毕业设计说明书(修改批注) 2

太原理工大学继续教育学院采矿工程专业专科毕业设计

目 录

第1章 井田概况及地质特征 ............................................ 1 §1 矿区概述 ......................................................... 1 §2 井田地质特征 ..................................................... 4 §3 煤层的埋藏特征 ................................................... 8 第2章 井田境界与储量 ............................................... 11 §1 井田境界 ........................................................ 11 §2 地质储量的计算 .................................................. 11 §3 可采储量的计算 .................................................. 13 第3章 矿井工作制度及生产能力 ....................................... 15 §1 矿井工作制度 .................................................... 15 §2 矿井生产能力及服务年限 .......................................... 15 第4章 井田开拓 ..................................................... 16 §1 井田开拓方式的确定 .............................................. 16 §2 达到设计生产能力时工作面的配备 .................................. 21 第5章 矿井基本巷道及建井计划 ....................................... 23 §1 井筒、石门与大巷 ................................................ 23 §2 井底车场 ........................................................ 25 §3 建井工作计划 .................................................... 26 第6章 采煤方法 ..................................................... 27 §1 采煤方法的选择及依据 ............................................ 27 §2 确定采区巷道布置和要素 .......................................... 28 §3 回采工艺与劳动组织 .............................................. 29 第7章 井下运输 ..................................................... 37

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§1 运输系统和运输方式的确定 ........................................ 37 §2 运输设备的选择和计算 ............................................ 38 第8章 矿井提升 ..................................................... 50 第9章 矿井通风与安全 ............................................... 61 §1 风量的确定 ...................................................... 61 §2 矿井通风系统和风量分配 .......................................... 65 §3 计算负压及等积孔 ................................................ 70 §4 选取扇风机 ...................................................... 71 §5 安全生产技术措施 ................................................ 73 第10章 环境保护 .................................................... 79 §1 矿井建设对环境的影响 ............................................ 79 §2 各种污染的防治措施 .............................................. 80

附件

1、矿井井田开拓平面图 2、矿井通风系统图

3、采区巷道布置及机械配备平面图 4、采区巷道布置及机械配备剖面图 5、回采工作面详图 6、巷道断面图册 7、施工进度图 8、附表

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第1章 井田概况及地质特征

1.1 矿区概述

1.1.1 地理位置及交通条件

1）地理位置

山西煤炭运销集团裕兴煤业有限公司井田位于山西省高平市建宁乡曹家村-张家村-关家村一带，行政区划隶属山西省高平市建宁乡。地理坐标：东经113°05′15″～113°08′18″，北纬35°51′19″～35°53′08″。

2）交通条件

矿井西南距高平市18km，南距曲（沃）辉（县）公路约5km，交通十分便利（见交通位置示意图1-1-1）。铁路、公路交通情况见下表1-1-1。

表1-1-1 井田距邻近主要城市距离表

起止站 裕兴—高平 高平—长治 晋城—长治 晋城—太原 太原—焦作 铁路里程（km） 55 94 374 434 公路里程（km） 18 55 80 335 480 1.1.2 矿区的工农业生产建设情况

区内以农业为主，主要农作物有小麦、玉米、高粱和谷子等。工业主要有煤矿、铝土矿等采掘业。

1.1.3 矿区电力供应基本情况

矿井供电采用两回35kV专用电源线路供电，一回LGJ-95mm2引自距矿井工业场地约8km处的礼义110kV变电站35kV母线段，另一回LGJ-95mm2引自距矿井工业场地约9km处的秦川220kV变电站35kV母线段。

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图1-1-1 交通位置示意图

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四、矿区的水文简况

矿井开采15号煤层，采空区积水、老空水、顶板石灰岩岩裂隙水水害隐患是防治水工作的重点。应严格按照“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的技术原则，认真做好防水、探水、疏放及排水工作，总的认为采掘工程不受水害影响。

五、矿区的地形与气象

井田属东亚暖温带大陆性气候，一年内四季分明，夏季多雨，春秋季多风少雨，冬季寒冷。据高平市气象部门近年的资料统计：无霜期180天左右，年降雨量最大为1361mm，年均降雨量为599.7mm，雨季多集中在七、八月份，年平均蒸发量1857mm，超过年均降雨量的近三倍，旱季为12月到翌年2月。年平均气温10℃，一月份最冷，最低气温零下22.5℃，七月份最热，最高气温37.3℃左右；结冻期与降雪从11月至翌年3月；全年风向以西北风和东南风为主，一般冬季多为西北风，夏季多为东南风，最大风力为6-7级，一般为3-4级。最大风速一般为7.5m/s。

矿区属高烈度区，烈度为VI度，动峰值加速度为0.05g。

六、矿区开发史及周边小窑状况

根据2009年9月28日山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋煤重组办发[2009]44号《关于晋城市高平市煤矿企业兼并重组整合方案的批复》，山西煤炭运销集团作为主体对山西高平建宁荒窝煤业有限公司、山西高平建宁张家煤业有限公司、山西高平裕兴煤业有限公司、山西高平曹家煤业有限公司（关闭）、山西高平建宁何家煤业有限公司（关闭）及新增区进行了兼并重组整合，重组后更名为山西煤炭运销集团裕兴煤业有限公司。

现该矿范围内未发现有其他小煤矿开采，四邻范围内的煤矿与该矿矿界明确，未发现有越界开采情况。

表1-1-2 现有井筒特征表

井筒名称 主斜井 副斜井 回风立井 长度（m） 斜长342m 斜长378m 垂深178m 坡度 22° 20° 井筒用途 提煤、运人、进风兼作安全出口 运料、进风兼作安全出口 回风兼作安全出口

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§2 井田地质特征

一、地层

井田位于晋城矿区北部，广泛为大面积黄土覆盖区，中部及东部出露二叠系下统下石盒子组P1x、上统上石盒子组地层P2s。根据钻孔及区域资料，将该区地层由老至新分述如下：

1、奥陶系中统峰峰组（02f）

为含煤地层之基底，埋藏于井田深部。岩性为深灰、青灰色厚层状石灰岩，夹灰黄色、黑灰色泥灰岩，含次生石膏及侵染状黄铁矿，下部裂隙岩溶发育，并为方解石脉充填，局部为角砾状石灰岩，厚度一般70-94m。

2、石炭系中统本溪组（C2b）

平行不整合于下伏奥陶系石灰岩凹凸不平之古侵蚀面上，岩性、岩相及厚度变化较大，一般由灰色鲕状铝土岩、铝质泥岩、灰黑色泥岩组成，偶有灰黑色粉砂岩、夹菱铁矿及硫铁矿等组成。全组厚度1.49～13.11m，平均6.10m。

3、石炭系上统太原组（C3t）

区内主要含煤地层之一，以K1砂岩与下伏本溪组分界，并与之呈连续沉积，岩性主要为深灰色泥岩、砂质泥岩、石灰岩、细砂岩及煤层煤线组成。含稳定的灰岩4～8层，煤层6～8层，煤层多赋存于灰岩底部。该组厚度67.67～131.40m，平均116.47m。据岩性组合特征，自下而上可分为三个岩性段：

（1）一段（C3t1）（K1砂岩底～K2灰岩底）

岩性为黑色泥岩、粘土质泥岩、粉砂岩、砂岩及煤层组成。底部K1砂岩不稳定，局部缺失或可相变为粉砂岩，顶部为全区稳定可采的15号煤层。该段厚度7.90～18.12m，平均11.36m。

（2）二段（C3t）（K2灰岩底～K4灰岩顶）

由三层稳定的石灰岩及砂岩、泥岩、煤层、煤线组成，灰岩中含燧石结核和方解石细脉，动植物化石丰富，灰岩之下多有煤层赋存，底部K2石灰岩厚度大，层位稳定，是良好的标志层。该段厚度23.75～43.50m，平均36.51m。

（3）三段（C3t3）（K4灰岩顶～K7砂岩底）

岩性为深灰色泥岩、砂岩、粉砂岩、石灰岩及煤层组成，位于该段下部的9号煤层不可采。该段厚度59.90～77.90m，平均68.60m。

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累计标煤层柱状图志层层编分层变化范围号1:500及号厚度（m）岩 性 描 述330.36.563.80-8.00341112深灰-灰黑色泥岩，顶部为11号煤，厚0.15-0.30m，平均0.2m，中部夹薄层状灰岩K4下( )和12号煤，煤厚0.20-0.45m，平均0.30m。336.52339.65349.986.493.134.70-7.30351.72-3.8136K3深灰色生物屑微晶灰岩，生物屑含量75%左右，泥晶方解石胶结。灰黑色泥岩夹粉砂质泥岩，顶部13号煤厚0.12-0.50m，平均0.4m，不可采。深灰色生物屑微晶灰岩，含蜓类及螺类化石，生物屑含量50%-75%，胶结物为微晶方解石，含量20%-50%。黑色泥岩，有时相变为炭质泥岩，含少量黄铁矿结核。15号煤，半亮型，条带状结构，层状构造，含黄铁矿结核，夹矸0-3层。上部黑色泥岩夹薄层状粉砂岩，下部深灰-灰色铝土质泥岩，含菱铁矿颗粒。灰色中薄层状中细粒岩屑石英砂岩，颗粒支撑，孔隙式胶结，胶结物以硅质为主。灰-深灰色泥岩，含菱铁矿颗粒和黄铁矿团块，局部含铝土岩。10.335.28-14.963713356.76357.16361.65365.04368.126.780.404.495.40-7.80380.05-0.50394.17-5.2140K2153.395.50-13.20413.082.35-3.8042K1374.226.101.49-13.1143454.2280.0070.00-94.0044由灰-深灰色中厚层石灰岩，泥质灰岩，角砾状灰岩和白云质灰岩组成。 图1-2-2 地质综合柱状图

4、二叠系下统山西组（P1s）

K7砂岩底～K8砂岩底，为全区主要含煤地层之一，岩性由深灰—黑色泥岩、砂质泥岩、砂岩及煤层组成。上部为灰色、灰黄色砂质泥岩及泥岩互层，局部夹有二层不可采煤层；中部为黄灰色砂岩、砂质泥岩及3号可采煤层。下部为灰色砂质泥岩、有时相变为黄灰色细砂岩，中夹黄铁矿层及灰黑色泥岩。3号煤层位于该组中下部，全区稳定可采，平均厚3.78m，与下伏太原组整合接触。该组厚度39.25～66.15m，平均厚度51.06m。

5、二叠系下统下石盒子组（P1x）

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与下伏山西组为整合接触。底部发育一层厚0.50～20.68m的中粒岩屑石英砂岩（K8），风化后成同心圆结构，与山西组分界。中下部岩性以灰绿色泥岩为主，间夹砂岩；中上部以灰绿色、黄绿色砂岩为主，间夹砂质泥岩，顶部为灰色、灰紫色及杂色铝土质泥岩，具鲕状结构，呈网格状构造，其色鲜艳俗称“桃花泥岩”，有时相变为砂质泥岩。本组厚度50.00～85.00m，平均厚度60.59m。

6、二叠系上统上石盒子组（P2s）

主要岩性为杏黄色、黄绿色砂质泥岩及黄色泥岩互层，其中夹不稳定的黄绿色砂岩，底界以K10砂岩与下伏下石盒子组呈整合接触，最大残留厚度130m。井田北部、西北部大面积出露。

7、第四系中、上更新统（Q2+3）

中更新统（Q2）下部为浅红色至暗红色砂质粘土，含铁锰质薄膜，半胶结至不胶结，中部为灰黄色砂砾石，上部为浅红色砂质粘土，含钙质结核。上更新统（Q3）为黄色亚粘土，夹钙质结核，垂直节理发育，孔隙度大，常形成陡坎、陡壁。第四系在井田东南部大面积分布，一般厚0～25m，平均厚度10.00m。

二、含煤地层

本区含煤地层为山西组和太原组。

山西组含煤三层，即1、2、3号煤层。其中1号、2号煤层为不稳定的不可采煤层，一般为煤线或缺失。3号煤层全井田稳定可采，煤层平均厚3.78m，本组地层平均厚51.06m，可采煤层含煤系数7.40%。

太原组含煤8层，即5、7、8、9、11、12、13和15号煤层，其中15号煤为全井田稳定可采煤层。本组平均厚116.47m，可采煤层平均总厚4.49m，含煤系数3.86%。

三、井田内煤系地层的主要地质构造

本区位于太行山块隆西缘，晋获断裂带东侧。井田构造线方向与区域构造线方向基本一致。受区域构造影响，井田内发育以宽缓的背向斜构造为主，轴向大致北北东，两翼地层倾角3-8°；井田西部发育两条走向近东西向的正断层F1、F2。

F1断层东西走向，倾向南，落差10-25m，倾角75°，该断层在井田内延伸2000m左右，为井田的主要构造。该断层在3号煤层开采中和地表填图揭露。

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F2断层东西走向，倾向南，落差5-10m，倾角75°，该断层在井田内延伸500m左右，为井田的主要构造。该断层在3号煤层开采中和地表填图揭露。见断层特征一览表1-2-1。

表1-2-1 断层特征一览表

名称 F1 F2 倾向 S S 倾角 75° 75° 落差 5-10m 10-25m 性质 正 正 走向 W-E W-E 根据矿井3号煤层开采资料，井田内发现2处陷落柱存在（X1、X2），位于井田的西北部，在15号煤层底板直径约为130m左右，未见岩浆活动，井田构造应属简单类。

四、井田的水文地质及矿井涌水量概况

（一）水文地质

1、井田主要含水层

⑴第四系松散沉积物孔隙潜水含水层

该含水层主要为第四系松散沉积物，岩性为砂质粘土夹砂、砾，据水文地质调查，其含水层埋藏较浅，但富水性较差，受季节变化影响较大。

⑵二叠系碎屑岩类裂隙含水层

该含水岩组主要指石盒子组及山西组，含水层主要为K7、K8、K10等砂岩，其中除K10砂岩含水层因距煤层较远，与煤层之间又有厚层的泥岩及砂质岩隔水层，对煤层的开采影响较小外，其余两层砂岩含水层均对3号煤的开采有不同程度的影响。井田及其3号煤层矿坑涌水量较小，在雨季矿井涌水量增大。说明该含水层富水性弱，但受大气水的影响。

⑶太原组（C3t）砂岩、灰岩裂隙含水层

岩溶裂隙含水层K2、K3、K4、K5灰岩，沉积稳定，厚度变化不大。K2岩溶裂隙含水层为15号煤层顶板直接充水岩溶裂隙含水层。区内原晋平煤矿开采15号煤层资料，生产规模20kt/a，正常涌水量15 m3/d，最大涌水量30m3/d，说明富水性弱。分析认为，由于煤层埋藏，K2、K3、K4、K5灰岩含水层接受补给后，沿深部运移。结合区域资料，该含水层属弱～中等富水性含水层。

⑷奥陶系中统（O2）灰岩岩溶裂隙含水层

井田内2009年6月竣工的裕兴煤业有限公司水源井揭露该含水层，主要由深灰色厚层状灰岩、角砾状灰岩、薄层泥质灰岩组成的富水性强的含水层。出水层主要在上

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马家沟组及下马家沟组。钻孔抽水单位涌水量0.48L／s·m，水位标高为670m，属富水性中等含水层。结合区域资料，推测区内奥灰水水位为670～675 m之间，该含水层属中～强富水性含水层。

2、井田主要隔水层

⑴太原组底部及本溪组泥岩、铝土质泥岩隔水层

由太原组（C3t）底部泥岩及本溪组（C2b）铝土质泥岩形成的隔水层，该隔水层与奥陶系灰岩呈平行不整合接触，阻隔奥陶系岩溶水和上覆煤层的水力联系。

⑵二叠系砂岩含水层之间的层间隔水层

主要为泥岩、铝土质泥岩、砂质泥岩，厚度多为4～13m。该隔水层呈层状分布于各砂岩含水层之间，阻隔了各砂岩含水层之间的水力联系。 （二）矿井涌水量

开采3号煤层预计矿井正常涌水量取1400m3/d，最大涌水量为2200m3/d；开采15号煤层矿井正常涌水量为2700m3/d，最大涌水量为4100m3/d。

§3 煤层的埋藏特征

一、煤层及其围岩性质

现对本井田含煤地层中可采煤层叙述如下： 1、3号煤层

位于山西组中下部，上距下石盒子组底砂岩(K8)约33m左右，下 距太原组K6灰岩6～18m，根据本次井下揭露，煤层厚度为3.54～4.19m，平均厚度3.78m，含0～1层夹矸。煤层稳定。顶板为中粒砂岩、粉砂岩；底板为泥岩或细砂岩。属结构简单的厚煤层。井田内已基本采空。

2、15号煤层

位于太原组下部K2灰岩之下0.05～0.50m，上距3号煤层底板一般为80-120m，下距K1砂岩顶7.93m，煤层厚度4.17～5.21m，平均4.49m，常夹0～2层夹矸，结构简单～较简单。顶板多为K2灰岩，局部为黑色泥岩；底板为泥岩或粉砂岩。15号煤层属结构简单～较简单、全区稳定可采的厚煤层。井田内15号煤层仅2006年资源整合前山西高平晋平煤业有限公司开采。

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表1-3-1 煤层埋藏特征表

煤层号 煤层厚度 层间距 煤层结构 （含夹矸数） 可采性 稳定性 顶板岩性 底板岩性 泥岩、砂质泥岩 3号 3.54-4.19 3.78 简单（0-1） 80-120 100 简单-较简单 （0-2） 南部剥蚀 全部可采 稳定 泥岩、砂质泥岩 泥岩、石灰岩 稳定 泥岩、铝土质泥岩 4.17-5.21 15号 4.49 全区赋存 全部可采 二、煤的性质及品种

（一）煤的物理性质和煤岩特征

1、3号煤层：

为黑色，条痕褐黑色，似金属光泽，中—宽条带状结构，断口贝壳状、阶梯状，内生裂隙发育，块状构造。

3号煤层以亮煤为主，其次为暗煤，镜煤呈条带状。其宏观煤岩类型为半亮型煤。 2、15号煤层：

15号煤层均为黑色，条痕褐黑色，似金属光泽，中—宽条带状结构，断口贝壳状、阶梯状，内生裂隙发育，层状构造。充填物多为黄铁矿散晶及方解石细脉。15号煤层视（相对）密度为1.51t/m3。真(相对)密度为1.67t/m3。

15号煤层以亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤条带。含星散状黄铁矿及黄铁矿结核，镜煤呈条带状。属半亮型～半暗型煤。 （二）煤的化学性质

1、3号煤层

井田基本采空，据山西省煤炭工业局综合测试中心2004年9月21日检验报告（20043653）和山西煤矿安全装备技术测试中心2006年4月18日检验报告（2006-E9911）对荒窝煤矿和张家联办煤矿3号煤样（原煤）分析结果，原煤水分（Mad）为 1.94%-2.27%，平均2.11%；原煤灰分（Ad）为11.48%-14.62%，平均为13.05%，为低灰煤。原煤挥发分（Vdaf）为9.76%-9.99%，平均9.88 %，原煤硫分(St,d)为0.30%-0.39%，平均0.35%，为特低硫煤。

2、15号煤层

原煤水分（Mad）为 0.29%-3.30%，平均1.06%，浮煤水分（Mad）为0.14%-0.84%，

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平均0.36%。

原煤灰分（Ad）为12.18%-40.69%，平均为24.59%，为低灰-高灰煤。以中灰煤为主，高灰煤分布在本区东北部和西北部，低灰煤分部零星分布区内中部和南部。浮煤灰分（Ad）为5.24%-9.23%，平均6.48%。

原煤挥发分（Vdaf）为9.89%-15.14%，平均12.24%；浮煤挥发分（Vdaf）为8.72%-9.95%，平均9.33%，为特低挥发分煤。

原煤硫分(St,d)为2.12%-4.37%，平均2.89%，为中高硫—高硫煤。以中高硫煤为主，高硫煤分布在井田内YX-6和YX-10号孔附近。浮煤硫分(St,d)为2.27%-3.14%，平均2.70%。

15号煤层原煤空气干燥基低位发热量(Qnet,ad)变化在18.486-30.025MJ/kg之间，浮煤空气干燥基低位发热量(Qnet,ad)变化在31.070-33.181MJ/kg之间，原煤干基高位发热量(Qgr,d)变化在19.452-30.856MJ/kg之间,浮煤干基高位发热量(Qgr,d)变化在31.844-33.685MJ/kg之间，15号煤层属低热值－特高热值煤。

三、瓦斯、煤尘及煤的自燃发火期

（一）瓦斯

根据山西省煤炭工业厅文件晋煤发［2012］24号《关于晋城市2011年度矿井瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，山西煤炭运销集团裕兴煤业有限公司的矿井瓦斯绝对涌出量为1.41m3/min，属低瓦斯矿井。 （二）煤尘及煤的自燃发火期

据2008年11月28日由山西省煤炭工业局综合测试中心对山西高平裕兴煤业有限公司15号煤层的煤尘爆炸性进行了测试，测试结果为火焰长度为0mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为0%，煤尘无爆炸性危险。根据YX-2号孔采取15号煤层煤尘爆炸性试验结果(见表2-1-17)，其火焰长度0mm，扑灭火焰的岩粉量为0%，可见本区15号煤层之煤尘无爆炸危险性。

据2008年11月28日由山西省煤炭工业局综合测试中心对山西高平裕兴煤业有限公司15号煤层自燃倾向性进行了测试，测试结果为吸氧量0.99m3/g，自燃倾向性等级为Ⅲ类，属自燃煤层。

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第2章 井田境界与储量

§1 井田境界

2009年11月山西省国土资源厅为山西煤炭运销集团裕兴煤业有限公司颁发了采

矿许可证，证号为C1400002009111220045577。采矿许可证批准矿区范围由以下15个拐点圈定（西安1980坐标系）：

表2-1-1 井田边界拐点坐标一览表

点号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 北京54坐标系（6度带） 横坐标 3974940 3974000 3974000 3973500 3973500 3972450 3971675 3971675 3972700 3972700 3973220 3973220 3974000 3974000 3974940 纵坐标 19690120 19692100 19692200 19692200 19692620 19693155 19693155 19691000 19691000 19690300 19690300 19688540 19688540 19688840 19688840 西安80坐标系（6度带） 横坐标 3974891.21 3973951.20 3973951.20 3973451.19 3973451.19 3972401.18 3971626.16 3971626.16 3972651.18 3972651.17 3973171.18 3973171.18 3973951.19 3973951.19 3974891.20 纵坐标 19690051.63 19692031.66 19692131.67 19692131.67 19692551.67 19693086.68 19693086.69 19690931.65 19690931.65 19690231.64 19690231.64 19688471.61 19688471.61 19688771.62 19688771.61 批采3#-15#煤层，批准生产规模900kt/a，井田面积8.6689km2,开采深度由1120~850m标高。

§2 地质储量的计算

一、计算方法

1、矿井地质资源量

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本井田3、15号煤层为全区稳定可采煤层，属无烟煤。煤层倾角较小，小于15o，资源储量估算方法采用水平投影地质块段法，其公式为：

Q=S·M·D/10

其中：Q——块段煤层储量。(kt) S——块段煤层水平投影面积。k(m2) M——块段煤层平均厚度。(m) D——煤层视密度。(t/m3)

2）计算方法及有关参数的确定： ⑴面积：

采用中地mapgis软件直接在平面图上捕捉。 ⑵煤厚：

①煤层采用厚度：

简单结构煤层(煤层中不含夹石)，其本身的厚度即为储量估算的采用厚度。 复杂结构煤层(煤层中含有夹矸)，其储量估算采用厚度的计算方法按照中华人民共和国2002年12月17日发布的《煤、泥炭地质勘查规范》8.4有夹矸的煤层采用厚度的确定方法确定。

②块段平均煤厚：

系块段内及邻近钻孔煤层的采用厚度或开采巷道所揭露之煤厚的算术平均值。 甲、乙级及优质煤厚点参加各级资源储量估算。 ⑶视（相对）密度：

根据本次施工的钻孔煤心煤样化验资料：3号煤层的视密度为1.45t/m3 ；15号煤层的视密度为1.51t/m3 。

⑷块段划分：

以资源储量分级线、采空区边界线、井田边界线等作为块段划分。

经估算本井田共获得保有资源/储量53830kt。煤类全为无烟煤三号（WY3）。探明的资源/储量（111b）41950kt，占本井田资源/储量总和的78%；控制的资源/储量（122b）10370kt，探明的和控制的资源/储量（111b+122b）占本井田资源/储量的97%。详见表2-2-1。 2、矿井工业储量

根据矿方3号煤层实际储量情况，3号煤层资源/储量仅剩余1100kt，可采储量仅

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为478kt，服务年限仅为0.40a，设计矿方在15号煤层三采区开采前利用工作面搬家期间回收。

本矿井属地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，根据国家2005年9月颁发《煤炭工业矿井设计规范》，资源/储量333的可信度系数按0.9计取，矿井工业资源/储量按下式计算：

矿井工业资源/储量＝111b+122b+333k ＝38450+10370+1510×0.9 ＝50179kt

经计算，矿井工业资源储量为53679kt，工业资源储量计算汇总见表2-2-2。

二、地质储量

表2-2-1 资源/储量估算结果表 单位：kt

煤层煤类 号 3 WY3 资源/储量 111b 3500 122b 333 111b 111b+122b 111b+122b+333 111b+122b+333（%） 3500 48820 52320 3500 50330 53830 100 76 78 111b+122b 111b+122b+333（%） 100 96 97 15 WY3 38450 10370 1510 合计 41950 10370 1510 表2-2-2 工业资源/储量计算汇总表 单位：kt

煤层号 3 15 合计 煤 类 WY/03 WY/03 资源/储量（kt） 111b 1100 38450 39550 122b 10370 10370 333 1510 1510 111b+122b+333×0.9 1100 51279 51279 §3 可采储量的计算

一、永久煤柱留设

矿井永久安全煤柱包括：井田境界、断层及陷落柱、村庄等。

井田开采需要留设安全煤柱的主要有矿井工业场地、井筒、村庄及公路、井田境

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界、主要大巷。各种煤柱留设方法按照“设计规范”和“建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程”的有关规定，结合矿井开采中已留设煤柱的现状进行计算留设。

井筒煤柱：一级保护，围护带宽度20m，并结合已开采的留设现状确定。 工业场地煤柱：二级保护，围护带宽度15m，并结合已开采留设现状确定。 村庄煤柱：三级保护，围护带宽度10m，然后按照各岩层的移动角计算出各岩层的水平移动长度，所有岩层水平移动长度之和即为围护带外煤柱的宽度。

大巷煤柱：大巷两侧和大巷之间分别留设煤柱30m，采区边界煤柱20m。

二、可采储量

矿井设计可采储量按下式计算：

ZK=（ZS-P）·C

式中：ZK――矿井设计可采储量，kt； ZS――矿井设计资源/储量，kt； P――开采煤柱损失，kt；

C――采区回采率，煤层为厚煤层，采区回采率取75％。 经计算，矿井设计可采储量为30000kt。详见可采储量表2-3-1。

表2-3-1 矿井设计可采储量汇总表 单位：kt

开采保护煤柱损失 矿井设计储量 井筒工业场地 3 15 合计 1000 43500 44350 500 500 主要巷道及采空区 362 3000 3362 合计 362 3500 3862 160 10000 10160 478 30000 30478 开采损失 设计可采储量

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第3章 矿井工作制度及生产能力

§1 矿井工作制度

矿井设计年工作日为330天，采用“四六制”，即每天三班生产，一班准备，每日净提升时间16h。

§2 矿井生产能力及服务年限

一、矿井生产能力

根据2009年9月28日山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋煤重组办发[2009]44号《关于晋城市高平市煤矿企业兼并重组整合方案的批复》，山西煤炭运销集团作为主体对山西高平建宁荒窝煤业有限公司、山西高平建宁张家煤业有限公司、山西高平裕兴煤业有限公司、山西高平曹家煤业有限公司（关闭）、山西高平建宁何家煤业有限公司（关闭）及新增区进行了兼并重组整合，重组后更名为山西煤炭运销集团裕兴煤业有限公司，批准生产能力900kt/a。

综合考虑矿井的煤炭资源储量、煤层赋存条件，技术装备、开采技术条件、管理水平及以上种种因素，确定矿井设计生产能力为900kt/a。

二、矿井服务年限

矿井设计服务年限按下式计算： T=Zk/K·A

式中：T――矿井设计服务年限a； Zk――矿井设计可采储量，kt； A――矿井设计生产能力，900kt/a； K――储量备用系数，取1.4。 矿井设计服务年限为：

T＝30478（1.4×900）=24.2年

其中15号煤层：T＝30000/（1.4×900）=23.8年； 3号煤层：T＝478/（1.4×900）=0.4年。

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第4章 井田开拓

§1 井田开拓方式的确定

一、井筒位置、形式、数目及通风方式

（一）井筒位置、形式及数目

经现场勘察，原山西高平裕兴煤业有限公司矿井工业场地位于程家河村北，工业场地紧靠公路，交通运输便利，地面地形平坦，场地开阔，能满足本次设计要求，主、副斜井及回风立井已见15号煤层，井筒断面均能满足本次设计要求，主、副井落底后向北已布置一组南北向大巷，井下开拓系统已经形成，现有开拓系统能很好的满足首采区的开采，有利于后期开采兼并重组整合后井田中西部15号煤层。

故设计利用现有场地、井筒及大巷。

主斜井：净宽4.6m，净高3.80m，净断面：15. 20m2，倾角：22°，斜长：342m，装备0.8m宽大倾角带式输送机及架空乘人器，铺设行人台阶和扶手，担负全矿井煤炭提升任务及人员运输任务，兼做进风和矿井的安全出口。入井电缆及压风洒水管路沿该井筒敷设。

副斜井：净宽3.6m，净高3.0m，净断面：9.40m2，倾角：20°，斜长：378m，铺设单轨、台阶和扶手，担负全矿井材料、设备、矸石提升任务，兼作进风和矿井的安全出口。排水管路沿该井筒敷设。

回风立井：净径4.0m，净断面12.56m m2，垂深168m，主要担负矿井回风任务，装备梯子间兼做矿井的安全出口。 （二）通风方式

根据开拓布署，矿井采用主、副斜井进风，回风立井回风的通风方式。主扇的工作方式采用抽出式。

二、开拓方案

设计可采3、15号煤层，主采15号煤层。设计在15号煤层开拓的基础上兼顾3号煤层的回收。

三、开采水平的划分

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设计开采3、15号煤层，3号煤至15号煤间距80-120m，设计主水平（+965m）开采15号煤层，辅助水平（+1020m）开采3号煤层。

主水平（+965m）：

主斜井落底于+965m水平标高，煤仓下口标高+965m，上口标高+1000m，通过井底煤仓、上仓胶带巷与胶带大巷（15号煤层）连接，副斜井落底于15号煤层，通过+965m平车场与轨道大巷（15号煤层）连接，回风大巷（15号煤层）直接与回风立井连接。

辅助水平（+1020m）：

通过暗斜井和15号煤层西翼巷连接。

四、主要巷道布置方式

开拓巷道布置原则是尽量布置在煤层中，以减少掘进费用。本井田矿压预计不会太大，开拓巷位于煤层中是可行的。

轨道大巷采用矩形断面，锚网喷支护，根据煤层顶板情况锚索补强，净宽4.0m，净高3.5m,净断面为14.00m2。沿煤层底板布置。担负井下辅助运输及进风任务，

胶带大巷采用矩形断面，锚网喷支护，根据煤层顶板情况锚索补强，净宽4.0m，净高3.5m,净断面为14.00m2。胶带大巷沿煤层底板布置，担负井下煤炭运输及进风任务。

回风大巷矩形断面，锚网喷支护，根据煤层顶板情况锚索补强，净宽4.0m，净高3.5m，净断面为14.00m2，。沿煤层顶板掘进，担负井下回风任务。

五、矿井兼并重组整合井田开拓方式的确定

（一）方案一

主副斜井落底于+965m水平（15号煤层底板）后布置井底平车场，再向正北布置一组大巷（已有）至F1断层北侧，在沿F1、F2断层中间布置一组东西向西翼采区巷至井田西部边界，西翼采区巷与南北向大巷连接开采井田北部及西部15号煤层。

现有南北向大巷南端已向东开口掘进三条东翼采区巷，设计利用现有东翼采区巷向正东延伸至井田拐点6开采井田东南部15号煤层。

东翼采区巷南北双翼为一采区，南北向大巷西部、曹家村东部、F1断层南部15号煤层为二采区，西翼采区巷北部及西南部为三采区。

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采区巷道均采用三巷布置，即轨道巷、胶带巷和回风巷，大巷间距30m。一采区工作面推进度650m~1000m。三采区南翼工作面推进度400m~730m，北翼工作面推进度300m~1180m。

矿井大巷主运输采用带式输送机；大巷辅助运输采用调度绞车及无极绳连续牵引绞车牵引1.0t系列矿车运输。

矿井采用中央并列式通风方式，机械抽出式通风方法，主、副斜井进风，回风立井回风。主副斜井服务于全井田，服务年限23.8年。

由于后期三采区通风路线长，设计后期在曹家村北部增加回风立井。

后期回风立井：净径4.0m，净断面12.56m m2，垂深225m，主要担负矿井后期回风任务，装备金属梯子间兼做矿井的安全出口。 （二）方案二

主副斜井大致向北方向落底+965m水平（15号煤层底板）布置井底平车场后向正北一组大巷（已有）至北部井田边界，沿井田拐点6布置一组东翼采区巷与南北向大巷连接开采东南部煤，沿井田拐点11-12布置一组西翼采区巷与南北向大巷连接开采井田北部及中部煤。

采区均为双翼开采，东翼采区巷南北两翼为一采区，南北向大巷北段东西两翼开采范围（F1、F2断层北部和南北向大巷西北部）为二采区，西翼采区巷南北两翼为三采区。

巷道均采用三巷布置，即轨道巷、胶带巷和回风巷，大巷间距30m。一采区工作面推进度650m~1000m。，二采区西翼工作面推进度915m，东翼工作面推进度378m，三采区南翼工作面推进度450m~490m，北翼工作面推进度1060m~1590m。

矿井大巷主运输采用带式输送机；大巷辅助运输采用调度绞车及无极绳连续牵引绞车牵引1.0t系列矿车运输。

矿井采用中央并列式通风方式，机械抽出式通风方法，主、副斜井进风，回风立井回风。三个井筒服务于全井田，服务年限23.8年。 （三）井田开拓方案比选

方案一与方案二主要区别为西翼采区巷布置。方案一西翼采区巷布置在F1断层北部、F2断层南部，方案二西翼采区巷沿井田南部边界（拐点11-12）布置。本次设计推荐方案一，理由如下：

方案一

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1、优点：

⑴有利于3号煤层的回收，便于后期做暗斜井沟通3号煤层。 ⑵工作面受F1断层影响小。 2、缺点：

⑴占用保护煤柱多。 ⑵西南角工作面推进度较短。 方案二 1、优点：

西翼采区巷和井田边界及村庄共用保护煤柱。 2、缺点：

⑴F2断层走向长度达2000m，工作面穿断层过多，对生产及采掘接替造成较大影响。

⑵煤层坡度变化大，影响西翼采区巷布置，势必造成过多岩巷。

综上所述，方案一工作面受断层影响小，利于3号煤层的回收，易于矿方实施，故本次设计推荐方案一。 （四）3号煤层的开采

设计在上述15号煤层推荐方案的基础上考虑3号煤层的开拓开采。

利用15号煤层西翼采区巷道向正北开暗斜井至3号煤层，暗斜井下部15号开口标高+940m，上部与3号煤层连接标高+1020m。暗斜井井底均为18°，斜长259m。

沿3号煤层可采区域北部边界（留设20m采空区保护煤柱）布置一组3号煤层采区巷道与暗斜井连接，形成3号煤层开采系统。

3号煤层资源/储量1100kt，利用15号煤层综采设备布置综采一次采全高工作面回收3号煤层剩余资源/储量。

矿井在开采15号煤层三采区时，必须提前回收3号煤层，严禁3、15号煤层同时开采。

六、采区划分及开采顺序

按照矿井开拓布置，根据合理的采区准备时间及煤柱分布情况，井田西南部东翼采区巷开采15号煤层范围为一采区，南北向大巷西部、曹家村东部、F1断层南部15

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号煤层为二采区，西翼采区巷道开采区域为三采区，全井田15号煤层划分为三个采区，3号煤层划分为一个采区。

采区开采顺序本着由近到远、先上后下的原则接替，并考虑大巷的合理服务范围、开拓煤量及准备煤量的可采期合理等因素，达到接替工程量少，运输、通风费用低的目的，确保矿井长期稳产高产。

15号煤层一采区—→15号煤层二采区—→3号煤层—→15号煤层三采区。 表4-1-1 矿井总概算表

概算价值（万元） 顺单位工程或序 环节名称 一 二 三 四 五 六 七 八 九 十 十一 十二 十三 十四 十五 十六 十七 十八 十九 二十 准备工程 井筒 井底车场巷道及硐室 主要运输道及回风道 采 区 提升系统 排水系统 通风系统 压风系统 地面生产系统 安全技术及监控系统 通讯调度和计算中心 供电系统 地面运输 室外给排水及供热 辅助厂房及仓库 行政福利设施 场地设施 居住区 环境保护及\三废\处理

井巷工程 1350.00 297.88 1854.32 土建工程 设备及工安装工器具购置 程 58.80 573.00 126.21 工程建设其他费用 合计 吨煤投资（元） 0.00 0.00 1408.80 15.65 297.88 3.31 占总投资比例（%） 0.00 3.87 0.82 7.02 2553.53 28.37 1486.10 0.00 63.27 212.93 29.46 18.67 60.00 4306.67 101.67 423.25 78.42 65.40 54.07 176.11 28.63 93.11 176.54 98.99 161.84 73.21 5894.44 65.49 16.21 564.94 6.28 1.55 332.40 3.69 0.91 234.20 2.60 0.64 288.32 3.20 0.79 3653.37 40.59 10.05 392.10 164.85 4.36 1.83 1.08 0.45 2916.78 637.60 0.00 0.00 90.00 20.44 151.52 518.48 1339.11 672.50 2051.77 149.83 230.26 91.64 1014.55 2644.34 0.00 52.95 316.23 0.00 0.00 0.00 178.39 0.00 109.58 34.31 0.00 0.00 0.00 9.52 3808.89 42.32 10.48 20.44 314.05 869.02 0.23 3.49 9.66 0.06 0.86 2.39 3.68 1.85 5.64 0.93 1339.11 14.88 672.50 7.47 2051.77 22.80 337.74 3.75 20

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廿其他基本建一 设费用 计 其中：新增 投资 已完 成投资 廿基本预备费 二 (7％) 小 计 廿建设期贷款三 利息 项目建设总 造价 吨煤投资 (元) 占总投资比 重(%) 廿铺底流动资四 金 建设项目总 资金 8691.91 8691.91 96.58 23.90 5261.23 8021.83 8217.96 3697.33 8691.91 33890.26 376.56 93.21 3766.23 6689.15 4590.35 3697.33 8691.91 27434.97 304.83 1495.00 1332.68 3627.61 0.00 0.00 6455.29 71.73 5.28 1920.45 1920.45 21.34 5261.23 8021.83 8217.96 3697.33 10612.36 35810.71 397.90 98.49 549.53 549.53 6.11 1.51 5261.23 8021.83 8217.96 3697.33 11161.89 36360.24 404.00 100.00 58.46 14.47 89.13 22.06 91.31 22.60 41.08 10.17 124.02 30.70 404.00 100.00 1201.67 1201.67 5261.23 8021.83 8217.96 3697.33 12363.56 37561.91 表4-1-2 总成本费用估算表

序 号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 项 目 外购原材料 外购燃料及动力 工资 职工福利费 修理费 折旧费 维简费 摊销费 地面塌陷补偿费 利息支出 煤矿安全费 其他费用 煤炭可持续发展基金 转产基金 环境治理恢复保证金 单位原煤生产成本小计 单位原煤经营成本小计 单位成本 产量 （元/吨） （万吨） 20.00 90 18.52 90 28.07 90 3.93 90 6.70 90 17.89 90 10.00 90 12.40 90 1.00 90 1.82 90 15.00 90 26.02 90 14.00 90 5.00 90 10.00 90 190.36 90 151.49 90 总成本 （万元） 1800.00 1666.80 2526.30 353.68 603.00 1610.52 900.00 1116.19 90.00 164.03 1350.00 2341.80 1260.00 450.00 900.00 17132.32 13634.08 §2 达到设计生产能力时工作面的配备

一、回采工作面长度

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回采工作面长度为150m，主要结合本矿煤层赋存条件，考虑工作面刮板输送机长度、工作面支护难易程度、工作面产量等因素确定。

二、工作面的个数、产量及装备

根据开拓布置，一采区资源条件好，首采区选在15号煤一采区。移交生产及达到设计能力时，井下布置个一个采区、一个综采一次采全高工作面，综采工作面长度为150m。工作面生产能力按下式计算：

A采=L×I×M×r×C

式中：A采——回采工作面年产量 t/a L——工作面年推进度 取1070m I——工作面长度 150m； M——工作面采高 3.85m； r——煤的容重 1.51t/m3 ； C——工作面回采率 取0.93； 移交生产及达到设计产量时回采工作面产量

综采 A采=1070×150×3.85×1.51×0.93=867752t/a

综采工作面年推进度950m，年掘进量为2600m。掘进平均纯煤断面为14.0m，掘进煤量：2600×14.0×1.51＝54964t/a。

则全矿井产量A=867752+54964=922716t/a=923kt/a。能够满足矿井900kt/a设计生产能力。

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第5章 矿井基本巷道及建井计划

§1 井筒、石门与大巷

一、井筒用途、布置及装备

全井田布置初期布置三个井筒，均为利用已有，后期新打回风立井。

主斜井：净宽4.6m，净高3.80m，净断面：15. 20m2，倾角：22°，斜长：342m，装备0.8m宽大倾角带式输送机及架空乘人器，铺设行人台阶和扶手，担负全矿井煤炭提升任务及人员运输任务，兼做进风和矿井的安全出口。入井电缆及压风洒水管路沿该井筒敷设。

副斜井：净宽3.6m，净高3.0m，净断面：9.40m2，倾角：20°，斜长：378m，铺设600mm轨距的单轨，轨型30kg/m，设台阶和扶手，担负全矿井材料、设备、矸石提升任务，兼作进风和矿井的安全 出口。排水管路沿该井筒敷设。

回风立井：净径4.0m，净断面12.56m m2，垂深168m，主要担负矿井回风任务，装备梯子间兼做矿井的安全出口。

后期回风立井：净径4.0m，净断面12.56m m2，垂深225m，主要担负矿井后期回风任务，装备金属梯子间兼做矿井的安全出口。

井筒特征详见表5-1-1。

表5-1-1 井筒特征表

序号 井筒名称 井筒特征 主斜井 井口座标(m) 纬距(X) 经距(Y) 3972154.229 19691686.960 +1094.763 186° 22 ＋965 342 4.6 副斜井 3972276.568 19691641.62 +1094.138 191° 20 ＋965 378 3.6 回风立井 3972567.149 19691867.971 +1127.478 90 ＋960 168 4.0 1 2 3 4 5 6 7 井口标高(m) 方位角(度) 井筒倾角(度) 落底水平标高(m) 井筒垂深或斜长(m) 井筒净径或净宽(m)

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水及行人等系统。

二、移交生产及达到设计产量时采区数目及位置

根据开拓布置，一采区资源条件好，首采区选在15号煤一采区。移交生产及达到设计能力时，井下布置个一个采区、一个综采一次采全高工作面，综采工作面长度为150m。

§3 回采工艺与劳动组织

一、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型

设计初期开采15号煤层，在工作面主要设备选型时，考虑以下主要原则；立足国内、技术先进实用，运行可靠、操作简单、维修方便；各设备间相互适应、能力匹配、运输畅通，节约电能等。

设计装备一个综采工作面，各工作面设备选型如下。 1、采煤机

采煤机工作面生产率计算： Q采＝60MBV采γK

式中：Q采－采煤机工作面实际生产率，t/h； M－采高，取3.7m； B－截深，0.6m；

V采－采煤机牵引速度，5m/min； γ－煤的实体视在密度，1.51/m3； K－总时间利用系数，取0.50。

Q采＝60×3.85×0.6×5×1.51×0.5=512.343t/h

根据以上计算，设计选用MG300/700-WD型采煤机，采用交流变频调速无链双驱动电牵引，其主要技术特征如下见表6-3-1。

表6-3-1 采煤机技术特征表

型号 采高 (m) 1.8-4.5 电机 功率 (kW) 700 滚筒 直径 (m/个) 截深 (mm) 牵引速机面 度 高度 (m/min) (mm) 0-8.3 1535 最大不可 主机质量(t) 拆质量(t) 7 55 MG300/700-WD 1800/20630 00/2240

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2、可弯曲刮板输送机

工作面可弯曲刮板输送机的运输能力应与工作面采煤机生产能力相适应，并应考虑设备的过煤量。

Q运= Q采×1.2

式中：Q运——输送机小时输送能力，t； 1.2——运输不均匀系数，取1.2； Q机=584.37×1.2=701.2t/h。

选用SGZ764/264可弯曲刮板输送机一台，输送能力为700t/h。 表6-3-2 刮板输送机技术特征表

型号 铺设长度 输送能力 刮板链速 (m) (t/h) (m/s) 700 0.95 中部槽 (长×宽×高) (mm) 电机功率 (kW) 电压等级 备注 (V) 1140 SGZ764/264 150 1500×760×300 2×132 3、顺槽破碎机和转载机

与工作面可弯曲刮板输送机配套，设计选用顺槽破碎机选用PCM110型破碎机，功率110kW，电压1140V，破碎能力1000t/h。顺槽转载机选用SZZ764/160型转载机，转载能力为1100t/h，功率160kW，电压660V，长度41.2m。

4、工作面运输顺槽可伸缩带式输送机

设计选用SSJ1000/2×90型可伸缩带式输送机,输送能力：800t/h。 表6-3-3 破碎机技术特征表

型号 PCM110 破碎能力（t/h） 给料尺寸(mm) 1000 700×700 出料粒度(mm) 150-350 电机功率 （kW） 110 电压等级 （V） 1140/660 表6-3-4 转载机技术特征表

型号 SZZ764/160 出厂长度 (m) 58 输送能力 (t/h) 1100 电机功率 (kW) 160 电压等级 (v) 1140/660 备注 表6-3-5 可伸缩带式输送机技术特征表

型 号 SSJ1000/2×90 输送能力 (t/h) 800 输送长度 带速(m/s) (m) 1200 2 带宽(mm) 1000 电机功率(kW) 2×90 电压等级(V) 1140/660

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二、工作面顶板管理方式及支护设备选型

工作面采用液压支架支护，全部垮落法管理顶板。

井田内15号煤层直接顶板为K2石灰岩，坚硬，裂隙发育，平均厚10.60m，属一类顶板。据本次7号孔岩石物理力学性质试验报告及邻区资料，抗压强度为44.7～95.78 MPa，抗拉强度为17.86 MPa，抗剪强度为21.44 Mpa，属坚硬岩石。底板为灰黑色泥岩或粉砂质泥岩，饱和抗压强度为18.85～19.9 MPa，抗拉强度为2.13 Mpa，属软弱岩石。

综采工作面液压支架选型

①根据常规顶板强度计算公式，即按4～8倍采高计算顶板来压强度，取8倍采高，则：

P=（6~8）×m×r×0.0098 式中：P——支护强度，Mpa m——采高，取3.85m

r——顶板岩石容重，取r=2.5t/m3

则：P=（6~8）×3.85×2.5×0.0098=0.56~0.75MPa ②采用“老顶周期来压步距法”验算液压支架工作阻力。

PH=(-3.6+5.8M+1.4L2+3.6Lm)·F

式中：PH——预计液压支架设计工作阻力，t/架； M——煤层机采高度，取3.85m； L2——老顶周期来压步距，取30m；

Lm——控顶距，根据所选支架最大控顶距4.6m； F——支架支护面积，为1.5×4.6=6.9m2。

则PH=(-3.6+5.8×3.85+1.4×30+3.6×5.4)×6.9=553t/架=5421.09kN/架 根据支护强度计算结果，选用ZZ5900-20.5/45支撑掩护式液压支架。

其主要技术参数如下：

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表6-3-6 液压支架技术特征表

型 号 ZZ5900-20.5/45 工作阻力 (kN) 5900 初撑力 (kN) 4985 支护高度 (mm) 支护宽度 (mm) 支护强度(MPa) 0.89 重量 (t) 18.5 2050/4500 1500 工作面端头支护采用ZZG5900-20.5/45型支架支护。超前支护20m，采用两套ZCZ15000/24/45液压支架支护。

三、劳动组织及技术经济指标

表6-3-7 劳动定员配备表

序号 一 1 2 二 三 四 工种 生产工人 井下生产工人 地面生产工人 管理及技术人员 生产人员小计 服务人员 其他人员 合计 第一班 73 55 18 7 80 6 6 92 出勤人数 第二班 第三班 73 55 18 7 80 6 6 92 73 55 18 7 80 6 6 92 第四班 33 33 4 37 37 小计 252 198 54 25 277 18 18 313 在籍系数 1.45 1.35 在籍人数 360 287 73 25 385 18 18 421 表6-3-8 劳动定员各工种（岗位定员）明细表

序号 一 （一） 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 （二） 1 2 3 4

工种名称 生产工人 井下生产工人 回采（1个工作面） 掘进（2个工作面） 机电安装 通风安全 其它 机械设备 大巷带式输送机 机电设备 主排水泵房 主变电所 地面生产工人 扇风机房 机修 供电 监控中心 实际出勤人数 第一班 第二班 第三班 第四班 73 55 20 18 2 3 2 3 2 3 1 1 18 3 4 3 3 73 55 20 18 2 3 2 3 2 3 1 1 18 3 4 3 3 73 55 20 18 2 3 2 3 2 3 1 1 18 3 4 3 3 33 33 15 8 2 1 0 2 2 1 1 1 在籍系数 在籍人数 计 252 198 75 62 8 10 6 11 8 10 4 4 54 9 12 9 9 1.45 1.45 1.45 1.45 1.45 1.45 1.45 1.45 1.45 1.45 1.45 1.35 1.35 1.35 1.35 1.35 287 109 90 12 15 9 16 12 15 6 6 73 12 16 12 12 32

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5 二 1 2 3 4 5 三 1 2 3 4 四 1 生产系统 管理及技术人员 矿长 总工 采掘 通风与安全 地测 服务人员 服务人员 文教卫生 保卫 消防救护 医疗 其他人员 后勤 5 7 2 1 2 1 1 9 9 1 2 5 1 3 3 5 7 1 1 2 2 1 9 9 1 2 5 1 3 3 5 7 1 1 2 2 1 9 9 2 6 1 3 3 4 1 1 1 1 15 25 5 3 7 6 4 27 27 2 6 16 3 9 9 1.35 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 20 25 5 3 7 6 4 27 2 6 16 3 9 9 表6-3-9 回采工作面劳动定员明细表

序号 1 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 工种名称 综采工作面 班长 采煤司机 刮板司机 胶带司机 泵站司机 支架工 机修工 电工 上、下顺槽 辅运工 清煤工 第一班 20 1 2 1 1 1 3 2 3 2 3 1 实际出勤人数 第二班 第三班 20 1 2 1 1 1 3 2 3 2 3 1 20 1 2 1 1 1 3 2 3 2 3 1 在籍系数 在籍人数 第四班 15 1 1 1 1 1 2 2 2 2 2 计 75 4 7 4 4 4 11 8 11 8 11 3 1.45 1.45 1.45 1.45 1.45 1.45 1.45 1.45 1.45 1.45 1.45 1.45 109 6 10 6 6 6 16 12 16 12 16 4 表6-3-10 掘进工作面劳动定员明细表

序号 1 1 2 3 4 工种名称 掘进工作面 班长 综掘 装运 支护

第一班 9 1 2 3 3 实际出勤人数 第二班 第三班 9 1 2 3 3 9 1 2 3 3 在籍系数 第四班 4 1 3 计 31 4 6 9 12 1.45 1.45 1.45 1.45 1.45 在籍人数 45 6 9 13 17 33

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表6-3-11 主要技术经济指标表

序号 1 1.1 1.2 1.3 2 2.1 2.2 2.3 2.4 3 3.1 4 6 6.1 6.2 7 8 8.1 8.2 9 9.1 9.2 9.3 9.4 9.5 10 10.1 指标名称 井田范围 南北长 东西宽 井田面积 煤层 可采煤层数 可采煤层总厚度 首采煤层厚度 煤层倾角 资源/储量 设计可采储量 煤类 矿井设计生产能力 年生产能力 日生产能力 矿井服务年限 矿井设计工作制度 年工作天数 日工作班数 井田开拓 开拓方式 水平数目 水平标高 大巷主运输方式 大巷辅助运输方式 采区 回采工作面个数 单位 — km km km2 — 层 m m （°） kt kt — — kt/a t/d a — d 班 — — 个 m — — — 个 指标 — 2.1-4.6 1.7-3.26 8.6689 — 2 8.27 4.49（3.85） 3°~8° 53830 3.478 WY — 900 2727 30 — 330 4 — 斜井开拓 2 +965/1020 胶带输送机 无极绳绞车牵引1.0t系列矿车 — 2 备注

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10.2 10.3 10.4 10.4.1 10.4.2 10.4.3 11 11.1 11.2 11.3 11.4 11.5 12 12.1 12.1.1 12.1.2 13 13.1 13.1.1 13.1.2 13.1.3 13.1.4 13.1.5 14 14.1 14.2 15 15.1 15.1.1 15.1.2

掘进工作面个数 采煤方法 主要采煤设备 采煤机 支架 刮板输送机 矿井主要设备 主井提升设备（带式输送机） 副井提升设备 通风设备 主排水设备 压风设备 地面运输 准轨铁路总长度 其中：专用线长度 站线长度 建设用地 用地总面积 其中：工业场地 风井场地 矿井矸石堆放场地 地面爆破材料库 临时排矸场地及爆破材料库公路 地面建筑 工业建筑物与构筑物总体积 工业建筑物与构筑物总面积 人员配置 在籍员工总人数 其中：生产员工 原煤人员 个 — — 型号/台 型号/架 型号/台 — 型号/台 型号/台 型号/台 型号/台 型号/台 — m m m — hm2 hm2 hm2 hm2 hm2 — m3 m2 — 人 3 综采 MG300/700-WD/1 ZZ5900-20.5/45/100 SGZ764/264/1 DTⅡ型胶带机，带宽800mm， N=2×200kW /1 JK-2.5/30 FBCDZ-8-№24B/2 MD155-30×6/3 BLT-300A/2 — — 12.12 8.72 0.30 1.5 1.2 1.4 — 110114.51 6233.9 — 421 252 198 35

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15.2 16 16.1 16.1.1 16.1.2 16.1.3 16.1.4 16.1.5 16.1.6 16.1.7 16.1.8 16.2 17 17.1 17.2 18 18.1 18.2 19 19.1 19.2 19.3 19.4 19.5 19.6 原煤生产率 项目投资 建设项目总资金 其中：井巷工程 地面建筑工程 设备及工器具购置 安装工程 其他费用 基本预备费 贷款利息 铺地流动资金 吨煤投资（16/6.1） 原煤成本与售价 原煤生产成本 原煤平均售价 项目建设期 建设工期 项目投产至达产的时间 财务评价主要指标 财务内部收益率 财务净现值（ic） 投资回收期 投资利润率 投资利税率 盈亏平衡点（%） t/工 — 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 元/t — 元/t 元/t — 月 a — % 万元 a % % % 10 — 37561.91 5261.23 8021.83 8217.96 3697.33 8691.91 1920.45 549.53 1201.67 404.00 190.36 12 当年 — 30.67 51083.04 4.01 42.33 55.87 38.68 税后 税后 税后

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第7章 井下运输

§1 运输系统和运输方式的确定

一、运输方式现状及选择

1、井下煤炭运输 1）煤炭运输方式选择

根据矿井生产规模、井田开拓部署、井筒的提升方式及目前国内外井下主运输技术装备发展情况，设计大巷煤炭运输方式考虑了矿车和带式输送机两个方案，经技术经济分析和比较，设计推荐采用带式输送机的运输方式。理由如下：

（1）矿井开拓巷道沿煤层按中线掘进。采用带式输送机运输可适应煤层巷道坡度的起伏变化，可以充分发挥其效能，对矿井早达产和稳定生产都非常有利。

（2）胶带大巷主运输采用带式输送机运输，不但可以实现回采工作面至井底煤仓连续运输，而且运输能力大、连续运输性强、效率高、自动化程度高、维修工作量小，主辅运输互不干扰，对矿井简化生产环节、实现高产高效生产和现代化管理都十分有利。

（3）带式输送机尤其能与高产高效工作面生产能力相适应，可充分发挥综采设备的效能。

（4）矿车运输装、卸载系统复杂，工程量大，运输能力小，用人多，效益差，事故率高。

（5）采用矿车运输，井底车场的工程量将大幅度增加。

（6）矿车运输适应煤层起伏变化能力差，采用煤层大巷（下山）难以满足其对巷道倾角的要求，需布置岩石大巷，增加了岩巷工程量和工程费用，井巷工程投资大。

2）煤炭运输系统

回采工作面可弯曲刮板输送机→转载机→顺槽带式输送机→东翼胶带巷带式输送机→胶带大巷带式输送机→上仓胶带巷带式输送机→井底煤仓→主斜井带式输送机→地面生产系统。

掘进煤运输系统：

掘进工作面（刮板机）→带式输送机，装入大巷胶带机入矿井运煤系统。

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2、井下辅助运输

结合目前国内井下辅助运输技术装备发展现状和本矿井井下辅助运输量、运距以及矿井兼并重组整合项目投资情况，设计推荐井下采用无极绳连续牵引车和调度绞车结合运输的方式，从而实现从井底直达采掘工作面的辅助运输系统。

1）运矸系统

掘进矸石（调度绞车牵引矿车）—→东翼轨道大巷（无极绳绞车牵引矿车）—→轨道大巷（调度绞车）—→井底车场（调度绞车）—→副斜井—→地面。

2）材料运输系统

副斜井—→+965m平车场（调度绞车）—→轨道大巷（（无级绳连续牵引车）—→东翼轨道巷（无级绳连续牵引车）—→回风顺槽（无级绳连续牵引车）—→回采工作面。

3）地面下井人员—→主斜井（架空乘人器）—→轨道大巷（步行）—→东翼轨道巷—→顺槽联络巷（步行）—→回风顺槽（步行）、胶带顺槽（步行）—→回采工作面

二、主要运输大巷断面布置、支护方式及轨型

开拓巷道布置原则是尽量布置在煤层中，以减少掘进费用。本井田矿压预计不会太大，开拓巷位于煤层中是可行的。

轨道大巷采用矩形断面，锚网喷支护，锚索补强，净宽4.0m，净高3.5m，净断面为14.00m2。沿煤层底板布置。担负井下辅助运输及进风任务，

胶带大巷采用矩形断面，锚网喷支护，锚索补强，净宽4.0m，净高3.5m，净断面为14.00m2。胶带大巷沿煤层底板布置，担负井下煤炭运输及进风任务。

回风大巷矩形断面，锚网喷支护，锚索补强，净宽4.0m，净高3.5m，净断面为14.00m2。沿煤层顶板掘进，担负井下回风任务。

轨道大巷铺设单轨，轨距600mm，轨型30kg/m。

§2 运输设备的选择和计算

一、矿车的选型及数量

（一）矿车、材料车的选型

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