山西汾西正晖煤业有限责任公司
昌瑞煤矿采区设计
前 言
山西汾西正晖煤业有限责任公司昌瑞煤矿为兼并重组整合矿井，批准开采2-5号煤层，生产规模为0.9Mt/a，井田面积为2.173km2，井田先期开采地段为1100m标高以上。
矿井的主要特点 ⒈矿井设计生产能力
矿井设计生产能力0.9Mt/a，服务年限40.1a。 ⒉井田开拓
设计选择立井开拓方式，即新布置一个副井和立井，改造原街板沟煤矿箕斗立井作为回风井。根据煤层赋存情况和储量分布情况，全矿井划分为四个开采水平，一水平标高1400m，二水平标高1200m，三水平标高1000m，四水平标高800m。
3.采区划分
每个水平布置一个采区，双翼开采，首采区为一水平（1400）一采区。
4.采煤方法
全矿井以一个综合放顶煤机械化采煤工作面和一个伪倾斜柔性掩护支架炮采工作面保证90万t/a的设计生产能力，矿井投产时在5煤层布置一个综合放顶煤机械化回采工作面，在2煤布置一个伪倾斜柔性掩护支架炮采工作面。
5.井下运输
井下煤炭运输：上仓运输巷、采区运输上山、工作面运输巷采用带式输送机，整个运输系统实现连续化；根据本井田煤层赋存条件，矿井辅助运输设备采用矿车运输。
6.通风方式
采用中央并列抽出式通风方式，主井、副井进风，回风井回风。选用FBCDZ（B）-8-№24/220×2型轴流式通风机。
7.提升方式
主井净直径5m，选用2JK-3.5/11.5B型单绳缠绕式提升机，电机功率1250kW，装备一对6t单绳标准箕斗，担负矿井的煤炭提升任务；副井净直径7m，选用JKMD－3.5×4（I）型落地式四绳摩擦提升机装备一对1.5t矿车单层两车多绳宽、窄罐笼，担负矿井人员、设备、材料等辅助提升任务，兼作进风井。
8.地面生产系统
本矿井最终煤炭产品为两种粒度级筛选煤，粒度为300-50mm的块煤和粒度为0-50mm的末煤。原煤经过地面筛分系统后送入块煤及末煤筒仓，筛分出的矸石通过矸石皮带运输系统送到矸石场。
9.供电电源
根据汾西正晖煤业有限责任公司提供的矿区供电规划，拟在街板沟附近新建一座35/10kV变电站，该变电站位于昌瑞煤矿风井附近，站内设供电主变压器、10kV配电室，可为昌瑞煤矿和昌元煤矿提供10kV电源。35/10kV变电站由甲方另行委托设计。
10.安全监测
矿井选用一套KJ95N矿用安全监测系统，本系统由地面中心站，通讯接口卡、监测分站及传感器组成。通过矿用通讯电缆联网。
第一章 矿井概况
第一节、矿井概况
一、矿井概况
1、地理位置及交通条件
山西汾西正晖煤业有限责任公司昌瑞煤矿位于宁武县西南方向约60km处，地方行政区划属宁武县新堡乡管辖，地理坐标为北纬38°33′44″-38°35′46″ ，东经111°54′26″-111°55′24″。
该区交通运输以公路为主，自新堡乡向东行程6km可达宁静公路，距宁静铁路宁武县华北屯集运站16km，矿区交通运输条件便利，详见交通位置图1-1-1。
2、地形地貌
井田地处管涔山脉东麓。井田地表多被黄土覆盖，黄土受到强烈的侵蚀、切割、多形成土梁、峁地形，一般呈南北向展布，同时发育近东西向冲沟，冲沟两侧分支沟谷发育，沟谷底部大部分比较开阔，多呈“U”字型，部分地段狭窄，呈“V”字型出现。总体地势西高东低。最高处位于井田西部，海拔1778m，最低处位于东部的沟内，海拔1500m，最大相对高差达278m，属低中山区。
3、河流
井田内地表水系不发育，只发育一些冲沟，只有雨季才有水流经过。地表水基本汇于沟谷，向东流出井田，汇入汾河。
4、气候
井田内属于暖温带大陆性气候。气候干燥，昼夜温差较大，四季分明。全年气温最低在1月份，为-27.2℃；最高34.8℃，在7月份，年平均气温6.2℃。春季干旱多风，冬季寒冷少雪，年平均降水量为468.1mm，降水量主要集中于7、8月份，7月份平均119.1mm，8月份平
均128.7mm；降水量最少在1月份，平均为15mm。年平均蒸发量为1902.3mm，最大在5、6月份，最小在1月份。霜冻期为11月上旬至次年3月下旬，无霜其约189天。
霜冻结冰期自十月下旬至次年四月，冻土深度在1.25m左右，最大可达1.4m。
平均每年出现八级以上大风（风速平均16.2m/s）约24天，风沙日260天，且多集中于冬春两季。风向经西北风最多，最大风速可达25m/s。
本区主要灾害为干旱、洪涝、大风、冰雹和霜冻。 二、井田地质特征 1、井田地层
井田位于宁武煤田南部静乐岚县矿区静乐区西北边缘。
根据本次钻孔揭露和地质填图成果，井田内赋存地层由老到新有：奥陶系中统上马家沟组（O2s），石炭系中统本溪组（C2b）、上统太原组（C3t），二叠系下统山西组(P1s)、下石盒子组（P1x）、上统上石盒子组（P2s）、第四系上更新统（Q3）及全新统(Q4)。现将地层由老到新叙述如下：
二、井田地质构造
井田构造总体为一急倾斜单斜构造，走向近南北，倾向东，地层倾角60°-90°。根据5号煤层采掘揭露，接近地表段煤层略呈倒转形态，使近地表部分煤层倾向西，倾角约80°。井田内未见陷落柱，没有岩浆侵入现象。根据《煤、泥炭地勘查规范》附录D.1.2关于中等构造的阐述，本井田地质构造属中等类型。
三、地质勘探程度
20XX年12月山西省地质勘查局二一一地质队提供了《山西汾西正晖煤业有限责任公司昌瑞煤矿兼并重组整合矿井地质报告》，资料翔实、可靠是井田生产和设计的重要依据。
本矿重组前，井田内原有煤矿在生产过程中，矿井地质与矿井水文地质工作已经积累了部分资料。
总之，井田构造简单，本次钻探勘探线基本沿垂直煤层走向布置，施工了3个钻孔，7个探井，钻孔煤层质量达到乙级，孔斜达到甲级，终孔层位达到了设计要求，岩层采取率达到了乙级，测井全孔岩性解释合理，简易水文观测达到了甲级，钻孔封孔按照要求进行，原原始资料记录较全，其他各项也均达到勘查规范要求。经过本次补充勘查，井田先期开采地段探明、控制的资源/储量比例达到勘探比例要求，可满足本次矿井建设设计要求。
四、矿井水文地质情况 1.地表水
井田内无常年流水性河流，发育的冲沟均为季节性排水通道，平时干涸，雨季有短暂流水经过，汇集至较大沟谷注入井田东南界外的汾河。
2.含水层水
区域含水岩组按其含水介质划分为三种类型：松散岩类、碎屑岩类和碳酸盐岩类。各类含水岩组受岩层、地质构造及裂隙发育程度的控制和影响而具有不同的含水特征。
⑴奥陶系中统上马家沟组岩溶含水层
主要岩性为厚层状泥质灰岩、石灰岩，ZK201水文孔揭露，顶部石灰岩、泥质灰岩，较破碎。抽水试验结果，单位涌水量为0.0029-0.0035L/s·m，渗透系数为0.1160-0.1209m/d，水位埋深26.38m，水位标高为1571.40m，含水层富水弱。据此水文孔推断井田奥灰水位标高为1571-1572m。
⑵石炭系太原组砂岩裂隙、石灰岩岩溶含水层
石炭系太原组含水层主要为中粗粒砂岩裂隙和石灰岩岩溶含水层。含水层离地表近的区段，风化裂隙发育，富水性较深处强，其含水向深
部渗透。据井田内水文孔抽水试验表明，单位涌水量q=0.0033-0.0042L/s.m，渗透系数K=0.1246-0.1467m/d, 该含水层富水性弱。水位埋深为16.51m,水位标高为1581.20m。水化学类型HCO3 -Na型，PH值8.27。
⑶二叠系山西组砂岩裂隙含水层
主要为山西组砂岩裂隙含水层。其中底K3砂裂隙含水层为2号煤层直接充水含水层。其富水性与太原组含水层富水性相似的地方，就是近地表区段，风化裂隙发育，富水性较深部强。深部裂隙不发育，富水性弱。据井田内水文孔抽水试验结果同太原组。
⑷二叠系上下石盒子组砂岩裂隙含水层
该含水层主要为黄绿色、灰白色中粗粒砂岩，厚度较大。一般情况下也是近地表区段裂隙风化裂隙发育，富水性较深部强，深部富水性弱。根据抽水试验结果同太原组。
⑸第四系松散层孔隙含水层及基岩风化裂隙带含水层
主要是第四系中上更新统底部砂砾石层和全新统底部砂砾层。由该含水层厚度小，地层连续性差，大气降水补给有限，往往和地表基岩风化带共同形成透水而不含水层段。
3.隔水层水 ①本溪组隔水层
主要为铝土质泥岩、铝土岩，厚度12m以上，具有良好的隔水性能，是奥陶系岩溶水与上覆煤层之间良好的隔水层
②石炭-二叠系隔水层：
主要为泥岩、砂质泥岩、砂质泥岩，均为含水层间良好的隔水层。 4.地下水补、径、排条件
本井田各含水层水补给主要接受井田内及区域大气降水的补给，由于降水量少而集中，大气降水多形成地表径流，通过风化裂隙向下渗漏
补给。井田内各含水层水径流，受单斜蓄水构造的控制，总的径流方向由北西向南东方向。地下水的排泄形式主要为有民用水井开采。
5.矿井充水因素分析 ①地表水对矿井充水影响
井田内无常年性河流，但沟谷发育，雨季沟谷中有短暂水流。地表水对矿井充水影响主要是通过基岩风化裂隙向地下渗漏，通过含水层影响矿井充水。根据本井田煤层赋存特征，直接影响矿井充水是沿煤层露头渗漏到煤层，进而影响开采。
原各整合矿井井口均位于半山坡上，井口高于沟谷底，一般情况下不受洪水影响。
②构造对矿井充水影响
井田地质构造简单，无断层和陷落柱，煤层为急倾斜直至直立，矿井充水无构造方面的影响。
③含水层对矿井充水影响
由于井田煤层赋存特征，井田内无断层、陷落柱等构造，煤系地层含水层富水性弱，虽存有承压水，但因无构造存在，含水层开采特征，一般无顶底板导水裂隙和冒落带产生，所以煤系地层含水层对煤层开采影响不大。但井田各可采煤层均存在奥灰水带压开采区，且存在受构造破坏块段和正常块段突水危险区。煤矿未来生产时必须引起高度重视。
④奥灰水对矿井充水影响
井田内奥灰水位标高为1572m，煤层为急倾斜煤层，各可采煤层1572m标高以下均带压。根据ZK201水文孔揭露，2、3、5号煤层底板至奥灰顶面距离63.39m（伪厚度150m）、58.32m（伪厚度138m）、21.13m（伪厚度50m）。批采煤层最底标高为700m。据奥灰水突水系数计算公式：
K=P/M 式中 K——突水系数,MPa/m； P——底板隔水层承受的水压，MPa；
M——底板隔水层厚度，m。煤层底板至奥灰顶面的距离。 2号煤层最大突水系数：
K2=（1572-700+63.39）×0.0098/63.39=0.145（MPa/m）； 3号煤层最大突水系数：
K3=（1572-700+58.32）×0.0098/58.32=0.156（MPa/m）； 5号煤层最大突水系数：
K5=（1572-700+21.13）×0.0098/21.13=0.414（MPa/m）。 经过计算可知，2、3、5号煤层最大突水系数大于正常块段突水经验值0.1MPa/m。可见各煤层均存在奥灰水突水威胁。
根据上述公试，2号煤层1247.29-988.55m标高区段为受构造破坏块段突水危险区，煤层988.55m标高以下区段为正常块段突水危险区。3号煤层1273.26-1035.22m标高区段为受构造破坏块段突水危险区，煤层1035.22m标高区段以下为正常块段突水危险区。5号煤层1463.76-1377.52m标高区段为受构造破坏块段突水危险区，1377.52m标高区段以下为正常块段突水危险区。
综上所述，井田内5号煤层有采（古）空区，且均有积水。各煤层均有带压开采区，2、3、5号煤层均有受构造破坏块段突水危险区和正常块段突水危险区。按照《煤矿防治水规定》有关矿井水文地质类型划分标准，本矿井2、3、5号煤层矿井水文地质类型均为中等－复杂类型，先期开采地段矿井水文地质类型为中等。
第二节 煤层埋藏特征
一、含煤情况 1.含煤性
井田内含煤地层为石炭系二叠系山西组和太原组。
山西组平均65m，含煤层2层，编号为1上、1号，ZK101揭露厚度
分别为1.40、1.06m，根据地表出露情况，该两层煤层不稳定不可采。
太原组厚度平均80m，含煤5层，分别为2、3、4、5上、5号煤层，其中2、3、5号煤层为稳定可采煤层，4、5上均为不稳定不可采煤层。煤层总厚度17.60m，含煤系数22％。
2.可采煤层
地质报告确定全区较稳定煤层3层，即2、3、5煤层。 ⑴2号煤层
2号煤层赋存于太原组顶部，上距山西组底砂岩0-10m，煤层厚1.26-7.15m，平均4.21m，结构简单，含1层夹矸，夹矸厚度0.15-0.70m，岩性为炭质泥岩、泥岩。煤层稳定，全区可采。顶板岩性为泥岩，局部为砂质泥岩；底板岩性为泥岩或砂质泥岩。该煤层井田内未被开采。
⑵3号煤层
3号煤层位于太原组（C3t）上部，上距2号煤层1.79-7.93m平均4.86m。煤层厚度为3.13-6.00m，平均5.02m，不含夹矸，结构简单。（ZK101号钻孔煤层测井上部为高灰，且含夹矸，本报告不计可采煤层）煤层稳定，全区可采。顶板岩性为粗砂岩、泥岩；底板岩性为砂质泥岩。
⑶5号煤层
石炭系5号煤层位于太原组（C3t）下部，上距3号煤层35.73-70.13m，平均52.93m。煤层厚度1.31-10.72m，平均8.37m。结构复杂，含3层夹矸，厚度0.0800.53m。稳定全区可采。顶板岩性为泥岩、泥质灰岩； 底板为泥岩。井田内西南部上部被开采，有多处采空区。
主采煤层特征见表。
主要煤层特征一览表
煤组 煤层厚度 层 2 煤层间距 平均（m） 夹结稳可采矸 构 定 程度 顶板 岩性 砂质泥岩简稳全区1 或中细粒单 定 可采 砂岩 底板岩性 砂质泥岩 砂质泥岩或粉砂岩 泥岩及炭质泥岩 倾角 （°） 67-70 1.26-7.15 1.79-7.93 4.41 太 3.13-6.00 4.86 简稳全区砂质泥岩 原 3 0 5.02 35.73-70.13 单 定 可采 或泥岩 组 5 1.31-10.72 8.37 52.93 0-3 复稳全区砂质泥岩 杂 定 可采 67-70 60-65 二、煤质
1.煤的物理性质及煤岩特征
区内2、3、5号可采煤层多呈黑色-灰黑色，粉末略带微棕色，光泽多呈沥青-玻璃光泽或强玻璃光泽，断口呈参差状-平坦状，节理不发育，内生裂隙不发育-较发育，一般20-30条/cm，另外外生裂隙不发育。煤的结构以条带状最发育，且以宽条带状结构为主，硬度3.5，性脆易碎，质轻污手，镜煤（或亮煤）的简易燃烧试验：易燃，发浓烟，较长火焰，微熔-易熔以及微膨，并具有弱结渣性。
井田内2、3、5号煤层宏观煤岩类型绝大多数均以半暗型煤为主，暗煤次之。
井田内2、3、5号煤层显微煤岩特征：有机组分以镜质体最高，其次见胶镜质体或含少量半镜质体，丝质体是以全丝质体为主，其次为半丝质体。矿物以粘土矿物为主，另有黄铁矿及方解石等矿物。
2.煤的化学性质及工艺性能 ①化学性质
本区所取煤层煤样的试验结果（其测试结果由山西省煤炭地质研究所提供）。2、3、5号煤层煤质检测结果见表1-3-3。
②工艺性能 a.发热量
2号原煤发热量为22.54-29.91MJ/kg，属低热值-特高热值之气煤； 3号原煤发热量为22.54-29.91MJ/kg，属中热值-特高热值之气煤； 5号原煤发热量为19.39-25.23MJ/kg，属低热值-中热值之气煤。 b.粘结性
2号煤的粘结指数为51.00-85.00，属中强粘结煤－强粘结煤； 3号煤的粘结指数为56.00-89.00，属中强粘结煤－特强粘结煤； 5号煤的粘结指数为55.00-88.50，属中强粘结煤－强粘结煤。 2、煤种
2号煤为低灰、低硫分－高硫分、低热值-特高热值之气煤； 3号煤为特低灰-低灰、低硫分－中高硫、中热值-特高热值之气煤；5号煤为特低灰－高灰、中高硫－高硫分、低热值-中热值之气煤 三、瓦斯
据20XX年度瓦斯等级鉴定结果，绝对瓦斯涌出量为0.641m3/min；二氧化碳绝对涌出量为5.769m3/min。鉴定结论矿井属低瓦斯矿井。
四、煤尘爆炸性
根据山西省煤炭地质研究所煤尘爆炸危险性的检测结果，2、3、5号煤层煤尘均具有爆炸危险性。
五、煤的自燃性
根据山西省煤炭地质研究所提供的煤层自燃倾向性检测结果，2号煤层的吸氧量为0.64cm3/g，属自燃煤层， 自燃发火期为64天； 3号煤层的吸氧量为0.72cm3/g，属容易自燃煤层，自燃发火期为41天； 5号煤层的吸氧量为0.62cm3/g，属自燃煤层，自燃发火期为66天。
第三节 井田井田境界及储量概况
一、井田境界
20XX年1月22日山西省国土资源厅为该矿颁发的C1400020XX11220XX4769号采矿许可证，批准开采2-5号煤层，生产规模为90万t/a，井田总体呈南北长条形，南北长3.785km，东西宽1.3620km，面积2.173km2,煤层开采深度由1799.99m至700m标高。井田范围由以下10个拐点坐标连线圈定，拐点坐标见表2-1-1。批准生产规
模为0.9Mt/a。井田北邻山西汾西正晖煤业有限责任公司昌元煤矿，东、西、南部无相邻矿井。
表2-1-1 昌瑞煤矿拐点坐标一览表
拐点 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 54坐标 X坐标 4274075 4274068 4272955 4271660 4271580 4270290 4270630 4271200 4271780 4272685 Y坐标 19579880 19580512 19580500 19580210 19580110 19579620 19579150 19579360 19579660 19579865 X坐标 4274026.88 4274019.88 4272906.88 4271611.88 4271531.88 4270241.88 4270581.88 4271151.88 4271731.88 4272636.88 80坐标 Y坐标 19579809.55 19580441.55 19580429.56 19580139.56 19580039.56 19579549.57 19579079.57 19579289.57 19579589.56 19579794.56 2、资源储量
截止20XX年11月，井田内2、3、5号煤层保有资源/储量8438万吨， 其中111b级资源储量4032万吨， 占总量的48%，控制的经济基础储量（122b）1830万t，111b+122b占总量的69%，推断的内蕴经济资源量（333）2576万t。各煤层资源/储量情况详见表。
资源/储量估算结果汇总表
保有资源/储量(万t) 煤层 2 3 5 合计 煤类 QM QM QM 111b 900 1037 2095 4032 122b 602 474 754 1830 333 994 860 722 2576 总量 2496 2371 3571 8438 111b/总量 % 36 44 59 48 (111b+122b)/总量 % 60 64 80 69 备注 根据设计单位意见，本井田1100m标高水平以上，为先期开采地段。
经估算，先期开采地段保有资源/储量4747万t，其中探明的经济基础储量(111b)2844万t,占总资源量的60%；推断的经济基础储量（122b）1059万t，111b+122b占总量的82%,推断的内蕴经济资源量(333)844万t 。先期开采地段探明和控制的资源/储量比例达到了勘探阶段比例要求。各煤层先期开采地段保有资源/储量情况详见表2-1-3。
表2-1-3 先期开采地段资源/储量估算结果汇总表
煤层 煤类 2 QM 3 QM 5 QM 合计 111b/111b 122b 333 总量 总量% 593 748 1503 2844 332 310 417 1059 314 274 256 844 1239 1332 2176 4747 48 56 69 60 保有资源/储量(万t) (111b+122b)/总量% 75 79 88 82 备注 3、矿井设计可采储量
矿井工业资源储量为9434.3万t，矿井永久煤柱损失为365.2万t，矿井设计资源储量为9069.1万t；矿井工业场地及主要井巷煤柱1899.42万t，矿井设计可采储量约为5506.6万t。
4、矿井设计生产能力及服务年限
矿井设计年工作日330d，“四六”作业制，每班作业时间6h，采用三班采煤，一班准备，每天净提升时间18h。整合后批复矿井生产能力为0.9Mt/a，矿井服务年限为40.7年。
第四节 矿井开拓
一、矿井开拓方式采区划分 1、开拓方式
由于该井田倾斜方向长度平均300m左右，走向平均3700m，且井田地面地形比较复杂，为山区地带，为便于开采及水平延深，压煤量少，选择采用立井多水平石门开拓方式，在原街板沟煤矿的工业广场的东部布置一个副立井，布置一个主立井，利用原街板沟煤矿的主立井作为整
合后矿井的回风井。
由于本井田煤层为急倾斜煤层，可采煤层2、3煤层为中厚煤层，5煤层为厚煤层，倾角在65°左右，上部1400以上倾角达90°左右。由于受煤层倾角、采煤方法、运输方式、水平接替等因素的影响，急倾斜煤层水平划分没有明确的划分规则。从目前国内开采急倾斜煤层有成功经验的矿井看，水平垂高一般在100m左右，这主要是基于开采方法为伪倾斜柔性掩护支架采煤法及采区运输为人力运输的考虑，但随着急倾斜煤层机械化开采技术的成熟及矿井现代化的要求，水平垂高可达到200～250m。
由于本矿井采用立井开拓，主副井直通第三水平（+1000）。第四水平采用斜井和第三水平连接。各水平之间还通过采区上山连接。
2、井筒
矿井设计生产能力90万t/a，新建两条立井，即主井、副井，改造原街板沟箕斗井为回风井。
㈠主立井
主井井筒直径5m，净断面19.63m2，井筒长度604m。布置一对6t单绳标准箕斗，180×180×8mm方形钢罐道及罐道梁，并敷设通讯、信号电缆。该井承担矿井煤炭提升任务。
㈡副立井
副井井筒直径7m，净断面38.48m2，井筒长度625m。布置一对1.5t矿车单层两车多绳宽、窄罐笼，方形钢罐道，设置玻璃钢复合材料梯子间，并敷设排水、压风，供水管路及动力、通讯、信号、安全监测电缆。该井主要担负全矿井人员、设备材料与矸石等辅助提升任务，兼作矿井主要进风及安全出口。
㈢回风立井
原街板沟箕斗井，直径5m，井口标高1619.78m，井底到1400，作
为矿井回风井。为保证该回风井满足通风要求，需对其进行改造及加固，加固采用加打锚杆及金属网然后喷射混凝土的方法，但保证井筒直径5m、净断面19.63m2，在1500回风水平与1500回风主石门相连，在一水平（1400）通过联络巷与一水平井底车场相连。井筒内安装全封闭梯子间，作为矿井的安全出口，井口布置风硐与风机房相连，并布置安全出口直通地面。
3、井底车场及硐室
本矿井井下采用皮带运输煤炭，一水平（1400）井底车场主要服务于副井辅助提升系统，根据首采区上山位置及地面工业场地布置方式，设计采用环形车场。
本矿井为立井开拓方式，对主井装载方式，经过分析比较选择水平式（与井底车场标高相同）装载。装载点标高+1400m，利用倾角16°上仓皮带巷连接井底煤仓。
在一水平井底车场设有中央变电所、中央水泵房、蓄电池电机车充电及修理间、消防材料库、调度室、等候室、主井井底撒煤清理、医务室等硐室。不设置爆破材料发放硐室。
4、采区划分及开采顺序
矿井各水平和煤层的开采均采用自上而下的下行式开采顺序。 由于井田走向长度平均3700m，根据矿井的开拓布置，在每个水平整个井田划分一个双翼采区。首采区为一水平一采区。首采工作面布置在一水平一采区5煤层。
二、矿井通风情况 1、矿井通风方式
由于矿井井田范围不大，根据矿井开拓部署，确定矿井通风系统为中央并列式，通风方式为机械抽出式。主副井为两条进风井，一条回风立井回风，主、副井及回风立井位于井田中部，主副斜井并列平行布置，
回风立井与副斜井间距325m。
三条井筒兼作井下人员安全出口。在矿井服务年限内服务于全矿的通风。
回采工作面为后退式开采，采用全负压通风，掘进工作面单独配风，局部通风机供风，井下爆炸材料库、蓄电池电机车充电硐室利用矿井负压单独配风，乏风汇入矿井总回风巷。
井下中央变电所设在进风流中，为串联通风硐室。 2、通风机型号及工作方法
通风机：型号：FBCDZ（B）-8-№24/220×2 ，转速：n=740r/min 风量:Q=44.8～113.2m3/s，风压：H=1176～3408Pa，台数：2台 通风容易时期电机型号：YBFe315L2-8；功率：110kW；电压：380V；转速：740r/min；通风困难时期电机型号：YBFe355L3-8；功率：220kW；电压：380V；转速：740r/min。设一套KGF-220型风机变频控制设备，以节约电能。电动风门绞车：JFM-2型2台，配套电机功率5.5kW，电压380V。
3、矿井提升运输方式及设备
矿井设计产量0.9Mt/a，采用立井开拓方式，主井净直径5m，装备一对6t单绳标准箕斗，担负矿井的煤炭提升任务；副井净直径7m，装备一对1.5t矿车单层双车四绳罐笼（一宽一窄），担负矿井人员、设备、材料等辅助提升任务。
主井为2JK-3.5/11.5B型单绳缠绕式提升机，其主要技术参数如下： 滚筒数量:2个，滚筒直径Dm：3.5m，滚筒宽度B：1.7m，最大静张力Fj：17000kg，最大静张力差Fc：11700kg，旋转部分变位重量Gj：24150kg，两个滚筒中心距a:140，钢丝绳最大速度Vmax：9.25m/s，减速比i:11.5。
副井为JKMD－3.5×4（I）E型落地式四绳摩擦提升机。滚筒直径5m,最大静张力23000kg,最大静张力差16000kg,减速比11.5，钢丝绳型号6V×37+FC-φ48-1670，提升容器型号罐笼GLGY-1.5/1/2，电机功率
1250kW，电机电压660V。
排水水泵型号：MD155-30×8，额定流量155m3/h，额定扬程：240m，额定转数：1480r/min，台数：3台。电机型号：YB400S1-4，额定功率：200kW，额定电压10kV，台数：3台，排水管路2条，规格：φ219×6.5。
二、矿井开采情况采区划分及依据 1、采区特征
矿井移交与达产时，以一个采区、一个综采工作面、一个伪倾斜柔性掩护支架工作面保证矿井年产90万t的设计生产能力。首采区为第一水平双翼采区。
矿井设计年工作日330d，“三八”作业制，每班作业时间8h，采用两班采煤，一班准备，每天净提升时间16h，矿井设计生产能力为0.9Mt/a，矿井服务年限为40.7 年。
第二章 采区地质特征
第一节、采区范围
一、采区范围
由于矿井井田走向较短，南北走向平均3700m，所以每个水平设计一个采区，每个采区双翼开采。首采区西部以井田露头边界为界，南、北以井田边界为界，东部深部以1400m等高线为界，采区走向3750m。
二、煤层开采顺序
本井田可采煤层为3层，即2、3、5煤层。煤层开采顺序为下行式开采，即在同一小阶段范围内2、3、5煤层可同时开采。工作面内的开采顺序为后退式回采。
第二节、采区地质情况
一、地质构造 1、地质构造条件
井田构造总体为一急倾斜单斜构造，走向近南北，倾向东，地层倾角60°-90°。根据5号煤层采掘揭露，接近地表段煤层略呈倒转形态，使近地表部分煤层倾向西，倾角约80°。井田内未见陷落柱，没有岩浆侵入现象。根据《煤、泥炭地勘查规范》附录D.1.2关于中等构造的阐述，本井田地质构造属中等类型。
2、煤层赋存情况 ①2号煤层
2号煤层赋存于太原组顶部，上距山西组底砂岩0-10m，煤层厚1.26-7.15m，平均4.21m，结构简单，含1层夹矸，夹矸厚度0.15-0.70m，岩性为炭质泥岩、泥岩。煤层稳定，全区可采。顶板岩性为泥岩，局部为砂质泥岩；底板岩性为泥岩或砂质泥岩。该煤层井田内未被开采。
②3号煤层
3号煤层位于太原组（C3t）上部，上距2号煤层1.79-7.93m平均4.86m。煤层厚度为3.13-6.00m，平均5.02m，不含夹矸，结构简单。（ZK101号钻孔煤层测井上部为高灰，且含夹矸，本报告不计可采煤层）煤层稳定，全区可采。顶板岩性为粗砂岩、泥岩；底板岩性为砂质泥岩。
③5号煤层
石炭系5号煤层位于太原组（C3t）下部，上距3号煤层35.73-70.13m，平均52.93m。煤层厚度1.31-10.72m，平均8.37m。结构复杂，含3层夹矸，厚度0.0800.53m。稳定全区可采。顶板岩性为泥岩、泥质灰岩； 底板为泥岩。井田内西南部上部被开采，有多处采空区。
3、水文地质
首采区水文地质为中等，主要受奥灰水影响，奥灰水位1572m，全区均为带压开采，根据突水系数确定，该区2、3号煤均可正常开采，5
煤如没有导水断层及其他构造时也可正常开采。
该区露头5煤层许多采空区，有许多积水区，给首采区开采带来很大的影响。
4、其他开采条件
瓦斯等级为低瓦斯；2、3、5号煤层煤尘均具有爆炸危险性；井田内2号煤层自燃倾向性等级Ⅱ类，属自燃煤层，最短发火期为64天；3号煤层自燃倾向性为Ⅰ类，属容易自燃煤层，最短发火期为41天；5号煤层自燃倾向性为Ⅱ类，属自燃煤层，最短发火期为66天。
5、煤层顶底板条件 ①．2号煤层
顶板岩性为泥岩，局部为砂质泥岩，厚度为4.02-6.04m。底板岩性为泥岩或砂质泥岩。厚度为1.79-2.92m。
②．3号煤层
顶板岩性为粗砂岩、泥岩，厚度为1.79-3.14m。底板岩性为砂质泥岩。厚度为1.07-2.15m。
③．5号煤层
顶板岩性为泥岩、泥质灰岩，厚度3.30-9.28m。底板为泥岩，厚度为3.74-7.04m。
6、瓦斯赋存条件
据20XX年度瓦斯等级鉴定结果，绝对瓦斯涌出量为0.641m3/min；二氧化碳绝对涌出量为5.769m3/min，鉴定结论矿井属低瓦斯矿井。
第三节、采区储量及生产能力
一、 采区储量及有关煤柱尺寸
二、采区生产能力及服务年限
第三章 采煤方法及采区巷道布置
第一节、采煤方法选择
一、采煤方法的选择
根据煤层赋存条件，2号煤和3号煤适合用伪倾斜柔性掩护支架采煤法。在目前，开采急倾斜煤层比较成熟、安全及相对先进的技术就是伪倾斜柔性掩护支架采煤法，尤其更适合于煤厚在2～6m，倾角在60°以上煤层。
由于5煤为厚煤层，煤层厚度1.31-10.72m，平均8.37m。已不适合用伪倾斜柔性掩护支架采煤法开采，借鉴甘肃靖远煤业公司王家山煤矿急倾斜厚煤层开采经验，5煤开采采用水平分层综合机械化放顶煤采煤法。
2、矿压观察情况
3、采区巷道布置 ①.首采轨道上山
在一水平井底车场开口布置采区下部车场与采区轨道上山，坡度25°，上部与1500回风巷相连，巷道采用串车提升，上部布置绞车房，主要负责采区的材料、设备、矸石的运输。
②.首采运输上山
在轨道上山下部车场内开口按15°布置采区皮带上山机头通风行人斜巷与采区运输上山，运输上山下口通过溜煤眼与上仓皮带巷相连，上部不知道1470水平，通过5煤联络巷与一中轨道石门相连，运输上山坡度20°，内铺设刮板输送机，主要向下运输工作面的煤炭。
③.采区回风上山
在运输上山的北边平行布置采区回风上山，下部通过联络巷与轨道
山下部车场相连，上部与1500回风巷相连。主要为采区工作面及井底车场需要独立通风的硐室回风。
④.石门
在轨道山、运输山及回风山水平标高+1470布置采区一中轨道石门、运输石门和回风石门，在水平标高+1440布置采区二中轨道石门、运输石门和回风石门。石门揭露各个煤层。
采区巷道布置见采区巷道布置图 采区巷道布置平面图
4、回采工艺及劳动组织 1、回采工作面采高
5煤综放工作面为水平分层，10m一个垂高，采3m放7m。 2、工作面长度
根据矿井设计生产能力、工作面采高、地质条件、采煤机械化水平、技术熟练程度及矿井生产管理水平，确定5号煤层回采工艺为综采放顶煤采煤法，2、3号煤层回采工艺为伪倾斜柔性掩护支架采煤法，5号煤工作面长度10m，2、3号煤工作面50～60m，平均55m。
3、采煤工作面的循环数、年产量
矿井按“三八制”生产，即二班生产，一班检修，综放工作面面长10m，总采高10m，每班完成14个循环，每班割煤14刀，采煤机截深0.6m，每班推进8.4m，正规循环系数0.85，回采率0.8。
伪倾斜柔性掩护支架工作面面长平均55m，采高3.3m，每班推进1.2m。
综放工作面年产量=10×16.8×10×1.38×0.8×330×0.85=52万t/a
伪倾斜柔性掩护支架工作面产量=55×2.4×3.3×1.33×0.97×330=18.5万t/a
4、掘进煤量
矿井配备2个综掘工作面，参照国内综掘工作面指标一般450m/月，则掘进煤年产量为：
Q=450×12×1.38×13.5×2=20.1万t 5、矿井产量
达产时以一个综放工作面，一个伪倾斜柔性掩护支架工作面，两个综掘工作面保证矿井产量，矿井年产量为90.6万t/a。
6、5煤层采用ZFY4000/17/30型放顶煤液压支架，其参数见表
液压支架技术特征
型式 型号 支架结构高度(mm) 支架宽度(mm) 支架中心距(mm)
单输送机开天窗四连杆放顶煤支架 ZFY4000/17/30 1700～3000 1430～1600 1500
支护强度(MPa) 泵站压力(MPa) 0.98 31.5 选用BRW/31.5C型乳化液泵站，其技术参数见表
DRB200/31.5A型乳化液泵站技术特征表
型号 公称压力（MPa） 流量（L/min） 配套液箱型号/容积（L） 电机功率（kW） DRW/31.5C 31.5 125 XR-WS1000/1000 75 7、伪倾斜柔性掩护支架工作面选用平板“一字”型掩护支架。 8、支架结构：
支架材料选用矿用11号工字钢，长度2.8m，定位器（篦子）：长度1.1米，6齿，钢丝绳：选用直径为30～43mm钢丝绳，长度15～20m，绳头封好。
卡缆：分别使用220mm、320mm、420mm，金属网：2.4m×5m金属网。
平板“一字”型支架结构： 2.8m钢梁垂直顶板平行排列，每5棵为一组，距梁头两端各0.5米各用一篦子固定，沿走向铺设2条钢丝绳，用卡缆将篦子钢梁和钢丝绳固定在一起，每组架子0.1m间距，转弯处不大于0.2m，架体上面铺设单层金属网，金属网搭接0.1m，每隔0.5m用16号铅丝联一扣，金属网距梁头不大于0 .2m，金属网与每组架体至少有2处用16号铅丝联接好。钢丝绳搭接长度不小于4.5m，并用4 个以上刹勾紧固，两侧刹勾距绕头0.4～0.5m，刹勾间距1.0～1.2m。
8、回采工作面顶板管理方式
回采工作面顶板管理采用全部垮落法。 5、采区准备
第四章 采区运输、防排水及供电
第一节、采区运输
一、采区运输 1、井下煤炭运输方式
井下煤炭运输采用胶带输送机运输，主要环节如下：
工作面出煤→刮板输送机→转载机→运输顺槽胶带机→一中运输石门→采区运输上山→上仓胶带机→主井煤仓→主井箕斗→地面。
2、井下矸石运输方式
井下矸石量，经如下环节运往地面：
掘进工作面→1.5t矿车→采区轨道上山→井底车场→副井罐笼→地面。
3、井下辅助运输方式 井下辅助运输环节如下：
物料设备→副井罐笼→井底车场→采区轨道上山→平石门→工作面 二、采区防排水及洒水 1、采区排水
井下排水采用小水泵排至采区轨道上山水沟，到车场水沟自流到主副水仓，再经主水泵房排至地面。
2、采区洒水 三、采区供电 1、供配电电压
井下高压供电采用10kV。低压动力除采煤工作面部分机械设备采用1140V外，其余设备供电电压为660V。煤电钻、运输巷道照明供电电压采用127V。
2、下井电缆
由新建35/10kV变电所10kV不同母线段引出2条电缆沿副井井筒敷设至井下+1400水平中央变电所,电源电缆选用MYJV42-8.7/10-3*185型。经验算，压降及动、热稳定性均满足规程规范要求。
3、井下变电所
在+1400水平井底车场设一中央变电所，设双回电源进线，双回10kV电源引自地面35/10kV变电站10kV不同母线段，下井电缆选用MYJV22-8.7/10-3*185型，经副井井筒引至+1400水平中央变电所；中央变电所10kV母线采用单母线分段，每段由一回电缆供电，当任一回电缆故障时，另一回能保证全部生产负荷用电。
+1400水平中央泵房变电所设KYGC-Z型高压开关柜16台，KBSG2-T-315 /10/0.69型变压器2台，KYDZ-1型低压开关柜8台。为+1400水平主排水泵电动机、上仓皮带机头变电所、采掘工作面及井底车场内的负荷提供电源。
变电所配置WPD-2000型变电所综合自动化系统，该系统具有四遥功能，并能通过通讯接口与矿局域网联网，在调度中心对变电所的运行情况可实时监控。
在上仓皮带机头设一变电所，设双回电源进线，双回10kV电源引自中央变电所10kV不同母线段，电缆选用MYJV22-8.7/10-3*50型，经井底大巷引至上仓皮带机头变电所；变电所内10kV母线采用单母线分段接线，每段由一回电缆供电，当任一回电缆故障时，另一回能保证所供生产负荷用电。
上仓皮带机头变电所设BGP50-10型隔爆高压配电装置9台， KBSG2-T-630 /10/0.69型隔爆干式变压器2台，及低压隔爆馈电开关。为+1400水平上仓皮带机电动机、首采运输上山皮带机电动机等负荷供电。其中皮带机电动机均采用ZJT型矿用隔爆变频调速装置起动。
在采区石门设一采区变电所，设双回电源进线，双回10kV电源引自中央变电所10kV不同母线段，电源电缆选用MYJV22-8.7/10-3*95型，经井底大巷引至采区变电所；变电所内10kV母线采用单母线分段接线，每段由一回电缆供电，当任一回电缆故障时，另一回能保证采区全部生
产负荷用电。
采区变电所设BGP50-10型隔爆高压配电装置13台， KBSG2-T-315 /10/0.69型隔爆干式变压器2台，低压隔爆馈电开关。为综放工作面、掘进和开拓工作面负荷供电。
4、采掘工作面配电
综采及掘进工作面设备采用矿用隔爆移动变电站供电，综掘工作面10kV高压电源直接引自采区变电所，移动变电站进线电源电缆选用MYPJ-10kV型矿用移动屏蔽监视型橡套软电缆。掘进工作面局部通风机660V低压电源引自采区变电所660V低压隔爆馈电开关，采用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电。所有开拓及掘进工作面的局扇均配有风电瓦斯闭锁装置。
第五章 采区通风与安全
第一节、采区通风系统
一、采区通风系统 二、矿井风量配备
1、按井下同时工作的最多人数计算 Q矿=4NK矿
式中 Q——矿井总需风量，m3/min； 4——每人每分钟供风标准，m3/min； N——井下同时工作的最多人数，277人； K矿——矿井通风系数，取K矿=1.20。 Q矿=4×277×1.2=1329.6m3/min=22.16m3/s
2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量的总和计算 Qra≥ (∑Qcf+∑Qhf十∑Qur+∑Qrl)×Kaq=3608.4m3/min
式中 Qra——矿井需要风量，m3/min；
∑Qcf——采煤工作面实际需要风量的总和，1011m3/min； ∑Qhf——掘进工作面实际需要风量的总和，1310m3/min； ∑Qur——硐室实际需要风量的总和，340m3/min； ∑Qrl——其他用风井巷实际需风量的总和，346m3/min；
Kaq——矿井通风系数(抽出式Kaq取1.15～1.2，压入式Kaq取1.25～1.30），该矿井为抽出式矿井，取1.2。
3、采煤工作面需要风量计算 ⑴5#煤综放工作面需风量
每个采煤工作面实际需要风量，按照工作面气象条件、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，然后取其中最大值。
①按气象条件确定需要风量 Qcf=60×70%×vcf×Scf×kch×kcl
=60×70%×1.0×13.9×1.2×0.8=561m3/min
式中 vcf——采煤工作面的风速，按照采煤工作面进风流的温度从表6-2-1中选取，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,13.9m2；
kch——采煤工作面采高调整系数，具体取值见表6-2-2； kcl——采煤工作面长度调整系数，具体取值见表6-2-3； 70%——有效通风断面系数； 60——为单位换算产生的系数。
表6-2-1 采煤工作面进风流气温与对应风速
采煤工作面进风流气温(0C) ＜20 20～23
采煤工作面风速(m/s) 1.0 1.0～1.5
23～26 采高（m） 系数（kch） ＜2.0 1.0 2.0～2.5 1.1 1.5～1.8 ＞2.5及放顶煤面 1.2 表6-2-2 kch——采煤工作面采高调整系数
表6-2-3 kcl——采煤工作面长度调整系数 采煤工作面长度（m） ＜15 15～80 80～120 120～150 150～180 ＞180 ②按照瓦斯涌出量计算
Qcf=100×qcg×kcg =100×1.9×1.4=266
式中 qcg——采煤工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量（抽放矿井的瓦斯涌出量，除应扣除瓦斯抽放量进行计算），1.9m3/min;
kcg——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值;
100——采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应该超过1%的换算系数。 ③按照二氧化碳涌出量计算 Qcf=67×qcc×kcc
式中 qcc——回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min; kcc——采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值;
67——按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应该超过1.5%的换算系数。
④按炸药量计算
长度风量调整系数（kcl） 0.8 0.8～0.9 1.0 1.1 1.2 1.30～1.40
Qcf≥10Acf
式中 Acf——采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg； 10——每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，m3/min。 ⑤按工作人员数量验算 Qcf≥4Ncf =64 m3/min
式中 Ncf——采煤工作面同时工作的最多人数，16人； 4——每人需风量，m3/min。 ⑥按风速进行计算 a.验算最小风量
Qcf≥60×0.25Scb = 60×0.25×10.28=154.2 m3/min Scb= lcb×hcf× 70%=10.28 b.验算最大风量
Qcf≤60×4.0Scs=60×4×9.12=2189 m3/min Scs= lcs×hct× 70%=9.12
c.综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量
Qcf≤60×5.0×Scs=60×5.0×10.05=3015 m3/min 式中 Scb——采煤工作面最大空顶有效断面积，10.28m2; lcb——采煤工作面最大控顶距，4.45m; hcf——采煤工作面实际采高,3.3m；
Scs——采煤工作面最小空顶有效断面积,9.12m2； lcs——采煤工作面最小控顶距，3.95m; 0.25——采煤工作面允许的最小风速，m/s; 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; 5.0——采煤工作面允许的最大风速，m/s。
根据上述计算，按工作面温度计算时为风量最大，且满足风速要求，故设计5煤综放工作面需风量为：Q采=561m3/min
⑵柔性掩护支架工作面需风量
每个采煤工作面实际需要风量，按照工作面气象条件、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，然后取其中最大值。
①按气象条件确定需要风量
Qcf=60×70%×vcf×Scf×kch×kcl=60×70%×1.2×6.2×1.0×0.9=281.2m3/min
式中 vcf——采煤工作面的风速，按照采煤工作面进风流的温度从表6-2-1中选取，1.2m/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,6.2m2；
kch——采煤工作面采高调整系数，具体取值见表6-2-2； kcl——采煤工作面长度调整系数，具体取值见表6-2-3； 70%——有效通风断面系数； 60——为单位换算产生的系数。 ②按照瓦斯涌出量计算
Qcf=100×qcg×kcg =100×1.9×1.4=266 m3/min
式中 qcg——采煤工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量（抽放矿井的瓦斯涌出量，除应扣除瓦斯抽放量进行计算），0.73m3/min;
kcg——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值;
100——按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应该超过1%的换算系数。
③按照二氧化碳涌出量计算 Qcf=67×qcc×kcc
式中 qcc——回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min;
kcc——采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值;
67——按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应该超过1.5%的换算系数。
④按炸药量计算
Qcf≥25Acf=25×18=450 m3/min
式中 Acf——采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，18kg； 25——每千克一级煤矿许用炸药需风量，m3/min。 ⑤按工作人员数量验算 Qcf≥4Ncf =4×23=92m3/min
式中 Ncf——采煤工作面同时工作的最多人数，23人； 4——每人需风量，m3/min。 ⑥按风速进行计算 a.验算最小风量
Qcf≥60×0.25Scb = 60×0.25×4.32=64.8 m3/min Scb= lcb×hcf× 70%=4.32 b.验算最大风量
Qcf≤60×4.0Scs=60×4×4.32=1036.8m3/min Scs= lcs×hct× 70%=4.32
根据上述计算，按炸药量计算时为风量最大，且满足风速要求，故柔性掩护支架工作面需风量为：Q采=450m3/min
⑶达产时采煤工作面需要风量
该矿井达产时，布置一个综放工作面和一个柔性掩护支架工作面达到设计能力，则该矿井采煤工作面需要风量合计∑Qcf=1011m3/min，
2.掘进工作面需要风量核算
每个掘进（开拓）工作面实际需要风量，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。
⑴岩巷普掘工作面需风量 ①按瓦斯涌出量计算 Qhf=100×qhg×Khg
式中 Qhf——掘进工作面需要风量，m3/min；
Qhg——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量（抽放矿井的瓦斯涌出量应扣除瓦斯抽放量进行计算），m3/min；
Khg——掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值）；
100——按掘进工作面回风流瓦斯的浓度不超过1%换算系数。 ②按二氧化碳涌出量计算 Qhf=67×qhc×Khc
式中 Qhf——掘进工作面需要风量，m3/min；
qhc——掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min； Khc——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀备用风量系数（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值）;
67——按掘进工作面回风流二氧化碳的浓度不超过1.5%换算系数。 ③按炸药量计算 ①一级煤矿安全炸药
Qhf≥25Ahf =25×15=375 m3/min ②二、三级煤矿安全炸药 Qhf≥10Ahf
式中 Qhf——按掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量所需风量，15m3/min；
Ahf——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg； ④按掘进工作面同时作业人数计算 Qaf=4×Nhf=52 m3/min
式中 Qaf——按掘进工作面同时作业人数所需风量，m3/min； Nnf——工作面最多人数，13个； 4——每人每分钟供风标准，4m3/min。 ⑤按局部通风机实际吸风量计算 a. 无瓦斯涌出的岩巷
Qhf=Qaf×I+60×0.15Shd=300×1+60×0.15×12.2=409.8 m3/min b.有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷 Qhf=Qaf×I+60×0.25Shd
式中 Qhf——按局部通风机实际吸风量计算所需风量，m3/min； Qaf——局部通风机实际吸风量，300m3/min; I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数； 0.15——无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速；
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，m2。 ⑥按风速进行验算 a.验算最小风量 无瓦斯涌出的岩巷
Qaf≥60×0.15Shf=109.8 m3/min
有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷 Qaf≥60×0.25Shf b.验算最大风量
Q≤60×4.0Shf =2928 m3/min
式中 Shf——掘进工作面巷道的净断面面积，12.2m2。
根据以上计算，按通风机实际吸风量计算的风量为最大，故岩巷普掘工作面需风量为410m3/min
⑴煤巷综掘工作面需风量 ①按瓦斯涌出量计算 Qhf=100×qhg×Khg=266 m3/min
式中 Qhf——掘进工作面需要风量，m3/min；
Qhg——掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量（抽放矿井的瓦斯涌出量应扣除瓦斯抽放量进行计算），1.9m3/min；
Khg——掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值），取1.4；
100——按掘进工作面回风流瓦斯的浓度不超过1%换算系数。 ②按二氧化碳涌出量计算 Qhf=67×qhc×Khc
式中 Qhf——掘进工作面需要风量，m3/min；
qhc——掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min； Khc——掘进工作面二氧化碳涌出不均匀备用风量系数（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值）;
67——按掘进工作面回风流二氧化碳的浓度不超过1.5%换算系数。 ③按炸药量计算
①一级煤矿安全炸药
Qhf≥25Ahf =25×8.6=215m3/min ②二、三级煤矿安全炸药 Qhf≥10Ahf
式中 Qhf——按掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量所需风量，8.6m3/min；
Ahf——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，kg； ④按掘进工作面同时作业人数计算 Qaf=4×Nhf=60 m3/min
式中 Qaf——按掘进工作面同时作业人数所需风量，m3/min； Nnf——工作面最多人数，15个； 4——每人每分钟供风标准，4m3/min。 ⑤按局部通风机实际吸风量计算 a. 无瓦斯涌出的岩巷 Qhf=Qaf×I+60×0.15Shd
b.有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷
Qhf=Qaf×I+60×0.25Shd=300×1+60×0.25×10=450 m3/min 式中 Qhf——按局部通风机实际吸风量计算所需风量，m3/min； Qaf——局部通风机实际吸风量，300m3/min; I——掘进工作面同时通风的局部通风机台数； 0.15——无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速；
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，10m2。 ⑥按风速进行验算 a.验算最小风量 无瓦斯涌出的岩巷
Qaf≥60×0.15Shf
有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷
Qaf≥60×0.25Shf=60×0.25×10=150 m3/min b.验算最大风量
Q≤60×4.0Shf =2400 m3/min
式中 Shf——掘进工作面巷道的净断面面积，10m2。
根据以上计算，按通风机实际吸风量计算的风量为最大，故煤巷综掘工作面需风量为450 m3/min
⑶达产时采煤工作面需要风量
该矿井达产后，布置一个岩巷普掘工作面和两个煤巷综掘，则该矿井掘进工作面需要风量合计Qjf=1310m3/min。
3.硐室需风量计算
充电硐室配风120 m3/min，井下爆破材料库配风120 m3/min，采区变电所100 m3/min。
∑Q硐=340m3/min ⑸其它巷道需风量计算
按采煤、掘进、硐室风量总和的13%进行计算。 ∑Q它=（561+450+410+450×2+340）×0.13=346m3/min ㈢矿井总需风量的确定
矿井开采第一采区时，通风容易，所需风量确定为： Q容易=3623 m3/min=60.4m3/s ㈣矿井风量分配 主井井筒：20.1m3/s 副井井筒：40.3m3/s 综放工作面：13m3/s 综掘工作面：7m3/s
伪倾斜柔性掩护支架工作面：8 m3/s 普掘工作面：7m3/s
第六章 采区巷道规格及支护方式
第一节、概述
一、采区巷道断面和支护形式
采区巷道采用锚喷支护，局部破碎地带加钢带、锚索，断面形状均为直墙半圆拱形；硐室采用混凝土支护，断面形状均为直墙半圆拱形；回采巷道（如运输顺槽、回风顺槽等）采用锚网支护，断面形状为矩形。
二、掘进工作面个数、组数、掘进机械配备
本矿井为现代化中型矿井，机械化程度较高，工作面长度较短，推进速度快，工作面走向长度长，顺槽掘进工程量大，从各类巷道的断面形状、支护方式及掘进工程量的大小考虑，设计确定一个岩巷普掘工作面，两个煤巷综掘工作面。
第七章 采区设备选型及计算
第一节、采煤机选型及验算
一、5号煤采煤及运输设备选型及验算 1、综放工作面主要设备 1.采煤机
MGD250—NW短壁采煤机是由“辽源煤矿机械厂”生产的产品，而且是我国首次研制的一种特殊型号的采煤机。它适用于工作面长度在10m至60m之间,工作面倾角小于25°的短壁采面，采高范围2.1～3.0m, 尤其适合急倾斜特厚煤层水平分层和“三下采煤”，该机的最大特点是机身短，全长3.85m 其摇臂位于机身中间，并能自由回转270°，因此滚筒能割透工作面两端头而不残留三角煤，且双向能自开机窝。但回采工作
面局部高度必须在2.8m左右。
其技术参数见表
MGD250-NW型滚筒采煤机技术特征表
型 号 采高范围 工作面倾角 机面高度 摇臂回转中心高 摇臂长度 摇臂摆角 滚筒直径 滚筒转速 截深 卧底量 牵引方式 最大牵引力 牵引速度 电机型号 电机功率 电压 电缆 进水管 进水压力 进水流量 喷雾形式 2.刮板输送机
根据所选采煤机，工作面配套刮板输送机为SGD-730/90,其技术参数见表
SGD-730/90型刮板输送机技术特征表
型号 设计长度（m） 输送能力t/h） 中部槽型式 中部槽规格（长×内槽宽×高）(mm) 刮板链型式 刮板链速（m/s） 刮板链规格(φd×t)（mm） 电机功率（kW）
MGD250-NW 2.1～3.0m ≦25° 1663m 1293m 874m 上方摆角270° 1.4、1.6、1.8m 32r/min 640m 225m（摇臂上翻，滚筒为1.8m时） 液压传动齿条或销排无链牵引 250KN 0～6m/min YBCS—250A 250KW 660/1140v UCPQ3*70+1*6+3*6 KJR25∽140 2MPa 200L/min 内外喷雾 SGD-730/90 150 500 铸造焊封底 1500×30×220 中双链 0.92 φ22×86 90
3.转载机
选用SZD730/90型转载机，其技术参数见表4-2-3。
表4-2-3 SZD-730/90型转载机技术特征表 型 号 设计长度（m） 输送能力（t/h） 中部槽内宽(mm) 刮板链型式 刮板链速（m/s） 有效搭接长度（m） 电机功率（kW） 4.破碎机
选用LPS-1000型颚氏破碎机，其技术参数见表表4-2-4。
表4-2-4 LPS-1000型颚式破碎机技术特征表 型 号 破碎能力（t/h） 破碎形式 出料粒度（mm） 入料品块度（mm） 电机功率（kW） 5.顺槽胶带输送机
顺槽胶带输送机的能力应与转载机的能力相配套。由于胶带输送机输送能力与运输距离密切相关。工作面推进长度不同，胶带输送机在工作面生产能力相同的情况下，其装机功率需随运输距离的加长而加大。根据运煤能力的要求，选用SSJ1000/125型可伸缩高强度胶带输送机，其主要技术参数见表4-2-5。
表4-2-5可伸缩胶带输送机技术特征表
型 号 带宽（mm） 输送能力（t/h） 输送长度(m) 带速（m/s） 电机功率（kW）
SZD730/90 30 750 730 中双链 1.31 30 90 LPS-1000 1000 颚氏 150～350 700×700 110 SSJ1000/160 1000 800 1000 2.5 160
㈡伪倾斜柔性掩护支架工作面
工作面为放炮落煤，煤炭运输为自溜，顺槽运输为胶带运输机。 根据运煤能力的要求，选用SSJ800型可伸缩高强度胶带输送机，其主要技术参数见表4-2-6。
表4-2-6可伸缩胶带输送机技术特征表
型 号 带宽（mm） 输送能力（t/h） 输送长度(m) 带速（m/s） 电机功率（kW） 三、主要采煤设备选型 四、
二、煤层自然发火的防治措施 ㈠煤的自燃预防措施
⒈主要巷道布置在岩石中，布置在煤层中的主要巷道采取锚喷支护或混凝土砌碹支护，减少煤巷裸露面积；对盲巷、废弃巷道、密闭墙、裂隙等进行注浆封闭，及时清理碎煤杂物，使之与空气隔绝，抑制煤炭的氧化。
⒉采用后退式开采、全部垮落法管理顶板的采煤方法，快速推进、及时封闭采空区。
⒊加强通风管理，合理设置通风构筑物，井下通风设施（通风机、风门、风墙等）设置在地压稳定的地点，避免引起采空区或附近煤柱裂隙，以减少漏风，削弱采空区的供氧条件；每一煤层都有单独的通风系统，回采工作面采用全负压U型通风。
⒋由于本矿井煤层为易自燃煤层，根据《煤矿安全规程》第二百四十一条规定，井下应建立矿井火灾预报监测系统，本设计采用ASZ-Ⅱ型矿井火灾预报束管监测系统。
⒌采用移动式氮气防灭火系统为主，喷洒阻化剂为辅的综合防灭火
SSD800/2×40 800 400 800 2.0 80
措施，对有自燃倾向的煤层采空区注氮或喷洒阻化剂进行防灭火。
⒍对支承压力区的煤柱裂隙、开切眼、停采线、上下顺槽等煤炭易于自燃的地点喷洒阻化剂，降低煤的氧化能力，阻止煤的氧化进程。
⒎采取向采空区喷注凝胶等堵漏措施，减少向防灭火区的漏风量。 ㈡灌浆防灭火
井田内各煤层均有自燃发火倾向，发火期一般53～65天。为保证矿井安全生产，建立黄泥灌浆系统。
1.灌浆材料的确定
矿区内除煤矿企业外，多为农村，尚无其它灌浆材料可选择，目前，区内以农业生产为主，但土地贫脊，沟谷纵横，土地产生经济价值很底，本区黄土资源丰富，鉴于此，设计选用黄土做为制浆材料。土资源取自工业场地邻近冲沟，采土方式为挖土机机械取土，汽车运输。
2.灌浆系统及方法 ⑴灌浆系统
由于井下使用灌浆量大，为了便于集中管理，保证制浆质量要求，设计在地面工业场地建集中地面制浆站，制浆站位于风井井口附近。
⑵灌浆方法
目前国内使用的预防性灌浆方法，主要有随采随灌及采后灌浆两种方法。根据本矿井条件，采用采后灌浆的方法。
㈢注氮防灭火
由于该矿井为急倾斜煤层，在回采过程中，主要采用注氮防灭火。 ⑴注氮方式的选择
据此，设计选用井下移动制氮装置防灭火系统。 ㈣阻化剂防灭火 1.阻化剂的选用
阻化剂选用阻化效果好、货源充分、运贮方便的工业氯化钙
(CaCl2·5H2O)。其他矿井使用实践证明，工业氯化钙对本矿井较为适宜。工业氯化钙浓度为20%，密度为1.11t/m3。
2.喷洒系统
选用电动喷洒压注装置，喷射泵型号为WJ-24，配套设备有φ50.8mm的输送胶管及闸阀、喷枪、压力表、流量计等压注设备，每个回采工作面配1套。
3.阻化剂喷洒工艺
由φ50.8mm的输送胶管从喷射泵接到防灭火处理地点，并与喷嘴和封孔器连接。启动电机，喷射泵进行压注和喷洒。
4.阻化剂喷洒地点
对回采工作面底板浮煤、采空区以及回采巷道煤壁升温地段以及其它温度升高区域应喷洒阻化剂。
三、井下外因火灾的预防措施
⒈严格执行《煤矿安全规程》中消除明火的规定及防止地面明火引发井下火灾的规定。
⒉严格执行《煤矿安全规程》中关于放炮的有关规定，消除放炮时产生的火焰。
⒊消除电气火源。
⒋矿井应加强安全管理措施，消除其它火源的发生，如金属强烈碰撞产生的火花等。
⒌井下胶带输送机采用阻燃输送带，胶带机硐室装备自动灭火系统。 ⒍建立建全井下消防洒水系统。
⒎井下电气设备硐室按《煤矿安全规程》的要求，设置防火门、采用不燃性材料支护。井底车场设有消防材料库。防火构筑物如风门、调节风门、防火墙等设置可靠。
⒏各种消防灭火装备齐全可靠。
第二节 矿井设计主要技术经济指标
主要技术经济指标见表21-2-1。
表21-2-1 矿井设计主要技术经济指标
顺序 1 ⑴ ⑵ ⑶ 2 ⑴ ⑵ ⑶ ⑷ 3 ⑴ ⑵ ⑶ ⑷ 4 ⑴ ⑵ ⑶ 5 名称 井田范围 南北最长 东西最宽 井田面积 煤层 可采煤层数 可采煤层总厚度 首采煤层厚度 煤层倾角 储量/储量 地质资源储量 工业资源/储量 设计资源/储量 设计可采储量 煤类 2号煤 3号煤 5号煤 煤质 2号煤 ⑴ 灰分 （原煤/浮煤） 3号煤 5号煤 2号煤 ⑵ 原煤挥发分 （Vdaf） 3号煤 5号煤 2号煤 ⑶ 硫分 （原煤/浮煤） 发热量 3号煤 5号煤 ⑷
单位 km km Km 层 m m ° Mt Mt Mt Mt % % % % % % % % % MJ/kg 2指标 3.785 1.362 2.173 3 17.6 8.37 65 84.38 79.201 75.446 47.6046 QM QM QM 20.68/7.13 18.32/6.5 23.67/10.38 37.53/37.71 36.08/37.05 35.45/34.94 1.12/1.46 1.11/0.96 1.65/1.76 26/31.28 2号煤
顺序 名称 （原煤/浮煤） 3号煤 5号煤 单位 MJ/kg MJ/kg Mt/a t/d a d 班 个 m m 个 个 采煤机 指标 26.74/31.43 23.18/27.82 0.9 2727.27 40.7 330 3 立井多水平石门开拓方式 4 1400 1500 2 3 5煤层：水平分层综合机械化放顶煤采煤法 2、3号煤煤：伪倾斜柔性掩护支架采煤法 MGD250-NW 1台 ZFY4000/17/30液压支架9架 SGD-730/90 1台 XK8-6/110-1A型蓄电池机车牵引1.5t固定箱式矿车 胶带输送机 2JK-3.5/11.5B型单绳缠绕式提升机电机功率1250kW，装备一对6t单绳标准箕斗 JKMD－3.5×4（I）型落地式四绳摩擦提升机装备一对1.5t矿车单层两车多绳宽、窄罐笼 FBCDZ（B）-8-№24/220×2 6 ⑴ ⑵ 7 ⑴ 8 ⑴ ⑵ 9 ⑴ ⑵ ⑶ ⑷ ⑸ ⑹ 10 ⑴ ⑵ ⑶ 矿井设计生产能力 年产量 日产量 矿井服务年限 设计生产年限 矿井设计工作制度 年工作天数 日工作班数 井田开拓 开拓方式 水平数目 第一水平标高 回风水平标高 大巷主运输方式 大巷辅助运输方式 采区 采煤工作面个数 掘进工作面个数 采煤方法 ⑷ 备 11 ⑴ ⑵ 12 ⑴ ⑵ ⑶
主要采煤设支架 运输机 井底车场运输 辅助运输方式 主运输 矿井主要设备 主井提升设备及容器 副井提升设备及容器 通风设备
顺序 ⑷ ⑸ 13 ⑴ ⑵ ⑶ ⑷ 14 ⑴ ⑵ ⑶ ⑷ ⑸ ⑹ 15 ⑴ ⑵ 16 ⑴ ⑵ 17 ⑴ ⑵ 18 ⑴
名称 排水设备 压风设备 地面运输 准轨铁路总运输 其中：专用线长度 站线长度 场内道路 建设用地 用地总面积 其中：工业场地 风井场地 铁路 道路 其他 地面生产系统 煤仓形式及容量 矸石处理方式 地面建筑 工业建（构）筑物总体积 行政公共建筑物总体积 人员配置 职工在籍总人数 其中：原煤生产人员 生产工人 原煤生产效率 概算投资 静态投资 其中：矿建工程 土建工程 设备及工器具购置 安装工程 工程建设其他费用 工程预备费 地面变电站 单位 km km km km 2指标 MD280-43×5/3台 SA—250A型螺杆式空压机/3台 1200 15.5787 13.6885 1.89 0.012 筒仓/11000 综合利用 96301 614 438 371 4.44 65077.34 11331.47 12110.66 20228.77 6838.42 6679.16 5718.86 2170 km2 km2 km t km km 人 人 人 t/工 万元 332万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元
顺序 ⑵ ⑶ ⑷ ⑸ 19 ⑴ ⑵ ⑶ 名称 工程造价调整预备费 建设投资贷款利息 建设项目总造价 铺底流动资金 建设项目总资金 吨煤投资 项目建设工期 建设总工期 建井工期 项目投产到达产时间 单位 指标 723.08 35.1 31.1 4 万元 万元 万元 万元 万元 元/t 月 月 月
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