1、山西岚县昌恒煤焦有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 前言前言山西岚县昌恒煤焦有限公司是经山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室以晋煤重组办发200917号文批准的本次资源兼并重组整合中的单独保留矿井。安徽省皖北煤电集团有限责任公司为该矿主体企业。该矿井前身为岚县地方国营候家岩煤矿附属一矿，始建于1962年，1966年投产，批准开采4、9号煤层，原设计能力6万t/a，该矿经过数次改造，目前为生产能力21万t/a的生产矿井。2009年12月山西省国土资源厅为其颁发了新的采矿许可证，批复矿井生产能力为90万t/a，井田面积2.9978km2，开采4、9号煤层。依据山西省煤炭工业厅晋煤办基发202、0983号文规定，该矿特委托我公司编制矿井兼并重组整合项目初步设计。一、编制设计的依据1、山西岚县昌恒煤焦有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计委托书；2、山西地宝能源有限公司2010年8月编制的山西岚县昌恒煤焦有限公司兼并重组整合矿井地质报告；3、山西省煤炭工业厅晋煤规发2010271号关于山西岚县昌恒煤焦有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复；4、山西岚县昌恒煤焦有限公司的采矿许可证；5、山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室晋煤重组办发200917号文；6、编制山西岚县昌恒煤焦有限公司兼并重组整合项目初步设计所遵循的煤炭工业主要法律、法规有：中华人民共和国煤炭法、中华人民共和国安全生产3、法、中华人民共和国矿山安全法、煤矿安全规程、煤矿建设项目安全设施规定、煤炭行业政策等；7、山西岚县昌恒煤焦有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计所执行的煤炭工业主要规范、规定有：煤炭工业矿井设计规范、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留设与带压开采规程等；8、山西岚县昌恒煤焦有限公司提供的矿井供电协议、使用土地协议、救护协议等资料。二、编制的指导思想1、认真贯彻省政府2004360号文精神，对4、9号煤层实现长壁式采煤方法，并按一井一面二个掘进头集中化生产，提高山4、西岚县昌恒煤焦有限公司的机械化程度和矿井回采率，健全完善安全设施、设备和组织机构，使之成为抗灾能力强的标准化矿井。2、坚持以人为本、关爱生命、保障安全的理念，构筑和谐的企业文化，以走科学发展的道路为指导思想，认真总结国内外厚煤层开采的实践经验，以市场为导向，以效益为中心，从企业的实际出发，采用适合井田4、9号煤层开采条件的新技术、新工艺、新设备，精心设计，努力做到井上、下生产系统简单顺畅、容易操作、管理规范以实现矿井减员增效，经济实用的最佳选择。3、根据山西地宝能源有限公司提供的矿井地质报告，井田范围内的可采煤层只有4号和9号煤层。4号煤层和9号煤层间距约75.41m，故本次设计采用一个主水平5、一个辅助水平分别开采4号和9号煤层。三、矿井设计的主要特点及技术经济指标1、矿井设计的主要特点(1)经方案比较分析论证后矿井工业场地选用井田西北部的工业场地，可满足矿井90万t/a设计能力的需要。(2)主斜井、副斜井、回风井布局合理化，主斜井净宽5.0m，倾角23，总斜长686m，装备胶带输送机和人行道，担负矿井提煤和进风任务，是矿井的一个安全出口。副斜井净宽3.2m，倾角22，总斜长715m，装备单钩串车和猴车，担负矿井辅助提升和进风任务；回风立井净直径4.0m，总垂深292m；担负矿井回风任务，设梯子间，成为矿井回风端的安全出口。后期安全出口净宽2.4m，倾角22，斜长341m，设台阶扶手6、，担负矿井后期安全出口任务。各个井筒职能明确、各司其职，管理方便，形成了矿井标准化的开拓方式。(3)生产集中化，以一个综采放顶煤工作面机械化开采，以两个综掘工作面保证生产接替，充分体现省煤炭工业局一井一面的采煤方法改革精神，为矿井提高产量、提高效率、稳定生产创造了条件。(4)开拓系统简洁化，设计有主斜井、副斜井、回风立井，依据一个主水平一个辅助水平分别开采全井田4、9号煤层。主运输系统、辅助运输系统、回风系统均清晰明确，为矿井生产和安全管理创造了条件。并精心设计，多做煤巷，少开岩巷，尽量减少工程量，缩短建井工期。(5)井下煤流运输连续化，水平和采区运输大巷、运输顺槽均装备了胶带机运输，实现煤流7、运输连续化，用人少、效率高，为稳产、高效，持续生产创造了条件。(6)通风系统畅通化，矿井设计了中央分列式通风系统，设置了完善通风系统构筑物，井下各用风地点的风量分配、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，主扇、局扇均选用高效节能风机。(7)矿井已安装KJ95N型安全生产监测监控系统，通过技改扩容后，实现安全生产信息化管理，装备一套DT-KC2000产量监控系统和一套KJ153型入井人员考勤定位系统，对矿井产量和人员实现信息化管理。(8)地面布置因地置宜简单实用化，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，只保留煤炭简易加工、储存、装车、外运等必要设施8、和矿井生产必须的辅助附属、行政福利设施。(9)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。2、矿井设计的主要技术指标(1)矿井设计生产能力：90万t/a，服务年限22.7a。(2)井巷工程量：井巷工程总长度9009m，掘进体积124565m3，万吨掘进率100.1m。(3)矿井占地面积8.03ha。 (4)工业建(构)筑物总面积5803m2，总体积43970m3。胶带走廊长257.02m，行政、福利建筑物总面积9790m2。(5)综合建井工期：24个月；(6)矿井在籍人数555人，9、矿井全员效率7.93t/工；(7)本次设计建设项目总资金39750.47万元，铺底流动资金1494.46万元.新增建设项目造价35156.01万元，其中井巷工程9075.13万元,土建工程5743.47万元,机电设备购置8322.67万元,安装工程2959.85万元,其他基本建设费用（包括资源价款）5727.61万元,工程预备费2049.51万元,建设期利息1277.77万元。已完建设项目造价3100万元，其中井巷工程1650万元,土建工程320万元, 机电设备购置325万元,安装工程105万元,其他基本建设费用700万元。(8)吨煤投资441.67元；(9)原煤吨煤成本：206.28元；(110、0)投资回收期：3.89a（税后）。四、存在问题及建议1、井田内无专门水文地质勘探钻孔，本区煤层又属带压开采煤层，建议进行补充勘探，进一步查明井田水文地质特征，同时要加强矿井水文地质工作；2、矿井虽为低瓦斯矿井，但仍应注意瓦斯局部聚集，加强井下通风，确保安全生产；3、注意地表裂缝、塌陷，应经常巡查，发现时及时回填，同时加强地表绿化工作；4、煤尘具有爆炸危险性，应加强防尘管理工作；5、在开采过程中注意断层的导水性及采空区、积水、积气情况，井田中东部煤层带压开采，注意隐伏构造存在、导水，造成奥灰突水，坚持”预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则；6、搞好煤层顶板管理工作；7、加强环保综合治11、理工作。山西源通煤矿工程设计有限公司 - 145 - 山西岚县昌恒煤焦有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 第一章 井田概况及地质特征第一章井田概况及地质特征第一节井田概况一、交通地理位置该矿位于山西省岚县县城东南10km。行政区划属岚县梁家庄乡管辖，地理坐标为：东经11142381114334，北纬381157381405。本井田交通方便，太佳高速公路自井田南部10km经过，省级公路白会线从井田西部南北穿过，井田的北西部有209国道和碛口忻州的S313省道通过，此外在本区的南和东均有县级公路通过，煤炭外运便利。矿井交通位置详见图1-1-1。二、地形地貌本井田属于吕梁山脉的芦芽山南端低山黄土丘12、陵区，地形复杂，沟谷纵横，井田总体南高北低，最高点位于井田的南部梁上，标高为1318.20m，最低点位于井田北东部沟谷中，标高1176. 0m，相对高差142.20m。三、水系井田的北东部有岚河流经，发源于岚县西白龙山，全长约25 km，河水流量受季节影响很大，雨季山洪爆发，河水泛滥，旱季水量极小，年平均流量2.82m3/s，在静游镇汇入汾河，为黄河流域汾河水系。井田内无大的河流，只有一些河谷，雨季有短暂流水，平时干涸无水。四、气象及地震情况本区属温带大陆性季风气侯，冬季长而寒冷，夏季短而炎热。年降水量一般为510mm，蒸发量2000mm左右，蒸发量约是降水量的4倍，降水多集中在79月。平均气13、温6.8，一月均温8，七月均温22。无霜期130天，霜冻期在当年的10月底至次年的4月中旬，冻土深度85117cm。风向多为西北，次为东南，最大风速1216m/s ,年平均风速1.72.6m/s.本区历史上未发生过地震，邻县静乐曾在1583年9月发生过4.8 级地震，本地有震感。据建筑抗震设计规范本区地震设防烈度6度区，地震动峰加速度值为0.05g。五、矿区工农业生产概况岚县现有耕地50.50万亩，农作物以谷子、莜麦、土豆、豆类、油料为主。该县矿藏资源丰富，主要有铁、煤、石灰石、白云岩、硅石、大理石等。其中以铁矿为最，总储量约13亿吨，均为露天矿体，易于开采；硅石矿储量约1100万吨，矿质良好14、，含硅量达99；另外，石灰石、白云岩、煤炭、锰矿、大理石、花岗岩、麦饭石、长石、白云母、蛭石、铜、绿柱石、页岩、铝矾土等均有相当规模的储量。目前，全县工业主要有化肥、煤炭、炼铁、水泵、节能变压器、水泥、玻璃器、矿车、大理石开采与加工。六、井田邻近矿井的情况井田西南邻侯家岩第二煤矿，东南邻晋神公司煤矿，南邻地方国营侯家岩煤矿。（见井田四邻关系示意图1-1-2）。1、侯家岩煤矿位于井田南部，井田面积1.5903km2，批准开采4、9号煤层。于1973年建井，1976年投产。设计生产能力6万t/a，2004年经过采煤方法改革，据山西省煤炭工业局晋煤行发2005979号文核定生产能力为21万t/a。现15、开采9号煤层，斜井开拓，走向长壁采煤方法，大巷荒料石砌碹，工作面采用液压支架支护，放炮落煤，顺槽采用刮板机输送，大巷皮带输送。中央并列机械抽出式通风，2006年山西省安全生产监督管理局晋安监煤字2006327号文”关于吕梁市岚县地方国营侯家岩煤矿等五对生产矿井2006年度瓦斯等级鉴定的批复”，瓦斯相对涌出量5.21m3/t，绝对涌出量1.08 m3/min，属低瓦斯矿井。矿井涌水量100150m3/d。本次工作查明：本矿9204工作面回采时，对该矿采空区进行了探放水工作，其越界本矿的采空区内无积水。2、毕家坡煤矿位于井田西南部，井田面积0.6441km2，批准开采9号煤层。于1985年建井，116、994年投产。设计生产能力6万t/a，2004年经过采煤方法改革，据吕梁市煤炭工业局吕煤行字2004378号文核定生产能力为15万t/a。现开采9号煤层，斜井开拓，走向长壁采煤方法，大巷荒料石砌碹，工作面采用悬移支架支护及铰接顶梁进行支护，放炮落煤，全部跨落法管理顶板，顺槽采用刮板机输送，大巷皮带输送。中央并列机械抽出式通风，2006年吕梁市安全生产监督管理局吕安监煤字2006221号文”关于对岚县高家坡煤矿等三对矿井2006年度瓦斯等级鉴定的批复”，该矿瓦斯相对涌出量3.58m3/t，绝对涌出量0.926m3/min，属低瓦斯矿井。矿井涌水量80120m3/d。该矿与本矿之间隔侯家岩第二煤矿17、，其采空区积水对本矿生产无影响。3、侯家岩第二煤矿位于井田西南部，井田面积0.864km2，批准开采4、9号煤层。于1973年建井，1976年投产。设计生产能力6万t/a，2004年经过采煤方法改革，据山西省煤炭工业局晋煤行发2005979号文核定生产能力为15万t/a。现开采4号煤层，斜井开拓，走向长壁采煤方法，大巷荒料石砌碹，采用悬移支架支护，放炮落煤，工作面超前支护采用单体液压支柱配型梁进行支护，铺金属网全部跨落法管理顶板，顺槽采用刮板机输送，大巷皮带输送。中央并列机械抽出式通风，2006年吕梁市安全生产监督管理局吕安监煤字2006221号文”关于对岚县高家坡煤矿等三对矿井2006年度瓦18、斯等级鉴定的批复”，该矿瓦斯相对涌出量4.29m3/t，绝对涌出量0.74m3/min，属低瓦斯矿井。矿井涌水量120200m3/d。经本次工作查明：该矿与本矿无越界开采现象，由于该矿位于F1正断层（落差45m）上盘，该矿采空区低于本矿井底车场标高，该矿采空区积水对本矿现有系统无影响。未来矿井开采F1正断层（落差45m）上盘资源时，应加强探放水工作，防止水害事故发生。4、晋神公司煤矿该矿处于规划阶段，未开工建设。七、水源和电源情况1、水源条件该矿生产生活用水为主井筒K3砂岩裂隙水，水质符合饮用水指标，水量能满足生活用水。生产用水取自矿坑排水。2、电源条件矿井35KV供电电源采用双回35kV架空19、线引接。一回引自车道坡110kV变电站的35kV母线，距离13.0km；另一回引自普明35kV变电站35KV母线，距离9.0km。八、迁村、土地征用情况从井田1：5000的地形图上看，井田范围内只有侯家岩毕家坡公社一个村庄，分布在井田西南部边界，对开采有一定影响，需留设足够的保安煤柱。工业场地为山峁荒地，不占良田，土地征用困难不大，可以确保矿井正常生产和管理。九、主要建筑材料供应建设所需的钢材、水泥、木材、料石、砖瓦等材料，均可通过当地市场采购，完全满足建设的需要。第二节地质特征一、区域地质简况(一)区域地层本井田位于宁武煤田的西南边缘，宁武煤田位于山西陆台西部北中段，属祁吕贺山字型构造之前弧20、褶曲东翼中段内侧，为基底式向斜盆地，呈狭长带状沿NNE方向伸展，绝大部分地表为第四纪黄土覆盖基岩仅在沟谷附近出露。区域出露地层从老到新依次为古生界新生界地层。1、太古界：有中太古界界河口群和上太古界吕梁山群，为变质程度较深的厚层片岩和混和岩化片麻岩，岩浆变质岩脉穿插其中。在岚县界河口、神堂沟、袁家村等地广泛出露，厚达16700m。2、元古界：有下元古界岚河群、野鸡山群、黑茶山群及上元古界震旦系。沉积一套石英岩、变质砾岩、夹千枚岩和白云质大理岩。厚达2560m，分布在岚县乱石、寨上等地。3、古生界：寒武系，煤田东部边缘全部沉积，西部边缘缺失下寒武统，地层厚190350m。奥陶系全部保留，厚80021、m左右。石炭系中、上统的本溪组和太原组，后者为主要含煤地层之一，全厚140m左右。二叠系下统山西组。主要含煤地层之一，厚42m；下统下石盒子组和上统上石盒子组及石千峰组，厚度分别为110m、362m、750m。在娄烦县下静游、峰岭底一带各系地层依次出露。4、中生界：发育有三叠系和侏罗系，前者厚150716m，后者厚280m，并含薄煤层。在宁武县新堡、汾河两岸出露。5、新生界：发育上第三系和第四系，上第三系厚10150m，第四系0325m。(二)区域含煤特征本区主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组，分述如下：1、山西组（P1s）该组地层厚度为42.1058.72m，平均49.12m，22、地层岩性由灰白色砂岩砂质泥岩和1、2、3、4号煤层组成，本组所含4号煤层稳定可采煤层，其余为不稳定不可采。2、太原组（C3t）该组地层为一套海陆交互含煤沉积。厚度85.51105.66m，平均99.36m，岩性主要由灰白色砂岩、深灰色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、石灰岩及5、6、7、8、9、10、11号煤组成，富含海相动物化石，本组所含9号煤层全区稳定可采，其余不稳定不可采。(三)区域构造宁武煤盆地位于祁吕贺山字型构造东翼中段的内侧，来自向（鄂尔多斯地台）的压应力，在宁武煤盆地西缘形成一系列逆断层和褶曲。在东缘南段，由于受到五台古老地块的反作用力，也形成了逆断层，因此就控制了宁武盆地南部的基本构造形23、态。此外，在煤盆地轴部，受边缘构造影响较少，局部还保留有山西陆台南北向翘起同时形成的南北向褶曲的残留部分。(四)岩浆岩区域内未见岩浆岩出露。(五)区域矿产区域矿产资源较为丰富主要有煤、铁、硅石、铜、锰、花岗岩、大理石、石灰石、长石、云母、水晶等20余件。二、矿井地质(一)井田地层本井田位于宁武煤田的西南边缘，地表大部分为黄土覆盖，基岩仅出露于沟谷中，根据以往地质勘探资料，结合地面露头，井田内发育地层由老到新为奥陶系中统峰峰组；石炭系中统本溪组、上统太原组；二叠系下统山西组、下石盒子组；上统上石盒子组；上第三系上新统及第四系地层。现由老到新叙述如下：1、奥陶系中统峰峰组（O2f）由石灰岩、泥灰岩24、白云岩组成，全组厚度大于100m。据井田内钻孔揭露，峰峰组厚度为139.11m。该组地层在井田内无出露，出露于下静游东南汾河西岸及上天窊一带。2、石炭系中统本溪组（C2b）平行不整合于下伏地层之上，底部为“山西式”铁矿或铝土矿，中部为灰白色石英砂岩，灰色砂质泥岩、泥岩及层薄层组成，该组中部发育一层稳定的石灰岩，厚度在25m之间，定为标志层K1。本组含有煤线，厚29.9049.00m，平均37.40m。3、石炭系上统太原组（C3t）为主要含煤地层之一，由灰白色砂岩、深灰色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、石灰岩及煤层组成，含有丰富的海相动物化石，底部为一层灰白色中、粗粒石英砂岩，厚29.08m，层位稳定25、，是太原组结束之标识（2）。含有5、6、7、8、9、10、11号煤层，9号煤层稳定可采，其余不稳定不可采。本组厚度85.51105.66m，平均99.36m，与下伏地层整合接触。4、二叠系下统山西组(P1S)与下伏地层整合接触。主要含煤地层之一，由灰白色砂岩、深灰色泥岩砂质泥岩及煤层组成，富含植物化石。因遭受剥蚀，井田西部地层赋存不全，厚度42.1058.72m，平均49.12m，底部为灰白色中、细粒砂岩（4标识层）。该组含有1、2、3、4号煤层，4号煤层稳定可采，其余不稳定不可采。5、二叠系下统下石盒子组(P1X)底部为灰白色中、粗粒砂岩（5），其上为黄绿、蓝灰色夹紫色斑块的泥岩及砂质泥岩，26、夹有薄层砂岩，含植物化石。由于剥蚀作用，井田西部地层赋存不全，厚度在72.0095.00m，平均85.19m。6、二叠系上统上石盒子组(P2S)由杂色砂质泥岩、泥岩和砂岩组成，底部为一层灰黄或黄绿色中、粗粒砂岩（6），稳定性差。由于剥蚀作用，井田内该组仅赋存下部地层，最大赋存厚度110.00m，与下伏地层整合接触。7、上第三系上新统(N2)静乐红土，井田沟谷局部有出露，角度不整合于下伏地层之上，上部为棕红色粘土、亚粘土、夹钙质结核，下部为砂、砾石层，砾石多为石灰岩，有少量泥岩屑和砂岩岩块。厚10.0083.21m，平均34.21m.。8、第四系中上更新统（Q23）中上更新统，下部为浅红色亚粘土27、，中夹不连续钙质结核层，含古土壤层，常形成黄红间带色。上部为灰黄色亚砂土和砂土。分布于山岭、山地上和沟谷两侧。厚29.55m，平均10.15m.。9、第四系全新统（Q4）分布井田北部较大河谷之中，构成河漫滩、级阶地，上部为再生黄土，下部为砾石及砂，厚22.62m，平均4.64m。(二)井田含煤地层井田内主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。1、山西组井田内主要含煤地层之一，由灰白色砂岩、砂质泥岩和煤层组成，西部边缘风化剥蚀，局部赋存下部地层。厚度为42.1058.72m，平均49.12m，4号煤层之下发育一层灰白色粗粒砂岩（K4），厚1.489.41m，平均6.80m，为山西组沉积28、结束之标识。该组含有1、2、3、4号煤层，4号煤层稳定可采，其余为不稳定不可采。2、太原组井田内主要含煤地层之一，厚度85.51105.66m，平均99.36m，由灰白色砂岩、深灰色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、石灰岩及煤组成，富含海相动物化石，本组可分为三段：下段：2砂岩底1石灰岩底，厚度平均37.16m。本段为主要含煤段，9号煤层位于该段顶部，10号煤上距9号煤层7.00m左右，11号煤在K2砂岩上025.27m，此段发育2层标识层，即9号煤层直接顶板L1石灰岩或泥灰岩，厚0.691.70m，平均1.38m，全井田发育，且层位稳定，富含海相动物化石中段：1石灰岩底界L3石灰岩顶界，厚度平均36.29、41m。L3石灰岩深灰色，质纯，厚0.804.58m，平均2.81m，下平均4.84m含有7号煤层；L2石灰岩全井田发育，厚度平均3.92m，深灰色，含海相动物化石，该石灰岩之下约0.50m为8号煤层，此段以明显的海陆交替相沉积韵律为其特征。7、8号煤层不稳定不可采。上段：L3石灰岩顶界4砂岩底，厚度平均25.95m。为灰白色砂岩、深灰色砂质泥岩、泥岩组成，含5、6号煤层，K3砂岩上约3.00m为6号煤层，其上5.00m左右为5号煤。中间标识层K3砂岩，为灰白色粗砂岩或砂砾岩，厚1.009.50m，层位稳定。5、6号煤层不稳定不可采。总之，太原组为海陆交互相含煤沉积建造，韵律明显；山西组为陆相30、碎屑岩含煤沉积建造。(三)井田构造本井田位于宁武煤盆地的西南端，总体为一近南北走向，倾向东的单斜构造，倾角322，井田北部并伴有次一级的向、背斜褶曲，井田内并发育有2条正断层。S1背斜：位于井田北部，轴向北东向，两翼倾角为57，在井田内延伸长度约1100m。钻孔控制，研究程度较高。S2向斜：位于井田北部，轴向北东东向，两翼倾角为59，在井田内延伸长度约750m。钻孔控制，研究程度较高。1正断层：位于井田南部，走向NE40，倾向北西，倾角75，落差45m井田内延伸长度1500m，井下采掘工程控制。2正断层：位于井田西南部，走向N35，倾向NW，倾角60，落差1015m，井田内延伸长度300m，井31、下采掘工程控制。井田内未发现陷落柱及岩浆岩侵入，总之，本井田构造简单，为一类。三、煤层、煤质及有益矿产(一)煤层1、含煤性井田内含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。山西组含煤4层，其中可采煤层一层（4号煤），4号煤层平均厚度5.41m，地层平均厚度49.12m，可采含煤系数11.21%；太原组含煤7层，可采煤层一层（9号煤），9号煤层平均总厚9.66m，地层平均厚度99.36m，可采含煤系数9.72%。采矿许可证批准开采4、9号煤层，以下仅对可采煤层评述。2、可采煤层井田内可采煤层为4、9号煤层，均为批采煤层。（见可采煤层特征表1-2-1）可采煤层特征表表1-2-1煤层号层厚最小最大32、平均m间距最小最大平均m结构(夹矸层数)稳定性可采性顶板岩性底板岩性43.608.225.4166.6283.6075.41复杂（03）稳定全区可采泥岩砂质泥岩砂质泥岩、砂岩97.5212.179.66复杂(05)稳定全区可采石灰岩泥岩(1)4号煤层位于山西组底部，井田西南部有出露，下距本组标识层k4砂岩05.50m，平均1.46m。煤层厚度3.608.22m，平均5.41m；结构复杂，含03层夹矸，一般3层；除西南部山西组受剥蚀而使煤层不赋存或变薄外，其它地区发育且稳定可采，顶板岩性多为砂质泥岩，底板岩性为砂质泥岩或泥岩。(2)9号煤层位于太原组下部，上距4号煤层底66.6283.60m，平33、均75.41m，煤层厚度7.5212.17m，平均9.66m，含05层夹矸，全井田发育，属稳定型煤层。顶板为石灰岩或泥灰岩，底板为泥岩。3、煤层对比据岚县详查勘探报告，在地层对比上作了大量工作，采用标志层、煤层、古生物化石、孢粉组合等组合手段，进行了地层对比，结果准确可靠。本次煤层对比基本沿用以往勘探地质报告中煤层对比成果，主要采用标志层法、煤层层间距法、煤层结构与组合特征、旋回特征、煤质特征等进行对比，各种方法相互参照综合对比。本次报告编制中，统一了各标志层和煤层编号。总体上，井田内煤岩层对比成果可靠。(二)煤质1、煤的物理性质和煤岩特征根据岚县详查勘探报告，井田内4号煤以暗煤为主，亮煤次之34、，夹镜煤条带，弱玻璃光泽，阶梯状断口，内生裂隙较发育，条痕色为褐色，宏观煤岩类型多半暗型，少数半亮型。9号煤以亮煤为主，暗煤为辅，具镜煤条带，玻璃光泽，贝壳状阶梯状断口。条带结构，块状构造，内生裂隙发育，常见黄铁矿薄膜，条痕色为深褐色，宏观煤岩类型为半亮型，个别光亮型。2、化学性质及工艺性能本井田内批采煤层为4、9号煤层，现根据本次井下采集的刻槽煤样及以往钻孔煤芯煤质资料对井田内4、9号煤层煤质叙述如下：（见表1-2-2）(1)化学性质、4号煤层：水分（Mad）：原煤：0.821.84%，平均1.60%；浮煤：1.301.54%，平均1.45%；灰分（Ad ）：原煤：5.6530.94%，平均35、24.41%；浮煤：5.478.64%，平均7.57%；挥发分（Vdaf ）：原煤：31.7437.39%，平均36.61%；浮煤：31.7938.45%，平均37.62%；全硫（St,d）； 原煤：0.460.69%，平均0.53%；浮煤：0.440.66%，平均0.50%；发热量（Qgr.d）原煤：31.0832.38MJ/kg，平均31.73 MJ/kg；浮煤：32.92MJ/kg。胶质层指数Y：1114mm，平均13.3mm；X：3855mm，平均46 mm。焦渣特征（CRC）56，平均5；粘结指数（GR.I）84；元素分析：Cdaf 83.68；Hdaf 5.46；Odaf 8.5336、；Ndaf 1.61。各煤层煤质特征汇总表表1-2-2项目煤 类层 别号工业分析（%）全硫St,d%发热量Qgr.dMJ/kg焦渣特征胶质层厚度粘结指数GR.I煤类水分Mad灰分Ad挥发分VdafX(mm)Y(mm)4原0.821.841.605.6530.9424.4131.7437.3936.610.460.690.5331.0832.3831.7341/3焦煤浮1.301.541.455.478.647.5731.7938.4537.620.440.660.5032.925385546111513849原0.522.521.4711.2628.6617.5433.8641.6336.2437、1.853.752.5028.3332.1230.5061/3焦煤浮0.20.661.055.187.145.7332.7536.7835.141.191.491.3432.877394742131413.388、9号煤层：水分（Mad）原煤：0.522.52%，平均1.47%；浮煤：0.201.66%，平均1.05%；灰分（Ad ）原煤：11.2628.66%，平均17.54%；浮煤：5.187.14%，平均5.73%；挥发分（Vdaf ）原煤：33.8641.63%，平均36.24%；浮煤：31.7536.78%，平均35.14%；全硫（St,d） 原煤：1.853.75%，平均2.50%38、；浮煤：1.191.49%，平均1.34%；发热量（Qgr.d）原煤：28.3332.12MJ/kg，平均30.50MJ/kg；浮煤：32.87 MJ/kg；胶质层指数Y：1314mm，平均13.3 mm；X：3947mm，平均42 mm。焦渣特征（CRC）57，平均6；粘结指数（GR.I）88；元素分析：Cdaf 84.0984.36，平均84.22；Hdaf 5.495.57，平均5.53；Odaf 7.387.60，平均7.49；Ndaf 1.341.48，平均1.41。(2)工艺性能煤的发热量在28.3332.38MJ/kg之间，为高热值特高热值之煤层；胶质层Y值在1115mm之间，粘39、结指数在85左右，坩埚焦渣特征57，为强粘结性煤，结焦性中等；含油率一般在8%左右，属富油煤；组成煤灰成分的主要是二氧化硅和三氧化二铝，两者占8287%，煤灰熔融性ST1250，属中等以上软化熔度煤。3、煤的有害成分含量及煤的可选性 煤中的有害成分主要是9号煤硫分，原煤硫含量多2%，以中高硫煤为主，局部分布高硫煤；洗选后下降至1.5%以上，仍为中高硫煤，其脱硫效果差，说明煤中有机硫占主导要地位。煤中的磷含量小于0.036%，属低磷分煤。详查勘探时，对4、9号煤作了筛分浮沉试验，比重液1.50时，浮煤回收率4号煤为69.77%，灰分为10.68%，9号煤85.57%，灰分9.23%，以0.1含量40、法评价，4号煤为中等可选、9号煤为易选，若提高分选比重，将灰分控制在12.5%，可选性将提高了一个等级。4、煤质、煤类确定及用途据煤炭质量分级GB/T152242004标准，4号煤层为特低灰分低灰分、低硫分、特高热值之1/3JM；9号煤层特低灰低灰、中硫分中高硫分、高热值特高热值之1/3JM。以中国煤炭分类国家标准（GB57512009）进行划分，以浮煤挥发分为主要指标，参考粘结指数、胶质层指数来划分，井田内4、9号煤层均为1/3焦煤。本井田的煤为1/3焦煤，属炼焦用煤，亦可作为动力用煤和化工用煤。5、煤的风氧化井田的西南部出现煤层露头，发生风氧化作用。据井田南侯家岩煤矿45号孔，氧化最大垂深41、在105.0m，经生产小煤矿和硐探取样验证，由露头向内平推100m即可圈定其风氧化带。风化煤褐黑色，完全失去了煤的特征，具塑性，遇水成粘泥状，具有粘土的特性，故称煤成粘土。氧化煤，黑灰色，节理发育，并可见钙质薄膜或铁锈，矿化度增加，挥发分增高，发热量下降，可作为建筑材料和提取腐植酸的原料。四、水文地质(一)区域水文地质宁武煤田以宁武向斜为主体构造，地形主体呈中部高、南北两端低之趋势。以宁武南分水岭为界，将地表水体分为两个不同的地表水系，分水岭南部属黄河流域汾河水系。分水岭以北属海河流域桑干河水系。以朔州平原南部王万庄区域性大断裂为地下水相对隔水边界，将宁武煤田划分为南北两个独立的水文地质单元。42、本井田位于南部水文地质单元。岚县详查区位于宁武煤田西南边缘，西、北、南三面环山，东部为黄土梁峁，地形西南高北东低，自西向东岚河纵贯本区，最后在上静游注入汾河，流向总体由西向北东。本井田位于岚县详查区的南西。区域地下水的来源主要为大气降水，其次为地表水。本区外的西南奥陶系石灰岩出露区为奥灰含水层补给区，地表迳流岚河是本区地表水的排泄道，地下水由西南向北东在下静游一带泄出。(二)矿井水文地质1、地表水井田内无大的地表河流，仅在北西角有一大沟谷马铺沟，为季节性流水，其它沟谷平时干涸，雨季有短暂的流水。2、含水层(1)奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层由石灰岩、泥灰岩及钙质泥岩等组成，石灰岩岩溶裂隙较发育，特43、别是在上覆地层较薄或出露地区。1976年冶金五队在下静游(汾河边)勘查水源时(距本井田15km)，抽水试验单位涌水量4.6718.9L/s.m，PH值7.47.8,矿化度0.3160.596g/L，属重碳酸硫酸钾、钠、钙型水，水位标高为1110.00m。2007年侯家岩村施工完成了奥灰水源井，水源井参数见下表。侯家岩村供水井参数一览表坐标井口标高井深水位埋深静水位标高出水量取水层位XYH4230888.2619562694.401198.32480.2068.021130.2030m3/hO2S由此可确定：井田奥灰静水位标高在11301129m。(2)石炭系上统太原组碎屑岩夹灰岩岩溶裂隙含水层44、按层位与含水性的不同，可分上、下两个含水层（组）。下部石灰岩岩溶裂隙含水层，即L3L1三层石灰岩，为7、8、9号煤层的直接或间接顶板，厚约5.80m，每层石灰岩的顶、底常有泥灰岩，各层石灰岩间隔有粉砂岩与砂质泥岩。由于受分布地点与岩性的制约，含水层的裂隙与岩溶发育程度和相应的富水性变化较大。风化溶蚀严重者含水较丰富，一般含水不多，侯家岩旧井涌水量在0.12L/s，对矿井充水影响小。上部K3砂岩裂隙含水层，主要含水层，岩性与厚度变化很大，以粗砂岩为主，泥质或钙质胶结，分选较好，颗粒组成自上而下渐粗，底部常为砂砾岩或细砾岩，一般厚5.20m, 侯家岩旧井筒施工时，对该组含水层进行了抽水试验，单位涌45、水量0.359L/s.m。(3)二叠系下统山西组碎屑岩裂隙含水层地层厚度49.12m，主要含水层位为该组的砂岩，裂隙发育者含水丰富，侯家岩旧井筒施工时，对该组含水层进行了抽水试验，涌水量最大可达1.67L/s。(4)二叠系下统下石盒子组碎屑岩裂隙含水层砂岩裂隙含水层，主要是本组底部的砂岩段，富水性差。(5)二叠系上统上石盒子组碎屑岩裂隙含水层仅在风化带富水性较好，一般不含水。(6)基岩风化壳含水层不分地质时代，与地形有关。接近地表2030m,强烈的风化作用，使其裂隙发育，易接受大气降水的补给，富水性较好，由于煤层的开采，已破坏了风化壳含水层原来的水文地质条件，局部地下水已大量或全部漏失井下。(46、7)上第三系上新统砾石含水层在该层段抽水实验,单位涌水量1.54L/s.m，渗透系数4.6m/d，水质为重碳酸钙、钾、钠型水。被冲沟切割出露的砾石层，常有泉水分布，为山区村庄的主要饮用水源，流量多小于0.1L/s,矿化度0.210.28g/L,属重碳酸硫酸钙镁型水。(8)第四系冲积洪积层近代冲积物，由砂、砾岩、砂土、黄土组成，构成河漫滩一、二级阶地。根据城河沿岸水文孔抽水数据，单位涌水量1.13.5L/s.m,矿化度0.43g/L,为重碳酸硫酸钙、镁型水，为城河沿岸村庄的主要水源。3、井田的隔水层隔水层主要有：本溪组隔水层，本组厚37.40m左右，由铝土岩、砂质泥岩、石灰岩组成，构成了奥陶系含47、水层与煤系地层之间的屏障。煤系地层间的粉砂岩、砂质泥岩及泥岩发育在各砂岩间，可视为较好的隔水层，故含水层之间一般不发生水力联系。上第三系上新统上部的红色粘土层，为地表水与基岩地下水的良好隔水层。(三)矿井充水因素分析及水害防治措施1、构造对矿井充水的影响井田构造总体为走向近南北向，倾向向东的单斜构造，发育两条正断层，未发现陷落柱。据该矿井下开采资料，遇断层时有渗水现象，但多数水量不大。该矿目前以井筒水、煤层顶板裂隙渗水、断层渗水为主要充水方式，故开采时应特别注意，单斜构造具有向倾向方向汇水作用，井下采掘向深部延伸或遇断层时，矿井涌水量会有所增加。1971年该矿井井筒开凿至K3砂岩时发生涌水，由48、于当时施工设施差，没有大排水能力的设备，无法排水作业，致使停建15年，1986年才重新建设。该次事故中进行了抽水试验：单位涌水量为3.34L/sm，渗透系数为226.11m/d，水质化验：矿化度0.4010.496g/L,PH值7.88.1,属重碳酸硫酸钙、镁及重碳酸硫酸钙、钾、钠型水。经分析研究，该次涌水事故系施工揭露含水断层破碎带，地表水及山西组、太原组地下含水层不断补给断层破碎带，在断层破碎带内富集所致。现已疏干，不再有水溢出，由于涌水点标高低于奥陶岩溶含水层静水位标高，说明该断层（F1）没有沟通奥陶岩溶含水层。2、大气降水对矿井充水的影响本矿西南部由于煤层埋藏较浅，因此大气降水是矿坑水49、的主要充水水源源，即降水通过基岩裂隙及松散沉积物孔隙富集，而后渗入基岩风化裂隙带，在岩石裂隙相互沟通的情况下进入巷道，由于降水量的季节变化，矿井涌水量具有明显的动态变化特征，一般雨后1020天，矿井涌水量即显著增加。3、地表水对矿井充水的影响井田内无较大的地表水体，但大型沟谷较发育，雨季时汇集降水形成短暂洪流，自井田西南向东北流出井田。原井筒附近最高洪水位1192m（100年一遇），低于井口标高1203m，不会发生洪水淹井事故。4、周边矿井对本井田煤层开采的影响据调查周边矿井采空区无积水，矿方应在今后生产过程中，加强探放水工作，并按设计留足保安煤柱，以防邻矿采空区积水、积气进入本矿井巷道，对矿50、井生产、安全构成威胁。5、采空区积水对矿井充水的影响据调查，该矿以前采用仓房式采煤方法，煤柱留设较多，对煤炭资源浪费较大，回采率仅为25%左右，2004年以来随着采煤方法改革，回采工艺不断提高，回采率有了明显提高。经本次工作查明了：4号煤层采空积水区共四处，合计积水面积约61080m2，积水量约17000m3。 4号煤层采空积水区位于9号煤层采空区导水裂隙带内，对9号煤层开采有影响。本矿布置9号煤层9204工作面时，对临近采空区进行了探放水工作，查明其采空区内无积水，经本次工作查明：现矿井开采活动位于矿井下山采区，矿坑水疏排较为彻底，井田内9号煤层基本无采空积水区； 仅在低洼处有少量积水，对矿51、井开采无影响。4号煤层采空区积水量统计表煤层号积水区编号积水面积(m2)积水量(m3)备 注4304698000采空区积水估算公式：Q=SMK式中：S-积水面积(m3)M-煤层均厚(邻近钻孔m)K-积水系数(0.20)-回采率(25%)1767260007474200054651000合计6108017000由于影响井下积水的因数较多，随着时间的推移，积水情况会有所变化，因此在生产过程中应加强采空区积水监控和探测工作，以防采空区积水影响矿井安全和生产。6、奥灰水对矿井充水的影响井田内奥灰水位标高1130m左右，4、9号煤层底板均有大部区域低于1130m，奥灰岩溶地下水对煤层的开采影响较大。突水52、系数计算：TS-突水系数P-水头压力（4号煤层最低底板标高890m，9号煤层最低底板标高820m ，对应奥灰岩顶面标高约755m，对应水头压力值375m水柱=3.68MP）M-等效泥岩隔水层厚度（4号煤层约140m，9号煤层65m）经计算：4号煤层TS突水系数最大为0.0263MPa/m；小于有构造情况下临界突水系数0.06MPa/m，根据相关规程：井田范围内4号煤层带压开采区均属带压安全区。9号煤层TS突水系数最大为0.0566MPa/m。小于等于有构造情况下临界突水系数0.06MPa/m，根据相关规程：井田范围内9号煤层带压开采区均属带压安全区。7、矿井充水通道据生产矿井充水情况与井田水文53、地质条件来看，本矿矿井充水通道主要为井筒、断层及开采后形成的采空区导水裂隙带，其它因素居次。4号煤层顶板为砂质泥岩，根据顶板岩性，采用下列经验公式计算导水裂隙带高度：H=2010式中：H导水裂隙带高度m； M煤层厚度m。式中：Hm冒落带高度，m。m累计采厚，m。4号煤层最大厚度为8.22m，导水裂隙带最大高度为67.27m，冒落带高度为12.06-16.46m。9号煤层顶板为石灰岩，根据顶板岩性，采用下列经验公式计算其导水裂隙带高度：H=3010式中：H导水裂隙带高度m； M煤层厚度m。 式中：Hm冒落带高度，m。m累计采厚，m。9号煤层最大厚度为12.17m，导水裂隙带最大高度为114.6654、m，冒落带高度为26.79-31.79m。由以上计算可知，在井田西部4、9号煤层采空区导水裂隙带可沟通基岩风化裂隙带地下水。9号煤层采空区导水裂隙带可沟通其上覆K2、K3、K4灰岩裂隙水和4号煤层采空区积水。另外，由于井田内钻孔较多，施工年代已久，封孔情况不清，应防备封闭不良的钻孔构成导水通道。8、矿井水文地质类型井田煤层处于浅一中深埋区，煤系及其以上邻近基岩含水层，接受补给条件差，富水性弱；井田内有阳胜河及其支流北河、桃园河；基岩风化带裂隙水和第四系孔隙潜水分布范围有限。只要处理好河床下的特殊开采问题，地表水及地下水对矿床开采均不会形成大的影响。经本次工作查明了：4号煤层采空积水区共四处，合55、计积水面积约61080m2，积水量约17000m3。井田内奥灰水对4、9号煤层开采有影响。综上所述，根据煤矿防治水规定的相关条文，4、9号煤层矿井水文地质条件类型属中等类型。 9、矿井水害目前，矿井在生产过程中未发生任何水害。井田开采9号煤层主要水害为大气降水入渗补给，通过岩层裂隙、断层、陷落柱等入渗补给煤顶板以上含水层，煤层开采以后，含水层水通过裂隙、导水裂隙带渗进采空区或巷道，采空区、废弃巷道积水将会对煤层开采造成一定的影响。矿井开采的原工业广场标高1217m，原工业广场附近最高洪水位标高1192m(百年一遇)。矿井开采不受洪水影响。10、矿井水害防治措施近年来，我省降雨量普遍增加，各处水56、害事故时有发生，煤矿在注意井下生产的同时，还要加强水害防范意识，时刻保证安全生产，并建议做好以下防范水害的工作。(1)井口附近构筑排水渠，以防雨季来临时雨水灌入矿井；(2)树立防水意识，重视防水工作，对工人进行有关水害知识的教育和有关出水征兆的识别。加强对矿井涌水量的观测记录，及时掌握有关涌水量的变化情况，对突然增大的涌水量，要查明水源及水量变化情况，分析其原因，采取有效措施，制止水害事故发生；(3)必须经常检查矿区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，应及时将其回填密实，避免雨季洪水灌入井下；(4)必须了解相邻矿井情况，掌握其采空范围、涌（积）水现象，防止越界开采造成巷57、道相互贯通，采空区积水涌入矿井，导致涌（突）水事故的发生；(5)在巷道掘进接近采空区、陷落柱、断层、钻孔时，要进行探放水工作，尤其要对采空区积水、积气进行探测排放，坚持”预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则；(6)保证井下排水设备的正常运转，一台运行，一台备用，一台检修。矿井水主要来源是大气降水和煤系地层砂岩裂隙水及奥陶系石灰岩岩溶水。大气降水对矿井涌水只产生季节性影响，一般在雨后15天井下涌水量达到峰值，雨季排水量约为旱季的两倍。砂岩裂隙含水层涌水：该井开凿至K3砂岩时发生突水，抽水试验：单位涌水量为3.34L/sm,渗透系数为226.11m/d（实际上井筒掘至断层带上），于19758、1发生涌水事故，由于当时施工设施差，没有大排水能力的设备，无法排水作业，致使停建15年，1986年才重新建设。奥陶系石灰岩岩溶水水位高于9号煤层310m(极值)，4号煤层在井田中、东部亦低于奥灰水位210m（极值）。若断层沟通奥灰岩溶水，会淹没矿井，该矿井为带压开采。矿井开采9号煤层时，采掘至井田中东部时，应进行试掘试采，对奥灰岩溶含水层地下水对矿井开采的影响和煤层底板完整性做进一步研究。矿井水害防冶必须采取”有掘必探，先探后掘”的措施，在断层带留有足够的保安煤柱，在井下出水点设立长期观测站，掌握其变化规律，在采掘过程中，若遇顶板挂汗、冒红、压力加大、气温骤降、嘶叫，严重底鼓等地质现象，应立即59、采取安全措施，以防不测。完善井下排水系统，使之处于良好运行状态。本井田矿井主要水害来自奥灰岩溶水、太原组K3砂岩裂隙水及L3L1石灰岩岩溶水，若遇导水断层沟通，则会发生矿井突水事故，因此在断层两侧留足保安煤柱，以防不测，务必在采掘活动中，强化水文地质工作。(四)矿井涌水量预算该矿现开采9号煤层，矿井涌水量为121345m3/d，生产能力45万t/a，其9号煤层富水系数0.08870.2529m3/t；矿井2006年开采4号煤层，矿井涌水量为80240m3/d，生产能力30万t/a。若生产能力达到90万t/a，矿井涌水量预算采用富水系数比拟法计算，其计算公式如下：Q=KpP KpQ0/ P0上式60、中：Q设计矿坑涌水量（m3/d） Q0煤矿现采矿井排水量（m3/d） P0煤矿实际开采量（万t/a） P设计矿井生产能力（万t/a）Kp富水系数（m3/t）通过计算矿井生产能力达到90万t/a时，开采9号煤层矿井涌水量为242690m3/d；开采4号煤层矿井涌水量为240720m3/d；(五)供水水源该矿生产生活用水为主井筒K3砂岩裂隙水，水质符合饮用水指标，水量能满足生活用水。生产用水取自矿坑排水。五、其它开采技术条件(一)煤层顶底板岩石工程地质特征该矿4号煤层井田南部已经大面积采空，已停采。现于井田南部开采9号煤层，生产能力为30万t/a。采用斜井单水平开拓，采煤方法为走向长壁综采放顶煤开61、采，全部跨落法管理顶板。井筒为荒料石砌碹，工作面支护采用轻型综采放顶煤F3200/16/24B型液压支架，工作面支架间距1.50m，截深0.60m，循环进度0.60m，最大控顶距4.70m，最小控顶距4.10m。井田开采4、9号煤层，根据2007年6月由山西煤炭地质公司提交的山西岚县昌恒煤焦有限公司生产矿井地质报告中关于4、9号煤层顶底板论述成果资料，将4、9号煤层顶底板工程地质特征叙述如下：4号煤层：老顶伪顶不发育，直接顶分布全井田，岩性多为砂质泥岩，其次为泥岩，厚0.5025.19m。抗压强度（砂质泥岩）为94.47Mpa，坚硬程度属中硬岩石（a），易管理，采煤回柱后可自行垮落，为中硬岩层62、；老底为砂岩，质硬，直接底岩性为砂质泥岩，抗压强度（砂质泥岩）为95.0696.82Mpa，坚硬程度属中硬岩石（a），局部见底鼓现象。根据以往矿井开采情况，最大控顶距4.7m，来压步距1012m，来压明显；属中等稳定顶板()，底板属较稳定底板。9号煤层：老顶及伪顶不发育，发育直接顶，岩性为石灰岩或泥灰岩，厚0.691.70，抗压强度119.06MPa,抗拉强度4.80MPa，其上为粉砂岩或砂泥岩，坚硬程度属中硬岩石（a）。底板多为泥岩，厚0.622.21m，局部见底鼓现象。根据以往矿井开采情况，最大控顶距6.7m，来压步距1216m，来压明显；属中等稳定顶板()，底板属较稳定底板。(二)瓦斯263、006年山西安全监督管理局晋安监煤字2006327号文“关于吕梁市岚县地方国营候家岩煤矿等五对生产矿井2006年度瓦斯等级鉴定的批复”，岚县地方国营候家岩煤放附属一矿4号煤层2006年度瓦斯相对涌出量5.28m3/t，绝对涌出量1.10 m3/min，二氧化碳相对涌出量6.24 m3/t，绝对涌出量1.30 m3/min，属低瓦斯矿井。本矿目前开采9号煤层，2010年吕梁市煤炭工业局文件吕煤安字2010110号文“关于全市2009年度30万吨以下矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复（部分）”，山西岚县昌恒煤焦有限公司2009年相对涌出量2.43 m3/t，绝对涌出量1.51 m3/min64、，二氧化碳相对涌出量2.43m3/t，绝对涌出量1.34m3/min，属低瓦斯矿井。但随着开采深度的延深，采空面积的最大，矿井瓦斯涌出量有可能增高，由此应加强通风，特别是防止矿井瓦斯局部聚集，确保安全。(三)煤尘爆炸性本次工作采取了4、9号煤层煤样，分别由山西省煤炭工业局综合测试中心和山西煤矿设备安全技术检测中心进行了煤尘爆炸性、煤层自燃倾向性测试。经测试：4号煤层火焰长度400 mm，抑制爆炸用岩粉量70%，煤尘有爆炸性。9号煤层火焰长度400 mm，抑制爆炸用岩粉量70%，9号煤层煤尘有爆炸性。煤尘及自燃倾向性测试表矿井名称煤层号煤尘爆炸性自燃倾向性测试单位火焰长度mm加岩粉量%有无爆炸性65、吸氧量cm3/g自燃等级倾向性质昌恒煤焦有限公司440070有0.64自燃山西煤矿设备安全技术检测中心940080有0.67自燃山西省煤炭工业局综合测试中心(四)煤的自燃倾向性本次工作采取了4、9号煤层煤样，由山西省煤炭综合测试中心进行了煤尘爆炸性、煤层自燃倾向性测试。测试结果：4煤层吸氧量0.64 cm3/g；自燃倾向性等级级；属自燃煤层。9煤层吸氧量0.67cm3/g，自燃倾向性等级级，属自燃煤层。井田开采4、9号煤层，已有多年，目前未发现井下或地面堆煤自燃现象。井下无火区。(五)地温、地压井田内无地温地压测试资料，根据矿方多年观测，井下温度一般为14左右，冬季略低，未发现地温异常现象，为66、地温正常区。井田9号煤层及围岩局部裂隙发育，但未发现有地压异常现象。地压是通过对开采观测的结论，不同的垂深、不同的围岩、不同的地质条件、不同的支护方式，地压都有差异，地压还随着开采深度的加深而增大，而且地压与巷道围岩的物理力学性质有明显的关系，如煤层和底板岩层松散，巷道压力就显的越大。对其管理与防治，一是释放，二是加强支护。六、资源储量估算(一)资源储量估算范围和工业指标1、资源/储量估算范围本次参加资源/储量估算的为4、9号煤层，均为批采煤层。4号煤层估算范围为井田面积减去采空面积、煤层风氧化带无煤面积及风氧化煤面积，留下未回采的实体煤面积范围；9号煤层估算范围为井田面积减去采空面积，留下未67、回采的实体煤面积范围。2、资源/储量估算的工业指标及其确定的依据井田内4、9号煤层均为炼焦用煤，据煤、泥炭地质勘查规范，煤层可采厚度为0.7m，原煤最高灰份40%，原煤最高硫份3%。(二)资源/储量估算方法与参数确定1、资源/储量估算方法本井田地层倾角在322之间，一般在512之间采用煤层伪厚及水平投影面积估算资源/储量，采用地质块段法估算资源/储量。公式：Q=SHD/10 式中：Q资源/储量（万t）S块段储量估算面积k（m2）H煤层平均厚度（m）D煤层平均视密度（t/m3 ）2、资源/储量估算参数(1)块段面积的确定。各块段面积采用计算机用MAPGIS软件在底板等高线及资源/储量估算图上直接68、求得。(2)煤层厚度的确定块段煤厚采用块段内所利用的勘探工程见煤点煤估算厚度的算术平均值，各见煤点资源/储量估算煤厚确定如下：剔除煤层中0.05m的夹矸厚度，作为采用厚度。煤层中夹矸厚度0.70m，被夹矸分开的煤层作为独立煤层，分别估算资源/储量（个别点例外）。煤层中夹矸厚度0.70m，煤分层不作为独立煤层，当煤分层厚度夹矸厚度时，上下煤分层厚度加在一起作为煤分层计算厚度，当煤分层厚度夹矸厚度时，则此煤分层厚度不参与资源/储量估算。(3)视密度值的确定采用岚县详查区所利用的视密度值，4号煤层为1.42t/m3，9号煤层为1.40t/m3。(三)资源/储量分类1、资源/储量类型的确定原则井田地质69、构造属简单，为一类，参与资源/储量估算的4、9号煤层，皆属稳定可采煤层，井田地质条件属一类一型，按照国土资源部2002年12月颁发的煤、泥炭地质勘查规范中有关规定，确定圈定各类别资源/储量的原则：4、9号煤层均以钻孔及工程见煤点10001000m网度连线以内及连线实际距离外延1/2范围圈定为探明的（可研的）经济的基础储量（111b），其余的及在断层两边外留50m为推断的内蕴经济资源量（333）。探明的风氧化带边界未留推断的内蕴经济资源量。2、块段划分原则：块段的划分主要根据井田地质构造，煤厚、产状、底板等高线形态等自然因素。(1)不同类别划分为不同块段。(2)同一类别内，煤厚变化较大者，则按煤70、厚划分不同块段。(3)煤层产状变化较大的地方划为不同块段。(4)块段的边界是利用井田边界、断层迹线、采空区边界线、巷道等，使块段形状简单，计算方便。(四)资源储量估算结果经本次估算，井田内4、9号煤层累计查明储量6009万t，现保有资源/储量5397万t，动用储量612万t，其中探明的经济基础储量4259万t，控制的经济基础储量882万t，推断的内蕴经济资源量256万t，探明的经济基础储量占总资源储量的70%，探明的和推断的经济资源量占总资源储量的95%4号煤层累计查明储量1916万t，现保有资源/储量1653万t，动用储量263万t，其中探明的经济基础储量1575万t，推断的内蕴经济资源量771、8万t，探明的经济基础储量占总资源储量的95%。探明的+控制的占总资源储量的95%。9号煤层累计查明储量4093万t，现保有资源/储量3744万t，动用储量349万t，其中探明的经济基础储量2684万t，控制的经济基础储量882万t，推断的内蕴经济资源量178万t，探明的经济基础储量占总资源储量的72%。探明的+控制的占总的95%。资源/储量估算结果表煤层号煤类资源/储量（万t）111b总量（%）111b+122b总量（%）111b122b333111b+122b+33341/3JM1575781653959591/3JM268488217837447295合计425988225653977972、95山西岚县昌恒煤焦有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 第二章井田开拓第二章井田开拓第一节井田境界与资源储量一、井田境界2009年12月2日山西省国土资源厅颁发的1400002009121220046512号采矿许可证批准山西岚县昌恒煤焦有限公司开采4、9号煤层井田边界由以下12点坐标连线圈定：井田拐点座标（1980西安坐标系，1954北京坐标系）点号1980西安坐标系1954北京坐标系XYXY14233851.9219562829.804233900.0019562900.0024233651.9219563429.804233700.0019563500.0034232551.9119573、63529.814232600.0019563600.0044231151.9019563529.814231200.0019563600.0054231105.9019563418.814231154.0019563489.0064229901.9019563489.824229950.0019563560.0074229901.8919562399.814229950.0019562470.0084230371.8919562208.814230420.0019562279.0094230521.9019562169.814230570.0019562240.00104230901.90174、9562979.814230950.0019563050.00114231201.9019562979.814231250.0019563050.00124231201.9019562779.814231250.0019562850.00矿区形态为不规则长方形，东西宽约730m，南北长约3840m，面积2.9978km2。开采深度1240750m标高。二、资源/储量、工业储量、设计储量、可采储量计算1、资源储量(1)资源储量估算范围和工业指标、资源/储量估算范围本次参加资源/储量估算的为4、9号煤层，均为批采煤层。4号煤层估算范围为井田面积减去采空面积、煤层风氧化带无煤面积及风氧化煤面积，留下75、未回采的实体煤面积范围；9号煤层估算范围为井田面积减去采空面积，留下未回采的实体煤面积范围。、资源/储量估算的工业指标及其确定的依据井田内4、9号煤层均为炼焦用煤，据煤、泥炭地质勘查规范，煤层可采厚度为0.7m，原煤最高灰份40%，原煤最高硫份3%。(2)资源储量估算结果经本次估算，井田内4、9号煤层累计查明储量6009万t，现保有资源/储量5397万t，动用储量612万t，其中探明的经济基础储量4259万t，控制的经济基础储量882万t，推断的内蕴经济资源量256万t，探明的经济基础储量占总资源储量的70%，探明的和推断的经济资源量占总资源储量的95%4号煤层累计查明储量1916万t，现保有76、资源/储量1653万t，动用储量263万t，其中探明的经济基础储量1575万t，推断的内蕴经济资源量78万t，探明的经济基础储量占总资源储量的95%。探明的+控制的占总资源储量的95%。9号煤层累计查明储量4093万t，现保有资源/储量3744万t，动用储量349万t，其中探明的经济基础储量2684万t，控制的经济基础储量882万t，推断的内蕴经济资源量178万t，探明的经济基础储量占总资源储量的72%。探明的+控制的占总的95%。资源/储量估算结果表煤层号煤类资源/储量（万t）111b总量（%）111b+122b总量（%）111b122b333111b+122b+33341/3JM1575777、81653959591/3JM268488217837447295合计4259882256539779952、矿井工业储量井田内4号煤层厚3.60-8.22m，平均5.41m；9号煤层厚7.52-12.17m，平均9.66m。均为稳定可采煤层，大于国家规定的最小开采厚度0.7m。4号煤属特低灰-低灰、低硫分特高热值之1/3JM；9号煤属特低灰分低灰分、中硫分中高硫分、高热值-特高热值之1/3焦煤；硫份均小于3%，符合国家的环保政策。4、9号煤层底板等高线部分低于奥灰水位标高，为带压开采，333类资源量可信度系数取0.9。4号煤层、9号煤层均有333储量，经计算矿井工业储量为5371.4万t，其78、中4号煤为1645.2万t，9号煤为3726.2万t。3、设计储量及可采储量(1)设计储量设计储量：工业储量减去井田境界煤柱、断层煤柱、村庄煤柱等永久煤柱储量后的储量。计算结果见表2-1-1。设计储量汇总表表2-1-1煤层序号工业储量（万t）111b+122b+333K永久煤柱损失（万t）设计储量（万t）井田境界断层采空区小计41645.25439140.2233.2141293726.2127.24664237.23489合计5371.4181.285204.2470.44901(2)可采储量可采储量：按煤炭工业矿井设计规范要求，设计储量减去工业场地、主要大巷保护煤柱后乘以采区回采率75%，79、即为矿井设计可采储量，计算结果见表2-1-2。可采储量汇总表表2-1-2煤层序号设计储量（万t）保护煤柱损失（万t）开采损失（万t）可采储量（万t）开采损失系数可采储量系数工业场地及井筒大巷煤柱小计41412893043932557640.250.759348915653068670121020.250.75合计490124583410799562866经计算，矿井可采储量为2866万t，其中4号煤为764万t，占27%，9号煤为2102万t，占73%。(3)各类安全煤柱的留设、工业场地煤柱：工业场地按级保护留设煤柱予以保护，场地周围围护带取20m，下伏表土段移动角45，岩层移动角72，采用垂80、直剖面法计算保护煤柱范围。、井田境界煤柱：井田境界煤柱20m。、巷道煤柱按以下公式计算式中：S1巷道保护煤柱的水平宽度，m；H巷道的最大垂深，取316m；M煤层厚度，m，取4号煤层最大厚8.22m；f煤的强度系数，取2。4号煤层巷道煤柱取35m。、断层煤柱断层煤柱按下式计算：式中：L煤柱留设的宽度，m；K安全系数(一般取2-5)；M煤层厚度或采高，m，取4号煤层最大厚8.22m；P水头压力，Mpa，3.68Mpa；KP煤的抗张强度，取0.6MPa；则：断层煤柱取55m。水平大巷之间留35m，两侧留35m煤柱。当矿井报废时，预计护巷煤柱损失可回收50%左右。、煤层风氧化带煤柱宽度按20留设。、村81、庄、道路煤柱：井田范围内有农民生活、生产乡间公路，一般不设煤柱，遇有地表沉陷，道路会有裂缝产生，由矿方负责预以填高修复，确保道路畅通，使农民生产、生活不受地表沉陷的影响。井田范围内只有侯家岩毕家坡公社一个村庄，且位于井田西南部边界，依据规程要求，村庄保护按三级保护，围护带宽10m。再根据表土层厚约50m和基岩厚度和移动角(表土移动角45，基岩移动角72)，采用垂线法计算保安煤柱。、由于本井田南部原昌恒煤矿4号煤采空区内有积水，依据煤矿防治水规定，巷道与水体之间的距离不得小于巷道高度的10倍，即310=30m。第二节矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度按煤炭工业矿井设计规范规定，矿井设计年82、工作日为330d，四六制，三班生产，一班准备，每天净提升时间为16h。二、矿井设计生产能力的确定依据山西省国土资源厅换发的第1400002009121220046512号采矿许可证，山西岚县昌恒煤焦有限公司矿井的设计生产能力为90万t/a。三、矿井及水平服务年限矿井及水平服务年限均按下式计算：TZ/（AK）式中：T服务年限，a；Z设计可采储量，万t；A生产能力，万t/a；K储量备用系数，取1.4。服务年限为T2866/（901.4）22.7a经计算矿井服务年限为22.7a，其中4号煤可服务6.1a，9号煤可服务16.6a。第三节井田开拓一、影响井田开拓的主要因素1、根据山西岚县昌恒煤焦有限公司83、采矿许可证载明井田由12点坐标圈定，井田面积2.9978km2，保有资源/储量为5397万t。井田面积较小，煤层厚度适中，具有建设90万t/a能力中型矿井的资源条件。2、本井田位于宁武煤盆地的西南端，总体为一近南北走向，倾向东的单斜构造，倾角322，井田北部并伴有次一级的向、背斜褶曲，井田内并发育有2条正断层。3、外部条件好：井田属于黄河流域汾河水系，常年性河流岚河发源于岚县西白龙山，全长25km。岚河从井田的东北部外围通过，在娄烦县静游镇汇入汾河水库，河水流量受季节影响很大，尤其市雨季，山洪汇集，水势很大，干旱时流量甚小，历年平均流量2.82m3/s。井田内沟谷属季节性河沟，雨季有短暂水流，84、平时干涸无水。奥陶系石灰岩含水层岩溶裂隙发育，富水性强，水质优良，开采奥陶系岩溶水是今后主要的供水方向；太原组石灰岩岩溶裂隙含水层水，为浅层潜水，水质较好，是矿井附近村民生活用水及生产用水的主要来源。井下水处理达标后可作为井下消防洒水和场地绿化、生产用水水源，可满足矿井用水的需要。矿井主斜井、回风井和副斜井工业场地选择在井田北部边界原有场地上，属沟谷荒地，不占良田。井田开发的优势较多。4、煤层开采条件好，4号煤层顶板为砂质泥岩，底板为粉细砂岩；9号煤层顶板为石灰岩，底板为粉砂岩。二、原矿井情况简介山西岚县昌恒煤焦有限公司矿井现为有限责任公司，原名为山西省岚县地方国营候家岩煤矿附属一矿。属县营煤85、矿，该矿始建于1962年，1966年投产，开采4号煤层，设计生产能力6万t/a，1971年延深开采9号煤层时，因当时技术力量和排水设备的影响，矿井涌水量过大被迫停产。1986年开始恢复生产，为扩大生产能力，2004年9月经吕梁地区煤炭工业局2004383号文批准，采改设计确定生产能力为21万t/a，采矿方法为悬移支架放顶煤一次采全高。2005年经吕梁市煤炭工业局2005454号文批准变更采改设计为轻型综采支架放顶煤一次采全高。2005年12月经山西省煤炭工业局晋煤行发2005979号文批复该矿核定能力为21万t/a。2010年04月19日经山西省煤炭工业厅晋煤行字2010271号“关于山西地宝86、煤业有限公司等十六座矿井核定生产能力的批复”，该矿核定生产能力为45万t/a。该矿4号煤层井田南部已经大面积采空，已停采，现于井田南部开采9号煤层，实际生产能力45万t/a。采用斜井单水平开拓，采煤方法为走向长壁综采放顶煤开采，全部跨落法管理顶板。井筒为荒料石砌碹，工作面支护采用轻型综采放顶煤ZF3200/16/24B型液压支架。采煤机选用6MG200W型，顺槽采用SGB630/220型刮板机输送。大巷为皮带输送，主斜井采用TD75型皮带输送机提煤。矿井通风采用中央并列机械抽出式，风机型号为BDN015,电机功率255kw。2009年吕梁市煤炭工业局文件吕煤安字2010110号”关于全市20087、9年度30万t以下矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复（部分）”，瓦斯相对涌出量2.43m3/t，绝对涌出量1.51 m3/min，属低瓦斯矿井。矿井涌水量为180240 m3/d，安装有三台D463060型（电机功率37kw）水泵。三、井口及工业场地的选择由于原昌恒煤矿的工业场地及井口均位于井田西南边界处，地形狭小，距矿区的简易公路较远，地面设施较少，井筒断面也较小，且此处位于矿井的南部边界采空区附近，故本次设计原井筒及工业场地均不利用。另由于井田北部边界处场地地面开阔，离公路较近，故本次设计将井口位置及工业场地位置均布置于此。四、本次设计的井田开拓方式根据井田内4、9号煤层的赋存条件88、与地面地形特点，为合理开发全井田4、9号煤层，并最大限度的利用矿方已有的设施，本次设计只提出以下一个开拓方案： 在井田西北部新打两个斜井一个立井，做本次设计的主斜井、副斜井和回风立井。后期则利用原昌恒煤焦有限公司的主斜井，做后期的安全出口。全井田采用三个井筒的开拓方式。主斜井井筒净宽5.0m，净断面积16.8m2，倾角23，到9号煤层斜长686m(到4号煤层斜长584m)，井筒内装备胶带输送机和架空乘人器，设台阶扶手，担负矿井提煤、上下人员和进风的任务，是矿井的一个安全出口；副斜井井筒净宽3.2m，净断面积9.8m2，倾角22，到9号煤层斜长715m，(到4号煤层斜长529m)，井筒内装备单钩89、串车，并设台阶扶手，担负矿井矸石和材料设备等辅助提升任务，为矿井的一个安全出口；回风立井净径4.0m，净断面积12.6m2，到9号煤层垂深292m，(到4号煤层垂深218m)；井筒内装备梯子间，担负矿井的回风任务，兼做安全出口；后期安全出口净宽2.4m，净断面积5.6m2，倾角22，到9号煤层斜长341m，(到4号煤层斜长200m)，设台阶扶手，为矿井后期的安全出口。设计在主斜井井底分别设4号和9号煤层的井底煤仓；副斜井一次落底于9号煤层，并在9号煤层中做平车场及各主要硐室，而在4号煤层中做甩车场。其中4号煤层采用下卧式煤仓，9号煤层采用高抬式煤仓。回风井分别与4号煤层和9号煤层回风大巷相连通90、。根据主、副井井筒落底点标高，结合井田几何特征和煤层赋存状况，设计以一个主水平一个辅助水平，分别开采井田内的4号和9号煤层，其中辅助水平标高+970m，开采4号煤层；主水平标高+900m，开采9号煤层。分别在4号和9号煤层中布置运输大巷、轨道大巷和回风大巷。4号煤层大巷布置如下：在4号煤层底板下30m做一个井底煤仓，煤仓上口开口于4号煤层。过煤仓上口分别沿东西方向布置一组开拓大巷；西部大巷一直掘进至井田西部边界，而当东部大巷掘进至井田东部边界后，改为平行于井田东部矿界向南掘进直至井田南部采空区，并与后期风井联通。将全井田4号煤层划分为两个采区。每组开拓大巷设运输、轨道和回风三条大巷，相互平行，91、间距30m。其中运输大巷直通4号煤层井底煤仓，回风大巷与回风井直接连通，而轨道大巷则通过甩车场与副斜井连通，从而形成4号煤层的开拓系统。9号煤层大巷布置如下：大巷布置基本同4号煤层，只有当向南掘进的大巷掘进至井田4号拐点南500m左右处时，改为向西掘进直至井田边界，并与后期风井联通。其中运输大巷通过上仓斜巷与9号煤层井底煤仓上口相通，回风大巷与回风井相通；轨道大巷则通过平车场与副斜井连通，从而形成9号煤层的开拓系统。将9号煤层划分为三个采区。矿井井下大巷主运输采用胶带输送机运输方式。大巷辅助运输方式前期选用调度绞车牵引矿车运输，后期选用连续牵引车牵引矿车运输。矿井采用边界式通风系统，主、副井筒92、进风，回风井回风。矿井采用机械抽出式通风方式。全井田共划分为四个采区，其中4号煤层划分为三个采区，9号煤层划分为两个采区。矿井首采区选择为4号煤层一采区。详见井田开拓图2-3-1、2-3-2、2-3-3、2-3-4。五、水平划分及大巷布置本井田4、9号煤层平均相距75.41m，4号煤层可采储量为764万t，9号煤层可采储量2102万t，4号煤层服务年限6.1a，9号煤层服务年限16.6a，设+970m辅助水平开采4号煤层，设+900m主水平开采9号煤层。因4号煤层平均厚度5.41m，9号煤层平均厚度9.66m，两层煤均采用综采放顶煤一次采全高的回采工艺。在4号和9号煤层中分别布置水平运输、轨道93、和回风大巷。六、采区划分及接替顺序全矿井4号煤层划分为三个采区；9号煤划分为两个采区。先采4号煤层一采区，再采9号煤层一采区，再采4号煤层二采区、三采区，最后采9号煤层二采区。待4号煤开采结束后，采用短壁条带法回收煤柱；待9号煤开采结束后，采用短壁条带方法回收工业场地部分煤柱，控制顶板不垮落或垮落不充分，保护地面建筑不受破坏的条件下，增加资源回收率，延长矿井服务年限。详见采区接续表。采区接续表序号采区名称可采储量（万t）生产能力（万t）服务年限（a）接续顺序（a）5101520253035401401611904.8290113669010.8340284900.7440369900.559094、2736905.8第四节井筒一、井筒用途、布置及装备主斜井担负矿井运煤及进风任务，同时做为矿井的安全出口。装备B=1000mm的胶带输送机和架空乘人器，设台阶、扶手。副斜井担负矿井辅助提升任务，同时做为矿井进风井。装备单钩串车，设台阶、扶手。专用回风立井担负矿井总回风兼安全出口，设梯子间。凡本次设计中未利用的井筒，均应按“六条标准”及时永久封闭。井筒特征详见表2-4-1，井筒断面详见图2-4-1、2-4-2、2-4-3、2-4-4。二、井壁结构各井筒表土松散层均采用混凝土支护，厚度均为500mm；主斜井及副斜井基岩段均采用混凝土支护，厚300mm；回风立井基岩段采用锚喷支护，厚100mm。第五95、节井底车场及硐室一、井底车场形式的确定副斜井主水平为平车场，辅助水平为甩车场，井筒一次做到主水平，车场形式简单，调车方便，工程量省，满足综采矿井辅助运输任务。井底车场内设高低道，空重车线分别为30m，采用调度绞车牵引矿车调车，车场通过能力能满足辅助运输的要求。二、井底车场硐室副斜井主水平井底平车场布置有中央变电所、水泵房和管子道、消防材料库及永久避难硐室等硐室。主副水仓总长80m，有效容量640m3，水仓采用调度绞车人工1t矿车的清理方式。各硐室除消防材料库采用锚网喷支护外，其它均采用混凝土支护。井底车场及硐室工程量见表2-5-1，井底车场及硐室见图2-5-1、2-5-2。在主井底4号煤层设有96、下卧式井底煤仓，净直径6.0m，高30m，有效容量594m3。在主井底9号煤层设有高抬式井底煤仓，净直径6.0m，高30m，有效容量594m3。副斜井辅助水平甩车场布置有4号煤层消防材料库、采区变电所等硐室。支护形式与9号煤层硐室支护形式相同。对于围岩破碎带的车场、硐室，采用套棚，锚索加强及钢筋混凝土的支护方式。山西岚县昌恒煤焦有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 第三章 大巷运输及设备第三章大巷运输及设备第一节运输方式的选择一、资源兼并重组后的运输方式1、煤炭运输本矿井兼并重组后产量大幅度提高，运输巷道布置减少了弯曲转折地段，以直线布置为主，为适应发展的需要提高机械化水平，减少人员及减轻劳动97、强度，本次设计煤炭运输推荐采用带式输送机运输煤炭，其理由如下：(1)井下煤炭运输全部采用带式输送机连续运输系统；(2)矿车运输装、卸载系统复杂，工程量大，运输能力小，用人多，效益差，事故率高；(3)带式输送机优点：、运输巷道允许稍有起伏不平的工况，适应多开煤巷少开岩巷的情况；、不需要设调度车场，系统简单，用人少；、采用多电机驱动单机功率小，电动机起动时对电网冲击较小；、煤炭、辅助运输互不干扰，可提高辅助运输的效率及速度；、能保证工作面的连续工作，提高机时利用率，提高产量降低成本；、安全性能好，据有关资料介绍，事故概率是矿车的6.4%；2、井下辅助运输鉴于本矿井采掘设备机械化装备水平高，矿井效率98、高，辅助运输仅运输支护材料和人员，辅助运输量较小，本着投资低，易于操作的原则，设计将各煤层顺槽辅助运输方式和大巷辅助运输方式均确定为无极绳连续牵引车牵引矿车运输。二、主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号轨道大巷采用矩形断面，净宽3.6m，净高3.0m，锚网索喷支护，分别沿4、9号煤层顶板掘进，铺设30kg/m单轨。胶带大巷采用矩形断面，净宽4.3m，净高3.0m，锚网索喷支护，分别沿4、9号煤层底板掘进，铺设1000mm胶带输送机和30kg/m单轨。回风大巷采用矩形断面，净宽4.0m，净高3.0m，锚网喷支护，分别沿4号和9号煤层顶板掘进。第二节矿车一、矿车本次设计根据矿井生产能力，煤层99、埋藏条件选用1t固定式矿车、2t材料车和2t平板车，配备油脂专用车、重型平板车等。二、各类矿车的数量矿井达产时各类矿车规格特征及数量见表3-2-1、表3-2-2。达产时各类矿车规格特征表表3-2-1 矿车名称矿车型号容积(m3)名义载重(t)外形尺寸(mm)轨距(mm)轴距(mm)自重(kg)长宽高固定式矿车MGC1.16A1.1120008801150600550610材料车MLC26120008801150600600494平板车MPC2612000880410600750482重型平板车特制203460130036460011002000油脂专用车MYC1.1-61.1240010501100、190600905达产时各类矿车数量表表3-2-2 矿车名称矿车型号矿车数量 (辆)备注生产备用合计固定式矿车MGC6A4010502t材料车MLC2682102t平板车MPC2610515重型平板车20t特制8210油脂专用车MYC1.1-6112第三节运输设备选型井下煤炭运输采用胶带输送机的运输方式，辅助运输采用无极绳连续牵引车牵引矿车的运输方式。一、煤炭运输煤流方向：采区工作面的煤通过设于运输顺槽的带式输送到达运输大巷，然后通过带式输送送机到达4#煤层的井底煤仓。(一)运输大巷带式输送机1、设计依据带式输送机运量：Q700t/h；带式输送机水平长度：Lh423m；垂高：H=-30m煤的松101、散容重：950kg/m3；带宽：B1000mm2、带式输送机选型计算(1)圆周驱动力的计算托辊运行阻力系数：动力运行时f=0.03；制动运行时f=0.012传动滚筒摩擦系数：0.25；承载托辊直径=108mm，L=380mm回程托辊直径=108mm，L=1150mm采用35槽角承载托辊间距01.2m；回程托辊间距u3.0m；清扫器设置：2个弹簧，2个空段。带速：v2.5m/s；初选带强：PVG680S物料重量：qG=77.8kg/m每米胶带重量：qB=13.3kg/m上托辊每米长转动部分重量：qR010.175kg/m下托辊每米长转动部分重量：qRu3.48kg/m系数：c=1.25。满载时：102、主要阻力：FHfLgqR0+ qRu+(2qB+qG)cos5858N倾斜阻力：Fst=qGgH=-230419N所需传动滚筒所需圆周驱动力：FuFH+Fst=-17182N空载时：主要阻力：FHfLgqR0+ qRu+(2qB+qG)cos8997N倾斜阻力：Fst=qGgH=0N主要特种阻力：Fs1=F+FGL=CoL(qB+qG)gcossin+=1198N附加特种阻力：Fs2=n3Fr+Fn3AP3+BK23500N所需传动滚筒所需圆周驱动力：FuFH+ Fs1+ Fs2+Fst=15944N(2)电动机计算轴功率：PAFuV/1000=43kW驱动电机功率：PM1.5PA64kW选用103、YB2-280M-4(90KW，660V)电动机(3)张力计算、按垂度条件(重载)承载分支 F承mina0(qB+qG)g/8(h/a)adm=13388(N)回程分支 F回min(aUqBg)/8(h/a)adm=4888(N)、按不打滑条件按不打滑条件F2(S2)minFUmax/(e-1)=KaFU/(e-1)最大圆周驱动力：Fumax=1.5FU=58161NF2min=Fumax/(e-1)=25774N(围包角190)根据以上条件，各点的特性力:S1=40160NS2=22978NS3=19872NS4=19872N、验算打滑、胶带安全系数单传动滚筒驱动围包角AS1/S2=1.75104、12 ，选用PVG整体带芯输送带， 680Sm=16.9满足要求。3、选型结果(1)输送机： DTL100/70/90整体带芯带式输送机：带宽B=1000mm，带速V=2.5m/s，输送机水平长LH=423m，运量Q=700t/h。驱动方式为尾部单滚筒单电机驱动，驱动滚筒为800mm的胶面滚筒。尾部液压张紧。(2)输送带：整体带芯阻燃抗静电胶带，B=1000mm，PVG680/1(3)电动机：YB2-280M-4电动机（660V，90KW） 1台(4)减速器：B3SH09i=25 1台(5)偶合器：YOXFZ500 1个(6)制动器：BYWZ5-400/80 1个(7)拉紧装置：ZY-100 105、1套4、胶带机电控系统采用PLC控制系统，控制带式输送机的起停；设带式输送机的软制动装置；设带式输送机防跑偏、打滑、断带、纵撕、溜槽堵塞、沿线急停、驱动滚筒温度保护、烟雾、洒水等各种安全保护装置及信号系统。二、井下辅助运输(一)4号煤层轨道大巷无极绳连续牵引车选用SQ-60/55型无极绳连续牵引车。1、计算依据(1)轨道巷水平长L=600m，最大倾角=4；(2)提升方式：无极绳连续牵引车；(3)提升最重件:液压支架重量Q=18t；(4)提升容器：采用20t型重型平板车，自重QC=2000kg，每钩提1辆。(5)运行速度：重载V=1m/s，空载V=1.67m/s。2、设备选型(1)钢丝绳选择选2106、0NAT619S+FC 1570 ZZ 207 144钢丝绳。(2)电动机功率计算=23599N式中：GO梭车重量，3.0t；G1最大载重，18+2.0=20t；max运行线路最大坡度，4；钢丝绳摩擦阻力系数，0.2；qR单位长度钢丝绳重量，1.44kg/m；L运输距离，600m；g重力加速度，9.81。电动机轴功率计算=38.3kW式中：V牵引时速度，取慢速1.0m/s； 绞车传动效率，0.8。选用的SQ-60/55型无极绳连续牵引车,绞车功率55kW。(3)钢丝绳强度验算、钢丝绳张力计算式中： n摩擦力备用系数，取n=1.2；钢丝绳与驱动轮间的摩擦系数，取=0.14；钢丝绳在驱动轮上的总围107、抱角，=7；S1=1368N S4=24967N、安全系数校核式中：n钢丝绳安全系数；QZ钢丝绳破断拉力总和；Smax钢丝绳最大张力，考虑到加配重前钢丝绳已经收紧，钢丝绳理论值(S4)增加10kN。N=7.1钢丝绳许用安全系数为：n=5-0.001LE=4.4式中LE由绞车至尾轮的钢丝绳长度。根据煤矿安全规程中规定，安全系数不得小于3.5，同时，nn，两者比较取大值。选用20NAT619S+FC 1570 ZZ 207型钢丝绳满足安全要求。山西岚县昌恒煤焦有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 第四章 采区布置及装备第四章采区布置及装备第一节采煤方法一、煤层赋存条件、煤质及储量1、煤层赋存条件井108、田内赋存有4、9号两层可采煤层，自上而下赋存条件叙述如下：4号煤层位于山西组底部，井田西南部有出露，下距本组标识层k4砂岩05.50m，平均1.46m。煤层厚度3.608.22m，平均5.41m；结构复杂，含03层夹矸，一般3层；除西南部山西组受剥蚀而使煤层不赋存或变薄外，其它地区发育且稳定可采，顶板岩性多为砂质泥岩，底板岩性为粉细砂岩或泥岩。9号煤层位于太原组下部，上距4号煤层底66.6283.60m，平均75.41m，煤层厚度7.5212.17m，平均9.66m，含05层夹矸，全井田发育，属稳定型煤层。顶板为石灰岩或泥灰岩，底板为粉砂岩或砂质泥岩。2、煤质本井田4号煤为特低灰分低灰分，低硫109、分、特高热值之1/3焦煤。可作炼焦用煤，也可做动力及化工用煤。9号煤为特低灰-低灰、中低硫-中高硫、高热值特高热值之气煤和1/3焦煤。可作炼焦用煤，也可做动力及化工用煤。二、采煤方法与采煤工艺1、采煤方法的选择根据地质条件、煤层储存情况、工作面生产能力、开采技术条件以及通风安全、矿井生产能力、回收率及现在国家政策的要求等因素，4号和9号煤层均应采用综采放顶煤的采煤工艺，走向(倾向)长壁采煤的方法。2、煤层冒放性、可放性分析及放顶煤安全措施综放工作面顶煤的回收率是煤层冒放性、可放性的综合反映，顶煤的冒放性、可放性由煤层顶板结构、煤层赋有条件、物理力学性质、层理节理发育等各项开采技术条件综合确定的110、。(1)开采深度综采放顶煤开采，顶煤冒放形性随开采深度的增加而提高。本矿4号煤层开采深度200m左右，9号煤层开采深度300m左右，本矿开采深度适宜放顶煤开采。(2)煤层厚度及煤的硬度放顶煤煤层厚度58m为宜，为国内放顶煤产量较高煤层最佳厚度。一般过厚顶煤其上部难以达到充分松动，顶煤冒放性随煤层厚度增大而减弱，其最大临界值12.5-16m。4号煤层厚度3.60-8.22m，平均5.41m；9号煤层厚度7.52-12.17m，平均9.66m。该矿4、9号煤层厚度适宜放顶煤。煤层硬度是影响顶煤冒放性的关键因素，中硬煤层为圆拱式冒落，椭柱体放出，顶煤垮落角67，放出率73.1%；硬煤为拱桥式冒落，抛111、物体放出，垮落角55，煤放出率13.4%。本矿4、9号煤均属中硬煤层，完全可以冒落下来保证较好的顶煤放出率。(3)煤层夹矸层对顶煤冒放性的影响夹矸层厚度越大，顶板对顶煤的破坏性越小，当夹矸在0.1m以下时，对顶煤冒放性影响不大，顶煤中夹矸单层厚度一般不大于0.3m。4号煤层夹矸03层，夹矸厚度一般为0.2-0.3m，夹矸岩性多为高岭岩、炭质泥岩和砂质泥岩，硬度比较小，难以形成台阶形悬煤或大块煤堵塞放煤口，只要选择合适采放比，4号煤层的夹矸对顶煤开采影响不大。9号煤层含夹矸0-5层，岩性以高岭质泥岩为主，其次为砂质泥岩和泥岩，硬度比较小，难以形成台阶形悬煤或大块煤堵塞放煤口，因此9号煤层复杂的夹112、矸对顶煤开采影响不大。(4)煤层节理裂隙发育程度对顶煤冒放性的影响根据岚县详查勘探报告，井田内4号煤以暗煤为主，亮煤次之，夹镜煤条带，弱玻璃光泽，阶梯状断口，内生裂隙较发育，条痕色为褐色，宏观煤岩类型多半暗型，少数半亮型。9号煤以亮煤为主，暗煤为辅，具镜煤条带，玻璃光泽，贝壳状阶梯状断口。条带结构，块状构造，内生裂隙发育，常见黄铁矿薄膜，条痕色为深褐色，宏观煤岩类型为半亮型，个别光亮型。(5)顶板条件对顶煤冒放性影响影响顶煤冒放性的顶板包括煤层直接顶和老顶两部分，直接顶对顶煤压裂无直接影响，但直接顶能随采随冒能直接充满采空区以防老顶冲击来压，并促使顶煤放出。4号煤层直接顶为砂质泥岩，属中等冒落113、顶板，因此直接顶能够冒落，在这样顶板条件下顶煤是可以放出的。(6)经计算，开采4号煤层时的导水裂隙带高度为67.27m，只有井田西部会沟通地表水。但这层岩层富水性弱，且地面无地表水，故可以采用放顶煤的采煤方法。3、放顶煤的安全措施(1)防止煤尘措施、通风排尘：煤尘产生后，为了防止聚集和进一步扩散，恶化劳动环境，采用通风方法将粉尘排去，以冲淡粉尘浓度，使其达到卫生标准。、湿式除尘：它是利用水或其它液体使煤层湿润或与尘粒相接触而分离捕集煤尘。当前防灭尘主要方法有以下几种：煤层注水：向煤层内注水，使煤层预先湿润，防止在回采生产过程中产生煤尘。这是减少尘源的根本措施。洒水和喷雾灭尘：在放煤口采用强力喷114、雾器，开启3min后，降尘率可达80%以上；采煤机采用截齿水装置，与一般外喷雾相比，能减少50%的煤尘。、净化水幕：在采煤割煤或放煤时产生的煤尘量一般可达50-70mg/m3，远不能达到规程所规定的卫生标准(10mg/m3)。为此可将含尘量浓度高的空气，经过净化水幕后再排出。、减少煤尘的产生：选用扬尘较少的低位放煤液压支架。、个人防护：工人应该使用各种类型的防尘风罩，防尘口罩，防尘帽或防尘呼吸器等，以使佩带者能呼吸净化后的清洁空气，保护自身的健康。(2)防止自然发火措施绝大多数厚煤层有自然发火倾向，放顶煤开采不可避免地要在采空区中遗留较多的松散煤，发生自燃的危险性较大。为了避免发生放顶煤工作面115、的自燃火灾，防火安全措施主要包括以下几个方面：、应查清开采系统中存在的漏风地点及风阻和压差分布情况。在综采放顶煤工作面投产前，对开采系统存在的有关旧巷和老火区的密闭等情况调查清楚。检测和判断出漏风地点、方向和漏风量。查清通风系统中风阻及压差分布情况，以便采取措施，消除隐患地点和制定防灾害措施。、严格储量管理制度，尽量减少因放煤不当而在采空区过多遗弃顶煤。、及时封堵与采空区相通的巷道。受采动影响地面出现塌陷坑及裂隙时，应及时回填；且须经常观察，发现再次塌陷，需再次回填，直至稳定为止；充填物以黄土为宜，有时需向巷道两帮压裂的煤柱喷射一层50-60mm混凝土密封层，以防漏风。、黄泥灌浆：一般在地面建116、立黄泥灌浆站及灌浆系统。在工作面后方30m外处，每隔20-50m打扇形眼，进行采后预防性灌浆。除灌注黄泥浆外，必要时加配5-10%的阻化剂。这样可使采空区空隙得到充实，有效地减少漏风，并消除采区发火残迹。、阻化剂防火：采用氯化镁或氯化钙等阻化剂，喷洒在煤体上能侵入煤的节理的裂隙，吸附于煤的表面上，形成一个稳定的抗氧化保护膜，隔绝与空气中氧的接触，降低在低温下氧化活性。从而起阻止自然发火作用。一般阻化剂浓度为20-25，每吨浮煤消耗阻化剂为3.7-4.6kg，洒注方法可用BW-150型压力泵加压，通过高压胶管或注液喷头(长为2m以上)向采空区或液压支架后方喷洒、注入。(3)防止瓦斯措施由于综采放117、顶煤采区采出煤量多和采空区空间大沼气涌出量和积存量相对也大。因此，加强通风和沼气的管理工作是十分重要的，具体措施如下：、合理通风，保证风量。首先应使通风系统合理，减少风流中的沼气含量，消除串联通风，尽量减少风门，使进、回风巷道断面一致和保持畅通，并不得随意堆放杂物，保证风流和风量稳定，还要控制风量，既使沼气不超限，又避免风量过大，给防尘和防火带来不利影响。、减少工作面的风阻，降低其两端压差，抑制采空区内沼气大量涌出。为此，应适当增大通风断面，以使工作面的通风阻力减小。、增加局部工作面正压，减少采区负压，使采区局部沼气涌出减少。在胶带巷内设风机一台，或设压风管，向沼气积聚处直接送风，使局部形成正118、压，由此，使采空区侧的沼气量降到0.6%，支架缝处也消除了积存现象。、加强监测手段，严格防止沼气事故。在放顶煤过程中，沼气突然超限，时有发生。为此，在沼气涌出量最大的地点，应设置报警和断电仪。、掌握规律，加强生产技术管理。应注意了解该采煤方法的沼气涌出量，如大气压的变化，气压降低时采空区内的沼气溢出量增大；放煤量大，沼气涌出量也大。因此，应注意进行均匀放煤。此外，采空区侧沼气溢出量大于煤帮的涌出量，所以，要重视对采空区侧的沼气进行监测。(4)预防水灾及地面塌陷的措施放顶煤开采一次采出厚度大，必然使上覆岩层的沉降、移动参数(包括充分采动范围、岩层及地表下沉、水平移动、斜率、曲率、水平变形等)有较119、大变化。、预防水灾。必须对煤层上部的富含水层、已采煤层或小窑采区可能的积水调查清楚，采取预先放水等措施防止开采时工作面突然涌水以及可能伴之而来的有害气体涌入工作面；同时，必须对充分采动区高度或导水裂隙可能发展的高度作充分估计，判断其与地表水系联系的可能性，并作出地面堵水、引水、排水的安全措施，防止地表水进入井下引起水灾。、预防地面塌陷的影响。考虑到一次采厚增加而引起激烈的岩层移动，对地表建筑物的破坏应有充分估计，在山区要特别考虑可能引起山崩灾害的影响。3、采煤工艺与机械配备设计首采工作长度为150m，采用一采一放的循环方式，采煤工作面选用ZFS5200/19/28型放顶煤液压支架支护顶板；选用120、MG160/375-W型采煤机完成落煤、装煤工作；选用SGZ-630/220型刮板输送机运煤。、工艺过程：下端头进刀上行割煤装煤移架移前溜上端头进刀下行割煤装煤移前溜放顶煤移后溜。采煤机采用上下端头斜切进刀，进刀长度25m左右，移架滞后采煤机后滚筒3-5m，追机作业，滞后移架10-15m推移前部输送机，输送机弯曲长度不小于15m，推移步距0.6m。采煤机下行割煤完成后再放顶煤以免两工序相互影响。放煤在工作面处于最小控顶距的条件下进行。放煤方式为单轮间隔低位放煤。当矸石量占放出物的1/3时即停止放煤，遇到大块煤不易放出时，反复伸缩插板，小幅度上下摆动尾梁，使底煤破碎后顺利放出。放完顶煤后，滞后支121、架10-15m推移后部输送机，弯曲段长度不小于15m。、采煤机的割煤方式采煤机双向割煤，往返两刀的割煤方式。其生产工艺过程为：双向割煤方式的主要特点是：采煤机沿工作面前后滚筒同时割煤，上行、下行割煤厚度2.5m，并同时完成推移输送机、支架等一个采煤循环的全过程。采煤机沿工作面上下行割煤，装煤完成一个采煤循环。、采煤机的进刀方式端部斜切式进刀法如图所示。其进刀过程为：当采煤机割煤至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起，然后沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直到采煤机机身进输送机直线段为止，这时采煤机已向煤壁推进了一个截深；然后将输送122、机移直，再调换两滚筒的上、下位置；采煤机重新返回割煤至输送机机头处；再次调换上、下滚筒位置，采煤机沿工作面向右正常割煤，直到工作另一端。向下运行一个机长将前滚筒放下，然后向下割煤装煤直至下顺槽。(2)工作制度采煤工作面工作制度为“四.六”制，每天三班生产，一班检修。(3)采区及工作面回采率根据煤炭工业矿井设计规范规定，4号煤层为厚煤层，采区回采率为75%。按设计矿井的机采回采率为95%，放顶煤的回采率为80%，整个工作面回采率为86%。采区回采率为76%，满足规定的要求。三、工作面“三机”及顺槽设备选型1、采煤机工作面年产量900kt/a，年工作日330天，日产量为2727t/d。采煤机的选择123、应与工作面生产能力相适应，可用采煤机的平均割煤速度作为基本参数计算，对于端头斜切进刀，单向割煤，采煤机的平均落煤能力可用下式计算：Qm式中：Qm采煤机落煤能力，t/h；A工作面日产量，2727t/d；B采煤机滚筒截深，0.63m；C工作面回收率，取95%；L工作面长度，150m; Ls刮板输送机弯曲段长度，35m；Lm采煤机两滚筒中心距，取10m；K采煤机日开机率，根据经验取45%；H采煤机割煤高，2.5m(3.2m)；Hf放顶煤厚度，平均取2.91m(6.46m)；Lf工作面顶煤长度，140m；Cf放顶煤回收率，取80%；煤的容重，1.42t/m3；Td采煤机反向时间，取5min。Qm423124、7t/hQm9168t/h根据采煤机的平均落煤能力计算采煤机的平均割煤速度，公式如下：VC式中：Vc采煤机平均割煤速度，m/min，其它参数意义同前；Vc41.77m/minVc90.98m/min在采煤过程中，采煤机实际落煤量和割煤速度是一个随机值，因此，采煤机的最大割煤速度较平均割煤速度应有一定的富裕量。采煤机的最大割煤速度：VmaxKVc式中：K采煤机不均衡系数，取1.5；Vmax41.51.772.66m/minVmax91.50.981.47m/min采煤机的最大割煤能力：Qmax460BHVmax600.632.51.422.66357t/hVmax9600.633.21.421.125、47252t/h采煤机截割功率：N60BHVmaxHw式中：N采煤机截割功率，KW；Hw采煤机能耗指数，取0.75kwh/m3N4=600.632.52.660.75=189kwN9=600.633.21.470.75=133kw根据以上计算，考虑煤层的硬度、夹矸情况，4号煤层采煤机的型号选用MG160/375-W液压牵引采煤机，9号煤层采煤机的型号为MG200/490-W，其技术特征见下表：采煤机主要技术特征型 号采高(m)牵引机构截割机构电动机质量(t)牵引力(T)速度(m/min)牵引方式滚筒直径(mm)截深(mm)卧底量(mm)型号功率(KW)电压(V)MG160/375-W1.6/3126、.0217.56电16006302081602+55114026MG200/490-W2.2/4.1510KN0-7.1电16006302602002+90114046工作面日推进度为：S式中：S工作面日进度，m；Q工作面日产量，2727t/d；L工作面长度，150m；M工作面平均采高，取5.41m； 煤的容重，1.42t/m3； c工作面回采率，取93%；S工作面循环进尺为0.63m，日循环数n为：n=取工作面日循环数为6个，工作面日进度3.78m，年进度为1247m。2、刮板输送机对于综放采煤工作面，前、后刮板输送机应考虑工作面的采放比，并与工作面采煤装备相配套。前刮板输送机：前刮板输送机127、的运输能力应不低于采煤机的最大割煤能力，故前刮板输送机的运输能力为：QqQmax=357t/h后刮板输送机：前、后刮板输送机之间的配套主要取决于采煤工作面的采放比。4号煤层的平均厚度为5.41m，采煤机的切割高度一般不低于2.5m，放顶煤的高度为2.91m左右，采放高度比为1：1.16。9号煤层的平均厚度为9.66m，采煤机的切割高度一般不低于3.2m，放顶煤的高度为6.46m左右，采放高度比为1：2.02。后刮板输送机的运输能力应与放煤能力相适应，根据采放平行作业的要求，工作面平均放顶煤速度为：式中：Vf工作面平均放顶煤速度，m/min；Lf工作面放顶煤区段长度，140m；L工作面的长度，1128、50m；LS刮板输送机变曲段长度，35m；Lm采煤机两滚筒中心距，取10m；td采煤机的反向时间，取5.0min；tdt工作面端头作业时间，取30.0min；t1工作面放顶煤辅助工序时间，取30.0min；VC采煤机最大割煤速度，2.66m/min（1.47m/min）。则：=1.38m/min（0.82m/min）工作面平均放顶煤能力为：Qf=60HfBCf(1+Cg)Vf式中：Qf工作面平均放顶煤能力，t/h；Hf放顶煤高度，2.91m（6.46m）；B采煤机滚筒截深，0.63m；Cf放顶煤的回收率，取80%；煤的容重，1.42t/m3；Cg放顶煤的含矸率，取8%；Vf工作面平均放顶煤速度129、，1.38（0.82m/min）。则：Qf4=602.910.630.81.42(1+0.08)1.38=186(t/h)Qf9=246(t/h)后刮板输送机能力为：QhKfKyQf式中：Qf工作面平均放顶煤能力，t/h；Kf工作面放顶煤不均匀系数，取1.35；Ky运输方向及倾角修正系数，取1.2。Qh1.351.2186=301t/h(399t/h)根据以上计算，考虑设备的结构强度及维修和备件管理，4号煤层和9号煤层的工作面前后刮板机均选用SGZ-630/220型，运输能力为450t/h，电机功率为2110kW；另外，在设备订货时应考虑在前刮板输送机的前侧加装铲煤板，以便把底板的浮煤铲入刮板130、输送机中，避免浮煤积聚，影响运输机的移动和损坏零部件，以提高刮板输送机运行的可靠性。其技术特征见下表：刮板输送机技术特征型 号设计长度(m)输送量(t/h)刮板链速(m/s)电动机中部槽型号功率(KW)电压等级(V)长宽高(mm)SGZ-630/2201504501.0YBS-1102110660/114015006302403、转载机和破碎机考虑采煤机割煤不均衡性，转载机和破碎机的能力按下式确定：Q式中：Qm采煤机平均落煤能力，237t/h；km采煤机割煤速度不均衡系数，取1.5; Q=356t/h根据以上计算，并考虑我国目前高产高效工作面的实际情况及国内采煤机的制造和供应水平，对工作面的转131、载机和破碎机选型如下：转载机选用SZB-730/75型刮板转载机，输送能力630t/h，电机功率75kW；破碎机选用PCM110型锤式破碎机，破碎能力1000t/h，电机功率110kW；其技术特征见下表：刮板转载机技术特征型 号长度(m)输送能力(t/h)刮板链速(m/s)机头尺寸爬坡性能中部槽长宽高电动机行走方式高度(mm)宽度(mm)爬坡角度()爬坡长度(mm)爬坡高度(mm)型号功率(kW)电压(V)SZB-730/75256301.331600153010650016001500730190DSB-75751140骑带破碎机技术特征型 号破碎能力(t/h)最大输入块度(mm)最大输出块132、度(mm)电动机功率(kW)煤流间隙调整范围(mm)外形尺寸长宽高(mm)破碎机总重(t)使用范围PCM110100070070030011015035045602025180812.674、支护设备液压支架本矿井首采的4号煤层，直接顶板的岩性为砂质泥岩。顶板易管理，该顶板属于级2类，按照缓倾斜煤层采煤工作面顶板分类（MT554-1996）对支护的有关规定，以及其它矿相似条件的高产高效放顶煤工作面的经验，结合国内外支架发展现状，确定采用支撑掩护式液压支架。4号煤层为综采放顶煤开采，其中采煤机割煤高度2.5m，设计确定支架的最大采高应在2.7m以上，最小高度以满足运输要求为宜。根据目前国内综放工133、作面观测结果，支架承受的压力一般不大于分层开采时顶分层的压力，而且基本顶来压也有所降低，两者基本相差不大。支架支护强度的计算：(1)根据回归经验公式：qH=9.768KM0.212式中：qH支护强度，Pa；K备用系数,1.3；M煤层最大高度，取8.22m(4号煤层最大厚度)，12.17m(9号煤层最大厚度)；2顶板岩石容重，取29kN/m3。qH4 =9.768KM0.212=9.7681.38.220.2129=573Pa=0.57(MPa)qH9 =9.7681.312.170.2129=622Pa=0.622(MPa)根据实测数据回归计算4号煤层放顶煤支架的支护强度为0.57MPa,9号134、煤层放顶煤支架的支护强度为0.622MPa。(2)按估算法确定支架支护强度支架支护强度按下列计算g=Kd(g冒+g顶)式中：g支架支护强度，kN/m2；Kd动载系数，取1.5；g冒冒落带自重应力，g冒=r1h；M工作面采高，4号煤层取2.5m，9号煤层取3.2m；岩石初期碎胀系数，1.25；r1上覆岩层容重，28880N/m3；g冒=10(12.8)28880=288800(369664)N/m3；g顶顶煤自重应力，g顶=Mdr2=2.91(8.97)1.4210009.8=40496(124827)N/m2；Md放顶煤厚度，4号煤层为2.91m，9号煤层为8.97m；g4=1.5(28880135、0+40496)=493944N/m2=0.49MPag9=1.5(369664+124827)=741737N/m2=0.74MPa根据估算法计算4号煤层支架支护强度为0.49MPa，9号煤层支架支护强度为0.74MPa。通过上述两种方法计算，取其最大者4号煤层为0.57MPa，9号煤层为0.74MPa，即要求所选液压支架支护强度4号煤层应不低于0.57MPa的顶板荷载，9号煤层不低于0.74MPa。支架的工作阻力P1：P1=Qh(L+C)A=4446KN(5994KN)式中：qH0.57MPa、0.74MPa；L支架顶梁长为4.4m和4.6m；C梁端距为0.6+0.2=0.8mA支架中心距136、为1.5m；支架的初撑力P2：P2=0.75P1=3335KN(4496KN)根据支架支护强度的计算及上面的论述，借鉴国内外经验，设计4号煤层选用低位放顶煤液压支架，型号为ZFS5200/19/28，其支护强度为0.68MPa0.57MPa；9号煤层选用ZFS6200/18/35型低位放顶煤液压支架，其支护强度为0.86MPa0.74MPa符合要求，也能适应4号煤层和9号煤层最大厚度时顶板载荷对支架阻力的要求。技术特征见下表：支撑掩护式液压支架技术特征型 号支架性能推移千斤顶高度(m)中心距(m)工作阻力(KN)初撑力(KN)支架强度(Mpa)对底比压(Mpa)长宽(m)重量(t)型式行程(m137、m)推输送机力(KN)拉架力(KN)ZFS5200/19/281.9-2.81.5520044230.682.15.21.4318框架700200453ZTF6500/19/321.9-3.21.5650052100.722.25.21.4318框架700200453ZFS6200/18/351.8-3.51.5620052320.861.925框架800400525同时端头各配2组端头支架，工作面上下端头是设备较多的地方，又是工作面两个必不可少的安全出口，为了提高顶煤的回收率，设计选用了两组ZTF6500/19/32型端头支架。运输顺槽、回风顺槽两侧20m内超前支护为DZ31-200/100138、型单体支柱配DFB4000型金属顶梁，每米二架，一梁三柱进行支护。5、乳化液泵为与选液压支架相适应，选GRB315/31.5型乳化液泵二个，配RX315/25型乳化液箱一个组成泵站。其额定压力315Mpa，额定流量315L/min，能满足和采煤机牵引速度相配套的液压支架移架速度。其技术特征见下表。乳化液泵站技术特征型 号额定压力（Mpa）额定流量(L/min)电动机泵总成尺寸长宽高(mm)泵总成质量(kg)乳化液泵箱功率（KW）电压（V）转速(r/min)型 号容积(l)GRB315/31.531.5315200114014703210123512704800RX315/2525006、喷雾泵139、根据所选采煤机配套喷雾泵站要求水压5.5Mpa，流量250L/min，故选XPB250/5.5型喷雾泵一台，与功率30kW，XPB型过滤器组件配套组成泵站，其技术特征见下表。喷雾泵站技术特征型号公称压力(Mpa)公称流量(L/min)电动机外形尺寸长宽高(mm)质量(kg)备注功率(KW)转速（r/min）电压(V)XPB250/5.55.525030147066016807807501100四、采煤工作面作业方式及主要技术参数采煤工作面采用“四六”制作业方式，三班生产，一班准备。根据所选设备生产能力，结合国内高产高效矿井工作面长度，确定4号煤层工作面长度150m，采用端部斜切进刀，双向割煤，140、截深取0.63m，日进6刀，日进度3.78m，正规循环率75%，年进度936m。五、采区及工作面回采率据煤炭工业矿井设计规范，4号煤层为厚煤层，采区回采率为75%，工作面回采率为：采煤取95%，放顶煤取80%。第二节采区布置一、移交生产和达到设计能力时的采区数目，工作面生产能力计算1、矿井移交生产及达到生产能力时在4号煤层布置1个综放一次采全高工作面，工作面长度为150m，采高2.50m，放高2.91m，采放比1：1.16。配两个综掘工作面，采掘比为1：2。2、采煤工作面生产能力核定工作面生产能力按下式进行核算AILMC10-3式中：A工作面生产能力，kt/a；I工作面长度，设计采煤工作面长1141、50m；放顶煤工作面长140m；L工作面年推进度，L3300.63675%936m；M4号煤采高2.50m，放高2.91m； 4号煤的容重，1.42t/m3；C工作面回采率，机采95%，放煤80%。则采煤工作面的生产能力核定为：A机1502.509361.420.9510-347万t/aA放1402.919361.420.810-343万t/aA采A机+ A放47+43=90万t/a掘进煤量按回采煤量的10%计算：A掘A采10%905%4.5万t/a矿井设计生产能力核算为：AA采+掘90+4.5=94.5万t/a经计算矿井生产能力为94.5万t/a，满足矿井设计生产能力90万t/a的要求，并少142、有富裕。二、采区巷道布置4号煤属自燃煤层，为生产管理方便，按矿井工程的实际，按三巷制。设计有运输、轨道、回风三条大巷，大巷之间间距30m。运输、轨道大巷均沿4号煤层底板掘进，回风大巷沿4号煤层顶板掘进，矩形断面，采用锚网索喷支护。顺槽也沿4号煤层掘进，也是矩形断面，采用锚杆、锚网支护。适当的扩大巷道和顺槽断面尺寸，降低风阻，减小负压，提高矿井的通风效率；同时增加掘进工作面的作业空间，有利于施工速度的加快，保证矿井正常的采掘接续工作。采区巷道布置及机械配备见图4-2-1。1、采区下山各系统简述运输系统：工作面 刮板运输机 运输顺槽 胶带机运输大巷胶带机井底煤仓 胶带机 主斜井胶带机 地面。辅助运143、输系统：副斜井串车 井底车场绞车矿车轨道大巷 调度绞车 顺槽通风系统：副斜井（主斜井）井底车场轨道大巷（运输大巷）运输顺槽工作面回风顺槽回风大巷回风立井。排水系统：工作面 自流 顺槽小水泵轨道大巷自流 主水仓、主泵房水泵 管子道副斜井地面。达产时采煤工作面特征见表4-2-1。达产时采煤工作面特征表表 4-2-1采区工作面编号工作面装备平均采(放)高(m)工作面长度(m)年进度(m)年生产能力(万t/a)4014101综合机械化采高2.50m，放高2.91m15099896.7第三节巷道掘进及井巷工程量一、巷道掘进与支护形式矿井水平运输、轨道、回风大巷与顺槽均按矩形断面设计，推广使用先进的锚喷支144、护方式，依据巷道断面的围岩状况，根据断面的大小和煤岩类别，灵活的采用锚喷、锚网、锚索及加钢带的不同形式予以支护，并喷射砼100mm，封闭煤层，防止煤层风化(顺槽巷道不喷砼)。如遇破碎岩石地带则改用石墙钢梁支护，钢梁上方采用砼背板全封闭。要适当扩大巷道断面，降低风阻，减少负压，提高通风效率，提高施工速度，保证矿井采掘工序正常接替，确保矿井持续稳定生产。其中运输大巷净宽4.3m，净高3.0m，净断面积12.9m2，采用锚网索喷支护；轨道大巷净宽3.6m，净高3.0m，净断面积10.8m2，采用锚网索喷支护；回风大巷净宽4.0m，净高3.0m，净断面积12.0m2，采用锚网索喷支护。运输顺槽净宽4.145、3m，净高3.0m，净断面积12.9m2，采用锚网、锚杆支护；回风顺槽净宽4.0m，净高3.0m，净断面积12 m2，采用锚网、锚杆支护。二、主要掘进设备的选择为保证工作面的正常衔接，掘进工作面配备两个综掘工作面。综掘工作面配套设备有EBJ-132型掘进机，DSP80/40胶带输送机，MYT-120C锚杆机，MFB-100A发爆器，ZPG型混凝土喷射机，FD-1-No6B局部扇风机，JD-40型调度绞车、SCF-6型除尘风机等。掘进机技术特征见下表。掘进机技术特征型号技术特征切割硬度(Mpa)适应断面(m2)工作电压(V)总功率(kW)切割电机功率(kW)行走速度(m/min)机重(t)外形尺146、寸(AMH)（m）EBJ-132708-18660/11402051350-638.88.922.831.48鉴于矿井煤尘有爆炸性，相应还选取了注水泵、注水钻、喷雾泵等煤层注水、除尘、防尘、灭尘等综合防尘措施，保证矿井安全生产的配套设备。以上设备详见采掘设备配备表4-3-1、4-3-2。三、井巷工程量矿井达到设计移交标准时，总工程量为9009m，万吨掘进率为100.1m/万吨，掘进体积124565m3,万吨掘进体积为1384.1m3/万吨，与同类矿井相比技术指标较为先进。 井巷工程量汇总见表4-3-3。 山西岚县昌恒煤焦有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 第五章 通风与安全第五章通风与安全第147、一节概况一、瓦斯2006年山西安全监督管理局晋安监煤字2006327号文“关于吕梁市岚县地方国营候家岩煤矿等五对生产矿井2006年度瓦斯等级鉴定的批复”，该矿4号煤层2006年度瓦斯相对涌出量5.28m3/t，绝对涌出量1.10m3/min，二氧化碳相对涌出量6.24 m3/t，绝对涌出量1.30 m3/min，属低瓦斯矿井。本矿目前开采9号煤层，2010年吕梁市煤炭工业局文件吕煤安字2010110号文之“关于全市2009年度30万吨以下矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复（部分）”，该矿2009年相对涌出量2.43m3/t，绝对涌出量1.51m3/min，二氧化碳相对涌出量2.43m3148、/t，绝对涌出量1.34m3/min，属低瓦斯矿井。但随着开采深度的延深，采空面积的最大，矿井瓦斯涌出量有可能增高，由此应加强通风，特别是防止矿井瓦斯局部聚集，确保安全。据一般情况，瓦斯含量随煤层埋深的增加而增高，在构造破碎带、采空区瓦斯易局部聚集，因此必须按照煤矿安全规程，认真进行瓦斯含量监测监控，并做好通风工作，防范瓦斯事故发生。预测矿井达到设计生产能力后矿井瓦斯和二氧化碳涌出量计算如下：(一)4号煤层瓦斯涌出量计算1、根据山西省安全监督管理局晋安监煤字2006327号文核准，原昌恒煤业有限公司矿井瓦斯相对涌出量5.28m3/t，本次设计暂以该数据为设计依据，来计算当矿井达产时，4号煤层的149、瓦斯绝对涌出量。2、瓦斯绝对涌出量Q绝=Aq相/2460=27275.28/2460=10m3/min式中：q绝瓦斯绝对涌出量；A矿井日产量；q相矿井瓦斯相对涌出量。3、二氧化碳相对涌出量根据山西省安全监督管理局晋安监煤字2006327号文核准，原昌恒煤业有限公司矿井二氧化碳相对涌出量6.24m3/t，本次设计暂以该数据为设计依据，来计算当矿井达产时， 4号煤层的二氧化碳绝对涌出量。4、二氧化碳绝对涌出量qco2绝=Aq相/2460=27276.24/2460=11.8m3/min式中：qco2绝二氧化碳绝对涌出量；A矿井日产量；q相矿井二氧化碳相对涌出量。(二)9号煤层瓦斯涌出量计算1、瓦斯150、相对涌出量根据吕梁市煤炭工业局吕煤安字2010110号文核准，原昌恒煤业有限公司瓦斯相对涌出量2.43m3/t，本次设计暂以该数据为设计依据，来计算当矿井达产时，9号煤层的瓦斯绝对涌出量。2、瓦斯绝对涌出量q绝=Aq相/2460=27272.43/2460=4.6m3/min式中：q绝瓦斯绝对涌出量；A矿井日产量；q相矿井瓦斯相对涌出量。3、二氧化碳相对涌出量根据吕梁市煤炭工业局吕煤安字2010110号文核准，原昌恒煤业有限公司矿井二氧化碳相对涌出量2.43m3/t，本次设计暂以该数据为设计依据，来计算当矿井达产时， 9号煤层的二氧化碳绝对涌出量。4、二氧化碳绝对涌出量qco2绝=Aq相/24151、60=27272.43/2460=4.6m3/min式中：qco2绝二氧化碳绝对涌出量；A矿井日产量；q相矿井二氧化碳相对涌出量。故本次设计qCH4取10m3/min，qCO2取11.8m3/min。二、煤尘依据山西省煤炭工业局综合测试中心和山西煤矿设备安全技术检测中心进行的煤尘爆炸性、煤层自燃倾向性测试，9号煤层火焰长度400 mm，抑制爆炸用岩粉量70%，9号煤层煤尘有爆炸性。经测试：4号煤层火焰长度400 mm，抑制爆炸用岩粉量70%，煤尘有爆炸性。煤尘及自燃倾向性测试表矿井名称煤层号煤尘爆炸性自燃倾向性测试单位火焰长度mm加岩粉量%有无爆炸性吸氧量cm3/g自燃等级倾向性质昌恒煤焦有限152、公司440070有0.64自燃山西煤矿设备安全技术检测中心940070有0.67自燃山西省煤炭工业局综合测试中心三、煤的自燃倾向性依据山西省煤炭综合测试中心出具的煤尘爆炸性、煤层自燃倾向性检测报告，测试结果：4煤层吸氧量0.64 cm3/g；自燃倾向性等级级；属自燃煤层。9煤层吸氧量0.67cm3/g，自燃倾向性等级级，属自燃煤层。井田开采4、9号煤层，已有多年，目前未发现井下或地面堆煤自燃现象。井下无火区。四、地温、地压井田内无地温地压测试资料，根据矿方多年观测，井下温度一般为14左右，冬季略低，未发现地温异常现象，为地温正常区。第二节矿井通风一、矿井通风方式及通风系统矿井通风方式为边界式，153、采用机械风机抽出式通风。工作面采用单进、单回的U型通风系统。二、风井数目、位置、服务范围根据开拓布置，位于井田北部边界处的矿井工业场地布置有主斜井、副斜井和回风立井，而在原昌恒煤业有限公司工业场地处布置有后期安全出口，服务年限22.7a。详见通风系统图5-2-1、5-2-2。三、掘进和硐室通风掘进工作面采用局部扇风机压入式独立通风。依据煤矿保安规程，采区变电所采用独立通风。其它硐室可采用新鲜风串联通风。四、矿井风量、负压和等积孔 1、矿井风量计算(根据煤矿通风能力核定标准AQ1056-2008)(1)按井下同时工作的最多人数计算：Q=4NK=41261.30=655.2(m3/min)式中：Q154、 矿井总风量，m3/min； N 交接班时井下同时工作最多人数，人； K 风量备用系数K取1.30。(2)矿井需要风量按各采掘工作面、硐室及其他用风巷道等用风地点分别进行计算，包括按规定配备的备用工作面需要风量，现有通风系统应保证各用风地点稳定可靠供风。Qra（Qcf+Qhf+Qur+Qsc+Qrl）Kaq式中：Qra矿井需要风量，m3/min；Qcf采煤工作面实际所需风量，m3/min；Qhf掘进工作面实际所需风量，m3/min；Qur硐室实际所需风量，m3/min；Qsc备用工作面实际所需风量，m3/min；Qrl其它用风巷道所需风量，m3/min；Kaq矿井通风需风系数（抽出式Kaq取1155、.15-1.20，压入式Kaq取1.25-1.30）。(3)采煤工作面实际所需风量的计算、每个采煤工作面实际需要风量，应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别进行计算，然后取其中最大值。、按气象条件计算Qcf6070%cfScfKchKclQ4采600.71.015.01.21.2907.2m3/min式中：cf采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表1中选取，m/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，m2； S415.0m2；Kch采煤工作面采高调整系数，具体取值见表2；2、4号煤层均取1.0；Kcl采156、煤工作面长度调整系数，具体取值见表3；2号煤取1.2，4号煤取1.4；70%有效通风断面系数；60为单位换算产生的系数。采煤工作面进风流气温与对应风速表1采煤工作面进风流气温/（）采煤工作面风速/（ms-1）201.020-231.0-1.523-261.5-1.8 Kch采煤工作面采高调整系数表2采高/m2.5及放顶煤面系数/（Kch）1.01.11.2 Kcl采煤工作面长度调整系数表3采煤工作面长度/m长度风量调整系数（Kcl）150.815-800.8-0.980-1201.0120-1501.1150-1801.21801.30-1.40、按照瓦斯涌出量计算Qcf100qcgKcgQ4157、采1007.51.61200m3/min式中：qcg采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。取4号煤层矿井瓦斯绝对涌出量10m3/min，回采工作面按75%计算，即取7.5m3/min；Kcg采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数；取kcg=1.6。100按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。、按工作人员数量验算Qcf4NcfQ4采=440=160m3/min1200m3/min满足要求。式中：Ncf采煤工作面同时工作的最多人数，人； 4每人需风量，m3/min。、按风速进行验算a、验算最小风量Qcf600.25ScbScb=lcbhcf70%600.25(6.158、42.50.7)=168m3/min1200m3/min满足要求。b、验算最大风量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Qcf604.0ScsScs=lCShcf70%604(5.82.50.7)=2436m3/min1200m3/min满足要求。式中：Scb采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；lcb采煤工作面最大控顶距，6.4m；hcf采煤工作面实际采高，2.5m；Scs采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；lcs采煤工作面最小控顶距，5.8m； 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。备用工作面实际需要159、风量，应满足瓦斯、二氧化碳、气象条件等规定计算的风量，且最少不应低于采煤工作面实际需要风量的50%。4号煤层备用工作面Q4备120050%600m3/min。采煤工作面总配风量：Q4采1200+600=1800m3/min(4)掘进工作面实际所需风量的计算、每个掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和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。、按照瓦斯涌出量计算Qhf100qhgKhgQ4掘1001.52.0300m3/min式中：qhg掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。取总涌出量的15%，即1015%=1.5160、m3/min；Khg掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，khg=2.0。100按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。、按局部通风机实际吸风量计算有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷QhfQafI+600.25ShdQ4掘4001+600.2512.9=593.5m3/min式中：Qaf局部通风机实际吸风量，m3/min；综掘面配FD-1-6B型局部通风机，吸风量取最大值400m3/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。4161、号煤取12.9m2。、按工作人员数量验算Qaf4NhfQ4掘=420=80m3/min593.5m3/min满足要求。式中：Nhf掘进工作面同时工作的最多人数，人。 、按风速进行验算a、验算最小风量有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷Qaf600.25Shb600.2512.9=193.5m3/min593.5m3/min满足要求。b、验算最大风量Qaf604.0Shf60412.9=3096m3/min593.5m3/min满足要求。式中：Shf掘进工作面巷道的净断面积，m2。4号煤为12.9m2。掘进工作面总配风量（考虑一个停掘不停风的掘进面）：Q4掘593.531780.5m3/min(5)162、硐室需要风量计算、各个独立通风硐室的需要风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算。、机电硐室需要风量计算Q4采变120m3/minQ4硐120m3/min(6)其他用风巷道实际需要风量计算、其他用风巷道的需要风量，应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采用其最大值。、按瓦斯涌出量计算Qrl=133qrgKrgQ4空1331.01.3172.9m3/min其中：qrg其他用风巷道平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；取总涌出量的10%，即1010=1m3/min；Krg其他用风巷道瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.2-1.3；本次计算取1.3；133其他用风巷道中风流瓦斯浓度不超过0.75%所换算的常163、数。(7)矿井需风量4号煤层需风量：Q4总（Q4采+Q4掘+Q4硐+Q4其它）1.2（1800+1780.5+240+172.9）1.24792.08m3/min79.868m3/s，取80m3/s风量分配表序号用风地点数量计算用风量（m3/s）分配用风量（m3/s）备注1采煤工作面120242备用工作面110123掘进工作面339.893124采区变电所1245其它2.8846合计80主斜井进风30m3/s，副斜井进风50m3/s，回风立井回风80m3/s。(8)各煤层总回风巷瓦斯浓度验算0.7%，符合规程要求。式中：q矿井瓦斯绝对涌出量10m3/minQ矿井总配风量。2、矿井负压计算矿井通164、风负压采用下式计算：h=LPQ2/S3+h局式中：h矿井通风总阻力，mmH2O；井巷摩擦阻力系数，kgs/m4；L井巷长度，m；P井巷净断面周长，m；S井巷净断面面积，m2；Q通过井巷的风量，m3/s；h局局部阻力，h局=15%h，mmH2O。设计选择矿井通风容易时期及困难时期两条风路分别进行负压计算。达到设计产量时，矿井最小负压665.67Pa，最大负压2001.24Pa。详见负压计算表5-2-1、5-2-2。3、矿井等积孔计算根据公式：计算等积孔式中：A等积孔，m2； Q矿井总风量，m3/s； h矿井负压，Pa。经计算，通风容易时期等积孔为3.69m2，通风困难时期等积孔为2.13m2，矿165、井通风属小阻力矿井，通风难易程度属容易。五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施1、通风设施设计采用的通风设施有风门、调节风门、风墙、风桥和风帘等。其结构及设置简述如下：(1)风门分为常闭、常开两种，木制。常闭风门设在进、回风巷之间，用于隔断风流和便于行人、检修等；常开风门用于反风，安设在采煤工作面顺槽、掘进巷道入口附近，当工作面需要进行反风时将其关闭，并相应打开常闭风门。主要进、回风巷之间需要使用的每个联络巷，必须安设2道联锁的正向风门和2道反向风门。(2)调节风门调节风门一般木制而成，用于调节通过巷道的风流大小，安设在独立通风硐室的回风通道、大巷、工作面顺槽等需要调节风流的巷道中。(3)风墙166、分为永久风墙和临时风墙两种，用于隔绝风流。永久风墙用实心混凝土块或砖块砌成，砂浆抹缝，在井风巷一侧墙面抹砂浆，主要设在大巷和进、回风巷之间的横贯中。临时风墙用空心混凝土块或砖城砌成，不需砂浆抹缝，但要在进风流巷一侧墙面抹砂浆，也可用塑料苯板喷化学凝胶制成，主要设在综采工作面进风和回风顺槽之间的横贯和掘进工作面巷道等措施巷中。若风墙中部去掉混凝土块，安上门，其构筑物称为人行门，人行门向进风侧开启。(4)风桥主要用于进、回风巷相交处，回风巷从进风巷上方过时形成风桥，进风风流不泄露。当均为进风巷的胶带顺槽和辅助运输大巷相交时，也要设置风桥，但此时为运输要求，风桥上方巷道采用锚喷支护，下方巷道两侧墙为167、混凝土浇筑，其顶部为配有工字钢梁的或槽钢的混凝土板，为防止漏风，在混凝土板上方填0.5-1.0m 厚的黄土。对于服务时间不长，上方巷道仅作回风使用的风桥，其下方的巷道两壁可用空心混凝土块砌成，壁面抹砂浆，顶部覆盖经防腐处理后的波纹薄钢板。(5)风帘采用不燃性材料制作，主要设在掘进工作面有关巷道，用于疏导风流。2、防止漏风和降低风阻的措施为了使矿井涌风系统稳定可靠，保证风流按拟定路线流动，根据开拓布置和井下用风的要求，在必要地点设置通风构筑物，并要求加强管理和维护，以确保矿井安全生产。(1)对不允许风流通过，也不需要行人、行车的进、回风巷道之间的联络巷道，要设置永久挡风墙。(2)对采空区及废弃巷168、道要及时封闭，并应经常检查密闭效果。(3)在行人或行车而不允许风流通过的巷道中，应设置风门，并对风门进行遥控和集中监视。为避免风门开启时风流短路，在同一巷道内应设置两道风门，并禁止两道风门同时打开。(4)为防止矿井在反风时风流短路，在主要风路之间的风门应增设二道反向风门。(5)主要进、回风巷道、砌壁或锚喷表面应尽量平整光滑，并保持巷道整洁，不乱堆放杂物，以降低巷道风阻和减少局部阻力。(6)对于损坏或变形较大的巷道要及时修复，清除堵塞巷道，以保证通过的有效风量和减少通风阻力。(7)通风设施要完备，对于不合格的地方要及时修补更换，以防风流短路等不良后果发生。(8)设置专职人员对矿井通风系统和通风设169、施按时进行检查和维修。(9)建立完整的通风系统管理制度。第三节灾害预防及安全装备一、预防瓦斯和煤尘爆炸的措施1、预防瓦斯爆炸的措施本矿井虽然为低瓦斯矿井，但为保证矿井安全生产，生产过程中还是应加强瓦斯监测，杜绝瓦斯事故。预防瓦斯爆炸的根本措施是防止瓦斯的积聚和引燃，矿井投产后，应建立严格的通风管理制度，特别应注意以下措施：(1)建立完善的矿井通风系统矿井有完善的通风系统，井下各用风地点及有瓦斯涌出的地点均按规定配有足够的风量和适宜的风速，以冲淡和排除井下涌出的瓦斯。(2)加强采掘工作面通风设计根据掘进工作面瓦斯涌出量及通风距离，每个掘进工作面配备了2台可自动切换的局部通风机，以保证工作面用风量170、，降低掘进工作面粉尘浓度，满足掘进用风要求。(3)瓦斯监测设计在井下按规定要求安设瓦斯传感器，用监测采掘工作面、回风巷道、主扇风硐内瓦斯浓度。(4)严格执行瓦斯检查制度，特别是在巷道过构造时更应加强监测，防止瓦斯超限。(5)对废巷、停工、停风的盲巷及采空区要及时封闭。(6)随时监测工作面上隅角、采空区边界、采煤机和掘进机附近、胶带机头附近工作面刮板输送机机头附近、顶板冒落空洞内、低风速巷道顶板附近等处的瓦斯浓度，及时处理这些地点积聚的瓦斯，防止浓度超限。(7)巷道揭露煤层时，要按照煤矿安全规程采取必要的瓦斯预防措施。(8)采煤机割煤时，如遇夹石或切割顶底板时，在开机前应测定工作面瓦斯浓度，使之171、不超过煤矿安全规程允许值，以免切割岩石时发生的火花引起瓦斯爆炸。(9)严禁将易燃物品和点火工具带入井下，禁止在井下及井口房使用明火。(10)井下掘进工作面浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动。(11)井下掘进工作面的局部通风机和电气设备都必须装有风、电闭锁装置。(12)井下爆破器材的使用及操作工艺必须遵守煤矿安全规程的有关规定。(13)采掘工作面位置发生变化时，应及时调整通风系统，增加必要的通风系统。2、预防煤尘爆炸的措施根据山西省煤炭工业局综合测试中心的鉴定报告，本矿煤尘有爆炸危险性，因此矿井在开拓和生产期间必须采取有效措施，预防煤尘爆炸危险。一般172、来说，井下煤尘主要是采煤和掘进煤巷时产生的，另外在各煤仓下口装载点，胶带输送机转载处，以及井下煤炭运输过程中也会产生扬尘。对于本矿来说，为防止煤尘爆炸和爆炸后范围进一步扩大，要求采取“预防为主”的综合防尘措施，简述如下：(1)采煤工作面进行煤层预注水，使煤体保持湿润，以减少开采时的煤尘飞扬。设计为井下回采工作面配备有煤层注水钻机和煤层注水泵。为使注水能充分渗透煤层，且避免与回采工作面相互干扰，需超前工作面50-100m进行。注水钻选用MYZ-200型钻机，电机功率18.5kW。(2)采煤机采用内外喷雾系统，用电钻打眼也用湿式打眼、放炮喷雾等措施，并在各掘进工作面配备湿式除尘风机，预防粉尘产生。173、(3)采掘工作面、运煤转载处、煤仓上口等易产生粉尘的地点设置喷雾降尘装置，并同时设置粉尘探头，以控制其扬尘，降低粉尘浓度。(4)在采煤工作面回风顺槽、回风大巷、总回风巷及胶带输送机大巷中设置风速传感器，监测各巷道风速，严格控制风速超限。(5)经常检测风流中的粉尘含量，定期清扫和冲洗巷道周壁，防止粉尘过量积聚或飞扬。(6)采区回风巷、掘进巷道、主要回风大巷都必须安装风流净化水幕，水幕雾化要好，能封闭全断面。(7)按规定设置隔爆设施，隔爆水棚的设置地点、数量、水量及安装质量都必须符合规定要求，预防爆炸范围扩散。(8)在综掘工作面配套除尘风机。二、预防井下火灾的措施矿井火灾分为内因火灾和外因火灾。由174、于煤炭氧化自燃而产生的火灾属矿井内因火灾，由于井下放炮、电流短路、摩擦及其它明火等引起的火灾属外因火灾。根据山西省煤炭工业局综合测试中心检测，4号煤层的自燃倾向等级为级，属于自燃类煤层。9号煤层的自燃倾向性等级为级，属自燃煤层。因此在矿井生产过程中，一定要提高防火意识，务必采取防范措施，防止火灾发生。井下火灾危害要采取“预防为主，消防并举”的基本原则，具体措施如下：(一)内因火灾防治措施1、对采空区进行黄泥灌浆1)采空区灌浆本次设计在地面工业场地设简易灌浆站，为全矿灌浆服务，灌浆方法采用随采随灌，即随采煤工作面推进的同时向采空区灌注泥浆。在灌浆工作中，灌浆与回采保持有适当距离（约10m），以免175、泥浆影响回采工作。灌浆站做法：主井口附近建两个灌浆池，池深1.8 m，直径2m，一侧设500 mm500 mm1800mm下液泵坑，池四周采用MU100机砖M75砂浆砌筑，墙体厚度370mm，池内壁采用3mm的钢板制作7575角钢护角。2)灌浆方法采用埋管灌浆法，在放顶前沿回风巷在采空区预先铺好灌浆管(一般预埋58m钢管)，预埋管一端通采空区，一端接胶管，胶管长一般为2030m，灌浆随工作面的推进，用回柱绞车逐渐牵引灌浆管，牵引一定距离灌一次浆，要求工作面采空区能灌到足够的泥浆。在灌浆区下部进行采掘时，要对上部灌浆区进行探放，探放积存浆水措施同探放水措施。3)灌浆参数的选择(1)工作制度：与矿176、井工作制度相匹配，但需注意以下原则：灌浆工作是与回采工作紧密配合进行。设计灌浆为三班灌浆，每天灌浆时间为10h，若矿井自燃发火严重，且所需灌浆的工作面较多，宜采用四班灌浆，每天灌浆时间为15h。(2)灌浆所需土量日灌浆所需土量按下式计算：Q土=KG/V煤式中：Q土日灌浆所需土量，m3/d；G 矿井日产量，根据设计，日产量为2727t；V煤煤的容重，根据地质报告，4号煤层容重为1.42t/m3;K灌浆系数，为灌浆材料的固体体积与需要灌浆的采空区容积之比，参照大同局的经验，取0.1。则：Q土=0.12727/1.42=192（t）(3)日灌浆所需实际开采土量Q=Q土式中：Q日灌浆所需实际开采土量，177、m3/d；取土系数（考虑土壤含一定杂质和开采，运输过程中的损失）；取1.1。Q=Q土=1.1192=211.2（t）(4)灌浆泥水比的确定灌浆泥水比应根据泥浆的输送距离，煤层倾角，灌浆方式及灌浆材料和季节等因素通过试验确定，参照大同局经验，一般情况下为1：3，冬季时为l：4。(5)每日制泥浆用水量每日制泥浆用水量按下式计算：Q水1=Q式中：Q水1制备泥浆用水量，m3/d：泥水比的倒数，取3。则：Q水1=211.23=633.6（m3/d）(6)每日灌浆用水量每日灌浆用水量按下式计算：Q水2=K水Q水l式中：Q水2灌浆用水量，m3/d：K水用于冲洗管路防止堵塞的水量备用系数，取1.1。则：Q水2178、=1.1633.6=697(m3/d)(7)每日灌浆量Q浆1=(Q水1+Q土)M式中：Q浆1日灌浆量，m3/d：M泥浆制成率，取0.93其余符号同前。则：Q浆1=(633.6+192)0.93=767.8（m3/d）4)对灌浆材料的要求(1)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。(2)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。(3)不含有可燃物5)制浆的主要设备见下表,黄泥灌浆池布置现场图见下图： 黄泥灌浆设179、备一览表序号设备名称设备型号单位数量1水 泵ZBA-6B台22泥浆搅拌机自制台23管路（无缝钢管）DN803米160044寸胶管DN100m2005下液式泥浆泵台26供水管（软管）30米2002、井下移动式阻化剂的灭火系统：(1)阻化剂选择阻化剂的选取必须不污染井下空气，不腐蚀井下机械、设备。材料的选取要来源广泛，货源充足，购买方便，价格便宜，阻化率高，阻化寿命长。配制容易，井下使用操作方便，工艺过程简单。选取工业氯化钙（CaCl2H2O）为阻燃剂，浓度20%，阻化率70%。(2)喷洒或雾化工艺采用井下移动式喷洒雾化系统，该系统应设有专用溶液箱（一般为3-5m3）和注液泵，溶液箱内阻化剂溶液由180、注液泵压至上下顺槽、开采线和停采线煤柱，向回采工作面进行喷洒或向采空区送入雾化阻化剂，工艺流程框图如下：注液泵工作面上下顺槽上下顺槽口煤壁喷枪雾化器喷雾泵喷枪工作面阻化剂贮液箱钢管采空区(3)设备选型见表5-4-1。 阻化剂喷洒压注雾化配套设备表表5-4-1序号设备、配件名称技术特征及型号单位数量备注1钻机MYZ-200 18.5KW台1回采配备2阻化剂喷射泵WJ-24，压力2-3Mpa 22KW台2煤帮压注用3封孔器YPA-120个24无缝钢管与泵配套m505胶管与喷枪配套m806闸阀JBH-160个47喷枪QWF-3，工作压力3Mpa只28高压泵XRB-50/125 压力12.5Mpa台2181、采空区喷雾用9雾化器单系统型个210过滤器GL-1型 50目个211高压干管25mmm1012高压支管13mmm2013储液箱2m3个214压力表15Mpa个215流量仪1m3/h个2(4)阻化气雾日喷洒量Vk1k2drLhl/RV4=1.20.020.21.421505.413.78/0.8524.6m3/d式中：V日喷雾量，m3/d；k1喷雾加量系数，k11.2；k2每吨遗煤喷洒气雾量，阻化剂浓度为20%时，k2为0.02m3/t；d工作面采空区丢煤率，%；一般取0.20；r煤的实体容重，r4=1.42t/m3；L工作面长度，L4150m；h工作面采高，h4=5.41m；l工作面日进度，l182、43.78m；R气雾转化率，85%；4号煤采空区喷雾阻化剂日用量24.6m3。(5)阻化剂喷洒方法喷洒阻化剂在放煤班进行，主要是在运输和回风顺槽煤柱侧喷洒，工作面底板如有踏煤工作面应喷洒阻化剂。如底板没有踏煤，工作面浮煤应在移架之前全部清理干净，这样可以在工作面不喷洒。顶煤放完之后，可使用喷枪向采空区注液或喷雾。3、氮气防灭火技术应用氮气防灭火技术防治矿井自燃火灾，是世界主要产煤国家公认的行之有效的技术措施。向采空区及遗煤带注入氮气，使其渗入到采空区冒落区、裂隙带及遗煤带，降低这些区域的氧含量，形成氮气惰化带，可达到抑制采空区自燃，同时还能防止瓦斯爆炸事故的发生。1)氮气防灭火的作用和特点(1183、)氮气可以充满任何开形状的空间并将氧气排挤出去，使采空区深部及其顶板高冒处因氧气含量不足而使遗煤不能氧化自燃；(2)注氮过程中，采空区经常保持正压状态，致使新鲜空气难以漏入，有利于控制采空区遗煤自燃；(3)注入氮气后，可使采空区内和采空区周围介质的温度降低，起到冷却降温作用；(4)在瓦斯和火共存的爆炸危险区内注入氮气能抑制火区内可燃气体爆炸，提高灭火作业的安全性；(5)工艺简单，不污染环境；(6)氮气防灭火存在的主要问题是在矿井负压作用下，如果采空区漏风严重，则注入的氮气不易留存，易随漏风流向采面或邻近采空区；加上氮气本身虽然无毒，但具有窒息性，对人体有害，因此需与均压和其他堵漏风措施配合应用184、，使氮气泄露量控制在最低限度。2)注氮的要求(1)氮气源稳定可靠；(2)注入的氮气浓度不小于97%；(3)至少有一套专用的氮气输送管路及其附属安全设施；(4)有能连续不断地监测采空区气体成分变化的监测系统；(5)有固定或移动的温度观测站(点)和监测手段；(6)有专人定期进行监测、分析和整理有关记录，发现问题及时报告处理等规章制度。3)氮气的制取氮气是空气中的主要成分，是一种取之不尽、用之不竭的气体。加上它具有无毒、无臭和易于与空气相混和等优良特性，所以是一种理想的防灭火惰性气体。目前基本制取方法有深冷空分、变压吸附和膜分离三种工艺技术。4)注氮系统地面固定式和地面移动式制氮设备生产的氮气，经井185、上、下输氮管路送达采空区内。该系统制氮设备产氮能力大，但需专门铺设一趟输氮管路。井下移动式制氮设备安置于距需要防火的就近处，经供电、供水、管路连接，即可开机生产氮气，经输氮管送达防火区内。该系统不需铺设专用输氮管路，但制氮设备产氮能力较小。本矿设置移动制氮系统。5)注氮参数计算注氮防灭火惰化指标(1)注氮防火惰化，即注氮后采空区内氧气浓度不得大于7%；(2)注氮灭火惰化，即火区内氧气浓度不大于3%；(3)注氮抑制瓦斯爆炸，其采空区氧气浓度指标小于12%。由于开采煤层为容易自燃煤层，采空区防火惰化指标取7%，灭火惰化指标取3%。6)注氮量计算确定注氮量主要根据防灭火区的空间大小及自燃程度确定，目186、前尚无统一的计算方式，这里按产量进行计算，其实质是在单位时间内注氮充满采煤所形成的空间，使氧气浓度降到防灭火惰化指标以下：采煤工作面采空区注氮总量：Q4Z=1502.510002.50.7=656250m3式中：Qz总注氮量，m3； W惰化带宽度，W4=150m； H惰化带高度，H4=2.5m； L惰化带长度，取1000m； K1采空区气体置换系数，取2-3； K2采空区松散系数，0.5-0.9。间歇式注氮的日注氮量： Q4n=1.21502.52.50.70.8=630m3式中：Qn间歇式注氮时日注氮量，m3； b 工作面日推进度，b4=3.78m； L工作面长度，L4=150m； H采高，187、H4=2.5m；K1采空区气体置换系数，取2-3； K2采空区冒落矸石松散系数，取0.5-0.9； K3工作面推进速度校正系数，取0.8如果注氮强度按550m3/h计算，4号煤层每日注氮时间为1.2小时。7)注氮方式和防灭火方法(1)注氮方式注氮方式分为开放式注氮和封闭式注氮。开放式注氮对正在开采的采空区进行注氮；封闭式注氮对已封闭的采空区或火区进行注氮。在不影响工作面的正常生产和人身安全时，可采用开放式注氮。火灾及其火灾隐患影响工作面的正常生产，或突然性外因火灾，或瓦斯积聚区域达到爆炸界限时，可采用封闭式注氮。(2)注氮防灭火方法连续性注氮工作面开采初期和停采撤架期间，或因地质原因，或因机电188、设备原因造成工作面推进缓慢，宜采用连续性注氮。间断性注氮工作面正常回采期间，可采用间断性注氮。本矿自然发火危险主要来自生产工作面后部采空区，因此，正常生产条件下注氮方式采用开放式注氮，注氮方法采用间断性注氮，当推进缓慢时改用连续性注氮。(3)注氮工艺根据该矿实际情况，选用埋管注氮工艺，即在工作面的进风顺槽沿采空区埋设一趟管路，其中第一个氮气释放口设在开切眼。当第一个释放口埋入采空区30m后开始注氮，同时埋入第二趟注氮管路(注氮管口的移动步距暂时选定为30m，可通过实际注氮效果考察进行修正)。当第二趟注氮管口埋入采空区30m后向采空区注氮，同时停止第一趟管路注氮，并又重新埋设注氮管路，如此循环，189、直至工作面采完为止。如果发现注氮压力异常或管路堵死，必须立即倒换管路。(4)注氮设备选型及管路铺设根据该矿的具体情况4号煤层选2台井下移动式制氮设备，参数如下：制氮机位置选择既要力争离注氮地点距离最近，以减少管路铺设的长度和工程量，又要相对固定，不对工作面的生产、运输造成影响。因此综合考虑，制氮机位置选在4101工作面运输顺槽与轨道大巷联络巷内。主注氮管路总长度为2500m。注氮强度取q=550m3/h，选定主管路管径为100mm。注氮支管从距工作面30m处主管接入，并进入工作面采空区。支管路管径采用50mm。注氧设备见表5-4-2。注氮防灭火技术所用仪器设备表5-4-2名称型号数量参考厂家矿190、用移动式制氮机MD-6002台4号煤层2台输氮主管路108钢管21250m输氮支管路50钢管21000m4、建立安全监测、监控系统根据煤矿安全规程的规定，必须有能连续监测采空区气体成分变化的监测系统。束管监测技术是目前比较成熟的安全监测技术，可以在地面连续遥测井下发火处的O2、CO、CO2及CH4四种气体，监测地点多达24处，是氮气、阻化剂防灭火不可缺少的辅助系统，设计选用ASZ-2型束管监测系统。(二)外因火灾预防措施1、按煤矿安全规程有关规定设置井下消防材料库，按规定配备消防列车、灭火材料与器材。2、井下主要机电设置硐室设置防火门或防火栅栏两及门。3、禁止一切人员携带烟草和点火工具下井，井191、下及井口房内一般不准进行焊接作业，如必须进行，应按煤矿安全规程的有关规定进行。4、正确选择和合理使用电气设备，加强维护，保证输电线路完好，设备正常运转，防止发生事故。5、采用阻燃和防静电胶带、不易燃电缆、风筒和不燃液。在胶带机头和主要机电硐室设火灾报警和灭火装置。各胶带输送机巷和辅助运输大巷均铺设消防管路，每隔一定距离设有消防水龙头。三、井下水灾预防1、奥灰水防治措施井田内奥灰水位标高1130m左右，4、9号煤层底板均有大部区域低于1130m，奥灰岩溶地下水对煤层的开采影响较大。突水系数计算：TS-突水系数P-水头压力（4号煤层最低底板标高890m，9号煤层最低底板标高820m ，对应奥灰岩顶192、面标高约755m，对应水头压力值375m水柱=3.68MP）M-等效泥岩隔水层厚度（4号煤层约140m，9号煤层65m）经计算：4号煤层TS突水系数最大为0.0263；小于有构造情况下临界突水系数0.06，根据相关规程：井田范围内4号煤层带压开采区均属带压安全区。9号煤层TS突水系数最大为0.0566。小于等于有构造情况下临界突水系数0.06，根据相关规程：井田范围内9号煤层带压开采区均属带压安全区。2、采空区积水防治措施据调查，该矿以前采用仓房式采煤方法，煤柱留设较多，对煤炭资源浪费较大，回采率仅为25%左右，2004年以来随着采煤方法改革，回采工艺不断提高，回采率有了明显提高。经本次地质工193、作查明了：4号煤层采空积水区共四处，合计积水面积约61080m2，积水量约17000m3。 4号煤层采空积水区位于9号煤层采空区导水裂隙带内，对9号煤层开采有影响。本矿布置9号煤层9204工作面时，对临近采空区进行了探放水工作，查明其采空区内无积水，经本次工作查明：现矿井开采活动位于矿井下山采区，矿坑水疏排较为彻底，井田内9号煤层基本无采空积水区； 仅在低洼处有少量积水，对矿井开采无影响。4号煤层采空区积水量统计表煤层号积水区编号积水面积(m2)积水量(m3)备 注4304698000采空区积水估算公式：Q=SMK式中：S积水面积(m3)M煤层均厚(邻近钻孔m)K积水系数(0.20)回采率(2194、5%)1767260007474200054651000合计6108017000由于影响井下积水的因数较多，随着时间的推移，积水情况会有所变化，因此在生产过程中应加强采空区积水监控和探测工作，以防采空区积水影响矿井安全和生产。据生产矿井充水情况与井田水文地质条件来看，本矿矿井充水通道主要为井筒、断层及开采后形成的采空区导水裂隙带，其它因素居次。4号煤层顶板为砂质泥岩，根据顶板岩性，采用下列经验公式计算导水裂隙带高度：H=2010式中：H导水裂隙带高度m；M煤层厚度m。4号煤层最大厚度为8.22m，导水裂隙带最大高度为67.27m。9号煤层顶板为石灰岩，根据顶板岩性，采用下列经验公式计算其导水裂195、隙带高度：H=3010式中：H导水裂隙带高度m；M煤层厚度m。9号煤层最大厚度为12.17m，导水裂隙带最大高度为114.66m。由以上计算可知，在井田西部4、9号煤层采空区导水裂隙带可沟通基岩风化裂隙带地下水。9号煤层采空区导水裂隙带可沟通其上覆K2、K3、K4灰岩裂隙水和4号煤层采空区积水。另外，由于井田内钻孔较多，施工年代已久，封孔情况不清，应防备封闭不良的钻孔构成导水通道。在探放水过程中，采取探水-掘进-探水的循环方式，探水钻孔呈扇形布置，超前掘进工作面20m距离，坚持“有掘必探、先探后掘”的原则，还要在采空区、积水区、地质构造破坏区、井田边界留设足够的煤柱，严禁在各种隔水煤柱中进行采196、掘活动。再要及时清理井下水沟和水仓於碴，保证水沟通畅，水仓有足够容量，水泵有强的排水能力。防止采空积水的过程中，必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的防治水十六字方针确保安全生产。四、顶板事故的防治(一)掘进工作面冒顶事故的防治措施1、巷道尽可能布置在稳定的煤岩中。2、根据掘进巷道（煤）岩石性质，选择合理的支护形式。3、掘进头有空顶区和破碎带构造时，严禁空顶作业，应采取特殊支护措施，并且必须背严接顶。需要时，一是应挂网，防止漏空；二是用防倒器连接将支架连成一体，防止推垮。4、严格执行敲帮问顶制度、作业规程及操作规程的要求，支架质量及支护形式选择要合理。5、炮眼布置和装药量要合理，197、以防爆破崩倒支架。6、采用锚杆支护时，要合理确定锚杆的浓度及密度，必要时采用锚网联合支护。(二)采煤工作面冒顶事故的防治措施1、地质构造带附近局部冒顶的防治措施断层、向斜、背斜轴部，如果工作面与构造带轴线平行应斜交通过。(1)断层两侧加木垛，并尽可能迎着岩块可能下滑方向支架戗棚或戗柱。(2)加强破碎带的支护。2、上下出口附近局部冒顶的防治措施(1)工作面上下出口处要架设特种支架。(2)支架必须稳定性高、支撑力足够，以防老顶来压时摧垮支架。3、煤壁附近局部冒顶的防治措施(1)根据实际情况，工作面落煤后采用前探支架式及时支护。(2)工作面的支护形式要和顶板岩性相适应，如松软、破碎顶板应采用自移式支198、架。(3)严禁空顶作业。(三)其它措施：1、及时清理浮矸，加强临时支护密度。2、清理浮矸，尽量用手镐。五、井下安全监测系统及自救器配备1、井下安全监测系统为使井下生产安全、可靠，便于随时掌握井下环境状况，对井下工作环境、生产状况实现综合监测，依据煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范（AQ1029-2007），设计在井下设置KJ95N安全监测系统。该系统由地面计算机集中控制，井下监测仪器配置在以下地点：(1)在采煤机和煤巷掘进机上均安装机载式瓦斯断电仪，对瓦斯浓度进行监测，实现超限断电报警。(2)在所有的采煤、掘进工作面回风风流中设置瓦斯传感器，以监测工作面及回风顺槽中的瓦斯涌出情况，当瓦斯浓199、度超限时，切断工作面及回风顺槽中的机电设备电源。(3)在采煤工作面输送机顺槽、采区回风巷、回风大巷及胶带输送机大巷中设置风速传感器，监测各巷道的风速、风量，严格控制风速超限。(4)井下各风门处设置风门开关传感器，用于监测风门的开关状态。(5)在胶带输送机机头处和胶带输送机巷中设置烟雾和温度传感器，对胶带输送机进行监测，预防胶带输送机火灾事故发生。(6)采掘工作面、胶带输送机运煤转载点、煤仓上、下口等处设置粉尘传感器，并在胶带输送机运煤转载点、煤仓上、下口等处设置喷雾洒水传感器，以控制浓度和实现自动喷雾洒水降尘。(7)在地面主扇风硐内设置一套风压、风速和瓦斯传感器，连续监测全矿井的瓦斯浓度和风压200、。2、自救器配备为保障井下工人身体健康及生命安全，根据矿井通风安全装备标准，为井下工人每人配备一台自救器，并增加25%的备用量。六、矿山救护与消防1、矿山救护队矿井生产是地下作业，自然条件复杂，顶板、瓦斯、水、火等自然灾害都有可能发生。为保护矿井职工人身生命和国家、集体财产安全，发生事故后能及时抢救，使损失降低到最低限度，按煤矿安全规程、煤矿矿山救护工作暂行规定和煤矿救护规程规定，建立矿山救护队。本矿已与吕梁市军事化矿山救护大队签定救护协议，矿山救护队距矿约60km左右，间有二级公路相通，在本矿发生事故后不能保证在30分钟之内赶到矿井抢险救护。固本矿设救护中队，并配备相应的装备，才能保证矿井发201、生事故后的及时抢险救护。2、消防站地面消防矿井工业场地消防采用临时高压制，火灾按一次计，场地内设有日用消防水池，水池内贮存有一次火灾消防用水量。日用消防水泵房内设消防水泵，火灾时启动消防泵灭火。(1)矿山救护中队人员配备见表5-3-1、5-3-2。矿山救护中队人员配备表表5-3-1 队别类 别中队长副中队长工程技术人员合计矿山救护中队1214矿山救护小队人员配备表表5-3-2 队别类 别小队长副小队长队员合计矿山救护小队1179(2)矿山救护中队基本装备配备、矿山救护中队基本装备配备标准见表5-3-3。矿山救护中队基本装备配备标准表5-3-3 类别装备名称要求及说明单位数量运输通信矿山救护车辆202、3移动电话部3灾区电话套2程控电话部1引路线m1000个人防护4h氧气呼吸器台62h氧气呼吸器台6便携式自动苏生器台2压缩氧自救器个30隔热服套12灭火装置高倍数泡沫灭火机套1干粉灭火器8kg个20风障4m4m块2水枪个4水龙带直径63.5mmm400高压脉冲灭火装置12L储水瓶2支，35 L储水瓶1支套1检测仪器呼吸器校验仪台2氧气便携仪数字显示，带报警功能台2红外线测温仪台2红外线测距仪台1多种气体检测仪CH4、CO、O2等3种以上气体台1瓦斯检定器10%、100%各2台台4CO检定器台2风表机械中、 低速各1台，电子2台台4秒表块4干湿温度计支2温度计0-100支10矿山救护中队基本装备203、配备标准表5-3-3 类别装备名称要求及说明单位数量装备工具液压起重器套1液压剪把1防爆工具锤、斧、镐、鍬、钎等套2氧气充填泵台2氧气瓶40L个84h呼吸器备用1个/台个2h呼吸器，备用个10灾区指路器冷光管或灾区强光灯个10救生绳长30m，抗拉强度3000kg条1担架含2副负压多功能担架副4保温毯条3快速接管工具套2手表块10绝缘手套副3电工工具套1绘图工具套1工业冰箱台1瓦工工具套1灾区指路器支10设施演习巷道套1体能训练器械套1药剂泡沫药剂t1氢氧化钙t0.5、矿山救护小队基本装备矿山救护小队基本装备配备标准表5-3-4类别装备名称要求及说明单位数量通信器材灾区电话套1引路线m1000个204、人防护矿灯备用盏2氧气呼吸器2h、4h氧气呼吸器各一台台2自动苏生器台1紧急呼救器声音80dB个3灭火装置灭火器台2风障块1帆布水桶个2检测仪器呼吸器校验仪台2光学瓦斯检定器10%、100%各1台台2CO检定器检定管不少于30支台1氧气检定器便携式数字显示，带报警功能台1多功能气体检测仪检测CH4、CO、O2等台1矿用电子风表套1红外线测温仪支1装备工具氧气瓶2h、4h氧气瓶备用个4灾区指路器冷光管或灾区强光灯个10担架副1采气样工具包括球胆4个套2保温毯条1液压起重器或其重气垫套1刀锯把2铜顶斧把2两用锹把1小镐把1矿工斧把2起钉器把2瓦工工具套1电工工具套1皮尺10m个1卷尺2m个1钉子包205、内装钉子个1kg个2信号喇叭一套至少2个套1绝缘手套副2救生绳长30m，抗拉强度3000kg套1探险棍个1充气夹板副1急救箱个1记录本本2圆珠笔支2备件带个1注：急救箱内装止血带、夹板、酒精、碘酒、绷带、胶布、药棉、消炎药、手术刀、镊子、剪子、止痛药、中暑药、止泻药等。备件带内装保明片、防雾液、各种垫圈每件10个，其他氧气呼吸器易损件等。、矿山救护小队指战员个人基本配备装备见表5-3-5。矿山救护小队指战员个人基本配备装备表5-3-5 类别装备名称要求及说明单位数量个人防护氧气呼吸器4h台1自救器压缩氧台1战斗服带反光标志套1胶靴双1毛巾条1安全帽顶1矿灯盏1检测仪器温度计支1装备工具手套布手206、套、线手套各1副副2灯带条2背包装战斗服个1联络绳长2m根1氧气呼吸器工具套1粉笔支2七、井下安全避险“六大系统”安监总煤装2010146号文“国家安全监管总局国家煤矿安监局关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系统”的通知”要求：“建设完善煤矿井下监测监控、人员定位、紧急避险、压风自救、供水施救和通信联络等安全避险系统（简称安全避险“六大系统”），全面提升煤矿安全保障能力”，根据上述要求，建设完善安全避险“六大系统”如下：1、建设完善矿井监测监控系统。煤矿企业要按照煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范(AQ1029-2007)的要求，建设完善安全监控系统，实现对煤矿井下瓦斯、一氧化碳浓度、温度207、风速等的动态监控，为煤矿安全管理提供决策依据。要加强系统设备维护，定期进行调试、校正，及时升级、拓展系统功能和监控范围，确保设备性能完好，系统灵敏可靠。要健全完善规章制度和事故应急预案，明确值班、带班人员责任，矿井监测监控系统中心站实行24小时值班制度，当系统发出报警、断电、馈电异常信息时，能够迅速采取断电、撤人、停工等应急处置措施，充分发挥其安全避险的预警作用。设计按上述要求配备了“KJ95N矿用安全生产监控系统”，详见10章内容。2、建设完善煤矿井下人员定位系统。煤矿企业要按照煤矿井下作业人员管理系统使用规范（AQ1048-2007）的要求，建设完善井下人员定位系统，并做好系统维护和升级208、改造工作，保障系统安全可靠运行。所有入井人员要携带识别卡（或具备定位功能的无线通讯设备），确保能够实时掌握井下各个作业区域人员的动态分布及变化情况。要进一步建立健全制度，发挥人员定位系统在定员管理和应急救援中的作用。本次设计安装1套KJ153型矿井人员考勤定位系统。可满足上述要求，详见10章内容。3、建设完善矿井压风自救系统。煤矿企业要在按照煤矿安全规程要求建立压风系统的基础上，按照所有采掘作业地点在灾变期间能够提供压风供气的要求，进一步建设完善压风自救系统。空气压缩机应设置在地面；井下压风管路要采取保护措施，防止灾变破坏。矿井掘进工作面要安设压风管路，并设置供气阀门。地面空压机房位于副井工业209、场地。选用了2台SA-200A型螺杆式空气压缩机，冷却方式为风冷，其中1台工作，1台备用，其性能参数如下：空压机额定排气量27.6m3/min，额定排气压力0.8MPa，配套2台380V 150kW电动机。压风管为1594型无缝钢管，沿主斜井敷设至井下工作面和掘进面，管路长3000m。压风自救装置设在压缩空气管路上，为所有采掘作业地点提供压缩空气。压风自救装置设置在距离采掘工作面25-40n巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人叫所在的位置以及回风巷道有人作业外。长距离的掘进巷道每隔50m设置一组压风自救装置。每个压风自救装置一般可供5-8人使用，压缩空气供给量，每人不少于0.3m3/min。井下210、压风管路要采取保护措施，防止灾变破坏。4、建设完善矿井供水施救系统。煤矿企业要按照煤矿安全规程的要求，建设完善的防尘供水系统；除按照煤矿安全规程要求设置三通及阀门外，还要在所有采掘工作面和其他人员较集中的地点设置供水阀门，保证各采掘作业地点在灾变期间能够实现提供应急供水的要求。要加强供水管路维护，不得出现跑、冒、滴、漏现象，保证阀门开关灵活。矿井供水施救系统水源引自高山水池(生活用水)，管道由副斜井引入井下，送至采掘工作面及一切工作地点。每隔50m设置供水阀门，在支管处设置三通。主管采用DN50无缝钢管，支管采用DN25无缝钢管。井下供水施救管路要采取保护措施，防止灾变破坏。每隔一个月对供水施211、救管路进行维护，防止管路出现跑、冒、滴、漏，保证在灾变期间提供应急供水。5、建设完善矿井通信联络系统。煤矿企业要按照煤矿安全规程的要求，建设井下通信系统，并按照在灾变期间能够及时通知人员撤离和实现与避险人员通话的要求，进一步建设完善通信联络系统。在主副井绞车房、井底车场、运输调度室、采区变电所、水泵房等主要机电设备硐室和采掘工作面以及采区、水平最高点，应安设电话。井下避难硐室（救生舱）、井下主要水泵房、井下中央变电所、爆破时撤离人员集中地点等，要设有直通矿调度室的电话。要积极推广使用井下无线通讯系统、井下广播系统。发生险情时，要及时通知井下人员撤离。本次设计选用华为JSY2000-250型数字212、程控调度交换机一台，容量250门。可满足上述要求，详见10章内容。6、建设完善井下紧急避险系统。煤矿企业要按照煤矿安全规程的要求，为入井人员配备额定防护时间不低于30分钟的自救器。煤与瓦斯突出矿井应建设采区避难硐室，突出煤层的掘进巷道长度及采煤工作面走向长度超过500米时，要在距离工作面500米范围内建设避难硐室或设置救生舱。煤与瓦斯突出矿井以外的其他矿井，从采掘工作面步行，凡在自救器所能提供的额定防护时间内不能安全撤到地面的，要在距离采掘工作面1000米范围内建设避难硐室或救生舱。救生舱又分为固定式和充气式两种。本次设计矿井采用充气式救生舱。矿井投产时，4号煤层一采区设1个采煤工作面和2个掘213、进工作面，根据井下紧急避险系统设计要求，本次设计在井底车场设永久避难硐室，其它地点设FAB36/96型可充气式救生舱。其中在4号煤层投产工作面运输顺槽和回风顺槽中部各设一处，在两顺槽与大巷连接处再各设一处，每个掘进工作面设一处，共六处。7、FAB36/96型可充气式救生舱是一个密封式逃生避难室，单台可容纳人数26-36人。可供灾变时期井下人员避险之用，是一种与外界隔离、提供维持生命的安全环境空间，意在为井下的矿工在逃生成为不可能的情况下避难，以便让他们脱险或等待救援。该产品能提供避难人员至少96小时所需的氧气、水、食物，以及所需的急救包、卫生设施、通信设备、环境气体监测设备等。为了保证避难所内214、人员的健康生存，它具有氧气供给装置、一氧化碳和二氧化碳吸收装置、除湿降温空调系统。该避难所配置系统属于逃生避难的一种先进的高新技术装备。该避难所配置系统主要应用于煤矿井下，同时也可用于非煤矿山、核电站、地铁、地下停车场等场所。具有拆装方便，操作简单等特点。FAB36/96型可充气式救生舱系统是由可充气式救生舱气囊、可充气式救生舱拖撬、过滤降温除湿集成装置、供氧装置、环境气体监测与报警系统、不间断电源装置、无线通讯装置等部分组成。拆装、运输方便，密封式钢结构外壳给避难人员提供了安全生存空间。救生舱内部两侧均配置符合人体工程学原理的座位，座位下方有宽敞的储物空间，内外舱之间采用特殊的隔热材料，使之215、隔绝舱外产生的高温。舱内安装有过滤降温除湿集成装置，舱壁安装CO、CO2、O2、CH4 传感器和数据采集监视器，对舱内环境气体实施监测。新型专利过滤降温除湿集成装置：非电力驱动，同时完成过滤、降温、除湿功能。实现对避难所空间气体中CO、CO2浓度控制及温度、湿度的调节，确保在额定防护时间内空气温度在35以下、湿度在85%以下，满足对CO2的吸收能力不低于每人0.5L/ min，对CO的吸收能力不低于400ppm/h，保证舱内CO2浓度低于1.0%、CO浓度低于24ppm。救生舱内外灾害气体参数监测及通信：舱内外传感器、数据采集显示器、救援电话等设备供电由大功率多路输出本质安全电源12V/160216、0mA提供，动力电源因故停电时，由大容量电池箱提供不小于100h时长的动力电源向本安电源供电。舱内配备通信电话与井上建立通信联系，同时配备的救灾无线通讯系统，可在井下通信线路故障情况下仍可保持舱内外长距离救援通信联络。救生舱产品：36人可充气式救生舱(1)一般要求拖撬尺寸：1.99米宽，1.14米高，4.72米长。额定人数 36人防护时间（h） 96小时整舱需完全无电力系统二氧化碳洗涤器必须是气动式，由压缩空气提供动力并使用碱石灰化学试剂实现空气洗涤。(2)基本配置救生舱配有空气洗涤系统，过渡舱净化系统，压缩供氧设备，环境监测仪器，垃圾处理设施，照明指示系统，生存保障系统等。具体配置包括：过渡217、舱，二氧化碳洗涤器，压缩空气与氧气瓶（工作压力4500psi/6000psi），管汇系统，通信系统，气体探测器，便携式马桶，频闪灯（需经美国MASH批准），手电筒（需经美国MASH批准），食物与水（保质期最少5年），急救品，工具包，逃生舱口等。(3)详细技术参数96小时额定能力人均至少1.39平方米的地面空间，约1.7立方米的立体空间（若采矿工作面高度低于1.37米，占用空间会相应减小）人均每小时37.5公升氧气；人均每分钟气流约0.36立方米（12.5立方英尺）；二氧化碳浓度保持在10000ppm以下，且变化幅度不超过2.5%；进入主舱前，过渡舱内的一氧化碳浓度不得高于25ppm；舱内最大表218、观温度为35摄氏度（95华氏度）；煤矿地面与井下双向通信系统，需要时可与地面进行无线通讯每人每天2000卡路里食物；每人每天2.6升饮用水救生舱启动20分钟内，一氧化碳水平降至25ppm，甲烷水平降至1%可抵御15psi（约103.37Kpa）的超压持续0.2秒可抗拒约149摄氏度（300华氏度）瞬燃火，持续3秒救生舱内外一氧化碳、二氧化碳、氧气和甲烷气体监测噪声等级最大为85分贝。8、根据国家安全监管总局煤矿安监总煤装201115号“关于印发煤矿井下紧急避难系统建设管理暂行规定的通知”文件要求，为满足突发紧急情况下所服务区域全部人员紧急避险的需要，在副斜井井底附近设置水平永久避难硐室。目前避219、难硐室的容纳规模在100-200人之间，考虑到本矿井人员分布情况，本矿井避难硐室确定最终的容纳规模为80人。(1)避难硐室尺寸及支护形式根据本矿井井下巷道布置及避难硐室所能容纳人数要求，考虑到避难硐室须各留出5m距离作为自身防护距离。因此井底车场避难硐室尺寸设计为长30m、宽3.5m、高3.0m。避难硐室整个施工的支护包括临时支护、一次支护、二次支护和三次支护。前期施工采用金属前探梁作为临时支护，并在每根前探梁前端增加一套折叠梁；一次支护采用单层钢筋混凝土；三次支护采用钢筋混凝土壁后充填，起到密闭和缓冲的作用。防爆密闭墙能够抵抗瞬时1000高温和1.5MPa的爆炸冲击波。通过采用C40强度的混220、凝土并配筋来实现要求。为了加强其抗冲击波能力，墙体设计施工成楔形。避难硐室设置两道向外开启的防爆密闭门，门体能够抵御瞬时1000高温、1.5MPa的爆炸冲击波、防止有毒有害气体对人体的伤害。门体的结构设计采用绕流和分流技术。防护密闭门上设观察窗，门墙设单向排水管和单向排气管，排水管和排气管应加装手动阀门。过渡室内应设压缩空气幕和压气喷淋设置。(2)避难硐室的内部配置永久避难硐室的内部分为缓冲区、避难区、救护区和卫生区。缓冲区是为去除逃生人员进入避难区时所带入的有毒有害气体而设立的；避难区是逃生人员进入避难硐室后的主要活动空间；救护区是为帮助在逃生过程中受伤人员进行紧急求助的区域，此区域备有常的221、救护器材和药品；卫生区的设立是为了满足逃生人员在避难硐室内部生存的需求。(3)避难硐室系统设计、安全防护硐室采取三次支护的钢筋混土壁后充填技术，起到密闭和缓冲的作用。防爆密闭墙能够抵抗瞬时1000高温和1.5MPa的爆炸冲击波。避难硐室设置两道向外开启的防爆密闭门，门体能够抵御瞬时1000高温、1.5MPa的爆炸冲击波、防止有毒有害气体对人体的伤害。能够提供相应的安全保障。整个避难硐室内始终保持300-400MPa的正压，防止毒害气体的渗入。并在两端防爆密闭门处设置空气幕系统，目的是阻隔逃生人员进入避难硐室时有毒有害气体的进入。空气幕系统的动力采用高压空气，系统的启动与硐室密闭门相连动，使得在222、密闭门打开后，在门口形成了气幕门。、氧气供给保障与有害气体去除通过设在压缩空气管路上的压风自救系统向硐室内进行供氧，硐室压风供氧系统的压缩空气入口与大巷压风管道相接。在矿井压风系统正常的情况下，利用该系统直接为硐室内送风，保证空气质量。硐室内配有压缩氧气钢瓶，在矿井压风系统中断的情况下，压缩钢瓶内的氧气可以为避难人员提供设计救援时间内所需的氧气。硐室还有直通地面的垂直钻孔，硐室内部人员可直接获得由地面压风机提供的氧气。、环境监测、通信与人员定位硐室内设置各种传感器，在突发紧急情况下人员避险时，能够对硐室内外的氧气、甲烷、二氧化碳、一氧化碳、温度、湿度进行监测。传感器将监控数据传输到监控分站，同223、时硐室内的检测监控系统接入就近的矿井监控分站，将监控数据传入井上监控中心。硐室内设有与矿井通信系统相连调度电话，并设有一部与井上调度中心相连的直通电话。硐室通信系统与就近的通信网络相连，与井上建立通信联系，可在井下通信线路故障的情况下仍可保持硐室外长距离救援通信联络。本设计选用一套KJ153人员定位系统，对下井人员进行监测，对井下作业人员的分布情况进行动态跟踪，能实时监测井下人员分布和进出紧急避险设施的情况。、供水施救系统矿井供水施救系统可在紧急情况下为避险人员供水，并为在紧急情况下输送液态营养物质创造条件。本矿井供水施救系统水源引自高山水池（生活用水），管道由副斜井引入井下，送至避难硐室。避224、难硐室与接入的矿井供水管路有专用接口和供水阀门。、辅助设施按额定避险人数配备食品、饮用水、自救器、人体排泄物收集装置及急救箱、照明设施、工具箱、灭火器等辅助设施。配备的食品发热量不少于5000千焦/天人，饮用水不少于1.5升/天人。直通地面的钻孔内的食物输送管，可直接向硐室内输送流体食物。配备的自救器应为隔绝式，有效防护时间应不低于45分钟。、供电避难硐室主要的动力供应是专用隔爆电源箱，在外部电力供应突然中断的情况下，满足救援时间内硐室的电力消耗。电源箱通过电缆与车场大巷的660V供电系统连接。垂直钻孔中安装有直通地面的动力电缆，使硐室获得来自地面发电、变压机组提供的电力供应。山西岚县昌恒煤焦225、有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 第六章 提升、通风、排水和压风设备第六章提升、通风、排水和压风设备第一节提升设备一、兼并重组前的提升设备情况本矿为单独保留扩建矿井。兼并重组前昌恒煤矿采用斜井开拓方式，主斜井采用TD75型带式输送机。二、提升方式本次资源兼并重组设计能力0.9Mt/a。根据煤层赋存条件及确定的设计生产规模，结合原昌恒煤矿的实际情况，本次设计兼并重组扩建后确定利用已有的斜井开拓方式：主斜井铺设带式输送机担负全矿井煤炭提升任务；副斜井装备单钩串车提升方式和架空乘人器担负矿井所有的辅助提升任务；由于能力的提升，现有设备无法利用。三、主斜井提升设备(一)主斜井带式输送机1、设计依据226、矿井生产能力：900kt/a；带式输送机运量：Q=250t/h；主斜井井筒倾角：=23；带式输送机长度：L=719.1m；煤的松散容重：=950kg/m3；提升高度：H=280.84m；带式输送机工作制度：330d/a、16h/d；2、选型设计计算：(1)基本参数设定：输送带种类：阻燃型抗静电钢丝绳芯带，带宽B=1000mm，带强ST1600，带速V=2.5m/s，每自然米输送带重量qB=27kg/m,符合MT668-97。承载托辊采用20-60深槽角，托辊直径=108mm，L=380mm，轴承为6305/C4,辊子承载能力P0=2.45kN，托辊实际最大静载荷Pmax=ea0(Im/v+qB227、)9.8=0.515kN，最大动荷载Pmax=0.624kN，P，满足使用寿命；承载托辊形式：每9组槽型托辊加1组槽型前倾托辊，=1.383；上托辊间距a0=1.2m，每米上托辊转动部分承载重量qRO=18.4g/m。下托辊直径=108mm，L=1150mm，轴承为6305/C4；回程托辊形式：4组平行加1组V型，=10=1.5；回程分支托辊间距 aU=3.0m，每米下托辊转动部分重量 qRU=5.7kg/m。每米带式输送机上物料重量qG=27.8kg/m；导料槽长度4500mm；模拟摩擦系数:f =0.035；长度附加系数C=1.14。图6-1-1 主斜井带式输送机计算简图(2)输送带宽度确228、定根据输送带上物料的最大截面积、带速和倾斜系数，经核算带宽B=1000mm、带速v=2.5m/s满足Q=250t/h生产能力的要求。(3)园周力及传动功率计算、主要阻力FHFH=fLgqRO+qRU+(2qB+qG)Cos=24513N、提升阻力FSt= qGgH=76451(N)、主要特种阻力FS1=F+Fgl前倾上托辊摩擦阻力：F上=C0L上(qB+qG)gcossin=1691N前倾下托辊摩擦阻力：F下=0L下qBgcossincos=1667N物料与导料槽板间摩擦力：Fgl=2I2VgL/v2b12=67(N)FS1= F上+ F下+Fgl =3425(N)、附加特种阻力FS2= Fa229、+n3 Fr=3500NFa犁式卸料器附加阻力，本设备没有犁式卸料器，故Fa=0胶带与清扫器的摩擦阻力：清扫器设置：2个弹簧，2个空段。、园周驱动力Fu=CFH +FSt+FS1+FS2=111321N、功率计算传动滚筒轴功率PA=( FuV)/1000 =278.3(kW)电机轴功率：PM=1.5PA=417.5(kW)选用YB2-450S1-4型电动机(220KW2 380V)型电机能满足要求，(5)张力计算、按垂度条件承载分支 F承mina0(qB+qG)g/8(h/a)adm=8052(N)回程分支 F回min(aUqBg)/8(h/a)adm=9923(N)、按不打滑条件 按不打滑条230、件F2(S1)minKaFU2max/(e2-1)/2式中：=0.25；1=190，2=190；e=5.24；起动系数取Ka=1.5最大圆周驱动力：Fumax =1.5FU=166981(N)功率分配P1：P2=1：1，设第二传动滚筒的力用足F2min=Fumax/(e2-1)/2=64714(N)、各特性点张力根据以上条件，各点张力如下：S3=S2=71714（N）S4=1.02S3=73149(N)S5=S6=S7=S4+fLg(qRU+qB)+FrqBHg=10404(N)S8=1.04S7=10820（N）S9=S8+fLgqro+(qB+qG)+FS1+qGgH+qBgH183056231、(N)S1=S10=1.02S9=190378(N)S1-2=127375(N)、验算不打滑、胶带安全系数总围包角： S1/S22.655.24e第1围包角S1/S1-21.49e2.29第2围包角S1-2/S21.77e2.29，不打滑带式输送机安全系数：m=7-9 m=8.4，均能满足要求。(6)传动滚筒第一传动滚筒的合力F1318KN，选用传动滚筒的直径1000mm，则传动滚筒的扭矩为41.7KN.m选用传动滚筒为100100，其许用应用330KN，许用扭矩52KN.m(7)逆止器计算FL=2（FSt-FH）=136093N作用于传动滚筒上的力矩：M=FLD/2000=68.4KN.m选232、用DSN130逆止器，额定逆止力矩为130KN.m，满足要求。3、选型结果见下表:主斜井带式输送机技术参数及特征表序号项目单位主斜井带式输送机DTC100/25/22201运输量t/h2502运输物料原煤（0-300mm）3松散密度t/m30.954带宽mmB10005带速m/sV2.56输送机倾角度237输送距离m719.18输送机的提升高度m280.849驱动方式变频软启动10最大张力N190.7811胶带（钢丝绳芯MT668-2008）宽度mmB1000带强N/mmST160012电动机型号YB系列4级功率kWN220台数台2电压V380V13减速器型号M3PSF70+冷却风速比I=31233、.514变频器台数215拉紧装置型号液压张紧功率ZYJ-25016制动器型号KZP1400/103台数217逆止器型号DSN130台数118安全系数8.44、配电控制在主井井口设皮带配电室，双回10kV电源引自矿井35kV变电站，电缆选用MYJV22-8.7/10-3x50 供电距离50米。配电室设2台SC10-800/0.4KV变压器、10kV侧为8台KYN28A型柜、0.4kV侧为6台MNS型柜。确保皮带供电。电控系统，选用低压变频启动装置，设有驱动滚筒打滑、堆煤、跑偏、撕裂、温度、烟雾、胶带张力下降、电动机过载、电机超温等项保护功能，并能与井下大巷带式输送机和地面生产系统的带式输送机实现234、闭锁集中控制。胶带机控制室与胶带沿线之间设联系信号装置。(二)主斜井架空乘人器1、设计依据输送距离：L716m坡度：00230最大班下井工人：71人2、主要参数的确定：选用RJY55-23/716型固定抱索架空乘人器(1)预选电动机： YB2-280M-6 55kWNe980rmin。(2)头部驱动轮直径：D=1400mm：(3)预选减速机： TB3SV12-63i63钢丝绳运行速度：V=K（D60）Nei=1.12m/sK-钢丝绳运行时蠕动系数.取K0.98(4)预选钢丝绳：619S+FC-22-1570-右同向（无油），直径d=22mm，每米钢丝绳质量：q0=1.78kg/m，（天然芯）钢235、丝绳最小破断力：F0=251kN，换算系数：k=1.214。(5)每个人的质量：Q1=85kg(6)吊座质量：Q2=15kg，吊座间距：13米则运输效率：Qr3600V310人/h(7)托绳轮间距：8米。(8)驱动轮绳槽与牵引钢丝绳间的摩擦系数0.20(8)牵引绳在驱动轮上的围包角180(9)钢丝绳与托绳轮间摩擦系数：动力运行时=0.030，制动运行时=0.0123、牵引钢丝绳张力的计算：最小点张力的计算SminCq0g 式中：Smin最小张力点的张力，N；C钢绳的挠度系数，取C1000；q0预选牵引钢绳的每米质量，1.78kg/m；g重力加速度，g9.81m/s。Smin10001.789.236、81=17462N各点张力的计算(1)当下放侧无人乘坐而上升侧满员时：（动力运行状态）线路运行阻力：Wq0Q3/8+（QQ）（cos0sin0）Lg=27822NWq0Q3/8+Q（cos0sin0）Lg-7479N各点张力：SSmin17462NS1.01S17636NSSW45458NSSW24941N(2)当下放侧满员而上升侧无人时时：（制动运行状态）线路运行阻力：Wq0Q3/8+Q（cos0sin0）Lg=8333NWq0Q3/8+（QQ）（cos0sin0）Lg=-25065N各点张力：SSmin17462NS1.01S17636NSSW25969NSSW42527N2、驱动轮防滑校237、验当下放侧无人乘座而上升侧满员乘座时，处于动力运行状态且SSSS1.83S2S11.63=1.88符合要求式中：钢丝绳与驱动轮衬垫摩擦系数.取0.20钢丝绳在驱动轮上的围包角，180。4、电动机功率的计算动力运行时：NK（SS）V1000=45.9KW式中：K电动机功率备用系数.一般取K1.6传动功率.0.8制动运行时：NK（S2S1）V100037KW选取电动机为：YB2-280M-6 55KW Ne980r/min U=660/380V5、牵引钢丝绳安全系数计算:m= Smax/ S=6.7式中：S钢丝绳破断拉力总和.Smax最大张力点张力 满足煤矿安全规程n6的要求。6、驱动轮直径和钢丝238、绳直径之比值：1400/22=63.660，满足要求。经计算，当吊座间距为13米，运输距离为716米（斜长），绳速为1.12 m/s，最大班下井人数为71人时，全部人员下井后时间为约13.74min，满足矿井设计规范最大班工人下井时间不超过60分钟的要求。选型结果如下：乘人器型号：RJY55-22/745， D=1400mm钢丝绳型号和绳速：619SFC221570右同向， V=1.12m/s电动机：YB2-280M6，N=55kW减速器：TB3SV12-63i63制动器YWZB400/1257、配电及控制：在副井绞车房设配电室，双回10kV电源引自矿井35kV变电站，电缆选用MYJV22-8239、.7/10-3x50 供电距离200米。配电室设2台SC10-800/0.69KV变压器、10kV侧为8台KYN28A型柜、0.69kV侧为6台MNS型柜。确保主井乘车器供电。选用矿用架空乘人器综保监控装置，具有所必须的各种电气保护及联锁装置。四、副斜井提升设备该矿副斜井无提升设备。本次设计选用1部JK-3.02.2/31.5型单滚筒提升机车，配用电机功率为400kW，该井采用单钩串车提升方式，完成全矿提矸、下料等全部辅助提升任务。1、设计依据(1)矿井年产量：900kt/a；(2)井筒斜长：715m，倾角22；(3)提升方式：单钩串车；(4)最大班提升任务:矸石50t；支护材料共10次/班；240、设备4次；保健饭1次；其它5次，最重件为液压支架，最重件18t。(5)矸石容重：1.6t/m3。(6)提升容器提矸石时选用MGC1.1-6A，自重610kg，最大载重1800kg，每钩提4辆。升降最重件时选用20t重型平板车，自重2000kg，每钩提1辆。2、选型计算(1)钢丝绳的选择计算、绳端荷重提矸时：QZ=3(QZ+Q)(sin+f1cos)=3744kg提最重件：Qr=(Q+QZ)(sin+f1cos)=7767kg、钢丝绳单位长度重量（以下按提最重件计算）钢丝绳选用32NAT6V18+FC 1570 603 414 ZS型(GB/8918-2006),钢丝绳直径d=32mm,抗拉强度241、=1570MPa,单位重量Pk=4.14kg/m,钢丝破断力总和Qp=697kN。、钢丝绳安全系数校验提最重件mZ=7.396.5式中：Lc钢丝绳悬垂长度；Lc800.79m(2)绞车选型、滚筒直径：Dg80d=2560mm绞车选用JK-3.02.2/31.5型单滚筒绞车,最大静张力Fj=135kN,滚筒直径Dg=3.0m,宽度B=2.2m,减速比i=31.5，最大提升速度Vmax=2.89m/s。旋转部分变位重量为26600kg。配套行星齿轮减速器。、校验滚筒宽度(d+)=1561mm2200mmKC=2式中：Lt钢丝绳提升长度；Lt765m钢丝绳在滚筒上2层缠绕。、最大静张力计算Fj= Q242、Z+ LtPk(sin+f2cos)=9623kg=94.3KN，均满足要求。(3)提升系统确定选用TD2000/400型天轮；其它计算结果见图6-1-2副井单钩串车提升系统图。(4)预选电机=355.6kW选用Y系列10级变频电机,电压660V,功率400kW,转速580rpm。校验提升速度 ：=2.89m/s(5)提升系统运动学计算提升物料采用七阶段速度图，运动学计算结果详见图6-1-3。(6)提升系统动力学计算提升系统的变位质量计算：提重大件：mG=7051kg，其计算结果见图6-1-3。(7)电动机容量校验按提最重件 F2t=27243106kg等效时间:Td=1/2(t1+t3+t4243、+t5)+t2+1/3=281s等效力:Fdx=9846kg等效功率:Ndx= =334kW400kW电动机过负载系数校验：Fde=102Ne./Vmax=12985kg=1.060.75m=0.752=1.5 故所选电动机过载能力满足要求。(8)提升能力详见最大班作业时间平衡表6-1-1。最大作业班时间表 表6-1-1顺序提升性质数量单位每次数量每班次数可完成量每次提升时间(s)每班总提升时间smin1 提升矸石50 t7.2 7 50 656 4555.56 75.93 2 下放材料10 次10 656 6560.00 109.33 3 设备4 次4 656 2624.00 43.73 4244、 送保健钣1 次1 656 656.00 10.93 5 炸药雷管2 次2 1250 2500.00 41.67 5 其 它5 次5 656 3280.00 54.67 合 计29 20175.56 336.26 共计5.60h 由表可知最大班作业时间为5.6h6h，均满足规程要求。副斜井提升机房设手动起重梁，起吊重量20t。3、提升机电控及提升机房供电在副井绞车房设配电室，双回10kV电源引自矿井35kV变电站，电缆选用MYJV22-8.7/10-3x50 供电距离200米。配电室设2台SC10-800/0.69KV变压器、10kV侧为8台KYN28A型柜、0.69kV侧为6台MNS型柜。确245、保副井绞车供电。0.4kV低压电控电源引自35Kv变电站0.4kV侧不同母线。提升机电控设备选用变频成套PLC绞车数字电控设备，可实现提升机的半自动、手动及检修等运行方式。电控设备具有短路、过负荷、失压等电气保护，及过卷保护、超速保护、减速点保护、深度指示器失效、提升方向保护、盘型制动器弹簧疲劳、闸瓦磨损保护、液压站保护等完善的保护功能。提升信号选用PLC斜井提升信号控制系统，由绞车房信号箱、上下井口车场信号箱等组成，完成提升信号发送，并与提升机电控装置和架空乘人器电控装置闭锁控制，满足提物及信号安全等要求，保证提升机的安全运行。信号发送方式为转发式。第二节通风设备矿井为低瓦斯矿井，采用机械抽246、出式通风方式。通风机安装在回风立井出口处。兼并重组前，主通风机型号为BD-15，配用电机为255kW。兼并重组后，由于能力的增加，该风机不能满足本次设计的需要。一、通风设备选型1、设计依据矿井通风风量：QK=80m3/s矿井通风容易时负压：hr=666Pa矿井通风困难时负压：hk=2001Pa2、通风设备选择通风机的风量：Q=KQK=1.0580=84m3/s通风机需要的风压：Hr=hr+h+hZ=916PaHk=hk+h+hZ=2251Pa由于当地海拔较高，大气密度变小，需转换到标准状况下：=0（1-0.02257H）4.256=1.0697kg/m3修正后，标态下的通风负压如下：Hr=10247、27PaHk=2525Pa根据通风机的风量和静压，本次设计选用FBCDZ618-8-25型风机，配套电机为YBFe450S1-8，功率250KW2，10KV。3、通风机的工况点通风容易时：通风网络阻力系数： 0.15通风网络特性方程：Hr=0.15Q2通风困难时：通风网络阻力系数： =0.36通风网络特性方程：Hk=0.36Q2按上述方程(1)和(2)分别作通风网络特性曲线，该曲线与通风机性能特性曲线的交点M1和M2，分别为容易时和困难时通风机的工况点，见图6-2-1即：容易时： QA=93m3/s Hr=1259Pa r=74% =-3困难时： QB=87m3/s HB=2708Pa B=8248、4% =-04、选择电动机容易时电动机功率：159kW困难时电动机功率：433kW由上述计算可知：前述所选矿井主风机配套电机合适可用，符合要求。二、反风方式矿井反风采用风机反转反风方式，其反风能力达到规程要求。三、配电、控制回风井场地设变电所，主通风机为10kV供电，采用变频调速控制。双回10kV电源引自矿井35kV变电站，电缆选用MYJV22-8.7/10-3x50 供电距离300米。变电所设配电室设2台S11-315/0.4KV变压器、10kV侧为8台KYN28A型柜、0.4kV侧为6台MNS型柜。确保主扇电源电控供电。通风机值班室内设有HFJ-01风机性能在线检测装置1套，对风机运行工况249、（风压、风量、电流、电压、有功功率、风机功率、电机绕组温度及轴承温度）进行实况检测。并可通过通讯接口将信号传至矿井安全检测监控系统。风门选用蝶阀，为手动、电动两用。设DKX-C电动阀门控制箱2台。第三节排水设备本次兼并重组设计在副斜井井底设有矿井主排水泵房，排水管路沿副斜井井筒敷设至地面“井下水处理站”。该矿井下现安装3台D46-306型水泵，配用电机37kW。一、主排水设备(一)设计依据排水井井口标高：+1168.3m井底水泵标高：+900m井下水处理站与井口高差0m排水高度：268.3m排水井斜长：715m排水井坡度：=22涌水量：正常涌水量为588.5m3/d（考虑析水）最大涌水量为10250、68m3/d矿井水质为中性矿井水容重：1050kg/m3年正常涌水天数为300d，最大涌水天数为65d。(二)设备选型1、正常涌水时水泵的必须排水量及扬程：QB=1.2Q=29.425m3/hQBMAX=1.2Qmax=53.4m3/hHB=k(H+5)=327.96m2、水泵选型现有水泵无法利用，本次设计选用3台MD85-457型水泵，正常涌水时1台工作,1台备用,1台检修；最大涌水时1台工作，1台备用，1台检修。该泵额定流量为85m3/h，额定扬程为315m，额定效率77%，额定的汽鉵余量为4.2m。3、管路的选择计算(1)按经济流速选择排水管、吸水管管径=0.116926m(2)管路壁厚251、计算：根据公式：则，排水管计算壁厚为10.506cm吸水管计算壁厚为20.25cm排水管选用1596型，吸水管选用2196型无缝钢管。排水管沿副斜井敷设二趟至地面沉淀池。(3)排水管流速计算Vp =1.336m/s 吸水管流速的计算：VX=0.75m/s(4)排水管流动阻力损失计算排水管阻力损失为:hp =20.8m吸水管阻力损失为:hx =0.08m输水管流动总阻力损失hw =20.9m输水管后期流动总阻力损失：hw =35.5m(5)水泵工作点的确定新管：R=0.002893Q2 旧管： R=0.004918Q2新管：H=HSY+RQ2=273.8+0.002893Q2 旧管：H=HSY+252、RQ2=273.8+0.004918Q2将该曲线方程置于所选泵的性能曲线上可得水泵工作点(见图6-3-1):新管：流量95m3/h，扬程299.9m，效率71%，汽蚀余量4.5m。旧管：流量88m3/h，扬程311.8m，效率72%，汽蚀余量4.3m(6)正常涌水时水泵工作小时数正常涌水时，1台泵的工作时间：新管：Th =6.19h20h旧管Th =6.68h20h最大涌水时,1台泵工作时间：新管：Tm=11.24h20h 旧管：Tm=12.14h20h (7)吸水高度计算HS=式中：Pa-安装地点的大气压力 Pv安装地点实际水温饱和蒸气压力 矿井水密度 hs-吸水管阻力 h-水泵必须汽蚀余量253、水泵吸水高度：新管Hs初=4.4m 旧管Hs后=4.6m水泵允许最大吸水高度小于5m，建议业主订货时要求产品满足吸水高度要求，或者加升压潜水泵排水。(8)电动机容量计算Nd=新管时：N123kW旧管时：N116W选用YB2-315M-2型电机,电压660V,功率132kW，转速2590rpm。(9)耗电量计算年电耗量计算：W=446343kWh/a吨煤排水电耗：Wdm =0.37kWh/t吨水百米电耗：WThm=(10)配电控制主水泵供电电源引自井下中央变电所0.69kV不同母线段。采用一对一供电。主水泵的控制设在井下中央变电所内。装设ZPBZ型气水两用喷射泵，实现水泵无底阀排水。第四节压气设254、备一、矿井用风设备及参数见表。根据安监总煤行【2007】167号文精神，空气压缩机必须安装在地面。本设计在工业场地设集中式压风机站，通过敷设于主斜井井筒、井下大巷的压风管路，向掘进工作面输送压缩空气。矿井用风设备及参数表设备名称及型号台 数耗风量（m3/min台）工作压力（MPa）同时使用系数转子型混凝土喷射机1580.41G10风镐41.20.31最大作业班井下人员：71人二、空气压缩机设备选型1、用气量用气量：Q=17.84 m3/min其中：1沿管道全长的漏风系数，11.2；2由于风动工具的磨损耗气量增加系数，21.15；海拔高度修正系数，1.01；mi同型号风动工具同时使用台数；qi每255、台风动工具的耗气量，m3/min；ki同时使用系数。2、压缩机必须的出口压力本矿压风管路最远一路管道为后期开采下组煤层开拓工作面，长度约为6km，每km按0.02MPa计算，故3、空气压缩机选择2台SA-200A型螺杆式空气压缩机，冷却方式为风冷，其中1台工作，1台备用，其性能参数如下：排气量： 27.6m3/min排气压力： 0.8MPa主电机功率： 150kW电压： 380V4、压气管道选型压气管道计算公式：。经计算，初期干管通过空气量为25.8m3/min，干管选用无缝钢管规格为1594型，支管选用无缝钢管规格为894型；5、校验供氧人数需气量Q常0.31n0.31.21.0171=25256、.8m3/min满足井下全部工人的供气量。6、配电控制空压机为双回路供电，0.4kV电源引自矿井35kV变电所0.4kV侧不同母线段，1回路工作，1回路带电备用。选用空压机成套控制系统，控制设在空压机室内。山西岚县昌恒煤焦有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 第七章地面生产系统第七章地面生产系统第一节煤质及用途一、物理性质和煤岩特征根据岚县详查勘探报告，井田内4号煤以暗煤为主，亮煤次之，夹镜煤条带，弱玻璃光泽，阶梯状断口，内生裂隙较发育，条痕色为褐色，宏观煤岩类型多半暗型，少数半亮型。9号煤以亮煤为主，暗煤为辅，具镜煤条带，玻璃光泽，贝壳状阶梯状断口。条带结构，块状构造，内生裂隙发育，常见黄铁257、矿薄膜，条痕色为深褐色，宏观煤岩类型为半亮型，个别光亮型。二、化学性质和工艺性能本井田内批采煤层为4、9号煤层，现根据本次井下采集的刻槽煤样及以往钻孔煤芯煤质资料对井田内4、9号煤层煤质叙述如下:（见表7-1-1）：1、化学性质(1)4号煤层：水分（Mad）：原煤：0.821.84%，平均1.60%；浮煤：1.301.54%，平均1.45%；灰分（Ad ）：原煤：5.6530.94%，平均24.41%；浮煤：5.478.64%，平均7.57%；挥发分（Vdaf ）：原煤：31.7437.39%，平均36.61%；浮煤：31.7938.45%，平均37.62%；全硫（St,d）； 原煤：0.46258、0.69%，平均0.53%；浮煤：0.440.66%，平均0.50%；各煤层煤质特征汇总表项目煤 类层 别号工业分析（%）全硫St,d%发热量Qgr.dMJ/kg焦渣特征胶质层厚度粘结指数GR.I煤类水分Mad灰分Ad挥发分VdafX(mm)Y(mm)4原0.821.841.605.6530.9424.4131.7437.3936.610.460.690.5331.0832.3831.7341/3焦煤浮1.301.541.455.478.647.5731.7938.4537.620.440.660.5032.925385546111513849原0.522.521.4711.2628.6617259、.5433.8641.6336.241.853.752.5028.3332.1230.5061/3焦煤浮0.201.661.055.187.145.7332.7536.7835.141.191.491.3432.87739474213151488发热量（Qgr.d）原煤：31.0832.38MJ/kg，平均31.73 MJ/kg；浮煤：32.92MJ/kg。胶质层指数Y：1115mm，平均13 mm；X：3855mm，平均46 mm。焦渣特征（CRC）56，平均5；粘结指数（GR.I）84；元素分析：Cdaf 83.68；Hdaf 5.46；Odaf 8.53；Ndaf 1.61。(2)9号煤260、层：水分（Mad）原煤：0.522.52%，平均1.47%；浮煤：0.201.66%，平均1.05%；灰分（Ad ）原煤：11.2628.66%，平均17.54%；浮煤：5.187.14%，平均5.73%；挥发分（Vdaf ）原煤：33.8641.63%，平均36.24%；浮煤：31.7536.78%，平均35.14%；全硫（St,d） 原煤：1.853.75%，平均2.50%；浮煤：1.191.49%，平均1.34%；发热量（Qgr.d）原煤：28.3332.12MJ/kg，平均30.50MJ/kg；浮煤：32.87 MJ/kg；胶质层指数Y：1315mm，平均14 mm；X：3947mm，261、平均42 mm。焦渣特征（CRC）57，平均6；粘结指数（GR.I）88；元素分析：Cdaf 84.0984.36，平均84.22；Hdaf 5.495.57，平均5.53；Odaf 7.387.60，平均7.49；Ndaf 1.341.48，平均1.41。2、工艺性能煤的发热量在28.3332.38MJ/kg之间，为高热值特高热值之煤层；胶质层Y值在1115mm之间，粘结指数在85左右，坩埚焦渣特征57，为强粘结性煤，结焦性中等；含油率一般在8%左右，属富油煤；组成煤灰成分的主要是二氧化硅和三氧化二铝，两者占8287%，煤灰熔融性ST1250，属高熔灰分煤。三、煤的有害成分含量及煤的可选性 262、煤中的有害成分主要是9号煤硫分，原煤硫含量多2%，以中高硫煤为主，局部分布高硫煤；洗选后下降至1.5%以上，仍为中高硫煤，其脱硫效果差，说明煤中有机硫占主导要地位。煤中的磷含量小于0.036%，属低磷分煤。详查勘探时，对4、9号煤作了筛分浮沉试验，比重液1.50时，浮煤回收率4号煤为69.77%，灰分为10.68%，9号煤85.57%，灰分9.23%，以0.1含量法评价，4号煤为中等可选、9号煤为易选，若提高分选比重，将灰分控制在12.5%，可选性将提高了一个等级。四、煤质、煤类确定及用途据煤炭质量分级GB/T152242004标准，4号煤层为特低灰分低灰分、低硫分、特高热值之1/3JM；9号263、煤层特低灰低灰、中硫分中高硫分、高热值特高热值之1/3JM。以中国煤炭分类国家标准（GB575186）进行划分，以浮煤挥发分为主要指标，参考粘结指数、胶质层指数来划分，井田内4、9号煤层均为1/3焦煤。本井田的煤为1/3焦煤，属炼焦用煤，亦可作为动力用煤和化工用煤。第二节煤的加工该矿经兼并重组后，生产能力为0.9Mt/a，根据煤质和煤碳市场需求确定原煤产品加工方案为，对原煤+50mm级进行人工选矸和除杂处理。产品分级50mm两级。筛分选矸的工艺流程：原煤由一台单层圆振动筛进行50mm分级，+50mm级块煤人工拣矸，+50mm拣矸后入储煤场储存待售；-50mm级混煤进入地面2个储煤筒仓储存待售，264、煤炭外运由汽车外运。第三节生产系统一、主井生产系统本次设计主井为新开拓的主斜井，井筒宽5.0m、高3.9m，井筒装备带宽B=1000mm钢丝绳芯带式输送机，负责全矿井的原煤提升任务，根据矿井产品方案和工艺设计及场地情况，主斜井地面生产系统设计方案为:经井底煤仓下安装GLD800/5.5甲带式给料机将原煤送入主斜井带式输送机上提升出井,送到选矸楼入YAH1848型圆振动筛将原煤分成50mm两级， +50mm级原煤经手选带式输送机人工拣矸后, 送到块煤胶带机运送到煤场存储；筛下-50mm级混煤由上仓胶带输送机送至筒仓储存待外运；手选矸石由溜槽排到临时矸石场，由装载机装车外运。在储煤场地四周安设防风265、抑尘网。根据主井地面工业广场地形条件，在主斜井北侧，建两个储煤筒仓，直径21m，总高48.7m，总储煤容量17000t，能满足矿井原煤外运受阻时6.2天的出煤量。根据矿井年工作日330d、地面三班作业，二班生产，一班准备，净生产时间16h的工作制度，确定地面生产系统各环节设备的处理能力，同时考虑到设备配件的互换性及维修的方便,设计在同类设备选型上采用同型号、同规格产品。2、矿井小时生产能力计算：矿井年产量90万t/a。Q=(9000001.2)/（33016）=205（t/h）3、系统设备选型原则：地面生产系统所用设备以250t/h能力选定；原煤，粒度0300mm；散密度：=0.9t/m3。同266、时考虑到配件的互换性及维修的方便，同类设备一般采用同型号、同规格,以降低维修难度及配件品种。4、系统设备选型依据：给煤机、电动闸门按设备加工能力选定，输送机按DT固定带式输送机选型手册和TD75标准计算公式选定。(1)筛分设备初选YAH1848型圆振动筛，筛面有效面积，8.6m2，筛孔5050mm式中：A1-小时处理能力，t/h F-筛面有效面积，8.6m2 q单位处理量，（筛孔为50mm单位处理量4050t/(hm2),取45t/(hm2)根据计算所选YAH1848型圆振动筛满足生产要求。(2)胶带输送机选型计算：根据输送带上物料的最大截面积、带速和倾斜系数及传动滚筒功率公式：的计算，上仓等267、胶带输送机选型结果见表7-3-1。主要设备选型结果 表7-3-1序号设备名称型号及规格数量备注1圆振筛YA1848 筛孔50mm1台N15kw2手选矸石带式输送机TD4-S1 B1m L=13.6m1部N4kw3上仓带式输送机DT型L=156.79m B=1000mm1部N75kw4可逆配仓带式输送机TD75型B=1000 L=23m2部N=11kw5防窜车电动装车闸门ZMF1200 120012008个N=7.5kw 6块煤带式输送机TD75型L=73.259m B=1000mm 1台N=15kw7空气炮42地面生产系统工艺流程见图7-3-1。块煤储煤场计量汽车外运临时矸石场块煤带式输送机装268、汽车手选带式输送机主斜井带式输送机圆振动筛储煤筒仓混煤上仓带式输送机二、副井地面生产系统副斜井井筒宽3.2m、高3.4m、倾角230、斜长715m，采用单钩串车辅助提升系统，主要担负矿井排矸、下放设备材料升降。车场形式：井底为平车场 ，井口也为平车场。副斜井中每间隔120m设ZDC30-2.0常闭式防跑车系统一组，共设6组。井口应采取以下安全措施：井口变坡点前设常闭阻车器和挡车器；变坡点至绞车房的平车场线路为3%的下坡线。串车提升设护绳；坚持每班检查钢丝绳、链环、连接销碰头等完好情况等。三、矸石系统副斜井提矸采用1t固定矿车，矸石出井后人工推入矸石线至高位翻车机房卸到临时矸石场，然后由装载机装269、汽车运至永久排矸场堆放。选矸楼人工拣出的矸石进入临时矸石场，装汽车外运至永久排矸场。矿井正常生产时的矸石率按5%计，井下掘进矸石率按2%计，生产系统人工拣矸率按3%，全矿矸石量为约0.045Mt/a，排矸场位于主斜井工业广场东南侧冲沟中，沟深40m两侧为山，面积1.5ha，运距离5km，由自卸式载重汽车排入矸石沟中，容矸量满足矿井矸石10年的排弃量，以后逐年扩大矸石场地。矸石场沟口砌筑拦渣坝，沟底砌排洪沟，矸石堆置的方式为每3m为一层压实，并覆盖0.5m厚的黄土，沟满后及时覆盖1.0m厚的黄土压实复恳、种植花草或果树，也可种草发展牧业。第四节辅助设施一、矿井机修车间及综采设备库该矿机电设备大、270、中维修委托当地有关企业和专业厂家进行。本设计机修间仅作为小型维修，因此与综采设备库联建，为便于液压支架的移动，在车间内装备一台Q=20/5t，LK=16.5m，H=7.2m，通用双钩桥式起重机厂房面积4218=756。机修间主要设备配备详见表7-4-1。机修主要设备配备表 表7-4-1序号设备名称规格型号数量备注1普通车床63015001台10kw2普通车床4007501台7.5kw3立式钻床351台4.625kw4交流弧焊机ZX3-3004台22KWA5直流弧焊机A1X-165 220/3802台6kw二、坑木加工房由于本矿井下主要巷道均沿煤层布置，支护形式均为锚喷支护，坑木用量很少。坑木加271、工房主要承担矿井井下坑木加工、型材改制任务和零星木工制作任务。坑木加工房配有木工带锯机、木工园盘锯、三相工频电链锯及相应的维修设备，厂房面积为216m2。详见表7-4-2。坑木加工房设备配备表表7-4-2序号设备名称规格型号数量备注1木工园锯机MJ-1091台7.0kw2木工带锯机MJ1081台11kw3万能刃磨机MR32101台1.1kw4自动带锯磨锯MR11131台1.1kw锯条滚压机MR41711.1kw三、煤样室、化验室本设计不考虑设煤样室和煤质化验室，煤样及化验工作可以委托相关部门承担。各类厂房建筑面积表表7-4-3序号设计能力Mt/a综采设备库及机修间（m2）坑木加工房（m2）汽车272、库（m2）消防材料库（m2）油脂库（m2）10.975621629011981山西岚县昌恒煤焦有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 第八章地面运输第八章 地面运输第一节 概况本井田交通方便，太佳高速公路自井田南部10km经过，省级公路白会线从井田西部南北穿过，井田的北西部有209国道和碛口忻州的S313省道通过，此外在本区的南和东均有县级公路通过，煤炭外运便利。第二节 场外公路一、煤炭运输方式本矿生产的煤炭其主要用户是焦化厂的炼焦配煤，煤炭外运仍维持现有公路运输方式。其优点是：1、可充分利用现有公路的运送能力，不需另建公路。2、公路运输灵活方便，可充分利用现有国有及民营企业的汽车运输能力，既节273、省矿井扩建的基建投资，又可减少用地。但用汽车集运煤炭道路坡度较大，要加强行车管理，及时维修道路以保持良好的路况和完善各类行车标志，以确保行车和行人的安全。二、场外公路本次设计工业场地直接与场外道路相接，不需新建公路。公路按二级道路铺设，路面宽6.0m，路基宽7.5m，水泥路面，年平均日双向交通量为2000辆/日，能够满足生产生活需求。排矸场位于主斜井工业广场东南侧500m冲沟中，沟深40m两侧为山，面积1.5ha，运距离1.5km，已有四级砂石道路相连，该路路面宽4.0m，路基宽度5.5m，砂石路面。爆破材料库位于工业场地东部2km处，现在已有道路与场外公路连接，场外公路按二级道路铺设，路面宽274、6.0m，路基宽7.5m，水泥路面，不需新建道路。第三节 其他运输地面运输主要是公路运输，暂时还未考虑其他运输方式。山西岚县昌恒煤焦有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 第九章 总平面布置及防洪排涝第九章总平面布置及防洪排涝第一节概况一、自然地理1、地形地貌本井田属于吕梁山脉的芦芽山南端低山黄土丘陵区，地形复杂，沟谷纵横，井田总体南高北低，最高点位于井田的南部梁上，标高为1318.20m，最低点位于井田北东部沟谷中，标高1176. 0m，相对高差142.20m。2、水系井田的北东部有岚河流经，发源于岚县西白龙山，全长约25 km，河水流量受季节影响很大，雨季山洪爆发，河水泛滥，旱季水量极小，年275、平均流量2.82m3/s，在静游镇汇入汾河，为黄河流域汾河水系。井田内无大的河流，只有一些河谷，雨季有短暂流水，平时干涸无水。3、气象及地震情况本区属温带大陆性季风气侯，冬季长而寒冷，夏季短而炎热。年降水量一般为510mm，蒸发量2000mm左右，蒸发量约是降水量的4倍，降水多集中在79月。平均气温6.8，一月均温8，七月均温22。无霜期130天，霜冻期在当年的10月底至次年的4月中旬，冻土深度85117cm。风向多为西北，次为东南，最大风速1216m/s ,年平均风速1.72.6m/s。 本区历史上未发生过地震，邻县静乐曾在1583年9月发生过4.8 级地震，本地有震感。据建筑抗震设计规范，276、本区地震设防烈度6度区。二、交通与运输本井田交通方便，太佳高速公路自井田南部10km经过，省级公路白会线从井田西部南北穿过，井田的北西部有209国道和碛口忻州的S313省道通过，此外在本区的南和东均有县级公路通过，煤炭外运便利。本矿生产的煤炭其主要用户是焦化厂的炼焦配煤，煤炭外运根据矿方要求采用公路运输方式。其优点是：(1)公路建设对地形适应性强。(2)公路运输灵活方便，可充分利用现有国有及民营企业的汽车运输能力，既节省矿井扩建的基建投资，又可减少用地。但用汽车集运煤炭道路坡度较大，要加强行车管理，及时维修道路以保持良好的路态和完善各类行车标志，以确保行车和行人的安全。本次设计可充分利用现有公277、路外运煤炭。第二节平面布置一、平面布置原则1、满足矿区经济规划、城镇规划和总体设计的要求，尽量利用现有建筑物及设施。2、满足生产工艺和对内对外运输的要求，力求使人货分流，路径短捷，作业方便，减少相互交叉和折返运输。3、充分利用地形，注意工程地质条件，因地制宜地进行平面和竖向设计。4、考虑气象、朝向、自然通风、排雨水等的要求，有利环境保护，满足卫生要求。5、节约用地、少压资源、合理紧凑地进行总平面布置。6、考虑防火、防爆、防震等的要求，确保生产安全。7、贯彻地面布置改革的精神，本着矿区设施集中化、专业化、正业化和系统化的原则，充分发挥矿区集中设施的作用，尽量减化矿井工业场地设施，提高效益、节约用278、地。二、平面布置的依据1、矿方提供的1:500地形图。2、矿方提供的生产矿井地质报告。3、相关专业提供的有关资料。4、煤炭工业矿井设计规范。5、煤矿安全规程。三、平面布置依据上述布置原则，结合地形，地貌情况，为满足生产要求，方便生活，平面布置如下：矿井分主生产区、辅助生产区和行政福利区三个区。1、主生产区该区位于工业场地西北部，主斜井的周围，主要布置有生产系统建筑和原煤运输道路系统。主要建筑物有主斜井井口房、空气加热室、入选皮带栈桥、选矸楼、上圆筒仓皮带栈桥、块煤皮带走廊、矸石皮带走廊、矸石仓、块煤仓等建构筑物。块煤仓及矸石仓周围设置防风抑尘网，以保证安全，保护环境。在主斜井井口北侧布置有井下279、水处理系统、生活污水处理系统、35KV变电所等建构筑物。2、辅助生产区辅助生产区位于工业场地南部，以副斜井为中心主要布置有副斜井绞车房、副井配电室、副斜井井口房、空气加热室、机修车间及综采库、器材库、器材棚、消防材料库及岩粉库、油脂库、坑木加工房、联合建筑等建构筑物。3、行政福利区行政福利区位于工业场地西北部，主要有矿办公楼、单身宿舍（三栋）、食堂、锅炉房、及日用消防洒水等设施。 4、其他场地风井场地布置位于工业广场南侧，主要布置有风硐、风机平台、电气室及值班室等建构筑物。高山水池位于风景场地南侧。主、辅助生产区与行政福利区之间用绿化带隔离，以符合环保和设计规范的要求。各建筑物具体位置及主要技280、术经济指标详见工业场地总平面布置图9-2-1。矿井总占地8.03ha，其中工业广场占地6.33ha（包括风井占地0.2ha），矸石场占地1.5ha，爆破材料库占地0.2ha。均为矿方已有征地。四、场区绿化场区主要建筑的建筑间距和安全通道的设置主要依据建筑设计防火规范（GBJ16-87）。场区内的工业与民用建筑耐火等均按二级设计。厂房间距不小于10.0m，民用建筑不小于6.0m。设计绿化面积1.26ha，绿化系数平均20%。在不影响道路行车安全，地上地下管线的敷设、维修、建筑采光等条件下，绿化布置主要考虑以下三点：1、沿场区道路整齐对称的布置行道树、绿篱。2、在办公楼、单身宿舍等生活福利设施附近281、栽植乔木、绿篱、花卉、布置花坛等美化环境设施。3、充分利用零散空地植树、铺设草坪。附表：工业场地占地面积及技术经济指标表9-2-1。五、工业场地绿化布置及美化设施场区绿化布置及美化设施主要集中在场前区。在场区内凡可绿化的地方均要种植树木、花草。办公楼前设置一宽敞的大门，院内设置花池、绿篱，设标语牌宣传栏加以衬托和修饰。沿场区道路两侧种植落叶树，以保护和美化环境。第三节竖向设计及场内排水一、根据地形条件，场区顺沟西南高东北低，局部坡度较大的地方以台阶分开。主斜井井口标高为1168.3m，选矸楼标高为1168.3m，混煤仓标高为1167.0m,块煤仓标高为1167.5m，副斜井井口标高1168.3282、m，辅助生产区地面标高为1168.3m，最大挖方高度20m。行政福利区在原有基础上进行改扩建，标高为1167.0m。填挖方较大的地方均用挡土墙加以支挡。确保各建筑及设施的安全。二、由于场地地形条件较差，本次设计挖填方工程量较大，挖方量约为96000m3，填方量约为34000m3。为了缩短运距，需就近挖填，避免往返倒运。三、场内排水场区排水应结合涵洞及排水沟考虑。竖向设计顺沟设排水涵洞，雨水沿排水沟分段汇入涵洞。截水沟为1.00.5m的矩形水沟，水泥砂浆砌片石，砌厚约0.25m。水沟长度约为400m。涵洞长度为400m。第四节场区运输一、本矿井日产原煤约2727t，全部用装入筒仓，由汽车外运。二283、窄轨铁路布置从副斜井井口车场引出材料线直至坑木场和机修车间，担负材料、设备及坑木的运输任务。线路的平均坡度在3-5左右，长度约为330m，鉴于坡度小、运距短、运量小，故未配备牵引设备，必要时辅以人力推车。线路轨距600mm，轨型30kg/m，钢筋混凝土轨枕。三、场区道路根据运输量的要求，在场区设一宽6.0m的主干道，从场区的北入口处经行政福利场地直通辅助生产区，保证车辆畅通无阻。辅助生产区设有宽4.0m的次干道贯穿场内。储煤场周围修筑宽为6.0m的环场公路，以保证生产运输畅通。路面结构采用水泥路面。线路总长度约600m，直通到场外，与场外干线路相通。第五节其它工业场地布置风井场地位于工业广场284、南90处，主要布置有风机房平台、风机值班室、配电室及黄泥灌浆系统等。场地标高1180m，占地面积约为0.2ha。矸石排弃场地位于风井场地东南部500m的冲沟中，矸石应分层堆放，推平碾压，并且应按照环保要求砌筑挡矸坝和排水暗涵，保持水土。排矸场占地1.5ha，服务年限约为10年。排矸场配备一台100马力的推土机，随时排弃的矸石每3m摊平压实，分层覆盖黄土。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285、布置，以减少工程量及投资。4、尽量减少管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。各种管线的最小埋深须大于其当地的最大冻土深度,热力管采用地沟敷设方式。第七节防洪排涝矿井设计生产能力为0.9Mt/a，属中型矿井。依据“煤炭工业矿井设计规范”第10.2.1条的规定，矿井井口、工业场地的设计频率为1/100，矿井井口校核频率为1/300。工业广场的平场标高在1167m-1168.3m之间，主斜井井口标高为1168.3m，煤场标高为1167.0m,块煤仓标高为1167.286、5m，副斜井井口标高1168.3m，根据岚县水利局的相关资料和该矿历年来的观察分析，岚河在该矿附近的最高洪水位标高为1165.391m，工业广场不受洪水威胁。工业场地地面雨水采用截水沟、排水涵洞和排水明沟加盖板等相结合的排水方式。地面漫流至排水涵洞汇合后，直接排出工业场地。山西源通煤矿工程设计有限公司 - 198 -山西岚县昌恒煤焦有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 第十章 电气第十章电气第一节供电电源一、地区电网现状及发展情况山西岚县昌恒煤焦有限公司矿井位于岚县境内的县城东南10km处梁家庄，属梁家庄乡管辖。当地的供电电网现状：在距矿井13km的西南面已有一座车道坡110kV变电站：该站安287、装40MVA三卷主变2台，现负荷率为50%；在距矿井9km的北面已有一座普明35kV变电站：该站安装6.3MVA二卷主变2台，现负荷率为65%。在距矿井12km的西北面已有一座东村（即高崖湾）110kV变电站：该站安装40MVA三卷主变2台，现负荷率为40%，无出线间隔；在距矿井15.5km的西南面已有一座岚县城关220kV变电站。矿井电源有保障。矿井供电现状：原工业场地有一座简易10kV变电所，电源引自普明35kV变电站10kV母线，导线选用LGJ-70mm2。本设计将该电源用于新矿基建期间的一回施工电源。二、设计矿井供电电源考虑矿井的实际负荷、工业场地选址、经济比较，结合当地供电电力资源等288、情况,本设计采用双回35kV架空线路引接矿井电源，其中一回35kV供电电源引自北面距矿井工业场地9km新建的普明35kV变电站的35kV母线段，导线型号为LGJ-120 mm2；另一回35kV电源引自西南面距矿井工业场地13km的车道坡110kV变电站的35kV母线段，导线型号为LGJ-120mm2。沿线敷设GJ-35mm2避雷线和远动通讯光缆ADSS-12芯。两回电源进线采用自动备用电源自动投入方式，即某一线路停电或有故障时，备用电源自动投入装置启动；矿井供电除井下电源，其他双回10kV供电的负荷在某一线路停电或有故障时，备用电源自动投入装置启动时：在2.0s2.5s内投入另一回电源，大大缩289、短停电时间，保证了矿井供电的可靠性和连续性。两回矿井电源进线互为闭锁，以防合环。矿井的两回路电源线上都不得分接任何负荷, 严禁装设负荷定量器。两回电源线路均采用预应力钢筋砼门型杆架空引来。地区电力系统地理接线示意见图10-1-1。第二节电力负荷一、设备容量设备安装总台数:158台设备安装总容量:9924kW设备工作总台数:132台设备工作总容量:6465kW二、负荷计算1、10kV侧无功补偿前计算负荷（含洗煤厂负荷）:有功功率:5275kW无功功率:3798kvar视在功率:6500.04kVA自然功率因数:0.742、10kV侧无功补偿后计算负荷:电容补偿总容量：2400kVar有功功率:5290、275kW无功功率:1398kvar视在功率:5457kVA补偿后功率因数:0.97矿井年耗电量：12.6106 kWh矿井吨煤耗电量：14kWh电力负荷统计表见表10-2-1。变压器选择表见表10-2-2。负荷计算表表10-2-1序号用电设备名称电压 V台数设备容量KCCOStg计算最大负荷S (kVA)年最大负荷利用小时数年电耗104kW.h备注总共运行安装运行P(kW)Q （kVAR）一井下负荷4#煤层（一）工作面运输顺槽1胶带输送机66011370.0 370.0 2台电机2小水泵114.0 4.0 回风顺槽3无极绳绞车1155.0 55.0 4回柱绞车117.5 7.5 5顺槽照明10.0 10.0 6注水泵1130.0 30.0 7注水钻2237.0 37.0 8小水泵114.00 49掘进可伸缩胶带输送机2280.0 80小计1010597.5597.50.550.71.02328.625335.20 469.42300099 运输顺槽选用1台KBSGZY-630 10/0.69kV变压器负荷率0.745 工作面10采煤机114011375.0 37511可弯曲刮板输送机11220.0 2202台电机12破碎机11110.0 11013转载机1