1、山西远通煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（修改版） 前言 前 言一、兼并重组整合核准文件，参与兼并重组各矿井名称及隶属关系，兼并重组后矿名及隶属关系根据山西省煤炭企业兼并重组整合工作领导组办公室晋煤重组办发201043号文件关于山西华润煤业有限公司新桃园煤矿等10处煤矿企业兼并重组整合方案（调整）的批复，华润电力控股有限公司为主体对原古交市梭峪技咨煤矿进行兼并重组整合，兼并重组整合后矿井名称为：山西远通煤业有限公司。2011年1月28日山西省国土资源厅为该矿颁发了采矿许可证C1400002011011220108306；批准山西远通煤业有限公司开采03、2+3、4、7、8、9号煤层，井2、田面积为0.7264km2，矿井生产能力45万t/a。二、编制依据（一）设计委托书；（二）山西地宝能源有限公司2011年5月编制的山西远通煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告及太原市煤炭工业局并煤规发2011223号 文“关于山西远通煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复”；（三）太原市煤炭工业局文件并煤规发200832号 “关于古交市梭峪技咨煤矿资源整合初步设计的批复”；（四） 山西省煤炭企业兼并重组整合工作领导组办公室晋煤重组办发201043号文件关于山西华润煤业有限公司新桃园煤矿等10处煤矿企业兼并重组整合方案（调整）的批复；（五） 采矿许可证，证号C14000020110112203、108306；（六）山西省煤炭工业局晋煤安发【2006】12号文件关于太原市2005年254对煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复；河南理工大学2011年6月编制的山西远通煤业有限公司9号煤层瓦斯涌出量预测；（七） 采空、古空区积水、积气调查报告；（八） 山西省煤炭工业局综合测试中心地质勘探煤炭检验报告；（九）煤矿安全规程（2011版）；（十）煤矿防治水规定；（十一） 国家技术监督局和建设部2005年联合发布的煤炭工业矿井设计规范（GB50215-2005）；（十二） 中华人民共和国煤炭法；（十三） 矿井通风安全装备标准；（十四） 矿井通风安全监测装置使用管理规定；（十五） 建筑物、水体、铁路及主要4、井巷煤柱留设与压煤开采规程；（十六） 矿山电力设计规范；（十七） 煤矿井下粉尘防治规范（试行）；（十八） 矿井防灭火规范；（十九） 矿方提供的有关矿井设计和建设的资料以及外部协作的协议、矿井生产现状等资料；（二十） 工业场地1：500地形图。三、设计的指导思想为实现系统创新、系统配套、整体协调的总要求，贯彻生产高度集中化、开拓开采系统简单化、采掘高产高效化、煤流胶带输送机一体化、辅助运输单一化、主要设备集控自动化、监控管理信息化、地面布置合理化和技术经济合理化的技术原则，矿井建设成为高产高效、一井一面、安全可靠的现代化矿井。四、兼并重组设计的特点（一）本次设计实行一矿一井一面的原则，提高矿井采5、掘机械化、自动化程度，提高劳动生产率和安全保障能力，改善矿井生产环境和井下劳动条件，降低井下工人的劳动强度。（二）该矿现有的矿井工业场地，地形比较平整宽阔，井上、下联系方便。可充分利用地面建筑设施及井下已有的井巷工程，工程量少，初期投资省，建设工期短。（三）矿井开拓方式为斜井开拓。重组后利用三个井筒开拓全井田。（四）本次设计根据矿井开拓开采现状，兼并重组后设计利用已有的三个井筒开拓全井田。主斜井和副斜井位于原技咨煤矿工业场地，回风立井位于原亿达顺煤矿工业场地内。（五）根据煤层赋存条件及矿井开拓开采现状，本次设计首采区布置在9号煤层中。矿井移交生产及达到生产能力时，井下9号煤层布置一个高档普采工6、作面，两个掘进工作面，矿井采掘比为1：2。（六）井下煤炭运输采用带式输送机，实现一条龙运输，系统简单、可靠、潜力大、用人少、安全性高。（七）井下辅助运输采用JD-25型调度绞车牵引矿车运输。（八）9号煤层采煤方法采用高档普采采煤法，全部垮落法管理顶板。（九）矿井为中央分列式通风系统，机械负压抽出式通风方式。五、设计的主要技术经济指标（一）设计生产能力：45万t/a；（二）矿井移交生产时井巷工程总计5115.5m，其中利用已有828.2 m，新拓4287.3 m，掘进总体积48891.6m3，万吨掘进率：95.3m。（三）工业建(构)筑物总体积30058.4m3。其中，已有建(构)筑物体积2747、8.0m3，新增建(构)筑物体积27310.4m3。栈桥总长度92.0m，全部为新增栈桥。（四）行政、公共建筑总面积4011.0m2，其中，已有行政、公共建筑面积1200.0m2，新增行政、公共建筑面积2811.0m2。（五）矿井在籍人数：665人；（六）原煤生产效率：8.38t/工；（七）基本建设静态投资17520.83万元，其中井巷工程4726.45万元，土建工程3735.55万元，机电设备购置3279.60万元，安装工程1612.27万元，其他基本建设费用3203.89万元（含30%资源价款572.28万元），预备费963.07万元。（八）吨煤投资：389.35元；（九）建设工期：16个8、月；（十）原煤吨煤成本：234.42元；（十一）动态投资回收期：2.42a。六、存在的主要问题及建议（一）井田范围内均存在一定范围的采空区和小窑破坏区，在今后的施工和生产过程中应加强矿井的生产地质及水文地质工作，及时调查本矿及邻矿采空区和破坏区的积水、积气，采取有效的防范措施，必须始终贯彻“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的防治水原则。企业应及时对本矿矿井的水文地质情况进行研究，按照煤矿防治水规定编制矿井水文地质类型划分报告，制定防治水措施，配备满足工作需要的防治水专业技术人员，配齐专用探放水设备，建立专门的探放水队伍，确保矿井安全建设生产。（二）井田内煤层存在奥灰水带压开采问题，矿井9、在开采前,应进一步收集和补充有关水文地质资料。在施工和生产过程中应密切注意奥灰水的动态，在断层、陷落柱等地质构造附近应严格按计算的保安煤柱宽度留设，并做好探放水工作，做到有掘必探，先探后掘，防止发生突水事故。（三）在矿井的生产过程中,要加强通风管理，防止瓦斯积聚发生事故；揭露煤层后要及时测定各煤层的瓦斯含量及在开掘过程中的涌出量资料，根据测定的瓦斯涌出量，及时调整矿井通风及风量，保证矿井安全生产。（四）建议矿方在开采期间对回采工作面进行矿压观测，掌握各煤层开采矿山压力及呈现规律，指导矿井安全生产。（五）矿井工业场地及场地内的部分建（构）筑物及利用的井筒均不同程度的位于已采煤层的采空区上部，留设10、的保护煤柱较小，存在一定的安全隐患。在本矿井兼并重组整合工程建设之前，矿方应聘请有资质的单位必须按照工业场地及井筒需留设足够的安全保护煤柱，并充分考虑其维护带和本区的表土及基岩的塌陷规律，将影响矿井工业场地及井筒塌陷范围内的各煤层采空区进行加固处理，并经有国家认定资质的单位进行加固处理效果检测，检验合格能够满足安全要求后，方可进行本矿井兼并重组整合的井上下建设工程，未经采空区处理及处理效果检测检验合格认定之前，本矿井兼并重组整合工程不得进行开工建设。（六）建议该矿要尽快向国土资源部门申请增采10号煤层，确保本井田范围内宝贵的煤炭资源得到合理开发和利用。（七）采矿许可证批采标高与实际批采煤层标高11、有出入，建议矿方在换发采矿证时调整。5山西远通煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（修改版） 第一章 井田概况及兼并重组整合前各矿现状第一章 井田概况及兼并重组整合前各矿现状第一节 井田概况一、交通位置该井田位于古交市西北8km的梭峪村东北，行政区划隶属梭峪乡，其井田地理坐标为：东经11205071120609，北纬375641375731。太（原）宁（武）公路和太（原）岚（县）铁路均由井田西南通过，井田与镇城底站相距约4km，由井田到太原公路里程约60km，铁路里程约56km，交通方便。见交通位置图1-1-1。二、地形地貌井田位于吕梁山脉东侧，属中低山侵蚀地貌，沟谷发育，山梁上一般为第三12、第四系黄土覆盖，沟谷两则有基岩出露，井田内地形东北高西南低，最高点位于井田东北山梁上，标高为1204.1m，最低点位于井田西南部李家沟沟谷，标高1018.1m，最大相对高差约186m。三、水系井田西部的李家沟为一条季节性的小河流，旱季干涸，雨季有少量流水，遇大雨或暴雨汇集其上部沟谷中流水形成洪水，向西南将近1km，汇入汾河。井田地表水属于黄河流域汾河水系。四、气象及地震情况井田地处黄土高原，气候干燥，昼夜温差大，春冬多风，夏季多雨，属温带大陆性气候。据古交市气象统计资料，该区主要气象特征如下：年平均气温为9.6，一般7月份气温最高，平均为17.2，1月份气温最低，平均为-3.7。年平均降雨量13、426.1mm，多集中在7、8、9三个月，占全年降水量的60%以上。年平均蒸发量为2093.8mm，为年平均降水量的近5倍。结霜期为10月上旬至次年4月中旬，全年无霜期120180天。冰冻期为10月下旬至次年3月下旬，最大冻土深度0.80m。年主导风向为西北风，年平均风速2.5m/s，全年7级以上大风平均天数为25天。根据国家GB50011-2010建筑设计抗震规范，本区地震烈度为7度。第二节 周边矿井及小窑山西远通煤业有限公司现四邻均为西山煤田西曲煤矿。2005年前东北邻学海煤矿，东邻蓝盾矿和煤协矿，东南邻银松矿和永安北矿，西部无生产矿井。1、西山煤电集团西曲煤矿1983年建井，1987年投14、产，批准开采2+3、4、8、9号煤层，生产能力300万t/a，开采2+3、4、8号煤层，该矿井采用斜井开拓，分区式通风，长壁式综合机械化开采，井下提升、运输均采用胶带，回采工作面支护为液压支架，全部垮落法管理顶板，矿井涌水量为150m3/d左右，矿井瓦斯相对涌出量小于10m3/t，属低瓦斯矿井，所批采的2+3、4、8、9号煤层煤尘均具有爆炸危险性，煤层为自燃容易自燃煤层。经本次调查，该矿与白家沟井田相邻处2+3号煤层为以往小窑采空破坏区，8号煤层采掘系统距本井田尚远。以往小窑均已关闭，其采煤方法皆为以掘代采，开采2+3号煤层，存在一定量的采空积水。其采空积水可能补给本井田采空区，对本井田的煤炭15、资源开发有一定的影响。2、学海煤矿2003年由山西省国土资源厅对该矿核发1400000331438号采矿许可证，批准开采03、2+3、4号煤层，生产规模3万吨/年，实际生产能力15万吨/年。该矿生产系统为斜井开拓，矿车运输，绞车提升，负压通风，单体液压支柱支护，旧式采煤方法回采。掘进及回采均为一次性采全高。该矿于2005年关闭，关闭前03、2+3、4号煤层已采空。据调查与本矿之间无越界开采现象。3、蓝盾矿晋煤资开发字（93）162号文批准开采03、2、4号煤层，开拓方式为斜井开拓，2004年关闭，关闭前03、2、4号煤层已采空。据调查与本矿之间无越界开采现象。4、煤协矿晋煤资便函办字（94）816、6号文批准开采03、2、4号煤层，2003年关闭，关闭前03、2、4号煤层已采空。据调查与本矿之间无越界开采现象。5、银松矿晋煤资（93）157号文批准开采03、2、4号煤层，2003年关闭，关闭前03、2、4号煤层已采空。据调查与本矿之间无越界开采现象。6、永安北矿晋煤资开发字（93）150号批准开采03、2、4号煤层，2003年关闭，关闭前03、2、4号煤层已采空。据调查与本矿之间无越界开采现象。7、周边小窑经调查，井田内西南部4号煤层发现小窑破坏开采的情况。井田内及井田外共存在小窑4处，其中井田内存在1处小窑，井田外存在2处小窑。经西曲矿地质测绘中心对该矿下覆4号煤层进行了调查，调查证明17、井田西南部4号煤层已被周边小煤矿和私窑开采殆尽，经古交市国土资源局审核，情况属实。详见井田外小窑开采情况一览表。井田内小窑开采情况一览表 小窑坐标开采开拓采煤运输关闭井口时间形式方法方式时间编号XYH小窑24202011.0019596415.001050.001990.8平峒仓房式平车1995.8小窑34202108.0019596544.001082.001990.6平峒仓房式平车1995.9101山西远通煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（修改版） 第二章 兼并重组的条件第二章 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2011年5月，山西地宝能源有限公司18、编制了山西远通煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告, 2011年6月22日， 太原市煤炭工业局以并煤规发2011223号 文“关于山西远通煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复”对该矿兼并重组整合地质报告进行了批复。根据该地质报告及批复文件，按照国土资源部颁发的煤、泥炭地质勘查规范(DZ/T0215-2002)规定，全井田达到勘探程度，可作为矿井建设的依据。二、井田地质（一）地层本井田位于西山煤田古交矿区梭峪勘探区南部，西曲勘探区西南部，跨占两个勘探区，红崖子断层西北属于梭峪勘探区，东南属于西曲勘探区。井田内山梁一般为新生界地层覆盖，沟谷两侧多为基岩出露。所见地层有古生界二叠系下统下石盒子19、组、上统上石盒子组及新生界第三、四系。现由老至新分述如下：1. 奥陶系中统峰峰组（O2f）一般85m左右，分为上、下两段：下段：厚10.2259.06m，一般25m左右。为一套灰色、灰黄色角砾状泥灰岩。角砾成分为石灰岩、泥灰岩碎块，呈棱角状。常夹有层状隐晶质石膏或脉状纤维质石膏（称第一石膏带）。上段：厚23.9469.81m，一般60m左右。岩性为深灰色厚层状石灰岩，致密坚硬，裂隙发育，中部有时夹灰黄色薄层状泥灰岩。2. 石炭系（C）1）中统本溪组（C2b）全厚20.7244.22m，平均31.12m。平行不整合于奥陶系之上。底部为铁矿，呈鸡窝状分布，厚03.21m，平均1.90m左右；本区埋20、藏浅，钻孔所见亦多为褐铁矿。其上为不稳定的G层铝土，厚08.23m，平均3.5m左右；银灰或浅灰色，团块状，具鲕状结构，常与铁矿共生，有时呈侵染状或透镜状赋存于铝土泥岩之中。个别点见铁矿、铝土同时尖灭，代之以砂岩或砂质泥岩直接覆于O2之上。中、上部由灰黑色泥岩、深灰色粉砂岩、灰色砂岩及浅灰色粘土岩组成，夹不稳定灰岩12层及煤线12层。主要为浅海相、过渡相；总的看旋回结构明显，为海陆交互相沉积。2）上统太原组（C3t）与下伏本溪组整合接触，属海陆交互相沉积，系井田主要含煤地层之一。全组厚86.75135.26m，平均110.60m。按岩性、岩相和沉积旋回的不同，可分为上、中、下三段。下段：自K121、砂岩底至L1灰岩底。基底K1（晋祠）砂岩在本井田较发育，厚3.906.35m，平均4.85m，多为灰色中细粒砂岩，泥质胶结，含铁质，横向变化较大，有时相变为砂质泥岩；其上为一组黑灰色、灰色过渡相及陆相沉积，岩性以砂质泥岩、粉砂岩为主，夹粘土岩及不稳定砂岩，含11、10、9、8号煤层，其中8、9、10号稳定可采。中段：自L1灰岩底至L4灰岩顶。本段以碎屑岩为主，有三层灰岩。其中L4灰岩全区稳定。K2灰岩有时由三角洲相碎屑沉积（称马兰砂岩）所替代。L4下为厚度稳定、全区可采的薄煤层7号煤层。上段：自L4灰岩顶至K3砂岩底，以过渡相为主。中、下部由各粒级砂岩组成；上部以泥质岩为主，夹6号薄煤（不可采22、）及菱铁矿层（相当L5灰岩层位）。本段不含或很少含化石。3. 二叠系（P）1）下统山西组（P1s）全组厚37.5051.45m，平均41.50m，与下伏太原组呈连续沉积，为井田主要含煤地层之一。基底K3（北岔沟）砂岩在井田一带不甚发育，多系河漫、河床相沉积，为灰色、灰白色中细粒砂岩，有时相变为粗砂岩或泥质岩，厚2.3015.50m，平均8.37m。K3砂岩沉积之后，其上以陆相沉积及含煤厚度大为特征。主要由黑灰或深灰色砂质泥岩、深灰色粉砂岩、灰色砂岩组成，旋回结构较为明显，岩性变化不大。含煤34层，其中2+3、4号煤层稳定可采。03号煤层局部可采，03号煤层以上受河床变迁的影响，地层厚度、岩性变23、化比较大。2）下统下石盒子组（P1x）全组厚71.22118.90m，平均85.35m，以K4 （骆驼脖）砂岩为基底与下伏山西组整合接触。本组依岩性及色调的不同，以K5砂岩分为上、下两段。下段（P1x1）：厚33.1052.40m，平均42.35m，以深灰色、灰色、灰绿色砂质泥岩、粉砂岩为主，夹黄绿色砂岩，呈互层状，下部常含12层薄煤线。上段（P1x2）：厚38.1266.48m，平均43.00m，以灰绿色、黄绿色粉砂岩、砂质泥岩为主，间夹黄绿色砂岩及灰色泥岩，含植物化石（Teniopteris SP）。3）上统上石盒子组（P2s）全层厚400m左右，为陆相沉积，基底K6砂岩为黄绿色厚层状中粗24、粒砂岩，底部含砾，厚10m左右，其上为黄绿色、紫色砂质泥岩或粉砂岩互层。在本井田大多被剥蚀，最大残留厚度150m左右。4. 上第三系（N2）全厚025m，一般5m左右。以砾岩为基底不整合于下伏基岩之上。砾石成分以石灰岩、变质岩为主，胶结较好。其上为棕红色粘土，含粉、细砂质较多，上部含23层钙质结核层。本组富含脊柱动物化石。5. 第四系（Q）1）中上更新统（Q2+3）下部为中更新统离石组，全厚025m，平均5m左右。以淡红色、浅红色粘土及砂质粘土为主，中下部含钙质结核35层，底部常有12层半胶结状砂砾层。不整合覆于较老地层之上。上部为上更新统马兰组，全厚040m，一般10m左右。主要为灰黄色黄土25、，含粉、细砂、垂直节理发育，底部有豆（卵）状钙质结核，与下伏地层呈不整合接触。2）全新统（Q4）厚010m，一般2m左右。系近代冲（洪）积层，分布于较大沟谷中，多以石灰岩、变质岩、砂岩之砾，卵石及砂粒组成，常混杂泥质，分选差。（二）构造本井田处于吕梁山隆起东翼，西山煤田平缓不对称向斜的北部。本井田构造总体形态为向斜、背斜相间的褶曲构造，井田地层倾角719，一般10左右。井田共发育两个向斜，一个背斜。此外，据地表及井巷揭露，井田内共发现4条断层，均为正断层，落差为6120m。发现陷落柱1个，呈椭圆形，直径35m左右，陷落角70-85。分述如下：1）褶曲（1）S1向斜（李家沟向斜）：位于井田东北部26、，轴向N50E，向SW倾伏，两翼地层北部较缓，一般7左右，南部较陡，倾角一般1019。向斜轴受3、351号钻孔控制。（2）S2向斜：位于井田东部，轴向约N40E，向南转为近SN，向S倾伏，两翼基本对称，地层倾角710。向斜轴受地表控制。（3）S3背斜：位于井田南部，轴向约N45E，向NW倾伏，两翼基本对称，地层倾角58。背斜轴受CY01、CY02号钻孔控制。2）断层（1）红崖子正断层（F49）：为梭峪勘探区和西曲勘探区自然边界，穿过井田北部，为井田西部的北部边界，走向N45E，倾向NW，倾角65，落差120m，井田内延伸长度410m。地面填图揭露。（2）F47正断层：穿过井田西南部，走向N3027、E，倾向NW，倾角68，落差18m，井田内延伸长度800m，井下实见。（3）F122正断层：位于井田南部，走向N60E，倾向SE，倾角70，落差6m，井田内延伸长度290m。地面填图揭露。（4）F45正断层：位于井田南部边界附近，走向N50E，倾向SE，倾角70，落差10m，井田内延伸长度40m左右。地面填图揭露。表 2-1-1 主要断层一览表 断层编号位置性质走向倾向倾角（度）落差（m）井田内延伸长度(m)备注F49井田北部正N45ENW65120410地面填图F47井田西南部正N30ENW6818800井下揭露F122井田南部正N60ESE706290地面填图F45井田南部正N50ESE728、01040地面填图3）陷落柱井田内南部，2+3号煤层掘进巷道时揭露了一个陷落柱，椭圆形长轴直径约35m。4）岩浆岩井田内未发现岩浆岩侵入及破坏现象。综上所述，本井田地质构造属中等类型。三、煤层及煤质（一）煤层1.含煤性井田主要含煤地层为太原组、山西组，共含煤10层，自上而下为03、1、2+3、4、6、7、8、9、10、11号，含煤地层平均总厚152.10m，煤层平均总厚11.83m，含煤系数7.78%；可采煤层平均总厚11.14m，可采含煤系数7.32%。上述含煤地层中，山西组平均地层厚度41.50m，含煤平均总厚5.37m，含煤系数12.94%。太原组平均地层厚度110.60m，含煤平均总厚29、6.46m，含煤系数5.84%。2.可采煤层井田内2+3、4、7、8、9、10号煤层为全区可采煤层，03号煤层为局部可采煤层。1）03号煤层位于山西组中上部，上距上石盒子组K4砂岩10m左右，煤厚0.001.19m，平均0.80m，井田西南部变薄不可采，煤层结构简单，不含夹矸，为不稳定局部可采薄煤层，顶板岩性为中砂岩，底板岩性为细砂岩或炭质泥岩。2）2+3号煤层位于山西组中下部，上距03号煤层4.409.40m，平均6.31m，煤层厚度2.732.95m，平均2.80m，稳定，全井田可采，结构简单，含01层夹矸。顶板岩性为泥岩或砂质泥岩，底板岩性为粉砂岩或泥岩。3）4号煤层位于山西组下部，上距30、2+3号煤层1.616.32m，平均3.74m。井田内稳定可采，煤层厚度0.801.60m，平均1.36m，结构简单，不含夹矸。煤层顶板岩性为细砂岩或泥岩。底板岩性为泥岩或砂质泥岩。4）7号煤层位于太原组中上部，上距4号煤层32.9455.20m，平均48.96m，煤层厚度0.600.95m，平均0.77m，煤层结构简单，不含夹矸，为稳定的，全区可采薄煤层，顶板岩性为石灰岩，底板岩性为泥岩或砂质泥岩。5）8号煤层位于太原组中部，上距7号煤层11.0914.30m，平均12.55m。煤厚1.663.40m，平均2.79m。结构简单，含02层夹矸。为井田主要稳定可采煤层之一。顶板为L1石灰岩。底板31、为泥岩或砂质泥岩。6）9号煤层位于8号煤下18.4729.03m，平均23.49m。其间距变化受屯兰砂体发育与否所控制。煤厚1.532.70m，平均1.76m。厚度稳定，全井田可采，结构简单，含04层夹矸。顶板为粉砂岩或铝质泥岩；底板为砂质泥岩或泥岩。7）10号煤层位于9号煤下2.044.87m，平均3.12m。煤厚0.601.20m，平均0.86m。为稳定的全区可采煤层，结构简单，不含夹矸。顶板为砂质泥岩岩或泥岩；底板为铝质泥岩或砂质泥岩。各煤层赋存特征见表2-1-2。表2-1-2 可采煤层特征表 地层煤层厚 度(m)间 距(m)结构(夹矸层数)稳定性可采性顶底板岩性 顶板底板山西组030.32、00-1.190.804.40-9.406.31简单（0）不稳定局部可采中砂岩细砂岩炭质泥岩2+32.73-2.952.80简单（0-1）稳定全区可采泥岩砂质泥岩泥岩粉砂岩1.61-6.323.7440.80-1.601.36简单（0）稳定全区可采细砂岩泥岩泥岩砂质泥岩32.94-55.2048.96太原组70.60-0.950.77简单（0）稳定全区可采石灰岩泥岩砂质泥岩11.09-14.3012.5581.66-3.402.79简单（0-2）稳定全区可采石灰岩泥岩泥岩砂质泥岩18.47-29.0323.4991.53-2.701.76简单（0-1）稳定全区可采砂质泥岩、粉砂岩泥岩、砂质泥岩33、2.04-4.873.12100.60-1.200.86简单（0）稳定全区可采砂质泥岩泥岩铝质泥岩、砂质泥岩3.煤层对比井田内地层标志层比较发育，主要可采煤层层位稳定。煤系地层沉积旋回结构清晰，各煤层具有较明显的特征，以上因素成为煤层对比的主要依据，因此可采用标志层法，结合层间距和煤层特征进行对比，主要可采煤层的对比标志如下：1）03号煤层：位于山西组中上部，下距2+3号中厚煤层4.409.40m，平均6.31m，可借助2+3号煤层可确定其层位。2）2+3号煤层：为全区稳定可采的中厚煤层，位于山西组下部K3砂岩之上，相距18m左右，K3砂岩为中砂岩，局部为粗砂岩，分布稳定，为可靠的对比标志层。34、3）4号煤层：位于2+3号煤层之下，间距平均3.74m，有2号煤参照，易于对比。4）7号煤层：位于太原组中上部，L4石灰岩为其直接顶板，L4石灰岩层位稳定，为良好的对比标志层。5）8号煤层：位于太原组中部， L1灰岩为其顶板，L1灰岩层位稳定，为良好的对比标志层。6）9号煤层：位于8号煤之下18.2729.03m，与8号煤层间有时发育一层厚砂岩，借助8号煤及L1灰岩标志层，不难确定其层位。7）10号煤层：位于9号煤之下3.12m，煤层厚度较薄，平均0.86m，借助9号煤层，不难确定其层位。总之，大多可采煤层特征明显，借助标志层结合层间距不难确定其层位，煤层对比基本可靠。（二）煤质1. 物理性质35、和煤岩特征1) 物理性质各煤层煤的物理性质基本相同，煤层均为黑色，条痕为褐黑色，沥青玻璃光泽。断口呈贝壳状或参差状，有一定的韧性，硬度一般为23，内生裂隙较发育。2) 煤岩特征2+3号煤层：以光亮煤为主，其次是粘土矿化暗淡煤，光亮煤水平变化较大。4号煤层：主要以暗煤组成，有机质中含多量原生细分散状粘土矿物，暗煤中含光亮煤条带，水平变化较大。7号煤层：以光亮及半亮煤为主，煤岩结构简单，矿物质含量低。8号煤层：主要以暗煤组成，多分布于顶部。底板光亮煤较多，显微组分以镜质组为主。9号煤层：主要由光亮煤及半光亮煤组成，各种煤岩类型成条带状。上部以暗煤为主，下部以亮煤为主。暗煤中散染较大粘土，难于和有机36、质分离。10号煤层：以暗煤为主，原煤的半镜组和丝炭化组分较多，但横向变化大，有机组分与矿物混杂十分明显，对洗选甚为不利，且矿物含量多局首位，除粘土为主以外，还要较少量的黄铁矿。山西远通煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 第二章 兼并重组的条件表2-1-3 煤 质 化 验 综 合 成 果 表分析项目工 业 分 析 (%)胶质层粘结指数 GR.I煤种煤层号MadAdVdafSt.dPdQgr.d (MJ/Kg)Y(mm)03原煤0.460.9422.1825.2828.4931.940.3726.2427.48FM0.70 23.7330.22 26.86浮煤0.97 8.3828.52 337、22+3原煤0.220.9917.7427.4226.8029.690.410.880.00824.8929.29FM0.59 24.1027.82 0.6126.47浮煤0.381.026.029.9225.1828.430.552637920.79 7.9126.80 314原煤0.261.0015.5325.7823.7430.480.142.750.0020.00425.8529.65JM、FM0.62 21.7827.00 0.980.00327.21浮煤0.350.947.888.8224.2625.120.130.920.00233.29182883950.56 8.2524.538、5 0.5324897原煤0.220.8810.3131.2324.2127.130.434.190.0060.02023.6532.60JM、FM0.54 18.8525.78 1.840.01328.80浮煤0.320.955.969.9622.1024.760.621.210.00732.06152872740.58 8.1523.62 0.9721738原煤0.220.999.9527.5722.1924.800.863.340.0180.03324.8032.05JM0.5518.9623.451.740.02628.53浮煤0.311.146.499.5521.5823.700.939、21.470.03032.0433.04131568790.61 8.5722.79 1.1532.6415739原煤0.180.9814.3733.0422.8126.590.901.680.0110.03322.9730.57JM0.48 24.2624.661.270.01926.37浮煤0.321.226.5916.0821.0923.190.851.090.0100.01129.9132.28132272800.6111.0122.280.980.01131.10187610原煤0.22 12.4115.1923.2126.360.751.530.0050.03830.1530.8640、JM13.824.79 1.140.02230.51浮煤0.260.369.309.7722.8224.600.811.030.03832.091677900.31 9.5423.71 0.9284山西远通煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（修改版） 第二章 兼并重组的条件2.煤的化学性质1）化学特征03号煤层水 分（Mad）：原煤0.460.94%， 平均0.70%；浮煤0.97%；灰 分 (Ad)： 原煤22.1825.28%， 平均23.73%；浮煤8.38%；挥发分(Vdaf)：原煤28.4931.94%， 平均30.22%； 浮煤28.52%；硫 分(St.d)：原煤0.37%41、；发热量(Qgr.d)：原煤26.2427.48MJ/kg，平均26.86MJ/kg；胶质层最大厚度（Y）：浮煤32mm；按煤质质量分级（GB/T15224-2004）标准，03号煤层属中灰、特低硫、高热值肥煤。2+3号煤层水 分（Mad）：原煤0.220.99%， 平均0.59%；浮煤0.381.02%，平均0.79%；灰 分 (Ad)： 原煤17.7427.42%， 平均24.10%；浮煤6.029.92%，平均7.91%；挥发分(Vdaf)：原煤26.8029.69%， 平均27.82%； 浮煤25.1828.43%， 平均26.80%；硫 分(St.d)：原煤0.410.88%，平均042、.61%；浮煤0.55%；发热量(Qgr.d)：原煤24.8929.29MJ/kg，平均26.47MJ/kg；胶质层最大厚度（Y）：浮煤2637mm，平均31 mm；粘结指数(GR.I)：浮煤92；按煤质质量分级（GB/T15224-2004）标准，2+3号煤层属中灰、特低硫低硫分、中热值高热值肥煤。4号煤层水 分（Mad）：原煤0.261.00%， 平均0.62%；浮煤0.350.94%， 平均0.56%；灰 分 (Ad)： 原煤15.5325.78%， 平均21.78%；浮煤7.888.82%， 平均8.25%；挥发分(Vdaf)：原煤23.7430.48%， 平均27.00%； 浮煤2443、.2625.12%， 平均24.55%；硫 分(St.d)：原煤0.142.75%，平均0.98%；浮煤0.130.92%， 平均0.53%；发热量(Qgr.d)：原煤25.8529.65MJ/kg，平均27.21MJ/kg； 浮煤33.29 MJ/kg；胶质层最大厚度（Y）：浮煤1828mm，平均24 mm；粘结指数(GR.I)：浮煤8395，平均89；按煤质质量分级（GB/T15224-2004）标准，4号煤层属低灰中灰、特低硫中高硫、高热值特高热值焦煤、肥煤。7号煤层水 分（Mad）：原煤0.220.88%， 平均0.54%；浮煤0.320.95%， 平均0.58%；灰 分 (Ad)： 44、原煤10.3131.23%，平均18.85%；浮煤5.969.96%， 平均8.15%；挥发分(Vdaf)：原煤24.2127.13%， 平均25.78%；浮煤22.1024.76%， 平均23.62%；硫 分(St.d)：原煤0.434.19%， 平均1.84%； 浮煤0.621.21%， 平均0.97%；发热量(Qgr.d)：原煤23.6532.60MJ/kg，平均28.80MJ/kg； 浮煤32.06 MJ/kg；胶质层最大厚度（Y）：浮煤1528mm，平均21 mm；粘结指数(GR.I)：浮煤7274，平均73；按煤质质量分级（GB/T15224-2004）标准，7号煤层属低灰高灰、特45、低硫高硫、中热值特高热值焦煤、肥煤。8号煤层水 分（Mad）：原煤0.220.99%， 平均0.55%；浮煤0.311.14%， 平均0.61%；灰 分 (Ad)： 原煤9.9527.57%， 平均18.96%；浮煤6.499.55%， 平均8.57%；挥发分(Vdaf)：原煤22.1924.80%， 平均23.45%； 浮煤21.5823.70%， 平均22.79%；硫 分(St.d)：原煤0.863.34%， 平均1.74%；浮煤0.921.47%， 平均1.15%；发热量(Qgr.d)：原煤24.8032.05MJ/kg，平均28.53MJ/kg；浮煤32.0433.04MJ/kg，平均46、32.64MJ/kg；胶质层最大厚度（Y）：浮煤1315mm，平均15 mm；粘结指数(GR.I)：浮煤6879，平均73；按煤质质量分级（GB/T15224-2004）标准，8号煤层属特低灰中灰、低硫分中高硫、中热值特高热值焦煤。9号煤层水 分（Mad）：原煤0.180.98%， 平均0.48%；浮煤0.321.22%， 平均0.61%；灰 分 (Ad)： 原煤14.3733.04%， 平均24.26%；浮煤6.5916.08%， 平均11.01%；挥发分(Vdaf)：原煤22.8126.59%， 平均24.66%； 浮煤21.0923.19%， 平均22.28%；硫 分(St.d)：原煤047、.901.68%， 平均1.27%； 浮煤0.851.09%， 平均0.98%；发热量(Qgr.d)：原煤22.9730.57MJ/kg，平均26.37MJ/kg；浮煤29.9132.28MJ/kg，平均31.10MJ/kg；胶质层最大厚度（Y）：浮煤1322mm，平均18 mm；粘结指数(GR.I)：浮煤7280，平均76；按煤质质量分级（GB/T15224-2004）标准，9号煤层属低灰高灰、低硫分中高硫、中热值特高热值焦煤。10号煤层水 分（Mad）：原煤0.22%；浮煤0.260.36%， 平均0.31%；灰 分 (Ad)： 原煤12.4115.19%， 平均13.80%；浮煤9.3048、9.77%， 平均9.54%；挥发分(Vdaf)：原煤23.2126.36%， 平均24.79%； 浮煤22.8224.60%， 平均23.71%；硫 分(St.d)：原煤0.751.53%， 平均1.14%； 浮煤0.811.03%， 平均0.92%；发热量(Qgr.d)：原煤30.1530.86MJ/kg，平均30.51MJ/kg；浮煤32.09MJ/kg；胶质层最大厚度（Y）：浮煤16 mm；粘结指数(GR.I)：浮煤7790，平均84；按煤质质量分级（GB/T15224-2004）标准，10号煤层属低灰、低硫分中硫分、特高热值焦煤。2)工艺性能本区煤种均为肥煤、焦煤。所以，在工艺试验方49、面，偏重于粘结性和结焦性的小焦炉试验。现根据梭峪、西曲精查地质报告叙述如下：2+3号煤层：西曲勘探区共在本层采了三个铁箱试样，焦炭经小转鼓100转后，40mm的75.981.4%，225转后40mm59.2%、76%；磨损强度低，均8%；焦炭Ad15%，St.d0.5%，Pd40mm76.8%、10mm11.6%，结焦性较差。3.可选性本井田未对各可采煤层作可选性试验，现将相邻矿井山西华润煤业有限公司福巨源煤矿2011年3月对8号、9号煤层进行取样，并送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤炭筛分浮沉试验，结果叙述如下：1）筛分试验 8号煤层简易筛分试验 粒度煤 样 重 量 (产率%)质 量重量占50、13-0.5 占全样筛上累计MadAadSt,adQb.ad(13-0)mmkg产率% 产率%MJ/kg13-61.8642.1832.0732.070.4021.597.5227.4106-31.0122.9017.4149.48 0.4016.102.3630.1783-0.51.5434.9226.5576.03 0.5612.823.3630.7060.5-01.3923.9723.97100.00 0.669.741.7631.84513-0.5(小计)4.41100.0076.030.4617.274.8929.19513-0(合计)5.8100.000.500.004.1429.51、830 9号煤层简易筛分试验 粒度煤 样 重 量 (产率%)质 量重量占13-0.5 占全样筛上累计MadAadSt,adQb.ad(13-0)mmkg产率% 产率%MJ/kg13-61.8238.7231.1631.160.4730.241.6223.2566-31.2326.1721.0652.23 0.4421.141.2527.0043-0.51.6535.1128.2580.48 0.4216.661.1430.3690.5-01.1419.5219.52100.00 0.5412.381.5230.88813-0.5(小计)4.7100.0080.480.4423.091.352652、.73413-0(合计)5.84100.000.460.001.3927.5452）浮沉试验 8号煤层浮沉试验综合报表 浮沉试验编号：2011-5422 13-0.5mm密度级产率灰分累 计分选密度级0.1备注%浮 物沉 物密度产率(kg/l)产率%灰分% 产率%灰分%kg/l%1234567892.009.5857.44100.0017.379.58 57.441.902.98 合计100.0017.37煤泥2.469.96总计100.0017.19 9号煤层浮沉试验综合报表 浮沉试验编号：2011-5423 13-0.5mm密度级产率灰分累 计分选密度级0.1备注%浮 物沉 物密度产率(k53、g/l)产率%灰分% 产率%灰分%kg/l%1234567892.0013.8360.50100.0023.6313.83 60.501.908.81 合计100.0023.63煤泥2.4412.74总计100.0023.363）可选性曲线8号可选性曲线9号可选性曲线4）0.1含量和可选性等级的划分：（1）8号煤层A.精煤灰分10% 时，理论产率为72.75%，分选密度为1.45g/cm3，0.1含量为51.02%，属极难选等级；B.精煤灰分10.5% 时，理论产率为78.82%，分选密度为1.51g/cm3，0.1含量为25.25%，属较难选等级；C.精煤灰分11% 时，理论产率为82.3654、%，分选密度为1.58g/cm3，0.1含量为9.25%，属易选等级；（2）9号煤层A.精煤灰分9% 时，理论产率为52.10%，分选密度为1.44g/cm3，0.1含量为43.54%，属极难选等级；B.精煤灰分10% 时，理论产率为58.75%，分选密度为1.50g/cm3，0.1含量23.95%，属较难选等级；C.精煤灰分11% 时，理论产率为64.01%，分选密度为1.58g/cm3，0.1含量为14.54%，属中等可选等级；4.煤层的风氧化本井田煤层埋藏较深，没有煤层出露及风化煤，基本不存在风氧化现象。5.煤质及工业用途按照中国煤炭分类国家标准（GB/T5751-2009），以原煤挥发55、分（Vdaf）、粘结指数（GR.I）和胶质层最大厚度（Y）为主要划分指标，并参考区域煤类分布规律，确定井田内03号煤层属中灰、特低硫、高热值肥煤；2+3号煤层属中灰、特低硫低硫分、高热值肥煤；4号煤层属低灰中灰、特低硫中高硫、高热值特高热值焦煤、肥煤；7号煤层属低灰高灰、特低硫高硫分、中热值特高热值焦煤、肥煤；8号煤层属特低灰中灰、低硫分高硫分、中热值特高热值焦煤；9号煤层属低灰高灰、低硫分中高硫、中热值高热值焦煤；10号煤层属低灰分、低硫分中高硫、特高热值焦煤。洗选后可作为炼焦用煤或炼焦配煤等。四、井田水文地质(一)地表水系井田西部的李家沟为一条季节性的小河流，旱季干涸，雨季有少量流水，遇大56、雨或暴雨汇集其上部沟谷中流水形成洪水，向西南将近1km，汇入汾河。井田地表水属于黄河流域汾河水系。（二）井田主要含水层1. 中奥陶统灰岩岩溶含水层本组厚度一般为85.00m，上段为深灰色、厚层状石灰岩，致密、坚硬，裂隙发育，中部夹有薄层状泥灰岩。下段为一套灰、灰黄色角砾状石灰岩，角砾成分为石灰岩、泥灰岩碎块，呈棱角状，夹有石膏层。本井田西北部为奥灰的露头区，灰岩岩溶发育，富水性强。据梭峪勘探区352号钻孔抽水试验（该孔于1969年山西省煤炭工业管理局地质勘探局148队施工，位于井田北部边界外约515m处，坐标X=4203799.31，Y=19595885.53），该孔揭露本组97m，以石灰岩为57、主，占钻穿厚的73%，其余为角砾状泥灰岩，未见石膏。裂隙较发育，并有小溶洞，钻探判层有高0.55m的溶洞。据抽水试验资料，水位145.48m，标高908.14m，为矿区深部本含水组的最低水位。水质类型为HCO3CaMg型，矿化度为395.84毫克/升，全硬度13.9479德国度，酸度0.2045 mg/L；碱度3.8782mg/L，全固形物285 mg/L，PH值7.81，属于弱碱性，微硬水，水质清澈，透明无味，完全符合生活饮用水标准。本含水层为井田主要含水层。依据352号孔奥灰水水位标高，推测本井田奥灰水水位标高为904907m。2. 太原组灰岩岩溶含水层组本组由L1、K2、L4三层灰岩及其58、间的中粗粒砂岩组成，含灰岩段1220m，平均15m左右，L1常变为泥灰岩，层位稳定，厚度1.201.50m。K2质较纯，井田范围发育较稳定，厚度1.703.15m。L4层位稳定，厚1.502.40m。由于埋藏较深，井田内灰岩裂隙及岩溶均不甚发育，富水性弱。据352孔抽水试验资料，水位标高1048.38m，水位降低51.52m时，单位涌水量0.0012L/s.m；平均渗透系数0.0039m/d。3. 山西组砂岩裂隙含水层组本组较稳定的砂岩是03号煤上下的中砂岩，其次为K3砂岩。K3砂岩厚度变化大。据梭峪勘探区在山西组与下石盒子组混合抽水试验水位降低19.31m时，单位涌水量0.044L/s.m；59、平均渗透系数0.146m/d；水位标高1104.16m。属弱含水层。水质属重碳酸硫酸钙镁型，矿化度734 mg/L，硬度29.35度，为极硬的淡水。4. 下石盒子组砂岩裂隙含水层组据勘探资料，原梭峪区有8个孔在下石盒子组涌水，有15个孔不返水，钻孔单位涌水量0.00420.0174 L/s.m，渗透系数0.000220.20m/d，水位标高1006.231102.09m，水质属重碳酸硫酸钙镁型。属弱含水层。5. 第三系砾岩含水层本层多位于当地侵蚀基准面以上，分布不广，富水性弱。6. 全新统砂砾含水层主要分布于李家沟沟谷中，厚度一般2m左右，最厚10m左右。由于补给条件差，含水性较弱。（三）隔水60、层1. 石炭系上统太原组、二叠系下统山西组隔水层太原组、山西组地层中所含的泥岩、砂质泥岩为上覆含水层的相对隔水层，单层厚度0.510m，呈层状分布于各灰岩、砂岩含水层之间，减弱或阻隔了各含水层之间的水力联系。2. 石炭系中统本溪组隔水层该层岩性以铝土质泥岩为主，裂隙不发育，透水性差，为煤系地层良好的隔水底板，隔断了其上含水层与下伏岩溶含水层之间的水力联系。（四）充水因素分析1. 地表水体对矿井开采的影响井田内无大的河流等地表水体，在井田西部边界发育李家沟河，流向自北向南注入汾河，属汾河水系支流，为季节性河流，旱季干涸，雨季有少量流水。井田内各沟谷在雨季时才有微小水流和洪水排泄，平时干涸无水。井61、田主井、副井位于井田西南部的山梁上，标高分别为1036.763m，1049.616m，当地河流最高洪水位线为1010m，井口一般不会受到洪水威胁。2. 构造对矿井充水作用和影响本井田共发育4条断层，落差为6120m，均为正断层；共发现陷落柱1个。F49（红崖子断层）规模较大，落差为120m，红崖子断层西北水位均高于井田内各可采煤层底板标高，属带压区。另外7、8、9、10号煤层顶板灰岩与该断层下盘奥灰接触，可能成为富含水层，并且断层上盘煤层受断层的影响与强含水层直接接触，靠近红崖子大断层，奥灰水对煤层开采影响很大，存在突水可能，并且不排除该断层导水的可能性。另外影响矿井充水的主要地质构造为向斜构62、造，煤层之上各含水层水在向斜轴部聚集，对煤层开采有一定影响；在向斜轴部采空区，有大量积水存在，给生产造成安全隐患。因此在今后的生产中应引起高度重视，将来开采时一定在该断层两侧留设防水煤柱，先探后掘，超前探水，随时监测涌水量变化及水质变化，必要时分区设置防水闸门及注浆堵水。3. 采（古）空区积水对于本矿井来说，采空区积水也是主要水患之一，由于本矿开采时间较长，采空面积大，估计早期采空区低洼处有少量积水，井田范围内上组煤03、2+3、4号煤层红崖子断层东南基本采空，03、2+3号煤采空区积水会沿着4号煤层开采形成的导水裂隙带进入4号煤层，4号煤层存在2处积水，积水总面积为39.14k（m2）；8号63、煤层有积水2处，并且随着时间推移，采空区会集聚大量积水，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，及时定期疏排采空积水。根据本矿的实际情况，现采用经验公式对井田内4、8号煤层采空区及小窑破坏区积水量估算如下：Q积=KMF /cos式中：Q积采空积水总量（m3）；M采空区平均采高线或煤厚（m）；F采空积水区的水平投影面积（m2）；煤层倾角（）；k采空区充水系数（一般为0.250.50，本次取0.25）；积水量依据井田以往资料，采用经验系数0.25计算积水量。 本井田采、古空区积水量估算表 煤层号积水区编号采、古空区积水面积k(m2)煤层厚度经验系数积水量（万m3）4积水64、区222.731.360.250.77积水区316.411.360.250.568积水区18.72.420.250.53积水区213.62.420.250.82合计61.442.68据调查，本井田周边小煤矿二十年代初开采03、2+3、4号煤层，均已采空，采空区积水对本矿的开采有影响。据矿方资料，井田北部的联办学海煤矿存在大面积积水。西曲煤矿紧邻本井田未采。采古空区积水量见表。 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k(m2)积水量（万m3）联办学海煤矿（2005年关闭）4积水区1244.595.24. 最大导水裂隙带依据三下采煤规程，7、8、9、10号煤层垮落带65、计算如表： 各煤层垮落带高度表 煤层 顶板岩性岩性特征计算公式累计采厚(m)垮落带高度（m) 03中砂岩中硬0.803.512.22+3泥岩、砂质泥岩中硬2.808.712.24细砂岩、泥岩中硬1.365.362.27石灰岩坚硬0.774.372.58石灰岩、泥岩坚硬2.7912.762.59砂质泥岩、粉砂岩中硬1.766.452.210砂质泥岩泥岩中硬0.863.732.2备注：M累计采厚，公式应用范围：单层采厚1-3m，累计采厚不超过15m；计算公式中号项为中误差03号煤层最大垮落带高度为5.71m，03号煤层顶板为中砂岩，属中硬顶板，开采形成的最大导水裂隙带依据公式：，03号煤层最大厚度66、为1.19m，得出开采03号煤层时形成的最大导水裂隙带为31.82m，开采该煤层形成的导水裂隙带不会勾通地表，但会勾通上部下石盒子组砂岩裂隙含水层组。2+3号煤层与03号煤层平均间距为6.31m，2+3号煤层最大垮落带高度为10.91m，2+3号煤层垮落带高度大于2+3号煤层与03号煤层平均间距。2+3号煤层顶板属中硬顶板，开采形成的最大导水裂隙带依据公式：，2+3号煤层最大厚度为2.95m，得出开采2+3号煤层时形成的最大导水裂隙带为44.35m，大于两层煤的煤间距。开采该煤层勾通上部含水层以及03号煤层采（古）空区积水，因此开采2+3号煤层时，应对上层煤层采（古）空区积水，进行探放，以防水67、害事故发生。4号煤层与2+3号煤层平均间距为3.74m，4号煤层最大垮落带高度为7.56m，4号煤层垮落带高度大于4号煤层与2+3号煤层平均间距。4号煤层顶板属中硬顶板，开采形成的最大导水裂隙带依据公式：，4号煤层最大厚度为1.60m，得出开采4号煤层时形成的最大导水裂隙带为35.30m，大于两层煤的煤间距。开采该煤层勾通上部含水层以及03、2+3号煤层采（古）空区积水，因此开采4号煤层时，应对上层煤层采（古）空区积水，进行探放，以防水害事故发生。7号煤层与4号煤层平均间距为48.96m，7号煤层最大垮落带高度为6.87m，7号煤层垮落带高度小于7号煤层与4号煤层平均间距。7号煤层顶板属坚硬顶68、板，开采形成的最大导水裂隙带依据公式：，7号煤层最大厚度为0.95m，得出开采7号煤层时形成的最大导水裂隙带为39.24m，小于两层煤的煤间距。开采该煤层勾通上部含水层，产生水力联系。8号煤层与7号煤层平均间距为12.55m， 8号煤层跨落带最大高度为15.26m, 8号煤层跨落带高度大于8号煤层与7号煤层平均间距。8号煤层顶板属坚硬顶板，开采形成的最大导水裂隙带依据公式：，8号煤层最大厚度为3.40m，得出开采8号煤层时形成的最大导水裂隙带为65.32m，开采该煤层勾通上部含水层及上层煤层采空区积水，产生水力联系，因此开采8号煤层时，应对上层煤层采（古）空区积水，进行探放，以防水害事故发生。69、9号煤层与8号煤层平均间距为23.49m，9号煤层跨落带最大高度为8.65m,9号煤层跨落带高度小于9号煤层与8号煤层平均间距。9号煤层顶板属中硬顶板，开采形成的最大导水裂隙带依据公式：，9号煤层最大厚度为2.70m，得出开采9号煤层时形成的最大导水裂隙带为42.86m，开采该煤层勾通上部含水层及上层煤层采空区积水,产生水力联系，因此开采9号煤层时，应对上层煤层采（古）空区积水，进行探放，以防水害事故发生。10号煤层与9号煤层平均间距为3.12m，10号煤层跨落带最大高度为5.93m，10号煤层跨落带高度大于10号煤层与9号煤层平均间距。10号煤层顶板属中硬顶板，开采形成的最大导水裂隙带依据公70、式：，10号煤层最大厚度为1.20m，得出开采10号煤层时形成的最大导水裂隙带为31.9m，开采该煤层勾通上部含水层及上层煤层采空区积水,产生水力联系，因此开采9号煤层时，应对上层煤层采（古）空区积水，进行探放，以防水害事故发生。5. 奥灰水对煤层开采的影响井田内含水性好的是中奥陶统岩溶含水层，其水位标高约904907m。井田内红崖子断层南03、2+3、4、7号煤层不带压，8号、9号煤层带压范围仅限于西南部小范围；红岩子断层以北7、8、9、10全部带压，其余煤层大部分带压。根据突水系数计算公式：Ts=P/M P=（H0-H1+M）0.0098式中： Ts突水系数，MPa/m；P隔水层底板所能承71、受的最大静水压力，MPa；M底板隔水层厚度，m；H1煤层底板最低标高；H0奥灰岩溶水水位标高。奥灰岩溶水水位标高（H0）907m。各煤层突水系数见表。突水系数计算表 煤层奥灰水位标高煤层底板最低标高隔水层厚度最大静水压力突水系数03907880172.041.9505920.0113 2+3907870162.931.9593140.0120 4907870157.831.9093340.0121 7907820108.101.911980.0177 890781092.761.8596480.0200 990778067.511.9061980.0282 1090778063.531.86772、1940.0294 根据经验:有构造破坏的地区，安全突水系数为0.06（MPa/m）。无构造破坏的地区，安全突水系数为0.10（MPa/m），本井田为有构造破坏地区。各煤层突水系数均小于临界突水系数0.06MPa/m，故奥陶系灰岩岩溶水对井田内各煤层突水的可能性较小。但靠近红崖子大断层，奥灰水对煤层开采影响很大，存在突水可能，并且不排除该断层导水的可能性，因此在今后的生产中应引起高度重视，开采时一定在该断层两侧留设防水煤柱，先探后掘，超前探水，随时监测涌水量变化及水质变化，必要时分区设置防水闸门及注浆堵水。（五）矿井涌水量据矿方介绍，煤矿建矿初期涌水量较小，随着开采范围的扩大，产量的增加涌水量73、有所增大，主要为顶板裂隙渗水和采空区向外渗水。昌裕煤业有限公司原设计生产能力为21万t/a，该矿开采8号煤层正常涌水量为10 m3/h，即240 m3/d；最大涌水量为20 m3/h，即480 m3/d。现根据富水系数比拟法预算当矿井生产能力达到设计生产能力45万t/a时的矿井涌水量：计算公式为：Kp=Qo/Po Q=KpPKp含水系数（m3/t）Qo矿井涌水量 （m3/d）Po产量（万t/a）Q矿井预算涌水量P设计生产能力该矿开采8号煤层生产能力为21万t/a，正常涌水量240m3/d，最大涌水量480m3/d，因此，推测矿井整合后计划生产能力45万t/a，日均产量1500t，预计正常涌水量74、约514m3/d，最大涌水量1028m3/d。本次设计考虑采空区积水等因素，取矿井正常涌水量30m3/h，最大涌水60m3/h。（六）水文地质类型依据井田构造、井田内各可采煤层充水含水层富水性弱，补给条件、采古空区积水情况等。本矿水文地质条件为中等类型。五、其它开采技术条件（一）顶底板条件井田内各煤层顶板均平整，无裂隙，强度较大，易管理，底板岩石膨胀量不大，而且据本矿及邻近矿井开采经验，各煤层均无底鼓现象。03号煤层03号煤层顶板为中砂岩，底板为细砂岩、炭质泥岩。2+3号煤层2+3号煤层顶板为砂质泥岩、泥岩，底板为泥岩、粉砂岩，根据本井田2011年5月CY02钻孔芯中2+3号煤层顶底板岩样，送75、山西省煤炭工业局综合测试中心进行岩石力学物理试验，其结果：砂质泥岩顶板抗压强度60.463.2MPa，平均60.8MPa，软化系数0.88，抗拉强度3.03.7MPa，平均3.4MPa，属坚硬岩石。泥岩底板抗压强度32.435.2MPa，平均33.2MPa，抗拉强度1.21.5MPa，平均1.7MPa，软化系数0.79，属半坚硬岩石。4号煤层4号煤层煤层顶板岩性为细砂岩或泥岩，底板岩性为泥岩或砂质泥岩。根据本井田2011年5月CY02钻孔芯中4号煤层顶底板岩样，送山西省煤炭工业局综合测试中心进行岩石力学物理试验，其结果：泥岩顶板抗压强度32.435.2MPa，平均33.2MPa，抗拉强度1.276、1.5MPa，平均1.7MPa，软化系数0.79，属半坚硬岩石。砂质泥岩底板抗压强度69.672.8MPa，平均71.5MPa，抗拉强度3.94.2MPa，平均4.0MPa，软化系数0.85，属坚硬岩石。7号煤层7号煤层直接顶板为L4灰岩，厚度1.502.40m，平均1.93m，致密坚硬，不易垮落，底板为泥岩、砂质泥岩。根据本井田2011年5月CY02钻孔芯中7号煤层顶底板岩样，送山西省煤炭工业局综合测试中心进行岩石力学物理试验，其结果：石灰岩顶板抗压强度26.028.0MPa，平均26.8MPa，抗拉强度1.21.4MPa，平均1.3MPa，软化系数0.80，属软弱岩石。泥岩底板抗压强度2077、.023.6MPa，平均21.9MPa，抗拉强度0.81.0MPa，平均0.9MPa，软化系数0.46，属软弱岩石。8号煤层8号煤层直接顶板为石灰岩，有时变相为泥岩，厚度1.201.50m，平均1.35m，致密坚硬，不易垮落，底板为砂质泥岩、泥岩，不具膨胀性，顶、底板均易于管理。据本井田2011年5月CY02钻孔芯中8号煤层顶底板岩样，送山西省煤炭工业局综合测试中心进行岩石力学物理试验，其结果：泥岩顶板抗压强度20.024.8MPa，平均21.6MPa，抗拉强度0.60.7MPa，平均0.6MPa，软化系数0.41，属软弱岩石。砂质泥岩底板抗压强度60.867.2MPa，平均65.8MPa，抗78、拉强度3.43.6MPa，平均3.5MPa，软化系数0.85，属坚硬岩石。9号煤层9号煤层直接顶板为砂质泥岩、粉砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩。据本井田2011年5月CY02钻孔芯中9号煤层顶底板岩样，送山西省煤炭工业局综合测试中心进行岩石力学物理试验，其结果：砂质泥岩顶板抗压强度24.828.0MPa，平均26.9MPa，抗拉强度0.91.0MPa，平均0.9MPa，软化系数0.70，属软弱岩石。砂质泥岩底板抗压强度37.239.2MPa，平均38.8MPa，抗拉强度1.61.9MPa，平均1.8MPa，软化系数0.89，属半坚硬岩石。10号煤层10号煤层直接顶板为砂质泥岩、泥岩，底板为铝质泥岩79、砂质泥岩。根据本井田2011年5月钻孔芯中10号煤层顶底板岩样，送山西省煤炭工业局综合测试中心进行岩石力学物理试验，其结果：砂质泥岩顶板抗压强度37.239.2MPa，平均38.8MPa，抗拉强度1.61.9MPa，平均1.8MPa，软化系数0.89，属半坚硬岩石。砂质泥岩底板抗压强度79.289.6MPa，平均94.4MPa，抗拉强度5.15.3MPa，平均5.0MPa，软化系数0.85，属坚硬岩石。（二）瓦斯据山西省煤炭工业局晋煤安发【2006】12号文件关于太原市2005年254对煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复，原古交市梭峪技咨煤矿开采4号煤层瓦斯相对涌出量为1.32m3/t，瓦斯绝对80、涌出量为0.33m3/min，二氧化碳相对涌出量1.77 m3/t，二氧化碳绝对涌出量为0.44m3/min，属低瓦斯矿井。预测当生产能力达到450kt/a时，计算矿井绝对CH4涌出量为1.25m3/min，矿井绝对 CO2涌出量为1.68m3/min，矿井为低瓦斯矿井。根据河南理工大学2011年6月编制的山西远通煤业有限公司9号煤层瓦斯涌出量预测，预测当矿井生产能力达到450kt/a时，矿井最大绝对瓦斯涌出量为2.84 m3/min，最大相对瓦斯涌出量为3.0m3/t。其中，回采瓦斯涌出为1.42m3/min，约占全矿井瓦斯涌出的50.01%；掘进瓦斯涌出为0.4m3/min，约占全矿井瓦斯81、涌出的14.08%；采空区瓦斯涌出为1.02m3/min，约占全矿井瓦斯涌出的35.91%。矿井为低瓦斯矿井。（三）煤尘山西地宝能源有限公司在本次施工的CY02号钻孔中对2+3号煤层进行采样，并报送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸危险性测试，火焰长度300mm，最低岩粉用量75%，有爆炸性。山西地宝能源有限公司在本次施工的CY02号钻孔中对4号煤层进行采样，并报送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸危险性测试，火焰长度300mm，最低岩粉用量75%，有爆炸性。山西地宝能源有限公司在本次施工的CY02号钻孔中对7号煤层进行采样，并报送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸危险性测试82、，火焰长度140mm，最低岩粉用量70%，有爆炸性。山西地宝能源有限公司在本次施工的CY02号钻孔中对8号煤层进行采样，并报送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸危险性测试，火焰长度270mm，最低岩粉用量75%，有爆炸性。山西地宝能源有限公司在本次施工的CY02号钻孔中对9号煤层进行采样，并报送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸危险性测试，火焰长度260mm，最低岩粉用量75%，有爆炸性。（四）煤的自燃山西地宝能源有限公司在本次施工的CY02号钻孔中对2+3、4、7、8、9、10号煤层进行采样，并报送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤的自燃倾向性测试，其测试结果：2+3号煤层吸氧量83、0.59cm3/g，自燃倾向性等级II类，为自燃煤层；4号煤层吸氧量0.62cm3/g，自燃倾向性等级II类，为自燃煤层。7号煤层吸氧量0.58cm3/g，自燃倾向性等级II类，为自燃煤层；8号煤层吸氧量0.63cm3/g，自燃倾向性等级II类，为自燃煤层；9号煤层吸氧量0.64cm3/g，自燃倾向性等级II类，为自燃煤层；10号煤层吸氧量0.65cm3/g，自燃倾向性等级II类，为自燃煤层。（五）地温、地压未搜集到井田的地温测试资料，根据相邻炉峪口矿开采情况，井下未发现有地温异常情况，应属地温正常区。第二节 外部条件一、外运条件分析该井田位于古交市西北8km的梭峪村东北，行政区划隶属梭峪乡，84、其井田地理坐标为：东经11205071120609，北纬375641375731。太（原）宁（武）公路和太（原）岚（县）铁路均由井田西南通过，井田与镇城底站相距约4km，由井田到太原公路里程约60km，铁路里程约56km，交通方便。二、水源情况（一）生活水源本矿兼并重组后生活用水通过管道引自梭裕村深水井至本矿高山水池后，静压供给矿井重组后生活用水。该深水井深度达到奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层。（二）井下供水水源矿井正常涌水量30m3/h，最大涌水量60m3/h，涌水排至地面后，经净化处理，作为井下消防、洒水及井下用水设施用水水源。三、电源及通讯（一）电源在主副工业场地新建10kV变电所1座，一回185、0kV电源引自银宇矿区35kV变电站10kV母线段，导线型号为LGJ-150mm2，输电距离约5km；一回10kV电源引自腾飞35kV变电站10kV母线段，导线型号为LGJ-185mm2，输电距离约4.8km。两回电源线路一回工作，一回(带电)备用。当一回线路故障时，另一回仍能保证全矿井负荷用电。（二）通讯矿井设置一套KTJ4H矿用程控调度技术,行政调度合一，负责矿井工业场地各个生产、管理单位及井下各单位的行政调度通信，交换机容量为256门。四、征购地情况本次兼并重组主要考虑开采03、2+3、4、7、8、9号煤层，本次设计考虑利用井田南部原技咨煤矿的工业场地和井田东北部原亿达顺煤矿的主立井工业86、场地，通过现场调查，现有的工业场地规模较大，地面工业、生活建筑比较齐全且具有一定规模，可以满足矿井兼并重组后45万t/a生产能力的要求，本次设计不需新增土地。五、市场分析井田内03号煤层属中灰、特低硫、高热值肥煤；2+3号煤层属中灰、特低硫低硫分、高热值肥煤；4号煤层属低灰中灰、特低硫中高硫、高热值特高热值焦煤、肥煤；7号煤层属低灰高灰、特低硫高硫分、中热值特高热值焦煤、肥煤；8号煤层属特低灰中灰、低硫分高硫分、中热值特高热值焦煤；9号煤层属低灰高灰、低硫分中高硫、中热值高热值焦煤；10号煤层属低灰分、低硫分中高硫、特高热值焦煤。洗选后可作为炼焦用煤或炼焦配煤等。近年来全国范围煤炭及电力较为紧87、张，炼焦用煤和电力用煤供应也严重不足。该矿煤种主要为炼焦用煤或炼焦配煤，其产品可通过强大的运销网络销往全国各地，产品市场前景十分广阔。山西远通煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（修改版） 第三章 井田开拓第三章 井田开拓第一节 兼并重组前开拓开采现状山西远通煤业有限公司是由古交市梭峪技咨煤矿整合而成，为单保矿，矿区面积维持原面积不变。古交市梭峪技咨煤矿于2007年由原梭峪技咨煤矿、原亿达顺煤矿有限公司和新增区整合而成。2007年整合之后矿井设计生产能力21万t/a，采用斜井开拓方式，为低瓦斯矿井。矿井通风方式为中央分列式，风机工作方法为抽出式。资源整合后，太原市煤炭工业局以并煤规发20088、832号文关于古交市梭峪技咨煤矿资源整合初步设计的批复对资源整合后的初步设计进行了批复。此后，由于进行矿井兼并重组整合，该矿井一直没有进行基建工作。原梭峪技咨煤矿和原亿达顺煤矿有限公司生产建设情况见表3-1-1。表3-1-1 整合煤矿基本情况表 煤 矿梭峪技咨煤矿亿达顺煤矿有限公司采矿许可证编号14000005301151400000430777有效期截至2007.1截至2007.6批采煤层03号、2+3号03号、2+3号、4 号井田面积0.3998(km2)0.3203(km2)生产规模150kt/a30kt/a生产许可证编号X040109204Y2G1X040109181Y1G1有效期截至89、2007.1.30截至2005.12.30批采煤层2+3号2+3号生产能力90kt/a30kt/a采空面积030.0828km22+30.1818km20.0302km2主 井斜井 坐标：X=4202330.24Y=19595559.04H=1023.69方位 83倾角 19斜长82m立井 坐标：X=4203165.16Y=19596699.88H=1131.59付 井斜井 坐标：X=4202233.40Y=19595707.86H=1036.32方位 45倾角20 斜长102m斜井 坐标：X=4203175.70Y=19596623.19H=1113.60方位 186倾角21 斜长274m建90、井时间19931999投产时间19942000采煤方法走向壁式炮采仓房炮采运输方式刮板机矿车提升方式绞车箕斗通风方式中央并列式负压对角式 负压支护方式单体液压支柱+型梁木柱本次兼并重组整合设计两矿能利用的井巷断面特征表详见附表3-1-2。表3-1-2 兼并重组整合后设计利用的井巷断面特征表 序号井巷名称断面形状支护形式净宽(m)净断面(m2)掘进断面(m2)长度倾角备注1主斜井半圆拱钢混/锚喷3.07.49.8374.71836原主斜井2副斜井半圆拱钢混/锚喷2.96.28.3269.72836原回风斜井3回风立井圆形钢混/锚喷3.59.6213.212790原亿达顺煤矿主立井4井底煤仓圆形混91、凝土5.019.626.42290第二节 井田境界及资源/储量一、井田境界2011年1月28日山西省国土资源厅为该矿发放采矿许可证，证号为C1400002011011220108306，采矿证有效期自2011年1月28日至2013年1月28日，批准开采03、2+3、4、7、8、9号煤层，井田面积0.7264km2，开采方式为地下开采，批采标高1035.01-975.01m，矿井生产能力为45万t/a，新增24万t/a。井田呈一不规则多边形。井田范围由下列1-12个拐点坐标连线圈定：表 3-2-1 矿井整合后矿界坐标表序号矿区范围1954年北京坐标系矿区范围1980年西安坐标系备注XYXY14292、03345195961404203296.7619596069.9224203553195964204203504.7619596349.9234203158195967964203109.7619596725.9244203000195969034202951.7719596832.9254202327195960754202278.7619596004.9364202395195960254202346.7619595954.9374202345195959354202296.7619595864.9384202276195958704202227.7619595799.93942020093、0195958704201951.7619595799.93104202000195953954201951.7519595324.93114202450195955234202401.7619595452.92124202925195964454202876.7619596374.92开采标高由1035.01米至975.01米标高。二、资源/储量（一）资源/储量估算范围本井田可采煤层为03、2+3、4、7、8、9、10号煤层，其中03、2+3、4、7、8、9号煤层为批采煤层。本次对各可采煤层进行资源/储量估算，估算范围以井田边界、采空边界和煤层最低可采边界线划定，03号煤层估算面积167.294、8(k)m2，2+3号煤层估算面积154.68(k)m2，4号煤层估算面积153.08(k)m2，7号煤层估算面积674.13(k)m2，8号煤层估算面积493.98(k)m2，9号煤层估算面积696.61(k)m2，10号煤层估算面积696.77(k)m2。煤层最深处为井田东北部，标高约780m，煤层最高处为井田中部，标高约1050m。（二）工业指标确定根据太原市煤炭工业局并煤规发2011223号 文“关于山西远通煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复”，井田范围可采煤层煤类为肥煤和焦煤，均属炼焦用煤，井田内地层倾角一般10左右，根据国土资源部2002年颁发的煤、泥炭地质勘查规范中有关规95、定，资源/储量估算的各项工业指标如下：最低可采厚度0.7m；煤层灰分不大于40%；最高可采硫分(Std)3%；（三）资源/储量分类本井田范围地质构造中等，参与资源/储量估算的03号煤层为不稳定局部可采煤层，2+3、4、7、8、9、10号煤层为全区稳定可采煤层。根据中国国土资源部2002年颁发的煤、泥炭地质勘查规范，并结合煤矿生产实际情况，确定各类资源/储量圈定的工程网度如下：稳定煤层以250500m工程间距外推实际工程间距1/2范围圈定探明的经济基础储量(111b)，以5001000m工程间距外推实际工程间距1/2范围圈定控制的经济基础储量(122b)。不稳定煤层以250工程间距范围圈定控制的96、经济基础储量(122b)。在圈定的(111b)、(122b)范围内，跨越断层、陷落柱、最低可采边界留30m为推断的内蕴经济资源量（333）。（四）资源/储量估算方法与参数的确定：井田内地层平缓，煤层倾角一般10左右，因此，采用煤层伪厚度和水平投影面积，用地质块段法进行估算。估算公式如下：资源/储量估算公式为：Q=SMD/10其中 Q资源/储量 (万t)S块段水平投影面积 (K(m2)M煤层伪厚度 (m)D煤层视密度 (t/m3)块段水平投影面积利用MAPGIS软件在计算机上直接测算。煤层平均伪厚度为钻孔煤厚和井下实测煤厚资料，按有关规定，剔除0.05m以上夹石后煤层伪厚度的算术平均值。煤层容重97、：本次利用2011年5月由山西地宝能源有限公司在本井田勘探时，钻孔煤芯煤样视密度测试的平均值：2+3号煤层为1.44t/m3，4号煤层1.42 t/m3，7号煤层1.50 t/m3，8号煤层1.36 t/m3，9号煤层1.35 t/m3，10号煤层1.45 t/m3。03号煤层本次未做视密度测试，采用西曲勘探区资料采用1.35 t/m3。（五）资源/储量估算结果根据太原市煤炭工业局并煤规发2011223号 文“关于山西远通煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复”，共获得保有资源/储量（111b+122b+333）502万t，其中：探明的经济基础储量（111b）303万t，占总资源/储量6098、.36%；控制的经济基础储量（122b）71万t，（111b+122b）占总资源/储量74.50%；推断的资源量（333）128万t，达到了勘探程度。10号煤层为未批采煤层，共获得保有储量84万t。汇总表见表3-2-1。表3-2-1 井田地质资源/储量计算汇总表 煤层号煤种资 源 / 储 量 (万t) 111b/总量(%) 111b+122b 111b122b333其中蹬空区现保有总量(%)111b122b33303FM17170.000.002+3FM5556091.6791.674FM、JM2522792.5992.597FM、JM5551823117870.5176.928JM6651599、417138.6068.429JM102 15 32 14968.4678.52合计303 71 128 23 1 1 502 60.3674.50未批采煤层资源/储量估算结果表 煤层号煤种资 源 / 储 量 (万t) 111b/总量(%) 111b+122b 111b122b333现保有总量(%)10JM47378455.9555.95矿井工业储量是扣除333的折减量后剩余的资源储量。井田地质构造属中等类型。井田内333资源储量可信度系数取k=0.9。10号煤层未批采，暂不列入工业储量。矿井工业储量为476.4万t，汇总表见表3-2-2。表3-2-2 井田工业资源/储量计算汇总表 煤层号煤种100、资 源 / 储 量 (万t)工业储量111b122b333其中蹬空区现保有111b+122b+3330.9111b122b33303FM171715.32+3FM5556059.54FM、JM2522726.87FM、JM5551823117876.28JM665154171165.69JM102 15 32 149145.8合计303 71 128 23 1 1 502 489.2矿井设计储量是扣除矿井井田境界煤柱，断层煤柱，建（构）筑物煤柱和333的折减量后剩余的资源储量。根据地质报告资源储量估算图资料，井田内7号煤层除蹬空部分外其它位置煤层厚度低于0.7 m，本次设计暂不计入设计储量。矿101、井设计储量306.7万t，汇总表见表3-2-3。表3-2-3 矿井设计储量计算表 单位：(万t) 煤层编号工业资源/储量111b+122b+3330.9永久煤柱损失设计储量井田境界河流村庄断层小计0315.32.31.13.411.92+359.58.54.51346.5426.84.11.85.920.98165.625.32146.3119.39145.824.71337.7108.1合计41364.941.4106.3306.7矿井设计可采储量是矿井设计储量扣去工业场地、大巷煤柱和开采损失后剩余的资源储量。03为薄煤层，采区回采率取85%。2+3、4、8、9号为中厚煤层，采区回采率取80102、%。矿井设计可采储量185.32万t，汇总表见表3-2-4。表3-2-4 矿井设计可采储量计算表 单位：万t 煤层编号设计储量开采煤柱损失开采损失设计可采储量工业场地采空区大巷小计0311.93.13.11.327.482+346.512126.927.6420.9553.1812.728119.310213117.6670.649108.16.51824.516.7266.88合计306.716.559.175.645.78185.32三、安全煤柱及各种煤柱的留设与计算（一）巷道煤柱式中：S1巷道保护煤柱的水平宽度，m；H巷道的最大垂深，m；M煤层厚度，m；f煤的强度系数。红崖子断层附近防水103、煤柱按下式计算，断层落差120 mL 式中：L煤柱留设的宽度，m；K安全系数（一般取25）；M煤层厚度或采高，m，取断层附近9号煤层厚1.6m；P水头压力，Mpa，取断层附近最大值0.98Kp煤的抗拉强度，取0.2 Mpa。L 0.551.615.3m断层防水煤柱取80m。（二）井田边界煤柱留20m。（三）水平大巷之间煤柱留25m，两侧煤柱留25m煤柱。（四）采空区边界煤柱留30m。断层煤柱留设80 m。（五）工业场地按二级保护,井筒按一级保护，再根据表土层和基岩厚度(表土移动角45，基岩移动角72)计算保安煤柱。工业场地保护煤柱留设100 m, ,井筒保护煤柱留设30100 m。（六）当矿井104、报废时，预计护巷煤柱损失可回收50%左右。第三节 矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度根据中华人民共和国建设部和中华人民共和国国家质量监督检验检疫总局2005年制定的煤炭工业矿井设计规范，确定矿井的工作制度为：年工作日为330d，每天四班作业，三班生产，一班检修，日净提升时间16h。二、矿井设计生产能力的确定根据山西省煤炭企业兼并重组整合工作领导组办公室晋煤重组办发201043号文件关于山西华润煤业有限公司新桃园煤矿等10处煤矿企业兼并重组整合方案（调整）的批复，批准矿井设计生产能力为45万t/a。三、矿井服务年限矿井服务年限按下式计算:式中: T服务年限,a； Zk设计可采储量,185105、.32万t； A矿井设计生产能力,45万t/a； K储量备用系数,取1.3。经计算,矿井服务年限3.2a。第四节 井田开拓一、井田内地质构造、老窑范围、火区、煤层及水文条件、采空区等对井田开拓开采的影响（一）井田内2+3、4、7、8、9、10号煤层为全区可采煤层，03号煤层为局部可采煤层。矿井批采煤层为03、2+3、4、7、8、9号煤层。1）03号煤层位于山西组中上部，上距上石盒子组K4砂岩10m左右，煤厚0.001.19m，平均0.80m，井田西南部变薄不可采，煤层结构简单，不含夹矸，为不稳定局部可采薄煤层，顶板岩性为中砂岩，底板岩性为细砂岩或炭质泥岩。2）2+3号煤层位于山西组中下部，上距106、03号煤层4.409.40m，平均6.31m，煤层厚度2.732.95m，平均2.80m，稳定，全井田可采，结构简单，含01层夹矸。顶板岩性为泥岩或砂质泥岩，底板岩性为粉砂岩或泥岩。3）4号煤层位于山西组下部，上距2+3号煤层1.616.32m，平均3.74m。井田内稳定可采，煤层厚度0.801.60m，平均1.36m，结构简单，不含夹矸。煤层顶板岩性为细砂岩或泥岩。底板岩性为泥岩或砂质泥岩。4）7号煤层位于太原组中上部，上距4号煤层32.9455.20m，平均48.96m，煤层厚度0.600.95m，平均0.77m，煤层结构简单，不含夹矸，为稳定的，全区可采薄煤层，顶板岩性为石灰岩，底板岩性107、为泥岩或砂质泥岩。5）8号煤层位于太原组中部，上距7号煤层11.0914.30m，平均12.55m。煤厚1.663.40m，平均2.79m。结构简单，含02层夹矸。为井田主要稳定可采煤层之一。顶板为L1石灰岩。底板为泥岩或砂质泥岩。6）9号煤层位于8号煤下18.4729.03m，平均23.49m。其间距变化受屯兰砂体发育与否所控制。煤厚1.532.70m，平均1.76m。厚度稳定，全井田可采，结构简单，含04层夹矸。顶板为粉砂岩或铝质泥岩；底板为砂质泥岩或泥岩。7）10号煤层位于9号煤下2.044.87m，平均3.12m。煤厚0.601.20m，平均0.86m。为稳定的全区可采煤层，结构简单，108、不含夹矸。顶板为砂质泥岩岩或泥岩；底板为铝质泥岩或砂质泥岩。（二） 井田内地质构造本井田构造总体形态为向斜、背斜相间的褶曲构造，井田地层倾角719，一般10左右。井田内共发现4条断层，发现陷落柱1个，井田内未发现岩浆岩侵入及破坏现象。井田地质构造属中等类型。（三） 井田水文地质条件该矿水文地质条件为中等类型。井田开拓主要受采空区和红崖子正断层影响较大，其它对开采基本影响不大。（四）可采储量分布情况根据地质报告及采掘工程平面图和储量图显示，井田内03、2+3、4煤层在红崖子断层东南部可采区域内已全部采空；7号煤层红崖子断层西北部煤层厚度低于0.7 m，不可采，红崖子断层东南部可采区域内为蹬空区，109、不可采；8号煤层红崖子断层东南部已大部采空，只在工业场地附近有部分资源储量；9号煤层全区可采。矿井批采资源储量主要在9号煤层和红崖子断层西北部位置。（五）其它开采条件矿井为低瓦斯，2+3、4、7、8、9号煤层煤尘有爆炸危险性，自燃倾向性等级II类，为自燃煤层。二、井田开拓方案（一）工业场地位置的选择根据山西地宝能源有限公司2011年5月编制的山西远通煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告及批复文件，在井田内原技咨煤矿工业场地内有一对斜井已分别掘至8、9号煤层，可利用其作为兼并重组后的主斜井和副斜井，利用原亿达顺煤矿工业场地内原主立井延深后作为兼并重组后的回风立井。矿井现有工业场地地面工业、生活建110、筑比较齐全且具有一定规模，可以满足矿井兼并重组整合后45万t/a生产能力的要求。（二）井田开拓方案矿井设计开拓方案主要考虑以下原则：1.有完善的采、掘、运输、提升、通风、排水等生产环节。2.生产系统尽可能简单、实用，生产工艺先进、合理。3.井下巷道沿煤层布置，掘进速度快，费用低，并能进一步探明煤层的赋存情况。4.近期与长远相结合，既要考虑眼前利益，又要兼顾长远规划。（三）井田开拓方案按照矿井兼并重组整合后45万/a生产能力的要求，参考原矿井资源整合时的相关文件资料，根据山西地宝能源有限公司2011年编制的地质报告及矿井开拓开采现状，设计利用三个井筒开拓全井田。1.主斜井：利用原技咨煤矿工业场地111、内已至9号煤层的主斜井，井筒净宽3.0m，净断面7.4m2，至9号煤层底板即煤仓下口装载点斜长374.7m，倾角1836，落底标高+917 m，装备800带式输送机,设人行台阶和扶手,担负全矿井的煤炭提升任务，兼作矿井的进风井和安全出口。2.副斜井：利用原技咨煤矿工业场地内已至8号煤层的的回风斜井，井筒净宽2.9m，净断面6.2m2，至8号煤层井底车场斜长269.7m，落底标高+923 m，倾角2836，装备单钩串车,设人行台阶和扶手,担负全矿井的辅助提升任务，兼作矿井的进风井和安全出口。3.回风立井：利用原亿达顺煤矿主立井延深，井筒直径3.5m，净断面9.62m2，现至2+3号层127 m，112、延深32 m至8号煤层底板，垂深159m，落底标高+972 m，装备全封闭式梯子间，为矿井的专用回风井和安全出口。4.轨道暗斜井：井筒净宽3.0m，净断面8.0m2，至9号煤层井底车场斜长55.5m，落底标高+918 m，倾角25，装备单钩串车,设人行台阶和扶手,担负全矿井的辅助提升任务，兼作矿井的进风井和安全出口。上述3个井筒为本矿井的全部井筒工程，井田内的其它井筒一律按照“六条标准”实施关闭。根据井田采掘现状、煤层赋存特征及压茬关系，将井田共划分为2个主水平和2个辅助水平，其中：在红崖子断层以东部分区域，主水平布置在9号煤层中，水平标高+918 m，开采8、9号煤层；红崖子断层西北部在2+113、3号煤层设1个辅助水平，水平标高+874 m，开采03、2+3、4号煤层；在8号煤层设1个辅助水平，水平标高+815 m，开采8号煤层，在9号煤层设一个主水平，水平标高+795 m，开采9号煤层。副斜井在8号煤层中已布置有平车场，沿8号层中的轨道大巷东北方向56.8m处设一轨道暗斜井以倾角25进入9号煤层并设井底平车场，在井底车场附近设主变电所、主水仓及水泵房等主要硐室。主斜井见9号煤层后已设有上抬式井底煤仓，煤仓上口在8号煤层中，沿煤仓上口西北-东南方向以15倾角布置集中胶带巷。沿井田东北边界在9号煤层中沿顶板平行布置胶带大巷和轨道大巷，在8号煤层中沿顶板与9号层中的胶带大巷重叠布置回风大巷114、。在9号煤层中井底车场附近西北-东南方向平行布置采区胶带巷、采区轨道巷和采区回风巷三条采区巷道。沿井田西南部边界平行布置采区回风巷和机轨合一的采区运输巷。回风立井见8号煤层后与沿井田东北边界在8号煤层中布置的回风大巷贯通。相关巷道分别相连，形成9号煤层红崖子断层东南部的开拓系统。井田西南部和东北部工业场地附近的8号煤层局部储量利用布置在9号煤层中的采区巷道通过向上掘出的8号煤层工作面顺槽进行开采。红崖子正断层（H=120m）以北可采煤层03、2+3、4、8、9均未被破坏，后期开采时沿9号煤层东北部的3条大巷通过西北方向下行的斜巷穿过红崖子正断层进入煤层中。其中03、2+3、4号煤层采用联合布置115、方式，在2+3号煤层中布置三条采区巷道；在8、9号层分别设置三条采区巷道。红崖子正断层以北可采煤层划分为401采区、802采区、903采区。红崖子断层东南部划分为801、803、901、902和904采区。10号煤层为井田内未批采煤层，9、10号煤层间距2.044.87m，平均3.12m。本次设计规划10号煤层利用布置在9号煤层中的开拓巷道，10号煤层顺槽倾斜上抬至9号煤层开拓巷道连接方式进行开采。开拓方案详见插图3-4-1、3-4-2、3-4-3、3-4-4、3-4-5、3-4-6、3-4-7。三、井口数目和位置的选择本次设计根据矿井开拓开采现状，兼并重组后设计利用三个井筒开拓全井田。主斜井116、和副斜井在原技咨煤矿工业场地，回风立井在原亿达顺煤矿工业场地内。四、水平划分及阶段垂高的确定根据井田采掘现状、煤层赋存特征及压茬关系，将井田共划分为2个主水平和2个辅助水平，其中：在红崖子断层以东部分区域，主水平布置在9号煤层中，水平标高+918 m，开采8、9号煤层；红崖子断层西北部在2+3号煤层设1个辅助水平，水平标高+874 m，开采03、2+3、4号煤层；在8号煤层设1个辅助水平，水平标高+815 m，开采8号煤层，在9号煤层设一个主水平，水平标高+795 m，开采9号煤层。五、主要运输大巷及总回风道的布置方式和位置选择胶带大巷和轨道大巷均沿9号煤层顶板布置；回风大巷沿8号煤层顶板布置117、；采区胶带巷、采区轨道巷、采区回风巷根据水平设置分别沿煤层顶板布置。六、矿井各水平、煤层、上下山和采区的开采顺序，第一水平采区划分和配采关系根据井田开拓布置，按照煤炭工业矿井设计规范要求，并结合井下煤层采掘现状、工作面技术装备和管理水平，首采面布置在9号煤层901采区位置。井田共划分2个主水平和2个辅助水平，共8个采区，其中：9号煤层划分4个采区，8号煤层划分3个采区， 03、2+3、4号在红崖子断层西北联合布置划分为1个采区。煤层开采顺序为下行开采。采区接替顺序：901采区801采区902采区401采区802采区903采区803采区904采区。采区名称开采煤层可采储量(万t)服务年限(a)接118、替采区9019300.58018018200.35902902980.1540140103、2+3、447.80.81802802829.640.51903903918.880.348038038210.379049049100.17合计185.323.2表3-4-1 采区接替表第五节 井 筒一、井筒用途、布置及装备据开拓布置，达产时布置有3个井筒，即主斜井、副斜井和回风立井。（一）主斜井：利用原技咨煤矿工业场地内已至9号煤层的主斜井，井筒净宽3.0m，净断面7.4m2，至9号煤层底板即煤仓下口装载点斜长374.7m，落底标高+917 m，倾角1836，装备800带式输送机,设人行台阶和扶手,119、担负全矿井的煤炭提升任务，兼作矿井的进风井和安全出口。（二）副斜井：利用原技咨煤矿工业场地内已至8号煤层的的回风斜井，井筒净宽2.9m，净断面6.2m2，至8号煤层井底车场斜长269.7m，落底标高+923 m，倾角2836，装备单钩串车,设人行台阶和扶手,担负全矿井的辅助提升任务，兼作矿井的进风井和安全出口。（三）回风立井：利用原亿达顺煤矿主立井延深，井筒直径3.5m，净断面9.62m2，现至2+3号层127 m，延深32 m至8号煤层底板，垂深159m，落底标高+972 m，装备全封闭式梯子间，为矿井的专用回风井和安全出口。（四）轨道暗斜井：井筒净宽3.0m，净断面8.0m2，至9号煤层井120、底车场斜长55.5m，落底标高+918 m，倾角25，装备单钩串车,设人行台阶和扶手,担负全矿井的辅助提升任务，兼作矿井的进风井和安全出口。上述3个井筒为本矿井的全部井筒工程，井田内的其它井筒一律按照“六条标准”实施关闭。井筒断面见图3-5-1、3-5-2、3-5-3、3-5-4、3-5-5、3-5-6、3-5-7。井筒特征见表3-5-1。二、井筒井壁结构主斜井为利用已有井筒，表土段采用钢筋混凝土支护，厚度为400mm，基岩段采用锚喷支护，支护厚度为100mm。副斜井为利用已有井筒，表土段采用钢筋混凝土支护，厚度为400mm，基岩段采用锚喷支护，支护厚度为100mm。回风立井为利用已有井筒延深121、，表土段采用钢筋混凝土支护，厚度为500mm，基岩段采用混凝土砌碹支护，支护厚度为300 mm。表3-5-1 井筒特征表 序号井筒特征井 筒 名 称主斜井副斜井回风立井轨道暗斜井1井口坐标(m)北京54坐标系经距(Y)19595711.73319595640.41819596699.88319595914纬距(X)4202238.5124202319.1074203165.1554202373井口坐标(m)西安80坐标系经距(Y)19595642195955711959663019595844纬距(X)42021904202271420311742023252井口标高 (m)+1036.763122、+1049.616+1131.592+924.633提升方位角(度)2222672534井筒倾角(度)1836283690255落底水平标高(m)8号煤层+923+9729号煤层+917+9186井筒垂深或斜长(m)8号煤层269.71599号煤层374.755.57井筒净径或净宽(m)3.02.93.53.08井筒支护支护形式表土段钢筋混凝土钢筋混凝土钢筋混凝土基 岩锚喷锚喷混凝土锚喷支护厚度(m2)表土段400400500基 岩1001003001009断面积(m2)断面形状半圆拱半圆拱圆形半圆拱净7.46.29.628掘进表土段10.69.115.9基 岩8.26.913.2910井筒装123、备胶带单钩串车全封闭梯子间单钩串车11备 注已有已有已有延深新掘第六节 井底车场及硐室一、井底车场形式的选定副斜井为兼并重组后的辅助提升井，在8号层已设有平车场，可以满足兼并重组整合后使用要求。本次设计在9号层布置井底车场形式为平车场，采用高低道线路存车，存车线长度为20 m，车场总长度36 m，采用调度绞车牵引的调车方式。车场为辅助提升服务，运输量相对较小，车场形式简单，调车方便，工程量省。井底车场见图3-6-1。二、井底车场硐室名称及位置9号层井底车场设有主变电所、主水泵房、井底水仓、急救等候室、井下消防材料库、管子道、紧急避险硐室等。9号层井底水仓有主、副水仓，长度分别为70m、50 m124、，有效容量分别为350m3、250m3，采用调度绞车牵引1t矿车人工清理。矿井正常涌水量为30 m3/h，8小时涌水量为240 m3，符合煤矿安全规程第二百八十条的要求。主斜井井底已有井底圆形直立煤仓，垂高22m，净径5.0m，有效容量大于350t（规范要求不小于341t）。三、井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料井底车场巷道采用半圆拱断面，荒料石砌碹支护，支护厚度500mm；主水泵房及变电所采用半圆拱断面，混凝土砌碹支护，支护厚度300mm；井底水仓及管子道采用半圆拱断面，混凝土砌碹支护，支护厚度300mm。井底煤仓混凝土砌碹支护，支护厚度400mm。井底车场及硐室工程量表，见表3-6125、-1。表3-6-1 井底车场巷道及硐室工程量总表序号工程名称煤岩硬度断面(m2)长度(m)设计掘进体积(m3)支护厚度(mm)水沟长度(m)铺轨长度(m)支护材料净设掘拱壁1井底车场巷道311.2514.281021456500500102102料石2主变电所315.620.120402300300混凝土3主水泵房315.620.129.6595300300混凝土4水泵房、变电所通道36.08.420168300300混凝土5消防材料库317.820.63061810010022.6锚喷6管子道4-68.311.732.638130030032.6混凝土7井底水仓4-65.48.3120996126、300300120混凝土8井下清理撒煤斜巷310.811.47484410010074锚喷9井底煤仓4-619.626.422907400混凝土10急救、等候室38.511.815177300300混凝土11永久避难硐室33.013.550675500500混凝土合计465102山西远通煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（修改版） 第四章 大巷运输及设备第四章 大巷运输及设备第一节 运输方式的选择为提高矿井机械化程度、适应产量的要求，井下主运输采用胶带输送机运输。井下辅助运输采用JD-25型调度绞车牵引矿车运输。第二节 矿 车一、矿车选型根据开拓及井下开采布置，运煤系统实现胶带化，矿车仅127、限于辅助运输，矸石和掘进煤运输采用0.75t翻斗式矿车，运送设备及材料采用1t平板车、3t平板车和1t材料车。达产时需各类矿车45辆，其中0.75t翻斗式矿车30辆，1t平板车5辆，1t材料车5辆，3t平板车5辆。井下铺设轨径600mm,22kg/m钢轨。矿车规格特征见表4-2-1。表4-2-1 达产时各类矿车规格特征表序号名 称型 号容 积(m3)名义载重(t)最大载重(t)轨距(mm)轴距(mm)自重(kg)外形尺寸(mm)(长宽高)10.75t 翻斗式矿车MF0.75-60.750.751.106005503741700900105021t平板车MP1-6A1.02.0600550465128、200088041031t材料车MC1-6B1.02.06005505152000880115043t平板车MP3.0-63.05.56001100530240010504155斜井人车XRB8-6/316人/列60010002600302010451487矿井达到设计生产能力时各类矿车数量见表4-2-2。表4-2-2 矿车数量表 矿车名称矿车型号矿车数量(辆)备注生产备用合计0.75t 翻斗式矿车MF0.75-626430已有15辆矿用平板车MP1-6A55已有矿用材料车MC1-6B55已有矿用平板车MP3.0-655新增斜井人车XRB8-6/31列1列一头一挂，新增合计45/1列第三节 运129、输设备选型井下主运输采用胶带输送机运输。第1部：集中胶带巷带式输送机(一)原始参数及物料特性输送机为原煤运输带式输送机，输送机机长L=166m，提升高度H=23.6m，倾角=0-15；输送能力Q=241t/h，原煤松散密度=1000kg/m3，粒度a=300mm，每米胶带机上物料重量qG=33.5kg/m。采用下带绞车张紧。系统布置见插图4-3-1。(二)初步设定参数输送机带宽B=800mm，速度V=2.0m/s，承载分支托辊间距a0=1.2m，回程分支托辊间距 aU=3.0m，每米上托辊转动部分重量qRO=8.83kg/m，每米下托辊转动部分重量 qRU=2.93kg/m；运动阻力系数:f=130、0.03；胶面滚筒磨擦系数=0.25。托辊槽角=35，上托辊直径=108mm，L=315mm，轴承为6205/C4。下托辊直径=108mm，L=950mm，轴承为6205/C4。导料槽长度4500mm，输送带为PVG680/1型整芯阻燃输送带，强度680S，每米胶带自重: qB=13.3kg/m。(三)输送机输送能力计算Q=3.60.06512.00.81000=375t/h241t/h 满足(四)输送带宽度确定B2+200=800mm800mm （最大粒度=300mm）满足(五)圆周力及传动功率计算1.主要阻力FHFH=fLgqRO+qRU+(2qB+qG)Cos式中：f=0.03 g=9.131、81mm/s2 L=166m =15qRO=8.83kq/m qRU=2.93kg/m qG=33.5kg/m qB=13.3kg/m代入式中得FH =1586.13+1869.66=3455.79(N)2.主要特种阻力FS1FS1=F+FglF=0Fgl(物料与导料槽板间摩擦力)=2I2VgL/v2b12 =141.3(N)式中：2=0.7 IV=0.067 b1=0.495 L=4.5FS1=F+Fgl=0.0+141.3=141.3 (N)3.附加特种阻力FS2FS2= Fa+n3 FrFa犁式卸料器附加阻力，本设备没有犁式卸料器，故Fa=0n3 Fr(清扫器阻力)=n3AP3式中：n3132、=1 3=0.7 A弹=0.008 A空=0.012 P=10104代入式中得FS2=1400（N）4.倾斜阻力FstFst= qGgH=33.59.8123.6=7755.79(N)5.圆周力FuFu=CFH+FS1+FS2-FSt =1.583455.79+141.3+1400+7755.79 =14757.24(N)6.传动功率计算PAPA=( FuV)/1000 =29.5(kw)采用单电机驱动，K=1.326PM=1.326 PA=39.2(kw)故选用JDSB-55型电动机1台，4级，N=55kW。(六)张力计算1.按不打滑条件F2（S1）minFUmax/（e-1）=KAFU/（133、e-1）式中：=0.25 =225 e=2.67 F2（S1）min13255.00(N)2.按垂度条件承载分支 Fmina0(qB+qG)g/8(h/a)adm=6886.62(N)回程分支 Fmin（aUqBg）/8(h/a)adm=4892.74(N)3.各特性点张力根据不打滑条件，传动滚筒奔离点的张力为13255.0N，令S1=13255.0（N），则各点张力如下表：序号计 算 公 式不打滑条件双传动1S2=S113255.002S3=1.02S213520.103S4= S3+ fLig(qRU+qB)+1.5Fr-qBHg13333.804S6=S5=1.02S613600.485134、S7=1.04S614144.506S8= S7+ fLgqRO+(qB+qG)COS+ FS1+FSt+qBHg27838.534.确定传动滚筒合张力传动滚筒合张力F= S8+ S1=41093.53(N)5.确定各滚筒的合张力 （略）6.确定传动滚筒FUmax=22.14N初选滚筒直径为630mm，则传动滚筒最大扭矩为Mmax= FU1D/2=7.0kNm。选用传动滚筒8063.2，其许用扭矩12kNm，许用合张力80kN。满足规范要求。(七)拉紧装置计算F0=S1+S2=26510(N)拉紧采用下带绞车，绞车选用YZL400型液压自控拉紧装置，对小车的最大拉力为50kN，电动机率N=5.135、5kW。(八)输送带选择Fmax=FU+S1=28012.24(N)计算的胶带最大张力为27838.53(N)选用整芯阻燃输送带、尼龙、聚酯帆布芯带安全系数为1012。n1=（680800）/28012.24=19.4，满足要求。(九)逆止器计算FL=FST-0.8fgL(qRO+qRU+2qB)+HqG/sin =7755.79-887.36=6868.43(N)作用于传动滚筒上的逆止力矩M/L=FLD/2000=2.2kNm，选用NYD85型逆止器，其额定逆止力矩为6kNm，满足要求。(十)计算选型结果如下1)输送机：DTL80/25/155型带式输送机，B=800mm，V=2.0m/s，136、L=166m，=0-15，Q=241t/h。中部630mm胶面滚筒驱动，下带绞车拉紧；2)输送带：采用PVG整芯阻燃橡胶带，B=800mm，强度680S；3)减速器：DCY315-25，1台；4)偶合器：YOX450，1个；5)逆止器：NYD85，1个；6)电动机：JDSB-55，4级，1475rpm，N=55kW ,1台。胶带机设有跑偏、打滑、断带、沿线急停等各种保护装置，依据故障性质和程度，分别动作于事故报警或紧急停机。第2部：胶带大巷带式输送机(一)原始参数及物料特性输送机为原煤运输带式输送机，输送机机长L=100m，提升高度H=-10m，倾角=5.74；输送能力Q=241t/h，原煤松137、散密度=1000kg/m3，粒度a=300mm，每米胶带机上物料重量qG=33.5kg/m。采用下带绞车张紧。系统布置见插图4-3-2。(二)初步设定参数输送机带宽B=800mm，速度V=2.0m/s，承载分支托辊间距a0=1.2m，回程分支托辊间距 aU=3.0m，每米上托辊转动部分重量qRO=8.83kg/m，每米下托辊转动部分重量 qRU=2.93kg/m；运动阻力系数:f=0.03；胶面滚筒磨擦系数=0.25。托辊槽角=35，上托辊直径=108mm，L=315mm，轴承为6205/C4。下托辊直径=108mm，L=950mm，轴承为6205/C4。导料槽长度4500mm，输送带为PVG138、680/1型整芯阻燃输送带，强度680S，每米胶带自重: qB=13.3kg/m。(三)输送机输送能力计算Q=3.60.06512.00.81000=375t/h241t/h 满足(四)输送带宽度确定B2+200=800mm800mm （最大粒度=300mm）满足(五)圆周力及传动功率计算1.主要阻力FHFH=fLgqRO+qRU+(2qB+qG)Cos式中：f=0.012 g=9.81mm/s2 L=100m =5.74qRO=8.83kq/m qRU=2.93kg/m qG=33.5kg/m qB=13.3kg/m代入式中得FH =842.39(N)2.主要特种阻力FS1FS1=F+Fgl139、F=0Fgl(物料与导料槽板间摩擦力)=2I2VgL/v2b12 =141.3(N)式中：2=0.7 IV=0.067 b1=0.495 L=4.5FS1=F+Fgl=0.0+141.3=141.3 (N)3.附加特种阻力FS2FS2= Fa+n3 FrFa犁式卸料器附加阻力，本设备没有犁式卸料器，故Fa=0n3 Fr(清扫器阻力)=n3AP3式中：n3=1 3=0.7 A弹=0.008 A空=0.012 P=10104代入式中得FS2=1400（N）4.倾斜阻力FstFst= qGgH=33.59.81(-10)=-3286.35(N)5.圆周力FuFu=CFH+FS1+FS2-FSt =1140、.78842.39+141.3+1400-3286.35 =454.4(N)空载时圆周力FU空FU空=2345.1(N)6.传动轴功率计算PAPA=( FuV)/1000 =0.9(kW)空载时轴功率PA 空PA空=4.7(kW)采用单电机驱动，K=1.326PM=1.326 PA=6.3(kw)故选用JDSB-17型电动机1台，4级，N=17kW。(六)张力计算1.按输送带不打滑条件F2minFUmax/(e-1)=KAFU/(e-1)式中：KA=1.3 =0.25 =225 e=2.67 F2min1825.53(N)2.按输送带垂度条件承载分支 Fmina0(qB+qG)g/8(h/a)141、adm=6886.62(N)回程分支 Fmin(aUqBg)/8(h/a)adm=4892.74(N)垂度条件应满足F3min= F4min6886.62(N)回程段阻力计算：FH2= fLig(qRU+qB COS) =190.28(N)FSt2=qBgH=1304.73(N)由F3min=6886.62得F2=6886.62+190.28+1304.73=8381.63(N)1825.53(N)故按垂度条件取F2=8381.63(N)F1= F2+|Fu|=8381.63+2345.1=10726.73(N)F3= F2- FH2- FSt2=6886.62(N)3.确定传动滚筒合张力F=142、 F1+ F2=19108.36(N)4.确定各滚筒的合张力 (略)5.传动滚筒验算FUmax=3.52kN初选滚筒直径为500mm，则传动滚筒最大扭矩为Mmax= FUD/2=0.88kNm。验算传动滚筒8050，许用扭矩4.1kNm，许用合力40kN，其强度满足使用要求。(七)输送带验算根据表3-25取m0=3.5，CW=1.5，对接头效率0=0.85许用安全系统m=（ m0 Ka CW）/0 =8.03所选胶带安全系数m=（B St）/ F1max=50.7m，强度满足要求。(八)制动器验算FBmax1.5(FSmax- FHmax)FSmax= qGgH=33.59.8110=3286143、.35(N)FHmax= fLgqRO+qRU+(2qB+qG)Cos=842.39(N)FBmax1.5(FSmax- FHmax)=3665.94(N)MZ=(FBmax r)/i=45.82Nm选用YZQ-450型液压制动器，制动力矩450Nm45.82Nm，满足要求。(九)计算选型结果如下1)输送机：DTL80/25/117型带式输送机，B=800mm，V=2.0m/s，L=100m，=-5.74，Q=241t/h。尾部500mm胶面滚筒驱动，下带绞车拉紧；2)输送带：采用PVG整芯阻燃橡胶带，B=800mm，强度680S；3)减速器：DCY200-20，1台；4)制动器：YZQ-45144、0，1台；5)电动机：JDSB-17，4级，1475rpm，N=17kW ,1台。胶带机设有跑偏、打滑、断带、沿线急停等各种保护装置，依据故障性质和程度，分别动作于事故报警或紧急停机。第3部：采区胶带巷带式输送机(一)原始参数及物料特性输送机为原煤运输带式输送机，输送机机长L=320m，提升高度H=-15m，倾角=2.69；输送能力Q=241t/h，原煤松散密度=1000kg/m3，粒度a=300mm，每米胶带机上物料重量qG=33.5kg/m。采用下带绞车张紧。系统布置见插图4-3-3。(二)初步设定参数输送机带宽B=800mm，速度V=2.0m/s，承载分支托辊间距a0=1.2m，回程分支145、托辊间距 aU=3.0m，每米上托辊转动部分重量qRO=8.83kg/m，每米下托辊转动部分重量 qRU=2.93kg/m；运动阻力系数:f=0.03；胶面滚筒磨擦系数=0.25。托辊槽角=35，上托辊直径=108mm，L=315mm，轴承为6205/C4。下托辊直径=108mm，L=950mm，轴承为6205/C4。导料槽长度4500mm，输送带为PVG680/1型整芯阻燃输送带，强度680S，每米胶带自重: qB=13.3kg/m。(三)输送机输送能力计算Q=3.60.06512.00.81000=375t/h241t/h 满足(四)输送带宽度确定B2+200=800mm800mm （最大146、粒度=300mm）满足(五)圆周力及传动功率计算1.主要阻力FHFH=fLgqRO+qRU+(2qB+qG)Cos式中：f=0.012 g=9.81mm/s2 L=320m =2.69qRO=8.83kq/m qRU=2.93kg/m qG=33.5kg/m qB=13.3kg/m代入式中得FH =2704.5(N)2.主要特种阻力FS1FS1=F+FglF=0Fgl(物料与导料槽板间摩擦力)=2I2VgL/v2b12 =141.3(N)式中：2=0.7 IV=0.067 b1=0.495 L=4.5FS1=F+Fgl=0.0+141.3=141.3 (N)3.附加特种阻力FS2FS2= Fa147、+n3 FrFa犁式卸料器附加阻力，本设备没有犁式卸料器，故Fa=0n3 Fr(清扫器阻力)=n3AP3式中：n3=1 3=0.7 A弹=0.008 A空=0.012 P=10104代入式中得FS2=1400（N）4.倾斜阻力FstFst= qGgH=33.59.81(-15)=-4929.53(N)5.圆周力FuFu=CFH+FS1+FS2-FSt =1.312704.5+141.3+1400-4929.53 =154.7(N)空载时圆周力FU空FU空=3432.85(N)6.传动轴功率计算PAPA=( FuV)/1000 =0.3(kW)空载时轴功率PA 空PA空=6.9(kW)采用单电机148、驱动，K=1.326PM=1.326 PA=9.15(kw)故选用JDSB-17型电动机1台，4级，N=17kW。(六)张力计算1.按输送带不打滑条件F2minFUmax/(e-1)=KAFU/(e-1)式中：KA=1.3 =0.25 =225 e=2.67 F2min2672.28(N)2.按输送带垂度条件承载分支 Fmina0(qB+qG)g/8(h/a)adm=6886.62(N)回程分支 Fmin(aUqBg)/8(h/a)adm=4892.74(N)垂度条件应满足F3min= F4min6886.62(N)回程段阻力计算：FH2= fLig(qRU+qB COS) =610.84(N149、)FSt2=qBgH=1957.1(N)由F3min=6886.62得F2=6886.62+610.84+1957.1=9454.56(N)2672.28(N)故按垂度条件取F2=9454.56 (N)F1= F2+|Fu|=9454.56+3432.85=12887.41(N)F3= F2- FH2- FSt2=6886.62(N)3.确定传动滚筒合张力F= F1+ F2=22341.97(N)4.确定各滚筒的合张力 (略)5.传动滚筒验算FUmax=5.15kN初选滚筒直径为500mm，则传动滚筒最大扭矩为Mmax= FUD/2=1.3kNm。验算传动滚筒8050，许用扭矩4.1kNm，许150、用合力40kN，其强度满足使用要求。(七)输送带验算根据表3-25取m0=3.5，CW=1.5，对接头效率0=0.85许用安全系统m=（ m0 Ka CW）/0 =8.03所选胶带安全系数m=（B St）/ F1max=42.2m，强度满足要求。(八)制动器验算FBmax1.5(FSmax- FHmax)FSmax= qGgH=33.59.8115=4929.53(N)FHmax= fLgqRO+qRU+(2qB+qG)Cos=2704.5(N)FBmax1.5(FSmax- FHmax)=3337.55(N)MZ=(FBmax r)/i=41.72Nm选用YZQ-450型液压制动器，制动力矩151、450Nm41.72Nm，满足要求。(九)计算选型结果如下1)输送机：DTL80/25/117型带式输送机，B=800mm，V=2.0m/s，L=320m，=-2.69，Q=241t/h。尾部500mm胶面滚筒驱动，下带绞车拉紧；2)输送带：采用PVG整芯阻燃橡胶带，B=800mm，强度680S；3)减速器：DCY200-20，1台；4)制动器：YZQ-450，1台；5)电动机：JDSB-17，4级，1475rpm，N=17kW ,1台。胶带机设有跑偏、打滑、断带、沿线急停等各种保护装置，依据故障性质和程度，分别动作于事故报警或紧急停机。山西远通煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（修改版152、） 第五章 采区布置及装备第五章 采区布置及装备第一节 采煤方法一、采煤方法及采煤工艺（一）采煤方法的选择及其依据1影响采煤方法选择的主要因素本井田构造总体形态为向斜、背斜相间的褶曲构造，井田地层倾角719，一般10左右。井田内共发现4条断层，发现陷落柱1个，井田内未发现岩浆岩侵入及破坏现象。井田地质构造属中等类型。该矿水文地质条件为中等类型。矿井为低瓦斯，2+3、4、7、8、9号煤层煤尘有爆炸危险性，自燃倾向性等级II类，为自燃煤层。井田内2+3、4、7、8、9、10号煤层为全区可采煤层，03号煤层为局部可采煤层。矿井批采煤层为03、2+3、4、7、8、9号煤层，10号煤层未批采。根据地质报153、告及采掘工程平面图和储量图显示，井田内03、2+3、4煤层在红崖子断层东南部可采区域内已全部采空；7号煤层红崖子断层西北部煤层厚度低于0.7 m，不可采，红崖子断层东南部可采区域内为蹬空区，暂不考虑开采；8号煤层红崖子断层东南部已大部采空，只在工业场地附近有部分资源储量；9号煤层全区可采。矿井批采资源储量主要在9号煤层和红崖子断层西北部位置。1）03号煤层位于山西组中上部，上距上石盒子组K4砂岩10m左右，煤厚0.001.19m，平均0.80m，井田西南部变薄不可采，煤层结构简单，不含夹矸，为不稳定局部可采薄煤层，顶板岩性为中砂岩，底板岩性为细砂岩或炭质泥岩。2）2+3号煤层位于山西组中下部，154、上距03号煤层4.409.40m，平均6.31m，煤层厚度2.732.95m，平均2.80m，稳定，全井田可采，结构简单，含01层夹矸。顶板岩性为泥岩或砂质泥岩，底板岩性为粉砂岩或泥岩。3）4号煤层位于山西组下部，上距2+3号煤层1.616.32m，平均3.74m。井田内稳定可采，煤层厚度0.801.60m，平均1.36m，结构简单，不含夹矸。煤层顶板岩性为细砂岩或泥岩。底板岩性为泥岩或砂质泥岩。4）7号煤层位于太原组中上部，上距4号煤层32.9455.20m，平均48.96m，煤层厚度0.600.95m，平均0.77m，煤层结构简单，不含夹矸，为稳定的，全区可采薄煤层，顶板岩性为石灰岩，底板155、岩性为泥岩或砂质泥岩。5）8号煤层位于太原组中部，上距7号煤层11.0914.30m，平均12.55m。煤厚1.663.40m，平均2.79m。结构简单，含02层夹矸。为井田主要稳定可采煤层之一。顶板为L1石灰岩。底板为泥岩或砂质泥岩。6）9号煤层位于8号煤下18.4729.03m，平均23.49m。其间距变化受屯兰砂体发育与否所控制。煤厚1.532.70m，平均1.76m。厚度稳定，全井田可采，结构简单，含04层夹矸。顶板为粉砂岩或铝质泥岩；底板为砂质泥岩或泥岩。7）10号煤层位于9号煤下2.044.87m，平均3.12m。煤厚0.601.20m，平均0.86m。为稳定的全区可采煤层，结构简156、单，不含夹矸。顶板为砂质泥岩岩或泥岩；底板为铝质泥岩或砂质泥岩。2.采煤方法选择根据井田开拓布置，结合资源储量、煤层赋存特征、服务年限及矿井设计生产能力，该矿井可采煤层均设计采用一次采全高高档采煤法，单体液压支柱支护顶板，全部垮落法管理顶板。首采区901采区位于井底车场附近，初期工程量省，该区03号煤层不可采， 2+3、4、8号煤层已基本采空，7号煤层为蹬空区，不存在压茬关系。根据9号煤层底板等高线及资源储量估算图显示，在首采区位置有CY02和351钻孔，煤厚为1.451.53m。（二）采煤工艺9号煤层采用高档采煤法，工作面的采、装、运工序机械化。回采工作面作业方式采用“四六”作业，三采一准，157、每班工作6个小时，采煤机截深0.8m，每班3刀，每日9个循环，日进度7.2m。 1工艺流程工作面回采工艺为：机组端头斜切进刀采煤机割煤移柱推移刮板输送机2进刀方式工作面采用端部斜切进刀方式，具体过程以机头进刀为例叙述如下：1）采煤机割透机头时，采煤机后30m外，刮板输送机推向煤墙，做好采煤机进刀和推移机头工作。2）让采煤机反向牵引，沿溜方向弯曲段切入煤墙，使采煤机进入下刀工艺，同时将机头顶向煤墙，使整个刮板输送机成一条直线。3）让采煤机正向牵引，再次割透机头，割掉三角煤，开始进入下一个循环。4）机组割煤时，采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤的方式。3割煤割煤顺序为采煤机在工作面由机头机尾，机尾机头158、反复运行，循环顺序割煤。工作面采煤机，依靠驱动轮与齿轮的啮合沿工作面移动。随着采煤机螺旋滚筒不断旋转割煤，从而采煤机完成割煤顺序。4移柱方式工作面移柱时，采取及时支护方式，从端头或端尾跟机移柱。5装煤及运煤机组割下煤落入刮板输送机运至端头卸载汇入转载机，进入顺槽胶带输送机，再输入胶带大巷胶带输送机运至井底煤仓。工作面回采方向采用后退式。二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型（一）选型原则普采工作面的采、装、运工序采用机械化。从目前普采的发展情况，设计安全高效的普采面要求选用能切割硬煤的大功率采煤机，提高采煤的截割速度，相应要求提高移架速度，与大运量的重型可弯曲刮板输送机相匹配，加强端头支护，159、采用长距离顺槽胶带输送机。针对上述要求，对于普采系统设计考虑了以下原则：1.机械设备的选择首先满足技术先进，生产可靠，提高设备的开机率，达到安全高效。同时各设备间要相互配套，保证运输畅通，并增加运输环节的缓冲能力，以期达到采运平衡，最大限度地发挥普采优势。2.为普采工作面创造快速连续开采的条件，加大工作面推进长度，减少搬家次数，并保证快速搬家。同时做到采准工作快，利用顶板完整，煤层比较坚硬的条件，采用树脂锚杆支护，以提高掘进速度，保证工作面的接替要求。3.对辅助运输系统，要求系统简单、环节少，把工作人员及材料快速方便地运送至工作地点，作为提高工作面生产能力的一个重要因素考虑，并在巷道布置上加以160、保证。（二）工作面主要设备选型：1.采煤机1）采煤机选型原则（1）适合特定的煤层地质条件，并且采煤机采高、截深、牵引速度等参数选取合理，有较大的适用范围。（2）满足工作面开采生产能力要求，采煤机实际生产能力要大于工作面设计生产能力10%20%。（3）和刮板输送机相匹配。影响采煤机选型的主要因素是煤层的力学特性，厚度和倾角，工作面生产能力。2）采煤机性能参数的确定（1）工作面采高根据地质报告， 9号煤层煤厚1.532.70m，平均1.76m。厚度稳定，全井田可采，结构简单，含04层夹矸。顶板为粉砂岩或铝质泥岩；底板为砂质泥岩或泥岩。根据9号煤层底板等高线及资源储量估算图显示，在首采区位置有CY0161、2和351钻孔，煤厚为1.451.53m。设计确定采用一次采全高高档采煤方法，工作面采高1.451.53m。（2）滚筒直径的确定双滚筒采煤机的滚筒直径以大于工作面最大采高的0.5倍为宜。9号煤层首采区位置采高为1.451.53m。所以双滚筒采煤机的滚筒直径大于或等于0.8m即可满足使用要求，根据采煤机滚筒直径系列，取滚筒直径D=1.4m。（3）截深的确定截深的选取与煤层厚度，煤层软硬，顶板岩性以及支架移架步距，综合考虑取采煤机的截深，目前国内普遍采用的截深为600800mm，考虑到本矿井设计生产能力及管理水平，设计选用采煤机截深为800mm。（4）工作面长度工作面长度可用下式计算：式中：Qr工162、作面日产量， Qr1240t；Kl工作面正规循环率，Kl0.95；K2截割有效系数，K20.95；L工作面长度，（m）；N日循环次数，N=9；H工作面煤层厚度，H1.53m；B循环进尺，B0.8m；煤的容重，1. 35 t/ m3；C工作面采煤回采率，C95%，L1240/（0.9591.530.81.350.950.95）97.3（m）,取整数L=100m。工作面日循环数工作面日循环数可用下式计算：nQr/( Kl LHBC K2)式中：Qr工作面日产量， Qr1240t；Kl工作面正规循环率，K0.95；K2截割有效系数，K20.95；L工作面长度，L100m；H工作面煤层厚度，H1.53163、m；B循环进尺，B0.8m；煤的容重，1.35t/ m3；C工作面平均回采率，C95%n1240/(0.951001.530.81.350.950.95)8.8，取整数n9（5）采煤机割煤参数采煤机双向割煤具有辅助工序少，采煤速度快，工序紧凑，工时利用率高及生产能力大的优点，因此工作面采用双向割煤方式。采煤机在工作面的进刀方式，将直接影响工作面的工时利用率以及采煤机效能的发挥。为减少工作面人员工作量，设计采用端部斜切进刀方式 ，进刀割煤长度30 m。工作面采用4班作业，3班生产，1班准备。 采煤机计算割煤速度Vcn (L30Lc)/(KcTdn Tc) 式中：Vc计算割煤速度，m/ min；n164、工作面日循环数，n9；L工作面长度，L100 m；Lc采煤机总长，Lm9.3 m；30进刀割煤长度，m；Kc采煤机平均日开机率，K0.7；Td工作面日生产时间，Td1080min；Tc采煤机进刀停顿时间，Td2min。Vc9（100309.3）/（0.7108092）1.47m/ min采煤机计算循环时间T(L30Lc)/ VcTc式中：T采煤机计算循环时间，min；L工作面长度，L100 m；30进刀割煤长度，m；Lc采煤机总长，Lm9.3. m；Vc采煤机计算割煤速度，1.47m/ min；Tc采煤机进刀停顿时间，Td2min。T (100309.3)/ 1.47284min 采煤机最大割165、煤速度VmaxK Vc式中：Vmax采煤机最大割煤速度，m/ min；K采煤机割煤不均均衡系数，取1.2Vc采煤机计算割煤速度，1.47m/ min。Vmax1.21.471.76m/ min 采煤机最大生产能力Qmax60BHVmaxQmax采煤机最大生产能力，t/h；B循环进尺，B0.8m；H工作面煤层厚度，H1.53m；煤的容重，1.35t/ m3；Vmax采煤机最大割煤速度，1.76m/ min。Qmax600.81.531.351.76174.5t/h 采煤机计算装机功率按采煤机单位能耗计算采煤机功率NQmaxHw式中：N采煤机计算装机功率，kW；Qmax采煤机最大生产能力，Qmax166、 174.5t/h；Hw采煤机能耗系数，Hw0.8kW h/ t。 N174.50.8140kW 采煤机型号及主要技术参数根据目前国内设备情况，确定普采工作面选用MG200-W1型采煤机，其主要技术参数见表5-1-1。在选择配套刮板机、转载机、顺槽可伸缩胶带输送机等运输设备时，考虑了生产矿井实际使用情况和计算的生产能力两方面因素，并遵循 “运煤系统的能力外部要大于采面20为宜”的原则。 表511 采煤机技术参数表型号采高(m)电机功率(kW)滚筒直径(m/个)截深(mm)牵引速度(m/min)机面高度(mm)重量(t)MG200-W11.4-3.02001250/1400630/8000-6.167、01174212.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：一是工作面刮板输送机能力要保证将采煤机采落的煤全部运出，并留有一定的富裕，刮板输送机能力应不低于采煤机最大割煤能力。式中：QC刮板输送机能力，t/h；KC采煤机与刮板机同向运行时修正系数，1.05；Qh采煤机落煤能力，174.5t/h。QC=1.05174.5=184t/h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。考虑上述因素，选用SGB630/150型可弯曲刮板输送机，技术参数见表512型号设计长度(m)输送能力(t/h)刮板链速(m/s)中部槽(长宽高)(mm)电机功率(kW) 168、电压等级(V)备注SGB630/1502002500.8681500630190275660/1140表512 刮板运输机技术参数表3.顺槽转载机和破碎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配套,根据公式计算式中：QZ转载机输送机能力，t/h；KZ转载机富余系数，1.2；QC刮板输送机能力，250t/h。QC=1.2250=300t/h设计选用SZB-730/40转载机1台，技术参数见表513。顺槽破碎机通过能力亦应不小于工作面生产能力，并与刮板转载机相配套。设计选择PEM1000650破碎机。主要技术参数见表514。表513 转载机169、技术参数表型号出厂长度(m)输送能力(t/h)电机功率(kW)电压等级(v)备注SZB-730/402540040660表514 破碎机技术参数表型号破碎能力(t/h)最大给料尺寸(mm)最大排料尺寸(mm)电机功率(kW)电压等级(V)PEM1000650600100065037055660/11404.顺槽可伸缩带式输送机顺槽胶带输送机要与工作面推进长度相适应，小时运量应与工作面生产能力相匹配。工作面最大生产能力为Qmax600.81.531.351.761.2241t/h，顺槽胶带输送机要求能力241t/h，取输送机带速V=2m/s，则：则：式中：B胶带宽度，m；K货载截面系数，=25时170、，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，选用SSJ800/75型可伸缩带式输送机1台，其技术参数见表515。表515 可伸缩带式输送机技术参数表型 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)SSJ800/75400500280075660/1140选型满足生产能力和使用要求三、工作面顶板管理方式，支护设备选型根据9号煤层底板等高线及资源储量估算图显示，在首采区位置有CY02和351钻孔，煤厚为1.451.53m。（一）支柱最大高度HmaxHmax=Mmax-b+c式中：Mmax工作面最大采171、高，1.53m；b顶梁厚度，0.138m；c活柱富裕行程，0.100m.Hmax= 1.53-0.138+0.100=1.492m（二）支柱最小高度HminHmin=Mmin-s-b-a式中：Mmin工作面最小采高，1.45m；s顶梁最大下沉量，0.200m；b顶梁厚度，0.138m；a支柱卸栽高度，0.100m.Hmin= 1.45-0.200-0.138-0.100=1.012m选用DZ16-25/80G型单体液压支柱：Hmax=1600m m，Hmin=980 m m，符合要求。（三）工作面支护强度计算P=8Mr=81.5326=319kN/m2式中：P顶板压力，KN /m2；M工作面采172、高，1.53m；r顶板岩石的平均容重，取26 kN /m3；（四）支护密度的确定N= P / Pt=319/(2500.8)=1.6根/m2式中：N=支护密度，根/m2；Pt=支柱有效支撑力，按工作阻力的80%计算；（五）柱、排距确定a=1/（Nb）=1/(1.60.8)= 0.78m式中：a柱距 ， mb排距，取0.8m，柱距取0.6m。验算支柱压力Pmax=PRmaxb/nmax =3193.40.8/5= 173.5kNPmin=PRminb/nmin=3192.60.8/4= 165.9kN式中：Rmax工作面最大控顶距,3.4m;Rmin工作面最小控顶距,2.6m;nmax工作面最大173、控顶距支护排数,5;nmin工作面最小控顶距支护排数,4；小于支柱工作阻力小于支柱工作阻力2500.8=200K N。根据支架高度和支护强度计算结果，选用DZ16-25/80G型单体液压支柱。其主要技术参数见表5-1-6。 表5-1-6 单体液压支柱技术特征表型 号工作阻力(kN)初撑力(kN)支护高度(mm)工作行程(mm)泵站压力(MPa)重量(kg)DZ16-25/80G25075-100980-16006205037.559号煤层回采工作面采用DZ16-25/80G型单体液压支柱和HDL-2400型型梁支护,端头支护采用DZ25-25/100G型单体液压支柱，配以型顶梁支护。四、工作面174、回采方向与超前关系工作面布置在采区内采用前进式，回采工作面采用后退式开采。五、工作面长度及年推进度根据煤炭工业矿井设计规范,该矿技术、管理水平等因素，确定工作面长度100m，工作面工作制度为“四六制”，三班生产、一班准备,每天回采9个循环，截深0.8m，有效截割系数0.95，按95%的正规循环率，日推进度6.5m，年推进度2144m。六、采区及回采工作面回采率根据采区巷道布置形式，采煤工作面装备水平及采煤方法，按照煤炭工业矿井设计规范，9号煤层为中厚煤层，采区回采率取80%，工作面回采率取95%。采煤工作面主要设备配备见表5-1-7。表5-1-7 采煤工作面主要设备一览表序号设备名称型 号单位175、数量备注1双滚筒采煤机MG200-W1台12单体液压支柱DZ16-25/80G架1200其中：备用200根3单体液压支柱DZ25-25/100G架100端头支护4型梁HDL-2400根300备用30根包括端头支护5可弯曲刮板输送机SGB630/150部16转载机SZB-730/40台17乳化液泵DRB200/31.5套28乳化液箱RX200/12.5台19带式输送机SSJ800/75部110破碎机PEM1000650台111调度绞车JD-25台212阻化剂喷射泵WJ-24台113阻化剂喷射枪QWF-3.5台114喷雾泵BPW250/5.5个115小水泵BQX25-15-5.5台216注水泵KB176、Z100/150台117注水钻MYZ-200台118探水钻MYZ-200台219回柱绞车JH2-5台2第二节 采区布置一、采区布置方式（一）采区巷道布置901采区为倾斜长壁开采, 顶板为粉砂岩或铝质泥岩；底板为砂质泥岩或泥岩。采区胶带巷、采区轨道巷、采区回风巷均沿9号煤层顶板布置。工作面胶带、轨道顺槽均沿9号煤层顶板布置，胶带顺槽直接与采区胶带巷相接，工作面轨道顺槽直接与采区回风巷相接。工作面顺槽采用2条布置，其中胶带顺槽1条，轨道顺槽1条。工作面采用“U”型通风方式，胶带顺槽内铺设胶带输送机和轨道，用来放置移动变电站、乳化液泵等设备列车，轨道顺槽内铺设轨道兼回风。采区巷道布置及机械设备配备平177、面图见图5-2-1。采区巷道布置及机械设备配备剖面图见图5-2-2。（二）采区开采顺序采区内工作面采用前进式开采方式，工作面采用后退式开采方式。二、移交生产和达到设计能力时的工作面个数及生产能力计算（一）矿井移交生产及达到生产能力时，井下9号煤层布置1个高档普采工作面，工作面长度为100m，平均采高1.53m，掘进工作面为2个，采掘比为1：2。（二）回采工作面能力计算：工作面生产能力由下式计算：Q采=330LBNMrcK式中：Q采工作面生产能力，t/a；330年工作日，d；L工作面长度，100m；B采煤机截深，取0.8m；山西远通煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（修改版） 第五章 采区178、布置及装备 N日循环数，9个；M工作面平均采高，1.53m；r煤的实体容重，1.35t/m3；c 工作面回采率，取95%；工作面正规循环率，取95%。K采煤机有效截割系数，取95%则: 回采工作面生产能力为：Q采=3301000.891.531.350.950.950.95 =0.42Mt/a矿井掘进出煤按回采工作面生产能力的8%考虑,则:Q掘=Q采8%=0.034Mt/a故全矿井生产能力为：Q矿= Q采+Q掘=0.42 +0.034=0.454 Mt/a满足矿井0.45 Mt/a的设计生产能力。三、工作面运输、通风、排水系统（一）原煤运输系统回采工作面工作面胶带顺槽采区胶带巷胶带大巷集中胶带179、巷煤仓主斜井地面。（二）运料系统：地面副斜井井底车场轨道暗斜井采区轨道巷工作面轨道顺槽回采工作面。矸石由与材料运输系统相反的方向运出。（三）通风系统新鲜风流：主斜井（副斜井）胶带(轨道)大巷采区胶带(轨道)巷工作面胶带顺槽回采工作面。污浊风流：回采工作面轨道顺槽采区回风巷回风大巷回风立井风硐主通风机地面。（四）排水系统回采工作面工作面顺槽采区轨道巷井底水仓水泵房副斜井地面。第三节 巷道掘进一、巷道断面及支护形式井下集中胶带巷、胶带大巷和采区胶带巷采用矩形断面，净宽4.0m，净高2.5 m，净断面10m2；轨道大巷和采区轨道巷采用矩形断面，净宽3.0m，净高2.5 m，净断面7.5m2，回风大巷180、和采区回风巷采用矩形断面，净宽4m，净高2.5 m，净断面10m2；大巷及采区巷道均采用锚喷支护，喷射厚度100mm。工作面胶带顺槽净宽4.0m，净高2.3 m，净断面9.2m2，锚杆支护；工作面轨道顺槽净宽3.0m，净高2.3 m，净断面6.9m2，锚杆支护。大巷及顺槽均采用挂网及锚索补强。井下西北部胶带暗斜井、轨道暗斜井、回风暗斜井等岩石巷道均采用半圆拱断面，锚网喷加锚索补强 。胶带暗斜井净宽4.0m，净断面11.5 m2。轨道暗斜井净宽3.0m，净断面8m2。回风暗斜井净宽4.0m，净断面11.5 m2。二、巷道掘进进度指标根据设计规范结合本地区矿井现场施工实际情况，确定掘进进度指标如下181、：井底硐室：500 m3/月；大巷：200 m/月；顺槽：300m/月。三、掘进工作面个数、组数及机械设备配备矿井达产时，为保证工作面的正常衔接，9号煤层配有1个综掘工作面和一个炮掘工作面。掘进工作面机械设备有：EBZ-75综掘机 ，QZP-160A桥式转载机, SJ80/240胶带输送机，JZB-1激光导向仪， EZ2 -2.0型岩石电钻，MYZ-200型探水钻, MZ-12煤电钻, YBT52-2型局部通风机； MFC-1094/2465型风动单体锚杆钻机， KCS-7型除尘风机，ZP-型混凝土喷射机等,混凝土搅拌机安-等。四、矿井生产时采掘比例关系，矸石率预计矿井达产时，为保证工作面的正182、常衔接，9号煤层配有1个高档普采工作面和2个掘进工作面，矿井采掘比为1：2。矸石率预计为5%。五、移交生产时的井巷工程量矿井移交生产时井巷工程总计5115.5m，其中利用已有828.2 m，新拓4287.3 m，掘进总体积48891.6m3，万吨掘进率：95.3m。详见矿井移交生产时井巷工程量汇总表5-3-1。序号项目名称长 度(m)掘进体积(m3)备 注表土岩煤巷井巷硐室1井筒90768.97750.72车场硐室465230019023主要巷道1525.616896.54采区226620042.4小计901233.93791.646989.61902合 计5115.548891.6表5-3-183、1 矿井移交生产时井巷工程量汇总表山西远通煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（修改版） 第六章 通风与安全第六章 通风和安全第一节 概 况一、瓦斯据山西省煤炭工业局晋煤安发【2006】12号文件关于太原市2005年254对煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复，原古交市梭峪技咨煤矿开采4号煤层瓦斯相对涌出量为1.32m3/t，瓦斯绝对涌出量为0.33m3/min，二氧化碳相对涌出量1.77 m3/t，二氧化碳绝对涌出量为0.44m3/min，属低瓦斯矿井。预测当生产能力达到450kt/a时，计算矿井绝对CH4涌出量为1.25m3/min，矿井绝对 CO2涌出量为1.68m3/min，矿井为低瓦斯184、矿井。根据河南理工大学2011年6月编制的山西远通煤业有限公司9号煤层瓦斯涌出量预测，预测当矿井生产能力达到450kt/a时，矿井最大绝对瓦斯涌出量为2.84 m3/min，最大相对瓦斯涌出量为3.0m3/t。其中，回采瓦斯涌出为1.42m3/min，约占全矿井瓦斯涌出的50.01%；掘进瓦斯涌出为0.4m3/min，约占全矿井瓦斯涌出的14.08%；采空区瓦斯涌出为1.02m3/min，约占全矿井瓦斯涌出的35.91%。矿井为低瓦斯矿井。二、煤尘山西地宝能源有限公司在本次施工的CY02号钻孔中对2+3号煤层进行采样，并报送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸危险性测试，火焰长度300mm185、，最低岩粉用量75%，有爆炸性。山西地宝能源有限公司在本次施工的CY02号钻孔中对4号煤层进行采样，并报送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸危险性测试，火焰长度300mm，最低岩粉用量75%，有爆炸性。山西地宝能源有限公司在本次施工的CY02号钻孔中对7号煤层进行采样，并报送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸危险性测试，火焰长度140mm，最低岩粉用量70%，有爆炸性。山西地宝能源有限公司在本次施工的CY02号钻孔中对8号煤层进行采样，并报送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸危险性测试，火焰长度270mm，最低岩粉用量75%，有爆炸性。山西地宝能源有限公司在本次施工的CY02186、号钻孔中对9号煤层进行采样，并报送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸危险性测试，火焰长度260mm，最低岩粉用量75%，有爆炸性。三、煤的自燃山西地宝能源有限公司在本次施工的CY02号钻孔中对2+3、4、7、8、9、10号煤层进行采样，并报送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤的自燃倾向性测试，其测试结果：2+3号煤层吸氧量0.59cm3/g，自燃倾向性等级II类，为自燃煤层；4号煤层吸氧量0.62cm3/g，自燃倾向性等级II类，为自燃煤层。7号煤层吸氧量0.58cm3/g，自燃倾向性等级II类，为自燃煤层；8号煤层吸氧量0.63cm3/g，自燃倾向性等级II类，为自燃煤层；9号煤层吸氧187、量0.64cm3/g，自燃倾向性等级II类，为自燃煤层；10号煤层吸氧量0.65cm3/g，自燃倾向性等级II类，为自燃煤层。 四、地温、地压未搜集到井田的地温测试资料，根据相邻炉峪口矿开采情况，井下未发现有地温异常情况，应属地温正常区。第二节 矿井通风一、通风方式和通风系统的选择（一）通风方式矿井通风系统为中央分列式，主通风机工作方法为机械负压抽出式。（二）通风系统矿井采用主斜井、副斜井进风，回风立井回风的中央分列式通风系统。回采工作面采用U型全负压独立通风。掘进工作面采用局部通风机通风，风机工作方法为压入式的通风方式。二、风井数目、位置、服务范围及服务时间矿井移交生产及达到设计生产能力时，188、布置有进风井2个，回风井1个,即主斜井、副斜井进风，回风立井回风。3个井筒均服务于全井田，服务年限3.2a。三个井筒全部为矿井的安全出口。三、掘进通风及硐室通风（一）掘进工作面通风掘进工作面采用局部通风机通风，选用局部通风机为YBT52-2型。通风方式采用压入式。（二）硐室通风井下硐室除采区变电所采用独立通风外其它均采用串联通风。四、矿井风量、风压及等积孔的计算根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局2011年颁发的煤矿安全规程第103条规定,矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中最大值： （一）按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给风量不得少于4m3。Q总=4NK式中:189、N井下同时工作(交接班时)的最多人数,132人；4井下每人每分钟供风标准,m3/min；K矿井通风系数,取1.2。则：Q=41321.2=633.6m3/min（二）按用风地点实际需要风量的总和计算Q矿=(Q采+Q采备+Q掘+Q硐+Q其它)Kaq式中: Q采采煤工作面实际需要风量的总和；Q采备备用工作面实际需要风量的总和；Q掘掘进工作面实际需要风量的总和；Q硐硐室实际需要风量的总和；Q其它其它井巷需要进行通风的风量总和；Kaq矿井通风系数，取1.2 。1.回采工作面实际需要风量1）按CH4涌出量计算Q采=100qcgKcg式中:Q采回采工作面实际需要风量，m3/ min；qcg回采工作面的CH190、4绝对涌出量，根据9号煤层瓦斯预测数据，回采工作面的绝对CH4涌出量1.42m3/min；Kcg回采工作面通风系数,取1.60。则：Qcf=1001.421.6227.2m3/min2）按气象条件计算Q采=6070%VcfScfKchKcl式中:Q采回采工作面实际需要风量，m3/min；Vcf工作面风速，取1.5m/s；Scf 回采工作面平均断面积，4.59m3；Kch回采工作面采高调整系数，1.0；K cl回采工作面长度调整系数，1.0；则：Q采= 6070%1.54.591.01.0=289.2m3/min3）按人数计算：Q采=4Ncf式中：Ncf回采工作面工作的人数，N=19人。Q采=4191、19=76m3/min取上述计算的最大值Q采=283.5m3/min4）按风速验算验算最小风量：Q采600.25 ScbScb=lcbhcf70%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，3.4m；hcf工作面实际采高，1.53m；600.25 Scb=600.253.41.5370%=54.6m3/min验算最大风量：Q采604.0ScsScs=lcshcf70%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，2.6m；hcf工作面实际采高，1.53m；604.0Scs=604.02.61.5370%=668.3m3/minQ采= 289.2192、m3/min ，符合风速要求。备用工作面亦应满足瓦斯、二氧化碳、气温等规定计算的风量，且最少不得低于采煤工作面实际需要风量的50%。Q采备=0.5289.2=144.6m 3/minQ采=Q采+ Q备=289.2+144.6=433.8m3/min2、掘进工作面需风量1）按瓦斯涌出量计算掘进工作面实际需要风量Q掘=100qhgkhg式中：Q掘掘进工作面实际需风量，m3/min；Qhg掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；根据9号煤层瓦斯预测数据，掘进工作面瓦斯涌出量0.4 m3/min。khg掘进工作面瓦斯涌出量不均衡风量系数，取2。计算得：Q掘=1000.42=80m3/min2）按局部通193、风机的实际吸风量计算岩巷掘进：Qhf=QafI+600.15Shd煤巷掘进：Qhf=QafI+600.25Shd式中:Qaf掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/s；YBT52-2型局部通风机吸风量145-255m3/min，取255m3/min；Shd吸风口断面，m2；I掘进工作面同时通风的局部通风机台数,台。9号煤层为中厚煤层，掘进为半煤岩巷掘进。则:Qhf运=2551+600.259.2=393m3/min 3）按人数计算：Q掘=4Nhf式中：Nhf掘进工作面同时工作的人数，N=10人。Q掘=410=40m3/min 4）按风速验算验算最小风量：Q掘600.25 Shf胶带顺槽掘进工作194、面：600.25 Shf运=600.259.2=139.5m3/minS hf掘进工作面巷道的净断面积，m2;验算最大风量：Q掘604.0S hfS hf掘进工作面巷道的净断面积，m2;轨道顺槽掘进工作面：604.0Scs回=604.06.9=1656m3/min选其中最大值Q掘=393m3/min，符合风速要求。达产时共布置2个掘进工作面，另按停产不停风要求，增加2个备用掘进工作面风量，故Q掘=4393=1572m3/min3、 硐室实际需要风量 井下硐室除采区变电所外均采用新风并联或扩散通风。Q硐 =120 m3/min4、其它巷道需要风量按CH4涌出量计算Q其它=143qrgkrgqrg195、其它用风巷道平均绝对瓦斯涌出量，根据瓦斯预测数据取1.02m3/minkrg其它用风巷道瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取1.3；则：则Q其它=1431.021.3=189.6m3/min其它巷道实际用风量取Q其它 =840 m3/min5.矿井总风量计算:Q=(433.8+1572+120+840)1.2 =3559m3/min=59.3m3/s ，取整为60m3/s。则矿井总风量为60m3/s。6、矿井总回风巷瓦斯浓度验算根据公式其中：q 总回风总回风巷瓦斯浓度，；A矿井年产量，45104吨/年；K矿井通风能力系数，1.2；q 矿相矿井瓦斯相对涌出量，3.0m3/t；Q矿井总风量，m3/ m196、in；q 总回风=（451041.23）/（33024603600）=0.095%经验算矿井总回风巷瓦斯浓度为0.095%0.70%，符合安全规程及验收标准要（三）风量分配根据上述计算结果，风量分配如下:1.井筒风量分配主斜井：26m3/s；副斜井：34m3/s；回风立井：60m3/s；2.井下风量分配回采工作面:10m3/s备用回采工作面:5m3/s；求。掘进工作面及备用掘进工作面: Q运掘=8m3/s4；采区变电所：2m3/s；其它：11m3/s。（四）矿井通风风压及等积孔计算1.负压计算其计算公式如下：H=aPLQ2/S3式中：H矿井阻力；Pa；a摩擦阻力系数，Ns2/m4；P井巷净断面197、周长，m；L井巷长度，m； Q通过井巷的风量，m3/s；S井巷净断面面积，m2。经计算,达到设计产量时,矿井最小负压880.7Pa,最大负压1400Pa。矿井负压计算详见表6-2-1、6-2-2。 2.等积孔计算根据公式计算等积孔式中：等积孔，m2矿井总风量，m3/sh矿井负压, Pa经计算，矿井通风容易时期等积孔为2.4m2,通风困难时期等积孔为1.9m2, 矿井通风难易程度属中等-容易。矿井通风系统平面、立体见图6-2-1、6-2-2、6-2-3。146山西远通煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 第六章 通风与安全表6-2-1 矿井通风容易时期负压计算表序号 支护形式(Ns2/m4)198、P(m)L(m)S(m2)S3(m2)3R (ku)Q (m3/s)Q2(m3/s)2h摩(Pa)V (m/s)1副斜井锚喷0.010 9.5269.76.2238.30.1075341156124.28 5.48 28号煤层轨道巷锚喷0.010 10.756.88512.00.011934115613.72 4.25 3轨道暗斜井锚喷0.010 10.755.58512.00.011634115613.41 4.25 4集中轨道巷锚喷0.010 1175.37.5512.00.016234115618.70 4.53 5采区轨道巷锚喷0.010 11647.5421.90.016737136199、922.85 4.93 690101胶带顺槽锚杆0.015 12.64689.2778.70.11361010011.36 1.09 790101回采工作面单体支柱0.050 9.91005.2140.60.35201010035.20 1.92 890101回风顺槽锚杆0.015 10.64306.9328.50.20811010020.81 1.45 9回风斜巷锚喷0.010 12.955.211.51520.90.004760360016.86 5.22 10回风大巷锚喷0.010 13235101000.00.0306603600109.98 6.00 11集中回风巷锚喷0.010 1200、3201101000.00.026160360094.07 6.00 12回风立井混凝土0.020 111597.62442.50.0791603600284.61 7.87 13小 计765.85 14局部阻力按摩擦阻力的15%计算局部阻力114.88 15合 计Pa880.7 表6-2-2 矿井通风困难时期负压计算表序号 支护形式(Ns2/m4)P(m)L(m)S(m2)S3(m2)3R (ku)Q (m3/s)Q2(m3/s)2h摩(Pa)V (m/s)1副斜井锚喷0.010 9.5269.76.2238.30.1075341156124.28 5.48 28号煤层轨道巷锚喷0.010 201、10.756.88512.00.011934115613.72 4.25 3轨道暗斜井锚喷0.010 10.755.58512.00.011634115613.41 4.25 4集中轨道巷锚喷0.010 111027.5512.00.021934115625.33 4.53 5采区轨道巷锚喷0.010 11157.5421.90.00393713695.35 4.93 6采区轨道巷锚喷0.010 11507.5421.90.013035122515.97 4.67 7轨道大巷锚喷0.010 113407.5421.90.0887351225108.60 4.67 8轨道大巷锚喷0.010 11202、637.5421.90.016433108917.89 4.40 9轨道暗斜井锚喷0.010 10.74378512.00.091333108999.45 4.13 10采区轨道巷锚喷0.010 111187.5421.90.030833108933.51 4.40 1190301胶带顺槽锚杆0.015 12.62959.2778.70.0716101007.16 1.09 1290301回采工作面单体支柱0.050 9.91005.2140.60.35201010035.20 1.92 1390301回风顺槽锚杆0.015 10.62436.9328.50.11761010011.76 1.203、45 14采区回风巷锚喷0.010 13134101000.00.017458336458.60 5.80 15回风暗斜井锚喷0.010 12.940011.51520.90.0339583364114.13 5.04 16回风大巷锚喷0.010 13201101000.00.026158336487.90 5.80 17回风大巷锚喷0.010 13163101000.00.021260360076.28 6.00 18集中回风巷锚喷0.010 13180101000.00.023460360084.24 6.00 19回风立井混凝土0.020 111597.62442.50.07916036204、00284.61 7.87 20小 计1217.41 21局部阻力按摩擦阻力的15%计算局部阻力182.61 22合 计Pa1400.0 山西远通煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（修改版） 第六章 通风与安全五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施为保证矿井正常通风和安全生产，根据通风系统需要，必须按规定设置风门、风桥、调节风窗、密闭门等通风设施。为防止漏风，通风设施要按作业规程施工，以保证其应有的作用。对矿井通风系统要经常检查，通风设施要完备齐全，对有损坏的地方要及时修补更换，风门设置应满足反风需要。为降低风阻，除设计尽量采用并联通风外，在实际生产中应避免在主要风路堆放杂物，以防风流紊205、乱和局部风速超限。（一）井下通风设施及构筑物设计采用的通风设施及构筑物有风门、调节风门、密闭、风桥和风帘等，其结构和设计简述如下：1风门：木制，设在进、回风巷之间，用于隔绝风流和便于行人、检修等。2调节风门：木制或铁制，用于调节通过巷道的风流大小、安设在大巷、掘进工作面、独立通风硐室的回风信道等需要调节风流的巷道中。3密闭：分为永久密闭和临时密闭两种，用于隔绝风流。永久密闭用实心砖或混凝土块砌成，砂浆抹缝，在进风巷一侧墙面抹上砂浆，主要设在进回风大巷之间的横贯中废弃的巷道。临时密闭用空心混凝土块砌成，不需砂浆抹缝，但要在进风巷一侧墙面抹上砂浆，主要设在临时不用的巷道口。4风桥：主要用于进回风巷206、交叉处，回风巷从进风巷上方通过时形成风桥，使进风风流不泄露。5风帘：采用不燃性材料制作，主要设在回采工作面的上隅角，用于疏导风流。（二）通风设施的安全可靠性为保证井下风流按设计路线流动，在巷道布置了完善的通风设施。1独立通风硐室、进、回风巷尽头联络处等设置有调节风门，以控制风流流量。2进风风流分岔处，为控制风量，设置风帘。3进、回风大巷间废弃的联络措施巷设置了密闭墙。4回风立井井口设置了防爆门，确保爆炸事故时主要通风机不被冲击波冲毁，便于矿井救灾及恢复生产。防爆门的设置应符合下列要求：1）防爆门断面积不应小于出风井的断面积；2）出风井与风硐的交叉点到防爆门的距离，比该点到主要通风机吸风口的距离207、至少要短10m。3）防爆门应靠主要通风机的负压保持关闭状态，并安设平衡重物或其它措施；4）防爆门的结构，必须有足够的强度，并有防腐和防抛出的设施。5）防爆门应封闭严密不漏风。如果采用液体作密封时，在冬季应选用不燃的防冻液。5井下风门、调节风门等通风构筑物，布置在巷道水平段及直线段，安全、可靠性较强，当通风设施受采动影响后，应及时修复，以减少通风构筑物处漏风。6进、回风井之间和主要进、回风巷之间的每个联络巷中，必须砌筑永久性风墙；需要使用的联络巷，必须设置2道连锁的正向风门和2道反向风门。7控制风流的风门、风桥、风墙、风窗等设施必须可靠。不在倾斜运输巷中设置风门。8回风立井采用全封闭式的梯子间。208、（三）防漏风措施矿井漏风分两个方面：一是外部漏风，即井口、风机装置等部位的漏风，按设计规范规定，应不超过10%-5%。二是内部漏风，即采空区，煤柱和通风建筑物的漏风，应不超过20%。第三节 灾害预防及安全装备在生产过程中，煤矿生产必须坚持“安全第一、预防为主、综合治理”的方针，严格执行煤矿安全规程的有关规定，制定出相应的作业规程、操作规程及详细的安全措施。以对井下瓦斯、煤尘、火灾、水害、顶板及其他灾害源等需要制定下安全防范措施。一、瓦斯灾害预防矿井瓦斯是煤矿五大自然灾害之一。低瓦斯矿井由于通风管理不善、瓦斯检测制度不严、思想麻痹等原因导致瓦斯事故的案例也是屡见不鲜。采取有效的管理和预防措施，坚209、决杜绝瓦斯爆炸事故的发生，采取措施如下：（一）巷道布置及通风系统1由于大巷布置在煤层中，为减少煤层风化及减少瓦斯涌出，主要巷道采用锚喷支护，用喷射混凝土封闭巷道周围。2采煤方法为普采采煤工艺。回采工艺为采区前进式，工作面后退式，采用一进一回“U”型巷道的通风方式。各回采工作面的配风保证风速在合理的范围内。3矿井通风是防止瓦斯积聚行之有效的方法，矿井通风必须稳定和连续不断，使采掘工作面各作业地点和生产巷道有足够的风量、合适的风速，瓦斯浓度符合煤矿安全规程要求。4.矿井采用机械抽出式通风方式，中央分列式通风系统。巷道掘进工作面采用局部通风机进行通风。使矿井形成稳定、可靠的通风系统。5.井下硐室除采210、区变电所采用独立通风外其他均采用新风串联通风。6.井下机电设备硐室设在进风风流中，硐室采用扩散通风的，其深度不得超过6m、入口宽度不得小于1.5m，并且无瓦斯涌出。（二）防爆措施1严格掌握风量分配，加强通风管理，保证井下各用风地点有足够的新鲜风流。2矿井必须建立完善的瓦斯检查制度，建立瓦斯的个体巡回检测和连续检测的双重监测系统。3对废巷、停工停风的盲巷及采空区要及时封闭。4在采掘工作面及与其相互连接的上、下顺槽中设置瓦斯超限报警仪，监测风流中的瓦斯含量，并将信息及时传送到地面控制室。5必须使用安全炸药，采用水炮泥，在放炮前仔细检测瓦斯浓度，严禁违章作业。6必须使用防爆的机电设备，加强机电设备的211、检查和维修，保持良好的防爆性能，严防电器失爆。7接替工作面施工完毕，必须供风，临时停工不得停风。8严格控制和加强管理生产中可能引火的热源，引爆的火源。9杜绝不合理串联通风，防止瓦斯事故的发生。10下井人员必须配备自救器，矿井配备足够的瓦斯检测仪器。11采煤机在割煤前，要检查其周围瓦斯浓度，以免割顶、底和夹矸时产生火花发生事故。12禁止井下及井口房使用明火、电焊及吸烟，禁止易燃物品入井，爆破器材运送、使用等必须遵守煤矿安全规程的规定。13掘进工作面做到“三专两闭锁”，严防风筒漏风。设双风机双电源自动切换。14依据采掘工作面位置的变化，及时调整通风系统，对井下各种通风构筑物要及时建筑和安装，并经常212、维护，保持完好。15为防止瓦斯灾害事故扩大，回风立井井口设防爆门和安全出口，以防冲击波毁坏风机。16坚持“一炮三检制”和“三人连锁放炮”制度。17班组长及以上管理人员、爆破工、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测仪,佩戴瓦斯报警矿灯。（三）隔爆措施由于在煤尘、瓦斯爆炸发生时，二者存在相互促进和相互作用情况，因此瓦斯隔爆措施与粉尘隔爆措施应统一考虑。二、粉尘灾害预防（一）防尘措施矿井采取综合防尘措施，建立完善的防尘洒水系统。对于产生煤尘的地点，设计采取了以下防尘措施：1通风防尘：通风防尘是稀释和排除工作地点悬浮粉尘，防止过量沉积的有效措施。通风防尘要有合理的风量和风速，以排除粉尘。最低排尘风213、速为0.250.5m/s，最优排尘风速为1.52.0m/s。设计在各进风巷道和回风巷道风量变化较大的地方设有风速监测探头，连续检测各巷道的风速和风量，使风量在满足各用风地点需要的同时，风速控制在最优排尘风速。2消除落尘：定期测定风流中的粉尘量，定期清扫和冲洗巷道帮顶、支架和设备表面上的煤尘，清除转载点处的浮煤，对巷道采用石灰浆刷白。3井下所有煤仓和溜煤眼都应保持一定的存煤，不得放空。4井下煤仓、溜煤眼、输送机、装煤机和其它转载地点都设喷雾洒水装置或安装有捕尘器，生产中应经常进行维护，确保喷雾洒水装置和捕尘器的完好和正常工作。5防尘用的消防洒水供水系统，设计有过滤或沉淀装置，以保证水质清洁。6喷214、雾洒水及捕尘设备指定专人管理和维护，不得任意拆除。7在采区回风、掘进巷道、主要回风大巷设风流净化水幕。8井下所有车辆要保持完好，防止遗漏污染巷道，发生扬尘。9矿井的综合防尘措施及组织与管理制度，由矿长每年组织编制和实施。（二）采掘工作面防尘措施1煤层注水；煤尘注水是减少采煤工作面粉尘产生的最根本、最有效的措施。通过煤尘注水一般除尘率可达60%80%，煤尘注水实施较好的工作面，可以将总粉尘浓度减少75%85%，呼吸性粉尘浓度减少65%以上。煤层注水是通过钻孔将压力水注入煤层中，使煤层得到预先湿润，增加煤体的水分，减少采煤时粉尘产生的一种技术措施。1）煤层注水设计依据（1）煤的水分、孔隙率、透水性215、饱和含水率、裂隙、节理、层理、破碎、硬度等情况。（2）煤层顶底板岩石的孔隙率、透水性、自然含水率、饱和含水率。（3）煤层的厚度、倾角、稳定性、构造、结构以及夹石的岩性、厚度、结核伴生情况、煤尘爆炸指数。（4）井田开拓方式，采区巷道布置及采煤方法，采煤、掘进装备，回采工作面月进度、月产量、通风方式、进回风巷支护方式及断面尺寸。（5）井下消防洒水(给水)系统。2）注水工艺、参数及设备根据采区巷道布置和采煤方法，结合煤层赋存特征，回采工作面煤层注水采用工作面超前动压注水工艺，设计中选用较先进的深孔煤层采前注水方式。采用单向钻孔布置，即在工作面轨道顺槽中平行于工作面向煤体打长钻孔注水，钻孔沿煤层均匀216、布置，钻孔口布置在巷道中距底板1m左右处。（1）注水参数的确定钻孔直径：钻孔选用MYZ-200型注水钻机，钻孔直径89-50mm，钻孔间距20m。钻孔长度：根据煤层节理裂隙发育情况、工作面长度、注水时间和注水压力、注水钻机能力，确定单向钻孔长度为80m。钻孔间距：钻孔间距根据煤层的湿润半径计算，孔深时孔距大，孔浅时孔距小。合理的钻孔间距一般通过实践来确定，根据经验一般按1020m考虑，设计确定为20m。钻孔角度：钻孔角度原则上与煤层角度基本一致，使钻孔始终保持在煤层内。生产中根据煤层节理发育程度选择采用垂直钻孔或伪倾斜钻孔，以使节理面尽量与钻孔垂直。封孔深度：封孔深度一般通过试验和生产实践确定217、，封孔深度暂按10m考虑,矿井投产后再按实际需要进行调整。封孔方式：封孔方式分为水泥封孔和封孔器封孔两种，根据确定的注水方式和煤层特征，设计选用水泥封孔方式。（2）注水系统的选择注水系统分为静压注水系统和动压注水系统，鉴于该矿井煤层注水钻孔较大，注水压力较大，设计选用动压注水系统。注水泵型号为7BG-4.5/130，注水泵流量4.5m3/h，压力13MPa。煤体注水后，煤体水分应达到4%左右，注水效果和注水时间以实际注水效果衡量，通过快速水分测定仪进行测试。注水工作超前回采工作面1个月完成。（3）注水的压力、速度、单孔注水量、时间的确定注水压力该矿煤层注水采用动压注水。注水参数应考虑煤层裂隙、218、层理、节理及透水性等因素,由注水泵站调整煤层注水压力。单孔注水量a单向钻孔注水时孔长的计算L=L1M式中:L钻孔长度，m；L1工作面长度，m；M与煤层透水性和钻孔方向有关的参数，20m。则L=L1M=10020=80mb钻孔间距钻孔间距可根据煤层湿润半径计算，按经验取20m。c钻孔注水量按下式计算：Q=BLM(W1W2)K式中：Q一个钻孔注水量，m3；B孔间距20m；L钻孔长度80m；M煤层厚度，1.76m；煤容重, 1.35t/m3；W1注水后要求达到的水分取4%；W2煤层原有水分, 平均为0.48%；K考虑围岩吸收水分,水的漏失和注水不均匀系数,取1.5。则:Q=20801.761.35(219、4%-0.48%)1.5=200m3矿井日注水量矿井日注水量按下式计算：Q日=K1G(W1-W2)式中：Q日矿井日注水量m3；K1注水系数，取1.5；G矿井计划注水回采工作面日产量1364t/d。Q日=1.51364(4%-0.48%)=72m3注水流量(或注水速度)与注水时间单孔注水流量按4.5 m3/h考虑,注水时间为钻孔开始注水至煤体全面湿润为止,注水煤体全面湿润的标志为湿润范围内煤壁出现均匀的“出汗”渗水,注水时间为1.85d。注水设备及仪器煤层注水钻机：MYZ-200型，2台煤层注水泵KBZ-100/50,2台等量分流器：DF-3型，8个夹布压力胶管(与泵配套)40m冷拨无缝钢管(与220、泵配套)240m高压钢丝编织胶管(与泵配套)200m弹簧式压力表8个高压闸阀：JBH-160III，8个快速接头：K型，40个安全阀：2个水泥砂浆封孔泵：SLB-型，2个高压注水表：DC-4.5/200型，4个内螺纹升降止回阀：H41H-160 型，2个钢制三通：8个叶轮湿式水表：2个便携式快速水分测定仪：WM-A型，2个(4)煤层注水水源煤层注水水源取自井下消防洒水系统，从回采工作面顺槽给水管网中接水管至注水泵站，将水注入1辆移动储水箱内，储水箱容积为2m3，由注水泵从移动储水箱吸入加压向煤层注水。2喷雾洒水；3掘进工作面配备局部通风机和湿式除尘风机； 4湿式作业 ；5破碎机安装有防尘罩和喷221、雾装置；6在采、掘工作面回风巷设风流净化水幕；7.锚喷采用潮料喷浆，同时使用锚喷除尘器或气流搅拌机； 8采掘工作面的工人应按规程规定配戴防尘帽和防尘口罩。（三）防爆措施1定期清洗巷壁，清扫和运出巷道中沉积的煤尘；2加强通风管理，控制巷道风速，以防止煤尘飞扬；3采取撒布岩粉；4井下严禁使用明火。（四）隔爆措施该矿井的隔爆采用隔爆水棚。1主要隔爆水棚应设置在下列地点1）矿井两翼与井筒相联通的主要运输和回风大巷；2）相邻煤层之间的运输石门和回风石门。2辅助隔爆水棚应设置在下列地点1）采掘工作面进风、回风巷道；2）采区内的煤巷、半煤岩掘进巷道；3）采用独立通风、并有煤尘爆炸危险的其它巷道，隔绝与煤仓、222、装载点相通的巷道。三、火灾预防（一）防治措施1加强电气设备管理，严禁明火作业，防止外源火灾发生。2井下设消防洒水系统。3及时清除易燃物品，严禁坑木等易燃物品杂乱无章堆放。4清扫浮煤，及时封闭采空区，废弃巷道避免风流通过。5井下人员按规定配备自救器。6井下配备必要的消防器材。7井下使用阻燃胶带、风筒和不延燃电缆。8胶带输送机巷安设自动报警灭火装置。9采区巷道前期采用荒料石砌碹支护，后期采用工字钢背板密闭。10回采工作面采用黄泥灌浆、喷洒阻化剂方法防止煤层自燃。据鉴定资料显示，矿井内2+3、4、7、8、9、10号煤层自燃等级级，为自燃煤层。煤矿安全规程第232条规定：“开采容易自燃和自燃的煤层时，223、必须对采空区、突出和冒落孔洞等空隙采取预防性灌浆等措施，防止自燃发火。”根据煤矿特点及防灭火经验，矿井具有完善的自燃火灾防治系统及措施：主要配置KYSC-1型矿井移动式束管采样系统、GC950型火灾气体色谱分析系统对煤层自然发火进行采样监测；建立阻化剂防灭火、采空区灌浆防灭火系统。回采工作面仰斜开采时采用以黄泥灌浆为主的防灭火方法，回采工作面采用俯斜开采时采用以喷洒阻化剂为主的防灭火方法。1.对采空区进行预防性灌浆煤矿安全规程规定，开采容易自燃和自燃的煤层时，必须对采空区、突出和冒落空洞等孔隙采取预防性灌浆等防灭火措施。预防性灌浆就是将水、浆材按适当比例混合，配制成一定浓度的浆液，借助输浆管路224、输送到可能发生自燃的区域，用以防止煤炭自燃，是使用最为广泛、效果最好的一种技术。1) 灌浆系统目前传统的灌浆使用的浆液的制备主要有水力制备和机械制备两种方法。水力制备是利用高压水枪冲刷松散的粘土层使水土混合形成泥浆，是一种操作较为简单的制浆方式，但浆液浓度难以保证，防火效果差；机械制浆是按照一定的比例将制浆材料和水送入搅拌池，经搅拌机搅拌，输入注浆管路送至井下，但目前的灌浆系统普遍存在易堵管、输浆力度小、浆材要求高、投资大等不足。KDZS-1型多功能煤矿防灭火灌浆系统选用移动式轻型设备、多组浆池协同灌浆、经过滤后有多个输浆出口，可用黄土、粉煤灰等多种灌浆材料，具有设备简单、投资少、建设速度快、225、输浆力度大、防冻等优点。在山西内蒙等多个矿井使用，效果良好。本次设计在风井场地设KDZS-1型多功能煤矿防灭火灌浆系统一套，为全矿灌浆服务，灌浆方法根据束管监测系统对采空区自燃发火性的监测情况，采用有发火倾向时集中灌浆及回采完成后向采空区集中灌浆的方法。在灌浆工作中，灌浆与回采保持有适当距离，以免灌浆影响回采工作。灌浆站建设：风井场地建2个搅拌池和1个注浆池(注浆池设在较低的水平)，池深和直径均为2m，池体用砖砌筑水泥抹面或用钢板焊接，其上固定搅拌器。搅拌池底部留有出料口，在浆液流入注浆池前设双层过滤筛子(孔径为10mm)，搅拌池及注浆池侧面设500mm500mm1800mm下液泵坑两个，各安226、设离心式液下泥砂泵2台。灌浆站布置如图6-3-1所示。图6-3-1 灌浆站布置示意图2) 灌浆方法预防性灌浆方法有多种，根据采煤与灌浆先后顺序关系可分为：采前预灌、随采随灌和采后灌浆。采前预灌就是在煤未开采之前即对煤层进行灌浆，适用于老空区过多、自然发火严重的矿井；随采随灌就是随着采煤工作面推进的同时向采空区灌浆，主要有钻孔灌浆、埋管灌浆和洒浆，能及时将顶板冒落后的采空区进行灌浆处理；采后灌浆就等回采结束后，将整个采空区封闭起来后进行灌浆。为了保证及时、简便处理自燃隐患，设计采用埋管灌浆法。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1020m钢管)，预埋管一端通采空区，一227、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。工作面停采前一般实行“多轮适量，间隔进行”，停采后实行“连续足量，充分灌注”。管道布置示意图如下：532146图6-3-2 埋管灌浆示意图1-预埋注浆管；2-高压胶管；3-灌浆管；4-回柱绞车；5-钢丝绳；6-采空区3) 灌浆参数的选择（1）浆液的水固比选择泥浆的水固比是反映泥浆浓度的指标，是指泥浆中水与固体浆材的体积之比。水固比的大小影响着注浆的效果和泥浆的输送。泥浆的水固比越小，则泥浆浓度越大，其粘度、稳定性和致密性也越大，包裹遗煤隔离氧气的效果也越好，但228、同时流散范围也越小，输浆管路容易堵塞；水固比大，则输送相同体积的土所用的水量大，包裹和隔绝效果不好，矿井涌水量增加，在工作面后方采空区灌浆时容易流出而恶化工作面环境。浆液的水固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，一般情况下为4:1，冬季为5:1。（2）灌浆所需土量日灌浆所需土量按下式计算：式中：Q土1=KG/r煤Q土1日灌浆所需土量，m3/d；G矿井日产量，根据设计，日产量为1364t；r煤的容重，根据地质报告，9号煤层容重为1.35t/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，取0.05。则：Q土1=0.051364/1.35229、=51m3/d（3）日灌浆所需实际开采土量Q土2=Q土1式中：Q土2日灌浆所需实际开采土量，m3/d；a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土2=Q土1=1.151=56m3/d（4）每日制泥浆用水量每日泥浆用水量按下式计算：Q水1= Q土2式中：Q水1制备泥浆用水量，m3/d：泥水比的倒数，取5。则：Q水1=565=280（m3/d）（5）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2=1.1280=308(m3/d)（6）每日灌浆量Q浆1=(Q水1+Q土230、1)M式中：Q浆1日灌浆量，m3/d：M泥浆制成率，取0.88其余符号同前。则：Q浆1=(280+51)0.88=292（m3/d）（7）每小时灌浆量Q浆2式中：Qj2每小时灌浆量，m3/h；N每日灌浆班数，班/d；n2班/d；T每班纯灌浆时间；h/班，t5h/班；Q浆2292/2529.2(m3/h)（8）每小时最大灌浆量考虑到今后生产规模扩大和煤层发火不确定等因素，灌浆主管路按目前所需能力的1.5倍设计，则每小时最大灌浆量为：Qjmax1.5Q浆2 式中：Q浆max每小时最大灌浆量，m3/h。Qjmax1.529.2 43.8(m3/h)需要说明的是：灌浆系统的灌浆系数、水土比等各项参数在231、实际生产中必须根据煤层发火情况、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实验确定，以确保灌浆效果和生产的安全。（9）工作制度：与矿井工作制度相匹配，但需注意以下原则：灌浆工作是与回采工作紧密配合进行。设计灌浆为二班灌浆，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，宜采用三班灌浆，每天灌浆时间为15h。在实际工作中，建议矿方投产时，应按规程要求编制防灭火专项设计，对开采煤层煤样进行自燃特性实验，选择早期预测预报指标气体，根据采空区气体及温度检测结果，当出现CO等火灾气体异常或者工作面无法正常推进、撤架过程中、采后进行灌浆。4)灌浆材料的选择为了环保要求，尽可能232、选择粉煤灰作为灌浆材料。（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）不含有可燃物目前常用的灌浆材料有黄土、粉煤灰等。与黄土相比，粉煤灰的粒度较粗，但体积密度小。就注浆灭火而言，粉煤灰质轻，颗粒表面具有一定光滑度，容易搅拌成浆，便于管道输送。注入火区后流动性、稳定性较好；粉煤灰具有一定的火山活性，其密封性能较好；粉煤灰亲水性差，粒度又大于黄土，注浆后浆体达233、到静态时脱水快，并随着水的泄流带走一部分热量。因此粉煤灰用于注浆灭火，可以起到隔绝、包裹、降温作用。另外，使用粉煤灰，既处理了废料，又有利于环保。5) 灌浆管路的选择（1）灌浆管路布置回采面采空区是该矿灌浆重点区域，因此，灌浆主管路应针对回采面进行铺设，其它地点的灌浆，则根据需要从主管路上分叉连接。从风井由地面灌浆站铺设一趟管路至回采面，管路铺设路线为：地面灌浆站回风立井集中回风巷回风大巷采区回风巷90101 工采面回风顺槽工作面（2）灌浆管道主要灌浆管直径是根据管内泥浆的流速来选择。在设计中，泥浆给定后，先确定泥浆在管道中流动的临界流速，再求出泥浆的实际工作流速，使之大于临界流速即可。实际工234、作流速：式中：v管道内泥浆的实际工作流速，m/s；Q浆max小时灌浆量，110m3/h， d管道内径m，取108mmv4110/36003.140.10823.34 m/s该实际工作流速处于临界流速之间(泥浆钢管的临界流速通常为14m/s)，可满足工程需要。地面灌浆管道一般选用铸铁管；井下灌浆管道采用无缝钢管，其钢管直径取108mm；支管直径取75mm；工作面管道直径取4寸胶管。6)制浆的主要设备见表6-2-1，灌浆系统布置如下图6-3-3所示：至井下注浆泵滤网搅拌池搅拌器水管注浆池潜水泵输浆管料场至井下序号设备名称设备型号单位数量1潜水泵ZBA-6B台22泥浆搅拌机自制台33减速器台34下液235、式泥浆泵80NYl50-20J台65无缝钢管D1084.0米 6无缝钢管D754.0米 74寸胶管DN100米 8供水管(软管)30米 图6-3-3 注浆系统布置示意图表6-2-1 灌浆设备一览表7）灌浆疏水系统及预筑防火墙（1）疏水系统灌浆前后要严密观测采空区涌水量大小情况，如确定采空区内有较大积水区域或较大水量，可能威胁到工作面安全生产，则必须采用适当疏水措施。疏水措施应根据煤层产状、工作面采煤方法及回采方式、采空区内积水区位置、预测水量大小、工作地点排泄水设施、设备能力综合考虑，并应符合井下防治水的有关要求。对于采空区积水，可采用探水钻施工疏水钻孔或通过密闭上预留的放水孔疏放，也可以通过236、临近顺槽施工疏水钻孔或顺槽间联络巷内密闭上的放水孔排水。从采空区疏放出的积水，通过顺槽内水沟排到大巷水沟（或流入顺槽集水坑，通过水泵外排），后排入井下水仓。疏水系统设施设备主要有：水沟、集水坑、密闭墙、排水管路、探水钻机及配套设备、小水泵等。（2）预筑防火墙矿井为防止采掘工作面自然发火及采空区发火，需设置防火墙及预留防火墙位置。采煤工作面回采结束后，须及时砌筑永久性封闭。井下发生火灾不能直接灭火时，必须砌筑防火墙，封闭火区。井底设消防材料库，内有足量砌筑防火墙材料，并备有专用车辆，材料可直接运往井下各使用地点；另外，也可在采区内适当地点设临时材料储备硐室，内置砌筑防火墙的材料。预筑防火墙的位置237、：回采工作面顺槽：进风顺槽内应设在工作面停采线外部，距离不小于大巷保安煤柱尺寸，且需在各联络巷与顺槽交叉地点以里；回风顺槽内除上述要求外，防火墙应位于通风设施及构筑物以里工作面一侧；各进风顺槽间、各回风顺槽间不使用的联络巷应密闭；所有与工作面连通的顺槽、巷道都应按要求预留防火墙位置。掘进工作面：应参照回采工作面顺槽预留要求因地制宜选定防火墙预留位置，所选地点应在通风设施及构筑物、交叉巷道以里；双巷（多巷）同时掘进时，各巷道都应分别预留防火墙位置，巷道间不使用的联络巷道应及时密闭；与掘进工作面连通的所有巷道内，都应预留防火墙位置。矿井的两翼，各生产水平之间，井下相邻采区间，井下自燃煤层或区域与其238、它煤层或区域连通的巷道间，其它可能发生煤炭自燃并可能蔓延危害到与其连通地点的巷道内等。8）灌浆前疏水和防止灌浆后溃浆。（1）黄泥灌浆后的脱水与排水十分重要，必须采取有效措施，保证安全排水和安全生产。应加强水情观测，记录采空区的灌水量和排水量，及时调整灌浆次数、灌浆量或提高泥浆浓度。注意探查灌浆积存水的位置、水量及水流方向，及时打钻放水或利用水泵排水，将水引至井底水仓。砌筑挡水墙堵水暂时存储逐渐引放。构筑滤水密闭堵截泥沙；开掘专用泄水道泄除积水。（2）采用充填灌浆措施处理火灾或发火隐患时，为防止发生溃浆事故，充填时应符合下列要求：要使用渗水性强的材料做围堰壁。如果采用木板做围堰壁时，必须预留泄水239、孔。围堰的四周要同巷道帮壁接实打牢。围堰构筑好后，背好套棚，打齐、打牢中心顶子。充填流量要均匀适度，切忌流量忽大忽小，接近充满时，要适当减少流量。充填灌浆时应设压力表并设专人观察，当发现管路压力大时，要及时打开安全阀，释放压力，停止充填注浆。充填时，在充填地点前后两端各50m范围内，除监护人员外，其他人员一律禁止在充填区域逗留。附黄泥灌浆系统布置平面图6-3-4。2.井下阻化剂喷洒系统1)阻化剂防火原理阻化剂大都是吸水性很强的溶液，当它们附着在易被氧化的煤体表面时，吸收了空气中的水分，在煤体表面形成了含水液膜，从而阻止了煤与氧的接触，起到了隔氧阻化作用；同时水在蒸发时吸收热量，使煤体降温，从而240、抑制煤的自热和自燃，延长自然发火期的作用。2)阻化剂选择原料来源广泛，价格便宜，制备、使用方便，不会大幅增加采煤成本；对人、设备及正常生产无影响；具有较好的渗透性和附着性；阻化率高，阻化寿命长。目前，我国常使用的阻化剂有水玻璃(Na2OnSiO2)、氢氧化钙Ca(OH)2、工业CaCl2及卤块(工业MgCl2)等。其中水玻璃模数n严格要求在12之间，且其成本较高，吨煤成本高；氢氧化钙溶解度较小，和水混合而成是混浊液，且碱性强，具有很强的腐蚀性，对注液设备的防腐蚀性要求高，又因为其溶液是颗粒悬浮状混浊液，颗粒大小对使用泵和封孔器的正常运行产生影响；而工业CaCl2来源广、供应稳定、成本低，故选用241、工业CaCl2作为阻化剂。3)阻化剂浓度确定阻化剂浓度的合理性是降低成本、提高阻化效果的重要方面。根据国内矿井使用效果来看，20%的溶液阻化率较高，阻化效果较好；10%的阻化液也能防火，但阻化率有所下降，因此，阻化剂浓度控制在15%20%之间，一般不小于10%，可暂定把浓度控制在20%，以后根据实际的阻化效果进行适当调整，并采用重量法进行浓度测定。4)阻化剂防火系统选择目前我国煤矿常用永久式、半永久式和移动式三种喷洒压注系统。永久式：在地面建立永久性的储液池，从储液池铺设一趟管道到采煤工作面上下口。利用静压或泵加压进行喷洒或压注，适用于井下范围小，采煤工作面距地表较浅的矿井；半永久式：在采区上242、下山或硐室内设置储液池和注液泵，从注液泵出口到采煤工作面上、下口铺设管道，阻化液从储液池经加压泵输送到工作面平巷，经喷洒软管和喷枪，喷洒在采空区浮煤上；或经软管，注液钻孔，压注于煤体或发热区，可为一个采区或一个区域服务；移动式：储液箱和注液泵安装在平板车上，放置在采煤工作面的平巷中，距工作面30m左右，经过输液管路将阻化剂输送到工作面进行喷洒，该系统工艺简单、施工快、投资小、机动性大。设计确定本矿井选用移动式阻化剂喷洒压注系统，在采煤工作面向采空区的遗煤喷洒阻化液防止煤炭自燃。5)阻化剂防火装备液压泵是阻化剂防火技术中的关键设备，BH-40/2.5型煤矿用液压泵体积小，重量轻，运输携带方便，尤243、其对于井下自然条件较差，设备和人员运行不方便，难以运进较大设备的地点最为合适。该泵可用喷枪直接向残煤喷射阻化剂，又可利用雾化喷头喷雾，还可用于向煤体压注阻化剂。其主要技术规格如下：型式：煤矿井下轻便型担架式；外形尺寸：(长宽高)1500360450mm；转速：700800r/min；额定流量：40L/min；工作压力：12.5MPa；电压： 380/660V；功率：2.2kW6)阻化剂防火工艺在工作面皮带顺槽适当位置(尽量靠近工作面)放置两辆矿车作为阻化剂药箱，交换使用，按需浓度(20%)将工业CaCl2倒入1吨矿车内，用临时供水管路按比例加足清水，配成溶液搅拌均匀后，用BH-40/2.5型煤244、矿用液压泵(置于平板车上)将阻化液沿顺槽和大溜电缆槽下方铺设(每20m安一三通接一截止阀)的25mm高压胶管压至工作面，与13mm的胶管和喷枪相连。一台泵配一支喷枪，由专人手持喷枪，从支架间隙向采空区喷洒，每间隔5组支架喷一次，每次喷洒至少6min，流量不小于35L/min。正常回采期间安排在检修班喷洒一次，如遇停产、过断层、收尾等情况时，必须对采空区加大喷洒频率。喷洒系统工艺图如下图所示。8654322采空区工作面179 移动式喷洒系统工艺图1-供水管路；2-药液箱；3-吸液管；4-压力表；5-阻化多用泵；6-高压胶管；7-阀门；8-三通；9-喷枪7)阻化剂喷洒量计算工作面一次喷洒药液量的计245、算：式中: V采煤工作面一次喷洒阻化剂的药液量，m3； K1易自燃部位药液喷洒加量系数，一般取1.2； K2采空区遗煤容重(按采区遗煤煤样实测)，0.9t/m3； L工作面长度，100m； S一次喷洒宽带，7.2m； H遗煤厚度，0.2m； A遗煤吸药量，(在采空区采取煤样，由试验确定)，0.058 m3/t； 阻化液容重，1.11t/m3。V=1.20.91007.20.20.058/1.11=8.1m3采煤工作面一次喷洒阻化剂的药液量8.1m3。四、水灾预防（一）掘进巷道过程中，一定要坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则。在采空区、构造带附近掘进时,更应引起重视,必须有掘必246、探。（二）防止越界开采，各类防水煤柱按设计留足。（三）雨季来临之前作好防洪准备，防止洪水从一切可能的通路涌入井下，危害矿井。随时处理地面塌陷裂缝防止洪水灌入井下。（四）定期清理水仓及大巷水沟。（五）按煤矿安全规程配备排水系统。主变电所、水泵房设密闭门。（六）采掘工作面接近含水层、导水断层、溶洞和导水陷落柱时，必须确定探水线进行探水，经探水确认无突水危险后，方可采掘。（七）加强钻场附近的巷道支护，并在工作面迎头打好坚固的立柱和拦板；（八）清理巷道，挖好排水沟；（九）在打钻地点或附近安设专用电话；（十）测量和探放水人员必须亲临现场，依据设计，确定主要探水孔的位置、方位、角度、深度以及钻孔数目；（十247、一）钻进时发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻等异状时，必须停止钻进，但不得拔出钻杆，现场负责人员应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。（十二）探放老空水前，首先要分析查明老孔水体的空间位置、积水量和水压。老孔积水区高于探放水位置时，只准打钻孔放水；探放水时，必须撤出探放水点以下部位受水害威胁区域内的所有人员。探放水孔必须打中老空水体，并要监视放水全过程，核对放水量，直到老空水放完为止；（十三）钻孔放时水，必须设专人监测钻孔出水量，测定水量、水压，做好记录。若水量突然变化，必须及时处理，248、并立即报告矿调度室。（十四）排除下山的积水必须有矿山救护队检查水面上的空气成分，发现有害气体，必须及时处理。排水过程中，如有被水封住的有害气体突然涌出的可能，必须制定安全措施。如果含水层不具备疏水降压条件，必须采取注浆加固煤层底板、留设防水煤柱。(十五)结合该矿的实际情况，水灾防治是本矿的重点。1.矿井地表水综合治理措施：1）每年汛期前必须将井口周围的导水沟渠挖好疏通，并由专人负责。2) 必须经常检查井田地表是否存在导水裂隙或其它导水通道，发现裂隙及其它导水通道，应及时将其回填封实。矿区的基岩裂隙，塌陷裂缝、溶洞、废弃的井筒和钻孔等，可能成为地表水进入矿内的通道，应该用黏土或水泥将其填堵。容易249、积水的洼地、塌陷区应该修筑泄水沟，泄水沟应该避开露头、裂缝和透水岩层。不能修筑沟渠时，可以用泥土填平夯实并使之高出地表。大面积的洼地、塌陷区无法填平时，可安装水泵排水。3) 报废的斜井应当填实封堵，或者在井口以下斜长20m处砌筑1座砖、石或者混凝土墙，再用泥土填至井口，并加砌封墙。4）当矿井井口附近或者塌陷区内外的地表水体可能溃入井下时，应当采取安全防范措施。在地表容易积水的地点，应当修筑沟渠，排泄积水。修筑沟渠时，应当避开露头、裂隙和导水岩层。特别低洼地点不能修筑沟渠排水的，应当填平压实。如果低洼地带范围太大无法填平时，应当采取水泵或者建排洪站专门排水，防止低洼地带积水渗入井下。对于漏水的沟250、渠（包括农田水利的灌溉沟渠）和河床，应当及时堵漏或者改道。地面裂缝和塌陷地点应当及时填塞。进行填塞工作时，应当采取相应的安全措施，防止人员陷入塌陷坑内。在有滑坡危险的地段，可能威胁煤矿安全时，应当采取防止滑坡措施。5）严禁将矸石、炉灰垃圾等杂物堆放在山洪、河流可能冲刷到的地段，以免冲到工业场地和建筑物附近或者淤塞河道、沟渠。6）对于正在使用的钻孔，应当按照规定安装孔口盖。对于报废的钻孔，应当及时封孔，防止地表水或含水层的水流入井下。观测孔、注浆孔、电缆孔、与井下或者含水层相通的钻孔，其孔口管应当高出当地最高洪水位。7）矿井应当建立暴雨洪水可能引发淹井等事故灾害紧急情况下及时撤出井下人员的制度，251、明确启动标准、指挥部门、联络人员、撤人程序等。当发现暴雨洪水灾害严重可能引发淹井时，应当立即撤出作业人员到安全地点。经确认隐患完全消除后，方可恢复生产。8）矿井在雨季前，应当全面检查防范暴雨洪水引发事故灾难防范措施的落实情况。对检查出的事故隐患，应当落实责任，并限定在汛期前完成整改。防治水工程应当有专门设计，工程竣工后有矿井总工程师负责组织验收。2.本井田共发育4条断层，落差为6120m，均为正断层；共发现陷落柱1个。在今后的生产中应引起高度重视在该断层两侧留设足够的防水煤柱，先探后掘，超前探水，随时监测涌水量变化及水质变化。对于本矿井来说，采空区积水也是主要水患之一，由于本矿开采时间较长，采252、空面积大，估计早期采空区低洼处有少量积水，井田范围内上组煤03、2+3、4号煤层红崖子断层东南基本采空，03、2+3号煤采空区积水会沿着4号煤层开采形成的导水裂隙带进入4号煤层，4号煤层存在2处积水，积水总面积为39.14k（m2）；8号煤层有积水2处，并且随着时间推移，采空区会集聚大量积水，采空积水势必为矿井造成事故隐患。设计留有足够的安全煤柱。进行采掘活动前，要进一步查清采空区、老空的积水分布范围、水量和可能的过水通道，加强采空区的积水管理工作，及时定期疏排采空积水。开采下部煤层时，必须对上部煤层采（古）空区积水及时进行探放，以防水害事故发生。矿井配备YTD400(A)型全方位探测仪和YC253、S40（A）型防爆直流电法仪探视工作面周围采空区积水情况，及时打探水钻，疏干工作面周围采空区积水后，方能正式开采。在今后工作过程中应注意随时调查和探测断层、隐伏构造的导水导气和采空区积水、积气情况。井田周边小煤窑开采历史悠久，采空区范围大，应详细调查是否越界开采和采空积水情况，生产中工作面开采前对采空积水必须提前探放，待全部探放工作完成后方可组织生产。在基建和生产中必须坚持“预测预报、有掘必探，先探后掘、先治后采”的防治水原则，做好各项安全措施，确保矿井安全正常生产。3. 井田内含水性好的是中奥陶统岩溶含水层，其水位标高约904907m。井田内红岩子断层南03、2+3、4、7号煤层不带压，8号254、9号煤层带压范围仅限于西南部小范围；红岩子断层以北7、8、9、10全部带压，其余煤层大部分带压。根据经验:有构造破坏的地区，安全突水系数为0.06（MPa/m）。无构造破坏的地区，安全突水系数为0.10（MPa/m），本井田为有构造破坏地区。各煤层突水系数均小于临界突水系数0.06MPa/m，故奥陶系灰岩岩溶水对井田内各煤层突水的可能性较小。但靠近红崖子大断层，奥灰水对煤层开采影响很大，存在突水可能，并且不排除该断层导水的可能性，因此在今后的生产中应引起高度重视，将来开采时一定在该断层两侧留设防水煤柱，先探后掘，超前探水，随时监测涌水量变化及水质变化，在井下采区水仓增设强排水系统。五、顶板管255、理（一）严格控制控顶面积，使其限制在作业规程规定的范围内。（二）回采工作面初次来压、周期来压、顶板异常，在集中压力带下和回采工作面收尾时，必须制定相应的特种支护措施。（三）及时支护，严格敲帮问顶制度，存在隐患时要处理后再作业。（四）井下职工必须进行培训学习，贯彻规程，做到应知应会，持证上岗。（五）加强顶板监测，避免冒顶事故。（六）采掘工作面过断层时，要加强支护，保证安全。（七）工作面支柱必须及时支护，架设牢固，并有防倒安全措施。工作面应严格按照作业规程操作。六、其它为了保证矿工的生命安全，预防突发性灾害事故的发生，矿井应配备完善的安全仪器仪表，安全监测监控设备，为矿井安全生产提供良好的基础。（256、一）所有井下人员必须随身携带自救器，以便预防突发灾害。（二）井下设置安全器材硐室，按规定配备各种安全仪器和测量仪表。（三）建立健全各项“操作规程”、“作业规程”及有关规章制度。（四）发爆器由专人管理负责。（五）严格执行煤矿安全规程及国家有关法规、政策。七、避灾路线矿井投产前，应制定各种灾害的避灾路线，井下一旦发生灾害事故，应根据灾害的性质，严格按规定的避灾路线安全撤离。（一）当井下发生瓦斯爆炸、火灾时，必须首先佩戴好自救器。位于灾害进风侧的人员，沿迎风方向组织撤离，选最短路线，迅速撤到地面。位于灾害回风侧的人员，选择最近的贯眼，进入进风侧，迎风撤离。（二）如地面风机反风，应选择相应避灾路线。（257、三）当井下发生水灾时，要先选择标高相对高的巷道，尽快撤至地面。如水已将退路封堵，应撤至上山头，保存体力，等待救援，并设法与地面联系。八、矿山救护矿井生产是地下作业，自然条件复杂，顶底板水、火、瓦斯、煤尘、顶板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，设矿山救护队。该矿为中型矿井，矿方与太原市矿山救护大队签订了救护协议，该矿的救护工作依托该救护队负责。太原市矿山救护大队驻地在太原市，在古交驻有救护中队，距离该矿较近，30分钟内可以到达。本矿不建辅助矿山救护队。第四节 六大系258、统根据“国家安全监管总局、国家煤矿安全监察局安检总煤装【2011】15号文和33号文，本矿井必须设置安装监测监控系统、井下人员定位系统、压风自救系统、供水施救系统和通信联络系统、紧急避险系统六大系统。一、建设完善矿井监测监控系统。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、风速等的动态监控，为煤矿安全管理提供决策依据。本次设计利用原有1套KJ70N型环境安全监测及生产监控系统。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。健全完善规章制度和事259、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。二、建设完善煤矿井下人员定位系统。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，做好系统维护和升级改造工作，保障系统安全可靠运行。本次设计选用1套KJ106型矿井人员考勤定位系统。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。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260、。三、建设完善矿井压风自救系统。按照煤矿安全规程要求建立压风系统的基础上，所有采掘作业地点在灾变期间能够提供压风供气，建设完善压风自救系统。地面空压机站设置于副斜井井口附近，内设3台OGLC110A-20/0.75型空压机，利用矿方已有的2台，新增1台。正常生产使用风动工具及井下发生安全事故向井下人员供气时，均为2台同时工作，1台备用。空气压缩机应设置在地面；掘进工作面要安设压风管路，并设置供气阀门。（一）空压机安装在地面，能有效为井下作业点供风。（二）压风自救系统设在压缩空气管路上，为所有采掘作业地点提供压缩空气。（三）压风自救系统设置在距离采掘工作面25-40m巷道内、放炮地点、撤离人员与261、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设置一组压风自救系统。（四）每个压风自救系统一般可供5-8人使用，压缩空气供给量，每人不少于0.3m3/min。（五）井下压风管路要采取保护措施，防止灾变破坏。四、建设完善矿井供水施救系统。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。井下消防、洒水采用合流制系统，水源来自处理后的井下排水，水质符合井下消防洒水262、水质标准，供水由地面静压清水池供给，管道由副井引入井下，因地面静压水池与井底高差为200m400m，消火栓的静压不得大于1.0MPa，出口压力不得大于0.5MPa，给水在井底经减压阀减压后，送至各消防洒水用水点。井下消火栓及消防支管出口压力一般为0.4MPa，井下其它各用水设施出口压力大于1.0MPa的采用动压给水。五、建设完善矿井通信联络系统。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。在井下中央变电所、主水泵房、回采工作面、掘进工作面、避难硐室、采区水平最高点等重要场所均设KTH8型调度电话。共设15263、部。在井下中央变电所与主副井工业场地10kV变电所之间、井底煤仓上、下之间、地面黄泥灌浆站与灌浆点之间、井下水泵房、井下中央变电所、矿井10kV变电所、矿山救护队、地面通风机房、永久避难硐室等重要场所均设有直接与矿井调度监控中心通话的直通电话。对联系频繁的主要生产环节如主井提升系统、地面生产系统、采区各运输设备之间，在各系统内部设扩音电话。选用1套KT105A矿井无线通信系统，网络覆盖全矿井，实现地面及井下小灵通用户的移动通讯，并与矿调度系统联网。煤矿井下选用一套XYP-2010智能广播系统，为井下工人提供音乐和安全知识教育。六、建设完善井下紧急避险系统。按照煤矿安全规程的要求，为入井人员配备264、额定防护时间不低于30分钟的自救器。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扩护时间内不能安全撤到地面的，必须在距离采掘工作面1000米范围内建设避难硐室或救生舱。本次设计初步考虑矿井移交生产时在井底车场附近轨道大巷与胶带大巷连接处布置一个可容纳85人的永久避难硐室，永久避难硐室生存室净宽为3.0m，净高3.3m，净断面积8.93m2 ，长度50m。服务范围为井底车场、主水平大巷、一采区中的工作人员、采掘工作面人员及其他工作人员约70人。本设计为入井人员配备额定防护时间不低于45分钟的ZY-45型压缩氧自救器，全矿井按全部下井人员每人1台配备，再增加配备总数265、的10%，全矿井共配备419台，另在永久避难硐室配备102台，全矿井总共配备521台。山西远通煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（修改版）第七章 提升、通风、排水和压缩空气设备第七章 提升、通风、排水和压缩空气设备第一节 提升设备矿井为斜井开拓，生产能力为450kt/a。主井净宽3.0m，斜长374.7m，倾角为1836，担负矿井煤炭提升任务；副井净宽2.9m，倾角为2836，为单钩串车辅助运输。一、主提升设备（一）原始参数及物料特性本输送机为原煤运输带式输送机，输送机机长L=391m，提升高度H=124.7m，倾角=18.6；输送能力Q=120t/h，原煤松散密度=1000kg/m3，266、粒度a=300mm，每米胶带机上物料重量qG=16.7kg/m。采用液压绞车张紧。系统布置见插图7-1-1。（二）初步设定参数输送机带宽B=800mm，速度V=2.0m/s，承载分支托辊间距a0=1.2m，回程分支托辊间距 aU=3.0m，每米上托辊转动部分重量qRO=6.45kg/m，每米下托辊转动部分重量 qRU=2.39kg/m；运动阻力系数:f=0.03；胶面滚筒直=630mm，磨擦系数=0.3。托辊槽角=45，上托辊直径=89mm，L=315mm，轴承为6205/C4。下托辊直径=89mm，L=950mm，轴承为6205/C4。导料槽长度4500mm，输送带为钢丝绳芯阻燃输送带，强度267、为St=630N/mm ，每米胶带自重: qB=15.2kg/m。3.输送机输送能力计算Q=(Ar)/(33016)=(4500001.2)/ (33016) =102.4t/h取Q=120t/h式中：A-矿井年产量，r-运输不均系数。输送机输送能力验算Q=3.60.07472.00.701000=376.5t/h120t/h，满足使用要求。年产量计算A=(12033016)/1.15=68870(t)=55.1(万t)。4.输送带宽度确定B=Q/KC= 120/(4001.02.00.700.9) =0.546（m）式中：Q-小时运输能力；K-断面系数；-物料容重；-运输速度；C-倾角系数；268、-速度系数。故选用B=800mm胶带。输送带宽度验算B2+200=800mm800mm （最大粒度=300mm） 满足要求。5.圆周力及传动功率计算1)主要阻力FHFH=fLgqRO+qRU+(2qB+qG)Cos式中：f=0.03 g=9.81mm/s2 L=391m =18.6qRO=6.45kq/m qRU=2.39kg/m qG=16.7kg/m qB=15.2kg/m代入式中得FH =6154.0(N) 2)主要特种阻力FS1FS1=F+FglF=0Fgl(物料与导料槽板间摩擦力)=2I2VgL/v2b12=54.74(N)式中：2=0.7 IV=0.034 b1=0.495 L=4269、.5FS1=F+Fgl=0.0+54.74=54.74 (N)3)附加特种阻力FS2FS2= Fa+n3 FrFa犁式卸料器附加阻力，本设备没有犁式卸料器，故Fa=0n3 Fr(清扫器阻力)=n3AP3 式中：n3=1 3=0.7 A弹=0.008 A空=0.012 P=10104代入式中得FS2=1400（N）4)倾斜阻力FstFst= qGgH=16.79.81124.7=20429.23(N)5) 圆周力FuFu=CFH+FS1+FS2+FSt =1.36154+54.74+1400+20429.23 =29884.17(N)6)传动功率计算PAPA=( FuV)/1000 =59.77270、(kw)采用单电机驱动，K=1.196PM=1.196 PA=71.5(kw)故选用YB315S-4型电动机1台，N=110kW。6.张力计算1)按不打滑条件F2（S1）minFUmax/（e-1）=KAFU/（e-1）式中：=0.3 1=210 2=210 e=3 F2（S1）min22413.13(N)2)按垂度条件承载分支 Fmina0(qB+qG)g/8(h/a)adm=4870.67(N)回程分支 Fmin（aUqBg）/8(h/a)adm=6033.15(N)3)各特性点张力根据不打滑条件，传动滚筒奔离点的张力为22413.13N，令S1=22413.13（N），则各点张力如下表：271、150山西远通煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 第七章 提升、通风、排水和压缩空气设备序号计 算 公 式不打滑条件双传动1S2=S122413.132S3=1.02S222861.393S4=S3+ fLig(qRU+qB)+1.5Fr-qBHg8391.224S6=S5=1.02S 8559.055S7=1.04S68901.416S8=S7+ fLgqRO+(qB+qG)COS+ FS1+FSt+ qBHg52200.907S10=S9=1.04S8 54288.948S12=S11=1.04S1056460.504)确定传动滚筒合张力传动滚筒合张力F1= S1+ S12=7887272、3.63(N)5)确定各滚筒的合张力 （略）7.确定传动滚筒FUmax=44.83kN初选滚筒直径为800mm，则传动滚筒最大扭矩为Mmax= FU1D/2=17.93kNm。查表知:选用8080.3型传动滚筒，许用扭矩20kNm，许用合力110kN。滚筒扭矩、许用合力均满足使用要求。8.拉紧装置计算F0=S6+S7=17460.46(N)拉紧采用尾部绞车张紧，绞车为YZL400型，牵引力为50kN。配电机功率为5.5kW。9.输送带选择Fmax=FU+S1=52297.3(N)计算胶带张力为56460.5(N)选用钢丝绳芯阻燃带，其安全系数应为79。设计安全系数n1= GxB/Fmax=8.273、9，满足要求（St=630N/mm)。10.逆止器计算FL=FST-0.8fgL(qRO+qRU+2qB)+HqG/sin =20429.23-2059.8=18369.43(N)作用于传动滚筒上的逆止力矩M/L=FLD/2000=7.35kNm。逆止器选用NYD130型，其逆止力矩为16kNm,满足规范1.5倍的要求。作用于高速轴上的制动转矩ML=M/L/iL=0.28kNm。制动器选用YWZ5-400/50型，其制动转矩为(0.40.8)kNm，满足规范1.5倍的要求。11.计算选型结果如下1)输送机：DTL800/12/1110，B=800mm，V=2.0m/s，L=391m，=18.6274、，Q=120t/h。头部下带800mm胶面滚筒驱动，液压绞车拉紧；2)输送带：输送带采用钢丝绳芯阻燃带，B=800mm，St=630N/mm；3)减速器：ZSY400-31.5，i=31.5，1台；4)制动器：YWZ5-400/50，1台；5)逆止器 NYD130，16kNm，1台；6)电动机 YB315S-4，N=110kW，1台。配电及控制：主斜井井口房内设低压配电室，两回0.4kV电源分别引自主副工业场地10kV变电所0.4kV不同母线段。采用GGD型低压开关柜对主斜井带式输送机进行配电及控制。带式输送机监控选用KJ2002胶带电控装置1套，设有防跑偏、打滑、断带、沿线急停开关等保护及信275、号装置。二、副斜井提升设备副斜井提升采用单钩串车提升方式，担负矿井的提升人员、矸石、下放材料及大件等辅助提升任务。副斜井提升设备选用1部JTP-1.6型单滚筒提升机，配YPT型8极交流变频电动机，额定功率160kW,电压380V, 额定转速738r/min。提升系统最大速度Vm=3.09m/s。选用20NAT67+Fc 1670ZS221 140型(GB/T 8918-2006)钢丝绳，钢丝绳直径d=20mm。副斜井提升设备选型计算：（一）设计依据1.年生产能力An=450kt/a；2.井筒提升斜长L1=269.7m，倾角=2836；3.提升方式：单钩串车提升，井上为平车场；4.散矸容重：1.276、7t/m3；5.最大班提升量：下井人数 66人；矸石 17.05t/班材料 20车/班；设备 2次/班；保健 1次/班；炸药、雷管 2次/班；其它作业 5次/班；最大件为移动变电站，整体重量5.0t （不含平板车重）。6.提升容器：提矸时采用MF0.75-6型0.75t翻斗式矿车,矿车自重374kg。名义载重750kg，最大载重1275kg，每钩3辆。下料时采用MC1-6B型材料车，矿车自重515kg；名义载重1000kg，最大载重2000kg，每钩3辆。提最大件时采用MP3-6型平板车，自重530kg，最大载重量为5.5t。每钩1辆。人车选用XRB8-6/3型斜井人车，每列车由1节头车和1节277、挂车组成，头车自重1600kg，挂车自重1000kg，列车满载16人。（二）选型计算1.钢丝绳选择：（1）钢丝绳绳端荷重：提矸时：提最大件时：上提物料时：提人时： （2）钢丝绳单重 提矸时：Pb=1.08kg/m提最大件时：Pb=1.20kg/m 上提物料时：Pb=1.10kg/m 提人时： Pb=0.99kg/m式中：B钢丝的抗拉强度，B =1670MPa；m安全系数，提物时m=7.5；提人时m=9.0；Lc钢丝绳的悬垂斜长，Lc=319.7m；f1矿车与轨道的摩擦系数，f1=0.01；f2钢丝绳与地辊及部分地板的摩擦系数，f2=0.2。选用20NAT67+Fc 1670ZS221 140型278、(GB/T 8918-2006)钢丝绳，钢丝绳直径d=20mm，抗拉强度B=1670MP，单位重量Pk=1.40kg/m，钢丝绳最小破断拉力总和250.6kN。（3）钢丝绳的安全系数校验： 提矸时： 提最大件时：上提物料时：提人时： 所选钢丝绳合适。2.提升绞车选择（1）滚筒直径D设计选用1部JTP-1.6型单滚筒提升机，提升机参数如下：滚筒直径1.6m，滚筒宽度1.2m，滚筒个数1个，最大静张力FZ=45kN,减速比i=20。最大提升速度Vm=3.09m/s。机器变位重量3618.9kgm2。（2）滚筒宽度验算 式中：绳圈间隙，=2.0mm；钢丝绳在滚筒上缠绕2层，符合煤矿安全规程。（3）最279、大静张力计算提矸时： 提最大件时：下料时： 提人时： 提大件时作用在滚筒上的静张力最大：由以上计算可知，滚筒强度满足要求。3.提升系统选用1套TSG-1600/11型井上固定天轮，直径1600mm， 绳槽半径r=11mm，适用绳径范围18.520mm。变位质量222kg。副斜井平车场单钩串车提升系统见图7-1-2。1614.电动机功率计算式中：K电机功率备用系数，K=1.15；c减速机的传动效率，c=0.92选用YPT型8极交流变频电动机，额定功率160kW,电压380V, 额定转速738r/min。最大转矩与额定转矩之比=1.8，转动惯量8.9kgm2。按电动机额定转速核定的提升系统最大速度280、Vs 5.提升系统变位质量变位重量：提矸G=14918.8kg 大件G=15501.8kg 人员G=13691.8kg变位质量：提矸m=1520.77kgs2/m 大件m=1580.2kgs2/m 人员m=1395.7kgs2/m6.提升系统运动学及动力学计算副斜井单钩串车提矸、提大件、提人速度图、力图见图7-1-3、图7-1-4、7-1-5。7.电动机容量校验(按提大件计算)等效力计算:等效时间:等效力: 等效功率: 电动机过载系数校验：所选电动机满足要求，是合适的。8.电耗计算(按提矸计算)1)一次提升的实际电耗 kWh/次2）年电耗量9.最大班提升作业时间平衡表 见表7-1-2山西远通煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计（修改版）第七章 提升、通风、排水和压缩空气设备 表7-1-2 副井最大班净提