目录
第
一
章
井
田
概
况
及
地
质
特
征.............................................................3 第
一
节
井
田
概
况.................................................................................3 第
二
节
地
质
特
征.................................................................................5 第
二
章
井
田
开
拓...............................................................................22 第
一
节
井
田
境
界
及
储
量...................................................................22
第二节 矿井设计生产能力和服务年限...........................................25 第
三
节
井
田
开
拓.............................................................................26
.. .. ..
. . . .
第四节 井筒及井底车
场...................................................................27 第
三
章
大
巷
运
输
及
设
备...................................................................27 第
一
节
大
巷
运
输
方
式
的
选
择...........................................................27 第
二
节
大
巷
运
输
设
备
选
型...............................................................28 第
四
章
采
区
布
置
及
装
备...................................................................30 第
一
节
采
煤
方
法...............................................................................30 第
二
节
采
区
布
置...............................................................................34
.. .. ..
. . . .
第三节 巷道掘
进...............................................................................36 第
五
章
通
风
和
安
全...........................................................................39 第
一
节
概
况.......................................................................................39 第
二
节
矿
井
通
风...............................................................................39 第
六
章
矿
井
主
要
设
备.......................................................................48 第七章 建
井
工
期...................................................................................52 第
一
节
建
井
工
期................................................................................52
.. .. ..
. . . .
第二节 产量递增计
划……………………............................……....54 第
八
章
技
术
经
济……………………………................................…55 第一节 劳动定员及劳动生产率……………………..………......…55 后
记………………………………………………................................56 主
要
参
考
文
献…………………………………..........………….….…58
.. .. ..
. . . .
第一章 井田概况及地质特征
第一节 井田概况
一、位置交通
大阳煤矿井田位于市郊区西北，属省沁水煤田高平矿区大阳精查区。矿井工业场地位于市北偏西约35km处，地理座标东径112°43′45″～112°50′37.5″，北纬35°37′30″～35°45′00″。井田东西宽约3.5～7km，南北长约4～6.5km，面积32.09km2。
本矿井交通比较方便，太（原）焦（作）线从井田东侧通过，向南可与焦枝、京广及陇海线相接，向北至修文与同蒲线相接。矿井铁路专用线在太焦线上的北板桥站接轨，全长12.79km，1983年7月1日已开通营运。公路运输北可到、，南至，西到候马；～大阳～下村～东沟～环行公路经过矿区，区交通尚属方便。 二、地形、地势及河流
井田位于太行山中南段西侧，沁水向斜东南翼。井田中部煤系地层及第四系组成了丘陵与河谷地带，在河谷两侧发育着三级阶地，分别高
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出河床1～2m、5～10m、20m左右。全区地形西高东低，相对高差一般为200～300m，海拔标高一般在+880～+1300m间，地形坡度为20°～40°。
区有两大水系：一是丹河，发源于高平县境，全长约120km；另一是沁河，发源于沁源县境，全长300km。这些河流均向南流，切太行山，在省境注入黄河。本井田位于上述两河流中段分水岭附近，井田的支流见表1-1-1。
河流大体垂直于岩层走向，逆向而流，旱季时石盒子泉水补给，雨季时河水猛涨，最高洪水位高出河床3-4m，但河径不长，均消失于东部奥系地层中。根观测资料，这些河流的富水期往往与浅层潜水的高水位、富水期相吻合，有着一定的水利联系。为此，煤矿开采时，唐安、古周、上村一带地表水的渗透将成为矿井主要充水水源之一。
井田有大周、上游及大阳三个水库，其库容量分别为40、30、20万m3。
三、气象与地震
本区属大陆性气候，气候干燥，据气象站1956～1964年的观测资料；雨季集中在7～9月，年降雨量为437～1010mm，年蒸发量为1732mm，旱季为12月至翌年2月。6～8月气候较高，最高温度可达36℃；12月至翌年2月气温最低，最低温度为-23℃。最大冻土深度为42cm，结冰期与降雪期从11月至翌年4月。冬季多西北风，夏季多东南风，最大风力为6～7级，一般为3～4级。
根据《中国地震动峰值加速度区划图》，本区动峰值加速度为0.05g，
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相当于原地震烈度为七度。 四、水源
矿井永久水源取自奥系石灰岩岩溶含水层，含水丰富、水质良好，目前在工业场地及生活区均有一眼奥灰水源井，井下涌水处理后可供井下消防、洒水及选煤厂生产用水，现有水源可以满足改扩建的生产及生活用水要求。故矿井供水水源可靠。 五、电源
矿井两回35kV供电电源均以架空方式接引。现有两回电源:一回引自下村110kV变电站35kV母线，架空线路导线LGJ-120钢芯铝绞线，避雷线GJ-25钢绞线（全线架设），钢筋混凝土门型杆，送电距离5km，线路压降1.7%，作为矿井主电源;另一回电源引自马村110kV变电站35kV母线，架空线路导线LGJ-120钢芯铝绞线，避雷线GJ-35钢绞线（全线架设），钢筋混凝土门型杆，送电距离6km，线路压降3.18%，作为矿井的备用电源。当任一回路停电时，另一回路能担负矿井全部负荷。 六、建筑材料
建筑所需材料，当地市场可满足供应，除黄砂需由火车从外地调运外，其它材料均可在本地区购到，且材料价格合适，能够满足矿井建设的需要。
第二节 地质特征
一、地质特征
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（一）地层
井田地层包括：第四系、第三系、二迭系上统上石盒子组、二迭系下统下石盒子组及组、石炭系上统群、奥系中统马家沟组。地层特征自上而下分述如下： （1）第四系（Q）
中更新统（Q2）：底部为紫红色砂质粘土；中部为灰红色砂砾层，半胶结；上部为紫红色亚粘土，含钙质结核。厚5～10m。
上更新统（Q3）：为灰黄色亚粘土，孔隙度大，局部含栎石，层理不清，厚0～8m。
全新统（Q4）：为现代冲积层及淡黄色亚砂土组成，厚0～30m。 （2）第三系（N）
本层为红色粘土，具铁锰质斑点，含砂量少，鲕状结构，有滑感，与下伏地层呈不整合接触，厚0～7m。 （3）二迭系上统上石盒子组（P12）
本层总厚约600m，分为三段。上段为黄绿色粗、细粒粉砂岩，紫红色泥岩，细、中、粗、巨粒砂岩组成，砂岩呈透镜状者较多，厚116.83～138.95m，一般约100m，井田出露不全；中段为粗、中、细粒砂岩，粗、细粒粉砂岩及泥岩等组成，底部砂岩含砾石较多，厚212.65～247.37m，一般228m；下段为黄绿色粗、中粒砂岩，粗、细粒粉砂及紫红、黄绿色泥岩组成，底界为一层粗粒砂岩，中夹三层不稳定的薄层锰铁矿，厚264.19～281.72m，一般271m。
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（4）二迭系下统下石盒子组（P21）
本层由浅灰、灰黑色中、细粒砂岩，粗、细粒粉砂岩，泥岩等组成。底部为一层中、粗粒砂岩，与组呈整合接触。顶部常为一具鲕状结构，发育稳定的桃红色铝土质泥岩，为上下石盒子组分界之主要标志。下距3号煤95～105m，全组厚61.65～82.28m，一般71m。 （5）二迭系下统组（P1s）
由灰黑色中、细粒砂岩，粗、细粒粉砂岩、泥岩及煤组成。含煤2～5层，其中3号煤为可采。3号煤顶为中、细粒砂，常有1～5mm的黑色条事或包裹体。本层全厚48.91～68.85m，一般58m。 （6）石炭系上统组（C3t）
本层为主要含煤地层，由砂岩、泥岩、煤及石灰岩组成。含煤8～11层，石灰岩4～6层，其中局部可采和可采煤层为5号、9号和15号。为海陆交替相沉积，与下伏地层呈平行不整合接触，厚度74～100.61m，一般为83m。
（7）石炭系中统太系组（C2b）
岩性及厚度变化较大，由灰色铝土质泥岩、灰白色中细砂岩、粉砂岩组成，局部夹薄层煤线，属滨海想沉积，与下伏中奥统峰峰组地层，呈平行不整合接触。厚度14m。 （8）奥系中统马家沟组（Q2）
本层岩性为青灰色、厚层、质母子 、性脆的石为岩。裂隙和溶洞发育，顶部常为浅黄色石灰岩，厚度400m左右。
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（二）地质构造
井田位于太行山复式背斜西翼，沁水盆地东翼南端，晋获褶断带的西侧。区主要表现为宽缓背斜，轴向近南北向，轴线向北倾伏，东翼地层走向为南北向，西翼地层走向为北东～西南向，倾角3～6°。井田南东部边缘有一铁厂正断层，断距50m，倾角75°。综观井田地质构造应属简单类型。 二、煤层特征 （1）地层及构造
本井田总的地层走向为北东25°～35°，倾角3°～12°，褶曲为井田主要控制性构造，小断裂及环状陷落亦为井田之构造特点。
全井田共12条褶曲、15条断层，井田褶曲、断层特征详见表1—2—1、表1—2—2。褶曲构造对开采影响不大，大多数断层的断距都不大，大于30m的断层仅1条（北岭正断层，断距45m），其余断层的断距均小于20m。已发现的环状陷落柱13个，最大直径200m，面积0.03km2，最小直径60m，面积0.0036km2，对开采将带来一定影响。
表1－2－1 主要褶曲特征表
序号 1 2 3 4 5 香山向斜 王家庄向斜 黄花岭向斜 沟头向斜 家庄向斜 .. .. ..
名 称 位 置 香山 王家庄及西大阳南山 黄花岭东沟头以东 南社～家庄 轴 向 N28°W N6°E～N29°W N30°E N31°W N11°E 延展长度1.3 3.6 2.0 1.4 2.25 两翼地层倾角东 西 3～8～8 8～11 2～7 8～12 4～7 14 6～16 2～12 6 4～19 . . . . 6 7 8 9 10 11 12 金漳背背斜 黄花岭背斜 西牛庄背斜 石板河背斜 沟头背斜 家庄背斜 万里向斜 金漳背～西大阳南山 黄花岭西牛庄北 石板河水库南 沟头以东 家庄西 万里向斜 N30°W N38°E N18°E N57°E N36°E 北端N18°W N20°W 7.0 1.4 0.7 1.0 1.3 2.0 1.0 6～12 2～12 4～8 3～7 7～19 4～19 9～11 5～19 4～11 5～6 6～9 9～18 9～18 8～18
（2）地震补充勘探情况
本次探测在香山探测区，面积约0.8km2。探测区共发现3个岩溶陷落柱和2条落差均在三米左右的正断层。具体表现如下：
测区东北部发育有1个岩溶陷落柱和1条断层，分别用X1、F1表示。其中X1水平剖面形态为近椭圆状，长轴近东西向，长约120m，短轴约80m，面积约8800m2，为一开放型岩溶陷落柱。断层F1的产状为：倾向SE，落差3m左右，延伸长度约104m，为一正断层。探测区西南部发育有2个岩溶陷落柱和1条断层，分别用X2、X3、F2表示。其中X2水平剖面形态为近椭圆状，长轴为近东西向，长近100m，短轴约60m，面积约4800m2， 为一封闭型岩溶陷落柱。X3水平剖面形态为近椭圆状，长轴为近北走向，长近110m，短轴约60m，面积约5200m2，为一开放型岩溶陷落柱。断层F2的产状为：倾向NE28°，倾角60°，落差3m左右，延伸长度约200m，为一正断层。
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表1－2－2 主要断层特征表
断层产状 序 断层 号 名称 性质 落差（m） 走向 家庄断层 毕家庄断层毕 3 家庄东断层 武家庄断层 古寨北断层 北岭断层 西掘山断层 上河掌断层 上9 河掌北断层 上村断层 金漳北断层 黄12 花岭断层 .. .. ..
走向倾向 SE 倾角（°） 75 0.3 长（km） 备 注 1 正 11 N3°E 北N27°E 南N8°E N23°E N14°E N55°E 北N5°E 南N35°W N15～25°W N30°E N30°W N38°E 2 正 20 SE 75 0.7 正 8 SE 70 0.4 4 正 20 SE 70 0.12 5 正 5 SE 50 0.5 6 正 45 10～20 5 SE 85 0.53 7 正 SW 3.7 8 正 SW 0.84 隐正 14 0.1 状断裂 地 隐伏断裂 隐伏断裂 10 正 15 16～17 18 NW 78 0.2 11 逆 1.5 逆 0.5 . . . . 13 庄断层 洼头沟断层 逆 19 N50～40°W N30°W 不明 隐伏断裂 隐伏断裂 14 逆 5 不明
三、煤层
井田共含煤10～16层，总厚度15.74m。局部可采及可采煤层为4层，总厚10.97m。
群含煤8～11层，含煤系数8%。其中9号与15号煤全井田可采；5号煤在Ⅷ勘探线以南可采；15号煤在Ⅶ勘探以北厚1.35～2.60m，以南为3.28～7.01m，结构复杂，含夹石4～5层。
组含煤2～5层，煤层总厚6.71m，含煤系数11%。3号煤为主要可采煤层，在背斜轴部煤层常变薄，平均厚度6.20m，结构较复杂，含夹石2～3层。
各可采煤层特征见表1—2—3。
表1—2—3 可采煤层特征见表
含煤地层 厚 度 煤层 最小一最大 平均（m） 山两组 组 4.42－3 7.89 6.20 9 0.54－45～48 简稳定 大部可较复杂 全区可采 间距（米） 结构 稳定性 可采情况 稳定 .. .. ..
. . . . 1.75 1.20 15 1.35－4.55 2.97 30～36 单 采 复杂 稳定 全区可采 四、煤质
本煤田各层煤可燃基挥发分Vr实出率为5.96%～8.27%，为单一无烟煤种。其变质程度由北往南有逐渐增高趋势，各煤层间自上而下变质程度有所增高。
群煤层灰分普遍较高，组煤层灰分较低。从实际生产资料分析，组煤层灰分多在14%以下。组煤层含硫量低，属低硫煤；群煤层9号煤为高硫煤（4.42%），5号和15号煤屡富硫煤（分别为2.91%和3.65%）。各煤层发热量均较高。
15号煤从灰分为评价其可选性是良好的，但含硫量大，且为有机硫，故其洗选困难。其它各层煤（3号煤含硫量低，不包括在）均未作硫的可选性试验，但从煤芯样洗煤分析结果看，硫分大多在1%～2.5%，这对煤的利用亦有一定影响。
总之，3号煤层厚度大且稳定，挥发分低，发热量高，灰分易选，灰熔点高（在1400℃以上）是优质无烟煤。群煤也具有3号煤之优点，唯其含硫量高。
各可采煤层煤质特征见表1—2—4。
表1－2－4 可采煤层煤质特征表
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. . . . 煤层号 3 5 9 15 水分 W(%) 0.45~4.77 1.89 0.62~1.94 1.36 1.01~3.38 2.20 0.85~3.21 1.88 f灰分A(％) 12.09~18.64 15.04 14.51~35.44 20.52 14.41~27.54 19.57 9.86~24.33 18.11 g挥发分 (洗煤) 0.56~8.27 7.51 5.96~7.12 6.48 6.13~7.70 7.13 5.97~8.10 6.71 g硫分发热量SQ(%) Qbt（MJ/kg） 0.30~0.39 35.441 0.33 2.57~3.50 35.311 2.91 2.85~6.58 4.42 2.43~5.42 3.65 35.282 35.006 五、瓦斯、煤尘、煤的自燃发火及地温情况 1、瓦斯
根据市安全生产监督管理局[2005]74号文件《转发省安监局〈关于市国有及21万吨/年以上乡镇煤矿2004年度矿井瓦斯等级鉴定的批复〉的通知》，该矿井瓦斯绝对涌出量为15.16m3/min，瓦斯相对涌出量为5.34m3/t，该矿为低瓦斯矿井。 2、煤尘
据省产品质量监督检验所M20021230号检验报告，兰花集团大阳煤矿煤尘火焰长度为0，岩粉用量亦为0，无煤尘爆炸危险性。 3、煤的自燃发火性
据省产品质量监督检验所M20021230号检验报告，兰花集团大阳煤矿，煤层吸氧量为1.2506cm3/g，煤层自燃等级为Ⅲ级，属不易自燃煤层。 4、地温
据区域资料及多年的矿井生产证实，本地区地温和地压均未出现过异常现象，预计将来地温、地压变化不会给煤矿的正常生产带来大的影响。
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5、主要煤层顶底板岩性特征
3号煤层顶板在井田西部为粗粒粉砂岩与细粒粉砂岩，东部为粗粒粉砂岩，中部为粗、中、细粒砂岩，平均厚8.89m，其底部常有一层0.20～1.00m泥岩或细粒粉砂岩为伪顶。直接底板为0～0.5m的粘土泥岩，其下为细粒砂岩。
3号煤层及顶底板岩石的孔隙率、透水性、饱和含水率：
（1）上分层容重为1.39g/cm3，中分层容重为1.41g/cm3，下分层容重为1.40g/cm3，平均值为1.40 g/cm3，直接顶板泥岩干容重2.61 g/cm3，细粉砂岩的干容重为2.66 g/cm3，顶板中砂岩干容重为2.81 g/cm3。
孔隙率：上分层孔隙率为6.44%，中分层孔隙率为9.09%，下分层孔隙率为12.67%，平均值为9.40%，泥岩孔隙率为0.76%，细粉砂岩为1.32%，中砂岩为0.94%。
（2）天然含水率：上分层为3.799%，中分层为3.078%，下分层为3.539%，平均值为3.472%。
浸泡含水率：上分层为6.284%，中分层为5.919%，下分层为5.489%，平均值为5.897%。浸泡使3号煤层的含水率增加2.425%。
（3）单轴抗压强度：上分层为8.53MPa，中分层为13.36MPa，下分层为8.35MPa，平均值为10.08MPa，泥岩为24.37MPa，细粉砂岩为62.07MPa，中砂岩为48.45MPa。
（4）浸泡软化系数（单轴抗压强度）：上分层为0.86，中分层为0.70，下分层为0.72，平均值为0.76，属于浸泡软化程度中等煤层。
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（5）摩擦角：上分层为36.6，中分层为38.5，下分层为30.5，平均值为35.2，泥岩为43.1，细粉砂岩为49.5，中砂岩为44.6。
5号煤顶板为粗粒粉砂岩、细粒砂岩或石灰岩，平均厚3.72m。底板为粘土质泥岩或泥岩。
9号煤顶板为细粒砂岩或粗粒粉砂岩，厚2.57～8.00m，平均4.95m，其底有一层0～0.5m的泥岩为伪顶。底板为粗粒粉砂岩。
15号煤顶板为K2石灰岩，厚7.03～11.69m，平均8.95m。底板为粘土泥岩。 六、井田水文地质
井田位于太行山中南段西侧，沁水向斜东南翼。区有两大水系：一是丹河，发源于高平县境，全长约120km；另一是沁河，发源于沁源县境，全长300km。这些河流均向南流，切太行山，在省境注入黄河。本井田位于上述两河流中段分水岭附近。 1、含水层
本区出露有奥系、石炭二迭系及第三系、第四系地层。按地下水分类可分为溶洞水、裂隙水以及孔隙水三类。本井田主要含水层有八层，自上而下分述如下：
（1） 第四系冲积层
为孔隙潜水，由砂砾层、亚砂土组成，局部承压，全厚约25m。由于地下水水位及含水层埋藏浅，为当地主要用水水源。单位涌水量为0.0035～1.78L/S，渗透系数为0.046～16.5m/d，富水期为8～10月，贫
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水期为1～4月，水质为HCO3SO4-CaMg（或Na）型水。
（2） 基岩风化壳
为裂隙潜水，局部承压。据钻孔资料，一肌低处、浅部的风化壳要比高处、深部的风化壳的富水性强，风化深度30～50m。单位涌水量为0.00056～0.265L/S，渗透系数为0.00135～2.68m/d，水质为HCO3SO4（或CL）-CaMg型水，矿化度一肌小于500mg/L，地下水位变化幅度在0.9~1.3m，富水期8～10月，贫水期1～4月。
（3）二迭系上石盒子 组中部砂岩
为层间裂隙水，中粒砂岩组成，平均厚15.57m，出露泉水较多，大者流量为0.35～12L/S，水质为HCO3CL（或SO4）-CaMg型水，矿化度小于300mg/L。但本层出露位置较高，地下水排泄条件好，流量随季变化，变化幅度小于4倍。
（4）二迭系组K8砂岩、下石盒子组K9砂岩含水组
为层间裂隙水，中粒砂岩，平均厚K8为4.46m，K9为6.41m，但厚度变化大。K8有时为3号煤的直接顶板，水位标高为+829.62～+880.72m，水质为HCO3SO4-CaNa（或Mg）型水。本含水层的水为矿井充水水源之一，一般位于浅部沟谷地段顶板滴水较多，背斜及深部近于无水。
（5）群K5石灰岩
为溶洞裂隙水，平均厚3.13m，发育稳定。据区域资料，含水性浅部与深部差异很大，钻孔单位涌水量最大达24L/S，小者为0.000149L/S。地下水有着向深部补给的趋势，富水决定于裂隙发育程度及补给条件。
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（6）群K2石灰岩
为层间溶洞裂隙水，平均厚8.95m，发育稳定，由于下部铝土岩受强烈溶蚀作用及构造影响，易于风化，失去隔水作用，因此溶洞大部分没有藏水。单位涌水量为0.000044～0.00044L/S，渗透系数为0.00031～0.0031m/d，水位标高+782.2～+782.13m，水质为HCO3CL-CaNa型水，含水微弱。本层为15号煤层直接顶板，开采时交为主要充水水源，特别是浅部，对溶洞裂隙发育浅层水的直接渗透补给地段，应予以重视。
（7） 奥系石灰岩
为溶洞裂隙水，由厚层石灰岩及薄层泥岩组成，全厚约400余米。 地下水总的向南东及南西流，由于丹河、沁河的切割，形成大量的裂隙泉，流量分别在0.3～5.44m3/s，对地下水具有排泄作用。
本区未进行抽水试验，据区域钻孔资料，含水层上弱下强，中下部单位涌水量在0.7～14.22L/S，水质为HCO3SO4-CaMg型水，地下水活动性强，含水丰富，为良好的供水水源。1996年大阳煤矿在工业广场打一水井，测得奥静水位标高为564m，且水质良好。 2、水文地质条件与地质构造关系
本井田以波状起伏构造为主，断层少、落差小、发育着一些环状陷落，这些破碎带一般为泥质物充填，在钻进中遇漏水少，但872号孔断层破碎带及811号孔的环状陷落破碎带遇严重漏水，造成局部水文地质条件复杂化。
本区上层潜水，受地壳上升运动的影响，形成大量沟谷网的深切。
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一般受地形控制，发育于河谷低地。煤系地层裂隙水，受单斜构造的控制，随着埋藏深度的增加，由东向西，裂隙逐渐变少，渗透性逐渐变弱。奥系含水层随丹河、沁河侵蚀基准面的下切，水位下降。各含水层水排泄于沟谷，汇集地表水，漏失于东部奥系地层中，促使地下水上弱下强，仅有部分之河谷低地形成局部的富水带，井田水文地质条件简单。 3、矿井充水条件及水力联系
煤系地层含水微弱，各含水层间又有着一定隔水层，一般情况下没有水力联系。将来矿井充水，主要来自煤层顶部含水层的直接渗透，或部分构造破碎带水的渗入。矿井涌水量将随埋藏深度季节而变化。对于底部含水层水的涌入可能性小，但在构造破碎带仍应引起重视。本井田3号煤充水条件简单，9号、15号煤由于直接顶板或间接顶板为石灰岩（分别为K5、K2），分布着含水性差异很大的溶洞裂隙水，使矿井充水条件造成复杂化。
本井田分布大量的老窑及现在仍在开采中的小煤矿，由于其开采给地水水的赋存创造了广泛的积水空间，给本井田今后的开采造成了诸多不利因素。另外，井田奥静水位标高为564m，而井田西部边缘15号煤层底板标高低于564m，因此今后在开采中应特别注意奥突水。 4、矿井涌水量
目前矿井生产期的涌水量较小，只有500m3/d左右。现生产盘区的正常涌水量为50m3/h，最大涌水量为60m3/h。考虑到开采深度逐渐增加，生产能力逐渐扩大等因素，矿方提供的全矿井设计正常涌水量为100m3/h，
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最大涌水量为120m3/h。 七、矿井充水因素分析
现依据井田水文地质条件将井田矿坑充水因素分析如下： 1、大气降水对矿坑充水的影响
大气降水通过基岩裂隙及松散堆积物孔隙渗入地下，在裂隙沟通的情况下进入矿坑(主要是3号煤矿坑)，是矿坑充水的重要来源。矿坑涌水量受降水的季节变化影响随之具有明显的动态变化特征。
2、地表水及断层对矿坑充水的影响
根据观测资料，区河流的富水期往往与浅层潜水的高水位、富水期相吻合，有着一定的水利联系。为此，煤矿开采时，唐安、古周、上村一带地表水的渗透将成为矿井主要充水水源之一，形成矿坑充水的补给边界。地表水可通过岩土层的孔隙、裂隙及断层破碎带对矿坑充水。河水在近河地段是矿坑充水的主要因素之一。
3、老窑水对矿坑充水的影响
本井田分布大量的老窑及现在仍在开采中的小煤矿，由于其开采给地水水的赋存创造了广泛的积水空间，给本井田今后的开采造成了诸多不利因素。
矿井东部煤层露头线附近，有金章贝聚祥煤矿、中窑煤矿、西街煤矿、向东联营煤矿；南部又窑坪煤矿、中村煤矿；西南有王坡煤矿；北及东北又庄头煤矿。
该矿采空区已在3号煤层中部形成了2.6km2的采空区。该矿回采工
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作面顶板实行了全部垮落，未有大的积水区，但仍存有一定积水，矿井开采中对此应引起高度重视，特别是临近采空区和古空区开采时，应严格坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，根据水头压力确定防水煤柱大小，留足保安煤柱，防积水涌入巷道，造成水害事故。大阳煤矿在日常生产中已绘制有详细的采掘工程平面图，可以准确地预测采空区的位置，所以小窑积水、老空积水对矿井生产无太大的威胁。
4、奥灰水对矿坑充水的影响
井田奥静水位标高为+564m，而井田西部边缘15号煤层底板标高低于+564m，因此今后在开采该区15号煤层中应特别注意奥突水问题。 八、其它有益矿产
1、式铁矿：位于组底部，出露于大阳、南社一带，矿体呈鸡窝状及透镜状，平均厚5.42m，但分布不广，储量甚少，无工业开采价值。 2、锰铁矿：位于石盒子组地层，含矿体6层，其中1层具有工业价值，该层位于石盒子组底部，在井田西南角上村一带赋存较好，一般厚2m，但变化较大，估计有2000万t储量。
3、石灰岩：奥系石灰岩出露于东掘山、靳家庄一带，质纯，可作为炼铁溶剂及烧制水泥原料；组石灰岩可做建筑石料。
4、锗：在勘探过程中对主要煤层增进行了测定，均未达到工业利用指标，无开采价值。
九、地质勘探程度及存在问题 1、地质勘探程度
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本井田历经普查、详查、精查勘探阶段，共施工钻孔83个，钻探进尺18574.59m。其中精查勘探阶段施工钻孔73个，钻探进尺17066.5m，岩芯采取率在75%以上的达84%。1999年又在香山探测区约0.8km2的围进行了地震补充勘探。
通过以上工作，基本查清了井田构造形态，对井田主要断层、褶曲已查明，煤层对比较可靠，对煤质、煤层特征、陷落柱 、开采技术条件等基本查明，基本能满足矿井设计与生产建设的需要。 2、存在问题和建议
（1） 井田老窑及其它小煤矿甚多，可能会在地下形成老窑积水。由于对小煤窑边界控制不够，缺少小煤窑坑道实测图。因此，在今后的开采中必须先探后采，有疑必探。
（2） 矿井预计涌水量资料不够齐全。
（3） 钻孔的封闭虽按规程进行，但未经检查，生产中应引起重视。 （4） 生产中要进一步落实奥灰水静水位和水量。
（5） 对岩溶陷落的性质了解不够，开采时尤其对不封闭的陷落及破碎带要加强观测，以策安全。
（6）井田有水库和村庄，已留有足够的煤柱，以防水库水进入矿井和避免村庄塌陷破坏，保证矿井安全开采。
（7）建议对采空区围和受矿井开采影响的村庄围进行实测，以便为矿井后期设计和建设提供可靠的依据。
（8）应积极处理好小窑的边界问题，防止小窑越界开采。
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第二章 井田开拓 第一节 井田境界及储量
一、井田境界
兰花科技创业股份大阳煤矿分公司位于市北偏西约35km处，西为王坡煤矿，东有向东、中窑煤矿，北有庄头、西周煤矿。其地理坐标为：北纬35°37′30″～35°45′00″，东经112°43′45″～112°50′37″。根据省国土资源厅2004年11月换发的采矿许
可证，证号为62，井田批准开采3号、9号、15号煤层，井田围由以下11个拐点圈定：
1、 X=3953735.000 2、 X=3955305.000 3、 X=3955305.000 4、 X=3951065.000 5、 X=3950865.000 6、 X=3950871.000 7、 X=3950361.000 8、 X=3950345.000 9、 X=3949579.000 10、X=3949360.000
Y=19661767.000 Y=19655891.000 Y=19654450.000 Y=19656626.000 Y=19656629.000 Y=19657009.000 Y=19657017.000 Y=19655997.000 Y=19656009.000 Y=19656459.000
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11、X=3949379.000 Y=19657299.000
面积为22.5534km2。其中3号煤层面积需扣除大周煤矿、西周煤矿、金章背聚祥煤矿、西周窑岭煤矿、向东联营煤矿、中窑煤矿和厅山煤矿等七个煤矿占用本井田的围。 二、井田储量
本次储量计算的煤层为3号、9号和15号煤层，储量计算边界同井田边界并除去采空区及小煤矿坡坏区。采空区围由大阳煤矿提供，小煤矿破坏区以省国土资源厅批准的开采围为界。5号煤层因其煤层薄，可采围小，储量少而未参与计算。井田风氧化带未计算储量。
根据地质报告提供的各钻孔岩芯煤样的容重测试结果，然后取其平均值为各煤层的平均容重，各煤层的容重如下：
3号煤层～1.44t/m3；9号煤层～1.41t/m3；15号煤层～1.46t/m3。 本矿井和浅部小煤窑已开采20多年，井田围剩余的地质储量,结合大阳煤矿提供的有关资料计算。储量计算采用地质块段法，计算公式如下：
Q=D·L·S 式中：
Q――块段煤炭储量，t； D――煤的容重，t/m3； L――块段煤层平均厚度，m； S――块段煤层水平投影面积，m3。
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经计算，矿井能利用储量为313.66Mt，其中3号煤层为117.33Mt。详见表2-1-1。
表2－1－1 矿井能利用储量计算汇总表 单位：10kt
煤层 编号 3 9 15 合计 工业A B C 储量 A+B+C 11733 4726 14907 31366 A+B A+B+C 量 (%) 76 65 69 71 A+B+C 11733 4726 14907 31366 能利用储7861 798 1769 10428 1036 2284 8453 11773 2836 1644 4685 9165
可采储量的计算
矿井设计可采储量按下式计算：
矿井可采储量=（工业储量-已采储量、永久煤柱损失）×采区回采率
其中：采区回采率3号煤层取0.75，9号煤层取0.85，15号煤层取0.80。
经计算，矿井设计可采储量220.38Mt，其中3号煤层可采储量为74.96Mt，各煤层可采储量详见表2-1-2。
表2-1-2 矿井可采储量汇总表 单位：10kt
煤设计能永久煤柱损失 开采 可采 .. .. ..
. . . . 层 3 9 15 合计 利用储量 11733 4726 14907 31366 村庄 455 285 840 1580 水库 292 91 299 682 其它 991 54 156 1201 小计 1758 430 1295 3463 损失 2499 644 2722 5865 储量 7496 3652 10890 22038
第二节 矿井设计生产能力和服务年限
一、矿井工作制度
矿井设计年工作日为300d，每日三班作业，其中两班生产，一班准备；每日净提升时间为14h。 二、矿井设计生产能力
结合井田煤层埋藏深度、煤层赋存条件、开采技术条件、装备水平、煤炭外运条件和市场需求等因素，确定矿井技术改造后的生产能力由900kt/a提高到1500kt/a，净增600kt/a。
三、矿井（3号煤）服务年限
矿井（水平）服务年限按下式计算：T=Z/（A·K） 式中：T——矿井（水平）服务年限，a； Z——设计可采储量，kt； A——设计生产能力，kt/a； K——储量备用系数，取1.4。
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矿井服务年限：
T=Z/（A·K）=22038/（1500×1.4）≈104.9（a） 3号煤服务年限：
T=Z/（A·K）=7496/（1500×1.4）≈35.6（a） 则按1500kt/a规模，3号煤服务年限为35.6a 。
第三节 井田开拓
一、井田开拓现状
大阳矿井3号煤层采用斜井单一水平开拓方式，工业场地布置有一对主、副斜井、南风井作为进风立井、北翼布置了一个回风立井。主副斜井落底后沿煤层走向平行布置有+750m水平轨道大巷和+750m水平胶带大巷，在大巷两侧布置上下山采区开采。主斜井装备1000mm胶带输送机，副斜铺设600mm轨距串车提升；大巷煤炭运输采用胶带输送机，辅助运输采用架线电机车牵引1t系列矿车，采煤方法为轻型综采放顶煤开采。
二、井田开拓
本次设计基本维持了原初步设计的井田开拓格局，只是根据地质条件的变化对采区布置做了适当调整。
方案一：井田共划分成3个采区开采，即延伸现有一对大巷至井田北部，东西方向沿煤层倾斜方向布置北二采区下山至西部边界处，见图2—3—1，进一步加大了北二采区的开采围。北一采区维持的现有划分格局不变。
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方案二：即延伸现有一对大巷至井田北部，东西方向沿煤层倾斜方向布置北二采区下山至井田西中部，然后再延煤层走向南北布置三采区的开拓巷道。见图2—3—2。井田西部煤炭由三采区开采。
设计推荐方案一，其优点是扩大了北二采区的开采围，减少采区接替次数，利于矿井的稳产，同时也减少了回采工作面的搬家次数。
第四节 井筒及井底车场
本次设计主要针对井下采区布置及回采工作面进行，井筒及井底车场仍然维持原初步设计的参数。
第三章 大巷运输及设备 第一节 大巷运输方式的选择
一、煤炭运输方式的选择
根据井田开拓布置，结合矿井现状及主井提升方式，大巷运输方式选择为带式输送机运输方式。
大巷采用带式输送机运煤，运输环节少，运输能力大，运输事故少，易于实现运输集中控制，也是目前国大中型矿井普遍采用的运输方式，利于矿井生产前后期的平稳衔接。从投资分析，与电机车运输方式比较，因其对巷道坡度要求不高，大巷可全部沿煤层布置，因而节省了井巷工程费用，普通带式输送机的设备费用也并非昂贵，相比电机车运输，减少了铺轨、架线、轨道维修费用，因此，带式输送机运输方式总的说来
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投资并未增加。
二、辅助运输方式的确定
结合矿井的现状及矿井产量，本矿井初期可选择的辅助运输方式有、架线电机车、调度绞车牵引矿车和无极绳绞车牵引矿车两种方式，鉴于本矿初期采区巷道几乎全部沿煤层布置且有重型设备运输等特点，本着节省投资，易于操作的原则，设计确定初期辅助运输方式为：平巷为架线电机车牵引矿车运输，斜巷为调度绞车牵引矿车运输，其优点是技术工艺简单，操作便利，对近水平及缓斜煤层产状变化适应性强，较无极绳系统机动灵活，投资省。
第二节 大巷运输设备选型
根据矿井运量和巷道参数，井下大巷煤炭运输设备的主要技术参数如下：
一、+750m水平胶带大巷一号带式输送机
水平长：572.5m，倾角3°左右； 胶带宽度：B=1200mm； 输送能力：Q=1000t/h； 带速能力：V=3.15m/s； 胶带强度：ST=1250N/mm； 电动机：YB400M2-4 N=280kW
减速器：M3RSF70+风扇+逆止器 i=25；
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液力偶合器：24KXDB； 制动器：YWZ5 -500/201 拉紧方式：液压绞车自动拉紧。
二、+750m水平胶带大巷二号带式输送机
水平长：1530，倾角2°左右； 胶带宽度：B=1200mm； 输送能力：Q=1500t/h； 带速能力：V=3.15m/s； 胶带强度：ST=1250N/mm； 电动机：YB400M2-4 N=2×280kW 减速器：B3SH11+风扇+逆止器 i=20； 液力偶合器：24KXDB； 制动器：YWZ5 -500/201 拉紧方式：液压绞车自动拉紧。
三、三号带式输送机（北二采区）
水平长：596.6m，倾角2°—16°左右； 胶带宽度：B=1200mm； 输送能力：Q=1500t/h； 带速能力：V=3.15m/s； 胶带强度：ST=1250N/mm； 电动机：YB355-43-4 N=280kW
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减速器：FLENDER直交轴减速机(带逆止器及风扇) 2台； 液力偶合器：意大利传斯罗伊产品 2台 隔爆； 制动器：液压推杆制动器 拉紧方式：液压绞车自动拉紧。
目前一、二号带式输送机已经安装完毕，三号带式输送机已经定货。
第四章 采区布置及装备 第一节 采煤方法
一、采煤方法选择
井田3号煤层倾角3°～12°，厚度4.42~7.89m，平均6.20m。属全区稳定可采的厚煤层。含2～3层夹矸，结构较复杂。顶板一般为粗～细粒粉砂岩，底板为粗～细粒砂岩。煤层顶底板岩性良好，适宜于综采放顶煤开采。
根据3号煤层的赋存状况和井田开拓特征，结合矿井设计规模和大阳煤矿分公司综采放顶煤开采3号煤层的实践经验，确定矿井采用长壁中型综采放顶煤一次采全高采煤法，全部垮落法管理顶板。
二、工作面采、装、运方式及设备选型
根据推荐的开拓方案，本设计以2个生产盘区，2个综放工作面保证矿井1500kt/a的设计生产能力。结合工作面采高、放煤高度、3号煤层的煤质特性及兰花集团公司通用的综采放顶煤机组设备配套情况，对工
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作面采、装、运煤方式进行设备的选型。
3号煤回采工作面主要装备
3号煤设计回采工作面长度为140m，采高2.60m，放顶煤高度3.60m，采放比为1：1.385，保证矿井1500kt/a生产能力。
4—1—2 主要装备
采煤机： 可弯曲刮板输送机： 可伸缩胶带输送机： MG160/375-W SGZ-630/264 SSJ1000/2×160 2×160 破碎机： 刮板机： 乳化液泵站： 喷雾泵站： 放顶煤液压支架： PCM-1000 SZZ-764/110 XRB200/31.5A WPB320/6.3 ZF3400-17/28 110kW 110kW 132kW 45kW 2台 2台 2套 2套 264架 8架 375kW 2×132kW 2台 4台 2台 过渡放顶煤液压支架： ZFG4000-18/32
主要采、掘机械及配套设备详见表4—1—2。
表4-1-1 回采工作面主要采煤机械配备表
序号 1 2 3 4 5 设备名称 双滚筒采煤机 可弯曲刮板输送机 破碎机 机 可伸缩胶带输送机 型 号 MG160/375-W SGZ-630/264 PCM-1000 SZZ-764/110 SSJ1000/2×单位 台 台 台 根 根 数量 2 4 2 2 2 .. .. ..
. . . . 160 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 放顶煤液压支架 过度液压支架 单体液压支柱 注液枪 π型梁 回柱绞车 乳化液泵站 喷雾泵站 调度绞车 连续运输车 注水、探水钻机 注水泵 小水泵 煤电钻 ZF3400-17/28 ZFG4000-18/32 DZ31 DZ-Q1 HDL-3000 JH2-14 WRB200/31.5 WPZ320/ 6.3 JD-11.4 SQ-1200/75 MYZ-150 BPZ-75/12 IS65-50-160 ZMS-12A 部 部 根 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 264 8 240 8 144 4 2 2 39 2 3 2 20 20 三、工作面支护及顶板管理方式
根据大阳煤矿的生产实践，实测的放顶煤回采工作面顶板压力一般为3000～3500kN。根据该矿的实测顶板压力情况，结合工作面煤层厚度及采高，本次综放回采工作面设计初选ZF3400-17/28型液压支架。
综采放顶煤工作面端头支护选用4架ZFG4000-18/32过渡支架，工作面超前支护设备采用DZ31型单体柱及HDL-3000Π型钢梁。
工作面顶板管理采用全部垮落法。
四、采煤工作面的循环数、日进度、年进度及工作面长度
根据井田煤层赋存情况、开采条件及选定的采煤设备性能，结合综采放顶煤的采煤方法等因素，采煤机割煤高度2.6m，放顶煤高度3.6m，
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采放比1：1.385。
根据投产时首采盘区煤层赋存情况及该矿生产规模、管理水平等各种因素，确定综采放顶煤回采工作面长度为140m。
根据3号煤开采时的放煤高度和采高，本着提高资源回收率的目的，确定采煤工作面放煤步距为0.6m，即“同时放煤支架以两架为亦宜。
采煤工作面采煤机截深0.6m，设计采用“一采一放”的单轮顺序放顶方式，即采煤机割一刀煤，放顶煤支架放一次顶煤。工作面每循环进2刀，放2次顶煤，循环进度为1.2m，日循环2次，则循环进度为2×1.2＝2.4m。
采煤工作面年推进度按下式进行计算：
年推进度=日循环进度×设计年工作日×循环率； 式中：设计年工作日为330d，循环率取0.9，则： 年推进度=2.4×330×0.9=712.8（m）
五、回采工作面生产能力计算
矿井移交生产及达到设计产量时，在北二采区新增1个轻型综采放顶煤工作面。
工作面生产能力按下式计算： A=M１.l.L.r.C１+M２.l.L.r.C２ 式中：
A——采煤工作面年产量，t/a； M１——工作面采煤高度，2.6m；
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M２——工作面放煤高度，3.6m； l——采煤工作面长度，140m； L——采煤工作面年推进度，712.8m； r——煤的容重，1.45t/m3； C１——工作面采煤回采率，取0.95； C２——工作面放煤回采率，取0.80。
则：A=2.6×140×712.8×1.45×0.95+3.6×140×712.8×1.45×0.80
=357405+416731=774136t/a
矿井改扩建后新增一个轻型放顶煤综采工作面，加原有一个放顶煤综采工作面，可以满足矿井1.5Mt/a设计生产能力的要求，并具有一定的增产潜力。
六、采区及工作面回采率
根据采区巷道布置形式，采煤工作面装备水平及采煤方法，并参照《煤炭工业矿井设计规》，3号煤层为厚煤层，采区回采率取75%，工作面回采率，机采95％，放顶煤回采80％。
七、工作面回采方向
工作面回采方向为后退式。
第二节 采区布置
一、移交生产和达到设计能力时的采区数目、工作面数目
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根据推荐的井田开拓方案，结合矿井的井型和工作面装备水平，矿井移交生产及达到设计生产能力1500kt/a时共布置2个采区、2个综采放顶煤工作面生产。
二、回采巷道布置
根据矿井开拓部署，结合矿井规模和采煤工作面装备水平，矿井移交生产和达到设计生产能力时，共布置北一、北二2个生产采区。该采区3号煤层赋存稳定，储量可靠，地质构造及水文地质条件较为简单，对矿井及早达产和稳产高产较为有利。
北二采区准备巷设胶带、轨道和回风三条下山，相互平行，间距均为30m，其中采区胶带下山和采区轨道下山沿3号煤层底板布置，采区回风下山沿3号煤层顶板布置。采区轨道下山通过北二采区上部车场与+750m水平轨道大巷联系，采区胶带下山与北翼胶带输送机大巷通过胶带搭接硐室连接，采区回风下山与北翼回风大巷直接连接。在采区准备巷道北部，垂直采区准备巷道布置回采工作面，工作面运输顺槽和回风顺槽均沿3号煤层底板布置，分别与采区胶带下山和采区回风下山直接沟通，并通过顺槽联络巷与采区轨道下山沟通，形成采区完善的运输、通风、供电、行人及排水系统。考虑到3号煤层瓦斯含量较高，根据大阳煤矿分公司生产实践经验，另沿3号煤层顶板设置一条工作面顶板回风顺槽，保证回采工作面安全生产和稳产、高产。
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三、煤、矸运输方式及设备选型，通风和排水 1、煤炭运输
回采工作面出煤经可弯曲刮板输送机→顺槽机→顺槽可伸缩胶带输送机→采区胶带下山→大巷胶带输送机→主斜井胶带输送机→地面。
掘进煤经刮板输送机→掘进胶带机→掘进可伸缩胶带输送机→采区胶带下山→大巷胶带输送机→主斜井胶带输送机→地面。 2、辅助运输
材料车从地面→副斜井→轨道运输大巷→轨道下山→回风顺槽→使用地点。 3、采区通风及排水
采区利用主扇全负压通风，掘进工作面设局部扇风机通风，采区巷道局部积水用IS65-50-160型小水泵排至水仓、排出地面。
第三节 巷道掘进
一、巷道断面和支护形式
巷道断面尺寸和支护形式详见原初步设计的《巷道断面图册》。
二、掘进工作面个数、掘进机械配备
根据回采工作面推进度及各类巷道掘进进度，本着以保证矿井正常生产时合理的采掘关系为原则，矿井达到设计生产能
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力1500kt/a时，共布置5个掘进工作面，其中，3个准备巷炮掘面，2个顺槽综掘面。
掘进工作面主要设备配备见表4-3-1。
表4-3-1 掘进工作面主要设备表
煤巷综掘工作面 设备名称 型号 煤巷掘进机 可伸缩胶带输送机 机 局部通风机 煤电钻 岩石电钻 调度绞车 锚杆钻机 锚杆泵站 EBJ-120TP SPJ-800 QZP-160 BFSA-No.6.5 MZS-12 EZ2-2.0 JD-11.4 MYT-125 BZ-45/14SL 功率(kW) 190 110 75 2×22 1.2 2.0 11.4 11 台数 2 3 2 12 12 4 16 6 3
三、矿井生产时采掘比例关系、矸石率预计
矿井达到设计生产能力1500kt/a时，共布置2个回采工作面，5个掘进工作面，采掘比2：5。
矿井生产时，由于3煤层为厚煤层，因此井下矸石量不大，预计井下矸石量为21kt/a。
四、矿井移交时井巷工程量及万吨掘进率
矿井移交生产时总井巷工程量为：15630.5m，均为煤巷。掘进总体
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积为：182363.6 m3，硐室掘进体积4380m3。万吨掘进率为104.2m。井巷工程量见表4—3—2。
表4—3—2 井巷工程量汇总表
井巷长度（m） 工程名称 煤 井底车场及硐室 主要运输巷及回风巷 采区 半煤岩 0 岩 计 硐室体积 （m） 4380 3备注 0 10600.46 5030.19 15630.65 0 0 10600.46 5030.19 15630.65 0 0 0 0 0 合计 0 0 4380
第五章 通风和安全 第一节 概况
根据市安全生产监督管理局[2005]74号文件《转发省安监局〈关于市国有及21万吨/年以上乡镇煤矿2004年度矿井瓦斯等级鉴定的批复〉的通知》，该矿井瓦斯绝对涌出量为15.16m3/min，瓦斯相对涌出量为5.34m3/t，该矿为低瓦斯矿井。
据省产品质量监督检验所M20021230号检验报告，兰花集团大阳煤矿煤尘火焰长度为0，岩粉用量亦为0，无煤尘爆炸危险性。
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据省产品质量监督检验所M20021230号检验报告，兰花集团大阳煤矿，煤层吸氧量为1.2506cm3/g，煤层自燃等级为Ⅲ级，属不易自燃煤层。
据区域资料及多年的矿井生产证实，本地区地温和地压均未出现过异常现象，预计将来地温、地压变化不会给煤矿的正常生产带来大的影响。
第二节 矿井通风
一、通风方式及通风系统
据井田开拓部署及煤层赋存条件等因素，矿井技术改造工程投产时，地面布置有主斜井、副斜井、南进风井和北翼回风立井，其中主斜井、副斜井和南风井进风 ，北翼回风立井回风，因此矿井初期采用中央分列式通风系统，后期在井田西部上河漳村附近新增西回风立井，以解决矿井后期通风问题。
矿井采用机械抽出式通风方式。
南风井为矿井原回风井，本次修改拟将其改为进风井，主要原因是分担主、副斜井的部分进风量且有利于降低风速。 二、矿井风量、风压、等积孔计算
（一）矿井风量
根据《煤矿安全规程》，矿井需要的风量按下列要求分别计算，并选取其中的最大值：
1、按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供风量不得少于4
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m3。
则按井下同时工作的最多人数计算，矿井的总风量为：
Q矿总=4×最多井下人数×K 矿通=4×95×1.35=675m3/mm=11.25 m3/s。 2、按采煤面、掘进面、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算：
Q矿总=（∑Q采+∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它）×K 矿通 式中：Q矿总——矿井总风量， m3/s;
∑Q采——采煤工作面实际需要的风量总和，m3/s； ∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s； ∑Q硐——硐室实际需要风量的总和，m3/s； ∑Q其它——其它用风地点所需风量的总和，m3/s； K矿通——矿井通风系数，取1.25。
各地点的实际需要风量，必须使该地点的风流中的瓦斯、二氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度，风速以及温度，每人供风量符合煤矿安全规程有关规定。
矿井实际需要风量计算如下： （1）采煤工作面实际需要风量的计算
根据矿井开拓布置及采区巷道布置型式，矿井达产时，其生产能力为1.5Mt/a，井下布置两个采区，2个综采放顶煤工作面，每个回采工作面年产量按750kt/a考虑，矿井相对瓦斯涌出量为5.34m3/t.d，考虑到采空区涌出，回采面实际涌出按90%考虑。计算时兼顾工作面温度、风速
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和人数等工作面环境卫生条件进行计算，并取其中的最大值。
①按冲淡回采工作面瓦斯计算
每个回采工作面绝对瓦斯涌出量q采瓦按下式计算：
q采瓦=（回采工作面日产量×相对瓦斯涌出量）/1440
式中：q采瓦——回采工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min； 每个回采工作面平均日产量为：750000/330=2272.73 t/d； 则q采瓦=2272.73×5.34×0.9/1440=7.59m3/min； 则每个回采工作面所需风量为： Q采 =100×q采瓦×K采通
=100×7.59×1.4=1062.6m3/min =17.71m3/s。
式中：Q采——采煤工作面所需风量，m3/s；
K采通——采煤面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取K采通=1.4。
②按工作面温度计算：
采煤工作面应有良好的气候条件，其进风流气温和风速应符合“采煤工作面空气温度与风速对应”的要求。
采煤工作面的需要风量可按下式计算： Q采=60×Vc×Sc×Ki
式中：Vc――回采工作面适宜风速，m/s；取1.0m/s
Sc――回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶有效断
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面的平均值计算，m2；
Ki――工作面长度系数，取1.2
Q采=60×Vc×Sc×Ki=60×1.0×9.0×1.2/60=10.08 m3/s ③按工作面人员数量计算： Q采=4nc；
式中：4――每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； nc――采煤工作面同时工作的最多人数； Q采=4nc=4×50=200 m3/min=3.33 m3/s； ④风速验算
综上所述，回采工作面风量Q采 =18m3/s，根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为1.0m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。即回采工作面风量应满足15×Sc≤Q采≤240×Sc
式中：Sc――回采工作面平均有效断面，m2 15×Sc≤Q采≤240×Sc 15×9≤18×60≤240×9 135≤1080≤2160 因此符合要求。
则采煤工作面实际需要的风量总和为： ∑Q采=2Q采=17.71×2=35.42（m3/s）。 （2）掘进工作面实际需要风量的计算
根据矿井开拓布置及采区巷道布置型式，矿井达产时，其生产能力
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为1.5Mt/a，井下布置两个采区，2个综掘工作面，3个普通掘进工作面同时生产，矿井相对瓦斯涌出量为5.34m3/t.d。计算时兼顾工作面爆破、风速和人数等条件进行计算，并取其中的最大值。
①按冲淡掘进工作面瓦斯计算 Q掘=100×q掘×K掘通
式中：q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min； K掘通——掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取K掘通=1.8；
掘进工作面实际需要风量主要按冲淡掘进落煤释放的瓦斯所需风量计算，每个综掘工作面的落煤量按每班掘进15m巷道计，计算每班最大掘进煤量为：268t/班。每个普掘工作面的落煤量按每班掘进10m巷道计，计算每班最大掘进煤量为：160t/班。
每个综掘工作面绝对瓦斯涌出量按下式计算：
q/1440
综掘
=（综掘工作面每班产量×相对瓦斯涌出量）
式中：q综掘——综掘工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min； 则q综掘=268×2×5.34/1440=1.988m3/min； 则每个综掘面所需风量： Q综掘=100×q综掘×K掘通
=100×1.988×1.8=357.84m3/min
=5.96m/s；
每个普掘工作面绝对瓦斯涌出量按下式计算：
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3
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q/1440
普掘
=（普掘工作面每班产量×相对瓦斯涌出量）
式中：q普掘——普掘工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min； 则q普掘=160×2×5.34/1440=1.19m3/min； 则每个普掘面所需风量： Q普掘=100×q普掘×K掘通
=100×1.19×1.8=214.2m3/min
=3.57m/s；
②按普掘面炸药量计算 Q掘＝25×A掘×K /60
式中：25——使用1公斤炸药的供风量，m3/min； A掘——一次爆破所用的最大炸药量，取5kg； K——风量备用系数，取1.8；
3
则：Q掘＝25×5×1.8/60＝3.75m/s；
③按工作人员数量计算 Q掘=4×N.K /60
式中：4——工作面每个人所需要的风量，m3/min； N——掘进工作面同时工作的最多人数，取20人； K——风量备用系数，取1.8； 则：Q掘＝4×20×1.8/60＝2.4m3/s； ④风速验算：
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3
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按《煤矿安全规程》煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足： 综掘（按供风量8.0m3/s考虑）：15×S综≤Q掘≤240×S综 式中：S综――综掘进工作面巷道过风断面，m2 15×13≤8×60≤240×13 195≤480≤3120 因此符合要求。
普掘（按供风量6.0m3/s考虑）：15×S综≤Q掘≤240×S综 式中：S综――综掘进工作面巷道过风断面，m2 15×13≤6×60≤240×13 195≤360≤3120 因此符合要求。
综上计算：掘进工作面实际需风量和为：
∑Q掘=5.96×2＋3.75×3＋3×4=35.17m3/s（本着停掘不停风的原则，停掘面共4个每个配风按3 m3/s计）。
(3)硐室实际需要风量计算
本矿井除井下采区变电所、北盘区绞车房为独立通风外，消防材料库等其余硐室均为串联通风，则：
则∑Q硐=2×3=6m/s (4)其它巷道需要风量计算
根据采区巷道布置形式，矿井其它巷道用风量为∑Q其它
3
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=5m/s。
(5)矿井总需要风量计算 矿井总需要风量为： Q
3
矿进
3
=（35.42+35.17+6+5）×1.25=101.99m/s 取
3
103m/s
综合计算结果，矿井总进风量为103m/s。
(二)风量分配
将矿井总进风量分配到井下各用风地点，具体配风见表5-2-1。 表5-2-1 矿井风量分配表 单位：m3/s
顺1 2 3 4 5 6 7 用风地点 综采工作面 综掘工作面 普掘工作面 停掘工作面 采区变电所 采区绞车房 其它 总计 数量2 2 3 4 1 1 单位配风18 8 6 3 3 3 15 总配风量 36 16 18 12 3 3 15 103 3
（二）负压计算
矿井负压采用下式计算： h=∑（α.L.P.Q2 ）/S3+h局
式中：h——矿井通风总阻力，mmH2O； α——井巷磨擦阻力系数，kg.s2/m4；
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L——井巷长度，m； P——巷道断面净周长，m； S——井巷净断面面积，m2; Q——通过井巷的风量，m3/s ；
h局——局部通风阻力，按摩擦阻力的15%计。
根据矿井生产初期回采工作面及掘进工作面的井下具体位置及风机合理的服务年限，经计算，矿井生产初期通风容易时期及通风困难时期的矿井通风总阻力分别为192.59mmH2O（1888.51Pa）、262.21mmH2O（2571.18Pa）。负压计算见表5－2－1、表5－2－2
（三）等积孔
矿井等积孔根据下式计算： A=0.38Q/h0.5
式中：A——矿井等积孔，m2； Q——矿井风量，m3/s； h——矿井负压，mmH2O。
经计算通风容易时期矿井等积孔：Amax=2.82m2 经计算通风困难时期矿井等积孔：Amin=2.42m2
本矿井属于小阻力矿井，通风难易程度为容易。
第六章 矿井主要设备
一、主斜井提升系统
（一）主斜井带式输送机
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主斜井带式输送机原参数：
B=1000mm；α=0-18°；L=843m ；D=1250mm； 钢丝绳芯胶带；St=2500N/mm； 电动机 N=450Kw；
由于运量改变，需更换驱动装置及拉紧装置,利用原胶带（ST=2500N/mm）及机架，带式输送机参数如下：
Q=515t/h B=1000mm D=1250mm V=2.5m/s α=0-18° L=843m H=216m
电动机： Y450-50-4 N=630kW 6kV
减速器：H3SH16 i=40 带风扇及逆止器（必要时附加盘状管冷却）
调速型液力偶合器:：YOTcs650 制动器：YWZ5-630/301
液压绞车自动紧装置：YZL-100 N=15kW(防爆)
带式输送机生产厂家必须根据提供的布置图经核算后配置驱动装置及拉紧装置，减速器须进行热功率及逆止力矩验算。
（二）101带式输送机
101带式输送机原驱动装置：摆线减速滚筒型号JTB450-200-10080N D=800mm B=1000mm V=2m/s N=45kW
左装。
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由于运量改变，需更换驱动装置：外装电动滚筒参数如下：
D=800mm B=1000mm V=2.5m/s N=55kW左装、胶面滚筒，带逆止器、制动器及支架。
二、通风设备
（一）矿井所需风量及风压
矿井所需风量：Qk=103m/s；
矿井所需风压：通风容易时期：Hkmin=1888.51Pa 通风困难时期：Hkmax=2571.18Pa
（二）通风设备所需风量及风压
考虑通风设备，漏风及风道、风硐阻力损失通风设备所需的风量及风压为：QF=108m3/s ；HFmin=2053.19Pa ；HFmax=2718.07Pa 。 （三）通风设备选择
根据矿井所需风量及风压，利用矿方已有的两台BDK54–8–№23防爆对旋轴流通风机，一台工作，一台备用。每台风机配YB系列，8极，380V，2×220kW矿用隔爆电动机驱动。通风机运行工况点参数见插图。
工况点参数：
3
通风容易时期： QM1= 111 m/s；HM1=2217Pa；
ηM1= 80%；NM1= 361.89kW； 叶片角度βM1 =52°/44°
通风困难时期： QM2= 108m3/s；HM2= 2683Pa；
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3
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ηM2= 82%；NM2=415.73kW； 叶片角度βM2=55°/47°
通风机采用反转反风，根据矿井通风要求如需反风时10分钟可改变巷道中风流方向，反风量大于正常通风量的40%。
每台风机入口前配带蝶形阀门，蝶形阀门与风机集流器间设一段连接风筒，在连接风筒上开设旁路风门，蝶形阀门与旁路风门用以形成正常通风、事故反风，一台风机工作和另一台风机试运转所必需的风路。设置风机再线监测装置，用以对风机轴承温度、驱动电动机定子绕组温度、风机入口风量、负压等参数实时监测，确保风机安全可靠运行。 （四）通风机房供电
通风机房两回6kV电源引自矿井工业场地35/6kV变电所6kV母线不同母线段，两回电源，一回工作，一回备用。风机房变配电设备利用矿方现有设施，配电设备设有短路、过载、失压等电气保护。 （五）矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析
1、矿井通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度和措施 矿井采用抽出式通风方式，此方式使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减少采空区瓦斯涌出量，对安全十分有利，漏风量小，通风管理简单，是国外矿井最常用的一种方式。
矿井采用中央分列式通风系统，该通风系统可保证井下各用风地点正常通风，其合理性分析如下：
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（1）所有井巷断面均满足通风要求，通风负压小。矿井有三个安全出口直接通至地面，满足规程“矿井安全出口不少于两个”的规定。
（2）矿井总进风量满足矿井开采的要求。主要通风设备先进可靠合理，只要生产中加强通风系统管理和维护，可以保证矿井安全生产。
（3）按规定在回风立井井口设置有防爆门，一旦井下发生爆炸事故时，爆炸冲击波直接冲开防爆门，使爆炸能量得以释放，对主扇风机起到保护作用，便于迅速恢复矿井通风系统。
2、矿井开拓、采掘布置、风井数目与井筒装备和设施对矿井安全的影响。
（1）在运输大巷两侧布置回采巷道直到井田边界，工作面运输顺槽进风，回风顺槽、顶板回风顺槽回风，符合《规程》“采区进、回风巷必须贯穿整个采区，严禁一段为进风巷、一段为回风巷”的规定。
（2）井下所有通风巷道中的风流速度均满足《规程》第101条的规定。主要巷道和井下机电硐室均采用不燃性材料支护。
（3）矿井采掘工作面均采用独立通风，其进风和回风均不经过采空区或冒顶区，符合《规程》第114、116条的规定。
（4）矿井共布置主、副斜井、南进风井和回风立井4个通风井筒，主、副斜井和进风井进风，回风立井回风。主、副井筒中均设有行人台阶和扶手，回风立井设有梯子间；各井筒对矿井通风效率基本无影响，井筒中风流速度均满足《规程》第101条的规定。
3、回采及掘进工作面等局部通风的保证程度和措施
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矿井回采工作面采用独立通风。回采面是以其回风顺槽中瓦斯浓度不超过1%为标准来进行配风的。 矿井掘进工作面均采用独立通风。
三、供电系统
原初步设计地面主变压器选用S9—8000/35 8000kVA变压器两台，本次修改选用SZ9—10000/35 35±3×2.5%/6.3kV 10000kVA有载调压变压器两台。
第七章 建井工期 第一节 建井工期
一、施工准备的容与进度
本次矿井技术改造延用原矿井的井筒和原有北一采区的大巷，开拓布置北二采区的三条大巷，并进行北二采区及首采工作面布置。主要采用综掘施工工艺，预计施工工期为15个月。 二、矿井移交标准
根据井田开拓部署和采区巷道布置，矿井移交生产及达到设计产量时共布置一个采区，一个综放工作面，设计考虑矿井采用一次设计，一次建成投产的移交方式。
矿井移交生产时井巷总工程量为：新增的井巷工程总量为5288m，其中煤巷5100m,占总工程量的96.4%，岩巷180m,占总工程量的3.4%，万吨掘进率5.87m。
矿井移交生产时的井巷工程量总见表7-2-1。
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表7-2-1 矿井移交生产时井巷工程量汇总表
巷道长度（m） 项目 半煤岩 掘进体积（m3） 半小计 煤 岩 煤岩 1680 3600 5280 16500 36000 52500 2160 2160 18660 36000 54660 小计 煤 岩 准备工程 回采工程 总计 上下山 3202工作面 1500 3600 5100 180 180 三、井巷施工平均成巷进度指标
井巷工程施工进度指标的确定主要参照本矿施工队伍的实际生产水平和施工条件，并考虑地质构造对施工进度的影响面综合确定的。具体进度指标如下：
岩巷：45m/月, 交岔点硐室：350m3/月 煤巷：200-230m/月。 四、影响工期的主要井巷工程
为了加快建井速度，缩短建井工期，矿井轨道大巷、胶带大巷及回风大巷应同时开工，由于三条大巷处于一个大的单斜构造西翼，以防侧压较大，再一在掘进过程中，及时在合程们置构建联络巷，保证三条大巷出煤和回风系统的合理运行。 五、三类工程施工组织的基本原则
进入二采区时，要及时构成采区车场的布置，在三条大巷及时形成
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系统后，增加掘进面进行首采工作面的准备工作。 六、建井工期
当首采工作面形成时，巷道需要掘进3560m,按月均230m计算，预计要15.5个月，安装调试一个月，施工准备0.5个月，首采区生产时需要17个月。
七、加快建井速度的措施及建议
1、做好矿井施工前的准备工作，确保矿井开后后能够连续施工。 2、应组织技术力理强，施工经验丰富的施工队伍施工主要大巷工程，使矿井主要井巷工程尽早贯通，尽快形成全负压通风、出煤运输、辅助运输系统。
第二节 产量递增计划
矿进建成移交生产后，因受生产管理及技术水平等因素的影响，第一年计划产量为90万吨，以后通过回采时对生产技术水平管理的提高，尤其对矿压观测等加强监测管理，可增长工作面到180m,可逐渐达到120万吨生产能力。
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第八章 技术经济
第一节 劳动定员及劳动生产率
大阳煤矿改造建成后生产规模为90万吨/年，劳动定员按照综放工作面配备，矿井年工作日300天，四班作业，三班生产，一班检修。每天净提升为14小时，矿井技改后全员效率8吨，在籍生产人员376人。表8-1-1 劳动定员表
序号 一 1 2 二 三 四 五 工种 生产工人 井下工人 地面工人 管理人员 原煤生产合计 服务人员 其他人员 合计 一班 82 72 9 1 46 6 5 57 二班 82 72 9 1 46 6 5 57 出勤人员 三班 检修班 82 72 9 1 46 6 5 57 46 40 5 1 26 6 5 37 合计 292 256 32 4 296 24 20 340 在籍第数 1.3 1.15 在籍人数 372 333 39 4 376 24 20 420 注：每周五天工作制在籍系数，进下工人：1.30 地面：1.15
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后记
看着即将完成的论文，我感慨颇多……大学毕业四年后的我，为了求得一份安定的工作，一向偏爱文科的我学习起了煤矿方面的课程和知识。说实话，确实有点难度。在完成近四个月的理论学习之后，最后一门课程——毕业设计着实让我无从下手。因为和以前所学专业没有一点关系，无助和恐慌填满了脑海。现在，终于还是翻过了这座大山，完成了学业，也再一次征服了自己。回首看来，这其中充满了酸、甜、苦、辣……
当然，这一路得以顺利地走下来，离不开众多人的关心、帮助和支持！
首先，要感我们的老师段康廉先生和金山先生。两位老师对于我们的请教，有求必应，使我们收获甚丰。深深感两位老师对我们的诸多教诲和宽容。此篇论文更是凝聚了他们的智慧和心血，从选题、构思、数据处理到论文修改等等都离不开他们的指点。再次感两位老师在百忙之中给予的指导和帮助！太多的感激无以言表，藏记于心……
其次，在实习过程中被分配到大阳煤矿调度室，在这个团结的队伍中，有幸得到了主任红军和副主任栗爱国等多位领导和同事的鼎力帮助
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和热心指导。在整个实习过程中，我完全被他们视作是其中一员，很快的融入了集体，在很多方面都得到了锻炼，得到了进步，更是深深地体会了“团结就是力量”这句话语的沉甸甸分量。在此，向他们致以深深地意。
再次，就是要感我们实习生队伍的班长xx。从一开始图表、数据等原始资料的搜集到最后论文的反复论证修改，他都给予了我最耐心的指导和无私的帮助，我的论文离不开他的关心。没有他的参与和合作，我的论文难以很好的完成。我想，他对我的帮助不只是停留在论文上，对我今后的道路也是一种鞭策。再次真诚的感他。
设计人：xxx 2012年5月11日
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主要参考文献
[1] 赖昌干，金程，邹有明.矿山电工学［M］.：煤炭工业，2003 [2] 《煤矿矿井开采设计手册》 汪景武 等主编 煤炭工业 [3] 《煤矿固定机械及运输设备》 牛树人 主编 煤炭工业 [4] 《井巷工程》 中国矿业大学等编 煤炭工业 1989年12 [5] 王刚.煤矿地下开采（下）［M］.：中国矿业大学，1990 [6] 《矿井通风与安全》 14 所院校合编 中国工业 1961年 [7] 《煤矿专用设备图册》 煤炭部规划技术标准 [8] 《中煤方法图集》 徐永圻 主编 中国矿业
[9] 《矿井设计指南》 吉昌 主编 中国矿业大学 1994年 [10] 《矿井开采设计》 宝铮、吉昌 主编 中国矿业大学 [11] 《煤矿地质学》 阎琇璋 中国矿业大学 1989年
[12] 《矿井通风与安全》 吴中立 主编 中国矿业大学 1990年 [13] 《矿山压力及其控制》 钱鸣高、文听成 主编 煤炭工业 [14] 过兵.采矿设计指导［M］.：煤炭工业，2004
[15] 《开采方法》 文生、王树人 主编 煤炭工业 1980年 [16] 吉昌，宝铮.矿井开采设计［M］.：中国矿业大学，1996 [17] 阎琇璋.煤矿地质学［M］.：中国矿业大学，1989
[18] 中华人民国能源部.煤矿安全规程［M］.：煤炭工业，2005 [19] 《煤矿开采学》 徐永圻 主编 中国矿业大学
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