阳泉市上社煤矿12#煤层初步设计

3334 分类号_______________ 密级________________ UDC ________ 学号 毕业设计（论文）

论文题目 阳泉市上社煤矿12#煤层初步设计 Thesis Topic The original design of Shangshe colliery, No. 12 coal bed

学生姓名 学 号 所 在 院 系 专 业 班 级 指 导 老 师 完成日期 胡晓强 2010002447

矿业工程学院采矿系

采矿1006

2014年6月6日

编号： __________

毕业设计（论文）答辩许可证 矿业工程学院 采矿工程 专业 胡晓强 学生所编写的毕业设计(论文) 页，字数 ，符合毕业设计(论文)大纲的要求。

经审查：该生已学完教学计划规定的全部课程，成绩合格，毕业设计电子文档最后一稿已交，准予参加毕业设计（论文）答辩。

相 关 材 料

材 料 名 称 毕业设计（论文） 图纸 答辩汇报稿 毕业设计（论文）电子版（最后一稿磁盘文件）

指 导 教 师： （签名）

院长(系主任)： （签名）

2014年 6 月 17 日

数量 1册 7张 1册 1份 1套

毕业设计（论文）任务书

毕业设计（论文）题目： 上社矿井初步设计（8#煤层） 毕业设计（论文）要求及原始数据（资料）： 毕业设计要求： 毕业设计是采矿工程专业最后一个教学环节，其目的是使学生运用大学阶段所学的知识联系矿井生产实际进行矿井开采设计，并就本专业范围的某一课题进行较深入的研究，以培养和提高学生学习分析和解决实际问题的能力，是学生走上工作岗位前进行的一次综合性能力训练，也是对一个未来采矿工程高级工程技术人才的基本训练。 毕业设计主要是实习矿井的开采设计,即假拟实习矿井为为开发井田,按其原始条件进行新井初步设计。为了培养学生能力，并考虑教学要求、时间、学生现有实际水平等因素，其某些要求与设计院进行的矿井设计有所区别，巷道布置、采煤方法、通风安全等都要借鉴矿井生产以来的经验。有些部分则加以必要的简化或删减，从而使同学能够从理论和实践相结合，对整个矿井的开拓生产形成清晰正确的认识。 通过半年的毕业设计，使同学们对大学所学的知识能够有个更全面、更清晰的认识，使同学们走向社会后能够成为模范带头人，能够成为社会的栋梁。

应交出的设计文件（论文）： 毕业设计说明书《南岔煤矿 矿井初步设计》 图纸七张包括： 1、井田开拓平面图（1:5000） 2、井田开拓剖面图（1:5000） 3、井筒、巷道断面图（1:50） 4、回采工作面工艺图（1:100） 5、采区巷道布置及采掘机械配备平面图（1:2000） 6、采区巷道布置剖面图（1:2000） 7、通风立体示意图（容易时期）（示意）

4

摘 要

本次设计是阳泉上社煤炭有限公司8号、12号煤层，设计图纸共七张，说明书共十章。根据采矿工程的需要和特点，重点设计为第四、七、九章，其他如井底车场、井下运输及提升设备仅做一般的选型计算。

阳泉市上社煤炭有限责任公司井田位于阳泉市盂县南娄镇北上社村南，县城西南12km，地处沁水煤田北部，地理坐标为北纬37°58′44″～38°00′45″，东经113°16′57″～113°21°09″。该井田东西长5.5km，南北宽3km，面积12.6854km2。

盂-寿公路由井田的北界通过，并与阳-盂公路相连接，盂-寿公路目前只承担着南社、南上社等附近几个小煤矿的煤炭外运任务，各矿产量低、动量小，公路运力有余。可承担本矿井煤炭外运任务，另外，本矿南距石-太铁路阳泉站40km，亦可经铁路将煤炭运往全国各地。煤炭交通外运条件好。

井田煤层产状基本是一东—西走向，向南倾伏的单斜构造，局部略有起伏，井田内地层比较平缓，倾角一般3～5°，局部可达14°。井田内尚未发现有断层、陷落柱分布。井田构造属简单。

8号，12号煤原煤灰分较低，硫分也较低。经洗选后，灰分均有较大幅度降低。经在附近煤矿采样试验，8号，12号煤层均属于中等可选。

经矿方提供的井下实测数据12号煤层矿井瓦斯绝对涌出量1.17m3/min，相对涌出量2.25m3/t，二氧化碳绝对涌出量为1.96m3/min，相对涌出量为3.80m3/t，属瓦斯矿井。

本井田划分为4个采区，采用立井开拓方式，回采工艺采用综放，采煤方法采用放顶煤采煤法，采用“四六制”作业制度。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。顶板管理采用液压支架，采空区处理采用全部跨落法。

本矿井设计年产量为150万吨，采用一套综放设备来满足产量的要求。

矿井运输大巷采用皮带运输作为主运输，采用无极绳连续牵引车作为辅助运输。矿井通风采用轴流式扇风机、抽出式通风，通风方式为并列式。

关键词：低瓦斯；立井开拓； 放顶煤。

5

目 录 第一章 井田自然概况 ....................................... 1 第一节 井田自然概况 ..................................... 1 第二节 井田地质特征 ..................................... 3 第三节 煤层特征 ......................................... 6 第二章 井田境界与储量 ....................................... 9 第一节 井田境界 ......................................... 9 第二节 资源/储量的计算 .................................. 9 第三章 矿井工作制度及生产能力 .............................. 14 第一节 矿井工作制度 .................................... 14 第二节 矿井设计生产能力及服务年限 ...................... 14 第四章 井田开拓 ............................................ 15 第一节 井田开拓方式的确定 .............................. 15 第二节 井 筒 .......................................... 20 第三节 井底车场及硐室 .................................. 25 第五章 建井工期 ............................................ 28 第一节 建井工期 ........................................ 28 第六章 大巷运输及设备 ...................................... 31 第一节 运输方式的选择 .................................. 31 第二节 运输设备选型 .................................... 31 第七章 采区布置及装备 ...................................... 35 第一节 采煤方法 ........................................ 35 第二节 采区布置 ........................................ 47 第三节 巷道掘进 ........................................ 49 第八章 矿井提升 ............................................ 51 第一节 概述 ............................................. 51 第二节 主副井提升 ....................................... 52 第九章 通风和安全 .......................................... 53 第一节 矿井通风条件情况 ................................ 53

6

第二节 矿井通风 ........................................ 53 第三节 计算负压及等积孔 ................................ 60 第四节 选取主扇 ........................................ 第五节 安全生产技术措施 ................................ 67 第十章 技术经济 ............................................ 70 第一节 劳动定员及劳动生产率 ............................ 70第二节 建设项目资金概算 ................................ 70第三节 矿井设计主要技术经济指标 ........................ 71参考文献 ................................................ 74 7

第一章 井田自然概况

第一节 井田自然概况

一、交通位置

1、井田位置

阳泉市上社煤炭有限责任公司井田位于阳泉市盂县南娄镇北上社村南，县城西南12km，地处沁水煤田北部，地理坐标为北纬37°58′44″～38°00′45″，东经113°16′57″～113°21°09″。该井田东西长5.5km，南北宽3.5km，面积12.6854km2。

2、交通

盂-寿公路由井田的北界通过，并与阳-盂公路相连接，盂-寿公路目前只承担着南社、南上社等附近几个小煤矿的煤炭外运任务，各矿产量低、动量小，公路运力有余。可承担本矿井煤炭外运任务，另外，本矿南距石-太铁路阳泉站40km，亦可经铁路将煤炭运往全国各地。煤炭交通外运条件好。

二、矿区地形与气象

1、地形

1

井田位于太行山西翼，系舟山南侧，属低山丘陵地貌，地表经长期风化侵蚀，沟谷纵横，梁岭绵延，地形比较复杂，其总的地势为南高北低，地形最高点为西南部山梁处，标高+1399m，最低点为北部秀水河河床处，标高+1050m，地形最大相对高差349m。

2、气象

井田位于太行山区，属温带性气候，冬春寒冷，干燥多风，夏秋炎热，多雨潮湿。年平均气温8.7℃；1月最冷，最低气温-20.5℃。7月最热，最高气温37.5℃。7、8、9月为雨季，年平均降水量为585.9mm，年平均蒸发量为1873.8mm，为平均降水量的3倍。霜冻期为9月下旬至翌年4月下旬，全年无霜期157天，最大冻土深度0.88m。

3、地震

阳泉盂县的抗震设防烈度为七度，设计基本地震加速度为0.10g。 4、矿区经济状况

农业上以种植业为主，主要种植玉米，兼有谷子、豆类和薯类。近年来，随着

农村经济结构调整步伐的加快，全镇的畜牧养殖业保持了较强的发展势头，出现了具有一定规模的养猪、牛、羊、鸡专业户，其中有秋林村林泉养殖专业合作社、西湾养殖专业合作社、芦芽沟养殖专业合作社等

工业上，境内矿产资源丰富，有黄沙、蛭石、铁矿等矿产，其中黄沙储量最多，且沙质好，硬度高、含土量少，素有“沙乡”之称，分布上社保恩黄沙加工厂、黄沙口保恩黄沙加工厂、上社三朱黄沙售销点、南北河振海黄沙加工厂、西湾上社学先黄沙厂、中北红青黄沙加工厂、中南双柱黄沙加工厂、宋家庄伟伟黄沙加工厂、上社贵双黄沙加工厂、宋家庄院生黄沙加工厂、上鹤山金牛洗沙厂、金源沙矿厂、黄沙口庙湾黄沙加工厂、金坡粉沙厂、肖家汇会明黄沙加工厂、盂县上社“一九”黄沙加工厂、上社黄沙厂等私营沙厂。主要工矿业有跃华物资有限公司、南北河振海黄沙加工厂、车轮选矿厂、吉山选矿厂、金源沙矿厂、盂县华行选矿厂等私营企业。随着全国能源、原材料市场的趋紧、黄沙、铁矿市场的升温，我镇工业经济进入了一个又好又快发展的新时期，形成了集体、股份、私营、个体等经济类型并存的工业经济新格局。

5、矿区供水情况

上社矿现有自备水源井6眼，分别是下平房水源井（3号）、水塔水源井（14号）、西风井水源井（15号）、南风井水源井（26号）、34号家属楼南水源井（28号）、32号家属楼东水源井（1号）。6个水源井全部采用深井潜水泵吸取中奥陶统深层水作为永久

2

水源，日均取水量约为8000m2，年提水量约为292万m2。

根据阳泉城市水环境监测中心分析测试结果报告单，除西风井总硬度、硫酸根稍高以外，其余测定项目全部符合GB5749－85生活饮用水标准。各水井情况详见下表。

编号 3 14 15 26 水源井位置 下平房 水塔 西风井 南风井 表1－1－1上社矿水源井情况一览表 成井时静水水位升涌水近期取水量近期静水位 降量 （m3/h） 位（m） m3/h （m） （±m） 90 110 121.78 167.34 44.56 60 110 152.50 181.30 28.80 62 60 213.80 238.30 24.50 74 60 276.55 297.60 21.05 第二节 井田地质特征

一、井田地质概况

1、井田位置

井田位于阳泉市盂县南娄镇北上社村南，县城西南12km，地处沁水煤田北部。 2、地层

根据钻孔及地表出露情况，井田内沉积地层自下而上依次有： ①中奥陶统峰峰组（O2f）

埋藏于井田深部，为煤系之基盘，主要为厚层海相石灰岩，岩性坚硬，致密，顶部常因铁质浸染而呈淡红色。

②中石炭统本溪组（C2b）

平行不整合于下伏奥陶系灰岩侵蚀面上，为一套海陆交互相沉积，底部为褐黄色，赤红色山西式铁矿，多呈鸡窝状或扁豆状分布，铁矿层之上为浅灰色G层铝土泥岩及灰、灰黑色砂质泥岩、泥岩，中细砂岩和石灰岩，夹有1～2层不稳定薄煤层，本组厚度53.50m左右。

③上石炭统太原组（C3t）

连续沉积于本溪组之上，为一套海陆交互相含煤建造，井田主要含煤地层之一。岩

3

性主要由灰黑色泥岩、砂质泥岩、中细砂岩和3层石灰岩及5～6层煤层组成，底部以一层浅灰色细砂岩（K1）与本溪组分界，本组地层厚度97～125m，平均110m。

④下二迭统山西组（P1s）

连续沉积于下伏太原组之上，为一套碎屑岩含煤沉积，亦为井田为主要含煤地层之一。岩性主要由灰、灰黑色泥岩、砂质泥岩和灰、灰白、灰绿色砂岩及3～5层煤层组成，底部以一层灰白色中粗粒厚层砂岩与太原组分界。本组厚度45～63m，平均51.50m。

⑤下二迭统下石盒子组（P1x）

与下伏山西组呈连续沉积，为一套陆相碎屑岩沉积。岩性主要由灰、灰黄、灰绿色泥岩、砂质泥岩与灰白、黄绿色砂岩组成，下部有时含1～2层薄煤线。顶部夹一层浅灰、红紫等杂色铝质泥岩，俗称桃花泥岩。底部以一层灰白色厚层中粗粒砂岩（K8）与山西组分界。本组地层厚度120m左右。

⑥上二迭统上石盒子组（P2s）

连续沉积于下石盒子组之上，岩性主要为灰、黄绿、紫红色泥岩、砂质泥岩间灰白、黄绿色中粗粒砂岩组成，其中部砂岩带俗称狮脑峰砂岩，厚度可达35～50m，因坚硬不易风化，常形成砂岩陡坎，野外极易辨认。本组底部以一层灰白色厚层中粗砂岩（K10）与下石盒子组分界，其上部多被风化剥蚀，最大残留厚度250m左右。

⑦第四系（Q）

不整合覆盖于下伏基岩之上。主要为中上更新统黄土层和全新统冲积、洪积层，间或分布于井田各梁坡或较大沟谷中，厚度各处不等，一般0～30m左右。 二、地质构造

井田煤层产状基本是一东—西走向，向南倾伏的单斜构造，局部略有起伏，井田内地层比较平缓，倾角一般3～5°，局部可达14°。

井田内尚未发现有断层、陷落柱分布。井田构造属简单。 三、井田水文地质概况

井田内及其邻近主要河流为大林河，自西向东在井田北部边界附近流过，于盂县县城东汇入温河，属滹沱河水系。该河属季节性河流，雨季水量增大，旱季水量微小，甚至断流，井田内其它沟谷平时基本干涸无水，唯雨季时才有洪水流泄。

4

该矿生活水源为深井奥灰水，生产、井下除尘水源利用处理达标的井下排水，可满足生活和生产用水需要。

1.井田含水层

1、奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层，埋于井田深部，据精查钻孔揭露，岩溶裂隙发育，漏水严重属强含水层，但水位较低，标高为+572.49m，各煤层底板均高于奥灰水水位，奥灰水对煤层的开采无影响。

2、太原组灰岩裂隙含水层：赋存三层发育稳定的石灰岩，自下而上分别为四节石灰岩（K2）、钱石灰岩（K3）和猴石灰岩（K4），单层厚度1.10～7.20m，浅部岩溶裂隙较发育，据勘探报告资料，钻孔钻至该灰岩层段时，均有不同程度漏水现象，

尤以四节石灰岩段为甚，具有一定充水条件。经D—122号钻孔抽水试验，单位涌水量为0.446L/s。

3、山西组砂岩裂隙含水层：含有数层砂岩，尤以底界K7砂岩（第三砂岩）厚度最大，最厚可达18.50m，但据钻孔简易水文观测，钻至该层段时冲洗液消耗量无明显增大，砂岩裂隙发育程度差，含水性弱。

4、石盒子组砂岩裂隙含水层：含多层中粗砂岩，特别是上石盒子组狮脑峰砂岩，最厚可达50m以上。但由于大多处于侵蚀基准面以上，泄水条件好，含水性较弱。

5、第四系砂砾孔隙含水层，主要为北界附近的秀水河床，砂砾层厚度可达到20～45m，据勘探数据，D—122号孔于该层段出现涌水，涌水量0.38L/s，说明该含水层含有较丰富的潜水，为当地村民主要的生活和农用水源。

2.井田隔水层

井田隔水层主要为中石炭统本溪组泥质岩隔水层组，岩性由铝土泥岩、砂质泥岩和泥岩组成。总厚度30m以上，岩性致密、细腻，具有良好的隔水作用。此外，相间于各灰岩、砂岩含水层之间厚度不等的泥岩、砂质泥岩亦可起到层间隔水作用。

3.构造对水文地质条件的影响

井田位于上社-漆对掌背斜南翼，接近背斜轴部，含水层聚水条件差，井田内未发现大的断裂构造，上下含水层间较系弱。总之，地质构造对井田水文地质条件的影响不大。

4.矿井充水因素分析

综上所述，井田水文地质条件简单。矿井充水因素为煤层顶板以上砂或石灰岩含水

5

层水沿构造和风化裂隙下渗，由于上述各含水层富水性均较弱，水量有限，只要及时抽排，一般不会对矿井构成大的威胁。至于深部奥灰水，由于其水位低于可采煤层底板标高，加之又有本溪组隔水层阻隔，对矿井煤层开采无影响。矿井充水的另一个因素为邻矿采空区积水。井田周围有南、北上社等6个生产煤矿，在本井田相邻边界附近可能分布有采空区。因此临近边界处开采时，应查清采空区范围，积水量和有害气体，采取相应防治措施，防止灾害事故发生。

5.矿井涌水量

该矿井下现涌水量一般12m/h左右，雨季最大可达17 m/h，主要为顶板淋水，目前不会发生大的水害事故。设计预计矿井生产能力达到1.5Mt/a，矿井涌水量为21m3/h～31m3/h。为保证矿井安全，按正常涌出量23 m3/h，最大涌水量为31 m3/h设计。

3

3

第三节 煤层特征

一、煤层赋存特征

井田煤层产状基本是一北东—南西走向，向南东倾伏的单斜构造，局部略有起伏，井田内地层比较平缓，倾角一般3～5°，局部可达14°。8号煤层平均埋藏深度为450m，12号煤层平均埋藏深度为490米。

1、含煤性

井田内含煤地层主要为二迭系下统山西组和石炭系上统太原组，分述如下： ①太原组（C3t）

地层厚97～125m，平均110m，含煤5～6层。含煤总厚度12.94m，含煤系数12%。可分为三段。

下段：由K1砂岩底至K2灰岩底，其顶部15号煤为井田内局部可采煤层。 中段：由K2灰岩底至K4灰岩顶，本段含11号、12号、13号三层煤。其中12号煤为井田内全区可采煤层。

上段：由K4灰岩顶至K7砂岩底，该段含煤2层，分别为8号、9号煤层，其中8号煤层为井田稳定可采煤层。

本组为典型的海陆交互相含煤沉积，其中段三层稳定的海相石灰岩和上段的厚层砂岩均为良好的标志层。

6

②山西组（P1s）

地层厚度45～63m，平均51.5m，含煤平均总厚度2.14m，含煤系数4%。上部岩性以灰-深灰色泥岩为主，下部以灰-灰白色厚层砂岩为主，间夹1～2层煤层。

2、煤层

井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组和二迭系下统山西组，其中太原组地层，平均厚度为110.00mm，含煤平均总厚12.9m，含煤系数12%，山西组地层平均厚度51.50m，含煤平均总厚2.14m，含煤系数4%。

井田内山西组含煤3～5层，由于煤层较薄，均为不可采煤层。太原组含煤5～6层，其中8、12号两层煤赋存稳定，为可采煤层。其余煤层为局部可采或不可采煤层，现将可采煤层叙述如下：

①8号煤层

位于太原组顶部，上距6号煤层10.83m左右，煤层厚度2.50～3.20m,平均3.00m，属稳定全区可采煤层，煤层结构较简单，顶底板均为砂质泥岩或泥岩。

②12号煤层

位于太原组中部，上距9号煤层31.96m左右，属稳定全区可采煤层，煤层厚度 4.35～6.80m，平均5.70m，煤层结构较简单，顶底板均为砂质泥岩或泥岩。详见

表1-3-1可采煤层特征表

厚度(m) 地煤最小～最大 平均 2.50～3.20 8 C3t 12 5.70 3.00 4.35～6.80 28.50～46.80 38.82 简单(0) 层间距(m) 最小～最大 平均 夹结构 矸数 简单0～1 稳定 可采 稳定 可采 全区 顶底板岩性 稳定性 可采性 顶板 底板 层 层 全区 砂质泥岩，泥岩 砂质泥岩，泥岩 砂质泥岩，泥岩 砂质泥岩，泥岩 二、煤层围岩性质

1、煤层顶底板情况

7

井田内8、12号煤稳定可采，顶板多为泥岩、砂质泥岩等泥质岩类。8号煤层局部为砂岩顶板，基本属软-中等坚硬，易垮落类顶板，特别是埋藏较浅处，受风化影响，岩质松软，不易管理。经采样测试，泥岩顶板抗压强度为62.4MPa，抗拉强度为1.7MPa，泥岩底板抗压强度为69.5MPa，抗拉强度为2.5MPa 。

2、瓦斯

根据矿方提供资料，2007年度矿井瓦斯等级鉴定结果为：矿井绝对瓦斯涌出量为30m3/min，相对瓦斯涌出量为5.9m3/t，CO2绝对涌出量为0.91m3/min，相对涌出量为1.80m/t，属低瓦斯矿井。

在建设和生产过程中，应加强对矿井瓦斯涌出量等方面的测试工作，并制定相应的技术安全措施，以保证矿井安全建设和生产。

3.地温、地压

根据阳泉矿区、邻近生产矿井及该矿井资料，8号、12号煤层井下未发现地温、地压异常现象。应属地温、地压正常区。

8

3

第二章 井田境界与储量

第一节 井田境界

根据山西省国土资源厅颁发的1400000221581号《采矿许可证》和山西省煤炭工业局颁发的D040300007G2号《煤炭生产许可证》，阳泉市上社煤炭有限责任公司矿井位于阳泉市盂县南娄镇南上社村南，县城西南12km，地处沁水煤田北部，地理坐标为北纬37°58′44″～38°00′ 45″，东经113°16′57″～113°21°09″。

具体范围由以下8个拐点坐标联机圈定，井田境界拐点坐标见表2-1-1。

表2-1-1井田坐标表

标号 1 2 3 4 纬距(X) 42094 4213000 4213000 4209446 经距(Y) 19709500 19709500 19703980 19703980 备注 该井田东西长5.5km，南北宽3.5km，面积19.6181km2。井田附近没有大的断层、褶曲等地质构造，也没有河流、湖泊、国家铁路等划分井田边界的依据，该井田边界的划分主要是人为划分。井田四周都有矿井，井田北部有上社二景煤矿、南上社煤矿、北上社煤矿和大贤煤矿，西部有寿阳方山煤矿，东部有王家湾振兴煤矿，南部为阳煤集团规划的七里滩矿井。井田东部边界处有杨家沟村一个村庄。

第二节 资源/储量的计算

1.矿井工业资源/储量

矿井工业资源/储量依据下式计算： 矿井工业资源/储量=(111+122)

根据煤矿资源储量核查地质报告及采矿许可证批准的开采深度对批准开采的8、12号煤层，资源储量重新进行了估算，井田内共求得内蕴资源/储量为253.198Mt

9

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合乎开采要求，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。

ＺＣ＝ＳＭγ 式中ＺＣ——矿井工业储量，万吨； Ｓ——井田面积，m2； Ｍ——煤层厚度，m； γ——煤的容重，t/m3

该矿井井田面积为19.6181km,8号煤煤层平均厚度为3.0m，平均容重为1.42t/m,因此，该矿井8号煤层的工业储量为：

ＺＣ＝ＳＭγ＝19.61³3.0³1.42=83.5731mt

12号煤层的平均厚度为5.7m，平均容重为1.39 t/m3,因此，该矿井12号煤层的工业储量为：

ＺＣ＝ＳＭγ＝19.6181³5.7³1.39=155.4342mt 该矿井的工业储量为：ＺＣ＝239.0073mt 2.矿井设计可采储量 矿井可采储量依据下式计算：

矿井设计可采储量=(矿井设计资源/储量－保护煤柱损失)³采区回采率

要计算井田设计可采储量，首先要确定各种永久煤柱损失。永久煤柱一般是指

2

3

保护地面工业广场和井筒的工业场地煤柱，井下主要巷道的保护煤柱，井田境界和大断层两侧的井田境界煤柱和断层煤柱，以及保护地面建筑物、河流、铁路等而留设的保护煤柱等。

该矿井井田范围内没有河流、铁路，也无大的断层，只有少数陷落柱，范围也不大，可以忽略不作计算。主要计算矿井工业场地保护煤柱、井下主要巷道的保护煤柱、井田边界保护煤柱和一个村庄的保护煤柱。 一、永久煤柱煤量

1.井田边界煤柱量的计算

该井田边界全长为18373.9m，留设煤柱宽度为20m。因此，8号煤层的边界煤柱量为：

10

井田边界全长³煤柱宽度³煤层平均厚度³煤的平均容重 ＝18373.9³20³3.0³1.42=1.565mt 12号煤层的边界煤柱量为：

井田边界全长³煤柱宽度³煤层平均厚度³煤的平均容重 ＝18373.9³20³5.7³1.39=2.92mt 该矿井边界煤柱量为：4.485mt 2.矿井工业场地/村庄保护煤柱量的计算

该矿井位于太行山西翼，地表经长期风化侵蚀，沟谷纵横，梁岭绵延，地形比较复杂，其总的地势为南高北低，地形最高点为西南部山梁处，标高+1399m，最低点为北部秀水河河床处，标高+1050m，地形最大相对高差349m。经综合考虑，将工业广场布置在井田中部，地表标高为+1350～+1360m。工业广场周围留有20m宽的保护带。工业场地、井筒按Ⅰ级保护等级留设煤柱，村庄按Ⅲ级保护等级留设煤柱，然后按表土和基岩厚度(表土移动角45°，基岩移动角72°)计算保护煤柱。

8号煤层保护煤柱量＝煤柱面积³煤层平均厚度³煤的平均容重＝840³780³3.0³1.42=2.79Mt

12号煤层保护煤柱量＝煤柱面积³煤层平均厚度³煤的平均容重＝870³850³5.7³1.39=5.86Mt

该矿井工业场地保护煤柱量 为：8.65Mt

8号煤层保护煤柱量＝煤柱面积³煤层平均厚度³煤的平均容重＝400³550³3.0³1.42=0.9372Mt

12号煤层保护煤柱量＝煤柱面积³煤层平均厚度³煤的平均容重＝426³576³5.7³1.39=1.944Mt

该矿井村庄保护煤柱量 为：2.8812Mt 3.井下主要巷道保护煤柱量的计算

S1H(2.50.6M)f

式中：S2.3.5上、5——巷道保护煤柱的水平宽度，m；

H——巷道的最大垂深，m；

M——煤层厚度，8号煤为3.0m，3号煤层为5.7m

11

F——煤的强度系数

S8H(2.50.6M)450(2.50.63.0)31.11

f2.0H(2.50.6M)490(2.50.65.7)38.08

f2S12

该矿井井下布置有三条大巷，分别为轨道大巷、运输大巷和回风大巷。三条巷道之间都留有30m的保护煤柱，巷道长度为5500m。可以求得大巷保护煤柱的煤炭损失量为：

8号煤层保护煤柱量＝煤柱长度³煤柱宽度³煤层平均厚度³煤的平均容重＝5500³120³3.0³1.42=2.8116Mt

12号煤层保护煤柱量＝煤柱长度³煤柱宽度³煤层平均厚度³煤的平均容重＝5500³136³5.7³1.39=5.5427Mt

该矿井主要巷道保护煤柱量 为：8.3542Mt 4、矿井的永久煤柱损失量

矿井的永久煤柱损失量＝井田边界煤柱损失量＋村庄保护煤柱损失量＋工业场地保护煤柱量＋井下主要巷道保护煤柱量

其中，8号煤层的永久煤柱损失量为：10.04M t 12煤层的永久煤柱损失量为:16.26Mt 矿井全部永久损失煤柱量26.31Mt。 二、矿井可采储量计算

求得各种永久煤柱的储量损失后，可按下式计算矿井可采储量： Ｚ＝（ＺＣ－Ｐ）Ｃ 式中Ｚ——矿井可采储量，Mt；

ＺＣ——矿井工业储量，Mt；

Ｐ——各种永久煤柱储量损失之和，Mt；

Ｃ——采区回采率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.80；薄煤层不低于0.85。 ８号煤层的矿井设计可采储量为：

Ｚ＝（ＺＣ－Ｐ）Ｃ＝（83.5731Mt－10.04Mt）³0.80

12

＝58.82Mt

12号煤层的矿井设计可采储量为：

Ｚ＝（ＺＣ－Ｐ）Ｃ＝（155.4342Mt－16.27Mt）³0.75 ＝104.37Mt

该矿井的设计可采储量为：163.19Mt

表2-2-1 矿井储量汇总表

煤层名工业储量／称 8号 煤层 12号煤层 合计 Ｍt 永久煤柱损失量／Ｍt 工业场井田边村庄保护巷道保护煤柱 2.8116 采区回采率 0.8 设计可采储量／Ｍt 地煤柱 界煤柱 煤柱 2.29 0.3144 0.9372 83.5731 58.82 155.4342 239.00 5.86 8.65 0.5792 1.944 0.3906 2.8812 5.5427 8.3542 0.75 —— 104.37 163.19

13

第三章 矿井工作制度及生产能力

第一节 矿井工作制度

根据《煤炭工业矿井设计规范》中的规定：设计矿井年工作日330d，“四六制”作业，其中两班生产，一班检修，每天净提升时间18h。

第二节 矿井设计生产能力及服务年限

一、矿井设计生产能力

本井田煤炭储量较为丰富且可靠，地质构造较为简单，开采技术条件优越，煤层赋存稳定。根据国家方针，现代化矿井应集中生产，少占煤田，少留煤柱，达到充分利用煤炭资源的目的。按照《煤炭工业设计规范》对矿井服务年限的要求，本井田设计为大型矿井，设计生产能力为1.50Mt/a。 二、矿井服务年限

在划定的井田范围内，当矿井的生产能力Ａ一定时，可计算出矿井的设计服务年限Ｔ。

矿井的设计服务年限Ｔ可用下式计算：

Ｔ＝Ｚ／ＡＫ

式中，Ｔ——矿井设计服务年限，a； Ｚ——矿井可采储量，Mt； Ａ——矿井设计生产能力，Mt／a； Ｋ——储量备用系数，一般取1.2～1.4。 该矿井的8号煤层服务年限为：

Ｔ＝Ｚ／ＡＫ＝58.82／0.9Mt³1.3＝50.27a 该矿井的12号煤层服务年限为：

Ｔ＝Ｚ／ＡＫ＝104.37／1.5Mt³1.3＝53.52a 所以，该矿井的服务年限为103.77a。

14

第四章 井田开拓

第一节 井田开拓方式的确定

一、井田开拓方式的确定，应遵循下列原则：

１.贯彻执行有关煤炭工业的技术，为多出煤、早出煤、出好煤、投资少、成本低、效率高创造重要条件。要使生产系统完善、有效、可靠，在保证生产可靠和安全的条件下，减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。

2.合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，为集中生产创造条件。 3.合理开发国家资源，减少煤炭损失。 二、影响开拓方案选择的因素

井田开拓设计应根据煤层赋存条件、地形、水文地质、冲击层组成和厚度、井型、设备供应、施工条件等因素，通过技术经济比较并进行全面分析确定。 1.井筒的确定

煤层赋存和地形等具有平硐开拓条件时，应首先考虑采用平硐拓。当平硐以上煤层垂高或斜长过大时，多开地面出口有利时，可采用阶梯平硐开拓。

对于煤层赋存较浅，表土层不厚，水文地质情况简单的缓倾斜、倾斜煤层，应尽量采用斜井开拓。斜井角度的大小由斜井内所选择的运输设备确定。

对于有条件的矿井，在急需煤炭地区，其浅部可先采用片盘斜井开拓，提前出煤，由小到大，然后集中斜井开拓。片盘斜井可一个片盘生产，一个片盘准备。

对于煤层赋存较深或冲击层厚时，水文地质复杂，井筒需要特殊施工时，多水平开拓的急倾斜煤层，其它井筒形式无法开拓时，应采用立井开拓。

根据井田特点，结合地面布置，采用单一的开拓方式不能满足通风、安全生产、提升、运输时，或单一开拓不合理时，可采用平硐－立井，平硐－斜井，斜井－立井等综合开拓方式。

2.开采水平和阶段高度的确定

开采水平的确定直接影响矿井的基本建设投资及生产经营费用，是井田开拓的重要

15

参数，必须多方比较后确定。

开采水平高度根据煤层赋存条件、生产技术水准及水平接替等因素综合考虑确定。应从以下几方面进行分析研究论证：

(1)具有合理的阶段斜长，主要考虑煤的运输、辅助运输和行人条件等。 (2)具有合理的区段数目。 (3)要有利于采区的正常接替。

(4)要保证开采水平有合理的服务年限和足够的储量，服务年限必须符合矿井设计规范的规定。

(5)要使水平垂高在经济上有利。

为扩大水平的开采范围，对倾角在16°以下的缓倾斜煤层，可以采用上下山开采。在井田深部受自然条件时，且储量不多，深部境界不一致，设置开采水平有困难或不经济时，可在最终水平以下采用下山开采。

在开采水平以上的上山煤层斜长过大，用一个阶段开采技术上有困难，安全上又不可靠时，可考虑设置辅助水平。用多水平上、下山开采的矿井，为了解决下山采区排水、通风和辅助运输等困难，也可以考虑设置辅助水平。开采近水平煤层分煤层开拓，距开采水平较远的煤层，其储量不大，设置开采水平不经济时，也可以设置辅助水平。

设置开采水平时，要综合考虑各种因素，择优而定。 三、开拓方案的确定

(1) 矿井设计开拓方案主要考虑的原则

①有完善的采、掘、运输、提升、通风、排水等生产环节及系统。 ②生产系统尽可能简单、实用，生产工艺先进、合理。

③投产采区布置在井底附近，以缩短建井工期，节省初期基建投资。

④井下巷道沿煤层布置，掘进速度快，费用低，并能进一步探明煤层的赋存情况。 ⑤近期与长远相结合，既要考虑当前效益，又要有利长远规划。 根据上述影响因素和确定原则，现提出以下两个方案。 工业场地位置选择的主要原则

①有利于矿井开拓部署，为矿井尽快达产创造条件。

16

②为了减少地面土方工程量，井口及工业场地位置的选择要充分考虑地形条件，应尽量选择在地势较平坦地段。

③充分考虑煤层赋存条件，根据煤层赋存特点，井口及工业场地位置的选择要有利于主要可采煤层初期首采煤层首盘区域的开采，并兼顾生产后期及其它煤层的开采，以减少初期井巷工程量和场地压煤量。

④充分利用现有工业场地和设施，以减少矿井投资。

⑤充分考虑电源、水源和煤炭运输等外部条件，井口及工业场地位置应尽量靠近公路和铁路集装站，以减少进场公路长度及矿井生产营运费用。

（3）工业场地的选择

基于上述原则，矿井工业场地选择在井田，主要原因如下： ①该场地地面平坦、开阔，地质条件简单，开拓相对容易 ②该工业场地位于全井田中心，便于井下运输、通风等； ③该场地内无需征地，可在开拓前期减少投入

④该场地离主要公路和铁路集运站相对较近，可减少进场公路长度及矿井生产营运费用。

2.井田开拓方案

（1）矿井设计开拓方案主要考虑下列原则： ①因地制宜，尽量利用已有设施和设备； ②力求简化生产系统，尽量减少井巷工程量；

③适当提高机械化程度，提高生产效率，实现安全高效； ④投资少，工期短，见效快。

⑤近期与长远相结合，既要考虑当前效益，又要有利长远规划。 方案一：

根据选定的井工业场地和煤层赋存条件提出如下两个开拓方案：

采用立井开拓。三个立井分别为：主立井、副立井和回风立井。主立井井口标高为+1373m,井底标高为+923m,井筒深度为450m，净直径5.5m，净断面23.74m2。主立井内装备一对箕斗，用于全矿井的煤炭提升，也兼作进风井。副立井井口标高为+1375m，井底标高为+925m，井筒深度为450m，净直径6.5m，净断面33.2m2。副立井内装备一对罐笼，安设梯子间，用于工作人员的上下井、材料、设备和矸石的运输，也是矿井的又一

17

进风井筒和另外一个安全出口。回风立井井口标高为+1376m，井底标高为+925m，井筒深度为451m，净直径6.0m，净断面28.26m2。用来担负全矿井的回风任务，安设梯子间作为矿井的,一安全出口。按照《煤矿安全规程》中的规定，两个安全出口间距不得小于30m。

矿井的进回风井口全部布置在工业广场内，该矿井的通风方式为并列式通风。 该井田范围内的煤层倾角为3～5°，局部可达14°。基本为一近水平煤层。设计开采煤层为12号煤层， 12号煤层平均厚度为5.7m，厚度较大，储量可靠且丰富，距离可采煤层8号煤层的间距在30m以上，间距较大，不会对煤层开采造成影响.

布置轨道大巷、运输大巷和回风大巷，三条大巷全部沿煤层布置为煤层大巷，三条大巷平行，间距为30m，大巷两侧还留有38m的保护煤柱。

由于矿井为近水平煤层，为减少巷道掘进工程量，在大巷两侧直接布置条带，采用放顶煤采煤法后退式开采。工作面布置采用由井底车场向井田边界推进的前进式

方案二：

选择主斜井开拓, 该矿井由于地表地形复杂,煤层平均埋藏深度也较大，在工业广场内布置三个井筒，其中两个立井，一个斜井，该矿井为主斜副立的综合开拓方式。斜井为主井，主要担负煤炭的运输，也是矿井的主要进风通道和安全出口。主斜井井口标高为+1360m，井底标高为+910m，高程差为450m,设计倾角为18°，长度为1293m。采用皮带运输煤炭，并设置有检修轨道。两个立井，一个为副井，负责矿井的辅助运输，也作为矿井的辅助进风通道和另外一个安全出口。副立井井口标高为+1359m，井底标高为+909m，井筒深度为450m,副立井装备一对罐笼，安设梯子间，负责工作人员的上下井、材料和矸石的运输。还有一个立井为矿井的回风井，用于全矿井的回风，安设梯子间作为矿井的一安全出口。回风井井口标高为+1360m,井底标高为+908m，井筒深度为452m。按照《煤矿安全规程》中的规定，两个安全出口间距不得小于30m。

4. 方案经济比较

方案一：大巷工程量5510m，投资4408万元，主立井.副立井,回风立井工程量1350m，投资2700万元；方案二大巷工程量3605m，投资2884万元,主斜井工程量1385m,投资1662万元.副立井,回风立井工程量900m,投资1800万元.方案一较方案二花费多762万元.但是方案二初期井筒投资大,不利于矿井初期建设。

18

3、开拓方案技术比较

4-3-1 方案优缺点比较表 方 案 优 点 1、井筒工程量少，建井工期短，。 2主立井缩短了提升距离，岩巷缺 点 1. 立井井筒施工工艺相对较复杂，施工准工程量也较小。3进回风井全方案一 备工期较长 部采用立井，缩短了通风线路，2. 提升能力有限, 连续运输能力较差 减小了矿井的通风阻力。 1主斜井施工在施工技术、地1、主斜井井筒工程量相对较大, 井筒 面设施、井筒装备等方面都比 施工工期相对较长。 方案二 较简单。 2斜井内铺设皮带运输煤炭，2、但提升距离较长，斜井岩石工程量 可以现实煤炭的连续运输，效 也较大。 率高，提升能力大 综上所述，立井开拓方式已可以满足本矿井的提升任务，所以确定选择方案一。 四、大巷布置

三条大巷平行布置，东西走向布置在井田近似位置，轨道大巷和运输大巷沿12号煤层底板布置，其中，运输大巷采用矩形断面开拓，净宽4.0m，净高3.0m，净面积12 m2，轨道大巷采用矩形断面开拓，净宽4.4m，净高3.0m，净面积13.2 m2回风大巷沿12号煤层顶板布置，回风大巷采用矩形断面开拓，净宽4.2m，净高3.3m，净面积13.86 m2。 五、开采顺序

在开采本层15号煤层时，全井田划分为3个盘区，一盘区位于轨道大巷与集中轨道巷相交处北部，工业场地西。首采区为一盘区，布置一个综采工作面保证矿井的设计生产能力。

盘区接替按编号一盘区→二盘区→三盘区顺序进行，盘区内工作面接替顺序采用前进式。

19

六、“三下”采煤

本矿有工业场地、杨家沟村等地面建筑物。工业场地留有保安煤柱，维护带宽度15m，表土段移动角45°，基岩带移动度72°。村庄留设煤柱。

第二节 井 筒

一、井筒用途、布置及装备

矿井移交生产时共布置3个井筒，即主立井、副斜井和回风立井。

主立井: 表土段采用钢筋混凝土支护，基岩段采用混凝土支护，装备1对箕斗用于全矿井的煤炭提升，也兼做进风井，担负全矿井的煤炭提升和提人任务，兼作进风井和安全出口。

副立井：表土段采用钢筋混凝土支护，基岩段采用混凝土支护，副立井内安设一对罐笼，担负普通材料、设备和人员及矸石辅助提升任务，兼矿井进风井。下井管线原则上沿该井筒布置。

回风立井：表土段采用钢筋混凝土支护，基岩段采用混凝土支护，担负矿井的回风任务，装备梯子间，兼矿井安全出口. 二、井筒井壁结构

主立井基岩段采用钢筋混凝土支护，基岩段采用混凝土支护，副立井表土段采用钢筋混凝土支护，基岩段采用混凝土支护，回风立井表土段采用钢筋混凝土支护，基岩段采用混凝土支护；主立井表土段支护厚度500mm，基岩段支护厚度300mm；副立井表土段支护厚度500mm，基岩段支护厚度300mm；回风立井表土段支护厚度500mm，基岩段支护厚度300mm。

20

表3-2-1 井筒特征表

序号 井筒名称 井筒特征 主立井 井口坐标 纬距(X) 4211533.94 19706944. 180 90 1373 923 450 6.5 7.5/7.1 33.2 44.15/39.57 500/300 钢筋混凝土/ 混凝土 箕斗 副立井 4211572.67 19706862.75 180 90 1375 925 450 5.5 6.5/6.1 23.74 33.16/29.21 500/300 钢筋混凝土/ 混凝土 罐笼,梯子间 回风立井 4211591.33 19707004.84 90 1376 925 451 6.0 7.0/6.6 28.26 38.46/34.19 500/300 钢筋混凝土/ 混凝土 梯子间 1 2 3 4 5 6 7 (80坐标系) 经距(Y) 提升方位角(°) 井筒倾角(°) 井口标高(m) 井底标高(m) 井筒斜长或垂深(m) 净 井筒直径(m) 掘进 净 掘进 表土/基8 井筒断面（m) 29 砌壁厚度(mm) 岩 材料 10 井筒装备

21

图4-2-1主立井断面图

22

图4-2-2副立井断面图

23

图4-2-3回风立井断面图

24

第三节 井底车场及硐室

一、井底车场形式的选定

1、井底车场设计原则：

要留有一定的富裕通过能力，一般要求大于矿井设计能力的30%； 设计车场时要考虑矿井增产的可能；

尽可能的提高机械化水平，简化调车作业，提高通过能力； 考虑主、副井之间施工的短路贯通；

注意车场处的围岩及岩层含水性，破碎情况，避开破碎和强含水层； 井底车场要布置紧凑，注意减少工程量等。

2、井底车场形式确定：

该矿井主立井井底与副立井井底相距较近，运输大巷又采用带式输送机运煤，因此，主斜井井底不设井底车场，只布置一条清理撒煤斜巷，副立井负责材料、设备及矸石的运输，运输量不大，设置一环形式井底车场。井底车场内主要硐室有变电所、水泵房及水仓等。

二、井底车场硐室名称及位置

在主立井井底布置井底煤仓，在副立井井底布置主变电所、主排水泵房、井底水仓、管子道、急救室和等候室等，在轨道大巷和回风大巷之间布置有加油检修硐室，在轨道大巷和运输大巷之间布置消防材料库和永久避难硐室。

井底煤仓采用圆形直立式，净直径5.0m2，垂深30m，有效容量5m3。 井底水仓采用主、副水仓形式布置，净断面6m2，长度118m，有效容量708m3， 矿井正常涌水量31m/h，依据《煤矿安全规程》要求，水仓容量不小于矿井8h正常涌水量，即：

V≥8³Q 式中：

V——主要水仓的有效容量，m3； Q——矿井小时正常用水量，31m3/h。

根据计算，水仓有效容量应不小于248m3，设计主、副两条水仓有效存水容量为

25

3

330m3，可以满足要求。水仓清理采用人工清理，绞车牵引矿车运输。

图4-3-1井底车场图

26

表4-3-1井底车场特征表

序巷道和硐室名半煤岩巷 煤 倾角(度) 支护 形式 锚喷 巷道长度 220 断面积(m) 净 20.3 掘进 23.55 2掘进体积(m) 井巷 4466 硐室 3备注 号 称 1 井底车场 主变电所及通2 路 主排水泵房及通煤 锚喷 30 15.5 17.27 949.9 3 路 煤 锚喷 35 15.5 17.27 621.7 4 5 6 7 8 9 井底水仓 管子道 消防材料库 井底煤仓 清理撒煤斜巷 永久避难硐室 岩 岩 煤 岩 岩 煤巷 煤巷 煤巷 20° 混凝土 锚喷 锚网喷 混凝土 混凝土 锚喷 锚喷 锚喷 118 32 30 30 90 33 4 5 6 6.86 11 19.6 9.0 12 7.6 10.2 9 7.78 12.41 22 9.4 14.11 8.86 10.51 1062 372.3 660 465.63 35.44 52.55 新增 249 810 10 急救室 11 等候室 27

第五章 建井工期

第一节 建井工期

一、施工准备的内容与进度

本次设计矿井新掘主、副斜井以及回风立井。项目实施前期工作主要有在井筒开挖前完成水、电、路、通信和场地平整等“四通一平”工作，落实施工队伍，办理开工申请报告，矿井建设施工准备期为2个月。 二、矿井设计的移交标准。

矿井移交生产时，布置1个盘区，1个综采工作面，采用一次设计，一次建成投产的移交方式。矿井移交标准如下：

1．矿建、土建、设备安装等所有单位工程按设计标准全部建成完善。

2．经试运转和试生产，主要生产系统和设备性能良好，可形成矿井设计生产能力。 3．完成安全专篇、环保专篇、消防专篇等审批及工程预验收，以及项目工程质量认证。

三、井巷施工平均成巷进度指标

巷道掘进进度指标主要参照设计规范的有关要求，结合当地井巷施工队伍的实际水平和该矿井施工条件，井巷施工平均成巷进度指标确定如下：

斜井井筒和岩巷：70-80m/月； 煤巷：300m/月； 硐室：700m3/月。 四、井巷主要连锁工程的确定

依据矿井建设工期综合进度图，井巷主要连锁工程为：主立井→集中运输巷→运输大巷→运输顺槽，副立井→井底车场绕道→集中轨道巷→轨道大巷→轨道大巷（回风顺槽）。

28

五、三类工程施工顺序和施工组织的基本原则

矿井建设期间，应充分利用时间、空间，对井巷、土建及机电设备安装三类工程进行安排，使三者紧密配合，平行作业，相互穿插，协调有序地进行。

在三类工程中，井巷工程因受地质、瓦斯、水的影响，受井下施工空间的，施工难度大，工期长，是影响矿井建设工期的主要因素，要采取有效措施，确保井巷工程按期完成。土建及机电设备安装工程应根据井巷工程时间、空间的要求，结合工程自身的特点，围绕井巷工程施工组织安排，紧密配合施工，做到同步建成投产。 六、建井工期的预计

根据矿井建设工期综合进度图，矿井建设施工准备期2个月，施工工期19.22个月，联合试运转3个月，矿井建设总工期22.22个月。

详见图5-1-1

29

图5-1-1 矿井建设工期综合进度图

30

第六章 大巷运输及设备

第一节 运输方式的选择

一、煤炭及辅助运输方式

1．煤炭运输方式的选择

为适应矿井采掘机械化程度高、产量大的要求，确定井下煤炭运输方式采用带式输送机。其理由如下：

(1) 带式输送机运输与矿车运输相比，具有运输能力大、运输连续、效率高、操作简单，容易实现集中自动化控制管理等优点。

(2) 带式输送机运输与矿车运输相比，具有运输环节少，占用人员少，维修工作量小，事故率低等优点，有利于矿井提高效率和安全生产。

2．辅助运输方式的选择

辅助运输方式根据现代化高产高效矿井的特点，借鉴同类井型经验并结合矿井实际情况因地制宜地选择合适本矿的辅助运输方式

有轨辅助运输 优点：

(1) 车辆沿固定线路行驶，可靠性高。

(2) 巷道断面较柴油机车单轨吊巷道断面稍小，对巷道支护的可靠性相对较低。 (3) 有轨运输适用于各种巷道坡度变化（电机车牵引除外）。

第二节 运输设备选型

一、胶带大巷煤炭运输设备

胶带大巷煤炭运输采用两部带式输送机运输，分别为井下大巷带式输送机和集中运输巷带式输送机。

(一) 设计依据

矿井设计生产能力1.5Mt/a。 工作制度：每年330天；

每天四六班工作制，井下作业率按40%计，不均衡系数为1.2

31

经计算带式输送机的设计运输能力为Q＝1500000÷330÷（18³0.4）³1.2＝757t/h。 取井下带式输送机的设计输送能力Q＝750t/h。 带速V＝2.5m/s，带宽B=1000mm。

经计算，选用带式输送机技术参数见下表6-2-1：

该输送机胶带符合MT668-2008标准要求；带式输送机采用变频启动方式，选用可编程电控成套装置一套，并按《煤矿安全规程》规定设有必要的电气保护及胶带跑偏、防滑、纵撕、溜槽堵塞、沿线急停等胶带机保护装置及信号系统。

2．集中运输巷带式输送机：

α＝0°～-1°，L＝124m，提升高度：H=-2.2m。ST/S630型 阻燃、防静电 钢丝绳芯强力带，带速V＝2.5m/s，带宽B=1000mm。布置形式见插图4-3-2。

表6-2-1井下大巷带式输送机特征表

项目特征 运输长度（m）、坡度（°） 带式输送机型号 运输量 带速 带宽 输送带型号 电动机型号及功率 减速器型号 制动器 拉紧方式 t/h m/s mm 单位 型号及参数 L ＝671m α＝0—-4° DTⅡ型带式输送机 780 2.5 1000 N/mm ST/S2500型阻燃、防静电 钢丝绳芯强力带 YBPT隔爆变频电动机N=280kW 一台 M3RSF70 （水冷）i=40 一台 KPZ1000/121 EDB121/6 330W 自动液压拉紧方式，防爆

表6-2-2集中运输巷带式输送机特征表

32

项目特征 运输长度（m）、坡度（°） 带式输送机型号 运输量 带速 带宽 输送带型号 电动机型号及功率 减速器型号 拉紧方式 单位 t/h m/s mm 型号及参数 L ＝124m α＝0°～-1° DTⅡ型带式输送机 780 2.5 1000 N/mm ST/S630型阻燃、防静电 钢丝绳芯强力带 YBPT隔爆变频电动机N=30kW 一台 MC2RLSF03 (风扇) i=31.5一台 自动液压拉紧方式 防爆 3. 拉紧装置的选型

由于井下主要巷道的带式输送机为改善其起动特性，避免起动时输送带的波动现象并延长输送带的使用寿命，便于自动控制，满足不同工况下输送带的张紧力，在井下带式输送机的设计中采用自动液压拉紧方式。

4. 输送带的选型

根据主要巷道输送带张力计算和有关带式输送机输送带安全系数的规定，井下煤炭运输带式输送机均采用钢丝绳芯强力带，其安全系数大于7-9即可。

5. 带式输送机的保护

主要巷道带式输送机均配用一套集监测、控制、信号、通信为一体的带式输送机监控系统，为分级分布式结构，具有较高的运行可靠性和使用灵活型，显示功能强，联网方便，设有驱动滚筒打滑、堆煤、跑偏、撕裂、温度、烟雾、超速、胶带张力下降、电动机过载、电机超温等项保护功能。 二、辅助运输设备

1．设计依据

矿井移交生产时布置1个综采放顶煤工作面，2个综工作掘面，每天三班生产，每班运输4.0h。

根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备运输考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况（大巷铺底考虑与工作面安装搬家错开），人员运输考虑以各工作地点人员

33

一次到位为基础，兼顾其它地点的工作人员运输。

设计采用无极绳连续牵引车SQ—80/600B，其技术特征见下表：

表6-2-3无极绳连续牵引车主要技术特征表

设备型号 SQ—80/600B 牵引力 (KN) 80 轨距 (mm) 600 牵引速度 (m/s) 1.0 摩擦轮直径 (mm) 1200 运输距离(m) 2200 电机功率（kw） 90 表6-2-4 1.5吨固定式矿车参数表

项目单位 型 号 装载量/t 轨 距/mm 车轮直径/mm 外型尺寸（长³宽³高）/mm 质 量/kg 允许牵引力(4倍安全系数)/N 技术特征 MGC1.1-9 1.5 600 300 2000³880³1150 610 60000

34

第七章 采区布置及装备

第一节 采煤方法

一、根据地质构造，煤层的稳定性及其开采条件，具体分析适用于各种采煤设备的块段及储量，说明采煤方法的选择及其依据 一、煤层地质特征

12号煤层位于太原组顶部，煤层厚度4.35～6.8m,平均5.7m。煤层比较平缓，倾角一般为3～5°，局部可达14°。煤层中无夹矸，顶板多为泥岩、砂质泥岩等泥质岩类，局部为砂岩顶板，基本属软-中等坚硬，易垮落类顶板。尚未发现有断层、陷落柱分布，构造属简单。属稳定全区可采煤层。

该煤层外观均呈灰黑—黑色，具金刚光泽或玻璃光泽，参差状或贝壳状断口，硬度2～4，多具条带状结构，块状层状构造。宏观煤岩类型以半亮型为主，少量为光亮型或暗淡型。煤岩组分多以亮煤为主，暗煤次之，夹有镜煤条带和少量丝炭。容重为1.42t/m3。吸氧量为0.9434cm3/g，为不易自燃煤层。有煤尘爆炸危险性。瓦斯绝对涌出量1.17m3/min，相对涌出量2.25m3/t，二氧化碳绝对涌出量为1.96m3/min，相对涌出量为3.80m3/t，属低瓦斯矿井。

该煤层的涌水量为23m3/h～31m3/h，矿井充水因素为煤层顶板以上砂或石灰岩含水层水沿构造和风化裂隙下渗，由于上述各含水层富水性均较弱，水量有限，只要及时抽排，一般不会对矿井构成大的威胁。至于深部奥灰水，由于其水位低于可采煤层底板标高，加之又有本溪组隔水层阻隔，对矿井煤层开采无影响。

本井田12号煤层为近水平中厚煤层，设计推荐采用放顶煤采煤法开采，顶板管理采用全部垮落法。

二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型

1.选型原则

综采工作面的采、装、运、支工序全部采用机械化。

35

从目前综采的发展趋势看，设计安全高效的综采面要求加大工作面的长度，加大截深，选用能切割硬煤的大功率采煤机，提高采煤的切割速度，相应要求提高移架速度，与大运量的重型可弯曲刮板输送机相匹配，加强端头支护，采用长距离顺槽带式输送机。针对上述要求，对于综采系统设计考虑了以下原则：

（1)机械设备的选择首先满足技术先进，生产可靠，提高综采设备的开机率，达到安全高效。同时各设备间要相互配套，保证运输畅通，并增加运输环节的缓冲能力，以期达到采运平衡，最大限度地发挥综采优势。

（2)为综采工作面创造快速连续开采的条件，加大工作面推进长度，减少搬家次数，并保证快速搬家。同时做到采准工作快，增大巷道断面特别是顺槽断面，利用顶板完整，煤层坚硬的条件，采用树脂锚杆支护，以提高掘进速度，保证工作面的接替要求。

（3)对辅助运输系统，要求系统简单、环节少，把工作人员快速方便地运送至工作地点，作为提高工作面生产能力的一个重要因数考虑，并在巷道布置上加以保证。

综采工作面总体配套设计包含以下内容：

1)成套设备生产能力、技术参数的配套计算和校核； 2)根据设备特点对工作面长度和巷道断面进行参数优化； 3)工作面成套设备的合理布置。

由于进口设备价格昂贵，后期维护成本高，而国产设备目前已能够满足薄煤层综采和厚煤层综采放顶煤工作面的要求，并且在国内很多矿井得到应用，因此本次设计工作面设备中液压支架、刮板输送机立足国产，为了满足进度的要求，采煤机也选用国产设备。

2．工作面采煤、装煤、运煤方式

采煤工作面采用采煤机割底煤，放顶煤液压支架放顶煤，刮板输送机运煤，运输顺槽采用可伸缩带式输送机运煤。工艺流程如下：

采煤机割煤(自机头)→移架→推前刮板输送机→放顶煤→拉后刮板输送机→采煤机割煤(自机尾)→移架→推前刮板输送机→放顶煤→拉后刮板输送机。

割煤：采用双滚筒采煤机割煤，并自行装煤。在上下端部斜切进刀方式，双向割煤，往返一次割两刀，自行装煤。

移架：在割煤时滞后采煤机后滚筒4－6架进行移架，采取分组追机移架及时支护顶板的方式。当顶板破碎或片帮时，能移超前架的提前移超前架，不能移超前架的必须及

36

时打出支架护帮板护顶，并在采煤机前滚筒割煤后，追机带压擦顶移架，必要时停机移架。支架要移成直线，移架步距0.6m。支架要移到位，接顶要严实有力。

推前刮板输送机：在采煤机割煤后，滞后采煤机10～15m开始推前刮板输送机，刮板输送机弯曲长度不得小于15m，并依次按顺序推刮板输送机，推移步距0.6m，推移要到位并保持平直，严禁由两头向中部或由中部向两头推刮板输送机。除两端头斜切进刀段外，严禁紧随采煤机推刮板输送机。

放顶煤：采用一采一放，即割煤一刀放一次顶煤，间隔多轮循环放煤方式。机头3架、机尾3架不放顶煤。放煤工必须根据后刮板输送机中的煤量控制放煤速度，工作面同时放煤点不得超过两处，防止压死后刮板输送机。

拉后刮板输送机：拉后刮板输送机在滞后第二轮放煤点15m进行。拉后刮板输送机时采煤机从机头向机尾割煤时先拉后刮板输送机机头,依次从机头向机尾在运行中拉后刮板输送机。刮板输送机弯曲长度不得小于15m，拉移步距0.6m。拉移要到位并保持平直，严禁由两头向中部或由中部向两头拉移后刮板输送机，后刮板输送机停止运转时不得拉移。

3.采煤机的工作方式

由于带区内煤层赋存稳定，倾角较缓，所以采用采煤机双向割煤，追机作业；前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤；在工作面端头斜切进刀，上行下行均割煤，往返一次进两刀；采煤机过后先移架后推移刮板输送机。两工序在空间上的错开距离为：移架滞后采煤机后滚筒3～9m；推移刮板输送机滞后移架10～15m。 一、 进刀方式

端头自开缺口斜切进刀，斜切进刀长度不小于30m。 二、 进刀过程

1、当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处沿留有一段下部煤；

2、调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直；

3、再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至输送机机头处；

4、将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤，如图。

37

7-1-1采煤机割煤方式 A2A1(a)A(b)AA12A(d)2A-A(c)A-AA12A1A-AA-A 4．工作面设备选型 对采煤机割煤的技术要求：

1）采煤机割至机头机尾时，工作面顶板到顺槽顶板必须平直过渡，直到和顺槽顶板衔接，以利于液压支架接顶严密，满足液压支架支护要求。

2）割机头、机尾三角煤时，必须保证将三角煤割透，保证顺槽底板到工作面底板平缓过渡，三角煤割不透，容易发生机头、机尾过渡槽翘起事故。

3）顶底板要割平，不能留有伞檐和台阶，底板留有台阶或不平会使推溜产生困难，同时顶底板不平使支架几何形状不好，容易发生空顶、掉顶或采煤机滚筒割顶梁事故。

4）必须保证采煤机滚筒截齿完好无缺，割煤时如发现截齿丢失、严重磨损等现象时，应及时更换截齿。

5）工作面遇有坚硬夹石和硫化铁结核时，如能降低采高通过则降采高通过否则要放震动炮，不得用采煤机强行截割。

6）必须及时调整刮板输送机，不得出现飘溜、凹溜或局部起伏太大的现象。 对液压支架的基本要求：

（1）拉架时必须使支架保持一条直线。

（2）工作面液压支架必须及时移架，拉架距采煤机后滚筒3—5架，如果顶板压力较大或有冒顶危险时，应及时追机移架，以防止顶板冒落。

（3）移架推溜后如煤壁片帮宽度达到0.6m，顶板破碎有发生冒落危险时，应及时移超前架，以防止顶板继续冒落。

（4）移架时，要保证支架移到位，梁端距应小于340mm。

38

（5）移架过程中要及时调整支架状态，如发生倒架咬架现象，需在移架过程中及时调整。

对工作面刮板输送机的要求

（1）刮板输送机在推移后必须保持成一条直线。

（2）刮板输送机的机头、机尾推进度应保持一致，且必须保持推移步距为800mm，以确保截深、产量和工程质量。

（3）推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机后滚筒18m后进行，不得出现急弯，除弯曲段外其余部分不准出现弯曲。

（4）若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因将问题处理后再推溜。

(1) 采煤机选型 1)采煤机

12号煤层以一个长壁综采放顶煤工作面保证1.5Mt/a的生产能力，长壁综采放顶煤工作面日产量应在4545t左右。为留有一定富余能力，设计按采高2.0m、放顶煤高度3.7m、日产4600t以上选择设备。据资料统计，国外安全高效工作面开机率一般在70%以上，最高达95%；国内高产工作面的开机率平均先进水平在40%～55%以上。设计按照国内平均先进水平偏保守的原则，确定综采机组每班开机率为40%

(1)采高的选择

采煤机的采高应与煤层厚度的变化范围相适应，根据12号煤层赋存条件和开采技术条件，确定采煤机的采高为2.0m。

(2)滚筒直径的确定

双滚筒采煤机的滚筒直径以大于工作面最大采高的0.5倍为宜。12号煤层采高为2.0m，所以双滚筒采煤机的滚筒直径大于或等于1.0m即可满足使用要求，根据采煤机滚筒直径系列，取滚筒直径1.5m。

(3)采煤机截深

截深的选取与煤层厚度，煤层软硬，顶板岩性以及支架移架步距，综合考虑取采煤机的截深，目前国内普遍采用的截深为600～800mm，考虑到本矿井设计生产能力及管理水平，设计选用采煤机截深为800mm。

(4) 工作面日循环数

工作面日循环数可用下式计算：

39

N=Qr/( Kl LHBγC) 式中：

Qr—工作面日产量，12号煤层采掘工作面年产量为1.5Mt/a，按330d计算，Qr＝1594.8t(采煤机工作面能力等于总的能力减去放顶煤的能力)；

Kl—工作面正规循环率，K1=0.8； L—工作面长度，L=180m； H—工作面采高，H=2.0m； B—循环进尺，B=0.80m； γ—煤的容重，γ=1.39t/m3； C—工作面回采率，C=95%。

N=1594.8/(0.8³180³2.0³0.80³1.39³0.95)

=5.24，考虑到工艺要求，取6个。 (5)采煤机割煤方式

采煤机双向割煤具有辅助工序少，采煤速度快，工序紧凑，工时利用率高及生产能力大的优点，因此工作面采用双向割煤方式。

采煤机在工作面的进刀方式，将直接影响工作面的工时利用率以及采煤机效能的发挥。为减少工作面人员工作量，设计采用端部斜切进刀方式 ，进刀割煤长度30m。

工作面采用4班作业，3班生产，1班准备。 ① 采煤机计算割煤速度 式中：

Vc=N (L+30-Lc)/(KcTd-N Tc) Vc—计算割煤速度，m/min； N—工作面日循环数，N=6； L—工作面长度，L=180m； Lc—采煤机总长，Lc=10m； 30—进刀割煤长度，m；

Kc—采煤机平均日开机率，Kc=0.4； Td—工作面日生产时间，Td=1080min； Tc—采煤机进刀停顿时间，Tc=2min。

40

Vc=6(180+30-10)/(0.4³1080-6³2) =2.85m/ min;

② 采煤机计算循环时间 T=(L+30-Lc)/ Vc+Tc 式中：

T—采煤机计算循环时间，min； L—工作面长度，L=180 m； 30—进刀割煤长度，m； Lc—采煤机总长，Lc=10 m；

Vc—采煤机计算割煤速度，2.85m/min； Tc—采煤机进刀停顿时间，Tc=2min。 T =(180+30-10)/2.85+2 =72.1min

③ 采煤机最大割煤速度 Vmax=K Vc 式中：

Vmax—采煤机最大割煤速度，m/min； K—采煤机割煤不均均衡系数，取1.05； Vc—采煤机计算割煤速度，2.85m/min。 Vmax=2.85³1.05=2.99m/min ④ 采煤机最大生产能力 Qmax=60BHγVmax

Qmax—采煤机最大生产能力，t/h； B—循环进尺，B=0.80m； H—工作面采高，H=2.0m； γ—煤的容重，γ=1.39t/ m3；

Vmax—采煤机最大割煤速度，2.99m/min。 Qmax=60³0.80³2.0³1.39³2.99=399.0t/h ⑤ 采煤机计算装机功率

41

按采煤机单位能耗计算采煤机功率 N=QmaxHw 式中：

N—采煤机计算装机功率，kW；

Qmax—采煤机最大生产能力，Qmax =399.0t/h； Hw—采煤机能耗系数，Hw=0.8kW h/ t。 N=399.0³0.8=319.2kW

根据以上计算，并考虑煤层的硬度及夹矸情况，结合目前国内安全高效采煤工作面设备配置，采煤机选用MG170/410-WD型采煤机，其主要技术参数见表5-1-1。

表7-1-1 采煤机主要技术特征表

设备型号 采高 (mm) 截深 (mm) 800 滚筒直径 (mm) 1250 牵引速度 (m/min) 0-7 机面高度 (mm) 1133 装机功率 (kW) 2×170+2×30+11 MG170/410-WD 1300-2760 (2) 刮板输送机选型

刮板输送机选择满足三个方面的要求，一是输送能力与采煤机生产能力相适应；二是外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；三是输送机长度与工作面长度一致。

Qc=Kc³Qm

式中：Qc——刮板输送机运输能力，t/h；

Kc——不均匀系数，1.05； Qm——采煤机最大割煤能力，t/h； Qc =1.05³399.0=418.95t/h (3) 转载机选型

转载机的转载能力选择要求与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机顺槽可伸缩带式输送机相配套，

前部刮板输送机作为采煤机的行走导轨及运送采煤机割下的煤，考虑上述因数，设计采用SGZ730/320型刮板输送机，后部刮板输送机同前部刮板输送机，其主要技术特征见表7-1-2。

42

表7-1-2 刮板输送机主要技术特征表

设备型号 SGZ730/320 设计长度 输送能力 (m) (t/h) 180 700~900 链速 (m/s) 中部槽 (长³宽³高) (mm) 电机功率 (kW) 2³160 电压等级（v） 1140 0.9~1.1 1500³690³222 (3) 转载机选型 转载机的转载能力选择要求与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机顺槽可伸缩带式输送机相配套，设计选用SZZ7/160型转载机，其主要技术特征见表7-1-3。

表7-1-3 转载机主要技术特征表

设备型号 SZZ7/160 长度(m) 37.8 输送能力 (t/h) 1100 链速 (m/s) 1.28 中部槽 (mm) 150³7³222 电机功率 (kW) 160 电压等级（v） 1140 (4) 破碎机选型 破碎机的破碎能力选择不应小于工作面的生产能力，并与刮板输送机相配套。设计选用PCM132型破碎机。其主要技术参数见表7-1-4。

表7-1-4 破碎机主要技术特征表

设备型号 PCM132 破碎能力 (t/h) 800 配套转载机中部槽宽(mm) 680、724 电机功率 (kW) 132 电压等级 （v） 1140 (5) 顺槽可伸缩带式输送机选型 顺槽可伸缩带式输送机选择与采煤工作面顺槽长度相适应，小时运量应与采煤工作面生产能力相匹配，工作面运输能力为Q=700/h，则：

BQK1Vrc7000.93m

4002.01.01式中：B——胶带宽度，m；

K1——货载截面系数，β=25°时，K1=400； v——输送机带速, v=2.0m/s； r——货载散集容重，取1.0t/m3；

c——输送机倾角系数，a=0～10°时，c=1。

43

顺槽可伸缩带式输送机选择与采煤工作面顺槽长度相适应，小时运量应与采煤工作面生产能力相匹配，设计采用SSJ1000/2³125型可伸缩带式输送机，其主要技术特征见表7-1-5。

表7-1-5 可伸缩带式输送机主要技术特征表

设备型号 SSJ1000/2³125 输送量 (t/h) 700 输送长度 带速 (m) (m/s) 1100 2.0 带宽 (mm) 1000 电机功率(kW) 125³2 电压等级 （v） 1140 三、工作面顶板管理方式及支护设备选型

工作面顶板管理方式采用全部垮落法。 支架支护强度计算：

a. 根据回归经验计算支护强度：

qn＝9.768KM0.21γ2³10-3 式中：

qn——支护强度，MPa； K——备用系数，1.3； M——煤层最大厚度，取5.7m； γ2——顶板岩石容重，取26kN/m3。

qn＝9.768³1.3³5.70.21³26³10-3＝0.54MPa

根据实测数据回归计算放顶煤支架的支护强度为0.47 MPa。 b. 按估算法确定支架支护强度

g＝Kd（g冒＋g顶） 式中：

g——支架支护强度，kN/m2； Kd——动载系数，取1.6；

g冒——冒落带自重应力，g冒＝γ1h；

g冒＝Mγ1/(δ－1) ＝2³26/(1.25－1) ＝208kN/m2 γ1——上覆岩层容重，26kN/m3； M——工作面采高m，2m；

44

δ——岩石初期碎胀系数，1.25；

g顶——顶煤自重应力，g顶＝Mdγ2； g顶＝3.7³26＝96.2kN/m2 Md——放顶煤厚度，3.7m。

g＝1.6³（208＋96.2）＝487.2kN/m2＝0.49MPa 根据估算法计算支架支护强度为0.49MPa。

通过上述两种方法计算，取其最大者为0.49MPa，即要求所选液压支架支护强度应不低于0.49MPa的顶板荷载。

根据支护强度计算结果，选用ZF6000/18/33型液压支架，其主要技术参数见表7—1—6。

表7-1-6液压支架技术特征表

工作阻力 型号 (kN) ZF6000/18/33 2940 (kN) 2500 (mm) 1560-3040 (mm) 1430 (MPa) 0.43-0.53 （t） 11.1 初撑力 支护高度 支护宽度 支护强度 重量 端头支护设计选用ZFG6500/25/38型放顶煤过渡支架。 顺槽超前支护选用DZ35型单体液压支柱和π型钢顶梁（L=4.0m）支护，一梁四柱，间排距均为1.0m。距顺槽口前10m，排距为1，柱距为0.5m，后10m间排距均为1m，超前支护距离20m。

四、工作面回采方向及超前关系

工作面回采方向采用后退式，相邻工作面间采用前进式顺序开采。 五、工作面长度、首采工作面特征及年推进度

1．采煤工作面长度及采高

根据12号煤层厚度和开采技术条件，结合矿井设计生产能力，确定综采放顶煤工作面长度为180m，机采高度2.0m，放顶煤高度3.7m，采放比1∶1.85。

2．采煤工作面循环数、年推进度

45

工作面的产量和效率是随着工作面长度的增加而提高，加大工作面长度不仅减少了准备和回采的工程量，而且也相对减少了端头、进刀等辅助作业时间，保证工作面安全高效；推进长度的提高，减少了搬家倒面次数，为工作面连续稳定生产创造了条件。根据《煤炭工业矿井设计规范》，结合本矿技术、管理水平等因素，确定工作面长度均为180m，工作面工作制度均为“四六制”，三班生产、一班准备。12号煤层采高2.0m、放顶煤高度3.7m，循环进度0.80m，日循环6个，月进度144m，按80%的正规循环率，年进度1267.2m。 六、工作面回采工艺

工作面采用“二采一放”追机作业，放煤步距1.6m。工作面回采工艺为：机组端头斜切进刀→采煤机割煤→移架→推移前刮板输送机→放顶煤→移后刮板输送机，工作面采用间隔多轮循环放煤方式。

工作面主要设备配备见表5-1-8。

表5-1-8 工作面主要设备一览表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 设备名称 采煤机 刮板输送机 放顶煤液压支架 过渡支架 单体液压支柱 π型钢顶梁 转载机 破碎机 可伸缩带式输送机 乳化液泵站 喷雾泵站 探水钻 型 号 MG170/410-WD SGZ730/320 ZF6000/18/33 ZFG6500/25/38 DZ35 L=4.0m、L=3.0m SZZ7/160 PCM132 SSJ1000/2³125 BRB200/31.5 BQW315/16M MYZ-200 单位 数量 台 台 架 架 根 根 台 台 台 套 套 台 1 2 114 6 180 72 1 1 1 1 1 1 备 注 46

七、回采率

一般影响采区回采率的因素有：采区隔离煤柱损失，区段煤柱及顺槽顶煤损失，无法布置工作面开采的边角煤损失等。根据上述因素及已确定的工作面回采率，考虑巷道煤柱回收60%后，一采区的回采率计算如下：

一采区回采率＝1－（采煤工作面加权损失率＋采区隔离煤柱损失率＋区段煤柱损失率＋边角煤损失率）

式中：采煤工作面加权损失率＝放顶煤损失率＋采煤损失率 ＝（2.5³0.07＋2.68³0.15）/5.18＝0.111

采区隔离煤柱损失率＝隔离煤柱面积/盘区总面积＝0.026 区段煤柱损失率＝区段煤柱面积/区段总面积＝0.07 边角煤损失率＝采区内边角煤面积/采区总面积＝0.02

故一采区回采率＝76%

从以上计算可以看出，采区回采率可以达到75%的规定目标。

第二节 采区布置

一、采区布置方式 1．采区巷道布置

首采区选择12号煤层一采区，垂直于大巷布置回采工作面，运输顺槽、回风顺槽均沿12号煤层底板布置，运输顺槽直接与输运巷相连，回风顺槽直接与回风巷相连，均通过顺槽联络巷与轨道巷相连，形成采区运输、通风、排水等系统。

2．采区开采顺序

采区内工作面开采方式采用前进式，工作面开采方式采用后退式。 3.工作面接替顺序

二、移交生产和达到设计能力时的工作面个数及生产能力计算 1．工作面个数和位置

矿井移交生产时，12号煤层布置1个综采放顶煤工作面，位于12号煤层一采区，考虑12号煤层首采区位置的宽度，确定工作面长度180m，掘进工作面2个，采掘比为1：2。

47

2．采煤工作面生产能力计算

矿井移交生产及达到生产能力时，井下12号煤层布置一个综采放顶煤工作面，工作面长度为180m，采高2.0m、放顶煤高度3.7m，采放比为1：1.85。

工作面生产能力由下式计算： Qc=labMrΦc 式中：

l——工作面长度，180m； a——工作面日推进度，4.8m/d； b——年工作日，330d/a； M——工作面采高，2.0m； r——煤的容重，1.39t/m3； Φ——正规循环率，0.80； c——工作面回采率，0.95。

Qc=330³180³2.0³1.39³4.8³0.95³0.80=602401t=0.61Mt 工作面放顶煤生产能力由下式计算： Qf= lab Mf rΦc 式中：

l——工作面长度，174m； a——工作面日推进度，4.8m/d； b——年工作日，330d/a； Mf——放顶煤厚度，3.7m； r——煤的容重，1.39t/m3； Φ——正规循环率，0.80； c——工作面顶煤回收率，0.80。 则

Qf=330³174³3.7³1.39³4.8³0.80³0.80=907195t=0.91Mt

矿井布置2个煤巷综掘工作面，每个综掘工作面掘**均断面13.5m2，日进尺7.5m，正规循环率为0.75，年进尺1856m。

掘进煤量按下式计算：

48

Aj=13.5³1856³1.39³2≈0.070Mt/a 矿井年产量：0.91＋0.070+0.61=1.59Mt/a 满足矿井设计生产能力1.59Mt/a的要求。 三、工作面运输、通风、排水系统 1．运煤系统

工作面(刮板输送机)→运输顺槽(带式输送机)→2号煤层运输巷(带式输送机)→运输大巷(带式输送机) →集中运输巷(带式输送机)→井底煤仓→主立井(带式输送机)→地面。

2．辅助运输系统

地面材料及设备→副斜井→井底车场→轨道大巷→回风顺槽→工作面。 3．通风系统

地面新鲜风流→副立井（主立井）→车井底车场（煤仓上口联络巷）→轨道大巷（运输大巷）→顺槽联络巷→运输顺槽→工作面→回风顺槽→回风大巷→集中回风巷→回风立井→地面。

4．排水系统

工作面顺槽→轨道大巷→井底水仓→主排水泵房→管子道→副立井→地面（井下水处理站）。

第三节 巷道掘进

一、巷道断面和支护形式

12号煤层运输大巷采用矩形断面，净宽4.0m，净高3.0m，净断面12m2，锚喷（索）支护；轨道大巷采用矩形断面，净宽4.2m，净高3.0m，净断面13.2m2，锚喷（索）支护；回风大巷采用矩形断面，净宽4.2m，净高3.3m，净断面13.86m2；工作面运输顺槽采用矩形断面，净宽4.0m，净高2.5m，净断面10.0m2， 锚杆（索）支护；工作面回风顺槽采用矩形断面，净宽4.0m，净高2.5m，净断面10.0m2，锚杆（索）支护。

巷道断面尺寸及布置详见《巷道断面图册》。 二、掘进工作面个数、组数，掘进的机械配备 矿井移交生产时，12号煤层布置2个综掘工作面。 掘进工作面主要机械配备见表7-3-1。

49

三、矿井生产时采掘比例关系，矸石率的预计

矿井移交生产时，布置1个采煤工作面，2个掘进工作面，采掘比为1：2。 矿井生产时，井下无岩巷掘进工作面，井下矸石主要是联络巷的部分掘进矸石，预计井下掘进矸石量36000t/a。

四、移交生产时的井巷工程量

矿井移交生产时，新增井巷工程长度7609m，掘进体积126239.5m3，其中硐室体积4512.38m3。

万吨掘进率63.4m/1056m。

表7-3-1 掘进工作面主要机械配备表

设备名称 掘进机 皮带转载机 可伸缩带式输送机 刮板输送机 局部通风机 气动锚杆机 风镐 调度绞车 探水钻机 小水泵 混凝土搅拌机(大巷掘进配备) 混凝土喷射机(大巷掘进配备) 设备型号 EBZ150TY JZP-100A SSJ800/40 SGB620/40T FBDNo6.3/2³15 MQT-120C1 耗风量3.8m/min G10 耗风量1.2m/min JD-11.4 MYZ-200 BQW15-30-3 安-Ⅳ型 转子-Ⅱ 耗风量5～8m/min 3333

功率 （kW） 240 10 40 40 2³15 11.4 22 4 5.5 5.5 台数 2 2 2 2 6 2 1 2 2 2 1 1 备注

50

第八章 矿井提升

第一节 概述

本矿设计能力为1.5 Mt/a，服务年限为53.5 a，采区式准备，主副井断面为圆形，井下主运输设备为胶带运输，辅助运输为无极绳牵引1.5 t固定式矿车，矿井为瓦斯矿井，可采煤层无爆炸危险性和自燃发火危险。

矿井工作制度为“四六”制，三班生产，一班检修，每天净提升18h，最大班下井人数60 人。

由于该井田开采深度大，生产能力大，立井开拓，主井井筒直径5.5m，采用一对标准多绳12t箕斗提煤，采用钢丝绳罐道；副井井筒直径6.5m，采用一对多绳1.5吨双车单层罐笼提升，采用型钢罐道。 一、井下运输设计的原始条件和数据

矿井生产能力： 1.5Mt/a； 矿井工作制度： 四六制； 矿井瓦斯等级： 低瓦斯； 煤尘爆炸指数： 具有爆炸性。

主立井筒断面为圆形，深450 m。其中井筒直径5.5m，净断面积23.74m2；采用一对12 t箕斗进行煤炭提升。副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为6.5 m，断面积33.2m2，深度450m，采用罐笼提升，主要负责人员、材料、矸石等的升降。 二、矿井运输系统

井下运输系统包括运煤系统、运料系统、人员运送系统、排矸系统、供电排水系统等。

井下运煤路线为：

工作面→运输顺槽→运输大巷→井底煤仓→主井→地面 材料运输路线为：

副井→井底车场→轨道大巷→轨道顺槽→工作面。

掘进的矸石经轨道顺槽，轨道大巷通过矿车运输到井底车场，由副井提升到地面。 行人线路为：

51

地面从副井→井底车场→运输大巷→行人斜巷→采区运输平巷→工作面

供电：地面变电站→副井→井下变电所→采区变电所→移动变电站→工作面。 排水：运输顺槽→运输大巷→井底车场→水泵房→副井→地面。

第二节 主副井提升

一、主井提升

（一）主井提升

矿井设计生产能力为90万t/a，属大型矿井，根据大型矿井的要求可知一般采用大容量的箕斗提升；箕斗型号为JDS-12/110×4，技术特征见表8-2-2。

表8-2-1 JDS-12/110³4箕斗主要技术特征表

型 号 JDG-16/150×4 名义载重量/t 16 有效容积/m3 55 数量/根 4 提升钢丝绳 直径/mm 27.5~32.5 绳间距/mm 300 箕斗自 重/t 16.9 二、副井提升

矿井设计生产能力为150万t/a，属大型矿井，根据大型矿井辅助提升的要求，一般采用罐笼提升；罐笼型号为GDG1.5/6/2/2，技术特征见表8-2-2。

表8-2-2 副井罐笼主要技术特征表

项 目 型 号 装载矿车 型号 数量 乘人数 罐笼装载量 罐笼质量 最大终端载荷 提升首绳 数量 直径 尾绳数 单位 个 人 kN t kN 根 mm 根 技术特征 GDG1.5/6/2/2 MG1.7-6³2 2 34 6.84 6.56 290 6/4 24/28 3/2 52

第九章 通风和安全

第一节 矿井通风条件情况

《煤矿安全规程》规定：采区回风道、采掘工作面回风巷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%，二氧化碳不超过0.5%。

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：

根据采区巷道布置，矿井达产时，其生产能力为1.50Mt／a，井下布置一个综采工作面，2个掘进工作面，矿井绝对瓦斯涌出量为1.17m3/min，相对瓦斯涌出量2.25 m3/t。 CO2绝对涌出量为0.91m3/min，相对涌出量1.8m3/t属瓦斯矿井。 按回采工作面回风巷风流中瓦斯的浓度不得超过1%的要求计算。

第二节 矿井通风

一、通风方式和通风系统的选择

1．通风方式

矿井通风方式采用并列式，风机工作方法采用抽出式。 2．通风系统

矿井采用主立井、副立井进风，回风立井回风的并列式通风系统。 二、风井数目、位置、服务范围及服务时间

矿井移交生产时，共布置2个进风井，1个回风井，主斜井、副斜井进风，回风立井回风。主斜井、副斜井位于工业场地内，回风立井位于风井场地内。主斜井、副斜井和回风立井均服务于全井田。 三、掘进通风及硐室通风

掘进工作面采用通风，由局部通风机采用压入式供风。

加油检修硐室和采区变电所（后期）采用通风，其余硐室采用全风压通风。

53

四、矿井风量、风压及等积孔的计算

1．矿井风量计算

根据煤矿通风能力核定标准AQ1056-2008，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. 按采煤、掘进、硐室、及其他地点实际需要风量的总和计算 Q矿＝（ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐＋ΣQ备＋ΣQ其他）K 式中：

Q矿——矿井总风量，m3/s；

ΣQ采——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/s； ΣQ掘——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s； ΣQ硐——通风的硐室实际需要风量的总和，m3/s； ΣQ备——备用工作面需风量总和，m3/min；

ΣQ其他——采煤、掘进、通风硐室以外其他井巷需要通风风量的总和，m3/s； K——矿井通风系数，取1.25； 12号煤层所需风量计算

（1）采煤工作面实际需要风量的计算

每个采煤工作面实际需要风量，按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量（其中瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量以最大值计算）、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，取其中最大值。

A. 按气象条件计算 Q采＝60³vcf³Scf²kch²kcl

式中：vcf——采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度取1.0m/s； Scf——采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，12m2；

kch——采煤工作面采高调整系数，放顶煤取1.2； kcl——采煤工作面长度调整系数，取1.2； 60——为单位换算产生的系数。

Q采＝60³1.0³15.1³1.2³1.2＝1109m3/min＝20m3/s

54

B. 按瓦斯涌出量计算 Q采＝100²qcg²kcg

式中：qcg——采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，1.35m3/min； 回采工作面CH4绝对涌出量按下式计算：

Qgw=(回采工作面日产量³CH4相对涌出量)／(60³工作面生产时间) kcg——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.6；

100——按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数； Q采＝100³1.35³1.6＝216m/min＝3.6m/s取整数20m/s C. 按CO2涌出量计算 Q采＝67²qcg²kcg

式中：qcg——采煤工作面回风巷风流中平均绝对CO2涌出量， 0.91m3/min（见第一节）；

kcg——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.6； Q采＝67³0.91³1.6＝97.5m3/min＝1.62m3/s D. 按工作人员数量验算 Q采≥4Ncf

式中：Ncf——采煤工作面同时工作的最多人数，人； 4——每人需风量，m3/min。 Q采≥4³21≥84m3/min＝1.4m3/s

按以上计算结果取最大值，即Qcf＝20m3/s。 E. 按风速进行验算

验算最小风量：Q采≥60³0.25Scb

式中：Scb——采煤工作面最大控顶有效断面积，m2，Scb＝lcb³hcf³70%＝8.4m2； lcb——采煤工作面最大控顶距，6m； hcf——采煤工作面实际采高，m；

0.25——采煤工作面允许的最小风速，m/s； Q采≥60³0.25³8.4＝126m3/min＝2.1m3/s b）验算最大风量：Q采≤60³4.0Scs

式中：Scs——采煤工作面最小控顶有效断面积m2，Scs＝lcs³hcf³70%＝7.28m2；

55

3

3

3

lcs——采煤工作面最小控顶距，5.2m； 70%——有效通风断面系数；

4.0——采煤工作面允许的最大风速，m/s； Q采≤60³4.0³7.28＝1747.2 m3/min＝29.12m3/s 满足风速要求。

F. 备用工作面实际需要风量，应满足瓦斯、二氧化碳、气象条件等规定计算的风量，且最少不应低于采煤工作面实际需要风量的50%。

Qsc1Q2采＝10m3/s

（2）掘进工作面实际需要风量的计算

每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员、爆破后的有害气体产生量以及局部通风机的实际吸风量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。

A. 按照瓦斯涌出量计算 Q掘＝100²qhg²khg

式中：qhg——掘进工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量， m/min；qhg＝(105.5³2.25)／(60³24)=0.17m3/min

khg——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.4；

100——按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1％的换算系数； Q掘＝100³0.17³1.4＝23.8m3/min＝0.40m3/s B. 按照CO2涌出量计算 Q掘＝67²qhg²khg

式中：qhg——掘进工作面回风巷风流中平均绝对CO2涌出量，0.28m3/min（见第一节）；

khg——掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.4； Q掘＝67³0.28³1.4＝26.6m/min＝0.44m/s C. 按炸药量计算 Q掘≥25Acf

式中：Acf ——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg；

56

3

3

3

25 ——每千克一级煤矿许用炸药需风量，m3/min； Q掘≥25³3＝75m3/min＝1.25m3/s D. 按局部通风机实际吸风量计算 Q掘＝Qaf²I +60³0.25Shd

式中：Qaf——局部通风机实际吸风量，FBD№6.3/15³2型局部通风机吸风量为440～250m3/min；

I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数；

0.25——有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速； Shd——局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，15m2。 Q掘＝330³1＋60³0.25³15＝710m3/min＝9.25m3/s取10m3/s E. 按工作人员数量验算 Q掘≥4Nhf

式中：Nhf——掘进工作面同时工作的最多人数，人； 4——每人需风量，m3/min。 Q掘≥4³31＝121 m3/min＝2.02m3/s

按以上计算结果取最大值，即Q掘＝10m3/s。 F. 按风速进行验算

a）验算最小风量：Q掘≥60³0.25Shf＝60³0.25³15＝225m3/min＝3.75m3/s b）验算最大风量：Q掘≤60³4.0Shf＝60³4.0³15＝3600m3/min＝60m3/s 式中：Shf——掘进工作面巷道的净断面积，15m2。 满足风速要求。

本次设计掘进工作面2个，其中，考虑一个备用工作面，则：∑Q掘＝10³2＋10＝30m3/s。

（3）硐室需风量计算

单独通风硐室配风如下：采区变电所3m3/s，避难硐室3m3/s。 ∑Q硐＝6m3/s。

（4）其他用风巷道实际需风量计算 按实际用风地点计算：∑Qrl＝13m3/s。 故由以上计算可得矿井总风量为：

57

Qra≥（20＋10＋30＋9＋10）³1.25＝98.75m3/s，取100m3/s 2. 矿井风量分配

根据上述计算，井筒风量分配如下: 主立井40m3/s； 副立井：60m3/s； 回风立井：100m3/s；

将矿井总风量分配到井下各用风地点，风量分配见表6-2-1。 3．风压计算

矿井风压依据下式计算：

hLPQ2S3h局

式中：h——矿井风压，Pa；

α——摩擦阻力系数，N.s2/m4； L——井巷长度，m； P——井巷净断面周长，m； Q——通过井巷的风量，m/s； S——井巷净断面积，m2； h局——局部阻力，h局=10%h，Pa。

经计算，矿井通风容易时期风压907.3Pa(在12号煤层一采区)，通风困难时期风压1061.5Pa（在12号煤层一采区）。矿井风压计算见表6-2-2、表6-2-3。

表9-2-1 矿井风量分配表

顺序 1 2 3 4 5 8 用风地点 综采放顶煤工作面 备用工作面 综掘工作面 采区变电所 其他硐室 其他巷道 合计 数量 （个） 1 1 2³3 1 2 单位配风量 3（m/s） 25 12.5 12.5 3.75 3.75 总配风量 3（m/s） 25 13 38 4 8 13 100 3

58

图9-2-1困难时期通风网络图

图9-2-2困难时期通风图

9-2-3

图9-2-3容易时期通风图

59

五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施

1．矿井通风主要设施

(1) 主要进、回风巷道之间的联络巷中，必须安设2道连锁的正向风门和2道反向风门，避免风流短路。

(2) 沿煤层布置的进、回风巷道，在其立交处设置风桥。

(3) 通风硐室的回风道中和进、回风巷道尽头的联络巷中，安设调节风门，以控制通风风量。

(4) 在主要回风巷中，建立测风站，以便准确测定风量。 2．防止漏风和降低风阻的措施

(1) 回风井风硐、风道等地面建筑需严实，经常检修，以防漏风。

(2) 进、回风联络巷中的风门、调节风门、风桥等通风设施要经常维护，保持完好，经常检查风门的关闭情况。

(3) 尽量减小局部阻力，开掘巷道时积极采用光爆锚喷技术，主要进、回风巷道中不要长期堆放物料和存放矿车。

第三节 计算负压及等积孔

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

1、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hrmin和hrmax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时使用合理，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）Qm m3/s

60

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hmd不能太大（一般不超过3000Pa）特大型的矿井除外），必要时需对某些局部巷道采取降低风阻的措施。

4、要先分析整个通风网络中自然分配风量和按需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，一般只占矿井通风总阻力的10%。

三、矿井最大阻力路线

在矿井通风系统中，通过工作面的风路，由于其风量大，风路长，且工作面及上下顺槽的通风阻力系数大，故通风阻力将最大。

根据矿井通风网络图得出各时期最大通风阻力路线为： 通风容易时期:地面0→1→3→5→6→9→11→17→18地面；

通风困难时期：地面0→1→3→5→6→8→11→13→10→14→15地面； 另外，因为有外部漏风（指在防爆门和主要通风及附近的漏风），所以通过主要通风机装置的风量一定大于矿井所需的总风量。在计算风硐阻力时应考虑外部漏风，根据实际经验，风井无提升任务，外部漏风系数取1.05，即风硐风量为风井风量的1.05倍

根据上述两个时期通风阻力最大的风路，分别计算出各区段井巷的摩擦阻力。 h= aLPQ2/S3=RQ2 式中：

h——摩擦阻力 mmH2O a——摩擦阻力系数 Ns2/m4 L——井巷长度 m P——井巷净断面周长 m

61

Q——通过井巷的风量 m3/s S——井巷净断面积 m2 R——井巷摩擦风阻 Ns2/m8

矿井通风阻力容易时期和困难时期的计算分别见表9-3-1和表9-3-2。表中井巷巷摩擦阻力系数a值由《通风安全学》附录五中查得。

表9-3-1容易时期通风阻力表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9

井巷支护名称 形式 副井 井底车场 集中轨道巷 轨道大巷 运输顺槽 工作面 回风顺槽 回风大巷 风井 混凝土 锚喷 锚喷 锚喷 锚网 液压支架 锚网 锚喷 混凝土 α ns2/m4 0.04 0.0085 0.0085 0.0085 0.0124 0.04 0.0124 0.0085 0.04 L m 450 130 184 432 1500 180 1535 5 450 U m 20.41 18.30 14.8 14.8 14.0 12.6 14.0 15.0 18.84 S m2 33.20 21.22 13.2 13.2 12.0 8.6 12.0 13.2 28.26 Rf ns2/m8 0.01 0.002 0.01 0.0236 0.152 0.143 0.154 0.03 0.015 Q m3/s 60 60 73 73 25 25 25 100 100 Hfr pa 36 7.2 53.7 125.9 95.0 .2 96.4 312.7 150.5 966 V ns2/m8 1.81 2.8 5.53 5.53 2.08 2.91 2.08 7.56 3.54 总阻 力 62

表9-7困难时期通风阻力表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 井巷名称 副井 井底车场 集中轨道巷 轨道大巷 运输顺槽 工作面 回风顺槽 回风大巷 风井 总阻力 支护形式 混凝土 锚喷 锚喷 锚喷 锚网 液压支架 锚网 锚喷 混凝土 A ns/m 0.0400 0.0085 0.0085 0.0085 0.0124 0.0400 0.0124 0.0085 0.0400 24L m 450 130 184 2870 1500 180 1535 3002 450 U m 20.41 18.30 14.8 14.8 14.0 12.6 14.0 15.0 18.84 S m 33.20 21.22 13.2 13.2 12.0 8.6 12.0 13.2 28.26 2Rf ns2/m8 Q m3/s Hfr pa 36 7.2 53.7 125.9 95.0 .2 96.4 1600 150.5 2247.5 V ns2/m8 1.81 2.82 5.53 5.53 2.08 2.91 2.08 7.56 3.54 0.01 60 0.002 60 0.01 73 0.0236 0.152 0.143 0.154 0.160 0.015 73 25 25 25 100 100 60 由表9-3-1和表9-3-2可知： hrmax=2027.5³1.1=2328.4Pa

hrmin=966³1.1=1062.6Pa

容易时期与困难时期的矿井总风阻和总等积孔计算如下： Amin=1.19/Rmin1/2=1.19³100/1062.61/2=3.65m2 Amax=1.19/Rmax1/2=1.19³100/2328.41/2=2.47m2

63

表9-3-1 矿井通风阻力等级分类 等积孔（m2） 矿井通风阻力等级 ＜1 1～2 ＞2 大阻力矿井 中等阻力矿井 小阻力矿井 矿井通风难易程度评价 困难 中等 容易 通过计算可知，矿井通风是比较容易的。《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。本矿井通风容易时的等积孔为3.6m2，困难时的等积孔为2.5m2，符合规范要求。又从矿井通风阻力等级分类可知，本矿井为小阻力矿井。

第四节 选取主扇

根据《煤炭工业设计规范》等技术文件的有关规定，进行通风备选型时，应符合下列要求：

1、风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求，并适当照顾二水平通风；在风机的服务年限内其工况点应在合理的工作范围之内。

2、当风机服务年限内通风阻力变化较大时，可考虑分期选择电机，但初装电机的使用年限不小于5年。

3、风机的通风能力应有一定的富余量。在最大设计风量时，轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用最大值小5%；风机的转速不大于额定值90%。

4、考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐闸门调节。 5、正常情况下，主要风机不采用联合运转。

本矿属于瓦斯矿井，布置1个回风井，主副井进风。本设计选择回风立井需配备的通风机应满足第一水平使用，服务年限约25a。

主扇工作方式为抽出式。矿井总风量为104m3/s，矿井通风容易时期负压为966Pa，困难时期为2247Pa。 一、选择主扇

通常用扇风机的个体特征曲线来选择，要先确定通风容易和困难两个时期主扇运转

的工况点。为此，就要用以下方法分别标出两个时期的工作效率，有时需要考虑矿井自然风压帮助力风压的作用，即对于抽出式的主扇。

(1)主要通风机风量计算 Q=K³Q总=1.05³100=105m3/s；

式中：K为通风设备漏风系数，取1.05。 (2) 确定扇风机所需全压：

hmin=hmin＋△h-hz=966＋150-0=1116Pa hmax=hmax＋△h+hz=2247＋150＋0=2397Pa 式中：△h──通风设备阻力损失，△h=150 Pa；

hz──自然风压，因进、出风井井口标高基本相同，故hz=0。 (3) 扇风机选择及工况点 网路阻力系数：

Rmin=hmin/Q2=0.015 NS2/m8 Rmax=hmax/Q2=0.262 NS2/m8 网路特性曲线方程： hmin=0.166Q2 hmax=0.262Q2

将通风机的个体风压特性曲线与通风机工作风阻曲线绘在同一坐标系上可得通风机实际工况点，如图9-4-1所示。

根据计算利用FBCDZ-8-NO23B防爆轴流通风机两台，一台工作，一台备用。由图9-4-1可知风机运行工况点参数如下：

通风容易时期：Q1=100m3/s；h1=966Pa,η1=0.73％，叶片安装角+4°/-4°。 通风困难时期：Q2=103m3/s；h2=2247Pa,η2=0.82％，叶片安装角=+2°/-2°。 主要通风机在两个时期分别应满足的风量、风压列入表9-4-1中。

表9-4-1主要通风机工作参数一览表

项目 矿井一水平 容易时期 风量(m3/s) 74.55 风压（Pa） 1058.53 风量(m3/s) 75.6 困难时期 风压（Pa） 1562.6

65

表9-4-2通风机性能参数

叶片安装角(°) +4/-4 +2/-2 风压 (pa) 1058.53 1562.6 效率 (%) 71 76 输入 功率(kw) 101.5 121.3 型号 时 期 转速(r/pm) 风量(m3/s) FBCDZ-8-24 容易时期 困难时期 600 600 76 76

66

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

1、严格控制井下风速，加强通风工作，减少漏风，降低粉尘浓度。 2、保证井下洒水灭尘的水源充足，并采用湿式凿岩。

3、所有采掘工作面及进回风巷道必须敷设洒水管路，各转载点使用喷雾洒水装置，减少粉尘浓度。

4、定期在运输巷道及回风巷道内撒岩粉，其长度不小于300米，所有运输及通风巷道无论在掘进或生产时期均需撒岩粉。

5、采取煤层注水，采煤工作面要安装内外喷雾装置。

6、井下所有运输大巷，和通风巷道在装车地点和煤尘发生的地点，应该经常洒水，减少煤尘飞扬，并定期堆积煤尘。

7、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、本矿井为瓦斯矿井，只须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；

2、每个掘进工作面均采用局部通风机；

3、加强通风管理，对调节风窗应定期检查及调节校算； 4、经常进行瓦斯测定，时刻提高警惕。 三、瓦斯的防治措施

1、要严格矿井通风管理，确保安全生产。

2、配备专职瓦斯检查员，安设瓦斯自动检测报警断电装置。 3、严格瓦斯检查制度，及时处理局部瓦斯积聚。

4、下井人员一律配带矿灯和自救器，禁止明火作业，采用隔爆型电气设备。

67

5、必须使用矿用安全炸药，井下放炮要实行“一炮三检”制度。 6、加强通风管理，完善通风设施。 7、掘进工作面采用“两闭锁”。

8、加强日常的安全监测工作，制定行之有效的岗位责任制。

9、配备煤矿安全监测系统，对井下各地点瓦斯涌出量进行监测和监控。 四、矿井水灾预防措施

1、定期清理水仓及水沟。

2、井下变电所和水泵房应设防水门。

3、采取预防为主、防排结合的原则，做到“有掘必探，先探后掘”，建立健全各项规章制度，经常对设备进行维修检查，确保排水设备的正常工作。

4、工作面发现顶板来压，底板鼓起，煤壁挂汗，空气变冷发生雾气，顶板淋头水加大及产生裂隙、发生渗水，水色变浑，有异味等异常现象、有透水征兆时，必须立即停产，报告调度室，将所有人员撤至安全地点等候处理。

5、在接近采空区或断层时，必须坚持“有掘必探、先探后掘”的原则，防止发生透水事故。

6、采下层煤时,应做好对上层煤采空区的探放水工作,以防采空区突水。 7、对封孔不好的钻孔,揭露时应采取防透水措施。 五、火灾预防措施

1、在井底车场巷道内以及变电所设有防火铁门； 2、在井下电器设备选用隔爆型，硐室用耐火材料砌碹； 3、井下设有防火材料以及消防列车房； 4、安设防火水管，并备有水龙头；

5、对井下采空区以及废巷道要及时封闭，对采空区进行灌浆； 6、通风设备具有反风功能

7、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，硐室内不准放汽油、煤油和变压器油，井下使用的润滑油、棉纱布和纸不准乱扔乱放，应放在盖严的铁桶内，专人带到地面处理，严禁将剩油、废油洒在巷道、硐室内。

68

六、 防止冒顶事故的措施

1、采掘工作面作业前必须编制作业规程，并报有关部门批准。 2、采掘工作面要及时支护。

3、加强顶板监测,存在隐患及时处理。 4、严格执行“敲帮问顶”制度。

5、工作面支架必须架设牢固，并有防倒架措施。工作面应及时回柱放顶，严格按照作业规程操作。

6、严格按设计密度进行支护，并在来压前加强工作面支护，确保工作面有足够支承能力。

七、 避难硐室和避灾路线

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。 八、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

69

第十章 技术经济

第一节 劳动定员及劳动生产率

一、劳动定员

对生产工人特别是关键设备操作维修工人和一般工人需加强培训，培训合格取得上岗证后方可上岗。行政管理人员和技术管理人员要适应市场经济和科技进步的要求，聘用高素质的管理和技术人员。依据《煤炭工业矿井设计规范》，全矿定员为369人。

二、编制劳动定员表

矿井设计生产能力1.5Mt/a； 根据《煤炭工业矿井设计规范》，矿井工作制度：年工作日330d，每天三班生产，一班准备，每天净提升时间18h。

劳动定员汇总见表10-1-1。

表10-1-1 劳动定员汇总表

序号 一 〔一〕 〔二〕 二 三 四 工 种 生产工人 井下生产工人 地面生产工人 管理及技术人员 服务人员 其他人员 合计 出勤人数 第三第四第二班 小计 班 班 70 70 16 226 55 55 16 181 15 15 45 7 7 21 7 7 2 23 4 4 1 13 88 88 19 283 在籍在籍系数 人数 1.40 1.30 312 254 58 21 23 13 369 第一班 70 55 15 7 7 4 88 三、劳动生产率

根据按岗位确定的定员计算所得：

矿井原煤设计年原煤产量（t）

矿井全员效率＝ ───────────────────── 全部原煤生产人员出勤人数³设计年工作日（工d）

＝14.7t/工

第二节 建设项目资金概算

一、投资范围

70

项目投资范围包括矿井达到设计生产能力所需的全部井巷工程、土建工程、设备购置、安装工程及其他基本建设费用投资。以及预备费及铺底流动资金。本次设计中仅计算井巷工程

二、编制依据

工程量：依据设计提供的工程量表、图纸、说明书及机电设备器材目录。 采用定额指标：

（1）井巷工程：执行煤规字〔2007〕第90号文颁发的《煤炭建设井巷工程概算定额》及《煤炭建设井巷工程辅助费综合预算定额》，参考中煤建协字〔2007〕第90号文的相关规定进行价差调整。

（2）建设工期：项目建设总工期为24.22个月，根据施工进度安排逐年投资。 三、采矿工程概算价值 见表10-2-1

表10-2-1 采矿工程概算价值

概 算 价 值 （万元） 序号 工程和费用名称 井巷工程 3375 837.86 4556.82 3015.94 8000 合 计 3375 837.86 4556.82 3015.94 8000 一 井筒 二 井底车场巷道及硐室 三 主要运输道及回风道 四 盘区 五 采掘设备

第三节 矿井设计主要技术经济指标

矿井设计主要技术经济指标见表10-3-1。

71

表10-3-1 矿井设计主要技术经济指标表

顺序 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14

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 （3）设计可采储量 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）东西长度 （2）南北宽度 （3）井田面积 开拓方式 井筒类型及长度 （1）主井（净直径） （2）副井（净直径） （3）风井（净直径） 采区个数 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 单位 Mt/a t/d a d 班/d % % % Mt Mt Mt 层 m (°) t/m3 Km Km Km2 M M M 个 ,m m 指标 1.5 4545.4 53 330 3 15 18.46 7.2 18 239.0 212.8 104.37 2 8.7 0-5 1.43 5.5 3.6 19.8 立井开拓 5.5 6.5 6.0 3 180 1584 放顶煤 全部垮落法 72

备注 四六制 原煤平均 原煤平均 原煤平均 12号煤层

15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25

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 巷道总长度 井下大巷运输 （1）煤炭运输 （2）辅助运输 （3）矿车数量 提升 （1）主井提升 （2）副井提升 通风 （1）瓦斯等级 （2）通风方式 （3）通风机型号及数量 个 m 综采采煤机 支撑掩护式 顺槽带可伸缩带式输送机 2 16621 带式输送机 无极绳绞车 牵引矿车 77 箕斗 罐笼 瓦斯矿井 并列式 MG170/410-WD ZF6000/18/33 SGZ730/320 DTⅡ型带式输送机 当年 工业场地建筑面积 职工在籍总人数 劳动生产率 （1）回采工效率 （2）全员效率 建设工期 移交生产至达到设计产量a 时间 辆 型号/ 台 18 公顷 369 人 23.0 t/工 14.7 t/工 24.5 月 73

参考文献

[1] 徐永圻.采矿学.徐州:中国矿业大学出版社，2003. [2] 徐永圻.煤炭开采学.徐州:中国矿业大学出版社，1991. [3] 陈昌荣.地质学基础.徐州:中国矿业大学出版社，1994.

[4] 武建国.大采高综采工作面与巷道围岩控制技术研究.太原理工大学硕士学位论文，2004.

[5] 戴绍城.高产高效综合机械化采煤技术与装备.北京:煤炭工业出版社， 1997. [6] 陈炎光，徐永圻.中国采煤方法.徐州:中国矿业大学出版社，1991.

[7] 冯昌荣.煤矿矿井采矿设计手册.北京:煤炭工业出版社，1984.

[8] 钱鸣高，石平五.矿山压力与岩层控制.徐州:中国矿业大学出版社，2003.

[9] 张农，袁亮.离层破碎型煤巷顶板的控制原理[J].采矿与安全工程学报2006，

23(1):34-38.

[10] 王省身.矿井灾害防治理论与技术.徐州:中国矿业大学出版社，19.

[11] 岑传鸿，窦林名.采场顶板控制与监测技术.徐州:中国矿业大学出版社，2004. [12] 林在康，左秀峰.矿业信息及计算机应用.徐州:中国矿业大学出版社，2002. [13] 蒋，吕家立.采矿工程英语.徐州:中国矿业大学出版社，1998. [14] 全国自然科学名词审定委员会.煤炭科技名词，1996.

[15] 综采设备管理手册编委会.综采设备管理手册.煤炭工业出版社，1994.

[16] 能源部.煤矿安全规程.煤炭工业出版社，2001.

[17] 中国煤矿专用设备成套服务公司.采煤机械化成套设备参考手册.煤炭工业部，1984. [18] 煤炭部.煤炭工业设计规范.煤炭工业出版社，1979.

[19] 中国统配煤矿总公司物资供应局.煤炭工业设备手册.中国矿业大学出版 社，1992. [20] 洪晓华.矿井运输提升.中国矿业大学出版社，2000. [21] 车照星，.井巷工程.中国矿业大学出版社，2001. [22] 黄元平.矿井通风.徐州:中国矿业大学出版社，1995. [23] 杜计平.特殊开采方法.徐州:中国矿业大学出版社，2002. [24] 林在康.井筒断面图册.徐州:中国矿业大学出版社，2003. [25] 林在康.巷道断面图册.徐州:中国矿业大学出版社，2003.

[26] 林在康.井底车场图册.徐州:中国矿业大学出版社，2003. [27] 林在康.风机装置性能图册.徐州:中国矿业大学出版社，2003.

[28] 候朝炯，郭励生，勾攀峰.煤巷锚杆支护.中国矿业大学出版社，2002. [29] 陈炎光，陆士良.中国煤矿巷道围岩控制.中国矿业大学出版社，1994. [30] 孙执书，李缤.采掘机械与液压传动.中国矿业大学出版社，2001. [31] 张耀荣，高慧等.影响护巷煤柱宽度的因素分析.煤，2001，No.1.

[32] 李效甫.煤柱宽度对回采巷道围岩稳定性的影响.煤炭科学技术，1982，No.11. [33] 柏建彪，侯朝炯.空巷顶板稳定性原理及支护技术研究. 煤炭学报，2005，No.01.

74

[34] 柏建彪，侯朝炯，黄汉富.沿空掘巷窄煤柱稳定性数值模拟研究.岩石力学与工程学

报，2004，No.20.

[35] 陈炎光，陆士良，侯朝炯等.中国煤矿巷道围岩控制.徐州：中国矿业大学出版社，

1994.

[36] 王焕文，王继良.锚喷支护.北京：煤炭工业出版社，19.

[37] 董方庭，宋宏伟等.巷道围岩松动圈支护理论.煤炭学报，1994，19（1）.

[38] 靖洪文，董方庭等.回采巷道锚杆支护问题探讨和实践.矿山压力与顶板管理，

1995，No3/4.

75