毕业设计（论文）任务书
毕业设计（论文）题目： 野川煤矿90万t/a矿井初步设计（9#11#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。 1
原始数据： 野川煤业有限公司位于高平市西北15km处的野川镇北沟、乔家沟、柳树底一带，行政区划隶属高平市野川镇管辖。地理坐标为东经112°46′51〞～112°51′00″，北纬35°49′51〞～35°48′24″。 井田南距沁(水)～辉(县)二级公路7km。距太(原)～焦(作)铁公路南陈铺集煤站12km，杨(杨家庄)～界(界牌岭)的乡级公路从矿区东侧通过。以上公路干线、煤站均有乡镇硬化三级公路公路与其连接，总之，交通颇为方便。 本区含煤地层为二叠系山西组和石炭系太原组。 山西组含煤三层，即1号、2号、3号煤层。其中1号、2号煤层为不稳定的不可采煤层，一般为煤线或缺失。3号煤层全井田稳定可采，煤层平均厚5.36m，本组地层平均厚45.00m，可采煤层含煤系数12.38%。 太原组含煤8层，即5、7、8、9、11、12、13和15号煤层，其中15号煤为全井田稳定可采煤层，11号煤为不稳定的局部可采煤层，其余煤层零星可采或不可采。本组平均厚87.55m，可采煤层平均总厚3.80m，含煤系数4.34%。 井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组及二叠系下统山西组，共含煤10层，煤层总厚9.14m，含煤系数6.31%。主要可采煤层为山西组4号煤层和太原群10号煤层。 4号煤层：位于山西组中、下部，下距10号煤层约21m，煤层厚度2.90～2.97m，平均2.94m，不含夹矸，结构简单，顶板为砂质泥岩，底板为细砂岩，该煤层为稳定可采煤层，属本矿批采煤层之一。 10号煤层：位于太原组中部，L1灰岩之下，上距4号煤层约2lm左右。煤层厚度3.39～5.25m，平均5.02m，结构复杂，含夹矸0～4层，顶板为石灰岩，厚度18m左右，底板为砂质泥岩，该煤层为稳定可采煤层，属本矿批采煤层之一。 据地质报告，本井田4号原煤工业分析指标为：水分（Mad）1.09%，灰分（Ad）18.43%，挥发份（Vdaf）22.19%，全硫（St,d）0.46%，发热量31.12MJ/kg，为特低灰-低灰、低硫、低磷、高热值、强粘结性焦煤。4号煤可作良好的主焦煤。 10号原煤工业分析指标为：水分（Mad）1.50%，灰分（Ad）18.34%，挥发份（Vdaf）22.63%，全硫（St,d）1.52%，发热量26.55MJ/kg，低灰－中灰、中高硫－高硫、特低磷、高热值之焦煤，经脱硫技术处理、降低煤中的硫分后，可
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做炼焦配煤和动力用煤。 4号煤层相对瓦斯涌出量3.14m3/t，绝对涌出量0.82m3/min；10号煤层相对瓦斯涌出量2.02 m3/t，绝对涌出量0.35 m3/min，为低瓦斯矿井。 根据矿方鉴定资料，4、10号煤煤尘均有爆炸性。 参照煤矿鉴定资料，4、10号煤自燃等级均为Ⅲ级，倾向性质均为不易自燃。 根据地质报告提供的矿井涌水量计算结果，矿井达到90万t/a设计生产能力时，矿井正常涌水量为75 m3/h，最大涌水量为100 m3/h。
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毕业设计（论文）主要内容： 设计内容以矿井开拓方式、采区巷道布置、回采工艺及矿井通风与安全为主。掌握矿井生产布置的各个环节，树立明确的矿井生产系统全貌。 根据矿井原始资料确定井田境界，计算出矿区面积为7.249平方公里，矿井的工业储量为8035.66万t，矿井的设计可采储量为5556.41万t。矿井设计工作制度为四六制。矿井生产能力为90万t/a，服务年限为44年。根据煤层埋藏深度确定井田开拓方式为斜井单水平开拓。主副斜井各一个，回风立井布置一个个。工业广场位于位于井田中部偏东，距井田边界北约1210m，东约630m，在井田中央向东西方向开拓三条大巷，分别为运输、轨道、回风大巷。整个矿井划分为2个盘区，首采中央1盘区。矿井巷道断面设计时尽量采用煤巷，所以运输大巷、轨道大巷、回风大巷、运输顺槽、轨道顺槽均为煤巷。 响应国家有关的方针、政策，并根据矿井的具体条件，采煤方法选为综合机械化开采，工作面长150m，推进长度为1442m，采煤机型号为MG400W型的双滚筒采煤机，工作面回采率为95%，采掘比为1:2。井下运输均采用皮带运输，实现连续运输出煤，矿井提升主斜井钢绳芯带式输送机提升，副斜井采用双钩串车提升。矿井通风选用抽出式、中央并列式通风，矿井总风量为67m3/s通风机型号初选为FBCZ-6-No19A，最后为经济部分，对建设整个矿井的费用进行初期预算，使设计更合理规范。 通过完整的矿井设计，了解矿井整体的开拓部署、通风与安全、生产工艺安排、劳动组织、生产管理及技术经济效益；掌握矿井设备的选型计算；熟悉矿井通风及配风方法。从整体上掌握矿井的各个细节。 学生应交出的设计文件（论文）： 毕业设计说明书《永聚煤矿初步设计说明书》 图纸七张包括： 1、井田开拓平面图（1:5000） 2、井田开拓剖面图（1:2000） 3、井巷断面图（1:50） 4、回采工作面祥图（1:200） 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（示意） 4
主要参考文献（资料）： （1）徐永圻等，《煤矿开采学》，中国矿业大学出版社，1999； （2）冷金龙等，《矿山井巷工程量计算手册》，河北科学技术情报研究所出版，1984； （3）陈炎光等，《中国采煤方法》，中国矿业大学出版社，1991； （4）徐永圻等，《中国采煤方法图集》，中国矿业大学出版社，1990； （5）刘吉昌等，《倾斜长壁开采》，煤炭工业出版社，1993； （6）张荣立等，《采矿工程设计手册》，煤炭工业出版社，2003； （7）张国枢等，《通风安全学》，中国矿业大学出版社，2000； （8）王家廉等，《煤矿地下开采方法》，煤炭工业出版社，1985； （9）杨坚等，《矿井提升运输选型设计》，煤炭工业出版社出版，1981； （10）《煤矿安全规程》，煤炭工业出版社，2006； （11）《煤炭工业矿井设计规范》，中国计划出版社 2006； （12）《井巷工程》，中国矿业大学出版社，1985； （13）《矿山供电》，中国矿业大学出版社，1995； （14）《运输与提升》，中国矿业大学出版社，1996； （15）《煤炭井巷工程综合预算定额》，煤炭工业出版社出版，2008。 专业班级 采矿工程0602班 学生 白永伯 要求设计（论文）工作起止日期 2010/3/8～2010/6/21 指导教师签字 日期 教研室主任审查签字 日期 系主任批准签字 日期
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前 言
毕业设计是采矿工程专业最后一个教学环节，其目的是使本专业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，也是对一个采矿工程技术人员的基本训练。
本次设计的内容是山西吕梁离石永聚煤矿4#、10#煤层初步设计。是在永聚煤矿井田概况和地质特征的基础上，结合搜集到的其它相关原始资料、运用所学知识、参考《煤矿开采学》、《煤炭工业矿井设计规范》、《煤矿矿井开采设计手册》、《煤矿安全规程》等参考资料，在辅导老师深入浅出的精心指导下独立完成。在设计的过程中我受益非浅。此次毕业设计是根据国家煤炭建设的有关方针、政策，结合设计矿井的实际情况，遵照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，运用自己所学的专业知识独立完成设计的。
通过本次设计，我看到了许多以往自己欠缺的地方，提高了综合能力，知识水平也有了一定的提高。由于本人能力有限，错误难免，恳请各位老师指正。
本次设计的指导老师为李慧老师，同时还得到了田取珍、龚培林、张东峰、曲民强、孙惠民、史鹏飞、王开、李建中、丰建荣等老师的悉心指导，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，他们经常加班加点，牺牲了大量的工作时间和业余时间，在此我向他们表示衷心的感谢和深深的敬意！由于本人水平有限，设计中难免存在错误和不足，恳请各位老师不吝指正。
学生：白永伯 2010年6月19号
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摘 要
本次设计是开采永聚煤矿4#、10#煤层，煤层厚度分别为2.94m、5.02m，煤层间距为21m。据井田外围资料调查该井田为低瓦斯矿井，上组煤瓦斯涌出量平均为3.14m3/t，下组煤为2.02m3/t。煤层均有爆炸危险性。煤的自然倾向等级为不易自燃。根据矿井涌水量预测，该矿井正常涌水量为75m3/h，采用大井法预测结果为100m3／h。
山西永聚井田位于山西省吕梁离石沙麻沟村及一带，南距离石区约7km。井田内地形比较简单，村与村之间均有简易公路相联，可通行卡车。所以工业广场的位置位于井田中东部，采用斜井开拓，主、副斜井及风井的断面分别为14.7m2、13.2 m2、15.9m2。开拓方案一为从程家坪附近上方打斜井至4#与10#煤层向南北开掘运输大巷、轨道大巷、回风大巷至井田边界。方案二为从井田中东部上方打斜井至4#与10#煤层向东西开掘运输大巷、轨道大巷、回风大巷至井田边界。方案一、二的工业广场都位于井田中东部。根据比较开拓工程量可视为相同，但在技术上方案二出现后期搬家频繁，留三角煤多，所以选择开拓方案一。开拓方案一划分为两个盘区，首采区定为东盘区。
矿井达产时的首采工作面位于一号盘区，工作面长度为150m，推进长度为1442m，回采工艺采用后退式、综合机械化采煤法，采用“四六制”作业制度。采空区采用全部跨落法管理顶板。
矿井通风采用抽出式通风，矿井总风量为67m3/s困难时期和容易时期的风阻分别为2593Pa、2700Pa。通风机的型号为FBCZ-6-No19A防爆对旋轴流通风机，风量范围为42-100 m3/s ，风压范围为200-1170Pa.
关键词：矿井开拓、采煤方法、综合机械化采煤。
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Abstract
The design is the exploitation of YongJu 4#，10 # coal mine, coal seam thickness was2.94m, 5.02m. seam pitch was21 m. According to data mine the external investigation of the mine field for the low-gas coal mine, the coal gas emission in an average of13.14m3/ t, the next group of coal to 2.02m3 / t. Seam of both the risk of explosion. Grade coal to natural tendency not spontaneous combustion. According to mine discharge forecast, the normal discharge of mine for 75m3/ h, Chung's largest water at 100 m3/ h.
The Coal Mine in lvliang city lishi county, 7 km lishi, which has taiyuan to jundu highway. Although the mine in more complex terrain, but between the village and village roads are linked to simple, can use trucks. Therefore, the location of Industry Square in the vicinity of middle, a inclined shaft development, Lord, vice shaft ventilation inclined shaft and the section were14.7m2, 13.2 m2,15.9 m2. Option 1,Develop a programme for the middle of the vicinity of the north east is necessary to develop the transport, rail, air return roadway to the north mine the border, track , To the wind tunnel. Option 2 is in the south of middle tunneling transport, rail and air return roadway, and then in mine excavation west of the West transport, rail, air return roadway to the westhern border. two are located in the industrial plaza near middle. According to comparison can be regarded as pioneering works of the same, but the technical programme in the reverse transport, and face the direction of advancing too long, equipment requirements, so I chose to develop Option 1. Develop Option 1 was divided into two zones, the first mining area as a central one,.
Mine production of the coal face in the first set on the 1st District, face a length of 150m, promote the length of 1442m, using back-mining process, Fully-high one-time full-mechanized coal mining Law, the \"April 6\" operating system. Gob-of-use of all management roof.
Out of a ventilation shaft ventilation, the total air volume of mine for 67m3/s easy and difficult period during the Drag were 360.69Pa, 729.74Pa. Fans of the model FBCZ-6-No19A, its air volume range of 40-100 m3/ s, wind pressure range of 200-1170 Pa.
Key words: mine development, mining methods, fully mechanized coal mining.
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目录
前 言........................................................................................................................................................ 6 摘 要........................................................................................................................................................ 7 Abstract .......................................................................................................................................................... 8 目录 ............................................................................................................................................................... 1 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 第二章 井田境界与储量 ...................................................................................................................... 19
第一节 井田境界.......................................................................................................................... 19 第二节 地质储量的计算 .............................................................................................................. 19 第三节 可采储量的计算 .............................................................................................................. 20 第三章 矿井工作制度及生产能力 ...................................................................................................... 22
第一节 矿井工作制度 .................................................................................................................. 22 第二节 矿井设计生产能力和服务年限 ...................................................................................... 22 第四章 井田开拓 .................................................................................................................................. 24
第一节 井田开拓方式的确定 ...................................................................................................... 24 第二节 达到设计生产能力时工作面的配备 .............................................................................. 28 第五章 矿井基本巷道及建井计划 ...................................................................................................... 30
第一节 井筒、石门与大巷 .......................................................................................................... 30 第二节 井底车场.......................................................................................................................... 31 第三节 建井工作计划 .................................................................................................................. 32 第六章 采煤方法 .................................................................................................................................. 34
第一节 采煤方法的选择 .............................................................................................................. 34 第二节 回采工作面的个数、产量及装备 .................................................................................. 34 第三节 工作面顶板管理方式及支护设备选型 .......................................................................... 39 第四节 确定采(盘)区巷道布置与要素 ....................................................................................... 40 第五节 回采工艺及劳动组织40 第六节 盘区的准备与工作面接替 .............................................................................................. 42 第七章 井下运输 .................................................................................................................................. 46
第一节 运输系统和运输方式的确定 .......................................................................................... 46 第二节 运输设备的选择和计算 .................................................................................................. 46 第八章 矿井提升 .................................................................................................................................. 48
第一节 主井提升.......................................................................................................................... 48 第二节 副井提升.......................................................................................................................... 52 第九章 矿井风量计算及分配 .............................................................................................................. 58
第一节 风量的计算 ...................................................................................................................... 58 第二节 矿井通风系统和风量分配 .............................................................................................. 61 第三节 计算负压及等积孔 .......................................................................................................... 62 第四节 选择矿井通风设备 .......................................................................................................... 65 第五节 全安生产技术措施 .......................................................................................................... 67
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第十章 经济部分 .................................................................................................................................. 70
第一节 矿井设计概算 .................................................................................................................. 70 第二节 劳动定员和劳动生产率 .................................................................................................. 71 致 谢 ......................................................................................................................................................... 76 外文资料...................................................................................................................................................... 77
World coal mining technology ........................................................................................................... 77 中文翻译...................................................................................................................................................... 81
国际煤矿开采技术.............................................................................................................................. 81 参考文献...................................................................................................................................................... 84
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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
野川煤业有限公司位于高平市西北15km处的野川镇北沟、乔家沟、柳树底一带，行政区划隶属高平市野川镇管辖。地理坐标为东经112°46′51〞～112°51′00″，北纬35°49′51〞～35°48′24″。
井田南距沁(水)～辉(县)二级公路7km。距太(原)～焦(作)铁公路南陈铺集煤站12km，杨(杨家庄)～界(界牌岭)的乡级公路从矿区东侧通过。以上公路干线、煤站均有乡镇硬化三级公路公路与其连接，总之，交通颇为方便。详见交通位置图1－1－1。
图1－1－1
交通位置图
二、矿区的工农业生产建设状况
井田内以农业为主，主要农作物有小麦、玉米、高粱和谷子等。工业主要有煤等采掘业。
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三、 矿区电力供应基本情况
该矿位于山西省吕梁市离石区境内，属山西省吕梁电力公司供电范围，本矿西南方大约10km的城南建有110kV变电站，该变电站装有两台40MVA主变压器，配有35kV出线间隔；本矿东南方大约3km的沙会则建有110kV变电站，该变电站装有两台31.5MVA主变压器，配有35kV出线间隔。矿方已于上述两变电站达成供电协议，两变电站容量均可以满足本矿生产用电量的要求。供电可靠，供电质量有保证，满足《煤矿安全规程》的要求。
四、 矿区水文简况
本区属黄河流域沁河水系丹河支流，井田属野川河上游冲沟，野川河向东南汇入许河，许河在河西镇附近汇入丹河。井田内无河流等大的地表水体，沟谷中平时干涸无水，雨季才有短暂流水或洪水排泄。但井田西南部边界有一条季节性河流从井田西部边界流过。区西南部边界外附近为杜寨水库。
五、 矿区的地形与气象及地震情况
1、地形与气象
井田地处太行山山脉的西南侧，沁水盆地的东翼。地形总体北高，南低，最高点位于井田北部山包上，标高1237m，最低点位于井田南部，标高842m，相对高差395m，且伴有黄土冲沟的低山沟谷地貌。全井田地貌属中低山区类型。
本区属东亚温带大陆性气候，四季分明。根据高平地区近40年气象资料，年均气温10.2℃，一、二月份最低，极端最低气温-23.1℃(1972年1月02日)，六、七月份最高，极端最高气温38.5℃(1978年6月30日)。年均降雨量567.1mm，历史最高年降雨量达870.7mm（2003年），最低仅305.9mm（1997年），雨季多集中在7、8、9三个月，约占全年降雨量的70％，无霜期在 191天以上，年平均冻结天数 78.2天，一般出现在1～2 月份前后，最大冻土深度54cm，多年平均相对湿度64％。春冬两季多西北风，夏秋两季多东南风和南风，风力一般3～4级，最大达6级左右。最大风速一般为7.5m/s。 2、地震情况
据历史记载地震台网监测，上世纪70年代之前，晋城地区共发生过5级以上地震1次，5级以下有感地震44次，最大地震是1303年9月发生在高平的5.5级地震。根据中华人民共和国标准GB18306－2001《中国地震动峰加速度区划图》，本区属高烈度区，烈度在VI度，动峰值加速度为0.05g。
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第二节 井田地质特征
一、井田地质
1、地质层位
井田广泛为大面积黄土覆盖区，中部出露二叠系下统下石盒子组及上统上石盒子组地层。根据钻孔及区域资料，将该区地层由老至新分述如下： 1、奥陶系中统峰峰组（02f）
为含煤地层之基底，埋藏于井田深部。岩性为深灰、青灰色厚层状石灰岩，夹灰黄色、黑灰色泥灰岩，含次生石膏及侵染状黄铁矿，下部裂隙岩溶发育，并为方解石脉充填，局部为角砾状石灰岩，厚度一般不大于100m。
2、石炭系中统本溪组（C2b）
平行不整合于下伏奥陶系石灰岩凹凸不平之古侵蚀面上，岩性、岩相及厚度变化较大，一般由灰色鲕状铝土岩、铝质泥岩、灰黑色泥岩组成，偶有灰黑色粉砂岩、夹菱铁矿及硫铁矿等组成。全组厚度1.49～13.11m，平均6.10m。
3、石炭系上统太原组（C3t）
区内主要含煤地层之一，以K1砂岩与下伏本溪组分界，并与之呈连续沉积，岩性主要为深灰色泥岩、砂质泥岩、石灰岩、细砂岩及煤层煤线组成。含稳定的石灰岩4～8层，煤层6～8层，煤层多赋存于灰岩底部。该组厚度67.67～92.29m，平均87.55m。据岩性组合特征，自下而上可分为三个岩性段：
（1）一段（C3t1）（K1砂岩底～K2灰岩底）
岩性为黑色泥岩、粘土质泥岩、粉砂岩、砂岩及煤层组成。底部K1砂岩不稳定，局部缺失或可相变为粉砂岩，顶部为全区稳定可采的15号煤层。该段厚度12.86m。
（2）二段（C3t2）（K2灰岩底～K4灰岩顶）
由三层稳定的石灰岩及砂岩、泥岩、煤层、煤线组成，灰岩中含燧石结核和方解石细脉，动、植物化石丰富，石灰岩之下多有煤层赋存，底部K2石灰岩厚度大，层位稳定，是良好的标志层。全段平均厚27.51m。
（3）三段（C3t3）（K4灰岩顶～K7砂岩底）
岩性为深灰色泥岩、砂岩、粉砂岩、石灰岩及煤层组成，位于该段下部的9号煤层零星可采。全段平均厚47.18m。
4、二叠系下统山西组（P1s）
K7砂岩底～K8砂岩底，为全区主要含煤地层之一，岩性由深灰——黑色泥岩、砂质泥岩、砂岩及煤层组成。上部为灰色、灰黄色砂质泥岩及泥岩互层，局部夹有二层不可采煤层；中部为黄灰色砂岩、砂质泥岩及3号可采煤层。下部为灰色砂质泥岩、有时相变为黄灰色细砂岩，中夹黄铁矿层及灰黑色泥岩。3号煤层位于该组中下部，全区稳定可采，平均厚5.36m，与下伏太原组整合接触。该组厚度46.94～59.47m，平均厚度45.00m。
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5、二叠系下统下石盒子组（P1x）
与下伏山西组为整合接触。底部发育一层厚0.50～20.68m的中粒岩屑石英砂岩（K8），风化后成同心圆结构，与山西组分界。中下部岩性以灰绿色泥岩为主，间夹砂岩；中上部以灰绿色、黄绿色砂岩为主，间夹砂质泥岩，顶部为灰色、灰紫色及杂色铝土质泥岩，具鲕状结构，呈网格状构造，其色鲜艳俗称“桃花泥岩”，有时相变为砂质泥岩。本组厚度50.00～85.00m，平均厚度60.59m。
6、二叠系上统上石盒子组（P2s）
主要岩性为杏黄色、黄绿色砂质泥岩及黄色泥岩互层，其中夹不稳定的黄绿色砂岩，底界以K10砂岩与下伏下石盒子组呈整合接触，井田内零星出露，最大残留厚度130m。井田北部、西北部大面积出露。
7、第四系中、上更新统（Q2+3）
中更新统（Q2）下部为浅红色至暗红色砂质粘土，含铁锰质薄膜，半胶结至不胶结，中部为灰黄色砂砾石，上部为浅红色砂质粘土，含钙质结核。上更新统（Q3）为黄色亚粘土，夹钙质结核，垂直节理发育，孔隙度大，常形成陡坎、陡壁。第四系在井田东南部大面积分布，一般厚0～25m，平均10m。 2、含煤地层
本区含煤地层为二叠系山西组和石炭系太原组。
山西组含煤三层，即1号、2号、3号煤层。其中1号、2号煤层为不稳定的不可采煤层，一般为煤线或缺失。3号煤层全井田稳定可采，煤层平均厚5.36m，本组地层平均厚45.00m，可采煤层含煤系数12.38%。
太原组含煤8层，即5、7、8、9、11、12、13和15号煤层，其中15号煤为全井田稳定可采煤层，11号煤为不稳定的局部可采煤层，其余煤层零星可采或不可采。本组平均厚87.55m，可采煤层平均总厚3.80m，含煤系数4.34%。
井田地质柱状图见图1-2-1
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二、地质构造
该区地层总体为一走向北东，倾向北西的单斜构造；沿倾向方向有幅度不大的波状起伏，中东部以一轴向北东的向斜构造为主，两翼地层平缓基本对称，倾角约3°～8°。
区内有一个环形陷落柱，3号煤层陷落直径约60m。
区内发现有1条断层F1，为逆断层，走向近南北，倾向东，倾角45°，断距10m左右，井田内延伸500m左右，两边尖灭。无岩浆侵入，地层平缓。井田内总体构造属简单类型。
三、井田水文地质
1、地表河流
本区属黄河流域沁河水系丹河流域，井田属野川河上游冲沟，野川河向东南汇入许河，许河在河西镇附近汇入丹河。井田内无河流等大的地表水体，沟谷中平时干涸无水，雨季才有短暂流水或洪水排泄。
矿区西南部边界外附近为杜寨水库，相距矿界最近处100m。该库建成于1972年，主要用于防洪、蓄水，库容量10万立方米，近年来时有干涸现象。在开采至水库附近时应留足保安煤柱，并采取相应防范措施。 2、含水层
（一）、 第四系松散沉积物孔隙潜水含水层 该含水层主要为第四系松散沉积物，岩性为砂质粘土夹砂、砾，据水文地质调查，其含水层埋藏较浅，但富水性较差，受季节变化影响较大。
（二）、二叠系碎屑岩类裂隙含水层
该含水岩组主要含水层为K9、K8、K7等砂岩，其中K9砂岩含水层因距煤层较远，与煤层之间又有厚层的泥岩及砂质泥岩隔水层，对煤层的开采影响较小，K7砂岩含水层位于3号煤层之下，对3号煤层的开采影响较小，K8位于3号煤层之上，对3号煤层的开采影响相对较大。据野川报告钻孔抽水实验结果，山西组含水层单位涌（q）为0.0008～0.0246L/s·m，渗透系数（k）为0.00548～0.0321m/d。
据井田东部乔家沟煤矿资料，该矿开采3号煤层，生产能力150kt/a，井下实际正常涌水量为240 m3/d，雨季可达360 m3/d，说明该含水层富水性弱。
（三）、太原组（C3t）砂岩、灰岩裂隙含水层
岩溶裂隙含水层K2、K3、K4、K5灰岩，沉积稳定，厚度变化不大。岩溶裂隙的发育随埋藏深度增加而减弱，即浅部裂隙发育，岩芯破碎，钻进中冲洗液消耗量大，富水性相对较强，深部岩芯较完整，裂隙发育较差，富水性相对较差。据区域资料，本组主要分为下列两组含水层组：
1. K2、K3岩溶裂隙含水层：
裂隙溶洞水：K2厚度8.30～12.29m，K3厚度1.72～3.81m，沉积稳定。据区域
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资料：该层含水层强弱与赋存深浅有密切关系，浅部地段裂隙发育，钻孔最大消耗量10.20m3/h。深部岩芯完整，裂隙发育较差，水量很小，单位涌水量为0.000091L/s·m，渗透系数0.005 m/d。水质类型HCO3·SO4–Ca·Mg型。
2.K5岩溶裂隙含水层：
裂隙溶洞水：K5厚度1.68～4.71m，沉积稳定，据区域资料，该层含水层强弱与赋存深浅有密切关系，浅部地段裂隙发育，含水性强。浅部地段涌水量最大24L/s·m，而深部为0.000114 L/s·m。
（四）、奥陶系中统（O2）灰岩岩溶裂隙含水层
本井田奥陶系中统地层无出露，据2005年9月～2006年4月在柳树底村西北部施工的奥灰水井资料，岩性主要由深灰色厚层状灰岩、角砾状灰岩、薄层泥质灰岩组成的富水性强的含水层。上部岩溶裂隙不发育且多被方解石脉充填，下部岩溶裂隙发育，溶蚀作用明显，岩洞多为直径大于2cm的蜂窝状深洞。该井出水量20m3/h，水位标高619.70m。推测井田内奥灰水位标高为618～620m。
3、隔水层
（一）、太原组底部及本溪组泥岩、铝土质泥岩隔水层
由太原组（C3t）底部泥岩及本溪组（C2b）铝土质泥岩形成的隔水层，厚度约10～20m左右，该隔水层与奥陶系灰岩呈平行不整合接触，阻隔奥陶系岩溶水和上覆煤系地层含水层的水力联系。
（二）、二叠系砂岩含水层之间的层间隔水层
主要为泥岩、铝土质泥岩、砂质泥岩，厚度多为4～13m。该隔水层呈层状分布于各砂岩含水层之间，阻隔了各砂岩含水层之间的水力联系。
4、矿井水文地质类型
综上所述，该矿煤层为（顶板）孔裂隙充水矿床，同时结合多年来煤矿开采排水情况和本井田周围矿井的排水情况分析，本井田水文地质类型属简单。 5、矿井充水因素分析
根据井田水文地质特征及生产矿井资料证实，古窑水和下部含水层的水均会通过裂隙涌入矿井。 6、矿井涌水量
根据矿方提供资料，并结合计算结果，当生产能力达到90万t/a时，矿井正常涌水量为75 m3/h，最大涌水量为100 m3/h。矿区内采煤历史悠久，本区内有过开采史的有野川窑沟煤矿（已关闭）矿井正常涌水量4m3/h，最大涌水量8m3/h；乔家沟煤矿正常涌水量10m3/h,最大涌水量15m3/h；野川红岩沟煤矿（已关闭）正常涌水量6m3/h,最大涌水量10m3/h；高平北扬煤矿（十关闭）正常涌水量7m3/h,最大涌水量12m3/h；杜寨煤矿（已关闭）正常涌水量5m3/h,最大涌水量10m3/h；柳树底煤矿及
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小窑破坏区等。上述已关闭矿井均于2009年底关闭。
井田内乔家沟煤矿开采3煤资料，该矿开采3号煤层，生产能力150kt/a，井下实际正常涌水量为240 m3/d，雨季可达360 m3/d，按照《煤矿防治水规定》第三分类依据，为简单型。
四、主要含水层的补给、径流、排泄条件
奥陶系中统马家沟组灰岩为区内富水性相对较强的含水层，通过接受灰岩裸露区的大气降水补给，局部接受河道地表水渗漏补给及其它含水层的越层补给。本井田处于径流承压区，井田内奥灰水位标高为618～620m 左右，地下水流向在井田内由北向南，而后向东南部的郭壁泉及白洋泉排泄，越往东南越接近排泄区，岩溶裂隙越发育，富水性越好。
石炭、二叠系地层由于具有含水层、隔水层相间成层的特点，大气降水及地表水对地下水补给不利，特别是深部裂隙不发育，又有多层泥岩的隔水。因此接受大气降水及地表水补给的碎屑岩裂隙水大部分受地形控制，在切割较深处以裂隙下降泉的形式排出地表。只有极少部分垂向补给深部含水层。
第四系松散含水层多沿山坡及沟谷低凹地带分布，大部分为透水性弱的中更新统红褐色粉质粘土，主要接受大气降水补给，向下伏地层及地形低凹处排泄。
四、煤层的埋藏特征
本区含煤地层为二叠系山西组和石炭系太原组。
山西组含煤三层，即1号、2号、3号煤层。其中1号、2号煤层为不稳定的不可采煤层，一般为煤线或缺失。3号煤层全井田稳定可采，煤层平均厚5.36m，本组地层平均厚45.00m，可采煤层含煤系数12.38%。
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太原组含煤8层，即5、7、8、9、11、12、13和15号煤层，其中15号煤为全井田稳定可采煤层，11号煤为不稳定的局部可采煤层，其余煤层零星可采或不可采。本组平均厚87.55m，可采煤层平均总厚3.80m，含煤系数4.34%。
五、煤层的附存特征
1. 3号煤层
位于山西组中下部，上距下石盒子组底砂岩(K8)约33m左右，下 距太原组K6灰岩6～18m，煤层厚度2.72～6.30m，平均厚度5.36m，含0～1层夹矸，结构简单。煤层顶板为中粒砂岩、粉砂岩；底板为泥岩或细砂岩。属全区可采的稳定煤层。但目前区内中、东部地段3号煤层已大部分采空。
2.9号煤层
位于太原组K4灰岩之上，上距3号煤层平均41.43m，下距11号煤层平均10.54m，厚度0.00～2.13m，平均0.64m。含0～1层夹矸。其顶板为泥岩，底板为泥岩或泥质灰岩，属不稳定的的零星可采煤层。见9号煤层等厚线图3-1及可采范围分布图。
3. 11号煤层
位于太原组K4灰岩之下，上距9号煤层平均10.54m，下距15号煤层平均32.55m，
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厚度0～2.24m，平均0.72m。含0～1层夹矸，结构简单。其顶板为泥岩，底板为泥岩或泥质灰岩。属局部可采的不稳定煤层。
4.15号煤层
位于太原组下部K2灰岩之下0.05～0.50m，上距11号煤层平均32.55m，下距K1砂岩平均7.93m，煤层厚度1.85～3.25m，平均2.55m，煤层厚度变化大，一般含夹矸0～1层，个别含2～3层，结构简单。顶板多为K2灰岩，局部为黑色泥岩；底板为泥岩或粉砂岩。属全区可采的稳定煤层。见可采煤层特征表3-1。
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井田可采煤层特征表 单位：m 表3-1
煤层厚度 煤层结构 煤层号 最小-最大 层间距（m） 可采性 稳定性 煤层顶底板岩性 （含夹矸数） 平均 （m） 2.72-6.30 中粒砂岩、粉砂岩 3 --------- 26.04-64.67 简单（0-1） 局部赋存、零星可采 不稳定 --------- 5.36 泥岩、细粒砂岩 --------- 41.43 2.26-4.13 泥岩 9 --------- 简单（0-1） 稳定 --------- 全区赋存、全部可采 8.15-23.79 2.82 泥岩、泥质灰岩 --------- 2.21–3.84 石灰岩、泥岩 10.54 11 --------- 简单（0-1） 全区赋存、全部可采 稳定 --------- 2.24 泥岩、泥质灰岩 26.32-42.79 1.85-3.25 --------- 石灰岩、泥岩 15 --------- 简单（0-3） 局部赋存、零星可采 不稳定 --------- 32.55 2.55 泥岩、粉砂岩 六、煤层对比
井田内含煤地层沉积稳定，岩性组合特征具有规律性，标志层及煤层特征明显，
变化规律清晰，为煤层对比提供了可靠的依据。
本区煤层对比的标志层主要有K2、K3、K4、K5四层灰岩及K7、K8砂岩。另外3号、9号、15号煤层本身的厚度及其组合关系也是重要的标志特征。
各标志层特征及其在对比中的意义简述如下：
K2灰岩：位于太原组下部，为15号煤层的直接顶板，该岩层含燧石条带，富含蜒科化石，厚度大，层位稳定，极易识别。K2灰岩厚8.30～12.29m，平均厚10.60m。下部常夹薄层泥岩，本层是对比15号煤层的重要标志。
K3灰岩：位于太原组中下部，为13号煤层的直接顶板，岩石坚硬致密，含燧石团块及蜒科化石，泥质含量少，该岩层下距K2灰岩6.73m左右，K3灰岩厚1.72～3.81m，平均3.13m，是对比12号号、13号煤层的主要标志。
K4灰岩：位于太原组中部，岩石致密坚硬，含泥质团块及蜒科化石。下距K3灰岩6.49m左右，平均厚0.56m，K4灰岩与K3灰岩之间赋存11号、12号煤层。
K5灰岩：位于太原组中上部，层位较稳定，岩石坚硬，含蜒科化石及其它动物化石，厚1.68～4.71m，平均厚2.62m，下距K4灰岩32.47m，K5与K4灰岩间赋存7号、8号、9号煤层。
K7砂岩：位于山西组底部，为深灰色细粒砂岩，横向上常相变为粉砂岩或砂质泥岩，层厚0～2.0m，平均厚0.30m，层位较稳定，是对比3号煤层的重要标志。
K8砂岩：位于下石盒子组底部，为灰色中粒砂岩，厚度0.50～20.68m，平均5.55m。K7与K8之间赋存1号、2号、3号煤层。
综上所述，依据标志层、层间距、煤层结构和组合关系及旋回特征等方法，可采煤层3号、9号、15号煤层对比可靠。
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七、煤的工业分析及其工业用途
1、物理性质和煤岩特征
(一)煤的物理性质及宏观煤岩类型 1、3号煤层：
为黑色，条痕褐黑色，似金属光泽，中～宽条带状结构，断口贝壳状、阶梯状，内生裂隙发育，层状构造。3号煤层视(相对)密度为1.44t/m3。真(相对)密度为1.50t/m3。
3号煤层以亮煤为主，其次为暗煤，镜煤呈条带状。其宏观煤岩类型为半亮型煤。 2、9号、11号、15号煤层：
9号、11号、15号煤层均为黑色，条痕褐黑色，似金属光泽，细～中条带状结构，断口贝壳状、阶梯状，内生裂隙发育，层状构造。9号、15号煤层节理及内外生裂隙发育，充填物多为黄铁矿散晶及方解石细脉。9号煤层视(相对)密度为1.47t/m3。真(相对)密度为1.54t/m3。11号煤层视(相对)密度为1.47t/m3。真(相对)密度为1.55t/m3。15号煤层视(相对)密度为1.45t/m3。真(相对)密度为1.52t/m3。
9号、11号、15号煤层以亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤条带。含星散状黄铁矿及黄铁矿结核，镜煤呈条带状。属半亮型～半暗型煤。
(二)显微煤岩特征
3号、9号、15号煤层显微组分含量见表3-2-1。 3号煤层：
显微组分镜质组主要以基质镜质体为主,均质镜质体次之，基质镜质体中常布有粘土颗粒，有的呈条带状分布，有少量碎屑镜质体。
惰质组含量一般，多为氧化半丝质体，胞腔内充有粘土颗粒，有部分的丝炭碎屑体、也有少量的粗粒体。
3号煤层镜质组含量变化为88.2%-88.4%，平均为88.3%，惰质组含量变化为11.6%-11.8%，平均为11.7%。
矿物含量不高，其含量变化为6.8%-7.0%，平均为6.9%，多为分散状粘土，有的呈层状、条带状分布，也有的透镜状、浸染状等等。
9号煤层：
显微组分镜质组主要以基质镜质为主体,均质镜质体次之，各向异性较强，有少量碎屑镜质体。惰质组多为氧化半丝质体，少量火焚丝质体，有部分的碎屑丝质体。
9号煤层镜质组含量变化为80.8%-82.1%，平均为81.5%，惰质组含量变化为17.9%-19.2%,平均为18.6%。
矿物含量不高，含量变化在11.2%-13.2%之间，平均为12.2%，多为分散状粘土，有的呈层状分布，也有的呈块状、浸染状、充填状等等。有少量的细晶状黄铁矿，有个别黄铁矿结核状。
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3号、9号、15号煤层显微组分统计一览表 表3-2-1
有机组分(%) 煤层 镜质组 惰质组 壳质组 粘土类 6.8-7.0 无机组分(%) 硫碳酸盐类 氧化硅 化铁类 显微反射率 煤岩0Rmax（%） 小计 类型 6.8-7.0 2.40-2.50 微镜6.9 2.45 惰煤 11.2-13.2 2.42-2.47 微镜12.2 2.45 惰煤 7.2-9.1 2.58-2.65 微镜8.0 2.61 惰煤 3 88.2-88.4 11.6-11.8 (2) 88.3 11.7 9 80.8-82.1 17.9-19.2 (2) 81.5 18.6 15 85.4-87.8 12.2-14.6 (2) 86.3 13.8 6.9 9.5-11.7 1.5-1.7 10.6 1.6 6.6-7.4 1.0-1.7 7.0 1.4 15号煤层： 显微组分镜质组主要以均质镜质体为主，有部分基质镜质体，各向异性较强，基质镜质体中有分散状粘土颗粒，少量碎屑镜质体。惰质组多为氧化半丝质体，有部分的粗粒体，少量的碎屑丝质体和火焚丝质体。
15号煤层镜质组含量变化为85.4%-87.8%，平均为86.3%，惰质组含量变化为7.2%-9.1%,平均为8.0%。矿物含量不高，含量变化在11.2%-13.1%之间，平均为12.2%，多为分散状粘土，有的呈层状分布，也有的呈充填状、侵染状，有少量的细晶状黄铁矿，有个别黄铁矿结核状。 2、化学性质
（一）化学性质
区内3号、9号、11号、15号煤层化验指标汇总见表3-2-2。现将3号、9号、11号、15号煤层的煤质特征分述如下：(各煤层灰分、硫分质量分级按GB/T15224.1-2004、GB/T15224.2-2004、GB/T15224.3-2004进行)。
1、3号煤层 原煤水分（Mad）为 0.34%-3.64%，平均1.44%，浮煤水分（Mad）为0.72%-1.22%，平均0.95%。
原煤灰分（Ad）为9.24%-30.18%，平均为17.61%，为特低灰-高灰煤。浮煤灰分（Ad）为8.06%-9.43%，平均8.70%。
原煤挥发分（Vdaf）为8.24%-12.66%，平均10.30%；浮煤挥发分（Vdaf）为8.56%-9.68%，平均9.04%，为特低挥发分煤。
原煤硫分(St,d)为0.23%-0.46%，平均0.36%，为特低硫煤。浮煤硫分(St,d)为0.38%-0.47%，平均0.42%。
从各种硫测试结果看3号煤层以有机硫为主，其次为硫化物硫，因此，洗选后煤中硫分含量略有升高（见表3-2-3）。
3号煤层各种硫测试结果统计表 表3-2-3
煤层号 原煤 3号煤 浮煤 注：括弧内为统计点数
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Sp,d（%） 0.16-0.18 0.17 (2) 0.10-0.11 0.11 (2) Ss,d（%） 0.00 0.00 So,d（%） 0.19-0.24 0.22 (2) 0.28-0.30 0.29 (2) 2、 9号煤层 原煤水分（Mad）为 0.74%-2.11%，平均1.60%，浮煤水分（Mad）为0.59%-1.23%，平均0.93%。
原煤灰分（Ad）为16.96%-21.01%，平均为18.78%，为中灰煤。浮煤灰分（Ad）为7.29%-11.57%，平均9.48%。
各煤层煤质化验汇总表 表3-2-2
煤层号 原 Mad(%) 工 业 分 析 浮 原 Ad(%) 浮 原 Vdaf(%) 浮 原 有 害 成 分 St,d(%) 浮 原 浮 发 热 量 原 Qgr,d(MJ/kg) 浮 Cdaf(%) 元 素 分 析 (浮) Hdaf(%) Odaf(%) Ndaf(%) 煤 灰 成 分 分 析(原)
SiO2+AL2O3+TiO2 (%) Fe2O3+CaO+MgO+K2O+Na2O (%) ST(℃) 3 0.34-3.64 1.44 (18) 0.72-1.22 0.95 (6) 9.24-30.18 17.61 (18) 8.06-9.43 8.70 (6) 8.24-12.66 10.30 (18) 8.56-9.68 9.04 (6) 0.23-0.46 0.36 (16) 0.38-0.47 0.42 (3) 0.033 22.200-30.804 28.144 (14) 89.19-91.75 90.59 (3) 3.77-4.29 3.78 (6) 2.55-4.66 3.40 (3) 1.38-1.40 1.39 (3) 86.80 9 0.74-1.90 1.43 (3) 0.98-1.23 1.11 (2) 16.96-19.39 18.03 (3) 9.57-11.57 9.43 (2) 8.46-12.38 10.60 (3) 9.16-9.70 9.43 (2) 2.62 1.87-1.92 1.90 (2) 0.009 0.012 27.683-29.260 28.435 (3) 3.38-3.85 3.62(2) 75.38 11 1.13-2.51 1.82(2) 0.38-0.58 0.48 (2) 15.24-21.35 18.30(2) 9.10-9.45 9.28 (2) 9.88-12.36 11.12 (2) 8.42-9.98 9.20 (2) 1.63-4.53 3.08 (2) 0.39-2.43 1.41 (2) 0.009 0.01 26.574-29.767 28.171 (2) 32.219 3.77 69.75 15 0.78-1.63 0.96 (10) 0.70-0.94 0.83 (3) 14.07-24.06 16.87 (10) 6.43-7.90 7.08 (10) 9.23-12.28 10.30 (10) 7.98-9.38 8.45 (10) 1.80-6.48 2.89 (10) 1.63-3.11 2.39 (10) 0.007-0.011 0.010 (6) 24.595-30.354 28.775 (10) 31.782-33.388 32.834 (3) 88.84-90.44 89.83 (5) 3.60-4.23 3.79 (10) 2.01-2.94 2.58 (5) 1.04-1.23 1.17 (6) 63.20-72.82 70.54 (6) 15.82-29.62 18.93 (6) >1500 Pd(%) 8.37 >1500 14
18.03 1320 22.62 1280 视(相对)密度 浮煤回收率(%) 煤类 注：括弧内为统计点数 1.42-1.49 1.44 (4) 35.94-60.00 51.66 (6) 1.45-1.47 1.46 (2) 61.67-62.00 61.84 (2) 1.44-1.49 1.47 (2) 55.00 1.43-1.53 1.45 (9) 45.76-62.96 57.22 (10) WY3 WY3 WY3 WY3 原煤挥发分（Vdaf）为8.46%-12.38%，平均10.70%；浮煤挥发分（Vdaf）为9.16%-9.70%，平均9.43%，为特低挥发分煤。
原煤硫分(St,d)为2.62%，为中高硫煤。浮煤硫分(St,d)为1.87%-1.92%，平均1.90%。 从各种硫测试结果看9号煤层以为有机硫主，其次为硫化物硫，因此，洗选后煤中硫分含量降低幅度不大（见表3-2-4）。
9号煤层各种硫测试结果统计表 表3-2-4
煤层号 原煤 9号煤 浮煤 注：括弧内为统计点数 Sp,d（%） 1.15-1.25 1.20 (2) 0.19-0.20 0.20 (2) Ss,d（%） 0.00 0.00 So,d（%） 1.37-1.47 1.42 (2) 1.68-1.72 1.70 (2) 3、11号煤层 原煤水分（Mad）为1.13%-2.51%，平均1.82%，浮煤水分（Mad）为0.38%-0.58%，平均0.48%。
原煤灰分（Ad）为15.24%-21.35%，平均为18.30%，为低灰-中灰煤。浮煤灰分为9.10%-9.45%，平均9.28%。
原煤挥发分（Vdaf）为9.88%-12.36%，平均11.12%；浮煤挥发分（Vdaf）为8.42%-9.98%，平均9.20%，为特低挥发分煤。
原煤硫分(St,d)为1.63%-4.53%，平均3.08%，为中硫—高硫煤。浮煤硫分(St,d)为0.39%-2.43%，平均1.41%。
从各种硫测试结果看11号煤层以有机硫为主，其次为硫化物硫，因此，洗选后煤中硫分含量降低幅度不大（见表3-2-5）。
11号煤层各种硫测试结果统计表 表3-2-5
煤层号 原煤 11号煤 浮煤 注：括弧内为统计点数
Sp,d（%） 0.11-2.24 1.18 (2) 0.10 (2) Ss,d（%） 0.00-0.01 0.01 (2) 0.00 (2) So,d（%） 1.52-2.28 1.90 (2) 0.29-2.33 1.31 (2) 4、15号煤层
原煤水分（Mad）为 0.78%-1.63%，平均0.96%，浮煤水分（Mad）为0.70%-0.94%，平均0.83%。
原煤灰分（Ad）为14.07%-24.06%，平均为16.87%，为低灰-中灰煤。浮煤灰分为6.43%-7.90%，平均7.08%。
15
原煤挥发分（Vdaf）为9.23%-12.28%，平均10.30%；浮煤挥发分（Vdaf）为7.98%-9.38%，平均8.45%，为特低挥发分煤。
原煤硫分(St,d)为1.80%-6.48%，平均2.89%，为中高硫—高硫煤。浮煤硫分(St,d)为1.63%-3.11%，平均2.39%。
从各种硫测试结果看15号煤层以有机硫为主，其次为硫化物硫，因此，洗选后煤中硫分含量降低幅度不大（见表3-2-6）。
15号煤层各种硫测试结果统计表 表3-2-6
煤层号 原煤 15号煤 浮煤 注：括弧内为统计点数
Sp,d（%） 0.95-1.42 1.19 （2） 0.18-0.54 0.36 （2） Ss,d（%） 0.00 0.00 So,d（%） 1.29-1.94 1.62 （2） 2.32-2.33 2.33 （2）
八、瓦斯、煤尘和煤的自燃发火性
1、瓦斯
山西高平乔家沟煤业有限公司矿井瓦斯等级及二氧化碳等级鉴定结果：3号煤层瓦斯相对涌出量为6.47m3/t，绝对涌出量2.04m3/min，二氧化碳相对涌出量为5.74m3/t，绝对涌出量1.81m3/min，属低瓦斯矿井。山西高平柳树底煤业有限公司矿井瓦斯等级及二氧化碳等级鉴定结果：3号煤层瓦斯相对涌出量为25.3m3/t，绝对涌出量7.93m3/min，二氧化碳相对涌出量为3.98m3/t，绝对涌出量1.25m3/min，属高瓦斯矿井。
乔家沟煤业及相邻煤矿瓦斯涌出量统计表 表5-1
瓦斯相对涌出量 (m/t) 乔家沟煤矿 2007 柳树底煤矿 红岩沟煤矿 2008 乔家沟煤矿 6.63 22.21 4.40 8.19 3年 矿井名称 瓦斯绝对涌出量 (m/min) 2.09 6.91 0.80 2.34 3二氧化碳相对涌出量 (m/t) 5.96 2.25 2.09 7.38 3二氧化碳绝对涌出量 (m/min) 1.93 0.70 0.38 2.11 3鉴定 级别 低 高 低 低 16
柳树底煤矿 2009 乔家沟煤矿 柳树底煤矿 25.07 6.47 25.3 7.52 2.04 7.93 2.77 5.74 3.98 0.83 1.81 1.25 高 低 高
2、煤尘爆炸性
据山西省煤炭煤炭工业局综合测试中心2006年所做的煤尘爆炸性鉴定报告：乔家沟煤矿3号煤层煤尘无爆炸性。
据山西省煤炭煤炭工业局综合测试中心2008年所做的煤尘爆炸性鉴定报告：乔家沟煤矿3号煤层煤尘无爆炸性。
9号、15号煤层煤尘爆炸性鉴定表 表5-3
采 样 地 点 煤 层 号 3 9 工 业 分 析(％) Mad (%) 1.52 2.27 2.82 1.67 2.61 2.51 Ad (%) 16.64 16.72 18.66 27.41 24.97 15.24 Vdaf St，d (%) (%) 10.56 10.36 10.13 12.05 11.66 9.88 0.34 1.41 1.59 2.29 1.93 1.63 爆 炸 性 实 验 火焰 抑制煤尘爆炸长度 最低岩 粉 量 (mm) (%) 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 鉴 定 结 论 YC-10 YC-13 煤尘没有爆炸性 煤尘没有爆炸性 煤尘没有爆炸性 煤尘没有爆炸性 煤尘没有爆炸性 煤尘没有爆炸性 YC-16 YC-7 YC-16 YC-5 9 15 15 11 据山西省煤炭煤炭工业局综合测试中心2008年所做的煤尘爆炸性鉴定报告：柳树底煤矿3号煤层煤尘无爆炸性。
根据本次施工YC-5、YC-7、YC-10、YC-13、YC-16号孔对3、9、11、15号煤层煤尘爆炸性试验结果(见表5-2)，其火焰长度0mm，
扑灭火焰的岩粉量为0%，可见本井田3、9、11、15号煤层之煤尘均没有爆炸危险性。
3、煤的自燃倾向
据山西省煤炭煤炭工业局综合测试中心2006年所做的煤炭自燃倾向鉴定报告：
17
乔家沟煤矿3号煤层煤的吸氧量为0.9788cm3/g，煤层自燃倾向等级为Ⅲ类。3号煤层属不易自燃煤层。据山西省煤炭煤炭工业局综合测试中心2008年所做的煤炭自燃倾向鉴定报告：乔家沟煤矿3号煤层煤的吸氧量为1.03cm3/g，煤层自燃倾向等级为Ⅲ类。3号煤层属不易自燃煤层。据山西省煤炭煤炭工业局综合测试中心2008年所做的煤炭自燃倾向鉴定报告：柳树底煤矿3号煤层煤的吸氧量为0.94cm3/g，煤层自燃倾向等级为Ⅲ类。3号煤层属不易自燃煤层。
根据本次施工YC-5、YC-7、YC-10、YC-13、YC-16号孔对3、9、11、15号煤层样作煤的自燃倾向性试验结果(见表5-4)， 3号
煤层吸氧量为0.96cm3/g，自燃倾向等级为Ⅲ类，属不易自燃煤层9号煤层吸氧量为0.92-0.95cm3/g，自燃倾向等级为Ⅲ类，属不易自燃煤层。
11号煤层吸氧量为1.00cm3/g，自燃倾向等级为Ⅲ类，属不易自燃煤层。 15号煤层吸氧量为0.88-0.89cm3/g，自燃倾向等级为Ⅱ-Ⅲ类，属自燃煤层。 15号煤层为自燃煤层，应引起高度重视。
15号煤层自燃倾向性鉴定表 表5-4
煤 采样地点 层 号 YC-10 YC-13 YC-16 YC-7 YC-16 YC-5 3 9 9 15 15 11 工 业 分 析(%) Mad (%) 1.52 2.27 2.82 1.67 2.61 2.51 Ad (%) 16.64 16.72 18.66 27.41 24.97 15.24 Vdaf (%) 10.56 10.36 10.13 12.05 11.66 9.88 St，d (%) 0.34 1.41 1.59 2.29 1.93 1.63 吸氧量 cm3/g 0.96 0.95 0.92 0.88 0.89 1.00 自燃倾向等级 Ⅲ类 Ⅲ类 Ⅲ类 Ⅱ类 Ⅲ类 Ⅲ类 煤炭自燃倾向性 不易自燃 不易自燃 不易自燃 自燃 不易自燃 不易自燃 18
第二章 井田境界与储量
第一节 井田境界
该矿批准开采9、11号煤层，生产能力为90万t/a，井田南北走向长2592m，东西倾向宽5572m，面积为9.33km2。井田范围由下列1～15个拐点坐标连线圈定。见井田境界拐点坐标表2-1-1。
表2-1-1 井田境界拐点坐标表
点号 1 2 3 4 5 6 7 8 横坐标 3967451.05 3965734.02 3965734.02 3966151.02 3966151.02 3966419.02 3966592.36 3967513.03 纵坐标 19666500.31 19666500.31 19665835.29 19665835.29 19663508.25 19663508.25 19661990.84 19660931.21
点号 9 10 11 12 13 14 15 横坐标 3968331.04 3968331.05 3968101.04 3968101.05 3968287.05 3968101.05 3967451.04 纵坐标 19660931.21 19661911.23 19662271.23 19665281.28 19665391.28 19665572.28 19665572.28
第二节 地质储量的计算
一、地质/工业储量
该矿批准开采9号、11号煤层。9号煤层平均厚度为2.82m，容重为1.40t/m3；11号煤层平均厚度为2.24，容重为1.40t/m3，资源/储量厚度采用厚度的算术平均值。
矿井地质储量计算公式： 其中9号煤地质储量为
Q=S×M×D=9.33×2.82×1.40=36.83484百万t 11号煤地质储量为
Q=S×M×D=9.33×2.24×1.40=29.25888百万t 矿井总地质储量为
Q=36.83484+29.25888=66.09百万t 式中：Q—资源/储量：百万t；
S—水平面积：（百m2）； M—平均厚度m；
D—煤层平均视密度：t/m3。
经计算矿井工业储量约为66.09百万t，其中9号煤层储量36.83百万t，11
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号煤层储量29.26百万t。
二、矿井设计资源/储量
根据《煤炭工业矿井设计规范》中规定：计算矿井设计资源/储量时，应从工业储量中减去断层、防水、井田境界、地面建（构）筑物等永久煤柱煤量及因法律、社会、环境保护等因素影响不得开采的煤柱煤量。
矿井设计储量计算公式如下： 设计储量=工业储量-永久煤柱损失
因本井田地质情况简单，所以煤柱损失按工业储量的10%计算，则设计储量=工业储量×（1-10%）=7232.09万t。
第三节 可采储量的计算
根据《煤炭工业矿井设计规范》中规定：计算设计可采储量时，应从设计资源/储量中减去工业场地、井筒、井下主要巷道等保护煤柱量；其煤柱留设要求和计算方法，必须符合现行《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的有关规定。
矿井设计可采储量计算公式如下：
矿井设计可采储量＝（矿井工业储量-煤柱损失）×采区回采率
即Zk(ZP)C
式中：Zk──可采储量，万t； Z──工业储量，万t； P──煤柱损失，万t；
C──采区回采率。
其中：煤柱损失包括井田边界煤柱、采空区煤柱、工业场地保护煤柱以及大巷保护煤柱，各种煤柱留设如下：
井田边界煤柱留20m，水平大巷之间留30m，两侧留30m煤柱，采空区边界留20m，工业场地按二级保护，井筒按一级保护，再根据表土层和基岩厚度(表土移动角45°，基岩移动角72°)计算保安煤柱。当矿井报废时，预计护巷煤柱损失可回收50%左右。
采区回采率：
厚煤层不应小于75%，中厚煤层不应小于80%，薄煤层不应小于85%。
本矿4号煤层为中厚煤层，故回采率取80%，10号煤层属于厚煤层，故回采率取75%。（介于1.3～3.5 m为中厚煤层）
经计算，全矿井设计可采储量为5556.41万t，矿井可采储量计算结果详见表2-3-1。
20
表2-3-1 矿井设计可采储量计算表 单位：万t 煤层编号 4 10 合计 设计储量 2646.95 4585.14 7232.09 开采损失 529.39 1146.29 1675.68 设计可采储量 2117.56 3438.86 5556.41 经计算，矿井设计可采储量为5556.41万t。
井田边界煤柱 15661.02*20*1.4=438508.71561t
工业场地留煤柱 90*10000
井筒留煤柱
巷道留煤柱30*4
村庄留煤柱
断层留煤柱20
21
第三章 矿井工作制度及生产能力
第一节 矿井工作制度
矿井正常工作的制度对其管理及生产的正常、高效运转都是非常重要的。本矿设计生产能力为90万t/a，根据原能源部颁发的《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定，初步设计工作日数为330d，实行四班工作制度，即三采一准，三个采煤班，在采煤班内进行“落、装、运、支、移”等工序，准备班进行回柱放顶、检修设备、推移转载机等工作。每采煤班工作小时为6h，每昼夜净提升量为16h。关于工作制度，按每班完成的循环次数应为整数，即每一个循环不能跨班完成，否则不便于工序之间的衔接，施工管理也比较困难，不利于实现正规循环作业。
第二节 矿井设计生产能力和服务年限
一、矿井设计生产能力
依据2006年实施的新《煤炭工业矿井设计规范》矿井设计生产能力，应根据资源条件、外部建设条件、国家对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。本矿井生产能力的确定，主要考虑以下几方面因素：
1、储量因素：本矿地质条件简单，煤层赋存稳定，矿井保有工业资源/储量为66.09百万t，设计可采资源/储量为5556.41万t。
2、开采能力因素：矿井采用斜井开拓，井下采用带式输送机运输煤炭，运输能力大。辅助运输大巷采用连续牵引车作辅助运输，在大巷两侧布置条带开采，生产系统简单，可以满足90万t/a生产能力的要求。
3、市场需求因素：本矿拟开采的煤层，煤质优良，市场需求前景好，因此，适当加大开发力度不仅能产生显著的经济效益，而且能产生较好的社会效益。
综合考虑以上因素，并结合矿井外部条件和主管部门批文，经过技术分析比较后，确定矿井年生产能力为90万t/a ，属于中型矿井，服务年限为44a 。
二、矿井服务年限
依据2006年实施的新《煤炭工业矿井设计规范》，新建矿井及其第一开采水平的设计服务年限，不宜小于表3-2-1的规定。
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表3-2-1 新建矿井设计服务年限
矿井设计 生产能力 (Mt/a) 6．0及以上 3．0～5．0 1．2～2．4 0．45～0．9 矿井设计 服务年限 (a) 70 60 50 40 第一开采水平设计服务年限(a) 煤层倾角 ＜25° 35 30 25 20 煤层倾角 25°～45° -- -- 20 15 煤层倾角 ＞45° -- -- 15 15 矿井服务年限按下式计算： 5556.41ZT=k==44a AK0.91.4式中：T—矿井设计服务年限，a； Zk—可采储量，万t；
A—设计生产能力，万t/a；
K—储量备用系数，
依据2006年实施的新《煤炭工业矿井设计规范》计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数宜采用1.3～1.5。本次计算取1.4 。
经计算可得：A=900kt，T=44a
则矿井服务年限符合整合矿井的有关规定，所以确定矿井设计生产能力90万t/a，服务年限44a。
0.90Mt
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第四章 井田开拓
第一节 井田开拓方式的确定
一、确定开拓方式的主要原则
1、确定井筒的形式、数目及其配置，合理选择井筒及工业场地的位置； 2、合理地确定开采水平数目和位置； 3、布置大巷及井底车场；
4、确定矿井开采程序，作好开采水平的接替 ； 5、进行矿井开拓延深，深部开拓及技术改造； 6、力求简化生产系统，尽量减少井巷工程量；
7、尽可能提高机械化程度，提高生产效率，实现安全高效； 8、投资少，工期短，见效快。
二、开拓方案的确定
1、工业场地位置的选择
工业场地位置选择综合考虑的主要因素和原则如下： （一）井下条件
①在井田走向方向的储量中央或靠近中央位置，可采储量基本平衡这样可使走向运输大巷的运输费用最低，同时在生产中能保持两翼均衡生产和采区的正常接替，而且巷道维护通风等相应费用也降低。
②在井田倾斜方面：采用单水平开采时，井筒运输大巷靠近，与井底车场形成一体，尽可能不搞石门。
③开拓方式和井口位置选择时，一定要与初期移产达产采区的位置及其持续统一考虑。
④井筒尽可能避开减少穿越地质及水文复杂的地层或地段。
⑤尽量减少井筒及工业场地煤柱数量，特别是少压或不压前期开采条件好的煤层。有条件时可放在无煤带和煤层无开采价值的地带。 （二）地面条件
①井筒位置应选在比较平坦的地方。 ②井口应满足防洪设计标准。
③井口应避开地面滑坡 、岩崩、 雪崩、 泥石流、 流沙等危险地区。 ④井口与工业场地位置必须符合环境保护的要求。 ⑤工业场地要不占良田，少占农田。
⑥井口位置要与矿区总体规划的交通运输 、供电 、水源、 居住区、 辅助企业等布局相协调，使之有利生产，方便生活。
24
根据上述因素和原则，并结合该矿井的实际情况，根据本井田地形地貌图，有一个地方可以布置工业广场。此处位于井田中部，距井田边界北约1238m，东约2020m。该处地势开阔、平坦，交通便利，具备良好的供电、供水系统。 2、井筒形式的选择
根据精查报告确定的煤层自然产状、构造要素、顶底板条件、冲击层结构、地形以及水文地质条件等，其中以煤层赋存深浅和冲击层的水文地质条件对开拓方式影响最大。本矿4号、10号煤层赋存深度均为200～300m间，冲击层厚度不大于30m，水文地质条件简单，所以考虑采用斜井开拓。
本矿采用主、副斜井和回风立井开拓，井筒技术特征见表4-1-1。
表4-1-1 井筒特征表 井口坐标 井筒 X Y 井口 标高 井筒 长度 (m) 井筒 倾角 17° 断面 形式 半圆拱形 半圆拱形 圆形 净净宽 断 （净面直径 积 (m) (m2) 14.7 13.2 15.9 4.5 4.2 4.5 支护 方式 砌碹 砌碹 砌碹 主斜井 副斜井 回风立井 4158544.942 4158574.942 4158544.942 19514537.699 1058.0 530 19514602.299 1058.0 461.8 17° 19513577.698 1112.3 203.0 90° 根据《煤炭工业矿井设计规范》 有煤与瓦斯突出危险的矿井，高瓦斯矿井，煤层易自燃的矿井及有热害的矿井，应采用对角式或分区式通风；当井田面积较大时，初期可采用中央式通风，逐步过渡为对角式或分区式通风。由于井田面积中等，故采用中央式通风。 3、井田开拓方案
根据开拓方式布置原则、工业场地位置的选择和煤层赋存条件，设计提出了两个开拓方案进行比选，方案分述如下：
方案一：采用斜井开拓方式。主斜井X=4158544.942，Y=19514537.699，作为主提升井，采用料石砌碹支护方式。主斜井井筒内采用带式输送机，担负全矿井的煤炭提升任务，兼作一个安全出口。其井筒方位角为90°，主斜井井筒倾角为17°，兼作进风井，同时布置所需综合管线，主井内铺设台阶作为矿井的安全出口。副斜井X=4158574.942，Y=19514602.299，井筒方位角为90°，井筒倾角为17°，兼作进风井，采用料石砌碹支护方式，井筒内采用串车进行提升，作为运送材料、升降人员、提升矸石等之用。
从井田东北部距东部边界868.5m处分别打主斜井和副斜井至10号煤层，向南北方向掘进运输大巷和轨道大巷至井田边界的保护煤柱，从井田中部距东部边界1510m处打回风立井至4号煤层，并在4号煤层向南北方向掘进回风大巷至井田边界的保护
25
煤柱。
方案二：
从井田东北部距东部边界812m处分别打主斜井和副斜井至10号煤层，向东西方向掘进运输大巷和轨道大巷至井田边界的保护煤柱，并从该处打回风立井至4号煤层，并在4号煤层向东西方向掘进回风大巷至井田边界的保护煤柱。
三、井田内的再划分
本矿井开采的4号、10号煤层平均层间距为21m，4号煤层平均厚度为2.94m，10号煤层平均厚度为5.02m。由于本矿煤层倾角为3°左右，属于近水平煤层，所以可以决定采用盘区式开采。这种划分方式的巷道布置系统简单，巷道掘进工程量少，维护费用低，投产也较快；运输系统简单，占用设备少，运输费用低；通风路线短，风流方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物也相应减少。
四、大巷的布置
大巷布置采用联合布置，运输大巷和轨道大巷布置在10号煤层中， 回风大巷布置在4号煤层中。目前国内大中型煤矿多采用煤层巷道掘进以减少矸石排放及缩短巷道掘进时间，所以，大巷布置推荐采用在煤层中集中布置方式，运输大巷和轨道大巷均采用半圆拱形断面，回风大巷采用矩形断面，各大巷均采用锚喷支护。
五、方案的比较
1、从工程量方面比较
方案一从井田东北部距东部边界968m 处分别打主斜井和副斜井至10号煤层，从井田中部距东部边界1510m处打回风立井至4号煤层，主要轨道大巷掘进长度为2981.0m，主要运输大巷掘进长度为2981.0m，主要回风大巷掘进长度为2981.0m，主要大巷掘进总长度为8943.0m。
方案二从井田东北部距东部边界810m处分别打主斜井和副斜井至10号煤层，打回风立井至4号煤层，主要轨道大巷掘进长度为2635.7m，主要运输大巷掘进长度为2643.5m，主要回风大巷掘进长度为2628.0m，主要大巷掘进总长度为7907.2m。
经过比较，两方案工程量差异在10%以内，属同等方案。 2、从技术方面比较
方案一：巷道布置简单，投产快，工作面推进长度比较平均，工作面推进避免穿过村庄，井筒与大巷直角衔接，施工容易工程量小且不需要特殊施工。
方案二：巷道布置简单，但井筒与大巷连接处的角度较小，不易施工与巷道维护，回风立井布置在工业场地内，距离回风大巷较远，需要较长的集中回风巷与回风大巷相连，巷道工程量大，搬家频繁，留三角煤多。
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方案技术、经济比较见表
表4-1-2 开拓方案技术比较表
优点 方 案 1 ①地面运输条件良好 ②地面双回路供电条件已具备 ③地面供水距离短 ④ 井下反向运输少 ⑤生产管理简单，干扰小，出煤早 ⑥基建投资少，通风能力强 ⑦初期工程量少，投产快 缺点 ①井下巷道总长较长 ③搬迁工程量大，社会关系不易协调和处理 方 案 2 ①地面运输条件良好 ②地面双回路供电条件已具备； ③地面供水距离短 ④井下反向运输少 ⑤生产管理简单，干扰小，出煤早 ⑥通风能力强，线路短 ⑦总工程量小 ① 后期搬家频繁 ③工业场地和井筒所需保护煤柱较多，三角煤不易回收 ④搬迁工程量大，社会关系不易协调和处理 ⑤大巷两侧工作面推进长度不对称 表4-1-3 基建费用表
方案比方案一 方案二 较 工程量（米） 单价 费用 工程量 单价 费用 （元/m） （万元） （m） （元/m） （万元） 项目 主斜井井筒 副斜井井筒 煤巷 岩巷 回风立井 合计 初期工程量（m） 总工程量（m） 初期投资（万元） 总投资（万元） 530 461.8 8943.0 0 203.0 10137.8 10000 10000 3000 9000 10000 530 461.8 2682.9 0 203.0 3877.7 632.8 440.5 8207.2 0 121.0 9401.5 10000 10000 3000 9000 10000 632.8 440.5 2462.16 0 121.0 3676.46 ②井下生产环节较多，运输设备投资大 ②留三角煤多 表4-1-4 费用总表 方案一 3880.9 10137.8 2030.8 3877.7 方案二 5060.3 9401.5 2354.1 3676.46 3、综合评价
根据比较可知方案一与方案二的井巷工程量可视为相同，但是方案二的初期工程
量要大于方案一的初期工程量。从技术上比较，由于方案后期搬家频繁，留三角煤多且方案一投产快，所以综合考虑选用方案一。
综上对两方案各要素的陈述和比较，可知方案一更经济、更合理、投产更早，故决定采用方案一。
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第二节 达到设计生产能力时工作面的配备
一、移交生产和达到设计能力时的盘区数目、位置和工作面生产能力计算
根据该矿煤层赋存情况和巷道布置，全井田划分为2个盘区，矿井移交生产和达到设计能力时为第一盘区生产。第一盘区位于井田东部，在一盘区4号煤层内布置一个长壁采煤工作面生产，回采工作面采用三班采煤一班检修。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×Vo×M×γ×C
式中：Q— 工作面年产量， 万t/a； L— 工作面长度，150m；
Vo—工作面年推进度，日进9刀，故日推进5.4m，则年推进1782 m；
M—工作面采高，2.94m； γ—煤的容重，1.38t/m3
C—采煤工作面采出率（厚煤层取0.93，中厚煤层取0.95，薄煤层取0.97）
取0.95。
则，Q采=150×1782×2.94×1.38×0.95×0.85=87.6万t/a
掘进出煤按回采工作面产量10%考虑， 则，
Q掘=875725.320×10%=8.8万t/a
全矿井年产量为：Q=Q采＋Q掘=96.4万t/a 满足矿井设计生产能力90万t/a的要求。
根据《煤炭工业设计规范》规定，矿井设计移交生产标准为90万t以上的矿井： 1、井上、下各生产系统基本建成，并能进行安全生产； 2、“三量”达到标准；
3、回采工作面长度一般不小于设计回采工作面长度的50%； 4、工业广场内的行政，公共建筑及其设施全部建成； 5、居民区及其设施基本建成。
根据这些规定，设计本井田在4号煤层一采区内首先投产，由于4号煤层为中厚煤层，进入正常生产后完全可以达到产量。
根据采区工作面生产条件和生产能力，考虑到各采煤设备之间的配套关系，矿井主要采煤设备选型如下：
二、主要采、掘机械及配套设备
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表4-2-6 回采工作面主要采煤机械配备表
序 号 1 2 3 4 5 6 设 备 名 称 采煤机 液压支架 端头液压支架 刮板输送机 转载机 可伸缩带式输送机 型号 MG400W ZY3600-14/32 ZT1P28000/17/35 SGD—730/180 SZB730/75 SSJ1000/125 单位 台 架 架 台 台 台 数量 1 100 4 1 1 1
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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
矿井达到设计生产能力时，共使用三个井筒，即主斜井、副斜井和回风立井。 各井筒用途分述如下：
（1）主斜井：担负全矿井煤炭提升任务，并兼作进风井和安全出口。
（2）副斜井：担负全矿井人员升降、提升矸石、下放材料、设备等辅助提升任务，并兼作进风井。
（3）回风立井：回风和安全出口。
根据主、副井（风井）的井筒形式或石门与大巷，考虑提升与运输设备的数量、规格、其他装备（如水管风管及电缆）与人行道（或梯子间等）具体数据，设计或由标准设计图册选取合理井巷断面。
矿井主井提煤采用钢绳芯带式输送机提升，井下运输巷道均采用皮带运输，皮带宽为1.0m，外形尺寸最大为1.51m；副井提升采用串车提升。
二、井筒、大巷的布置及装备
矿井移交生产至达到设计能力时，先开凿3个井筒，即主斜井、副斜井、回风立井，开掘为回采工作面服务的运输大巷，轨道大巷及回风大巷，各井筒及大巷的装备如下:
（1）主斜井：倾角17°，斜长530m，半圆拱形，净断面14.7m2，采用料石砌碹支护的方式，装备1000mm带宽的钢绳芯带式输送机进行提升，铺设台阶，主斜井兼做进风井和安全出口。
（2）副斜井：倾角17°，斜长461.7m，半圆拱形，净断面13.2 m2，采用料石砌碹支护的方式，采用串车进行材料和人员的提升，同时布置所需综合管线，铺设台阶，副斜井兼做进风井与矿井的安全出口.
（3）回风立井：圆形，采用料石砌碹支护的方式，担负全矿井的回风任务，设置梯子间，作为矿井的安全出口。
（4）轨道大巷：半圆拱形，布置在10号煤层中，锚喷支护，采用连续牵引车运输，设置600mm的双轨， 一侧设置500mm的检修道，另一侧设置1000mm的人行道，巷道两侧架设电缆和管道.
（5）运输大巷：半圆拱形，布置在10号煤层中，锚喷支护，铺设1000mm带宽的钢绳芯带式运输机，600mm的单轨检修道，人行道布置在巷道的水沟一侧，两侧架设电缆
（6）回风大巷：矩形，布置在4号煤层中，锚喷支护，担负全矿井的回风任务。 具体技术参数见井筒特征表5-1-1。
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表5-1-1 井筒及主要巷道征表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 断面 形状 断面尺寸（m） 净宽 净高 3750 3600 3750 3600 2940 2940 2940 支护 方式 砌碹 砌碹 砌碹 锚喷 锚喷 锚喷 锚杆 锚杆 支护 厚度 （mm） 300/500 300/500 300/800 100 100 100 100 100 掘进 净断面 断面 （m2） （m2） 14.7 13.2 15.9 14.7 13.2 13.2 9.4 8.8 17.9/20.1 16.2/18.4 20.4/29.2 15.7 13.9 14.3 9.4 8.8 巷道名称 主斜井 副斜井 回风立井 运输大巷 轨道大巷 回风大巷 运输顺槽 轨道顺槽 半圆拱形 4500 半圆拱形 4200 半圆拱形 4500 半圆拱形 4500 半圆拱形 4200 矩形 矩形 矩形 4500 3200 3000 巷道断面尺寸根据运输、通风、行人、管线敷设等要求而定，各类巷道视围岩条件、服务年限、用途等不同，采用不同的断面形状及支护形式。主、副井井筒均采用拱形断面，料石砌碹支护；运输、轨道大巷及井底车场和硐室也采用拱形断面，回风大巷采用矩形断面，其中运输、轨道和回风大巷采用锚喷支护，井底车场和硐室采用料石砌碹支护；工作面运输、轨道顺槽采用矩形断面，锚网支护。具体尺寸和支护形式见井巷断面图。
第二节 井底车场
一、井底车场形式
井底车场采用平车场，存车线长度约为80m，采用调度绞车调车。车场巷道采用半圆拱断面，料石砌碹支护，见井底车场平面布置图。本矿井为斜井开拓，副斜井掘进至10号煤层，沿煤层底板布置平车场作为井底车场，负责材料运输、人员升降和矸石排放，同时布置有水泵房、水仓、中央变电所等主要硐室。井底车场巷道和主要硐室均采用半圆拱断面，锚喷支护。
主井掘进至10号煤层底板后继续向下掘进到距10号煤层底板垂深20m处变平连接井底煤仓，采用锚喷支护方式。
二、井底车场硐室
在副井井底布置有水泵房、水仓、中央变电所等主要硐室。井底车场巷道和主要硐室均采用半圆拱断面。
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1、井下配电室及水泵房
本设计井下中央变电所及水泵房布置在副井井底10号煤层底板岩层中。中央变电所和水泵房底板标高高出井底车场底板0.5m，中央变电所和水泵房中间利用防火门隔开，两硐室各有一条通道与井底车场相连接。在两硐室的通道内都设有防火门和栅栏门。两硐室与井底车场并联通风。在泵房掘一个长方形吸水井，混凝土浇筑。 2、水仓
矿井在水泵房东北侧布置主、副水仓，布置在10号煤层底板岩层中。为了减少水仓内的泥污量，在水仓入口段设溢水式沉淀池，水仓采用一部调度绞车牵引矿车清理，沉淀池人工清理。
第三节 建井工作计划
一、矿井建设方式
基建工程和矿井工程同时开工，机电安装工程根据建设周期和资金到位情况统筹考虑，在矿井工程的主副斜井分别与井底车场、硐室、运输大巷贯通后，随施工进度工期情况及时安装主斜井、副斜井提升设备、回风立井通风机设备和中央变电所设备，使永久生产系统逐步到位。矿建、土建、安装三类工程应平行作业，同期移交。矿井建设考虑采用一次设计，一次建成的方式。主要理由如下：
1、分期建设、分期投产方式生产与施工相互干扰，对生产组织不利。 2、有利于尽早向公司提供足量的煤炭。
二、施工方法
在矿建、土建、设备安装三类工程的施工中，应尽力提高机械化水平，三类工程的施工应充分利用时间和空间，采取平行交叉作业，加快建井速度，缩短建井工期。合理使用人力、财力、物力，提高矿井建设的经济效益，地面生产系统应与矿井同步建设，同步投入使用。加快建井速度的措施和建议：做好矿井施工前的准备工作，确保矿井开工后能连续施工。
三、矿井移交标准
矿井移交标准如下：
项目完成时井筒工程量1194.7m左右，运输大巷，轨道大巷，回风大巷的总大巷工程量2682.9m，4号煤工作面顺槽、采区车场等煤巷工程量4500m同时，地面生产及辅助设施也应同步完成，给排水工程、供暖、供电及其它与矿井有关的配套工程均需一次完成，交付使用。
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四、施工进度指标确定
井巷进度指标的确定，主要参照设计规范的有关要求，结合当地井巷施工队伍的实际水平和本矿施工条件，进行综合确定的，具体指标如下：
斜井井筒表土段：70m/月； 斜井井筒基岩段：70m/月； 回风立井表土段：70m/月； 回风立井基岩段：70m/月； 岩巷：150m/月； 倾斜岩巷：100m/月； 煤巷（大巷）：400m/月； 煤巷（顺槽）：400m/月； 硐室：300m３/月。
五、建井工期
矿井施工工期为23.7个月，井巷工程与地面设施同步施工，同步建成。井巷工程施工进度详见施工进度表。
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第六章 采煤方法
第一节 采煤方法的选择
该煤矿设计生产能力为90万t/a，为中型矿井。根据煤层赋存情况、开采技术条件和管理水平，本着投资少、见效快、安全性好和回采率高的原则，经技术比较后，确定采用长壁采煤法。
第二节 回采工作面的个数、产量及装备
设计采用一个综采工作面保证矿井90万t/a产量，综采工作面布置于4号煤层中。4号煤层平均厚2.94m，一次采全高，即采用单一长壁采煤法，工作面长150m。
因本矿井采用两层煤联合布置分煤层开采，达到正常生产时期时，为一个工作面生产，每昼夜为三班生产一班检修，其中每班进3刀，工作面长度初步确定为150m，则根据条件可计算矿井工作面的生产能力。
回采工作面生产能力按下列公式计算： Q采=L×Vo×M×r×C
式中：Q— 工作面年产量，万t/a； L— 工作面长度，150m；
Vo—工作面年推进度，日进9刀，故日推进5.4m，则年推进1782m；
M—工作面采高，2.94m； r—煤的容重，1.38t/m3
C—采煤工作面采出率（厚煤层取0.93，中厚煤层取0.95，薄煤层取0.97）
取0.95。
则，Q采=150×1782×2.94×1.38×0.95×0.85=87.6万t/a 掘进出煤按回采工作面产量10%考虑， 则，Q掘=875725.320×10%=8.8万t/a） 全矿井年产量为：Q=Q采＋Q掘=96.4万t/a 满足矿井设计生产能力90万t/a的要求。
工作面采用：采煤机 MG400W，刮板输送机SGD—730/180运煤，工作面轨道顺槽配备1台JD-11.4型调度绞车。另外还配备一套MRB-160/31.5A型乳化液泵站和一台5D-2/150型注水泵。 1、采煤机
根据采区工作面生产条件和生产能力，考虑到各采煤设备之间的配套关系，采煤机选型如下：
4号煤层以一个综采工作面保证年产90万t/a的生产能力，长壁综采工作面日产量2654t左右。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。设计按照比国内平均先进水平有所提高，确定综采机组每班开机率为50%。
1）采高的选择
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采煤机的采高应与煤层厚度的变化范围相适应，根据4号煤层赋存条件和开采技术条件，确定采煤机的采高为4号煤层的平均厚度，即2.94m。
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。4号煤层采高为2.94m，所以双滚筒采煤机的滚筒直径大于或等于1.47m即可满足使用要求，根据采煤机滚筒直径系列，取滚筒直径1.6m。
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为0.6m
4）采煤机应具有的生产能力
4号煤层年产90万t/a，年工作日330d，日产量2727t/d。 采煤机的选择应与工作面生产能力相适应，可用采煤机的平均割煤速度作为基本参数计算，对于端头斜切进刀，双向割煤，采煤机的平均落煤能力由下式计算：
Qm60A(L2LsLm) 3TA1440KCLdBH式中：Qm—采煤机落煤能力，t/h；
A—回采工作面日产量，2654t/d； L—工作面长度，150m；
Ls—刮板输送机弯曲段长度，20m； Lm—采煤机两滚筒中心距，取10m； K—采煤机日开机率，根据经验取50%； C—工作面回收率，95%；
Td—采煤机反向时间，取5min； B—采煤机滚筒截深，0.6m； H—工作面平均采高，2.94m； γ—煤的容重，1.38t/m3； 则：
Qm
60A(L2LsLm)602654(15022010)369t/h 3TdA35265414400.50.951501440KCL0.62.941.38BH根据采煤机的平均落煤能力计算采煤机的平均割煤速度，公式如下：
VcQm
60BH式中：Vc—采煤机的平均割煤速度，m/min；
Qm—采煤机落煤能力，t/h； B—采煤机滚筒截深，0.6m； H—工作面平均采高，2.94m； γ—煤的容重，1.38t/m3；
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VcQm3692.53m/min60BH600.62.941.38
在采煤过程中，采煤机实际落煤量和割煤量速度是一个随机值，因此，采煤机的
最大割煤速度较平均割煤速度应有一定的富裕量。
VmaxKVc
式中：Vmax—采煤机的最大割煤速度，m/min；
Vc—采煤机的平均割煤速度，m/min； K—采煤机不均衡系数，取1.15。
VmaxKVc1.152.532.91m/min
采煤机最大割煤能力：
Qmax60BHVmax600.62.941.382.91425t/h
采煤机截割功率：
N60HVmaxHW
式中：N—采煤机截割功率，kW；
Vmax—采煤机的最大割煤速度，m/min； HW—采煤机能耗指数，取0.9kWh/m；
N60HVmaxHW602.942.910.9346.5kW
根据以上计算，并考虑煤层的硬度及夹矸情况，结合目前国内高产高效采煤工作面设备配置，采煤机选用MG400W型采煤机，其主要技术参数见表6-2-1。 表6-2-1 采煤机技术特征表
设备性能 采高范围 截割深度 适应煤层倾角 电机功率 滚筒直径 最大牵引力 数据 1.8～3.6m 0.63m <35° 400kW Ф1600mm 500kN 设备性能 牵引速度 机面高度 最大卧底量 灭尘方式 电压 机重 参数 0～6m/min 1480mm 192 内、外喷雾 1140V 45.7t 2、工作面输送机
工作面可弯曲刮板输送机的选型应满足三个方面的要求：
一是工作面刮板输送机能力要保证将采煤机采落的煤全部运出，并留有一定的富裕，刮板输送机能力应不低于采煤机最大割煤能力。
QcKcQm
式中：Qc—刮板输送机能力，t/h；
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Kc—采煤机与刮板输送机同向运输时修正系数，1.1； Qm—采煤机最大割煤能力，425t/h。
QcKcQm1.1425467.5t/h
二是刮板输送机的外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。
三是刮板输送机长度与工作面长度相一致，回采工作面的设计长度为150m。 根据计算并考虑煤层夹矸因素，选用SGD—730/180型可弯曲刮板输送机，其主要技术特征见表6-2-2。
表6-2-2 刮板输送机技术特征表
型号 SGD—730/180 铺设长度（m） 150 输送能力（t/h） 500 刮板链速（m/s） 0.92 中部槽（mm） 电机功电压等级（长×宽×高） 率（kW） （v） 1500×730×220 2×90 660/1140 备注 3、液压支架
按估算法确定支架支护强度 P顶=（6～8）×γ×h=（6～8）×26×2.94 =458.64～611.52（kN/ m2）
式中 ：P顶—支架所承受单位面积顶板压力，kN/ m2；
γ—顶板岩层容重，26kN/m3； h—平均采高，2.94m。
为安全起见，4号煤层工作面顶板压力按611.52kN/ m2考虑。 根据估算法计算支架支护强度为0.612MPa。
选用郑州煤机厂生产的ZY3600-14/32综采掩护式液压支架，其主要技术特征见表6-2-3。
表6-2-3 液 压 支 架 技 术 特 征 表
型 号 ZY3600-14/32 工作阻力 (kN) 3430～3633 初撑力 (kN) 2487～2635 支护高度 (m) 1.4～3.2 支架中心距(mm) 1500 支护强度(MPa) 0.6～0.64 重量 (t) 14.0 4、转载机
顺槽转载机的转载能力要与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩带式输送机相配套，根据公式计算：
QzKzQc
式中：Qz—转载机输送能力，t/h；
Kz—转载机富裕系数，1.1；
Qc—刮板输送机能力，467.5t/h。
QzKzQc1.1467.5514.3
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按照转载机的运输能力要求，可选用SZB730/75型刮板转载机。其主要技术参数见表6-2-4。
表6-2-4 转 载 机 技 术 特 征 表
型号 SZB730/75 出厂长度（m） 25 输送能力（t/h） 630 链速（m/s） 1.33 电机功率（kW） 75 电压等级（v） 660/1140 备注 5、顺槽可伸缩带式输送机
顺槽带式输送机要与工作面推进长度相适应，小时运量应与工作面生产能力相匹配。工作面运输能力为Q=467.5t/h，取输送机带速为2.0m/s，则
BQKVC467.50.76 4002.011式中：B—带式输送机宽度，m；
Q—带式输送机的运输能力，t/h； K—货载截面系数，取400；
V—带式输送机的运输速度，2.0m/s； γ—货载散集容重，取1.0t/m3； C—输送机倾角系数，α＝0～10°时，C=1；
根据计算选用SSJ1000/125型带式输送机。其技术特征见表6-2-5：
表6-2-5 可伸缩带式输送机技术特征表 型号 SSJ1000/125 输送能力（t/h） 630 输送长度（m） 1000 带速带宽（m/s） （mm） 2.0 1000 机电功率（kW） 125 电压等级 （V） 1140 备注 6、乳化液泵
采用MRB-160/31.5A乳化液泵及X10RX泵箱，两泵一箱，功率110kW。 7、喷雾泵站
根据工作面喷雾降尘及设备冷却的需要，综采工作面喷雾泵站分别由XPB250/5.5型喷雾泵及水箱组成，功率30kW。
回采工作面主要设备型号见表6-2-6。
38
表6-2-6 4号煤层回采工作面机械设备配备表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 设备名称 液压支架 端头液压支架 单体液压支柱 采煤机 π型钢梁 刮板输送机 转载机 带式输送机 调度绞车 乳化液泵 液压支柱注液枪 喷雾泵 回柱绞车 液压支柱注液枪 设备型号 ZY3600-14/32 ZT1P28000/17/35 DZ35-20/110Q MG400W SGD—730/180 SZB730/75 SSJ1000/125 JD-11.4 MRB-160/31.5A DZ-Q1 XPB250/5.5 JM-14 DZ-Q1 数 量 容量 单位 （kW） 使用 备用 合计 400 2×90 75 125 11.4 110 30 14 架 架 根 台 根 部 部 部 台 个 个 个 台 个 100 4 80 1 40 1 1 1 3 2 2 2 2 4 10 20 10 1 1 1 1 2 110 4 100 1 50 1 1 1 4 3 3 3 4 4 第三节 工作面顶板管理方式及支护设备选型
一、工作面支护
工作面支护选用: 综采掩护式液压支架ZY3600-14/32，最小控顶距5850mm，最
大控顶距6450mm，支架间距1500mm，移架步距600mm。
支架的主要技术参数如下：
型号 ZY3600-14/32；
型式 综采掩护式液压支架； 中心距 1500mm；
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宽度 1430mm；
初撑力 2487～2635kN； 工作阻力 3430～3633kN； 支撑高度 1.4～3.2m； 泵站压力 31.5MPa； 操纵方式 本架控制； 移架步距 600mm； 质量 14.0t；
端头液压支架选择ZT1P28000/17/35型。
二、回采工作面回采方向与接替
回采工作面采用后退式回采。工作面采用顺序接替。4号煤层采完之后，再开采10号煤层。
三、采区及工作面回采率
根据《煤炭工业矿井设计规范》，4号煤层采区回采率为80％，工作面回采率为95％，10号煤层采区回采率为75％，工作面回采率为93％。
第四节 确定采(盘)区巷道布置与要素
本矿井开采4号和10号煤层，4号煤层的平均厚度为2.94m，10号煤层的平均厚度为5.02 m，两煤层的层间距为21m。本矿井采用集中大巷联合布置：运输大巷和轨道大巷布置在10号煤层中，回风大巷布置在4号煤层中。
采用集中大巷布置分煤层开采的方式对井田进行开采，即将运输大巷和轨道大巷布置在10号煤层中，将回风大巷布置在4号煤层中，先开采4号煤，4号煤层采完之后，再采10号煤层。采用一盘区一工作面的带区准备方式，轨道大巷掘至一定位置后，掘进材料运输斜巷至4号煤层，并采用双巷掘进运输顺槽和轨道顺槽至采区边界时，开切眼贯通运输顺槽和轨道顺槽，运输顺槽连通运输大巷，轨道顺槽连通回风大巷和轨道大巷。安装工作面设备后可进行工作面的回采，具体布置见采区巷道布置图。
工作面回采时，密闭另一条巷道，采用一进一回的通风方式，工作面长度为150m，采高2.94m。采用单一长壁一次采全高的采煤方法，工作面布置液压支架，双滚筒采煤机，刮板输送机，采用综采设备开采煤层，双巷之间保护煤柱留设15m。
第五节 回采工艺及劳动组织
工作面采用双滚筒采煤机落煤，型号MG400W，数量为一台，采用可弯曲刮板输送机装煤，型号为SGD-730/180，采用综采掩护式液压支架支撑顶板，型号ZY3600-14/32，数量为100架。
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一、回采工艺
该煤矿井田地质条件较简单，仅一条小断层，煤层倾角较缓，为近水平煤层。4号煤层平均厚度为2.94m，10号煤层平均厚度为5.02 m，顶、底板较稳定。煤层间距为21m，根据煤层赋存情况和开采技术条件，确定采用两层煤联合布置分煤层开采，并采用单一长壁一次采全高全部垮落法回采工艺方式。
回采工艺过程如下： 1、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，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；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再调换两个滚筒的上下位置，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，再次调换滚筒位置，返程正常割煤。 2、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。 3、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，推移输送机后在支夹底座前端与输送机之间要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。 4、综采面端头作业
综采面端头支护方式采用端头液压支架支护端头，型号为ZT1P28000/17/35，它适用于煤层倾角较小的综采面，本煤层为近水平煤层，所以此能够采用此方式来支护端头。
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二、劳动组织形式
根据工作面情况，采煤司机、机电维修、安全员、瓦斯员、送料工、开溜工、泵站司机、顺槽皮带司机为专业工种，由专人负责；其它工作如清煤等均由综合工种完成。
采煤工作面劳动组织见表6-5-1。
表6-5-1 劳动组织表
出 勤 人 数 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 工种 一班 班长兼质量检查 采煤司机 工作面开溜工 运输机司机 转载机司机 泵站司机 绞车司机 电工、检修工 瓦斯员 回柱工 综合工种 合计 1 3 1 1 1 1 1 2 1 2 10 24 二班 1 3 1 1 1 1 1 2 1 2 10 24 三班 1 3 1 1 1 1 1 2 1 2 10 24 四班 2 0 0 0 0 0 0 2 1 0 15 20 5 9 3 3 3 3 3 8 4 6 45 92 合计 第六节 盘区的准备与工作面接替
本矿井设计年产量为90万t，设计一个工作面同时开采达到设计生产能力，两个掘进工作面满足矿井生产。
一、巷道断面和支护形式
井底车场巷道、大巷全部采用半圆拱断面，锚喷支护，工作面顺槽巷道采用矩形断面，锚杆支护，必要时加网和钢带。
二、巷道掘进进度指标
巷道掘进进度指标采用如下数值： 煤巷：400 m/月；
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倾斜岩巷：100 m/月； 硐室：300m3/月。
三、回采工作面个数和回采面的机械配备
矿井生产达到设计生产能力时，在4号煤层中开掘一个回采面回采，回采面的机械配备如下表：
表6-6-1 采煤机技术参数 序号 1 电动机功率 400KW 设备 名称 双滚筒采煤机 电动机电压 1140V 型号 MG400W 总重(t) 45.7 采高（m） 1.8～3.6 单位 台 煤层 倾角 ≤35° 使用 1 截深 牵引 （mm） 方式 630 备用 无链 总数 1 牵引力 500 表6-6-2 刮板输送机技术参数 序号 1 电动机功率 2×90 设备 名称 型号 设计 长度 150 使用 1 输送 能力t/h 500 备用 刮板 速度m/s 0.92 总数 1 可弯曲刮SGD730/180 板输送机 电动机电压 660 1140 单位 台 表6-6-3 液压支架技术参数
序号 设备 名称 掩护式液压支架 泵站工作压力 31.5 型号 ZY3600-14/32 总重(t) 14.0 支撑 高度 1.4～3.2 煤层 倾角 工作 阻力 初撑力 外形 尺寸 5550×1430×1400（运输尺寸） 1 支护 强度 0.6～0.64 3430～2487～≤35° 3633 2635 使用 100 备用 10 总数 110 单位 台
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表6-6-4 端头液压支架技术参数
序号 设备 名称 型号 支撑 高度 煤层 倾角 工作 阻力 初撑力 最大不可拆卸件外形尺寸 4080×1374(运输尺寸) 1 支护 强度 0.46 ZT1P28000/17/3端头支架 5 泵站工作压力 25 最大不可拆卸件重量 2.11 1.7～3.5 <25 8000 6280 单位 台 使用 4 备用 0 总数 4 表6-6-5 乳化液泵技术参数
序号 1 配套液箱型号 X10RX 设备 名称 乳化 液泵 质量 1820 型号 MRB160/31.5A 外形 尺寸 2180×852×955 公称 压力 31.5 单位 台 公称 流量 160 使用 2 电动机功率 110 备用 1 电动机转速 1470 总数 3 表6-6-6 喷雾泵站技术参数 序号 1 外形尺寸 1680×750×745 设备 名称 喷雾泵 质量 1100 型号 XPB250/5.5 单位 台 公称 压力 5.5 使用 2 公称 流量 250 备用 1 功率 30 总数 3
四、掘进工作面个数和掘进面的机械配备
为了保证采煤工作面正常接替，根据回采工作面和掘进工作面的推进速度，全矿配备两个掘进工作面，一个综掘工作面同时在4号煤层顺槽巷道掘进，一个综掘工作面用于大巷掘进及有关硐室施工。
综掘工作面机械设备配备见表6-6-7。
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表6-6-7 综掘工作面机械设备配备表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 设备名称 掘进机 转载机 带式输送机 小水泵 局扇 锚杆机 喷浆机 搅拌机 激光定向仪 探水钻 湿式除尘器 小水泵 型号 EBJ-120TP QZP-160 SJ-800A KWQB20-75/5 FD-No6/30 MQT-120/2.7 2PG-Ⅱ 安Ⅳ JK-3 HQ-150A SCF-6 KWQB20-75/5 容量KW 120 7 100 5.5 30 5.5 5.5 7.5 18.5 5.5 单位 台 部 部 台 台 台 台 台 台 台 台 台 使用 3 1 1 2 1 1 1 1 1 1 2 2 备用 1 1 1 1 1 总数 3 1 1 3 2 2 1 1 1 2 2 3 五、矿井采掘比例关系和掘进矸石率
全矿有一个回采工作面，两个掘进工作面，采掘比为1：2。
六、工作面接替
一盘区工作面推进长度为1442m，年推进度为1782m即每个条带采煤时间为270d右。工作面接替采用顺序接替，即大巷东侧的先采1再采2、3、4，大巷西下侧的先采2再采3、4……两侧错开并同时进行开采。顺槽掘进以可以满足工作面接替为宜。大巷掘进以超前掘进工作面100m右为宜。由于采用综掘，本矿井的掘进可以满足。
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第七章 井下运输
第一节 运输系统和运输方式的确定
根据选定的开拓方案，运输大巷内煤的运输采用带式输送机运输。轨道大巷采用连续牵引车牵引，采用600mm轨距30kg/m钢轨。盘区平巷内辅助运输也采用连续牵引车牵引。
各带区采出的煤，通过工作面运输顺槽至运输大巷、井底煤仓、再通过主斜井运至地面。
各带区所需的材料和设备，通过副斜井下放至井底车场，再通过井底车场、轨道大巷、条带材料车场至轨道顺槽运至各工作面。
各带区掘进所出的矸石，通过工作面轨道顺槽、轨道大巷、井底车场，通过副斜井将矸石提至地面。
各井巷钢轨类型：轨道大巷30kg/m；工作面轨道顺槽22kg/m。 各巷道断面见巷道断面图。
第二节 运输设备的选择和计算
一、矿车、材料和人车
为满足井下材料、人员、矸石、设备的运输，布置轨道大巷，目前，矿井辅助运输方式正在不断完善与发展中，并向多元化发展，新型的辅助运输设备也各有优缺点及适用条件，一般有以下几种：无轨胶轮车，卡轨车，齿轨车，单轨吊车，连续运输车等，结合本矿特点，综合考虑采用连续牵引车作为辅助运输。
连续运输车技术参数见表7-2-1。
表7-2-1 连续牵引车技术参数
型号 SQ-1400/110 使用地点 轨道大巷，轨道顺槽 绞车功率(kW) 110 绳速(m/s) 最大倾角 0.2～2.5 8° 牵引重量(t) 30 适用运距（m） ≤2500 1、矿车选型
本矿生产能力为90万t/a，各类矿车均选用600mm轨距1t系列矿车即能满足要求。 运矸采用1t固定箱式矿车，型号MG1.1-6A； 材料运输选用1.5t材料车，型号MC1-6B； 设备运输选用3t平板车，型号MP3-6； 运人采用平巷人车，型号PRC8-6/6。
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2、矿车数量
矿车数量根据《煤炭工业设计规范》的要求和该矿实际情况，各类矿车数量见表7-2-2。
表7-2-2 各类矿车数量表 单位：辆
矿车类型 1.5t材料车 3t平板车 平巷人车 矿车型号 MC1-6B MP3-6 PRC8-6/6 矿车数量 20 28 10 备注 二、大巷内运输设备的选型
根据《煤炭工业设计规范》，结合当前最新的设计思想及理念，本矿井开拓巷道均采用煤巷，井下运输不采用传统的电机车运输方式。大巷采用带式运输机运输，运输能力大，连续性强，易于增产，管理简单，是大中型矿井合理的大巷运输方式，根据运量与运距，运输大巷采用DX4-GX1000带式输送机运输能力1000t/h，输送长度2000m，带宽1000mm，配套电机功率3×375kW。
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第八章 矿井提升
第一节 主井提升
本矿井年产量为A=90万t/a，矿井工作制度为四六制，年提升时间按br=330d/a，日净提升时间按t=16h计。矿井为斜井单水平带区开采，提升方式为斜井钢绳芯带式输送机提升，散煤密度取γ=950kg/m3。
一、设计依据
1、生产能力：设计能力90万t/a，按Q＝450t/h设计； 2、输送物料名称：原煤； 3、最大粒度：300mm；
4、物料松散密度：γ=950kg/m3；
5、安装条件：Lh=530m，倾角δ=17°；头部卸料、尾部给料； 6、受料点：一个；
7、提升高度：H＝155m； 8、工作制度：330d，16h。
二、参数及计算
1、参数的选择
（1）带宽：B=1000mm；
（2）带强：选用阻燃型的钢丝绳芯输送带，GX-1000（初选）； （3）带速：Vm=2.0m/s；
（4）胶带的单位长度重量：qB=24.63kg/m； （5）物料的每米质量：qG=Q/3.6v=41.7 kg/m；
（6）每米上托辊转动部分重量：qm＝22/1.2＝18.3 kg/m； （7）每米下托辊转动部分重量：qm＝17/3＝5.7 kg/m； （8）传动滚筒与输送带间的摩擦系数：u=0.25； （9）模拟摩擦系数：f＝0.02；
（10）上下托辊的直径φ108mm，上托辊间距ao=1.2m，下托辊间距au=3m，上托辊槽角45°。
（11）传动滚筒：D=800mm（带有阻燃橡胶覆面）； （12）选用：D1=600mm，D2=400mm的改向滚筒； （13）装料系数：C=1.31。
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2、驱动力
(1)主要阻力FH
FH=CfLg[qrO+qrU+(2qB+qG)cosδ]=15411N
(2)主要特种阻力和附加阻力 ①清扫器的阻力
Fr＝A·P·μ3=2400N
式中：A－清扫器的面积，A=0.008×2+0.012×2=0.04 μ3—清扫器与输送带的阻力系数，0.6 P—清扫器与输送带的压力，105N/m ③输送带与导料板间的摩擦力 Fgl=μ2·IV2·ρ·g·l/v2/b12=135N
式中：μ2—物料与导料板间摩擦系数，0.7 IV—输送机每秒输送能力，0.06039m3/s l—导料槽栏板的长度，4.5m b1—导料槽两栏间宽度，0.45m ④输送带绕经滚筒的缠绕阻力，按2500N计 总附加阻力：F=5035N (3)倾斜阻力
FSt=qG·g·H=64635 N
(4)输送机运行总阻力
FU=85081N 3、驱动功率
(1)轴功率
PA=FUV/1000=170(kW) (2)驱动轴功率
PM=PA/η1/η′/η″=222(kW)
式中：η1、η′、η″分别为电动机、液力偶合器和减速器的效率 选配1台JR148-8电动机(240kW，6000V)。 4、输送带张力
选用头部单传动滚筒单电机驱动，布置形式见图8-1-1，滚筒α1=210°μ=0.25，e=2.5
μα
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(1)按输送带允许最大下垂度计算最小张力
井口卸载点装卸点图8-1-1 带式输送机运输示意图°上输送带：Fminao(qBqG)g4975N
8(h/a)max下输送带：FminauqBg4618N
8(h/a)max (2)输送带各点的张力
为了保证输送带与传动滚筒之间不打滑 S2minKFU49347N e1满载时各点张力值为： 取 S2＝49347N
S1＝S2+FU=134428N S3=S2+ f·L·g[qru+qB]- qB·g·H+Fr=16786N 5、安全系数
B=1000mm GX1000的胶带 输送带安全系数计算
BSTm3.43
S1 满足要求
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6、拉紧装置
在尾部采用液压绞车拉紧装置。
正常运转时的拉紧力： nG=S3+S4 =60(kN)
选择YZL—100的液压绞车自动拉紧装置。对停机及意外停电，张紧装置能实现自动制动，可靠地确保运输带处于张紧状态。
三、选型结果
1、输送机：SSJ1000/125型带式输送机，单电机单滚筒。 2、输送带：B＝1000mm，GX-1000钢绳芯输送带。 3、电动机： JR148-8电动机(240kW，6000V)1台。 4、减速器: SSXP132—40减速器1台。 5、偶合器：YOXⅡZ500偶合器1台。 6、制动器：YWZ5-315制动器1台。
7、拉紧装置：YZL—100的液压绞车自动拉紧装置1台。
根据计算主斜井选用SSJ1000/125型带式输送机，其技术特征见表8-1-1。
表8-1-1 带式输送机主要技术特征表 代 号 斜长（m） 530 提升高运输能度（m ） 力（t/h） 155 300 带速（m/s)2.0 电机带宽带强（mm） （N/mm） 功率1000 GX1000 240 拉紧方式 液压 四、年生产能力
AN＝Q·br·t/1.2=132万t/a
式中：AN―年生产能力，万t/a Q－小时运量，300t/h br—年工作日，330d t—日工作时间，16h C—不均衡系数，1.2
五、电气
驱动机房设配电室负责主电机的供电，其电源引自矿井主井变电所。
带式输送机系统配有拉绳开关、跑偏、保护装置、带速检测装置、纵向撕裂保护装置等确保带式输送机安全启动和运行。
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第二节 副井提升
一、条件及情况简述
辅助提升井为斜井，采用串车提升，负责全矿井提升矸石、升降人员、下放设备和材料等任务。
辅助提升选用JK—2.5/30E型绞车一台，26 NAT6×+FC 1670 374 2.33钢丝绳（直径26mm），TSG—2500/15型天轮，YR系列10级电动机一台（功率185kW、电压380V）。
二、设计依据
1、提升任务
1）矸石 20车/班； 2）设备及材料 15车/班； 3）其它 8次/班；
4）最大件重量（拆卸后的液压支架） 3200kg（不含承载车重）； 2、提升容器
1）选用MGC1.1-6A，1t固定矿车，载矸1.8t，自重592kg，取600kg； 2）升降下大件时选用MP16-6平板车，自重811kg，名义载重量16t 3、井筒倾角α＝17°，斜长462m，双钩提升。
4、提升方式：串车提升，每钩设计限挂4辆矿车。
三、钢丝绳的选择
1、绳端荷重Q值计算
① 提升4辆矸石车时的绳端荷重
Q1＝4×（1800＋600）×（sin17°＋f1cos17°）＝2944kgf＝28.9kN； ② 提升最大件时的绳端荷重
Q2＝4011×（sin17°＋f1cos17°）＝1230.2kgf＝12.1kN； 2、钢丝绳单位绳重PK值计算
提升最大件时的单位绳重
PKQ＝Q1/[110δ/ma－L（sinα＋f2cosα）] ＝2944/[（110×160）/6.5－462×（sin17°＋0.2×cos17°）] ＝1.19kg/m
式中：ma为安全系数ma＝6.5； L＝462m为绳长。
52
选18.5NAT6×19+FC 1700 219 1218 ZS钢丝绳， d=18.5mm， P=1.19kg/m， Qq=219kN
3、钢丝绳安全系数验算
提最重件 m=
QqQ1PL（)csinf2cos=7.0＞6.5
四、提升机选择
1、提升机
根据《煤矿安全规程》规定，对于安装在地面的提升机，其直径与钢丝绳直径的关
系如下：
D≥80d D≥1200δ
选定的钢丝绳直径d=18.5mm 则D≥1.48m
选用JK—2/30型绞车，D=2m，B=1.5m，FJ=60000N，i=30，Vm=5m/s，Gj=23t 2、卷筒宽度验算
作两层缠绕，此时缠绕宽度
B1310(mm)<1500mm
3、强度验算
最大静张力，提升最重件时：
Fjn（GG0）g（sinaf1cosa）pL(sinaf2cosa)31285.7N
Fj＜60000N 满足要求。
五、相对位置
1、天轮选择
选用TSG1600/11型天轮，Dt=1.6m，Gt=6.8t
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2、辅助提升系统图
4°24′摘钩处
图6-1-1 辅助提升系统图初步确定提升机至井架中心的水平距离Ls=5m 井口至井架中心的水平距离L`s=L1+ L2+ L4
式中：L1为井口至阻车器的距离，一般为7～9m; L2为阻车器到摘钩点距离，此值取1.5倍串车组长度，即L2=1.5nlc，lc为矿车全长；L4为摘钩点到井架中心的水平距离，为了不致因提升机侧钢丝绳弦弧垂过大造成摘钩困难一般取
L4=（2.5～4）Ls
L`s=L1+ L2+ L4=8+20+15=43 井架高度要求能保证：
（1）摘钩后的矿车通过下放串车的钢丝绳的下部时，钢丝绳距地面的高度不得小于2.5m。该点距离摘钩点的距离为L3，一般取L3=4m。
图8-2-1 辅助提升系统图
（2）为了防止矿车在井口出轨掉道，井口处得钢丝绳牵引角1要小于9°。 按第一项要求计算井架高度Hj为： Hj=
(2.5h)(L1 L2 L4)Rt3.5m
L1 L2 L3式中：Rt为天轮半径，m；h为矿车过钢丝绳下部处的地面标高与井口标高之差，1m。
钢丝绳在井口处的牵引角1为：
HjRt8° 1arctan<9°
L1 L2 L3 54
六、电动机选型
经济速度vm：
vm=0.4H=6.3m/s
双钩提升上升端钢丝绳最大静拉力Fjc
FjcFjmaxnG0g(sinaf1cosa)78934.492550.3076384.19N 先按下式估算电动机容量P： PkbFjcvm1000j1.276384.196.3679kw
10000.85上式中 kb为功率备用系数取1.2； vm为提升速度，6.3 m/s； j为减速器传动比，0.85
选择YR800—10/1180型异步电动机。有关参数为：
Pe=800kW，ne=591r/min，d=0.92 2.06 实际提升速度： Vm=
Dne60i =2.58(m/s)
七、计算总变位质量m
1(Qg2QzgpLGjGt)md19235 kg gm=
式中：Gj，Gt分别为卷筒变位重力及天轮变位重力，Gj=6.8t；Gt=550kg。 电动机转子变位质量md由下式求出：
(GD2)d210710kg md2gD式中：为减速器传动比，=11.5。
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八、运动学计算
已知：Vm=2.58m/s， a1=0.3m/s2， V4=0.5m/s，a5=a3=0.5m/s2，L=672m ， H=249m，H4=2m。 t1= Vm/ a1=8.6(s) H1= Vm× t1/2=11.1(m) t3=(VmV4)/a3=4.16(s) H3=(VmV4)t3/2=6.4(m) t4= H4/ V4=5(s) 等速阶段
H2=HH1H3H4H5=189(m) 式中H5取40m。 t2=H2/Vm=73.25(s) 一次提升循环时间
提矸：Tx=(t1+t2+t3+t4+θ) ×2=264.82(s) θ为摘挂钩和转向时间为35s 提人：Tx人=294.82(s) 提材料：Tx料=320.82(s)
九、电动机功率验算
1、按温升条件验算
等效功率
Nd=
kFdVm=323kW<800kW
102 56
上式中：Fd为卷筒圆周的等效力；Fd=
T0F2dtTd
等效时间Td=
t1t3t4t5t2104s
23T0F32F3'2F12F1'2F22F2F2'F2'2F42F4'22t1t2t31.4t49262044955 Fdt=
23222故所预选的电动机功率合适。 2、按过负荷条件验算
102Ne=24517.7(kg) Vm电动机额定力 Fe=
Fmax/Fe=0.7<0.8λ=0.75×2.06=1.545 副斜井串车可以满足提升能力要求。
十、电气
驱动机房设配电室负责主电机的供电，其电源引自矿井主井变电所。
带式输送机系统配有拉绳开关、跑偏、保护装置、带速检测装置、纵向撕裂保护装置等确保带式输送机安全启动和运行。
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第九章 矿井风量计算及分配
第一节 风量的计算
根据矿井的日产量和瓦斯等级确定所需的总风量，对所需风量按人员需要进行复核，选取其中较大的数值。
本矿井上组煤瓦斯相对涌出量为3.14 m3/t，绝对涌出量为0.82 m3/min，该矿井为低瓦斯矿井。
一、按井下同时工作的最多人数计算
Q=4NK=4×99×1.20=475.2（m3/min）=7.92 m3/s 式中 Q—矿井总供风量，
N—井下同时工作最多人数，人； 4—每人每分钟供风标准， K—矿井通风系数，包括矿井漏风和分配不均匀等因素。采用压入式或中央并列
式通风时，可取1.20～1.25；采用中央分列式或混合式通风时，可取1.15～1.20；采用对角式或分区式通风时，可取1.10～1.15。上述备用系数在矿井产量T≥90×10 4时取小值；T<90×10 4时取大值。
二、矿井需要风量按各采掘工作面、硐室及其他用风巷道等用风地点分别进行计算
包括按规定配备的备用工作面需要风量，现有通风系统应保证各用风地点稳定可靠供风。
Qra≥（∑Qcf＋∑Qhf＋∑Qur＋∑Qsc＋∑Qrl）·kaq
3
式中：Qra—矿井需要风量，m/s；
Qcf—采煤工作面实际需要风量，m3/s； Qhf—掘进工作面实际需要风量，m3/s； Qur—硐室实际需要风量，m3/s；
Qsc—备用工作面实际需要风量，m3/s； Qrl—其他用风巷道实际需要风量，m3/s； kaq—矿井通风需风系数，取1.25。 该矿井的生产能力为90万t/a，日生产能力为2727t/d，则CH4绝＝3.14×2727/1440＝5.95m3/min，其中采煤工作面绝对瓦斯涌出量为5.95×75%＝4.46m3/min，掘进工作面绝对瓦斯涌出量为5.95×25％＝1.49m3/min。
58
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、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
Qcf＝60×70%×vcf×Scf·kch·kcl
式中：vcf—采煤工作面的适宜风速，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．计算得Scf =14.49m2；
kch—采煤工作面采高调整系数，取1.2； kcl—采煤工作面长度调整系数，取1.2； 70%—有效通风断面系数； 60—为单位换算产生的系数。 Qcf＝60×70%×1.0×14.49×1.2×1.2＝876.35m3/min＝14.61m3/s B、按瓦斯涌出量计算
Qcf＝100·qcg·kcg
式中：qcg—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；
kcg—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，1.4；
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； Qcf＝100×4.46×1.4＝624.4m3/min＝10.41m3/s C、按工作人员数量验算
Qcf≥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。 Qcf≥4×30≥120m3/min＝2m3/s
按以上计算结果取最大值，即Qcf＝14.61m3/s，取15m3/s。 D、按风速进行验算
a、验算最小风量：Qcf≥60×0.25Scb
式中：Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积，m2，Scb＝lcb×hcf×70%＝13.27m2；
lcb—采煤工作面最大控顶距，m； 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； Qcf≥60×0.25×13.27＝199.05m3/min＝3.32m3/s b、验算最大风量：Qcf≤60×4.0Scs
式中：Scs—采煤工作面最小控顶距有效断面积，m2，Scs＝lcs×hcf×70%＝12.04m2；
lcs—采煤工作面最小控顶距，m； 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； Qcf≤60×4.0×12.04＝2889.6 m3/min＝48.16m3/s 满足风速要求。
E、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%。
59
Qsc1Qcf≥7.5 m3/s，取8m3/s。 22、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
Qcf＝100·qhg·khg
式中：qhg—掘进工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；
khg—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。即掘进面最大绝对瓦
斯涌出量与平均绝对瓦斯涌出量之比。通常，机掘工作面取Kd＝1.5～2.0；炮掘工作面取Kd＝1.8～2.0; 取Kd＝1.6；
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； Qcf＝100×1.49×1.6＝238.4m3/min＝3.97m3/s B、按局部通风机实际吸风量计算
掘进工作面采用综掘机掘进，每个掘进工作面配备一台局部扇风机，其额定风量取400m3/min。为保证局部扇风机吸入口至掘进工作面回风道口之间的最低风速为0.25m/s，掘进工作面配风量按下式计算
Qhf＝Qaf·I +60×0.15Shd
式中：Qaf—局部通风机实际吸风量，m3/min；
I—掘进工作面同时通风的局部通风机台数；
Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，m2。 Qhf＝400×1＋60×0.25×9.4＝541m3/min＝9.02m3/s C、按工作人员数量验算
Qaf≥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。 Qaf≥4×15＝60 m3/min＝1m3/s
按以上计算结果取最大值，即Qcf＝9.02m3/s，取10m3/s。 D、按风速进行验算
a、验算最小风量：Qaf≤60×0.25Shf＝60×0.25×9.4＝141m3/min＝2.35m3/s b、验算最大风量：Qaf≤60×4.0Shf＝60×4.0×9.4＝2256m3/min＝37.6m3/s 式中：Shf—掘进工作面巷道的净断面积，m2。 满足风速要求。
本次设计综掘工作面2个，每个工作面配风量10m3/s。则：∑Qhf＝2×10＝20m3/s。 3、硐室需风量计算
单独通风硐室配风如下：消防材料库取2m3/s，采区变电所3m3/s。 ∑Qur＝5m3/s。
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4、其他用风巷道实际需风量计算
其它风量取采煤工作面和掘进工作面需风总量的10% ∑Qrl＝（15+8+20）×10%=4.3 m3/s，取∑Qrl＝5 m3/s。 故由以上计算可得矿井总风量为： Qra≥（15＋8＋20＋2+3+5）×1.25＝66.25 m3/s，取Qra＝67 m3/s。
第二节 矿井通风系统和风量分配
一、通风方式
根据开拓部署，矿井采用中央并列式通风方式；主扇的工作方式采用抽出式。
二、风井数目、位置、服务范围及服务年限
根据井田开拓部署，主、副斜井为进风井，回风立井回风，服务于整个矿井，本次通风设计只考虑矿井初期的生产情况，后期应考虑更换风机或电机。
三、掘进通风及硐室通风
根据矿井开拓和采区巷道布置，矿井达产时，配备一个回采工作面和一个掘进工作面，掘进面采用独立通风。掘进工作面采用FD-No6/30型局部扇风机通风，电机功率2×15kW。
四、通风系统和风量分配
1、通风系统
矿井通风方式为中央并列式通风，由主、副斜井进风，通过运输大巷，轨道大巷进入条带的运输顺槽后，冲洗工作面后经由轨道顺槽至回风大巷再由回风立井排至井外。 2、风量分配
A、分配的原则： （1）、各高低沼气矿井采煤工作面的风量 （2）、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。
（3）、井下消防材料库、采区变电所等应单独供风。 （4）、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》
61
要求不得超过规定限度。
（5）、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。 B、风量分配
总风量为67 m3/s，风量分配如下： 回采工作面：20m3/s； 综掘工作面：2×11＝22m3/s； 消防材料库：2m3/s； 采区变电所：3m3/s； 备用工作面：10m3/s； 其它用风地点：10m3/s。
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、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2960Pa）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，
62
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，但其一般只占矿井通风总阻力的10%。
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摩= αLPQ2/S3
式中： h摩—摩擦阻力 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 m3/s S—井巷净断面积 m2
将以上计算出来的各数值填如下表（其中表中的所列数值又是当空气为12kg/m3时数值）
表9-3-1 井巷容易时期通风总阻力计算
井巷区段 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 井巷 名称 支护 形式 α N.s2/m4 L m P m Q m3/s S m2 h摩 Pa 主斜井 进风行人行 运输大巷 运输顺槽 回采工作面 轨道顺槽 砌碹 锚喷 锚喷 锚网 锚网 0.0040 0.0090 0.0090 0.0128 0.0130 0.0072 0.0072 0.0072 0.0032 462 68 98 1472 150 1506 126 132 15 203 14.6 14.6 14.6 12.3 15.7 11.9 14.9 14.9 14.9 14.1 27 25 29 20 20 20 63 65 67 67 14.7 14.7 14.7 9.4 18.08 8.8 13.2 13.2 13.2 15.9 6.2 1.8 3.4 111.6 5.3 136.8 23.3 26.0 3.2 10.3 液压支架 0.0330 回风大巷（1） 锚网 回风大巷（2） 锚网 集中回风巷 综计 锚喷 砌碹 10 回风立井
∑hf摩=327.9Pa 63
表9-3-2 井巷困难时期通风总阻力计算
井巷区段 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 井巷 名称 支护 形式 α N.s2/m4 L m P m Q m3/s S m2 h摩Pa 主斜井 进风行人行 砌碹 锚喷 0.0040 0.0090 0.0090 0.0090 0.0128 0.0130 0.0072 0.0072 0.0072 0.0072 0.0032 462 68 302 1007 1695 150 1729 1507 180 132 15 203 14.6 14.6 14.6 14.6 12.3 15.7 11.9 14.9 14.9 14.9 14.9 14.1 27 25 29 26 20 20 20 60 63 65 67 67 14.7 14.7 14.7 14.7 9.4 18.08 8.8 13.2 13.2 13.2 13.2 15.9 6.2 1.8 10.5 28.2 128.5 5.3 157.0 253.1 33.3 26.0 3.2 10.3 运输大巷（1） 锚喷 运输大巷（2） 锚喷 运输顺槽 回采工作面 轨道顺槽 锚网 锚网 液压支架 0.0330 回风大巷（1） 锚网 回风大巷（2） 锚网 锚喷 砌碹 10 回风大巷（3） 锚网 11 集中回风巷 12 回风立井 综计 ∑hf摩=663.4Pa 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： hr.min=1.1∑hfr.min Pa
hr.max=1.1∑hrmax Pa
式中： 1.10是考虑到风路上有局部阻力的系数； 代人数值得：
hrmin=1.1∑hfrmin=1.1×327.9=360.69Pa hrmax=1.1∑hfrmax=1.1×663.4=729.74Pa
容易时期与困难时期的矿井总风阻和总等积孔计算如下：
A1=1.1896Q/hrmin1/2=1.19×67/360.691/2=4.20m2 A2=1.1896Q/hrmax1/2=1.19×67/729.741/2=2.95m2
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
2
风等积孔在最大负压时，一般不小于1m。本矿井通风困难时的等积孔为2.95m2，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。
表9-3-3 矿井通风阻力等级分类 等积孔（m2） 矿井通风阻力等级 矿井通风难易程度评价 ＜1 1～2 ＞2
大阻力矿 中阻力矿 小阻力矿 64
难 中 易 第四节 选择矿井通风设备
矿井通风设备包括主扇和其它的电动机，须选择主扇，然后选择电动机。
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50；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。 本矿属于低瓦斯矿井，布置一个回风立井，主副斜井进风。选择回风立井通风机，服务年限约20a。
主扇工作方式为抽出式。矿井总风量为67m3/s，矿井通风容易时期负压为360.69Pa ，困难时期为729.74Pa。
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、确定扇风机量所需风
Q=KQ总=1.05×67=70.35 m3/s
式中：K为通风设备漏风系数，由于风井不做提升用，因此K取1.05。 2、确定扇风机所需全压
Hmin=hmin＋△h＋hz=360.69+150=510.69Pa
Hmax=hmax＋△h－hz=729.74+150=879.74Pa
式中：△h──通风设备阻力损失（包括风硐损失），取△h=150Pa；
hz──自然风压，因进、出风井井口标高基本相同，故hz=0。 3、网路阻力系数
Rmin=Hmin÷Q2=510.69÷70.352=0.10 N.S2/m8
Rmax=Hmax÷Q2=879.74÷70.352=0.18 N.S2/m8
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4、网路特性曲线方程
Hmin=0.10Q2 Hmax=0.18Q2
据上面选择主扇的hfmin=510.69Pa hfmax=879.74Pa Qf=70.35m3/s，在个体特征曲线符合的情况下，选择主扇风机型为：FBCZ-6-No19A防爆对旋轴流通风机 。配用电机型号为YBFe315L1-6，功率为110KW，风量范围为42-100 m3/s ，风压范围为200～1170Pa.
将上述曲线置于FBCZ-6-No19A型风机性能曲线图上即得风机运行工况点，工况点参数如下：
通风容易时期：Q1=75m3/s，H1=570Pa，η1=76%； 通风困难时期：Q2=72m3/s，H2=932Pa，η2=77%；
Nsh(kw)14012010080604020Pst(Pa)120010009328000.8060057040020032°29°20°23°26°203040506072758090100110120Q(m3/s)FBCZ-6-No19A
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20°23°26°0.650.70M20.7529°32°0.700.650.60M1二、选择电动机
由扇风机特性曲线可知，扇风机在通风容易和困难时期的输出功率为：
Nfmin=48.9KW，Nfmax=72.6KW 1、计算电机功率
N =QHK/1000ηηtr
式中：N－通风阻力最大（最小）时期所配电机功率，kW
Q－通风阻力最大（最小）时期风机工作风量，m3/s H－风机阻力最大（最小）工作风压，Pa Η－通风机工作效率 ηtr－传动效率
K－电机容量备用系数。 Q1H1Kb10001c=75×N1=570×1.2÷1000÷0.76÷1=48.9KW
Q2H2Kb10002c=72×N2=932×1.2÷1000÷0.77÷1=72.6KW 2、电动机台数及种类
由于Nmin≥0.6 Nmax=64.08KW，故选一台电机，型号为YBFe315L1-6，功率
110kW。
通过计算可知，该矿选用两台FBCZ-6-No19A扇风机，一台工作，一台备用。 所选择的扇风机有以下优点：
①扇风机体积小，风机房构筑简单，不需要反风道反风，通风设备布置简化，节省建筑投资。
②扇风机反转反风，反风速度快，风量大。 ③扇风机效率高，节能效果好。
第五节 全安生产技术措施
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。
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300m，所有运输及通风巷道无论在掘进或生产时期均需撒岩粉。
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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、本矿井为低瓦斯矿井，只须不间断地向工作面输送新鲜风流，在顺槽（轨道顺槽）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、矿井水灾预防措施
1、在变电所及水泵房出入口设密闭门； 2、强化超前钻孔的探测作用；
3、对井下采空区以及废巷道要及时封闭，对采空区进行灌浆；
四、火灾预防措施
1、在井底车场巷道内以及变电所没有防火铁门；
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。
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。
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六、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。
七、矿山救护队的设置
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。
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第十章 经济部分
经济部分要完成以下几个方面的工作： 1、编制矿井井巷工程部分的设计概算。 2、确定劳动定员，计算劳动生产率。 3、汇编技术经济指标表。
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； 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、执行煤规字【2000】第48号文颁发的《煤炭建设井巷工程概算定额（99统一基价）》及《煤炭建设井巷工程综合预算定额(99统一基价)》。
3、执行中煤建协字[2007]第90号文颁发的《煤炭建设井巷工程概算定额(2007统一基价)》及《煤炭建设井巷工程辅助费综合预算定额(2007统一基价)》。
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、《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。
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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 （1）、 直接定额费=工程数量×定额单价 （2）、 辅助费=工程数量×辅助率单价 （3）、其它直接费=（直接定额费+辅助费）×其它直接费率 （4）、现场经费=（直接工程费+辅助费）×现场经费率 2、间接费=直接工程费×间接费综合率 3、利润=（直接工程费+间接费）+利润 4、地区差价=[（直接定额费×直接定额费综合调整系数-1）+辅助费×（辅助费综合调整系数-1）] ×（1+定额编制管理费率）
5、劳动保险费=（直接工程费+间接费+利润+地区差价）×劳动保险费率 6、税金=工程结算收入（含税金）×综合结算税率
具体概算见井巷工程概算表
第二节 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×在册系数
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各类人员在籍系数为：井下工人为1.4，地面工人为1.3，管理人员、服务人员及其它人员1.0。
三、定员方法
用原煤全员效率反算定员总数的方法来确定各类人员。 1、计算原煤生产人员的出勤人数
每日原煤生产人员出勤人数=矿井设计日产量（吨）/原煤全员效率（吨/人） 根据《设计规范》本矿全员效率取20t/人。
则，本矿每日原煤生产人员出勤人数 = 2727/20= 137（人） 其中，管理人员出勤人数 = 原煤日产人员出勤人数×11%
=137×11% = 16（人）
生产工人出勤人数 = 原煤生产人员出勤人数×89% = 137×89% =122（人） 其中，井下工人出勤人数 = 生产工人出勤人数×75%
= 122×75% = 92（人）
井上工人出勤人数 = 生产工人出勤人数×25%
= 122×25% =31（人） 2、计算原煤工人在册人数
原煤生产工人在册人数 = 生产工人出勤人数×（75%×1.4+25%×1.2） = 122×（0.75×1.4+0.25×1.3）=375（人）
管理人员在册人数 = 管理人员出勤人数×1.0
= 30×1.0 =30（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 = 375+30=405（人） 3、设计服务人员及其它人员在岗人数
服务人员在册人数 = 原煤生产人员在册人员人数×12%×1.0
= 405×12%×1.0 =49（人）
其它人员在岗人数 = 原煤生产人员在岗人数×2%×1.0
=273×2%×1.0 =6（人） 4、全矿定员总数
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 = 405+49+6 =460（人）
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表10-2-1 劳动配备表
序号 1 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 295 182 91 30 327 49 6 380 在岗系数 1.27 1.3 1.2 1.0 1.24 1.0 1.0 1.21 在岗人数 375 237 109 30 405 49 6 460 2 3 4 5 四、计算劳动生产率
煤矿企业全员功效 = 原煤产量/煤矿职工总人数
= 2654/460 = 5.8t/人
五、汇编设计技术经济指标
根据矿井的地质条件，矿井开拓方式，采煤方法，各生产系统的主要技术方案，及设备选型，采区及回采工作面数目和主要参数，建井工期安排，定员人数投资，生成成本及工作制度等方案和指标经济技术指标表10-2-1。
表10-2-1 矿井主要技术经济指标表
序号 1 2 3 4 5 6 项目名称 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 牌号 灰份Ag 挥发份Vr 工业储量 可采储量 煤层情况 单 位 万t 万t t 年 d 班 万t 万t 指 标 90 90 2727 44 四六制 330 4 半亮型 焦煤 18.43% 22.19% 8035.66 5556.41 4#、10# 备注 三班出煤 原煤 原煤 73
7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22
可采煤层数 可采煤层总厚度 煤层倾角 煤的容重 井田范围 （1）南北长度 （2）东西宽度 （3）井田面积 开拓方式 回风立井 （1）主斜井 （2）副斜井 采区个数 回采工作面长度 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）工作面运输机械 （4）顺槽运煤机械 （5）大巷运煤 掘进工作面个数 通 风 （1）瓦斯或（二氧化碳）等级 （2）通风方式 （3）风机型号及数量 排 水 涌水量：正常 最大 水泵型号及数量 地面生产系统 储煤场形式及容量 矸石处理方式 职工在籍总人数 劳动生产率 层 m 度 t/m3 m m km2 m m m 个 m m 滚筒采煤机 液压支架 刮板输送机 皮带 皮带 个 型号/台 m3/d m3/d 台 落地式 填沟掩埋 人 74
2层 7.96 3 1.38 2925 3020 7.249 斜井 203 530 462 2 150 1728 长壁采煤法 全部跨落法 1000mm 1000mm 2 低瓦斯 中央并列式 FBCZ-6-No19A 75 100 250D—60×5(3台) 460 4，10 4号煤 110kW 18.5kW 23 24 25 26 27 28
回采工效率 全员效率 建筑总投资 其中：井巷工程 地面建筑工程 设备购置 安装工程 其它费用 吨煤投资 原煤成本 投资回收期 建井期限 移交生产至达到设计产量时间 t/工 t/工 万元 万元 万元 万元 万元 万元 元 元/吨 年 月 月 20 5.8 1206 534 420 143 98 21 318.39 87.58 6.75 23.7 12 75
致 谢
在毕业设计期间李慧老师给予了我具体、全面、精心的指导，从而使我的毕业设计得到了圆满的完成。李老师渊博的知识、敏锐的思维、民主的作风、严谨而认真的科学态度和强烈的责任心，使我受益非浅，并终身难忘。
同时，在毕业设计中还得到了田取珍老师和教研室里全体老师的精心教导，尤其是田老师在设计上的一丝不苟，严格要求，不仅让我的毕业设计保质保量，避免了一些粗心的错误，而且也教会了我做人的道理：无论做任何事情，严谨的态度是成功的一半。使我的毕业设计能保质、保量且按时完成。
在此，感谢李慧老师在毕业设计中的精心指导，同时感谢田老师、感谢采矿教研室的全体老师在毕业设计中给予的帮助。另外，也感谢我的同学给予我的帮助，我们互相探讨，互相讨论、互相验证，在这样一个活跃的环境中我们的知识都得到了充实的提高。
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外文资料
World coal mining technology
1, underground mining
1, outlined
Currently, underground mining is the main hard coal mining methods. China, the former Soviet Union, the European introduction of the long wall coal mining law, the United States, Australia, South Africa, India and other countries are mainly short wall coal mining law. France long wall coal mining output for 70% of world coal production.
Since the 1960s, most coal mining conditions from deteriorating state, such as the German coal mining depth from the 1960 average of 726M to 927M 1995, the largest-1443M, the rock temperature was as high as 43 degrees. Several countries pit mining depth table 1-1. Coal production is oil and natural gas (cost off cheap imported coal for the country is) competition and increasingly stringent environmental regulations restricting the use of coal quality retinue to set higher requirements. On the other hand, microelectronic technology and technology at the core of his high-tech rapid infiltration to the coal industry. Both factors contributed to mine coal mining technology innovation.
At present, coal mining is integrated mechanized mature technology; Microprocessors, computers and expert systems applications, and rocks control theory and technology to improve and further enhance the operational safety and production efficiency. Developed countries are applying the research and development of a new generation of automation and robotics Underground coal mining systems.
2, underground mining development trends
(1) enlarge
Experience has shown that in certain mining conditions, increased mining intensity is the main way to improve the economies of scale effect, and the Integrated Procurement of equipment to enhance production capacity, creating conditions for the expansion of the size of mine.
Currently, a mining equipment Integrated largest production capacity has reached 3500T hours daily output can be maintained at 10000T above. Therefore, the annual number of new mine capacity to 3-4MT. Research a long wall located rapid advance to a district length increasing, the United States averaged 1996, 2570M, 1874M Australian average, the world's largest-5365M (United States). Is much more than the length increase to 200M, 251M 1996, the average American, German 277M, 354M for the largest. This is a coal mining methods to promote innovation, such as using more long wall, turning to mining, a rotary workers,
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non-coal pillar mining. (2) focused production.
Mine production is increasing production efficiency and effectiveness of centralized key factor is the main way to the conversion of existing coal merger, the closing uneconomic mines, the new high-yield, and efficient pit. Germany in the period 1965-1995, the number of mine production reduced to 19 by 107, the average annual per mine to 2.79MT from 1.26MT, the average efficiency of coal-raising call from 2.705T/ 5.587T/ workers.
Concentrated production of the key issues is to ensure that equipment and system reliability, as well as the coordination between the production chain. This requires addressing a range of technical and management issues. (3) streamlining the production system.
Comprehensive mechanization in the coal mining basis of extraction integration, further simplification mining processes; Thick coal bed once a high-grade mining replace; Using powerful tape carriers for the transport of the entire mine, reduce reproduced; Using single-track suspended, or no-card-car vehicles of equipment, materials, located directly
transported; Simplified street layout, one lane use; as a quasi-open pit mining in the coal bed. 3, coal mining equipment
Over the past 10 years, mining coal mining equipment and control systems have great progress, the main trends are : (1) adaptation.
Caimeiji can exploit thick 0.55~6.0m, inclination 60 meridian east of the coal bed. Modular design for factory under specific geological conditions shaft provide dedicated products, and ease of maintenance. (2) large-scale.
To enhance the capacity and reliability of all coal mining equipment size, weight and power are tending to increase. Currently, the maximum weight has reached 90t Caimeiji since moved cradles of 50t/ aircraft. Germany Yikefu companies SL-500-Generation Caimeiji total power of 1508kW, 5000V power supply voltage, a high 2.2~5.0m.
German production since moved supports for the coal bed 0.55~6.0m, Hemuxiate company produced two pillars for the United States strongly supports cover style, resistance to 8900kN. China and the former Soviet Union has a 10,000-strong chamber of thick coal bed frames. Cradles into Group (6~15 helicopter) -- fluid control has become a standard control system, time-8s have one of the following. Shun bed in the remote control system has been used in the production of microprocessors. High-yield, located a zone tape carriers largest transport capacity has reached 3500t/h, power 1400kW, bandwidth 1.5~1.6m, belt speed 3.5~4.7m/s greatest level of bank 2000m (more driven), automatic control technology has reached a very high level. The biggest part of the largest weighing 120t boring machine, the first cut off power to 500kW, cutting compressive strength than 100Mpa rock, the largest known flood 70m.
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(3) control and automation.
Britain, Germany and the United States in the underground pit remote control and automation considerable research, the ultimate goal is to achieve the automation coal mining was not always work.
Currently, the sensors will be measured down to the ground computer data transmission network multifunctional working environment monitoring systems, has applied. Caimeiji, since moved cradles, boring machines, tape carrier aircraft to the remote control and automation equipment Shan Taiwan technology matures. Located throughout the remote control and automation have made clear progress, the British rock boundaries of the natural radioactive gas sensors has sold more than 300 domestic and foreign. U.S. Bureau of Mines has the fully automatic continuous Caimeiji initial success of the test. British research and development of automated systems is a long wall located model, only one class and one control inspectors. Automation, located birth is not far off.
The status and health monitoring equipment at the basis of microprocessors has developed a computer-based mining and coal dressing plants and the whole process of monitoring and control system. British Minos systems have been successfully used in many mine. Future computerized pit, allowing human than the current 75% reduction. 4, a comprehensive investigation located
According to the U.S. \"coal Era\Integrated Procurement these long wall mining wells in the production of the Integrated 905Mt, accounting for 27% of world hard coal production, 5, high-yield and high efficiency is much longer （1）high-yield located
Currently, 1 million tons of annual Integrated Procurement located is widespread. America in 1994 with an annual average of 1.58MT Integrated Procurement located, the highest level. 54MT; average efficiency 281.2T/ work. China in 1997, 76 more than 1MT an Integrated Procurement Team, 12 more than 2MT, the highest Yan Chau Dongtan mine Integrated taken two teams to 4101808T, efficiency 203.9T/ workers.
June 1997, the U.S. Cyprus lose•ar Makesi coal mine Chong Integrated mining companies, located 20 miles 908270T 50,000 new world record. Located long 256M, a high of more than 3M, a district 5365M. Anderson used Electra 300 Caimeiji, capacity-hour 5000T; Paul regeneration by supporting the cover. (2), high-yield, and efficient pit
In the U.S., Australia and other countries, the 1990s use the most advanced technology in the modern new long wall coal mining pit, reflecting the current world coal mining technology the highest level.
U.S. Pennsylvania Chau Enluofuke mine, commissioned in February 1990 ... 1994, the production of goods 7.35MT (coal was about 10.3MT), is currently the world's largest pit. Exploitation of coal bed thick 1.7-1.8M; main inclined shaft dumping 6 meridian east corner
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of the Integrated Procurement long 670M;2 located, British power equipment (917KW) Caimeiji Germany 640T since moved cradles. full efficiency 63.9T/ workers.
Australia New South Wales Island Nanbaerge mine, 1994 output of 4.1MT, full efficiency 24450T/ (. Years), had a higher rate than open cut. Only one plant, located Integrated Procurement, long 200M, a high-2.4M, a district 3000M, equipment 1250KW shear, 940T2 pillar cover style supports 1250KW carriers.
2, the open pit
Overview : in appropriate natural conditions, and open pit mining exploitation than good safety, the production, the short construction time limit for a project, the high rate of labor productivity and resources stope production costs low. If the former Soviet Union open cut on average 4.5 times higher efficiency than coal, low cost 2/3. Therefore, all countries are giving priority to the development of open mining.
Suitable for open pit reserves of the world total recoverable reserves of coal about 43%.
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中文翻译
国际煤矿开采技术
一、地下开采
1.概述
目前，地下开采仍是硬煤开采的主要方法。中国、前苏联、欧洲采用长壁采煤法，美国、澳大利亚、南非、印度等国则以短壁采煤法为主。长壁采煤法产量约占世界矿井总产量的70%。
60年代以来，多数产煤国家的开采条件加速恶化，如德国矿井的平均开采深度从1960年的726M增加到1995年的927M，最大达1443M，岩石温度高达43℃。几个国家矿井开采深度见表1-1。煤炭生产面临石油、天然气（高成本产为国还有廉价进口煤）的竞争，以及越来越严格的环境法规的制约，用扈地煤炭质量提出了更高的要求。另一方面，以微电子技术和住处技术为核心的高新技术迅速渗透到煤炭工业。这两方面的因素促进了矿井采煤技术的革新。
目前，采煤综合机械化已是成熟的技术；微处理器、计算机和专家系统的应用，以及岩层控制理论和技术的改善，进一步提高了作业安全性和生产效率。发达国家正应用自动化和机器人技术研究开发新一代井下采煤系统。 2.地下开采发展趋向 （1） 扩大规模
经验表明，在一定开采条件下，加大开采强度是提高规模经济效的主要途径，而综采设备生产能力的提高，为扩大矿井规模创造了条件。 目前，一套综采设备的最大小时生产能力已达3500T，日产量可保持在10000T以上。因此，许多新建矿井的年产能力达3-4MT。长壁综采工作面的快速推进，促使采区长度不断加大，1996年美国平均达2570M，澳大利亚平均1874M，世界最大达5365M（美国）。工作面长度加大到200M以上，1996年美国平均251M，德国277M，最大达354M。这都促进了采煤方法的革新，如采用倾斜长壁、变向开采、旋转工采、无煤柱开采等。 （2）集中生产
矿井生产集中化是提高生产效率和效益的关键因素，主要途径是现有矿井合并改建，关闭不经济矿井，新建高产高效矿井。德国在1965-1995年期间，生产矿井数由107个减少到19个，每矿平均年产量从1.26MT增至2.79MT，井下平均效率由2.705T/工提高致电5.587T/工。
集中生产的关键问题，是确保设备和系统的可靠性，以及各生产环节之间的协调。这需要解决一系列技术和管理问题。 （3） 简化生产系统
在采煤综合机械化的基础上，实行采掘合一，进一步简化开采工艺；厚煤层一次采全高取代分层开采；采用大功率胶带输送机实现全矿连续运输，减少转载；采用单轨吊、卡轨车或无轨车辆把设备、材料直接运到工作面；简化巷道布置，一巷多用；采准巷道
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尽可能开在开采煤层中。 3.采煤设备
近10多年来，井下采煤设备和控制系统有很大进步，主要趋向是： （1）适应性
采煤机已能开采厚0.55~6.0m、倾角60¡以下的各种煤层。模块式设计使制造厂可根据矿井特定地质条件提供专用产品，而且便于维修。 （2）大型化
为提高生产能力和可靠性，所有采煤设备的体积、重量和功率都趋向大型化。目前，采煤机最大重量已达90t，自移支架达50t/架。德国艾柯夫公司的SL—500型新一代采煤机，总功率达1508kW，供电电压5000V，采高2.2~5.0m。
德国生产的自移支架，可用于0.55~6.0m的煤层，赫姆夏特公司为美国生产的二柱强力掩护式支架，工作阻力达8900kN。中国和前苏联已制出10000?kN的厚煤层强力支架。支架成组（6~15架）电液控制已成为标准控制系统，移架时间达8s以下。可在顺槽内遥控的微处理器控制系统已用于生产。
高产工作面采区胶带输送机最大运输能力已达3500t/h，功率1400kW，带宽1.5~1.6m，带速3.5~4.7m/s，最大水平运距2000m（多点驱动），自动监控技术已达到很高水平。部分断面掘进机的最大重量达120t，截割头功率达500kW，可切割抗压强度超过100Mpa的岩石，最大掘进断面70m。 （3） 控和自动化
英、德、美等国在井下作业的遥控和自动化方面进行了大量的研究工作，最终目标是实现不经常有人的自动化采煤工作方面。
目前，将井下传感器测得的数据传输到地面计算机网络的多功能井下环境监测系统，已推广应用。采煤机、自移支架、掘进机、胶带输送机等单台设备的遥控和自动化技术日趋成熟。整个工作面的遥控和自动化已取得明显进展，英国开发的天然放射性煤岩分界传感器已向国内外出售300多个。美国矿业局开发的全自动连续采煤机已初步试验成功。英国研究开发的自动长壁工作面系统正进行示范，每班只需1名控制人员和1名检查人员。自动化工作面的问世已经为期不远了。 在设备工况和健康监测的基础上，已开发出以微处理器和微机为基础的矿井和选煤厂全过程监控系统。英国的MINOS系统已成功地用于许多矿井。未来计算机化的矿井，可使人力比目前减少75%。 4.综采工作面调查
据美国《煤时代》调查，1996年12个主要产煤国家共有1759个综采工作面，这些长壁综采矿井的总产量达905Mt，占世界硬煤总产量的27%， 5.高产高效工作面和矿井 （1） 高产工作面 目前，年产百万吨的综采工作面已很普遍。美国1994年综采工作面平均年产1.58MT,最高水平.54MT;平均效率281.2T/工.中国1997年有76个综采队年产超过1MT,有12个超过2MT,最高的兖洲东滩矿综采二队达4101808T,效率203.9T/工. 1997年6月,美国塞浦洛斯¡阿玛克斯煤炭公司20英里矿创综采工作面月产908270T的世界新纪录.工作面长256M,采高超过3M,采区长5365M.采用安德森ELECTRA?300型采煤机,小时能力达5000T;威斯特伐利亚掩护支架. (2)高产高效矿井
在美,澳等国,90年代采用最先进技术新建的现代化长壁采煤矿井,反映当前世界矿
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井开采技术的最高水平.
美国宾夕法尼亚洲恩洛福克矿,1990年月2月投产,1994年生产商品7.35MT(原煤约10.3MT),是目前世界最大的矿井.开采煤层厚1.7-1.8M;主斜井倾角落6¡长670M;2个综采工作面,装备英国大功率(917KW)采煤机,德国640T自移支架.全员效率63.9T/工.
澳大利亚新南威尔士洲南巴尔戈矿,1994年产量达4.1MT,全员效率24450T/(人.年),比露天矿还高.该矿只有一个综采工作面,长200M,采高2.4M,采区长3000M,装备1250KW采煤机,940T2柱掩护式支架,1250KW输送机.
二、露天开采
概述:在适宜的自然条件下,露天开采与矿井开采相比,安全性好,生产能力大,建设工期短,劳动生产率和资源回采率高,生产成本低.如前苏联露天矿平均效率比矿井高4.5倍,成本低2/3.因此,各国都优先发展露天开采.
全世界适于露天开采储量约占煤炭总可采储量的43%。
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参考文献
（1）徐永圻等，《煤矿开采学》，中国矿业大学出版社，1999； （2）冷金龙等，《矿山井巷工程量计算手册》，河北科学技术情报研究所出版，1984； （3）陈炎光等，《中国采煤方法》，中国矿业大学出版社，1991； （4）徐永圻等，《中国采煤方法图集》，中国矿业大学出版社，1990； （5）刘吉昌等，《倾斜长壁开采》，煤炭工业出版社，1993； （6）张荣立等，《采矿工程设计手册》，煤炭工业出版社，2003； （7）张国枢等，《通风安全学》，中国矿业大学出版社，2000； （8）王家廉等，《煤矿地下开采方法》，煤炭工业出版社，1985； （9）杨坚等，《矿井提升运输选型设计》，煤炭工业出版社出版，1981； （10）《煤矿安全规程》，煤炭工业出版社，2006； （11）《煤炭工业矿井设计规范》，中国计划出版社 2006； （12）《井巷工程》，中国矿业大学出版社，1985； （13）《矿山供电》，中国矿业大学出版社，1995； （14）《运输与提升》，中国矿业大学出版社，1996； （15）《煤炭井巷工程综合预算定额》，煤炭工业出版社出版，2008。
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