋hvd±HN

通常离心式通风机提供的大多是全压曲线，而轴流式通风机提供的大多是静压曲线。本矿井的主要通风机选用轴流式通风机，取通风机装置各部分阻力hd为196 Pa，自然风压容易时期HN 为47 Pa，困难时期为145 Pa 。

容易时期 ： Hsdmin = hm＋hd－HN = 487.5＋196－47 = 636.5 Pa 困难时期 ： Hsdmax = hm＋hd＋HN

= 888.1＋196＋145

= 1229.1 Pa 3.初选通风机

根据计算的矿井通风容易时期Qf、Hsdmin和通风困难时期的Qf、Hsdmax，在通风机性能曲线上选出满足要求的通风机。

本矿井选用BDNo20型主要通风机，风机性能曲线如下：

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图9—6 BDNo20风机性能曲线图

4.求通风机的实际工况点

根据Qf、Hsdmin和Qf、Hsdmax 确定风机的实际工况点 ①计算通风机的工作风阻

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2

Rsdmin ＝Hsdmin／Qf ＝636.5／68.522 ＝0.14 N.S2/m8 Rsdmax ＝Hsdmax／Qf2

＝1229.1／68.522

＝0.26 N.S2/m8 ②确定通风机的实际工况点

根据风机性能曲线图，可得通风机的实际工况点为： 容易时期： Qfmin = 77.4 m3/s，Hsdmin = 845 Pa； 困难时期： Qfmax = 75.8 m3/s，Hsdmax = 1480 Pa 5.确定通风机的型号和转速

表9—7 所选通风机技术参数表

风机 型号 实际风压实际风量//Pa （m3/s） 大 小 大 小 效率/% 大 小 轴功率/kW 大 小 备 注 风压大时θ=42 风压小时θ=39 BDNo20 1480 845 75.8 77.4 0.72 0.65 160 110 二、选择电动机

⑴按通风容易和困难两个时期的实际工况点，分别计算通风机输入功率：

Nmin =

QfminHmin77.48451.2 =123 kW Km =

10000.650.981000·trQfmaxHmax75.814801.2 =191 kW Km =

10000.720.981000·trtr

Nmax =

式中，η—— 通风机静压效率，ηtr —— 传动效率，取联轴器传动η为0.98；

Nmin 、Nmax —— 矿井通风容易和困难时期通风机的输入功率，kW。 ⑵选择电动机的台数

当Nmin≥0.6Nmax时可选一台电动机，电动机的功率为 Ne = Nmax³ke／（ηeηtr） 当Nmin＜0.6Nmax时选用两台电动机。

这里，Nmin = 123≥0.6Nmax = 115，所以每台通风机选用一台电动机。

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式中：ke — 电动机容量备用系数，这里取1.15； ηe — 电动机效率，取0.92； ηtr — 传动效率，0.95。

则： Ne = 191³1.15／（0.92³0.95）= 251.32 kW 三、电费计算

吨煤的通风电费（单位：元/t）为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和初以年产量。其公式为：

W1 =（E + EA）³D／T 式中：E — 主要通风机年耗电量，度， 通风容易时期和困难时期共用一台电动机时：

E = 8760³Nemax／（ke ²ηv²ηw） ，kW²h D — 电价，取0.5元/度；

T — 矿井年产量，本设计T为1.20³106 t； EA — 辅助通风机和局部通风机的年耗电量，度； ηv — 变压器效率，取0.95； ηw — 电缆输电效率，取0.92。 则：

E = 8760³251.32／（1.15³0.95³0.92） = 21.9³105

EA取E的1/10，

则 ：W1 = 21.9³105³1.1³0.5／（1.20³106）= 1.0元/t

第五节 安全生产技术措施

煤矿生产从事地下作业，存在着水、火、瓦斯、煤尘、及顶板冒落五大自然灾害，对于保证矿工的人身安全和矿井正常生产有中重要的意义。 一、煤尘爆炸的防止措施

根据井田精查地质报告及邻近矿井资料，本矿井有煤尘爆炸危险，为确保矿井的安全生产，改善工人作业环境，保护工人的身体健康，采取以下防尘措施：

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⑴回采工作面配备注水设备，采取煤层预注水措施，以防止回采时煤尘飞扬； ⑵定期清理巷道，减少巷道中的浮尘，喷洒石灰水；

⑶定期在运输巷道及回风巷道撒岩粉，中和生产过程中产生的煤尘，其长度不小于300米；

⑷井下设有完善的消防洒水管路系统，在运输巷、回风巷内设有隔爆水棚，在煤流的各转载点均设有洒水装置，以防止煤尘飞扬；

⑸采煤机、掘进机均设内外喷雾洒水装置；

⑹严格控制进、回风巷道的风速，特别是回采工作面和相应的回采巷道风速； ⑺严格控制井下风速，加强通风工作，减少漏风，降低粉尘浓度； ⑻保证井下洒水灭尘的水源充足，并采用湿式凿岩； ⑼运输大巷和回风大巷设置岩粉棚； 二、煤及瓦斯突出的预防措施

1.在回采工作面卸压带打超前钻孔释放瓦斯。沿回采工作面回风和胶带顺槽向回采工作面方向布置钻孔，采用大口径防突施工钻孔，孔距6m，一般超前工作面20～30m；

2.采用注水泵向煤壁注水湿润煤体；

3.掘进工作面在掘前钻机，向掘进方向打瓦斯释放钻孔，孔深一般不小于20m，直径φ75mm；

4.在采掘工作面附近的进风巷铺设有压风管路,并设有急救袋；

5.不间断地向工作面输送新鲜风流，在顺槽（回风顺槽）出口处安设瓦斯探测仪； 6.每个掘进工作面均采用局部通风机；

7.加强通风管理，对调节风窗应定期检查及调节校算； 8.经常进行瓦斯测定，时刻提高警惕。 三、矿井水灾预防措施

1.矿井生产应预防老空、古空突发性涌水，设计配备探水钻机，遇地质构造、小窑或异常处，必须做到“有疑必探、先探后掘” ；

2.在进风立井井底车场设有足够容量的水仓及排水设备，水仓应及时清理，主泵房和主变电所通路内设有密闭门；

3.在各巷道低洼处设小型排水泵，排除积水；

4.本井田奥陶系峰峰组水位标高为+783.27m，15号煤层底板标高为+200～

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+530m，水头压力2.5～5.8Mpa，虽然隔水层厚度大于80m，但在构造较发育地段应引起足够的重视，应采取“有疑必探、先探后掘，先探后采”等措施，以防止透水事故发生；

四、矿井火灾预防措施

1.及时清理可燃物，如井下使用过的棉纱布、各类油料以及巷道内的废坑木等； 2.井下各主要机电硐室按规定配备消防器材；

3.主变电所、主水泵房、采区变电所、无轨胶轮车检修加油硐室等均设置防火栅栏两用门，并用不燃性材料支护；

4.井下设有消防材料库及消防洒水管网，生产中应根据生产情况对消防洒水管网进行调整；

5.在井下电器设备选用隔爆型，硐室用耐火材料砌碹； 6.对井下采空区以及废巷道要及时封闭，对采空区进行灌浆； 7.通风设备具有反风功能；

8.井下工作人员都必须熟悉灭火器材的使用，并熟悉自己工作区域内器材的存放地点。

五、防止冒顶事故的措施

1.加强采掘工作面顶板管理工作，特别是综采工作面初次放顶和老顶来压期要加强支护。

2.搞好工作面端头支护。 3.严禁空顶作业。 4.加强支架的管理和维修。 六、避难硐室和避灾路线及安全出口

布置有四个安全出口，即主斜井、副斜井和进风斜井、主斜井、进风斜井内设有台阶。井下发生灾害时，井下人员可根据具体情况，选择最短避灾路线，将人员撤至地面。

回采工作面→工作面运输巷、回风巷→胶带机大巷、辅助运输大巷、回风大巷→主斜井、副斜井、回风斜井→地面。

灾害防治措施除上述火、瓦斯、煤尘和水等灾害防治措施外，其它应按《煤矿安全规程》有关规定执行，采取相应有效的安全措施。

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井下一旦发生水、火等灾难时，矿工应迎风而行，寻找安全出口。若当自救器在其有效时间内不能到达安全出口地点或撤退路线被阻等情况下，矿工应迅速进入就近的避难硐室，等待救援人员。 七、矿山救护大队的设置

要有处理各种灾害的矿山救护队，并且给他们配备相应的技术装备。矿山救护队要设气体化验、修理、氧气充填、矿灯充电、汽车司机和后勤管理人员，为矿山救护服务。

总之，矿井生产要严格遵守《煤矿安全规程》和《工作面作业规程》等有关安全规定，执行有关规定，并同时加强对职工的安全意识和自救能力的培训，才可达到安全生产的良好效果。 八、自救器及安全仪器配备

1.自救器配备：为保证矿工的生命安全，预防突发性灾害事故的发生，依据有关规定，设计对所有井下人员均配备化学氧自救器，以实现自我救护，减轻事故的危害性。

2.安全仪器仪表配备：依据有关规定和本矿井的特点，设计配备了较为完善的安全仪器仪表和安全监测监控设备，以实现对矿井不同地点的瓦斯、煤尘、风速和温度的连续监测和报警，以确保安全生产。

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；

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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、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

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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

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%；

3.各类人员在册人数=出勤人数³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。

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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10t/人。

则：本矿每日原煤生产人员出勤人数 = 3650/10= 365（人） 其中，管理人员出勤人数 = 原煤日产人员出勤人数³11%

= 365³11% = 40（人）

生产工人出勤人数 = 原煤生产人员出勤人数³%

= 365³% = 325（人）

其中，井下工人出勤人数 = 生产工人出勤人数³75%

= 325³75% = 244（人）

井上工人出勤人数 = 生产工人出勤人数³25%

= 325³25% = 81（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%³1.3+25%³1.2）

= 325（0.75³1.3+0.25³1.2）= 415（人）

管理人员在册人数 = 管理人员出勤人数³1.0

= 40³1.0 = 40（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

= 415+40=455（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³12%³1.0

= 455³12%³1.0 = 55（人）

其它人员在岗人数 = 原煤生产人员在册人数³2%³1.0

= 455³2%³1.0 = 9（人）

4.汇总定员总数，按下列表式汇总

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

= 455+55+9 = 519（人）

列劳动配备表如下：

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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 325 244 81 40 455 55 9 519 在岗系数 1.27 1.3 1.2 1.0 1.24 1.0 1.0 1.21 在岗人数 413 317 98 40 565 55 9 629 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

= 3650/629 = 5.8t/人

第三节 原煤生产成本

生产成本主要依据当地矿井实际生产成本及煤规字(1996)第501号文有关规定进行计算。

1.材料：根据该矿井生产工艺，并参考类似矿井实际生产成本估算，原煤材料单位成本为16元/吨。

2.动力：根据设计提供的吨煤电耗进行估算，即吨煤电耗为18.40kW.h，0.40元/kW.h，则动力单位成本为7.36元/吨。

3.工资：根据当地平均工资水平，结合该矿井的全员效率，确定年平均工资为24000元/人.年，则单位成本工资为：21.32元/吨。

4.职工福利：根据文件规定，职工福利基金占成本工资的14％。 5.修理费：根据初期固定资产原值计算。

6.折旧费：根据初期固定资产投资计算。其折旧办法执行煤规字(1996)第501号文的规定，综采综掘设备按8年折旧，通用设备按15年折旧，地面建筑工程按40年折旧计算。

7.摊销费：根据煤规字(1996)第501号文的规定，将项目初期的一切无形及递延

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资产按10年摊销列入生产成本。

8.井巷工程基金及维简费：根据有关规定，吨煤成本分别为2.5元和6.0元(其中：3元进入经营成本，另外3元用于还款)。

9.地面塌陷补偿费：按0.20元/吨估算。 10.其他费用：按12元/吨估计。 其中：维简费3.0元/吨； 其他费用9.0元/吨。

第四节 技术经济指标表

表10—2 矿井设计主要技术经济指标 顺序 1 2 3 4 5 6 7 名 称 矿井设计生产能力 （1）年产量 （2）日产量 矿井服务年限 矿井设计工作制度 （1）年工作天数 （2）日工作班数 煤质 （1）牌号 （2）灰分Ad （3）挥发分Vdas （4）硫分St,d 储量 （1）地质储量 （2）可采储量 煤层情况 （1）可采煤层数 （2）可采煤层总厚度 （3）煤层倾角 （4）煤层视密度 井田范围 （1）走向长度 （2）倾斜宽度 （3）井田面积 单位 Mt/a t/d a d 班/d % % % Mt Mt 层 m (°) t/m3 Km Km Km2 指标 1.20 30 56.4 330 四 瘦煤 16.9 16.48 0.38 128.78 94.78 2 6.1 5 1.36 5 3.2 15.6 备注 原煤 原煤

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8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25

开拓方式 井筒类型及长度 （1）主井（倾角、净断面） （2）副井（倾角、净断面） （3）风井（倾角、净断面） 三个煤量与可采期 （1）开拓煤量/可采期 （2）准备煤量/可采期 （3）回采煤量/可采期 带区个数 回采工作面个数及长度 其中：机采工作面数²长度 回采工作面年进度 采煤方法 顶板管理方法 采煤机械化装备 （1）采煤机械 （2）工作面支架形式 （3）顺槽运煤机械 掘进工作面个数 井巷工程总量 （1）巷道总长度 其中：锚喷巷道总长度 （2）巷道掘进总体积 井下大巷运输 （1）煤炭运输 （2）辅助运输 提升 （1）主井提升设备 （2）副井提升设备 通风 （1）瓦斯等级 （2）通风方式 （3）通风机型号及数量 排水 （1）涌水量：正常 最大 建筑面积和体积 （1）工业场地总面积 职工在籍总人数 劳动生产率 （1）回采工效率 68

双斜井 16/17.3 7/21.7 20/18.7 4./3.8 3.48/2.9 2.32/23 12 48，200 1500 倾斜长壁 全部垮落法 MGTY400/ 900-3.3D 支撑掩护式 可伸缩胶带机 个 1 m 17477 m 15500 m3 408871 胶带输送机 无轨胶轮车 胶带输送机 无轨胶轮车 低 并列式 型号/台 BDNo20/2 m3/d 700 m3/d 1000 m2 114000 人 629 t/工 12 °/m2 °/m2 °/m2 Mt/a Mt/a Mt/月 个 个,m m

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（2）全员效率 26 建设工期 移交生产至达到设计产量时间 t/工 月 a 5.8 21.5 0.9

参 考 文 献

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[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

[11]《矿井通风》.黄元平.中国矿业大学出版社出版，1990

[12]《中国采煤方法图集》.徐永圻.中国矿业大学出版社出版，1990 [13]《煤矿开采方法》.黄允和.中国矿业大学出版社出版，1991 [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

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致 谢

毕业设计是大学四年当中最后也是最最重要的一次考试，它是对我们大学四年所学知识的一次综合考查。能完成此次设计，首先我要感谢我的指导老师蔡永乐蔡老师，李学忠，侯千亮侯老师，还有采矿工程教研室的各位老师，姜有、孟瑞泉、王凯等。他们在百忙之中抽出时间耐心的指导我，从材料的收集、设计的选题、难题的解决直到设计的完成，非常感谢他们对我的指导以及大学四年中对我的谆谆教诲，这将是让我受益终生的宝贵财富，我会铭刻在心的！值此毕业设计完成之际，再次向老师们致以崇高的敬意和衷心的感谢！

同时我也要感谢给我们授课的各位专业老师。正是由于四年间他们的谆谆教导，从而使我掌握了许多的专业知识，使我能顺利的完成学业，走向社会。我也要感谢培养了我四年的母校——太原理工阳泉学院学院，是她为我们提供了一个可以继续学习的平台，也是她为我们提供了良好的学习环境和生活环境，让我们能够安心学习，从而顺利的完成学业，走向社会！我还要感谢与我共同生活和奋斗了四年的同学们，在大学期间大家互相帮助，共同奋斗，使我们的大学生活快乐而充实，尤其在做毕业设计的这几个月，大家更加团结，为着能顺利毕业这个目标而共同奋斗！

最后，向我们的母校、老师、同学致以深深的谢意！ 谢谢！

燕 琼 2009年6月

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