1、山西华润煤业有限公司台城煤矿兼并重组整合项目初步设计目 录前 言1第一章 井田自然概况及资源整合前各矿现状6第一节 井田自然概况6第二节 兼并重组整合前各矿现状7第二章 整合的条件9第一节 资源条件9第二节 外部条件22第三节 兼并重组整合条件综合评价23第三章 井田开拓25第一节 兼并重组整合前各矿开拓开采现状25第二节 井田境界及资源/储量25第三节 矿井设计生产能力及服务年限30第四节 井田开拓31第五节 井筒35第六节 井底车场及硐室37第四章 大巷运输及设备40第一节 运输方式的选择40第二节 矿车41第三节 运输设备选型42第三节 运输设备选型42第五章 采区布置及装备53第一节 2、采煤方法53第二节 采区布置63第三节 巷道掘进65第六章 通风和安全68第一节 矿井通风条件概述68第二节 矿井通风69第三节 灾害预防及安全装备75第七章 提升、通风、排水和压缩空气设备99第一节 提升设备99第二节 通风设备111第三节 排水设备113第四节 压缩空气设备120第八章 地面生产系统123第一节 煤质及其用途123第二节 煤的加工126第三节 生产系统126第四节 辅助设施129第九章 地面运输130第一节 概况130第二节 场外公路130第十章 总平面布置及防洪排涝132第一节 概况132第二节 平面布置133第三节 竖向设计及场内排水136第四节 场内运输137第五节 3、矿井其它工业场地布置138第六节 管线综合布置139第七节 防洪排涝139第十一章 电 气141第一节 供电电源141第二节 电力负荷141第三节 送变电142第四节 地面供电146第五节 井下供配电148第六节 监控与计算机管理系统151第七节 通信系统155第十二章 地面建筑158第一节 设计原始资料和建筑材料158第二节 工业建筑物和构筑物160第三节 行政、生活福利建筑162第四节 居住区164第十三章 给水排水165第一节 给 水165第二节排 水168第三节 室内给排水170第四节 消防及洒水171第十四章 采暖、通风及供热173第一节 采暖、通风及供热173第二节井筒防冻174第4、三节 锅炉房设备175第四节 室外热力网176第十五章 环境保护与水土保持177第一节概述177第二节环境保护与水土保持执行标准178第三节 项目建设和生产对环境影响180第四节环境保护与水土保持措施185第五节地表塌陷治理191第六节机构设置及环境保护投资192第七节 环境影响评价193第十六章 职业安全卫生194第一节 概 述194第二节 建筑及场地布置194第三节 职业危害因素分析196第四节 主要防范措施198第五节 机构设置204第六节 预期效果及评价205第七节 存在问题及建议205第十七章 节能、减排206第一节 概 述206第二节 用能规范和节能标准206第三节 本矿井资源利用5、条件207第四节 项目能源消耗种类、数量及能源使用分布情况208第五节 项目能耗指标计算和能耗分析208第六节 项目节能措施及效果分析211第十八章 建井工期217第一节 建井工期217第二节 产量递增计划219第十九章 技术经济220第一节 劳动定员及劳动生产率220第二节 建设项目资金概算220第三节 原煤生产成本224第四节 技术经济分析与评价225第五节 矿井设计主要技术经济指标228附录：1. 山西华润煤业有限公司台城煤矿兼并重组整合项目初步设计设计委托书。2. 采矿许可证、矿长资格证和安全培训证。3. 古交市国土资源局（古国土资字2002147号文关于对台城煤矿主、副井筒借道的批复6、4. 古交市国土资源局（古国土资字2007101号文关于对台城煤矿工业广场互保的批复5. 太原市煤炭工业局并煤行发2007319号“关于古交市台城煤焦有限公司资源整合地质报告的批复”及评审意见书。6 太原市煤炭工业局并煤规发【2008】253号文“关于古交市台城煤焦有限公司资源整合开工建设的批复”。7山西省工商行政管理局（晋）名称预核内【2009】第008065号企业名称预先核准通知书。8. 山西省煤炭工业局晋煤安发【2006】12号文“关于太原市2005年254对煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”。9山西省煤炭工业局综合测试中心煤样检验报告。10. 井下采（古）空区积水、积气及火区调查报告。17、1. 供电协议、救护协议、工业场地占地证明、取水协议。12. 村庄搬迁协议（中山领村）。13. 承诺书。附件：1概算书；2主要机电设备和器材目录。山西文龙煤矿工程设计有限公司 232前 言一、山西华润煤业有限公司台城煤矿兼并重组整合的核准文件，参与兼并重组整合各煤业有限公司矿井名称及隶属关系，兼并重组整合后煤业有限公司矿名及隶属关系。根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组以晋煤重组办发200979号文“关于太原市古交市煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复”，原古交市台城煤焦有限公司为单独保留矿井，单保后矿井名称依据山西华润煤业有限公司关于兼并重组煤矿企业名称核准的报告变更为山西华润煤业有限8、公司台城煤矿。2009年12月2日由山西省国土资源厅颁发C1400002009121220047761号采矿许可证，批准开采2、3、4、8、9号煤层，矿井批准建设规模为45万t/a，井田面积1.174 km2，整合后矿井规模净增15万t/a。受业主委托，由我公司编制山西华润煤业有限公司台城煤矿兼并重组整合项目初步设计。二、编制矿井资源整合设计的依据1. 山西华润煤业有限公司台城煤矿兼并重组整合项目初步设计设计委托书。2. 山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组以晋煤重组办发200979号文“关于太原市古交市煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复”。3. 山西省人民政府文件晋政发200823号文山9、西省人民政府关于加快推进煤矿企业兼并重组的实施意见；4. 山西省人民政府办公厅文件晋政办发200883号文山西省人民政府办公厅转发省国土地资源厅关于煤矿企业兼并重组所涉外资源采矿权价款处置办法和通知；5. 山西省人民政府办公厅文件晋政办函2008168号文关于印发山西省煤矿企业兼并重组流程图的通知；6. 山西省人民政府文件晋政发200910号文山西省人民政府关于进一步加快推进煤矿企业兼并重组整合有关问题的通知；7. 山西省人民政府办公厅文件晋政办发2009100号文山西省人民政府办公厅关于集中办理兼并重组整合煤矿证照变更手续和简化项目审批程序有关问题的通知；16. 太原市煤炭工业局并煤规发【210、008】253号文“关于古交市台城煤焦有限公司资源整合开工建设的批复”。17. 山西煤炭地质公司2007年5月提交的山西省古交市台城煤焦有限公司资源整合矿井地质报告及批复和评审意见。18山西省工商行政管理局（晋）名称预核内【2009】第008065号企业名称预先核准通知书。19. 山西省煤炭工业局晋煤安发【2006】12号文“关于太原市2005年254对煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”。20山西省煤炭工业局综合测试中心煤样检验报告。21. 采矿许可证、矿长资格证和安全培训证。22. 供电协议、救护协议、工业场地占地证明、取水协议。25 中华人民共和国建设部和中华人民共和国国家质量监督检验检疫总11、局2005年制定的煤炭工业矿井设计规范(GB50215-2005)；26. 国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局颁发的煤矿安全规程(2010年版)；27. 现场调研资料及矿方提供的已有设施设备资料；28编制该项目所遵循的煤炭工业的法律、法规有：中华人民共和国煤炭法、中华人民共和国安全生产法、中华人民共国矿山安全法、煤矿安全规程、煤矿建设项目安全设施规定等。29编制该项目所执行的煤炭工业规范、规定有：煤炭工业矿井设计规定、矿井电力设计规范、煤矿井下粉尘防治规范、矿井防灭火规范、煤矿救护规定、煤矿通风安全监测装置使用规定、煤矿反风规定、煤矿安全通风装备标准、建筑物、水体、铁路及主要巷道煤柱12、留设与带压开采规程等及AQ标准。三、设计的指导思想1.本着“少投入、多产出、少做岩巷、多做煤巷、早出煤、高效益”的设计原则，尽量提高矿井机械化装备水平。2.坚持一切从实际出发，实事求是，合理布置以采、掘、运为中心的各主要生产环节，力求系统简单，运行安全可靠。3.学习和借鉴国内外煤矿设计和生产的先进经验，贯彻改革精神，采用新设备、应用新工艺，提高采掘机械化水平、工作面单产，实现集中生产。4.加强环境保护，积极开展“三废”治理，减少污染，变废为宝。对工业废水、生活污水、锅炉烟气进行处理，达标后排放。四、兼并重组整合设计的特点1. 主斜井、副斜井、回风斜井、并联回风暗斜井布局标准化，主斜井净宽2.813、m，装备带式输送机，担负全矿井的提煤任务，兼作进风井和安全出口。副斜井净宽4.0m，装备单钩串车和可摘挂架空乘人器，担负全矿井的提矸、材料设备下放以及人员上下等辅助提升任务，兼作进风井及安全出口。回风斜井（前段）净宽3.5m，后段与并联回风暗斜井并联回风，井筒内设台阶扶手，担负矿井回风任务兼作安全出口。矿井共布置4个井筒，各司其职，功能明确，管理方便，形成矿井标准化开拓方式。2. 生产相对集中化，矿井以1个综采工作面、2个综掘工作面进行机械化开采，形成一井一面集中生产，为矿井提高产量、提高效率、稳定生产创造条件。3. 开拓系统简洁化，矿井布置主斜井、副斜井、回风斜井和并联回风暗斜井，开拓巷道布14、置胶带大巷、轨道大巷、回风大巷，运输系统、通风系统均清晰明确，为矿井安全生产管理创造了条件。充分利用已有工程，尽量减少工程量，缩短建井工期。4. 井下煤流运输连续化，胶带大巷装备了带式输送机，实现煤流运输连续化，用人少、效率高，为稳产、高产，持续生产创造了条件。5. 井下辅助运输连续化，井下轨道大巷采用调度绞车牵引车接力运输方式，能适应巷道坡度的起伏变化，实现矿井辅助运输连续化，单一化。6. 通风系统畅通化，矿井采用中央分列式通风方式，设置了完善通风系统构筑物，井下各用风地点风量分配、风速均符合煤矿安全规程的要求，反风措施齐全，避灾路线明确，主通风机、局部通风机均为高效节能风机，并采用KJ7815、N监测监控系统，实现安全生产信息化管理，为安全生产创造条件。7. 地面布置简单实用化，贯彻改革精神，改变矿井“大而全，企业办社会”的复杂局面，简化地面布置，只保留煤炭加工，储存、装车、外运等必要设施和矿井生产必须的辅助附属、行政福利设施。8. 职卫、环保及节能设计文明化，认真贯彻煤矿安全规程，执行环保和节能的法令法规，实现人与自然的和谐发展，使矿井成为资源节约型、环境友好型、人文和谐型的标准化企业。五、设计的主要技术经济指标1设计生产能力：45万t/a；2矿井移交和达到设计生产能力时，新增井巷工程总长度4492m，掘进总体积45802.18m3(其中硐室体积2892m3)，万吨掘进率为100m16、（64m3）/万吨；3工业建筑物与构筑物总体积：14471m3（其中新建：11560.24m3，利用已有建构物体积：2910.76m3，矿井生产系统皮带走廊长度：90m）。4行政、公共建筑物总面积：5419m2（原有966m2，新建4453m2）。5矿井在籍人数：336人；6原煤生产效率：6t/工；7本项目建设总资金为19523.52万元。其中：井巷工程投资为3381.09万元，土建工程投资为2694.19万元，设备及工器具购置投资为7094.07万元，安装工程投资为2102.68万元，工程建设其他费用投资为2102.65万元，基本预备费投资为1209.93万元，建设期间投资贷款利息为384.17、50万元，铺底流动资金644.40万元。8吨煤投资为433.86元.9建设工期：14.9个月；10原煤生产成本：227.75元；11动态投资回收期：2.61a。六、存在的主要问题及建议1在今后工作过程中应注意断层、隐伏构造的导水导气和采空区积水、积气，做到“预测预报、有掘必探，先探后掘、先治后采”，以免发生意外事故。2. 因井田可采储量少，建议矿方与西岩村签订搬迁协议，增加矿井服务年限。3. 本矿井8、9号煤层未能达到勘探程度，建议尽快补作兼并重组整合矿井地质报告，为合理开发8、9号煤层提供可靠地质依据。4. 建议矿方尽快补作矿井瓦斯预测报告，为矿井建设和生产提供瓦斯依据。5建议加强生产矿井地18、质工作，全面搜集井下资料，及时建立有关台帐、卡片，进行综合编录，根据地质规律预测回采工作面开采条件，为安全开采提供技术依据。山西华润煤业有限公司台城煤矿兼并重组整合项目初步设计第一章 井田自然概况及资源整合前各矿现状第一节 井田自然概况一、交通位置山西华润煤业有限公司台城煤矿井田位于古交市镇城底镇台盘村南，行政区划隶属古交市镇城底镇管辖，其井田地理坐标为：东经11159541120856；北纬375401375453。井田距太佳公路约1.5km，距镇城底铁路专用线约6km，与太佳公路之间有简易公路相连，交通较为便利。(详见交通位置图图1-1-1)。二、地形地貌井田位于吕梁脉东翼，属中低山区，沟19、谷纵横，切割剧烈，沟谷两侧基岩裸露，山顶多为黄土覆盖；井田地势总体为西南高，东北低，最高点位于井田西南部山脊，标高为1378.7m，最低点位于井田东北部沟谷中，标高为1186.2m，相对高差192.5m。三、河流水系本区属黄河流域汾河水系。井田内无大的河流和地表积水，井田内沟谷纵横、冲沟发育，各大小沟谷平时干涸无水，只在雨季时才汇集洪水沿沟排泄，区域内较大河流有屯兰河及原平河，两河均由南西流向北东，经屯兰勘探区后注入汾河。四、气象及地震情况本区属大陆性半干旱气候,具有四季分明，昼夜温差大,冬季长而寒冷,春季干旱多风,夏季短而炎热,秋季凉爽多雨的北方气候特点。年平均气温911，一般7月份气温最高20、，1月份气温最低，历年最高气温37.2，最低气温22.4。年降雨量多集中在7、8、9三个月,年平均降水量426.1mm，年平均蒸发量1480.9mm,年平均蒸发量为降水量的34倍，年无霜期一般189天左右，霜冻期为11月至次年3月份,最大冻土深度860mm。全年主导风向为西北风（冬季）和东南风（夏季），平均风速2.1m/s，最大风速16m/s,风力一般为3-4级，最大可达8级。本区地处新华夏系构造盆地边缘，系地震多发地带，据GB50011-2001建筑抗震设计规范，抗震设防烈度7设计基本地震力速度值为0.15g。第二节 兼并重组整合前各矿现状一、兼并重组整合前各矿现状山西华润煤业有限公司台城煤21、矿为单独保留矿，单独保留前名称为古交市台城煤焦有限公司，井田面积1.1740km2，批采2、3、4、8、9号煤层，矿井设计生产能力30万t/a。该矿是依据山西省煤炭资源整合和有偿使用工作领导组办公室以晋煤整合办字200630号文，批复和核准了（古交市煤炭资源整合和有偿使用工作方案的核准意见），由原古交市台城煤焦有限公司和山西得福泰矿产有限公司义中煤矿于2006年进行资源整合而成。原古交市台城煤焦有限公司始建于1995年，1997年投产，工业场地位于井田北部，采用一对斜井开拓，井下采用短壁式采煤方法，放炮落煤，木支柱支护，绞车提升，平车、矿车运输，通风方式为中央并列式负压通风。井筒特征见表12122、。表121 原古交市台城煤焦有限公司井筒特征表 井筒类型坐 标方位()坡度()长度或深度（m）XYH主斜井4198570.7319588586.841192.38付斜井4198492.1819588604.831195.422006年资源整合后，该矿于2007年十月委托“煤炭工业合肥设计研究院”编制了古交市台城煤焦有限公司资源整合设计，经太原市煤炭工业局批复，其配套的安全专篇经山西煤矿安全监察局太原监察分局予以批复，太原市煤炭工业局并煤规发【2008】253号文批准该矿开工建设。根据该设计，矿井采用斜井开拓方式，工业场地选择在井田中部新工业场地内，利用了该场地内原佛罗汉煤矿的一条旧井筒作为回风23、斜井，并新掘了一条主斜井（混合提升），截止到目前为止，该矿按原批复的设计尚未形成系统，井下4号煤层利用原有的两条井筒掘进了部分不规则巷道，新工业场地内两条井筒技术特征如下：表122 山西华润煤业有限公司台城煤矿井筒特征表井筒类型坐 标方位()倾角()备注XYH回风斜井4197978.00019588430.0001233.5323023原佛罗汉煤矿主斜井4198010.75619588483.7281237.41829522新掘二、能利用的井巷工程及设备兼并重组整合后能利用的井巷断面特征表见表1-2-3。表1-2-3 能利用的井巷断面特征表矿井名称井巷名称断面形状支护形式净宽(m)净断面(m224、)掘进断面(m2)备注古交市台城煤焦有限公司回风斜井（新）半圆拱料石砌碹2.87.610.85作主斜井主斜井（新）半圆拱钢筋砼/锚喷4.010.515.67/12.21作副斜井主斜井（旧）半圆拱料石砌碹2.04.67.28前段刷大后段并联回风副斜井（旧）半圆拱料石砌碹2.04.67.28并联回风整合前该矿处于基建状态，井下无采掘设备，本次设计全部新选。第二章 整合的条件第一节 资源条件一、井田地质勘探程度及地质报告批准文号该井田位于西山煤田古交市矿区马兰精查区西北部边缘，1957年开始普查，其后直接进行精查勘探，山西省煤田地质勘探二队（148队）1959年提出了西沟、营立两个精查勘探地质报告，25、由于工程密度小，质量低劣，1962年复审评为不合格。1966-1967年将上述两区和木莲坡勘探区合并为马兰勘探区重新进行精查勘探，1978年又进行了补充勘探，并提交了马兰勘探区精查地质报告，同年12月21日山西省煤管局以第782号决议予以批准。勘探阶段共在本井田及附近施工了25、533、531号钻孔，以上钻孔被本次资源整合矿井地质报告编制所利用。2000年10月山西省地矿局区域地质调查队为该矿编制了山西得福泰矿产有限公司义中煤矿矿区地质报告。2004年11月山西省煤炭地质公司提交了古交市台城煤焦有限公司矿产资源储量检测年度报告和山西得福泰矿产有限公司义中煤矿矿产资源储量检测年度报告。2007年26、2月山西地科勘察有限公司编制了山西省西山煤田古交市台城煤焦有限公司煤矿储量核查地质报告（供资源整合用）。2007年5月，山西煤炭地质公司提交了山西省古交市台城煤焦有限公司资源整合矿井地质报告，太原市煤炭工业局以并煤行发2007319号文予以批复，地质勘查程度已达到勘探阶段要求。因本次兼并重组整合前该矿一直处于基建状态，且属于单独保留矿井，故该报告可以作为兼并重组整合报告使用。二、地层、构造1. 井田地层井田内地层由老到新发育有奥陶系中统峰峰组(O2f),石炭系中统本溪组(C2b)、上统太原组(C3t)、二叠系下统山西组(P1s)、下统下石盒子组(P1x)、上统上石盒子组(P2s)、上第三系上新27、统(N2)、第四系中上更新统(Q2+3)。现简述如下：（1）奥陶系中统峰峰组（O2f）为煤系地层基底，全层厚度约120m以上，岩性一般以深灰色厚层状致密石灰岩为主，其次有角砾泥灰岩、白云质灰岩、泥岩，中上部局部有一石膏层，地层中裂隙多为方解石脉充填。（2）石炭系中统本溪组(C2b)平行不整合于峰峰组之上，厚12.53-36.30m，平均26.36m，为海陆交互相，底部为山西式铁矿及铝土矿，其上为灰色砂质泥岩、砂岩，其中含不稳定灰岩1-3层，厚度多在1m以下，局部有不稳定薄煤层。（3）石炭系上统太原组(C3t)与下伏本溪组整合接触，是本区主要含煤地层之一，全层厚85.50-136.48m，平均128、18.50m，为海陆交互相沉积，岩性主要由灰黑色泥岩、灰岩、薄层砂岩及煤层组成，沉积稳定，标志层明显，含煤4-6层，按岩性组合特征可分三部分：1）K1砂岩底部至L1(庙沟灰岩)灰岩底：底部K1砂岩(晋祠砂岩)为灰白色中厚层状中粗粒石英砂岩，一般底部多含砾，风化后呈褐红色，特征明显，为良好的标志层，厚度一般在4.0m左右。其上主要为灰黑色砂质泥岩、泥岩组成，偶夹薄层灰岩透镜体，含8、9、10号煤层，上部8、9号煤层可采，本段地层厚度一般在65.00m左右。2）中部灰岩带：为L1灰岩至L4（斜道灰岩）灰岩顶的一段地层，岩性以灰黑色砂质泥岩夹三层灰岩(L1、K2、L4)为特征，含7号煤层。底部L1灰29、岩常为8号煤层直接顶板，厚2.80m左右，其上为K2灰岩，K2灰岩一般为2分层结构，厚5.60m左右，为区内最主要标志层，L4灰岩厚度一般在3.37m左右，为7号煤层直接顶板。本段地层沉积稳定，厚度变化不大，约40m，灰岩内盛产海相动物化石。3）L4顶至K3砂岩底：岩性以灰色砂岩、砂质泥岩及煤层组成，含煤一层(6号)，均为不可采煤层；全厚13.00m左右。底部一般为中细粒石英砂岩。厚度一般在12.0m左右。（4）二叠系下统山西组(P1s)与下伏太原组整合接触，是本区又一主要含煤地层，厚37.10-62.80m，平均厚42.50m左右，岩性主要由灰黑色砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成，含煤5-7层30、，其中2、3、4号为可采煤层，其厚度与岩相变化较大，岩性常变为薄层砂岩与砂质泥岩互层。（5）二叠系下统下石盒子组(P1x)与山西组地层整合接触，全厚60.82-104.93m，平均81.50m，属陆相沉积，按岩性特征可分为两段：1）下段主要为灰色、黄绿色泥岩、砂质泥岩、砂岩互层，有时含4-5层极不稳定的薄煤线。底部以灰白色中粒K4砂岩与山西组分界，K4砂岩成分以石英、长石为主，风化后明显的氧化铁圈，底部常含小砾，厚7.6m左右。本段厚度一般在25.64-71.69m之间，平均39.00m。2）上段多为黄绿色薄层砂岩与砂质泥岩互层，风化后多呈陡崖，其顶部常有不稳定的紫斑泥岩发育，底部以K5砂岩与31、下段分界。K5厚度一般在5.10m左右，成分以石英、燧石为主，呈薄层细粒结构，沉积不稳定，多相变为砂质泥岩或尖灭。本段厚度一般25.26-69.42m，平均37.00m。（6）二叠系上统上石盒子组(P2s)本井田该组地层赋存不全，其上部地层多被风化，仅残留其下部地层。本组底部以中粗粒石英砂岩K6与下石盒子组整合接触，其下部地层为杏黄色、黄绿色、紫色泥岩、砂质泥岩、薄层砂岩组成互层，上部地层为兰灰色、紫色泥岩夹薄层砂岩，质软易风化，本组厚度150m以上。（7）上第三系上新统(N2)不整合于其它老地层之上，厚0-42.50m，平均20m，在沟谷中多有出露，下部为一至数层砾石或半胶结的砾岩，有时夹砂32、层，上部为紫红色粘土，其中含有钙质结核。（8）第四系中上更新统(Q2+3)不整合于其它地层之上，厚0-94.9m，平均45m。一般分布于山梁上部。下部浅红色亚粘土、亚砂土为中更新统离石组(Q2l)、上部浅黄色粉砂土为上更新统马兰组(Q3m).2. 构造本井田位于太原西山煤田古交矿区马兰精查区西北部，井田内构造简单，地层总体为一走向近南北、倾向东的单斜构造，倾角8。井田内未发现断层和陷落柱，在今后生产过程中应注意隐伏断层和陷落柱的线索，以防事故发生。综上所述，本井田地质构造属简单类型。3. 含煤地层井田内赋存的主要含煤地层为太原组、山西组，现将各含煤地层的含煤性分述如下：（1）太原组（C3t）太33、原组含6、7、8、9、10、11号6层煤，其中8、9号为稳定可采煤层，其余为零星可采或不可采煤层，该组地层厚度平均为118.50m，可采煤层总厚度为5.66m，可采含煤系数为4.8%。（2）山西组（P1s）山西组含02、03、1、2、3、4号6层煤，其中2、3、4号煤层为稳定可采煤层，其余为局部可采或不可采煤层，该组地层厚度平均为42.50m， 可采煤层总厚度为6.16m，可采含煤系数为14.49%。三、煤层及煤质1. 可采煤层及局部可采煤层（1）2号煤层位于山西组中部，煤层厚度为1.36-2.34m，平均为1.88,结构简单，一般不含夹矸，层位稳定，顶板、底板多为砂质泥岩及细砂岩，为全井田稳34、定可采煤层。（2）3号煤层位于山西组中部，为稳定可采煤层，该煤层厚度为0.76-0.95m，平均为0.82m，结构简单，一般不含夹矸，层位稳定，顶板多为炭质泥岩、底板多为砂质泥岩及粉砂岩。（3）4号煤层位于山西组中下部，为全井田稳定可采煤层，上距2号煤层6-9m，左右，煤层厚度为3.05-4.04m，平均为3.46m，结构中等，一般含0-2层夹矸，层位稳定，顶板为砂质泥岩或砂岩、底板多数粉砂岩。（4）8号煤层位于太原组下部，上距4号煤层70m左右，顶板为泥灰岩或石灰岩，其下有1m左右的泥岩伪顶，底板以粉砂岩为主，结构简单，含0-1层夹矸。该煤层厚度3.74-4.81m,平均为4.24m，全井田35、稳定可采煤层。（5）9号煤层位于太原组下部，上距8号煤层10.00m左右，顶、底板以泥岩为主，含1-2层夹矸，为结构简单，该煤层厚度0.86-2.31m，平均为1.42m,全井田稳定可采煤层。可采煤层特征见表211。表2-1-1 可采煤层特征表地层单位煤层编号煤层厚度煤层间距结构稳定性可采性顶板岩性底板岩性最小最大 平均平均山西组21.36-2.341.88简单稳定全井田可采砂质泥岩泥岩0.65-0.810.7430.76-0.950.82简单稳定全井田可采泥岩中砂岩5.0043.05-4.043.46中等稳定全井田可采泥岩砂质泥岩70.70太原组83.74-4.814.24简单稳定全井田可采36、石灰岩泥岩10.0090.86-2.311.42简单稳定全井田可采泥岩泥岩2. 煤质（1）煤的物理性质及煤岩特征井田内各层煤的物理性质大体相同，表现为黑色，条痕色为棕黑色、褐黑色，玻璃光泽，硬度一般为2-3，松软至半坚硬，脆度较大，参差状，阶梯状断口，内生裂隙发育。各煤层的宏观煤岩组分以暗煤为主，次为亮煤，镜煤，宏观煤岩类型主要为暗淡型，半暗型和半亮型次之。煤层主要为条带状结构，层状构造。各层煤的显微煤岩组分以丝炭化及凝胶化物质含量多，矿物质含量较少，矿物成分主要为粘土，少量硫分物和碳酸盐类。（2）煤的化学性质根据马兰精查勘探报告煤质资料及井田内见煤点煤样化验资料，对井田各可采煤层的化学性质和37、工艺性能评述如下：1）2、3号煤层水分（Mad） 原煤:0.65%灰分（Ad ） 原煤:11.74 37.79%，平均18.66%浮煤：3.3711.44%，平均6.05%；挥发分（Vdaf） 原煤:15.6233.79%，平均25.89%浮煤： 11.1236.37%，平均25.76%全硫（St.d） 原煤：0.292.97%，平均 1.23%浮煤：0.341.31%，平均 0.68%胶质层（Y）为32-45mm;按煤炭质量分级（GB/T152242004）标准炼焦用煤浮煤分级，2、3号煤层属特低中灰、特低中高硫煤。2）4号煤层：水 分 (Mad)： 原煤0.290.32%，平均0.31%，38、浮煤0.730.77%，平均0.75%；挥发分(Vdaf)： 原煤27.0527.09%，平均27.07%， 浮煤25.2425.34%，平均25.29%；灰 分 (Ad)： 原煤18.6419.88%，平均19.26%，浮煤9.239.39%，平均9.31%；硫 分(St.d)： 原煤0.600.62%，平均0.61%，浮煤0.610.62%， 平均0.62%，；发热量(Qgr.d)：原煤27.8828.14MJ/kg，平均28.01MJ/kg，浮煤31.7831.80MJ/kg，平均31.29MJ/kg；胶质层最大厚度（Y）：浮煤19mm；粘结指数（GR.I）:7375，平均74；按煤炭质39、量分级（GB/T152242004）标准炼焦用煤浮煤分级，4号煤层属特低灰、低硫分煤。3） 8号煤层水 分 (Mad)： 原煤0.300.42%， 平均0.36%，浮煤0.760.77%， 平均0.77%；挥发分(Vdaf)： 原煤26.6227.00%， 平均26.81%， 浮煤25.7925.95%， 平均25.90%；灰 分 (Ad)： 原煤11.0012.41%， 平均11.71%，浮煤7.928.25%， 平均8.03%；硫 分(St.d)： 原煤1.451.52%， 平均1.49%，浮煤1.401.50%， 平均1.47%；发热量(Qgr.d)：原煤31.0431.63MJ/kg，40、平均31.34MJ/kg，浮煤32.8732.95MJ/kg，平均32.92MJ/kg，胶质层最大厚度（Y）：浮煤28mm；粘结指数（GR.I）:94；按煤炭质量分级（GB/T152242004）标准炼焦用煤浮煤分级，8号煤层属特低灰、中高硫分煤。4）9号煤层灰分（Ad ） 原煤:11.63 26.70%，平均25.67%浮煤：4.0611.21%，平均6.89%；挥发分（Vdaf） 原煤:10.0530.86%，平均23.93%浮煤： 19.0729.71%，平均22.43%全硫（St.d） 原煤：0.551.76%，平均1.46%浮煤：0.471.02%，平均 0.91%磷（Pd ） 浮煤41、：0.0010.0621%，平均0.0115%胶质层（Y）为32-35mm;按煤炭质量分级（GB/T152242004）标准炼焦用煤浮煤分级，9号煤层属特低灰-中灰、低硫分-中硫分煤。3. 煤的可选性及工业用途据山西省太原西山煤田古交矿区马兰勘探区精查地质报告资料，各煤层可选性测定结果见下表3-4。9号煤层为中等可选，2、8号煤层为较难选，02、4号煤层为难选。浮煤回收率除4号煤层为中等外，其余煤层均为良等。按照中国煤炭分类国家标准（GB575186），以浮煤挥发分（Vdaf）、粘结指数（GR.I）和胶质层最大厚度（Y）为主要划分指标，并参考区域煤类分布规律，确定井田4号煤层为焦煤，2、3、842、9号煤层均为肥煤，可作为炼焦用煤。4. 煤的风化和氧化本井田2、3、4号煤层在井田西南部出露，风氧化宽度按50m圈定。四、井田水文地质1. 地表水井田内无常年性河流，均属于季节性冲沟，平时基本无水，雨季时有短暂洪水流过。井田内各含水层的补给来源主要为大气降水。各含水层均沿裂隙、岩溶向深部径流或以泉水形式排泄。井田内地形相对高差187.6m，地表径流较快，不易积水。2. 井田主要含水层（1）奥陶系碳酸盐岩类岩溶水含水岩组埋藏于矿区深部，距地表深浅不一，含水层岩性主要以石灰岩、白云质灰岩为主。本组岩溶发育，富水性强，据马兰精查资料，奥陶系灰岩岩溶水单位涌水量为0.64L/s.m，渗透系数最大4.43、04m/d，水位标高903-904m左右。（2）石炭系上统太原组（C3t）碎屑岩类夹碳酸盐岩类岩溶裂隙水含水岩组根据资料分析，主要含水层为三层石灰岩，总厚度为25m左右。灰岩厚度较大，裂隙不太发育，富水性弱。据马兰精查区资料，钻孔单位涌水量为0.00006-0.0081L/s.m，渗透系数最大0.44m/d。水位标高1104.60-1251m，水质类型一般为HCO3-SO42Ca2+Mg2+型。（3）二叠系碎屑岩类含水层组岩性主要为钙泥质胶结的中粒砂岩，节理、裂隙较为发育，容易接受大气降水或地表水补给，沿裂隙或顺层径流，富水性较弱。据马兰精查区资料，山西组钻孔单位涌水量为0.00012L/s.44、m，渗透系数0.00126m/d。水位标高1168.41m，水质类型一般为HCO3-C1-Na +Ca 2+型。（4）第四系松散岩类孔隙水含水岩组区内松散岩类中，第四系中上更新统黄土地，含水层连续性差，基本不含水，补给条件出晃好，富水性较差。3. 井田主要隔水层（1）本溪组隔水层本溪组底部为一套以泥岩和铁铝质粘土岩为主的地层，夹有砂岩和薄层灰岩，该层分布普遍，厚度稳定，一般是26.3m左右，是太原组与下伏奥陶系灰岩之间的重要隔水层，隔水性较好。（2）山西组隔水层山西组中含有十余米以泥岩和砂质泥岩为主的地层，层位稳定而连续，加之山西组的弱富水性，故为4号煤层与太原组之间的较好的隔水层。5.充水因45、素分析本区煤炭开采历史悠久，井田内无老窑区，仅2号煤层存在采空区，因面积不大，根据调查报告，积水量约2500m3。井田周边北为得福泰义中煤矿，西为罗汉煤矿，南为玉峁煤矿，东为马兰煤矿，各煤矿已开采多年，均已形成不同程度的采空积水区。周边煤矿的采空积水区及尚未发现的老窑积水区是对矿井平安全生产的最大威胁。井田内采空区积水范围及积水量预测见报告附件。（1）现矿井充水因素分析本矿现开采2号煤层，根据GB12719-91附录F，冒落带、导水裂隙带最大高度经验公式表：2、3、4、8、9号煤层导水裂隙带（包括冒落带）最大高度（m）为52.97 m,29.42 m,100.98 m,118.09 m,42.46、76 m。（经验公式Hf）2、3、4号煤层导水裂隙带最大高度范围内含水层主要为山西组及下石盒子组砂岩裂隙水。浅部可受第四系松散岩类孔隙含水层及基岩风化带裂隙含水层的影响，8、9号煤层主要为太原组碎屑岩类夹碳酸盐岩类岩溶裂隙含水层中水。通过导水裂隙带（包括冒落带）最大高度的计算结果知，井田内各煤层开采后，导水裂隙可将井田内上下各含水层互相贯通，增强了水力联系，会使井下涌水量增大。井田西部导水裂隙会波及至地表，地表水和大气降水亦是矿井充水因素之一。井田内批采的2、3、4、8、9号煤层底板赋存最低标高为+980m，本井田推测奥灰岩溶水位标高+903-904 m，煤层底板最低标高高于本井田推测奥灰水位47、之上，不存在带压开采问题。奥灰岩溶地下水对井田2、3、4、8、9号煤层的开采没有威胁。据矿方提供资料，古交台城煤焦有限公司矿井正常涌水量为70m3/d，最大涌水量90m3/d。通过以上分析，本井田主要充水因素为：1）本井田主要可采煤层的矿井充水因素将主要来自顶板以上含水层的渗漏，特别是随着煤层的采空，顶板垮落形成的导水裂隙带，会导致上部各含水层的水沿裂隙下渗，向采空区积水。2）由于井田西部煤层存在露头，埋藏浅，特别是雨季时应注意防范渗漏，保证生产安全。3）地表水体对巷道充水影响：井田内河流不发育，只发育季节性排洪冲沟，平时为干沟，对矿井安全生产影响很小。4）本区2、3、4、8、9号煤层底板赋存48、最低标高高于奥灰岩溶水推测最高位标高，岩溶地下水对井田2、3、4、8、9号煤层开采没有威胁。5）本井田范围内采空区范围不大，周边煤矿采空区及尚未发现的老窑区及小窑破坏区的积水是对本井田煤层的主要充水因素。6. 矿井水文地质类型山西组、太原组各含水层富水性弱，煤层的底板赋存最低标高高于奥灰岩溶水位标高，不存在奥灰突水危险性，水文地质条件属于简单类型。6.矿井涌水量经调查，矿井单独保留前开采2号煤层，井田面积不大，水文地质条件一般，矿井正常涌水量234m3/d，最大涌水量300m3/d，生产能力为30万t/a，采用富水系数比拟法，预算生产规模达到45万t/a时矿井涌水量：计算公式为：Q=P/P0Q49、0 式中：P0为现矿井生产能力，万t；Q0为现矿井涌水量，m3/d；P为扩大后的生产能力，万t；Q为扩大后的涌水量，m3/d。生产规模达到45万t/a时，则矿井正常涌水量351m3/d，最大涌水量450m3/d。另外，考虑黄泥灌浆析出水量120 m3/d。以上预算仅供参考，因为随着开采深度增加、开采面积的扩大以及各种地质条件的变化，都可能引起矿井涌水量发生变化。7.供水水源该矿现供水水源取自临近村庄民井，水量尚可满足整合前矿井用水需要。矿井扩建后，用水量增加，现有供水水源将不能满足要求，设计考虑在工业场地附近新打一眼深井开采奥灰岩溶水解决矿井供水需要。为充分、合理的开发和利用水资源，对矿井的井50、下涌水作净化处理，处理后用于井下消防、洒水，多余部分用于地面降尘洒水。五、其它开采技术条件1. 煤层顶底板条件顶底板力学试验数据成果引用马兰勘探区精查地质报告资料。2号煤层顶板为细砂岩或砂质泥岩，厚1.50m左右，平整，基本无裂隙，易于管理，单向抗压强度46.94-93.88MPa，单向抗拉强度为23.23-26.36MPa，抗剪强度为30.97-35.77MPa；底板为砂质泥岩或泥岩，厚5m左右，开采中未发现底鼓现象，单向抗压强度35.87-41.65MPa，单向抗拉强度为8.53-12.84MPa，抗剪强度为11.86-16.27MPa。3号煤层顶板为泥岩，单向抗压强度1.06-10.2M51、Pa，底板为泥岩，单向抗压强度12.2-13.7MPa，顶底板较易管理。4号煤层顶板为砂质泥岩，厚5.50m左右，裂隙较为发育，单向抗压强度33.52-66.35MPa，单向抗拉强度为10.39-21.46MPa；底板为泥岩或砂质泥岩，厚2.70m左右，裂隙不发育，单向抗压强度20.87-35.77MPa，单向抗拉强度为8.04-12.05MPa，抗剪强度为8.92-14.41MPa。6号煤层顶板多为炭质泥岩、底板多为砂质泥岩或细砂岩。炭质泥岩、砂质泥岩单向抗压强度为12.2-13.7MPa，细砂岩单向抗压强度为11.78-15.40MPa，顶底板易管理。8号煤层顶板为泥灰岩或石灰岩，其下有152、米左右的泥岩伪顶，底板以粉砂岩为主，石灰岩单向抗压强度最大，为105 MPa。底板粉砂岩单向抗压强度为1.06-10.2MPa，顶板不易管理。9号煤层顶、底板多为泥岩，单向抗压强度为12.2-13.7MPa，顶底板易管理。2. 瓦斯根据山西省煤炭工业局晋煤安发200612号文关于太原市2005年254对煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复，该矿2号煤层瓦斯相对涌出量为1.51m3/t，绝对涌出量为0.30m3/min。二氧化碳相对涌出量为2.71m3/t，绝对涌出量为0.54m3/min。为低瓦斯矿井。3. 煤尘据山西华润煤业有限公司台城煤矿2010年8月在井下取样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行53、煤尘爆炸危险性测试，其结果：4号煤层火焰长度170mm，抑制煤尘最低岩粉量75%，煤尘具有爆炸性；8号煤层火焰长度400mm，抑制煤尘最低岩粉量85%，煤尘具有爆炸性。4. 煤的自燃据山西华润煤业有限公司台城煤矿2010年8月在井下取样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤的自燃倾向性测试，其结果：4号煤层吸氧量0.590cm3/g，自燃倾向性等级，为自燃煤层；8号煤层吸氧量0.68cm3/g，自燃倾向性等级，为自燃煤层。据了解，整合前各煤矿开采生产中均未发生煤层自燃事故，井下无火区分布。5. 地温、地压据矿井生产过程中观测，恒温带的深度70m，温度为9.6，平均地温梯度2.5/100m，地热增54、温率为垂向增深40.0m，升高1，属地温正常区。生产过程中未发生地温异常。据台城资料，本地区属地压正常区。六、对井田地质勘探程度的评述本资源整合矿井地质报告是在搜集以往勘探成果和该矿实际生产资料的基础上，经过综合分析研究而编制完成的。综合前述内容，主要结论性成果如下：1. 井田煤层资源情况和矿井地质条件类型井田位于西山煤田马兰矿区的西部，主要含煤地层为山西组和太原组，共含可采煤层5层，即2、3、4、8、9号煤层，属类型；根据2007年3月领取的采矿许可证，古交市台城煤焦有限公司的批采煤层为2、3、4、8、9号煤层；经本次资源/储量估算，探明的经济基础储量（111b）2889kt，控制的经济基础55、储量（122b）7592kt，推断的内蕴经济资源量（333）329kt，保有资源/储量10810kt，采空区动用资源/储量19kt，累计查明资源/储量10829kt。2、3、4号煤层勘查研究程度达到了勘探程度。本井田为走向近南北向，倾向东的单斜构造，地层倾角一般为10左右，本井田构造简单，属类。2. 水文地质条件和其它开采技术条件2、3、4、8、9号煤层最低底板标高高于奥灰水位标高，奥灰水对井田2、3、4、8、9号煤层开采没有威胁，矿井涌水量较小，水文地质条件属于简单类型。2号煤层属低瓦斯、具有煤尘爆炸性、属自燃煤层。井下地温地压正常，总之，煤层开采条件较好。综上所述，本井田地质工作程度和研究56、程度较高，总体达到了勘探阶段的地质要求。第二节 外部条件一、外运条件本井田距佳县太原公路1.5km，距古交太原铁路镇城底火车站6km，其间有简易公路相连，交通条件较为便利。二、水源条情况该矿现供水水源取自临近村庄民井，水量尚可满足整合前矿井用水需要。矿井扩建后，用水量增加，现有供水水源将不能满足要求，设计考虑在工业场地附近新打一眼深井开采奥灰岩溶水解决矿井供水需要。为充分、合理的开发和利用水资源，对矿井的井下涌水作净化处理，处理后用于井下消防、洒水，不足部分由生活水补给。三、电源情况台城煤矿设计为双回路供电系统，其中一回路引自梭峪35kV变电站10kV母线段，采用架空线，输电距离6km，另一回57、路引自镇城底220kV变电站10kV母线段，输电距离5km，矿井供电电源可靠。四、征购地情况经过现场踏勘及资料分析，依据井田开拓、生产系统的布置及地面运输的要求，本次设计矿井工业场地仍利用原台城煤矿现有工业场地进行改造，不需新增征地。五、市场分析根据党的十六大确定的全面建设小康社会的经济发展目标，到2020年国内生产总值比2000年翻两番，预计国民经济发展速度2010-2020年期间为7.5%，根据中国煤炭工业发展研究中心预测，2010-2020年能源消费弹性系数为0.4左右。据此，能源消费增长速度2010-2020年为3%。2006年国内煤炭产量22.3亿t；2010年国内煤炭需求量为24.58、4亿t；2020年国内煤炭需求量为29.0亿t。2009年全国原煤产量已达到30.5亿t，超过2020年预测的需求量。2009年国土资源部发布的全国矿产资源规划报告中预测2020年我国煤炭需求量将超过35亿t，说明煤炭在我国一次性能源生产和消费结构中仍占有较大的比重 。井田井田8号煤层为焦煤，2、3、4、9号煤层均为肥煤，可作为炼焦用煤。由于国内钢铁、建材市场发展趋势的影响，炼焦用煤市场需求不断扩大，给该矿煤炭产品提供了顺畅的销路和稳定的市场，为煤矿扩大生产规模奠定了基础，降低了市场风险。第三节 兼并重组整合条件综合评价一、资源条件1井田主要特点（1）地理特点：井田位于吕梁脉东翼，属中低山区，59、沟谷纵横，切割剧烈，沟谷两侧基岩裸露，山顶多为黄土覆盖；井田地势总体为西南高，东北低，最高点位于井田西南部山脊，标高为1378.7m，最低点位于井田东北部沟谷中，标高为1186.2m，相对高差192.5m。（2）地质特点：本井田位于太原西山煤田古交矿区马兰精查区西北部，井田内构造简单，地层总体为一走向近南北、倾向东的单斜构造，倾角8。井田内未发现断层和陷落柱，未发现断层及岩浆岩侵入现象。综上所述，本井田地质构造属简单类型。（3)开采条件：井田内主要可采煤层为2、3、4、8、9号煤层，属焦煤和肥煤。矿井水文地质类型为简单类型。矿井为低瓦斯矿井，2号煤层为自燃煤层，煤尘均具有爆炸危险性。2.资源可60、靠性2007年5月，山西煤炭地质公司受矿方委托，编制的山西省古交市台城煤焦有限公司资源整合矿井地质报告，通过资源/储量估算，共获得资源/储量1082.9万t（2、3、4、8、9号煤层），资源/储量估算结果可靠，为矿井兼并重组整合设计提供了可靠的地质依据。二、外部协作配套条件1. 运输条件本井田距太佳公路约1.5km，距镇城底铁路专用线约6km，与太佳公路之间有简易公路相连，交通较为便利。2. 电源条件该矿现有两回10kV电源，一回引自镇城底220kV变电所10kV母线，导线型号为LGJ-185，输电距离为5km，另一回引自梭峪35kV变电所10kV母线段，导线型号为LGJ-185，输电距离为561、km。矿井供电电源可靠。3. 水源条件该矿现供水水源取自临近村庄民井，水量尚可满足整合前矿井用水需要。矿井扩建后，用水量增加，现有供水水源将不能满足要求，设计考虑在工业场地附近新打一眼深井开采奥灰岩溶水解决矿井供水需要。为充分、合理的开发和利用水资源，对矿井的井下涌水作净化处理，处理后用于井下消防、洒水，不足部分由生活水补给。综上所述，本矿井煤炭资源储量可靠，地质构造简单，外部协作条件配套，开采技术条件优越，煤质优良，有可靠的用户，具有很强的竞争力，因此有条件建设成为现代化矿井。此外，该项目有较好的经济效益、社会效益和环境效益，对保证煤炭工业可持续发展，对振兴当地的经济，带动相关产业的发展，对62、当地人民脱贫致富都将起到积极地促进作用。第三章 井田开拓第一节 兼并重组整合前各矿开拓开采现状本矿为单独保留矿，单独保留前名称为古交市台城煤焦有限公司，井田面积1.1740km2，批采2、3、4、8、9号煤层，矿井设计生产能力30万t/a。整合前井田新工业场地内共有四个井筒，分别为新工业场地的主斜井、回风斜井和旧工业场地的主斜井和副斜井，根据矿方提供的资料，新工业场地内回风斜井断面2.83m，倾角23，主斜井断面43.2m，倾角23井田北部旧工业场地内主斜井和副斜井井筒断面均为2.02.5m，倾角22。整合前井田内主要对2号煤层北部进行了少部分不规则开采。第二节 井田境界及资源/储量一、井田境63、界2009年12月2日，山西省国土资源厅发放的山西华润煤业有限公司台城煤矿采矿许可证，批准井田内开采2号、3号、4号、8号、9号煤层。其中2号、3号、4号煤层井田呈不规则多边形，井田范围由19号坐标点圈定，东西长1495m，南北宽1621m，面积1.174km2。拐点坐标见表3-1-1。表3-1-1 整合后2、3、4号煤层井田境界拐点坐标表 点号1954年北京坐标系1980年西安坐标系XYXY14197105.0019587800.004197056.7019587729.9424198085.0019588470.004198036.7019588399.9434198591.001958864、819.004198542.7119588748.9344198380.0019589295.004198331.7119589224.9454198025.0019589025.004197976.7119588954.9464197834.0019589298.004197785.7119589227.9474196970.0019588640.004196921.7019588569.9484197035.0019588519.004196986.7019588448.9494197105.0019588275.004197056.7019588204.94其中8号、9号煤层井田呈规则四65、边形，井田范围由14号坐标点圈定，东西长831m，南北宽791m，面积0.336km2。拐点坐标见表3-1-2表3-1-2 整合后8、9号煤层井田境界拐点坐标表点号1954年北京坐标系1980年西安坐标系XYXY14198085.0019588470.004198036.7019588399.9424198591.0019588819.004198542.7119588748.9334198376.0019589301.004198327.7119589230.9444197800.0019588870.004197751.7019588799.94本井田西与佛罗汉矿相邻，东与西山集团马兰矿相66、邻，南与玉峁煤业公司相邻，北与义中煤矿相邻。分述如下：1. 佛罗汉矿该矿现开采8、9号煤层，生产能力9万t/a，斜井开拓，壁式采煤，放炮落煤，木支柱支护，绞车提升；平车、矿车运输，中央并列式负压通风。井下涌水量不大，低瓦斯矿井。与本井田存在越界开采现象。2. 西山集团马兰矿为国有大型煤矿，生产能力400万t/a，采煤方法为综合机械化采煤，现采02、2、8号煤层，矿井正常涌水量为2640m3/d，为低瓦斯矿井。据调查，该矿井与本井田无越界开采现象。3. 玉峁煤业公司该矿始建于1998年，1999年投产，批准开采02、2、4、6、8、8号煤层，生产规模30万t/a。现采2号煤层。该矿井下采用短壁式67、采煤方法，放炮落煤，木支柱支护，绞车提升，平车、矿车运输，通风方式为中央并列式负压通风。矿井瓦斯绝对涌出量0.25m3/min，相对涌水量3.60m3/t，属低瓦斯矿井。井下最大涌水量为72m3/d。据调查，该矿井与本井田无越界开采现象。4. 义中煤矿该矿1993年建井，2003年投产，井田面积为0.2383 km2，批准开采2、3、4号煤层，斜井开拓短壁式采煤，2006年关闭。关闭前井下涌水量为48m3/d。据调查，该矿井与本井田无越界开采现象。详见矿井范围及四邻关系图311。二、资源/储量1. 矿井保有资源/储量（1）储量计算方法井田内地层平缓，煤层倾角一般在8左右，储量采用伪厚度和水平投68、影面积用地质块段法进行估算。资源/储量估算公式为：Q=SMD/10其中 Q资源/储量 (万t)S块段水平投影面积 (k(m2)M煤层伪厚度 (m)D煤层视密度 (t/m3)（2）资源/储量估算参数块段水平投影面积：采用MAPGIS软件在计算机上直接测算。煤层平均伪厚度：为钻孔和煤矿井下测量煤厚，按有关规范、规定，剔除0.05m夹石后的算术平均值。煤层视密度采用马兰精查勘探资料中2、3、4、8、9号煤层视密度资料，即2号煤层采用1.32t/m3，3号煤层采用1.33t/m3，4号煤层采用1.40t/m3，8号煤层采用1.33t/m3，9号煤层采用1.33t/m3。（3）资源/储量估算结果经本次估69、算，共获得2、3、4、8、9号煤层累计查明资源储量1082.9万t，现保有储量1081万t，采空区动用储量1.9万t。达到了勘探程度。详见整合后井田资源/储量汇总表3-1-2。表3-1-2 整合后井田资源/储量汇总表 单位：万t 煤煤资源/储量(万t) 111b 111b+122b+333(%)111b+122b111b+122b+333层类111b122b333现保有采空区累计查明(%)2FM88.4178.111.0277.51.9279.421.896.03FM42.169.0 4.6 115.7 0 115.7 36.4 96.04JM158.4266.7 17.3 442.4 0 470、42.4 35.8 96.18FM0184.2 0 184.2 0 184.2 0.0 1009FM061.2 0 61.2 0 61.2 0.0 100合计288.9759.2 32.9 1081.01.9 1082.926.797.02. 矿井工业资源/储量矿井工业资源/储量按下式计算：矿井工业资源/储量111b112b333k 288.9759.232.90.9 1077.71（万t）式中： k可信度系数，根据本矿煤层赋存情况，k值取0.9。3. 矿井设计储量矿井设计储量计算公式如下：设计储量工业资源/储量永久煤柱损失经计算，矿井设计储量为849.46万t。矿井设计储量计算结果见表31471、。表3-1-4 矿井设计储量计量表 单位：万t 煤 层矿井工业资源/储量(万t)永久煤柱(万t)矿井 设计资源/储量(万t)井田境界地面建筑断层陷落柱采空区小计2276.40 19.63 35.83 2.90 58.36 218.04 3 115.24 8.82 16.14 0.00 24.96 90.28 4 440.67 38.07 78.65 0.00 116.72 323.95 8 184.20 20.63 0.00 0.00 20.63 163.57 9 61.20 7.58 0.00 0.00 7.58 53.62 合计1077.71 94.73 130.62 0.00 0.00 72、2.90 228.25 849.46 4.矿井设计可采储量矿井设计可采储量按下列公式计算： Zk=（ZP）C式中：Zk矿井设计可采储量，Mt； Z矿井设计储量，万t； P开采煤柱损失量，万t。开采时需留设的煤柱有：工业场地及大巷保护煤柱煤柱。 C采区回采率，经计算，2、9号煤采区回采率为81，3号煤层采区回采率为85.5，4、8号煤层采区回采率为76%。经计算，2、4、8、9号煤层设计可采储量为470.50万t。计算结果详见表3-1-5。表3-1-5 矿井设计可采储量计算表 单位：万t煤 层矿井设计资源/储量(Mt)工业场地和主要井巷煤柱(Mt)开采损失(Mt)设计可采储量(Mt)工业场地主要73、井巷小计2218.04 15.62 21.17 36.79 36.25 145.00 3 90.28 10.82 18.09 28.91 9.21 52.16 4 323.95 48.05 60.36 108.41 53.88 161.65 8 163.57 27.97 32.56 60.53 25.76 77.28 9 53.62 4.37 6.25 10.62 8.60 34.40 合计849.46 106.83 138.43 245.27 133.70 470.50 三、安全煤柱及各种煤柱的留设与计算巷道煤柱按以下公式计算S1式中：S1巷道保护煤柱的水平宽度，m；H巷道的最大垂深，取2074、0m；M煤层厚度，m，取8号煤层平均厚4.81m；f煤的强度系数，取2。S1经计算，井田境界煤柱取20m，大巷煤柱30m。工业场地及井筒按一级保护，村庄按三级保护，按场地外沿外扩20m保护带，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。第三节 矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度根据国家质量监督检验检疫总局和建设部2005年发布的煤炭工业矿井设计规范，确定矿井的工作制度为：年工作日为330d，每天井下采用“四六制”作业，日净提升时间16h；地面采用“三八制”。二、矿井设计生产能力的确定根据山西省煤矿企业兼并重组整合领导组办公室文件晋煤重组办发200979号文“关75、于太原市古交市煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复”。确定山西华润煤业有限公司台城煤矿的矿井生产能力为45万t/a。结合本井田各煤层赋存条件，开采技术条件，煤炭外运条件等因素。分析其合理性如下：1井田内各可采煤层赋存稳定，开采技术条件良好，适合综合机械化开采。2矿井电源、水源及交通运输条件能够满足矿井能力45万t/a条件。3主斜井采用带式输送机提升煤炭，副斜井采用单钩串车提升方式，井筒提升能力能够满足矿井能力45万t/a的要求。综上所述，确定矿井设计生产能力45万t/a。三、矿井服务年限矿井服务年限按下式计算： T=Zk/（KA）式中：T矿井服务年限，a； Zk设计可采储量，万t，矿井总的可76、采储量为470.50万t； A矿井设计生产能力，45万t/a； K储量备用系数，取K=1.4；矿井总服务年限为T=470.50/（1.445）=7.5a。其中2号煤层服务年限为2.3a，3号煤层服务年限为0.8a，4号煤层服务年限为2.6a，8号煤层服务年限为1.2a，9号煤层服务年限为0.5a。第四节 井田开拓一、井田内地质构造、老窑范围、火区、煤层及水文条件、兼并重组整合各矿采空区等对井田开拓开采的影响井田地层倾角比较平缓，一般在8左右，未发现断层及岩浆岩侵入现象。井田总体构造属简单类型。井田内各煤层赋存稳定，分别为中厚煤层、薄煤层和厚煤层，结构简单和中等，重组整合前煤矿生产过程中未发生煤77、层自燃现象，现井下无火区分布。兼并重组整合后矿井及相邻矿现有采空区积水、积气均提交了调查报告，采空区范围和积水量较为清楚，井田水文地质条件简单。井田内地质构造、老窑范围、火区、煤层及水文条件、兼并重组整合各矿采空区等对井田开拓开采影响较小。总的来看，开采条件优越。二、井田开拓方案1. 井口及工业场地位置的选择工业场地选择的主要原则为：（1）尽量利用现有地面工程及设施。（2）地面平坦、开阔，场地挖方填方量小，工程地质条件好，能满足45万t/a要求。（3）力求位于储量中心，减少井下运输、通风、井巷工程费用。（4）不受洪水、山体滑坡等自然灾害的威胁。（5）靠近公路、交通方便，运输距离短，运营费用省。78、（6）有利于矿井开拓部署，为稳产创造条件。原台城煤矿工业场地位于井田中部，共布置主斜井、副斜井2个井筒，该工业场地内地面设施已基本形成，本次设计利用该矿主斜井、副斜井及工业场地。利用原古交市台城煤焦有限公司工业场地（包括2个井筒）作为回风井场地，该场地位于现有工业场地北部360m处。2井田开拓方案（1)矿井设计开拓方案主要考虑以下原则：1)尽量利用矿井现有设施及装备，以减少基建投资；2)有完善的采、掘、运输、提升、通风、排水等生产环节及系统；3)生产系统尽可能简单、实用，生产工艺先进、合理；4)投产采区布置在井底附近，以缩短建井工期，节省初期基建投资；5)井下巷道沿煤层布置，掘进速度快，费用低79、，并能进一步探明煤层的赋存情况；6)近期与长远相结合，既要考虑当前效益，又要有利长远规划。（2）开拓方案设计结合采掘现状、煤层赋存情况、矿方意图以及现行煤炭产业政策，对井田内2、3、4号煤层和8、9号煤层分设为一个主水平和一个辅助水平进行开采，其中主水平设在4号煤层，辅助水平设在9号煤层。根据以上原则对井田开拓提出以下两个方案分述如下：1）方案一：2、3、4号煤层开拓方案：利用原批复的新工业场地内现有的回风斜井作为重组后的主斜井，半圆拱形断面，井筒净宽2.8m，装备800mm宽带式输送机，担负矿井的煤炭提升、进风和安全出口任务；利用原批复的新工业场地内新掘的主斜井作为整合后的副斜井，井筒净宽480、.0m，装备单钩串车和可摘挂架空乘人器，担负矿井辅助提升兼人员上下任务，兼作进风井和安全出口；利用井田北部旧工业场地内现有的主斜井和副斜井并联后（保留主斜井井口）作为矿井的回风斜井，井筒断面均为4.6m2，合并后断面为9.2m2，装备通风机，担负矿井回风井兼安全出口。主斜井落底到4号煤层底板以下，并在4号煤层设下放式煤仓，煤仓上口设有通风联络巷与井筒相连，下口设有清理撒煤巷与轨道巷相连，在煤仓上口平行于井田东南边界布置一条胶带大巷。副斜井落底于4号煤层底板，并布置井底车场和硐室，平行于胶带大巷布置一条轨道大巷与井底车场相连。两条大巷中部布置一条回风大巷与北部回风斜井相连，三条大巷在井田5号边界81、点向东部布置三条大巷，分别为胶带大巷、轨道大巷和回风大巷，三条大巷均沿4号煤层布置。大巷布置呈“L”型布置。详见井田开拓方案一图341、342、343和剖面图344。8、9号煤开拓方案：后期开采8、9号煤层时在煤仓上口向9号煤井田新掘胶带暗斜井（15）至9号煤层，在4号煤轨道大巷新掘提升暗斜井（22）至9号煤层，延伸回风斜井至9号煤层，沿9号煤层东部边界布置胶带、轨道和回风三条大巷，在大巷最低点设置有采区水仓，在提升暗斜井落底处附近设消防材料库，大巷中部设采区变电所。井田共划分为8个采区，2、3、4号煤层各两个采区，8、9号煤层各一个采区。详见井田开拓方案一图345、346。2）方案二：2、382、4号煤层开拓方案二与方案一不同之处是风井的利用方案和大巷布置不同，本方案考虑到旧工业场地内的两个井筒的井口均位于井田之外，井下占用煤柱较多，因此设计在新工业场地附近山梁上（位于8、9号煤层井田范围内）新选风井场地并新打一个回风立井，该立井一次掘成至9号煤层，井筒直径4.0m，净断面12.6m2，垂深188m，装备梯子间，担负矿井的回风任务，兼做安全出口。主副井落底4号煤层后直接向井田东部布置集中运输巷和集中轨道巷，在两条大巷中部布置一条集中回风巷与回风立井沟通，三条大巷至井田东部边界后沿东部边界再布置轨道、胶带和回风三条大巷。大巷布置呈“T”字型布置。9号煤开拓方案二：胶带暗斜井和提升暗斜井83、均同方案一，与9号煤方案一不同之处是，在新打的回风立井井底沿9号煤层新掘总回风巷与9号煤回风大巷相连。井田共划分为八个采区，2、3、4号煤层各两个采区，8、9号煤层各一个采区。详见井田开拓方案二图347、348。4）开拓方案比较井田开拓方案定量比较见下表 井田开拓方案可比工程量及费用对比方案大巷工程量（m）井筒工程量（m）工程投资（万元）开拓方案一362301449.2开拓方案二39001881973.6从上表井田开拓方案可比工程量及费用对比来看，方案二较方案一增加主要大巷277m，增加立井井筒188m，增加工程投资524.4万元。通过比较，显然在开拓方式确定的前提下，主要大巷越短越省工程量，84、工程量越小，相应费用就低。井田开拓方案一显然优于方案二，确定井田开拓部署采用方案一。三、井口数目和位置的选择山西华润煤业有限公司台城煤矿为兼并重组整合矿井，整合后共有4个井筒，分别为主斜井、副斜井、回风斜井和并联回风暗斜井，其中，主、副斜井位于台城煤矿新工业场地，回风斜井和并联回风暗斜井位于新工业场地北部360m处的旧工业场地，能够满足兼并重组整合后矿井设计生产能力的需要。四、水平划分及阶段垂高的确定全井田设一个主水平开采2、3、4号煤层，水平标高+1142m。设辅助水平开采9号煤层，水平标高1028m。五、主要运输大巷及总回风巷的布置方式和位置选择根据煤层赋存特征，沿井田南北和东西方向布置胶85、带、回风、轨道大巷。三条大巷中，胶带大巷沿4号煤层底板布置，回风、轨道大巷沿4号煤层顶板布置。六、采区划分及开采顺序全井田划分为八个采区，其中2号煤层划分为两个采区，东部和北部为一采区，西南部为二采区，首采工作面确定在2号煤层一采区。开采顺序为：2号煤层一采区2号煤层二采区3号煤层一采区3号煤层二采区4号煤层一采区4号煤层二采区8号煤层一采区9号煤层一采区回收煤柱。采区内工作面接替顺序均采用前进式。采区接替详见表3-4-2。表3-4-2 采区接替表采区名称6号煤层可采储量(万t)生产能力(万t)服务年限(a)接替采区2号煤层一采区94.25451.52号煤层二采区2号煤层二采区50.7545086、.83号煤层一采区3号煤层一采区33.9450.53号煤层二采区3号煤层二采区18.26450.34号煤层一采区4号煤层一采区105.10451.74号煤层二采区4号煤层二采区56.55450.98号煤层一采区8号煤层一采区77.28451.29号煤层一采区9号煤层一采区34.4450.5回收煤柱合计470.507.5七、“三下”采煤井田内无水体和铁路，地面有中山岭村和西岩村2个自然村庄，根据2010年9月矿方与中山领村签订的“中山领房屋处理协议”，对中山岭村进行搬迁，建议矿方与中山领村核实搬迁日期，确保矿井开采到此处时村庄已搬迁完毕。因井田可采储量少，建议矿方与西岩村签订搬迁协议，增加矿井服87、务年限。井筒、工业场地按级保护，村庄按级保护，表土段移动角45，基岩移动角72，留设地面建构物煤柱。第五节 井筒一、井筒用途、布置及装备据开拓布置，达产时布置有4个井筒，即主斜井、副斜井、回风斜井和并联回风暗斜井。1. 主斜井（已有）：倾角23，斜长441m，井筒采用半园拱断面，净宽2.8m，净断面积7.6m2，采用料石砌碹支护。井筒内铺设带式输送机，设行人台阶和扶手，担负矿井煤炭提升任务，兼做进风井和安全出口。2. 副斜井（已有）：倾角22，斜长325m，井筒采用半园拱断面，净宽4.0m，净断面积10.5m2，井筒内铺设30kg/m单轨，装备单钩串车和可摘挂架空乘人器，表土段采用钢筋混凝土，88、基岩段采用锚喷支护。在井筒内布置有行人台阶、扶手、消防洒水管路、排水管路，担负矿井材料设备、矸石和人员上下的辅助提升任务，兼进风井和安全出口。3. 回风斜井（已有）：前段90m刷大，刷大后净宽3.5m，净断面积10.1m2，采用钢筋混凝土支护，后段利用已有，净宽2.0m，净断面积4.6m2，斜长192m，采用料石砌碹支护，该井筒在距井口90m处与并联回风暗斜井沟通，形成并联回风，井筒内设台阶、扶手，作为矿井回风井兼作安全出口。4. 并联回风暗斜井（已有）：井筒净宽2.0m，净断面积4.6m2，斜长202m，采用料石砌碹支护，该井筒井口封闭，下部与回风斜井并联后作为矿井回风井。各井筒布置见图3589、1、352、353和354，各井筒特征见表351。表3-5-1 井筒特征表 序号井 筒 名 称井筒名称主斜井副斜井回风斜井并联回风暗斜井1井 口坐标北京54坐标系纬距X41979784198010.7564198570.73经距Y1958843019588483.72819588586.84西安80坐标系纬距X4198026.2904198059.0464198522.440经距Y19588500.07019588553.79819588516.780标高(Z)+1233.53+1237.418+1192.382落底水平标高(m)+1120+11421147+11473提升方位角(度)230290、954井筒倾角(度)232223235井筒垂或斜长 (m)4413252822026井筒直径或宽度(m)净2.84.03.5/2.02.0掘进3.65.0/4.34.3/2.82.57井筒断面(m2)净7.610.510.1/4.64.6掘进10.8515.67/12.2113.71/7.287.288砌壁厚度(mm)400500/150500/400400材料料石砌碹钢筋混凝土/锚喷钢筋砼/料石碹料石碹9井筒装备带式输送机单钩串车架空乘人器台阶、扶手10备注已有已有已有、前段刷大已有二、井筒井壁结构主斜井为已有井筒，采用料石砌碹支护，支护厚度为400mm。副斜井为已有井筒，表土段采用钢筋混凝91、土支护，支护厚度为500mm，砌碹支护伸入基岩不小于5m，进入基岩后改用锚喷支护，喷射厚度150mm。回风斜井前段刷大后采用钢筋混凝土支护，支护厚度500mm，基岩段为已有工程，采用料石砌碹支护方式，支护厚度400mm。并联回风暗斜井为已有井筒，采用料石砌碹支护方式，支护厚度400mm。第六节 井底车场及硐室一、井底车场形式的选择副斜井在4号煤层设井底车场，水平标高+1142m；主要为辅助提升服务，运输量相对较小，车场形式为平车场，存车线长度30m，低道存车线长度30m，水平标高+1142m，车场形式简单，调车方便，工程量省。二、井底车场硐室名称及位置副斜井在4号煤层井底车场采用平车场，井底硐92、室有：主变电所、主水泵房、管子道及水仓、井下消防材料库等。（1）井下主变电所、主水泵房、及管子道主变电所与主水泵房联合布置，硐室净宽5.5m，净断面16.5m2，总长50m，在水泵房硐室一端设管子道与副斜井相通，管子道上部平台比水泵房地面高7m，硐室另一端分别设有两条通路与轨道大巷相通，通路中设防火栅栏及密闭门，变电所与水泵房之间设防火栅栏两用门，硐室地面比车场底板高0.5m，符合煤矿安全规程要求。（2）井下主要水仓井下主要水仓由主仓和副仓组成，水仓及通路总长120m，矿井正常涌水量19.6m3/h（含灌浆析出水量），依据煤矿安全规程要求，水仓容量不小于矿井8h正常涌水量，即Q0819.61593、7m3，设计水仓总容量600m3，满足要求。水仓清理采用人工清理，绞车牵引矿车运输。（3）消防材料库消防材料库设在轨道大巷一侧，存放消防材料，为矿井发生灾害提供抗灾救灾的物资材料。硐室净宽为4.0m，净断面10m2，长50m，采用锚网喷支护。（4）等候、信号硐室在副斜井落底点附近设绕道式等候信号硐室，为猴车信号操作提供方便，硐室长度52m。（5）医疗急救硐室在等候硐室另一侧设医疗急救硐室，为矿井及时救护提供方便。2. 在主斜井井底设有以下硐室及联络巷：（1）井底煤仓及装载硐室：在主斜井井底设井底煤仓1个，井底煤仓采用直立煤仓，净直径5m，垂深25m，砼现浇支护，容量380t；容量根据煤炭工业矿94、井设计规范应为矿井日产量的0.150.25倍。井底煤仓有效容量按下式计算：Qmc=0.2Amc 式中：Qmc井底煤仓有效容量，t Amc矿井设计日产量，t 0.2煤仓容量系数。Qmc6=0.21364=273（t）根据计算煤仓所需容量要求，设计井底煤仓容量满足规范要求。煤仓下口设给煤机装载硐室。（2）煤仓上口通风联络巷：为了满足煤仓上口的通风和行人的需要，在煤仓上口设通风联络巷与主斜井井筒，煤仓上口设卸载硐室。（3）清理撒煤巷：由煤仓下口至轨道大巷设清理撒煤巷，井底撒煤可由人工直接装入皮带运至地面，也可由人工装入矿车通经清理撒煤巷运至井底车场后通过副斜井运至地面。井底车场主要巷道及硐室均采用锚95、网索喷支护。井底车场硐室布置见图361。三、井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料井底车场巷道采用半圆拱断面，锚网索喷支护，支护厚度150mm；主水泵房及变电所采用半圆拱断面，锚网索喷支护，支护厚度150mm；井底水仓采用锚喷支护，支护厚度150mm；管子道采用锚喷支护，支护厚度150mm；井下消防材料库采用半圆拱断面，锚网索喷支护，支护厚度150mm；井底煤仓采用混凝土支护，支护厚度500mm。井底车场巷道及硐室工程量见表3-6-1。表3-6-1 井底车场巷道与硐室工程量汇总表 序号井 巷 名 称支 护 材 料巷道长度( m)工 程 量(m3)铺轨长度(m)水 沟(m)备注岩巷煤巷小计396、0kg/m22kg/m1等候信号硐室锚网索喷55629.75629.75552井底车场单轨巷道锚网索喷55620.95620.9555553井底车场双轨巷道锚网索喷60860.4860.412030604变电所、水泵房锚网索喷671671205变电所、泵房通路锚网索喷35288288206管子道锚喷3222122132327水仓及通路锚喷18510671067120808消防材料库及通路锚网索喷64564535409井底煤仓砌碹38038010清理撒煤巷锚喷76525.16525.167676合计4982193.163715.15908.26175303398第四章 大巷运输及设备第一节 运输97、方式的选择一、煤炭及辅助运输方式1. 井下煤炭运输为适应矿井机械化程度高、产量大的要求，本次设计井下煤炭运输均采用带式输送机运输。理由如下：（1）运输能力大，连续性强，装、卸载点集中。（2）巷道可随煤层稍有起伏，适应多做煤巷，少开岩巷的情况。（3）带式输送机不仅可实现煤炭运输的连续化、控制的集中化和自动化，而且有生产均衡，运输环节少、安全度高等优点。（4）主、辅运输互不干扰，可提高辅助运输的效率和速度。（5）能保证机械化工作面的连续生产，提高机械利用率，提高产量，降低成本。2. 辅助运输结合本矿井实际情况，井下辅助运输巷道倾角一般为8，采区局部可达到13左右，井型中等，辅助运输距离较短，为节省98、投资，辅助运输采用调度绞车牵引矿车做为本次设计辅助运输方式。材料运输系统如下：地面副斜井井底车场轨道大巷回风顺槽（或掘进顺槽）回采工作面（或掘进工作面）。矸石运输与材料运输系统相反的方向运出。二、运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号胶带大巷采用矩形断面，净宽3.0m，净断面7.2m2，锚网喷支护；轨道大巷采用矩形断面，净宽4.0m，净断2.4m2，锚网喷支护。运输大巷和轨道大巷倾角均为8，井下铺600mm，22kg/m、30kg/m钢轨。第二节 矿车1. 矿车矿井移交生产时，井下巷道均沿煤层布置，掘进煤经输送机运输进入煤流系统，井下辅助运输主要是材料、设备和部分联络巷掘进矸石的运输。本次设计99、矿车采用1t固定式矿车、1t材料车、1t平板车、3t平板车，为了方便液压支架等大型设备的运输，矿井配备20t重型平板车。一、矿车型号达产时各类矿车规格特征见表4-2-1。表4-2-1 矿车规格特征表名称型号名 义载重（t）外形尺寸（mm）轨距（mm）轴距（mm）自重（kg）长宽高1t固定式矿车MGC1.1-6A1200088011506005505921t平板车MP1-6A120008804106005504651t材料车MC1-6B1200088011506005505153t平板车MPC3-6324001050415600550530运支架平板车MPC20-6203000150040060100、011001100二、矿车数量根据各用车地点各类矿车数量统计，矿井达产时各类矿车数量见表4-2-2。表4-2-2 矿井达产时各类矿车数量表 名 称型号生产备用合计备注1t固定式矿车MG1.1-6A305351t平板车MP1-6A103131t材料车MC1-6B103133t平板车MPC3-68210运支架平板车MPC20-655第三节 运输设备选型第三节 运输设备选型一、井下煤炭运输设备选型大巷带式输送机选型本着主要运输环节的能力满足生产规模的需要，结合井下工作面生产能力大的特点，考虑生产因素和工作面的峰值煤量，来确定带宽、带速、输送强度等。输送机的运输能力与输送带宽度、带速成正比，在运输能力101、一定时，带宽与带速成反比。提高带速可减小带宽以及输送带的张力，从而减小输送机的外形尺寸。而对中大运量、长距离的输送机，其输送带的投资将占整个输送机总投资的1/3左右，降低带强，能显著降低设备的投资。但带速若过大，托辊的直径也将加大，作为易损件的托辊更换成本提高；同时带速快，输送带的磨损加剧，从而使输送机的整体寿命降低。结合国内外带式输送机的使用现状，及大巷的坡度变化情况，综合考虑多种因素，确定井下煤炭运输带式输送机的带速为V2.0m/s。考虑井下的运行环境及输送机加工、安装质量等综合因素，胶带大巷第一条带式输送机、胶带大巷第二条带式输送机传动滚筒和输送带之间的摩擦系数为0.035。根据井田开拓102、布置，井下运输巷装设的带式输送机为：胶带大巷第一条带式输送机、胶带大巷第二条带式输送机。1. 设计依据矿井设计生产能力为45万t/a。工作制度：每年330天；原煤松散密度0.9t/m，煤的粒度0300。每天四六班工作制，井下作业率按40%计，不均衡系数为1.2，经计算带式输送机的设计运输能力为Q390t/h。2. 设计计算如下：（1）胶带大巷第一条带式输送机：6，L337m，Lh335m，提升高度：H=35.2m，PVG680/1，带强680N/mm，带速V2.0m/s，带宽B=800mm。布置形式示意图见图431。1）核算输送机能力由公式 Q3600Svk由35 查的 20 S0.06714103、m2根据6，查的k0.98所以Q426t/h390t/h，满足要求。2）根据原煤粒度核算输送机带宽按照煤炭工业带式输送机工程设计规范关于带宽的确定公式 B2a0.2B（2300200）mm800mm输送机带宽能满足输送300mm粒度原煤要求。3）计算圆周驱动力和传动功率 各种参数的确定初选胶带：PVG680/1上托辊转动部分重量：q11.7kg/m下托辊转动部分重量： q4kg/m托辊阻力系数：0.035物料每米重量：q Q/3.6v54.2kg/m胶带每米自重：q010.6kg/m PVG680/1上托辊间距为1200mm，下托辊间距为3000mm，托辊槽角为30托辊辊经133mm，导料槽长104、度4000mm，输送带上胶厚4.5mm，下胶厚1.5mm，托辊前倾123。 运行阻力计算上分支运行阻力： F1（q q0q）gLh8799N下分支运行阻力： F2（q0 q）gLh1679N物料提升阻力： F3=qHg18716N附加阻力FF1+F2+F3F4A. 清扫阻力：F1800NB. 导料拦板阻力：F2316NC. 进料处使物料加速阻力：F30.142Qv111ND绕过滚筒阻力及其附加功率 F4F4（1）F4（2）F4（3）F4（4）1693NF4（1）0.00448171193NF4（2）600NF4（3）400NF4（4）500NFF1+F2+F3F42920N总运行阻力：FF1F105、2F3 + F32114N 电动机功率计算传动滚筒轴功率：N0Fv=321142.0/100064.2kW电动机功率：NN01.383.5kW考虑重载启动，最终选用电动机功率N=110kW4）张力计算：本带式输送机采用单滚筒驱动，滚筒包角取210，在传动滚筒趋入点的张力S1最大，在下分支中最小张力为S3 ，在上分支中最小张力为S4。取210，0.3。得k1e3，k2e/ e-11.5， k31/ e-10.5按单传动滚筒张力计算，有S1Fk2 48171N S2S1F16057NS4S3S2F217736N下垂度验算：上胶带1%垂度要求最小张力Smin=15（q0+q）g=9535N下胶带1%106、垂度要求最小张力Smin=37.5q0g=3899N胶带最小张力Smin=S2=16057N9535N，通过。校核 S417.8kN，大于表6-13最小张力10kN. 通过 S216.1kN，大于表6-12最小张力6 kN. 通过 采用自动拉紧，拉紧力可调，校核S1/ S23k1 通过. 最大张力S149.1kN，小于输送带需用最大张力52kN. 通过. 胶带安全系数校核m680800/4817111.310 符合要求5）带式输送机所需的逆止力矩根据公式 ML=(Fst-FH)D/2其中：FstgQLsina/3.6v18716NFHfLq+ q+(2 q0+ q)cosag3598N ML=107、(Fst-FH)D/2=6047.2N.m f取0.012输送机逆止装置的额定逆止力矩Mk2 ML其中k22Mk2 ML12094.4N.m带式输送机控制采用微机控制系统，设有跑偏、打滑、断带、沿线急停、温度、烟雾等带式输送机保护装置及信号装置。（3）胶带大巷第二条带式输送机：12，L273m，Lh267m，提升高度：H=56.8m，PVG 800/1，带强800N/mm，带速V2.0m/s，带宽B=800mm。布置形式示意图见图432。1）核算输送机能力由公式 Q3600Svk由35 查的 20 S0.06714m2根据12，查的k0.93所以Q405t/h390t/h，满足要求2）根据原煤108、粒度核算输送机带宽按照煤炭工业带式输送机工程设计规范关于带宽的确定公式 B2a0.2B（2300200）mm800mm输送机带宽能满足输送300mm粒度原煤要求。3）计算圆周驱动力和传动功率 各种参数的确定初选胶带：PVG 800/1上托辊转动部分重量：q11.7kg/m下托辊转动部分重量： q4kg/m托辊阻力系数：0.035物料每米重量：q Q/3.6v54.2kg/m胶带每米自重：q010.9kg/m PVG 800/1上托辊间距为1200mm，下托辊间距为3000mm，托辊槽角为30托辊辊经133mm，导料槽长度4000mm，输送带上胶厚4.5mm，下胶厚1.5mm，托辊前倾123。 109、运行阻力计算上分支运行阻力： F1（q q0q）gLh7041N下分支运行阻力： F2（q0 q）gLh1366N物料提升阻力： F3=qHg30201N附加阻力FF1+F2+F3F4A. 清扫阻力：F1800NB. 导料拦板阻力：F2316NC. 进料处使物料加速阻力：F30.142Qv111ND绕过滚筒阻力及其附加功率 F4F4（1）F4（2）F4（3）F4（4）1750NF4（1）0.00462377.5250NF4（2）600NF4（3）400NF4（4）500NFF1+F2+F3F42977N总运行阻力： FF1F2F3 + F41585N 电动机功率计算传动滚筒轴功率： N0Fv=110、415852.0/100083.2kW电动机功率：NN01.3108.2kW考虑重载启动，最终选用电动机功率N=132kW4）张力计算：本带式输送机采用单滚筒驱动，滚筒包角取210，在传动滚筒趋入点的张力S1最大，在下分支中最小张力为S3 ，在上分支中最小张力为S4。取210，0.3。得k1e3，k2e/ e-11.5， k31/ e-10.5按单传动滚筒张力计算，有S1Fk2 62377.5N S2S1F20792.5NS4S3S2F222158.5N下垂度验算：上胶带1%垂度要求最小张力Smin=15（q0+q）g=9579.5N下胶带1%垂度要求最小张力Smin=37.5q0g=4010111、N胶带最小张力Smin=S2=20792.5N9579.5N，通过。校核 S422.2kN，大于表6-13最小张力10kN. 通过 S220.8kN，大于表6-12最小张力6 kN. 通过 采用自动拉紧，拉紧力可调，校核S1/ S23k1 通过. 最大张力S162.4kN，小于输送带需用最大张力64kN. 通过. 胶带安全系数校核m800800/62377.510.310 符合要求5）带式输送机所需的逆止力矩根据公式 ML=(Fst-FH)D/2其中：FstgQLsina/3.6v30201NFHfLq+ q+(2 q0+ q)cosag2884N ML=(Fst-FH)D/2=10926.8112、N.m f取0.012输送机逆止装置的额定逆止力矩Mk2 ML其中k22Mk2 ML21853.6N.m带式输送机控制采用微机控制系统，设有跑偏、打滑、断带、沿线急停、温度、烟雾等带式输送机保护装置及信号装置。3. 驱动装置的选择本设计在驱动装置选型时考虑采用软起/停方式，在井下带式输送机上具体有可控起动/制动功能的传动装置主要有CST可控起动/制动驱动系统、调速型液力耦合器、矿用隔爆型变频驱动等。CST可控起动/制动驱动系统由交流异步电动机+CST可控起动/制动装置组成。CST可控起动/制动传动装置时美国Dodge公司开发的专用于带式输送机的驱动装置，为一台输出轴带有液粘离合器的定轴加行星齿113、轮传动的减速器，液粘离合器连接在行星传动的内齿圈上，通过液压系统控制液粘离合片之间的间隙，使CST具有差动调节输出力矩和输出转速的功能，实现了机-电-液一体化，是集减速、离合、调速于一体的传动装置。电机可空载起动，提高电机寿命；能实现同一条带式输送机多台电机的分时空载起动，减小起动电流堆电网的冲击，降低对电源系统的技术要求；起动完成后，以正常带速运行时，无滑差消耗，整个系统的效率高；具有设定起动速度曲线自动跟踪控制、过载保护、多机平衡等功能，可以控制带式输送机按设定的“S”型曲线起动，起动加速度可以控制在00.05m/a2，使胶带的张力控制在允许范围，以满足整机动态稳定性及可靠性的要求；多机功114、率不平衡V临，灌浆管可以正常工作，故所选管径合适。 管壁厚度计算式中：管壁厚度，mm；d管道直径（内径），mm；P管内压力，kg/cm2，P=0.11浆H；浆泥浆容重，t/m3，浆=1.182;H井深，m，H=150m；a附考虑管壁不均等的附加厚度，无缝钢管a附=12mm，焊接钢管a附=79mm；n管道质量与壁厚不均的变动系数，取n=0.9；Rz许用应力，铸铁管Rz=200 kg/cm2，无缝钢管Rz=800kg/cm2；经计算，设计选用的D1084无缝钢管能够满足要求。C管路铺设回采面采空区是该矿灌浆重点区域，因此，灌浆主管路应针对回采面进行铺设，其它地点的灌浆，则根据需要从主管路上分叉连接115、。从风井由地面灌浆站铺设一趟管路至回采面，管路铺设路线为：地面灌浆站回风斜井总回风巷回风大巷回采面回风顺槽工作面6） 对灌浆材料的要求颗粒要小于2mm，而且细小颗粒（粘土：0.005mm者应占6070）要占大部分。主要物理性能指标比重为：2.42.8t/m3 ，塑性指数为911(亚粘土)胶体混合物（按MgO含量计）为2530：含砂量为2530，（颗粒为0.50.25mm以下）容易脱水和具有一定的稳定性。不含有可燃物(6) 灌浆设备黄泥灌浆池布置图见图6-2-2。图6-2-2 黄泥灌浆池布置图黄泥灌浆主要设备见表6-2-1。表6-2-1 黄泥灌浆设备表序号设备名称设备型号单位数量1水泵ZBA-6116、B台22泥浆搅拌机自制台23管路（无缝钢管）D1084.0米160044寸胶管DN100米2005下液式泥浆泵台26供水管（软管）30米200（11）向采空区和煤巷顶、壁同时喷洒阻化剂，防止煤层自燃。该矿为中型矿井，煤层埋藏浅，采用喷洒阻化剂作为防止煤层自燃手段。设计中采用向采空区和煤巷顶、壁同时喷洒阻化剂的阻化防火工艺。阻化剂泵选用WJ-24型阻化剂喷射泵，阻化剂选用阻化效果较好的五水氯化钙CaCI2(H2O)5，阻化剂浓度为20%。考虑到阻化剂阻化周期要求，喷射阻化剂时要求必须全面覆盖巷道顶部、煤壁。向采空区喷洒阻化剂一次喷洒量按下列公式计算：V=K1K2LShA-1=1.21.32150117、1.60.20.0581.05=4.20(m3)式中：V工作面一次喷洒阻化剂量，m3；K1一次喷洒加量系数，取1.2；K2采空区遗煤容重，t/m3，1.32；L工作面长度，150m；S一次喷洒宽度，按每圆班循环进度计算，为1.6m；h顶底板遗煤厚度，m；A吨煤吸液量，t/t；阻化剂容重，t/m3。阻化剂喷洒随回采班进行，同时要求矿方在喷洒过程中，要经常性在采空区分段(1020m)取遗煤样，每段至少取4个煤样，然后分选成小于0.6mm、0.65mm、515mm、大于15mm粒度煤样，分别送有关检测部门，检查其与10%和20%浓度阻化剂液的吸液量，从而取得适宜的阻化剂浓度。另一方面要定期检测阻化剂118、阻化率，及时调整阻化剂配比及材料，以适应煤层阻燃要求，阻化率按下列公式计算：E=(A-B)100%A式中：E阻化率；A煤样处理前在100C时，一氧化碳放出量(ppm)；B煤样阻化剂处理后100C时，一氧化碳释放量(ppm)；设计要求阻化剂阻化率应在65%85%之间。喷洒阻化剂主要设备选型：WJ-24阻化剂喷射泵2台；503.5无缝钢管，200m；DN25压力胶管，100m；调度绞车JD-11.4，2台；MC1-6A矿车，10辆；DN50闸阀，20个；Y型压力表，20个；泥浆泵3PN，4台；MYZ-200钻机，2台；喷枪，QWF-1，8个。2. 监测方面的措施（1）矿井配备DMH型带式输送机硐室119、自动灭火系统，系统通过地面总站，对接收到的井下数据进行处理，显示测点报警信息。从而对主要运输大巷的带式输送机发火进行不同阶段监测预报。（2）在工作面设自燃发火观测点，并建立监测系统，建立自燃发火预测预报制度。（3）在井下设置KYSC-1型井下移动式火灾气体束管采样监测系统在进、回风顺槽按一定间距布置束管采样器，采空区气体成份测定范围大约距工作面150m左右，约50m设一个测点，保持采空区内部进、回风侧各三个探头，上下顺槽同时观测。见图633。采空区开切眼停采线采空区束管采样泵束管采样点图6-3-3 采空区束管布置图（4）地面色谱分析井下通过束管采样仪采样并送至地面色谱分析，分析参数主要有O2、120、N2、CO、CO2、CH4、C2H6、C2H4、C3H8，正常情况下，每天早班检测一次，工作面异常时，每班检测二次。（5）回采工作面上隅角、掘进工作面、瓦斯检查员、班长配备便携式一氧化碳检测报警仪。四、水灾预防矿井以往生产过程中尚未发生水害事故。随着开采面积的扩大，向深部延伸，以及降水量等自然因素变化的影响，可能使矿井涌水量增大，特别是近年来，我省降水量普遍增加，各处水害事故时有发生。故煤矿在注意井下生产的同时，还要对现采矿井采空区积水也应引起注意。并建议做好以下防范水害的工作。1矿井开拓开采所采取的安全保证措施（1)每年汛期前必须将井口周围的导水沟渠挖好疏通，并由专人负责。（2)必须经常检查121、井田地表是否存在导水裂隙或其它导水通道，发现裂隙及其它导水通道，应及时将其回填封实。（3)必须随时观察井下各种涌水现象，做好常规矿井水文地质工作。（4)必须经常了解相邻矿井开采情况，掌握其采空范围，涌(积)水情况、防止越界开采，造成巷道相互贯通，采空区积水涌入矿井，造成涌(突)水事故的发生；一旦发现煤壁发潮、有水锈等透水预兆，立即采取措施，严防突水及事故的发生。（5)井下开拓巷道尽量减少对煤层底板的破坏。（6)主水泵房通道内设置了密闭门，防止万一井下发生突水时不致危及主排水泵房。（7)对掘进工作面配备了探水钻机，遵循“预测预报、有掘必探，先探后掘、先治后采”的原则，尤其是采空区或构造附近掘进时122、，更应注意探放水。（8)井下配备了小水泵，用以排除巷道积水，确保良好的劳动环境。（9)采空区、井田边界均留设保安煤柱。2探放水原则（1)采掘工作面必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则。特别是掘进采空区附近时，要引起高度的重视，作到有掘必探，以防突水事故的发生。凡遇到下面情况都必须停止掘进，进行探水：1)掘进工作面接近含水层时(流砂层、冲积层、各种承压水的含水层、含水断层或与地面大量积水区相通的断层)；2)掘进工作面接近被淹井巷或有积水的小窑、老空；3)在边探边掘区内掘进时，掘进长度达到允许掘进长度；4)采掘工作面发现出水征兆；5)当采掘工作面接近各类防水煤柱时；6)接近可能123、与含水层等相通的断层破碎带时；7)接近其他可能出水地区时。（2)超前钻孔的布设1)当老空、老巷、废弃硐室等积水区的位置准确且水压不超过981kPa时，探水起点至积水区的最小距离：煤层中不得小于30m，岩层中不得小于20m。2)对矿井的积水区，不能确定其边界位置时，探水起点至推断的积水区边界的最小距离不得少于60m。3)掘进巷道附近有断层时，探水起点至最大摆动范围预计煤柱线的最小距离不得小于20m。4)石门揭开含水层前，探水起点至含水层的最小距离不得小于20m。5)探水钻孔的直径大小由钻机规格确定，孔数不少于3个。钻孔布置成扇形，探水钻孔至少有一个中心孔，其它孔与中心孔成一定角度。（3)防止孔口124、被水冲破为了防止孔口被水冲破，用水泥和套管加固孔口，其长度不小于1.52.0m。当水压较小(294392Pa)时，可随时用木楔封闭钻孔；当水压较大(9811962Pa)时，可加设防喷装置，防止钻进时喷水。由于探水钻眼布置方法可分为垂直、倾斜和水平，所以防喷装置的结构也有所不同。垂直钻眼用防喷帽和防喷接头；水平和倾斜钻眼，采用盘根密封器。 水压过大时，为了安全钻眼，设反压装置和防压控制装置。（4)探水时采取的安全措施：1)加强靠近探水工作面的支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和栏板，以预防高压水冲垮煤壁及支架；2)检查排水系统，应根据预计出水量确定是否加大排水能力，清理水沟、水仓使其畅通和起缓冲125、作用；3)水压较大时，探水孔要设套管，以便安装水阀控制放水量，特别危险的地区还要选择坚固地点，砌筑水闸墙；4)探水工作地点要安设电话，以便能及时与调度室和中央泵房联系。5)清理巷道，挖好排水沟。探水钻孔位于巷道低洼处时，必须配备与探放水量相适应的排水设备。6)探水时注意事项：探水地点要确保与相邻地区的工作地点的联系，一旦出水，要马上通知水害威胁地区的工作人员撤到安全地点。打钻时，要时刻观察钻孔的情况，发现煤层疏松，钻杆推进突然感到轻松或顺着钻杆流出来的水超过供水量时，都要特别注意，这些都是接近或钻入积水地点的征兆。碰到这种情况，要立即停止钻进，进行检查。如果孔内水很大，喷射较远，或者打通了其它126、矿井，必须马上固定钻杆，背紧探水工作面，如加固煤壁及顶底板。探水工作面要经常检查瓦斯及其他有害气体，当瓦斯含量达1时，必须停止钻进；达到1.5时，必须停止工作，使其降至1以下，方可开动机器。（5)采掘邻近煤层时，利用顺槽巷道采用探水钻向上部煤层采空区打倾斜钻孔进行探放水，只有当上部煤层采空区积水全部放空以后才可进行回采。3探放水设备选择根据矿井通风安全装备标准，井下探放水钻机型号MYZ-200，数量为3台。确保做到先探后掘、有掘必探。安装钻机探水前，必须遵守下列规定：（1)加强钻场附近的巷道支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和栏板。（2)清理巷道，挖好排水沟。探水钻孔位于巷道低洼处时，必须配备127、与探放水量相适应的排水设备。（3)在打钻地点或附近安设专用电话。（4)测量和探放水人员必须亲临现场，依据设计，确定主要探水孔的位置、方位、角度、深度以及钻孔数目。钻孔放水前，必须估计积水量，根据矿井排水能力和水仓容量，控制放水流量；放水时，必须设专人监测钻孔出水情况，测定水量、水压，做好记录。若水量突然变化，必须及时处理，并立即报告矿调度室。4. 探放水措施（1)相邻矿井的分界处、采空区周围，必须留防水煤柱，严禁在各种防水煤柱中采掘。（2)井巷出水点的位置及其水量，有积水的井巷及采空区的积水范围、标高和积水量，必须绘在采掘工程平面图上。在水淹区域应标出探水线的位置，采掘到探水线位置时，必须探水128、前进。掘进工作面进入积水警戒线后，必须超前探放水，并在距积水实际边界20m处停止掘进，进行打钻放水，在确证积水已被基本放净后，才允许继续掘进。（3)每次降大到暴雨时和降雨后，应及时观测井下水文变化情况，并向矿调度室报告，并及时分析原因，寻找导水通道，采取相应措施，防止水患事故发生。（4)探放老空水前，首先要分析查明老空水体的空间位置、积水量和水压。老空积水区高于探放水点位置时，只准打钻孔探放水；探放水时，必须撤出探放水点以下部位受水害威胁区域内的所有人员。探放水孔必须打中老空水体，并要监视放水全过程，核对放水量，直到老空水放完为止。钻孔接近老空，预计可能有瓦斯或其他有害气体涌出时，必须有瓦斯检129、查工或矿山救护队员在现场值班，检查空气成分。如果瓦斯或其他有害气体浓度超过煤矿安全规程规定时，必须立即停止钻进，切断电源，撤出人员，并报告矿调度室，及时处理。（5)钻孔放水前，必须估计积水量，根据矿井排水能力和水仓容量，控制放水流量；放水时，必须设专人监测钻孔出水情况，测定水量、水压，做好记录。若水量突然变化，必须及时处理，并立即报告矿调度室。5. 防止钻孔导水的安全措施（1)为防止钻孔突水，应于年初对本年度采掘范围内所有穿越煤层顶、底板富含水层的钻孔，核查其封孔报告书或封孔资料，分析判定封孔质量。（2)对查出的封闭不良的钻孔，要建立台帐，并根据不同情况，在与采掘工作面相遇前，分别采取扫封孔、130、向下探水、留设隔水煤柱等措施。（3)穿过可采煤层的水文地质勘探钻孔，如煤层顶板或底板有富含水层时，对顶板导水裂隙带及其以上510m孔段，底板以下整个孔深，以及有可能污染水源的整个钻孔，都必须使用高标号水泥浆封孔，并须取样检查封孔质量是否合格。（4)停用或报废的钻孔，要及时封堵，并提出封孔报告。6. 小窑、老窑水防治（1)矿井附近小窑及采空区积水分析采空区积水是矿井充水重要因素，如果处理不当，会造成矿井透水事故，因此当开采至采空区边界附近时，应对采空区采取探放水措施，应严格坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则，要注意对隐伏构造的揭露，同时要留足保安煤柱，防范积水涌入巷道，造成水害131、事故。（2)周边矿井贯通的综合防治措施在日常生产中，应查清相邻矿井的水文地质条件。加强水文地质基础工作，加强矿井水害预测预报工作，采用适合本矿井的物探、钻探、化探等先进的综合探测技术，查明矿井或采区水文地质条件；定期收集、调查核对本矿及相邻煤矿的废弃老窑情况，编制矿井综合水文地质图、矿井充水性图等基础图纸，为水害防治工作提供翔实、可靠的技术依据。 同时加强掘进工作面探放水的技术管理。对小窑老空充水区、充水巷道、导水断层、强含水层、陷落柱、老钻孔等需要探放水的地区，都必须确定探水警戒线，并准确地绘制在采掘工程平面图上，开拓掘进工程到达警戒线时，必须先探后掘，严格掌握钻孔的超前距离。钻进时发现煤岩132、松软、片帮等异常现象时，必须停止钻进，撤离所有受水威胁的人员。探放老空积水的超前钻孔，超前距不得小于20m；严禁用煤电钻代替专用探水钻进行探放水。总而言之，一定要坚持有掘必探，先探后掘(采)的原则，一旦与周边矿井打通，退回本井田范围内20m，打永久密闭。对于邻矿的有害气体，一般采用瓦斯积聚的处理方法，如果小窑老空的有害气体浓度偏高，则必须先进行抽放，再采取相应处理方式。如果邻矿为积水区，可采用截水和堵水两种措施。在涌水的巷道中设置水闸门或水闸墙。堵水采用注浆堵水，将专门制备的浆液通过管道压入地层裂隙或孔洞，经凝结、固化后达到隔绝水源的目的。五、顶板管理1严格控制控顶面积，使其限制在作业规程规定133、的范围内，必要时采取强制放顶措施。2回采工作面初次来压、周期来压、顶板异常、在集中压力带下和回采工作面收尾时，必须制定相应的特种支护措施。3及时支护，严格敲帮问顶制度，存在隐患时要处理后再作业。4井下职工必须进行培训学习，贯彻规程，做到应知应会，持证上岗。5加强顶板监测，避免冒顶事故。6采掘工作面过地质构造时，要加强支护，保证安全。7工作面支架必须及时支护，架设牢固，并有防倒柱安全措施。工作面应严格按照作业规程操作。8. 设计为可采煤层为5层，采掘过程中要保证上部煤层开采完毕后方可在其下部布置回采工作面，防止造成上部煤层蹬空现象。六、其它1所有井下人员必须随身携带自救器，以便预防突发灾害。根据134、煤矿安全规程，参照矿井通风安全装备标准，矿井配备了通风、瓦斯、粉尘等检测仪器、仪表、设备和矿山压力及地质测量类仪表、设备。详见表633。表633 矿井通风安全基本装备一览表序号名 称型 号单 位数 量备 注一矿井通风检测1高速风表EY11B便携数字式个12高中速风表AFC-121个23微速风表DFA-3个14秒表块55通风干湿表DWHJ2个1自动记录6干湿温度计DHM1个4手摇、风扇式7空盒气压计DYM3个38双管水银压力表DYB3支19U型倾斜压差计AFJ-150台310皮托管AEP系列台611补偿式微压计BEY-250台212矿井通风多参数检测仪JFY台2二矿井瓦斯及其它气体检测1光学瓦斯135、检定器GWJ-1A台802光学瓦斯检定器GWJ-2台33瓦斯检定器校正仪GJX-2台14便携式瓦斯检测报警仪AZJ-91台805充电器CDQ-91台306瓦斯、氧气检测仪JJY-1台157瓦斯报警矿灯KSW10F（A）个1008一氧化碳检定器AT2台39风电闭锁装置FDZB-1A套210矿用隔爆型电缆硫化热补器BAR2-127/1.4台111采煤机瓦斯断电控制仪AQD-1台1三矿井粉尘检测1粉尘采样器AQF-1台32呼吸性粉尘采样器AQH-1台33矿用粉尘采样器AFQ-20A台34呼吸性粉尘测定仪ACH-1台35矿用个体粉尘采样器ACGT-2台3续表633 矿井通风安全基本装备一览表序号名 称136、型 号单 位数 量备 注6电光分析天平TG-328A台17电热恒温干燥器QZ77-104台18掘进机除尘器JTC台2备用209混凝土喷射机除尘器MLC-IC台1备用50%10压风呼吸器AYH-1A、AYH-2A台各111矿井粉尘化验室天平；感量不低于0.0001g干燥器其它配套仪表及器材；气体流量计、采样器、滤膜及秒表等TG328AQZ77-104套1四矿山压力及地质测量1圆图压力记录仪YTL610台152液压支架压力下缩自记仪YSZ-1台153顶板动态仪KY-82台24顶板下沉速度报警仪DSB-1台25测枪BHS-10支26液压枕YZ系列个207钻孔油枕应力计HCZ个58超声波围岩裂隙探测仪137、CT-2台29光学经纬仪J2台110光学经纬仪DJK-6台511水准仪DS1台112水准仪DS3-2台213激光指向仪JTY-3台214平板仪PG3-X2台215矿山挂罗盘KL-100个316地质罗盘CKX-1个3五矿山救护类设备1过滤式自救器AZL-60A台2502自救器气密检查仪ZJ-1台33自救器专用称重仪ASC-3Z台22井下设置安全器材硐室，按规定配备各种安全仪器和测量仪表。3建立健全各项“操作规程”、“作业规程”及有关规章制度。4发爆器由专人管理负责。5严格执行煤矿安全规程及国家有关法规、政策。七、避灾路线矿井投产前，应制定各种灾害的避灾路线，井下一旦发生灾害事故，应根据灾害的性质138、，严格按规定的避灾路线安全撤离。当井下发生瓦斯爆炸、煤尘爆炸、火灾和水灾等重大事故时，为了保证井下所有工作人员的安全撤离，井下所有巷道及交岔口处必须有醒目的避灾线路标牌，以便井下人员在救灾指挥部的统一指挥下，准确无误地安全撤离，减少不必要的人员伤亡。（1）当井下发生瓦斯、煤尘爆炸时，必须首先佩戴好自救器，位于灾害进风侧的人员，顺迎风方向组织撤离。位于灾害回风侧的人员，选择最近联络巷，进入进风侧，迎风撤离至地面。其避灾路线如下： 运输顺槽轨道大巷（胶带大巷）副斜井（主斜井）地面回采工作面 回风顺槽回风大巷总回风巷回风斜井地面（反风时） 胶带大巷（轨道大巷）副斜井（主斜井）地面掘进工作面 回风大巷139、总回风巷回风斜井地面（反风时）（2）当井下发生水灾时，要先选择标高相对高的巷道，尽快撤至地面。如水已将道路封闭，应撤至上山头保存体力，等待救援，并设法与地面取得联系。（3）当井下发生火灾时，任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、灾区通风和瓦斯情况、立即采取一切可能的方法直接灭火、控制火势，并迅速报告矿调度室，接到报告后立即按灾害预防和处理计划，组织人员抢救灾区人员和实施灭火工作。值班调度和现场区、队、班组长依照预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁的人员及时撒离到安全地区。八、矿山救护该矿井位于古交市镇城底镇台盘村南，行政区划隶属古交市镇城底镇管辖，。矿井主要救护任务依托太原市矿山救护大队，140、但由于太原市交通不畅，矿山救护大队不能保证在规程规定的30min内到达该矿，因此可依托西山救护大队古交中队，另外本矿设辅助救护队，救护队距离矿井10km，定员9人。辅助救护队基本装备配备见表6-3-4。辅助救护队个人基本装备配备见表6-3-5。表6-3-4 辅助救护队基本装备配备表序号装备名称单位数量备 注1个人最低限度技术装备套1套/人不包括企业消防服装2矿灯盏2备用3氧呼吸器台22h、4h各一台4氧气瓶个4与使用的呼吸器配套5自动苏生器台16呼吸器校验仪台27光学瓦斯检定器台210%、100%各一台8一氧化碳检定器台1检定管不少于30支9氧气检定器台110多功能气体检测仪台1检测CH4、C141、O、O2等11矿用电子风表套112灾区电话套113引路线m1000可用电话线代替14灾区指路器个10冷光管或灾区强光灯15红外线测温仪个1防爆16担架副1普通担架或负压担架17灭火器台28KG干粉，附件齐全，在有效期内18采气样工具套2包括球胆4个19风障块120帆布水桶个2完好，不漏水21保温毯条122液压起重器套1或起重气垫23刀锯把224铜顶斧把225两用锹把126小镐把127矿工斧把228起钉器把229瓦工工具套130电工工具套1续表6-3-4 辅助救护队基本装备配备表31皮尺个110m32卷尺个12m33钉子包个2内装钉子各1kg34信号喇叭套1一套至少2个35绝缘手套副236救生索142、条1长30m，抗拉强度3000kg37探险棍个1长度不低于1.8米木棍或竹棍38充气夹板副139急救箱个140记录本本241圆珠笔支242备件袋个1表6-3-6 辅助救护队个人基本装备配备表序号装备名称单位数量要 求1氧气呼吸器台194h2自救器台19压缩氧3战斗服套19带反光标志4胶靴双19高度不低于35CM5手套副29布手套、线手套各一副6毛巾条197安全帽顶19煤矿专用,有MA标志8矿灯盏19便携、双光源9灯带条29牛皮带10背包个19装战斗服11联络绳根19长2m12氧气呼吸器工具套19按说明书检查13粉笔支29白色14温度计支190100第七章 提升、通风、排水和压缩空气设备第一节 143、提升设备一、兼并重组整合前各矿的提升设备情况山西华润煤业有限公司台城煤矿为单独保留矿井，兼并重组整合前正处于基建状态，无提升设备。二、主斜井提升设备本矿主斜井斜长447m，倾角23，井筒内装设一台钢绳芯带式输送机，担负矿井原煤提升任务。主斜井带式输送机计算：（布置形式见插图7-1-1）(1)设计依据矿井设计生产能力45万t/a。主斜井井筒斜长L447m，加上井筒外延伸部分，带式输送机斜长总计 L475m，水平Lh437m，提升高度H185.6m。带式输送机倾角=23原煤粒度0300。按照煤炭工业带式输送机工程设计规范关于带宽的确定公式 B2a0.2 ，取带式输送机B800mm。带式输送机速度V144、1.6m/s 。工作制度：每年330天，提升时间16小时；原煤松散密度0.9t/m，不均衡系数取1.15，计算小时输送量Q98t/h。为设备匹配，带式输送机的设计输送量取Q=120t/h。井底煤仓装备重载助力给料机GLW600型，给煤机给煤量为Q120600 t/h。该给料机具有20档行程调节，调节方便，对满足用户所需各种给料量的需求具有很强的可操作性。(2)选型计算1) 胶带宽度选择按照煤炭工业带式输送机工程设计规范关于带宽的确定公式 B2a0.2 ，取带式输送机B800mm。带式输送机取带速v=1.6m/s。2) 核算输送机能力由公式 Q3600Svk由35 查的 20 S0.06714m145、2根据23，查的k0.73所以Q254t/h120t/h，满足要求。3) 各种参数的确定初选胶带ST/S800,带强800N/mm，运量Q120t/h。上托辊转动部分重量：q=11.7kg/m下托辊转动部分重量：q=4kg/m托辊阻力系数：=0.035胶带每米荷重：q= Q/3.6v=20.83kg/m胶带每米自重：q0=20.5kg/m4) 运行阻力计算 上分支运行阻力：F1=（q+ q0+q）gLh=7957N下分支运行阻力：F2=（q0+ q）gLh=3676N物料提升阻力： F3=qHg=37926N附加阻力FF1+F2+F3F4 清扫阻力：F1800N 导料拦板阻力：F2316N 进146、料处使物料加速阻力：F30.142Qv27ND绕过滚筒阻力及其附加功率： F4F4（1）F4（2）F4（3）F4（4）1815NF4（1）0.00478776N315NF4（2）600NF4（3）400NF4（4）500NFF1+F2+F3F42958N总运行阻力：F =F1+F2+F3 + F=52517N 5) 电动机功率计算：传动滚筒轴功率N0F/1000525171.6/100084kW； 电动机功率：NN01.3109.2kW考虑重载启动，最终选用电动机功率N=160kW。6）张力计算：本带式输送机采用单滚筒驱动，滚筒包角取210，在传动滚筒趋入点的张力S1最大，在下分支中最小张力为147、S3 ，在上分支中最小张力为S4。取210，0.3。得k1e3，k2e/ e-11.5， k31/ e-10.5按单传动滚筒张力计算，有S1Fk2 78776N S2S1F26259NS4S3S2F229935N下垂度验算：上胶带1%垂度要求最小张力Smin=15（q0+q）g=6082N下胶带1%垂度要求最小张力Smin=37.5q0g=7541N胶带最小张力Smin=S2=26259N7541N，通过。校核S429.9kN，大于表6-13最小张力8kN. 通过S226.3kN，大于表6-12最小张力5kN. 通过采用自动拉紧，拉紧力可调，校核S1/ S23k1 通过.胶带安全系数校核m80148、0800/787768.127 符合要求7）带式输送机所需的逆止力矩根据公式 ML=(Fst-FH)D/2其中：FstgQLsina/3.6v37926NFHfLq+ q+(2 q0+ q)cosag4060N ML=(Fst-FH)D/2=36302N.m f取0.012输送机逆止装置的额定逆止力矩Mk2 ML其中k22Mk2 ML72604N.m8）重载小车拉紧装置F0S3+ S460kN拉紧重量Q1=60000/9.81=6116.2kg，其中拉紧小车中1603.4kg，改向滚筒重855kg，需配重锤块（6116.21603.4855）/75=48.8，即49块。主斜井带式输送机规格特征149、见表711。表711 主斜井带式输送机规格特征表项目特征单位型号及参数运输长度（m）、坡度（）L 475m 23带式输送机型号DT型带式输送机运输量t/h120带速m/s1.6带宽mm800输送带型号N/mmST/S800,带强800N/mm 阻燃防静电 钢丝绳芯电动机型号及功率YB315M2-4 N=160kW 一台减速器型号ZSY450-40 一台液力偶合器YOTCS560 一台逆止器DSN090 二台制动器KZP-800 二台拉紧方式自动液压拉紧方式（3） 主斜井带式输送机配电及控制主斜井井口房设380V配电室一座，从矿井10kV变电所380V不同母线段分别引两回380V电源，一回路工作150、，另一回路备用。主要巷道带式输送机均配用一套集监测、控制、信号、通信为一体的带式输送机监控系统，为分级分布式结构，具有较高的运行可靠性和使用灵活型，显示功能强，联网方便，设有驱动滚筒打滑、堆煤、跑偏、撕裂、温度、烟雾、超速、胶带张力下降、电动机过载、电机超温等项保护功能。三、副斜井提升设备副斜井提升设备新选1部JK-3/31.5型单滚筒提升机，配YPT型10极交流变频电动机，额定功率450kW，电压10kV，额定转速589r/min。提升系统最大速度Vm=2.936m/s。选用36NAT67+Fc 1670ZS718 455型(GB/T 8918-2006)钢丝绳，钢丝绳直径d=36mm。副斜151、井提升设备选型计算：1. 设计依据（1）年生产能力An=45万t/a；（2）井筒提升斜长L1=325m，倾角=22；（3）提升方式：单钩串车提升，井上下均为平车场；（4）散矸容重：1.7t/m3；（5）最大班提升量：矸石 25.57t/班材料 20车/班；设备 2次/班；保健 1次/班；炸药、雷管 2次/班；其它作业 5次/班；最大件为液压支架，整体重量19t。（6）提升容器：提矸时采用MG1.1-6A型1t固定厢式矿车,矿车自重592kg。名义载重1000kg，最大载重1800kg，每钩3辆。下料时采用MC1-6B型材料车，矿车自重515kg；名义载重1000kg，最大载重2000kg，每钩152、3辆。下设备时采用MP1-6A型平板车，矿车自重464kg；名义载重1000kg，最大载重2000kg，每钩1辆。提最大件时采用20t重型平板车，自重1500kg，最大载重量为25t。每钩1辆。2. 选型计算（1）钢丝绳选择：1）钢丝绳绳端荷重：提矸时： Qd=3(1800+592)（sin+f1cos）=2754.87kg提最大件时：Qd=(19000+1500)（sin+f1cos）=7851.5kg上提物料时：Qd=3(2000+515)（sin+f1cos）=2896.53kg2）钢丝绳单重提矸时： Pb=1.05kg/m提最大件时：Pb=3.00kg/m上提物料时：Pb=1.11kg153、/m式中：Pb钢丝的抗拉强度，Pb =1670MPa；m安全系数，提物时m=6.5；Lc钢丝绳的悬垂斜长，Lc=375m；f1矿车与轨道的摩擦系数，f1=0.01；f2钢丝绳与地辊及部分地板的摩擦系数，f2=0.2。选用36NAT67+Fc 1670ZS718 455型(GB/T 8918-2006)钢丝绳，钢丝绳直径d=36mm，抗拉强度B=1670MP，单位重量Pk=4.55kg/m，钢丝绳最小破断拉力总和814.2kN。3）钢丝绳的安全系数校验：提矸时： m =22.36.5提最大件时：m =9.426.5上提物料时：m =21.56.5所选钢丝绳合适。（2）提升绞车选择1）滚筒直径DD154、80d=2880mm设计选用1部JK-3.0/31.5型单滚筒提升机，提升机参数如下：滚筒直径3.0m，滚筒宽度2.2m，滚筒个数1个，最大静张力FZ=135kN,减速比i=31.5。最大提升速度Vm=2.936m/s。机器变位重量26600kgm2。2）滚筒宽度验算式中：-绳圈间隙，=3.0mm；钢丝绳在滚筒上缠绕2层，符合煤矿安全规程。3）最大静张力计算提矸时： Fj= Qd+LtPk(sin+f2cos) =36.3kN135kN提最大件时：Fj= Qd+LtPk(sin+f2cos) =86.3kN135kN下料时： Fj= Qd+LtPk(sin+f2cos) =37.8kN135k155、N提最大件时作用在滚筒上的静张力最大：Fj=86.3kN由以上计算可知，滚筒强度满足要求。（3）提升系统选用1套TSG-3000/20型井上固定天轮，直径3000mm， 绳槽半径r=20mm，适用绳径范围3537mm。变位质量781kg。副斜井平车场单钩串车提升系统见图7-1-2。（4）电机功率验算式中：K-电机功率备用系数，K=1.15；c-减速机的传动效率，c=0.85选用YPT型10极交流变频电动机，额定功率450kW,电压10kV，额定转速589r/min。最大转矩与额定转矩之比=1.8，转动惯量54kgm2。按电动机额定转速核定的最大速度Vs（5）提升系统变位质量(按提最大件计算)变156、位重量：提矸G=64480.5kg 大件G=75880.5kg 变位质量：提矸m=6572.94kgs2/m 大件m=7735.02kgs2/m（6）提升系统运动学及动力学计算副斜井单钩串车提最大件、提矸速度图、力图见图7-1-3，7-1-4。（7）电动机容量校验(按提最大件计算)等效力计算:等效时间:等效力: 等效功率: 电动机过载系数校验：（8）电耗计算(按提矸计算)1)一次提升的实际电耗 kWh/次2）年电耗量（9）最大班提升作业时间平衡表 见表7-1-2 表7-1-2 副井最大班净提升时间平衡表 作业名称单位数量每次数量每班次数每次时间(s)每班时间(min)备注提升矸石t25.574157、.866344.834.48 下放设备次22344.811.4 下放材料车2037344.840.23 保健饭次11344.85.74 雷管、炸药次22944.811.4 下放速度为1m/s其它次55344.828.73 合计23131.98 =2.19h6h由表可知最大班作业时间为2019h6h，满足煤炭工业矿井设计规范要求。四、副井提人设备副井提人设备选用RJKY30-22/325型可摘挂抱索器架空乘人装置，驱动轮和尾轮直径1200mm，乘人间距15m，钢丝绳直径20mm，运行速度1.2m/s。配用YB2-225M-6型隔爆电动机，功率30kW，电压380V，转速980r/min。1. 设158、计依据（1）年生产能力An=45万t/a；（2）运送距离325m，倾角=22；（3）最大班运送人数：68人；2. 选型计算（1）主要参数及规定托轮间距：1=8m；吊椅间距：=15m； 牵引钢丝绳运行速度：Vm=1.2m/s；牵引钢丝绳运行阻力系数：动力运行时取=0.02；制动运行时取=0.015；预选20NAT 619S+FC1570ZS207 147型钢丝绳(GB/8918-2006)，钢丝绳直径d=20mm, 单位重量q0=1.47kg/m。抗拉强度B=1570MPa,最小钢丝破断拉力总和QP=251.3kN。（2）牵引钢丝绳张力计算最小张力点的张力：Smin=C q0g=14.42kN式159、中：C 钢丝绳挠度系数，C=1000。 1)重上重下式中：Q1+Q2吊椅及人员质量之和，取Q1+Q2=90kg。S3= Smin=14.42kN S4= 1.01S3=14.56kNS1= S4+4-1=23.92kN S2= S3-2-3=22.84kN2)重上空下时系统运行工况最为恶劣 S3= Smin=14.42kN S4= 1.01S3=14.56kNS1= S4+4-1=23.92kN S2= S3-2-3=16.76kN3)重下空上S3= Smin=14.42kN S4= 1.01S3=14.56kNS1= S4+4-1=17.12kN S2= S3-2-3=23.01kN4)驱动160、轮防滑校验重上重下：S1 /S2=1.05e=2.19 (=0.25，=)重上空下：S1 /S2=1.43e=2.19重下空上：S2 /S1=1.34e=2.19（3）主要部件选择计算1)电动机功率重上空下时系统运行工况最为恶劣，据此计算电机功率:式中：K 备用系数，取K=1.20；v运输速度，取v=1.2m/s； 机械传动效率，=0.8。考虑到特殊情况下，需要增加乘坐人员密度，配用YB2-225M-6型电机，功率30kW，电压380V，转速980r/min。2)牵引钢丝绳校验钢丝绳安全系数校验：所选钢丝绳合适。3)绳轮直径驱动轮直径及尾轮直径： D60d=1200mm托索轮直径：D315d=161、300mm4)牵引钢绳拉紧装置拉紧力：S= S3+S4=28.99kN拉紧行程：L=0.005L=1.625m 取L=5m5)驱动装置选择由N、Vm及D，选用RJKY30-22/325型可摘挂抱索器架空乘人装置，驱动轮和尾轮直径1200mm，乘人间距15m，钢丝绳直径20mm，运行速度1.2m/s。配用YB2-225M-6型隔爆电动机，功率30kW，电压380V，转速980r/min。6)人员运输时间式中：K 乘车延误系数，取K=1.20；n 乘车人数，n=74人； 吊椅间距，=15m。L 运输距离，L=325m。第二节 通风设备一、设计依据1. 矿井所需风量：55 m3/s；2. 矿井所需最162、大负压：1003Pa；3. 矿井所需最小负压：1220Pa；4. 属低瓦斯矿井。二、选型计算本矿地面无主通风设备。设计选用FBCDZ-8-20B型轴流式风机2台，配用YBFe315L2-8型电机（功率2110kW，电压380V），1台工作,1台备用。1. 确定风机需要的风量及全压风量:Q=KlQL=57.75m3/s最大负压:Hmax=hmax+h=1203Pa最小负压:Hmin=hmin+h=1420Pa2. 选择风机根据计算的风量及负压确定选用FBCDZ-8-20B型轴流风机2台,1台工作,1台备用。该风机风量范围为32-82m3/s，负压范围为950-2180Pa。3. 确定风机工况点最163、大、最小网路阻力系数： 风机网路特性征曲线方程：Hmax=RmaxQ2=0.361Q2Hmin=RminQ2=0.426Q2将网路特性曲线方程置于所选轴流风机性能曲线上,其交点即所求工况点：(见图7-2-1)M1：QM1=60m3/s、HM1=1299Pa、M1=83%、叶片安装角度42/33；M2：QM2=58m3/s、HM2=1433Pa、M2=85%、叶片安装角度42/33。4.电动机功率计算后期：前期：选用YBFe315L2-8型电机, 功率2110kW,电压380V,转速740r/min。5.年耗电量的计算吨煤电耗: 三、反风措施矿井反风采用风机反转反风方式。第三节 排水设备一、主排164、水设备本矿井下无主排水设备。设计选用MD25-306耐磨型水泵3台，配用30kW电机。正常和最大涌水时1台工作,1台备用,1台检修。1. 设计依据（1）矿井正常涌水量QH=15m3/h，涌水天数300d；（2）矿井最大涌水量Qm=19m3/h，涌水天数65d；（3）副斜井斜长325m，倾角22；排水垂高122 m.（4）矿井水容重：=1.02t/ m3；（5）PH=7。2. 选型计算（1）水泵的选型计算1）正常涌水时水泵必须的排水能力QB =1.2 QH =18m3/h2）最大涌水时水泵必须的排水能力QBm =1.2 Qm =22.8m3/h3）水泵扬程估算HB=K(Hp + Hx)=158.165、75 m（2）水泵的型式、级数及总台数的确定根据计算Q1和H1及矿井水质，经分析比较，初选3台MD25-30型耐磨离心泵,该型水泵额定流量30m3/h，一级额定扬程30m，必需汽蚀余量为2.2m。i=Hg/Hi=5.29 取i=6选用MD25-306耐磨型水泵3台，正常和最大涌水时1台工作、1台备用、1台检修。（3）管路的选择计算排水管直径计算:排水管采用833.5型无缝钢管，内径76mm。吸水管采用1084型无缝钢管，内径100mm。井下主水泵房位于副斜井井井底车场附近，排水管沿泵房、管子道、副斜井井筒敷设2趟至地面水处理站。正常和最大涌水时, 1趟管路工作，1趟管路备用。（4）排水管流速计166、算 (1.52.2m/s)（5）吸水管流速的计算 (0.81.5m/s)（6）管路阻力损失的计算排水管流动阻力损失为:吸水管流动阻力损失为:前期输水管路流动总阻力损失的计算：后期输水管路流动总阻力损失的计算：（7）水泵工作点的确定 前期：H=HSY+RQ2 =127+0.033Q2后期：H=HSY+RQ2 =127+0.056Q2将该管路特性曲线方程置于所选用泵的性能曲线上可得水泵工况点:(见图7-3-1) 前期M：Qm =30m3/h, Hm =156.7m, m =61%后期M1：Qm1=27.5m3/h, Hm1=169.4m, m1=62%（8）校验计算(按后期计算)1）排水时间校验正167、常涌水时水泵每天工作小时数(1台水泵工作)： 最大涌水时水泵每天工作小时数(1台水泵工作): 2）流速验算排水管流速计算(按前期计算) (1.52.2m/s)吸水管流速的计算 (0.81.5m/s)3）吸水高度校验(按前期校验)Hst水泵的最大允许吸上真空高度。Hst=10.3-(NPSH)M=6.81mHw水泵安装地点的大气压力水头，Hw=8.96m。故吸水高度采用5.0m。 （9）电动机容量计算前期： 后期：选用配套YB2-225M-2型电机, 功率30kW，电压660V,转速2950r/min。（10）耗电量计算1）电耗量计算2）吨煤排水电耗3）吨水百米电耗井下主排水泵房排水系统见图7-168、3-2。二、采区排水设备设计选用MD46-305耐磨型水泵3台，配37kW电动机。正常和最大涌水时1台工作、1台备用、1台检修。1. 设计依据(1)采区正常涌水量QH=6m3/h，涌水天数300d；(2)采区最大涌水量Qm=8m3/h，涌水天数65d；(3)排水斜长680m，排水垂高108m。(4)矿井水容重：=1.02t/ m3；(5)PH=7。2. 选型计算（1）水泵的选型计算1）正常涌水时水泵必须的排水能力QB =1.2 QH =7.2m3/h2）最大涌水时水泵必须的排水能力QBm =1.2 Qm =9.6m3/h3）水泵扬程估算HB=K(Hp + Hx)=141.25 m（2）水泵的型169、式、级数及总台数的确定根据计算QB和HB及矿井水质，经分析比较，初选3台MD46-30型耐磨离心泵,该型水泵额定流量46m3/h，一级额定扬程30m，必需汽蚀余量为3.0m。i=HB/H1=4.7 取i=5选用MD46-305耐磨型水泵3台，正常和最大涌水时1台工作、1台备用、1台检修。（3）管路的选择计算排水管直径计算:排水管采用1084型无缝钢管，内径100mm。吸水管采用1334.5型无缝钢管，内径124mm。采区排水管沿泵房、采区轨道巷敷设2趟至井底水仓。正常涌水时, 1趟管路工作，1趟管路备用。最大涌水时, 2趟管路同时工作。（4）排水管流速计算 (1.52.2m/s)（5）吸水管流170、速的计算 (0.81.5m/s)（6）管路阻力损失的计算排水管流动阻力损失为:吸水管流动阻力损失为: 前期输水管路流动总阻力损失的计算：后期输水管路流动总阻力损失的计算：（7）水泵工作点的确定 前期：H=HSY+RQ2 =113+0.015Q2后期：H=HSY+RQ2 =113+0.025Q2将该管路特性曲线方程置于所选用泵的性能曲线上可得水泵工况点:(见图7-3-3) 前期M：Qm =47m3/h, Hm =146.1m, m =69%，NPSHm=2.2m后期M1：Qm1=45m3/h, Hm1=163.6m, m1=70%，NPSHm1=2.1m（8）校验计算(按后期计算)1）排水时间校171、验正常涌水时水泵每天工作小时数(1台水泵工作)： 20h最大涌水时水泵每天工作小时数(1台水泵工作): 20h2）流速验算排水管流速计算(按前期计算) (1.52.2m/s)吸水管流速的计算 (0.81.5m/s)3）吸水高度校验(按前期校验)Hst水泵的最大允许吸上真空高度。Hst=10.3-(NPSH)M=8.10mHw水泵安装地点的大气压力水头，Hw=9.188m。故吸水高度采用5.0m合适。 （9）电动机容量计算前期： 后期：选用配套YB2-225M-2型电机, 功率37kW，电压660V,转速2950r/min。（10）耗电量计算1）电耗量计算2）吨煤排水电耗3）吨水百米电耗第四节 172、压缩空气设备一、设计依据1.风动工具种类和使用数量表7-4-1 风动工具种类和使用数量用气类 别工作台数每台耗气量(m3/min)工作压力(MPa)总耗气量(m3/min)混凝土喷射机180.58锚杆打眼机140.54锚杆安装机13.20.53.2风镐11.20.51.2压气管道从主斜井井筒敷设至井下采掘工作面，最远供气距离约1800m。2. 压风供氧人数的确定最大班下井人数74人。其中回采工作面20人，掘进工作面10人，其他44人。二、选型计算1. 压缩机必须的供气量（1）按风动工具需气量:Q=12rmiqik=19.0 m3/mim式中： 1管网全长的漏气系数，取1=1.15； 2考虑风动173、机械磨损，耗气量增加的系数，取2=1.15； r海拔高度修正系数，r=1.134； mi同型号风动机械在一个班内使用的台数，见表7-4-1； qi风动机械的额定耗气量，见表7-4-1； k同型号风动机械同时使用系数，取k=1.0。（2）按供氧人数需气量:Q2=2(20+10)0.3+440.1=18.6m3/mim式中：2管道漏风系数，2=1.15；海拔高度修正系数，r=1.134。2. 压缩机必须的出口压力（1）按风动工具计算P=Pp+Pi+0.1=0.676MPa式中： Pp所使用的各种风动机械中，所需要的最大工作压力，Pp =0.50MPa； Pi最远一路管道各段压力损失之和，可按每km174、管长压力损失0.030.06MPa计算, 设计取每km管长压力损失0.04MPa。最远一路管长按1800m计算。（2）按压风自救装置计算根据压风自救装置系统，压气源压力为0.30.7MPa，设计取0.4MPa计算P=Pp+Pi+0.1=0.576MPa3. 压缩机的选择根据压缩机供气量和出口压力，选用3台OGLC110A-20/0.75型风冷螺杆空气压缩机。1台工作，2台备用。发生灾难时,2台同时工作，1台备用向井下被困人员供气。其供气量：20.0m3/min、供气压力：0.75 MPa。电机为Y型，功率110kW，380V。4. 压气管道的选择（1）管径的选择干管选用1084型无缝钢管；支管175、选用834型无缝钢管。（2）验算管道压力损失 Pp+0.1=0.6MPaPH-Pi Pp+0.1，满足要求。5. 压缩机年电耗第八章 地面生产系统第一节 煤质及其用途一、煤质1物理性质和煤岩特征井田内主要可采煤层为2、3、4、8、9号煤层，宏观煤岩类型以半光亮型和半暗型、暗淡型煤为主，光亮型煤和混合类型次之，具层状构造，玻璃光泽，参差状断口，节理不发育，现将其显微煤岩类型及组分含量分述如下：1、2、3号煤层：以暗亮型和亮暗煤型为主，过渡组分比较多，镜质组和半镜质组的含量之和低于其它煤层，矿物含量中等，以粘土为主，分布不均匀，多以小颗粒，小块充填于各有机组分裂隙间。2、4号煤层：以亮暗煤型和混和176、矿物暗煤为主，半镜质组、丝炭组和粘土常常混杂在一起，矿物含量高，呈分散状，以粘土为主。3、8号煤层：以亮煤型为主，镜质组和半镜质组含量8085%，在丝炭化、半丝炭化物质上，可以见到少量植物组织的原始结构，如胞腔、细胞壁等，矿物含量较小，除粘土外，尚含有结核状的黄铁矿，但其横向变化大，个别钻孔竟达78%。4、9号煤层：其特点是各种显微煤岩类型都占一定的，过渡组分多，有机组分之间的充填、胶结和混杂现象十分明显，矿物较多，以粘土为主，并有一部分黄铁矿、粘土呈散状，充填于有机组分之间或黄铁矿溻杂在一起。而黄铁矿多呈小晶粒状与粘土混杂，对煤的洗选有一定影响，镜质组和半镜质组含量达7085%，丝质组个别含177、量较高，一般10%，属暗亮煤型。2. 煤的化学性质和工艺性能根据马兰精查勘探报告煤质资料及井田内见煤点煤样化验资料，对井田各可采煤层的化学性质和工艺性能评述如下，（详见表8-1）：1.2、3号煤层水分（Mad） 原煤:0.65%灰分（Ad ） 原煤:11.74 37.79%，平均18.66%浮煤：3.3711.44%，平均6.05%；挥发分（Vdaf） 原煤:15.6233.79%，平均25.89%浮煤： 11.1236.37%，平均25.76%全硫（St.d） 原煤：0.292.97%，平均 1.23%浮煤：0.341.31%，平均 0.68%胶质层（Y）为32-45mm;按煤炭质量分级（G178、B/T152242004）标准炼焦用煤浮煤分级，2、3号煤层属特低中灰、特低中高硫煤。24号煤层：水 分 (Mad)： 原煤0.290.32%，平均0.31%，浮煤0.730.77%，平均0.75%；挥发分(Vdaf)： 原煤27.0527.09%，平均27.07%， 浮煤25.2425.34%，平均25.29%；灰 分 (Ad)： 原煤18.6419.88%，平均19.26%，浮煤9.239.39%，平均9.31%；硫 分(St.d)： 原煤0.600.62%，平均0.61%，浮煤0.610.62%， 平均0.62%，；发热量(Qgr.d)：原煤27.8828.14MJ/kg，平均28.01179、MJ/kg，浮煤31.7831.80MJ/kg，平均31.29MJ/kg；胶质层最大厚度（Y）：浮煤19mm；粘结指数（GR.I）:7375，平均74；按煤炭质量分级（GB/T152242004）标准炼焦用煤浮煤分级，4号煤层属特低灰、低硫分煤。3 8号煤层水 分 (Mad)： 原煤0.300.42%， 平均0.36%，浮煤0.760.77%， 平均0.77%；挥发分(Vdaf)： 原煤26.6227.00%， 平均26.81%， 浮煤25.7925.95%， 平均25.90%；灰 分 (Ad)： 原煤11.0012.41%， 平均11.71%，浮煤7.928.25%， 平均8.03%；硫 分180、(St.d)： 原煤1.451.52%， 平均1.49%，浮煤1.401.50%， 平均1.47%；发热量(Qgr.d)：原煤31.0431.63MJ/kg，平均31.34MJ/kg，浮煤32.8732.95MJ/kg，平均32.92MJ/kg，胶质层最大厚度（Y）：浮煤28mm；粘结指数（GR.I）:94；按煤炭质量分级（GB/T152242004）标准炼焦用煤浮煤分级，8号煤层属特低灰、中高硫分煤。49号煤层灰分（Ad ） 原煤:11.63 26.70%，平均25.67%浮煤：4.0611.21%，平均6.89%；挥发分（Vdaf） 原煤:10.0530.86%，平均23.93%浮煤： 1181、9.0729.71%，平均22.43%全硫（St.d） 原煤：0.551.76%，平均1.46%浮煤：0.471.02%，平均 0.91% 磷（Pd ） 浮煤：0.0010.0621%，平均0.0115%胶质层（Y）为32-35mm;按煤炭质量分级（GB/T152242004）标准炼焦用煤浮煤分级，9号煤层属特低灰-中灰、低硫分-中硫分煤。西沟窑2号煤层铁箱试验成果表 表8-3工业分析Mad(%)Ad(%)Vdaf(%)St.d(%)Y(mm)气孔率41.80%小转鼓100转后40mm72.8原煤0.759.1128.121.62总裂纹率（cm/cm2）0.140710mm6.3浮煤0.765182、.0427.690.8029焦炭筛分结果40mm91.1%小转鼓225转后40mm61.0装炉煤6.905.8527.6025mm4.2%10mm11.4二、煤的可选性及工业用途据山西省太原西山煤田古交矿区马兰勘探区精查地质报告资料， 9号煤层为中等可选，2、8号煤层为较难选，02、4号煤层为难选。浮煤回收率除4号煤层为中等外，其余煤层均为良等。按照中国煤炭分类国家标准（GB575186），以浮煤挥发分（Vdaf）、粘结指数（GR.I）和胶质层最大厚度（Y）为主要划分指标，并参考区域煤类分布规律，确定井田4号煤层为焦煤，2、3、8、9号煤层均为肥煤，可作为炼焦用煤。第二节 煤的加工根据煤质、煤183、的用途及业主要求，本矿出井的原煤在筛分拣矸车间通过YAH2160圆振动筛分级，将原煤分成+50mm，-50mm两级，+50mm级经手选带式输送机人工拣矸后，与筛下-50mm级原煤混合通过上仓带式输送机运至原煤全封闭储煤场，汽车装车外运。第三节 生产系统一、主井生产系统本矿主井地面生产系统工艺流程：井下原煤经过仓下给煤机给至主斜井带式输送机，主斜井带式输送机将煤提升至地面主井井口房后，运至筛分拣矸车间。筛分拣矸车间振动筛选用圆振动筛将原煤分级为+50mm及-50mm以下2种粒级的原煤，+50mm级经手选带式输送机将矸石拣出，和筛下-50mm级原煤混合后进入转载带式输送机运至原煤全封闭储煤场，储煤184、场容量约9600t，可满足矿井7天的产量，转载带式输送机上设电动双侧犁式卸料器，装载机装汽车，电子静态汽车衡计量外运销售。筛分间手拣的+50mm矸石，由溜槽直接排弃到筛分间外落地，装载机装汽车排弃到排矸场地。在全封闭储煤场及煤尘较多的地方设置喷雾洒水系统，防止煤尘污染，达到环保要求。地面生产系统主要设备的选型计算：传动滚筒轴功率：N0（K1Lhv+K2LhQ+0.00273QH）K3K4+N式中：K1Lhv输送带及托辊转动部分运转功率，kW； K2LhQ物料水平运输功率，kW； 0.00273QH物料垂直提升功率，kW； Lh输送机水平投影长度，m； H输送机垂直提升高度，m； K1空载运行功185、率系数； K2物料水平运行功率系数； K3附加功率系数； K4卸料车功率系数，无卸料车时取1； N导料栏板长度超过3米时的附加功率。电动机功率计算：NN0式中：总传动效率，胶面传动滚筒取0.9。经验算，地面生产系统主要设备见明细表8-3-1。地面生产系统机械设备联系图插图8-3-1。表831 地面系统主要设备明细序号设备名称规格型号数量1重载助力给料机GLW600型1台2主斜井带式输送机Q=120t/h B=800mm L=475m v=1.6m/s =23 N=160kW1台3圆振动筛YAH2160 F12.6m2 50mmYB200L4 N=30kW1台4手选带式输送机TDS2型 B=10186、00mm L=15m Q=120150t/h N=5.5kW1台5转载带式输送机Q=120t/h B=800mm Lh=101.2m v=1.6m/s =9 N=22kW1台6双侧犁式卸料器DTF型4台7静态电子汽车衡最大称量100t1台二、副井生产系统矿井副井井口设平车场，井口车场为两股道，井口设7坡。井口出井线上装设挡车器，入井线上装设阻车器，井筒内安设一组常闭式ZDC30-1.5型斜井防跑车装置以防止脱钩、断绳和误操作等原因而使矿车滑入井筒，造成意外事故。并设有地面窄轨运输系统，副斜井井口平车场与地面各辅助设施（坑木加工房、机修车间、材料库等）之间的运输。通过地面窄轨铁路（轨距为600m187、m，轨型为30kg/m）选用JK-3/31.5型单滚筒提升机提升各种材料车、设备平板车、矿车等运输。三、矸石排放系统矿井矸石由井下掘进矸石及地面手选矸石两部分组成，年排矸量约1315kt。1、井下掘进矸石经副斜井单钩串车提升出井后轨道运输至高位翻车机房，通过高位翻车机卸载后由汽车运至临时排矸场。2、地面手选矸石直接由装载机装汽车排弃到临时排矸场地。临时排矸场地位于矿井工业场地西南侧一黄土冲沟里，该沟深壁陡，是理想的排矸场地，为保证安全，在场地上游修筑拦水坝并且延地势在矸石场地的底部中央修筑排洪涵洞。设计采用汽车排矸，排矸场地总用地面积0.5ha，经计算，该场地可满足服务年限7a。矸石由沟底堆起188、，对矸石场喷洒石灰水，推土机将矸石推平，推至4.0m左右，进行碾压，洒石灰水，复盖0.5m厚黄土，往复循环，最后填满此沟后，在矸石上复盖0.8m厚黄土，种植耐早易活树种绿化环境。第四节 辅助设施一、矿井机电设备维修车间及综采设备库1.机电修理车间承担全矿机电设备的日常检修和维护任务。本设计所配备的主要设备及厂房面积，均满足设计规范要求。机电修理车间设机加、电修联合车间及综采、铆焊、锻造、矿车修理联合车间。主要加工设备有：金属切削机床5台，锻压机械4台，电焊机3台，矿车修理专用设备4台。机修车间利用原有建筑，面积为277.5=202.5m2。2. 综采设备库机修车间、综采设备库联合建筑总建筑面积189、为4218=756m2。综采设备库配备一台20t桥式起重机。二、坑木加工房坑木加工房主要承担矿井坑木加工任务，配备的主要设备及厂房面积，均按设计规范选取。厂房建筑面积为1812=216m2，主要设备有：木工圆锯机 900 1台木工圆锯机 630 1台移动式截锯机 800 1台万能刃磨机 1台三、煤样室及化验室本次设计不考虑设置煤样室和化验室，煤样及化验工作可委托当地相关部门协作承担。第九章 地面运输第一节 概况1. 地区交通运输现状该井田位于古交市镇城底镇台盘村南，行政区划隶属古交市镇城底镇管辖，其井田地理坐标为：东经11159541120856；北纬375401375453。井田距太佳公路约190、1.5km，距镇城底铁路专用线约6km，与太佳公路之间有简易公路相连，交通运输便利，交通较为便利。（详见交通位置图111）2. 煤炭外运方式该矿设计生产能力为45万t/a，属中型矿井，所生产煤炭主要附近焦化厂炼焦用煤。运距较短，故采用公路运输方式是合理的。运输车辆由社会力量承担。3. 设计采用的原始资料（1）山西煤炭地质公司2007年5月提交的山西省古交市台城煤焦有限公司资源整合矿井地质报告及批复和评审意见。（2）建设单位提供之“矿井地质地形图”（1：5000）。第二节 场外公路1. 进场公路工业场地进场公路主要从工业场地北侧的太佳公路引入。进场公路长约3.5km，现有路面为泥结碎石路面，设计191、对现有公路进行改造，设计路面宽7.0m，路基宽9.0m，改造后能够满足兼并重组整合后矿井煤炭外运的需要。路面结构为：4cm厚细粒式沥青混凝土高级面层；25cm厚水泥碎石稳定层；25cm厚天然砂砾垫层；素土夯实密实度93。2. 风井公路风井场地位于矿井工业场地北侧约300m处，进场公路的东侧山沟里，风井公路与矿井工业场地的进场公里接入，线路全长约150m。路面结构按山岭重丘四级公路设计，路面宽3.5m，路基宽4.5m，为泥结碎石路面。3. 火药库及矸石场地公路临时排矸场地位于矿井工业场地西南侧的山沟里，距矿井工业场地约500m。火药库场地位于矿井工业场地东南侧的山沟里，距副井工业场地约600m。192、排矸及火药库公路（部分路段共用）由矿井工业场地接入，线路全长0.8km，路面结构同风井公路。表921 矿井场外公路技术特征表序号项目名称单位数量路面特征1进场公路km3.5路面宽9.0m，路基宽12.0m，沥青混凝土高级路面。2风井公路km0.15路面宽3.5m，路基宽4.5m，泥结碎石路面。3排矸及火药库公路km0.8路面宽3.5m，路基宽4.5m，泥结碎石路面。第十章 总平面布置及防洪排涝第一节 概况一、地形地貌本井田位于吕梁山脉东侧，属中低山侵蚀地貌，沟谷发育，山梁上一般为第三、第四系黄土覆盖，沟谷两则有基岩出露，井田地势总体为西南高，东北低，最高点位于井田西南部山脊，标高为1378.7193、m，最低点位于井田东北部，沟谷中，标高为1189.20m，最大相对高差约192.50m。二、交通位置井田距太佳公路约1.5km，距镇城底铁路专用线约6km，与太佳公路之间有简易公路相连，交通运输便利，交通较为便利。三、气候条件井田地处黄土高原，气候干燥，昼夜温差大，春冬多风，夏季多雨，属温带大陆性气候。据古交市气象统计资料，该区主要气象特征如下：年平均气温为9.6，一般7月份气温最高，平均为17.2，1月份气温最低，平均为-3.7。年平均降雨量426.1mm，多集中在7、8、9三个月，占全年降水量的60%以上。年平均蒸发量为2093.8mm，为年平均降水量的近5倍。结霜期为10月上旬至次年4月194、中旬，全年无霜期120180天。冰冻期为10月下旬至次年3月下旬，最大冻土深度0.80m。年主导风向为西北风，年平均风速2.5m/s，全年7级以上大风平均天数为25天。四、水系河谷本区属黄河流域汾河水系。井田内无大的河流和地表积水，井田内沟谷纵横、冲沟发育，各大小沟谷平时干涸无水，只在雨季时才汇集洪水沿沟排泄，区域内较大河流有屯兰河及原平河，两河均由南西流向北东，经屯兰勘探区后注入汾河。五、地震古交市位于华北地震区山西地震带中部隆起区，新构造运动较强烈，据历史记载，古交地区中、小地震活动频繁，几乎每年都有地震发生，但震级均较小，最大仅2.9级，一般不会造成较大灾害，据GB50011-2001建195、筑防震设计规范，本区地震动峰值加速度为0.15g，对应的地震基本烈度为度。设计所采用的原始资料如下：1山西煤炭地质公司2007年5月提交的山西省古交市台城煤焦有限公司资源整合矿井地质报告及批复和评审意见。2.建设单位提供之“矿井工业场地实测地形图”（1：500）。3主、副井口坐标(见表1011)：表10-1-1 井口坐标表序号井 筒 名 称井筒名称主斜井副斜井回风斜井并联回风暗斜井1井 口坐标北京54坐标系纬距X41979784198010.7564198570.73经距Y1958843019588483.72819588586.84西安80坐标系纬距X4198026.2904198059.0196、464198522.440经距Y19588500.07019588553.79819588516.780标高(Z)+1233.53+1237.418+1192.384相关专业资料；5设计委托书。第二节 平面布置一、平面布置的主要原则1本矿井为资源兼并重组整合矿井，应充分利用场地内已有建（构）筑物和设施，并尽量减少资源整合工程施工对生产的影响。2根据建（构）筑物的功能特点和使用要求，进行合理的分区布置，减少相互干扰和影响。3在满足生产使用、防火、卫生、安全要求的前提下，尽量采用联合建筑和多层建筑，做到平面布置紧凑合理，节约用地。4场内道路布置尽量顺畅、短捷，满足交通运输和消防的要求，并尽量避免人197、流和货物的交叉；5考虑风向和朝向，赃物区尽量布置在主导风向的下风侧，减少对场区的污染；6符合现有规程和规范的有关规定。二、平面布置现有工业场地内设施有机修间、器材库、办公室、单设宿舍等。依据井田开拓、地面运输的要求，本着节约用地的原则，本次设计利用该矿主斜井、副斜井及工业场地。利用原古交市台城煤焦有限公司工业场地（包括2个井筒）作为回风井场地。立足于对现有工业场地的改造。具体设计如下：工业场地布置划分为三个功能区，即生产区、辅助生产区和行政福利区。生产区位于矿井工业场地西南部，主要布置有主斜井井口房、筛分破碎间、带式输送机栈桥、全封闭原煤储煤场、地磅等。（全部新建）辅助生产区位于矿井工业场地的198、东南部，布置有副斜井井口房、副斜井提升机房、矿井修理车间（利用已有）、综采设备库、器材库（利用已有）、消防材料库及岩粉库联建、木材加工房及支护材料场、油脂库（利用已有）等。行政福利生活区位于矿井工业场地的北部，主要设置有办公楼、单身宿舍（利用已有）、车库、食堂等。灯房、浴室及任务交待室联合建筑位于副斜井的西北侧，便于人员上下井。其它相关配套设施主要是依据自身的特点和使用要求进行分散布置，矿井10kV变电所设置矿井工业场地南部，位于矿井工业场地边沿，便于进出线且靠近负荷中心；锅炉房设置在矿井工业场地中西部，地势较低，便于回水且靠近负荷中心；井下水处理站设置在副斜井南侧，主要设有调节池、综合净化间199、和清水池（位于主斜井的东南侧）等，设置在副井井口处，管线距离短；生活污水处理站设置在矿井工业场地东北部靠近行政办公福利区且地势比较低的地方，污水处理后便于排放。矿井工业场地整体设计布局比较合理，功能分区明确，互不干扰；场地布置集中紧凑；道路顺畅，人流、货流互不影响，利于生产、方便生活。三、场内各种露天场地的确定1. 矿井修理车间和器材库（棚）根据规范要求，矿井修理车间及综采设备库联合建筑和器材库（棚）周围应有装卸、临时堆存、检验或维修操作场地。考虑到场地比较拥挤，修理车间和器材库（棚）周围露天场地面积按厂房建筑面积的2.0倍考虑即露天场地面积为2100m2。2. 支护材料场支护材料场总占地面积200、坑木、坑木代用材料、砂、石等占地面积+木材加工房占地面积：即S总S堆+S建式中：S总支护材料场总占地面积；S堆堆场占地面积；S建木材加工房建筑面积；S堆81.3630327.27m2；式中：8每m3坑木堆放面积（m2）；1.36每日坑木消耗量（m3/d）按1m3/kt计；30坑木储存日期（d）；S建129108m2；所以S总S堆+S建327.27+108435.27m2。四、工业场地绿化及美化设施合理的场区绿化，可以净化空气，消减粉尘烟气和噪声，调节气温和湿度，改善环境，还可以作为人流、货流和露天堆场的界限，从而达到美化环境、改善劳动条件、保护职工身心健康，提高工效之目的。根据工业总平面布置的201、特点，场区绿化美化的重点放在场区入口的道路两侧，每侧各植一行乔木，一行灌木，乔木可选择垂柳或国槐，灌木可选择丁香或玫瑰。在储煤场周围，应该种植一些枝叶茂密，防尘效果好的高大乔木，如新疆杨配合垂柳；在办公楼前可设置花坛，种植适合当地生长的花木；在场内其它道路两侧可种植杜松和垂柳；在闲散空地上可种植草皮和灌木丛，如紫花苜蓿、披碱草、玫瑰、丁香等。矿井工业场地绿化占地总面积为8200.0m2，绿化系数为20%。矿井工业场地总平面布置图见图1021。矿井工业场地占地面积及技术经济指标见表1021。表1021 主井工业场地占地面积及技术经济指标序号项目名称单位数量备注1工业场地占地面积ha4.50折合6202、7.5亩2围墙内占地面积ha4.20其中：建（构）筑物占地面积m25500.0各种专用场地占地面积m26845.0道路、广场、人行道及水沟占地面积m213700.0窄轨铁路占地面积m2264.0绿化占地面积m28200.03建筑系数 %13.14场地利用系数%65.275绿化系数%206填方万方9.67挖方万方5.4第三节 竖向设计及场内排水一、竖向布置1. 竖向布置的原则（1）在保证防洪排涝要求的前提下，竖向布置应满足建（构）筑物之间的生产联系和对高程的要求，为场内外运输、排水和装卸作业创造良好的条件。（2）充分利用地形、地物，合理确定场地的竖向布置形式和平场标高，力求土石方工程量和人工支挡203、构筑物的工程量最少。2. 竖向布置形式和平场方式矿井工业场地位于井田西部的一黄土冲沟里，地形坡度虽较大，根据地形条件，采用两个台阶布置。平场方式按双向斜坡型，场地整平坡度按5考虑。3. 井口及主要建（构）筑物标高的确定主斜井井口标高为1233.530m，副斜井井口标高为1237.418m。第一台阶标高约1233.501235.00m，主要设置主斜井井口房及空气加热室副井井口房及空气加热室、副井提升机房、空气压缩机站、矿井10kV变电所、机修车间、综采设备及器材库、消防材料库岩粉库、油脂库、井下水处理站、调度楼、灯房、浴室及任务交接室等建构筑物；第二台阶标高约1228.001231.50m，主要204、设置筛分车间、皮带栈桥及全封闭储煤场、地磅房、办公楼、食堂、车库、单身宿舍、生活水供水二级泵站以及生活污水处理站、坑木加工房、锅炉房以及门卫值班室等。工业场地内最大挖方高度为25m，最大填方高度为18.0m。场内边坡的稳定主要采用挡墙和浆砌片石护坡相结合，挖方边坡1：0.75，填方边坡1：1.5。二、场内排水场内排水系统采用漫流和排水明沟（局部地段加盖板）相结合。沿场地道路设排水沟，场内雨水汇入排水沟后，部分流入场内的排洪涵洞内，其余直接排出场外。排水沟断面采用矩形，断面为0.5m（深）0.4m（宽），采用M7.5水泥砂浆和MU20片石砌筑。第四节 场内运输一、运输方式的确定场内运输物品主要是205、支护材料（坑木、砂石、坑木代用材料）、建筑器材、机电设备和矸石，运输量不大。以道路和窄轨铁路解决运输、交通和消防。考虑坑木和小型设备器材装卸的需要，选用2台电瓶叉车，型号为CPD15型。二、窄轨铁路布置场内窄轨铁路主要与副井相联系。1. 排矸线路矸石出井后经地面窄轨运至翻车机，装汽车外运至临时排矸场地排弃。2. 坑木、材料和设备运输线路在支护材料场、器材库（棚）和矿井修理车间露天场地内设窄轨铁路，担负坑木、坑木代用品、砂、石、器材和设备的运输。窄轨铁路的技术标准为：600mm轨距，30kg/m钢轨，窄轨铁路的最小曲线半径9.0m，线路长度为264.0m。三、场内道路场内道路主要承担材料和设备的206、运输，并兼顾人员交通和消防通道。场内道路采用公路型道路，主干道路面宽7.0m，路基宽9.0m，次要道路路面宽4.5m，路基宽6.0m，采用沥青混凝土路面。路面结构为：4cm厚细粒式沥青混凝土高级面层；25cm厚水泥碎石稳定层；25cm厚天然砂砾垫层；素土夯实密实度93。场内道路最小转弯半径8.0m，最大坡度3.0 %，线路总长度为910.0m，其中：主干道450.00m，次要道路长460.0m。线密度为216.67m/ha。第五节 矿井其它工业场地布置一、风井工业场地风井场地位于矿井工业场地北侧约300m处，占地0.5ha，场地内主要设置回风斜井、通风机房、配电室及值班室和黄泥灌浆站等，场地平207、场标高为1192.380 m风井公路与矿井工业场地的进场公里接入，线路全长约150m。二、排矸场地临时排矸场地位于矿井工业场地西南侧一黄土冲沟里，该沟深壁陡，是理想的排矸场地，为保证安全，在场地上游修筑拦水坝并且延地势在矸石场地的底部中央修筑排洪涵洞。设计采用汽车排矸，排矸场地总用地面积0.5ha，经计算，该场地可满足服务年限7a。矸石填埋应遵循一层矸一层土的方法，分层夯埋，平面夯实系数0.7。最后在矸石场地平整后，表面覆土700mm，最后可用于绿化或耕地。三、爆炸材料库原爆炸材料库位于矿井工业场地内，不符合规范要求。本次设计拟在矿井工业场地东南侧600m处的山沟里新建一爆炸材料库，占地0.5208、ha，必须经当地公安部门比准后方可建设。四、矿井占地面积矿井总的占地面积9.8ha。其中矿井工业场地占地4.5ha（围墙内工业场地占地4.2ha），风井场地占地0.5ha，矸石场地0.5ha。地面火药库场地0.5ha，进场公路占地面积3.2ha，风井公路占地0.1ha，火药库和排矸公路占地面积0.5ha。第六节 管线综合布置一、管线种类工业场地工程管线包括有给水管、排水管、热力管、污水管；照明线、通信线及动力线等。二、布置原则1. 尽量使各管线间及管线与建、构筑物之间在平面和竖向布置上互相协调。2. 合理选择管线的敷设方式及其路径。3. 管线尽量成直线布置，以减少工程量及投资。4. 尽量减少管209、线间及管线与道路的交叉，当交叉时，宜为直角。5. 尽量避开高填，深挖和地质不良地段。三、敷设方式给水管、排水管采用地下直埋；电力线则采用架空；电缆线采用地下直埋或电缆沟的方式。第七节 防洪排涝一、井田内河流情况本区属黄河流域汾河水系。井田内无大的河流和地表积水，井田内沟谷纵横、冲沟发育，各大小沟谷平时干涸无水，只在雨季时才汇集洪水沿沟排泄，区域内较大河流有屯兰河及原平河，两河均由南西流向北东，经屯兰勘探区后注入汾河。二、防洪设计标准本矿井改造后，设计生产能力为45万t/a，属中型矿井，井口和工业场地的防洪设计标准（重现期）按100a考虑，300a校核。三、防洪排涝措施主斜井井口标高为1233.210、530m，副斜井井口标高为1237.418 m，回风斜井井井口标高为1192.380m，井田内无大的河流和地表积水，井田内沟谷纵横、冲沟发育，各大小沟谷平时干涸无水，只在雨季时才汇集洪水沿沟排泄。据矿方及地质部门调查，历年井口位置最高洪水位标高低于最低井口10m，再加上地形坡度大，洪水排泄畅通，所以一般情况下，井口及工业厂区不会被洪水淹没。为确保井口和工业场地不受洪水威胁，在矿井工业场中部南北走向及东部东西方向修筑了排洪涵洞。在矿井工业场地东侧及西侧修筑了截水沟，将山坡雨水和洪水引出场外，最后排入下游沟中。第十一章 电 气第一节 供电电源该矿现有两回10kV电源，一回引自镇城底220kV变电所211、10kV母线，导线型号为LGJ-185，输电距离为5km，另一回引自梭峪35kV变电所10kV母线段，导线型号为LGJ-185，输电距离为5km。兼并重组整合后矿井生产能力增大，设备负荷相应增加，本次设计利用现有的10kV供电线路进行计算后能满足本矿现有设备的供电能力。 本矿设计为双回路供电，一回路电源引自镇城底220kV变电站10kV电源侧，架空线为：LGJ185，距离L=5km。所内现有2台三绕组变压器，其容量均为40 MVA，变压器负荷率为50%左右，另一回路电源引自梭峪35kV变电站10kV电源侧，架空线为：LGJ185，距离L=5km。所内现有2台双绕组变压器，其容量均为20 MVA212、，变压器负荷率为50%左右，电源能够满足。两回线路均采用LGJ185mm2钢芯铝铰线，两回电源线路；一回工作，一回(带电)备用，当任一回路发生故障停止供电时，另一回路能保证矿井全部负荷供电。矿井供电电源地理位置接线见图1111。第二节 电力负荷矿井工业场地10kV变电站电力负荷计算:矿井用电设备总台数： 114台矿井用电设备工作台数： 97台矿井用电设备总容量： 4256kW 矿井用电设备工作容量： 3571kW矿井10kV侧有功计算负荷： 2480kW矿井10kV侧无功计算负荷： 2371kVar矿井10kV侧视在计算负荷： 3430.5kVA矿井10kV自然功率因数： 0.7210kV母线213、补偿用电容器容量： 1800kVar补偿后10kV侧有功计算负荷： 2479.5kW 补偿后10kV侧无功计算负荷： 570.7kVar补偿后10kV侧荷视在计算负荷： 2544.4kVA补偿后矿井功率因数： 0.97全矿年耗电量： 1094104 kWh吨煤电耗： 24.3kWh矿井电力负荷统计详见表11-2-1。变压器选择见表11-2-2。第三节 送变电一、矿井供电系统的技术特征在矿井工业场地现有一座10kV变电所，一回10kV电源引自镇城底220kV变电站的10kV母线段，导线型号为LGJ-185mm2，输电距离约5km，电压降4.3%；另一回10kV电源引自梭峪35kV变电站的10kV214、母线段，导线型号为LGJ-185mm2，输电距离约5km，电压降4.3%。两回线路采用混凝土杆架设。当其中任一回路电源发生故障停止运行时，另一回仍能保证矿井全部负荷用电。电压等级：矿井地面为10kV、0.4kV、0.23kV；井下为10kV、1.14kV、0.69kV、127V。二、矿井送电线路的技术特征两条电源线路的设计采用气象条件的组合见表11-3-1。表11-3-1 计算气象条件组合序号气象条件气 温()风 速(m/s)冰 厚(mm)1最高气温+40002最低气温-20003年平均气温+10004最大风、无冰-52505覆冰、相应风-51056内部过电压+101507大气过电压+1510215、08安装情况-10100根据本矿的最终用电负荷、线路长度、允许电压损失等条件并结合矿井供电规划，两回10kV线路导线型号均为LGJ-185mm2。本次设计对两回10kV供电电源线路进行验算。1. 按经济电流密度校验导线截面，计算线路的最大正常工作电流：经济电流密度选：J=0.9镇城底220kV变电站10kV线路选用LGJ-185mm2；梭峪35kV变电站的10kV线路选用LGJ-185mm2。2. 按全线电压损失校验导线截面：（1）1#、2#进线负荷矩计算（2）1#、2#进线电压损失计算查10kV架空线路单位负荷距时的电压损失百分数，得LGJ-185，当cos=0.9时，u%=0.354%，则216、故两回电源均可满足矿井正常生产用电的要求。三、地面变电所1. 主接线方式及主要设备选型工业场地南部现有一座10kV变电所，所内设有10kV两级高压配电装置及0.38kV低压侧配电装置。10kV有两回电源进线，为确保矿井供电可靠性，10kV及0.38kV系统均采用单母线分段接线方式，具有接线操作简便、调度检修灵活、投资省、占地面积小的优点。工业场地10kV变电所一层布置， 10kV高压配电装置及0.38kV低压侧配电装置均为室内布置。该所内设S91000/10 10/0.4kV变压器2台(变压器室内布置)，2台变压器一台工作，一台备用，担负工业场地低压负荷用电。10kV配电装置选用KYN2812(Z)型手抽式高压开关柜柜，内设真空断路器，永磁操作机构，380V配电装置选用GCS低压配电柜。上述产品性能好，操作方便，母线为封闭式，从而提高了供电的可靠性及安全性。2. 所用电及操作电源变电所采用直流操作。直流电源为220V铅酸蓄电池，选用1套微机控制免维修铅酸蓄电池直流电源屏成套装置，容量为100Ah，其交流电源由接在两段10kV母线上的高压开关柜内的50kVA所用变压器供给，两个电源互为备用。3. 防雷接地变电所内设有防止直接雷击及雷电波侵入的保护设施。直接雷击保护采用30