1、山西煤炭运销集团古交辽源煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计(修改版)古交辽源煤业公司矿井兼并重组整合项目初步设计前 言一、山西煤炭运销集团古交辽源煤业有限公司兼并重组整合的企业核准文件，参与兼并重组整合各矿井名称及隶属关系，兼并重组整合后矿名及隶属关系根据山西省政府关于“资源整合、联合改造、淘汰落后、优化结构”的煤炭政策，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200979号文件“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”，批准山西煤炭运销集团古交辽源煤业有限公司（重组前为古交辽源煤矿有限公司）为单独保留矿井，批准开采02、2、4、6、8、9号煤层，井田面积12、.9844km2，批准生产能力600kt/a。重组整合主体企业为山西煤炭运销集团有限公司。山西煤炭运销集团古交辽源煤业有限公司为了加快推进煤炭资源有效保护和合理开发利用，推进地方煤炭工业的发展，提高企业经济效益，委托我公司编制山西煤炭运销集团古交辽源煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计，矿井设计生产能力为600kt/a。二、编制矿井兼并重组整合的设计依据1、山西省煤炭地质有限公司2007年5月编制的古交辽源煤矿有限公司资源整合地质报告。 2、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200979号文件“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、太原市煤炭工业3、局并煤行发【2007】189号关于古交市阁上乡大山煤矿等二座煤矿资源整合地质报告的批复及评审意见书。4、山西省煤炭工业厅晋煤办基发200983号文关于加快兼并重组整合煤矿改造建设工作的安排意见。5、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。6、 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。7、山西省煤炭工业厅晋煤规发2010177号“关于加快兼并重组整合矿井地质报告和初步设计编制审批等工作的通知”。8、山西省国土资源厅2009年14、2月4日下发的采矿许可证（证号为：C1400002009121220049012）。9、矿方提供的现有生产系统，井筒、设备和设施等有关图表资料，以及外部协作的意向意见。10、煤炭工业矿井设计规范、煤矿安全规程等国家有关煤炭工业的规程、规范、标准和技术政策。11、设计委托书。三、设计的指导思想在贯彻执行国家及山西省人民政府关于煤炭工业建设、生产、安全的法律、法规、规程、规范等的前提下，充分体现煤炭工业的技术政策及产业政策，结合矿井的资源条件和外部条件，本着充分利用、减少投资、缩短工期、集中管理和安全可靠的原则，合理布置矿井的开拓开采系统，简化地面生产系统，适当减少行政、福利设施，结合山西煤炭运销5、集团古交辽源煤业有限公司的实际情况，以尽早投入生产为基本出发点，力争通过精心设计和充分依靠科技进步及科学管理，将该矿井建设成开发规模合理、安全生产条件好、机械化装备水平高、投资少、见效快、效益好的现代化矿井。主要技术原则1、 结合地面、井下条件，优化井田开拓部署和地面工业场地的布置。2、采煤工作面采用综合机械化采煤工艺，提高矿井机械化程度。3、 最大限度减少人员，提高生产效率。4、矿井工业场地联合布置，统筹考虑生产、生产服务、生活服务。5、多用荒山，少占良田。6、高度重视环境保护。四、设计特点1、矿井建设规模为600kt/a，服务年限14.7a。2、井口、工业场地位置及开拓方式。利用现有工业场6、地，采用斜井开拓方式开发全井田各批采煤层。利用现有主斜井延深后作为兼并重组后的主斜井，现有回风立井改造刷大，新建副斜井。开采水平标高为+982.000m。3、井筒主斜井（延深）：半圆拱断面，净宽4.20m，净断面13.23m2，倾角23，斜长819.02m。井筒右侧装备带宽800mm胶带输送机，担负原煤提升任务，左侧铺设检修轨，中间设行人台阶、扶手，轨型22kg/m，轨距600mm。井筒内敷设消防洒水管，兼做进风井和安全出口。副斜井（新建）：半圆拱断面，净宽5.0m，净断面16.82m2，倾角23，斜长714.0m。井筒左侧铺设轨型30kg/m，轨距600mm的单轨，单钩串车提升，中间安装架空7、乘人器，地面安JK-2.5/30E型矿用提升绞车。副斜井担负矿井人员、材料、设备的升降等辅助提升任务，右侧设行人台阶和扶手，兼做进风井及安全出口。回风立井（刷大）：利用现有井筒并刷大，原净径3.0m，净断面7.065m2，刷大后的净径5.0m，净断面19.63m2，垂深142.0m。井筒内装备梯子间，担负全矿井回风任务，兼做安全出口。4、采煤方法及采煤工艺矿井达到设计生产能力时，在8号煤层布置一个综采放顶煤工作面和两个综掘工作面，回采工作面顶板管理方法为全部垮落法。5、井下运输井下煤炭运输采用胶带输送机运输方式，辅助运输采用无极绳连续牵引车和调度绞车牵引1.0t系列矿车运输。6、通风方式采用中8、央并列式通风系统，机械抽出式通风方法。主、副斜井进风，回风立井回风。7、工业场地布置依据建、构筑物的功能和性质，工业场地平面布置大致分三个功能区，即生产区、辅助生产区和行政生活区。（1）生产区生产区布置在场地中东部，围绕主井井口布置，主要有主斜井井口、井口房、空气加热室、筛分间及胶带运输走廊、两个18.0m产品仓向东延伸，并设置了相应的停车装车场地、地磅房。（2）辅助生产区辅助生产区位于工业场地西部，围绕副斜井井口布置，主要布置有副井井口房、天轮架、绞车房、空气加热室、修理车间、器材库、岩粉库、消防材料库、空压机房、井下水处理站（调节池一座、清水池一座、综合间、加压泵房）、生产、消防给水系统之9、清水池、二级泵站；高位翻车机房、坑木加工房、油脂库，变电站（布置副井口北侧的高台上，方便电缆进出线布置）以及材料堆放场地。（3）行政生活区行政生活区在场地的东侧中部，主要布置建筑物有办公楼（现有），单身宿舍，食堂、汽车库、为了矿工上下井方便、将任务交待室、矿灯房、浴室联合建筑布置在副井井口的东南侧。生活污水处理站布置在场地西端最低处，有利于污水收集。五、设计的主要技术经济指标1、矿井地质资源量17682kt，工业储量为17437kt，设计储量为15514kt，设计可采储量为11474.98kt。2、矿井设计生产能力：600kt/a。3、矿井服务年限：14.7a。4、矿井移交生产时，井巷工程总长10、度8424.51m，其中已有工程1512m，新增工程6912.51m；煤巷6016.07m，占新增井巷工程总长度的87.03%，万吨掘进率115.21m。井巷新增掘进总体积95909.19m3，其中新增硐室体积为12094.12m3。5、工业场地占地面积6.22hm2，排矸场占地面积3.0hm2。6、矿井工业建筑物及构筑物总面积、总体积建（构）筑物总面积为：5862.60m2；其中新建建（构）筑物总面积为5688.35m2。建（构）筑物总体积为：53647.58m3；其中新建建（构）筑物总体积为52758.90m3。7、矿井行政、生活福利建筑总面积：9843.08m2；其中新建矿井行政、生活福11、利建筑面积：8178.08m2。矿井行政、生活福利建筑总体积：33044.2 m3；其中新建矿井行政、生活福利建筑体积：27050.2m3。8、矿井在籍人数：391人。9、矿井全员效率：7t / 工。10、建设项目总资金：18055.01万元。11、建设工期：9.5个月。六、存在的主要问题及建议1、采空区积水是矿井生产中的安全隐患之一，在建设和生产中，应加强采空区积水积气的调查，及时对积水进行探放，严格按照“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则进行。2、加强煤层厚度标高的测控工作，及时掌握煤层底板标高的变化，及时修正煤层底板等高线，确保正确指导煤矿生产。3、建议进一步对本井田煤层顶底12、板、瓦斯、煤尘、煤自燃性的研究，确保开采技术条件的准确性，为矿井安全生产提供可靠依据。第一章 井田自然概况及资源整合前各矿现状第一节 井田概况一、交通位置1、位置山西煤炭运销集团古交辽源煤业有限公司位于古交市马兰镇南家山村附近，行政区划隶属马兰镇，即位于中国最大焦煤基地古交矿区（产能1650万吨）的马兰矿井（400万吨）南二采区附近。井田地理坐标为：东经11210151121058，北纬3753153754102、交通井田位于古交西南方向，直距15km，其间有简易公路相连，经古交铁路、公路可至太原，古交交通运输条件较为便利。交通位置见图1-1-1。二、地形地貌该井田位于吕梁山脉东翼，属中低山区13、，沟谷纵横，切割强烈，沟谷两侧基岩出露，山顶多为黄土覆盖。井田地势总体为南北高中部低，最高点位于井田西北角，海拔标高+1441.7m，最低点位于井田东部的沟谷中，海拔标高+1223.4m，最大相对高差218.3m。三、河流井田水系属黄河流域汾河水系，井田内无河流和地表积水，井田内沟谷纵横、冲沟发育，各大小沟谷平时干涸无水，只有雨季时才汇集洪水沿沟排泄，所汇集的水流向南汇入汾河的支流屯兰河。据矿方调查资料，矿井工业场地历年最高洪水位为+1118.00m，风井场地历年最高洪水位为+1279.00m。四、气象及地震情况本井田属典型的大陆性半干旱性气候，具有四季分明，昼夜温差大，冬季长而寒冷，春季干旱14、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，1月份气温最低，历年最高气温37.2，最低-22.4。年降雨量多集中在7、8、9三个月，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150d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34级，最大可达8级。根据中华人民共和国中国地震动峰值加速度区划图(GB18306-2001)和建筑抗震设计规范（DB50011-2001）（2008版），地震动峰15、值加速度为0.15g。井田所属地区的地震烈度值为度。五、本区社会经济状况本区地下资源丰富，有煤、石灰岩、白云石、铝矾土、高岭土等，工业上以采矿（煤）为主，其它有炼焦、水泥、加工、电力、建材等；主要农作物有谷子、玉米、燕麦、高梁、油料作物等，地区经济发达。第二节 兼并重组整合前开采现状根据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200979号文件“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”，批准山西煤炭运销集团古交辽源煤业有限公司（重组前为古交辽源煤矿有限公司）为单独保留矿井。原古交辽源煤矿有限公司根据山西省煤炭资源整合和有偿使用工作领导组办公室晋煤整合办核2006316、0号文件精神对古交辽源煤矿有限公司、古交市马兰镇南家山煤矿及部分空白资源进行整合，整合后生产能力0.3Mt/a。太原市煤炭工业局文件并煤规发2007228号“关于古交辽源煤矿有限公司资源整合初步设计的批复”，原古交辽源煤矿采用斜井开拓方式，新掘一主斜井（本次设计的主斜井），目前该斜井已掘600m，主斜井装备带宽800mm的大倾角DT型胶带输送机担负矿井原煤提升任务；利用原有主斜井作为副斜井（本次设计关闭，新建一副斜井，详见井田开拓部分叙述），副斜井装备JTP1.6型单滚筒提升绞车担负矿井辅助提升任务；利用原南家山主立井作为回风立井，回风立井装备两台FBCZ-6-17B轴流式主扇风机，一台工作，17、一台备用。该矿从2007年资源整合批复后，一直为基建矿井。表1-2-1 2007年资源整合批复的井筒井口特征表矿 名辽源煤矿有限公司井 筒 名 称主斜井副斜井回风立井井口坐标纬距X（54）4194399.6234194377.4604194589.152经距Y（54）19588339.90519588238.88019587907.455纬距X（80）4194351.3164194265.7304194540.842经距Y（80）19588269.86319588230.97019587837.411井口标高Z（m）+1264.157+1257.500+1282.500井筒斜长L（m）600218、50142井筒倾角（）232390提升方位角（）196325257308断面形式半圆拱半圆拱圆形净宽（净直径）（m）4.203.203.0井筒断面积（m2）掘进14.367.6810.17净13.235.607.07支 护方式混凝土/锚喷混凝土/锚喷混凝土厚度（mm)450/100450/100300井 筒 装 备800mm胶带输送机单钩串车主扇风机用 途主提升、安全出口、进风辅助提升、进风回风、安全出口第三节 井田四邻关系山西煤炭运销集团古交辽源煤业有限公司周边及区内以前开采煤矿较多，北部为古交市星星煤矿（由黄岩小煤矿和星星煤矿进行资源整合），批准开采02、2、4号煤层；东北部与古交市玉峁煤19、业有限公司接界（由原武昌煤矿和原玉峁煤矿进行资源整合），批准开采02、2、4、6、8、9号煤层；西南与马兰居委会煤矿（已关闭）相邻；西部为煤层露头，东部与西山煤电集团公司马兰矿相邻。相邻矿井均留有保安煤柱，未发现临矿有越界开采现象。矿井四邻关系详见图1-3-1区内在2007年资源整合前分布两座煤矿，分别为古交辽源煤矿有限公司和古交市马兰镇南家山煤矿。1、古交辽源煤矿有限公司2007年资源整合前原辽源煤矿有限公司始建于1996年3月，1998年4月投产，原为中国煤炭博物馆服务公司开办煤矿。山西省国土资源厅于2004年2月颁发的证号为1400000430181采矿许可证，批准开采02、2、4号煤层20、，批准井田面积0.419km2，生产许可证号X040109180Y2G2，生产能力为100kt/a。建井时批准开采2号煤层。据2002年6月山西省煤炭规划设计院提交的古交市华海能源有限公司辽源煤矿初步设计方案说明书，设计生产能力90kt/a。采用斜井开拓，采煤方法为短壁式开采，放炮落煤，木支柱支护，绞车提升，采区和工作面采用皮带、刮板输送机运输，人力平车运料，通风方式为抽出式。2、古交市马兰镇南家山煤矿2007年资源整合前马兰镇南家山煤矿始建于1986年，1988年投产。山西省国土资源厅于2003年10月颁发的证号为1400000331212号采矿许可证，批准开采2、6、7、8、9、10号煤层21、，批准井田面积0.325km2，生产规模60kt/a。2号煤层在1997年时已采空，整合前开采8号煤层，据太原市煤矿设计研究所2002年12月提交的古交市姬家庄南家山煤矿技术改造初步设计说明书，设计生产能力9kt/a，实际生产能力9kt/a。采用斜立综合开拓，采煤方法为短壁式，放炮落煤，木支柱支护，单钩箕斗提升，采区和工作面采用皮带、刮板运输机运输，人力平车运料。通风方式为抽出式。第二章 兼并重组的条件第一节 资源条件一、井田地质勘探程度及地质报告批准文号山西省煤炭地质公司于2007年5月编制完成了古交辽源煤矿有限公司资源整合地质报告，本报告是在技术人员对井田范围内进行实地调查，并对矿井生产情22、况进行了解，同时收集以往勘探成果和煤矿生产中相关资料的基础上，经过综合分析研究编制而成。该地质报告由太原市煤炭工业局文件于2007年5月以并煤行发2007189号批复。井田勘查程度达到了精查，满足矿井兼并重组整合设计和建设要求。二、地质构造（一）区域地质简况1、区域地质西山煤电总体呈现为轴向北西的复向斜构造，煤田四周地层翘起，地层走向与向斜轴向大致相当，按构造形迹特征及其组合规律，可将西山煤田划分为三个构造体系，即：经向构造、新华夏系构造以及旋扭构造。经向构造主要展布在煤田西部，主要由马兰向斜、水峪向斜构成。新华夏系北东北东东向泰山式断裂主要展布在经向构造以东，呈带状出现。煤田西北、东南有帚状23、构造显示。煤田内地层发育比较齐全，西部狐堰山一带有燕山期侵入岩分布，中部一般出露古生代二叠系地层，向斜轴部有中生代三叠系地层出露，煤田边缘从内至外依次出露古生代石炭系、奥陶系及寒武系地层。另外新生代第三系及第四系也有广泛分布。西山煤田区域地层特征见表2-1-1。2、区域含煤特征西山煤田区域含煤地层主要为古生代石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，主要可采煤层为2、3、4、7、8、9号，一般2、8、9号为区域性稳定可采煤层，其余为局部可采煤层。表2-1-1 区域地层简表地层单位岩性、沉积特征厚度（m）接触关系界系统组新生界Kz第四系Q主要为中上更新统和全新统，岩性主要以砂砾层、砂土层及粘土层组成。24、0-120与下伏地层呈角度不整合接触。第三系R上新统N2主要为未胶结之砂土，底部常有1层厚1m左右的砾石层。0-85与下伏地层呈角度不整合接触。古生界Pz二叠系P上统P2石千峰组P2sh紫红、深红色沙质泥岩与中粗粒石英长石砂岩互层。103-176与下伏地层呈整合接触。上石盒子组P2s杏黄、黄绿色砂岩，紫红色泥岩为主。224-274下统P1下石盒子组P1x杏黄、黄绿色砂岩，泥岩为主。65-150山西组P1s灰白色砂岩，灰色砂质泥岩，含薄煤层。37-120石炭系C上统C3太原组C3t灰色砂岩、灰黑色泥岩，夹泥质灰岩，含主要可采煤层。67-158与下伏地层呈整合接触。中统C2本溪组C2b灰色砂质泥岩25、铝质泥岩，含数层石灰岩及薄煤层，底部为山西式铁矿。21-61与下伏地层呈平行不整合接触。奥陶系O中统O2上马家沟组O2s为一整套浅海相的碳酸盐建造，以石灰岩、泥灰岩为主，含白云岩。600与下伏地层呈整合接触。下马家沟组O2x下统O1亮甲山组O11冶里组O1y寒武系含下统毛庄组；中统张夏组、徐庄组；上统凤山组、长山组、崮山组。以碳酸盐岩、泥质岩为主。300（二） 矿井地质1、地层井田内地层由老到新发育有奥陶系中统上马家沟组（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）、第三系上新统（Na2）、第四系中26、上更新统（Q2+3）现简述如下：1） 奥陶系上马家沟组（O2f）为煤系地层基底，全层厚度约130m左右，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20.032.0m，平均26.0m，为海陆交互沉积，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13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）与下伏本溪组呈整合接触，是本区主要含煤地层之一，全组厚92.0113.0m，平均103.0m，为海陆交互沉积，岩性主27、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46层，可采煤层两层（8、9号）按岩性组合特征可分三部分： 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1.0m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 811号煤层，仅上部8、9号煤层可采，本段地层厚度一般在41.50m左右。 中部灰岩带：为L1灰岩底至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、L2、L4）为特征，含7号可采煤层。底部L1灰岩常为8号煤层直28、接顶板，厚4.87m左右，其上13m左右为L2灰岩，L2灰岩一般为2分层结构，厚5.75m左右，为区内最主要标志层，L4灰岩厚度一般在2.10m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，灰岩内盛产动物化石。 L4顶至K3砂岩底：岩性以灰色砂岩、砂质泥岩及6号煤层组成，含煤一层（6号），为局部可采煤层；全厚37.00m左右。中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）陆相碎屑岩含煤构造，为井田主要含煤地层之一，厚度41.0m52.0m，平均45.0m。主要由深灰灰黑色泥岩、粉砂岩、砂质泥岩、炭质泥岩、粉砂岩间夹灰色中细粒砂岩及35层煤层组成29、。其中2号煤层为井田主要可采煤层，4号煤层变为高灰煤、及炭质泥岩，为不可采煤层，本组泥质岩中富含植物化石。底部K3为灰色中粒砂岩，成分以石英为主，长石次之，分选性、磨圆度较差，斜层理发育，厚度3.504.60m，平均3.80m。5） 二叠系下统下石盒子组（P1x）与山西组地层整合接触，全厚71.0106.0m，平均95.0m，属陆相沉积，按岩性特征可分为两段： 下段主要为灰色、黄绿色泥岩、砂质泥岩、砂质互层，有时含45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8.05m左右。本段厚度一般在25.6471.69m30、之间，平均50.0m。 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砂岩与下段分界。K5厚度一般在7.23m左右，成分以石英、燧石为主，呈薄层细粒结构，沉积不稳定，多数变为砂质泥岩或尖灭。本段厚度一般为25.2669.42m，平均厚度为45.0m。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，与下伏地层呈整合接触。主要有一套以粉砂岩、细砂岩、砂质泥岩组成，根据岩性特征可将本组分为上下两段：下段由黄绿色、杏黄色、紫红色等杂色泥岩、粉砂岩组成，粉砂岩中夹有长石英砂岩，底部K10砂岩厚0.9024.00m，一般厚731、.40m。为中厚层状含砾长石石英砂岩。上段地层主要由巨厚层状含长石石英砂岩夹薄层泥岩组成，该组地层主要由厚巨厚层状含砾长石石英砂岩。上段地层最大残留厚度260m。7） 第三系上新统（N2）地层厚070m，平均20m以上，下部主要为棕红色、柴色砂砾层；中部主要为一套韵律性清楚的棕红色砾岩、砂土、粘土及粘土岩；上部为红色粘土，含三趾马化石及数层水平钙质结核。8） 第四系中上更新统（Q2+3）厚度040m，平均20m。上部为上更新统黄土，岩性为灰黄色亚砂土，垂直节理发育，底部有钙质结核。下部为中更新统黄土，岩性为淡红色亚粘土、砂质粘土，中下段含钙质结核，底部常有半胶结状砂砾层。2、地质构造井田位于西32、山煤田古交矿区，马兰勘探区西部，井田内构造简单，总体为一走向NE的单斜构造，倾角722左右，平均15，井田内已发现有一条断层，走向北东倾向南东，倾角70，落差20m。井田内未发现有陷落柱及岩浆岩侵入。井田地质构造属简单类。三、煤层及煤质（一）煤层1、含煤性井田内含煤地层为石炭系上统太原组（C3t）和二叠系下统山西组（P1s），分述如下：太原组为一套海陆交互含煤地层，含煤6层，编号自上而下为6、7、8、9、10、11号煤层，其中8号煤层为全区稳定可采煤层，6号煤层为较稳定部分可采煤层。地层平均总厚度103.0m，可采煤层平均总厚度6.96m，可采含煤系数6.76。山西组为一套陆相含煤地层，含煤433、层，编号自上而下为02、03、1、2、3、4号煤层，其中02、2号煤层为井田内稳定可采煤层，其余为不可采煤层（4号煤层经本次实测及取样检验证实为不可采煤层），地层平均厚度45m，可采煤层平均总厚度5.21m，可采含煤系数11.58。井田内山西组、太原组地层总厚度148m，可采煤层平均总厚度12.17m，可采含煤系数8.22。2、可采煤层井田内可采煤层为02、2、4、6、8、9号煤层（参见可采煤层特征表），叙述如下：（1）02号煤层位于山西组，在K4砂岩下方 510m，煤层厚度0.601.14m，平均为0.89m，结构简单，一般不含夹矸，层位稳定，顶、底板多为泥岩、粉砂岩，为全井田稳定可采煤层。34、（2）2号煤层位于山西组中部，上距02砂岩底10m左右，煤层厚度1.522.86m，平均2.32m，结构较简单，有的地方有一层夹矸，为全井田可采稳定煤层，煤层顶板多为砂质泥岩，底板多为砂质泥岩或泥岩。（3）4号煤层4号煤层是辽源煤矿的批采煤层之一，经本次井下巷道揭露点实测及取样检验，确定在井田范围内4号煤层基本上相变为高灰煤，及炭质泥岩，属不可采煤层。该层位于山西组中下部，上距2号煤层约3.54.5m，煤层顶板为砂质泥岩或泥岩，底板多为粉砂岩。（4）6号煤层位于太原组上部，L4在K3砂岩下方1015m处粉砂岩之下，上距2号煤层底40m左右，煤层厚度0.601.70m，平均1.27m。结构简单，35、一般有一层夹矸，在井田内为较稳定部分可采煤层，顶板为细砂岩，底板为砂质泥岩或细砂岩。（5）8号煤层位于太原组下部，L1灰岩之下，上距6号煤层35m左右，煤层厚度3.085.46m，平均4.42m结构复杂，一般含3层夹矸，为全井田稳定可采煤层，煤层顶板为L1石灰岩，灰岩与煤层间往往有约1m左右的泥岩，底板以粉砂岩为主。（6）9号煤层位于太原组下部，上距8号煤层底平均10m，煤层厚度02.48m，平均1.26m，煤层结构中等，含12层夹矸，在井田内为不稳定局部可采煤层，煤层顶板为泥岩，底板为泥岩。各可采煤层的厚度、煤层间距及其变化情况见表2-1-2。（二） 煤质1、物理性质和煤岩特征1）物理性质井36、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23，松软至半坚硬，脆度较大，参差状、阶梯状断口，内生裂隙发育。表2-1-2 可采煤层特征表煤层编号煤层厚度（m）平均煤层间距（m）夹矸稳定性可采性顶板岩性底板岩性最小最大平均020.601.140.890稳定全区可采泥岩粉砂岩泥岩粉砂岩10.0021.522.862.320稳定全区可采砂质泥岩砂质泥岩泥岩40.0060.601.701.271较稳定大部可采粉砂岩砂质泥岩细砂岩35.0083.085.464.420-3稳定全区可采石灰岩粉砂岩10.0090.002.481.261-2不稳定局部可采泥岩泥岩2）37、煤岩特征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，少量硫化物和碳酸盐类。2、 化学性能、工艺性能1）化学性能根据马兰精查勘探报告煤质资料叙述如下：02号煤层水分（Mad）原煤：0.470.70，平均0.63； 浮煤：0.460.60，平均0.54；灰分（Ad） 原煤：5.4134.78，平均24.97； 浮煤：3.1615.46，平均7.24；挥发分（Vdaf） 原煤：17.7533.46，平均27.60； 浮煤：17.031.38、08，平均26.40；全硫 原煤：0.221.71，平均0.47； 浮煤：0.291.83，平均0.53；磷（Pd） 原煤：0.0010.007，平均0.0042；胶质层厚度（Y）21-44m；粘结指数（G.rl）91-97；奥亚膨胀度（b）180。2号煤层水分（Mad）原煤：0.821.78，平均1.22； 浮煤：0.761.20，平均0.95；灰分（Ad） 原煤：7.6437.79，平均18.66； 浮煤：3.3715.44，平均6.05；挥发分（Vdaf） 原煤：15.6231.23，平均25.89； 浮煤：11.1237.37，平均25.76；全硫 原煤：0.293.47，平均1.2339、； 浮煤：0.341.31，平均0.68；胶质层厚度（Y）21-32m；粘结指数（G.rl）72-95；奥亚膨胀度（b）150。4号煤层水分（Mad）原煤：0.911.78，平均1.32； 浮煤：0.791.25，平均0.96；灰分（Ad ） 原煤:15.0948.22%，平均33.50%；浮煤：4.2318.85%，平均8.70%；挥发分（Vdaf） 原煤:12.1338.05%，平均29.77%；浮煤： 11.8530.92%，平均24.97%；全硫（St.d） 原煤：0.233.13%，平均 0.40%；浮煤：0.321.37%，平均 0.61%；磷（Pd ） 浮煤：0.00170.0040、5%，平均0.0021%胶质层（Y）为1024mm；粘结指数（GR.1）6393；奥亚膨胀度（b）130%。6号煤层水分（Mad） 原煤：0.6889，平均0.76； 浮煤：0.660.83，平均0.72；灰分（Ad） 原煤：9.9239.29，平均29.58； 浮煤：4.1017.22，平均13.24；挥发分（Vdaf） 原煤：10.8236.03，平均27.02； 浮煤：13.1531.24，平均25.52；全硫 原煤：0.282.90，平均2.21； 浮煤：0.512.06，平均1.01；磷（Pd） 原煤：0.00110.087，平均0.015；胶质层厚度（Y）1027m；粘结指数（G.41、rl）5166；奥亚膨胀度（b）140。8号煤层水分（Mad） 原煤：0.311.02，平均0.66； 浮煤：0.470.87，平均0.65；灰分（Ad） 原煤：7.6433.69，平均18.01； 浮煤：4.1221.26，平均6.86；挥发分（Vdaf） 原煤：6.029.44，平均23.21； 浮煤：11.4828.19，平均23.80；全硫 原煤：0.572.86，平均2.58； 浮煤：0.482.56，平均1.40；磷（Pd） 原煤：0.0010.018，平均0.043；胶质层厚度（Y）2141m；粘结指数（G.rl）8296；奥亚膨胀度（b）160。9号煤层水分（Mad） 原煤：042、.421.04，平均0.66； 浮煤：0.410.72，平均0.51；灰分（Ad） 原煤：11.6336.70，平均25.67； 浮煤：4.0621.21，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 原煤：0.552.19，平均1.46； 浮煤：0.472.18，平均0.91；磷（Pd） 原煤：0.0010.062，平均0.0115；胶质层厚度（Y）2544m；粘结指数（G.rl）91102；奥亚膨胀度（b）180。2）煤的可选性本矿未做可选性试验，根据马兰精查资料，2号煤层精煤回收率为67.73，等级为良，43、中煤产出率6.37，属易选煤。6号、9号煤次之，属难选煤，8号煤较好，为易选 至中等可选煤层。3）煤的风氧化井田范围内各可采煤层埋藏在井田西部有隐伏露头，一般内推100m范围内作为风氧化带。4）煤类及工业用途煤类划分按中国煤炭分类国家标准（GB755186。分类指标采用浮煤挥发分（Vdaf）粘结指数（G.rl）、胶质层最大厚度（Y）、奥灰膨胀度（b）确定，煤质特征按中华人民共和国国家标准（GB/Tl52242004）关于煤炭质量分级标准进行划分。6号煤特低灰高灰分、低硫高硫分的焦煤（JM）8号煤低灰高灰分、低硫高硫分的肥煤（FM）9号煤特低灰高灰分、低高硫分的肥煤（FM）本井田处于马兰勘探区的44、西北部，以焦煤、肥煤为主，本矿出产的煤炭可以作为炼焦用煤或炼焦配煤。四、其他开采技术条件1、瓦斯根据山西省煤炭工业局晋煤安发20072030号文关于2007年度年产30万吨及以上矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复，该矿瓦斯相对涌出量2.02m3/t，绝对涌出量为0.40m3/min，属低瓦斯矿井。二氧化碳相对涌出量为2.43m3/t，绝对涌出量为0.48m3/min。根据山西省煤炭工业局综合测试中心编制的山西煤炭运销集团古交辽源煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告：山西煤炭运销集团古交辽源煤业有限公司煤业8号煤层以60万t/a产量生产时，矿井开采一采区时最大绝对瓦斯涌出量为3.02m3/45、min，最大相对涌出量为2.39m3/t；开采二采区时最大绝对瓦斯涌出量为5.61m3/min，最大相对涌出量为4.44m3/t；其中回采工作面最大瓦斯涌出量为2.82 m3/min，掘进工作面最大瓦斯涌出量为1.08 m3/min，其它瓦斯涌出量为1.71 m3/min。2、煤尘根据山西省煤炭工业局综合测试中心2010年9月对井田范围内8号煤层煤尘爆炸鉴定报告，8号煤层煤尘爆炸定性分析：其火焰长度为180mm，加岩粉用量75%，煤尘具有爆炸危险性。根据矿方收集到的马兰矿的鉴定资料，02、2号煤层也均具有爆炸危险性。3、自燃根据山西省煤炭工业局综合测试中心对井田范围内8号煤层自燃倾向性鉴定报告46、：吸氧量0.70cm3/g，自燃等级为级，自然倾向性为自燃。根据矿方收集到的马兰矿的鉴定资料，02、2号煤层自燃等级均为级，自然倾向性均为自燃。4、地温本矿井及邻近矿井在生产中未发现有地温异常，据调查，本区域地温梯度小于3/100m，属正常区。五、井田水文地质（一）区域水文地质井田位于西山煤田西北部，属黄河流域汾河水系。吕梁山脉东翼单斜构造区，海拔+1070+1550m，属中低山地貌。半干旱气候，年降水量小于蒸发量，地表迳流多为季节性河流，地势西高东低，河流有屯兰河，水流由南西向东流入汾河。区域含水层主要有奥陶系碳酸岩类岩溶水含水层、石灰系及二叠系砂岩碎屑岩类夹碳酸盐岩类岩溶裂隙水含水层、二叠47、系碎屑岩类裂隙水含水层及松散岩类孔隙水含水层四类。本溪组底部铝土质灰岩为区域隔水层。1、碳酸盐类岩溶水含水层岩性主要为奥陶系石灰岩、白云质灰岩，可溶性强，岩溶发育程度高，透水性及富水性均较强。补给方式主要是接受大气降水的入渗补给层，以侧向迳流的方式向排泄区迳流。西山煤田及其附近地区属晋泉域，面积2050km2，1950年代晋祠泉迳流量为2m2/s（现已断流）。泉域内奥灰岩溶 水水位在镇城底+898.11m，古交市+896.37m，李家庄+833.81m，晋祠泉+802.96m，井田区内为+951.25m，马兰区单位涌水量为0.41L/s.m，渗透系数最大4.04m/d。2、碎屑岩类碳酸盐岩类岩48、溶裂隙水含水层岩性主要为本溪组和太原组中的石灰岩砂岩层，主要接受大气降水的入渗补给和地下水侧向迳流补给，据马兰区钻孔资料，单位涌水量0.0081-0.00006L/s.m，渗透系数最大0.44m/d，水位标高+1104.6+1251.0m。含水性较弱。3、碎屑岩类裂隙水含水层岩性主要为二叠系山西组及上下石盒子组的砂岩层，主要接受大气降水的入渗补给，在沟谷中以泉的形式排泄。单位涌水量0.00012-0.00134L/s.m，渗透系数最大0.00126-0.00177m/d，水位标高+1168.41+1361m。4、松散岩类孔溶水主要分布在黄土中夹有的砾石层，井田内通常透水而不含水。（二） 井田水49、文地质条件1、地表水井田内无常年性河流，都属于季节性河流，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、岩溶向深部迳流或以泉水形式排泄。井田内地形相对高差218.3m，地表迳流较快，不易积水。2、含水层组（1）奥陶系碳酸盐类岩溶水含水层富水性以石灰岩为最好，按马兰矿精查勘探资料钻孔抽水试验，单位涌水量1.479-4.07L/s.m，渗透系数5.40-15.56m/d，水质类型为HCO3.SO4-Na.Mg及HCO3.Cl-Na.Mg型，矿化度为280-852mg/l，硬度为12.41-37.53德国度，为微硬-极硬的淡水，由全省奥灰岩溶水位等水位50、线图推测本井田内奥灰水位标高在915-917m左右。（2）石炭系上统太原组碎屑岩及石灰岩裂隙岩溶含水层组该裂隙岩溶含水层组由L1、L2、L4三层灰岩及砂岩层组成，裂隙、岩溶均不发育，透水性及含水性亦差，钻孔钻进时，水位及消耗量无变化或略有变化。据钻孔抽水试验，单位涌水量为0.0081-0.00006L/s.m，渗透系数为0.44m/d，水位标高1104.60-1251m。水质类型为HCO3.SO4-Ca.Mg型，矿化度为376-538mg/l，硬度1.7-20.35德国度，为极软-硬的淡水。该含水层富水性弱。（3）二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层组该含水层组主要为K3砂岩和2、4号煤层间砂岩裂隙51、含水为主，据钻孔抽水试验，单位涌水量为0.00012L/s.m，渗透系数为0.00126m/d。水位标高1168.41m，水质类型为HCO3.SO4-Na.Mg。该含水层富水性弱。（4）二叠系上下石盒子组砂岩裂隙含水层组该含水层组为厚层状中、粗砂岩，但由于 其分布位置较高，又多被沟壑所切割，处于接受补给的地区。3、隔水层组（1）中石炭统本溪组：由泥岩、铝质泥岩、砂质泥岩等组成，厚度26.00m左右，系一较好的隔水层。（2）石炭系太原组层间隔水层本隔水层由泥岩、砂质泥岩、粘土质泥岩及煤层等组成。分布于各层石灰岩和各层砂岩含水层之间，起到层间相对隔水的作用。4、构造及其水文地质特征井田位于西山煤田52、古交矿区，马兰勘探区西部，井田内构造简单，总体为一走向NE的单斜构造，倾角722左右，平均15，井田内已发现有一条断层，走向北东倾向南东，倾角70，落差20m。开采过程中还应注意隐伏构造的存在，防止地表水进入矿坑通道，造成突水事故的发生。（三） 矿井充水因素分析1）大气降水对矿坑充水的影响井田内基岩及拟采煤层埋深不大，大气降水通过松散沉积物孔隙与基岩裂隙渗入地下进入矿坑，成为矿坑充水的根本来源和主要来源之一。由于降水季节性强，地表有利于排水，上部含水层富水性一般较弱，故矿坑涌水量随之变化的动态特征不明显，仅强降水过后一定时间内涌水量稍有增加。2）顶板裂隙水对矿坑充水的影响煤层顶板砂岩裂隙及石灰53、岩裂隙含水层地下水将通过矿坑顶板冒落导水裂隙带向矿坑充水，为矿坑充水的主要来源之一。3）上部矿坑水对下组煤矿坑充水的影响本矿是一个有多年开采历史的老矿，上组煤（2、4号）已开采殆尽，形成面积较大且相互连通的众多采空区。降水的大部分首先转化为矿坑水，分布在下部6号、8号、9号煤的上方。据调查，在开采情况下，由于矿坑顶板冒落导水裂隙带的影响，矿坑水成为井田下组煤矿坑充水的主要来源之一，也是可能导致顶板突水事故危害矿井安全的一大陷患。4）井筒水对矿坑充水的影响下组煤井筒将穿过所有含水层，上部含水层地下水或矿坑水可直接沿井壁流入矿坑。井筒涌水量的大小与设计井筒位置有关。井田内井筒水对矿坑充水影响较小。54、5）构造对矿坑充水的影响井田内构造带富水性均较弱，但对矿坑充水仍有一定影响，生产中应引起注意。6）采空区积水井田内02、2、6、8号煤层分布有采空区，存在一定量积水，其积水量系根据经验估算。根据本矿及相邻煤矿的实际情况，现采用经验公式对井田内02、2、6、8号煤层采空区积水量估算如下：Q积=K、M、F /cos式中：Q积采空积水总量（m3）M采空区平均采高或煤厚（m）（02号煤层平均厚度0.89m、2号煤层平均厚度2.32m、6号煤层平均厚度1.27m、8号煤层平均厚度4.42m）；F采空积水区的水平投影面积（m2）煤层倾角（）（取14）；k采空区充水系数（取0.25）；估算结果见表2-1-255、 井田采（古）空区积水量估算表。重组整合后井田北与山西古交煤焦集团星星煤业有限公司相邻，东北与古交市寺坪煤矿相邻，东部及南部与西山煤电集团马兰煤矿相邻，西南与古交市马兰居委会煤矿相邻。据调查，相邻煤矿采空区有积水，其积水量见表2-1-3 相邻煤矿采（古）空区积水量估算表。表2-1-2 本井田采(古)空区积水量估算表矿 名煤层号积水区编号采、古空区积水面积(m2)积水量（万m3）原辽源煤矿02238950.53原辽源煤矿2301131.7545730.27原南家山煤矿6199350.63340271.08248320.79原南家山煤矿897591.0887870.97合 计7.10相邻煤矿采古空56、区积水及井田内采空区积水，对本矿生产有影响。因此在今后的生产中一定要做好探放水工作，以防发生透水事故。表2-1-3 相邻煤矿采（古）空区积水量估算表矿 名煤层号积水区编号采、古空区积水面积(m2)积水量（万m3）原南家山煤矿02291990.65山西古交煤焦集团星星煤业有限公司271790.42136950.79165950.96古交市寺坪煤矿87410.51原南家山煤矿207281.20马兰煤矿398202.31729764.23262441.52马兰居委会煤矿348012.02合 计14.617）奥灰水对矿坑充水的影响根据地质报告提供，本井田内奥灰水位标高在915-917m左右。井田内8号57、煤层东部区域底板最低标高在880m左右，9号煤层东部区域底板最低标高在860m左右，开采8、9号煤层东部区域低于奥灰岩溶水水位标高。因此奥灰水对煤层开采存在一定影响。为了评价其带压开采的可能性，我们计算了开采9号煤层时的岩溶水突水系数。计算公式选用国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局发布的煤矿防治水规定中确定的计算公式：T=P/mP水头压力(MPa)m隔水层厚度(m)经计算6、8、9号煤层最低点的突水系数为0.015、0.025、0.034MPa/m，小于岩层完整块段突水系数临界值0.10MPa/m，属岩层完整块段安全区，在没有断层导水的情况下，一般不会发生岩溶水突水问题。（四）矿井水58、文地质类型据马兰精查区资料，该区岩层呈单斜倾向东，地下承压水的迳流方向与岩层倾向一致，矿井充水属单向补给。综合上述情况，井田水文地质类型属中等类型。（五） 矿井涌水量预算根据地质报告预测矿井生产能力为0.30Mt/a时，预计矿井正常涌水量10.42m3/h，最大涌水量20m3/h。兼并重组后矿井生产能力为0.60Mt/a，预计矿井正常涌水量45m3/h，最大涌水量80m3/h。六、煤层顶底板岩石物理力学性质1、02号煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，抗压强度46.9493.88MPa，抗拉强度为23.2326.36MPa，抗剪强度为30.9735.77MPa；底板为砂质泥岩或泥岩，抗压强度35.87459、1.65MPa，抗拉强度为8.5312.84MPa，抗剪强度为11.8616.27MPa。2、2号煤层顶板为砂质泥岩，厚1.50m左右，抗压强度46.9493.88MPa，抗拉强度为23.2326.36MPa，抗剪强度为30.9735.77MPa；底板为砂质泥岩或泥岩，厚度5.0m左右，开采中未发现底鼓现象，抗压强度35.8741.65MPa，抗拉强度为8.5312.84MPa，抗剪强度为11.8616.27MPa。3、6号煤层顶板为粉砂岩，致密坚硬，不易垮落，抗压强度46.54MPa，底板为粉砂岩或砂质泥岩，为较坚硬岩石。4、8号煤层顶板为石灰岩，性坚韧、强度高，其抗压强度63.8173.560、0MPa，抗拉强度为11.914.5MPa，抗剪强度为39.40MPa；底板为砂质泥岩，抗压强度16.7MPa，抗拉强度为8.1019.0MPa。5、9号煤层顶板为泥岩，抗压强度21.217.60MPa，抗拉强度为3.916.7MPa，底板为砂质泥岩，抗压强度21.081.9MPa，抗拉强度为4.4014.60MPa。七、对井田地质勘探程度的评述1、 地质勘探及报告的编制情况地质报告编制过程中，采用井下部分巷道实测与地质调查相结合的方法，对矿井进行了井下巷道实测和地面调查，搜集到了本矿大量的地质资料，邻矿资料搜集的较少，结合目前矿井实际情况，进行分析、整理后完成地质报告的编制工作。2、勘探程度61、评述该项目地质勘查工作的类型确定正确，手段选择基本合适，工程布置较合理，各项工程质量良好，勘探基本网度控制合理，井田勘查程度达到了精查，满足矿井兼并重组整合设计和建设要求。3、地质构造对开采影响的评价本井田仅发育一条断层，未发现陷落柱，对煤层开采影响较小，井田内无岩浆活动。井田地质构造属简单类型。4、煤层对比的可靠性、稳定性分析及对开采的影响本井田主要含煤地层沉积稳定，旋回结构明显，标志层及煤层本身特征突出，主要可采煤层厚度变化规律明显，对比可靠，稳定可采，对开采无不良影响。5、地质储量的复核、验算；高级储量的范围、储量是否满足设计的要求储量计算方法正确，各项参数的选择符合有关规范规定，级别划62、分合理，精度符合各级别一般要求。6、水文地质、瓦斯等级、煤质分析等资料的精确程度及对开采的影响查明了本区的水文地质条件，确定了水文地质类型，分析了充水因素，预测了矿井涌水量，落实了供水水源。煤质分析基本可靠，对开采影响不大。7、存在问题及建议（1）在今后生产过程中，应加强矿井地质及矿井水文地质工作，特别要注意上覆采空区及周边矿井采空区积水问题，要做到“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的探放水原则。加强瓦斯监测，加强通风工作，严格执行煤矿安全规程以保证矿井安全、高效生产。（2）严格按设计要求进行生产，并加强有关地质资料的积累，为安全生产打下良好的基础。（3）建议对开采煤层顶底板做力学试验63、工作，便于对顶底板加强管理。第二节 外部条件一、外运条件分析山西煤炭运销集团古交辽源煤业有限公司位于古交市马兰镇南家山村附近，距古交岔口公路仅3km，其间有水泥公路相连，交通运输条件较为便利。本矿井与太原市主要交通干道有公路连接，可通过太原市周边各干线公路和铁路通往全国各地。为了矿井今后的长远发展和增强市场竞争能力，需对进场公路部分路段加以整治和改造，这样，便可使矿井的煤炭对外运输能力得到很大提高。可以满足矿井年产600kt的外运要求。二、水源情况本区位置在汾河水系，区内各沟谷水流均流归汾河，由于沟谷泉水比较发育，使得各沟谷常有细小水流。雨季水量增大，有山洪流泄。本矿基建期间用水暂取自附近南家64、村水井（双方已签订供水协议），生产期间用水宜取奥陶系石灰岩深部含水层岩溶裂隙水，作为本矿井永久供水水源是可行的，本设计拟在工业场地打深井一眼，井深约H=500m，可以满足需要，希望在下阶段设计前对该层进行水源勘探，并提出有关水量及水质资料，以便进行下阶段设计。本矿井建成后井下正常涌水量为60m3/h，最大涌水量为90m3/h，经净化处理后可作为井下消防洒水水源，多余部分用于地面绿化和防尘洒水。三、电源情况山西煤炭运销集团古交辽源煤业有限公司位于古交市马兰镇南家山村附近，兼并重组后生产能力为600kt/a。矿井现有两回6kV电源线路，分别引自马兰矿北二35kV变电站6kV不同母线段，架空导线采用65、LGJ-120mm2钢芯铝绞线，线路供电距离1.5km。矿井兼并重组后最大负荷有功功率为3528.4kW，现有架空线路电压损失6.8%，已不能满足矿井正常生产及后期发展。根据古交市供电支公司签发的关于山西煤销集团能源投资开发有限公司在古交所属辽源煤矿双电源建设情况的说明，集团公司在铂龙矿附近自建35kV区域变电站一座，进线电源一回引自西沟110kV变电站，线路长度0.8km；另一回引自阴家沟110kV变电站，线路长度15km；站内主变容量220MVA。矿井兼并重组后，供电电源电压等级调整为10kV，且两回10kV电源一回引自铂龙矿35kV变电站10kV母线段，导线型号：LGJ-240，线路长度66、3.7km，电压损失3.6%，另一回引自西沟110kV站10kV母线段，导线型号：LGJ-240，线路长度4km，电压损失3.9%。根据煤矿安全规程第441条的规定，矿井应有两回电源线路，当一回发生故障停止供电时，另一回路应能担负矿井全部负荷用电。四、市场分析2009年以来，在国家 “扩内需、保增长”一系列措施的强烈刺激下，煤炭市场在一季度触及低点后，逐渐从底部回升，呈现出前松后紧、价格先抑后扬的总体态势。特别是进入冬季以来，煤炭需求增加，市场形势继续向着供应宽松、基本平衡、稳中趋紧转化。目前部分品种、个别地区则出现供应偏紧的态势。 11月下旬，各大煤炭企业纷纷上调了煤炭价格，冶炼精煤价格再上67、一个台阶，达到了12601320元/t之间，秦皇岛5800大卡的动力煤已达到780元/t，创下了年内新高。再加上时至年底由于矿井安全检查、生产检修、产量完成情况等原因的影响，供应方面几乎无增量的可能，煤炭市场价格将在高位运行，并仍具有上行的空间。取消煤炭订货会，无论是煤炭企业还是煤炭消费企业，都表现出异常的平静，对此并没有产生多大的疑问，可见，取消订货会也是时机成熟下所做出决定。毕竟市场经济走了这么多年，延续了几十年的计划经济的“恐龙”也该退出历史的舞台。从进展的情况看，煤电双方的对峙局面有所缓和，电厂不能没有煤用，同样煤矿的发展也离不开电厂。在取消了传统的订货方式之后，在无法寄希望于政府的时68、候，顶牛转变成了合作。这对于2010年的市场，毕竟有了一个良好的开端。 不可否认，世界经济的发展尚未完全走出底谷，特别是发达经济体的复苏还有待时日，中国经济的靠投资拉动的底气还有多少，都值得煤炭行业思考。由于宏观经济形势的不确定、世界经济的不确定、投资与消费平衡的不确定、煤炭产量的不确定、煤炭消费行业的产能不确定性等等因素，增加了煤炭市场的不确定性。任何事物都存在着两个方面，在不确定中自然有一定的“确定”。 展望2010年，分析认为煤炭市场谨慎看好。2010年对煤炭市场产生有利的影响因素有：一是世界经济企稳定回升的趋势基本确立。特别是发达经济体已经度过了最危机的时刻，世界电力、钢铁产量从10月69、份就开始小幅增长，随着经济的回升，煤炭需求将小幅增长；二是中国经济“V ”型反转回升，对稳定市场十分有利。去年在投资拉动的情况下，中国的GDP实现了保“8”的目标。尽管明年国家货币政策的方向有所变化，但宽松的货币政策仍将延续。只是增加了灵活性。专家预测今年的GDP增长8.7%，经济发展的动力仍然很充足；三是煤炭消费行业钢铁、电力、化工、建材等，将逐步走出底谷，煤炭消耗量将稳步增加。钢铁产量达有望达到6亿吨左右，电煤增长约在2.5%3.0%折合煤炭15.215.5亿吨。两大用煤行业煤炭消费需求呈现上升。四是个别煤炭品种增幅有限，市场仍然看好。明年煤炭产量增加1亿吨左右，但多数品种为不粘煤或弱粘煤70、，冶炼精煤、贫瘦煤增幅平十分有限，所以不排除个别品种、不同时段仍有紧张的可能。五是运力增加有限，破除瓶颈制约尚待时日。煤炭市场的不利因素：一是在建矿井周期缩短能释放提速。目前在建、扩建、改建加上现有矿井的总产能规模约30亿吨，而且未来二、三年达到的释放期，煤炭供应可能逐步趋于宽松；当然有多少产能能够转化为产量，也是一个变数；二是山西煤炭矿井复产带来的产能增加。今年山西省煤炭调出减少离1亿吨，维持了市场的稳定，随着地方整合的结束，小煤矿复产的动力越来越充足，产量增加是显而易见的。三是钢铁行业产能过剩、淘汰落后造成的钢铁产量不稳定。据预测国内钢铁产能多达7亿吨，而需求在5.66.0亿吨左右。如果整71、治力度加大，产能淘汰速度加快，势必减少冶炼精煤的用量。从经济发展来看，2010年煤炭需求总体上仍处在从波动周期的低谷向上攀升的状态，国内供求关系基本平衡，鉴于小煤矿复产速度、春节期间产量低、冬季取暖期等因素的持续作用，上半年煤炭市场仍然是偏紧的趋势，下半年动力煤市场可能趋缓，但冶炼精煤市场要好于动力煤市场。第三节 兼并重组整合条件综合评述山西煤炭运销集团古交辽源煤业有限公司井田资源可靠、矿井交通运输方便，水源可靠，具备建设中型矿井的资源条件和外部协作配套条件。第三章 井田开拓第一节 井田境界及资源/储量一、井田境界根据山西省国土资源厅2009年12月4日颁发的采矿许可证（证号为：C14000072、2009121220049012），山西煤炭运销集团古交辽源煤业有限公司02、2、4号煤层井田范围由13个拐点坐标连线圈定，详见井田范围拐点坐标表3-1-1，6、8、9号煤层井田范围由14个拐点坐标连线圈定，详见井田范围拐点坐标表3-1-2。井田范围形状为不规则形，南北长5501500m，东西宽8001100m，井田面积1.9844 km2。表3-1-1 井田拐点坐标表（02、2、4号煤）点号80坐标系（6）点号54坐标系（6）XYXY14194471.6919588129.96141945201958820024195446.7019588129.952419549519588200341973、5441.7019588474.95341954901958854544195486.7019588499.95441955351958857054195371.7019588904.95541954201958897564195731.7019589199.95641957801958927074195636.7019589334.95741956851958940584195291.7019589064.95841953401958913594194671.7019588889.969419472019588960104194551.7019588709.9610419460019588774、80114194553.7019588561.9611419460219588632124194282.6919588236.9612419433119588307134194351.6919588129.9613419440019588200表3-1-2 井田拐点坐标表（6、8、9号煤）点号80坐标系（6）点号54坐标系（6）XYXY14195446.7019588129.95141954951958820024195441.7019588474.95241954901958854534195441.7019589229.95341964901958930044196281.7119589475、49.95441963301958952054196173.7119589736.95541962221958980764195291.7019589064.95641953401958913574194671.7019588889.96741947201958896084194551.7019588709.96841946001958878094194553.7019588561.969419460219588632104194282.6919588236.9610419433119588307114194643.6919587678.961141946921958774912419500176、.6919587604.9512419505019587675134195606.6919587604.9513419565519587675144195606.7019588124.9514419565519588195二、资源/储量（一）矿井地质储量从2008年资源整合后，该矿一直处于基建阶段，未进行过回采，各煤层储量均未动用。截止2010年8月，井田内累计资源储量19653kt，现保有资源储量17682kt，采空区储量1971kt，其中探明的经济基础储量(111b)11033kt，控制的经济基础储量(122b)4199kt，推断的内蕴经济资源量(333)2450kt。其中探明及控制的资源77、/储量占总资源量的86.14%，探明的资源储量占总资源量的62.40%。详见资源储量估算汇总表3-1-3。表3-1-3 资源储量估算汇总表 单位：kt煤层编号煤类资源储量（kt）111b/总量（%）111b122b/总量（%）保有资源/储量(kt)现保有采空区累计查明111b122b333111b+122b111b+122b+33302FM78717787804804250105497.8897.882FM1563401563160316031019262297.5097.506FM213179270920052714271415828727.8573.888FM84702407132108778、711009110095441155376.9398.809FM1552155215521552总计合计110334199245015232176821768219711965362.4086.14（二）矿井工业储量根据煤炭工业矿井设计规范，计算工业资源量时，推断的储量（333）的可信度系数取0.9，则矿井工业储量为111b+122b+333k，k取0.9，矿井的工业储量为17437kt。（三）矿井设计储量计算矿井设计储量=矿井工业储量-永久煤柱损失；其中永久煤柱损失包括设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和地面建（构）筑物需留设的保护煤柱等永久性煤柱的损失量。经计算全矿井的永久煤柱损失79、量为1923kt，将矿井工业储量减去全矿井的永久煤柱损失量后，该矿井设计储量为15514kt。详见矿井设计储量计算表3-1-4。表3-1-4 矿井设计储量计算表 单位：kt煤层编号工业储量（kt）永久煤柱损失（kt）设计储量（kt）井田境界村 庄构 造小 计02802.39017107695.32159943044474112562643.1240192592384.1810995.88208590510090.891396.8160181781218.8合计174371740183192315514说明推断资源333储量按0.9系数折减后为工业储量（四）矿井设计可采储量矿井设计可采储量按下式80、计算：Zk=(Zs-P)C式中：Zk矿井设计可采储量，Mt；Zs矿井设计储量，Mt；P保护煤柱损失量，其中保护煤柱损失量包括工业场地及风井场地保护煤柱、矿井主要开拓巷道、采区边界保护煤柱等损失量，Mt； C采区回采率， 根据煤炭工业矿井设计规范进行取值。工业场地、风井场地、地面村庄及建（构）筑物地面范围按其实际占用范围并考虑其保护等级的维护带宽度而圈定，井下各可采煤层的保护煤柱范围计算方法为：松散层及基岩厚度参照邻近钻孔资料及实际揭露的资料而确定，松散层地层移动角取45，基岩地层移动角走向取72，上山取72，下山取72-0.6（为煤层倾角）。采空区、断层防水保护煤柱按留设根据煤矿防治水规定附录81、三中的防隔水煤（岩）柱的尺寸要求计算公式=0.5234.42（32.93/5）1/2 =17.6m式中：L=煤柱留设的宽度，m；K安全系数，一般取25；M煤层原采高，m；p水头压力，MPa；Kp煤的抗拉强度，MPa。经计算，采空区和断层防水保护煤柱按20m留设。井下上下山(按8号煤计算)保护煤柱留设按如下公式计算：S=2S1+2a式中：a受护巷道宽度的一半，取2.0m；S1斜井保护煤柱的水平宽度（m），可按下式计算：=37.7m。H巷道的最大垂深，取470m；M煤厚，8号煤层厚度取4.42m；f煤的强度系数，；RC煤的单向抗压强度，取30MPa。因此，巷道两侧在8号煤层保护煤柱宽度为：S=2S82、1+2a=237.7+22.0=79.4m；经计算，井下上下山单侧煤柱均按40m留设。根据煤炭工业矿井设计规范的有关要求，将矿井设计储量减去工业场地及上下山保护煤柱损失，再乘以采区回采率，即为全矿井的设计可采储量。经计算矿井设计可采储量为11474.98kt。详见矿井设计可采储量计算表3-1-5。表3-1-5 矿井设计可采储量计算表 单位：kt煤层编号设计储量（kt）保护煤柱损失（kt）采区回采率（）开采损失（kt）可采储量（kt）工业场地主要巷道破坏区小 计02695.350508596.8548.512112580808020983662384.16010016085333.621890.83、49810090.8140256396752423.77271.191218.8507612685163.92928.88合计155142505628122948.8411474.98第二节 矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井设计年工作日330d，井下每天四班作业（其中三班生产，一班准备），每日净提升时间16h。二、矿井设计的年生产能力根据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200979号文件“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”，山西煤炭运销集团古交辽源煤业有限公司矿井设计生产能力为600kt/a。从资源条件和开采技术条件分析，矿井设计生产能84、力确定为600kt/a也是合理的。其理由如下：1、井田位于西山煤田古交矿区，马兰勘探区西部，井田内构造简单，总体为一走向NE的单斜构造，倾角7-22左右，平均15，井田内已发现有一条断层，走向北东倾向南东，倾角70，落差20m；地表及开采过程中未发现陷落柱；井田内无岩浆活动；井田构造属简单类；井田内煤层赋存稳定；因此，从开采技术条件方面分析，矿井适合建设中小型矿井。2、 目前国内综采一次采全高及综放采煤法的技术成熟，非常适合本矿井的煤层条件，布置一个综采工作面，一井一面完全可以满足600kt/a生产能力要求。三、矿井服务年限矿井服务年限按下式计算：TZ/（AK）式中：T矿井服务年限，a；Z矿井85、设计可采储量，kt；A矿井设计生产能力，kt/a；K储量备用系数，取1.3。TZ/（AK）=11474.98（6001.3）14.7a经计算，全矿井服务年限为14.7，其中8号煤层服务年限为9.32a。第三节 井田开拓一、井田内地质构造、煤层及水文等条件对开采的影响。1、井田构造简单，总体为一向东倾斜的单斜构造。井田内在南部边界处发现一条断层，走向为北东，倾向南东，落差20m，倾角70。故井田内地质构造对矿井安全建设生产影响较小。2、矿井虽属低瓦斯矿井，但8号煤层属自燃煤层，煤尘有爆炸危险性，对矿井开拓布置有一定影响。3、井田水文地质类型为中等，采空区积水、岩溶裂隙水对本井田开拓开采影响较大。86、因此，在建设和生产中必须坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的防治水原则，防患于未然。二、井田开拓方案本着总体布置合理、考虑设计井型和安全生产的前提下，尽量利用现有设施和设备，对矿井井上下进行开拓部署。（一） 井田开拓方式及井口位置1、矿井开拓现状该矿从2007年资源整合批复后，一直为基建矿井。并依据整合批复精神施工建设。2007年批复开拓布置如下：在原辽源煤矿原主斜井以东开新掘一主斜井，利用原辽源煤矿的主斜井经刷大整修后作为副斜井，副斜井落平于4号煤层，利用4号煤层已有巷道380m，作为轨道上下山，通过轨道暗斜井与下组煤轨道上下山联络。利用原南家山煤矿主立井作回风立井。主斜井装备胶87、带输送机担负矿井原煤提升任务，副斜井装备提升绞车担负矿井辅助提升任务；回风立井装备两台轴流式主扇风机，一台工作，一台备用。主斜井：设计斜长746m，井筒倾角23，提升方位角193，现已施工600m。表土段采用半圆拱断面料石砌碹支护，厚度300mm，井筒净宽为4.2m，净断面积13.23m2。基岩段采用锚喷支护，喷浆厚度100m，采用树脂锚杆，锚杆布置形式为三花布置，锚杆间排距为8001000m。井筒装备胶带输送机，设检修道，并设行人台阶和扶手，作为矿井的一个安全出口。主斜井井筒内铺设22kg/m道轨作检修道。副斜井：利用原辽源煤矿主井作整合后的副斜井，落平于4号煤层，斜长200m，倾角22，提88、升方位角165，原有井筒需刷大，采用锚喷支护，刷大后为半圆拱断面，净宽3.20m，墙高1.30m，掘进断面10.61m2，净断面8.18m2。目前该井筒还未施工。回风立井：深度142m，井筒倾角90，提升方位角308。表土段采用钢筋混凝土支护，厚度300mm，直径3.00m，掘进断面10.17m2，净断面积7.07m2。2、 影响矿井开拓部署的因素（1）现有副斜井、回风立井断面较小，对提升、运输、通风有较大影响。（2）现有的工业场地位于井田中部的沟谷内，并已建设了部分设施，设计予以利用。有利于节省建设投资。（3）矿井瓦斯含量较低，对开拓、采区巷道的部署十分有利。（4）井田地质构造简单，对矿井使89、用现代化设备、建设高产高效矿井有利。（5）上组煤层储量分布不集中，对开拓有较大影响。（6）井底车场附近揭露6号煤层煤厚较薄，无法布置首采工作面。3、井口及工业场地位置和开拓方案比选根据以上影响井田开拓的因素，结合现有工业场地和井筒的实际情况，本次设计重点对批准开采的6、8、9号煤层进行开拓部署。（1）矿井工业场地位置的选择及确定由于井田内山峦密布，沟谷纵横交错，限制了工业场地的布置。位于井田南部边界的场地可布置生产系统，但较为紧张。据此提出利用现有工业场地布置主、副斜井；利用原风井场地作为矿井的风井场地。（2） 井田开拓方案设计利用现有工业场地，采用斜井开拓方式。设计提出两个方案。方案一：利用90、现有主斜井，刷大现有副斜井和回风立井；方案二，利用现有主斜井，新掘副斜井 ，刷大回风立井。如果利用现有副斜井，需要新掘进轨道暗斜井到6号煤层、同时对轨道系统进行扩刷。对轨道系统进行扩刷投资为300万元，暗斜井投资250万元，后期到8号煤层投资120万元，总投资670万元。如果新掘进副斜井到8号煤层投资1055万。从经济角度考虑，利用原有副斜井系统投资少。从技术角度考虑，原有副斜井系统到6号煤层需5个环节，到8号煤层需要6个环节，辅助运输环节较多，且连续性较差，同时带来了辅助运输连续性差，管理复杂，安全隐患多。根据以上分析，设计确定利用现有工业场地主斜井，并新掘副斜井，利用原风井场地回风立井扩刷91、后作为矿井回风立井。因井田内上组02、2号煤部分为采空区，部分为破坏区（蹬空区），地质报告提供保有地质储量240.7万t，这部分储量包括了原南家山矿界内41.2万t，而南家山02、2号煤实际早已采空，这样实保有地质储量只有199.5万t，扣除02号煤蹬空区14.5万t、井田边界煤柱19.96万t、设计储量为165.04万t，再扣除工业场地保护煤柱12.70万t、上下山保护煤柱36.2万t，按规定回采率扣除开采损失14.30万t，可采储量101.84万t。根据采掘工程平面图，这部分可采储量中2号煤破坏区占到60%以上，不能布置正规长壁工作面，东北部完整块段2号煤可采储量13.97万t，其上02号92、煤只有6.29万t。采用机械化采煤工艺需要重新开掘上下山，或将已有巷道进行大规模整修改造，经济上不合理。2号煤层距8号煤层平均间距75m，8号煤层开采对其影响不大，故上组02、2号煤剩余储量暂不开采，待井田开采后期再进行回收，并对其进行上行开采论述，详见本章节第“五、上行开采可行性分析”。6号煤属较稳定部分可采的薄煤层，下距8号煤层35m，8号煤为全区稳定可采煤层，下距9号煤层10m，且顶板较好，9号煤属不稳定局部可采煤层。根据以上地质情况，确定下组煤采用联合布置，将下组煤运输、轨道、回风巷及主要硐室布置在8号煤层中，联合开采8、9号煤层，通过行人运料斜巷、回风斜巷和溜煤眼与6号煤连通。在6号93、煤层一采区分别布置采区变电所、水泵房、水仓。矿井自2007年资源整合批复后，一直处于基建阶段，并根据批复的开拓方案进行建设，根据矿方在井底车场附近探测6号煤层的赋存情况，实际揭露煤厚为0.15-0.67m，故设计暂将首采工作面布置在8号煤层。在掘送8号煤层回采巷道前，先探测其上部6号煤层是否可采，如可采，先采上部6号煤层，顶板垮落稳定后再采下部8号煤层，避免6号煤蹬空，不得随意丢弃6号煤资源。利用8号煤层下山开采6号煤，在井田中部开掘轨道暗斜井进入6号煤层，布置6号煤轨道下山巷道；开掘回风斜巷与6号煤回风下山联络；在6号煤开掘溜煤眼与8号煤胶带下山联络，在6号煤层共布置轨道、回风（上）下山，轨94、道、回风（上）下山通过暗斜井与8号煤层轨道、回风（上）下山连接，6号煤层煤炭运输通过溜煤眼与8号煤层胶带（上）下山连接，形成6号煤开采系统。主斜井落底于9号煤层下部岩层中，标高为+944.137m，落底前15m布置一圆形直立煤仓，上口位于8号煤层，煤仓高度25.0m,直径7.0m，在井底煤仓上口两侧沿8号煤层布置胶带上、下山至井田东西边界。副斜井落底于8号煤层，标高+982.000m，并布置高低道材料车场，在井田中央正东西方向布置轨道上、下山。回风立井落底于8号煤层，标高为+1140.500m，在8号煤层利用已有的回风巷并进行刷扩，并通过总回风巷与回风上山沟通。上述三条上、下山平行布置，上下山95、间距30.0m，在上下山两侧各留设40.0m的保护煤柱。回采工作面直接布置在上下山两侧，采用走向长壁条带式，下山北部回采工作面连续推进长度约6001600m，上山南部回采工作面连续推进长度约450m。根据地质报告，9号煤与8号煤层间距平均10m，后期开采9号煤层时，利用8号煤层采区轨道、胶带、回风上下山进行开拓，垂直于8号煤层采区上下山向下倾斜掘进顺槽进入9号煤层，沿9号煤层直接布置回采工作面顺槽。原煤运输均采用胶带输送机，轨道下山辅助运输采用无极绳连续牵引车牵引1.0t系列矿车运输，轨道上山、胶带顺槽、回风顺槽辅助运输采用调度绞车牵引1.0t系列矿车的运输方式。根据开拓布局及井底煤仓位置，整96、个井田划分为一、二两个采区，首采区布置在一采区。采区开采顺序为：一采区二采区。井田开拓方式见图3-3-1、3-3-2、3-3-3、3-3-4。三、井口数目根据井田开拓推荐方案，本次设计共布置三条井筒，分别工业场地内的主、副斜井和风井场地的回风立井。 四、水平划分根据煤层赋存条件，为尽量利用已有井巷工程，节省建井投资，缩短建井工期，设计采用一个主水平联合开采开发全井田8、9号煤层，水平标高+982.000m，主水平设在8号煤层；采用一个辅助水平开采6号煤层，水平标高为+1075。五、上行开采可行性分析影响上行式开采的主要因素分为以下几点：1、层间距多煤层上行式开采的生产实践及科学研究证明，层间距97、是影响上行式开采的最主要因素。层间距越大，上覆岩层移动越平缓，倾斜、曲率等各种变形值越小，越有利采用上行式开采。反之，上覆岩层变形越剧烈，甚至出现台阶下沉或上覆岩层冒落性破坏，则需要采取一定的技术措施方可进行上行式开采。2 、采高 采高是影响上覆岩层破坏状况及其高度的根本因素。一般采高越大，采出的空间越高，上覆岩层的下沉越大，各种变形值也增大，采场上覆岩层结构的平衡几率就越小，势必导致采场上覆岩层的严重破坏，采用上行式开采就越困难。3、采煤方法采煤方法是控制覆岩破坏高度的重要因素。采煤方法中，其顶板管理方式决定着覆岩破坏的空间形态和高度。采用全部垮落法管理顶板时，采场上覆岩层形成“三带”，顶板98、下沉量大，且随采高而变化。如采用条带采煤法，则上覆岩层的位移变形量小，破坏也较轻，但煤柱附近容易出现应力集中。4、采动时空关系煤层采出后，覆岩冒落、移动至压实，有一个时间发展过程。据现场实测，裂隙带发育到最高而后稳定的时间一般需要46个月。总之上行式开采时，上、下煤层的开采应间隔足够的时间，否则即使有足够的层间距，开采上煤层也会遇到凼难。空间上，被解放层回采工作线应在解放层采后的卸压带范围内。5、采用比值判别法对上组煤02、2号煤层进行上行式开采可行性分析 当下部开采一个煤层时，用采动影响倍数判别。 K=HM2=75/4.42=16.96式中H上、下煤层层间距，m（取2号煤层距8号煤层最短距离99、75m）； M2下煤层采高，m（设计取8号煤层，4.42m ）。 生产实践和研究证明，当上、下煤层之间有坚硬岩层时，K7.5，下煤层中可以进行正常采掘活动，其开采应在下煤层开采引起的岩层变形稳定之后进行。根据矿井地质资料，求得K=16.96。可见即使K值取较小值也远大于7.5，所以从比值判别法角度分析，先采8、9号煤层后采02、2号煤层完全可行。六、大巷布置情况轨道上、下山采用半圆拱断面，锚喷、锚索支护方式，沿8号煤层底板布置；胶带上、下山采用半圆拱断面，锚喷、锚索支护方式，沿8号煤层底板布置；回风上、下山采用半圆拱断面，锚喷、锚索支护方式，沿8号煤层顶板布置。七、采区划分与接替全井田每层煤以100、煤仓为中心，垂直北边界线划分为一、二两个采区开采，采区开采顺序为一采区、二采区，当一采区开采完毕后，必须隔离该区域。采区的开采顺序为前进式，即从井筒附近向边界推进；回采工作面开采为后退式。采区接续表如下：矿井采区接续表第四节 井 筒一、井筒1、井筒数目及用途主斜井（延深）：半圆拱断面，净宽4.20m，净断面13.23m2，倾角23，斜长819.02m，井筒右侧装备带宽800mm胶带输送机担负矿井煤炭提升任务，左侧铺设检修轨，轨型22kg/m，轨距600mm，担负原煤提升任务，中间敷设台阶，兼做进风井和安全出口。副斜井（新建）：半圆拱断面，净宽5.0m，净高3.90m，净断面16.82m2，倾角101、23，斜长714.0m，井筒左侧铺设单轨，单钩串车提升，地面安装JK-2.5/30E型矿用提升绞车，担负矿井辅助提升任务；井筒中间安装架空乘人器，担负人员升降任务，右侧敷设台阶和扶手，兼做进风井及安全出口，必须严格执行“行车不行人，行人不行车”。回风立井：利用现有刷大，原净径3.0m，净断面7.07m2，刷大为净径5.0m，净断面19.63m2，垂深142.0m，担负全矿井回风任务，井筒内装备梯子间，兼做安全出口。各井筒断面见图3-4-1、3-4-2、3-4-3、3-4-4、3-4-5、3-4-6。矿井各井筒特征见表3-4-1。表3-4-1 井 筒 特 征 表序号井筒特征井 筒 名 称主斜井副102、斜井回风立井1井口座标(m)纬距(X)80系4194351.3164194313.6924194540.842经距(Y) 80系19588269.86319588227.73019587837.411纬距(X) 54系4194399.6234194362.0004194589.152经距(Y) 54系19588339.90519588297.77219587907.4552井口标高 (m)+1264.157m+1261.000m+1282.500m3方位角 (度)196325 196325 4井筒倾角 (度)2323905落底水平标高(m)+944.137m+982.000m+1140.500103、m6井筒斜长或垂深(m)819.02m714.00m142.007井筒净宽或净经(m)4.205.005.008井筒支护支护形式表土段混凝土砌碹钢筋混凝土砌碹钢筋混凝土砌碹基 岩锚喷锚喷钢筋混凝土砌碹支护厚度(mm)表土段450350600基 岩1001003509断面积(m2)断面形状半圆拱半圆拱圆形净13.2316.8219.63掘进表土段21.8321.8334.21基 岩14.3618.8025.5010井筒装备B=800mm胶带输送机 串车 架空乘人器主扇风机11备 注延深新建现有、刷大2、井筒支护副斜井表土段及风化破碎带均采用钢筋混凝土砌碹支护方式，支护厚度为350mm；主、副斜井104、坚硬基岩段均采用锚喷支护方式，喷射混凝土厚度100 mm，锚杆均采用22 mm、L2200mm金属锚杆，间排距800800mm。回风立井采用钢筋混凝土砌碹支护方式，表土段支护厚度为600mm，基岩段支护厚度为350mm。二、井壁结构1、井筒施工方法根据地质资料，井筒表土厚度57m。根据矿井以往井筒施工情况，采用普通凿井法可顺利通过表土层。2、井壁结构副斜井表土段采用钢筋混凝土砌碹支护，基岩段采用锚喷支护；回风立井表土及基岩段均采用混凝土砌碹支护。第五节 井底车场及硐室一、井底车场形式副斜井井底车场为平车场，副斜井井底标高为+982.000m，井筒落底前10.03m开始变坡做竖曲线，布置高低道，105、高低道线路坡度为重车线9、空车线11，并与轨道下山相连，可满足矿井辅助运输要求。井底车场铺轨采用30kg轨型，车场采用调度绞车进行调度。详见副斜井井底车场巷道与硐室图：3-5-1。二、空重车线长度的确定矿井主运输采用胶带运输，掘进煤在采区处理，故副斜井井底车场主要担负材料、设备和矸石的运输任务，运量不大。空车线长度为19.4m，重车线长度为20.75m。三、井底车场硐室名称及位置。副斜井井底车场附近设有信号硐室、等侯、急救硐室、井下主变电所、主排水泵房、水仓等硐室，主、副水仓平行布置，水仓净断面8m2，长度220m，其中主水仓长140m，容积1120m3，根据煤矿安全规程，矿井正常涌水量在10106、00m3/h以下时，主要水仓的有效容量应能容纳8h的正常涌水量，且水仓的空仓容量必须经常保持在总容量的50%以上。即：Q=Q正常8=m3m3，可容纳8小时正常涌水量，水仓内铺设轨型15kg/m、轨距600mm的单轨。水仓清理方式采用人工清理方式。管子道将水泵房和副斜井相联，出口处高出水泵房底板7.0m以上；井底车场附近设置等候室、急救硐室和消防材料库。由于本矿井对煤炭产品无特殊要求，故井底煤仓形式采用7m的园形直立式普通煤仓。井底煤仓容量根据煤炭工业矿井设计规范，应为矿井日产量的0.15倍，确定井底煤仓垂深25m，有效容量为800t。四、井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料。井底材料车场107、巷道和硐室的支护形式、支护材料、工程量详见表3-5-1。表3-5-1 井底车场巷道及硐室工程量表序号巷道及硐室名称煤岩类别倾角(度)支护形式巷道长度(m)断面积(m2)掘进体积(m3)备注净掘进井巷硐室计1副斜井井底车场煤72.2715.2116.251174.391174.39新掘2主变电所煤0混凝土砌碹7014.2517.351214.51214.5新掘3主排水泵房煤0混凝土砌碹6513.2716.4010661066新掘4井底水仓岩0混凝土砌碹22089.520902090新掘5管子道岩15混凝土砌碹40.426.458.46341.98341.98新掘6消防材料库煤0混凝土砌碹3512108、.013.78482.3482.3新掘7等候、急救硐室煤0混凝土砌碹5010.0613.88694.0694.0新掘8信号硐室0混凝土砌碹3010.9913.76412.8412.8新掘9井底煤仓岩90钢筋砼碹2538.4850.271256.751256.75新掘（7m）10主斜井井底清理撒煤巷及沉淀池岩24锚喷146.013.0415.902321.42321.411合 计1013.694877.777216.3512094.12第四章 上下山运输及设备第一节 运输方式的选择一、运输方式的选择 1、井下煤炭运输方式的选择根据矿井生产规模、井筒提升方式、井田开拓部署及目前国内井下煤炭运输技术109、装备发展情况，结合本矿井采掘机械化装备水平，上下山煤炭运输考虑了矿车和胶带输送机两种方式，经过技术比较，设计推荐胶带输送机运输方式，主要理由如下：（1）胶带输送机运输与矿车运输相比，具有运输能力大、潜力大、运输连续、效率高、操作简单，容易实现集中自动化管理等特点，且与工作面、主井运输设备相匹配，对矿井实现高产、高效和现代化管理有利。（2）胶带输送机运输与矿车运输相比，具有运输环节少、占用人员少、维修工作量小、事故率低等优点，对矿井提高效率和安全生产均十分有利。（3）胶带输送机运输与矿车运输相比，具有适应煤层变化能力强，井巷工程量省，可多做煤巷、少做岩巷等优点，对矿井环保工作和采掘接替有利。（4110、）从矿井规模来说，上下山煤炭运输采用胶带输送机运输比较配套，且符合我国煤炭工业的发展趋势。2、井下辅助运输方式的选择鉴于本矿井采掘设备机械化装备水平高、效率高，辅助运输仅运输支护材料及部分掘进矸石，辅助运输量较小，本着投资低，易于操作的原则，设计将轨道上山和工作面进风顺槽辅助运输方式确定为JD-25型调度绞车牵引1t系列矿车运输，工作面回风顺槽及轨道下山均采用无极绳连续牵引车牵引1t系列矿车运输。采用调度绞车运输方的式优点是技术工艺简单，操作便利，较其它辅助运输方式机动灵活，投资少，便于管理。采用无极绳连续牵引车运输方式的优点是：连续运输性较强，提高了劳动效率，减轻了工人的劳动强度，但对巷道坡111、度要求较高。因此本次设计井下辅助运输采用两种方式完成：轨道下山和回风顺槽可以采用无极绳连续牵引车牵引1t系列矿车运输；轨道上山坡度较大，适宜于调度绞车的灵活性；进风顺槽运量较少，适宜小投资的调度绞车牵引运输方式。二、主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号 本次设计达到600kt/a生产能力时，井下布置有轨道上下山、胶带上下山等主要运输巷道。1、辅助运输巷道：轨道上下山采用半圆拱断面，锚喷、锚索支护方式，沿煤层底板布置，净宽4.2m，净高3.6m，净断面13.2m2，倾角024，铺设30kg/m单轨，轨距600mm。2、主运输巷道：胶带上下山采用半圆拱断面，锚喷、锚索支护方式，沿煤层底板布置112、，净宽4.3m，净高3.65m，净断面13.76m2，倾角024；第二节 矿 车一、矿车选型根据我国煤矿设备标准化、系列化和定型化的要求，辅助运输矿车选用1.0t系列矿车，为了方便液压支架等大型设备的运输，设计配备了重型平板车。详见表4-2-1。表4-2-1 各类矿车规模特征表名 称型号容积（）轨距（mm）轴距(mm)数量外形尺寸自重（kg）备注1t固定式矿车MGC1.1-6A1.16005504220008801150592矿用材料车MLC1-61.06005501620008801150494矿用平板车MPC1-6A1.0600550122000880410464矿用平板车MPC3-6A1113、.0600550220001200300重型平板车MPC18-660011001035001500300载重18t二、矿车使用数量矿车的数量，以矿井达到设计生产能力时井上下用车地点实际所需车数按排列法计算而得，矿井达产时选用固定矿车的数量及使用地点和范围见下表4-2-2。表4-2-2 固定矿车数量排列表序号地 点数量（辆）1井上32副斜井井口33副斜井运行34主斜井井口25主斜井运行26井底车场37采区轨道巷68回采工作面69掘进工作面410其他311小计3512备用系数0.2013合计42第三节 运输设备选型一、上下山煤炭运输设备本矿井胶带上下山共铺设2条胶带输送机，分别为胶带运输上山胶带输114、送机和胶带运输下山胶带输送机，2条胶带输送机均为新增设备，将矿井原煤运输至井底煤仓。选型计算过程如下：（一）胶带运输下山胶带输送机选型计算过程1、胶带运输下山胶带输送机为上运胶带输送机，其主要技术参数如下：带宽：B=800mm 运输量：Q=400t/h带速：V=2m/s 铺设长度：L=510m水平长度： Lh505m 提升高度：H=60倾角：5-17平均倾角：6.82、胶带输送机布置图如下所示：3、圆周力计算：传动滚筒圆周力按以下公式计算：其中，查表，取C1.21）主要阻力取f0.03 式中 每米物料重选用直径为108mm的槽形托辊，转动部分重量，初选胶带为PVG1250S型整芯阻燃带，带强1115、250N/mm，每米带重 由此，经计算得（2）主要特种阻力不选用前倾托辊，故 其中 故（3）附加特种阻力本胶带输送机不配置犁式卸料器，故Fp=0其中A清扫器的接触面积，一个头部清扫器和一个空段清扫器，故4）倾斜阻力 由此，总圆周力4、功率计算电动机功率 考虑到井下煤炭运输条件恶劣，因此选用一台功率为160kW的电动机即可满足要求。5、张力计算 1）限制输送带下垂度的最小张力：承载分支：回程分支：2）、输送带工作时不打滑保持的最小张力其中：起动时传动滚筒的最大圆周力取则有由F2min=41980N,计算输送机各点张力，忽略附加阻力，可得F4点张力：满足垂度条件。则F1=93755N6、验算（1）116、 满足不打滑要求。（2）安全系数 ，满足要求。7、传动滚筒选择：初定传动滚筒80A407Y（Z）型，直径为800mm，许用合力为160kN，许用扭矩32kN.m。传动滚筒所受合力：Fn=F1+F2=135735N160kN传动滚筒所受扭矩：M=77662.50.4=31065N.m32kN.m由此可见，初选传动滚筒满足要求。8、制动器选择：其中：根据计算，选用BYWZ5-400/121型制动器一台，额定制动力矩为1000N.m,防爆。9、逆止器选型：胶带输送机传动滚筒的逆止力 =27904N作用于传动滚筒的逆止力矩ML=FLD/2000=11.162kNm，考虑工况系数K2=1.8，因此选用1117、085NRT型逆止器，额定逆止力矩21.68kN。根据以上计算，胶带运输下山胶带输送机采用单电机单驱动滚筒方式驱动，驱动装置选择如下：电动机 ：YB315L1-4型,N=160kW ，一台，防爆 ； 减速器 ：B3SH11型，带内置冷却管盘，一台；制动器 ：BYWZ5-400/121型，一台，防爆；液力偶合器：YOTCP560型，一台；逆止器：1085NRT型逆止器，额定逆止力矩21.68kN；拉紧装置：ZY-400型液压拉紧装置；胶带 ：PVG1250S型整芯阻燃带，带强1250N/mm，符合MT914-2008标准要求。（二）胶带运输上山胶带输送机选型计算过程1、主要技术参数胶带运输上山胶118、带输送机为局部倾角较大（25）的下运式胶带输送机。从运输安全角度考虑，下运胶带输送机不易采用较大的带速，倾角为25 的胶带输送机倾角系数为0.68。当带速为2m/s、带宽为800mm时，其运输能力为337t/h，不能满足运输要求。因此，本次设计选用B=1000mm的胶带输送机。其主要技术参数如下：带宽：B=1000mm 运输量：Q=400t/h带速：V=2m/s 铺设长度：L=890m水平长度： Lh848.13m 提升高度：H=245倾角：12-25平均倾角：16.12、胶带输送机布置图如下所示：3、圆周力计算：传动滚筒圆周力按以下公式计算：其中，查表，取C1.14由于胶带运输上山胶带输送机119、为下运式胶带输送机，且最小倾角为12，圆周力计算按照两种工况计算，即全程满载工况和全程空载工况。1）当胶带输送机全程满载时：a）主要阻力取f0.012 式中 每米物料重托辊转动部分重量，初定胶带为钢丝绳芯阻燃带，带强1600N/mm,每米带重 由此，经计算得b）主要特种阻力不选用前倾托辊，故 其中 故c）附加特种阻力本胶带输送机不配置犁式卸料器，故Fp=0其中A清扫器的接触面积，一个头部清扫器和一个空段清扫器，故d）倾斜阻力 由此，总圆周力2）当胶带输送机全程空载时：a）主要阻力取f0.03 式中 每米物料重托辊转动部分重量，初定胶带为钢丝绳芯阻燃带，带强1600N/mm,每米带重 由此，经计120、算得b）主要特种阻力不选用前倾托辊，故 其中 故c、附加特种阻力本胶带输送机不配置犁式卸料器，故Fp=0其中A清扫器的接触面积，一个头部清扫器和一个空段清扫器，故d）倾斜阻力 由此，总圆周力综合考虑两种工况，按全程满载计算最大圆周力及电动机功率比较合适。4、功率计算电动机功率 因此选用2台功率为160kW的电动机即可满足要求，工作时电动机处于发电状态。5、张力计算 （1）限制输送带下垂度的最小张力：承载分支：回程分支：（2）输送带工作时不打滑保持的最小张力其中：起动时传动滚筒的最大圆周力取则有由F2min=93769N,计算输送机各点张力，忽略附加阻力，可得F4点张力：满足垂度条件。则F1=2121、09418N6、验算1） 满足不打滑要求。2）安全系数 ，满足要求。7、传动滚筒选择：初定传动滚筒为100A508Y（Z）直径为1000mm，许用合力为330kN，许用扭矩52kN.m。传动滚筒所受合力：Fn=F1+F2=303187N330kN传动滚筒所受扭矩：M=867370.5=43368.5N.m52kN.m根据计算，初选传动滚筒满足要求。8、制动器选择：因此选用KZP-1600/134型可控盘式制动器，实现软制动,额定制动力矩为134kN.m,防爆。根据以上计算，胶带运输上山胶带输送机采用双电机单驱动滚筒方式驱动，装置选择驱动装置如下：电动机 ：YB315L1-4型,N=160kW 122、，2台，防爆 ； 减速器 ：B3SH11型，带内置冷却管盘，2台；制动器 ：KZP-1600/134型可控盘式制动器，额定制动力矩为134kN.m，1台，防爆；液力偶合器：YOTCP560型，2台；胶带 ：钢丝绳芯阻燃带，带强1600N/mm，符合MT668-2008标准要求；拉紧装置：ZY-400型液压拉紧装置；配备保护装置一套。二、辅助运输设备选型（一）轨道下山辅助运输轨道运输下山担负设备材料、大件等辅助运输任务。1、设计依据：运 量： 设备、材料：15车/班 矸石：5车/班火药：1车/班雷管：1车/班其它：3车/班最大件重量：16t(不含平板车重)倾角=517；运 距L=550m。2、设123、备选择根据运输量及巷道特征，轨道运输上下山、轨道顺槽采用无极绳连续牵引车担负辅助运输任务。(1)组列方式：提升矸石由5辆1t系列矿车组列；提升材料由5辆1t系列材料车组列；设备由5辆1t系列平板车组列。最大件升降由一辆特制平板车组列，平板车自重1500kg。(2)钢丝绳选择及安全系数1）钢丝绳单重计算：（以最大件设备进行计算）p绳1.31kg/m； ：钢丝绳最小张力，取3000N； ：钢丝绳密度，取9550； ：钢丝绳抗拉强度，取1570； ：运输线路倾角，（ 17）； L：运输线路距离； ：钢丝绳安全系数； ：运输线路上所挂矿车数； ：矿车装载重量； ：矿车质量及梭车重量；钢丝绳选用22 N124、AT67FC 1570 ZS 252 166型钢丝绳, 主要技术参数：绳径dK22mm，绳重PK1.66kg/m；钢丝绳抗拉强度1570MPa；钢丝绳中全部钢丝破断拉力总和Qs285.768kN。2）各点张力计算：（以最大件设备进行计算）无极绳运输系统图见图4-3-1。重车向上运输，其阻力为：=23.68kN空侧钢丝绳向下运行，其阻力为：=2.67kN运输系统各点张力：=3kN；=5.67kN；=5.95kN；=29.63kN；由上面各点张力计算可得=29.63kN, =3kN；3）钢丝绳安全系数校验：（以最大件设备进行计算）钢丝绳安全系数M最大件Qs/Smax=9.645-0.001L =4125、.194 (3)、提升绞车选择选择SQ-80/110B无极绳连续牵引车，主要技术参数：滚筒直径Dg1200mm，最大牵引力F110kW，绳速V1.0/1.7m/s。1）摩擦力校验：（以最大件设备进行计算）=1.461.15：钢丝绳与主动轮摩擦力备用系数；：钢丝绳与主绳轮摩擦系数，取0.14；：钢丝绳在主动轮上的围抱角，rad，取6；2）电动机选择：（以最大件设备进行计算） =71.4kW：功率备用系数，取1.15；：钢丝绳运行速度，取1.7；：机械传动效率，取0.8；电机选用SQ-80/110B无极绳牵引车配套电机，YB型，660V，110KW。3）提升能力校验： 每运输一次循环时间Tg948126、s，每班作业时间1.58h，满足轨道运输斜巷提升能力。(4)绞车的配电及控制绞车房660V电源引自井下主变电所。无极绳连续牵引车的控制设备采用无极绳配套综合保护装置。（二）回风顺槽（8号煤层）辅助运输：1、设计依据：运 量： 设备、材料：1车/班 矸石：5车/班最大件重量：16t(不含平板车重)倾角=412；运 距L=1650m。2、设备选择根据运输量及巷道特征，轨道顺槽采用无极绳连续牵引车担负辅助运输任务。(1)组列方式：提升矸石由5辆1t系列矿车组列；提升材料由5辆1t系列材料车组列；设备由5辆1t系列平板车组列。最大件升降由一辆特制平板车组列，平板车自重1500kg。(2)钢丝绳选择及安127、全系数1）钢丝绳单重计算：（以最大件设备进行计算）p绳1.54kg/m；：钢丝绳最小张力，取3000N； ：钢丝绳密度，取9550； ：钢丝绳抗拉强度，取1570；：运输线路倾角，（ 12）；L：运输线路距离；：钢丝绳安全系数；：运输线路上所挂矿车数；：矿车装载重量；：矿车质量；钢丝绳选用22 NAT67SFC 1570 ZS 252 166型钢丝绳, 主要技术参数：绳径dK22mm，绳重PK1.66kg/m；钢丝绳抗拉强度1570MPa；钢丝绳中全部钢丝破断拉力总和Qs285.768kN。2）各点张力计算：（以最大件设备进行计算）无极绳运输系统图见图4-3-2。重车向上运输，其阻力为：=27128、.21kN空侧钢丝绳向下运行，其阻力为：=2.85kN运输系统各点张力：=3kN；=5.85kN；=6.14kN；=33.35kN；由上面各点张力计算可得=33.35kN, =3kN；3）钢丝绳安全系数校验：（以最大件设备进行计算）钢丝绳安全系数M最大件Qs/Smax=8.573.5 (3)提升绞车选择选择SQ-80/110B无极绳连续牵引车，主要技术参数：滚筒直径Dg1200mm，最大牵引力F110kW，绳速V1.0/1.7m/s。1）摩擦力校验：（以最大件设备进行计算）=1.341.15：钢丝绳与主动轮摩擦力备用系数；：钢丝绳与主绳轮摩擦系数，取0.14；：钢丝绳在主动轮上的围抱角，rad129、，取6；2）电动机选择：（以最大件设备进行计算）=74.17kW：功率备用系数，取1.15；：钢丝绳运行速度，取1.7；：机械传动效率，取0.8；电机选用SQ-80/110B无极绳牵引车配套电机，YB型，660V，110KW。3）提升能力校验： 每运输一次循环时间Tg1680s，每班作业时间3.24h，满足回风顺槽轨道运输提升能力。(4)绞车的配电及控制绞车房660V电源引自井下主变电所。无极绳连续牵引车的控制设备采用无极绳配套综合保护装置。第五章 采区布置及装备第一节 采煤方法一、采煤方法的选择及其依据（一）开采技术条件山西煤炭运销集团古交辽源煤业有限公司是兼并重组单保矿井，批准生产能力60130、0kt/a。该矿上组煤02号、2号、4号煤层资源基本枯竭，6号煤层地质报告提供的平均厚度为1.27m，该矿自2007年资源整合批复后，一直处于基建阶段，并根据批复的开拓方案进行建设，根据矿方在井底附近探测6号煤层的赋存情况，实际揭露煤厚为0.15-0.67m；另据邻近的黄岩煤矿揭露的6号煤层煤厚来看，大部分小于0.7m，低于炼焦用煤最低可采厚度0.7m的相关规定，故首采面不考虑设在6号煤层。但，必须进行探掘、探采。6号煤层位于太原组上部，L4在K3砂岩下方1015m处粉砂岩之下，上距2号煤层底40m左右，下距8号煤层35m左右煤层厚度0.601.70m，平均1.27m。结构简单，一般有一层夹矸131、，在井田内为较稳定部分可采煤层，顶板为细砂岩，底板为砂质泥岩或细砂岩。8号煤层平均厚度4.42m，结构复杂，一般含3层夹矸，顶板为L1石灰岩，灰岩与煤层间往往有约1m左右的泥岩，底板以粉砂岩为主，为结构复杂、层位、厚度稳定的全井田可采煤层；9号煤层上距8号煤层10m，煤层厚度02.48m，平均1.26m，煤层结构中等，含12层夹矸，顶板为泥岩，底板为泥岩，井田内为不稳定局部可采煤层。井田属地温正常区，井田地层压力正常，无动压现象。综上所述，井田煤层条件和开采技术条件良好，矿井比较适合于综合机械化开采。（二）采煤方法1、原有采煤方法矿井原开采2号煤，采煤方法为短壁高档普采采煤法。显然，这种采煤方132、法回采率低，安全隐患大，不符合山西省政府关于继续深化煤矿安全整治的决定及山西省煤炭工业局关于推进全省煤矿采煤方法改革等有关文件精神。2、本次设计采煤方法的选择根据本矿8号煤层赋存条件，结合国内厚煤层开采技术发展现状，设计开采8号煤层可供选择的采煤方法：综采放顶煤和分层综采。下面就两种回采工艺作相关比较：方案一：分层综采8号煤层平均煤厚为4.42m，分为两层，上分层为2.0m，下分层为2.42m。采用分层综采具有以下特点：（1）分层开采时，回采巷道的掘进率比综放采煤法高一倍，巷道的维护时间较长，这将大幅度的增加吨煤巷道成本；（2）分层开采需铺设金属网作为下分层假顶，工序复杂，材料消耗大，用工多，133、吨煤生产成本高；（3）分层开采搬家频繁，设备搬家倒面费用比综放采煤法高50%；（4）工作面产量和工效低；（5）采煤总耗电量大于综放采煤法；（6）分层开采的块率低于综放，煤炭售价降低；方案二：综采放顶煤机采高度为2.2m，放煤高度为2.22m，工作面长120m，其优点：（1）巷道掘进率低，比分层开采巷道掘进率要低50%-60%。（2）单位进度采煤能力加大，工作面搬家次数相对较少。（3）放顶煤的块煤量比机采割煤有所增加，经济效益比较明显。综上所述，根据8号煤层赋存条件、工作面连续推进长度、矿井生产规模和当地生产技术能力等因素考虑，设计推荐采用综采放顶煤采煤方法，全部垮落法管理顶板。6号煤层厚度0.134、601.70m，平均1.27m，若进行探掘后，达到可采厚度时，采用综采一次采全高采煤法。二煤层冒放性分析由于放顶煤采煤法主要是利用矿山压力破煤，因而对煤层的可放性及赋存条件有一定的要求。根据多年来我国综采放顶煤采煤工艺经验的积累，影响顶煤冒放性的自然因素主要有开采深度、煤层厚度及强度、煤层结构、煤岩体节理裂隙发育程度、顶板条件、地质构造、自然发火、瓦斯及水文地质条件等。下面对8号煤层的冒放性作如下分析。（1）开采深度生产实践和理论计算都表明顶煤冒放性随着开采深度的增大而加强。一般情况下，开采深度大于400m时，顶煤易于冒落。8号煤层埋深120340m，从煤层赋存深度看，一采区8号煤层埋藏较深，135、二采区8号煤层埋藏较浅，故从赋存深度看，预计8号煤二采区浅部煤层冒放性稍差，一采区深部煤层冒放性较好。（2）煤层强度从国内外大多数放顶煤综采工作面的实测资料统计表明，煤层强度是影响顶煤冒放性的关键因素。根据地质报告和现有矿井生产的原煤看，8号煤的抗碎强度较低，属特低强度煤，故从煤层硬度和强度看，8号煤层的冒放性较好。（3）顶板条件影响煤层冒放性的煤层顶板包含直接顶和基本顶两部分，直接顶对顶煤压裂无直接影响，但直接顶能够随采随冒并具有一定的厚度是综采放顶煤开采顶煤破碎冒落后顺利放出的基本条件，否则不利于顶煤回收。因此，无论从矿压角度还是从顶煤放出率来考虑，都希望直接顶的最小厚度能达到充满采出煤厚136、的空间。由于顶板为L1石灰岩，灰岩与煤层间往往有约1m左右的泥岩，底板以粉砂岩为主，具有易于冒落的特点。二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型（一）设计原则综采工作面的采、装、运、支工序全部机械化。近几年来，综采设备发展很快，我国通过对综合机械化采煤技术的不断探索、引进、消化、创新，使综采技术有了突飞猛进的发展。在回采工作面主要设备选型时考虑以下原则。（1）机械设备的选择首先满足技术先进，生产可靠，提高综采设备的开机率，达到高产高效。同时各设备间要相互配套，保证运输畅通，最大限度地发挥综采优势。（2）为综采工作面创造快速连续开采的条件，加大回采工作面推进长度，减少搬家次数，并保证快速搬家。（137、二）设备选型1、采煤机.采煤机应具有的最小生产能力Qh=式中：Qh工作面设备所需最小生产能力，t/h；Qy要求的工作面年产量，年产量为6105t/a，其中机采产量为3.5105t/a，放煤产量为2.5105t/a；D年生产天数，330d；f能力富裕系数，1.4；N日作业班数，4班；M每日检修班数，1班；t每班工作时间，6h；K采煤机开机率，取0.4。经计算得：Qh=206t/h。.采煤机平均截割牵引速度Vc=式中：Vc采煤机平均截割牵引速度，m/min；Qh采煤机生产能力，206t/h；H平均采高，取2.2m；B截深，0.6m；煤的容重，1.33t/m3；C工作面回采率，0.95；经计算得：V138、c=2.06m/min。.采煤机所需最大割煤牵引速度VmaxkcVc2.884m/min式中：Vmax采煤机所需最大割煤牵引速度，m/min；Vc采煤机平均速度， 2.06m/min；kc采煤机行走不均衡系数，取1.4；为使工作面产量均衡，采煤机的实际截割牵引速度应根据煤层厚薄变化适当调整，以减少辅助工作时间，采煤机的实际截割速度普遍都在411m/min左右，最高达13m/min。.采煤机装机功率装机功率包括截割电动机、牵引电动机、破碎电动机、液压泵电动机、机载增压喷雾泵电动机等电动机功率总和。其中截割功率是衡量采煤机生产能力和破煤能力的综合性参数，截割功率大，截割硬煤能力以及过地质构造时的割139、岩能力较强。理论截割功率可用下式进行估算：P=QHw=2060.70.8=144.2164.8kW式中：P截割功率，kW；Q采煤机生产能力，206t/h；Hw比能耗，一般0.70.8。为增强采煤机过地质构造时的破岩能力，确保工作面的推进速度，采煤机的实际截割功率应比理论截割功率高出40%左右，即实际截割功率：N实=1.4P=1.4（144.2164.8）=201.88230.72kW。根据上述计算，考虑煤层倾角较大，为确保设备运行的可靠性，设计均选用MG250-W型采煤机，其主要技术参数见下表。采煤机技术特征表型号采高(m)电机功率(kW)滚筒直径(m)截深(mm)牵引速度(m/min)机面高140、度(mm)重量(t)最大不可拆卸件尺寸（mm）电压等级(V)MG250-W1.2-2.52501.26000-6-11163512300016801320660/11402、工作面可弯曲刮板输送机工作面刮板输送机选型需满足三个方面要求：一是运输能力与采煤机生产能力相适应；二是外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；三是运输机长度与工作面长度相一致。回采工作面可弯曲刮板的输送机输送能力应大于采煤机的最大生产能力。即： QmKyKvKcQh式中：Qm刮板输送机运输能力，t/h；Kc采煤机割煤速度不均匀系数，可取1.2；Kv考虑采煤机与刮板机逆向运动时的修正系数，取Kv1.05；Ky运输方向及倾角系数，工141、作面向下运煤，取Ky0.9则：Qm1.21.050.9206233.6t/h。工作面前部刮板选用SGZ630/150型刮板输送机，能满足要求。后部放顶煤刮板输送机考虑与前部刮板输送机具有通用性，也选用SGZ630/150型刮板输送机，其技术参数如下：刮板输送机技术特征表型 号铺设长度(m)输送能力(t/h)刮板链速(m/s)电机功率(kW)电压等级(V)备 注SGZ630/1501202500.868275660/1140SGZ630/1501202500.868275660/11403、顺槽转载机顺槽转载机的转载能力要与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩胶带输送机相142、配套。设计利用现有的SZB730/40型转载机，其主要技术参数见下表。刮板转载机技术特征表型 号出厂长度(m)输送能力(t/h)电机功率(kW)刮板链速电压等级(V)备 注SZB730/4025400400.85411404、破碎机破碎机的能力与顺槽转载机的转载能力相适应，选用PLM800型轮式破碎机，其主要技术参数见下表。破碎机技术特征表型 号进/出口块度(mmmm)破碎能力(t/h)电机功率(kW)电压等级(V)备 注PLM8007006501502008009011405、顺槽可伸缩胶带输送机顺槽胶带输送机要与回采工作面推进长度相适应，小时运量应与回采工作面生产能力相匹配。回采工作面运输143、能力为Q=412t/h，取输送机带速V=2m/s，则：式中：B胶带宽度，m；K货载截面系数，=25时，K=400；r货载散集容重，取1.0tm3；c输送机倾角系数，a=010时，C=1。根据计算，8号煤层回采工作面顺槽选用DSJ800/90型可伸缩胶带输送机。主要技术参数见下表。可伸缩胶带输送机技术特征表型 号输送能力(t/h)输送长度 (m)带速(m/s)带宽(mm)电机功率(kW)电压等级(V)DSJ800/90450100038009011406、乳化液泵站配套BRW400/31.5型乳化液泵站。其主要参数如下：乳化液泵站技术特征表型 号公称压力 (Mpa)公称流量 (L/min)电机功144、率(kW)电压等级(V)备 注MRB400/31.531.54002501140工作面采、装、运设备选型配备详见表5-1-1。表5-1-1 综采工作面主要机械配备表设备名称设备型号功率（kW）单位使用备 用双滚筒采煤机MG250-W250台1前部可弯曲刮板输送机SGZ630/150275台1后部可弯曲刮板输送机SGZ630/180290台1破碎机PLM80090台1转载机SZB730/4040台1可伸缩胶带输送机DSJ800/9090台1液压支架ZFS5400/16/24架808端头支架ZFD5400/18/26架42乳化液泵站MRB400/31.5250套1喷雾泵站PB320/6.345套1145、回柱绞车JH-2828.0台2注水钻MYZ-20022台2探水钻MYZ-20022台1三、工作面顶板管理方式及液压支架选型 1、工作面顶板管理方式回采工作面顶板采用全部垮落法管理。2、工作面液压支架选型设计经过对煤层岩性分析，并参照邻近类似条件生产矿井开采该组煤层时的煤岩揭露情况，确定选用支撑掩护式液压支架，并与采煤机配套。综采能否安全高效关键于架型选择是否合理。（1）根据回归经验公式：qh=9.768KM0.21r式中：qh放顶煤液压支架额定支护强度，Pa；M煤层厚度，取4.42m；K备用系数，取1.3；r下位岩层容重，取26kN/m3；qh=9.7681.34.420.2126=0.45（146、MPa）（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；r1上覆岩层容重，26000N/m3；g冒=11.226000=291200；M工作面采高，2.2m；岩石初期碎胀系数，1.25；g顶顶煤自重应力；g顶=Mdr2=2.221.3310009.8=28935kN/m2；Md放顶煤厚度，取3.2m；g=1.5（29120028935）=480202.5kN/m2=0.48MPa。根据估算法计算支架支护强度为0.48MPa。通过上述两种方法计算，取其最大者为0.48MPa，即要147、求所选液压支架支护强度应不低于0.48MPa的顶板载荷。根据支护强度的计算，结合本矿井煤层顶底板情况、煤层赋存条件，综采工作面选用ZFS5400/16/24型支撑掩护式放顶煤液压支架。其主要技术参数见下表。其技术参数如下：液压支架技术特征表型 号支架高度 (m)工作阻力 (KN)支护强度(Mpa)推移步距(m)重量(t)中心距（mm）ZFS5400/16/241.6-2.454001.00.6161500工作面超前20m顺槽支护采用DW28型单体液压支柱配合型钢梁（HDL3000）进行支护。工作面超前支护的单体液压支柱入井前必须逐根进行压力试验，在采煤工作面回采结束后或使用时间超过8个月，必须148、进行检修。架设单体液压支柱，其初撑力不得小于2t，保证基本支柱有效支撑作用。五、回采工作面的采高、循环数、年推进度及工作面长度的确定1、工作面长度及采高的确定（1）采煤工作面长度确定设计综合考虑矿井地质条件，本着技术上可行，经济上合理的原则，设计确定首采区工作面长度为120m。（2）采煤工作面采高确定地质报告提供8号煤层厚3.08-5.46m，平均4.42m，结构复杂，一般含3层夹矸，为全井田稳定可采煤层，为厚煤层。合理采放比的确定可以实现高产高效，降低能源动力消耗，确保工作面有足够空间使顶煤顺利放出。根据8号煤层厚度，煤层结构，顶煤的冒放性和煤质坚硬程度，结合当地8号煤采放经验和当地实际情况149、，设计确定综放首采工作面采高为2.2m，放煤高度为2.22，采放比1：1.11。（3）采煤工艺 放煤步距放煤步距是确定工作面回采率和含矸率的重要因素，合理放煤步距可以大大提高回采率和降低含矸率。根据8号煤层赋存条件、煤层结构、顶底板岩性、工作面装备条件，以及以往的设计确定放煤步距等于综采采煤机切割进尺的两倍，即为0.62=1.2m。采煤机采两刀，放一次顶煤的两采一放的采煤工艺。 初次放煤距离为了防止回采初期，老顶突然来压对工作面造成威胁。初步放顶煤层步距宜小不宜大，这样即可减少老顶突然来压的危险，又可减少放顶煤的损失量。设计确定初步放顶煤步距为6.0m，即综采第10个循环时，开始第一次放顶煤。150、为了防止顶煤初次放不下来，建议矿方，在开切煤层顶板，掘一条与开切眼平行的切顶煤巷道，在顶板切眼内打眼破煤。在顶煤尚未破碎跨落前进行爆破，提前切割顶煤，使之易于放落，提前初放时间，减少初采顶煤丢失，缩短初次放煤步距。 放煤方式根据8号煤层赋存条件，煤层结构、顶底板岩性、工作面装备条件及采放比，结合当地煤矿回采经验和实际情况，建议矿方采用单轮间隔放煤，放煤口间距为2个支架间距和多口放煤，同时放煤口多于2个，这样可以减少放煤损失，混矸量减少，有利于工作面实现高产高效。 回采工艺割煤机落煤装运挂顶网移前刮板运输机移架放煤移后刮板运输机整架。放煤：工作面移架后，移后刮板运输机前的最小控顶时放煤。放煤方式151、：采用工作面分段单轮间隔放煤，放煤口距底板0.3m0.5m，工作面分段长度15m。放煤步距，采用两采一放。2、回采工作面数目、工作制度、年推进度（1）回采工作面数本矿井移交生产布置一个长壁综采放顶煤工作面。（2）回采工作面作业制度、年推进度工作面实行四班六小时作业制度，年工作日330d，综采工作面每循环进尺0.60m，日循环6个，日进尺3.6m，循环系数取0.80，年工作日330d。 年推进度日循环进度年工作日循环率=3.63300.80=950.4(m)。六、工作面回采方向采煤工作面采用后退式回采，相邻工作面间采用顺序开采。七、采区及工作面回采率采区回采率=，满足煤炭工业矿井设计规范规定厚煤152、层工作面回采率不应小于75%。井田内8号煤层为厚煤层，依据煤炭工业矿井设计规范（GB50215-2005），工作面回采率取93%。第二节 采区布置一、移交生产及达到设计产量时采区数目、位置和工作面生产能力计算1、采区数目和位置 矿井移交生产时，将井田8号煤层做为矿井生产首采区，对矿井达产和稳产均十分有利。2、矿井设计生产能力 根据确定的采煤工作面长度和年推进度，采煤工作面生产能力按下式计算：A=M1lLrC1M2lLrC2。式中：A回采工作面年生产能力，t/a；M1回采工作面回采高度，m；M2回采工作面放顶煤高度，m；l回采工作面长度，m；120mL回采工作面年推进度，950.4m；r煤的容重153、1.33t/m3C1、C2工作面回采率95%放顶煤回采率752.2120950.41.330.952.22120950.41.330.75569.57kt/a。b、掘进工作面掘进煤量计算矿井掘进煤按回采煤量的10计算：A掘=569.5710%=56.9（kt/a）。则矿井生产能力A矿为：A矿= A采A掘=569.5756.9= 626.47kt/a600kt/a。故8号煤层移交生产时，可满足矿井600kt/a设计生产能力的要求。 采区工作面接替顺序见表5-2-1。矿井达到设计生产能力时回采工作面特征见表5-2-1。表5-2-2 达到设计生产能力时采区工作面特征表采区名称采煤工作面个数装 备煤层154、平均厚度(m)机采高度(m)放煤高度(m)采放比年推进度(m)生产能力(kt/a)一采区1综合机械化放顶煤4.422.22.221：1.11950.4569.57二、采区巷道布置 采区布置有胶带上下山、轨道上下山和回风上下山，三条上下山相互平行，水平间距30m。在8号煤层采区巷道下山南侧布置8101首采工作面，回采面采用长壁开采。回采工作面的进风顺槽、回风顺槽均沿8号煤层底板布置，进风顺槽直接与胶带下山搭接转载；回风顺槽直接与回风下山相通，并通过联络巷与轨道下山沟通，且设有两道联锁的双向风门；通过上述布置，形成8号煤首采工作面完善的运输、通风、排水、供电及井下消防洒水系统。 采区巷道布置及机械155、配备图详见图5-2-1。三、一采区煤炭运输、辅助运输、通风及排水系统1、运煤系统首采工作面（可弯曲刮板输送机）进风顺槽（可伸缩胶带输送机）胶带下山（胶带输送机）井底煤仓（给煤机）主斜井地面生产系统。2、掘进排矸系统上下山掘进工作面或顺槽掘进工作面矸石（无极绳连续牵引车牵引1.0t系列矿车）轨道上、下山（无极绳连续牵引车牵引1.0t矿车）井底车场（调度绞车牵引矿车）副斜井（单钩串车）地面排矸系统。3、井下材料、设备和人员等辅助运输系统地面材料、设备副斜井（单钩串车）井底材料车场（调度绞车牵引矿车）轨道上下山（无极绳连续牵引车牵引1.0t矿车）顺槽联络巷（调度绞车牵引矿车）回风顺槽（无极绳连续牵引156、车牵引矿车）回采工作面。地面下井人员副斜井（架空乘人器）轨道上下山顺槽联络巷进回风顺槽回采工作面。4、通风系统地面新鲜风流主（副）斜井通风联络巷轨道（胶带）上下山进风顺槽回采工作面（污风）回风顺槽回风上下山总回风巷回风立井（主扇风机）地面。5、排水系统工作面顺槽（小水泵）顺槽联络巷（小水泵）采区巷采区水仓轨道上下山井底水仓（主排水泵）副斜井（排水管）地面井下水处理站。第三节 巷道掘进一、采区巷道断面和支护形式 1、采区巷道采区巷道的断面形状及支护方式。考虑到设备运输、通风、掘进、矿压及巷道的服务年限等因素后，确定井下开拓巷道均采用半圆拱断面，锚喷、锚索方式支护；工作面顺槽采用矩形断面，锚网索支157、护；对大断面硐室及围岩条件较差的巷道采用砼支护或锚杆、锚索联合支护。轨道上、下山采用半圆拱断面，锚喷、锚索支护方式，沿煤层底板布置，净宽4.2m，净高3.6m，净断面13.2m2，倾角024，铺设30kg/m单轨，轨距600mm。胶带上、下山采用半圆拱断面，锚喷、锚索支护方式，沿煤层底板布置，净宽4.3m，净高3.65m，净断面13.76m2，倾角024；回风上、下山采用半圆拱断面，锚喷、锚索支护方式，沿煤层顶板布置，净宽3.5m，净高3.25m，净断面10.06m2，倾角024。2、工作面巷道矿井整合后移交生产时回采巷道有：进风顺槽、回风顺槽和开切眼。工作面进风顺槽沿8号煤层底板布置，断面按158、满足铺设一台带宽800mm的可伸缩胶带输送机和安全行人尺寸设计，同时考虑满足矿井通风要求。巷道采用矩形断面，锚杆、锚网、锚索支护，其中帮锚杆靠工作面煤壁侧采用树脂锚杆支护，顶板和远离工作面煤壁侧采用螺纹钢锚杆支护；巷道净宽4.0m，净高2.4m，净断面9.6m2，且巷道靠工作面煤壁侧布置检修轨。工作面回风顺槽沿8号煤层底板布置，断面按通过液压支架设计，同时考虑综合管线布置和矿井通风要求。巷道内铺设单轨，轨距600mm，轨型30kg/m，钢筋混凝土轨枕。巷道采用矩形断面，锚杆、锚网、锚索支护，其中靠工作面煤壁侧采用树脂锚杆支护，顶板和远离工作面煤壁侧采用螺纹钢锚杆支护。巷道净宽3.20m，净高2159、.4m，净断面7.68m2。工作面开切眼沿8号煤层底板布置，采用矩形断面巷道。为了初期设备安装，开切眼巷道净宽6.0m，净高2.20m，净断面13.2m2。开切眼采用锚网索支护，其中靠工作面煤壁侧采用树脂锚杆支护，顺槽顶板和远离工作面煤壁侧采用螺纹钢锚杆支护；并每隔3m打四根15.24m长的锚索补强支护。巷道断面详见图C1112-122-115。二、巷道掘进机械配备及进度指标本矿井上下山、回采巷道原则均沿煤层布置，岩巷工程量很少。零星岩石工程量主要为断层、煤层夹矸以及联络巷、立交点、风桥等。根据矿井整体装备水平，设计在煤巷均选用综合机械化掘进机，对零星岩石和半煤岩巷道选用钻爆法施工。依据煤炭工160、业矿井设计规范，设计确定巷道掘进度指标如下：表5-3-1 平巷掘进进度表序号煤岩别单 位综 掘钻爆法1岩巷m/月2002半煤岩m/月2501503煤巷m/月3004硐室m3/月1000修正系数：大于8时上山为0.9、下山为0.8。二、掘进工作面个数及机械配备 为了保证采掘比衔接匹配，本次设计井下共装备两套综掘设备。 掘进工作面主要设备配备见表5-3-2。表5-3-2 掘进工作面主要装备表序号设备名称规格型号功率（kW）数量（台）备注顺槽综掘采区上山综掘1掘进机EBZ160TY250112可伸缩胶带伸缩机SSJ800/9090113胶带转载机JZP-100A10114刮板输送机SGD-610/2161、222115锚杆打眼安装机MQT90型511风动工具6探水钻MYZ-20022117激光指向仪JZB-1228局部通风机FBD6.0/215215229调度绞车JD-11.411.42210小水泵IS80-65-1607.52211喷雾泵站WPB-50/10111112风镐FG8.3 113混凝土喷射机PZ-5B5.51风动工具14混凝土搅拌机安-5.51风动工具三、矿井达产移交时采掘比例关系及矸石量预计矿井扩建移交生产时，井下共布置一个长壁综放工作面，两个综掘工作面，采掘比为1：2。矿井投产后，井下采掘煤全部由胶带输送机提升至地面，矸石主要来源于岩石斜巷、硐室等，预计井下矸石量约为5kt/a162、。四、矿井扩建移交生产及达到设计产量时井巷工程量矿井移交生产时，井巷工程总长度8424.51m，其中已有工程1512m，新增工程6912.51m；煤巷6016.07m，占新增井巷工程总长度的87.03%，万吨掘进率115.21m。井巷新增掘进总体积95909.19m3，其中新增硐室体积为12094.12m3；新增井巷工程量详见表5-3-3。 表5-3-3 投产时井巷工程量汇总表顺序项目名称长度（m）掘进体积（m3）备注煤岩小计煤岩小计1井 筒（已有）7427422井 筒（新掘）1075.021075.0220124.2420124.243井底车场及硐室422.27591.421013.6949163、61.647132.4812094.124总回风巷（已有）7705主要运输及回风巷道3452.263452.2645382.8645382.866采 区1781.541781.5416067.9716067.977采区硐室360360224022408合 计6786.072408.448424.5168652.4727256.7295909.19第六章 通风和安全第一节 矿井安全条件一、瓦斯根据山西省煤炭工业局晋煤安发20072030号文关于2007年度年产30万吨及以上矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复，该矿瓦斯相对涌出量2.02m3/t，绝对涌出量为0.40m3/min，属低瓦斯矿164、井。二氧化碳相对涌出量为2.43m3/t，绝对涌出量为0.48m3/min。根据山西省煤炭工业局综合测试中心编制的山西煤炭运销集团古交辽源煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告：山西煤炭运销集团古交辽源煤业有限公司煤业8号煤层以60万t/a产量生产时，矿井开采一采区时最大绝对瓦斯涌出量为3.02m3/min，最大相对涌出量为2.39m3/t；开采二采区时最大绝对瓦斯涌出量为5.61m3/min，最大相对涌出量为4.44m3/t；其中回采工作面最大瓦斯涌出量为2.82 m3/min，掘进工作面最大瓦斯涌出量为1.08 m3/min，其它瓦斯涌出量为1.71 m3/min。二、煤尘爆炸危险性根据山西省165、煤炭工业局综合测试中心2010年9月对井田范围内8号煤层煤尘爆炸鉴定报告，8号煤层煤尘爆炸定性分析：其火焰长度为180mm，加岩粉用量75%，煤尘具有爆炸危险性。根据矿方收集到的马兰矿的鉴定资料，02、2号煤层也均具有爆炸危险性。三、煤的自燃倾向根据山西省煤炭工业局综合测试中心2010年9月对井田范围内8号煤层自燃倾向性鉴定报告：吸氧量0.70cm3/g，自燃等级为级，自然倾向性为自燃。根据矿方收集到的马兰矿的鉴定资料，02、2号煤层自燃等级均为级，自然倾向性均为自燃。四、地温本井田各矿井及邻近矿井在生产中未发现有地温异常，据调查，本区域地温梯度小于3/100m，属正常区。第二节 矿井通风一、166、通风方式和通风系统矿井通风系统为中央并列式。矿井通风方法采用机械抽出式。二、风井数目、位置、服务范围及服务时间。根据井田开拓部署，矿井移交生产时共有3个井筒，其中2个进风井，即主斜井和副斜井；1个回风立井。进风井筒均位于工业场地内，回风立井位于风井场地内。该三个井筒均服务于整个矿井，服务年限与矿井服务年限相同，为14.7a。 三、掘进通风及硐室通风。掘进工作面选用FBD6.0/215，215kW，380/660V隔爆型对旋轴流式局部通风机，该风机额定风量260420m3/min，15004500Pa。井下主排水泵房、主变电所、井下等候室等采用全负压通风，风量由调节风门控制。四、矿井风量、风压及167、等积孔的计算。(一)矿井风量计算1、按井下同时工作的最多人数计算Q矿进=4NK矿通式中：N井下同时工作的最多人数，53人；K矿通矿井通风系数，取1.25。则Q矿进=4531.25=265m3/min=4.41（m3/s），取5（m3/s）。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(QcfQhfQurQscQrl)Kaq式中：Qra矿井需要风量，m3/min；Qcf采煤工作面实际需要风量，m3/min；Qhf掘进工作面实际需要风量，m3/min；Qur硐室实际需要风量，m3/mi168、n；Qsc备用工作面实际需要风量，m3/min；Qrl其他用风巷道实际需要风量，m3/min；Kaq矿井通风需要系数，取1.20。3、采煤工作面实际需要风量计算每个采煤工作面实际需要风量，按工作面气象条件、瓦斯涌出量、人员等规定分别进行计算，然后取其中最大值。（1）按气象条件计算Qcf=6070%VcfSefKchKcl式中：Vcf采煤工作面的风速，取1.5m/s；Sef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，8.6m2；Kch采煤工作面采高调整系数，取1.0；Kcl采煤工作面长度调整系数，取1.2；70%有效通风断面系数；60为单位换算产生的系数。Qcf=6070%169、1.512.321.01.2=931.39m3/min=15.52m3/s（2）按照瓦斯涌出量计算Qcf=100qcgkcg式中：qcg采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。kcg采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.4；100按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。Qcf=1002.821.4 =394.8m3/min =6.58 m3/s。（3）按工作人员数量验算Qcf4Ncf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。Qcf415=60m3/min =1.0m3/s。 （4）按风速进行验算 验算最小风量Qcf600.2170、5ScbScb=lcbhcf70%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，6.0m；hcf采煤工作面实际采高，2.2m；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。采煤工作面最大控顶距lcb=6.0m，采煤工作面实际采高hcf=2.2m，工作面最大控顶有效断面Scb=6.02.270%=9.24m2Qcf600.259.24=138.6m3/min =2.31m3/s；Qcf=11m3/s2.31m3/s，满足采煤工作面最大控顶、最小风速的最小风量要求。 验算最大风量Qcf604.0ScsScs=lcshcf70%式中：Scs采煤工作面171、最小控顶有效断面积，m2；lcs采煤工作面最小控顶距，5.4m；hcf采煤工作面实际采高，2.2m；4.0采煤工作面允许的最大风速，m/s；70%有效通风断面系数；采煤工作面最小控顶距lcs=5.4m，采煤工作面实际采高hcf=2.2m，工作面最小控顶有效断面Scs=5.42.270%=8.316m2Qcf604.08.316=1995.84m3/min =33.264m3/s；Qcf=11m3/s33.264m3/s，满足采煤工作面最小控顶、最大风速的最大风量要求。（5）综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量Qcf605.0Scs式中：Scs采煤工作面最小172、控顶有效断面积，m2；5.0采煤工作面允许的最大风速，m/s。Qcf605.08.316=2494.8m3/min =41.58m3/sQcf=11m3/s41.58m3/s，满足综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后的最大风量要求。则Qcf=16m3/s。4、备用工作面实际需要风量计算根据煤矿安全规程规定，备用工作面风量按采煤工作面的50%计算，备用工作面风量取Qsc=8m3/s。5、掘进工作面实际需要风量计算每个掘进工作面实际需要风量，按瓦斯涌出量、人员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。（1）按照瓦斯涌出量计算Qhf=100qhgkhgq173、hg掘进工作面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；（根据瓦斯预测报告，掘进工作面涌出量为1.08 m3/min）khg掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.5；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。Qhf=1001.0821.5=81m3/min=1.35m3/s。（2）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：Qhf=QafI600.25Shd式中：Qaf局部通风机实际吸风量，420m3/min；I掘进工作面同时通风的局部通风台数，1台；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174、面积，13.76m2。Qhf=4201600.2513.76=626.4m3/min=10.44m3/s，取11 m3/s（3）按工作人员数量验算Qaf4Nhf式中：Nhf掘进工作面同时工作的最多人数，10人。Qaf41040m3/min0.67m3/s。(4)、按风速进行验算 验算最小风量有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷：Qaf600.25Shf式中：Shf掘进工作面巷道的净断面积，m2。Qaf600.2513.76=206.4m3/min3.44m3/s 验算最大风量Qaf604.0Shf式中：Shf掘进工作面巷道的净断面积，m2。Qaf604.013.76=3302.4m3/min55.175、04m3/s3.44m3/sQaf=11m3/s55.04m3/s，满足掘进工作面最大和最小风速的风量要求。井下共布置2个掘进工作面，根据停掘不停风，掘进工作面总需风量为：Qhf=2660 +1660=1980m3/min（33m3/s）。6、硐室需要风量计算6号煤层采区变电所，Qur2 m3/s。7、其他用风巷道实际需要风量计算其它巷道通风按采掘配风的10%进行估算：Qrl（Qcf+Qsc+Qhf+Qur）K（16+8+33+2）10%5.9m3/s，取6m3/s。则Qrl=6.0m3/s。8、矿井总进风量Qra=（16+8+33+2+6）1.20=78m3/s，取80m3/s。矿井总进风量176、为80m3/s，其中主斜井进风量35m3/s，副斜井进风量45m3/s，回风立井回风量80m3/s。9、矿井回风上下山风速及矿井总风量验算（1）回风巷风速验算回风上下山采用半圆拱断面，锚喷+锚索支护，有效断面S回风上下山=12.28m2。V回风上下山= Q矿井/S回风上下山=80m3/s /12.28m2=6.5m/s 8.0m/s。因此回风上下山风速满足煤矿安全规程的规定。（2）按回风上下山风量验算矿井总风量 根据AQ1055-2008验收规范规定，矿井总回风巷或一翼回风巷瓦斯或二氧化碳浓度不得超过0.70%验算矿井总风量。A瓦斯=q绝瓦/ Q矿式中：A瓦斯矿井总回风巷或一翼回风巷瓦斯或二氧177、化碳浓度；q绝瓦矿井剩余瓦斯绝对涌出量，0.255m3/min；Q矿矿井需风量，m3/s。A瓦斯=0.255/800.3（%），经验算当矿井风量为80m3/s时，每个回风巷瓦斯浓度为0.3%0.7%，满足规定要求。（二）矿井风量分配将矿井总进风量分配到井下各用风地点，具体配风量分配如下：回采工作面：16m3/s接替工作面按回采工作面风量一半考虑：8m3/s顺槽和上下山掘进工作面：311=33m3/s；6号煤层采区变电所：2 m3/s其它巷道：21m3/s（三）矿井通风负压及阻力矿井通风负压采用下式计算：h=（LPQ2 /S3 ） +h局+ h自式中：h矿井阻力，Pa；井巷摩擦阻力系数，N.s2178、/m4；L井巷长度，m；P井巷净断面周长，m；S井巷净断面积，m2；Q通过井巷的风量，m3/s；h局局部阻力，h局=15%h（Pa）；H自矿井的自然风压；达到设计生产能力后，选择通风容易时期及困难时期的风阻路线进行阻力计算（其中容易时期位于8101回采工作面，困难时期位于6106回采工作面）。经计算，矿井通风容易时期困难时期阻力分别为785.04Pa（80.06mmH2O）1214.66Pa（123.87mmH2O）。负压计算见表6-2-1通风容易时期负压计算表；6-2-2通风困难时期负压计算表。通风系统见图6-2-1通风容易时期通风系统平面图；6-2-2通风困难时期通风系统平面图。（四） 等179、积孔矿井等积孔按下式计算：A=1.19Q/ h 1/2式中：A等积孔，m2；Q风量，m3/s；h风压，Pa。则矿井通风容易时期等积孔为：A1=1.1980/（785.04）1/2=3.4m2。矿井通风困难时期等积孔为：A2=1.1980/（1214.66）1/2=2.73m2。本矿通风容易时期和困难时期属容易程度，即小阻力矿。五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施。（一） 通风设施设计采用的通风设施有风门、调节风门、风墙和风桥等。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、回风联络巷间，用于隔断风流和便于行人、检修等；常开风门用于反风，安设在工作面顺槽、掘进巷道入口180、附近，当工作面需要进行反风时将其关闭，并相应打开有关常闭风门。主要进、回风巷之间使用的联络巷，必须设置两道联锁的正向风门和两道反向风门。2、调节风门木制，用于调节通过巷道风流的大小，安设在独立通风硐室的回风通道、上下山、工作面等需要调节风流的巷道中。3、风墙主要设在上下山的进、回风巷之间的横贯中，用于隔绝风流。一般用实心混凝土块或砖块砌成，砂浆抹缝，在进风巷一侧墙面抹砂浆。4、风桥主要用于进、回风巷相交处，回风巷从进风巷上方通过时形成的风桥，进风风流不泄露。风桥上方巷道采用锚喷支护，下方巷道两侧墙为混凝土浇筑，其顶部为配有工字钢梁的混凝土板，为防止漏风，在混凝土上方填0.51.0m厚的黄土。对181、于服务时间不长，上方巷道仅作回风使用的风桥，其下方的巷道的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波纹薄钢板。（二） 防止漏风和降低风阻的措施为了使矿井通风系统稳定可靠，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，要设置永久挡风墙。2、对采空区及废弃巷道要及时封闭，并应经常检查密闭效果。3、在行人或行车又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182、门同时打开，应安设风门联动装置。4、主要进、回风巷道，砌壁或锚喷表面应尽量光滑，并保持巷道整洁，不乱堆放杂物，以降低巷道风阻和减小局部阻力。5、当巷道压缩量超过规定时，要对巷道进行返修，刷大。6、设置专职人员对井下通风设施进行按时检查和维修。7、进、回风井之间和主要进、回风巷之间的每个需要使用的联络巷，必须安设2道联锁的正向风门和2道反向风门。第三节 灾害预防及安全装备“安全第一，预防为主”是我国家煤炭安全生产工作长期经验的总结。矿井生产组织与实施中，必须坚持以人为本的原则，树立安全第一的哲学观、预防为主的科学观，建立长效机制，扎扎实实地搞好安全生产管理工作。一、一般顶板冒落灾害的防治措施及装183、备1、回采工作面顶板管理（1）综放支架和单体液压支柱的管理和使用综放支架和单体液压支柱必须由专业人员进行检修和维护，必须经常进行检修，检修好的支柱，还必须进行压力试验，合格后方可使用。采煤工作面必须按作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业。所有支架必须架设牢固，严禁在浮煤或浮矸上架设支架。采煤工作面必须及时放顶或充填，控顶距离超过作业规程规定时，禁止采煤。用垮落法控制顶板，采后顶板不垮落、悬顶距离超过作业规程的规定时，必须停止采煤，必要时采取人工强制放顶或其他措施进行处理。（2）顶板支护安全技术措施1）工作面顶板管理工作面采用及时支护的方式管理顶板，其管理方法及注意事项如下： 采煤机前滚筒割过后184、，立即打出片帮板临时支护暴露的顶板。 移架顺序：微降前、后柱，同时开始移架，边移边收片帮板，支架到位后升起前后柱，手把要持续35秒再恢复零位，以保证其初撑力，打出片帮板护住煤壁。 移架工作若不能跟上采煤机牵引速度，则调整牵引速度，与移架工作保持同步。 支架操作为本架快速操作，操作人员必须站在支架踏板上，移架时注意观察顶板煤壁状况，确认无危险时，方可移架。 支架工必须熟悉操作手把的位置，检修时必须按照支架铭牌上所示位置进行接管，严禁随意倒管。 因故停机或检修，机道上支架移到前滚筒之后，将片帮板背紧煤壁，再把所有手把复零位。 工作面综采液压支架设置护帮板，防止煤壁片帮严重，保护工作面人员和设备。 185、若顶板破碎，可采取承压移架的方法移架，同时超前移架用片帮板管理好煤壁。 两相邻架不得同时动作。 液压支架在操作上要做到：快、准、灵、正、匀、严、净。液压系统要达到密封的要求，各控制阀要定期检查，严禁随意调整安全阀的压力或以堵头代替安全阀。支架工移架时，必须注意支架龙门前沿与电缆的相对位置，以免挤伤电缆。 2）工作面初采期间安全技术措施 工作面初采初放期间矿区队成立顶板管理小组。区队每班必须有一名管理人员在现场跟班，以确保安全生产。矿顶板管理小组负责各种规程、措施的落实，顶板不稳定时，制定有效措施，严防发生顶板事故。 工作面割煤前，先将输送机沿切眼煤壁顶直，液压支架按挂线移成一条直线。 工作面初186、采时，比摸底推采，不得破底，不得留底煤。 工作面初采期间，必须坚持跟机即使移架，移架滞后采煤机后滚筒46架，片帮处坚持超前移架，如超前移架后，断面仍超过340mm，必须用模板梁配合单体支柱架设临时棚子；如顶煤酥软、架前及架间煤流严重时，必须用大芭、板皮等物裱背严实，严防支架顶部顶煤流空，而造成液压支架不接顶。 工作面推采处开切眼后，设专人观察顶板，如发现异常情况，必须及时撤人至新鲜风流。若推出15m时，顶板仍不垮落，必须停止作业，并向矿调度中心汇报。 工作面推采出切眼后，若采空区顶板未落，必须在上下端头打临时栅栏，严禁人员进入采空区。 初采期间的回采工艺流程及操作方法严格按作业规程要求进行。 187、工作面初采期间每班必须有矿、区顶板管理小组人员现场跟班，落实规程措施，解决生产中的问题及安全上的隐患。、 回采工作面的防灭火工作，严格执行通风区制定的各项安全技术措施。 初次来压期间：加强工作面两巷超前维护及安全出口20m范围内的顶板管理，特别是距工作面10m范围内的顶板管理，必要时打密集点柱或加密棚子。加强工作面煤壁管理，能超前拉架的必须超前拉架，使片帮板有效地管理煤壁。 周期来压期间：加强矿压观测，准确预测周期来压步距。加强两巷及工作面煤壁的管理。采取初次来压期间顶板管理方法。3）特殊情况下顶板管理 如果工作面顶板破碎或片帮严重，要超前移架。 在有冒顶预兆的情况下，先迅速移顶板较好处的支架188、，再移。 顶板破碎严重时，在完好顶板下的支架梁上放顺向木梁护住周围的顶板，再移破碎顶板下的支架。4）当工作面初采时支架不能接顶时，防止顶溜退架措施 回采前，在支架前梁上打设木垛使支架前梁接顶，推进过程中顶梁通过木垛接顶后防止退架。每个木垛横跨2组支架，两木垛中心距为3m。 过切眼时，支架工拉架时不落前柱，并保证前梁时刻接顶，初撑力不得低于22Mpa，后柱升起高度低于前柱100mm。 机组割煤时顶溜工不顶溜，机组每向前割煤45m后，返刀扫煤并继续向前割煤时，采取“停泵一送顶溜手把一开泵”的方式进行顶溜，局部溜子直线不达标时，采取多人多架单向协调进行顶溜。 推过切眼后，按照正常操作标准进行移架，并189、保证前、后柱和前梁初撑力达到22Mpa。5）处理片帮宽、架前冒顶、漏顶安全技术措施 工作面出现煤壁片帮等现象时，要及时超前移架或用支架小梁挑半圆管理顶板，控制漏顶、冒顶事故的发生。支架间隙超过200mm时，要用单体柱架大板或道木抬棚管理空顶区。 冒顶后要及时闭锁溜子，防止压溜。 待顶板稳定后，由跟班队干、班组长及有经验的老工人严格执行敲帮问顶制度，确认无危险后方可作业。首先清理好退路，保证退路畅通，然后用半圆、刹杆等进行绞顶。 当工作面因片帮导致支架小梁上方空顶超过600mm高时，要在支架小梁上垂直煤壁上两块大板，在大板上打木垛管理漏空区，要用垫板、刹杆保证木垛接顶严密。 作业时要设专人看护溜190、子闭锁、支架手把，监护顶板状况。 作业过程中发现异常要及时撤离。 处理冒顶过程要快速谨慎，先外后内，确保安全。 当工作面地质条件发生变化时，需要变更支护情况时，要立即上报生产科并补充变更措施。6）工作面防止溜子上串下滑的措施 在回采过程中，必须严格控制溜子及排头(尾)架在巷道中的位置，确保安全出口达标。 在正常回采前，必须在风、运巷找好基准点，随时测量溜子机头(尾)的长短，根据测量结果通过单向顶拉溜的方式进行调整。7）工作面末采安全措施 工作面接近停采线15m时，全面检查支架损坏的零件及时更换，确保支架有效支护顶板，然后开始铺设双层金属网和钢丝绳，连网时，搭接长度100mm，14#邦丝双丝双扣191、隔孔相连，钢丝绳径不小于20mm，钢丝绳和网用邦丝连好，绳两端用单体柱将绳头压在两巷上下邦拉紧固定好。 第一道绳铺设在上网前进行，牵引顶网，第二道绳与第一道绳相距2m，其余绳间距500mm，绳与网连接每200mm一道。 铺网和钢丝绳前，拉开隔离，摘开离合，闭锁煤溜，先进行敲帮问顶，确认无危险后，方可进入煤壁进行铺网上绳，随时注意煤壁情况，上网期间采煤机割煤高度2.2m，防止割破网。 待第一道钢丝绳到支架尾部底板后停止放顶煤，工作面推至距停采线2m时停止移架，采煤机开始割煤壁。 采煤机割煤时，要保证净高满足要求，扩帮时用设抬棚的方法支护顶板，抬棚用厚200mm，长3200mm的木料，一端搭在液压192、支架前梁上，另一端用单体液压支柱做腿，到停采线后用网封住煤帮，为防止片帮，邦网用二排锚杆固定，锚杆长2m，上排距顶0.3m，下排距上排1m。人员到煤壁连网打锚杆时必须闭锁前溜，切断采煤机电源，并认真执行敲帮问顶制度。 拆除工作面设备时，先撤出割煤机，然后撤后溜、前溜，最后撤液压支架。撤出设备时用导链、绞车往外拖拉。 支架拉出后的空间沿支架架设方向布设两排单体柱配木梁支护，柱距不大于500mm，排距不大于700mm，单体柱实行见四回一，距未撤架后保持三排支架，后边的及时撤柱放顶。 撤架时先停液压泵或关截止阀，再拆高压管，不准带压卸管。 回撤支架和单体柱时，要有专人指挥，专人监护，保持后路畅通。 193、收尾期间，必须有跟班瓦检员，认真检查风量和有害气体含量，一旦风量不足或瓦斯超限，要立即撤出人员，安装局扇风机进行处理，只有瓦斯和风量符合要求，满足需要时才可以恢复工作。8）顶板悬空和顶煤处理安全技术措施 顶板悬空处理加强对工作面推进长度内顶板岩性的研究和冒落性评价，一旦发现移架后有可能在采空区造成悬空时，必须在工作面末采动区内采用予裂爆破弱化顶板，保证移架后顶板冒落。在工作面放顶煤和移架操作中，必须注意观测顶板的冒落状态，一旦发现顶板冒落不好，有可能造成采空区顶板悬空时，应通过反复几次升降液压支架，使顶板在矿山压力作用下破碎，移架后冒落。 顶煤处理严禁在工作面上、下隅角爆破落煤和在工作面内采用194、炸药爆破地方处理顶煤、顶板。当工作面或工作面上、下隅角的顶煤、顶板不易冒落时，应通过反复几次升降液压支架，促使顶煤破碎冒落。严禁用爆破方法处理卡在放煤口的大块煤炭和矸石。发生大块煤炭和矸石卡住放煤口时，首先要用液压支架插板进行破碎，如果不行必须停止输送机运行，在液压支架掩护下人工用大锤破碎。放煤时，上下各组支架后面，严禁有人进入。放煤时，放煤量必须掌握均匀，防止过载压输送机，防止运输过程中绊坏尾梁、千斤顶及管路。放煤前要首先检查有关液压系统、管路是否正常，确认无问题后，方可进行放煤作业。采放平行作业时，煤机后滚筒与放煤架间距不少于15m，放煤与移架距离不少于15m。回摆尾梁时，必须收回插板，放195、煤结束必须升起尾梁，伸出插板，各操作手柄归零位。拉后输送机时，架后不得有大煤堆、大煤块、大矸石块。 其他安全技术措施a、加强对放顶煤工作面的顶板压力的观测工作面配备了矿山压力观测仪器、仪表。定期对工作面的顶板压力进行观测，并对每次观测数据进行分析和归档留存。工作面装备综采工作面放顶煤顶板动态监测监控系统，以适时对工作面顶板的动态监控，为工作面科学的安全管理提供指导。综采放顶煤工作面设顶板管理安全员，对液压支架的压力进行观测，检查液压支架的工作阻力、初撑力是否达到要求，一旦发现问题及时向矿调度中心汇报，由况调度中心下达相应的指令，进行处理。b、工作面倾角大于15时，液压支架必须采用防倒、防滑措施196、。每隔5架打一根戗点柱以防支架下滑，同时在第15架处固定一根顶镐，用机组牵引链固定在第一架的尾梁上。机头、机尾必须使用好压戗点柱。工作面第一架打两戗点柱。c、预防架前冒落、煤壁片帮冒落的措施采煤机割煤后，液压支架的前伸缩梁要及时伸出对架前新露顶煤进行及时支护，同时护帮板要及时打开支撑煤壁。在顶煤破碎时超前移架，液压支架必须带压擦顶移架，移架时少降多移。二、预防瓦斯爆炸措施本矿井为低瓦斯矿井，有煤尘爆炸危险性。当矿井在建设和生产中，接近或揭露煤层后，掘进和采煤过程中，将受到瓦斯涌出的影响，其影响严重程度依次为采煤、掘进和煤层巷道，因此，设计采取的措施主要是在巷道布置及通风方面。为保证矿井在生产中197、稳产，满足各作业地点有足够的风量，并使巷道内有合适的风速，防止生产过程中瓦斯浓度超限，通风是防止瓦斯积聚的行之有效的方法，矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断，使采掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合煤矿安全规程规定要求，为此，矿井采用一个水平一个回采面集中生产，合理配风，尽可能地减少头面和辅助巷道用风。瓦斯爆炸的预防根本措施是防止瓦斯的积聚和引燃。主要措施如下：1、严格执行瓦斯检查制度，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。2、对废巷、停工停风的盲巷及采空区要及时封闭；处理好工作面上隅角、采空区边界、采煤机附近和顶板冒落空洞内、低风速巷道顶板附近、停风的盲巷等局部积聚的瓦斯。198、3、采煤工作面和掘进工作面应安设计要求保证足够的风量。4、严禁将易燃物品和点火器具带入井下，禁止井下及井口房使用明火。5、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，使之不超过煤矿安全规程允许值。6、井下爆破材料的使用和操作工艺流程必须遵守煤矿安全规程的有关规定；井下局扇和掘进工作面电器设备必须安设风、电闭锁装置。7、地面筒仓上部设置通风孔并安设除尘换气装置，防止瓦斯积聚。三、 预防煤尘爆炸的措施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，胶带输送机搭接处，煤炭井下运输过程中也有扬尘。为防止煤尘爆炸和爆炸后范围进一步扩大，要求采取以下预防措施：1、工作面煤199、层预注水，使煤体保持湿润，以减少开采时的煤尘飞扬。在采煤工作面的采煤机滚筒旁，煤巷掘进工作面、各煤仓下口转载处、胶带输送机转载处设置喷嘴进行喷雾降尘，并同时设置粉尘探头，以控制其扬尘，降低粉尘浓度。定时清扫和冲洗巷道壁上、支架上的煤尘，防止粉尘过量积聚或飞扬。2、井下主要锚喷上下山要经常在巷道周壁刷浆，减少扬尘。3、根据煤矿安全规程的要求，在工作面顺槽、上下山适当位置，分别设置水袋棚以防煤尘爆炸范围扩散。四、预防井下火灾措施井下各巷道、各类硐室采用不燃材料支护。井下用的风筒、胶带，电缆均选用不燃性、阻燃性材料的产品。提高工作面采煤回收率，尽量做到不丢煤，少丢煤。井底设有专用的消防材料库，并备有200、各种消防用器材、材料和工具。井下硐室配备灭火器材。井下设有消防、洒水管路（合用管路），并在井下变电所处专门配备消防栓，水龙带及水枪等。对预防自燃发火采用以灌浆为主，喷洒阻化剂为辅的综合防治措施，并配备束管监测设备予以监测管理。具体措施分述如下：（一）注氮防灭火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。氮气是一种无色、无味、无嗅、无毒的气体，其化学性质相对稳定，在常温、常压条件下氮气很难与其它物质发生化学反应，所以它是一种良好的惰性气体，随着空气中氮气含量的增加，氧气含量必然降低。据有关资料介绍：当氧气含量低到510时，可抑制煤炭的氧化自燃；氧气含量降至3以201、下时，可以完全抑制煤炭等可燃物的阴燃与复燃。基于上述氮气的性质及煤的氧化机理，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（1）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202、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，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。3203、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。深冷空分是一种传统的空分技术，已有九十余年的历史，它的特点是产气量大，产品氮纯度高，但设备装机功率大，工艺流程复杂，占地面积大，基建费用高，需专门的维修力量，操作人员较多，产气周期长（1824h），显然不适合煤矿选用。变压吸附制氮是以空气为原料，用碳分子筛作吸附剂，利用碳分子筛对空气中的氧和氮选择吸附的特性，运用变压吸附原理（加压吸附，减压解吸并使分子筛再生）且在常温下使氧和氮分离制取氮气204、。变压吸附制氮与深冷空分制氮相比，具有明显的优点：吸附分离是在常温下进行，工艺简单，设备紧凑，占地面积小，开停方便，启动迅速，产气快（一般在30min左右），能耗小，运行成本低，自动化程度高，操作维护方便，安装方便，无须专门基础，产品氮纯度可在一定范围内调节，产氮量2000m3h。膜分离制氮是以空气为原料，在一定的压力下，利用氧和氮在中空纤维膜中的不同渗透速率来使氧、氮分离制取氮气。它与上述两种制氮方法相比，具有设备结构更简单、体积更小、无切换阀门、操作维护也更为简便、产气更快（3min以内）、增容更方便等特点。综上所述，采用膜分离法制氮。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，205、经井上、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。在用氮气进行防火时，由于该矿现阶段井田面积较小，生产较为集中，制氮量需求不是特别大，故选用一套井下移动式制氮设备即可满足要求。5、注氮参数计算A、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%。由于该矿为低瓦斯矿，开采煤层为206、自燃煤层，采空区防火惰化指标取7%，灭火惰化指标取3%。B、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，计算公式为：式中：QN注氮流量，m3/min； A年产量，t； t年工作日，取330d； 煤的密度； n1管路输氮效率，%，一般取0.9； n2采空区注氮效率，%，一般在0.30.7之间； C1空气中的氧气浓度，取20.8%； C2采空区防火惰化指标，可取7%；K安全备用系数，1.21.5。对于该矿，防火时需注氮量为：m3/min=324 m3/h经过207、计算，设计在8号煤采区巷安装一套DM-400型煤矿井下移动式膜分离制氮机组，分别敷设管路向采空区内注入氮气。选用50mm无缝钢管作为输氮管路，自移动式制氮机沿采区辅助运输巷敷设至采煤工作面胶带顺槽。DM-400型煤矿井下移动式膜分离制氮机组产氮量为400 m3/h，功率132kW，氮气纯度97%，氮气压力0.1-1.1MPa，外形尺寸：3.01.21.68（3辆）。 DM-400型煤矿井下移动式膜分离制氮装置，具有结构合理，操作简单，维护容易，能耗低等优点，适用于煤层自然发火严重的工作面防灭火的井下氮气源设备，可满足该矿注氮防灭火系统的需要。6、注氮方式和防灭火方法（1）注氮方式注氮方式分为开208、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。该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。7、注氮区气体监测监209、测的目的在于能够连续不断地监视工作面进、回风流中及采空区的气体变化成分，及时了解和掌握自燃的变化规律及动态，以便针对性的采取防范措施，并对选择最佳注氮参数提供科学的依据。注氮区域气体监测以束管监测系统为主，现场人工检测为辅，主要观测气体的温度、O2、CH4、CO、CO2。（1）束管监测系统为便于采空区取气样分析，在铺设注氮管路的同时，同时在回风巷布置束管监测探头，采样探头间距在30m左右。（2）现场人工检测主要由瓦检员每班检测，检测位置主要为工作面进、回风流和上、下隅角。8、注意事项（1）在对采空区进行注氮防火前，要制定相应的安全技术措施，并经批准后，方可实施。（2）建立健全注氮设备的操作规程210、工种岗位责任制和注氮防火的各项规章制度，并做好日常管理、检查、维护等工作。（3）注入的氮气纯度不得低于97%。（4）注氮时要加强工作面及回风顺槽的氧气监测，发现氧气浓度低于18%时立即停止工作，撤出人员，减少注氮量，待风流中氧气浓度大于18%时，方能恢复工作。（5）注意检查工作面及回风巷道风流中瓦斯涌出情况，若发现采空区大量涌出瓦斯，风流中瓦斯超限时，可适当降低注氮强度。（6）注氮管第一次向采空区注氮，或停止注氮后再次注氮时，应利用工作面附近的三通阀门，先排出管内空气，避免将空气注入采空区中去。（7）采空区受工作面通风负压的作用，从进风顺槽至回风顺槽必然形成漏风通道。向采空区注入氮气，必然沿211、着漏风通道而大量泄露，将使采空区内冷却氧化带加宽，影响惰化效果，需采取一定得封堵措施，减少漏风量，才能以较少的注氮量达到较好的惰化效果，达到防火的目的。（二）阻化剂防灭火系统井下煤炭自燃，一般是由于残留在采空区或回采巷中的浮煤，以及压裂的煤柱在漏风过程中氧化发火。通常把发火点的煤炭分为冷却带、氧化带及窒息室。阻化剂是一种吸水性很强的盐（CaCl2），喷散到煤体上，能浸入煤的节理与裂隙，形成一个稳定的抗氧化保护膜，隔绝煤与空气中氧的接触，降低煤在低温下的氧化活性从而起到阻止、推迟煤层自燃发火的作用。设计采用移动式阻化剂雾化系统，即在工作面进风顺槽中设置贮液箱和阻化剂喷射泵，通过管道进入工作面，喷212、洒气雾阻化剂到采空区和工作面四线（上、下顺槽、开切眼及停采线）。设计选用WJ-24型喷射泵和型雾化器。防止工作面采空区遗留浮煤自燃发火措施为喷射阻化剂。在回采工作面进风顺槽配备一台WJ24型阻化剂发射泵，主要技术参数为：压力23Pa；最大射程715m；流量2.4m3h，吸水高度5m；防爆电机功率2.2KW；电压380660v，外型尺寸1500490600（mm）。阻化剂采用10%氯化钙或15%氯化镁配比溶液。采空区喷洒工作安排在每班放顶前进行，从工作面上、下端头处两枪相向喷洒，在工作面中相遇喷洒完毕。向采空区喷洒阻化剂一次喷洒量按下式计算：=1.20.91201.20.10.0581.05=0213、.85（m3）式中：V工作面一次喷洒阻化剂量，m3；K1自燃部位喷药加量系数，取1.2；K2单位体积散煤重量，0.9t/m3；L工作面长度，120m；S一次喷洒宽度，按每班循环进度计算，取1.2m；h1浮煤厚度，0.1m；A1吨煤吸液量，0.058t/t；g阻化剂容量，取1.05t/m3喷洒阻化剂随回采班进行，同时要求矿方要定期检测阻化剂阻化率及时调整阻化剂配比及材料，以适应煤层阻隔燃要求。（三）均压防灭火均压防灭火是采用通风技术措施，调节漏风风路两端的风压差，使之减小或趋于零，使漏风量减至最小，从而抑制控制区内煤的自燃，抑制封闭火区的火势发展，加速其熄灭。采用均压防灭火时应注意：实行区域性均214、压时，应顾及邻区通风压能的变化，不得使邻区老塘、采煤工作面、采空区或护巷煤柱的漏风量增加，严防火灾气体涌入生产井巷和作业空间；采煤工作面采用均压防灭火时，必须保持均压风机持续稳定地运转，并有确定均压风机突然停止运转时保证人员安全撤出的安全措施；利用均压技术灭火时，必须查明火源位置、瓦斯流向，并有防止瓦斯流向火源引起爆炸的措施。（四）井下火灾束管监测系统按煤矿安全规程241条规定，开采容易自燃和自燃煤层时，在采区开采中选择自燃发火观测站的位置，并建立束管监测系统。本设计在采掘工作面的进回风巷处各设一个固定观测站，在工作面的进回风巷内距工作面1020m处各设置移动观测站一处。系统由地面分析站、井下215、取样管路及附件组成，设计选用KHY-3型火灾束管监测系统一套，可与矿井安全监控系统联网运行。（五）防治其他原因引起的火灾1、开拓开采方面的措施 主要开拓巷道、采区巷道、硐室工程均采用锚喷支护，封闭煤体。工作面顺槽选用锚杆不燃性材料联合支护。工作面选用综采工艺，金属支架支护。当回采工作面回采结束后，立即将顺槽密闭。另外，对于废弃的巷道和盲巷要及时封闭。采煤工作面采至停采线时，必须采取措施使顶板冒落严实。2、通风方面的措施工作面为后退式回采，减少了采空区漏风。调节风门、风门、风墙和风桥等通风设施，设置在围岩坚固、稳定的煤柱内，避免引起采空区或附近煤柱裂隙使漏风的增大。3、监测方面的措施矿井生产过程216、中，根据工作面的实际回采情况，要加强防火监测工作，按自燃煤层监测标准配齐CO监测传感器，配备氧气测量报警仪、多种气体检定器、人工巡回检测气体成份，防患于未然。4、煤层注水措施在工作面回采过程中，实施工作面预注水，增加煤体内水分。5、井下机电设备硐室防火措施井下主要机电设备硐室，如主排水泵房、主变电所的通道内均装设了防火栅栏两用门。上述设备硐室及通道，与之相连接的采区上下山、煤仓上下口装卸载硐室的支护设计均选用混凝土或锚喷支护。6、井下电气设备的防火措施井下电气设备选型均按照矿用隔爆型选择，电气设备不得超负荷运行，操作电气设备执行煤矿安全规程第446条的规定。井下严禁带电检修、搬迁电气设备。井下217、电缆全部选用矿用阻燃型，符合MT818标准的橡套软电缆。除手持式或移动式设备的电缆外，其它电缆均采用在巷道壁或巷道顶板用电缆挂架敷设的方法。井下供配电装置均有完善的短路、过载、断相保护，配备安全监控设施，使电气设备常处于安全运行状态。7、胶带输送机防火措施斜井及上下山胶带采用阻燃抗静电胶带，胶带输送机及各种电气元器件均为隔爆型，滚筒、衬垫及非金属材料均要抗静电及阻燃，并设置安全规程规定的所有保护装置。在胶带输送机头设自动洒水、灭火装置，水源取自井下消防、洒水供水系统。设置多孔喷雾装置，配备25m胶管、灭火器材、0.2m3的沙箱及消防锹。井下巷道固定照明选用DGG型矿用节能荧光灯具，以保证巷道有218、充足的照明，从而在输送机发生事故时能够有效施救。五、粉尘的综合防治（一）综合防治措施1、采煤工作面进行煤体注水，注水孔沿工作面轨道顺槽一侧布置，即单向长钻孔注水。为使注水能充分渗透煤层，且避免与采煤工作面相互干扰，注水需超前工作面55100m。2、采煤机采用内、外喷雾，岩巷掘进采用湿式凿岩、放炮喷雾等措施。3、采掘工作面、运煤转载点，煤仓上口等易产生粉尘地点设置喷雾降尘装置，且设置粉尘传感器，以控制和监测产生粉尘地点的粉尘浓度。4、在采煤工作面回风顺槽、回风上下山、总回风巷、风硐及轨道上下山和胶带输送机上下山中设置风速传感器，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219、清扫和冲洗巷道周壁，减少粉尘积存。6、破碎机安装有防尘罩和喷雾装置，以防止煤在破碎过程中产生煤尘。7、在采掘工作面回风巷安设风流净化水幕。水幕的设置要灵敏可靠，使用正常，封闭全断面。8、锚喷除尘采用潮料喷浆，同时使用锚喷除尘器或气流搅拌机。9、采掘工作面的工人应按规程规定配戴防尘帽和防尘口罩。10、在运输轨道上下山，设置主要隔爆水棚；在采掘工作面进回风顺槽设置辅助隔爆水棚。隔爆水棚数量及使用地点见表6-3-1。表6-3-1 隔爆水棚数量及布置地点分类组数数量布置地点说明主要隔爆水棚330胶带上下山1、主要棚型号为GS80-3A型，辅助水棚为GS40-3A；2、主要水棚用水量400L/m；3、辅220、助水棚用水量200L/m；4、水棚首列与工作面距离保持在60200m；5、主要水棚区长度不小于30m；6、辅助水棚区长度不小于20m；7、水棚距顶，两帮间隙大于10cm；8、水棚距拐弯处为5075m；9、水棚应布置在巷道的直线部分；10、水棚区及前后20m 断面应保持一致。330轨道上下山辅助隔爆水棚330回风上下山138回风顺槽128进风顺槽128进风顺槽掘进138回风顺槽掘进合计13222其中：主要隔爆水棚60个，辅助隔爆水棚162个（二）煤体注水防尘1、注水方式工作面煤体注水采用动压注水方式，注水孔沿工作面回风顺槽一侧布置，利用钻机打注水钻孔，进行单向长钻孔注水，为使注水能充分渗透煤层，221、且避免与工作面相互干扰，注水需超前工作面60m提前注水。供水水源引自井下消防洒水管道，多孔注水时，只需将每个孔中的主水管通过胶管和阀门联结在供水干管上即可进行注水，如果压力不超过1.0MPa，为了记录每个钻孔的注水量，可在胶管中间安装流量表。2、注水参数（1）钻孔直径：75mm。（2）有效钻孔长度：100m。（3）钻孔角度：在水平面上垂直煤壁，在垂直面上与煤层倾角相同。（4）钻孔间距：9m。（5）封孔长度：8m。（6）封孔方式：采用灌注水泥砂浆封孔方式。（7）注水压力为：2450 kPa。3、注水量（1）钻孔注水量Q=LBM（W1W2）K式中：Q单孔注水量，m3；L工作面长度，L=120m；有222、效钻孔长度取100m；B钻孔间距，B=9m；M煤层厚度，8号煤平均厚度为4.42m；煤的密度，8号煤为1.33t/m3；W1注水后要求原煤达到的水分，取4；W2注水前原煤水分，按地质报告8号煤取0.66%；K考虑围岩吸收水分、水的损失和注水不均匀系数，取1.8；则单孔注水量：Q8=10094.421.33（40.66）1.8=318（m3）。（2）矿井日注水量QH19=KG（W1W2）=1.81818（40.66）=109.3（m3）。QH矿井日注水量，m3；G 工作面日产量， t；（3）注水流量我国长孔静压注水，注水流量一般取0.0010.027 m3/h.m，结合本矿井煤层特点，取0.02223、5 m3/h.m，则 V= 0.025m3/h.m200m =5 m3/h（4）钻孔注水时间T11= QV =318 5 =63.6（h）按上式计算，静压注水每天全日制注水，8号煤层单孔注水时间最长为35.34h。4、注水设备煤层注水钻机：采用MYZ-200型全液用钻机施工。封孔机：SLB-型水泥砂浆封孔泵1台。注水泵：KBZ-100/150封孔材料：用水泥、砂、石膏封孔，配料比为1:1:0.2。煤层注水设备详见表6-3-2。表6-3-2 煤层注水设备明细表序号设备名称型号规格单位数量备 注1注水钻机MYZ-200台22快速接头K型个103安全阀单向阀个14铁制三通K型个105高压闸阀J13H224、-160个36夹布压力胶管与泵配套米407冷拔无缝钢管与泵配套米2408高压钢丝编织胶管与泵配套米509内螺纹升降止回阀H8H-160个210便携式快速水分测定仪WM-A台111弹簧式压力表个1212等量分流器DF-3个1013叶轮湿式水表个214水泥砂浆封孔泵SLB-台115注水泵KBZ-100/150台25、封孔材料采用水泥、砂、石膏封孔，配料比为1:1:0.2。六、预防井下水灾的措施根据井田水文地质条件和矿井充水因素综合分析（见第二章第一节），本井田水文地质条件为中等。井田内02、2号煤层已基本采空，形成了较大的采空区，在采空区低洼处积存有一定量采空区积水。随着时间推移，采空区会积水量还225、会增加，且距8号煤层层间距较小（90m左右），导水裂隙高度可导通采空区积水，尤其在有隐伏断层等构造的导通情况下，采空积水势必为矿井造成事故隐患，所以煤矿应加强采空区的积水管理工作，及时定期疏排采空区积水，确保煤矿安全生产。（一）在开拓及采掘过程中主要采取以下防治水措施1、在矿井建设和生产期间要进一步加强水文地质勘探工作，进一步摸清水文地质条件，切实掌握水文地质资料及其变化规律，为防治水提供科学依据，做到有针对性的防治。2、必须对矿井工业场地四周有可能出现滑坡、崩塌的地方进行边坡治理，防止滑坡、崩塌现象发生。3、矿方必须要保持井口及工业广场排水畅通，必要时筑防洪坝，以备不测。矸石和炉渣等固体废物226、不得弃于沟中，以免淤积河床，造成雨季排水不排，危害矿井。4、在开采过程中观测采区上方地貌地质的情况，调查收集由开采或地下水活动可能诱发的崩塌、滑坡等地貌变化，以采取相当措施。在雨季前组织有关人员踏勘井田地表（尤其是沟谷地表与煤层间距较小的地段）是否有采空裂隙、塌陷洞，及时发现，用黄土、粘土、碎石填封，并高出地表。在地表容易积水的地点，修筑沟渠，排泄积水。5、在煤层露头上缘及附近挖截洪沟，防止洪水及地表水沿煤层渗入井下造成水灾。6、报废的井筒应当填实封堵，并设置栅栏和标志。7、对于落差较大的断层要严加控制，开采时要留足煤柱，掘进工作面接近断层时，必须打超前钻孔探水，做到“预测预报、有掘必探，先探227、后掘，先治后采”，并采取必要的防治水措施。8、为了防止勘探钻孔沟通含水层，在回采（掘进）工作面接近钻孔前，应严格检查封孔质量。对于未完全封闭或封闭不合格的钻孔，应采取相应措施防止通过钻孔导水，涌入井下。9、根据水文地质规程、煤矿安全规程，要查清老空区的具体位置、采掘情况、积水情况，圈出积水警戒线，当进入积水警戒线后，必须超前探放水，并在距积水实际边界20m处，停止掘进，进行探放水。10、生产过程中应严格按煤矿防治水规定执行。（二）防水安全煤柱的留设按煤炭工业矿井设计规范规定，井田边界每侧留设20m。断层、陷落柱煤柱按规程计算留设。工作面顺槽之间煤柱1530m。工业广场、村庄、铁路及地面其它建（228、构）筑物要按煤炭工业矿井设计规范规定的等级留设安全煤柱。其中工业场地、风井场地保护等级为一级，地面围护带宽度为20m；其它地面建筑保护等级按24级留设，围护带宽度分别为15m、10m、5m。计算安全煤柱时，根据矿井地质报告，松散层地层移动角取45，基岩地层移动角走向取72，上山取72，下山取720.6。（三）井下探防水措施1、坚持“有掘必探，先探后掘”的原则。2、在采掘过程中，根据煤矿防治水工作条例，对于可推测的或不能推测的小窑采掘位置，在距离推测位置150m处，开始执行“先探后掘”，探测前进。对于实测准确的小窑采掘位置，在距离其60m处，要开始探测前进，避免无计划贯通。3、作业人员必须严格遵229、守煤矿安全规程有关规定及操作规程、作业规程，熟悉井下避灾路线。4、在探放水过程中必须加强瓦斯监测，在打钻地点下风侧配置一个便携式瓦检仪（应悬挂钻孔下风侧1.01.5m，距离煤帮0.20.5m，与钻孔同高的位置），当瓦斯浓度达到1%时停止打钻，切断电源，撤出打钻地点至前方工作面全风压新鲜风流中，采取措施，使瓦斯浓度降到1以下时，方可恢复作业。5、钻进操作中，要做好“三看，两听，一及时”，仔细判断孔内情况，“三看”即看给进压力及进尺速度，看泵压表和孔口返水情况，看水接头情况；“两听”即听机器运转声音，听孔内震动声；“一及时”即发现异常情况及时处理。6、若发现工作面有煤岩松软、片帮、透水、突水、来压230、或钻孔中水压水量突然增大、瓦斯突出、顶钻等异常情况时，必须立即停止钻进，切断电源，但不得拔出钻杆；人员按避灾路线撤出，并向调度室和有关单位汇报，待方案确定后方可进行处理。7、严格按照施工图纸所规定的钻孔位置、方位角、倾角和深度进行施工，确保各参数在允许误差范围内。8、作业过程中，若发现煤层发潮、煤壁挂汗、巷道发冷或出现雾气、有顶板来压和底鼓现象、工作面有害气体增加等水灾事故预兆时，必须立即停止钻进，切断电源，人员按避灾路线撤出，并向调度室和有关单位汇报，待方案确定后方可进行处理。（四）排水设施采掘工作面水自流到顺槽水沟，通过上下山水沟，流至水仓，由水泵通过管路排沿斜井管路排至地面污水处理站处理231、。局部巷道低洼处设积水坑，由小水泵、管路系统把水导入到巷道水沟中排出。（五）综合防治措施及建议1、矿井水害是威胁煤矿安全生产的主要灾害之一，具有突发性灾害的特点，一旦发生，危害极大。因此，矿领导平时必须重视此项工作，做好防治预案，防患于未然。2、严格执行各项规章制度，各种防治水害设施，如水仓设置、水泵配置、排水管路设计等必须严格按照设计要求做好并加强维护。3、随时分析采区的水文地质条件，对各种水文地质现象要进行详细的记录，并制成图表随时分析、预测可能出现的水文地质问题。发现地裂缝和塌陷要及时填埋，尤其洪水季节更要加强防范。4、在采掘过程中，要做到“有掘必探，先探后掘”，当工作面出现危险时，要立232、即将可能遭受水害威胁的人员撤至安全地点。5、密切注意岩层构造变化情况，对断层破碎带、裂隙发育带要采取防范采空区积水的安全措施。6、建议加强本矿进行水文地质探查和研究，彻底查清采空区积水危险区域的分布。综上所述，矿井水害的防治，坚决贯彻执行“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则，应做到以防为主，疏、排、堵、截综合治理，并结合井下排水设施，以确保矿井安全生产。（六）区域、局部探放水措施与设备1、探放水原则（1）煤矿水害防治必须始终严格执行“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的十六字原则和“防、堵、疏、排、截”五项综合治理措施。探水或接近积水区掘进前，必须编制探放水设计，并采取防止瓦233、斯和其他有害气体危害等安全措施。探水眼的布置和超前距离，应根据水头高低、煤（岩）层厚度和硬度以及安全措施等在探放水设计中具体规定。（2）根据煤矿防治水规定（2009.12.1）在矿井受水害威胁的区域，进行巷道掘进前，应当采用钻探、物探和化探等方法查清水文地质条件。地测机构应当提出水文地质情况分析报告，并提出水害防治措施，经矿井总工程师组织生产、安监和地测等有关单位批准后方可进行施工。（3）采掘工作面必须坚持“有掘必探，先探后掘（采）”的原则。采掘前必须进行探放水。探水前，应当确定探水线并绘制在采掘工程平面图上。2、探放水安全措施（1）采掘工作面必须严格坚持“有掘必探，先探后掘（采）”的原则。当234、采掘工作面有突水征兆时必须进行超前探水。（2）为确保人员和设备的安全，井下各作业地点在进行探放水时，一定要先制定相应的技术措施以及排放措施和作业规程，准备好必要的设备、设施，并事先做好以下工作：1）采掘工作面探水前，应当编制探放水设计，确定探水警戒线，并采取防止瓦斯和其他有害气体危害等安全措施。探放水钻孔的布置和超前距离，应当根据水头高低、煤（岩）层厚度和硬度等确定。探放水设计由地测机构提出，经矿井总工程师组织审定同意，按设计进行探放水；2）维护井下巷道，保证巷道畅通，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；3）检查井下排水设备的工况，保证正常235、工作；4）确定放水线路，并清理水沟及水仓，保证流水顺畅；5）做好安全躲避硐；6）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；7）确定通讯联络方法和准备通讯工具，深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。8）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。9）制定通风方法和瓦斯检测制度；10）选好安全避灾线路，一旦探放水发生灾害，应立刻撤离至井下巷道高处，进而撤出地面。大巷掘进工作面探放水避灾路线：大巷掘进头轨道上下山巷（或回风上下山）井底车场巷道（或总回风大巷）副井（或回风立井）撤出地面。顺236、槽掘进工作面探放水避灾路线：胶带进风顺槽（或轨道回风顺槽）轨道上下山巷（或回风上下山）井底车场巷道（或总回风大巷）副井（或回风立井）撤出地面。11）制定钻放水措施，包括孔口装置、套管深度和套管固定方法；12）制定钻机安装及钻机操作的安全措施。（3）探水时注意事项：1）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。2）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，或者打通了其它矿井237、，必须马上固定钻杆，背紧探水工作面，如加固煤壁及顶底板。3）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。4）探放老空水前，应当首先分析查明老空水体的空间位置、积水量和水压。探放水孔应当钻入老空水体，并监视放水全过程，核对放水量，直到老空水放完位置。当钻孔接近老空时，预计可能发生瓦斯或者其他有害气体涌出的，应当设有瓦斯检查员或者矿山救护队员在现场值班，随时检查空气成分。如果瓦斯或者其他有害气体浓度超过有关规定，应当立即停止钻进，切断电源，撤出人员，并报告矿井调度室，及时处理。3、探放水技术措施矿井在建设、生产前238、必须调查清楚采空区的积水的实际范围和积水量、积气及火区情况，并提前排除积水，杜绝水灾，以确保安全生产。矿方须作进一步地质勘探工作，建议矿井进行三维地震勘探，彻底查清井田范围内各煤层采空区确切位置、分布范围、积水量多少以及积气、火区情况准确地填绘在矿区采掘工程平面图上，用以指导矿井做好探放水工作。（1）当掘进时，必须始终坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘、先探后采”的探放水原则，必须编制探放水设计。并时刻观察有无突水征兆，其一般征兆如下： 煤壁挂汗，煤层变潮湿、松软；煤帮出现滴水、淋水现象，且淋水可由小变大；有时煤帮出现铁锈色水迹。 工作面气温降低，空气变冷，或出现雾气及硫化氢气味，呼吸困难，头239、痛； 现压力水流，并有 “嘶嘶”水叫声。 矿压增大，发生片帮冒顶及底鼓。顶、地压加大，底板鼓起并有渗水、淋水；出。 巷道挂红，有异味等出水预兆情况。发现有突水征兆时，必须立刻停止掘进，并采用打钻强制放水的方法排放掉采空区内可能积存的老塘水，以免由此造成矿井突水。（2）预计水压较大的地区，必须留够保护煤柱，煤柱范围内不得开采。正式钻探水钻进前，必须先安好孔口管和控制闸阀，并在孔口管上加装压力计和流量表，根据水头压力和流量计算采空区积水量。孔口管的长度，根据水压和围岩性质在探放水设计中明确规定。孔口管与孔壁之间，必须灌注水泥浆固定，待水泥浆凝固后进行扫孔，扫孔后必须进行耐压试验，达到能承受设计水压240、后，方准继续钻进。特别危险的地区，必须预先采取开掘安全躲避硐，规定撤人的避灾路线等安全措施。（3）布置探放水钻应遵循下列规定：1）探放老空水、陷落柱水和钻孔水时，探水钻孔成组布设，并在巷道前方的水平面和竖直面内呈扇形。钻孔终孔位置以满足平距3m为准，厚煤层内各孔终孔的垂距不得超过1.5m；2）探放断裂构造水和岩溶水等时，探水钻孔沿掘进方向的前方及下方布置。底板方向的钻孔不得少于2个；3）煤层内，原则上禁止探放水压高于1MPa的充水断层、含水层水及陷落柱水等。如确实需要的，可以先建筑防水诈墙，并在闸墙外向内探放水；（4）井下探放水应当使用专门的探放水钻机MYZ-200。严禁使用煤电钻探放水。（5241、）在安装钻机进行探水前，必须遵守下列规定： 1）加强钻孔附近的巷道支架，背好顶帮，并在工作面迎头打好坚固的立柱和拦板； 2）清理巷道，挖好排水沟。探水钻孔位于巷道低洼处时，配备与探放水量相适应的排水设备； 3）在打钻地点或其附近安设专用电话； 4）依据设计，确定主要探水孔的位置时，应由测量人员进行标定。负责防探水人员亲临现场，共同确定钻孔方位、倾角、深度以及钻孔数量；5）在预计水压大于0.1MPa的地点探水时，预先固定结套管。套管口安装闸阀，套管深度在探放水设计中规定。预先开掘安全躲避硐，制定包括撤人的避灾路线等安全措施，并使每个作业人员了解和掌握；6）钻孔内水压大于1.5MPa时，采用反压和242、有防喷装置的方法钻进，并制定防止孔口管和煤（岩）壁突然鼓出的措施。（6）探水钻除兼作堵水或者疏水用的钻孔外，终孔孔径一般不得大于75mm。（7）探放老空积水的超前钻距，根据水压、煤（岩）层厚度和强度及安全措施等情况确定，但最小水平钻距不得小于30m，止水套管长度不得小于10m；（8）钻进时，发现煤岩松软，片帮、来压或在钻眼中水压、水量突然增大顶钻等透水征兆时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，立即向矿调度室报告，并派人监测水情。如果发现情况危急时，必须立即撤出所有受水威胁地区的人员，然后采取措施，进行处理。钻眼内水压过大时，应采用反压和防喷装置的方法钻进，并有防止孔口管和煤（岩）壁突然鼓出的措施。243、措施内容包括背紧工作面（留出钻眼部分），在拦板外面加设顶柱或木垛，必要时还应在顶、底板坚固地点砌筑防水墙，然后方可打开钻眼放水。（9）每个钻孔周围要有带帽点柱支护；（10）钻孔附近要有足够的支护材料和封堵密闭材料，以便出现险情时，及时支护或进行封堵。（11）放水（疏干）措施1）疏放老空水，有下列几种方法： 直接放水。当水压不大，预计不超过矿井排水能力时，可利用探水钻孔直接放水。 先堵后放。当老空水与溶洞水或其他巨大水源有关系，动水储量很大，一时排不完或不可能排完的情况下，应先堵住出水点，然后排放积水。2）疏放含水层水。包括地面疏放水、用井下疏水巷道疏水等。前者适用于埋藏较浅、渗透性良好的含水层244、。后者适用于已摸清水源，并预算出涌出量的情况下。3）放水时的注意事项： 放水前必须估计积水量，并要根据矿井排水能力和水仓容量控制放水数量及放水眼的流量。 必须监视放水全过程，放水结束后，应立即核算放水量与预计积水量的误差，查明原因。 要经常观测钻孔中水量变化情况，特别放老空积水时，当水量变小或无水时，应反复多次下钻至原孔深度或超过原孔深度，以防钻孔被堵塞，造成放干积水的假象，避免掘进时发生事故。 放水过程中，应经常检查孔内放出的瓦斯及其他有害气体的含量，以便采取措施。 本矿一旦与其它矿井贯通，必须立即后撤并及时打永久密闭。（12）截水、堵水：1）截水。为了使井下局部地点的涌水不致波及其他地区，245、需要在涌水的巷道中设置水闸门或水闸墙。2）堵水。注浆堵水是将专门制备的浆液通过管道压人地层裂隙或孔洞，经凝结、固化后达到隔绝水源的目的。在注浆堵水工程中，合理选择注浆材料十分重要。它关系到注浆工艺工期、成本及注浆效果。目前，国内外应用的注浆材料多种多样，可以简单地分为硅酸盐类和化学类浆液两大类。（13）钻孔放水前，必须先根据压力计显示水头压力数据，计算采空区积水量。并根据估计积水量和矿井排水能力和水仓容量，控制放水眼的流量，还必须时刻观测水压变化情况，防止淹井；放水时，必须设专人监测钻孔出水情况，测定水量和水压，做好记录，如果水量突然变化时，必须先进行处理，并立即报告矿调度室。在排水过程中，有246、被水所封住的沼气或其它有害气体突然涌出的可能，必须制订安全措施，报矿总工程师批准。（14）放水顺序：应从标高高的位置向标高低的位置逐段放水，即：先放水浅处，后放水深处，并要控制放水的流量；（15）井巷揭露含水层、地质构造前，必须编制探放水和注浆堵水设计。井巷揭露的主要出水点或地段，必须进行水温、水量、水质等地下水动态和松散含水层涌水含沙量综合观测和分析，防止滞后突水。（16）在水文地质条件清楚的前提下，用钻探方法经常探测煤层底板水的导升高度，因当导水高度上界进入或达到矿压破坏区时，往往易突水。（17）底板隔水层厚度达不到安全开采要求时，原则上必须进行疏水降压开采，有条件时，也可采取在加强排水能247、力前提下的分区隔离开采。4、透水预兆（1）巷道壁和煤壁“挂汗”。这是因压力水渗过微细裂隙后，凝聚于岩石和煤层表面造成的。（2）煤层变冷。煤层含水增大时，热导率增大，所以，用手摸煤壁时有发凉的感觉。（3）淋水加大，顶板来压或底板鼓起并有渗水。（4）出现压力水流（或称水线）。这表明离水源已较近，如出水混浊，说明水源很近；如出水清则说明水源稍远。（5）煤层有水挤出，并发出“咝咝”声，有时尚能听到空洞泄水声。（6）工作面有害气体增加。积水区常激发出气体一瓦斯、二氧化碳和硫化氢等。（7）煤壁或巷道壁“挂红”、酸度大、水味发涩和有臭鸡蛋味，这是老空水的特点。（8）煤发潮发暗。干燥、光亮的煤由于水的渗入，就248、变得潮湿、暗淡，如果挖去表层，里面还是这样，说明附近有积水。5、探放水设备选择根据矿井通风安全装备标准，井下探放水钻机可利用煤层注水钻机，设计在回采工作面配备两台MYZ-200探水钻机，一台使用，一台备用；大巷和顺槽综掘工作面各配备两台MYZ-200探水钻机，一台使用，一台备用。共配备6台。用于巷道掘进、采煤工作面等需要超前探放水的地段。七、井下安全监控设备选型及布置（一）监控系统本矿已有一套KJ70N型煤矿环境安全监测及生产监控系统。系统可对瓦斯、风速、负压、烟雾、温度、煤位、水位、一氧化碳等参数及井下主要风门的开闭状况进行连续监测，对掘进工作面实现风电瓦斯闭锁，此外还对固定设备、采掘设备、249、供电系统等工况及相关参数进行连续监测。在矿调度室设置监测中心站，装设安全生产监控系统主机、大屏幕显示器等设备。（二）井下监控设备选型井下监控设备必须取得“MA”标志准用证和防爆合格证。井下采用本质安全型煤矿安全监控设备，安全监控设备之间的输入输出信号必须为本质安全型信号。安全设备之间必须采用矿用阻燃电缆连接，严禁与调度电话线和动力电缆共用。系统必须具备甲烷断电仪和瓦斯风电闭锁装备的全部功能，并且当电网停电后，必须保证正常工作时间不小于2小时。为防治雷电通过矿井安全监控系统引起井下瓦斯爆炸，系统必须具有防雷保护，具有断电状态和馈电状态监测、报警、显示、存储和打印报表功能。八、 顶底板灾害防治1、250、采煤采煤工作面必须按作业规程的规定及时支护，严禁空顶作业。采煤工作面遇顶底板松软或破碎、过断层、过煤柱或冒顶区以及托伪顶开采时，必须制定安全措施。2、严格执行敲帮问顶制度。3、采煤工作面初次放顶或收尾时，必须制定安全措施。4、支架必须接顶。顶板破碎时必须超前支护。在处理支柱上方冒顶时，必须制定安全措施。6、采煤机采煤时必须及时支护。采煤与支架之间的悬顶距离，应根据顶板的具体状况在规程中明确规定；超过规定距离或发生冒顶、片帮时，必须停止采煤。7、严格控制采高，严禁采高大于支架的支护高度。九、井下安全避险系统根据国家安全监管总局国家煤矿安监局文件安监总煤装2010146号文国家安全监管总局国家煤矿251、安监局关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系统”的通知精神，辽源煤矿应设安全避险系统1、井下监测监控系统本次设计中已经根据煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范（AQ1029-2007）的要求，选用一套KJ70N安全监控系统，实现了对煤矿井下瓦斯、一氧化碳浓度、温度、风速等的实时动态的监控，为煤矿安全管理提供了依据。根据系统设备的使用要求，设计中也要求加强系统设备的维护，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252、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。2、井下人员定位系统设计根据煤矿井下作业人员管理系统使用规范（AQ1048-2007）的要求，选用了一套KJ69N人员定位监控系统，对下井人员进行监测，实现考勤管理，并对井下作业人员的分布情况进行动态跟踪。所有入井人员必须携带识别卡（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。为了保障系统的安全可靠运行，矿方务必要求做好系统维护和升级改造工作。同时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。3、井下紧急避险系统由于该矿井为低瓦斯矿井，按照规程要求，本次设253、计已经设计了入井人员配备额定防护时间不低于30分钟的自救器。矿井一采区回采工作面距地面距离约为1.5km,根据“安监总煤装2010146号文”精神，设计在一采区轨道下山工作面两顺槽巷道布置避难硐室，硐室内有压缩氧气罐，定期更换的食品，同时将压风系统及供水系统全部接入硐室内，在避难硐室内还安设了与地面联系的电话。4、矿井压风自救系统按照规程的要求，本次设计在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，设计了完善的压风自救系统。设计采用在地面设空压机站集中供风方案，选用JN132-8型（风冷式）螺杆式空压机两台，一台工作，一台备用。空压机额定排气量24m3/min，254、额定排气压力0.80MPa，配套电动机132kW，电压380V。压风主管选用1084mm无缝钢管沿副斜井敷设至井下，将压缩空气送至井下各用风地点。井下压风管路要采取保护措施，防止灾变破坏。5、矿井供水施救系统按照规程的要求，本次设计在建立完善的消防洒水系统的基础上，也同时设计了相应的矿井供水施救系统，矿井一旦发生危险，矿井将立即启动矿井供水施救系统，即将洒水管路中的水换成能够饮用的水，设置三通及阀门，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。同时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。6、矿井通信联255、络系统按照规程要求，本次设计了矿井通讯系统。矿井地面建立了行政、调度通讯系统和地面应急通信系统，在井下也设有固定电话通信系统和矿用无线通信系统。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，进一步建设完善了通信联络系统。在主副井绞车房、井底车场、运输调度室、主变电所、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，均按规程及通知精神安设了电话。井下避难硐室、井下主要水泵房、井下中央变电所和撤离人员集中地点等，均按通知要求设有直通矿调度室的电话，一旦发生险情时，能够及时通知井下人员撤离。7、六大系统的管理矿方要加强安全避险“六大系统”的日常管理，整理完善各系统图纸等基256、础资料，并根据井下采掘系统变化情况，及时补充建设完善安全避险“六大系统”。要定期对各系统完好情况进行检查，加强系统维护，保证系统灵敏可靠。要建立应急演练制度，科学确定避灾路线，编制应急预案，每年开展一次安全避险“六大系统”的联合应急演练。矿方应赋予生产现场带班人员、班组长和调度人员在遇到险情时第一时间下达停产撤人命令的直接决策权和指挥权；加强入井人员培训，使其熟悉各种灾害情况的避灾路线，并能正确使用安全避险设施，充分发挥其作用。十、 矿山救护队山西煤炭运销集团古交辽源煤业有限公司位于古交市马兰镇南家山村附近，行政区划隶属马兰镇。井田位于古交西南方向，直距15km，其间有柏油和水泥公路相连。依据257、矿山救护协议，本矿的矿山救护工作主要依托于山西焦煤西山煤电股份有限公司矿山救护大队，该救护大队在古交设一中队，古交救护中队距辽源矿10km，可在30min以内到达该矿执行救护任务，满足煤矿安全规程要求。第七章 提升、通风、排水和压缩空气设备第一节 提升设备一、主斜井原煤提升设备主斜井井口至井底煤仓距离804.02m，倾角23，一侧铺设检修轨道，并设置挡车器、阻车器及斜井防跑车装置。另一侧铺设一台大倾角胶带输送机，担负矿井的原煤提升任务。矿井年产量为600kt/a，年工作日330天，每天净提升时间为16小时，矿井提升不均衡系数为1.15，小时运量应为130t/h，据此选择K-3型往复式给煤机，小258、时给煤量150t/h。因此主斜井胶带输送机按小时运量150t/h进行选型计算。经计算，矿井年提升能力为688kt/a（一）主斜井胶带输送机的主要技术参数如下：带宽：B=800mm运输量：Q=150t/h带速：V=2m/s设计长度：L818.5m水平长：Lh753.43m提升高度：H319.81m倾角：=23（二）计算圆周力：1、上分支阻力 2、下分支阻力 3、提升阻力 式中 查表得： 选用ST=1600N/mm的钢丝绳芯带，查得忽略附加阻力后，总圆周力（三）张力计算采用单传动滚筒单电机驱动，如图所示。 传动滚筒。因此 显然无法满足。根据垂度要求倾斜输送机的最小张力，查表取则 （四）验算1、，满259、足不打滑条件。、2、S3= S4=10kN，满足倾斜胶带输送机允许的最小张力。3、胶带安全系数 ，满足要求。（五）功率计算电动机功率 ：经计算，主斜井胶带输送机选用一台280kW电动机即能满足提升要求。（六）传动滚筒选择：初定传动滚筒为直径为1000mm，许用合力为290kN，许用扭矩80kN.m。传动滚筒所受合力：Fn=S1+S2=262349N290kN传动滚筒所受扭矩：M=128269.50.5=64135N.m K2ML=52.508kNm。因此，选用1105NRT型逆止器，额定逆止力矩60.975 kNm。（八）制动器选择：因此选用KZP-1000/45型可控盘式制动器，额定制动力矩260、为45kN.m。经过计算，主斜井胶带输送机驱动装置选型如下：电动机 ：YB3555-4型,N=280kW ，1台，防爆 ； 减速器 ：B3SH13型，1台；制动器 ：KZP-1000/45型，1台，防爆；逆止器：1105NRT型逆止器，额定逆止力矩60.975 kNm；胶带 ：钢丝绳芯阻燃带，带强1600N/mm,，符合MT668-2008标准要求；拉紧装置：尾部重载车式拉紧；配备保护装置一套。（九）主斜井胶带输送机配电控制主斜井带式输送机由一台10kV 280kW鼠笼型电动机驱动方式。采用变频调速控制系统。控制系统选用KHP157矿用带式输送机保护装置，该保护装置采用PLC控制，设有跑偏、打261、滑、料斗堵塞、超速、温度、烟雾、自动喷雾洒水、拉紧装置限位、沿线急停闭锁等保护。主斜井井口房设高、低压配电室，两回10kV高压电源，两回380V低压电源分别引自矿井工业场地10/0.4kV变电所10kV和380V母线不同母线段，一回工作，一回备用。选用KGS1型手车式高压开关柜为胶带输送机驱动电机变频器提供电源。低压配电柜为主斜井井口房内胶带机附属设备及井口房照明、检修绞车等低压负荷提供电源。二、主斜井检修绞车主斜井井筒斜长L=819.02m，井筒倾角=23，采用1t系列矿车单钩串车提升，担负主斜井胶带检修时物料辅助提升。最大提升重量：整卷胶带重量2t。根据主斜井井筒特征、最大件重量，采用60262、0mm轨距3t平板车下放物料。 1、钢丝绳选择及钢丝绳安全系数校验钢丝绳选用14 NAT67FC 1570 ZS 109 67.4，主要技术参数：绳径dk14mm，绳重PK0.674kg/m；钢丝绳抗拉强度1570MPa；钢丝绳中全部钢丝破断拉力总和Qs123.606kN。提升系统最大静张力Fj=（QQC）（sinf1cos）+ PKLC（sinf2cos）g/1000=16.16kN钢丝绳安全系数m = =7.166.5。2、提升绞车选择提升机选择：选用JTP1.2加宽型矿用绞车，主要技术参数：滚筒直径Dg1200mm，滚筒宽度B1500mm，最大静张力及差FzeFce30kN，减速器速比i263、24，最大速度Vmax1.91m/s。钢丝绳在滚筒上缠绕宽度B3910.531500mm，钢丝绳在滚筒上三层缠绕。3、电动机选择电动机计算功率N40.25kW，选用YP系列 380V 75kW 730r/min变频电动机。4、提升绞车的供电及控制提升绞车380V电源引自主斜井井口房低压配电室。提升绞车的控制设备选用JTP-1.2成套变频电控设备。三、副斜井提升设备副斜井担负矿井矸石、材料设备及重大件（液压支架）等除原煤以外的辅助提升任务。1、设计依据井筒特征：斜长 714m 倾角 23提升量： 矸石 5车/班 材料设备 15车/班其它 6车/班提升最重件重量 液压支架重量16000kg提升方式264、：斜井单钩串车提升，地面平车场。串车组成：升降液压支架： 采用特制平板车1辆 ，自重1500kg；提升矸石： 3辆1t矿车组列，矿车自重610kg；2、设备选型（1）钢丝绳选择及安全系数校验 钢丝绳端部荷重 Qd （QQC）（sinf1cos）g式中：Q 容器的载重量，即实际一次提升量，kg QC 容器自重，kg 井筒倾角，23 f1 提升容器在倾斜坡道上的阻力系数；f10.015 f2 钢丝丝绳与坡道的摩擦系数； f20.2提大件：Qd大(16000+1500)(sin23+0.015cos23)7079.43kg=69.38kN提矸石：Qd矸3(1800+610 )(sin23+0.015265、cos23)2924.8kg=28.66kN提升斜长及钢丝绳悬垂长度提升斜长： Lt=714+30=744m钢丝绳悬垂长度： Lc=744+50=794m钢丝绳选择钢丝绳单重计算：（以最大件设备进行计算）p绳2.99kg/m；选用30 NAT 67FC 1670 ZS 499 310（GB89182006）重要用途钢丝绳。其主要技术参数：钢丝绳直径 d=30 mm；单位长度质量Pk=3.10 kg/m，公称抗拉强度B1670 MPa ，最小钢丝破断拉力总和Qp565.866kN。钢丝绳安全系数校验： m提大件： m大6.796.5提矸石： m矸13.296.5(2)提升机选择滚筒直径Dg80d266、 8030 2400mm钢丝绳最大静张力 提大件时钢丝绳静张力最大，其值为： Fjmax （QQC）（sinf1cos）+ PKLC（sinf2cos）g/1000 83.33kN90kNFj矸石 （QQC）（sinf1cos）+ PKLC（sinf2cos）g/1000 42.57kN90kN钢丝绳在滚筒上缠绕层数及宽度钢丝绳在滚筒上作两层缠绕，实际缠绕宽度： Bg 1749mm2000mm提升机主要技术参数：单绳缠绕式单滚筒矿用提升机 JK-2.5/30E滚筒宽度： Bg2000mm最大静张力： Fjmax90 kN最大静张力差： Fjcmax90 kN减速器速比 i=30最大提升速度： 267、Vmax=3.19m/s提升机配套行星齿轮减速器，液压盘形制动器。（3）电动机选择计算电动机计算功率 N346.73kW式中： K 电动机富裕系数，取K=1.2； Fjmax 最大静张力， Fjmax=83.33kN；Vmax 最大提升速度， Vmax3.19 m/s； 传动效率， =0.92选用YP系列，6kV，400 kW，730 r/min变频电动机，电动机技术参数如下：额定电压： 6 kV额定功率： 400 kW额定转速： 730 r/min过载倍数： 2冷却方式： 自带风扇冷却按电动机额定转速核定的最大速度Vmax3.19m/s（4）提升系统确定提升系统见图711“副斜井提升系统图”268、。 钢丝绳外偏角=1.238=11417出绳仰角=1.909=15432（5）提升系统运动学计算提升人员、物料采用七阶段速度图，运动学计算结果见图712“副斜井提升速度图”。（6）提升系统动力学计算提升系统的变位质量总和 提升矸石时： 28097.6kg提升大件时： 38352.1kg提升系统等效力、等效时间及等效功率提升矸石时等 效 力： 34.59kN等效时间： 210.43s等效功率： 157.9400kW计算的电动机过载系数： 0.540.81.9提升大件时等 效 力： 81.21kN等效时间： 247.45s等效功率： 309.57400kW计算的电动机过载系数： 0.890.81.269、9动力学计算结果详见图712“副斜井提升力图”。（7）提升能力计算一次提升循环时间：提矸：Tq=489.82s ，最大班作业时间1.28h。副斜井最大班作业时间平衡表见表711。表711 最大班辅助作业时间平衡表序号提升项目单位每 班提升量每 次提升量每班提升次数一次提升时间（s）每班提升时间(s)备 注1提升矸石车532489.82979.642运送材料、设备车1535528.822644.13其 它车62489.82979.644合 计4603.38备 注最大班作业时间： 1.28h3、副斜井提升机房配电、控制及提升信号副斜井提升机房两回高压10kV电源和两回380V低压电源均引自矿井工业270、场地10kV变电所。电控设备选用TKD/BP-NT-400/6000-31B/P1型单绳缠绕式交流变频提升机电控成套设备，全数字调节，PLC控制；可实现提升机的半自动、手动及检修等各种运行方式。电控设备设有完善的电气保护及必要的联锁和保护功能。电控设备包括为6kV变频器供电的10/6kV变压器。选用KXT-7斜井提升信号系统，由绞车房信号箱、上下井口车场信号箱组成；完成提升信号发送，并与提升机电控装置闭锁控制，满足信号安全闭锁等要求，保证提升机的安全运行。四、副斜井架空乘人设备本矿副斜井斜长为714m，倾角23，一侧设置窄轨，担负矿井矸石、材料等的提升任务，另一侧设置一台架空乘人器，担负人员的271、提升任务。（一）架空乘人器选型过程如下：1、已知参数：斜长：L = 714m 坡度：= 232、主要设计参数的确定：1）预选电动机：YB225M-6，N=30kw， n=980转/分2）预选驱动轮：驱动轮直径D=1.3m 3）预选减速机：TPS400-63-3F i=63钢丝绳运行速度：V=K（D/60）n/i=1.03m/sK钢丝绳运行时蠕动系数，取K=0.984）预选钢丝绳：20NAT637FC1770-252(q0=1.48kg/m，抗拉强度B=1770MPa)钢丝绳破断拉力：Fk=252kN5）设定乘坐间距为1=15m 则运输效率：Qr=3600V/1=247人次/h最大班下井时间：t272、=53/247=0.215h=12.87min60min，满足规程要求。6）托轮间距：取2=8m7）驱动轮绳槽与牵引钢丝绳的摩擦系数=0.2，钢丝绳与托轮间阻力系数，动力运行时取=0.02, 制动运行时取=0.0158）牵引绳在驱动轮上的围包角1803、布置简图及工况分析计算布置简图如下所示。 1）最小张力Smin= Cq0gSmin -最小张力点的张力， N；C-钢丝绳的挠度系数,取C=1000；q0-预选牵引钢绳的每米质量，1.48kg/m；g-重力加速度，g=9.8 m/s2。Smin= 10001.489.8 = 14504N2）各特征点张力的计算当下放侧无人乘座而上升侧满员时（动力运273、行最大负载状态），线路运行阻力计算： f上=q0 +(Q1+Q2)/1 (cos+sin)Lg=1.48 +(75+15)/15 (0.02cos23+sin23) 7149.8=21414Nf下=(q0+Q2/1)(cos-sin)Lg=（1.48+15/15）(0.02cos23-sin23)7149.8= -6461N 各点张力：F3=Smin=14504N F4=1.01F3=14649NF1=F4+ f上=36063N F2=F3- f下=20965NF1驱动轮进绳侧钢丝绳张力F2驱动轮出绳侧钢丝绳张力F3迂回轮进绳侧钢丝绳张力F4迂回轮出绳侧钢丝绳张力Q1人体重量，取Q1=75kg274、Q2吊椅重量，取Q2=15kgL -巷道斜长3）驱动轮防滑校验： 动力运行状态，且F1-F20F1/F2=1.72e (1.88) 符合要求4、牵引钢丝绳校验Fk钢丝绳破断拉力m钢丝绳最低安全系数Fmax最大张力点张力（F1）m=FkFmax=25200036063=6.996因此选择钢丝绳型号为20NAT637FC1770-252 钢丝绳破断拉力:Fk=252KN符合安全要求。5、拉紧行程 取S0.01L= 7.14 m。 取S=10 m。6、电动机功率的计算：动力运行时：N=（F1-F2）V/1000=18.29(kw)：驱动效率，=0.85因此预选电动机（N=30kW）能满足提升要求。根275、据上述计算，副斜井选用一台RJY30-23/714型架空乘人器。7、副斜井架空乘人装置配电架空乘人装置选用架空乘人装置配套的矿用隔爆真空馈电开关及真空电磁起动器、电气控制综合保护装置设有过速保护，断绳保护，机头、机尾越位保护、下车点语言提示，沿线急停闭锁等保护。两回380V供电电源引自工业场地变电所380V母线不同母线段，一回工作，一回备用。第二节 通风设备本矿设计能力600kt/a，属低瓦斯矿井，采用机械抽出式通风方式。一、设计依据矿井所需风量： Qk=80m3/s矿井所需负压：通风容易时期： kmin=785.04Pa 通风困难时期： kmax=1214.66Pa二、通风设备选型计算根据矿276、井需要风量及负压的要求，对通风设备的选型，考虑了两个方案：方案一选用FBCDZ-28（轮毂比为0.618）型矿用防爆对旋轴流式通风机，属国内90年代中期开发的新产品，已在国内中小型矿井得到大量的应用，其两级叶轮既是工作轮又互为导叶，提高了风机运行效率；采用反转反风并带防爆制动器，反风量较大，反风时间较短；可露天布置，土建工程量小，建设时间短，初期投资小。缺点是由于通风机电动机安装在风机轮毂内，叶轮安装在电动机轴上，需要装设防爆电动机，电动机散热较差，更换电动机难度大；人工逐个调节叶片方式费力、费时。方案二选用GAF23.7-14-1型轴流式矿井通风机，该型通风机是80年代引进德国TLT公司技术277、；风机叶片采用高强度铝合金铸造而成，叶片调节采用停机整体调节叶片方式，风机叶片调节方便；通风机主电机安装在出风侧，传动轴穿过扩散塔与风机叶轮连接；采用塔式扩散器，扩散塔装设消声装置，以利于有效降低噪音对矿井工业场地的影响；通风机采用停机调节叶片角度方式反风，不需可逆起动，反风量大，反风时间较短。但由于主电机安装在出风侧，传动轴需穿过扩散塔与风机叶轮连接，其尺寸较长，安装对中困难，通风机室内安装，土建工程量大，建设周期长，初期投资大。综合考虑选用方案一。三、 推荐方案的设备选型计算1、风机所需风量及负压的计算风机所需风量： QFKLQ=84m3/s式中：KL 漏风系数，取1.05；风机所必需的负278、压：HFmin=kmin +H =985.04 PaHFmax=kmax +H =1414.66Pa式中：h 通风设备阻力损失，取200Pa2、风机及电动机选择选用FBCDZ-28（轮毂比为0.618）型矿用防爆对旋轴流式通风机2台，1台工作，1台备用。通风机技术参数：叶轮直径2.8m，额定转速490r/min，每台通风机配套2台380V 132kW 12极矿用隔爆鼠笼式异步电动机。风机运行特性曲线及管网阻力曲线见图721。风机运行工况点参数见表721。通风容易时期通风网路特性方程为Hmin=R1Q2=0.1396Q2通风困难时期通风网路特性方程为Hmax=R2Q2=0.2005Q2表721 279、风机运行工况点参数 风量(m3/s）负压(Pa)效率(%)轴功率(kW)年电耗(kW.h103)叶片角（度）备注容易时期89.51118.2385150.451317.940困难时期86.81510.6285197.111726.70通风机扩散器后装设消音装置。三、反风方式采用通风机反转反风方式。四、主通风机电耗风机的平均百万立方米帕电耗是0.333Kwh0.44 Kwh，符合发改能源【2007】1456号文件规定。五、反风方式该通风机通过电动机直接反转反风。能够保证在10min内改变巷道内的风流方向，并且反风量不小于正常供风量的40%。风机反风时工况点如下：初期F1：Q1=53.7m3/s，280、H1=419.34Pa，1=75%， 叶片安装角度0，驱动电动机计算功率NF138.36kW；后期F2：Q2=52.08m3/s，H2=566.48Pa，2=75%， 叶片安装角度0，驱动电动机计算功率NF250.26kW。六、配电控制风井场地设380V配电室，选用JDK节能型开关柜向通风机及附属设备配电；两回380V电源引自矿井工业场地变电所380V母线不同母线段，一回工作，一回备用。通风机房设KFJK-1型风机在线监控系统，用于实时监测通风机运行各项参数，包括风量、负压、轴承温度等，确保风机安全可靠运行。第三节 排水设备一、主排水设备矿井采用集中排水系统。在副斜井井底设中央水泵房，矿井涌水281、经敷设于副斜井井筒中的排水管路，排至地面工业场地内的“井下水处理站” 调节池。（一）设计依据矿井正常涌水量： QK =60m3/h，矿井最大涌水量： Qkmax=90m3/h副斜井井口标高： +1261.000m水泵房底板标高： +982m井口与泵房底板高差： Hj=279m副斜井井口标高与水池入口标高差：Hd=5m排水管路长度： 1200m（二）设备选型1、设计计算所需工作水泵最小排水能力：矿井正常涌水量时： 1.260=72m3/h矿井最大涌水量时： 1.290=108m3/h2、水泵排水扬程H=1.15（5.5+279）=35.56m3、水泵运行工况点管路阻力系数R0.000898水泵初282、期运行时的单级性能曲线方程：HHt/n+RQ2=35.56+0.000898Q2水泵后期运行时的单级性能曲线方程：HHt/n+kfRQ235.56+0.00151Q2依据选用水泵特性曲线和排水系统管网特性曲线，确定每台水泵工况如下：（水泵特性曲线和排水系统管网特性曲线见图731）排水管路运行初期：流量87.8m3/h，扬程339.87m，效率70%，排水管路流速1.99m/s，轴功率124.39kW，年排水电耗63.6104kWh/a。排水管路淤积后：流量80.9m3/h，扬程363.79m，效率70%，排水管路流速1.83m/s，轴功率122.71kW，年排水电耗68.07104kWh/a。283、 为较好适应井下水质状况，有效延长水泵使用寿命，主排水泵选用矿用耐磨多级离心水泵。根据设计计算所需工作水泵流量、垂高和排水距离等条件，设备选用MD85458型矿用耐磨多级离心式水泵(水泵额定参数：Qe=85m3/h，He=360m)。每台水泵选配YB型 660V n0=3000r/min 160kW隔爆电动机驱动。 矿井正常涌水量时，三台主排水泵，一台工作，一台备用，一台检修；矿井最大涌水量时，三台主排水泵，两台工作，一台备用。水泵房按三台水泵两趟管路布置，矿井正常涌水量时一趟管路工作，一趟备用；矿井最大涌水量时2趟排水管路同时工作。排水管路运行初期水泵昼夜工作时间：矿井正常涌水量时12.3h284、，矿井最大涌水量时10.93h；排水管路淤积后水泵昼夜工作时间：矿井正常涌水量时13.35h，矿井最大涌水量时11.87h。（三）主排水泵节能指标水泵运行工况点初期吨水百米电耗0.417 kWh，后期（管路淤积后）吨水百米排水电耗为0.423kWh，运行工况点初期吨水百米排水电耗均低于发改能源2007456号文吨水百米电耗0.5kWh。（四）排水管路校验排水管壁厚计算；故排水管路1336mm无缝钢管两趟，吸水管选用1594mm无缝钢管满足要求。（五）吸水高度Hs校验式中：H水泵安装地点的大气压力水头，H=9.2m(泵房标高+982m)。hsf吸水管的阻力损失。vx吸水管的流速H0矿水的饱和蒸汽285、压力，按t=10计，H0=0.12m。c水泵底座高于泵房地坪120mm。h0水泵轴心高390mm。(NPSH)r汽蚀余量4.2m。吸水高度取Hx=4.0m满足要求。（六）主排水泵房及附属设施主排水泵房按三台水泵两趟排水管路布置，泵房硐室长20m，宽4m，墙高2m。水泵采用喷射泵无底阀启动方式，选用SBS型喷射泵（总成）三套，喷射泵以排水管路压力水为动力源，以井下洒水管压力水作为备用动力源。水泵房配水井安设PXW400型电动配水闸阀，配水闸阀直径DN400。（七）主排水泵房配电及控制中央水泵房三台水泵电动机660V供电电源，由中央变电所直配，并直接控制起停。水泵房与中央变电所之间装设联络信号。二286、一采区排水泵房（一）设计依据一采区正常涌水量 48m3/h一采区最大涌水量 78m3/h排水垂高 59.5m排水管路长度： 508m（二）主排水设备选型1、设计计算所需工作水泵最小排水能力：一采区正常涌水量时： 1.248=57.6m3/h一采区最大涌水量时： 1.278=93.6m3/h2、水泵排水扬程H=1.3（5.5+59.5）=84.5m3、水泵运行工况点管路阻力系数R0.000898水泵初期运行时的单级性能曲线方程：HHt/n+RQ2=32.5+0.000898Q2水泵后期运行时的单级性能曲线方程：HHt/n+kfRQ232.5+0.0029Q2依据选用水泵特性曲线和排水系统管网特287、性曲线，确定每台水泵工况如下：（水泵特性曲线和排水系统管网特性曲线见图732）排水管路运行初期：流量83.8m3/h，扬程89.38m，效率71%，排水管路流速1.898m/s，轴功率30.79kW，年排水电耗16.5104kWh/a。排水管路淤积后：流量73.2m3/h，扬程96.36m，效率70%，排水管路流速1.66m/s，轴功率29.40kW，年排水电耗18.03104kWh/a。 为较好适应井下水质状况，有效延长水泵使用寿命，采区排水泵选用矿用耐磨多级离心水泵。根据设计计算所需工作水泵流量、垂高和排水距离等条件，设备选用MD85452型矿用耐磨多级离心式水泵。敷设两趟1336无缝钢管288、排水管路，采用“单泵单管”运行方式。每台水泵选配YB型 660V n0=3000r/min 37kW隔爆电动机驱动。 采区正常涌水量时，三台主排水泵，一台工作，一台备用，一台检修；采区最大涌水量时，三台主排水泵，两台工作，一台备用。水泵房按三台水泵两趟管路布置，采区正常涌水量时一趟管路工作，一趟备用；采区最大涌水量时2趟排水管路同时工作。排水管路运行初期水泵昼夜工作时间：采区正常涌水量时13.75h，采区最大涌水量时11.17h；排水管路淤积后水泵昼夜工作时间：采区正常涌水量时15.74h，采区最大涌水量时12.79h。（三）一采区排水泵房及附属设施一采区排水泵房按三台水泵两趟排水管路布置，水289、泵采用喷射泵无底阀方式，选用SBS型喷射泵（总成）三套，喷射泵以排水管路压力水为动力源，以井下洒水管压力水作为备用动力源。水泵房配水井安设PXW400型配水闸阀，配水闸阀直径DN400。（四）一采区排水泵房配电及控制一采区水泵房三台水泵电动机660V供电电源引自井下动照线网，水泵房设QBZ-120/660矿用隔爆真空电磁启动器控制水泵启、停。第四节 压风设备本矿井仅在井下大巷掘进工作面及顺槽掘进工作面使用风动工具，风动工具设置见表741。一、设计依据（一）风动工具表741 风动工具设置表 用风地点风动工具名称风动工具型号单台耗风量(m3/min)使用台数大巷掘进工作面混凝土喷射机PZ5B781290、锚杆打眼安装机MQT-903.51风镐FG8.31.21顺槽掘进工作面锚杆打眼安装机MQT-903.51（二）需氧人数根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局、安监总煤行【2007】167号文，在灾害预防时，由地面压风机给井下供风。 压风自救系统按交接班下井人数计算，最大班下井人数为53人。每人0.1 m3/min。二、空气压缩机选型（一）空压机站所需要压风风量：1、风动工具所需的总风量：Q=12miqiki=1.21.151.0（181+23.51+11.21=22.36m3/min。式中：1管网全长漏气系数，取1.2；2考虑风动机械磨损，耗气量增加的系数，取1.15；海拔高度修正系291、数，取1.0；mi同型号风动机械在一个班内使用的台数；qi风动机械额定耗气量；ki同型号风动机械同时使用系数。2、抢险救灾所需压风量：Q 1（Rq）1.21.0（53+53）0.1=12.72m3/min式中：R井下交接班人数53人q井下每人所需要压风自救风量，为0.1 m3/min。3、压风机站设备选型设计采用在地面设空压机站集中供风方案。根据矿井最大计算耗气量，选用三台JN1328型（风冷式）螺杆式空压机，一台工作，一台备用，一台检修。随空压机配套控制设备，带超温、过压等安全保护。每台空气压缩机主要技术参数为：额定排气量 24m/min排气压力 0.8MPa功率 132kW电压 380V冷292、却方式 风冷外形尺寸（长宽高） 3260mm1620mm1850mm设备质量 3300kg三、压气管路内径确定（一）地面副斜井井底车场中央运输大巷北轨道运输大巷干管管径计算：按风动工具用风计算（一台空压机工作）：Q22.36m3/min， 94.33mm 式中：L地面副斜井井底车场轨道大巷北轨道运输大巷干管管路计算长度1700m，支管长度1100m。主干管选用1084的无缝钢管。（二）工作面顺槽支管管径计算井下回采工作面按20人计算，Q7.2m3/min56.85mm支管选用764的无缝钢管。（三）校验管路的压力损失1、干管压力损失计算：0.061MPa 式中：di该管段的标准管径，； Li考虑局部损失在内的该管段折算长度，Li=1.15L； Qi通过管段的空气流量，m3/min2、支管压力