学生：朱小波 日期：2014年6月
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目 录
第一章 矿井概况及建设条件 ...................................................................................................... 1
第一节 矿区概况 .................................................................................................................. 1 第二节 井田地质特征 .......................................................................................................... 3 第三节 煤层的埋藏特征 ...................................................................................................... 6 第二章 井田境界与储量 ............................................................................................................ 10
第一节 井田境界 ................................................................................................................ 10 第二节 地质储量的计算 .....................................................................................................11 第三节 可采储量的计算 .................................................................................................... 15 第三章 矿井工作制度及生产能力 ............................................................................................ 17
第一节 矿井工作制度 ........................................................................................................ 17 第二节 矿井生产能力及服务年限 .................................................................................... 17 第四章 井田开拓 ........................................................................................................................ 19
第一节 井田开拓方式的确定 ............................................................................................ 19 第二节 达到设计生产能力时工作面的配备 .................................................................... 22 第五章 矿井基本巷道及建井计划 ............................................................................................ 23
第一节 井筒、石门、与大巷 ............................................................................................ 23 第二节 井底车场 ................................................................................................................ 24 第三节 建井工作计划 ........................................................................................................ 27 第六章 采煤方法 ........................................................................................................................ 28
第一节 采煤方法的选择 .................................................................................................... 28 第二节 确定采（盘）区巷道布置和要素 ........................................................................ 32 第三节 回采工艺及劳动组织 ............................................................................................ 32 第四节 采（盘）区的准备与工作面接替 ........................................................................ 34 第七章 井下运输 ........................................................................................................................ 38
第一节 运输系统和运输方式的确定 ................................................................................ 38 第二节 运输设备的选择和计算 ........................................................................................ 39 第八章 矿井提升 ........................................................................................................................ 44 第九章 矿井通风与安全 ............................................................................................................ 50
第一节 风量的计算 ............................................................................................................ 50 第二节 矿井通风系统和风量分配 .................................................................................... 55 第三节 计算负压及等积孔 ................................................................................................ 56 第四节 选取扇风机 ............................................................................................................ 57 第五节 安全生产技术措施 ................................................................................................ 58 第十章 经济部分 ........................................................................................................................ 66
第一节 劳动定员 ................................................................................................................ 66 第二节 技术经济指标 ........................................................................................................ 66 致 谢..............................................................................................................................................71 参考文献..........................................................................................................................................72
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摘 要
本设计所选的题目为《山西省盂县东坪煤矿120万吨/年的初步设计》，根据山西省盂县东坪煤矿提供的东坪煤矿的井田概况和地质特征资料。井田概况包括井田境界；地表的交通位置以及自然地理和水源、电源的供应情况。地质特征资料包括地层；地质构造；煤层及煤质；煤层顶、底板情况及煤层的瓦斯、煤尘、煤的自燃性；以及矿井的水文地质情况。
此次设计的目的是运用大学阶段所学的知识联系矿井生产实际进行矿井开采设计，并就本专业范围的某一课题进行较深入的研究，以培养和提高学生学习分析和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，也是对一个未来采矿工程高级工程技术人才的基本训练。
设计时应以当前煤矿开采发展的趋势和方向，结合本煤矿的特征以综合机械化大采高开采为首选采煤方法。并合理的布置开拓巷道和工作面，以简化采煤生产系统提高煤炭的利用率。
此次设计需要解决的专题是高瓦斯易自燃煤层的开采，要求我们需要在采区巷道的布置上（尤其是通风的问题 ）及以后的生产管理上采取特殊的措施，以实现矿井的安全生产。该矿井的设计生产能力为120万t/a，采用1个水平开采，采用条带式布置后退式开采一次采全高，采用完全垮落法管理顶板。采用综合机械化开采。
设计过程中我们对矿井的各个系统又有了一次比较全面的认识和了解，同时在老师的辅导和帮助下也解决了一些接近的实际的问题。使我们在掌握专业知识的同时也提高了自己以后在现实工作岗位上的能力。
关键词：顶板管理；地质灾害； 综采
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Abstract
The selected design entitled \" Preliminary design Dongping Coal Mine in Shanxi Yuxian ,\" according to Ida profile Dongping Coal Mine in Shanxi Yuxian provided leap mines and geological characteristics of the data . Ida Ida profile includes realm ; supply surface traffic location and natural geography and water , power . Information includes the formation geological features ; and hydrogeological conditions of the mine ; geological structure ; seams and coal quality ; roof and floor conditions and coal seam gas and coal dust , coal spontaneous combustion .
The purpose of this design is that its purpose is to use the knowledge learned in college stage production of actual contact of mine underground mining design and conduct more in-depth study of a subject of the special areas of expertise to develop and improve students learn to analyze and solve practical capacity issues , is a comprehensive sexuality training conducted before students go to work , as well as basic training for a future mining engineering senior engineering and technical personnel .
Should be designed to current trends and directions of development of coal mining , coal mines in the binding characteristics of large mechanized coal mining height is the preferred method . And reasonable arrangement to develop roadway and face to streamline coal production systems to improve the utilization of coal.
The design needs to be addressed is the topic of spontaneous combustion in high gas coal seam mining , we need to take on the requirements of production management and later in the arrangement Roadway (especially ventilation problems ) special measures to achieve safe production of coal mine . The mine is designed to produce 1.2 million t / a, using two levels of grouping mined using striped arrangement retreat mining mining all height , using fully managed roof caving method . Using mechanized mining.
Our design process for each system of the mine , there has been a more comprehensive knowledge and understanding of both the teacher's guidance and help it solve some practical problems close . Enable us to acquire specialized knowledge but also improve the ability of the reality of their future jobs .
Keywords : roof management ; geological disasters ; mechanized minin
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东平煤矿120万吨矿井初步设计 第一章 矿井概况及建设条件
第一节 矿区概况
一·矿区的地理位置及交通条件
东坪煤矿位于盂县县城东南3km处的东坪村，阳泉——盂县二级公路横穿矿区，距阳泉煤矿铁路专用线盂县货站18km,距阳泉市40km,向西距省会太原110km,向东至石家庄市150km,交通极为便利。矿区地处沁水煤田北部边缘，是阳泉矿区、盂县勘探区、泥河等四个井田勘探区的一部分。
详见图1-1-1。
井田中心地理坐标：东径：113°15′45″～113°18′01″ 北纬：38°01′06″～38°2′40″
图1-1-1 交通位置示意图
井田位置F
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
二、地形、地貌及河流
本井田地形属中低山区，总体东南高、西北低，井田中部最高点为盘梁山，海拔标高＋1366m；长沟村内最低，海拔标高＋1150m，相对高差216m。井田内沟谷纵横，呈南高北低，西高东低之势。
本井田属海河流域滹沱河水系，井田南部较大的河流有秀水河，区内仅有一条季节性河流—下曹河，水量较小，向东流入秀水河。
三、气象及地震情况
该区属性气候，四季分明，冬春多风，气候干燥，夏秋多雨，雨量大多集中在7、8月份。年平均气温8.7℃，一月份最低，极端气温-19.7℃；7月最高，平均气温22.3℃；年降水量500～618mm，霜冻期为9月下旬至次年4月份，年无霜期约150天，最大冻土深度1m；主导风向西北西，平均风速2.7m/s。
根据山西省地震烈度区划图：本矿区属七度地震烈度区，故矿井建设时地面所有建筑物和构筑物均要求按七度地震烈度设防。
四、矿区经济概况
盂县主要农作物多为玉米、高粱、谷子、大豆、杂粮等，2006年全县粮食产量为100172吨。
盂县地质结构复杂，地下矿藏丰富，现已探明的金属与非金属矿藏有煤、铁、铜、大理石、花岗岩、耐火粘土等30多种。其中煤的储量最为丰富，其次是铁，素有“煤海铁乡”之称。2006年工业生产继续保持快速、稳定增长的态势。全年全县工业增加值达到209930万元，比上年增长21.8%。 2006年，2006年全县煤炭生产能力达到1115.4万吨。仅煤炭一项，产值就占到全县工业总值的三分之一。
盂县历史悠久，文物古迹较多。现存具有较高艺术和历史价值的文物有藏山文子祠、寺平安温泉、水神山烈女祠、永清寺，以及北方罕见的万花洞，玉华洞、如来洞等溶岩洞、滹沱河畔的“彭真渠”等，这些名闻遐迩的游览胜地，吸引着来自各地的游人。
由于煤炭产业的大力发展，给全县人民带来更大的实惠，同时带动全县服务业、建筑业、电业、劳动业等各行业的大力发展，为盂县的经济跨越式
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
发展奠定了基础。
第二节 井田地质特征
一、地质构造
（一）地层
本井田位于沁水煤田北部边缘，井田大都为基岩裸露，西北部少有黄土覆盖，井田出露地层有：石炭系上统太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组，上统上石盒子组及第四系黄土。现根据钻孔资料，将地层由老至新叙述如下：
1、奥陶系中统峰峰组（O2f）：主要出露分布于区域北部边缘，为煤系之基盘，井田内没有出露。岩性为浅灰色厚层状石灰岩，坚硬致密，质纯性脆，厚约160m左右。
2、石炭系中统本溪组（C2b）：本组假整合于峰峰组石灰岩之上，海陆交互相沉积，底部为褐黄色山西式铁矿，呈鸡窝状分布，之上为G层铝土泥岩、泥岩、细砂岩及石灰岩层，其中夹不稳定之薄煤层2～3层，一般均不可采，厚度50.00～60.00m，平均厚度55.00m。
3、石炭系上统太原组（C3t）:本组为海陆交互相沉积，是主要的含煤地层之一，与下伏地层呈连续沉积。由黑色页岩、砂质泥岩、灰白色细砂岩、灰黑色石灰岩及煤层组成，本组厚度95.20～132.50m，平均厚度119.38m，含8、9上、9下、11、12、13、15号煤层，其中可采煤层3层，即9下、12、15号煤层。
4、二叠系下统山西组（P1s）：本组为陆相地层，亦为含煤地层，岩性主要为灰白色砂岩、灰黑色砂质泥岩，含薄煤层3层，即3、4、5号，底界K7砂岩，俗称第三砂岩，为中粗粒砂岩。本组厚度38.2～65.3m，平均45m。
5、二叠系下统下石盒子组（P1s）：本组为陆相沉积，以黄绿色泥岩、砂质泥岩、黄灰色砂岩为主，由下而上分为灰绿色地层、浅黄色地层，区内广泛出露，本组厚度110～150m，平均厚度135m。
6、二叠系上统上石盒子组（P2s）：主要由褐黄色，棕红色砂质泥岩及砂岩组成，在井田内大面积出露，本组厚度320～350m，由于地层剥蚀，仅赋存下部地层，最大出露厚度约180余米。
7、第四系上更新统（Q3）：本组为红黄色冲积物、坡积物、砂砾石等组成。
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
主要分布于山坡及河谷两侧的较平地段，覆盖于不同时代的新老地层之上。厚度0～20m，平均15.00m。
（二）构造
该井田构造处于盂县坳陷翘起带，井田北部地层总体走向东西，倾向东南，倾角15°；井田南部地层走向北东，倾角2～3°。总体为一宽缓的背向褶皱伴以3条正断层，具体如下：
1、褶皱
（1）、S1向斜：位于井田北中部，轴向近东西，基本与纬线4213500平行，延伸距离横贯全区，约2500m，向斜北翼地层倾角较大，约15°左右，南翼倾角较缓为2～5°。
（2）、S2背斜：位于井田西南部，为一宽缓背斜，两翼倾角2～5°，轴向北65°东，区内延伸距离2000m。
2、断层
（1）、F1正断层：位于井田北部边界，该断层的东部位于井田内，落差5～10m左右，中部40～50m，西部60～70m，走向呈东西，倾向南，延伸距离长，倾角75°。井田内延伸长度1000m。
（2）、F2正断层：位于F1正断层南，走向近于东西，倾向南，延伸距离1700m，落差15～20m，倾角75°。
（3）、F3正断层：位于F2正断层南，总体走向南北，倾向西，落差3m，倾角75°，延伸长度1200m。
3、陷落柱
开采9号煤层过程中，在井田中部发现一陷落柱，该陷落柱呈东西长椭圆形，东西轴长90m，南北轴宽70m。
另外，井田无岩浆侵入，井田地质构造简单为一类。
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
第三节 煤层的埋藏特
（一）煤层
1、含煤性
井田含煤地层为二叠系下统山西组，石炭系上统太原组。山西组含煤3层，为3、4、5号煤层，均为不稳定不可采煤层，煤层厚度总1.38m。地层厚度平均45m，含煤系数3.10％。太原组含煤7层，含有8、9上、9下、11、12、13、15号煤层。其中9下、12、15号煤层为全井田可采，其余为不稳定不可采煤层，煤层总厚度11.00m，地层总厚度平均119.38m，含煤系数9.20%。
2、可采煤层
井田内主要可采煤层为9下、12、15号煤层，皆位于太原组（批准井田内开采煤层为8、9、12、15号煤层， 4、8、9上号煤层井田内不可采），可采煤层分述如下：
（1）、9下号煤层：该煤层位于太原组上部，K5砂岩之上，井田东北部有小片剥蚀区。煤层厚度1.20～3.50m，平均2.12m，结构简单，偶含1层夹矸，全区稳定可采。煤层伪顶为砂质泥岩，直接顶为黑色泥岩，底板为砂质泥岩，可采指数为1，厚度变异系数23.8％。
（2）、12号煤层：该煤层位于太原组中部，K4砂岩之下，井田东北部有小片剥蚀区。煤层厚度1.45～2.60m，平均1.73m，结构简单，一般含1层夹矸，全区稳定可采。煤层直接顶为黑色泥岩，底板为砂质泥岩。
（3）、15号煤层：位于太原组下部，K2灰岩之下，井田东北部有小片剥蚀区。煤层厚度4.15～7.30m，平均5.55m，结构中等，含1～2层夹矸，夹矸厚度不稳定，最薄0.10m，最厚2.25m。煤层顶板为石灰岩，局部伪顶为不稳定的黑色泥岩，厚约4m；底板为细砂岩，全区稳定可采。
各可采煤层特征见表1-3-1。
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
表1-3-1 可采煤层特征表
煤层煤层厚度 最小～最大 煤层间距 最小～最大 平均 29.00～43.68 32.69 1.45～2.60 12 1.73 14.8～40.27 29.23 15 4.15～7.30 1-3 全区稳 1 定可采 全区稳 黑色泥岩 砂质泥岩 煤层结构 夹矸 层数 0 夹矸厚度/m 0 稳定性 及可采性 全区稳 顶底板岩性 顶板 黑色泥岩 底板 砂质泥岩 号 平均 9下 1.20～3.50 （二）煤质
1、煤类及其分布规律
根据煤芯、煤层煤样化验结果，按照《中国煤炭分类国家标准》（GB5751-86）和煤分类指标，井田内9下号洗煤挥发14.72%～15.54%，胶质层Y为0（凝结），粘结指数为5～14，确定9号煤为贫瘦煤，牌号12；15号洗煤挥发分13.62～15.08%，胶质层Y为0（部分凝结），粘结指数为3，确定15号煤层为贫煤，牌号11。
2、物理性质及宏观煤岩特征
由于12号煤层原勘探时未采煤芯样，本井田又未开采，故12号煤层煤质特征无法叙述。据生产矿井采取的煤样仅对9下号、15号煤层的物理性质及宏观煤岩特征叙述如下：
9下号煤层：黑色，块状，以暗煤为主，条带结构，呈弱金属光泽，参差状断口，为半暗型。
15号煤层：黑色，块状，以镜煤、亮煤为主，夹有暗煤，弱金属光泽，阶梯状断口，属半光亮型。
本次矿井地质工作未做煤岩鉴定，据邻区资料，15号煤层有机组分以镜质组为主，含有少量丝质组分，无机组分以粘土类矿物为主，含少量硫化铁类成分。
3、化学性质、工艺性能
本井田可采煤层均属高变质煤， 9下号煤为低灰～中高灰、特低硫～低硫、特高热值贫瘦煤，15号煤为低中灰～中灰、低中硫～中硫、特高热值贫煤。9
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
号煤可作为动力、气化、炼焦用煤，15号煤可作为动力和气化用煤。煤层主要煤质特征详见表1-3-2。
表1-3-2 煤质特征表
原煤 煤层号 水分 浮煤 Mad（%） 灰分 Ad（%） 挥发分 Vdaf（%） 全硫 发热量 煤类 固定碳 粘结 焦渣 Fc.d（%） 指数 St.d（%） Qgr.ad（MJ/kg） GR.I 特征 0.43～0.98 16．35～37.22 15.09～19.44 0.34～1.03 原煤 9下 0.79 21.20 16.39 0.58 26.63～30.32 30.06 32.83～33.29 4～6 30.26～32.99 68.20 0～6 PM11 31.82 31.80～33.42 2～4 63.08 5～14 PS12 浮煤 0.60～0.85 9.22～10.41 14.72～15.54 0.46～0.62 原煤 0.90～1.10 14.12～26. 14.85～16.72 1.31～2.28 15 0.98 22.32 15.15 1. 浮煤 0.65～0.80 8.50～12.10 13.62～15.80 0.70～1.50 4、可选性
本次未进行煤层筛分浮沉试验，仅根据浮煤回收率简述：
9下号煤层浮煤回收率50.00～52.09%，平均为51.05%；15号煤层浮煤回收率58.00～61.05%，平均为59.53%，其理论浮煤回收率均为良。
5、煤的风化和氧化
本本井田9下、12、15号煤层在井田北部遭受剥蚀有露头存在，沿煤层露头内推50m为风氧化带。
（三）、其它有益矿产
井田内其它有益矿产主要有铁、黄铁矿、石膏、铝土及粘土等。 1、黄铁矿
黄铁矿的存在有两种方式，一种位于本溪组底部铝土泥岩中，有时充填于奥陶系石灰岩裂隙中。呈结核状态，矿体成鸡窝状，一般见有1～2m，但不稳定；另一种夹于煤层中，常见于15号煤层中部，最厚度可达0.20m，扁豆状，开采煤层时可用手选出，可供制作黑矾或制硫磺用。
2、石膏
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
位于奥陶系侵蚀面之下60～100m的灰黑色厚层石灰岩中，呈扁豆体赋存，一般厚2～30m，常见2～3层。
3、铝土及粘土
位于本溪组底部山西式铁矿上方，层位稳定呈灰色，灰绿色、矿体厚8.11～13.36m，可分为致密铝土矿、豆鲕状铝土矿及硬质粘土半软质粘土等矿体。
4、建筑材料
矿内黄土广泛分布，据取样化验。SiO2为57.25％，A12O3为11.58％，Fe2O3＋FeO为7.18％，MnO为0.04％，Mgv为3.13％，CaO为5.％，Na2O为1.51％，K2O为2.03％，Ti2O0.05％，P2O50.15％，可做为良好的建筑材料，供烧制砖瓦之用。
奥陶系石灰岩，深灰色，致密厚度层状，为良好的石料及水泥原料。此外，本溪组、太原组、太原组石灰岩也可作为建筑石料使用。
（四）、瓦斯、煤尘、煤的自燃性及地温
1、瓦斯
根据煤炭科学研究总院抚顺分院编制的《山西省盂县东坪煤矿煤矿矿井瓦斯抽放工程初步设计》，9下号煤层回采工作面瓦斯相对涌出量预测为13.74m3/t，矿井瓦斯相对涌出量为16.85m3/t，属高瓦斯矿井。
2、煤尘及煤的自燃性
根据山西省煤炭工业局综合测试中心对盂县东坪煤矿煤矿9号煤的检验报告9号煤层煤尘有爆炸危险性，煤层自燃倾向性为三级不易自燃。
3、地温
据生产矿井井下调查，均未发现有地温异常现象，本区属地温正常区。
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
第二章 井田境界与储量
第一节 井田境界
一、井田境界
盂县东坪煤矿煤矿位于阳泉市盂县县城西15km的南娄镇长沟村附近，其井田地理座标：
东径：113°15′45″～113°18′01″ 北纬：36°01′06″～38°02′40″
根据山西省国土资源厅颁发的采矿许可证，本井田边界共由以下13个拐点坐标（6度带）54坐标圈定：
X坐标 Y坐标 1、X＝4214999.00 Y＝19701499.00 2、X＝4213499.00 Y＝19701500.00 3、X＝4213500.00 Y＝19701370.00 4、X＝4212095.00 Y＝19701370.00 5、X＝4212050.00 Y＝19699826.00 6、X＝4212939.00 Y＝19699450.00 7、X＝4213069.00 Y＝19699480.00 8、X＝4212704.00 Y＝19698809.00 9、X＝4213029.00 Y＝19698674.00 10、X＝4214109.00 Y＝19698674.00 11、X＝42144.00 Y＝19699399.00 12、X＝4214499.00 Y＝19700499.00 13、X＝4214999.00 Y＝19700499.00 13个拐点坐标（6度带）80坐标圈定
井田南北宽3.71km，东西长3.35km，面积12.4324km2，采矿许可证批准开采8、9、12、15号煤层，开采深度由1160m～970m。
矿井四邻关系
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
本井田东北部边界与新胜煤业有限公司相邻，东南部边界与万隆煤业有限公司相邻，南部边界与牛村镇安定煤业有限公司相邻，西南部边界与寿阳县方山煤矿相邻，西北部边界与西南关村办煤矿相邻，北部边界为煤层露头区，没有矿井相邻。
第二节 地质储量的计算
（一）矿井地质资源/储量计算
1、资源/储量估算范围
本次设计储量估算范围为山西省国土资源厅颁发的盂县东坪煤矿采矿许可证圈定的井田范围。井田边界共由13个拐点坐标圈定，开采深度由1160m～970m。
2、资源/储量计算指标
井田资源/储量计算工业指标按2002
年国土资源部颁发的《煤炭、泥炭
地质勘探规范》（DZ/T0215-2002）中关于非炼焦用煤的标准确定，详见表2-1-1。
表2-1-1 资源/储量计算工业指标表
资源/储量 能利用资源/储量 11 暂不能利用资源/储量 东平煤矿120万吨矿井初步设计
类别指标 最低可采厚度（倾角小于25°）（m） 最高可采灰分Ad（%） 夹石剔除厚度（cm） 最高硫分（%） 原煤最低发热量Qnet,d（MJ/kg） 3、计算方法及有关参数的确定：
井田内估算的9下、12、15号煤层全区稳定可采，地层小于15°，故采用地质块段水平投影面积的算术平均法。计算公式：Q＝S×M×D/1000
其中：Q――块段资源/储量，10kt； S――块段面积，m2；
M――块段内煤层平均厚度，m； D――容重，t/m3。 储量估算几点说明：
（1）井田内9下号煤层有采空区，所有采空区均为实测，故范围可靠。
（2）9下、12号煤层结构简单，依据规范，剔除大于0.05m的夹矸，各煤
0.80 40 5 3 ≥17.0 0.70 50 ＞3 层分层厚度之和作为该见煤点采用厚度。
（3）对于15号煤层来说，煤层结构复杂，常含2层夹矸，多者3层，原则上对于夹矸厚度不大0.80m以上的煤分层，应进行分层计算煤分层资源储量，但井田内西部钻孔，15号煤层中的两层夹矸有时上分层夹矸大于0.8m，有时下分层夹矸厚度大于0.8m，且分布范围不大，故不利于做图进行资源储量估算。因此本次工作未就15号煤层进行分层估算资源/储量。
（4）对于井田北部煤层露头处，局部地段地层倾角大于15°，由于范围不大，本次工作未采用煤层真厚度和斜面积进行资源储量估算，仍采用煤层伪厚度和水平块段面积估算资源/储量。
（5）煤层容重采用井田以往煤层资料的算术平均值，9下、12、15号煤层容重分别为1.37、1.40、1.40t/m3。
4、储量计算结果
本初步设计的设计依据为山西省煤炭地质公司编制的《山西省盂县东坪煤矿
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
煤矿矿井地质报告》，其资源/储量估算范围，共获得井田9下、12、15号煤层资源/储量77110kt。其中探明的（可研的）经济基础储量（111b）26000kt，占总储量33.7％，控制的（预可研）经济基础储量（122b）46600kt，推断的内蕴经济资源量（333）4510kt。其中：
9下号煤层资源/储量192800kt，其中（111b）148600kt，（122b）35500kt，（333）8700kt。
12号煤层资源/储量1400kt，其中（111b）58000kt，（122b）80800kt，（333）10100kt。
15号煤层资源/储量429400kt，其中（111b）53400kt，（122b）349700kt，（333）26300kt。
表2-1-2 矿井各煤层地质资源量估算汇总表
资源/储量（kt） 111b 煤层探明的 号 控制的 推断的 合 111b+122b+333 计 （%） （％） 192800 77.1 1400 39.0 429400 12.4 771100 33.7 95.6 93.2 93.9 94.2 111b+122b 111b+122b+333 (可研的)经济的基础储量(预可研)经济基础储量内蕴经济资源量(111b) (122b) 35500 80800 349700 466000 (333) 8700 10100 26300 45100 9下 12 15 148600 58000 53400 总计 260000
参照《山西省盂县东坪煤矿煤矿生产矿井地质报告》中提供的9下号、12号和15号煤层底板等高线及资源储量估算图，通过采用地质块段水平投影面积的算术平均法（计算公式：Q＝S×M×D/1000），可估算出盂县东坪煤矿煤矿（井田面积为12.4324km2）井田范围内各可采煤层的地质资源量。
则盂县东坪煤矿煤矿（井田面积为12.4324km2）各煤层地质资源量见表2-1-3。
表2-1-3 矿井各煤层地质资源量估算汇总表
煤层资源/储量（kt） 号 探明的 控制的 推断的 合 计 111b 111b+122b+333 111b+122b 13
东平煤矿120万吨矿井初步设计
(可研的)经济的基础(预可研)经济基础储内蕴经济资源储量(111b) 9下 12 15 79031 58000 39931 量(122b) 34115 607 258215 353119 量(333) 5184 10100 1 34248 118330 66.8 1288 45.0 317110 12.6 5329 31.4 （%） 111b+122b+333 （％） 95.6 92.2 94.0 93.9 总计 176962
（二）矿井工业资源/储量
矿井工业资源/储量按下式计算： 矿井工业资源/储量=111b+122b+333k
注：k—可信度系数，由于本矿井地质构造简单，煤层赋存稳定，k取0.9。 则盂县东坪煤矿煤矿各煤层工业资源/储量见表2-1-4。
表2-1-4 矿井各煤层工业资源/储量估算汇总表
资源/储量（kt） 111b 煤层探明的 号 (可研的)经济的基础(预可研)经济基础内蕴经济资源储量(111b) 储量(122b) 量(333)·k 控制的 推断的 合 111b+122b+333 计 （%） （％） 111b+122b+333 111b+122b 9下 23709.3 3411.5 466.6 27587.4 85.9 96.0 12 21147.3 6078.9 909.0 28135.2 75.2 92.9 15 39930.1 25821.5 1706.8 67458.4 59.2 94.6 总计 84786.7 35311.9 3082.4 102361.0 68.8 94.5 （三）矿井设计资源/储量
矿井设计资源/储量=矿井工业资源/储量－永久煤柱损失
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
矿井永久煤柱损失考虑了：井田境界、村庄、采空区、断层、陷落柱等留设保安煤柱的损失。
本井田内村庄主要有井田东北沟村，及井田南部东坪村，设计各村庄保护等级为Ⅲ级，围护带宽度取10m。地面建（构）物的保护煤柱维护带宽度按其保护等级留设，松散层及基岩厚度参照邻近钻孔的资料确定，松散层的移动角取45°，基岩移动角走向取73°，上山取73°，下山取73°-0.6α。
永久煤柱留设参数如下：大巷两侧煤柱各留设25～30m，井田境界煤柱20m。采空区保安煤柱按30m宽留设；断层和陷落柱保安煤柱是根据其规模大小和导水性留设安全煤柱，本井田断层断距为5～20m左右，其导水等性能地质报告交待不清，设计井田内断层和无炭柱保安煤柱宽度暂按30m留设，
经计算，矿井设计资源/储量为102361.0kt。详见表2-1-5。
表2-1-5 矿井设计资源/储量计算表 （kt）
工业资源 /储量 112181.0 井田境界 1030.0 村庄 740.0 永久煤柱损失 采空区 6040.0 断层 2010.0 小计 9820.0 设计资源 /储量 102361.0
第三节 可采储量的计算
矿井留设的开采保护煤柱有：矿井工业场地、井筒及开拓大巷保护煤柱，大巷间煤柱及大巷道两侧煤柱按20～30m宽留设。矿井工业场地及井筒保护煤柱是在其边线外留出保护等级围护带宽度，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。
矿井设计可采储量按下式计算： Zk=（Zc-P）·C
式中：Zk――矿井设计可采储量，kt； Zc――矿井设计储量，kt； P――开采煤柱损失，kt；
C――采区回采率， 9下号和12号煤层为中厚煤层，采区回采率取80％；
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
经计算，截止目前为止，经计算矿井设计可采储量为841.0kt，详见表2-3-1。
表2-3 -1 矿井设计可采储量汇总表（kt）
设计资源/储量 102361.0 场地及井0 开采保护煤柱 主要井巷 5590.0 合计 5590.0 11880.0 17470.0 开采损失 合计 设计可 采储量 841.0 16
东平煤矿120万吨矿井初步设计 第三章 矿井工作制度及生产能力
第一节 矿井工作制度
矿井设计年工作日330d，每天四班作业制度(其中三班生产、一班准备)，日净提升时间18h。
第二节 矿井生产能力及服务年限
一、矿井生产能力
根据山西省煤炭工业局文件 “关于盂县东坪煤矿煤矿井进行综合机械化采煤的批复”，同意盂县东坪煤矿煤矿 生产规模为1200kt/a，并结合矿井煤层赋存条件、开采技术条件、工作面装备水平、煤炭外运条件和市场需求等因素，综合确定矿井扩建后的设计生产能力为1200kt/a。
1、井田内煤层赋存状况及开采条件
井田构造简单，9下号煤层厚度1.20～3.50m，平均2.12m；，具备建设1200kt/a井型的条件。
2、市场需求
本井田可采煤层均属高变质煤， 9下号煤为低灰～中高灰、特低硫～低硫、特高热值贫瘦煤，目前其市场供不应求。
3、交通运输条件
盂县东坪煤矿煤矿有县乡公路向东北约10km可达盂县县城与省道相接，向南约10km与省道盂榆线相连，再向南约10km抵寿阳县与石太铁路、307国道、太旧高速公路联网，由井田向东经县城18km可达盂县东坪煤矿装车站，向西距东湾煤矿装车站10km，距寿阳火车站20km。本矿地处公路、铁路网发达地区，煤炭运输条件良好。
二、矿井服务年限
矿井水平服务年限均按下式计算： T=Z/A·K
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式中：T——服务年限，a； Z——可采储量，kt； A——设计生产能力，kt/a；
K――储量备用系数，由于本井田9下号煤层赋存情况基本能控制，故本次储量备用系数取1.3（由于该矿井地质条件简单，煤层赋存稳定）。
矿井设计服务年限为：T＝841.0/（1.3×1200）=54.4a。
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
第四章 井田开拓
第一节 井田开拓方式的确定
一、矿井工业场地位置
矿井主要工业场地选在井田北沟村西北约380m处工业场地内。新一支副斜井和主斜井，回风立井。
本设计开采9下号煤层利用已有的＋1018m开拓水平。针对矿井移交生产时，主、副斜井井筒落底水平位置对矿井将来生产影响，设计比选了两个方案进行论述：
方案一：矿井投产初期不延深现有井筒
优点：矿井建井工期短，基建投资少，有利于矿井快速达产，实现矿井经济效益。
缺点：由于矿井服务年限为50.9a，服务年限较长，若矿井投产初期不延深现有井筒，等到9下号煤层快接近枯竭时再延深井筒至二水平，容易干扰上水平生产，不利于矿井稳产，将造成生产建设互相干扰的局面。
方案二：矿井投产初期延深现有井筒至二水平
优点：矿井水平接替时稳定，两个水平生产和建设互不干扰，利于矿井正常生产。
缺点：矿井投产初期建井工期长，基建投资大，矿井实现经济效益时间长，矿井移交生产后巷道和机电设备维护费用高，生产管理分散。
从保证矿井正常稳定生产，减少基建和生产互相干扰，保证矿井安全建设生产等因素考虑，设计推荐方案一，即矿井移交生产时不延深主、副井筒至二水平。
矿井建成后的各井筒功能和装备如下： 1、主斜井
主斜井井口标高＋1161.026m，井底落底于9号煤层下17.8m处的岩层中，井筒落底标高+1000m，总斜长440.4m，倾角20°，主斜井断面为半圆拱断面形式，断面净宽4.6m，净断面积14.75m2。井筒内一侧装备有一部带宽为1000mm的大倾角带式输送机，紧邻带式输送机布置有轨距为600mm，轨型为22kg/m的
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
胶带检修轨，井筒另一侧布置人行台阶和扶手。主斜井担负矿井建成后担负原煤的提升及进风任务，兼做矿井一安全出口。
2、副斜井（副斜井井口标高为＋1165.929m，落底于9号煤层底板，井底落底标高为+1018m，斜长为417.2m，倾角18°，井筒断面为半圆拱形式，巷宽3.2m，净断面积8.82m2。井筒内铺设轨距600mm，轨型30kg/m的单轨，同时在井筒一侧布置有人行台阶和扶手。副斜井担负矿井建成后的材料、设备下放、矸石提升及人员升降任务，同时担负矿井进风任务兼做矿井一安全出口。
3、回风立井
回风立井井口标高＋1234.113m，回风立井落底煤层为8号煤层，井底落底标高为＋999.113m，垂深235m，直径4.5m，净断面积15.90m2，采用混凝土碹支护。井筒装备封闭式金属梯子间和瓦斯抽放管路，担负矿井建成后的全矿井回风任务，兼做矿井一安全出口按设梯子间。
二、矿井井田开拓方式的确定
根据山西省煤炭地质公司编制的《山西省盂县东坪煤矿煤矿矿井地质报告》，各主要开采煤层特征如下：
9下号煤层：煤层厚度1.20～3.50m，平均2.12m，结构简单，偶含1层夹矸，全区稳定可采。与12号煤层平均相距约32.69m。
12号煤层：煤层厚度1.45～2.60m，平均1.73m，结构简单，一般含1层夹矸，全区稳定可采。与15号煤层平均相距约29.23m。
15号煤层：厚度4.15～7.30m，平均5.55m，结构中等，含1～2层夹矸，夹矸厚度不稳定，全区稳定可采。
设计9下号煤层在+1018m水平进行开拓大巷布置和主要机电硐室布置；12号煤层与15号煤层平均相距约29.23m，但由于12号煤层矿井服务年限只有7.4a，设计考虑12号煤层与15号煤层联合布置，二水平落底于15号煤层中，主要机电硐室布置在15号煤层中；12号煤层通过溜煤眼与15号煤层胶带大巷相通，12号煤层布置轨道运输大巷和回风大巷；15号煤层布置有胶带运输大巷、轨道运输大巷和回风大巷。本次设计只针对9下号煤层在+1018m水平。
三、开拓大巷布置型式的确定
根据井下现有开拓巷道布置格局，9号煤层宜采用“┻”字型布置，：
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
1、由于井田内9下号煤层已开采55%区域，仅在井田东南部和西部尚有未采区域，9下号煤层利用现有井筒和南北向开拓大巷，延伸至井田，再东西向布置一采区上山巷道，有利于一采区正规回采工作面布置，且工作面长度大；在井田北部东西向断层和采空区之间新开东西向巷道到井田西部二采区，可确保剩余煤炭资源的最大程度的开采，并减少大巷煤柱损失。
四、采区划分及开采顺序
井田内9下号煤层开拓大巷呈“┻”型布置，依此开拓大巷布置将井田内9下号煤层未采区域划分为两个采区开采，一采区位于井田东南部，采用单翼布置 ，倾斜长壁回采，回采工作面连续推进长度1200m；二采区位于井田西部，仍采用单翼布置 ，倾斜长壁回采，回采工作面连续推进长度650。采区接替顺序为一采区→二采区。
井田内主要可采煤层开采顺序为9下号煤层→12号煤层→15号煤层。为下行开采。
五、井下开采对地面建筑物的影响
根据建构筑物的重要性、用途，并结合场区地面布置情况，建筑物保安煤柱宽度是根据地面各建筑物围护带宽度、表土层和岩石层厚度、移动角用垂直剖面法计算场区建筑的保护煤柱的，其中表土层移动角取45°，岩石移动角取73°。
在开采过程中，应加强地表观测，根据地表塌陷变形情况，及时调整安全煤柱尺寸。
六、本井田村庄下采煤可行性分析
本井田内南部边界内分布有东坪村，井田东部边界内分布有长沟村，根据国家煤炭工业局制定的《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》（2004年版），根据实际情况设计将东坪村和长沟村保护等级划分为Ⅲ级，村庄维护带宽度为10m，各村庄保安煤柱宽度是根据其地面围护带宽度、表土层和岩石层厚度、移动角用垂直剖面法计算村庄的保护煤柱的，其中表土层移动角取45°，岩石移动角取73°。
根据收集资料情况，各村庄搬迁暂时因为搬迁费用等一系列问题尚很难协商，设计暂对村庄下采煤进行可行性分析，届时根据协商结果和国家充填法采煤
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
技术应用调整采煤方案。
本井田内村庄煤柱留设很大，为了最大限度回收资源，同时也为了减少地表下沉、防止对地面建构筑物造成破坏，同时为了保持上覆岩层良好的隔水性能防止透水事故，设计采用冒落条带开采法。
根据国内外经验，采宽b在H/4～H/10（为采深）范围内选取。对于条带形煤柱（当条带长度比宽度大得多时）：
bb233.6H
式中：α――煤柱宽度，m；
M――煤层采厚，m； H――采深，m；
b――采出条带宽度，m；（b= H/4～H/10，可根据条采经验选定）。 矿方可根据 “三下煤柱”位置、各煤层埋深及煤层厚度，因地制宜选取相应参数，进行探采回收煤柱资源。
第二节 达到设计生产能力时工作面的配备
1、采区数目和位置
根据矿井煤层赋存稳定，钻孔和测井控制储量可靠，地质构造及水文地质条件简单，矿井移交生产时，将井田南部一采区做为矿井生产首采区，对矿井及早达产和稳产高产均十分有利。
2、矿井设计生产能力
矿井移交生产及达到设计产量时，在一采区布置一个综采工作面、一个大巷普掘工作面和一个顺槽综掘工作面来保证矿井设计规模和正常生产接替。矿井实际生产能力即为回采工作面生产能力和掘进工作面掘进煤量之和。
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东平煤矿120万吨矿井初步设计 第五章 矿井基本巷道及建井计划
第一节 井筒、石门、与大巷
一、井筒数目及用途
故矿井移交生产时，共布置有主斜井、副斜井和回风立井三个井筒。 1、主斜井主斜井井口标高＋1161.026m，井筒落底标高+1018m ，总斜长440.4m，倾角20°，主斜井断面为半圆拱断面形式，断面净宽4.6m，净断面积14.75m2。井筒内一侧装备有一部带宽为1000mm的大倾角带式输送机，紧邻带式输送机布置有轨距为600mm，轨型为22kg/m的胶带检修轨，井筒另一侧布置人行台阶和扶手。主斜井担负矿井扩建后的原煤的提升及进风任务，兼做矿井一安全出口。
2、副斜井
副斜井井口标高为＋1165.929m，井筒落底标高为+1018mm，斜长为417.2m，倾角18°，井筒断面为半圆拱形式，巷宽3.2m，净断面积8.82m2。井筒内铺设轨距600mm，轨型30kg/m的单轨，同时在井筒一侧布置有人行台阶和扶手。副斜井担负矿井扩建后的材料、设备下放、矸石提升及人员升降任务，同时担负矿井进风任务兼做矿井一安全出口。
3、回风立井
井口标高＋1234.113m，井底标高为＋999.113m，垂深235.0m，直径4.5m，净断面积15.90m2，采用混凝土碹支护。井筒装备封闭式金属梯子间和瓦斯抽放管路，担负矿井扩建后的全矿井回风任务，兼做矿井一安全出口。
二、井筒布置及装备
井筒特征详见表5-1-1。 井筒断面布置详见图册
三、井壁结构
根据既有井筒开凿时的围岩岩性资料和水文地质资料预计，主、副斜井井筒和回风立井施工时所穿岩层岩性良好，无流砂层、破碎岩层和强富水性含水层等
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
不良地层。设计确定主斜井井筒表土段及基岩段均采用普通法刷大施工。主斜井表土段采用钢筋混凝土支护，基岩段采用锚喷支护；副斜井延深段采用料石砌碹支护；回风立井表土段和基岩段均采用砼碹支护。
表5-1-1 井筒特征表
井筒名称 X 坐标 Y 井口标高(m) 方位角(°) 井筒倾角(°) 井底标高9号水平 井筒长度9号水平 净 井筒宽度表土 6.2 (m) 掘 基岩 4.84 净 井筒断面(m) 2主斜井 4214583.879 19700985.772 ＋1161.026 5°19′38″ 20° ＋1010.4 440.4 4.6 副斜井 4214576.512 19700941.988 ＋1165.929 4°9′54″ 18° ＋1018.0 417.2 3.2 4.6 3.8 8.82 13.38 11.99 料石砌碹 料石砌碹 300 300 回风立井 4213481.241 19701100.322 ＋1234.113 190°00′00″ 90° ＋999.1 235.0 4.5 5.4 5.2 15.90 22. 21.22 砼碹 砼碹 450 350 14.75 表土 21.31 掘 基岩 16.54 支护表土 钢筋混凝土砌碹 材料 基岩 锚喷 井筒支护 支护表土 400 厚度基岩 120 井筒用途 井筒装备 提升煤炭、进风任务，兼下放材料设备、提升矸石、专用回风井及兼做矿 B＝1000mm大倾角皮轨距600mm，轨型30kg/m 封闭式金属梯子间第二节 井底车场
一、井底车场形式
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
依据矿井开拓现状及本次设计的井田开拓部署，在副斜井井底设+1018.000m水平井底车场，9下号煤层井底车场采用甩车场型式，车场内设高、低道线路和进、出车线。
二、井底车场及硐室
根据原有井筒布置，主斜井9号煤层井底煤仓落底点标高为+1025.3m，上方设直立式井底煤仓及装卸载硐室；在主斜井一水平井底煤仓落底处和副斜井9号水平井底车场之间布置清理撒煤斜巷。在副斜井9号水平井底车场设置有主变电所、主水泵房、管子道、井底水仓、井下消防材料库、等候室、调度、信号、急救硐室、紧急避险硐室等硐室；在8号煤层总回风巷和9下号煤层轨道运输大巷附近布置了井下爆炸材料发放硐室。
1、井底煤仓形式、容量及主斜井井底清理撒煤方式
井底煤仓型式选用净径φ=6.5m的圆形直立式普通煤仓，煤仓高25m，有效容积为800t，砼碹厚400mm。
在主斜井一水平井底煤仓落底处和副斜井一水平井底车场之间布置清理撒煤斜巷，同时在主斜井一水平井底煤仓落底处附近设置有井底撒煤沉淀池，采用人工清理。
2、井底水仓布置及容量、水仓清理方式
根据井田开拓布置及井底附近煤层坡度高低，设计将一水平井底水仓布置在井田北中部、轨道运输大巷东侧，水仓入口设在一轨道运输大巷坡度最低点附近东侧。主、副水仓平行布置，水仓净断面5.6m2，长度134m，有效容积750m3。
井底水仓铺设轨型15kg/m、轨距600mm的单轨，现浇混凝土整体道床。水仓清理方式采用人工清理方式。
3、井下爆炸材料发放硐室的形式、容量及通风系统
本矿井井下不设置爆炸材料库，而是在在8号煤层总回风巷和9下号煤层轨道运输大巷附近布置了井下爆炸材料发放硐室。井下爆炸材料发放硐室距离9下号煤层轨道运输大巷为60m，距离一采区回风下山60m，距离8号煤层总回风巷水平距离为50.7m。
爆炸材料发放硐室通风采用通风，其回风道直接与总回风大巷相通。发放硐室内最大可存放炸药163kg，雷管291发。炸药和雷管分开贮存，并用250mm
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
厚的混凝土墙隔开。发放硐室内有的发放间，发放硐室出口处设有一道能自动关闭的抗冲击波活门。
三、井底车场及主要硐室支护
副斜井9号水平落底于+1018.0m，井底车场布置在9下号煤层下部18.7m处的岩层中，相应车场硐室布置井底车场所在的岩层中。井底车场和水平巷道硐室均采用混凝土砌碹支护。
井底车场巷道和硐室的支护形式、支护材料、工程量详见表5-2-1。
表5-2-1 井底车场巷道及硐室工程量表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13
巷道及硐室名称 井底车场巷道 主水泵房及通路 主变电所及通路 管子道 井底水仓 消防材料库 调度、信号、急救硐室 无极绳连续牵引车硐室 等候室 爆炸材料发放硐室 井底煤仓及装载硐室 支护方式 砼碹 砼碹 砼碹 砼碹 砼碹 砼碹 砼碹 砼碹 砼碹 砼碹 砼碹 砼碹 巷道长度179.2 179.2 掘进体积3241.7 750.0 750.0 300.0 750.0 600.0 150.0 650.0 500.0 1300.0 1000.0 800 9991.7 3备注 紧急避险硐室 合 计 26
东平煤矿120万吨矿井初步设计
第三节 建井工作计划
一、施工进度
根据矿井建设工期安排结果，矿井建设开工20.5个月后建成移交生产，由于矿井设计为一次建成移交生产，故为矿井尽快达产创造了有利条件。
矿井扩建移交生产后，由于地质条件、开采技术都存在着一个逐步熟悉和掌握的过程，且生产工人的技术水平也有逐步提高的过程，矿井移交后难以立即达产。结合本矿井地质与开采条件，设计达产计划为：投产后第一年生产能力为1200kt/a；第二年达到设计生产能力1200kt/a。
二、建井工期
根据初步设计井巷工程施工进度图表排队，当井下同时施工的队伍为3个时，新增井巷施工工期为18.5个月（其中与井巷工程平行的矿井机电设备安装为15.1个月），联合试运转生产为1个月，加上施工准备期1个月，则矿井扩建总工期为20.5个月。
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
第六章 采煤方法
第一节 采煤方法的选择
一、采煤方法选择
根据井田开拓部署和煤层的赋存情况，设计分两个水平开拓开采全井田主要可采煤层，本设计只针对9号水平。
开采9下号煤层，9下号煤层平均厚度2.12m，采用高档普采一个工作面不能保证矿井生产规模，本次设计确定9下号煤层采用综合机械化采煤方法，布置一个综合机械化采煤工作面以保证矿井1200kt/a的设计规模，经技术比较后，确定采用倾斜长壁采煤法。
二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型
1、回采工作面长度
依据一采区9下号煤层赋存状况和开采技术条件，参照《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定，综合确定综合机械化回采工作面长度为180m。
2、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型
针对9下号煤层的赋存条件及开采技术条件，并结合目前国内综合机械化回采工作面设备配备情况，依据 “选用性能良好、安全可靠，并能适合于矿井具体条件的较先进设备”这一基本原则，对工作面采、装、运设备进行了选型。
（1）工作面采煤设备：选用4MG200-W1型无链牵引双滚筒采煤机，采高1.4～3.0m，截深0.63m，电机功率200kW，采煤机技术特征见表6-1-1。
采煤机生产效率计算 Q采=60MBV采γK
式中：Q采——采煤机工作面实际生产效率，t/h； M——采高，取2.2m； B——截深，取0.63m；
V采——给定条件下采煤机最大可能的牵引速度，取5.5m/min； γ——煤的实体视密度，取1.37t/m3；
K——总的时间利用系数，由于采煤机常因各种原因停机，故目前总时间
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
利用系数约为0.5左右。
Q采=60MBV采γK=60×2.2×0.63×5.5×1.37×0.5=313.3t/h。 本矿井初步设计设计生产能力为1200kt/a，故要求回采工作面单产约为170.5t/h即可，由于采煤机工作面实际生产效率大于矿井回采工作面设计生产能力，故所选采煤机满足矿井设计生产能力。
表6-1-1 采煤机技术特征表
参数 型号 4MG200-W1 采高 （m） 1.4～3.0 适应煤质硬度 （kg/cm2） F≤3 截深 （m） 0.63 牵引速度（m/min） 0～5.5 功率 （kW） 200 耗水量/水压 （L/min/Mpa） 200/5.5 总重 （t） 20.2 （2）回采工作面可弯曲刮板输送机输送能力应大于采煤机的生产能力，设计综合机械化回采工作面煤炭运输设备采用与采煤机配套的SGZ630/220型刮板输送机，铺设长度180m，运输能力350t/h，链速1.0m/s，电机功率110×2 kW。
（3）破碎机选用PEM1000×650Ⅲ型颚式破碎机，过煤能力1100t/h，破碎能力350 t/h，电机功率55 kW。
（4）转载机选用SZB-730/75型刮板转载机，出厂长度25m，输送能力630t/h。电机功率70 kW。
（5）根据工作面运煤设备的运输能力，回采工作面胶带运输顺槽运煤设备选用一部STJ1000/2×160型可伸缩胶带输送机，总铺设长度1197.4m，运输能力800t/h，带速2.5m/s，带宽1000mm，电机功率160×2kW。
工作面采、装、运设备选型配备详见表6-1-2。
表6-1-2 综采工作面主要机械配备表
设备名称 双滚筒采煤机 可弯曲刮板输送机 破碎机 转载机 可伸缩胶带输送机 支撑掩护式液压支架 过渡液压支架
设备型号 4MG200-W1 SGZ630/220 PEM1000×650Ⅲ SZB-730/75 STJ1000/2×160 ZZ4400-14/32 ZZ4400-14/32 29
功率（kW） 200.0 110.0×2 55.0 75.0 160.0×2 单位 台 台 台 台 台 架 架 使用 1 1 1 1 1 120 4 备用 30 1 东平煤矿120万吨矿井初步设计
端头液压支架 单体液压支柱 П型钢梁 乳化液泵站 喷雾泵站 注水钻机 注水泵 注液 回柱绞车 煤电钻 岩石电钻 小水泵 调度绞车 调度绞车 SDA DZ30-25/110Q HDL-3200 XRB2B80/35 PB200/5.5-6.3 MYZ-200 5D-2/150 DZ-Q1 JH2-5 MZ-12A EZ2-2.0 80WG JD-11.4 JD-40A 55.0×2 30.0 22.0 12.0 7.5 1.2 2.0 11.0 11.4 40.0 架 根 根 套 套 台 台 台 台 台 台 台 台 台 4 120 40 1 1 1 1 10 2 2 2 2 4 4 1 24 48 3 1 1 1 2 三、工作面顶板管理方式及液压支架选型
1、工作面顶板管理方式
综合机械化回采工作面顶板采用全部垮落法管理。 2、工作面液压支架选型
液压支架的阻力是支架设计中最基本的参数，支架所有结构的强度都由此决定，它在一定程度上显示支架工作的能力和特征。本次设计根据目前普遍采用的估算法方法对回采工作面进行液压支架选型计算。
（1）9下号煤层支架阻力选型验算：
P=8×9.8SγMcosα=8×9.8×8.01×2.20×2.4×cos（0～10°）=3315.8～3265.4kN。式中：P——支架承受的载荷，kN；
S——支护顶板的面积，取8.01m2。 γ——顶板岩石密度，取2.4 t/m3。 M——采高，取2.20m。 α——煤层倾角，取0～10°。
根据以上两种计算方法取最大值，综合机械化回采工作面每架液压支架工作阻力至少为3315.8kN。
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
回采工作面液压支架选型既要满足工作面支护要求，又要保证回采工作面过风断面积，防止工作面风速大于《煤矿安全规程》允许的最大风速。本次设计综采工作面液压支架初选ZZ4400-14/32型支撑掩护式液压支架，支撑高度1.4～3.2m，工作阻力4400kN＞3315.8kN，支架重量12.5t，参数见下表
表6-1-3 ZZ4400-14/32型掩护式液压支架技术参数 1 2 3 4 5 6 7 8 9 最低～最高支撑高度 中心距 初撑力 工作阻力 对底板最大比压 支护强度 泵站压力 支架重量 外形尺寸为（长×宽×高） 1.4～3.2m 1500mm 4020kN 4400kN 1.9MPa 805kN/m2 31.4MPa 12.5t 5340×1430×1400mm 工作面过渡液压支架也选用ZZ4400-14/32型液压支架，其外形尺寸为（长×宽×高）为5340×1430×1400mm，支架重量12.5t。
端头支护选用SDA型端头液压支架，其支架外形尺寸为（长×宽×高）为20×2680×1840mm，重量19.50t；其最大件外形尺寸为（长×宽×高）为4470×1600×446mm，最大件重量3.2t。
工作面超前20m顺槽支护采用DZ30-25/110Q型单体液压支柱配HDL-3200型π型钢梁支护。
3、工作面顶板管理方式
回采工作面采用全部垮落法管理顶板。
四、回采工作面的采高、循环数、年推进度及工作面长度的确定
1、采煤工作面长度和采高
根据城西煤矿煤层赋存情况，结合本矿生产管理能力，设计确定9下号煤层综采工作面长度为180m，回采工作面采高为2.20m。
2、采煤工作面年推进度
综采工作面每循环进尺0.63m，日循环8个，综采工作面日进尺5.4m，循环
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
系数取0.80，年工作日330d，年推进度1425.6m.
3、采煤工作面年推进度按下式计算： 年推进度＝日循环进度×年工作日×循环率 综采工作面年推进度=5.4×330×0.80=1425.6 m
五、工作面回采方向
采煤工作面采用后退式回采，相邻工作面间采用跳采。
六、采区及工作面回采率
井田内9下号煤层为中厚煤层，依据《煤炭工业矿井设计规范》，采区回采率取80%，工作面机采回采率95%。
第二节 确定采（盘）区巷道布置和要素
一采区9下号煤层开拓开采采用双翼布置，采煤方法为走向长壁综合机械化一次采全高采煤方法，在一采区一组上山及下山大巷南侧布置首采工作面，回采工作面顺槽采用双巷掘进。工作面胶带运输顺槽、进风顺槽均沿9下号煤层底板布置，分别与采区胶带运输下山和采区轨道运输下山直接相通，轨道运输顺槽和回风顺槽均沿9下号煤层顶板布置，分别与采区回风上山直接相通，并通过顺槽联络巷与采区轨道运输下山相通，形成采区完善的运输、通风、供电、行人及排水系统。
第三节 回采工艺及劳动组织
一、回采工艺
根据煤层赋存情况和开采技术条件, 确定采用一次采全高回采工艺方式。 回采工艺过程如下： （一）采煤机落煤
采煤工作面使用双滚筒采煤机，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
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
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将三角煤歌掉，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次 前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线，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，支架依次立即前移、支护顶板，输送机随移架逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护方式，推移输送机后在支夹底座前端与输送机之间要富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利于行人、运料和通风；若煤壁容易片帮时，可先于割煤进行移架，支护新暴露出来的顶板。
（四）综采面端头作业
综采面端头支护方式采用单体支柱加长梁组成的迈步抬棚，该方式适应性强，有利于排头液压支架的稳定。
二、劳动组织形式
根据工作面情况，采煤司机、机电维修、安全员、瓦斯员、送料工、开溜工、泵站司机、顺槽皮带司机为专业工种，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。
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
表6-3-1 劳 动 组 织 表
出 勤 人 数 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11
工种 一班 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 1 3 1 1 1 1 1 2 1 2 10 24 二班 1 3 1 1 1 1 1 2 1 2 10 24 三班 1 3 1 1 1 1 1 2 1 2 10 24 3 9 3 3 3 3 3 6 3 6 30 72 合计 第四节 采（盘）区的准备与工作面接替
一、采区巷道断面和支护形式
矿井移交生产时采区巷道有：工作面胶带运输顺槽、进风顺槽、轨道运输顺槽、回风顺槽和开切眼。
工作面胶带运输顺槽沿9下号煤层底板布置，巷道坡度0～3°。胶带运输顺槽断面按满足铺设一台带宽1.0m的可伸缩带式输送机和铺设一条轨距600mm、轨型22kg/m的胶带检修轨断面积设计，同时考虑满足矿井通风要求，其中胶带检修轨为钢筋混凝土轨枕。巷道采用矩形断面，顶板锚拉、两帮锚网支护，并且顶板每隔3m打一根7.0m长的锚索补强支护。巷道净宽4.0m，净高2.5m，净断面10.0m2。
工作面进风顺槽与工作面胶带运输顺槽断面积及支护要求相同，但巷道内不
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
布置任何装备。
工作面轨道运输顺槽沿9下号煤层顶板布置，巷道坡度0～3°。轨道回风顺槽断面按通过液压支架设计，同时考虑综合管线布置和矿井通风要求。巷道内铺设单轨，轨距600mm，轨型30kg/m，钢筋混凝土轨枕。巷道采用矩形断面，顶板锚拉、两帮锚网支护，并且顶板每隔3m打一根7.0m长的锚索补强支护。巷道净宽3.60m，净高2.80m，净断面10.08m2。
工作面回风顺槽与工作面轨道运输顺槽断面积及支护要求相同，但巷道内不布置任何装备。
工作面开切眼沿9下号煤层底板布置，采用矩形断面巷道。由于顶板为泥岩，顶板采用锚网支护，并且每隔3m打一根7.0m长的锚索挂钢带补强支护。为了初期设备安装，开切眼巷道净宽10m，净高2.20m，净断面22.00m2，由于巷道跨度大，设计开切眼并采用木点柱临时支护，木点柱间排距均为1.0m。
巷道断面详见图C1101-122G-1。
二、掘进工作面个数及机械配备
根据采煤工作面年推进度，本着“保证矿井正常生产时合理的采掘接续”为原则，矿井移交生产及达到设计生产能力时，共布置两个煤巷掘进工作面，其中一个大巷普掘工作面，一个顺槽综掘工作面。
掘进工作面主要设备配备见表6-4-1、6-4-2。
表6-4-1 大巷普掘工作面主要机械设备配备表
设备名称 风镐 气腿式凿岩机 小水泵 局部通风机 蟹爪式装煤机 刮板输送机 调度绞车 单体锚杆钻机 混凝土喷射机 混凝土搅拌机 发爆器
设备型号 FG-8.3 ZY24 80WG KDF-6.3 ZMZ3B-17 SGB620/40T JD-11.4 MFC-1392/3657 转子Ⅱ 安Ⅳ MFB-100 35
功率（kW） 5.5 15.×2 17. 40.0 11.4 5.5 5.5 单位 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 使用 1 2 3 2 1 1 2 1 1 1 1 备用 1 1 1 2 1 东平煤矿120万吨矿井初步设计
探水钻 激光指向仪 TXU-150 JZB-1 5.5 台 台 1 1 1 1 表6-4-2 顺槽综掘工作面主要机械设备配备表
设备名称 湿式煤电钻 掘进机 转载机 可伸缩胶带输送机 小水泵 局部通风机 调度绞车 单体锚杆钻机 喷雾泵站 探水钻 激光指向仪 设备型号 MZ-12A EBJ-65/48 SZB-730/40 STJ800/90 80WG KDF-6.3 JD-11.4 MYT-115QⅢ PB200/5.5-6.3 TXU-150 JZB-1 功率（kW） 1.2 110.0 40.0 90.0 5.5 15.0×2 11.4 11.0 30.0 5.5 单位 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 使用 2 1 1 1 2 4 2 1 1 1 1 备用 1 1 2
三、矿井达产移交时采掘比例关系及矸石量预计
矿井扩建移交生产时，井下共布置一个大巷普掘工作面和一个顺槽综掘工作面，采掘比为1：2。井下采掘巷道绝大部分沿煤层布置，由于井下9下号煤层巷道主要为半煤岩，预计井下矸石量为19.3.0kt/a。
四、矿井移交生产及达到设计产量时井巷工程量井
矿井移交生产时，井巷工程总长度11524.0m，其中岩巷1669.0m，占总井巷工程总长度的14.5%，半煤岩巷9675.0m，占总井巷工程总长度的84.0%，煤巷180.0m，占总井巷工程总长度的1.6%。井巷新增掘进总体积139854.5m3，其中硐室体积为7000m3，万吨掘进率128.0m。井巷工程量详见表6-4-3。
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
表6-4-3 井巷工程量汇总表
顺项目名称 序 1 2 3 4 5 井 筒 井底车场及硐室 煤 半煤岩 岩 小计 煤 半煤岩 岩 小计 长度（m） 掘进及刷大体积（m3） 备1201.4 1201.4 467.6 467.6 15954.3 15954.3 13235.3 13235.3 49432.4 61232.5 主要运输及回风巷道 采 区 合 计 4037.1 4037.1 49432.4 180.0 5637.9 5817.9 3816.0 57416.5 180.0 9675.0 1669.0 11524.0 3816.0 106848.9 291.6 139854.5 37
东平煤矿120万吨矿井初步设计
第七章 井下运输
第一节 运输系统和运输方式的确定
一、运输方式的选择
1、井下煤炭运输方式的选择
井下煤炭运输设计确定选用胶带输送机运输方式。 2、井下辅助运输方式的选择
井下巷道均沿煤层布置，巷道坡度0～4°。根据巷道布置情况，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、运距以及矿井扩建初期投资情况，设计推荐井下辅助运输方式为无极绳连续牵引车牵引1.0t系列矿车运输方式。
二、矿井投产及达产时井下运输系统
1、运煤系统
综采工作面（可弯曲刮板输送机）→胶带运输顺槽（可伸缩带式输送机）→胶带运输下山（带式输送机）→胶带运输大巷（带式输送机）→井底煤仓（给煤机）→主斜井（带式输送机）→地面生产系统。
2、掘进排矸系统
大巷掘进头或顺槽掘进头矸石（无极绳连续牵引车牵引矿车）→轨道运输大巷（无极绳连续牵引车牵引矿车）→+1018.0m水平井底车场（无极绳连续牵引车牵引矿车）→副斜井（单钩串车牵引矿车）→地面排矸系统。
3、井下材料、设备和人员等辅助运输系统
地面材料、设备车→副斜井（单钩串车牵引矿车）→+1018.0m井底车场（无极绳连续牵引车牵引矿车）→轨道运输大巷（无极绳连续牵引车牵引矿车）→轨道运输下山（无极绳连续牵引车牵引矿车）→顺槽联络巷（无极绳连续牵引车牵引矿车）→轨道运输顺槽（调度绞车牵引矿车）、胶带顺槽（调度绞车牵引矿车）→回采工作面。
地面下井人员→副斜井（人车）→+1018.0m井底车场（步行）→轨道运输大巷（步行）→轨道运输下山（步行）→顺槽联络巷（步行）→轨道运输顺槽（步
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
行）、胶带顺槽（步行）→回采工作面。
三、主要运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号
矿井主要运输巷道为胶带运输大巷、胶带运输上山及下山、轨道运输大巷和轨道运输上山及下山。
胶带运输大巷（胶带运输上山及下山）沿9下号煤层底板布置，巷道坡度0～10°。巷道断面积按铺设一台带宽1000mm的带式输送机和一条轨距600mm、轨型22kg/m的胶带检修轨设计，同时断面大小考虑矿井通风要求。巷道断面采用半圆拱形断面，岩巷和半煤岩巷层均采用锚网喷支护。巷道净宽4.4m，净高3.6m，净断面13.76m2。从减少基建投资及缩短工期等考虑，胶带运输大巷利用矿上已有巷道，巷道净宽3.2m，净高3.0m，净断面8.50m2，巷道内铺设一台带宽1000mm的带式输送机，巷道断面积满足矿井通风、行人及运输需要。
轨道运输大巷（轨道运输上山及下山）沿9下号煤层顶板布置，巷道坡度0～10°。巷道断面按通过液压支架设计，同时考虑综合管线布置和矿井通风需求。巷道内铺设双轨，轨距600mm，轨型30kg/m，钢筋混凝土轨枕，石渣道床。巷道断面采用半圆拱形断面，岩巷和半煤岩巷层均采用锚网喷支护。巷道净宽4.6m，净高3.7m，净断面14.75m2。
第二节 运输设备的选择和计算
一、矿车选型
根据我国煤矿设备标准化、系列化和定型化的要求，辅助运输矿车选用1.0t系列矿车。为了方便液压支架等大型设备的运输，设备配备了重型平板车。各类矿车规格特征详见表3-2-1。
表3-2-1 矿 车 规 格 特 征 表
容矿车名称 型号 (m) 1t固定箱式 1t材料车 1t平板车 MGC1.1-6B MC1-6A MP1-6A 1.1 3量载重(t) 1.0 1.0 1.0 外形尺寸（mm） 轨距(mm) 长 2000 2000 2000 宽 880 880 880 高 1150 1150 450 600 600 600 轴(mm) 550 550 550 距自重(kg) 600 495 510 39
东平煤矿120万吨矿井初步设计
2t平板车 重型平板车 斜井人车 合 计 MPC2-6A 矿方定制 XRB15-6/6S 2.0 12.5 2000 4203 880 1200 410 1538 600 600 600 550 1300 4 1000
二、各类矿车数量
矿车数量以矿井达产时井上、下用车地点的矿车数量按排列法计算，计算结果见表3-2-2。
表3-2-2 矿井达产时各类矿车数量表
矿车名称 型号 使 用 地 点 自600 495 重数30 10 5 5 5 2 59 量其中备小10 2 1 1 1 1 17 40 12 6 6 6 3 76 计1t固定箱式 MGC1.1-6B 主要运送矸石及矸石山排矸 1t材料车 1t平板车 2t平板车 MC1-6A MP1-6A MPC2-6A 主要运送支护材料和设备维修材料 主要运送一般中、小型机电设备和长材料 510 主要运送一般中、小型机电设备和长材料 4 主要运输液压支架和采煤机等大型机电设 重型平板车 矿方定制 斜井人车 合 计 XRB15-6/6S 升降井下作业人员
三、大巷煤炭运输设备
矿井移交生产时，9下号煤层大巷煤炭运输巷主要为胶带运输联络巷、胶带运输大巷和胶带运输上山，三条巷均沿煤层底板布置，倾角0°～9°。
1、胶带运输大巷联络巷
该巷全长61.9m，担负矿井1200kt/a井型时的全部煤炭运输任务，日运煤量1818.18吨。该巷与胶带运输大巷直接搭接，中间无煤仓等缓冲设施，因此胶带联络巷胶带选型时，既要符合巷道的特点，又要与胶带运输顺槽的胶带运输能力相适应。
胶带联络巷内铺一台TD75型带式输送机，其胶带输送机技术参数如下：
40
东平煤矿120万吨矿井初步设计
带宽：B=1000mm； 倾角：α=0°； 运量：Q=500t/h； 带速：V=2.0m/s； 总长度：L=61.9m；
胶带：帆布带（阻燃、抗静电）；
电动滚筒：YTHZ-B-IIG-22-2-1000-630，N=22kW，一台。 2、胶带运输大巷
该巷全长909.8m，担负矿井1200kt/a井型时的全部煤炭运输任务，日运煤量1818.18t。该巷与一采区胶带运输下山直接搭接，中间无煤仓等缓冲设施，因此胶带运输大巷胶带选型时，既要符合巷道的特点，又要与胶带运输大巷的胶带运输能力相适应。
胶带运输大巷内铺设一台DTII型PVG整芯带带式输送机，其胶带输送机技术参数如下：
带宽：B=1000mm； 倾角：α=－4°～8°； 运量：Q=500t/h； 带速：V=2.0m/s； 总长度：L=909.8m；
胶带：PVG整芯带ST=680N/mm（阻燃、抗静电）； 电动机：YB280M-4，N=90kW，一台； 减速器：ZSYNZ315-25，i=25，一台；
自控液压拉紧装置：DYL-01，N=4kW，一台（防爆）。 3、胶带运输下山
该巷全长255.9m，担负矿井1200kt/a井型时的全部煤炭运输任务，日运煤量1818.18t。该巷与一采区胶带运输顺槽直接搭接，中间无煤仓等缓冲设施，因此胶带运输大巷胶带选型时，既要符合巷道的特点，又要与胶带运输大巷的胶带运输能力相适应。
胶带运输大巷内铺设DTII型PVG整芯带带式输送机，其胶带输送机技术参
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
数如下：
带宽：B=1000mm； 倾角：α=0°～8°； 运量：Q=500t/h； 带速：V=2.0m/s； 总长度：L=255.9m；
胶带：PVG整芯带ST=680N/mm（阻燃、抗静电）； 电动机：YB280M-4，N=90kW，一台； 减速器：ZSYNZ315-25，i=25，一台；
自控液压拉紧装置：DYL-01，N=4kW，一台（防爆）。
四、井下辅助运输设备
（一）辅助运输设备
轨道运输大巷、轨道运输下山担负设备材料、大件、其它等辅助运输任务，布置一部双轨无极绳连接牵引绞车。
1、设计依据： 运距：Lc=1185m；
巷道倾角αmax=3°43′43″； 运量：
设备和材料：20车/班； 炸药和雷管：1车/班； 矸石：20车/班； 餐车：1车/班； 其它：6车/班；
最大件重量19t(液压支架)，平板车自重2t。工作制度：每年330d，净提升16h，矿车采用1t600轨距标准矿车，自重600kg。
2、钢丝绳选择及安全系数
钢丝绳选用22 NAT6×19＋FC 1670 ZZ 250 174型钢丝绳, 主要技术参数：绳径dK＝22mm，绳重PK＝1.74kg/m；钢丝绳抗拉强度1570MPa；钢丝绳中全部钢丝破断拉力总和Qs＝303.5kN。
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
钢丝绳安全系数M重＝13.8＞3.5 3、提升绞车选择
提升绞车的选择：选用SQ-1200/55无极绳连续牵引车，主要技术参数：滚筒直径Dg＝1200mm，最大牵引力F＝50kN，绳速V＝1.7m/s。
4、驱动电动机
配套电机为660V，55kw，防爆电动机。 5、绞车的配电及控制
绞车房660V电源引自井下轨道运输大巷动、照网 （二）采区辅助运输设备
采区辅助运输巷道为回采工作面胶带运输顺槽，长度1167.4m，坡度为0～2°，根据其运距、运量、巷道坡度情况，设计选用4台JD-11.4型调度绞车牵引1.0t系列矿车运输用于胶带运输顺槽内机械设备的检修和运输。
采区辅助运输巷道为回采工作面轨道运输顺槽，长度1199.4m，坡度为0～2°，根据其运距、运量、巷道坡度情况，设计选用4台JD-40A型调度绞车牵引1.0t系列矿车满足回采工作面材料、设备的运输。
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
第八章 矿井提升
矿井采用斜井开拓方式，主斜井担负矿井1200kt/a原煤提升，副斜井担负矿井人员升降、矸石提升、设备、材料降送等辅助提升任务，采用专用回风立井回风。
矿井工作制度为年工作日330d，每天净提升时间16h。
一、主斜井提升设备
主斜井倾角α＝20°，装备一台大倾角钢丝绳芯带式输送机担负矿井原煤提升任务。
矿井年产量为1200kt/a，工作制度一年330天，一天16小时，小时运输量为Q=1200000×1.15/330/16=241t/h，由此井底煤仓选取ZWJ400型自流往复式给煤机一台（该型号给煤机可调节不同给煤量来满足要求）。本设计将运量调至Q=250t/h，因此以Q=250t/h作为设备选型依据。
主要技术参数： 带 宽：B＝1000mm 设计机长：L＝436.4m) 倾 角：α＝20° 运输量：Q＝250t/h 带 速：V＝2m/s 初选带强ST=1600N/mm
S1S1-2S4S3S2S1-2
计算简图
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
验算
n许用张力160010008.47最大张力188819，满足要求。
b.安全系数 功率计算 （一水平）
P0FuV697432139.5(kW)10001000
电动机功率 ：
PMK1K2P011139.5179.4kW0.9x0.9x0.96
根据以上计算，投产时需要装185kW电机，因此，主斜井选用DX钢丝绳芯带式输送机,参数如下：
电动机：YB315M2-4，N=185kW 两台 减速器：M3PSF70 (带逆止器) 两台 调速型液力偶合器：YOTcp500 两台 制动器：BYWZ5-400/121,N=0.33kW 两台 胶 带：钢丝绳芯阻燃带，带强ST＝1600N/mm
由于主井带式输送机倾角为20°，选用尾部重锤车式拉紧装置。
井底煤仓装设ZWJ400型自流往复式给煤机一台，用以带式输送机的装载。 主斜井井口房设高压配电室，两回10kV高压电源分别引自矿井工业场地变电所10kV母线不同母线段，选用XGN2-12箱型高压开关柜为胶带输送机驱动电机提供电源。两回380V低压电源分别引自矿井工业场地变电所380V母线不同母线段，选用JDK节能型低压成套配电装置，为主斜井井口房内胶带机附属设备、检修绞车及井口房照明等低压负荷提供电源。
二、主斜井检修绞车
主斜井井筒斜长L=440.4m，井筒倾角α=20°，采用1t系列矿车单钩串车提升，担负主斜井胶带检修时物料辅助提升。最大提升重量：2t。
根据主斜井井筒特征、最大件重量，采用自重为0.6t的矿车下放物料。 1、钢丝绳选择及钢丝绳安全系数校验
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
钢丝绳选用11 ZBB6×7＋FC 1670 ZS 67.1 41.6，主要技术参数：绳径dk＝11mm，绳重PK＝0.416kg/m；钢丝绳抗拉强度1670MPa；钢丝绳中全部钢丝破断拉力总和Qs＝76.09kN。
提升系统最大静张力Fj=10.34kN 钢丝绳安全系数m = 7.36>6.5。 2、提升绞车选择
提升机选择：选用JT-0.8B型矿用绞车，主要技术参数：滚筒直径Dg=800mm，滚筒宽度B=650mm，最大静张力及差Fze=Fce=20kN，减速器速比i=27.53，最大速度Vmax=99.3m/min。
钢丝绳在滚筒上缠绕宽度B′=2748<5×650mm，钢丝绳在滚筒上五层缠绕。 3、电动机选择
电动机计算功率N＝20.kW，选用YR225M2-6 380V 37kW 6极绕线型电动机。
4、提升绞车的供电
提升绞车380V电源引自主斜井井口房低压配电室。
三、副斜井提升设备
（一）设计依据 1、井筒特征：
本矿原有一台JK-2/30型绞车，驱动电机155kW（380V）。
副斜井井筒倾角α=18°，斜长L1=673m，副斜井采用单钩串车提升，担负全矿井人员、设备、材料等辅助升降任务。
2、提升量：
设备、材料：20车/班； 矸石：20车/班； 其它：6次/班；
最大班下井人数：92人/班。 （二）提升设备选型计算：
1、钢丝绳选择及钢丝绳安全系数的校验： （1）绳端荷重：
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
提升人员时：Q人员＝2196kg； 提升矸石时：Q矸石＝2325.6kg； （2）钢丝绳悬垂长度： Lt＝30+L+30＝733m； Lc＝763m
（3）钢丝绳单重计算：
PkQ矸石1101770Lc(sin18f2cos18)7.59.81.03kg/m
选用24NAT 6V×18＋FC 1770 ZZ 382 233型钢丝绳，主要技术参数：绳径dk＝24mm，绳重PK＝2.33kg/m；钢丝绳抗拉强度1770MPa；钢丝绳中全部钢丝破断拉力总和Qs＝441.59kN＝45060kg。
（4）钢丝绳安全系数：
M人员＝14.6>9； M矸石＝14>7.5；说明矿方原有的JK-2/30型绞车可用。 2、提升机的选择：
（1）滚筒直径：Dg≥80dK＝1920mm；
JK-2/30型矿用提升机主要技术参数：滚筒直径Dg=2.0m；滚筒宽度B=1.5m；最大静张力及差Fze=62kN，Fce=62kN；最大提升速度Vmax=2.55m/s；i＝30。
（2）钢丝绳在滚筒上的缠绕宽度：
Lt307DgnDpdKBg＝＝1650mm，钢丝绳在绞车滚筒上双层缠绕。
（3）最大静张力及差：
提升系统最大静张力及最大静张力差： 提升矸石时：FZ矸石＝31.14kN＜62kN；
K1F矸石Vmax154kw1020.85（4）电动机计算功率N＝。选用JR128-8，380V，155kW绕线型电动机。
3、提升系统：利用原有提升系统。 4、提升运动学
副斜井提升采用五阶段速度图。提升速度图参见图8-1-1。
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
5、最大班作业时间平衡表
表8-1- 最大班作业循环时间表
序号 提升种类 1 2 3 4 5 6 7 降送人员 提升人员 餐车 设备、材料 矸石 其它 炸药、雷管 单位 人 人 车/班 车/班 车/班 车/班 车/班 每班提 92 46 1 20 20 6 2 每次提 30 30 3 3 3 3 1 提升 4 2 1 7 7 2 2 每次 1 1 1 1 1 1 11923 每班 25 1282 1 4487 4487 1282 3846 合计185(s) 最大班作业时间5.16h，最大班下井时间42.7min。
四、下大件专用双速绞车
（一）依据
本矿大件为液压支架，支架重为13.5t（含平板车重），副斜井至二水平的斜长为673m，倾角18°，Hc＝763m，Ht＝733m。
（二）选型计算
绳端荷重Qd＝13500×（sin18°＋f1cos18°）=43kg
PkQd1101770Hc(sin18f2cos18)6.59.81.92kg/m钢丝绳单位重量
钢丝绳选用26NAT6V×19＋FC 1870 ZZ 474 273型，d＝26mm，Pk＝2.73kg/m，Qs＝55913kg＝547.9kN。
双速绞车选用SDJ-32型，牵引力320kN，快速本矿下大件不用，只用慢速，绳速为17.52-19.8m/min，电动机380V，110kW，卷筒直径φ1450，宽1500，重15000kg，外形5000×2200×1932。
钢丝绳最大静张力Fz＝Qd＋Lt.Pk（sin18°＋f2cos18°）=7769kg=76kN＜320kN。
mQs(QzQk)(sin18f1cos18)Lc(sin18f2cos18)
安全系数
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
55913210000.3237632.730.499=7.14＞3.5
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
第九章 矿井通风与安全
第一节 风量的计算
根据《煤矿安全规程》一百零三条，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）矿井风量
根据《煤矿安全规程》第103条规定，矿井总进风量计算如下： 1、按井下同时工作的最多人数计算 Q矿进＝4·N·K矿通
式中：4——每人每分钟供风标准，m3/min； N――井下同时工作的最多人数，110人； K矿通――矿井通风系数，取1.3。
则Q矿进＝4×110×1.3＝572m3/min=9.5m3/s，取Q矿进＝10m3/s。 2、按采煤、掘进、硐室及其它用风地点实际需要风量的总和计算 Q矿进＝（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q其它）×K矿通 式中：∑Q采――采煤工作面实际需要风量的总和，m3/s； ∑Q掘――掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s； ∑Q硐――硐室实际需风量的总和，m3/s；
∑Q其它――矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s。
K矿通——矿井通风系数，取1.30； （1）采煤实际需要风量计算
①以采煤工作面回风巷瓦斯浓度不超过1％为标准，且应低于最高风速4m/s。
Q采＝100×q绝×kc
式中：Q采――采煤工作面需要风量，m3/min； q绝――采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；
kc――采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取1.20；
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
q绝=T×q相/(24×60)
式中：T――采煤工作面日产量，1200000/330=3637t； q相――采煤工作面相对瓦斯涌出量，13.74m3/t； q绝=3637×13.74/（24×60）=20.95m3/min； 则采煤工作面所需要风量为：
Q采=100×20.95×1.20＝2514m3/min=41.9m3/s，取45m3/s。
根据《煤矿安全规程》（2010年版）第一百零一条的规定：“回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s，综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，其最大风速不得超过5m/s”。本矿井综合机械化回采工作面平均有效断面为SC=9.33m2，经过验算回采工作面风量符合《煤矿安全规程》（2010年版）第一百零一条的规定，即5m/s×9.33m2＜45m3/s。 从矿井安全生产、人体健康、作业条件与环境等方面考虑，设计认为本矿综合机械化回采工作面用通风方法解决瓦斯问题虽合理，按照我省煤炭行业现行必须建立矿井瓦斯抽放系统。
盂县东坪煤矿煤矿委托煤炭科学研究总院抚顺分院编制了《山西省盂县东坪煤矿煤矿矿井瓦斯抽放工程初步设计》，该设计中计算了城西煤矿全矿井瓦斯抽放率和工作面瓦斯抽放率，其中全矿井瓦斯抽放率为28%，工作面瓦斯抽放率为28%。
则当采煤工作面瓦斯抽放率为28%时，采煤工作面实际需风量为： Q采=100×20.95×（1-0.28）×1.20＝1508m3/min=25.14m3/s，取30m3/s。 ②按工作面温度计算，采煤工作面的需风量可按下列公式计算： Q采=60·Vc·Sc·Ki
式中：VC——采煤工作面适宜风速，取1.5m/s； SC——采煤工作平均有效断面，取9.33m2； Ki——工作面长度系数，取1.0m2；
Q采=60×1.5×9.33×1.0=839.7m3/min=14.0m3/s。 ③按风速验算
根据《煤矿安全规程》（2010年版）第一百零一条规定：“回采工作面最低风速为0.25m/s，综合机械化采煤工作面在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
施后，其最高风速可高于4m/s，但不得超过5m/s”。城西煤矿采煤工艺为综合机械化采煤，原煤层含水量为0.43～0.98%，平均为0.79%，设计中考虑回采工作面采取煤层注水和采煤机内外喷雾降尘等综合措施。则本矿井综合机械化采煤回采工作面风量应满足：
0.25×SC≤Q采≤5×SC
式中：SC――回采工作面平均有效断面，取SC=8.33m2。 则0.25×9.33（m3/s）＜30（m3/s）＜5×9.33（m3/s）。
经计算，井下共布置一个综采工作面时，回采工作面最大需风量为∑Q采=30m3/s。
（2）∑Q掘的确定
①按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算 a、综掘工作面需要风量计算 Q综掘＝100×q综掘×K综
式中：Q综掘――综掘工作面实际需要风量，m3/min； q综掘――综掘工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；
K综――综掘工作面因瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取2.0； q综掘=T×q相/(24×60)=175.1×13.74/(24×60)=1.67m3/min。 式中：T――综掘面日产量，175.1t；
q相——综掘面瓦斯相对涌出量，取13.74m3/t； 则：综掘面实际需要风量为：
Q综掘＝100×1.67×2.0＝334m3/min＝5.6m3/s，取6m3/s。 b、普掘工作面需要风量计算 Q普掘＝100×q普绝×K普
式中：Q普掘――普掘工作面实际需要风量，m3/min； q普掘――普掘工作面平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；
K普――普掘工作面因瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取2.0； q普掘=T×q相/(24×60)=166.3×13.74/(24×60)=1.59m3/min。 式中：T――普掘面日产量，166.3t；
q相——普掘面瓦斯相对涌出量，取13.74m3/t；
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
则：普掘面实际需要风量为：
Q普掘＝100×1.59×2＝318m3/min＝5.3m3/s，取6m3/s。 井下共布置二个掘进工作面，则掘进工作面需风量总和为： ∑Q掘= Q普掘+ Q综掘=6+6=12m3/s。 ②按炸药消耗量计算： Q普掘=25A
式中：A一—次放炮的最多炸药量；
Q普掘=25A=25×2.5=62.5 m3/min=1.04m3/s，取Q普掘=2m3/s。 井下共布置一个炮掘工作面和一个综掘工作面，则掘进工作面需风量总和为：∑Q掘= Q普掘+ Q综掘=2+6=8m3/s。
③按局部通风机吸风量计算 Q掘= Qt×I×kt
式中：Qt——掘进面局部通风机额定风量，m3/min； I——掘进面同时运转的局部通风机台数，台； Kt——防止局部通风机吸循环风的风量备用系数。
a、根据大巷普掘工作面最大需风量，拟选每个普掘工作面配局部通风机型号为KDF-6.3，需风量为450～230m3/min，大巷采用锚喷支护，防止局部通风机吸循环风的备用系数为1.2，则大巷普掘面配风为：
Q普掘= Qt×I×kt=450×1×1.2=540m3/min=9m3/s，取9m3/s。
b、根据顺槽综掘工作面最大需风量，拟选每个综掘工作面配局部通风机型号为KDF-6.3，需风量为450～230m3/min，顺槽采用锚网支护，为防止局部通风机吸循环风的备用系数取1.3，则顺槽综掘面配风为：
Q综掘= Qt×I×kt=450×1×1.3=585m3/min=9、75m3/s，取10m3/s。 井下共布置一个普掘工作面和一个综掘工作面，则掘进工作面需风量总和为：∑Q掘= Q普掘+ Q综掘=9+10=19m3/s。
④按工作人员数量计算 Q掘=4×nj
式中：4——每人每分钟供风标准，m3/min； nj——掘进工作面同时工作的最多人数。
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
则：大巷普掘工作面同时工作最多人数为15人时； Q普掘=4×nj=4×15=60m3/min=1m3/s。 顺槽综掘工作面同时工作最多人数为10人时； Q综掘=4×nj=4×10= 40m3/min=0.7m3/s，取1m3/s。 ∑Q掘= Q普掘+ Q综掘=1+1=2m3/s。 ⑤按风速验算
根据《煤矿安全规程》规定，掘进中的巷道最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。即掘进工作面风量应满足：
0.25×Sj≤Q掘≤4×Sj
式中：Sj――掘进工作面巷道过风断面，m2；
根据计算普掘工作面中的煤巷最大需风量为5m3/s，胶带运输下山掘进工作面巷道过风断面取Sj=15.56m2，轨道运输下山掘进工作面巷道过风断面取Sj=16.29m2，回风下山掘进工作面巷道过风断面取Sj=18.23m2。则
0.25×15.56（m3/s）＜9（m3/s）＜4×15.56（m3/s）； 0.25×16.29（m3/s）＜10（m3/s）＜4×16.29（m3/s）； 0.25×18.23（m3/s）＜10（m3/s）＜4×18.23（m3/s）。
根据计算综掘工作面中的煤巷最大需风量为10m3/s，胶带运输顺槽掘进工作面巷道过风断面取Sj=10.0m2，轨道运输顺槽和回风顺槽掘进工作面巷道过风断面取Sj=10.08m2。则
0.25×10.00（m3/s）＜10（m3/s）＜4×10.00（m3/s）； 0.25×10.08（m3/s）＜9（m3/s）＜4×10.08（m3/s）。
故通过计算需风量大小比较和风速验算，井下共布置二个掘进工作面需风量总和为∑Q掘= Q普掘+ Q综掘=9+10=19m3/s；
（3）硐室实际需要风量计算
全矿井需通风的硐室是井下爆炸材料发放硐室和采区变电所。 ①爆炸材料发放硐室需风量计算 按库房空气每小时更换4次计算：
Q硐=4V41300606086.7m3/min =1.4m3/s，取Q硐=2m3/s。
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
②根据经验数据，采区变电所：Q采变=60m3/min =1m3/s； 则∑Q硐= Q爆炸+ Q采变=3m3/s。 （4）其它巷道需要风量计算
根据采区巷道布置形式，矿井其它巷道（含掘进头巷道、备用工作面及主、副井底通风行人联络巷）用风量为：
∑Q其它= Q掘进头+ Q联络巷+ Q备用=19+5+18=32m3/s。 3、矿井总需风量
则Q矿进=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）×K矿进 =（32＋16＋3＋30）×1.30＝122、2m3/s；取123m3/s。
综合1、2计算结果矿井总需风量为123m3/s，其中主斜井井筒进风量为55m3/s，副斜井井筒进风量为68m3/s，回风立井回风量为123m3/s。
第二节 矿井通风系统和风量分配
一、通风方式和通风系统、风井数目及服务年限
依据井田开拓部署及煤层赋存条件，确定矿井采用分列式通风系统，主斜井、副斜井井筒进风，回风立井井筒回风。主斜井、副斜井、回风立井服务井田内9下、12、15号煤层开拓开采，总服务年限为54.4a。其中（9下号煤）水平服务年限为10.2a。
矿井采用机械抽出式通风方式。
二、掘进通风及硐室通风
矿井移交生产时，井下共配备了一个综采工作面、一个顺槽综掘工作面和一个大巷普掘工作面，采掘工作面均采用通风方式，回采工作面采用“U”型全负压通风，掘进工作面所需风量由局部通风机对其进行机械压入式供给。
爆炸材料发放硐室和采区变电所均采用通风，井下主变电所、主排水泵房、井底煤仓卸载硐室等硐室利用主要通风机负压通风。
三、风量分配
将矿井总需风量分配到井下各用风地点，具体配风量分配如下： 综合机械化回采工作面：30m3/s；
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
顺槽综掘工作面：11m3/s； 顺槽掘进头：10m3/s； 上山巷道普掘工作面：10m3/s； 上山巷道掘进头：10m3/s； 爆炸材料发放硐室：3m3/s； 采区变电所配风量：3m3/s； 备用工作面：15m3/s；
主斜井井底通风行人联络巷：9m3/s； 副斜井井底通风行人联络巷：10m3/s；
第三节 计算负压及等积孔
矿井通风负压按下式计算：
式中：h——摩擦阻力，mmH2O；pa α——摩擦阻力系数，kg·S2/m4； L——井巷长度，m； S——井巷净断面积，m2； P——井巷净断面周长，m； Q——通过井巷的风量，m3/s。
经计算，再加上15%局部阻力，全井田开采9号下，比较计算后，矿井通风容易时期和矿井通风困难时期的最大通风阻力线路均在9号下水平中。矿井通风容易时期最大通风阻力为239.19mmH2O（2344.05Pa），矿井通风困难时期最大通风阻力为360.34mmH2O（3531.30Pa）。
矿井等积孔计算
矿井等积孔采用下式计算： A=0.38Q/h0.5
式中：A――等积孔，m2； Q――风量，m3/s；
h＝LPQS3 56
东平煤矿120万吨矿井初步设计
h－－风压，mmH2O。
经计算，矿井通风容易时期等积孔为2.13m2，通风阻力等级属小阻力矿井；矿井通风困难时期等积孔为1.42m2，通风阻力等级属中阻力矿井。
第四节 选取扇风机
矿井总风量123m3/s， 通风容易期负压2344.05Pa，
通风困难期负压3531.30Pa。
一、通风机所需风量和风压
QF＝K.Q＝123m3/s Hmin=2540Pa Hmax=3727Pa
二、矿井主要通风机选型
据主通风机风量及风压，选用FBCDZ-8-No28A型防爆对旋轴流通风机（配套电机YBFe560M1-8，10kV，2×400kW）。
其工况点： Qm1＝138m3/s，Hm1＝2913Pa，ηm1＝83％，βm1＝30°/25° Qm2＝129m3/s，Hm2＝3728Pa，ηm2＝73％，βm2＝35°/30°
三、电动机容量计算
驱动电机计算功率N1＝544kW，N2＝740kW。驱动电机YBFe560M1-8，10kV，2×400kW。
本矿主通风机选用两台FBCDZ-8-No28A型对旋轴流式风机，一台工作，一台备用。
通风机采用反转反风方式，当需要反风时将电机停转后，再反转即可反风，确保在十分钟之内完成操作程序，反风量可达正常风量的60%＞40%。
本设计选用一套微机在线监测装置，在风机运行中能准确地反映和记录风机运行曲线、风压、风量、风速、轴承和定子温度及电流、电压、振动等参数，并能记录存档和故障报警，确保通风机安全可靠动行。
风井场地设10kV配电室，选用GG-1A（FⅡ）型高压开关柜八台；两回10kV
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
电源引自矿井工业场地变电所10kV母线不同母线段，一回工作，一回备用。
通风设施、防止漏风和降低风阻的措施 1、矿井通风主要设施
（1）主要进、回风巷道之间的联络巷中设置双道风门，以免风流短路。 （2）沿煤层布置的进、回风巷道，在其立交处设置风桥。
（3）在通风硐室的回风道中和进、回风巷道尽头的联络巷中，安设调节风门，以控制通风风量。
（4）在主要风巷中，均建立测风站，以便正确测定风量。 2、防止漏风和降低风阻的措施
（1）回风立井风硐、风道等地面建筑需严实，经常检修，以防漏风。 （2）各进、回风联络巷中的风门、风帘、调节风门、密闭及风桥等通风设施要经常维护，保持完好，经常检查风门的关闭情况。
（3）尽量减小局部阻力，开掘巷道时积极采用光爆锚喷技术，主要进、回风巷道中不要长期堆放物料和存放矿车。
（4）适当加大了井巷净断面面积，优化了井巷支护形式，尽量减少了主要通风巷道的断面变化及弯道。
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、预防瓦斯爆炸措施
1、准确地确定矿井瓦斯涌出量，有的放矢地保证矿井安全生产：建议业主经常对矿井瓦斯涌出量进行实测，或请专业部门对矿井瓦斯做进一步的工作，以达到准确确定矿井瓦斯涌出量的目的，并在此基础上，制定相应的防治瓦斯爆炸措施，更好地保证矿井安全生产。
2、防止生产过程中瓦斯浓度超限：通风是防止瓦斯积聚的行之有效的方法，矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断，使采掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》要求。
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
矿井必须建立完善的瓦斯检查制度，所有采掘工作面每班至少应检查三次。采取有效措施及时处理局部积存的瓦斯，特别是回采工作面上隅角等地点，应加强检测与处理。不用的巷道及时封闭。
3、防止瓦斯引燃：严格控制和加强管理生产中可能引火的热源。 4、设计矿井装备KJ99型煤矿安全生产监控系统：在采掘工作面以及与其相联接的上下顺槽中设置瓦斯报警仪，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面控制室。在主要工作地点设置瓦斯断电仪，当瓦斯浓度超限时，及时自动切断电源。此外，矿井还配备个体检测设备。
5、防止瓦斯灾害事故扩大：回风立井井口设置防爆门，以防冲击波毁坏风机。
6、生产期间必须严格按照《矿井通风安全装备标准》规范矿井通风安全装备、设置和管理。
7、井下设置了专用回风巷道。
8、由于本矿井瓦斯涌出量相对较大，回采工作面采用通风方法稀释瓦斯不合理，根据《煤矿安全规程》（2011年版）第一百四十五条规定，本矿井需建立了瓦斯抽放系统。
盂县东坪煤矿委托煤炭科学研究总院抚顺分院编制了《山西省盂县茂峪煤矿矿井瓦斯抽放工程初步设计》，该设计中计算了城西煤矿全矿井瓦斯抽放率和工作面瓦斯抽放率，其中全矿井瓦斯抽放率为28%，工作面瓦斯抽放率为28%。关于矿井瓦斯抽放系统详细内容见煤炭科学研究总院抚顺分院编制的《山西省盂县茂峪煤矿矿井瓦斯抽放工程初步设计》。
总之，本矿井为高瓦斯矿井，在建设和生产中要对瓦斯引起足够重视，严格执行《煤矿安全规程》（2011年版）之规定，严格按1200t/a矿井配备矿井通风安全基本装备，采取一切必要的预防措施，避免灾害事故的发生。
二、预防煤尘爆炸措施
井田内煤层煤尘有爆炸危险性。设计本着“预防矿井煤尘爆炸灾害的发生”和“保证矿工身体健康，降低职业病发生率，给井下工人创造一个良好工作环境”的原则，采取以下防尘、降尘措施：
1、采煤工作面采取煤层注水、喷雾、洒水，采煤工作面回风巷安设风流净
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
化水幕。
2、掘进工作面采用湿式钻眼、冲刷巷帮、水炮泥、放炮喷雾、装煤洒水和净化风流等综合防尘措施。各掘进工作面均配备了“三专闭锁”装置。
3、采掘机械均安装有效的内外喷雾装置，严禁干式作业。
4、井底煤仓、输送机和其它煤炭转载地点配备喷雾洒水装置或设置捕尘器，保持喷雾洒水系统的完好性。
5、定期清扫巷道和进行冲洗煤尘、刷浆工作，以减少巷道中堆积的落尘。 6、加强通风管理、控制巷道风速，防止煤尘飞扬。 7、井下所有局部通风机均安设除尘器。
8、采取有效措施防止引燃煤尘，杜绝非生产需要的火源，严格控制生产中可能发生的热源。
9、井下各配电点控制设备均为矿用隔爆型。井下配电网路均设有过流、短路保护装置。井下动力变压器的高压控制设备设有短路、过负荷、接地和欠压释保护，主变电所高压馈电线上装设有漏电保护装置；低压馈出回路均装设有检漏保护装置，能自动切断漏电的馈电线路。40kW及以上的电动机均选用QBZ矿用隔爆型真空磁力起动器控制，40kW以下的电动机均选用QBD矿用隔爆型磁力起动器控制。井下所有电机控制设备均设有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护控制功能。本矿属高瓦斯矿井，局部通风机用电采用专用变压器、专用开关、专用线路，井下各掘进工作面均设风电瓦斯闭锁装置，以实现风电、瓦斯电闭锁功能。井下主排水泵房水仓中设主接地极，井下主变电所、采区排水泵房水仓中、各配电点及连接高压动力电缆的金属连接装置均设局部接地极。
10、本矿井9下号煤层煤尘有爆炸危险性，设计在与井筒相连通的主要运输大巷和回风大巷布置有GS40－4A水槽式主要隔爆水棚进行隔爆，在采煤工作面进风巷和回风巷、采区内的半煤巷掘进巷道，及隔绝与煤仓、装载点相通的巷道内布置有GS40－4A水槽式辅助隔爆水棚进行隔爆。
通过以上措施可防止井下煤尘爆炸灾害的发生及蔓延。
三、预防井下火灾措施
1、井下内因火灾防治措施
防灭火系统选择
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
根据山西省煤炭工业局综合测试中心对盂县东坪煤矿9号煤的检验报告9号煤层煤尘有爆炸危险性，煤层自燃倾向性为不易自燃。由于9下号煤层属不易自燃煤层，本设计灭火方法喷洒阻化剂
（1）阻化剂选择
选择阻化剂，应综合考虑以下几个方面： ①来源广泛，货源充足，购置方便、价格价宜； ②阻化率高，阻化寿命长；
③配制容易，井下使用操作方便，工艺过程简单； ④对井下设备和金属构件腐蚀性小，对人体无害。
本矿井阻化剂选用阻化效果好、货源充足、运贮方便的工业氯化钙(CaCl2)。 （2）喷洒工艺
目前我国煤矿常用机动性、半永久性和永久性三种喷洒系统。本设计选用机动性电动喷洒系统，该系统具有工艺简单、施工快、投资小、机动性大等特点。其工艺系统示意图见图5-2-1。
（3）参数选择计算
①阻化剂溶液(CaCl2)浓度为20%，平均密度为1.11t/m3。
②松散煤吸液量0.058t/t，松散煤的密度1.0t/m3；巷邦煤的吸液量为0.011t/t。
③工作面一次喷洒量。
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
经计算，一个工作面一次喷洒量为11.46t。每个工作面一次喷洒所需阻化剂(Cacl2)用量为768.83kg。
（4）喷洒设备
喷洒设备为WJ-24型阻化剂喷射泵，与喷洒设备配套的器材有钢管、压力胶管、闸阀、喷等。喷射泵的工作压力为2～3MPa，最大射程715m，流量2.4m3/h，对地面矸石山灭火也有效果。
2）矿井安全生产监控
矿井装备安全生产监控系统KJ99，实现对井下生产环境中瓦斯、风速、一氧化碳和温度等监测监控。在采掘工作面回风巷道中，设置一氧化碳、温度、烟雾传感器，监测煤层自燃发火、胶带输送机火灾等。
2、井下外因火灾防治措施
（1）及时清理可燃物。井下使用的棉纱头、布块、各类油脂以及巷道内的废坑木应及时清理出井。雷管、炸药材料的运输和保管，应严格执行《煤矿安全规程》的有关规定。
（2）加强用电管理。井下所有电气设备的选择、安装与使用应严格遵守有关规定，并应正确使用各类安全保护装置，防止电流过负荷而引起火灾。
（3）机电硐室采用不燃性材料支护并设置防火门，配备了灭火器。 （4）加强生产中的安全管理。井下运输过程中注意防跑车砸坏电缆，生产中应注意冒顶等外力损坏电缆及电气设备。
（5）井下设置消防材料库，并经常保证有足够的消防材料。设置完善的洒水系统和消火栓。
（6）井下爆炸材料发放硐室、机电硐室、井底车场和采掘工作面附近巷道中设置消防材料，供扑灭火灾之用。
（7）加强职工教育，要使全体职工从思想上高度重视防火的重要性，自觉执行各项有关规定。
（8）井下主要运输大巷、顺槽和联络巷均采用锚喷支护，主要硐室如主变电所、水泵房、爆炸材料发放硐室等硐室均采用砼碹，并建立防灭火系统。
（9）其它综合措施
①对主通风机经常进行性能测定，掌握其特性，并随着季节变化及时调整主
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
通风机工况，确保用风地点供风稳定、合理。
②工作面采完后，及时密闭，堵绝漏风。
③液压支架上，每隔20m左右安装一台QWF-1型气雾阻化剂喷雾器，随采随喷。
④自工作面顺槽中，向采空区上部打钻注水，日注水量300t，湿润顶板岩石，利于防止采空区煤炭自燃。
⑤工作面下隅角张挂风帘，阻止向采空区漏风；破碎煤壁及裂缝等漏风处，喷射高效速凝剂砂浆，采用SF6气体示踪技术，查找采空区漏风通道，相应采取喷涂聚氨脂泡沫堵漏和增大漏风通道风阻等措施。
⑥发火征兆明显处，用高压泵压注或喷洒“凝胶”胶体，覆盖煤体、隔氧降温，对采空区顶部的高温点和火区，辅以注耐高温水胶体措施。
（10）完善仪器、仪表
设计配备了氧气测量报警仪、多种气体检定器等设备，可人工巡回检测气体组份，为防止煤层自燃提供了手段。
四、预防井下水灾措施
1、井田内各含水层富水性均较弱，其间均有良好的隔水层阻隔，在无导水构造沟通的情况下，各含水层间一般无水力联系。但各含水层接受补给条件较好，随着开采深度的加大，由于断层等构造裂隙影响，含水性、导水性会增强，矿井涌水量将增大，对矿井生产将造成一定影响。
针对矿井水的特点，设计对其采取了以下防治措施：
（1）矿井施工建设和生产过程中，一旦遇有地质构造或水文地质条件异常，一定要查明原因，以防含水层通过断裂构造向矿井突水。
（2）采掘工作面必须坚持“有疑必探，先探后掘（采）”的原则。特别是当巷道穿越断裂构造时，先留设煤柱，然后打勘探孔，若钻孔无水时，放小炮通过（或绕行）；若水压、水量较大时，灵活的选择预注浆堵水、疏水降压、排放水等措施通过。
（3）在副斜井井底车场最低点处设置了主排水泵房和井底水仓，主要水仓有效容量750m3。主排水泵房还设有两个出口，两个出口均与井底车场相通，在此出口通路内，设置栅栏门和易于关闭的既能防水又能防火的密闭门，泵房地面
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
高出通路与车场巷道连接处底板0.5m。泵房和水仓的连接通路，设置可靠的控制闸门。水泵房与副斜井间通过一管子道相通，做为主水泵房的一个安全出口。井下主变电所与主水泵房联合布置，主变电所与车场巷道连接的通道中设栅栏门和易于关闭的密闭门，主水泵房与主变电所其间采用防火栅栏两用门隔开。
（4）建议对全井田进行高分辨率三维地震勘探，彻底查明井田内的地质构造。
2、井田内断层、采空区积水对开采煤层的影响
根据矿方提供的9下号煤层采掘工程平面图（详见图2-3-1），本井田9下号煤层中部和北部周围分布有大面积采空区，根据9下号煤层井田开拓方式方案中的开拓大巷和回采工作面布置，以及9下号煤层底板等高线的倾向分布，9下号煤层一采区西部靠近原西南关采空区附近可能受采空区突水的影响，该处位于井田中部采空区位置最低处附近；此外，井田北部F2断层北部从井田西部边界到井田东部边界为绝大部分区域分布有采空区，而且断层位于采空区最低积水区，而且断层本身也具有导水性，故在F2断层南侧及井田中北部原西南关采空区附近进行采掘工作时可能受到采空区突水的影响。根据本矿井及邻近矿井的生产经验，井田内断层、采空区防水煤柱宽度取30m，以防止矿井突水事故的发生。由于矿方尚无法提供断层的导水性、采空区的积水范围和积水量，故要求矿方在断层和采空区附近进行采掘工作时，必须坚持“有疑必探，先探后掘（采）”的原则，留足断层和采空区防水煤柱，严禁开采防水煤柱。
五、回采工作面顶板管理及遇顶底板松软、顶底板离层、过断层、过冒顶区的顶板管理安全措施：
1、必须根据矿井各个生产环节、煤层地质条件、煤层厚度、煤层倾角、瓦斯涌出量、自然发火倾向和矿山压力等因素，编制设计（包括设备选型和选点）。
2、运送、安装和拆除液压支架时，必须有安全措施，明确规定运送方式、安装质量、拆除工艺和控制顶板的措施。
3、工作面煤壁、刮板输送机和支架都必须保持直线。支架间的煤、矸必须清理干净。倾角大于15°时，液压支架必须采取防倒、防滑措施。倾角大于25°时，必须有防止煤（矸）窜出刮板输送机伤人的措施。
4、液压支架必须接顶。顶板破碎时必须超前支护。在处理液压支架上方冒
东平煤矿120万吨矿井初步设计
顶时，必须制定安全措施。
5、采煤机采煤时必须及时移架。采煤与移架之间的选定距离，应根据顶板的具体情况，在作业规程中明确规定；超过规定距离或发生冒顶、片帮时，必须停止采煤。
6、严格控制采高，严禁采高大于支架的最大支护高度。当煤层变薄时，采高不得小于支架的最小支护高度。
7、当采高超过3m或片帮严重时，液压支架必须有护帮板，防止片帮伤人。 8、工作面两端必须使用端头支架或增设其他形式的支护。 9、工作面转载机安有破碎机时，必须有安全防护装置。
10、处理倒架、歪架、压架以及更换支架和拆修顶梁、支柱、座箱等大型部件时，必须有安全措施。
11、工作面爆破时，必须有保护液压支架和其他设备的安全措施。 12、乳化液的配置、水质、配比等，必须符合有关要求。泵箱应设自动给液装置，防止吸空。
13、顶煤和煤层顶板能随放煤即行垮落或在采取预裂爆破等措施后能及时垮落，但顶板垮落充填采空区的高度大于采放煤高度。
六、矿井安全出口
矿井达到1200t/a设计生产能力时共布置主斜井、副斜井和回风立井三个井筒，其中主、副斜井井筒内设有行人台阶和扶手，回风立井装备封闭式金属梯子间，均可做为矿井的安全出口。
七、自救器及安检仪器配备
为了提高矿工的自身安全性，所有下井人员一律配带QSR-40型化学氧自救器，并考虑了的备用数量。为保证安全生产，矿井设置了完善的KJ99型安全生产监测系统，并配备了必要的安检仪器。
八、煤矿救护
矿山救护工作主要依托盂县军事化矿山救护队，矿方已与该队签订救护协议，距离15公里为二级公路，矿山救护车在30min内可到达本矿。
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第十章 经济部分
第一节 劳动定员
该矿井设计生产能力由600kt/a扩至1200kt/a，尽增设计生产能力600kt/a，年工作日330d，根据建设部颁发的《煤炭工业矿井设计规范》GB 50215-2005按系统环节定岗计算全员效率10t/工。在籍总人数为456人。其中井下生产工人出勤人数229人，地面生产工人出勤人数41人，管理及技术人员30人，井下工人在籍系数为1.45，地面工人在籍系数为1.35，矿井劳动定员配备表见表
10-1-1。
表10-1-1 劳动配备表务员
序号 工种 第一班 一 生产工人 1 2 井下生产工人 地面生产工人 107 92 16 12 119 12 3 134 出勤人数 第二班 94 80 14 11 105 11 3 119 第三班 小计 67 57 10 8 75 8 2 85 270 229 41 30 300 31 8 338 1.45 1.35 387 332 55 30 417 31 8 456 在籍系数 在籍人数 二 管理及技术人员 生产人员小计 三 服务人员 四 其他人员 合 计 第二节 技术经济指标
矿井设计主要技术经济指标详见表10-2-1。
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表10-2-1 矿井设计主要技术经济指标表
顺序 1 指标名称 矿井设计生产能力 (1)年产量 (2)日产量 2 矿井服务年限 其中：9下号煤层服务年限 矿井设计工作制度 3 (1)年工作制度 (2)日工作班数 煤类 4 9下号煤层 15号煤层 水分 9下号煤层 15号煤层 灰分 9下号煤层 15号煤层 挥发分Vdaf 5 9下号煤层 15号煤层 硫分St.d 9下号煤层 15号煤层 发热量Qb.d 9下号煤层 15号煤层 储量 (1)地质资源量/（9下号煤层） 6 (2)工业资源/储量/（9下号煤层） (3)设计资源/储量/（9下号煤层） (4)设计可采储量/（9下号煤层）
单 位 指 标 900 2727.3 31.4 6.8 330 3 PM PM 0.79 0.98 21.20 22.32 16.39 15.15 0.58 1. 30.06 31.82 532.9/11833 56090.5/11781.2 51329.5/10799.2 36759.3/7952.2 备 注 kt t a a d 班 % % % % % % % % % % % % MJ/kg MJ/kg MJ/kg kt kt kt kt 67
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表10-2-1 矿井设计主要技术经济指标表
顺序 煤层情况 (1)主要可采煤层 7 (2)总可采煤层厚度 首采煤层平均厚度 (3)煤层倾角 (4)煤的视密度 井田范围 8 (1)南北长 (2)东西宽 (3)井田面积 9 10 开拓方式 水平数目 一水平标高 井筒形式及长度 11 1.主井(净宽及净断面) 2.副井(净宽及净断面) 3.风井(净径及净断面) 12 13 14 15 16 采区个数（9下号煤层） 回采工作面个数及长度（9下号煤） 指标名称 单 位 层 m 度 t/m3 km km km2 m m m m 个 个，m m 个 m m3 m 指 标 3层 9.4 2.12 0°～10° 1.37～1.40 2.95 3.35 6.2162 斜井开拓 2 +1018 710.7(4.60m, 14.75m2) 672.9(3.2m, 8.82m2) 235(4.5m, 15.90m2) 2 1，180 1663.2 长壁综采 全部垮落法 装备一个综采工作面 4MG200-W1 ZZ4400-14/32 SGZ-630/220 STJ1000/2×160 2(一个综掘工作面，一个普掘工作面) 11524.0 139854.5 128.0 备 注 回采工作面年进度 采煤方法 顶板管理方法 采煤机械化装备 (1)采煤机械（9下号煤） 17 (2)工作面支架形式（9下号煤） (3)工作面运煤机械（9下号煤） (4)顺槽运煤机械（9下号煤） 18 掘进工作面个数 井巷工程量 19 (1)井巷总长度 (2)井巷掘进总体积 (3)万吨掘进指标 68
东平煤矿120万吨矿井初步设计
表10-2-1 矿井设计主要技术经济指标表
顺序 指标名称 井下大巷运输 20 (1)运输方式 (3)矿车类型及数量 提升 21 单 位 型号/辆 指 标 主运输：带宽1000mm的带式输送机 辅助运输：无极绳连续牵引车牵引矿车 MGC1.1-6B/40 带宽B=1000mm、200kW的带式输送机 备 注 （1）主井提升设备 （2）副井提升设备 通风 型号/台 JK-2/30矿用提升机，155kW 高瓦斯 机械抽出式 FBCDZ-8-No28A 45 90 MD(M)85-45×5 6.2～9.2 BLT-120A /2 圆筒仓/4×3.5kt 填沟，覆土绿化 4853 2771 12404 13.8 水井、供水池和处理后的井下排水 1273.86 已有 22 (1)瓦斯等级 (2)通风方式 (3)通风机型号及数量 排水 m3/h m3/h 型号/台 23 (1)涌水量：正常 最大 (2)主排水泵型号及数量 压缩空气 m3/min 型号/台 24 (1)压缩空气总需要量 (2)空气压缩机型号及数量 地面生产系统 kt kW kW kkWh kW.h m3/d 25 (1)煤仓型号及容量 （2)矸石处理方式 供电 (1) 矿井用电设备工作总容量 26 (2) 矿井最大计算有功功率 (3)矿井年耗电量 (4)吨煤耗电量 供水 27 (1)水源 (2)日用水量 28 29 锅炉型号及台数 场外公路长度 场内公路长度 型号/台 DZL4-1.25-WⅡ型和DZL2-1.25-WⅡ型各一km km 69
2.12 0.2
东平煤矿120万吨矿井初步设计
表10-2-1 矿井设计主要技术经济指标表
顺序 指标名称 建筑面积和体积 (1)工业建(构)筑物总面积 30 工业建(构)筑物总体积 (2)行政、公共建(构)筑物总面积 行政、公共建(构)筑物总体积 (3)胶带机走廊总长度 矿井总占地面积 (1)矿井工业场地 31 (2)风井工业场地及风井公路 (3)矸石堆放场地及排矸公路 32 33 矿井职工在籍总人数 矿井原煤全员效率 建设总投资 其中：(1)井巷工程 (2)土建工程 34 (3)设备及工器具购置 (4)安装工程 (5)其他费用 (6)预备费(10%) (7)建设期间贷款利息 35 36 37 38 39 40 吨煤投资 原煤生产成本 税后投资回收期 贷款偿还期 建井工期 移交生产至达到设计产量时间 单 位 m 2 m3 m2 m3 m hm2 hm2 hm2 人 t/工 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 元/t 元/t a a 月 a 指 标 7153.31 45798.36 已建 已建 256.42 15.94 1.42 1.60 456 10 18541.61 5561.52 2397.36 5879.10 1968.20 1935.82 1160.69 386.54 268.72 118.19 4.06 4.38 20.5 2 备 注
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致 谢
经过几个月的忙碌和工作，本次毕业设计已经接近尾声，由于经验的匮乏，难免有许多考虑不周全的地方，如果没有姜有老师的督促指导，以及一起学习的同学们的支持，想要完成这个设计是难以想象的。
通过本次设计，我有把在大学四年中所学到的专业知识又复习巩固了一次，加深了对矿井各环节的认识，从中又领悟了许多新的东西，相信在以后的工作中，会起到非常积极的作用。
我要感谢给我们授课的各位专业老师。正是由于四年间他们的谆谆教导，从而让我掌握了所需的专业知识，使我能顺利的完成学业，走向社会。我也要感谢培养了我四年的母校——太原理工阳泉学院，是她为我们提供了一个可以继续学习的平台，也是她为我们提供了良好的学习环境和生活环境，我们能够安心学习。我还要感谢与我共同生活和奋斗了四年的同学们，在大学期间大家互相帮助，共同奋斗，使我们的大学生活快乐而充实，尤其在做毕业设计的这几个月，大家更加团结，为我们能够顺利毕业而共同奋斗！
在设计过程中，得到了姜老师的亲切关怀和耐心的指导。他严肃的科学态度，严谨的治学精神，精益求精的工作作风，深深地感染和激励着我。从课题的选择到设计的最终完成，姜老师都始终给予我细心的指导和不懈的支持。在此谨向姜老师致以诚挚的谢意和崇高的敬意！
最后，我再次向母校、老师们以及同学们致以深深的谢意！ 谢谢！
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东平煤矿120万吨矿井初步设计
参考文献
[1]《煤矿开采学》〔修订本〕.徐永圻，徐州：中国矿业大学出版社，1999 [2]《中国采煤方法》. 陈炎光，徐永圻，徐州：中国矿业大学出版社，1990 [3]《矿山供电》. 刘兵，徐州：中国矿业大学出版社，2004
[4]《煤矿安全规程》. 生产监督管理总局，国家煤矿安全监察局.北京：煤炭工业出版社，2006
[5]《煤炭工业矿井设计规范》. 中华人民共和国煤炭工业部编.北京：中国计划出版社，1993
[6]《矿山压力及其控制》〔修订本〕. 钱鸣高、刘听成.煤炭工业出版社，1991 [7]《通风安全学》，张国枢，〔修订本〕.徐州：中国矿业大学出版社，2007 [8]《矿山机械》， 马新民，徐州：中国矿业大学出版社，1999 [9]《工程力学》， 沈养中，〔第二版〕.北京：高等教育出版社，2003 [10]《煤矿地质学》， 杨孟达，北京：煤炭工业出版社，2000
[11]《采煤工艺学》， 钱鸣高，王庆康，徐州：中国矿业大学出版社，1992 [12]《井巷工程简明教程》，鹿守敏编，中国矿业大学出版社，1992
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