毕业设计说明书
太原理工大学阳泉学院
毕业生姓名 ： 郭旭东 专业 ： 矿井建设 学
号 ： 090627025
指导教师 闫勇敢 所属系（部） ：
建工系 二〇一二年六月
太原理工大学阳泉学院
毕业设计评阅书
题目：
麦地掌煤矿150万吨矿井初步设计
建工 系 矿井建设 专业 姓名 郭旭东
设计时间：2011 年 5月1日 ~ 2011年6月1日
评阅意见：
成绩：
指导教师： （签字）
职 务：
2012 年 月 日
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太原理工大学阳泉学院
毕业设计答辩记录卡
建工 系 矿井建设 专业 姓名 郭旭东
答 辩 内 容
问 题 摘 要 评 议 情 况 记录员： （签名） 成 绩 评 定
指导教师评定成绩 答辩组评定成绩 综合成绩 注：评定成绩为100分制，指导教师为30%，答辩组为70%。
专业答辩组组长： （签名）
2012年 月 日
II
前 言 毕业设计是采矿工程专业的最后一个教学环节，其目的是使本专业学生运用大学阶段所学的知识联系生产实际进行矿井开采初步设计，并就这一课题进行较深入的研究。以培养和提高学生分析、解决实际问题的能力，是学生走上工作岗位前进行的一次综合性能力训练，也是对一个采矿工程技术人员的基本训练。
本次设计的是麦地掌煤矿150万吨初步设计。是在麦地掌煤矿井田概况和地质特征的基础上，结合搜集到的相关原始资料、运用所学知识、参考《煤矿开采学》、《煤炭工业矿井设计规范》、《煤矿矿井开采设计手册》等参考资料，在闫勇敢老师深入浅出的精心指导下完成。此次毕业设计是根据国家煤炭建设的有关方针、，结合设计矿井的实际情况，遵照采矿专业毕业设计大纲的要求，在收集、整理、查阅大量资料的前提下，运用自己所学的专业知识和实践实习经验的系统的完成的设计。
本次设计的指导老师为闫勇敢老师，为了帮助我顺利、正确地完成毕业设计，老师们牺牲了大量的业余时间，在此表示衷心的感谢和深深的敬意！！
通过这次全面系统的设计，我看到了许多以往自己欠缺的地方，提高了综合能力，知识水平有了很大的提高，但是由于本人的初次设计，再加本人水平有限，设计中难免有不妥甚至错误以及不足，恳请各位老师不吝指正。
学 生： 郭旭东 2 0 1 1 年 6 月
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摘 要
本次设计是开采麦地掌煤矿02#、6#、8#煤层，煤层厚度分别为3.50m、2.06m、2.34m，煤层间距分别为60m、40m。据井田外围资料调查该井田为高瓦斯矿井，上组煤瓦斯涌出量平均为10.12m/t，下组煤为25.22 m/t。煤层均有爆炸危险性。煤的自然倾向等级为不易自燃。根据矿井涌水量预测，该矿井正常涌水量为1255m3/d，涌水量最大时为1600 m3/d。
本井田位于清徐县城北约10km处，其间有清徐～古交公路相通。清徐县城距太原市约40km,其间有307国道相通。井田内地形虽较复杂，但村与村之间均有简易公路相联，可通行卡车。所以工业广场的位置位于陈家坪附近，采用立井开拓，主、副立井及风井的断面分别为33.2m2、19.625 m2、19.625 m2。开拓方案一为从陈家坪附近向北开掘东运输、轨道、回风大巷至北部井田边界，然后再从陈家坪向西开拓南运输、轨道大巷，再向北掘进西运输、轨道、回风大巷。方案二是在陈家坪的南侧掘进运输、轨道和回风大巷，然后在井田西侧掘进西运输、轨道、回风大巷至北部边界。方案一、二的工业广场都位于陈家坪附近。根据比较开拓工程量可视为相同，但在技术上方案二出现反向运输，且工作面推进方向太长，设备要求高，所以选择开拓方案一。开拓方案一划分为四个盘区，整个井田划分为38个条带，首采区定为一盘区，盘区储量为20.4Mt 。
矿井达产时的首采工作面位于一号盘区，该盘区划分为11个条带，工作面长度为180m，推进长度为2000m，回采工艺采用一次采全高综合机械化后退式采煤法，采用“三八制”作业制度。采空区采用全部跨落法管理顶板。
矿井通风采用抽出式通风，矿井总风量为77m³/s(4620m³/min),困难时期和容易时期的风阻分别为886.1Pa、1638.2Pa。通风机的型号为BDNo24，其风量范围为30-130m3/s,风压范围为200-2200 Pa,转速为n=580r/min。
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目 录
第一章 井田概况及建设···························································································· 1 第一节 井田概况 ···································································································· 1 一、交通位置、形地及地貌、水系、气象、地震烈度···································· 1 二、工农业生产及煤炭建设规划概况································································ 2 第二节 矿井建设的外部条件 ············································································· 2 一、运输条件········································································································ 2 二、电源条件········································································································ 3 三、水源条件········································································································ 3 四、通信条件········································································································ 3 五、井田邻近矿井································································································ 3 六、主要建筑材料供应条件················································································ 3 七、综合评述········································································································ 3 第三节 矿井建设的资源条件 ············································································· 3 一、井田地层········································································································ 3 二、地质构造········································································································ 6 三、煤 层·············································································································· 8 四、煤质················································································································ 9 五、瓦斯、煤尘和煤的自燃发火性·································································· 11 六、地温·············································································································· 12 七、水文地质······································································································ 12 第二章 井田开拓与开采·························································································· 15 第一节 井田境界·································································································· 15 第二节 地质储量的计算······················································································ 15 第三节 可采储量的计算 ······················································································ 16 第三章 矿井工作制度及生产能力······································································ 17 第一节 矿井生产制度 ······················································································· 17 第二节 矿井生产能力及服务年限 ··································································· 17 一、矿井生产能力······························································································ 17 二、矿井服务年限的计算·················································································· 17 第四章 井田开拓·································································································· 19 第一节 井田开拓方式的确定 ··········································································· 19 一、确定开拓方式的主要原则·········································································· 19 二、开拓方案的确定·························································································· 19 三、开拓方案的比选·························································································· 22 四、采区划分及开采顺序·················································································· 23 第二节 达到设计生产能力时工作面的配备 ······················································ 23 第五章 矿井基本巷道及建井计划·········································································· 26 第一节 井筒、煤门、大巷、井底煤仓 ··························································· 26 一、井筒数目及用途·························································································· 26 第二节 井底车场 ···························································································· 27 一、井底车场形式······························································································ 27
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二、井底车场硐室······························································································ 28 第三节 建井工作计划 ······················································································· 29 一、矿井建设方式······························································································ 29 二、施工方法······································································································ 29 三、矿井移交标准······························································································ 30 四、施工进度指标确定······················································································ 30 五、建井工期······································································································ 30 第六章 采煤方法·································································································· 32 第一节 采煤方法的选择 ··················································································· 32 一、采煤方法的选择及其依据·········································································· 32 二、回采工作面的个数、产量及装备······························································ 32 三、回采工作面回采方向与接替······································································ 33 四、采区及工作面回采率·················································································· 33 第二节 确定采（盘）区巷道布置和要素 ······················································· 33 一、采区巷道布置方案······················································································ 33 第三节 回采工艺及劳动组织 ················································································ 34 一、回采工艺······································································································ 34 二、劳动组织形式······························································································ 35 第四节 盘区的准备与工作面接替 ··································································· 35 一、巷道断面和支护形式·················································································· 36 二、掘进工作面个数和掘进面的机械配备······················································ 36 三、矿井采掘比例关系和掘进矸石率······························································ 36 四、工作面接替·································································································· 36 第七章 井下运输·································································································· 37 第一节 运输系统和运输方式的确定 ······························································· 37 第二节 运输设备的选择和计算 ······································································· 37 一、矿车、材料和人车······················································································ 37 二、大巷内运输设备的选型和计算·································································· 38 第八章 矿井提升······································································································ 39 第一节 主提升 ··································································································· 39 第二节 副井提升方式及设备 ··········································································· 43 一、条件及情况简述·························································································· 43 二、设计依据······································································································ 44 第三节 矿井排水 ······························································································· 49 一、排水系统的确定·························································································· 49 二、设计依据······································································································ 49 三、选型计算······································································································ 49 第九章 矿井通风与安全······················································································ 52 第一节 通风设计的内容与要求 ············································································ 52 一、通风设计的内容与要求·············································································· 52 二、优选矿井通风系统······················································································ 52 第二节 风量的计算 ······························································································ 53 一、采煤工作面实际需要风量的计算······························································ 二、掘进工作面实际需要风量的计算······························································ 56
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三、硐室实际需要风量······················································································ 57 四、其它用风地点风量······················································································ 57 第三节 矿井通风系统和风量分配 ··································································· 58 一、通风方式······································································································ 58 二、风井数目、位置、服务范围及服务年限·················································· 58 三、掘进通风及硐室通风·················································································· 58 四、通风系统和风量分配·················································································· 58 第四节 计算负压和等积孔 ··············································································· 59 一、计算原则······································································································ 59 二、计算方法······································································································ 59 第四节 选择矿井通风设备 ··············································································· 62 一、选择主扇······································································································ 63 二、选择电动机·································································································· 第五节 安全生产技术措施 ·················································································· 65 一、煤尘爆炸的预防措施·················································································· 65 二、煤及瓦斯突出的预防措施·········································································· 66 三、矿井水灾预防措施······················································································ 66 四、火灾预防措施······························································································ 66 五、防止冒顶事故的措施·················································································· 66 六、避难硐室和避灾路线·················································································· 67 七、矿山救护大队的设置·················································································· 67 八、煤矿井下安全避险六大系统······································································ 67 第十章 经济部分·································································································· 68 第一节 矿井设计概算 ·························································································· 68 一、井巷工程概算的编制依据·········································································· 68 二、井巷工程概算的编制方法·········································································· 69 三、矿建工程费用的计算方法·········································································· 69 第二节 劳动定员和劳动生产率 ······································································· 70 一、定员范围······································································································ 70 二、定员依据······································································································ 70 三、定员方法······································································································ 70 四、计算劳动生产率·························································································· 72 五、汇编设计技术经济指标·············································································· 72 参考文献······················································································································ 75 致 谢·············································································································· 76
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第一章 井田概况及建设
第一节 井田概况
一、交通位置、形地及地貌、水系、气象、地震烈度
山西麦怡源煤业有限公司井田位于山西省清徐县马峪乡程家坪、麦地掌村及古交市邢家社乡陈家社村一带，南距清徐县城约10km，属清徐详查勘探区和邢家社普查区的一部分。行政区划大部分属清徐县马峪乡管辖,北部局部属古交市邢家社乡管辖。地理坐标为：
东经112°14′00″—112°18′12″ 北纬 37°42′30″— 37°45′45″
本井田位于清徐县城北约10km处，其间有清徐—古交公路相通。清徐县城距太原市约40km,其间有307国道相通。井田内地形虽较复杂，但村与村之间均有简易公路相联，可通行卡车、拖拉机等。
矿井交通位置详见图1-1-1。
本井田位于山西吕梁山脉中段东翼西山含煤盆地东南角，地势总体西北高、东南低，属低－中山地形，大部基岩裸露，黄土零星分布于缓坡及低山地区，土层薄、植被少，风化作用强烈，沟谷多呈“V”字形。
井田内最高点在北部公鸡冒，海拔标高1718.2m， 最低点在井田东南部白石沟内，海拔标高1100m，最大相对高差618m。
井田内无大河流，只有较大的沟谷白石沟常年有流水，遇有大雨，山洪爆发、水量急增，向南流经清徐县城流入汾河。
井田属暖温带性季风气候，全年四季分明，光照充足，冬季寒冷少雪，春季干旱多风，夏季雨量集中，常出现洪水、冰雹灾害，秋季多为晴朗凉爽天气。年平均气温10.2℃，一般一月份气温最低，平均－6℃，七月份气温最高，平均气温24.1℃。 初霜期为十月中旬，终霜期为翌年的四月中旬,平均无霜期为184天。最大冻土深度61cm。年平均降雨量465.1mm，日最大降雨量152.5mm。年平均蒸发量1798.3mm。风向多为西北风，年平均风速2.4m／s，每年8级以上大风平均天数为18天。
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据山西省地震局资料， 太原市区内地震基本烈度为7度，设计基本地震加速度值为0.20g。据记载,该区曾发生过多次地震灾害。 最烈者为1037年。据宋史记载 :宋仁宗、景佑4年12月，忻、代、并三州地震，忻州死亡19742人，伤5655人，牲畜5万余头。代州死亡759人，并州10人。本井田靠近太原市区，近期所发生地震最高为5级。清徐、徐沟一带发生过6级地震。
图1-1-1矿井交通位置图
二、工农业生产及煤炭建设规划概况
本区以农业为主，主要农作物有谷子、攸麦、豆类及油料等，近年工矿企业发展较快，主要为煤矿、化肥、建材、机械加工及制造业，其中煤矿为该区重要的支柱行业。
第二节 矿井建设的外部条件
一、运输条件
本井田位于清徐县城北约10km处，其间有清徐—古交公路相通，本矿井生产原煤直接运往位于清徐县城的集团公司焦化厂，运输条件优越。 2
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二、电源条件
本矿拟从平泉变电站引两回供电线路，实现双回路供电，平泉变电站电压等级为35kV。距本矿井工业场地17km。 三、水源条件
井田及其邻近白石沟、峪道川尚有少量地表水，当地居民用水多取自第四系砂砾石层孔隙潜水或基岩裂隙水，但水量有限。矿井用水可取二叠系砂岩裂隙水作为供水水源。 四、通信条件
清徐县电信局在麦地掌村留有接口，距本矿距离较近，能满足矿井通信要求。 五、井田邻近矿井
本井田东邻官地煤矿、武家崖煤矿、西圪台头煤矿，多开采2号煤层。南为鑫泰矿。 井田内不存在不生产的或者停废小煤窑及老空区。 六、主要建筑材料供应条件
该矿主要建筑材料如钢材、木材等需外购解决，料石、砖、水泥、白灰等可在当地解决，各种建筑材料的供应能够满足矿井建设和生产的需要。 七、综合评述
本矿煤层资源丰富，赋存条件好，地质条件简单，水文地质条件中等，交通运输条件优越，水源电源可靠，煤炭市场好，本矿井的建设将对带动地方经济发展、扩大山西省的焦炭出口发挥积极的作用，适宜建大中型矿井。
第三节 矿井建设的资源条件
一、井田地层
井田内地表出露的地层有上石盒子组、石千峰组、刘家沟组及第四系，其余地层均为钻孔揭露，现由老至新分述如下: 1、奥陶系中统峰峰组(O2f)
据井田外钻孔揭露。下段以浅灰、灰色角砾状泥灰岩、白云质灰岩为主，夹脉状及结晶状石膏层，厚80～97m。上段为深灰、 浅灰色厚层状石灰岩夹白云质灰岩，厚37～44m。全组厚117～142m。
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2、石炭系中统本溪组(C2b)
底部以铁铝岩层与下伏峰峰组平行不整合接触。岩性由深灰、浅灰及灰色细—中粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、铝质泥岩、石灰岩及煤组成。全组厚20.00～55.00m，平均32.84m。 3、石炭系上统太原组(C3t)
底部以K1砂岩连续沉积于本溪组之上。岩性为深灰、灰黑色砂质泥岩、泥岩、石灰岩及浅灰色砂岩组成，含煤7层， 为井田主要含煤地层之一。全组厚58.26～93.00m，平均74.68m。 4、二叠系下统山西组(P1s)
底部以K3砂岩连续沉积于太原组之上,岩性为浅灰、 灰白色含砾细—粗粒砂岩其上由深灰—灰色砂质泥岩、泥岩及6层煤组成， 为井田另一主要含煤地层。全组厚42.00～85.00m，平均61.00m。 5、二叠系下统下石盒子组(P1x)
底部以K4砂岩连续沉积于山西组之上，下部岩性为灰、深灰色砂质泥岩、粉砂岩及细砂岩互层，夹1～2层薄煤线，中上部为黄绿、灰绿色粉砂岩、细砂岩及砂质泥岩互层。全组厚72.00～136.00m，平均97.33m。 6、二叠系上统上石盒子组(P2s)
井田内大范围出露，依据岩性特征分为上下两段:
下段(P2s1):底部以K6砂岩连续沉积于下石盒子组之上,岩性以黄绿、灰绿色泥岩及细砂岩、粉砂岩为主,夹紫色、 暗紫色砂质泥岩,中、下部含锰铁质结核。本段厚157.50～223.83m,平均192.04m。
上段(P2s2):K7砂岩底至K8砂岩底，厚224-247m，平均233m， 岩性为暗紫、 黄灰、灰绿色砂质泥岩和中、粗粒砂岩互层。 本段以兰灰色砂质泥岩及砂岩中含肉红色长石为其特征。砂岩中长石含量自下而上增多。K7砂岩以上含有1-2层铁锰质结核， 呈透镜状分布，厚0.5m。 7、二叠系上统石千峰组(P2sh)
K8砂岩底至K9砂岩底。厚124.4～145.0m，平均122.4m。与P2s地层连续沉积。岩性为紫红色泥岩与黄绿色中、粗粒砂岩互层。紫红色泥岩中含2-3层泥灰质或钙质结核。 砂岩成分肉红色长石含量更多。K8为紫色含砾粗砂岩。
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成分为长石石英杂砂岩，长石为肉红色，杂基为灰绿色泥质和粉砂质。厚5～10m，厚层状， 分选及磨圆度较差，全区普遍发育。 8、三叠系下统刘家沟组(T1l)
底界为K9砂岩，该组地层出露不完整，出露厚226m。与P2sh地层连续沉积。岩性以紫红色薄板状中细粒砂岩为主，间夹少量灰绿、紫红、暗紫色砂质泥岩。砂岩具交错层理。K9为暗紫色含砾粗砂岩，具灰绿色条带。成分含有少量肉红色长石及硅质岩屑较多。厚层状，磨圆度较好。 9、第四系中上更新统(Q2＋3)
不整合覆盖于下伏岩层之上，中更新统(Q2)为红色土，含钙质结核，上更新统(Q3)为黄土，垂直节理发育。厚1.21～45.00m，平均8.65m。 10、第四系全新统（Q4）
主要分布于井田北部峪道川及其他沟谷内，为近代河床冲积形成的砾石、卵石、及泥沙等，厚0～25m，平均10m左右。 地层综合柱状图详见1-3-1
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二、地质构造
西山煤田位于祁吕贺山字型构造东翼及新华夏系的复合部位。清交矿区处于西山煤田东南边缘，矿区总体为一走向北东、向北西倾斜的单斜构造，在此背景上发育着一系列褶曲和断裂构造。
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本井田处于清交矿区东北角，井田构造总体表现为走向近南北，向西倾斜的单斜构造，局部受武家崖背斜、张家山向斜和峪道川向斜的影响，使地层走向发生了较大的转折，地层倾角一般2～5°，局部可达7～17°。井田内断层稀少，有陷落柱及滑波等构造，井田内未见岩浆岩，总之，井田构造属简单类。 1、褶曲 (1)武家崖背斜
位于井田东南部武家崖村一带，走向北东55～60°,北翼倾角10°，南翼6～8°，幅度约40m，走向长约1400m， 与其南部张家山向斜为一组。 (2)张家山向斜
位于武家崖背斜以南张家山村一带，与武家崖背斜平行展布，北翼倾角10°左右，走向长约2000m。 (3)峪道川向斜
位于井田北部边界附近，与杜儿坪断层交叉，平行延伸，北翼较陡，6～23°，南翼较缓10～18°，轴部为刘家沟组地层。 (4)童子川向斜
位于井田西部，走向近南北，向东凸出，呈弧形展布，延伸度约2000m左右，东翼地层倾角较大10～15°左右，西翼地层较缓,5～9°,属两翼宽缓的不对称向斜。 (5)岳家湾背斜
位于井田西部边界附近，轴线走向N25°W，延伸长度约1500m左右，西翼地层倾角8～10°，属两翼对称的宽缓背斜。 2、断层
(1)杜儿坪正断层(F1)
走向北东53-55°，倾向北西，倾角75-79°，落差25-50m，最大落差150m，构成官地矿和杜儿坪矿的井田边界。 (2)F2正断层
位于杜儿坪正断层以南100～270m，与其平行延伸构成地垒，走向北东55°，倾向南东，倾角85°，落差10～20m，延伸长度8km 左右。
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3、陷落柱
本井田在勘探过程中，地表发现两个陷落柱，钻探过程中有两个钻孔又遇陷落柱，说明本井田陷落柱较发育。本井田东邻官地煤矿，在开采过程中证明本地区陷落柱较发育，且多数未塌陷到地表，单个陷落柱在平面上呈圆形或椭圆型，在剖面上呈倒锥形，对煤层的破坏直径一般50～100m。据官地矿采掘资料平均16个/km2陷落柱，陷落柱面积占开采面积的4.5％。本井田与官地井田地质条件类似。预计井田内共有陷落柱250个左右。 三、煤 层 1、含煤性
井田含煤地层为山西组及太原组,含煤地层总厚135.68m, 含煤13层，依次为02、03、1、2、3、4、6、7、8上、8、9、10、11号， 煤层总厚为10.71m，含煤系数7.％，其中02、6、8号煤层全井田稳定可采煤层， 2号煤层属局部可采的不稳定煤层，其余煤层均不可采，可采煤层总厚为7.90m，可采含煤系数5.82％。
太原组是井田内主要的含煤地层之一，总厚74.68m，含煤7层，依次为6、7、8上、8、9、10、11号，煤层总厚5.94m，含煤系数为7.95％。其中6、8号煤层全井田稳定可采,可采煤层总厚4.40m，可采含煤系数5.90％。其余煤层均不可采。
山西组是井田内另一主要含煤地层,总厚61.00m,含煤6层， 依次为02、03、1、2、3、4号，煤层总厚4.77m，含煤系数为7.82％。02号煤层属稳定可采煤层， 其余煤层均不可采，可采煤层总厚3.50m，含煤系数5.74%。 2、可采煤层
井田内可采煤层有山西组的02号煤层及太原组的6、8号煤层，现将其分述如下: （1）02号煤层
位于山西组上部，煤层厚2.41～3.95m，平均3.50m，本层属可采的稳定煤层，结构简单，不含或含一层夹石。可采区占井田全部，可采面积约占井田面积的98%左右。顶板多为泥岩、砂质泥岩或粉砂岩，底板多为泥岩或砂质泥岩。
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（2）6号煤层
位于太原组上部,七里沟砂岩之上,L5灰岩之下,厚1.55-2.30m，平均2.06m，井田东部较厚,西部较薄。结构中等，含1～2层夹石，属全井田可采的稳定煤层，顶板为炭质泥岩、泥灰岩或砂质泥岩；底板为泥岩、砂质泥岩或中粒砂岩。 （3）8号煤层
位于太原组下部，厚1.81～2.85m，平均2.24m，煤层厚度变化不大，煤层结构简单，一般含1层夹石，局部不含或含2～3层夹石。属全井田可采的稳定煤层。顶板岩性多为炭质泥岩，局部为细粒砂岩，底板多为砂质泥岩，局部为细—中粒砂岩。 四、煤质
煤质特征： 02号煤层
为低中—高灰、特低硫—中硫、特低磷的贫瘦煤和瘦煤。 6号煤层
为低中－高灰、低－高硫、 特低磷的贫瘦煤和贫煤。 8号煤层
为低中—中灰、低－高硫、 特低磷的贫煤。 工业用途：
井田煤层为瘦煤、贫瘦煤、贫煤，其工业用途主要可作动力用煤和民用煤，亦可作气化用煤和炼焦用配煤。作气化用煤时，应加催化剂，提高煤对二氧化碳的反应活性。
各可采煤层特征详见表1-3-1。 各煤层煤质详见表1-3-2
表1-3-1 煤层特征表
煤平均地层层间层 号 距（m） 夹矸层数 顶板 底板 顶、底板岩性 厚度（m） 结构 稳定性 可采性 9
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最小-最大 平均 02 山山西组 17 砂质泥2 0.41-0.75 0. 简单 稳定 全区不可采 0～1 岩、泥岩、粉砂岩 细粒砂岩、砂质泥岩 泥岩、2.14-3.95 3.50 简单 稳定 可采 0～1 砂质泥岩、粉砂岩 泥岩、砂质泥岩 43 炭质泥岩、泥灰岩、砂质泥岩 泥岩、砂质泥岩、中粒砂岩 6 1.55-2.30 2.06 中等 稳定 全区可采 1～2 太太原组 8 40 泥岩、1.81-2 .85 2.34 简单 稳定 全区可采 0～1 炭质泥岩、细砂质泥岩、中-粒砂岩 细粒砂岩 13 9 0.20-0.85 0.44
表1-3-2煤层煤质特征表
煤号 项目 02 6 8 简单 稳定 全区不可采 1～2 炭质泥岩、砂砂质泥岩、细质泥岩 粒砂岩 10
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Ad(%) 原煤 12.10-49.12 33.07(8) 4.08-26.14 12.81(9) 16.36-44.93 31.35(13) 4.84-10.49 7.(13) 14.78-21.38 17.(13) 4.13-6.73 5.12(12) 精煤 Vdaf (%) 原煤 15.65-25.37 19.73(9) 14.79-19.75 15.60(11) 10.39-19.73 14.56(12) 精煤 14.45-19.31 14.01(9) 12.53-14.84 13.81(12) 10.61-12.61 11.72(11) St,d 原煤 0.20-1.61 0.58(9) 0.32-1.42 0.(9) 0.-5.85 2.71(13) 0.80-1. 1.31(1) 0.-6.04 2.98(12) 0.67-1.84 1.34(12) 精煤 Pd (%) Qnet,vad MJ/kg G 精煤 0.001-0.004 0.003(3) 25.081-24.953 25.017(2) 6.6-62.0 33.74(8) 4.0-7.5 5.9(4) PS、SM 0.003-0.007 0.005(6) 32.825(精) 0-12 4.44(7) 0-8 1.88(8) PS、PM 0.002-0.021 0.011(5) 25.807-30.61 28.21(2) 0-0.02 0.003(7) 0-4 0.8(5) PM 原 煤 精 煤 精 煤 Y (mm) 煤 类 五、瓦斯、煤尘和煤的自燃发火性 1、瓦斯
据井田外围调查资料，浅部生产矿井多数为高瓦斯矿井, 少数为低瓦斯矿井。上煤组矿井瓦斯涌出3.60～23.44m³/t,平均10.12m³/t,下煤组矿井瓦
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斯涌出12.25～57.48m³／t，平均35.22m³/t,下煤组大于上煤组。据清徐煤管局对碾底煤矿瓦斯鉴定结果，该矿井为高瓦斯矿井。
据井田内及邻近钻孔02、2、6、8、9号煤层瓦斯含量试验成果，各煤层CH4含量1.07—8.15ml/g。
据生产矿井及钻孔瓦斯含量资料预测，本矿井相对瓦斯涌出量大于10m³／t，属高瓦斯矿井。 2、煤尘
根据相邻矿井资料，本矿井各煤层煤尘均有爆炸危险性。 3、煤的自燃发火性
据官地矿的测定，煤的自燃倾向等级为不易自燃。 六、地温
根据清徐详查钻孔测温成果，地温梯度均小于3℃／100m，属地温正常区。 七、水文地质 1、含水岩组
山西麦怡源煤业有限公司位于清交矿区东北部的白石沟西侧，大川河支沟峪道川东南侧，井田北部有童子川河由东北向西南穿过。地形陡峻，沟谷深切，基岩裸露，黄土零星分布。
井田处于煤层深埋区，基岩出露上石盒子组、石千峰组、刘家沟组，其下伏地层均未出露。
井田内有两种类型含水岩组，即砂岩裂隙含水岩组和石灰岩溶裂隙含水岩组，分述如下：
(1)奥陶系中统石灰岩岩溶含水岩组
奥陶系中统分上、下马家沟组和峰峰组，以上马家沟组及峰峰组石灰岩为主要含水层，含水结构以溶隙、溶孔为主。奥灰在井田内处于深埋区。 据清徐详查资料，富水性弱。井田南侧ZK1-3A号孔上马家沟组与峰峰组混合抽水试验，单位涌水量为0.002L/s.m，水位标高932.88m。 (2)石炭系上统太原组石灰岩溶蚀裂隙含水岩组
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太原组以碎屑岩类夹石灰岩为主，为主要含煤地层之一，含水层主要为L1、K2、L4、L5石灰岩。ZK1-3A号孔抽水试验，单位涌水量为0.000L/s.m，水位标高941.67m。
(3)二叠系下统山西组砂岩裂隙含水岩组
山西组以碎屑岩为主，含水层主要为K3等砂岩，据区域资料，富水性弱。ZK1-3A号孔抽水试验，单位涌水量为0.0018L/s.m，水位标高949.76m。 (4)二叠系、三叠系砂岩裂隙含水岩组
二叠系下统下石盒子组以碎屑岩为主，以K4等砂岩为主要含水层，富水性弱。
二叠系上统上石盒子组、石千峰组，三叠系下统刘家沟组，岩性以碎屑岩为主，井田内该组基岩大面积裸露，黄土仅零星盖覆于其上。该组以K6、K7、K8、K9等砂岩为主要含水层，浅部含裂隙潜水，深部含裂隙承压水。井田南侧ZK2-4号孔二叠系混合抽水试验，单位涌水量为0.0096L/s.m，水位标高1304.51m。 2、隔水层
9号煤层至奥陶系顶面之间的岩层，厚60m左右，以泥质岩类为主，为隔水层。石炭、二叠系、三叠系含水层之间的岩层可视为隔水层。 3、陷落柱的导水性
据勘探施工过程中4号和8号钻孔所遇到的陷落柱分析，在钻进过程中井液消耗量均小于0.06m3/h，说明本井田陷落柱导水性差。 4、井田水文地质条件评述
井田内地形、植被条件不利于大气降水入渗。主要对煤矿矿床充水的含水层富水性弱。井田内断层稀少，陷落柱规模小，对岩层破坏程度小，含水层之间水力联系微弱或无联系。一般来说，井田水文地质条件简单。 5、充水因素
井田主要可采煤层为02、6、8号煤，02号煤层位于山西组顶部和中部，以其上覆的砂岩含水层为主要充水含水层。6、8号煤位于太原组,以其上覆的石灰岩为主要充水含水层。 煤系上覆含水层距煤层较远，一般不对煤矿床充水。
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6、矿井涌水量
地质报告采用比拟法对开采02号煤层的矿井涌水量预测，矿井正常涌水量为1255m3／d；矿井最大涌水量为1600m3／d。
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第二章
第一节
山西麦怡源煤业有限公司井田位于山西省清徐县马峪乡程家坪、麦地掌村及古交市邢家社乡陈家社村一带。行政区划大部分属清徐县马峪乡管辖,北部局部属古交市邢家社乡管辖。井田范围由以下坐标点连线圈定:
1. X=41777.793 Y=19608733.923 2. X=4180077.292 Y=19608703.453 3. X=4180096.783 Y=19610172.477 4. X=4181946.790 Y=19610147.761 5. X=4181958.942 Y=19611053.457 6. X=4178873.633 Y=19614000.000 7. X=41777.000 Y=19614000.000
矿区形态为一不规则多边形，井田东西最长处5297m，南北最宽处约4190m，井田面积14.9km2。
第二节
矿井地质储量包括平衡表内储量和平衡表外储量。平衡表内储量是指在目前技术条件下煤层的主要质量指标﹙如灰分含量﹑发热量等﹚和经济技术指标﹙如煤层厚度﹑赋存条件等﹚都符合工业要求﹑可供开采的储量。平衡表外的储量是指煤层的质量指标或经济技术指标不能满足当前的工业要求,目前暂不能开采,但今后可能利用和开采的储量。
依据精查地质报告中所提供的可采煤层底版等高线及储量计算图,计算该井田的地质储量：
地质储量的计算
井田境界 井田开拓与开采
M=S·H·γ
（2.1）
式中：M—资源量， t；
S—水平投影面积，m2；
H—煤层厚度 , m； γ—容重 , t/m3；
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M=14.9×106×(3.50×1.42+2.06×1.41+2.34×1.41) =166.49Mt
第三节 可采储量的计算
矿井可采储量系指地质储量扣除各种煤柱损失及开采损失后的储量。永久煤柱损失包括井筒及工业场地、村庄、开拓巷道、断层、陷落柱及井田边界和其它永久留在井下煤柱的损失。
本井田已算明的工业储量为Zg=166.4926Mt。根据矿井设计规范要求,确定本井田的井田边界煤柱取20m,估算本井田内保护工业场地、井筒、井田境界、建筑物等留置的永久煤柱损失约占工业储量的10%。矿井的采区回收率，按《煤炭工业小型煤矿设计规定》的要求，薄煤层采区回收率为85%；中厚煤层采区回收率为80%；厚煤层采区回收率为75%,按矿井设计规范要求本井田为中厚煤层确定采区采出率为80%,由此可确定本井田的可采储量:
Zk = ( Zg －P ) ×C
（2.2） = (1692600－169260)×0.8 =119.9Mt
式中:Zk——可采储量
P——保护工业场地、井筒、井田境界、建筑物等留置的永久煤柱损失；
C——采区采出率0.8； Zg——工业储量。 可采储量汇总表见表2-3-1。
表2-3-1 矿井可采储量汇总表 单位kt
煤柱损失 煤层 02号 6号 8号 合计 资源量 村庄 74053 43278 49161 1692 1151 1781 3250 断层 矿界 227 321 258 5 799 工广 80 128 204 大巷 1055 2676 3790 合计 24 5376 83 计储量 71509 37902 40797 采储量 57207 30322 32638 120167 矿井设 设计可 16
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第三章 矿井工作制度及生产能力
第一节 矿井生产制度
矿井正常工作的制度对其管理及生产的正常、高效运转都是非常重要的。按照设计规程初步设计工作日数为330天，实行三班工作制度，即两采一准，两个采煤班，在采煤班内进行“落、装、运、支、移等工序，准备班进行回柱放顶、检修设备、推移转载机等工作。每煤班工作小时为8小时，每昼夜净提升量为16小时。关于工作制度，按每班完成的循环次数应为整数，即每一个循环不要跨班完成，否则不便于工序之间的衔接，施工管理也比较困难，不利于实现正规循环作业。
第二节 矿井生产能力及服务年限
一、矿井生产能力
矿山生产能力是矿山建设最重要的问题之一,生产能力确定的正确与否直接关系着企业投资和经济效益的好坏,因此必须认真的深入的调查研究以确定好矿山的生产能力。
根据实际情况、井田境界、煤层赋存条件、煤炭需求量及生产的需要和设计任务书，确定本井田年产量为1.5Mt/a。 二、矿井服务年限的计算
矿井生产能力及服务年限是衡量矿区开拓的主要内容，它的大小体现了矿井的开采程度，它不但影响一个矿井的开采技术经济效果，而且影响到整个矿区乃至国民经济的发展。
如果矿井生产能力确定过小，其服务年限可能过长，将大量积压已勘探的煤炭资源，反之若生产能力过大，可能造成矿井长期达不到设计产量或生产分散，接替紧张以致矿井服务年限过短，矿井很快报废，机械设备不能发挥其应有的能力，造成投资大收益小，且过短的服务年限会影响到其它工业的协调发展。
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因此《规程》规定了大，中，小型矿井的服务年限以及生产能力与服务年限的关系式：
T=Zk/(A·K ) （2.3）
式中：T——矿井服务年限，a
Zk——矿井可采储量，万t (Zk=119.9M t )。 A——矿井设计生产能力，Mt/a。 K——储量备用系数，一般取1.3
矿井服务年限：在井田范围内，根据井田可采储量计算矿井设计服务年限
Zk=119.9Mt，A=1.5Mt/a
可计算出矿井的设计服务年限T ：
T=Zk/(A·K)=119.9/（1.5×1.3）=62年
则 ，查设计规范可知，矿井设计生产能力为150万t 时，设计服务年限应该大于60 年，该矿井为63年，故矿井生产能力满足规范的要求。
我国各类井型的矿井和服务年限见表3-2-1
表3-2-1 我国各类井型的矿井和服务年限
设计生产能力(Mt/a) 井型 特 大 特 大 大 中 小 6.0及以上 3.0～5.0 1.2～2.4 0.45～0.9 0.09～0.3 矿井服务年限 80 70 60 50 第一开采水平设计服务年限/a 煤层倾角 煤层倾角煤层倾角25°～＜25° ＞45° 45° 40 — — 35 — — 30 25 各省自定 25 20 20 15 18
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第四章 井田开拓
第一节 井田开拓方式的确定
一、确定开拓方式的主要原则
1、确定井筒的形式、数目及其配置，合理选择井筒及工业场地的位置； 2、合理地确定开采水平数目和位置； 3、合理布置大巷及井底车场；
4、确定矿井开采程序，作好开采水平的接替 ； 5、进行矿井开拓延深，深部开拓及技术改造； 6、力求简化生产系统，尽量减少井巷工程量；
7、尽可能提高机械化程度，提高生产效率，实现安全高效； 8、投资少，工期短，见效快。
由于煤层埋深在450～700m之间，埋藏深度较深，固只能考虑用立井开拓。 二、开拓方案的确定 1、工业场地位置的选择
本井田位于井田位于山西省清徐县马峪乡程家坪、麦地掌村及古交市邢家社乡陈家社村一带,位于清徐县城北10km处，其间有清徐～古交公路相通，本矿井生产原煤直接运往位于清徐县城的集团公司焦化厂，运输条件优越。
本井田位于吕梁山脉中段东翼西山含煤盆地东南角，地势总体西北高、东南低，属低－中山地形，大部基岩裸露，黄土零星分布于缓坡及低山地区，土层薄、植被少，风化作用强烈，沟谷多呈“V”字形。
纵观全井田地势，工业广场选择较困难，根据实地勘查，考虑地形条件结合煤层赋存情况及交通运输情况，工业广场可选择于井田边界,与陈家坪毗邻，且靠近公路。
工业广场选择于陈家坪附近，且靠近公路，工业广场地面开阔，有足够的场地布置主、副井地面生产系统；目前已具备较好的供电条件，地面运输条件良好，供水距离较近，征地费用较便宜。
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根据上述技术分析，工业广场选择于内各有优缺点，尚需结合井下开拓部署进一步经济比较来确定。 2、井筒形式确定
工业广场位于9号钻孔陈家坪附近，该处煤层埋深约500m左右，故只考虑井筒形式选用立井开拓。
采用主、副立井及三个专用风立井开拓方式，且由于该矿井为高瓦斯矿井 ，故设立专用回风大巷，主副井均为进风井。主立井X=4177972.9，Y=19612352.28，Z=1405作为主提升井，采用料石砌碹支护方式，主立井内设置多绳提煤箕斗。担负全矿井的煤炭提升任务，井筒方位角为90°，主井井筒兼作进风井。副井X=4177900.25，Y=19612190.4，Z=1413.8.作为运送材料、进风、提升矸石之用、提升工作人员及作为安全出口，井筒方位角为0°，采用料石砌碹支护方式，担负全矿井的矸石、材料、人员这样布置:一是矿井通风能力不受;其次，这样布置对于管理水平不高的地方矿来说生产干扰小，易于管理。
井筒特征表见4-1-1
井筒特征表4-1-1。
井筒名称 主井 副井 风井1 风井2 纬距 4177972.9 4177900.25 4178107.515 44181339.61 井口坐标 经距 19612352.28 19612190.4 19612344.93 19610333.02 井口 井底 +1405 +930 6.5 33.2 箕斗 +1413.8 +930 5.0 19.625 罐笼 +1413.5 +910 5.0 19.625 风机 +1405 +0 5.0 19.625 风机 井口标高 井筒净宽(m) 井筒净断面(m2) 井筒装备 20
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辅助运输，主运输兼进并兼作进风回风井及安回风井及安全风 井和安全出全出口 出口 口 接替 接替 接替 接替 井筒用途 备注 3、开采水平的划分
本矿井开采的02、6、8号煤层，各层平均厚度为3.50m、2.06m、2.34m ，层间距分别为60m、40m。由于本矿为近水平煤层,但由于02号煤于6、8号煤间距较大，经技术经济比较，综合考虑采用多水平开拓。
02号煤单独进行巷道开拓为第一水平，水平标高为+930。第二水平的6、8号煤采用联合布置水平标高为+830。先开采一水平一盘区，然后依次开采二、三、四盘区，接着进行井筒延伸至+830水平，进行第二水平的开拓部署。 4、运输大巷、轨道大巷及回风大巷位置的确定
由于02号煤有煤层爆炸性且为高瓦斯矿井，故采用三条大巷布置形式,大巷采用集中煤层大巷布置。轨道大巷、运输大巷布置在煤层底板,回风大巷位于两条大巷之间。三条大巷在空间上错开一定的距离约30m。 5、井田开拓方案
根据开拓方式布置原则、工业场地位置的选择、煤层赋存条件和井田的形状，在井筒、开采水平确定的基础上，第一水平开采提出2个开拓方案。方案分述如下：
方案一：在02号煤层中布置井底车场后，沿Y=16912400附近由南向北布置一组大巷，大巷由南到北横穿整个井田，大巷数目为3条，位于井底车场东侧，三条大巷分别为东运输大巷、东轨道大巷、东回风大巷；然后再从陈家坪向西开拓南运输、轨道大巷，再向北掘进西运输、轨道、回风大巷，各大巷之间的间距为30m。
上述三组大巷将整个井田划分为4个盘区，整个井田划分为38个条带。 其中，东大巷服务于1、2、4盘区，西大巷和南大巷为3盘区服务。
首采区定为一盘区，盘区储量为20.4Mt，只需一个综采面就可达产。
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开采顺序：首先开采1盘区中的021101工作面；1盘区02号煤采完后由2盘区02号煤接替；2盘区02号煤采完后，开采3盘区02号煤，最后开采4盘区02号煤。
开拓方案一平面图见4-1-1，开拓方案一剖面图见4-1-2。
方案二：沿着Y=19610200附近由南向北开掘一组大巷，大巷由南到北横穿整个井田，大巷数目为3条，分别为西运输、轨道、回风大巷。再由西向东沿着井田边界保护煤柱开拓三条大巷，分别为南运输、南轨道和南回风大巷。各大巷之间的间距为30m。
上述两组大巷将整个井田划分为三个盘区，整个井田划分为32个条带。其中，南大巷服务于1盘区，西大巷服务于2、3盘区。首采区为1盘区。 开采顺序：初期开采1盘区中的02号煤，1盘区02号煤采完后，开采2盘区02号煤， 2盘区02号煤采完后，开采3盘区02号煤。然后开采第二水平。 三、开拓方案的比选
方案技术比较见表4-1-2。
表4-1-2 开拓方案技术比较表
方案一方案二 优点 1．运输系统简单，环节较少，运输成本低； 2．井田内无反向运输少，生产经营成本低； 3．煤柱损失少； 4．工作面推进距离适中，能充分发挥综采优势； 1．两大巷大部分呈水平布置，易于掘进及运输； 2．工作面个数少，搬家次数少。 缺点 1．建井工期较长，初期投资较大。 2．工作面个数多，搬家次数多。 初期工程量（m） 总工程量（m） 初期投资（万元） 1．初期投资大，建井工期长； 2．西大巷运输环节较多； 3．煤柱损失大； 4．反向运输多，运输环节复杂。 表4-1-3 开拓方案经济比较表
方案一 9110 30450 5241 22
方案二 10400 32800 5998
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总投资（万元） 17694 19004 根据比较可知方案一与方案二的井巷工程量相差不多，可视为相同；但从技术上比较由于方案二出现反向运输，且工作面推进方向较长，对设备要求高，所以综合考虑选用第一方案。 四、采区划分及开采顺序
根据选定的开拓方案, 整个矿井划分为两个水平，四个带区。矿井开采顺序首先投产第一水平02号煤层的1带区021101工作面，第1带区采完后，接着开采2带区、3带区、4带区。最后井筒向下延伸100m，开采第二水平6、8号煤层，巷道联合布置，首先开采1带区6号煤层，然后接着开采其他的带区。
第二节 达到设计生产能力时工作面的配备
根据《煤炭工业设计规范》规定，矿井设计移交生产标准为1.5Mt以上的矿井：
（1）井上、下各生产系统基本建成，并能进行安全生产。 （2）“三量”达到标准。
（3）回采工作面长度一般不小于设计回采工作面长度的50% （4）工业广场内的行政，公共建筑及其设施全部建成。 （5）居民区及其设施基本建成。
根据这些规定，设计本井田在井田02号煤一带区内首先投产，由于02号煤层为厚煤层,进入正常生产后完全可以达到产量。
根据采区工作面生产条件和生产能力，考虑到各采煤设备之间的配套关系，矿井主要采煤设备选型如下：
采煤机：选用西安煤机厂的MXG-300/700D型采煤机，采高2.0-4.5m，装机功率为700KW，供电电压1140V，滚筒直径2000mm，转速28r/min,截深800mm，机身高1600mm。
可弯曲刮板输送机：选用SGZ7/500型号刮板输送机，设计长度200m，输送量为1000t/h，链速1.2m/s，功率为2*250.中部槽规格1500*724*290.
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转载机：选用SGZ7/132型号，出厂长度为41.2m，输送能力为1100t/h. 可伸缩胶带输送机：选用SSJ1200/3*200M型号的输送机，输送量为1500t/h,带宽1200mm，速度为3.15m/s 最大输送长度为2000m，装机功率为3*200KW。
破碎机：选用PCM132型，生产能力为1200t/h。
液压支架：选用ZZ5600/23/47型号支撑掩护式支架，支撑高度为2.3-4.7m，宽1418-1580，中心距为1.5m，工作阻力为5600，初撑力为5000，重19.91t。
主要采、掘机械及配套设备详见表4-2-1。
表4-2-1 回采工作面主要采煤机械配备表 序号 1 2 3 4 5 6 7
设备名称 采煤机 液压支架 端头液压支架 可弯曲刮板输送机 转载机 破碎机 可伸缩胶带输送机 型号 MXG-300/700D ZZ5600/23/47 ZT1P28000/17/40 SGZ7/500 SGZ7/132KW PCM132 132KW SSJ1200/3*200M 单位 台 架 架 台 台 台 台 数量 1 120 6 1 1 1 1 图4-1-1 开拓方案一平面图
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图4-1-2 开拓方案一剖面图
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第五章
第一节 井筒、煤门、大巷、井底煤仓
一、井筒数目及用途
矿井移交生产至达到设计能力时，先开凿3个井筒，即主立井、副立井、回风立井1，后期再开风井2、风井3。各井筒用途分述如下:
（一）主立井：表土层采用混凝土料石砌碹，基岩段也采用混凝土砌碹，主立井担负全矿煤炭的主提升任务，采用提煤箕斗提升，并兼作进风井，月进55m,工期为九个月。
（二）副立井：表土层采用混凝土料石砌碹，基岩段也采用混凝土砌碹，采用罐笼提升，担任矿井人员、材料、设备等辅助提升任务，并兼作进风井和安全出口，月进50m，工期为10个月。
（三）风井：表土层采用混凝土砌碹，基岩段也采用混凝土砌碹，主要用来回风，并兼做安全出口，井筒一侧安设梯子间。
（四）运输大巷：采用1200mm胶带机，担负全矿主煤炭提升任务，整条大巷布置在煤巷中，采用锚喷支护，大巷总长度为2460m.
（五）轨道大巷：采用600mm轨距1.5t矿车轨道运输, 担任矿井辅助运输任务, 并兼作进风井和安全出口,轨道大巷采用锚喷支护，支护长度为2460m。 （六）回风大巷：整个矿井回风大巷全长2460m，采用锚杆支护，主要用来回风。
（七）工作面顺槽：
工作面顺槽采用双巷掘进，首采工作面掘进两条回风顺槽，一条运输顺槽及开切眼，总计巷道长度4180米，巷道采用矩形锚网支护，月进500m，工期8.36个月。
其中：运输顺槽2000米，月进500m，工期4个月； 回风顺槽2000米，月进500m，工期4个月 开切眼180m，月进500m，工期0.36个月
（八）井底煤仓：井底煤仓采用圆柱型垂直煤仓，井底煤仓的有效容积为：
矿井基本巷道及建井计划
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Qmc=(0.15~0.25)Am
（5.1） 式中：Qmc——井底煤仓的有效容量（t） Am——矿井设计日产量,46t（t）
15~0.25——系数，大型矿井取大值，小型矿井取小值。此处取0.22.
故Qmc=(0.15~0.25)Am
=0.22×46
=1000.1t
主要巷道断面特征表5-1-1
表5-1-1 主要巷道断面特征表
序号 巷道名称 断面 形状 断面尺寸（mm） 支护 方式 支护 厚度 （mm） 净断面 掘进 断面 （m2） （m2） 13.2 13.86 净宽 1 运输大巷 半圆拱 半圆2 3 4 轨道大巷 回风大巷 工作面运输 顺槽 工作面回风 顺槽 开切眼 矩形 6000 矩形 4000 拱 矩形 矩形 4250 3700 4000 4000 净高 3300 砌碹 100 3725 3200 3100 砌碹 锚喷 锚喷 120 100 100 15.83 11.84 10.23 17.26 12.48 10.85 5 3100 锚喷 液压支架 100 10.23 10.85 6 3500 21 21.96 第二节 井底车场
一、井底车场形式
井底车场采用立井折返式﹙梭式﹚车场，采用顶推调车方式。车场巷道采用半圆拱断面，锚喷支护,黄泥灌浆。
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二、井底车场硐室
在副立井井底布置有水泵房、水仓、变电所、候车室等主要硐室。井底车场巷道和主要硐室均采用半圆拱断面，锚喷支护。 1、井下配电室及水泵房：
本设计井下配电室及水泵房采用联合布置，以便使配电室向水泵房的供电距离最短。这两个硐室联合布置在副井井底02#煤层底板岩石中。为了防止井下突然涌水淹没矿井，配电室和泵房底板标高高出井底车场底板0.5m。配电室和泵房净宽3.6m，总长23.5m，其中配电室长11m，泵房长12.5m，中间用耐火材料砌筑隔墙，并设置铁板门。两硐室各有一条通道通往井底车场，通道内必须设有防火门和栅栏门。两硐室与井底车场并联通风。在泵房掘一个2×1.2m的长方形吸水井，混凝土浇筑。 2、水仓：
矿井主副水仓布置在泵房北侧02#煤层底板岩石中由两条的巷道组成。为了减少水仓内的泥污量，在水仓入口段设溢水式沉淀池，水仓采用一部调度绞车牵引矿车清理，沉淀池人工清理。主、副水仓采用联合布置的形式，中间加隔墙。水仓的末端经吸水小井与水泵房相通。 3. 井底车场
井底车场的选择和它的样式应综合考虑多种因素；包括矿井的内部条件以及外部条件，尤其要考虑到矿井本身的生产力和矿井所处的地质环境，还要有高效和安全的考虑。 所以；
井底车场见图5-2-1
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第三节 建井工作计划
一、矿井建设方式
土建工程和矿井工程同时开工，机电安装工程根据建设周期和资金到位情况统筹考虑，在矿井工程的副立井分别与井底车场、硐室、运输大巷贯通后，随施工进度工期情况及时安装主立井、副立井提升设备、回风立井通风机设备和变电所设备，永久生产系统逐步到位。
矿建、土建、安装三类工程应平行作业，同期移交。 矿井建设考虑采用一次设计，一次建成的方式，主要理由如下：
1、分期建设、分期投产方式生产与施工相互干扰，对生产组织不利。 2、有利于尽早向集团公司提供足量的煤炭。 二、施工方法
在矿建、土建、设备安装三类工程的施工中，应尽力提高机械化水平，三类工程的施工应充分利用时间和空间，采取平行交叉作业，加快建井速度，缩短建井工期。合理使用人、材、物力，提高矿井建设的经济效益，地面生产系统应与矿井同步建设，同步投入使用加快建井速度的措施和建议
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1、做好矿井施工前的准备工作，确保矿井开工后能连续施工。 2、主立井进入基岩段，改为锚喷支护以加快巷道施工速度。 三、矿井移交标准
矿井移交标准如下：
一个带区一个工作面，全部掘进设备安装到位。
项目完成时井筒工程量15000m左右，半煤岩巷3400m左右，煤巷1100m多米，同时，地面生产及辅助设施也应同步完成。 四、施工进度指标确定
施工进度指标的确定以《煤炭工业矿井设计规范》为依据，同时参考了
国内施工队伍的实际水平进行确定，井巷工程施工进度具体指标确定如下：
立井井筒表土层段 主立井井筒基岩段 副立井井筒基岩段 半煤岩锚喷巷道 半煤岩锚杆巷道 岩 巷 煤 巷 倾斜岩巷 硐 室 五、建井工期
矿井施工工期为21个月，井巷工程与地面设施同步施工，同步建成。井巷工程施工进度详见施工进度图5-3-1，井巷工程量汇总表见5-3-2。
30
20m/月 55m/月 60m/月 250m/月 300m/月 150m/月 500m/月 100m/月 300m/月
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表5-3-1
序 号 1 2 3 4 5 6 7 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 30 表5-3-2 井巷工程量汇总表 井巷长度(m) 工程名称 煤巷 半煤岩巷 岩巷 主立井(表土段) 主立井(基岩段) 460 副立井(表土段) 副立井(基岩段) 460 回风立井(表土段) 回风立井(基岩段) 470 井底车场绕道 1000 东运输大巷 2460 东轨道大巷 2460 东回风大巷 2460 南运输大巷 960 南轨道大巷 1010 南回风大巷 930 021101工作面进风巷 2000 021101工作面运输巷 2000 021101工作面回风巷 2000 021101回采工作面 180 合计 11250 3430 1390
合计 20 460 23 460 30 470 1000 2460 2460 2460 960 1010 930 2000 2000 2000 180 16143 31
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第六章 采煤方法
第一节 采煤方法的选择
一、采煤方法的选择及其依据
麦地掌煤矿设计生产能力为1.5Mt/a，为大型井。依02#煤层赋存条件、煤层厚度、开采技术条件和矿井管理水平，本着投资少、见效快、安全性好和回采率高的原则，经技术比较后，确定采用倾斜长壁采煤法，条带式布置。 二、回采工作面的个数、产量及装备
设计采用一个综采工作面保证矿井1.5Mt/a产量，首采综采工作面布置于02号煤层中1采区。02号煤层平均厚3.50m，采高3.50m；工作面长180m.推进长度为1848m.
回采工作面生产能力按下列公式计算：
Q=L·Vo·M·γ·C
（6.1） 式中：Q—工作面年产量，t/a；
L—工作面长度，180m； Vo—工作面年推进度，1848m； M—工作面采高，3.50m； γ—煤的容重，1.41t/m³； C—采煤工作面采出率，取0.93。
则回采工作面年生产能力
Q回 = L.Vo.M.r.C1
=180×1848×3.50×1.41×0.93 =1.52 Mt/a 掘进工作面年生产能力按Q而该矿井总设计年生产能力为
Q总=Q 回+Q掘
=1.52 Mt/a +0.152 Mt/a =1.67 Mt/a
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掘
=10% Q
回
=1.52Mt/a×0.1=0.152 Mt/a从
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一个工作面产量为1.67Mt/a ，满足设计生产能力要求。 三、回采工作面回采方向与接替
回采工作面采用后退式回采。 工作面采用顺序接替。 四、采区及工作面回采率
根据《煤炭工业矿井设计规范》，02号煤层为厚煤层，采区回采率为75％，工作面回采率为93％。
表6-1-1 回采率表
厚煤层 中厚煤层 薄煤层 采区回采率 >75% >80% >85% 工作面回采率 >93% >95% >97% 第二节 确定采（盘）区巷道布置和要素
一、采区巷道布置方案
根据煤层赋存条件及开拓巷道所在位置,煤层为近水平煤层且整个井田内地质构造少，煤层厚度较稳定，所以综合考虑采用带区准备方式，分带准备是将工作面沿煤层走向布置，沿倾斜方向推进，即采用倾斜长壁综合机械化采煤工艺。
从运输大巷直接在煤层中掘进运输顺槽,从回风大巷直接在煤层中掘进回风顺槽,掘开切眼布置工作面。垂直运输，把井田划分为38个条带，在条带内布置倾斜长壁工作面，条带之间留设宽度为15m的煤柱，回采工作面长度为180m，工作面年推进长度约为1848m，工作面运输顺槽和回风顺槽采用双巷布置、双巷掘进。按照《煤矿设计规范》知矿井首采工作面在条件允许的情况下应首选位于井田的采区，所以首采一带区，在一带区中先采021101工作面，然后分别由南向北依次开采。
这样布置的优点是：（1）巷道系统简单：带区准备不需要开掘上山，大巷掘出后可以掘进运输顺槽、回风顺槽、瓦斯尾巷、开切眼和必要的硐室。（2）利于工作面的布置，可以保持工作面等长，利于综合机械化采煤。（3）运输能力大，运输环节少，有利于提高带区生产能力和合理集中生产。
采区巷道布置方案平面图见图6-2-1。
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第三节 回采工艺及劳动组织
一、回采工艺
该煤矿井田地质条件较简单，断层少且位于井田边界处，煤层倾角平缓，该煤层平均厚度为3.50m，顶、底板较稳定。根据煤层赋存情况 和开采技术条件, 确定采用倾斜长壁综合机械化回采工艺方式。
回采工艺过程如下： （一）采煤机落煤、装煤
采煤工作面布置双滚筒采煤机，其布置方式为：若面向工作面时，采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋，割煤时逆时针旋转。采煤机运行时，其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤，这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。
工作面割煤方式为往返一次割两刀，这种割煤方式效率高，适用于煤层赋存稳定、倾角较缓的综采面。
采煤机的进刀方式为工作面端部斜切进刀，使用割三角煤进刀方法，其进刀过程为：①当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；②调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后，将输送机移直；③再调换两个滚筒的上下位置，重新返回割煤至输送机机头处；④将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换滚筒位置，返程正常割煤。 （二）移架
液压支架的移架方式采用单架依次顺序式，支架沿采煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深，该方式操作简单，容易保证规格质量，操作安全，工作面环境好。
（三）综采面工序配合方式
综采面割煤、移架、推移输送机采用及时支护的配合方式，即：采煤机割煤后，伸直护帮板, 输送机逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深,采煤机割完第二刀后进行推溜、移架。这种支护方式，推移输送机后在底座前端与输送机槽之间没有一个截深富裕量，比较能适应周期压力大及直接顶稳定
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性好的顶板,但对直接顶稳定性差的顶板适应性差。若煤壁容易片帮时，可在前滚筒割过后将护帮板伸平，护住直接顶,随后推移输送机 。 （四）综采面端头作业
综采面端头支护方式两边都布置3架端头液压支架，超前支护采用单体支柱加“π”型梁组成的迈步大抬棚，该方式适应性强，有利于排头液压支架的稳定，容易保证工作面安全生产和安全出口的畅通。 （五）运煤
采煤机采下的煤直接装上刮板输送机经装载机后由带式输送机运至运输大巷。
二、劳动组织形式
根据工作面情况，采煤司机、移架工、支架工、移刮板输送机工、机电维修、安全员、瓦斯员、送料工、泵站司机、顺槽皮带司机、开溜工为专业工种，由专人负责；其它工作如清煤等均由综合工种完成。
采煤工作面劳动组织见表6-3-1
表6-3-1 劳动组织表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11
工种 班长兼质量检查 采煤司机 工作面开溜工 运输机司机 转载机司机 泵站司机 绞车司机 电工、检修工 瓦斯员 回柱工 综合工种 合计 一班 1 2 1 1 1 1 1 1 1 2 5 17 出勤人数 二班 1 2 1 1 1 1 1 1 1 2 5 17 三班 2 0 0 0 0 0 0 2 1 0 15 20 合计 4 4 2 2 2 2 2 4 3 4 25 第四节 盘区的准备与工作面接替
本矿井设计年产量为150万吨，设计一个采面开采能达到设计生产能力，两个掘进工作面满足矿井生产。
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一、巷道断面和支护形式
井底车场巷道、各大巷全部采用半圆拱断面，锚喷支护，工作面分带巷道采用矩形锚杆支护，必要时加钢丝网和“W”型钢带或者“H”型钢带。 二、掘进工作面个数和掘进面的机械配备
为了保证采煤工作面正常接替，根据回采工作面和掘进工作面的推进速度，全矿配备两个掘进工作面，一个综掘工作面用于02号煤层带区顺槽巷道掘进，一个综掘工作面用于大巷掘进及有关硐室施工。
综掘工作面机械设备配备见下表：
表6-4-1 综掘工作面机械设备配备表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 设备名称 掘进机 带式转载机 双向运输皮带 湿式除尘器 水泵 局扇 锚杆机 喷浆机 搅拌机 型号 EM1-30 QZP-160 SJ-800A SCF-6 3BA-13B JBT51-2 MYT-115DⅢ 2PG-Ⅱ 安Ⅳ 容量（KW） 30 7 100 18.5 2.2 5.5 11 5.5 5.5 单位 台 部 部 台 台 台 台 台 台 备用 2 数量 2 2 2 2 5 2 2 2 2 三、矿井采掘比例关系和掘进矸石率
全矿有一个回采工作面，两个掘进工作面，采掘比为1：2。
该矿所有巷道均采用煤巷，半煤岩巷，所以该矿井出矸量较少，对副井的提升能力要求也较底。初步设定该矿井的出矸率为3%。 四、工作面接替
二带区工作面推进长度为2000米，年推进度为1848米，即每个条带采煤时间为一年左右。工作面接替采用顺序接替，即先采021101再采021102、021103、021104„„依次开采。顺槽掘进以可以满足工作面接替为宜。由于采用综掘，本矿井的掘进可以很容易就满足。
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第七章 井下运输
第一节 运输系统和运输方式的确定
根据选定的开拓方案,矿井大巷材料运输采用电机车运输，铺设轨道；运输大巷内煤的运输采用胶带输送机运输。轨道大巷采用电机车运输，采用600㎜轨距30kg/m钢轨。盘区平巷内辅助运输采用JD-40型调度绞车。
1）运煤：各带区采出的煤─→工作面运输平巷─→运输大巷 运输斜巷皮带─→井底煤仓─→主立井─→地面。
（2）运料：各带区所需的材料和设备─→副立井─→井底车场 轨道大巷─→回风顺槽─→各工作面。
排矸：各带区掘进所出的矸石─→工作面回风顺槽─→ 轨道大巷 底车场─→ 副立井─→地面。
各井巷钢轨类型：轨道大巷30kg/m；工作面轨道平巷24kg/m。 各巷道断面见巷道断面图。
第二节 运输设备的选择和计算
一、矿车、材料和人车
为满足井下材料、人员、矸石、设备的运输，布置轨道运输大巷，目前，矿井辅助运输方式正在不断完善与发展中，并向多元化发展，新型的辅助运输设备也各有优缺点及适用条件，一般有以下几种：无轨胶轮车，卡轨车，齿轨车，单轨吊车，连续运输车等，结合本矿特点，由于该矿井为高瓦斯矿井，所以综合考虑采用连续牵引车作为辅助运输。
连续运输车技术参数见表7-2-1。
表7-2-1 连续牵引车技术参数
型号 使用地点 绞车功率(kW) 110 绳速(m/s) 最大倾角 0.2~2.5 8° 牵引重量适用运(t) （m） 30 ≤2500 SQ-1400/1轨道大巷 10 （一）矿车选型
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本矿生产能力为1.5Mt／a，各类矿车均选用600mm轨距一吨系列矿车即能满足要求。
运矸采用1t固定箱式矿车，型号MG1.1-6A； 材料运输选用1.5t材料车，型号MC1-6B； 设备运输选用3t平板车，型号MP3-6； 运人采用平巷人车，型号PRC8-6/6。 （二）矿车数量
矿车数量根据《煤炭工业设计规范》的要求和该矿实际情况，各类矿车数量见表7-2-2。
表7-2-2 各类矿车数量表 单位：辆
矿车类型 1.5t材料车 3t平板车 平巷人车
矿车型号 MC1-6B MP3-6 PRC8-6/6 矿车数量 20 30 15 备注 二、大巷内运输设备的选型和计算
根据《煤炭工业设计规范》，结合当前最新的设计思想及理念，本矿井开拓巷道均采用煤巷，这样,井下运输不采用传统的电机车运输方式。布置胶带运输机大巷采用胶带运输，运输能力大，连续性强，易于增产，管理简单，是大中型矿井合理的大巷运输方式，根据运量与运距，运输大巷采用 可弯曲刮板输送机：选用SGZ7/500型号刮板输送机，设计长度2000m，输送量为1000t/h，链速1.2m/s，功率为2×250.中部槽规格1500×724×290胶带输送机。
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第八章
第一节 主提升
本矿井年产量为A=1.5M t/a，矿井工作制度为三八制，年提升时间按br=330d/a，日净提升时间按t=16h计。矿井为立井带区开采，提升方式为立井多绳提煤箕斗提升，散煤密度取γ=1.10t/m³。 1、提升箕斗的选型计算
提升速度选择
研究表明，经验提升速度为
V(0.30.5)H （8.1）
矿井提升
式中：V——经验提升速度，(m/s)
H——提升高度，m 对于箕斗提升，提升高度 H= Hs + HX + HZ 式中：Hs——矿井深度，m
Hx——卸载水平于井口的高差，m Hz——装载水平与井下运输水平的高差，m 所以主井的提升高度为
H=Hs+Hx+Hz =520m
由于主井提煤，所以取
V0.5H=0.5*22.8=11.5 m/s
按经验提升速度可估算经验提升时间：
式中：Tj——经验提升时间，s
a——提升加速度，可暂取0.7~0.75 m/s2，对于箕斗可取0.8 m/s2 u——提升容器爬行阶段附加时间，可暂取10s
TjVaHVU39
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——提升容器每次提升终了后的休止时间。初步取为8s
TjVaHVU=77.6s
一次经验提升量为:
QjACafTJ3600tbr
式中：Qj——经验提升量，t次
A——矿井设计生产能力，ta
C——主提升设备的提升不均横系数，有井底煤仓 为1.10
af——富裕系数，主井提升设备对第一水平留有10%~20%的富裕能力。 t——提升设备日工作小时数，16h br——提升设备年工作日数，330天
QjACafTJ3600tbr
=7.41（t/次）
所以选取一对8吨的箕斗。
故该箕斗的实际提升量为1.1×6.6=7.26t ,提升的煤重为1.42×6.6=9.3,主提升设备的提升不均衡系数为1.10
查手册选取JDS-6/75×4型侧装卸式多绳提煤箕斗 ，斗箱断面为2200×1100，最大终端载荷为294KN,提升钢丝绳为4根，绳间距为300mm，直径为22.5～28mm，多绳提升机初步选取为JKM2.8×4型。 2、提升钢丝绳的选择计算
由于该矿井为立井一对8t箕斗提升，采用多绳摩擦式提升，故主绳应采用对称
左、右捻的钢丝绳。如图8-1-1所示：
40
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Ht 1．提升钢丝绳的选择 钢丝绳图8-1-1
绳端载荷Qd：
Qd=（Q+QZ）g （8.2）
式中:Qd——钢丝绳端荷重，N；
Qz——箕斗质量，kg; Q——一次提升量，kg 钢丝绳最大悬垂长度Hc：
Hc= HH+Ht+Hk （8.3）
式中：Hc——钢丝绳最大垂长，m；
HH——尾绳环高度，m；HH=Hg+1.5s；
Hg——过卷高度，按《煤矿安全规程》及《煤矿工业矿井设计规范》规定，
取Hg=10m；所以HH=Hg+1.5s=10+1.5*1.85=2.8+10=12.8m Ht——提升高度，m； Ht=Hz+Hs+Hx
Hz——装载水平到井下运输水平的高度，取20m; Hs——井筒深度，取500m；
Hx——装载水平到井口的高度，取15m；
所以 Ht=Hz+Hs+Hx=535m
Hk——提升容器在卸载位置时，容器底部至主导轮轴线高度，m； Hk、=Hr+Hg+Hf+h1+HZX Hr——容器全高，3m；
HZX——主导轮中心到导向轮中心的高度，取5m；主导轮直径为2.8m
Hk、=25m
所以 Hc =500+12.8+25=557.8m
确定钢丝绳每米质量p
p≥(QZ+Q)/n（1.1σB/ ma-Hc）
=16800/4×(1.1×17000/9-557.8) =2.67kg/m
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ma = 9.2 - 0.0005 Hc =8.9211 式中：n——钢丝绳数。
选取6×7股（1+6）钢丝绳，钢丝绳直径：d=22.5mm; 钢丝直径为：δ=3.0mm; p=283.4kg/100m; 钢丝破断力Qq=504000N。
验算钢丝绳的安全系数：
nQq/（Qz+Q+npHc）=4×504000/10249=19.5＞9
3.多绳摩擦式提升机的选择：
主导轮直径：D/d≥80 D≥80×28=2240mm 选择提升机型号为：JKM2.8*4 其参数为：
主导轮直径：2.8m； 导向轮直径为：5m；
钢丝绳最大静张力为：300KN； 钢丝绳最大静张力差为：90 KN； 最大提升速度为：11.8m/s； 减速器型号为：ZHD2R-140； 电动机最大转速为：750转/分； 传动方式：单电机/双电机； 外形尺寸：7200×8500×2800 机器总重量为：.9t
适用年产量为：120--150万吨的大型煤矿。 查煤矿固定机械及运输设备书表7-4，立井多绳提煤箕斗规格表，当选取箕斗型号为JDS-6/75×4时，与其配备的提升机的型号为JKM2.8×4,所以选取型号为JKM2.8×4的多绳摩擦提升机用于主井提升。 4．提升电动机的预选：
为了对提升设备进行动力学计算，应预选提升电动机。此外，在进行提升设备的方案比较时，也需要粗略地选择提升电动机。
提升电动机应满足功率、电压、及转速3个方面的要求。 双容器提升用下列计算公式估算：
NKQvg1000 （8.4）
式中：N——提升电动机估算功率，kw；
Q——一次实际提升量，kg； V——标准速度，m/s；
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η——减速器的传动效率，一级传动时为0.92，二级传动时为0.85； K——矿井阻力系数，箕斗提升时为k=1.15，罐笼提升时为k=1.2
ρ——动力系数，即考虑动负荷影响的系数，一般取1.2-1.4，箕斗提升取小值，
罐笼提升取大值；
g——重力加速度，取9.8m/s2 代入数据有:
NKQvg1000=
1.15726011.49.810000.851.21316.8KW
提升电动机的旋转速度n（r/min）、减速器的传动比I、提升速度v及卷筒直径D有如下关系：
n60viD
6011.466=
3.142 r/min
所以查矿山固定机械及运输设备表8-6，选择YR1600-6/1430型三相交流绕线型异步电动机作为主提升电动机。 5．提升机于井筒的相对位置的确定：
根据所选的钢丝绳直径选取井上固定天轮，查矿山固定机械及运输设备表8-7选择TSG2000/13.5型固定天轮。井下固定天轮查矿山固定机械及运输设备表8-8选取YXG1600/13型。
在选择提升机的相对位置时，最重要的条件是要根据具体条件，因地制宜地去考虑，在初步设计中初步定为提升机位于 井筒西侧，即井筒方位角为90°。
第二节 副井提升方式及设备
一、条件及情况简述
辅助提升井为立井，采用单绳3t罐笼提升，负责全矿井提升矸石、升降人员、下放设备和材料等任务。
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立井多绳罐笼选择GLGY-3/1/1型号，刚性罐道、异侧进出车，罐笼断面尺寸为4000×1470（mm），罐笼总高4820mm，名义载质量3t,车数1辆，允许乘人数29人，罐笼总载质量6720kg，自重4880kg。 二、设计依据
1、提升量：矿井年产量A=1.5Mt/a；材料和支架等8车/班；炸药、雷管2车/班；设备2车/班，最大班下井人数为120人。最重件为液压支架，为19.91t。 2、提升方式：采用立井罐笼提升。提矸时每次提MG1.7—6A矿车1辆；升降人员时每次为20人；升降最重件时采用3t载重平板车；升降材料时采用1.5t材料车。
3、井筒：井筒方位角为0，井深为480m。 4、工作制度：年工作日330d，每天净提升16h。 5、提升钢丝绳的选择计算。
由于该矿井为立井一对3t罐笼提升，采用多绳摩擦式提升，故主绳应采用对称左、右捻的钢丝绳。如图8-1-2所示
Ht 钢丝绳计算图8-1-2
6、提升钢丝绳的选择
绳端载荷Qd：
Qd=（QZ+z(G+GO)g （8.5）
式中: Qd——钢丝绳端荷重， N；
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太原理工大学阳泉学院----毕业设计说明书 Qz——罐笼质量， kg; Q——一次提升量， kg Z----每次提升的矿车数; G——矿车中货载质量， kg； Go——矿车的质量， kg； g----重力加速度， m/s2
所以：Qd=（QZ+z(G+GO)g =（4880+3000）×9.8=77224N
钢丝绳最大悬垂长度Hc： Hc = HH+Ht+Hk、
式中：Hc——钢丝绳最大垂长，m；
HH——尾绳环高度，m；HH=Hg+1.5s
Hg——过卷高度，按《煤矿安全规程》及《煤矿工业矿井设计规范》规定，取
Hg=10m；
所以HH=Hg+1.5s=10+1.5×1.85=10+2.8=12.8m
Ht——提升高度，m；Ht=Hz+Hs+Hx
Hz——装载水平到井下运输水平的高度，取25m; Hs——井筒深度，取480m；
Hx——装载水平到井口的高度，取20m；
所以：Ht=Hz+Hs+Hx=525m
Hk、——提升容器在卸载位置时，容器底部至主导轮轴线高度，m；Hk、
=Hr+Hg+Hf+h1+HZX
Hr——容器全高，3m；
HZX——主导轮中心到导向轮中心的高度，取5m；主导轮直径为2.8mHk=25m
所以：Hc =12.8+525+25=562.8
确定钢丝绳每米质量p
p≥(QZ+z(G+GO)/n（1.1σB/ ma-Hc） （8.6）
=14260/4(1.1×17000/9-493) =2.25kg/m
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ma = 9.2 - 0.0005 Hc =8.92
式中：n——钢丝绳数。
选取6×7股钢丝绳，钢丝绳直径：d=17.0 mm; 钢丝直径为：δ=1.8mm; p=102.00kg/100m; 钢丝破断力Qq=177870kg
验算钢丝绳的安全系数：
nQq/（Qz+Q+npHc）=4×177870/7880=90.3＞9
7、多绳摩擦式提升机的选择
主导轮直径：D/d≥80 D≥80×17=1360mm 选择提升机型号为：JKM2.8*4
其参数为：主导轮直径：2.8m； 导向轮直径为：2.5m；
钢丝绳最大静张力为：300KN； 钢丝绳最大静张力差为：90 KN； 最大提升速度为：8m/s； 减速器型号为：ZHD2R-140； 电动机最大转速为：750转/分； 传动方式：单电机/双电机 外形尺寸：7200×8500×2800 机器总重量为：.9t 适用年产量为：90--120万吨。
查煤矿固定机械及运输设备书表7-1，立井多绳普通罐笼规格表，当选取箕斗型号为GLGY-3/1/1时，与其配备的提升机的型号为JKM2.8×4,所以选取型号为JKM2.8×4的多绳摩擦提升机用于副井提升。 8、提升电动机的预选
为了对提升设备进行动力学计算，应预选提升电动机。此外，在进行提升设备的方案比较时，也需要粗略地选择提升电动机。
提升电动机应满足功率、电压、及转速3个方面的要求。 双容器提升用下列计算公式估算：
NKQvg1000 （8.7）
式中：N——提升电动机估算功率，kw；
Q——一次实际提升量，kg； V——标准速度，m/s；
η——减速器的传动效率，一级传动时为0.92，二级传动时为0.85；
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K——矿井阻力系数，箕斗提升时为k=1.15，罐笼提升时为k=1.2
ρ——动力系数，即考虑动负荷影响的系数，一般取1.2-1.4，箕斗提升取小值，
罐笼提升取大值；
g——重力加速度，取9.8m/s2
代入数据有:
NKQvg10001.15726011.49.8=
10000.851.21316.8KW
提升电动机的旋转速度n（r/min）、减速器的传动比I、提升速度v及卷筒直径D有如下关系：
n60vi6011.46
D=
3.1426 r/min
所以查矿山固定机械及运输设备表8-6，选择YR1600-6/1430型三相交流绕线型异步电动机作为主提升电动机。 9、提升机于井筒的相对位置的确定
根据所选的钢丝绳直径选取井上固定天轮，查矿山固定机械及运输设备表8-7选择TSG2000/13.5型固定天轮。井下固定天轮查矿山固定机械及运输设备表8-8选取YXG1600/13型。
在选择提升机的相对位置时，最重要的条件是要根据具体条件，因地制宜地去考虑，在初步设计中初步定为提升机位于 井筒西侧，即井筒方位角为0°。
10、井筒断面的确定
初步选定井筒断面布置，罐笼规格以及罐道、罐道梁尺寸型号后，即可计算井筒断面内的提升梯子间尺寸。
如图示罐道梁中心线的距离可由下式求得：
L=a+2(h-△)+b1/2+b2/2
（8.8）
L=a+2(h-△)+b1/2+b3/2
（8.9）
式中：L——1、2号罐道梁中心线间距，mm；
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L1——1、3号罐道梁中心线间距，mm； a——两侧罐道中间距离 ，1570mm； h——木罐道厚度，180mm；
△——刚罐道卡入木罐道深度，20mm；
b1、b2、b3——1、2、3号罐道梁的宽度，均取100mm；
所以：L=a+2(h-△)+b1/2+b2/2=1570+320+100=1990mm
L=a+2(h-△)+b1/2+b3/2=1570+320+100=1990mm
梯子间尺寸M、S、T根据梯子间的布置和结构尺寸，按下列公式计算： M=600+600+m+b2/2 （8.10） 式中：M——梯子间最长边梁和2号梁中心线距离，mm； 600——两梯子的中心距，mm；
600——梯子中心到壁板距离加另一梯子中心到井壁距离，mm； m——梯子间隔板总厚度，为金属梯子间所以取m=77mm
所以：M=600+600+m+b2/2=1327mm
梯子孔前后长度一般不小于700mm，加上梯子梁宽度100mm，故一般取S+T=2（700+100）=1600，取T=350mm，因此S=1600-T=1250mm。
根据以上求得的提升间和梯子间布置尺寸，用图解法确定井筒近似直径和罐笼再井筒中的位子。
CAB 副井井筒断面图8-2-1
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6225
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如图8-2-1示，井筒的直径为6225mm，所以取副井井筒直径为6500mm。具体见井巷断面图所示 。
第三节 矿井排水
矿井排水设备：一般由水泵、电动机、启动设备、管路附件和仪表等组成. 选型计算要根据《煤矿安全规程》和《煤矿工业矿井设计规范》，在保证及时排除矿井涌水的前提下，使排水总费用最少，从而选择最优方案。
一、排水系统的确定
在煤矿生产中，单水平开采通常采用集中排水，两个水平同时开采时，应根据矿井的具体情况进行 具体分析，综合基建投资、施工、操作和维修管
理等因素，经技术和经济比较后，确定最合理的排水系统。 二、设计依据
1.矿井年产量：1.5Mt/a；服务年限为62年。 2.矿井正常涌水量qz= 52.3m3/h，涌水天数330d； 3.矿井最大涌水量qm=66.7m3/h，涌水天数50d； 4.副井井筒垂深：483m； 5.矿坑水容重：γ=1.02t/ m。 6.矿井开拓为立井多水平开拓。 三、选型计算 1、水泵的选型计算
正常涌水期工作水泵必须的排水能力 QB ≥1.2 qz =62.76m3/h
最大涌水期工作和备用水泵必须的排水能力 QBm ≥1.2 qm =80.04m/h 水泵所需扬程的估算： HB=Hsy/η=（483＋4）/0.9=2m 2、初选水泵
3
3
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根据计算的工作水泵排水能力、估算的所需扬程、原始资料给定的矿水物理性质和泥沙含量，选取D280-65型水泵3台，该型水泵额定流量为 280m3/h，额定扬程为585m，转速为1480r/min，级数为九，功率为611.1KW，电动机功率为850KW，效率为73%，重2098kg 。则
工作泵台数n1=
QBQe62.76280= 0.224 取 1
备用水泵台数n2≥0.7n1=0.7 取 1 检修泵台数n3≥0.25 n1=0.25 取1 正常涌水时1台工作, 1台备用, 1台检修。 3、管路的选择计算
排水管选用2趟Φ57×3.5型无缝钢管，dp=50mm。排水管沿主立井敷设至地面，正常涌水时1趟管路工作，1趟管路备用。
吸水管选用Φ73×4型无缝钢管，dx=65mm。 4、水泵的验算
选用水泵D280-65型3台，1台工作，1台备用，1台检修。 5、管路选择
a、排水管趟数的确定
根据《煤矿设计规范》要求，该矿沿副立井敷设2趟管路，1趟工作，1趟备用。
b、管材的选择 选用无缝钢管。 c、管径的计算
排水管选用φ273×11无缝钢管，内径dp=250mm，吸水管比排水管大一级，选用φ325×12无缝钢管，内径dx=300mm。 6、管路阻力损失
hw10.4(mH2O)hw17.7(mH2O)
7、水泵工况点的确定
1、管性曲线
50
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HHoRQ2
2初期：H128.50.00013Q
2后期：H128.50.00023Q得工况点：
前期: Qm=350m Hm= η=75% 后期: Qm=330m Hm= 580 η=75% 水泵最高效率：η=77% η水泵工况点合适。
8、排水时间及水管中流速的验算
a、正常涌水时，1台水泵每天工作小时数
TH13.8(h)m＞0.85η
b、最大涌水时，2台水泵工作，每台泵每天工作小时数
TH10.36(h)
c、排水管的实际流速
Vp1.87（m/s)
d、吸水管流速
Vx1.3(m/s)
9、电动机容量的计算
前期：N215(kW) 后期：N216(kW)
现有的JSQ158系列4级电动机3台，功率680kW，电压660V，转速1480rpm。 10、水泵电耗
吨煤电耗为： WT=1.03（kW·h/t）
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第九章 矿井通风与安全
矿井通风设计是整个矿井设计内容的重要组成部分，是保证安全生产的重要环节。因此，必须周密考虑，精心设计，力求实现预期效果。
第一节 通风设计的内容与要求
一、通风设计的内容与要求 （一）矿井通风设计的内容 1、确定矿井通风系统‘ 2、矿井风量计算和风量分配； 3、矿井通风阻力计算； 4、选择主要通风设备； （二）矿井通风设计的要求
1、将足够的新鲜风流有效地送到井下工作场所，保证生产和创造良好劳动条件；
2、通风系统简单，风流稳定，易于管理，具有抗灾能力； 3、发生事故时，风流易于控制，人员便于撤出； 4、有符合规定的井下环境及安全监测系统和检测措施； 5、通风系统的基建投资省，应运费用低，综合经济效益好。 二、优选矿井通风系统 （一）矿井通风系统的要求
1、每一矿井必须有完整的通风系统；
2、进风井口应按全年风向频率，必须布置在有利于防洪、不受到粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方。
3、箕斗提升井或装有胶带输送机的井筒不应兼做进风井，如果兼做回风井使用，必须采取措施，满足安全要求。
4、每一个生产水平和每一采区，都必须布置回风巷，实行分区通风。 5、井下爆破材料库、采取变电所、绞车房、井下充电硐室必须通风，回风流直接引入回风巷。
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（二）确定矿井通风系统
1、矿井通风方式为：前期采用并列式，其适用于新建矿井，走向长度小于4km，初期投资少，出煤快， 采取生产集中，便于管理，减少煤柱损失，便于井筒延深，利于深部通风提供条件，但是风流折返路线长，通风阻力大，通风费用高，因此后期另开风井，采用两翼对角式。
2、矿井通风方法为：采用抽出式通风。抽出式使井下风流处于负压状态，当主要通风机因故停止运转时，井下风流压力提高，抑制采空区瓦斯涌出，比较安全，漏风少。
3、工作面通风系统为：采用“U+L”型后退式通风系统。这样布置尾巷有利于降低风速，稀释工作面瓦斯浓度，适用于高瓦斯矿井，通风阻力小。
4、主要通风构筑物有：一类是通过风流的通风构筑物：主要通风机风硐、反风装置、调节风门、风桥、导风板；另一类是：井口密闭、挡风墙、风帘、风门等。
第二节 风量的计算
矿井总风量是井下各工作地点的有效风量和各条风路上漏风量总和。矿井总风量的分配要根据实际需要由里往外细致分配。分配给各用风点的风量，必须符合《煤矿安全规程》中有关规定。
《煤矿安全规程》规定：采区回风道、采掘工作面回风道中甲烷和二氧化碳浓度不得超过1%，采掘工作面的空气温度不得超过26°采掘工作面的进风流中，按体积计算，氧气不得低于20%，二氧化碳不得低于0.5%。
根据《煤矿安全规程》，矿井需要的风量按下列要求分别计算，并选取其中的最大值：
1、按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供风量不得少于4m3。
则按井下同时工作的最多人数计算，矿井的总风量为： Q总＝4×N·K ＝4×120×1.2 ＝576m3／min ＝9.6m3／s。
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式中：Q总——矿井总风量，m3／s； N —— 井下同时工作的最多人数,人;
4 —— 每人每分钟供风标准,m3/min; K—矿井通风系数
2、按采煤工作面、掘进工作面、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算：
Q总＝(∑Q回十∑Q掘十∑Q硐室十∑Q其他×Km （9.1） 式中：∑Q回 —— 采煤工作面实际需要的风量总和，m3／s；
∑Q掘 —— 掘进工作面实际需要风量的总和，m3／s； ∑Q硐室——硐室实际需要风量的总和，m3／s； ∑Q 其他——其它用风地点所需风量的总和，m3／s； Km——矿井通风系数，取1.20。
一、采煤工作面实际需要风量的计算 1、按瓦斯涌出量计算：
根据带区巷道布置，矿井达产时，其生产能力为1.5Mt／a，井下布置一个综采工作面，两个掘进工作面，02#煤矿井CH4相对涌出量为10.12m3/t，属于高瓦斯矿井。 采煤工作面需要的风量应按瓦斯涌出量、回采工作面温度计算，然后按风速验算。
02号煤层：02号煤层工作面产量按1.5Mt/a设计，根据02号煤层瓦斯相对涌出量，工作面需要进行瓦斯抽放，抽放率按50%考虑，经计算抽放后回采工作面瓦斯相对涌出量为5.06 m3/ t。 则回采工作面CH4绝对涌出量按下式计算： Q
回绝涌
=(回采工作面日产量×CH4相对涌出量)／(60×工作面生产时间)
02号煤层一个回采工作面日产量为：4626t／d；按每日2班生产，则工作面生产时间按16h考虑；
回绝涌
=4626×5.06/（60×16）=24 m3/min
回采
回需
=Q+Q尾
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其中尾巷配风量为600 m3/min，故可以排出绝对瓦斯涌出量15 m3/min，又因瓦斯尾巷瓦斯浓度不超过2.5%，因此尾巷里面只需要排出14m3/min，工作面回风平巷排出10m3/min。
Q
回采
=100×Q
回绝涌
×k回 （9.2）
3
式中：Q回——采煤工作面需要风量，m/min； Q
回绝涌
——采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min；
K回——采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，机采取1.2~1.6。 则：QQ
回需
回采
100×Q
回绝涌
×k回 =100×10×1.2=1200m3/min
=Q
回采
+Q尾=600+1200=1800m3/min
因此工作总需风量为1800m3/min，取30m3/s 按回采工作面进风流温度计算：
采煤工作面应该有良好的气候条件，其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。其气温与风速符合表9-1-1的要求。
表9-1-1 采煤工作面空气温度与风速对应表 采煤工作面进风流气温/℃ 采煤工作面风速m/s ＜15 0.3～0.5 15～18 0.5～0.8 18～20 0.8～1.0 20～23 1.0～1.5 23～26 1.5～1.8 采煤工作面的需要风量按（式9.3）计算
Q回需=60ki ·V·S （9.3） 式中：Q回—采煤工作面所需风量，m3／s；
V—回采工作面的风速，按其进风流温度从表9-1-1中选取，取0.8m/s； S—回采工作面有效断面，取最大最小控顶距时有效断面的平均值，为21m2； ki —工作面长度系数，可按表9-1-2选取，取1.2。
表9-1-2 采煤工作面长度风量系数表
采煤工作面长度/m ＜15 50~80 80～120 120～150 150～180 55
工作面长度风量系数kw 0.8 0.9 1.0 1.1 1.2
太原理工大学阳泉学院----毕业设计说明书 ＞180 则：Q采=60×0.8×21×1.2≈1210m3/min 取21m3/s。 3、按工作人员数量计算
1.3~1.4 Q回=4·N （9.4）
式中：N —采煤工作面内同时工作的最多人数,为20人； 4 — 每人每分钟应供给的最低风量，m3/min。 则：Q回=4×20=80 m3/min 取2m3/s。 4、按风速验算∶
根据《煤矿安全规程》规定,回采工作面最低风速为0.25m/s,最高风速为4m/s的要求进行验算。
Q回≥60×0.25×S=60×0.25×10.23=153.45m3/min Q回≤60×4×S=60×4×10.23=2455.2m3/min
故取最大值，工作面最大风量为30m3/s，最高风速为2.93m/s，符合《煤矿安全规程》中关于综采工作面及进风顺槽的最大风速的规定。
取上述计算最大值，所以采煤工作面需要风量为：Q回=30m3/s。 二、掘进工作面实际需要风量的计算
煤巷、半煤岩巷、岩巷掘进工作面的风量，按下列因素分别计算，取其最大值。 1、按瓦斯涌出量计算：
Q掘＝100×Q掘绝涌×K掘 （9.5） 式中：Q掘 ——掘进工作面的需风量，m3/min；
Q掘绝涌——综掘工作面瓦斯绝对涌出量，按回采工作面的10%计算取2.4m3/min； K掘 ——掘进面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数，一般取1.5～2.0，取1.8。 Q掘绝涌＝10%×24=2.4m3／min；
Q掘＝100×2.4×1.8＝432m3/min 取7.2m3/s。 2、按局部通风机吸入风量计算
Q掘=∑Q局×k局 （9.6） 式中：Q局——掘进工作面同时运转的局扇额定风量的和按表9-1-3选取,取400 m3/min
K局——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.2～1.3。取1.3。
表9-1-3 各种局部通风机的额定风量 风机型号 56
额定风量（m3/min）
太原理工大学阳泉学院----毕业设计说明书 JBT-51(5.5KW) JBT-52(11KW) JBT-61(14KW) JBT-62(28KW) 则：Q掘=400×1.3=520 m3/min，取9m3/s。 3、按人数计算
Q掘=4·N
（9.7）
150 200 250 300 式中：N ——掘进工作面内同时工作的最多人数,20人； 则：Q掘=4×20=80 m3/min 取2m3/s。 4、按风速验算
按《煤矿安全规程》规定煤巷掘进工作面的风量应满足: Q≥掘60×0.25×S=60×0.25×10.23=153.45m3/min Q掘≤60×4×S=60×4×10.23=2455.2m3/min
式中：S—掘进工作面巷道过风断面,m；取运输顺槽大巷断面积为10.23m。
3
2
2
计算结果取上述计算最大值，掘进工作面风量为：Q掘=10m/s。 ∑Q掘＝2Q掘＝2×10=20m3/s。 三、硐室实际需要风量
消防材料库为150 m3/min； 火药库取80 m3/min； 带区绞车房取80 m3/min； 变电所取150 m3/min； 水泵房取100m3/min； ∑Q硐＝150＋150+100+80+80＝560 m/min ；取10m/s。 四、其它用风地点风量
其它用风地点风量取采煤、掘进及硐室风量的4％ 则：∑Q
其它
3
3
＝（1800＋1200＋600）×4％ ＝239.8m3/min；
取4.0m3/s。
Q
矿总
＝(30+20+10+4)×1.2 ＝76.8m3/s。
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根据以上计算方法，取其最大者，确定矿井的总风量为4610m3/min≈77m3/s。
第三节 矿井通风系统和风量分配
一、通风方式
根据开拓部署，矿井采用带区式通风方式。主扇的工作方式采用抽出式，采用分区式通风。
二、风井数目、位置、服务范围及服务年限
根据井田开拓部署，主副井为进风井，回风井回风，服务于整个矿井，本次通风设计只考虑矿井前25a的生产情况，后期将改用风井2进行回风，且应考虑更换风机或电机。 三、掘进通风及硐室通风
根据矿井开拓和采区巷道布置，矿井达产时，配备一个回采工作面和两个掘进工作面，掘进面采用通风。掘进工作面采用JBT-52(11KW)型局部扇风机通风，电机功率11kW,额定风量为200m3/s. 四、通风系统和风量分配 （一）通风系统
矿井通风方式前期为：并列式通风。
通风线路：主、副井进风─→ 运输大巷、轨道大巷─→运输顺槽与下一区段的回风顺槽 ─→工作面─→ 回风顺槽及尾巷─→ 回风大巷─→ 回风井 井外。 （二）风量分配 1、分配的原则：
（1）满足各个采煤工作面必需的风量
（2）对掘进工作面风量，一般根据巷道断面大小，送风距离，煤岩巷三个因素按所送局部通风机性能供风。
（3）井下火药库、充电室、采区绞车房应单独供风。
（4）分配风量应使各巷道内瓦斯和有害气体的浓度符合《煤矿安全规程》的要求，不得超过规定限度。
（5）备用工作面分配风量，按相适应条件的生产工作面风量的一半。
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2、分配的方法：
将矿井总风量分配到井下各用风地点： 综采工作面： 35m3/s； 综掘工作面： 28m/s； 硐室实际需要风量： 10m/s； 其它： 4m3/s。
第四节 计算负压和等积孔
矿井通风总阻力是选择矿井主扇的重要因素之一。所以，在选择主扇之前，首先必须计算矿井井巷的通风阻力。 一、计算原则
1、矿井通风的总阻力，不应该超过2940Pa。
2、因有外部漏风（指在防爆门和主扇周围的漏风），通过主扇的风量Qf必大于通过总出风井的矿井总风量，对于抽出式主扇，用下式计算：
Qf=（1.05～1.10）Q总 m3/s
式中：1.05，1.10——抽出式通风矿井的外部漏风系数，抽出式出风井无提
升运输任务时，取1.05，有提升任务时，取1.10。
3、矿井井巷的局部阻力，新建扩建（包括扩建矿井通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。 二、计算方法
矿井通风总阻力是指风流由进风井口起，到回风井口止，沿一条通路各个分支的摩擦阻力和局部阻力的总和，简称矿井总阻力，用hm表示。
摩檫阻力是风流与井巷周壁摩檫以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力，由此阻力而引起的风压损失即摩擦阻力损失，摩擦阻力一般占矿井通风阻力的90%，它是矿井通风设计选择扇风机的主要参数。而局部阻力是风流经过井巷的一些局部地点，如井巷突然扩大或缩小，转弯交叉处以及堆积物或遇矿车等，由于风流速度或方向发生改变，导致风流本身剧烈冲击，形成极为紊乱的涡流，损失能量。造成这种冲击与涡流的阻力即称局部阻力，由
3
3
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于这种阻力所产生风压损失就称局部阻力损失。井下产生局部阻力地点虽多，但其一般只占矿井通风总阻力的10%。
根据上述两个时期通风阻力最大的风路，分别计算出各区段井巷的摩擦阻力。
hfLUS3Q2RfQ2 （9.8）
式中：hf——摩擦阻力,Pa；
a——摩擦阻力系数，N.s2/m4； L——井巷长度，m； P——井巷净断面周长，m； Q——通过井巷的风量，m3/s； S——井巷净断面积，m2；
28Rf——井巷摩擦风阻，Ns/m
将以上计算出来的各数值填如下表（其中表中的所列数值是当空气为1.2kg/m3时数值）
通风容易时期通风立体示意图见图9-3-1
表9-3-1 通风容易时期负压计算表 支护形式 摩阻系长度周长P 断面S 数a L 2(m) (m) (kg/m3) (m) S3 R Q 2Q (kg/m7) (m3/s) h m V (Pa) (m/s) 主立井 砌碹 0.0343 20.4 483 33.20 36594 0.0092 36 副立井 砌碹 0.0343 15.7 475 19.625 7558 0.0338 41 东运输大巷 东轨道大巷 运输顺槽 锚喷 0.0086 14.6 400 13.2 2300 0.0218 35 锚喷 0.0038 15.8 400 15.82 3959.3 0.0061 29 锚网 0.0107 14.4 2000 10.23 1070.6 0.287 1296 11.9 1681 56.8 1225 26.7 841 900 900 5.2 258 30 回采工液压支0.035 19 180 21 9261.0 0.0129 30 作面 架 回风顺锚网 0.0094 14.4 2000 10.23 1070.6 0.252 35 槽 东回风锚喷 0.0038 15.67 400 12.48 1943.8 0.0122 大巷 11.5 1225 308 4096 50 60
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回风井1 小 计 砌碹 0.0031 15.7 500 19.625 7558 0.0032 77 5929 18.9 821.7Pa 747 (增加合 计 10%的局部阻力) 通风困难时期通风立体示意图见图9-3-2
表9-3-2 井巷困难时期通风总阻力计算表 摩阻系长度支护周长P 断面S 数 αL 2形式 (m) (m) 3)kg/m (m) S3 R Q Q2 73(kg/m) (m/s) H m V (Pa) (m/s) 主立井 砌碹 0.0343 20.4 483 33.20 36594 0.0092 36 1296 11.9 副立井 砌碹 0.0343 15.7 475 19.625 7558 0.0338 41 1681 56.8 东运输锚喷 0.0086 14.6 2460 13.2 2300 0.1342 35 1225 1.4 大巷 东轨道锚喷 0.0038 15.8 2460 15.82 3959.3 0.041 29 841 34.5 大巷 运输顺锚网 0.0127 14.4 2000 10.23 1070.6 0.341 30 900 306.9 槽 回采工液压支0.035 19 180 21 9261.0 0.0129 30 900 11.6 作面 架 回风顺锚网 0.0094 14.4 2000 10.23 1070.6 0.252 35 1225 308.7 槽 东回风锚喷 0.0038 15.67 2400 12.48 1943.8 0.0735 4096 301 大巷 回风井砌碹 0.0031 15.7 500 19.625 7558 0.0032 77 5929 1 小 计 19 1216 (增加10%的合 计 局部阻力) 1337.6Pa 沿着上述两条风路，将各区段的摩擦阻力叠加起来并考虑适当的局部阻力系数（一般不细算局部阻力）。即可算出通风容易和困难两时期的井巷通风总阻力分别为：
hrmin=1.2∑hrmin Pa
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hrmax=1.15∑hrmax
式中：1.15，1.20——是考虑到风路上有局部阻力的系数； 代入数值得：
hrmin=1.2∑hfrmin=1.2×821.7 =986.1 Pa hrmax=1.15∑hfrmax=1.15×1337.6Pa =1538.2Pa
容易实际与困难时期的矿井总风阻和总等积孔计算如下： Rmin=hrmin/Q2=986.1/772=0.166N.S2/m8 Rmax=hrmax/Q=1538.2/77=0.260N.S/m
Amin1.16Q/Amax1.16Q/hh2
=1.1677/986.1 =2.92m
2
2
2
8
2
=1.1677/1538.2=2.34m
矿井通风阻力等级分类
表9-3-3 等积孔表
等积孔（m2） ＜1 1~2 ＞2 矿井通风阻力等级 大阻力矿 中阻力矿 小阻力矿 矿井通风难易程度评价 难 中 易 根据表9-3-3可知，矿井通风是比较容易的。《煤矿工业设计规范》规定：矿井的通风等积孔在最大负压时，一般不小于1 m2。本矿井通风困难时的等积孔为2.34m2，符合规范要求。又从矿井通风阻力等级分类可知，本矿井为小阻力矿井。
第四节 选择矿井通风设备
矿井通风设备是指主要通风机和电动机，先选择主要通风机，后选择电动机。
根据《煤炭工业设计规范》等技术文件的有关规定，进行通风备选型时，应符合下列要求：
1、风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求，并适当照顾二水平通风；在风机的服务年限内其工况点应在合理的 工作范围之内。
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2、当风机服务年限内通风阻力变化较大时，可考虑分期选择电机，但初装电机的使用年限不小于5年。
3、风机的通风能力应有一定的富余量。轴流式通风机在最大设计负压和风量时，叶轮运转角度应比允许范围小5°；离心式风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90%。
4、考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐闸门调节。 5、正常情况下，主要风机不采用联合运转。
本矿属于高瓦斯矿井，布置前期回风立井及后期回风立井，主副立井进风。本设计只选择前期回风立井通风机，服务年限约20a。
主扇工作方式为抽出式。矿井总风量为77 m3/s，矿井通风容易时期负压为986.1Pa，困难时期为1538.2 Pa。 一、选择主扇
通常用扇风机的个体特征曲线来选择，要先确定通风容易和困难两个时期主扇运转的工况点。为此，就要用以下方法分别标出两个时期的工作效率，有时需要考虑矿井自然风压帮助力风压的作用，即对于抽出式的主扇：
在通风容易时期的静风压应为：
hfmin=hrmin-hN=986.1－100=886.1Pa
在通风困难时期的静风压变为：
hfmax=hrmax+hN=1538.2+100=1638.2Pa
1、确定扇风机所需风量：
Q=KQ总=1.1×77=84.7m3/s
式中：K为通风设备漏风系数，由于风井不做提升用，故K取1.10。 2、确定扇风机所需全压：
Hmin=hmin＋△h－hN=886.1+148－100=934.1Pa Hmax=hmax＋△h＋hN=1638.2+148+100=1686.2Pa
式中：△h──通风设备阻力损失（包括风硐损失）约15mmH2O，
取△h=148Pa；
hN──自然风压，因进、出风井井口标高差较小，故hN=100。
3、网路阻力系数：
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Rmin=934.1÷Q2= 0.13 Rmax=1686.2÷Q2=0.23 4、网路特性曲线方程：
Hmin=0.13Q Hmax=0.23Q
据上面选择主扇的hfmin=934.1Pa，hfmax=1686.2Pa，Qf=85m3/s，在个体特征曲线符合的情况下，将上述曲线置于BDNO24 型风机性能曲线图上即得风机运行工况点M1/、M2/工况点参数如下：根据h=RQ2
通风容易时期：Q1=87.5m3/s，H1=1000Pa, η1=71%，N=120K； 通风困难时期：Q2=86m3/s， H2=1730Pa, η2=77%，N=210KW； 扇风机特性曲线见插图9-4-1。
由图可见，BDNO24型风机的两个工况点均在合理工作范围内，同时考虑耗电量小，可调节性好且可以反转反风，故选择主要通风机型为：BDNO24，需装机功率240×2KW,n=580r/min,16个叶片。叶片安装角为45°/42°(困难) ，39°/36°(容易)。风量范围为30—130 m3/s,风压范围为200—2200Pa。配用电动机型号为YBFe630S1-10。 二、选择电动机 1、计算电机功率
由扇风机特性曲线可知，扇风机在通风容易和困难时期的输出功率为：
Nfmin=120KW Nfmax=210KW
根据最后选择风机的实际工况点（Q、H、η）按下式计算匹配电机功率：
Nmmax=(Km·Qfmax·Hmax)/(1000η1·η tr)=148KW Nmmix=(Km·Qfmix·Hmix)/(1000η2·η tr)=241KW
式中 Nmmax（mmix）—通风阻力最大（最小）时期所配电机功率，KW； Qfmax（fmix）—通风阻力最大（最小）时期风机工作风量，m3/s； Hmax（mix）—通风机实际最大（最小）工作风压，Pa； η ————通风机工作效率，%；
ηtr————传动效率。联轴器传动时取0.98；
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Km ————电机容量备用系数。Km=1.1～1.2 2、电机种类及台数选择
根据《设计手册》有关规定，以及从长远角度来看：为了经济、安全、高效的运营，宜选用同步电机，其功率为：240×2kW。
根据计算的电机功率和通风机要求的转数，在电机设备手册上选用YBFe630S1-10型同步电动机。该电动机优点是：在低负荷运转时，可用来改善电网功率因数，是矿井经济用电；缺点是这种电动机的购置费用和安装费较高。
通过计算可知， 该矿选用两台BDNO24 型轴流式扇风机，一台工作， 一台备用。配用电机型号：YBFe630S1-10，功率为240×2kW。
所选择的扇风机有以下优点：
①该主要通风机体积小，风机房构筑简单，通风设备布置简化，节省建筑投资
②不需要反风道反风，扇风机反转反风，反风速度快，风量大风流稳定，可调节性高。
③扇风机效率高，电耗小，节能效果好。
第五节 安全生产技术措施
煤矿生产从事地下作业，存在着水、火、瓦斯、煤尘、及顶板冒落五大自然灾害，对于保证矿工的人身安全和矿井正常生产有中重要的意义。 一、煤尘爆炸的预防措施
1、严格控制井下风速，加强通风工作，减少漏风，降低粉尘浓度。 2、保证井下洒水灭尘的水源充足，并采用湿式凿岩。
3、所有采掘工作面及进回风巷道必须敷设洒水管路，各转载点使用喷雾洒水装置，减少粉尘浓度。
4、定期在运输巷道及回风巷道内撒岩粉，其长度不小于300米，所有运输及通风巷道无论在掘进或生产时期均需撒岩粉。 5、采区煤层注水，采煤工作面要安装内外喷雾装置。
6、井下所有运输大巷，和通风巷道在装车地点和煤尘发生的地点，应该经常
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洒水，减少煤尘飞扬，并定期堆积煤尘。 7、运输大巷和回风大巷设置岩粉棚。 二、煤及瓦斯突出的预防措施
1、本矿井为高瓦斯矿井，须不间断地向工作面输送新鲜风流，在顺槽（回风顺槽）出口处安设瓦斯探测仪； 2、每个掘进工作面均采用局部通风机；
3、加强通风管理，对调节风窗应定期检查及调节校算； 4、经常进行瓦斯测定，时刻提高警惕。 三、矿井水灾预防措施
1、在变电所及水泵房出入口设密闭门； 2、强化超前钻孔的探测作用，
3、对井下采空区以及废巷道要及时封闭，对采空区进行灌浆。 四、火灾预防措施
1、在井底车场巷道内以及变电所没有防火铁门； 2、在井下电器设备选用隔爆型，硐室用耐火材料砌碹； 3、井下设有防火材料以及消防列车房； 4、安设防火水管，并备有水龙头；
5、对井下采空区以及废巷道要及时封闭，对采空区进行灌浆； 6、通风设备具有反风功能
7、井下工作人员都必须熟悉灭火器材的使用，并熟悉自己工作区域内器材的存放地点，硐室内不准放汽油、煤油和变压器油，井下使用的润滑油、棉纱布和纸不准乱扔乱放，应放在盖严的铁桶内，专人带到地面处理，严禁将剩油、废油洒在巷道、硐室内。 五、防止冒顶事故的措施 1、搞好工作面端头支护。
2、加强采掘工作面顶板管理工作，特别是综采工作面初次放顶和老顶来压期要加强支护。 3、严禁空顶作业。
4、加强支架的管理和维修。
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六、避难硐室和避灾路线
井下一旦发生水、火等灾难时，矿工应迎风而行，寻找安全出口。若当自救器在其有效时间内不能到达安全出口地点或撤退路线被阻等情况下，矿工应迅速进入就近的避难硐室，等待救援人员。 七、矿山救护大队的设置
要有处理各种灾害的矿山救护队，并且给他们配备相应的技术装备。矿山救护队要设气体化验、修理、氧气充填、矿灯充电、汽车司机和后勤管理人员为矿山救护服务。
总之，矿井生产要严格遵守《煤矿安全规程》和《工作面作业规程》等有关安全规定，执行有关规定，并同时加强对职工的安全意识和自救能力的培训，才可达到安全生产的良好效果。 八、煤矿井下安全避险六大系统
煤矿事故一直是煤矿安全生的大敌，为了预防煤矿事故的发生，国家投入了大量的人力、财力、物力、煤矿技术装备水平有了很大提高。但是煤矿事故时有发生，为了认真吸取教训，严防恶性事故使煤矿安全状况好转，特此建立完善监测监控、人员定位、紧急避险、压风自救、供水施救和通讯联络等井下安全避险六大系统，提高煤矿安全保障能力，本矿井已具备井下避险六大系统：
1 、监测监控系统：实现煤矿井下瓦斯、CO2浓度、温度、风速的动态监控，完善紧急情况下及及时断电撤人制度；
2、人员定位系统：准确及时掌握各个区域作业人员情况；
3、救生舱、避难硐室等紧急避险系统，实现井下灾害突发时安全避险； 4、压风自救系统：确保灾变时期现场作业人员有充分的氧气供应；
5、供水施救系统：在灾变后为井下作业人员提供清洁水源或必要的营养液； 6、通讯联络系统：实现井上下和各个作业地点通信畅通。
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第十章 经济部分
经济部分要完成以下几个方面的工作： 1、编制矿井井巷工程部分的设计概算。 2、确定劳动定员，计算劳动生产率。 3、汇编技术经济指标表。
第一节 矿井设计概算
矿井设计概算的单位工程为编制对象，它是根据矿井初步设计的内部和国家规定的概算指标来确定建成该单项工程所需全部费用的文件，是初步设计的重要组成部分。
矿井设计概算的费用组成包过四个部分：
1、建筑安装工程费用，其中包括井巷工程费用，土建工程费用和安装工程费用三个部分；
2、设备及工具购置费用； 3、其它基本建设费用 4、预备费；
本设计只计算矿井井巷工程概算费用,并汇报总井巷部分总投资和吨煤投资，井巷校核指标。 一、井巷工程概算的编制依据
1、矿井初步设计的井巷工程部分；
2、煤炭工业部一九八六年颁发的《煤炭工业建筑安装工程间接费定额》[（186）煤基字第9号文颁发]一九八八年统配煤矿总公司又以（88）煤基字第415号文，对间接费定额作了部分调整。
3、煤炭工业部一九八七年九月一（87）煤基字第511号又颁发的《煤炭井巷工程综合预算定额》和《煤炭井巷工程辅助费预算定额》及矿井所在地区这两个地区单位价格表。
4、矿井所在地区的材料预算价格； 5、矿井所在地区的工资单价；
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6、煤炭部规定的《矿井建设单位工程统一名称表》 7、建设单位及施工单位的有关协议； 8、煤炭部规定的《煤炭工业设计规范》 二、井巷工程概算的编制方法
1、编制井巷工程直接定额费单位组合表
2、以井巷工程为单位，按井巷工程概算表的栏目逐项计算该单位工程，在计算第二个单位工程，各单项工程的计算顺序是按照煤炭部规定的《矿井建设单位工程统一名称表》所列的先后顺序。
3、以井巷工程为单位，按井巷工程概算价值计算完之后，再按统一名称表规定的19个生产环节，分别汇报总各个生产环节井巷工程的概算总值。在19个生产环节中有井巷工程的主要有：一、井筒；二、井底车场及硐室；三、主要巷道及回风道；四、采区；五、排水系统；六、供电系统等六个生产环节。最后汇总全矿井的井巷工程概算总投资。 三、矿建工程费用的计算方法
矿建工程费用包括直接定额费，辅助费，其它直接费，现场经费等，其中直接费率取5%，现场综合费率取8%，间接费综合费率取25%，利润率取8.5%综合折算费率取3.62%，劳保费率取8.7%，直接定额费综合调整系数取1.1，辅助费综合调整系数取1.05，定额编制管理费率取0.15%。
各费用计算方法如下：
1、直接工程费=直接定额费+辅助费+其它直接费+现场经费 （1）直接定额费=工程数量×定额单价 （2）辅助费=工程数量×辅助率单价
（3）其它直接费=（直接定额费+辅助费）×其它直接费率 （4）现场经费=（直接工程费+辅助费）×现场经费率 2、间接费=直接工程费×间接费综合率 3、利润=（直接工程费+间接费）+利润
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4、地区差价=[（直接定额费*直接定额费综合调整系数-1）+辅助费×（辅助费综合调整系数-1）] ×（1+定额编制管理费率）
5、劳动保险费=（直接工程费+间接费+利润+地区差价）×劳动保险费率 6、税金=工程结算收入（含税金）×综合结算税率 具体概算见井巷工程概算表(见附表)。
第二节 劳动定员和劳动生产率
劳动定员是根据初步设计规定的矿井规范和劳动效率来计算确定正常生产经营活动需各类人员数量标准的工作。 一、定员范围
矿井设计定员的范围是达到设计生产能力对所需要的全部生产工人，管理人员，服务人员和其他人员其中生产工人与管理人员之和称为原煤生产人员。 二、定员依据
1、《煤炭工业设计规范》规定的各种矿井设计必须达到的矿井原煤全员效率指标。
2、矿井各类人员的比例，按设计规范规定的管理人员占原煤生产在册人数的11%；矿井井下工人占原煤生产工人的百分比一般为75～80%。 3、各类人员在册人数=出勤人数×在册系数
各类人员在籍系数为：井下工人为1.4，地面工人为1.3，管理人员、服务人员及其它人员1.0。 三、定员方法
用原煤全员效率反算定员总数的方法来确定各类人员。 1、计算原煤生产人员的出勤人数
每日原煤生产人员出勤人数=矿井设计日产量（吨）/原煤全员效率（吨/人） 根据《设计规范》本矿全员效率取20t/人。 则，本矿每日原煤生产人员出勤人数=4974/20
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=249（人）
其中，管理人员出勤人数=原煤日产人员出勤人数×11%
=249×11% =27（人）
生产工人出勤人数=原煤生产人员出勤人数×%
=249×%
=222（人）
其中，井下工人出勤人数=生产工人出勤人数×75%
=222×75% =167（人）
井上工人出勤人数=生产工人出勤人数×25%
=222×25% =55（人）
2、计算原煤工人在册人数
原煤生产工人在册人数=生产工人出勤人数×（75%×1.4+25%×1.2）
=222×（0.75×1.4+0.25×1.3） =300（人）
管理人员在册人数=管理人员出勤人数×1.0
=27×1.0 =27（人）
原煤生产人员在册人数=原煤生产工人在册人数+管理人员在册人数 =300+27
=327（人）
3、设计服务人员及其它人员在岗人数
服务人员在册人数=原煤生产人员在册人员人数×12%×1.0
=327×12%×1.0 =39（人）
其它人员在岗人数=原煤生产人员在岗人数×2%×1.0
=327×2%×1.0
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太原理工大学阳泉学院----毕业设计说明书 =7（人）
4、汇总一定员总数，按下列表式汇总
全矿定员总数=原煤生产人员+服务人员在岗人数+其它在岗人数
=327+39+7=373(人)
表10-2-1 劳动配备表 序号 1 2 3 4 5 工种 生产工人 其中：井下工人 地面工人 行政管理及技术人员 原煤生产人员合计 服务人员 其它人员 全矿定员总人数 出勤人数 222 167 55 27 300 39 7 373 在岗系数 1.27 1.3 1.2 1.0 1.24 1.0 1.0 1.21 在岗人数 282 217 66 27 372 39 7 451 四、计算劳动生产率
煤矿企业全员功效=原煤产量/煤矿职工总人数 =4974/451 =11.02t/人 五、汇编设计技术经济指标
根据矿井的地质条件，矿井开拓方式，采煤方法，各生产系统的主要技术方案，及设备选型，采区及回采工作面数目和主要参数，建井工期安排，定员人数投资，生成成本及工作制度等方案和指标经济技术指标表。 表10-2-2 矿井主要技术经济指标表 序号 项目名称 1 矿井设计生产能力 2 3 4 （1）年产量 （2）日产量 矿井服务年限 矿井设计工作制度 （1）年工作天数 （2）日工作班数 煤质 单位 kt/a Kt T 年 天 班 指标 1500 1500 4974 62 三八制 330 3 为低中—高灰、特低硫—中硫、特低磷的。半亮型 贫瘦煤和瘦煤 16.38_21.31% 72
备注 两班出煤 牌号 灰份Ag 原煤
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5 6 7 8 9 挥发份Vr 储量 基础储量 可采储量 煤层情况 可采煤层数 可采煤层总厚度 煤层倾角 煤的容重 井田范围 （1）走向长度 （2）倾斜宽度 （3）井田面积 开拓方式 条带数目 Mt Kt（10#） Mt 层 m 度 t/m3 m m ㎡ 米 米 个 个、米 38.03_39.76% 166.4926 150000 119.9 02#、6#、 8# 3层 7.9 3～5 1.42 5267 4182 14900000 立井 32 立井 480 500 4 180 1848 倾斜长壁采煤法 全部跨落法 综合机械化开采 1200mm 1200mm 2 高瓦斯 分区式 FBCDZ-12-NO36D 1600 02 6 8 ###原煤 112b级 112 10 井筒类型及长度 （1）主井 （2）风井 12 带区个数 13 回采工作面个数长度 14 15 16 17 回采工作面年进度 米 采煤方法 顶板管理方法 采煤机械化装备 （1）采煤机械 煤电钻 （2）工作面支架形式 液压支架 （3）工作面运输机械 刮板输送机 （4）顺槽运煤机械 皮带 （5）大巷运煤 皮带 18 掘进工作面个数 个 19 通风 （1）瓦斯或（二氧化 碳）等级 （2）通风方式 （3）风机型号及数量 型号/台 20 排水 涌水量：正常 m3/d 最大 m3/d 73
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水泵型号及数量 台 落地式 填沟掩埋 KW KW。h 度 人 t/工 t/工 元/吨 年 月 月 250D—60×5 (3台) 8623.7 282.2 18.2 451 21.6 20 11.02 880 4.26 25 12 18.5kw 21 地面生产系统 储煤场形式及容量 矸石处理方式 22 供电 （1）电动机总容量（总负荷） （2）矿井年耗电量 （3）吨煤年电耗量 23 职工在籍总人数 24 劳动生产率 回采工效率 全员效率 25 原煤成本 26 投资回收期 建井期限 27 移交生产至达到设计产量时间 74
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参考文献
（1）徐永圻等，《煤矿开采学》，中国矿业大学出版社，1999；
（2）冷金龙等，《矿山井巷工程量计算手册》，河北科学技术情报研究所出版，1984； （3）陈炎光等，《中国采煤方法》，中国矿业大学出版社，1991； （4）徐永圻等，《中国采煤方法图集》，中国矿业大学出版社，1990； （5）刘吉昌等，《倾斜长壁开采》，煤炭工业出版社，1993； （6）张荣立等，《采矿工程设计手册》，煤炭工业出版社，2003； （7）张国枢等，《通风安全学》，中国矿业大学出版社，2000； （8）王家廉等，《煤矿地下开采方法》，煤炭工业出版社，1985； （9）杨坚等，《矿井提升运输选型设计》，煤炭工业出版社出版，1981； （10）《煤矿安全规程》，煤炭工业出版社，2006；
（11）《煤炭工业矿井设计规范》，中国计划出版社 2006； （12）《井巷工程》，中国矿业大学出版社，1985； （13）《矿山供电》，中国矿业大学出版社，1995； （14）《运输与提升》，中国矿业大学出版社，1996；
（15）《煤炭井巷工程综合预算定额》，煤炭工业出版社出版，1986。
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致 谢
在毕业设计期间闫勇敢等老师给予我具体、全面、精心的指导，从而使我的毕业设计得到了的完成。闫勇敢老师渊博的知识、敏锐的思维、民主的作风、严谨而认真的科学态度和强烈的责任心，使我受益匪浅，并终身难忘。
同时，在毕业设计中还得到了闫勇敢老师以及矿建教研室其他专业老师的精心教导和悉心教诲，尤其是闫勇敢老师在设计上的一丝不苟，严格要求，不仅让我的毕业设计保质保量，避免了一些粗心的错误，而且也教会了我做人的道理：无论做任何事情，严谨的态度是成功的一半。使我的毕业设计能保质保量且按时完成。
在此，感谢闫勇敢老师在毕业设计中的精心指导，感谢矿建教研室的全体老师在毕业设计中给予的帮助和教导。
另外，也感谢我的同窗好友给予我的帮助，我们互相探讨，互相学习、互相验证，在这样一个活跃的环境中，使我们的知识都得到了充实和提高。
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