墩阔坦煤矿初设

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第一章井田概况及地质特征第一节井田概况一、交通位置库车县墩阔坦乡煤矿位于库车县阿艾矿区捷斯德里克向斜东端，库车河东岸，距217国道700m,行政区划隶属库车县北山牧场管辖。地理坐标：东径83°14'42〃-83°16'47〃；北纬42°14'03"-42°14'45"o217国道沿库车河西岸穿越本矿工业区及生活区，该矿距库车县105km,距阿克苏市325km,均有柏油公路相通，南疆铁路经库车县通往阿克苏市、喀什市等地，交通方便，交通位置见插图ITT。二、地形地貌矿区位于塔里木盆地与天山山脉相结合的过渡地带，属中高山区，地势北高南低,东高西低，地形起伏不平,海拔高度1800m〜2148m,相对高差348m,煤层自燃形成色彩斑澜的独特烧岩遍布全区。三、河流井田北侧的斜克纳克河由东向西流入井田西侧的库车河，井田南边的库木什艾肯沟属季节性流水，库车河由北流向南，形成本井田北西南三面深沟环绕的高山地形，区段内北部有一条较大的近东西向冲沟及数条近南北向的冲沟，各冲沟为融雪期和暴雨的泄洪通道，属暂时性流水，库车河年平均迳流量为3.28亿m3o四、气象及地震情况矿区属北暖温带大陆性干旱气候，气候干燥，降水稀少，夏季炎热，冬季干冷，年温差和日温差均较大，灾害天气主要为冰雹、洪水及大风引起的沙暴。年平均气温7.6C〜11.5C,海拔2000m的山区年平均气温6.9℃,7月份为高温季节，平均最高气温25.8℃,1月份为最低气温-8.0℃。六、七、八月为雨季，九月下旬落雪，十月底冰冻，次年三月解冻，年降水量为70.2mm,年蒸发量约2850mm,无霜期172〜266天。库车县位于天山〜地中海地震活动带，地震较频繁，矿区属IX度

1地震烈度区。五、小窑分布及开采情况本煤矿在库车河东岸有两个生产井，西岸有一个生产井，邻近有北山牧场煤矿。墩阔坦乡1号井：现生产井，位于库车河西岸，开采下/A"煤层,开采最深水平标高为+1721m。墩阔坦乡2号井：现生产井，位于库车河东岸二级台地上井田的西边界，沿煤层走向布置，井筒长度127m,井筒倾角20°,见下10（A3）煤层后，布置沿走向的水平运输大巷，开采上山煤。墩阔坦乡3号井：已停产一年左右，位于库车河东岸二级台地上井田的西边界，沿煤层走向布置，井筒长度69m,井筒倾角20°,见下9（A5）煤层后，布置沿走向的水平运输大巷，开采下9（A5）煤层。墩阔坦乡2号人行井:位于库车河东岸二级台地上井田的西边界,沿煤层走向布置，井筒长度135m,井筒倾角20°,见下mA"煤层后,与下芯AD水平运输大巷联通。墩阔坦乡2号风井：井筒长度72m,井筒倾角30°〜35°,作为开采下/A"煤层的回风井。墩阔坦乡3号风井：井筒长度100m,井筒倾角45°,作为开采下9（As）煤层的回风井。六、现有水源、电源情况煤矿现生产、生活用水取自库车河。煤矿现生产、生活用电为阿艾水电站，该水电站装机容量250kW和300kW各一个机组，同时供五个煤矿供电，该电站距本矿16km,煤矿备用电源为柴油发电机组。第二节地质特征一、地质构造(-)区域地质构造

2⑴、地层库车山前坳陷地带出露有三叠系(T)、侏罗系(J)、白垩系(K)地层，第三系(R)地层遍布全区域。1、三叠系(T)中下统(T.-2)：为一套紫红色、红色砾岩、砂岩为主的磨拉石建造，属于干燥炎热条件下的山麓堆积，与古生界地层不整合或断层接触。行(T3)：下部紫红色砾岩、泥岩互层为主，砂岩、粉砂岩次之;上部以灰绿、绿色、灰黄色粉砂、粉砂岩、泥岩为主，夹透镜状菱铁矿及薄层炭质泥岩的深水湖相及河床相的沉积，地层总厚度938〜1923m。2、侏罗系(J)上统：主要有褐红色砾岩层，鲜红色厚层状泥岩、砂质泥岩夹白色粉砂岩，棕灰绿、灰白色泥岩、粉砂岩、油页等杂色条带，地层厚度1004〜1206m。中统：下部为一套深灰、灰绿及紫红色砾岩、砂岩、砂质泥岩、泥灰岩、炭质泥岩及煤层；上部为灰黄、灰绿及紫红色砂质泥岩、砂岩、炭质泥岩、菱铁矿及煤层，地层厚度738〜1922m。下统：下部为灰色粉砂岩、泥岩、炭质泥岩及灰白色中粗砂岩和煤层；上部为一套巨厚层灰色、灰黄色砾岩、砂砾岩、砂岩组成，夹有粉砂岩、泥岩及薄煤层，地层厚度679〜1447m。3、白垩系(K)下白垩系(KJ上部棕红、灰褐色砂岩、砂质泥岩；底部为砾岩、厚层状质坚硬，倾角陡的像城墙，地层厚度1419〜2416m。上白垩系(K2)：粉红色、浅棕色、紫红色砂岩及砾岩等组成，胶结松散，厚度165〜250m。4、第三系(R)老第三系(E)：上部为红褐色砂岩、砂质泥岩，夹薄层石膏；下

3部为灰褐色砾岩，厚度约210〜955m。新第三系(N)：为褐色、棕色、灰绿色、浅灰色砂质泥岩夹薄层石膏及粉红色，地层厚度1756〜5678m。第四系(Q)：为冲洪积层和山麓堆积的砂砾石及砂土，厚度。〜212m。(二)矿区地质构造1.地层矿区内出露地层由老到新有上三叠统黄山街组(TG、下侏罗统塔里其可组(JQ、第四系(Q4)o①上三叠统黄山街组(T3h)灰黄、灰绿色、黄绿色粉砂岩、泥岩、细砂岩呈不等厚互层状，夹菱铁矿薄层，水平层理发育，上部见有炭质泥岩、煤线或薄煤层，未见底，厚度不详。②下侏罗统塔里其可组(J.t)上段(J1):区内大面积分布，但基本呈烧变岩出露，部分可识别为中粗砂岩、粉砂岩，烧变岩约50m；下部浅黄灰、白色巨厚层状长石石英砂，分选中等，局部含砾粗砂岩，夹有细砂岩，厚约30m,该砂岩全区分布较稳定；砂岩之上有下8煤层，区内大部分自燃，可见未自燃的残留煤层，下।〜下6号煤层基本遭剥蚀没有保留或部分遭受火烧殆尽，地层厚度约84m。下段(JJ)：区内分布于陡崖底与库木什艾肯沟，多被上覆烧变岩崩积物所掩盖。岩性以黄灰、浅灰、深灰色粗砂岩、中砂岩、粉砂岩为主，含下8、、下9、、下10.＞下12、、下13,五层煤，其中，下8在本井田内基本火烧殆尽，下9、、下K）部分火烧。底部有灰绿色、灰黄色中粗砂岩与下伏地层分界，局部呈冲刷接触，地层厚度166.54m。③第四系上更新统一全新统（Qa严D区内主要分布于西部库车河东岸二级台地之上，及南部库木什艾肯沟一带，由冲洪积层、风积层、火烧崩积层构造。岩性以松散砂土、砾石、黄土及烧变岩崩积物为主，分选差，通水性好，地层厚度0〜70m,一般13.

420mo1.构造井田位于捷斯德里克向斜东端的北翼，D3勘探线已接近该向斜的翘起端，地层走向从西向东南近东西近到北东向变化，再向东是该向斜的东部端点，区内北部深沟以北地层倾角在27°左右，南部向轴部方向倾角变缓5。〜10。，基本呈一向南倾的单斜构造，断裂构造不发育；南部库木什艾肯沟之南近向斜轴部发育有两条小逆断层，走向北东〜南西向，断面北西倾，断距50余米，对本井田影响不大。二、煤层及煤质1、煤层井田内含主要煤层5层，自上而下编号为下8、下9、下I。、下12、下13,煤层总厚度22.74m,其中可采煤层为下八下io、下12、下13,各煤层特点分述如下：下9：墩阔坦乡煤矿3号井及北山牧场煤矿东井开采煤层，煤层结构简单，厚度2.5〜4.5m。煤层由西向东逐渐变薄，煤层遭火烧严重，顶板为灰白色中砂岩、细砂岩，底板为深灰色细砂岩，含炭屑，为较稳定煤层，主要分布于3号井以南，受火烧影响，可采范围不大。下.0：墩阔坦乡煤矿2号井及库车河西边的1号井开采该煤层，煤层结构简单，无夹砰，厚度5.4〜4.5m,一般厚度6.17m,属稳定煤层，距上部下9煤层间距19.5m,顶板为灰白色中〜细砂岩，底板为深灰色粉砂岩。下12：煤层结构简单，无夹砰，厚度4.25〜5.55m,一般厚度5.1m,属稳定煤层，距上部下io煤层间距22.24m,老顶为厚层灰白色中砂岩,直接顶板为薄层灰黑色粉砂岩，底板为深灰色粉砂岩。下13：煤层结构简单，无夹砰,厚度2.02〜2.21m,一般厚度2.11m,属稳定煤层，距上部下12煤层间距13.62m,一般在11.07〜12.26m,顶板为灰白、深灰色粉砂岩及细砂岩，底板为深灰色粉砂岩。

5煤层特征见表1-2-1o煤层特征表表1-2T煤房煤层厚度(m)煤层间距(m)夹研数顶底板岩性稳定性最小最大平:均最小最大平均顶板底板下92.84.53.319.5019.5中-细砂岩粉砂岩较稳定下105.46.926.170中砂岩砂砾岩粉砂UU石较稳定21.65〜22.8322.24下124.255.555.10细砂岩粉砂岩细砂ui-l石稳定11.07〜20.9713.62下132.022.212.110粉砂岩细砂岩粉砂岩稳定2、煤质各煤层为特低灰、特低硫、特低磷、弱粘结〜微膨胀熔融粘结、低熔、高发热量的煤。煤种以下9煤层为界，以上为长焰煤，以下为气煤，个别点为弱粘结、中粘煤，可作为动力用煤和炼焦配煤。煤质特征表见表1-2-2.三、开采技术条件1、煤层顶底板根据地质报告提供资料，下9号煤层顶板为灰白色中砂岩、细砂岩，底板为深灰色细砂岩；下10号煤层，顶板为灰白色中〜细砂岩，底板为深灰色粉砂岩；下12号煤层，老顶为厚层灰白色中砂岩，直接顶板为薄层灰黑色粉砂岩，底板为深灰色粉砂岩；下13号煤层，顶板为灰白、深灰色粉砂岩及细砂岩，底板为深灰色粉砂岩。煤质特征表表1-2-2原煤分析（％）精煤（%）挥发份V.daf粘结指数煤分类灰分A.d水份M.ad挥发份V.daf个硫St.d发热量Qb.d发热量Qb.daf符号数码下99.561.8738.410.2630.1633.3939.390〜25CY42

6下105.831.9239.730.4231.7933.7639.1482〜86QM45下129.341.5439.920.9930.7333.8938.4987〜89QM45下1312.361.5335.050.3730.0034.2335.1154〜42QM〜1/2ZN33〜342、瓦斯：现生产矿井巷道内瓦斯含量较低，正常通风情况下CH,浓度不超过0.2%,C0?浓度一般不大于0.2%；钻孔瓦斯煤样测值CH4一般在0.12-1.48ml/g可燃质，CO2含量1.84〜10.56ml/g可燃质，苗一般在89.29〜98.35ml/g可燃质，根据矿井实际开采情况及地质报告提供的瓦斯含量分析，本矿井属低沼气矿井。3、煤尘爆炸危险性：经测定，煤层火焰长度＞400廊，岩粉含量60〜65%,煤尘具有爆炸危险性。4、煤的自燃性：据化验测试成果分析，井田内下9、下I。属不自燃煤层，下建煤层属不易自然发火煤层，下优煤层f未作鉴定。但生产矿井地面堆积煤的自然发火期一般为3〜6个月。四、水文地质按岩性、含水性等水文地质特征，本井田划分四个主要含水组：（一）第一含水组第四系洪积、坡积孔隙含水层，主要分布于南界库木什艾肯沟和西界库车河阶地之中，由冲积、洪积、坡积物组成；库木什艾肯沟在东部第四系地层之上覆盖有垮落的岩石及烧变岩，岩层东薄西厚，钻孔揭露为9.44〜11.66m。（二）第二含水组1.塔里奇克组下段含水层灰白、灰黄色中砂岩，以石英、长石等矿物为主，局部含有砾石,该含水层位于当地侵蚀基准面之上，富水性极弱。2.塔里奇克组下段含水组根据含水层富水性，划分两个亚组：①下"煤层至下8煤层顶板孔隙一裂隙含水组

7岩性为灰一灰黄色中、粗砂岩，胶结一般，裂隙发育，大气降水为唯一补给源，因其位于侵蚀基准面1780nl之上，故含水微弱。②下煤层至下I。煤层顶板孔隙一裂隙含水组岩性为粗、中细砂岩及煤层，胶结一般，粒度变化较大，大部分位于当地侵蚀基准面之上，富水性较弱，D3-1钻孔抽水试验显示，单位涌水量为0.0971/s,m,渗透系数为0.268m/do（三）第三含水组各煤层火烧层含水层，呈东西向条带状展布，受煤层火烧垮落、烘烤影响，裂隙极发育，贯通性极好；稳定水位均在钻孔火烧段底界处或接近该处，因其在侵蚀基准面之上，大气降水为唯一补给源，补给条件差，富水性较弱。（四）第四含水组三叠系上统构造裂隙含水层，在本区内零星出露，为灰绿一黄绿色粉细砂岩、泥岩，其补给源以山区冰雪融水及大气降水为主，因其与侏罗系下统煤层之间存在较好隔水层，对煤层开采影响较弱。本区水文地质条件为简单一中等，基岩地层富水性较弱，第四系、地层富水性随季节变化而变化，部分煤层位于当地侵蚀基准面之上，地下水补给条件较差。生产矿井开采最低标高+1790m,矿井涌水量为30m：'/d,据地质报告提供资料，利用“大井法”计算,预计矿井涌水量：137.25nr'/h。五、地质勘探程度及存在问题1、地质莽原勘探工作通过钻探、槽探工程施工等为主要手段，并结合收集、分析、调查生产矿井的开采资料，编制了该地质报告，经本次勘查工作，基本查清了井田内可采煤层的层位、层数和厚度、水文地质情况、开采技术条件等，能够满足9万t/a矿井设计的要求。2、存在的问题：⑴、由于勘探程度低控制程度不够，地质报告确定的煤层火烧范

8围不准确，给设计带来一定困难。若能将设计的平洞开拓方案中平胴附近地质情况查清，平洞方案有成立的可能；⑵、地质报告中提供的两种矿井涌水量计算结果差值较大，且未最终确定涌水量，经与地质勘探部门协商，取两种矿井涌水量计算的平均值作为设计的依据，若在实际生产中，矿井的涌水量与设计确定的涌水量有较大的差别，应重新确定排水设施和设备。⑶、据地质报告提供的鉴定资料，井田内下八下I。属不自燃煤层，下12煤层属不易自然发火煤层，但设计的主采的下13煤层发火期未作鉴定。另一方面井田内各煤层均有程度不同和范围大小不一的古火区，地面煤炭存放3至6个月就自燃发火，给矿井设计防灭火措施带来一定的的困难。第三节市场调查分析一、市场预测库车县墩阔坦乡煤矿生产的煤主要销往阿克苏地区、喀什地区，作为当地集中供热以及居民生活用煤。南疆地区经济的发展长期以来受能源的制约，属缺煤地区，特别是喀什地区属严重缺煤地区。随着西气东输工程的开工建设，南疆地区急需要建设一批火力发电厂、石油加工、食品加工、建材等企业，新疆巴州和阿克苏地区是新疆石油主要生产地，西气东输工程由新疆的库车开始，该地区正处在经济高速增长期，煤炭消耗量大。根据《新疆煤炭工业“十五”结构调整规划》和《新疆维吾尔自治区电力工业发展规划》安排，“十五”至“十一五”期间，阿克苏地区开工建设火电厂装机总容量为105万kW,年需煤量总计为325.74万to2005年煤炭规划产量库车为171万t/a,2000年该县煤炭实际生产能力46.5万t/ao预测阿克苏、克州、喀什三地州煤炭需求2005年为432.7万t,净增用煤量为181.99万t。二、市场调查根据《新疆煤炭工业“十五”结构调整规划》，克孜勒苏柯尔克

9孜自治州2000年实际生产煤炭10.46万t,本地区煤炭年消耗量30万t,煤炭消耗市场缺口19.54万t,该州从阿克苏地区调进煤炭20万to喀什地区煤炭消耗量85万t,2000年该地区实际生产煤炭14.83万t,煤炭消耗市场缺口70.17万3该地区调进阿克苏地区市场煤炭约70万to根据《新疆维吾尔自治区电力工业“十五”发展规划》，2000〜2010年阿克苏地区将建设总装机4X12.5万kW机组的库车火电厂,”十五”期间完成装机2X12.5万kW,年净增电力用煤60万3喀什地区火电厂“十五”期间扩建1X5万kW机组，年净增电力用煤15万3”十五”期间年净增电力用煤量137.1万t。三、市场分析为缓解煤炭紧张，俄霍布拉克90万t/a的矿井已经开工建设，该矿井生产的煤炭主要供电力用煤，但该矿井的建设还不能满足“十五”期间年净增电力用煤量的需要，新疆喀什地区是南疆严重缺煤地区，该地区煤炭生产受资源条件的限制，生产的煤炭远不能满足本地区工农业生产的需要，煤炭消耗市场缺口70.17万t,其主要煤炭来源由阿克苏地区调进。库车县2000年煤炭实际生产能力46.5万t/a,与煤炭需求量相差较大，急需扩建一批矿井来满足市场需求。根据《新疆煤炭工业“十五”结构调整规划》确定该矿生产能力9万t/a.o该矿与华陇铁路煤炭公司签定每年12万t/a的煤炭供销合同，与当地砖石签定每年2.5万t/a的煤炭供销合同，另外本矿煤炭还销往新和县，喀什和当地牧民及居民生活用煤3万t/ao年生产9万t已不能满足实际需要量。该矿扩建市场前景比较好。

10第二章井田开拓第一节井田境界及储量一、井田境界根据地质报告，井田西起D1勘探线以西350m,辎D3勘探线以东950m,南起库木什艾肯沟，北至煤层露头，东西走向长2.43km,南北宽1.05km,井田面积2.61km2。根据采矿许可证(证号；6500000230725)确定该矿井田境界见表2-1-1o井田境界拐点坐标表表2-1-1点号3度带6度带X(m)Y(m)X(m)Y(m)S1468033514685385467816828437743S2468150014686000467931528438400S3468150014688135467923528440531S4468050014688135467823628440496S5468050014687000467827628439362S6468033514686500467812828438857二、储量储量计算标准：最低可采厚度0.7m,最高可采灰份为40虬地质勘探范围略大于采矿许可证确定的范围，根据《新疆维吾尔自治区库车县墩阔坦乡煤矿东井详查地质报告》并结合采矿许可证确定的井田境界范围，计算井田内地质储量(B+C+D)为1793.97万3其中B级为599.47万t,C级为641.06万t,D级为553.44万t,地质储量详见表2-l-2o上部的下9和下I。煤层地质储量总计为176.88万t,占全矿井地质储量的9.9%,这两层煤受火烧和开采的影响，下9煤层剩余储量已不多，原开采该煤层的3号井已停产，现生产井2号井主要开采下号煤层。由于煤层受火烧和开采的影响，已经不能布置正规的回采工作面，并且考虑到煤矿自筹资金的困难，煤矿只能边扩建边生产，因此，下9和下I。

11煤层剩余储量留作矿井建设期间原矿井开采，设计开采下12和下13煤层。设计开采煤层为下12和下13煤层，下9和下10煤层在矿井投产后统一由混合提升斜井进行开采。下12和下”煤层工业储量(B+C)为1063.65万3扣除井筒煤柱和开采损失后，矿井可采储量为788.06万t,矿井可采储量详见表2-1-3。矿井地质储量汇总表表2-1-2单位：万t煤层BC工业储量B+CB/B+C%D地质储量B+C+D备注卜丁46.0946.0946.09下1。121.339.46130.7992.8130.79下,2122.5349.79472.2925.9482.03954.32下13355.64235.72591.3660.171.41662.77合计599.47641.061240.53553.441793.97矿井可采储量汇总表表2T-3单位：万t煤层工业储量(B+C)井筒煤柱开采损失可采储量下12472.298.42115.97347.9下13591.363.98146.85440.53合计1063.6512.4262.82788.06第二节矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井年工作日330d,每天三班作业，其中两班生产，一班准备,日净提升时间14ho二、矿井设计生产能力根据库车县墩阔坦乡煤矿的设计“委托书”的要求和《新疆煤炭工业“十五”结构调整规划》确定的井型，矿井设计生产能力为9万t/ao但从该矿井煤层赋存条件来看，下12号煤层为近水平厚煤层，煤层倾角10°

12,煤层厚度5.1m,比较适合放顶煤开采，且产量有保证，在工作面设备投资不多的情况下，生产15万t/a到21万t/a,吨煤投资可大大降低，经济效益比较理想。建议在条件许可的情况下适当增加矿井生产规模。三、矿井服务年限根据矿井的可采储量，在计算矿井服务年限时，考虑L5的储量备用系数，矿井服务年限：T=Zk/(AXK)=788.06/(9X1.5)=58.4a式中：Zk——矿井可采储量万tA矿井年产量9万t/aK储量备用系数L5下9和下I。为煤层地质储量为176.88万t,可采煤量88.44万t,生产能力6万t/a,服务年限约7.4a。第三节井田开拓一、现有生产矿井开采情况现生产矿井分煤层布置开拓系统开采系统，分别开采下9和下10煤层。墩阔坦乡3号井开采下9煤层，已停产一年左右，井筒长度69m,井筒倾角20。，沿下9煤层布置的水平运输大巷长度为460m,回采上山煤，上山最大开采长度为160m,回风井为3号风井。墩阔坦乡2号井开采下K）煤层，井筒长度127m,井筒倾角20°,沿下io煤层布置的水平运输大巷长度为486m,回采上山煤，上山开采长度为100m,回风井为2号风井，人员由2号人行井上下井。二、开拓方案的确定（-）井口位置的选择井田属中高山区，海拔高度1800m〜2148m,相对高差348m,北高南低，东高西低，地形起伏不平，形成本井田北西南三面深沟环绕的高山地形，井田北侧为斜克纳克河，东面为中高山区，工业场地仅

13能选择在井田南部的库木什艾肯沟和井田西部库车河东岸二级台地±o应说明现生产井工业场地位置并强调选择工业场地的困难。方案一：工业场地选择在井田南部的库木什艾肯沟，选择该处存在的主要问题有①工业场地狭小，进出工业场地的公路位于沟谷中，公路建设投资较大，而且该沟为融雪期和暴雨时期的泄洪通道，工业场地和公路受洪水和山体滑坡的严重威胁；②库木什艾肯沟位于北山牧场的井田范围内，工业场地选择该处，容易与北山牧场产生矿界纠纷。既然有以上问题，该方案就不成立，设计不该提此方案。方案二：工业场地选择在井田西部库车河东岸二级台地上，该处地形较为平坦，场地较为开阔，适合地面各种设施的布置。因此，设计确定工业场地选择只有唯一采用方案二，即工业场地选择在井田西部库车河东岸二级台地上。（二）开拓方案的确定设计主要开采下12和下13号煤层。D1-1号钻孔见下12和下13号煤层，此处下12号煤层受火烧区影响变薄，根据2号风井以北的下9和下I。煤层火烧区分析推断，DI-1号钻孔以北受火烧破坏的可能性较大，而且煤层的赋存标高较高，因此，井筒选择在D1-1号钻附近以南的库车河东岸二级台地上较为可靠。矿井开拓设计提出以下三个方案进行技术经济比较：方案一：平胴开拓方案在D1-1钻孔附近布置平碉，平胴口标高+1835m,直接掘至下12号煤层，平碉长度187m,方位角247。36,。详见插图2-3-1和图2-3-2o方案二：新掘混合提升斜井方案新掘混合提升斜井，单钩串车提升，井筒位置在D1-1号钻孔附近的库车河东岸二级台地上，井口标高+1830m,井底标高+1800m,井筒倾角25°,井筒斜长71m,井筒方位角255°42'。该处D1-1号钻孔见下12和下13号煤层，距2号风井的位置满足规范要求，不影响现生产井的生产，矿井采用分区式通风系统，开采一采区时利用2号风

14井作为矿井的回风井。开采二采区时，新掘回风平碉。方案三：改造并利用2号井方案单钩串车提升，开采一采区和二采区时，利用2号风井作为矿井的回风井，中央并列式通风，开采三采区和四采区时，新掘回风平嗣为三四采区服务。2号井井筒倾角20°,井筒方位角284°57',已有井筒斜长103m。延深增加64.9m。下口号煤层运输水平+1769m。风井布置同方案二。详见插图2-3-3和图2-3-4。上述个三方案比较如下：方案一优点：1、矿井建设投资少，由于不需要提升、排水设备，生产期间成本低，矿井经济效益好；2、井巷工程量少，施工进度快。方案一缺点：平碉穿过上部下9和下I。煤层火烧区，目前该矿井地质勘探程度有限，设计考虑的平碉位置缺少必要的地质资料，平胴如何布置可进入煤层据现有资料不能确定，故该方案在技术上暂不成立。方案二优点：1、井口附近D1-1号钻孔见下12和下”号煤层，新掘混合提升斜井不影响现生产矿井生产，施工和生产相互不干扰；2、现生产井主要开采下I。号煤层，该煤层灰份小，深受当地居民及用户的欢迎，且可采储量能够维持该矿开采3〜4年，生产井可为矿井建设筹集部分建设资金。方案二缺点：井巷工程量及地面平整场地工程量较大，现有井巷工程和设施未充分得到利用。方案三优点：最大限度的利用已有井巷工程和设施，投资少。方案三缺点：

15矿井建设期间对矿井生产影响较大，矿井生产将受到较大影响，在一定程度上影响矿井建设资金的保证。经上述技术分析，方案一技术上存在不确定因素，具有一定的风险，据现有资料暂不能确定，故不考虑其经济比较，开拓方案经济比较只针对方案二和方案三进行两方案中的不同部分，相同部分不进行比较，结果详见表3-3-1。开拓方案经济比较表表3-3-1单位：万元井巷工程主井设备购置及安装费主井运营费（万元/a）合计方案二190.6326.3138.85255.79方案三174.8126.5139.94241.26相差+15.82-0.2-1.09+14.53通过以上经济比较，井巷工程量方案二较方案三高15.82万元,提升设备购置及安装费方案二较方案三低0.2万元，斜井年运营费方案二较方案三低1.09万元。从两方案经济比较结果分析，方案二比方案三需多投资14.53万元。方案三井筒需延深64m,该井筒已有部分还需扩大断面重新支护，对矿井生产影响较大。经与业主多次协商，设计推荐方案二：新掘混合提升斜井方案。三、井口数目和位置全矿井共有三个井口，即混合提升斜井、斜风井和回风平肺1,初期投产时有两个井口，混合提升斜井和斜风井。混合提升斜井位于D1-1号钻孔附近，井田西部库车河东岸二级台地上，斜风井（2号风井）以北。斜风井利用原有的2号风井，回风平胴考虑位于3号探槽附近。四、水平阶段高度的确定全矿井以+1800m水平标高划分上、下两个阶段，+1800m水平标高以下阶段高度为40m,+1800m水平以上的下退号煤层上部水平暂定为+1900m,下4号煤层上部水平暂定+1950m,实际生产过程中应根据煤层的上部实际火烧边界加以调整。

16五、主要运输大巷、总回风巷布置方式及位置井田内煤层为缓倾斜煤层，根据开拓部署原则，为节省投资加快施工进度，设计主要大巷及采区巷道均沿煤层布置。投产采区为一采区，首采煤层为下12号煤层，因此，煤层运输大巷布置在下建煤层中。回风巷分采区布置，开采一采区时，主要回风巷布置在下12号煤层中，开采二采区时，主要回风巷布置在下13号煤层中。六、采区划分及开采顺序根据矿井确定的矿井开采范围及煤层赋存条件和开采技术条件，矿井划分为二个采区，以井田走向方向井田变化突出部位作为采区境界，采区上下山开采，+1800m水平标高以上划分上山部分，+1800m水平标高以下划分下山部分，采区尺寸如下：一采区：走向长980m,双翼布置，上下山开采二采区：走向长1095m,双翼布置，上下山开采采区内煤层的开采顺序为先采上部煤层，后采下部煤层，先采上山煤，后采下山煤，即自上而下的开采顺序，工作面后退式开采。采区划分概念错误。开采顺序未说明。第四节井筒一、井筒用途及装备混合提升斜井：主要担负全矿井煤炭、设备及材料等提升任务，井筒内铺设22kg/m钢轨，安设排水管路和各种电缆，内设行人台阶及扶手，单钩串车提升兼作矿井进风井，并作为矿井第一安全出口。斜风井：利用矿井原有的2号风井作为一采区生产时的回风井，兼作第二安全出口，内设行人台阶及扶手。回风平碉：为新掘井筒，为二采区生产时的回风井，兼作第二安全出口。井筒断面见插图2-4-1、插图2-4-2、插图2-4-3和插图2-4-4。井筒特征见表2-4-1o

17二、井壁结构混合提升斜井设计考虑采用锚喷支护，锚杆？支护厚度为50mm何材料？，井颈段采用料石支护，支护厚度为415nliri。原2号风井仅局部褥支护和木支护，大部分为裸体巷道，地压较小，所揭露的岩石较为坚硬，致密胶结，因此，斜风井改造后采用锚喷支护，支护厚度为50mm。后期的回风平洞采用锚喷支护。第五节井底车场及胴室一、井底车场形式的确定根据确定的开拓方式，混合提升斜井沿岩层布置，井下运输大巷标高+1800m,下12号煤层与下13号煤层通过石门连接，因此，混合提升斜井的车场为平车场形式。二、空重车线长度及调车方式空、重车线长度均按L2列车长度考虑，长度为90m。调车方式：电机车牵引重列车驶入车场空车线，电机车摘钩绕至列车尾部，将列车顶入车场重车线，然后牵引空列车至采区装车站装车。三、井底车场巷道和碉室的支护方式及支护材料井底车场内设有中央变电所、中央水泵房、水仓、管子道、消防材料库及防火门铜室等，见表2-57。井底车场及嗣室工程量表表2-5-1序号胴室名称支护方式巷道长度(m)掘进工程量(m》备注1井底车场锚喷908492中央变电所料石12164.43中央水泵房料石10127.04水仓佐806805管子道料石41254.27消防材料库料石20282

188防火门侗室料石1257.6

19井筒特征表表2-4-1井筒名称井筒坐标井口标高(m)提升方位角(0)井筒倾角(°)井筒长度(m)井筒断面(m2)砌.壁井筒装备经距纬距净掘厚度(mm)材料混合提升斜井4678481284381761830255°42，25716.36.650锚喷串车斜风井(2号风井)4678419.30128438187.3291831.81328°29'30-32524.45.9250锚喷回风平碉4679222.7928438718.8051950289°33'02814.45.070锚喷

20第三章大巷运输及设备第一节运输方式的选择一、运输方式选择根据矿井开拓布黑、设计生产能力及大巷布置等因素综合考虑，设计选择的运输方式为矿车运输。设计提出两种电机车牵引方式进行技术经济比较。1、架线电机车运输方案井下运输采用7t架线式电机车牵引It矿车。2、蓄电池电机车运输方案井下运输采用5t蓄电池电机车牵引It矿车。二、运输方式的经济比较见表3-1-1o运输方式经济比较表表3-1-1项目名称设备及安装费（万元）井巷投资（万元）运营费（万元/年）架线式电机运输方案123.64143.7919.04蓄电池电机车运输方案219.77129.7118.811-2+3.87+14.08+0.23从以上技术经济比较结果可以看出，蓄电池电机车运输方案优于架线式电机车运输方案。设计推荐采用蓄电池电机车运输方案。缺技术比较。第二节矿车一、矿车选型根据确定的运输方式，矿车选型如下：1、MFI.1-6US（A）It翻斗矿车运煤及肝石；2、MC1-6AIt材料车运送材料；3、MP1-6AIt平板车运送设备；

21本矿井为扩建井，按照《煤炭工业小型煤矿设计规定》“矿车使用数量，按新增设计生产能力每1万t/a配备10〜12辆矿车指标计算，6〜9万t/a矿井取大值，15万t/a及以上矿井取小值。”各类矿车规格特征及新增数量见表3-2-E矿车数量根据矿井各生产环节应用排列法计算。矿车规格特征及数量表表3-2-1名称型号容积(m3)载重t外型尺寸长X宽X高(mm)轨距(mm)轴距(mm)自重(t)数量(辆)It翻斗矿车MF1.1-6US(A)1.112060XI000X12906003200.48736It材料车MC1-6A12000X880X11506007500.5114It平板车MP1-6A12000X880X41060055004643第三节运输设备选型一、设计依据1、矿井年产量及班运量矿井年产量9万t/a；年工作日330d,每班运量：煤1403砰石1.53每天两班运输，班运输时间7h。2、矿井初后期运距初期运距0.6km；后期运距L7kmo3、机车及矿车运行阻力系数重列车起动阻力系数13.5；空列车起动阻力系数16.5；重列车运行阻力系数9；空列车运行阻力系数11;起动粘着系数0.24；

224、调车系数初期：1.4；后期：1.15。5、制动距离根据《煤矿安全规程》规定，运送材料时，不超过40m。6、运输设备：ItU型翻斗矿车运输。二、电机车选型计算1、初期(一、二采区)⑴按电机车的粘着重量计算Qz=1000P^/(W'z+iP+110a)-Pt式中：P：电机车重量5t中：起动时电机车粘着系数0.24W'z：重列车起动时阻力系数13.5iP：平均坡度3%。a：起动时加速度。0.04m/s2Qz=1000X5X0.24/(13.5+3+110X0.04)-5=52.4t⑵按牵引电机长时的温升条件计算电机车的长时速度：Uch=8.54km/h=2.37m/s电机车的平均运行速度：Up=0.75Uch=0.75X4.44=1.78m/s运距0.6km,列车运行时间：Ty=2LX1000/(60Up)=2X0.6X1000/(60X1.78)=11.24min调车及停车时间取Q=20minT=Ty/(Ty+Q)=11.24/(11.24+20)=0.36Qz=Fcn/[xVtX(Wz-id)]-P式中：Fen：长时牵引力200kgX：调车系数1.25Wz：重列车运行阻力系数9id：等阻坡度2%。Qz=200/[l.25VO.36X(9-2)]-5=33.It⑶按制动条件计算制动距离Ly—40m减速度：b=Uch2/ZLz=2.377(2X40)=0.07m/s2Qz=1000X5X0.17/110X0.

2307+3-9)-5=500t按上述三种方法计算，取Qz=52.4t应取最小值⑷车组矿车数Z=Qz/(G+Go)=33.1/(1+0.487)=22.2辆取Z为22辆⑸电机车台数列车往返一次全部时间T=Ty+Q=11.24+20=31.24min一台机车一个班内可能往返次数n=60tb/T=60X7/31.24*13.4次每班运煤及肝石所需列车数nh=KAb/ZG=1.25X141.5/(22X1)=8次工作电机车台数NO=8/13.5=0.59台取1台备用一台，全矿井初期电机车台数2台。2、后期(二采区)与初期计算方法相同。列车往返一次全部时间为：T=51.84min。一台机车一个班次往返数为N=8.1次工作电机车台数为No=1台备用~~*台共2台。第四章采区布置及装备第一节采煤方法一、采煤方法的选择根据开拓方式矿井开采下12号煤层和下13号煤层。下12号煤层厚度4.25m〜5.55m,平均厚5.1m。老顶为灰白色中砂岩，直接顶板为薄层灰黑色粉砂岩，首采工作面其顶板岩层受下煤层火烧影响，其顶板岩性受到一

24定程度烧变，底板为深灰色粉砂岩。煤层结构简单，无夹肝，属结构较简单煤层。下13号煤层厚度2.02m〜2.21m,平均厚2.11m。煤层结构简单，无夹砰，煤层顶板为灰白、深灰色粉砂岩及细砂岩，底板为深灰色粉砂岩。属结构较简单煤层。煤层倾角8。〜10°,一般倾角10°o下12和下13号煤层间距11.07〜20.97m,平均间距13.62mo根据井田煤层赋存条件和开采技术条件，结合矿井设计生产能力，设计提出以下两种采煤方法进行技术经济比较。方案一：走向长壁倾斜分层炮采采煤法工作面采用DZ22单体液压支柱配合HDJA-1000金属较接顶梁支护，配备SGB-620/30刮板输送机运煤，ZMS-12煤电钻打眼，爆破落煤。分层采高2.2m,下12号煤层，分2个分层.矿井投产时装备1个60m长工作面。分层开采高度不合理，2.5米较合适。选用DZ25支柱。方案二：走向长壁悬移顶梁液压支架放顶煤一次采全高采煤法工作面采用XDY-1TY悬移顶梁液压支架支护，配备SGB-420/30型刮板输送机运煤，ZMS-12煤电钻打眼，爆破落煤。工作面开帮高度2m,放顶煤高度平均3.1m。矿井投产时装备1个40m长工作面。以上两种采煤方法优缺点如下：方案一：优点；⑴、工作面回采工艺简单，对工人技术水平要求相对较低。⑵、工作面煤炭回收率相对较高。缺点：⑴、工作面单产较低，巷道掘进率高，开采成本较方案二高；⑵、支柱稳定性较悬移支架差，工作面安全性较差。开采下分层时，再生顶板较困难，顶板较难维护。⑶、不能有效适应煤层厚度变化，煤层突然变厚时，需另开回采工作面开采。⑷、工作面工人生产劳动强度较大。

25方案二：优点：⑴、工作面安全性较好，单产高。⑵、矿井生产期间吨煤生产成本低，万吨掘进率低，工效高。⑶、悬移顶梁液压支架支护、回柱工作量小，工人劳动强度小。⑷、放顶煤采煤法能有效适应煤层厚度变化，煤层突然变厚地段不需另掘巷道即可回收煤炭。缺点：⑴、工作面支护设备投资较高，装备1个悬移顶梁液压支架放顶煤工作面约需129.71万元。而装备一个单体支柱配较接顶梁支护的工作面约需100.19万元。⑵、工作面煤炭回收率相对较低，经计算预计为85%,分层开采可达93%o⑶、对工人技术水平要求相对较高。通过以上比较，设计从提高工作面单产，提高矿井效益，降低万吨掘进率等方面考虑，确定采用悬移顶梁液压支架放顶煤一次采全高采煤法。二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型采煤：开帮面开帮由ZMS-12型湿式煤电钻打眼爆破落煤，顶煤通过矿山压力自行落下，若不能自行落下时辅以放震动炮。装煤：开帮放炮崩落的煤炭部分自行落入刮板输送机，其余部分由人工擢入刮板机。顶煤通过剪网，由网口放入刮板输送机。运煤：工作面煤炭运输选用SGB-420/30刮板输送机。三、工作面顶板管理方式、支架设备选型工作面顶板管理方式采用全部垮落式。工作面支架选用XDY-1TY悬移顶梁夜压支架，其支护参数为：工作阻力：1200KN支架长X宽：2.26X0.68m

26移架步距：0.8m支架高度：1.4〜2.2m工作面支架间距计算如下：工作面顶板压力估算P=6XMr式中:M―工作面采高2mr一上覆岩层容量2.5t/m3P=6X2X2.5=30t=300KN支架间距为L'WP'/(KXLXP)式中：—一架间距mL—控顶距3.06mP一顶板压力300KNP'一支架工作阻力1200KNK一修正系数取1.15L'-1200/1.15X3.06X300=0.95m取0.9m四、工作面回采方向与超前关系工作面回采方向为后退式，即由采区边界向上山方向开采。矿井投产一采区下号煤层，在+1800m水平上山东翼布置一个回采工作面。五、采煤工作面生产能力采煤工作面沿煤层倾斜布置，开帮高度2m,开帮进度0.8m,放顶煤步距1.6m,采用两采一放的循环方式，每天一个循环，循环进度为1.6m,工作面长度40m,工作面放顶煤高度平均3.1m。正规循环率按80%计。工作面月进度44m,年推进度528m。工作面年生产能力9.6万t/ao采区内工作面接续关系：

27采区内各区段自上而下开采，区段内先采东翼后米西翼。六、采区及工作面回采率采区回采率75%。工作面开帮回采率93%,顶煤回收率75%O七、生产时主要材料消耗指标坑木端/万t炸药1300kg/万t雷管3700发/万t乳化液140kg/万t金属网1400m7万t第二节采区布置一、移交生产达到矿井设计生产能力时采区数目、位置和工作面生产能力计算矿井投产达到9万t/a设计生产能力时，投产一个采区即一采区,采区内布置一个回采工作面即可达到设计生产能力。投产工作面位于一采区东翼+1880〜+1886m水平间的下12号煤层内。工作面生产能力按下式计算A=LXLXnXnXTX(htXCl+h2Xc2)X330X104式中：L一工作面长度40mLi一循环进度1.6mn一日循环数1n一正规循环率0.8Tf层容量1.36t/m3h一开帮高度2m5一开帮回采率93%

28hz一放顶煤高度，平均3.lm0C2一顶煤回收率75%贝IJ：回采工作面生产能力为：A=40X1.6X1X0.8X1.36X(2X0.93+3.1X0.75)X330X10-4=9.6万t/a。可满足矿井设计生产能力9万t/a的要求。二、开采顺序由于矿井开采的煤层均为缓倾斜，水平石门长度约89m,两煤层联合布置采区内石门工程量较大，故下9和下I。煤层分别布置采区上山开采。先米上部煤层，后米下部煤层。采区内开采顺序为先采上区段后采下区段，区段内先米东翼后采西翼。工作面开采顺序为后退式回采。三、采区尺寸及巷道布置投产采区走向长980m,倾斜长1080m。采区上山均布置于在12号煤层，运输上山沿下12号煤层底板布置，轨首上山沿下12号煤层顶板布置，走向间距15m。（按要求留设煤柱）沿上山倾斜方向每隔40m沿煤层走向布置煤层运输顺槽和回风顺槽。回风下山与运输顺槽、回风顺槽以甩车场形式联系。四、采区车场、装车点及洞室在一采区上山下部设采区装车站，位于一采区运输上山下部的+1800m水平运输大巷内，车场型式为折返式。采区轨道上山设上、中、下部车场，上下部车场为平车场，中部均为甩车场。轨道上山上部设采区绞车房，运输下山下部设采区煤仓。在混合提升斜井井底车场内设井下变电所、中央水泵房，在+1800m下12煤层运输大巷内设消防材料库，防火门胴室等。五、采区煤、肝运输和辅助运输方式及设备选型，采区通风和排水采区煤炭运输：下2号煤层回采工作面SGB-620/30刮板运输机-*+1880m

29水平运输顺槽SGB-620/30刮板运输机一STJ-650/22D胶带运输机f运输上山STJ-650/22D胶带运输机f采区煤仓一采区装车站装车外运。采区研石运输：采区内出研量较少，少量的研石装入矿车后由采区中部车场转入轨道上山，再下放至+1800m运输大巷外运。采区材料设备运输：+1800m水平运输大巷来的材料设备一轨道上山下部车场一轨道上山一+1886m水平平车场一+18861H水平回风顺槽一回采工作面。采区及工作面通风：运输大巷来的新鲜风一运输上山下部车场一运输上山f+1880m水平运输顺槽f下12号煤层回采工作面一+1886m水平下12号煤层回风顺槽一轨道上山f+1803nl水平下12煤层回风巷一风桥一+1797m水平下12煤层回风巷一回风斜巷一回风斜井一地面。+1880m水平运输顺槽掘进头通风：由运输上山来的新鲜风一+1880m运输顺槽一+1880nl水平运输顺槽掘进头轨道上山f+1803nl水平下12煤层回风巷f风桥一+1797m水平下煤层回风巷一回风斜巷一回风斜井一地面。采区绞车房通风：运输上山来的新鲜风一采区绞车房一轨道上山f并入采区回风系统。排水：本矿井顺槽运输设备为胶带输送机，运输顺槽和回风顺槽均取直线布置，因此有一定坡度起伏变化，掘进工作面及顺槽中积水由小水泵排至轨道上山后，自流入运输大巷，通过水仓排出地面。达到设计生产能力时回采工作面特征见表4-2-10工作面特征表表：4—2—1采区名称工作面工作面装备平均采高(m)K度(m)年进度(m)生产能力(万t/a)备注一采区回采工作面HDY-1TY悬移顶梁液压支架,SGB-620/30刮板输送机,ZMS-12煤电钻开帮2m放顶煤3.1m405289.6采煤工作面缺编号。第三节巷道掘进一、巷道断面和支护形式

30混合提升斜井井颈段15m岩性条件较差，采用半园拱断面料石砌能支护，其余部位为半园拱断面锚喷支护。+1800m水平运输大巷，采区上山，煤层回风巷均采用半园拱断面锚喷支护。运输和回风顺槽、顺槽与上山间联络巷均采用木锚杆支护矩形断面。井下变电所、水泵房、采区绞车房、煤仓等碉室采用半圆拱、圆形料石砌殖支护。工作面开切眼采用矩形断面工字钢支架支护。详见巷道断面图册。二、巷道掘进进度指标岩石斜巷60m/月岩石平巷60〜80m/月煤层斜巷120m/月煤层平巷150m/月嗣室500m3/月三、掘进工作面个数、掘进机械配备、采掘比矿井正常生产时1个回采工作面回采，配备1个回采掘进头和一个准备掘进头，采掘比为L2。掘进头配备ZMS-12煤电钻，YBT-5.5局部扇风机通风，人工装煤，人推矿车运输。研石率预计为1%0四、移交生产时井巷工程量矿井移交生产时井巷工程总长度为3667m,其中煤巷3289m,岩巷378m,万t掘进率407.4m/万to井巷工程总体积23022.5m3,其中煤巷20230.In?,岩巷2792.4m,万t掘进率2558.Im7万t。井巷工程量汇总见表：4-3-lo三个煤量及可采期见表：4-3-2。井巷工程量汇总表表4-3-1工程名称长度(m)体积(m3)工程名称煤巷出什小计煤巷岩巷小计

31井筒、大巷及瞩119533315287439.62522.99962.5采区209445213912790.5269.513060合计3289378366720230.12792.423022.5三个煤量及可采期表4-3-2名称储量(万t)可采期(a)备注开拓煤量757.242准备煤量293.416.3回采煤量12.340.9第五章通风与安全第一节概况据地质报告提供资料,在正常通风情况下CH1浓度不超过0.2%,C02浓度一般不大于0.2%。钻孔煤样瓦斯测值CH”一般在0.12〜1.481m3/t,CO2含量1.84〜10.561m：7t。结合矿井实际开采情况，矿井暂按低瓦斯矿井考虑，建议矿井需补做瓦斯鉴定工作。井田内下9、下I。属不自燃煤层，下12煤层属不易自然发火煤层，下13煤层f未作鉴定。煤尘具有煤炸危险性。第二节矿井通风一、通风方式和通风系统根据矿井开拓部署确定的原则，矿井通风方式为分区式。投产区为一采区、一采区新鲜风由混合提升斜井进风，斜风井回风。二采区新鲜风由混合提升斜井进风，回风平嗣回风。矿井通风容易期为一采区，即一采区下12煤层工作面。矿井通风困难期为二采区开采期，即二采区下13煤层工作面开采期。矿井通风容易期即一采区通风容易期通风系统为：混合提升斜井一+1800m水平运输大巷f运输上山下部车场f运输上山一

32+1880m水平运输顺槽一回采工作面一+1886m水平回风顺槽f轨道上山f+1803m水平下12煤层回风巷风桥f+1797m水平下J2煤层回风巷f回风斜巷f回风斜井。二采区通风困难时期通风系统为：混合提升斜井f+1800nl水平下12煤层运输大巷一运输石门一+1800m水平下煤层运输大巷一采区上山下部车场f运输上山一+1950m水平运输顺槽一回采工作面一+1956m水平回风顺槽一+1950m水平下*煤层回风平巷一回风平洞。详见图C1138-171-1〜3。二、矿井风量计算矿井总进风量按以下方法分别计算，并取其中最大值作为矿井总进风量。⑴、按井下同时工作的最多人数计算Q矿井=4XNXK矿通m7min式中：N—井下同时工作的最多人数，N=40人；K矿通一矿井通风系数,K/通=1.25。Q矿井=4X40X1.25=200m3/min=3.3m：7s⑵、按采煤、掘进、碉室及其它地点实际需要风量的总和计算①、采煤工作面所需风量a、按瓦斯涌出量计算Q)R=100Xq瓦乘XK宋通m7min式中：q瓦采一采煤工作面瓦斯绝对涌出量；K来通一瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，炮采工作面K采通取2；Q采=100X1.48X2=296m7min=4.93m1/sb、按工作面温度计算回采工作面Q采1=VS采i=lXL1X4.8=5.3m7s式中：V—工作面适宜风速，m/s；S呆一工作面平均有效通风断面，m2o

33矿井共1个回采工作面需风量：5.3m7sc、按采煤工作面人数计算Q来=4XN=4X29=116m7min=l.93m3/s式中：N一采煤工作面同时工作的最多人数；d、按炸药量计算Q25XA式中A回采工作面一次爆破最大炸药用量kg；取15Q堀=25X15/60=6.25m3/soe、按风速进行验算按最低风速计算Q采215XS来=15X4.8=72m3/min=l.2m3/s按最高风速计算Q采W240XS采=240X4.8=1152m7min=19.2m7s根据上述计算结果，采煤工作面风量取最大值为5.3in7So②、掘进工作面所需风量1）、按风机能力计算Qfci=QWX1=185Xl=185m7min=3.08m3/s式中：Q«一掘进工作面局部扇风机的实际风量；风机型号：JBT51-2型，风量145〜225m7minoI—同时工作的局部扇风机台数。2）、按炸药量计算Q捆=25XA,式中A一—第I个掘进工作面一次爆破最大炸药用量kg；取5Qft；—25X5/60—2.1m3/so3）、按掘进工作面人数计算Q乘=4XN=4X15=60nr'/min=l.0m7s式中：N—掘进工作面同时工作的最多人数；

344）、按风速进行验算按最低风速计算Q采215XS来=15X4.8=72m7min=l.2m7s按最高风速计算Q采W240XS采=240X4.8=1152m7min=19.2m3/s③、胴室所需风量采区轨道上山绞车房需风量：Q经=80m'7min=l.33m7sQ硝=1.33—1.33m/s则矿井总进风量：Q矿进=(Q采+Q硝+Qjw)XK矿通=(5.3+3.08+1.33)XL25=12.Im7s以上两种计算矿井风量，取矿井总进风量为12.InfVs。2、矿井风量分配回采工作面7.Im：7s掘进工作面3.5m3/s采区轨道上山绞车房1.5m7s3、矿井负压、等积孔计算结果及通风难易程度评价矿井通风负压按下式计算a・LXPXQ2h=9.8XPaS3式中：a一井巷通风阻力系数；L一井巷长度，m；P一巷道净周长，m；Q-通过井巷的风量，m7s；S一井巷净断面积，m2o

35经计算，矿井生产容易时期负压：135Pa,一采区生产困难时期负压：312.8Pa,矿井二水平困难时期负压：346Pa。通风等积孔按下式计算：A=L19XQ/Jhm2式中：Q一矿井总进风量，m3/s；h—矿井通风负压，Pa最小负压时：A=l.19X12.1/7135=1.24m2一采区最大负压时：A=l.19X12.1/7312.8=0.81m2二水平最大负压时:A=l.19X12.l/V346=0.77m2经计算该矿井属初期通风容易，中、后期通风困难的矿井。上述部分按安全专篇检查要求修改。五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施本矿井井下通风设施主要有风门、调节风门、密闭墙均压通风嗣室，为了减少漏风，除合理选择通风系统、开采顺序和采煤方法外，还应正确选择通风构筑物的安设位置，加强对漏风的检查和管理，降低漏风通道两侧的压差，并设专人负责通风构筑物的检查和维修。为降低风阻，主要采取以下措施：1、严禁在进回风巷道中堆放杂物，确保风流畅通。2、施工时尽量使巷道内壁光滑、平直、减少断面的突然变化。3、加强通风管理，通风设施损坏后要及时修复，确保使用正常。4、矿井通风困难时可据实际情况刷大通风巷道断面或增加临时通风巷道。第三节火灾预防及安全装备一、预防瓦斯和煤尘爆炸的措施1、严格按《煤矿安全规程》要求建立瓦斯检查制度，井下设专职瓦斯检查员，配备相应的检测设备，保证矿井主要工作地点瓦斯及CO等气体超限时机电设备能自动切断电源，实现矿井安全生产。

362、向回采和掘进工作面送入足够的新鲜风量，确保各采掘工作面有一个良好的工作环境。3、谢采用风机叶轮反转的反风系统反风。该反风系统满足《煤矿安全规程》所规定的反风量及反风时间的要求，且反风系统简单，操作容易，安全可靠4、在矿井施工过程中，要经常测定回采工作面瓦斯浓度，以便对矿井投产后的通风计算作相应修改。5、所有下井人员均配带自救器。6、井下电气设备选用防爆型。二、预防煤尘和粉尘的安全措施1、采用科学方法管理煤矿，控制进回风巷的合理风速，防止煤尘飞扬。2、建立健全防尘洒水制度，井下设消防洒水管路系统。井下各煤炭运输装载点、转载点、回采和掘进工作面设置洒水装置，喷雾洒水降尘，采掘工作面采用湿式煤电钻打眼。3、煤仓内要有一定数量的存煤，不能放空，也不能兼作进风眼使用。4、采取综合防尘措施，建立完善的防尘、洒水、降尘管路系统,配备必要的粉尘、煤尘检测仪器，定期对主要进回风道内粉尘、煤尘浓度进行测定。四、预防井下火灾措施1、工作面回采完毕后，立即密闭，切断风流，减少向采空区漏风。2、为防止煤尘自然发火，尽可能提高工作面回采率，减少浮煤。3、加强对回采工作面自然发火情况的安全检测，及时掌握煤层自然发火规律，以便制定和采取有效的防灭火措施，预防井下火灾事故的发生。4、井下各主要洞室设置灭火器材，地面和井下设消防材料库，存放足够数量的防灭火材料。同时.，加强井下电气设备和高压线网的管理与维护，避免因发生短路和绝缘材料破坏漏电而引起的火灾事故。5、井下采用喷洒阻化剂防灭火。四、井下运输安全措施1、混合提升斜井井筒内按《煤矿安全规程》要求设躲避嗣室，

37并严格执行“行车不行人，行人不行车”制度。3、井筒和轨道上山合理布置地滚和立滚，保证运转灵活，其装设位置应以减少钢丝绳摆幅和不磨损钢丝绳为宜。4、倾斜巷道铺设轨道，必须符合《煤矿安全规程》有关规定，井巷中不得有流水冲刷道心。轨道附近的浮煤、研石及杂物必须及时清理。5、必须按《煤矿安全规程》要求配备各项保护装置。6、井下运输电机车必须前有照明，后有红灯，机车正常运行时必须在列车前端。7、行驶机车的巷道内应装设路标和警标。机车行近巷道口、洞室口、弯道、道岔、坡度较大或噪声大等地段，以及前面有车辆或视线有障碍时，都必须减低速度，并发出警号。8、加强对煤矿生产工人的安全知识培训和教育，井下机电设备操作人员必须持证上岗。施工及生产过程中严格执行《煤矿安全规程》各项措施。五、预防井下水灾的措施1、在地面各个井口附近设计有防洪墙，防止洪水涌入井筒或地面生产区。2、设计配备有安全钻机，用于掘进工作面探放水，掘进矿井巷道时必须坚持有疑必探、先探后掘的原则。3、按设计要求留设各类安全煤柱。4、井下设计有水仓和水泵房，并按矿井涌水量配备了相应的排水设备。矿井生产期间应做到水仓定期清理，水泵随时维修，备用泵必须保持良好状态，以便随时投入使用。5、井田范围附近采空区上部的塌陷坑及裂隙带周围设防洪毋、沟渠，防止雨水及洪水进入井下采空区。（六）井下运输事故的安全措施1、在混合提升斜井设防跑车装置，以防止跑车伤人事故的发生。2、在混合提升斜井和采区上山中严格执行《行人不行车》的规定，在个水平车场口均设信号装置。

383、井下所有巷道必须按《煤矿安全规程》规定的要求配齐各项保护装置。六、矿山救护该矿井设兼职的矿山救护小队，小队人数为13人，其中队长1人，队员12人。第十五章建井工期第一节建井工期一、施工准备内容与进度该矿井为扩建井，矿井建设已具备一定的条件，施工准备期应在现有条件的基础上好四通（路、电、水、通信）一平（场地平整）工作。在组织、物资供应、劳动力、资金等各方面做好准备，办理好工程建设所需要的协议、文件。在正式开工建设前，应将上述准备工作完成。施工准备期预计为2个月。二、井巷工程平均进度指标岩石平巷60〜80m/月岩石斜巷60m/月

39煤层平巷120〜150m/月煤层斜巷100〜120m/月嗣室400m3/月上述与巷道掘进部分内容要一致。三、井巷连锁工程井巷主要连锁工程为：混合提升斜井一+1800m水平下12煤层运输大巷f采区上山f+1803m水平下12煤层回风巷f+1797nl水平下,2煤层f问风斜巷f回风斜井。四、三类工程施工顺序和施工准备的基本原则矿井建设是一项由井巷、土建、机电设备安装三类工程结合在一起的综合工程。三类工程中井巷施工期最长，是矿井建设的关键工程应尽可能采用多头掘砌施工，做好施工期间的组织衔接，实行平行交叉作业。三类工程中的土建工程、设备安装工程与井巷工程施工同步进行。三类工程安排上，应以井上下主要生产系统为主，永久设备应提前订货，为顺利完成施工任务创造条件。为保证工程质量，地面建筑不得在冬季施工，在施工过程中要严把质量关，避免出现不合格工程，造成返工。五、建井工期预计矿井建设总工期预计为18个月，其中施工准备期2个月，试生产两个月，井巷施工14个月。井巷土建机电设备安装工程综合进度见表15-1-K六、加快矿井建设速度的措施1、合理安排“三类”工程施工顺序，最大限度地利用时间和空间。2、“三类”工程要平行交叉作业，均衡施工。3、优选施工方案，抓好连锁工程和关键工程的施工。4、指定专人负责人力、物力和投资计划的平衡与落实，在投资

40紧张的情况下应优先考虑生产系统的建设。4、制定设备定货计划，保证设备安装前及时到位。第三节产量递增计划本矿井移交生产时即达到设计生产能力。矿井主要技术经济指标序号名称单位指标备注1、矿井设计生产能力(1)年产量万t9(2)日产量t2732、矿井服务年限a54.8其中：一采区服务年限a3、矿井设计工作制度(1)年工作天数d330(2)日工作班数班3两采一准4、煤质(1)牌号QM45和QM〜ZN33〜34(2)灰分A.d%9.34和12.36(3)挥发分V.daf%39.92和35.05(4)水分Mad%1.54和1.53(5)发热量Qb.dafMJ/kg33.89和34.235、储量(1)地质储量万t1793.97(2)可采储量万t788.066、煤层情况(1)可采煤层数层2(2)可采煤层厚度m5.11和2.11(3)煤层倾角度8°~22°(4)煤层容重,Jt/nr1.367、井田范围

41(1)走向长度m2430(2)倾斜宽度m1050(3)井田开采面积km22.618、开拓方式斜井9、水平数目个2⑴第一水平标高及垂高m+180010、井筒类型及长度(1)混合提升斜井m71(2)回风斜井m33011三个煤量与可采期⑴开拓煤量、可采期万t⑵准备煤量、可采期万t⑶回采煤量、可采期万t12采区个数个213、回采工作面个数个114回采工作面年进度m52815、采煤方法放顶煤16、顶板管理方法自然冒顶17采煤机械化装备⑴采煤机械⑵工作面支架型式⑶工作面运煤机械⑷顺槽运煤机械⑸上下山运煤机械18、掘进工作面个数牛219井巷工程总量⑴巷道总长度其中：锚喷巷道总长度⑵巷道掘进体积⑶万吨指标20井下大巷运输⑴运输方式蓄电池电机车

42⑵电机车型号及数量CDXT-5/2⑶矿车类型及数量辆ltU/3621、提升⑴混合提升斜井设备22通风⑴沼气等级低沼气⑵通风方式分区式⑶通风机型号1K50NQ12.523排水⑴涌水量：正常m3/h最大m3/h⑵水泵型号及数量型号/台23地面生产系统⑴筛分级别级25mm⑵储煤场型式及容量⑶砰石的处理方式人工选砰24、供电⑴电动机总容量kw⑵变压器总容量kVA⑶矿井年耗电量MW•h⑷吨煤电耗kw.h/t25供水⑴供水水源库车河大口井⑵日用水量m3/d26锅炉型号及台数型号/台27建筑面积和体积28单眷比29矿井总占地面积其中：⑴工业场地⑵炸药库⑶其它30、职工在籍人数人150

4331、劳动生产率⑴回采工效V工4⑵全员工效V工2.532、建设总投资万元⑴井巷工程万元⑵土建工程万元⑶设备材料购置及其它万元⑷安装工程万元⑸其它费用万元⑹预备费万元33吨煤投资7C/t34原煤成本元Jt35投资回收期a36设备重量及三材消耗⑴设备重量⑵钢材⑶木材⑷水泥37建井1:期a38移交生产至达到设计产量时间a第十四章节能根据煤炭工业部1986年8月16日颁发执行的《煤炭工业工程设计节能技术规定》的要求，结合该矿井地形、地质和开采技术条件，设计采取了以下节能措施。（一）开拓与开采1、方案技术比较论证，井田开拓采用斜井开拓，矿井采用单段提升，上、下煤层之间通过石门连接，混合提升斜井采用单钩串车提升。

442、采煤方法采用走向长壁综合机械化放顶煤采煤法，炮采工作面配备SGB-420/30可弯曲刮板输送机运煤，放顶煤采煤工艺，一个工作面能达到矿井生产能力要求，工作面生产成本低。3、井下运输系统简单，井上、下煤炭运输选用刮板可弯曲运输机和胶带运输机联合运输方式，运输能力大，安全可靠。4、工业场地布置在煤层露头以外，场地不压煤，减少了煤炭损失。（二）提升、通风、排水设备1、为节省电能消耗在选择提升设备时尽量降低提升速度。2、矿井通风方式采用分区式,设计选用两台1K50N212.5型轴流式通风机，保障了矿井有效地通风，通风机为节能型。3、井下排水设备选用三台DA1-150X2型离心泵，水泵工况点接近最佳效率点，减少了电能消耗。（三）地面生产系统1、根据煤炭用户要求，经方案比较确定矿井原煤按土50mm分两级，可满足用户要求。2、地面生产系统设置筛分装车仓、储煤场，原煤含砰率低不设手选研系统，保障了生产系统的有效、实用、并保障了煤炭的质量。（四）供电及照明1、在井上下供电系统中，采用节能变电器和高低压无功功率补偿方式，有效地降低了电能消耗。2、用电负荷计算按主要机电设备实际使用台数进行计算，尽量选用节能、高效的用电设备。3、照明采用节能型荧火灯及隔爆型节能灯。（五）给排水及供热

451、水源确定取自库车河，修建大口井取水做为矿井生活饮用及井下洒水等水源，在主井口附近设一300m3高位消防水池，井下洒水及生活用水点用水均由高位水池接出，靠自然高差保证压力及流量。2、工业建筑采暖热源为茶浴炉，（六）工业场地布置及运输1、工业场地建、构筑物布置结合地形特点，布置紧凑，功能明确。2、本矿采用窄轨铁路运输并辅助汽车运输的方式。