煤矿井巷工程建设施工组织设计

井 巷 工 程 施 工 组 织 设 计

二0一一年十一月

一、施工组织设计编制原则

1、认真贯彻执行国家的各项建设方针，技术经济政策；

2、突出以经济效益为中心，以施工方案优化为重点，强化时间观念，力争投资少，工期短，出煤快，效益好；

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3、合理安排施工顺序，认真组织井巷、土建、机电安装工程的平行交叉作业和均衡施工，抓紧连锁工程和重点工程的施工；

4、吸取国内外煤矿建设经验，推广国内外行之有效的新技术、新工艺、新材料和科学管理经验，选用成套的施工设备，不断提高施工机械化程度，发展建筑施工工厂化，采用移动式和装配式设施建井，改善劳动条件，提高劳动生产率；

5、在经济合理的前提下，尽可能利用永久设施建井，减少大临工程和措施工程；

6、把组织管理工作置于重要位置，做好前提准备工作和施工过渡阶段工作； 7、做好人力，物力及财力的综合平衡，确保工程连续均衡施工； 8、节约施工用地，把环境保护和绿化工作放在重要位置，做到文明施工，有条件的应及时造地还田；

9、根据当地的具体条件，因地制宜就地取材，选择好大宗材料供应基地，降低材料价格和工程成本；

10、在煤矿建设中要以施工服务和生活服务为主，面向社会开展多种经营和第三产业，以提高建井期间的经济效益。

二、施工组织设计编制依据

1、国家颁发的各种经济政策、规程、规范、规定及各种有关文件； 2、国家开发银行贷款项目的贷款条件评审报告； 3、批准的初步设计、总概算及国家对该建设项目的要求； 4、批准的矿区建设组织设计； 5、矿井的检查钻地质报告； 6、井筒检查孔地质报告；

7、建设单位和有关部门、单位签署的各种有关协议、合同等；

8、施工单位的技术装备，施工力量，技术水平，以及可能达到的施工机械化程度和工程平均进度指标等。

第一章 矿井设计简介

第一节 基本概况

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为认真贯彻落实《山西省人民政府关于加快推进煤矿企业兼并重组的实施意见》(晋政发〔2008〕23号), 提高煤炭产业集中度和产业水平及山西省人民政府关于进一步加快推进煤矿企业兼并重组整合有关问题的通知(晋政发〔2009〕10号),加快推进煤矿企业兼并重组整合,淘汰落后产能，推进煤炭工业转型发展、安全发展、和谐发展，山西沁源康伟李城煤业有限公司依据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组下发关于《长治市沁源县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复》 (晋煤重组办发〔2009〕82号)，以沁源县康伟煤焦有限公司为主体、将原山西沁源李城煤业有限公司、原山西杨氏煤业有限公司、原山西沁新煤焦股份有限公司新安煤矿进行整合，整合后矿井名称为山西沁源康伟李城煤业有限公司，整合后面积（含新增空白区面积）为5.995km 2, 新增面积0.4928 km

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，生产能力由原来30万t/a提升至60万t/a。新增生产能力30万t/a。整合区位

于沁安普区的D级储量区，勘查程度低已不能满足生产的需要，根据省有关发展规划要求，山西沁源康伟李城煤业有限公司委托我院对整合井田内资源储量进行估算并补充勘查，勘查程度达勘探阶段。核实截至2009年12月31日井田内的煤炭资源储量，并提交编制《山西沁源康伟李城煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》。本次编制矿井地质报告的目的为兼并重组整合后的矿井建设提供地质依据。

具体要求：

1、系统收集整合区范围内的各种地质勘查资料、矿山开采技术条件，认真审阅、细心分析、综合考虑、去伪存真，达到被引用资料的真实可靠。

2、收集调查有关水文地质、工程地质、环境地质、瓦斯地质和煤自燃趋势，并作出评价。

3、对批采的煤层进行资源/储量估算。

报告编制的主要依据的地质资料及技术规范有：

1、山西省煤田地质勘探144队于1998年编制的《山西省沁安煤炭普查地质报告》；

2、山西省煤炭地质144勘查院于2008年4月编制的《山西省沁水煤田源县李城煤业有限公司资源整合地质报告》（供资源整合用）；

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3、《煤、泥炭地质勘查规范》（DZ/T0215-2002）； 4、矿方提供的各煤层其它相关资料；

5、《煤矿防治水规定》（国家安监总局2009.12.1）；

6、《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》； 7、山西省煤炭工业厅下发《关于加快兼并重组整合矿井地质报告和初步设计编制审批等工作的通知》（晋煤规发[2010]177号）。

报告的主要地质任务、技术要求：

1、控制井田边界构造,其中与矿井的先期开采地段有关的边界构造线的平面位置,应控制在150m以内；

2、详细查明先期开采地段内落差等于和大于30m的断层，详细查明初期采区内落差等于和大于20m的断层；

2、详细查明可采煤层的层数、层位、厚度、结构及可采情况。

3、详细查明井田内各可采煤层的煤质特征，确定煤类、化学组成、工艺性能，评价其工业利用方向。

4、详细查明井田的水文地质特征，评价水文地质条件类型，预计矿井涌水量。

5、详细研究井田井田内工程地质岩组划分特征、瓦斯、煤的自燃趋势、煤尘爆炸危险性及地温变化等开采技术条件并做出相应的评价。

6、查明采（古）空区范围及其积水、积气、火区情况。

7、对批准开采的各煤层进行资源/储量估算。探明的资源/储量占总资源/储量的20%，探明的和控制的资源/储量占总资源/储量的50%。

山西省国土资源厅颁发了整合后的采矿许可证，证号为C1400002009011220045428，批采2-11号煤层，有效期为2009年11月29日至2011年11月29日。井田范围由以下7个拐点坐标（1980年西安坐标系）圈定：

整合后井田呈不规则多边形，面积为5.995km2。

第二节 矿井交通位置、气候与地震

1.井田位置、范围与交通 一、位置

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整合后的---------煤业有限公司位于沁源县城北西345°，距沁源县城13km---------公司位于山西省沁源县中西部李元镇李城西南，行政区划属李元镇管辖。

整合后井田地理坐标为：东经112°11′01″—112°12′44″，北纬36°36′20″—36°37′58″。

山西沁源康伟李城煤业有限公司是由原山西沁源李城煤业有限公司、原山西杨氏煤业有限公司、原-----股份有限公司-----三个煤矿进行整合的矿井，整合后矿井名称为----煤业有限公司， 2009年11月29日山西省国土资源厅颁发了

直角坐标 点号 1954年北京坐标系 6°带 X Y 4056556.00 19608501.00 4055085.00 19608501.00 4055085.00 19607630.00 4053500.00 19607630.00 4053500.00 19605960.00 4056000.00 19605960.00 1980年西安坐标系 6°带 X Y 4056507.32 19608432.09 4055036.31 19608432.10 4055036.31 19607561.09 4053451.30 19607562.10 4053451.29 19605891.10 4055951.30 19605891.08 1 2 3 4 5 6 整合后的采矿许可证，证号为C1400002009011220045428，批采2-11号煤层，有效期为2009年11月29日至2011年11月29日。井田范围由以下7个拐点坐标（1980年西安坐标系）圈定：

整合后井田呈不规则多边形，面积为5.995km2。 2.地形地貌及气候 二、交通条件

沁(源)～洪(洞)公路从井田南部通过，向南东13km至沁源县城接汾(阳)～屯(留)省级公路及沁(沁源)～沁(沁县)公路，煤矿向北东42km至太焦线沁县火车站，向北东28km经武乡县与太（原）—长（治）高速公路接运，向北西100km至南同蒲线介休市火车站；向西南经古县沿古（县）—洪（洞）路约75km至洪洞县城东与霍（州）—侯（马）一级公路接运，并由此向北2km至大(同)－运(城)高速公路；由此向南22km至南同蒲临汾市火车站，交通运输条件较为便利。详见交通位置图1-1-1。

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第三节 自然地理

一、地形、地貌

井田地处太岳山区，地表为山区侵蚀地貌，沟谷纵横，地形十分复杂，总的地势为NW-NE向的山脊横穿全区，地形最高点为井田北西部韩洪南坡上山梁上，标高

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1451.20m，地形最低点为井田南东部，标高为1236.9m，相对高差214.30m。属中低山区。

二、水系

本区属黄河流域沁河水系。本区地表水属黄河水系。沟谷内一般无水流，在雨季遇暴雨时，雨水短时聚集，西部冲沟向西、东部冲沟向南流入李元河，李元河向东流入沁河，沁河向南流入黄河。

三、气象

井田地处山区，地形高差大，四季分明，昼夜温差较大，蒸发量大于降雨量，属大陆性气候，根据沁源县气象台观测记录降雨量最小为381.3mm（1956），最大为834.3mm（1989年），蒸发量最小为1379.0mm（1984年），最大1729.5mm（1986年），蒸发量大于降水量2.5倍。冬春两季雨雪较少，年最大雪深22cm（2009年）。据沁源县气象台在2009年观测记录，在6月25日极端最高气温36.4℃，极端最低气温-23℃，出现在1月25日，平均最高气温18.1℃，平均最低气温4.8℃。结冰期为十月下旬至次年三月份中旬才缓缓开始解冻，年最大冻土深度为700mm。

本区夏季多东南风，冬春季多西北风，最大风速16m/s。 四、地震

该区西邻临汾盆地。而临汾盆地是我国著名的强裂震区之一，地震活以频度高、强度大为其特点，据史料记载自公元前231年以来，曾发生严重破坏性地震达15次之多，为地震多发区。按照《中国地震参数区划图》（GB18306-2001），本区地震动峰值加速度为据0.15g，抗震防烈度为Ⅷ度。

第四节 周边矿井及小窑

山西沁源康伟李城煤业有限公司东部与山西通洲集团安神煤业有限公司为邻，南西部与山西沁源嘉元煤矿有限公司相邻。周边矿井位置分布情况详见四邻关系置图1-4-1。

一、山西通洲集团安神煤业有限公司

整合前山西安神煤业有限公司位于李城村以东，圪桶峪村一带，为村办集体企业，2007年4月由山西省国土资源厅换发采矿许可证，证号为

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1400000722086，批准开采2、3、9、10、11号煤层，井田面积7.0555km2，生产规模为30万t/a,有效期2012年4月。

井口位于李元乡上庄村一带。工作面布置采用走向长壁式。矿井主斜井、副斜井、回风斜井个井筒通达地面。

主斜井：井口坐标X=4052380.596，Y=19606844.421，H=+1187.253；斜长420m,坡度23°，井筒采用半园拱锚喷支护，净宽3.2m，净高2.9m，净断面8.2㎡，设有行人台阶，担负全矿煤炭提升任务，兼作进风井口和安全井口。

副斜井：井口坐标X=4052391.817，Y=19606705.380，H=+1192.456；斜长350m,坡度16°，井筒采用半园拱砌碹支护，净宽2.4m，净高2.4m，净断面积5.14㎡，担负行人、材料下放，并兼作进风。

回风斜井：井口坐标X=4052355.584，Y=19606672.557，H=+1194.603；斜长350m,坡度17°，井筒采用半园拱荒料石砌碹支护，净宽2.1m，净高2.45m，净断面积4.7㎡，设有行人台阶，担负矿井回风任务,兼作安全井口。

由于各种原因，目前仍为基建矿井，根据矿井设计，开采山西组2号煤层，开拓方式为斜井开拓，采煤方法采用长壁式全部垮落采煤法，主斜井装备双钩串车混合提升，付斜井作回风井，通风方式为抽出式，特征见下表(1-4-1)。

表

1-4-1 煤层 坑口 井型 方位 (°) 坡度角 (°) 井筒截面 形状 半园拱 井筒宽 (m) 3.6 净高 (m) 2.0 面积 (m2) 6.90 支护 料石砌碹 料石砌碹 料石砌碹 料石砌碹 备注 井口坐标 X=4054922.224 Y=19606501.063 H=1291.5 X=4054881.111 Y=19606459.269 H=1292.0 X=4053597.42 Y=19606106.28 H=1225.14 X=4053629.17 Y=196060700.35 H=1229.38 主井 2 副井 斜井 90 9 斜井 90 9 半园拱 3.6 2.0 4.85 主井 9、 10 副井 斜井 89 18 半园拱 3.2 2.5 7.85 斜井 87 23 半园拱 2.4 2.2 4.90 2004年4月经省煤炭工业局晋煤行发（2004）249号文认定为基本建设矿井，设计开采2号煤层，设计能力为30万t/a，同年十月批准开工。

2011年矿井正常涌水量10m3/h，最大涌水量15m3/h。

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根据长治市2011年度矿井瓦斯等级鉴定结果： 2号煤层瓦斯涌出量为10.85m3/t,绝对涌出量为5.97m3/t,二氧化碳相对涌出量为1.67m3/t,绝对涌出量为0.92m3/t,属高瓦斯矿井,批复等级为高瓦斯矿井。

兼并重组整合后批准开采2、3、9+10、11号煤层，面积12.0892km2，新增面积5.0337km2，生产能力由原来的30万t/a提升至90万t/a，新增生产能力60万t/a。2009年11月,山西省国土资源厅为整合后的煤矿颁发了采矿许可证，证号C1400002009111220046091，名称为山西通洲集团安神煤业有限公司，批准开采2-11号煤层，井田面积12.0892km2，生产规模90万t/a。有效期为2009年11月29日至2011年11月29日。

该矿无越层越界开采行为。 二、山西沁源嘉元煤矿有限公司

山西梅园集团沁源煤业公司建于2000年，2003年经山西省国土厅批准开采1、2、9+10、11号煤层，一平一斜开拓，采煤方法为短壁式，采用串车提升，机械通风，工作面采用坑木支护，爆破落煤，生产能力为3万t/a，开采山西组2号煤层，据矿方提供，经实际开采，1号煤层属不可采薄煤层，2号煤层受断层影响，区内大部被剥蚀，2号煤层资源枯竭，于2005年6月经沁源煤管局验收，同意废弃旧的生产系统。2006年山西省国土厅换发了采矿许可证，批准开采9+10、11号煤层，批采面积1.4603km2，目前尚属进行改建工程。

整合前，山西嘉元煤业公司由原张家山、原欢尔、原沙凹整合而成，2号煤层资源枯竭，批准开采9+10号煤层，矿井正常涌水量93m3/d，最大涌水量135m3/d，现属基建阶段。

井田内各煤矿2004年度2号煤层矿井瓦斯鉴定结果：

原张家山煤矿二氧化碳绝对涌出量0.28m3/min，相对涌出量10.9m3/t；瓦斯绝对涌出量0.28m3/min，相对涌出量10.9 m3/t，鉴定等级为高瓦斯矿井，批复等级为高瓦斯矿井。

原欢尔煤矿二氧化碳绝对涌出量0.29m3/min，相对涌出量10.18m3/t；瓦斯绝对涌出量0.55m3/min，相对涌出量19.31 m3/t，鉴定等级为高瓦斯矿井，批复等级为高瓦斯矿井。

原沙凹煤矿二氧化碳绝对涌出量0.27m3/min，相对涌出量4.86m3/t；瓦斯绝

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对涌出量0.24m3/min，相对涌出量4.32m3/t，鉴定等级为低瓦斯矿井，批复等级为低瓦斯矿井。

本次整合，由山西沁源嘉元煤矿有限公司将原山西梅园集团沁源煤业有限

2

公司、原山西沁源嘉元煤矿有限公司进行资源整合，整合后面积由1.4603km（梅

园煤业）+1.8912km2（嘉元煤矿）+1.7877km2（新增），共计为5.1392km2，批准开采为1、2、3、6、9+10号煤层，生产能力这30万t/a，目前，属基建阶段。

该矿无越层越界开采行为。

第五节 煤质

一、物理性质 （一）煤的物理性质

3号煤层：黑色、强玻璃光泽、性脆、裂隙发育，条带状结构。以亮煤为主，夹少量镜煤和暗煤，属半光亮型煤。

8、9、10号煤层：黑色有时带灰、金刚光泽、硬度较大，条带状结构不明显。

（二）煤岩特征 1、宏观煤岩特征

各可采煤层一般以亮煤为主，暗煤次之，夹少量镜煤和丝炭，条带状结构，层状构造，属半亮型煤。

2、显微煤岩特征

各可采煤层显微煤岩组分：镜质组含量介于60-90%之间，平均在80%左右，主要为基质镜质体和均质镜 质体。半镜质组含量介于1-6%之间，平均在2.5%左右，多为无结构的团块状，棉絮状。丝质组含量介于5-30%，平均在15%左右，多为半丝质体、粗粒体、碎屑体。无机组分含量各煤层均在10%左右，主要以粘土为主，呈分散状和充填状，可见少量的黄铁矿和次生方解石（多在10号煤层见到）

（三）煤的变质程度

各煤层镜煤最大反射率一般平均在1.90%左右，其变质程度属第Ⅴ-Ⅵ变质阶段。

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二、煤的化学性质、工艺性能 各煤层煤质特征见表3-2-1。

煤 质 特 征 表

表

煤 原 层 浮 号 煤 原 3 浮 水分 Mad （%） 1.16-1.39 ----------- 1.23 0.24-0.37 ----------- 0.31 0.89-1.65 ----------- 1.32 0.23-0.44 ----------- 0.35 0.45-1.90 ----------- 1.16 灰分 Ad （%） 22.44-32.99 -------------- 27.12 11.18-11.96 -------------- 11.50 19.60-25.93 -------------- 22.65 6.98-8.46 -------------- 7.67 12.11-19.05 -------------- 16.42 挥发分 Vdaf （%） 18.94-22.54 -------------- 20.85 18.27-18.86 -------------- 18.52 20.04-22.76 -------------- 21.14 15.80-16.42 -------------- 16.09 17.52-19.83 -------------- 18.46 硫 St,d （%） 1.28-1.97 ------------ 1.72 0.79-0.83 ------------ 0.81 1.53-2.57 ------------ 2.05 2.05-2.49 ------------ 2.25 1.35-2.41 ------------ 1.67 发热量 Qgr.d (MJ/kg) 22.992-27.959 ------------------ 25.173 25.607-28.590 ------------------ 27.292 28.498-31.650 ------------------ 29.530 25.514-30.231 ------------------ 29.023 粘结 指数 GR.I 65 -73 --------- 69 12-15 -------- 13 9-19 --------- 14 13-16 -------- 15 PS PS PS JM 煤 类 原 8 浮 原 9 0.20-0.51 6.53-8.99 15.80-17.03 1.59-2.10 浮 ----------- -------------- -------------- ------------ 0.36 7.78 16.34 1.84 0.42-1.31 15.31-30.78 16.66-23.94 1.06-3.91 原 ------------ -------------- -------------- ------------ 0.78 19.40 18.66 2.17 10 0.14-1.50 6.92-11.33 14.88-16.85 1.80-2.54 浮 ------------ -------------- -------------- ------------ 0.43 9.08 16.02 2.15 3-2-1

1、3号煤层

水分（Mad）：原煤1.16-1.39%，平均1.23%，浮煤0.24-0.37%，平均0.31%。 灰分（Ad）：原煤22.44-32.99%，平均27.12%，浮煤11.18-11.96%，平均11.50%。

挥发分（Vdaf）：原煤18.94-22.54%，平均20.85%，浮煤18.27-18.86%，平均18.52%。

全硫（St,d）：原煤1.28-1.97%，平均1.72%，浮煤0.79-0.83%，平均0.81%。 发热量（Qgr,d）：原煤22.992-27.959MJ/kg，平均25.173MJ/kg。

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粘结指数（GR.I）：浮煤在65-73，平均69。

根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2.3（炼焦用煤分级）和中国煤炭分类国家标准GB5751-86，该煤层属中灰、中低硫、中热值-高热值、强粘结性的焦煤。

2、8号煤层

水分（Mad）：原煤0.89-1.65%，平均1.32%，浮煤0.23-0.44%，平均0.35%。 灰分（Ad）：原煤19.60-25.93%，平均22.65%，浮煤6.98-8.46%，平均7.67%。 挥发分（Vdaf）：原煤20.04-22.76%，平均21.14%，浮煤15.80-16.42%，平均16.09%。

全硫（St,d）：原煤1.53-2.57%，平均2.05%，浮煤2.05-2.49%，平均2.25%。 发热量（Qgr,d）：原煤25.607-28.590MJ/kg，平均27.292MJ/kg。 粘结指数（GR.I）：浮煤在12-15，平均13。

根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2.3（炼焦用煤分级）和中国煤炭分类国家标准GB5751-86，该煤层属中灰、高硫、高热值、弱粘结性的贫瘦煤。

3、9号煤层

水分（Mad）：原煤0.45-1.90%，平均1.16%，浮煤0.20-0.51%，平均0.36%。 灰分（Ad）：原煤12.11-19.05%，平均16.42%，浮煤6.53-8.99%，平均7.78%。 挥发分（Vdaf）：原煤17.52-19.83%，平均18.46%，浮煤15.80-17.03%，平均16.34%。

全硫（St,d）：原煤1.35-2.41%，平均1.67%，浮煤1.59-2.10%，平均1.84%。 发热量（Qgr,d）：原煤28.498-31.650MJ/kg，平均29.530MJ/kg。 粘结指数（GR.I）：浮煤在9-19，平均14。

根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2.3（炼焦用煤分级）和中国煤炭分类国家标准

GB5751-86，该煤层属低灰、高硫、高热值-特高热值、弱粘结性的贫瘦煤。

4、10号煤层

水分（Mad）：原煤0.42-1.31%，平均0.78%，浮煤0.14-1.50%，平均0.42%。 灰分（Ad）：原煤15.31-30.78%，平均19.40%，浮煤6.92-11.33%，平均9.08%。 挥发分（Vdaf）：原煤16.66-23.94%，平均18.66%，浮煤14.88-16.85%，平均16.02%。

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全硫（St,d）：原煤1.06-3.91%，平均2.17%，浮煤1.80-2.54%，平均2.15%。 发热量（Qgr,d）：原煤25.514-30.231MJ/kg。平均29.023MJ/kg。 粘结指数（GR.I）：浮煤在13-16，平均15。

根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2.3（炼焦用煤分级）和中国煤炭分类国家标准GB5751-86，该煤层属低灰-中灰、高硫、高热值-特高热值、弱粘结性的贫瘦煤。

三、可选性

在本井田邻区沁新煤矿曾作过3号煤层的简易筛分浮沉试验，其结果可供本井田参考。

（一）煤的筛分浮沉试验

煤的筛分试验共分13-6、6-3、3-0.5、0.5-0四个粒度级及煤粉。筛分结果见表3-2-2和图3-2-1。煤的浮沉试验在13-6、6-3、3-0.5、0.5-0 mm粒级进行，其结果浮煤产率主要集中在1.3-1.4比重级内，详见表3-2-3。并绘制了13-0.5mm级可选性曲线图3-2-2。

沁新煤矿3号煤层简易筛分试验报告

表

3-2-2 统一编号 来样编号 粒度 (mm) 13-6 6-3 3-0.5 0.5-0 13-0.5小计 13-0合计 备注 产物 名称 煤 煤 煤 煤 煤 煤 9940004 送样单位 QK-2-1 产率 质量(kg) 2.600 2.600 2.430 1.350 7.630 8.980 占全样(%) 28.95 28.95 27.06 15.03 84.97 100.00 筛上 累计(%) 28.950 57.900 84.960 99.990 占13-0.5 (%) 34.08 34.07 31.85 100.00 Mad (%) 0.55 0.54 0.56 0.61 0.55 0.56 144 井田 钻孔号 沁新煤矿 煤层名称 沁新煤矿 质量 Ad (%) 9.00 8.71 8.08 9.33 8.61 8.72 St.d (%) 0.28 0.30 0.33 0.36 0.30 0.31 Qgr,v,d (MJ/kg) 33.491 33.416 33.717 33.221 3

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沁新煤矿3号煤层浮沉试验综合表

表3-2-3 浮沉试验编号 产率 (%) 2 11.04 74.77 7.40 1.50 1.14 1.06 3.09 100.00 0.21 100.00 9940004 灰分 (%) 3 2.71 5.29 14.09 25.58 39.71 54.89 76.81 23.55 浮煤 产率 (%) 4 11.04 85.81 93.21 94.71 95.85 95.85 96.91 100.00 Ad (%) 5 2.71 4.96 5.68 6.00 6.40 6.40 6.93 9.09 粒度 累计 比重 沉煤 产率 (%) 6 100.00 88.96 14.19 6.79 5.29 4.15 4.15 3.09 Ad (%) 7 9.09 9.88 34.07 55.84 64.42 71.21 71.21 76.81 13-0.5mm 分选密度级±0.1 密度(kg/l) 8 1.30 1.40 1.50 1.60 1.70 1.80 1.90 产率 (%) 85.81 82.17 8.90 2.64 1.14 0.53 1.06 1 全级 ＜1.30 1.30-1.40 1.40-1.50 1.50-1.60 1.60-1.80 1.70-1.80 1.80-2.00 ＞2.00 合计 煤泥 总计 （二）煤的可选性评价

煤的可选性评价采用±0.1含量法。假定浮煤灰分为6%时，从2号煤层可选性曲线上可查得：浮煤回收率为94.71%，理论分选比重为1.60，±0.1含量为2.6%，扣除沉矸后，±0.1含量为2.7%，属易选煤。

四、煤的风氧化

在井田西部和北部都有3号煤层露头，在煤层露头处煤质变劣，发生风氧化。根据沁源详查勘探成果，在水平面上煤层风氧化带宽度是由煤层露头线内推50m左右划定。

五、煤质及工业用途评价

3号煤层属中灰、中低硫、中热值-高热值、强粘结性的焦煤，可作炼焦用煤。

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8号煤层属中灰、高硫、高热值、弱粘结性的贫瘦煤，脱硫后可作炼焦配煤。 9号煤层属低灰、高硫、高热值-特高热值、弱粘结性的贫瘦煤，脱硫后可作炼焦配煤。

10号煤层属低灰-中灰、高硫、高热值-特高热值、弱粘结性的贫瘦煤，脱硫后可作炼焦配煤。

第六节 有益矿产

区内的其它有益矿产主要是铁矿、铝土矿、石灰岩。 一、铁矿

位于本溪组下部，奥陶系古风化面之上，一般层位稳定，厚度变化大，俗称“山西式铁矿”。 当矿层位于地表露头附近时，经风化淋浴后为褐铁矿。经调查手选品位Fe2O3含量达60%以上，当地居民大量开采，土法冶生铁。沁源详查采样测试结果：三氧化二铁（Fe2O3）含量一般在30%左右，属贫矿类，且矿层厚度变化大，多数埋藏较深，不易探明，又难同煤层综合开采，故工业价值不大。

二、铝土矿

位于本溪组中下部，厚度一般在0.20m-10.40m之间。沁源详查采样测试结果：三氧化二铝(Al2O3)含量为40.16%-69.92%，平均49.20%，二氧化硅（SiO2）含量平均为22.95%，铝与硅比平均为2.14，达到工业边界品位。工业上主要用于提炼Al2O3。

三、石灰岩

主要指奥陶灰岩，层位稳定，厚度大，主要用作建筑材料。

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第四章 水文地质

第一节 区域水文地质

一、区域地表河流

井田西侧为李元河上游，区内仅为冲沟，雨季出现水流，南流或西南流汇入李元河，李元河南流经李元村后折东流沁河，沁河南流入黄河。属黄河流域汾河水系。由于地质构造为单斜,且在局部地段李元河河谷水流及潜水将补给含水层，因此，将对矿井开采产生一定的影响。

二、水文地质单元划分

按照《中国北方主要煤矿区水文地质图集》的划分，本区属于霍山岩溶水系统，构成独立的水文地质单元。霍山背斜以南北走向耸立于矿区西侧，背斜轴部出露地层为元古界及下古生界地层，两翼出露大面积碳酸盐岩地层，成为岩溶地下水的补给区，出露面积约1420km2，背斜西翼受霍山大断裂和太谷大断裂的切割。地下水向南北径流构成南北两个水文地质单元。北单元为介休洪山泉域，泉水从第四系砂砾石中溢出，流量1.4－2.3m3/s，水温14℃， 水化学类型为重碳酸盐硫酸盐型，矿化度0.48g/L；南单元洪洞广胜泉，位于洪洞县城东北15km，霍山背斜的南端与霍山断裂的交汇处，泉口标高581.60m， 流量4.53m3/s，水温14℃，水化学类型重碳酸盐硫酸盐型，矿化度0. 31－0.56g/L；二者水化学类型和矿化度基本近似。本区属于广胜寺泉域，属于泉域北部径流地带。

广胜寺泉位于洪洞县城东15km的广胜寺镇，泉域范围北部自西向东由后悔沟沁源县花坡一段，东部及东南部边界，以奥陶系灰岩顶板埋深600m等深浅为界，可视为阻水边界。西部由南向北分为3段，由胡家沟至圪同一段，灰岩含水层与下盘的碳一二叠阻水岩接触，构成阻水边界，圪同至耙子里一段，岩溶含水层与第四系砾石为半阻水边界，由耙子里至灵石的后悔沟一段，岩溶含水层与前震且系变质岩接触，构成隔水层边界，泉域面积1273km2，其中裸露岩溶岩面积641.51km2。（详见图4-1-1）。

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二、区域含水层

1、第四系冲积洪积含水层：多分布于较大沟谷及两侧一级阶地，大多含水性较好，

为村镇工农业用水的重要水源之一。

2、二叠系砂岩裂隙含水层：区域内广泛出露，多见有小泉水出露，具有一定含水

性，但一般富水性弱。

3、上石炭统石灰岩溶裂隙含水层组：主要为太原组三层石灰岩含水层，其富水性随埋藏深度和所处构造位置不同而变化，为区域主要含水层之一。

4、奥陶系石灰岩溶裂隙含水层：区域西部广泛出露且为地下水补给区，本含水层含水丰富，水质好，为区域主要含水层。

三、区域隔水层

隔水层有本溪组铝土质泥岩或铝土岩，2号煤层底板至K2灰岩之间的粉砂岩、泥岩等；山西组顶界以上由泥岩、粉砂岩等组成。

第二节 矿井水文地质

一、井田地表水及河流

井田地表属黄河流域沁河水系，井田内多为冲沟，较大冲沟位于井田西部边圪桶峪村附近和东北角处，雨季可出现短时洪水流，南流或西南流入李元河，圪桶峪附近洪水位为1233.60m，低于井口标高1282.9m在49m以上，不存在洪水位对井田口及工业广场的影响,但要防止井口附近坡流灌入矿井中。

二、井田含水层

井田的含水层自上而下有： 1、第四系砂砾层孔隙潜水含水层

第四系全新统Q4及上更新统Q3，分布在井田中北部河谷地带，岩性为灰白

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色砂质粘土、亚粘土砂砾层及砾石层，厚度变化大，层位不稳，依地形而异，该层渗水性含水性均好，由于受大气降水和地表水补给条件好，但埋藏厚度薄,不易形成强含水层,因此,属弱富水性孔隙潜水含水层。 2、上石盒子组底部（K10砂岩）裂隙含水层

砂岩含水层较稳定，多呈透镜体，岩性为黄绿色，浅灰绿色中－细粒厚层状石英长石砂岩，埋藏浅时，风化裂隙及节理发育，局部含小砾。钻进消耗量达5.5m3/h，一般钻进消耗量在0.5m3/h以下，泉水流量0.22L/s，因此，该层为弱富水性裂隙含水层。

3、下石盒子组（K9、K8）砂岩裂隙含水层

砂岩含水层位于1号、2号煤层以上，K8为煤层直接充水含水层，岩性为灰白色、灰绿色、黄绿色厚层状石英长石砂岩，多为钙质胶结，裂隙稍发育，钻进消耗量在1.00m3/h以下，一般在0.2－0.5m3/h之间，因此，局部地段受李元河补给出现富水地段，因此，含水层为中等富水性裂隙含水层。 4、太原组石灰岩（K4、K3、K2）岩溶裂隙含水层

K4石灰岩为7号煤直接充水含水层，厚度1.33-6.48m，平均3.99m，岩性为深灰色，致密、块状，裂隙较发育。

K3石灰岩为8号煤直接顶板，厚度2.00-7.00m，平均5.03m，裂隙较发育，随埋深增加裂隙逐渐不发育。

K2石灰岩为9号煤层直接充水含水层，也是太原组的主要含水层，岩性为深灰色，致密、坚硬、性脆石灰岩，一般含有燧石层及透镜体。厚2.22-7.45m,平均厚5.88m，局部较发育，本矿施工的201号水文孔抽水试验单位涌水量为0.004L/s.m，水位标高为1241.02m，属弱富水性裂隙含水层。 5、中奥陶统峰峰组石灰岩岩溶裂隙含水层

奥陶系峰峰组岩溶裂隙含水层是煤系地层下伏的主要含水层，井田内本次勘查施工的201号钻孔上段厚41.80m左右,岩性为质纯、致密、性脆，上部裂隙发育或较发育多层，但厚度多在3-5m之间,钻进时大多出现12-15m3/h的全漏，下部岩层多为完整，裂隙不发育,下段为泥灰岩夹石膏层,可见有角砾状石灰岩，棱角状灰岩碎块被泥灰岩胶结，厚63.76m,钻进时冲洗液消耗量一般在0.5m3/h以下，为相对隔水层。201号钻进峰峰组85m时，观测静止水位时，水位在孔

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底，说明峰峰组在井田内属于透水层。根据井田东3.5km供水井水位，水质重碳酸盐硫酸盐钙镁型，推断本井田水位为950m左右。

三、主要隔水层

11号煤至O2含水层之间隔水层，由铝土泥岩、粉砂岩、泥岩、石英砂岩等致密岩层组成一般厚42.73m，其间的石英砂岩、致密、坚硬，裂隙不发育， 具有良好的隔水性能，在无断裂贯通情况下垂直方向上11号煤以上含水层与O2含水层不发生水力联系。

峰峰组下段泥灰岩石膏层隔水层，石膏层厚度106.30m，深灰色、灰白色，以深灰色块状石膏为主，含不规则纤维状石膏， 局部为角砾状，多与泥灰岩交织在一起，岩芯较完整，为相对隔水层。

2号煤至K4石灰岩之间隔水层，由致密的粉砂岩、泥岩组成，一般厚76.40m，具有良好的隔水性能，在无断裂及陷落柱贯通情况下，垂直方向使2号煤经上含水层与K2含水层不发生水力联系。

2号煤以上各砂岩含水层，由于其间存在厚度较大的粉砂岩、泥岩，且各砂岩含水性又不强，因此，垂直方向2号煤以上各砂岩含水层不发生水力联系。

第三节 矿井充水因素分析及水害防治措施

一、矿井充水因素分析

井田西部边缘为圪桶峪冲沟，雨季出现水流，可以补给冲积层含水层或浅埋藏地段含水层，在导水裂隙带作用下，可进以入下组煤层巷道或采空区，对矿井开采有一定的影响，应引起矿方的高度重视。

2、构造对矿井充水的作用和影响

井田总体地导走向为北北东，倾向南东的单斜构造，断层稀少，仅在井田东南角发育一条落差为30m的正断层，使得井田东南部边缘地带煤层埋藏较浅，风化裂隙发育，以大气降水为主要充水水源，将可能在雨季大气降水成为矿井的主要充水水源，应引起矿方的重视。

3、含水层对矿井开采的充水影响

综合本区各含水层与开采煤层的关系，对矿井开采有直接充水影响的主要有：

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（1）K8砂岩含水层：为1、2号煤层的顶板，弱—中等富水性，对矿井开采具有一定的影响，北部K8层位以上砂岩，由于有厚层的泥岩、粉砂岩隔水层存在，且一般含水性弱，因此不会影响矿井开采。根据“三下”采煤规程中硬岩石导水裂隙带高度计算公式：H1=20+10，计算出3号煤层最大导水裂隙带高度：H1=20+10=29m，因此K8砂岩在井田东南部，埋藏浅，风化裂隙发育，在导水裂隙的影响下，大气降水为主要充水水源。另有在李元河南侧，河水及潜水将补给含水层，成为矿井开采的主要充水水源，通过开采导水裂隙带与上覆砂岩体发生水力联系及李元河潜水发生水力联系，而对矿井开采产生影响。

（2）K2石灰岩含水层：为9号煤层的顶板，为直接充水含水层，一般厚9.23m，9+10号煤上距3号煤层底板约73m左右，下距O2含水层约63m。根据“三下”采煤规程坚硬岩石导水裂隙带高度计算公式：H1=30+10，计算出9、10号煤层导水裂隙带高度：9、10号煤层H1=30+10=55m；小于9号至3号煤层间距，一般不会导通上组煤层的采空区积水，但在井田东南部煤层埋藏较浅，以大气降水为主要充水水源及在导水裂隙和构造裂隙叠加作用下，可以渗入到巷道，对煤矿生产造成威胁。

（3）O2石灰岩含水层：为下组煤层的底板间接含水层，富水性表现弱—中等，一般不会对煤层开采产生威胁，在井田区内南东部10号煤层最低标高990m，不存在带压开采，但要注意南东北部F1断层及其他隐伏构造，断层带内岩石较脆弱，易成奥灰突水。

4、采空区及老窑积水对矿井开采的充水影响： （1）采空区积水

井田内开采2号煤层，充水水源主要为顶板砂岩裂隙水，由于地层总体向东南倾斜，西南部埋藏较浅，并在井田内出现2号煤层露头，这样顶板砂岩裂隙水与基岩风化带裂隙水发生水力联系，顶板裂隙水与降水有一定影响，矿井涌水量90-130 m3/d。经过向原矿方工程技术人员及老工人调查，矿井周围各矿与本矿无越界现象，对井田内采空区所处地质条件和井巷相对位置，根据调查对采空区积水进行了预测估算，其预测结果详见下表。

采空区积水估算采用公式：

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式中：Q——采空区积水量（m3）

采空区积水面积

（m2） 167538 198000 62446 83769 102808 396000 1010551

采空区积水量 （m3） 22000 26000 8200 11000 13500 52000 132700

位置 原李城煤业 原李城煤业 原李城煤业 原李城煤业 原李城煤业 原李城煤业

采空区积水区编号

JS-1 JS-2 JS-3 JS-4 JS-5 JS-6

合计

S——采空区投影面积（m2） α——煤层倾角

M——煤层平均厚度（m） K——充水系数（0.2）

由以上采空区积水，可以得知，井田内由于开采范围较大，积水面积较大，

采空区积水面积 （m2） 80000 7897 87897 采空区积水量 （m3） 1025 12500 13525 位置 井田东 井田东南 采空区积水区编号 JS-1 JS-2 合计 因此在开2、3号煤层、以及下伏煤层时一定要引起高度重视，采取防范措施，防止事故的发生。

2号煤层采空区积水汇总表

（2）周边矿井积水情况

山西沁源康伟李城煤业有限公司南部与山西通洲集团安神煤业有限公司为邻，南西部与山西沁源嘉元煤矿有限公司相邻，山西通洲集团安神煤业有限公司井田西部有2处有采空区；积水量见下表。

周边2号煤层采空区积水汇总表

南西的山西沁源嘉元煤矿有限公司的采空区位于嘉元煤矿井田的西南部，距本井田较远，采空区积水对矿井影响不大，但也应加强防范，采取措施，防止事故的发生。

二、突水性分析

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井田批采的3号煤层的直接充水含水层是下石盒子组砂岩裂隙含水层，间接充水含水层主要为上石盒子组砂岩裂隙含水层、太原组岩溶裂隙含水层和奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层。9、10号煤层的直接充水含水层是太原组岩溶裂隙含水层，间接充水含水层主要为下石盒子组砂岩裂隙含水层和奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层。

井田内各可采煤层均位于奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层水位950m之上，根据突水系数来计算奥灰岩溶水对各可采煤层的影响。

突水系数计算公式：Ts= P=（H0-H1+M）×0.0098 式中： Ts—突水系数，MPa/m；

P—底板隔水层承受的水头压力，MPa； M—底板隔水层厚度，m； H1—煤层底板最低标高 H0—奥灰岩溶水水位标高

奥灰岩溶水水位标高（H0）950m。 各煤层最大突水系数见表4-3-1

根据经验:具有构造破坏的地区，安全突水系数为0.06（MPa/m）。无构造破坏的地区，安全突水系数为0.10（MPa/m），本井田总体为无构造破坏区，但在南东部有F1断层，为构造破坏地区。3、9、10号煤层最大突水系数均小于临界突水系数（0.10MPa/m），故奥陶系灰岩岩溶水对井田内上述煤层突水的可能性小，但要注意南东北部F1断层及其他隐伏构造，断层带内岩石较脆弱，易成奥灰突水。

突水系数计算表

表4-3-1

煤层 3 9、10 煤层底板最低标高 1040 990 隔水层厚度 130 56 水头压力 2.156 0.9408 最大突水系数 0.017 0.017 三、矿井水文地质类型

K8砂岩含水层是开采上组煤层的直接充水含水层，并通过开采导水裂隙带与上覆砂岩体发生水力联系，李元河潜水发生水力联系，并存在采空区积水，因此，上组煤层矿井水文地质条件为中等类型。

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K2石灰岩含水层是开采下组煤层的直接充水含水层，弱富水性，但局部地段可能通过开采产生的塌陷裂隙带接受上部砂岩的充水补给，使富水性增强，下伏奥灰岩溶地下水位标高950m，10号煤层最低标高1210m，不存在带压开采，但要注意南东部F1断层，由于断层带内岩石较弱，易造成奥灰突水。因此，下组煤层矿井水文地质条件为中等类型。

四、矿井主要水害及其防止措施 1、本井田主要水害有：

(1)采空区积水：该矿自投产以来，3号煤层均有不同程度开采，在采空区低洼处有一定积水。

(2)井田各煤层虽然不带压，但要预防隐伏导水构造存在，造成的水害事故的发生。

2、矿井防治水害措施：

矿井防治水害的原则，本矿井直接充水含水层含水性弱，一般不可能产生水害事故，对矿井产生突水事故的主要可能为老窑、采空区积水，开采靠近时应引起注意，并在井下采煤时，掌握突水征兆，其征兆有以下几点：1、煤层发潮发暗，正常情况下煤层是干燥光亮的，当有水渗入时，使之潮湿变暗，说明附近有积水。2、煤壁出汗，煤层是隔水的，当煤层附近和其上方存在有积水，使得煤壁温度低于巷道空气温度，在冷热交换作用下而出汗。3、工作面温度低，迎头必有积水区，当煤层渗透进水后，吸收热量而使工作面温度降低。4、煤壁挂红毒气增生，注意积水老窑，积水年久，煤质变松，裂隙面生锈，由于积水年长日久，水渗入裂隙中挤出气体，这些气体如硫化氢、沼气等在未采掘前被迫压缩于裂隙中，巷道开拓后，获得释放，溢水巷道。上述突水征兆一经呈现，应立即报告有关部门及时组织查明情况，以便及早采取有效措施，妥善处理。

矿井水防治方法：

1、井口要建在历年最高洪水位线（1233.60m）以上，并在井口周转建好防洪提坝及水流通道。

2、按规程在河床两侧留设河床保护煤柱。 3、必须按矿井设计留设矿界煤柱。

4、坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的方针，对可疑地

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段进行探放水，特别是在采空区附近和下部煤层开采时，要提前进行探放，防止造成突水事故。

5、发现透水预兆必须停止作业，采取措施，并向调度室报告。 6、经常清挖井下水仓，保证水仓有足够的容量。 7、配备足够的排水设施，并确保能正常使用。

第四节 矿井涌水量预算

根据矿井开拓面积，开采各煤层主要充水水源为顶板砂岩或石灰岩裂隙水，根据生产矿井及邻近生产矿井调查，矿井涌水以顶板淋水为主，并在局部以裂隙缝出水，矿井经过排水渠流到水仓，排水量测量方法以泵量乘以排水时间得，矿井涌水量的变化规律在雨季有所增大。李城煤矿现开采3号煤层，正常涌水量87m3/d，最大涌水量125m3/d。因此，根据矿井生产能力。预算各煤层涌水量。

1、预算方法及参数

拟采用常规的水文地质比拟法，为开采量富水系数法，有关参数用本矿生产矿井调查及统计，对3号煤层涌水量予以预算。

P0-生产矿井开采量t/d P-设计矿井开采量t/d

F0-采空面积及巷道面积1.683km2 F-设计矿井开采面积5.995km2

李城煤矿生产矿井涌水量Q0及生产能力t/d

3号煤层：正常涌水量87m3/d；最大涌水量125m3/d。原生产能力1500t/d，设计生产能力1800t/d。

2、计算公式和预测结果

Q0P P0Q0Q正常=P=73m3/d

P0Q0Q最大=P=104m3/d

P0KP=

3、预测结果评述

计算所采用的水文地质参数，均系生产矿井水文地质资料，应用水文地质

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比拟法进行预算，预计了正常开采条件下矿井涌水量及最大涌水量，预测方法合理，结果正

确。随着开拓范围的扩大，致使塌陷裂隙的发展。上覆基岩风化带含水层，大气降水

等的影响，矿井涌水量将可能发生变化，因此，必须在生产过程中，加强水文地质工作及时指导矿井安全生产。

第五节 供水水源

奥陶系石灰岩含水层岩溶裂隙发育，富水性强，水质优良，开采奥陶系岩溶水是今后主要的供水方向。

第五章 其他开采技术条件

第一节 煤层顶底板岩石工程地质特征

一、工程地质条件现状评价

目前该矿已开采3号煤层，在开采3煤层时顶板多为较易垮落的泥岩或粉砂岩，故采用全部垮落法管理顶板。底鼓为泥岩或粉砂岩，受矿压影响，会出现底鼓现象。

二、煤层顶底板工程地质特征 3号煤层

顶板多为泥岩，炭质泥岩、泥岩粉砂岩可占70-80%，极少量的细粒砂岩、粉砂岩厚度2.30-5.50m,泥岩厚度1.80-2.50m，裂隙不甚发育，一般组成了稳定性差的顶板。按煤层顶板岩层组成分类为Ⅰ类。底板为砂质泥岩，厚度1.20-2.00m,无裂隙,组成了稳定性差的底板。

9号煤层

顶板为石灰岩，厚度2.22-7.45m,厚层状,质坚硬，性脆，浅部地带具有裂隙，组成了稳定性的顶板。按煤层顶板岩层组成分类为Ⅲ类。底板多为泥岩、粉砂岩，泥岩占到55%，厚度11.0-2.50m，组成了稳定性差的底板。

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10号煤层

顶板为粉砂岩，厚度1.80-3.50m,厚层状,裂隙不甚发育,组成了稳定差—中等的顶板。按煤层顶板岩层组成分类为Ⅰ－Ⅱ类。岩石质量等级Ⅳ～Ⅲ级，底板以泥岩为主，厚度2.00-4.70m，裂隙不发育，组成了稳定性的底板。

三、工程地质条件预测评价

矿区内未有采取过顶底板岩石力学样，详查阶段在2010、2023、2032、2036、2052五个钻孔采取了3、9、10号煤层的顶底板岩石物理力学试验样，该样品全部由“山西煤田地质研究所”测试，现根据上述试验成果对煤层顶板预以评价。见表5-1-1

矿山在开采过程中可能诱发和加剧的主要工程地质问题是顶板管理问题，煤矿生产的特点回采、掘进工作面每时每刻都处在变动之中，加上地质条件变化莫测给顶板管理

单位：MPa 表

煤层 顶板岩性 抗拉强度 ------------ 抗压强度 MPa 类型 底板岩性 抗拉强度 ------------ 抗压强度 MPa 类型 3 泥岩 0.52-1.15 ------------ 11.3-13.6 粉砂岩 1.74-1.85 ------------ 22.9-25.2 不稳定- 中等稳定 泥岩 0.91-1.08 ------------ 17.4-21.8 泥岩 1.53-2.22 ------------ 1.90 不稳定 9 石灰岩 0.85-4.70 ------------ 29.5-136.6 石灰岩 29.50-136.6 -------------- 32.2-53.9 稳定 泥岩 1.13-1.90 ------------ 26.5-36.2 粉砂岩 3.04-4.65 ------------ 27.2-36.3 中等稳定 10 粉砂岩 1.07-1.86 ------------ 24.6-35.1 粉砂岩 35.70-39.70 --------------- 37.5 中等稳定 泥岩 1.06-1.96 ------------ 21.3-27.5 泥岩 35.70-39.70 -------------- 37.50 不稳定- 中等稳定 5-1-1 带来了很大的困难，但是只要选择合理的采矿方法、顶板管理方法，还是可以处理好顶板管理问题的。应严格按照设计的采煤方法进行生产，杜绝违章作业，严格执行《煤矿安全规程》，不断总结以往生产

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中的经验和教训，就一定可以处理好在开采过程中出现的工程地质问题。

第二节 瓦斯

一、矿井瓦斯

根据山西省煤炭工业局文件晋煤安发[2009]91号《关于长治市2008年度30万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，属高瓦斯矿井。详见表5-2-1。

井田及周边煤矿矿井瓦斯鉴定成果表

5-2-1

二、煤层瓦斯

本次勘探施工的9个钻孔全部采取了瓦斯样。均由山西省煤炭地质研究所测试，其测试结果统计详见表5-2-2。

各煤层测试结果统计表

表

5-2-2

表

采样点 山西安神煤业有限公司 (邻矿) 山西新安煤业有限公司(原留神峪东沟煤矿) (本矿) 煤年 层度 号 2007 2 2008 2 2007 2 2006 2 甲烷(CH4) 相对 涌出量 m3/t 18.21 10.85 3.66 3.63 绝对 涌出量 m3/min 9.74 5.97 0.40 0.40 二氧化碳（CO2） 相对 涌出量 m3/t 1.93 1.67 4.75 5.11 绝对 涌出量 m3/min 1.03 0.92 0.52 0.57 批复等级 高 高 低 低 25 / 148

3号煤层：甲烷含量在0.00-0.01ml/g(干燥无灰基),平均0.00ml/g(干燥无灰基)，甲烷成分0.00%，属N2带。

8号煤层：甲烷含量在0.00-0.15ml/g(干燥无灰基),平均0.05ml/g(干燥无灰基)，甲烷成分在0.00%-8.42%,平均2.86%。属N2带。

9号煤层：甲烷含量在0.00-0.24ml/g(干燥无灰基),平均0.07ml/g(干燥无灰基)，甲烷成分

煤层号 3 8 9 10 CH4 ml/g(干燥无灰基) 0.00-0.01 0.00 0.00-0.15 0.05 0.00-0.24 0.07 0.00-0.08 0.02 自然瓦斯成分(%) CO2 N2 3.26-11.61 88.39-96.74 6.64 3.45-9.62 6.31 3.69-10.47 6.87 4.00-23.82 8.06 93.36 83.93-96.02 90.71 81.78-96.28 88.20 75.84-95.15 89.90 CH4 0.00 0.00-8.42 2.86 0.00-14.53 4.08 0.00-5.50 1.46 C2-C8 0.000 0.000-0.530 0.133 0.000-6.800 0.850 0.000-4.720 0.590 在0.00%-14.53%,平均4.08%。属N2带。

10号煤层：甲烷含量在0.00-0.08ml/g(干燥无灰基),平均0.02ml/g(干燥无灰基)，甲烷成分在0.00%-5.50%,平均1.46%。以N2带为主，个别点为N2-CO2带

第三节 煤尘爆炸危险性

在邻矿的安神煤业有限公司和留神峪煤业有限公司各采取2号煤层做煤尘爆炸性试验。结果为：2号煤层无爆炸危险性-有爆炸性危险。详见表5-3-1。

本次勘探在302、102号钻孔中采取3、8、9、10号煤层做煤尘爆炸性测试。结果均为煤尘有爆炸性危险。详见表5-3-1。

因此，在今后生产中仍应加强，防尘爆措施，及时处理浮煤和粉煤，严格控制风流、风速，并进行洒水防尘，以杜绝发生煤尘爆炸。

第四节 煤的自燃倾向性

在邻矿的安神煤业有限公司和留神峪煤业有限公司各采取2号煤层做自燃倾向性试验。结果为: 2号煤层自燃倾向性等级为Ⅲ-Ⅱ类，属不易自燃-自燃煤层。详见表5-3-1。

本次勘探在302、102号钻孔中采取3、8、9、10号煤层做自燃倾向性试验。

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结果为：3号煤层自燃等级属Ⅱ类，属自燃煤层，8号煤层自燃等级属Ⅱ类，属自燃煤层。9号煤层自燃等级属Ⅰ-Ⅱ类，属容易自燃-自燃煤层。10号煤层自燃等级属Ⅰ-Ⅱ类，属容易自燃-自燃煤层。详见表5-3-1。

因此在今后生产中，应选择合理的开拓和采煤方法，加强对采空区的封闭工作，及时清理巷道中浮煤、木屑、油脂等易燃物质，以防发生煤层自燃现象。

据调查本矿及邻矿近年来在井上和井下从未发生过煤的自燃现象。

第六章 环境地质

第一节 地震与矿井稳定性

沁源（南）矿区地处我国“S”地震带山西（临汾）地震带和太行山前（石家庄—邯郸）地震带之间，东西、南三面被现代地震带包围，区域构造应力被周围地震带吸收，处于相对稳定区。本区地震主要发生在晋—获断裂及两侧边缘地带。其表现特征主要是受周围地震活动的影响，轻度有感地震比较频繁，但震级低，多在四级，强震次数不多，据《中国地震动参数区划图》（GB18306-2001），本区属地震峰加速度0.15（g）区，根据（78）省震字第29号通知，本区地震基本为7度。

第二节 地质灾害

一、地质灾害

井田基岩出露较好，尽管风吹日晒使岩石表面风化而产生松动塌落等现象，但目前尚未发生过自然状态下的崩塌、滑坡、泥石流等不良地质现象，亦未造成地质灾害。不过随着煤层开采范围的日益扩大，地下会形成越来越大的采空区，同时在生产中排出大量的地下水致使地下水位下降，时间长了很可能导致地表沉降、塌陷，甚至山体开裂、滑坡、泥石流等地质灾害。若在主要村庄、建筑及公路下留设保护煤柱，可减少其所造成的各种损失。

二、矿区环境地质预测评价

2号煤层采动后，据本区多年的煤层开采实际情况分析，地面水平变形值对地面砖结构建筑物破坏等级为Ⅳ，地面倾斜变形值对地面砖结构建筑物破坏等

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级均为为Ⅳ。采煤对其地面建(构)筑物的影响程度较严重，地面变形危害程度严重，地质灾害危险性大。

本井田2号煤层开采后，容易产生地面变形，山坡地段将会出现地裂缝与塌陷坑，在降水、放炮震动等外部因素的激发下，这些边斜坡原有应力平衡状态补打破，会诱发滑坡、崩塌地质灾害。预测这些地段发生崩塌、滑坡灾害的几率大，发生规模一般为小型，发生地段多为耕地区和林地区，预测评价其危害程度较严重，危险性中等。

矿山采煤还会对水资源产生影响，主要表现为矿坑排水引起地下水疏干，经计算，2号煤层开采后，矿坑排水对碎屑岩裂隙水的影响范围为采动范围外侧95m。实际上，2号煤层开采后，上覆岩体会出现不同程度的跨落，跨落的范围可能要远超出矿界保护煤柱的范围，造成矿坑排水对碎屑岩裂隙水的破坏范围比上述计算数值要大。

三、地质问题防治措施的建议 1、地面塌陷、地裂缝防治方法

(1)对区内受开采影响的村庄、工业广场留设保安煤柱。对预测地面塌陷区进行地面变形监测，以便及时采取防治措施。

(2)对轻度破坏、土层较厚，裂缝未贯穿土层的土地，采用黄土填堵方法，较深的地裂缝应分段开挖、分段全部充填夯实。对破坏程度严重、裂缝透穿土层的土地，按反滤层的原理去填堵裂缝、孔洞。对少量水道及排水部位出现的裂隙，依据破坏程度和裂缝是否影响矿井生产区别对待。

(3)对崩塌治理采取修筑拦挡建筑物，削坡减载，支撑与坡面防护的办法。 2、泥石流的防治方法 (1)及时清理形成泥石流的物源

(2)雨季前必须做好排洪涵洞、河道输导、清淤工作。

第三节 井田水环境

本区地下水主要为奥灰岩溶水，地表水资源主要为季节性河流，一般为小溪或无水，雨季有山洪。矿井开采时对地表水影响不是很大，原因是井田内为李元河上游，且有厚层隔水层阻隔；奥灰岩溶地下水标高在本区推断为950m，

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因此，矿井开采对奥灰岩溶地下水影响不大。对植被的影响主要是开采塌陷使地表出现裂缝，破坏植被生长和潜水径流，保护措施是对地表裂缝要及时回填，以防止潜水的渗漏，使植被正常生长。

矿山采煤还会对水资源产生影响，主要表现为矿坑排水引起地下水疏干，经计算，2号煤层开采后，矿坑排水对碎屑岩裂隙水的影响范围为采动范围外侧95m。实际上，2号煤层开采后，上覆岩体会出现不同程度的跨落，跨落的范围可能要远超出矿界保护煤柱的范围，造成矿坑排水对碎屑岩裂隙水的破坏范围比上述计算数值要大。

矿坑排水引起水环境污染预测。矿山排水包括井下排水和生活污水的排放，井下排水量为30m3/d，主要污染物为SS；生活污水的排放量为40m3/d，主要污染物为SS、BOD5、COD等。在污(废)水外排放前，必须进行严格处理。在污(废)水处理正常运转情况下，污(废)水外排对附近地下水会造成一定的污染；在污(废)水处理非正常运转情况下，所排污废水会对地下水造成严重污染。此外，随着生产的不断进行，煤矿工业广场在生产过程中有一部分煤炭堆放，经雨水淋滤后，势必会对周围地下水造成一定程度的污染。

废水排放处理方法：

工业广场建设处理能力大于污水排放能力的矿坑排水、生活污水处理站，矿坑排水、生活污水经处理后达到排放标准。

第四节 有害物质

井下有害气体主要有CH4、CO、CO2、H2s、SO2、NH3等，这些气体都会对人体健康产生影响，严重时会使人中毒、缺氧，甚至窒息死亡。这些气体排放至空气中，可与大气中的水分结合而形成酸雨，雨水渗入土壤可使土壤因酸性化而板结，影响植物生长。同时酸雨对建筑物也会产生较强的腐蚀作用，缩短其使用寿命。

有害物质及有害元素主要赋存于煤层、煤矸石及煤层顶底板之中。采矿活动中煤矸石的堆放，可使其中的硫化物、磷化物等有害物质在一定的条件下外放、聚集或入渗，造成大气、土壤、地下水及地表水等的污染。因而，矿方应采取一定的防治措施，及时对煤矸石进行处理。

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目前，矿区无矸(废)石堆放，只在煤场有少量煤炭堆放，其中含有硅、硫、钛等元素，经长期风化淋溶，这些元素可能随降水渗入地下，对下部的裂隙水和土壤造成污染。

第七章 矿山开采

第一节 煤矿生产建设情况

以沁源县康伟煤焦有限公司为主体、将原山西沁源李城煤业有限公司、原山西杨氏煤业有限公司、原山西沁新煤焦股份有限公司新安煤矿进行整合，整合后矿井名称为山西沁源康伟李城煤业有限公司，整合后面积（含新增空白区面积）为5.995km 2, 新增面积0.4928 km 2，生产能力由原来30万t/a提升至60万t/a。新增生产能力30万t/a。目前矿井正在建设中，三个井筒均已揭露9+10号煤层，但暂未形成系统。

井口 主井 副井 风井 54坐标系 X Y H 1393.14 1393.56 1404.32 X 4092131.795 4092044.518 4092049.179 4092180.46 19603213.75 4092093.19 19603262.73 4092097.85 19603175.51 80坐标系 Y 19603144.583 19603193.567 19603106.342 H 1393.140 1393.560 1404.320 第二节 井田内小窑开采情况

根据矿方提供资料，将井田内原各矿井情况分述如下（以下坐标均为54北京坐标系）：

根据山西省煤炭资源整合有偿使用工作领导组办公室文件以晋煤整合办核（2006）15号文批准，原李城煤矿将庆东、三角坡煤矿整合，并组成新的山西李城煤业有限公司,批准开采2、3、9、10、11号煤层，整合后生产能力提升为30万t/a。山西省国土资源厅以晋矿整采划字[2007]117号文批准开采2、3、9、10、11号煤层，矿井生产规模核定为30万t/a，现将各矿生产情况分述如下:

原李城煤矿位于李城村以东，圪桶峪村一带，为村办集体企业，2005年由山西省国土资源厅换发采矿许可证，证号为1400000531206，批准开采3、9、

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10、11号煤层，生产规模为9万t/a， 有效期2007年12月。

井田范围拐点坐标：

1、X=4056000.00 Y=19606800.00 2、X=4055530.00 Y=19606800.00 3、X=4055530.00 Y=19607600.00 4、X=4053500.00 Y=19607600.00 5、X=4053500.00 Y=19605960.00 6、X=4056000.00 Y=19605960.00 面积3.724km2。

由于资金等各方面原因，延长了基建周期，目前仍为基建矿井，拟开采太原组9号、10号煤层，根据矿井设计，开拓方式为斜井开拓，采煤方法采用长壁式全部垮落采煤法，主斜井装备双钩串车混合提升，付斜井作回风井，通风方式为抽出式，特征如下表：

表7-2-1

坑口 井型 方位 (°) 坡度角 (°) 18 形状 井筒宽 (m) 3.2 井筒截面 净高 (m) 2.5 面积 (m2) 7.85 支护 备注 井田坐标 X=4053597.42 主井 斜井 N72 半园拱 料石砌碹 Y=37606106.28 H=1225.14 X=4053629.17 付井 斜井 N72 23 半园拱 2.4 2.2 4.90 料石砌碹 Y=37606096.35 H=1229.38 2、原三角坡煤矿

该矿属集体企业，2003年6月由山西省国土资源厅换发了采矿许可证，证号为1400000320301，批准开采2号煤层，生产规模为2万t/a，有效期至2005年6月。

矿区范围拐点坐标：

1、X=4054673.00 Y=19606955.00 2、X=4053993.00 Y=19606955.00 3、X=4053993.00 Y=19606395.00 4、X=4054673.00 Y=19606395.00

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矿区面积为0.3808km2。

该矿曾开采2号煤层，矿井开拓方式为斜井，先期在井田南部开拓斜井，采挖资源储量4.04万t,后又在井田西北部开拓一对新井,斜井开拓,坡角18-23°对井田中部和北部进行了采挖,面积均不大。

2号煤层正常涌水量45m3/d，最大涌水量65m3/d，水量不大，据调查瓦斯涌出量小于10m3/t.d,属低瓦斯矿井。

无越层越界开采行为。 3、原庆东煤矿

该矿属村办集体企业，2004年10月由山西省国土资源厅换发了采矿许可证，证号为1400000431450，批准开采2、3号煤层，生产规模为3万t/a，有效期至2006年12月。

矿区范围拐点坐标：

1、X=4053993.00 Y=19606577.00 2、X=4053993.00 Y=19606990.00 3、X=4053910.00 Y=19606990.00 4、X=4053910.00 Y=19607357.00 5、X=4053540.00 Y=19607357.00 6、X=4053540.00 Y=19606577.00 矿区面积为0.3229km2。

该矿曾开采2、3号煤层，矿井以斜井开拓方式,先期以南东方向,斜井开拓对井中部进行了采挖，2号煤层动用储量18.2万t,后期在井田北部新开拓一对斜井,主要为开采了3号煤层,由于市场煤价较高,生产产量大幅增长，2004和2005年动用储量较大，为5.2万t，开采范围为中北部。

3号煤层正常涌水量42m3/d，最大涌水量60m3/d，水量不大，据调查瓦斯涌出量小于10m3/t.d,属低瓦斯矿井。

无越层越界开采行为。

根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组下发关于《长治市沁源县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复》 (晋煤重组办发〔2009〕82号)，以沁源县康伟煤焦有限公司为主体、将原山西沁源李城煤业有限公司、原山西杨

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氏煤业有限公司、原山西沁新煤焦股份有限公司新安煤矿进行整合，整合后矿井名称为山西沁源康伟李城煤业有限公司，现将新整合的矿井生产情况分述如下：

1、原山西杨氏煤业有限公司

山西省沁源县山西杨氏煤业有限公司由原沁源县韩洪乡韩洪村煤矿及其接替井整合而成。整合前韩洪村煤矿一号井及其接替井均开采2号煤层，生产能力4万t/a，井田面积0.8991km2。资源整合时韩洪村煤矿与东沟煤矿部分矿界进行了调整。并换发了采矿许可证，证号为1400000622120，矿区面积0.8913km2，批准2号煤，生产规模9.0万t/a,有效期2009年9月。

该矿分为1号、2号两个矿井，韩洪煤矿属1号矿井，接替井属于2号矿井，1号矿井于上世纪七十年代兴建，八十年代投产，采用斜井开拓，主井井口座标X=4056113.667,Y=19607044.733,付井井口座标X=4056026.846,Y=19607045.782，采煤方法为长壁式，巷道坑木支护，大巷为串车提升，通风设备为轴流式主扇，瓦斯相对涌出量9.3m3/d.t，为低瓦斯矿井，目前开采面积为0.217km2，动用储量27.0万t。2号矿井始建于1990年，于1992年投产，斜井开拓，主井井口座标

X=4056210.530，Y=19607462.912,H=1312.717；付井井口座标

X=4056261.177,Y=19607419.721，H=1299.809,采煤方法为长壁式，目前开采面积为229000m2，动用储量26.5万t。开采水平为1210m。详见井筒特征表7-2-2。

两斜井开拓，主斜井担负全矿井的提煤排矸，运料进风，副斜井担负全矿井的回风行人任务。

批准开采的2号煤层，属稳定可采煤层，厚0.90m,顶板岩性为粉砂岩，底板岩性为中细粒砂岩，瓦斯含量不高，绝对瓦斯涌出量为7.45m3/min，批复高瓦斯矿井(上年度高)。

井 筒 特 征 表

表7-2-2

煤层 坑口 井型 方位 (°) 坡度角 (°) 形状 (m) 井 筒 截 面 井筒宽 净高 (m) 面积 (m2) 支护 备注 井口坐标 33 / 148

主井 2 副井 斜井 X=4056210.530 94 18 半园拱 3.6 2.0 4.85 料石砌碹 Y=19607462.912 H=1312.717 X=4056261.177 94 17 半园拱 3.2 2.0 4.20 料石砌碹 Y=19607419.721 H=1299.809 斜井

2、原山西沁新煤焦股份有限公司新安煤矿

矿区面积0.9834km2，批准开采2号煤层，已开采井田大部范围，瓦斯相对涌出量为4.58m3/t，绝对涌水量为0.50m3/min，批复为高瓦斯矿井，矿井一般排水量50m3/d，最大排水量60m3/d。煤尘具有爆炸性，自燃倾向性为Ⅱ级，属自燃煤层。

第三节 探采对比

9、10、11号煤层未开采，厚度变化不详。

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第八章 资源/储量估算

第一节 资源/储量估算范围及估算指标

一、估算煤层

本次估算煤层为3号、8号、9号、10号、11号煤层。 二、估算边界、标高和面积 1、估算边界

估算范围由井田边界、采空区边界、煤类分界线、最低可采边界线、煤层风氧化带界线共同圈定。

2、标高及面积

3号煤层起止标高1040-1270m，估算面积1.344km2； 8号煤层起止标高1000-1220m，估算面积2.249km2； 9号煤层起止标高990-1210m，估算面积5.986km2； 10号煤层起止标高990-1210m，估算面积5.986km2； 三、工业指标

3号煤层为焦煤，8、9、10号煤层为贫瘦煤，属炼焦配煤。按照《煤、泥炭地质勘查规范》，煤层最低可采厚度为0.70m，最高可采灰分（Ad）40％，最高硫分（St,d）为3%。

3号、8号、9、10号煤层均符合工业指标，以此来估算煤层的资源储量。

第二节 资源/储量估算方法与参数确定

一、资源储量估算方法

各煤层均采用地质块段法在1：5000煤层底板等高线及资源量估算图上圈定块段，分块段进行资源储量估算。井田内煤层倾角平均小于15°，按照《煤、泥炭地质勘查规范》，利用煤层的伪厚度和水平投影面积估算资源量估算面积直接从计算机上求得。

估算公式：Q＝s×m×d/10

Q－－资源储量 单位:万t

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s－－水平投影面积 单位:k（㎡） m－－煤层伪厚度 单位:m d－－视密度 单位:t/m3

估算厚度为各钻孔的资源储量估算厚度的平均值。

根据本次钻孔煤芯煤样测试结果：3号、8号、9号、10号煤层视密度分别为1.47t/m3、1.47t/m3、1.42/m3、1.41t/m3。

二、资源量估算参数的确定 1、煤层厚度

估算厚度为各钻孔的资源储量估算厚度的平均值。 2、有夹矸的煤层厚度采用原则

夹矸厚度小于煤层的最低可采厚度，且煤分层厚度均等于或大于夹矸厚度时，将上、下煤分层厚度相加，作为采用厚度。

3、最低可采边界线的确定

可采见煤点的资源储量估算与不可采见煤点资源储量估算厚度之间采用内插法确定最低可采点厚度，各最低可采点的连线即为最低可采边界线。

4、零点边界线确定

以见煤工程点与尖灭工程点之间距离的1/2圈定。

第三节 资源/储量类别划分原则

根据《煤、泥炭地质勘查规范》在分析研究井田内构造复杂程度和评价煤层稳定程度的基础上划分各级资源/储量。该井田构造简单，主采9、10号煤层为全区稳定可采煤层，3、8号煤层为不稳定局部可采煤层，据此确定勘查类型为一类一型。

根据确定勘查类型， 稳定煤层9、10号煤层以1000×1000m工程间距及以钻孔连线以外以工程间距的1/2的距离所划定的全部范围圈定探明的经济基础储量（111b），以2000×2000m工程间距及以钻孔连线以外以工程间距的1/2的距离所划定的全部范围圈定控制的经济基础储量（122b），其余为推断的资源量（333）。

不稳定局部可采的3、8号煤层以可采见煤工程点的连线圈定推断的资源量

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（333）。

断层两侧、最低可采边界线及风氧化带内侧50m范围内为推断的内蕴资源量（333）。

第四节 资源/储量估算结果

全井田共获得煤炭资源/储量2277万t,其中探明的经济基础储量（111b）690万t，占总量的30.3%，控制的经济基础储量（122b）337万t， “探明的”+“控制的”1027万t，占总资源量的45.1%，推断的内蕴经济资源量1250万t。（见表8-4-1）。

全井田内各煤层资源/储量汇总表

（截至2009年12月31日）

表

8-4-1 资源储量（万t） 煤层号 3 8 9 10 小计 合计

煤类 JM PS PS PS JM PS JM+PS 111b 287 403 690 690 122b 138 199 337 337 333 148 268 344 490 148 1102 1250 总量 148 268 769 1092 148 2129 2277 111b/ 总量 （%） 37.3 36.9 30.3 111b+122b/ 总量 （%） 55.3 55.1 45.1 第五节 井筒

一、井筒数目及用途

根据井田开拓方案，矿井移交生产及达产时，共布置主平硐、副平硐及回风斜井三个井筒，井筒用途分述如下：

主平硐倾角为3°30'，净宽度B=4200mm，落底到10号煤层。斜长80.5m，内装备800mm带式输送机提煤，另一侧留设检修道。主要担负矿井提煤任务，兼做进风井筒和矿井安全出口。井筒内敷设洒水管路、下井电缆。

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副平硐向外设3%o的流水坡度，净宽度B=5000mm，落底到10号煤层，斜长37.7m，采用无轨胶轮车运输，担负矿井包括人员运送在内的全部辅助运输任务。兼做进风井筒和矿井安全出口。井筒内敷设排水管路、洒水管路、压风管路。

利用原李城煤矿的主斜井和副斜井共同作为整合后矿井的回风斜井，两个井筒并联通风，在井口处通过一段斜巷将两个井筒合并为一个井筒，矿井所有回风均从此井筒风硐排出地面，因此必须将原李城煤矿的主斜井距井口20m的一段刷大到4.5m，净断面14.7m2，作为改造后回风斜井的井口段。回风斜井内设置台阶和扶手，可作为矿井的安全出口。

矿井各井筒特征见表2-5-1。

表2-5-1 井筒特征表 名称及参数项目 1980 纬距X（m） 井口 西安 坐标 坐标系 经距Y（m） 井口标高Z（m） 井底标高 （m） 主水平 主平硐 4054590.000 19605950.000 +1235.000 +1230.000 80.50 4.2 钢筋混凝土碹，500 基岩段 副平硐 4054630.000 19605919.000 +1235.000 +1235.000 37.70 5.0 钢筋混凝土碹，500 料石砌碹，350 14.74（9.41+5.33） 14.7（井口刷大段） 22.37（井口刷大段） 9° 270° 台阶、扶手 回风斜井 4054873.424 19606432.063 +1291.500 3.6/2.5 钢筋混凝土碹，500 井筒长度或垂深（m） 井筒净宽或净直径（m） 井筒支护 方式及厚度 （mm） 表土段 井筒断面积 （m2） 掘 井筒坡度 净 12.39 16.32 表土段 17.58 3°30'00\" 270° 800mm胶带 25.04 3%o 270° 无轨胶轮车 井筒方位角 井 筒 装 备 二、井筒装备

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主平硐：装备800mm胶带输送机。 副平硐：无轨胶轮车。 回风斜井：装备台阶和扶手。

各井筒断面详见插图2-5-1、2-5-2、2-5-3、2-5-4、2- 第六节 一、井底车场型式

依据井田开拓部署，在副平硐底一采区辅运巷北侧设置井底平车场，在井底车场附近适当位置设无轨胶轮车会让站兼倒车硐室供错车之用。井底车场平面布置图详见2-6-1。

二、井底硐室名称及位置

在井底车场附近设有主排水泵房、中央变电所、管子道、井底水仓等硐室。在车场东边约350m的地方设避难硐室。

1、井底水仓布置及容量、水仓清理方式

根据井下巷道布置及主排水泵房位置，设计将井底水仓布置在井底车场北侧，水仓入口设在一采区辅运巷内。主、副水仓平行布置，水仓净断面7.13m2，有效长度约160m，有效容积约1140.8m3。水仓采用无轨胶轮车清理。

2、井底车场主要巷道和硐室支护方式

井底车场巷道沿10号煤层底板布置，该车场内的主水泵房硐室、中央变电所硐室也沿10号煤层底板布置，主水泵房和中央变电所采用联合布置，均采用混凝土砌碹支护。

依据井底车场巷道和硐室所处的围岩特征，井底车场巷道采用锚网喷支护。管子道采用锚网喷支护。

三、井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料、工程量详见表2-6-1。

表2-6-1 井底车场新增工程工程量表

序号 1 巷道名称 井底车场 煤岩 性质 半煤岩 支护 形式 锚网喷巷道 长度 50.0 断面积(m2) 净 16.00 掘进 18.25 井巷 912.50 掘进体积(m3) 硐室 计 912.50 备注 井底车场及硐室

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+锚索 2 3 4 5 6 主排水泵 房及通路 主变电所 及通路 管子道 井底水仓 合 计 半煤岩 半煤岩 岩 岩 砼碹 砼碹 锚网喷 砼碹 50.0 912.50 500 700 315 2000 3515 500 700 315 2000 4427.5

第九章 大巷运输及设备

第一节 运输方式的选择

一、运输方式的选定 ㈠井下煤炭运输方式的选择

根据矿井设计规模、主斜井井筒提升方式、井田开拓布置及目前国内井下煤炭运输技术装备发展情况，确定井下煤炭运输采用胶带输送机运输方式。其理由如下：

1、井下煤炭采用胶带输送机运输，不但可实现自回采工作面至井底煤仓一条龙连续运输，而且运输能力大、增产潜力大、连续运输性强、效率高、易于实现集中自动化管理、维修工作量小、主辅运输互不干扰，对矿井简化生产环节、实现高产高效生产和现代化管理都十分有利。

2、井下巷道大部分均沿煤层布置，就本矿井设计规模和目前国内井下煤炭运输技术装备而言，宜选择胶带输送机运输。

3、事故率低，安全性好。

综上所述，井下煤炭运输选用胶带输送机。 ㈡井下辅助运输方式的选择

矿井辅助运输主要担负井下人员、矸石、材料和设备的运输任务。根据井田煤层赋存特点、开拓方式、生产能力、井下装备水平等因素，矿井辅助运输方式采用无无极绳绞车运输。

二、主要运输巷道断面及支护方式

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设计综合考虑设备运输、通风、掘进、矿压、巷道服务年限等因素，确定各类巷道断面形状及支护方式为：大巷断面形状采用矩形断面，支护方式采用锚网喷，采用W钢带锚索补强。工作面顺槽形状采用矩形断面，支护方式采用锚网，加W钢带锚索补强支护。

井下主要巷道的断面详见断面图册C1207-122-1。

第二节 运输设备选型

一、主运输设备选型

胶带进风顺槽装备B=800mm型带式输送机。运输能力以满足0.6Mt/a生产规模的需要为原则，结合井下综采工作面生产能力、运输大巷条件、煤流系统的能力协调、主运输设备的配套情况，并考虑到综采设备的峰值煤量。 确定输送量为，速度V=3.15m/s。

1、原始数据及工作条件 ⑴煤的品种：原煤； ⑵物料最大粒度：； ⑶物料散密度：； ⑷输送量：；

⑸输送距离：，提升高度m； ⑹井下运输； ⑺带式输送机倾角：； ⑻带宽：B=800mm ⑼带速：V=3.15m/s 2、带式输送机选型计算 ⑴基本数值

每米长度承载托辊转动部分质量； 每米长度回程托辊转动部分质量； 每米长度上胶带质量；

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每米长度物料质量； 模拟摩擦系数；

胶带(钢绳芯)： MA ST/S1250 B=800 mm ST1000N/mm 安全性能（MT668-2008）； ⑵功率计算

传动滚筒的圆周驱动力FU应为输送机上运行阻力之和。

式中： FH——主要阻力 FS1——主要特种阻力 FS2——附加特种阻力 FSt——输送机倾斜阻力 C——附加阻力系数

主要阻力FH包括承载分支的物料、输送带移动以及托辊旋转所出现的阻力。

；

主要特种阻力FS1包括托辊前倾的摩擦阻力和被输送物料与导料槽栏板间的摩擦阻力

式中： C——槽形系数

——托辊和输送机间的摩擦系数 ——托辊前倾角

L——装有前倾托辊的输送机长度

式中： μ2——物料和导料板的摩擦系数

IV——输送能力

l——装有导料板的设备长度

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b1——导料挡板内部宽度 则FS1=507+410=917N

附加特种阻力FS2包括输送带清扫器摩擦阻力Fr式卸料器摩擦阻力Fa

FrAp32400N

式中： A——输送带和输送带清扫器接触面积 P——输送带清扫器和输送带间的压力 μ3——输送带和输送带清扫器间的摩擦系数

倾斜阻力；

传动滚筒正常运行圆周力； 传动滚筒正常运行轴功率；

采用2个驱动单元，则每台驱动电机所需驱动功率

；

选用电机：YB2-315L1-4 N=160kW 3、输送带垂度校核 承载分支最小张力为 Fmina0(qBqG)g10010.7N

8(h/a)ndm回程分支最小张力 FminauqBg7203.0N

8(h/a)ndm4、打滑验算

图3-1-1

输送带工作时不打滑需保持的最小张力

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式中： FU,max——起动时传动滚筒上的最大圆周力

KA——起动系数

校核：带式输送机采用双滚筒传动，功率配比1:1。根据输送机布置形式，确定第一传动滚筒的围包角，,第二传动滚筒的围包角，。

则

由F2min计算各点张力可得

F3F2(qRUqB)fLgqBHg8611.3N10010.7N 不能满足垂度要求，按F3=10010.7重新选取

F1=F2+FU=89220.4N

取第二传动滚筒围包角用尽则

第一传动滚筒 <

满足不打滑要求

胶带安全系数 ：SA=BSt/Smax=8.9 5、逆止力矩计算 带式输送机所需逆止力矩

式中 ML——带式输送机所需逆止力矩（N.m） FH——主要阻力（N），其中模拟摩擦系数取0.016 带式输送机滚筒轴上的逆止装置，额定逆止力矩

式中 M——逆止装置额定逆止力矩（N.m） k2——逆止装置工况系数，取2 该带式输送机主要技术参数见表3-3-1

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井下带式输送机采用PLC带式输送机集中控制系统：主要功能有系统监测功能、皮带监测保护功能、报警显示功能和数据通讯功能，内置了胶带跑偏保护，胶带接头强度监测，速度打滑保护，急停拉线开关闭锁，胶带纵向撕裂保护，漏斗煤堆及满仓保护，烟雾保护，滚筒温度监测，胶带火灾监测，自动洒水、灭火、除尘，输送带张力下降保护，电机过载，超温，煤流监测，起动停车预报及警告信号。系统可通过地面上位机对整个系统的运行进行监控，及时了解带式输送机的运行情况及故障报警位置，直接纳入调度系统。

表3-3-1 胶带进风顺槽带式输送机技术参数及特征表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 项 目 运输量 运输物料 散密度 带宽 带速 输送机倾角 输送距离 输送机提升高度 驱动方式 最大张力 逆止力矩 制动力矩 驱动滚筒直径 钢丝绳芯胶带 MT668-2008 电动机 宽度 带强 型号 15 功率 电压 型号 速比 型号 转速 18 19 自控液压 拉紧装置 制动器 型号 功率 型号 单位 t/h t/m3 mm m/s 度 m m N N.m N.m mm mm N/mm kW V i (TRANSFLUID) r/min kW 45 / 148

胶带进风顺槽带式输送机 Q=550 原煤（0-300mm） r=0.9 B=800 V=3.15 L=1114.0 H=80.0 双滚筒双电机可变充液型液力偶合器软动 F1=89220.4 20591.4 1030 1000 B=800 1000 YB2-315L1-4 两台 N=160 660 M3PSF50 两台 i=25 KPT21 两台 n=1500 ZYL500J-01-100 F=100kN 5.5kW (防爆) BYWZ5-400/201 两台 16 减速机 17 可变充液速型液力偶合器 20 21 22 逆止器 功率 型号 安全系数 型号 330W DSN025 m=8.9 DSJ80/55/2×160 二、井下辅助运输设备

设计选用无轨胶轮车完成矿井辅助运输任务，辅助运输设备选型见第三章第二节。

第十章 采区布置及装备

第一节 采煤方法

一、采煤方法的选择

3号煤层：位于山西组底部，下距9号煤层65.12-79.64m,平均72.18m。煤层厚度0-0.90m，平均0.35m，结构简单，不含夹矸，顶板岩性为泥岩，底板岩性为砂质泥岩，区内在102、302、303、401号钻孔及探槽CT3中可采，其余钻孔均为不可采煤层，综评属不稳定局部可采煤层。

8号煤层：位于太原组中段底部，煤层厚度0-0.87m，平均0.62m，结构简单，不含夹矸，顶板岩性为泥岩，底板岩性为泥岩，区内在201、202、301、302号钻孔中可采，其余钻孔均为不可采煤层，综评属不稳定局部可采煤层。

9号煤层：位于太原组下段的顶部，厚度0.87-0.98m，平均0.92m。不含夹矸，顶板以泥岩为主,个别钻孔为细粒砂岩（101）及泥质灰岩（101），底板为泥岩，属全区稳定可采煤层。

10号煤层：位于太原组下段的中上部，上距9号煤层2.19-3.72m，平均2.67m，煤层厚度1.17-1.71m，平均1.31m。不含夹矸，顶板以泥岩为主,个别钻孔为细粒砂岩(101)及泥质灰岩((101)，底板为泥岩，属全区稳定可采煤层。

根据本井田内煤层的赋存情况、厚度及夹矸、围岩的硬度及稳定性结合本矿的生产规模。可供选择的采煤方法有：

1、薄煤层综采

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沿煤层底板布置机采工作面，一次采出煤层的全部厚度。通过调查，目前极薄煤层机电一体化高效开采关键技术与装备的研制成功，突破了综合机械化开采1.0m煤层厚度的限制，达到了最低开采高度0.8m。通过与炮采工艺对比，综采平均日产是炮采工艺的6.6倍，工效提高了14.6%。但是，根据调查结果，当煤层开采厚度小于1m时，工人的工作环境相对较差，这方面的技术还有待于进一步改善。

2、刨煤机采煤法

刨煤机开采技术是首次成功进行中等及薄煤层开采的技术，大大提高了煤炭生产效率。刨煤机的切割速度可达2.94m/s，切割功率达到2×400kw。根据煤的硬度，每刀截深可达60-195mm。目前，工作面刮板机、刨煤机、液压支架、转载机、破碎机及顺槽胶带输送机等的控制都实现了集中自动控制，它们是通过PM4支架控制系统和PROMOS控制系统这两大系统之间数据的相互传输来实现的。

刨煤机的缺点是投资大，煤层适应性较差，要求煤层赋存稳定，构造少，夹矸少。

3、厚煤层综采（9号、10号煤一次性进行回采）

9号、10号煤带中间夹矸厚度绝大多数厚度在2.93-3.82m之间，仅301一个钻孔显示9+10煤（带夹矸）总厚度为4.64m。设计考虑可沿煤层底板布置机采工作面，一次采出煤层的全部厚度。该采煤方法虽然单产高，但需要大的支架、采煤机、绞车、井巷断面，前期投资较大。优点是煤层回采率高，采出的煤煤质好，从长期看，效益较好。

设计院通过调查目前国内薄煤层采煤方法，认真研究李城煤矿煤层赋存条件，另外结合业主要求，设计推荐9号、10号煤采用大采高综采一次采全高采煤法，3号煤层、8号煤层采用长壁式薄煤层综采采煤法；顶板管理采用全部垮落法。3号煤、8号煤回采时，为保证产量，可适当加大工作面长度，加快工作面的推进度，另外矿方应积极吸收全国先进的薄煤层采煤方法，加强管理，提

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高采煤机的开几率。

二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型

9号、10号煤带中间夹矸厚度绝大多数厚度在2.93-3.82m之间，仅301一个钻孔显示9+10煤（带夹矸）总厚度为4.64m。因此设计认为，采煤机采高选定在3.8m左右为宜。

㈠9+10号煤层采煤工作面设备选型 1、9+10号煤采煤工作面采煤机选型 ⑴采煤机功率计算

按单位能耗计算采煤机装机功率为： N=60 Kb·B·H·Vave·Hw 式中：N——采煤机装机功率，kW；

Kb ——备用系数，取1.5； B ——采煤机截深，取0.63m；

H ——采煤机割煤高度，平均3.53m，最大3.8m，设计取3.8m； Hw——采煤机割煤单位比能耗，按潞安、晋城等矿区实测统计资料，

Hw=0.65-0.85kWh/m3，根据李城煤矿9号、10号煤煤质、裂隙发育等的特点，另外考虑，将9号、10号煤一次采出，中间含有1.30m的夹矸的因素，设计取Hw=0.85kWh/m3；

Vave ——采煤机平均割煤速度，考虑实际取Vave =3.0m/min； N=60 Kb·B·H·Vave·Hw=60×1.5×0.63×3.8×3.0×0.85=366.3kW ⑵9+10号煤采煤工作面采煤机生产能力计算： Q采 = 60MBV采γK

式中：Q采 ——采煤机工作面实际生产能力，t/h； M ——采高，3.53m； B ——截深，0.63m；

V采——给定条件下采煤机牵引速度，3.0m/min；

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Γ ——9号煤1.42 t/m3，10号煤1.41t/m3，设计取1.42 t/m3； K ——总时间利用系数；取K = 0.4

Q采 = 60×3.53×0.63×3.0×1.42×0.4 =227.4t/h

考虑矿井9号、10号煤（包括中间1.3m的夹矸）的总厚度、中间夹有1.3m的夹矸的硬度等因素，设计选用MG300/700-WD型采煤机，经计算，满足设计要求。主要技术参数如下：

采高范围：2.0~3.8m； 机面高度：1450mm； 煤层倾角：≤40°； 装机功率：700kW； 最大牵引力：550kN ； 滚筒直径：2.0m；

滚筒截深：630mm； 牵引速度：0～7.1m/min； 牵引方式：电液互换，无链； 整机重量：41t； 2、可弯曲刮板输送机

工作面可弯曲刮板输送机要满足三个方面的要求： 一是运输能力要与采煤机的瞬时产量相匹配并留有余地； 二是外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；

三是运输机长度与工作面长度一致，矿井工作面长度150m。

考虑上述因素，工作面刮板输送机选用SGZ630/320（准边双链）型可弯曲刮板输送机二部，分别为采煤和放煤所用，其主要技术参数见表4-1-1。

表4-1-1 可弯曲刮板输送机技术特征表

设计 设备型号 长度 (m) 输送 能力 (t/h) 550 刮板 链速 (m/min) 1.1 适应煤层倾角 （°） 0～15 电机 功率 (kW) 2×160 电压 等级 (V) 1140/660 SGZ630/320（准边双链） 150 3、顺槽转载机、破碎机和顺槽胶带机

顺槽转载机、破碎机的转载、破碎能力要求与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩胶带输送机相配套，为此选用SZB-730/75型桥式转载机和PEM1000×650型破碎机。其主要技术参数见表4-1-2、4-1-3、4-1-4。

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表4-1-2 转载机技术特征表 设备型号 SZB-730/75 设计长度 (m) 25 输送能力 (t/h) 630 链速 (m/min) 1.33 电机功率 (kW) 75 电压等级 (V) 1140/660 备注 表4-1-3 破碎机技术特征表 设备型号 PEM980×815 破碎能力 (t/h) 650 最大输入块度 (mm×mm) 980×815 最大排出粒度 (mm) 90~370 电机功率 (kW) 55 电压等级 (V) 1140/660 备注 表4-1-4 顺槽胶带机技术特征表 设备型号 DSJ80/55/2×160 运输能力t/h 550 运距(m) 1100 运输m/s 3.00 电机功率 (kW) 2×160 电压等级 (V) 1140/660 备注 四、工作面顶板管理方式及支护设备选型 1、回采工作面顶板管理方式：全部垮落法。 2、采用估算法进行支护设备选型： P= P岩/1000

=（6～8）M×9.8γ岩cosα/1000 式中：

P――支架支护强度。MPa； γ岩－－顶板岩石密度，2.40t/m3； M――机采采高，平均采高3.53m； α――煤层倾角，（7°）。

则：P=（6～8）×3.8×9.8×2.4×cos（7°）/1000

=0.53～0.71Mpa，取0.71Mpa；

工作阻力： F=PS/1000=6390.0kN，（S=6.0×1.5=9.00m2）

ZY6400/18/38型液压支架支护强度0.8~0.86MPa＞0.71Mpa。工作阻力6400kN＞6390.0kN。

根据液压支架工作阻力计算数据，结合9号、10号煤层赋存情况、煤层厚度及选用的采煤方法，工作面支护选用ZY6400/18/38型液压支架，支架支护高

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度1.8～3.8m，工作阻力为6400kN，支护强度为0.8~0.86MPa。工作面过渡支架选用ZYG6800/18/38型液压支架。回采工作面端头采用四对八梁支护，超前支护采用DZ34型单体柱配HDL-3000型π型钢梁，超前支护距离暂按20m考虑。

9+10号煤回采工作面主要设备配备详见表4-1-5。

表4-1-5 综采一次采全高工作面主要设备 设备名称 双滚筒采煤机 液压支架 过渡液压支架 可弯曲刮板运输机 转载机 破碎机 可伸缩胶带输送机 乳化液泵站 喷雾泵站 单体液压支柱 设备型号 MG300/700-WD ZY6400/18/38 ZYG6800/18/38 SGZ630/320 SZB-730/75 PEM980×815 DSJ50/55/2×160 WRB315/31.5 PB320/63 DZ34 功率（kW） 700 320 75 55 2×160 200 45 备注 五、工作面回采方向 工作面回采方向为后退式。

六、采煤工作面日推进度、年推进度及工作面长度

根据井田内煤层赋存情况、开采条件及选定的采煤设备性能，结合综采一次采全高采煤方法等因素，确定9+10号煤回采工作面长度均为150m。

采煤工作面循环进度0.63m，日循环次数8次，日循环进度为5.04m。 采煤工作面年推进度按下式进行计算： 年推进度=日循环进度×设计年工作日×循环率； 式中：设计年工作日为330d，循环率取0.80，则： 年推进度=5.04×330×0.80=1330.56（m）。 七、采区及工作面回采率

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根据采区巷道布置形式，采煤工作面装备水平及采煤方法，并参照《煤炭工业矿井设计规范》，矿井4层煤均为薄煤层，采区回采率不低于85%，工作面回采率不低于97%。

第二节 采区布置

一、移交生产时采区数目、位置及工作面生产能力计算 ㈠采区及工作面数目、位置

根据推荐的井田开拓方案，结合矿井的井型和工作面装备水平，矿井移交生产及达到设计生产能力600Kt/a时共布置一个采区、一个综采一次采全高工作面。

首采区位置选择：为了尽量减少初期工程量，缩短建井工期，最大限度地节省初期投资，首采区选择在主水平一采区。

㈡工作面生产能力计算

矿井移交生产及达到设计产量时，在9号、10号煤（9+10号煤）布置一个综采一次采全高工作面，工作面生产能力按下式计算：

1、9号、10号煤（9+10号煤）综采一次采全高工作面生产能力按下式计算：

A=M１.l.L.r.C１ 式中：

A——采煤工作面年产量，t/a；

M１——工作面采煤高度平均3.53m，其中煤厚平均0.92+1.31=2.23m；产量计算取2.23m；

l——采煤工作面长度，150m；

L——采煤工作面年推进度，1330.56m；

r——煤的容重，9号煤1.42 t/m3，10号煤1.41t/m3，设计取1.42 t/m3； C１——工作面采煤回采率，取0.98； 则：A=2.23×150×1330.56×1.42×0.98

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=619362.6t/a

掘进煤量按回采煤量的5%计算，则矿井总产量为619362.6×（1+5%）=650330.7t/a≈650Kt/a，能够满足矿井设计生产能力600Kt/a。

二、开采顺序

根据开拓部署，采区开采顺序原则为，各煤层之间有压茬关系的采用下行开采，同煤层采区之间按采区编号顺序进行回采。

三、采区尺寸及巷道布置

一采区东西长约1670m，南北长约2900m。

一采区采区巷道新掘的一采区胶带巷、一采区辅运巷沿10号煤层底板布置，一采区回风巷沿9号煤煤层顶板布置。三条采区巷水平投影间距为40m，均采用锚网喷支护，喷射混凝土厚度为100mm，采用锚索进行补强。在三条采区巷两侧直接布置回采工作面，回采工作面顺槽采用单巷制，顺槽采用锚网支护，采用锚索进行补强。回采工作面采用后退式开采。

采区巷道布置见插图4-2-1、图4-2-2。 四、采区煤流、辅助运输、通风、排水系统 1、采区煤流系统

回采工作面的原煤经过如下环节到地面：

9号、10号煤开采时：采煤工作面的煤经工作面刮板机→胶带运输顺槽→一采区胶带巷、主平硐→地面。

掘进工作面的原煤经过如下环节到地面：掘进机→胶带运输机→一采区胶带巷、主平硐→地面。

2、辅助运输系统

9号、10号煤开采时：副平硐→一采区辅运巷→辅运回风顺槽、顺槽掘进头→回采工作面（掘进工作面）。

3、通风系统

9号、10号煤开采时：副平硐（主平硐）→一采区胶带巷（辅运巷）→胶

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带进风顺槽 → 回采工作面→ 辅运回风顺槽→一采区回风巷→回风大巷→回风斜井 → 地面。

达到设计生产能力时采区工作面特征见表4-2-1。

表4-2-1 达到设计生产能力时回采工作面特征表

采煤工作面 采区名称 个数 9号、10号煤 装备 煤层平均厚度 （m） 1 3.53 采高 （m） 3.53 放煤高度 （m） ----- 长度 （m） 150 年推进度 （m） 1330.56 年生产能力 （kt） 650 第三节 巷道掘进

一、巷道断面和支护形式

设计综合考虑设备运输、通风、掘进、矿压、巷道服务年限等因素，确定各类巷道断面形状及支护方式为：采区胶带巷、采区辅运巷和回风大巷（采区回风巷）巷道断面形式为矩形断面，净断面积分别为10.92m2、16.00m2、14.40m2，支护方式采用锚网喷支护，W钢带锚索补强支护；工作面顺槽形式为矩形，胶带进风顺槽和辅运回风顺槽净断面积均分别为11.18m2、16.00m2，支护方式采用锚网，W钢带锚索补强支护；开切眼断面形式为矩形， 9+10号煤工作面切眼按27.30m2考虑，支护方式为锚杆支护。详见巷道断面图册。

二、井巷掘进进度指标 平硐井筒：表土60m/月； 半煤岩巷：250m/月； 硐室及交岔点： 700m3/月。 三、掘进工作面个数及装备

根据回采工作面推进度及各类巷道掘进进度，本着以保证矿井正常生产时合理的采掘关系为原则，矿井达到设计生产能力600kt/a时，布置两个综合掘进工作面。主要配备EBJ132掘进机、局部扇风机、胶带运输机等设备。掘进工

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作面主要机械设备表见表4-3-1。

表4-3-1 序号 1 2 3 4 5 6 7 设备名称 掘进机 胶带运输机 锚杆锚索打眼安装机 锚杆锚索打眼安装机 局部扇风机 探水钻机 转载机 掘进工作面主要机械设备表

设备型号及规格 EBJ-132 SSJ800/2×40 MQT-85C3 MQTB-55/1.7C KDF-6.3 MYZ-200 JZP-100A 单位 台 台 台 台 台 台 台 数量 2 2 2 2 4 2 2 备注 四、矿井生产时采掘比例关系，矸石量预计

矿井达到设计生产能力600kt/a时，共布置1个回采工作面，2个掘进工作面，采掘比1：2。

矿井生产时，由于4层煤均为薄煤层，因此井下矸石量较大，预计井下总矸石量为200kt/a。

五、井巷总工程量

矿井移交生产时新增井巷工程8093.80m，其中煤巷7819.4m，占96%，岩巷274.4m，占4%，硐室掘进体积4115.02m3。万吨掘进率为134.9m。井巷工程量见表4-3-2。

表4-3-2 新增井巷工程量汇总表

序号 1 2 3 4 5

工程名称 井筒 井底车场及巷道 硐室 大巷及采区巷道 合计 井巷长度（m） 煤 7819.4 7819.4 岩 189.40 50.0 274.4 274.4 计 189.40 50.0 8093.80 8093.80 硐室体积 （m3） 4115.02 4115.02 备注 55 / 148

第十一章 通风和安全

第一节 概况

一、瓦斯

㈠矿井2010年瓦斯预测情况

2010年8月山西沁源康伟李城煤业有限公司委托河南理工大学瓦斯防治技术及装备研究所对该矿井下9号、10号煤层瓦斯涌出量做了预测，并于2010年9月提交了矿井瓦斯涌出量预测报告。预测结果及建议如下：

1、根据瓦斯含量和瓦斯组分测定结果，该区域9、10号煤层瓦斯含量小，9+10号煤层瓦斯中的甲烷（CH4）组分为0～14.53%，平均2.77%；二氧化碳（CO2）组分为3.69～23.82%，平均7.46%；氮气（N2）组分为75.84～96.28%，平均89.05。李城煤业有限公司井田内9号、10号煤层全部处于瓦斯风化带；煤田地质史和煤层埋藏深度是导致李城煤业有限公司井田内9、10号煤层处于瓦斯风化带的主要原因。

2、根据确定瓦斯风化带下部边界的相对瓦斯涌出量指标，对9、10号煤层开采时的矿井瓦斯涌出量进行了预测，预测结果为：9、10号煤层开采一采区时，矿井最大相对瓦斯涌出量为2.4m3/t，矿井最大绝对瓦斯涌出量为3.03m3/min；9、10号煤层开采二采区时，矿井最大相对瓦斯涌出量为1.33m3/t，矿井最大绝对瓦斯涌出量为1.68m3/min。

3、按照《煤矿安全规程》第133条的规定，李城煤业有限公司开采9、10号煤层期间，属于低瓦斯矿井。

4、建议矿井随着开拓区域的扩大和煤层开采深度的增加，加强9、10号煤层的瓦斯含量测定工作，并根据测定结果及时修正矿井瓦斯涌出量预测结果。

㈡钻孔分析数据

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本次勘探施工的10个钻孔全部采取了瓦斯样，均由山西省煤炭地质研究所测试，其测试结果统计详见表5-1-1。

表5-1-1 各煤层测试结果统计表 煤层号 3 8 9 10 CH4 ml/g(干燥无灰基) 0.00-0.01 0.00 0.00-0.15 0.05 0.00-0.24 0.07 0.00-0.08 0.02 CH4 0.00 0.00-8.42 2.86 0.00-14.53 4.08 0.00-5.50 1.46 自然瓦斯成分(%) CO2 N2 3.26-11.61 88.39-96.74 6.64 3.45-9.62 6.31 3.69-10.47 6.87 4.00-23.82 8.06 93.36 83.93-96.02 90.71 81.78-96.28 88.20 75.84-95.15 89.90 C2-C8 0.000 0.000-0.530 0.133 0.000-6.800 0.850 0.000-4.720 0.590 3号煤层：甲烷含量在0.00-0.01ml/g(干燥无灰基),平均0.00ml/g(干燥无灰基)，甲烷成分0.00%，属N2带。

8号煤层：甲烷含量在0.00-0.15ml/g(干燥无灰基),平均0.05ml/g(干燥无灰基)，甲烷成分在0.00%-8.42%,平均2.86%。属N2带。

9号煤层：甲烷含量在0.00-0.24ml/g(干燥无灰基),平均0.07ml/g(干燥无灰基)，甲烷成分在0.00%-14.53%,平均4.08%。属N2带。

10号煤层：甲烷含量在0.00-0.08ml/g(干燥无灰基),平均0.02ml/g(干燥无灰基)，甲烷成分在0.00%-5.50%,平均1.46%。以N2带为主，个别点为N2-CO2带。

㈢以往数据

根据山西省煤炭工业局文件晋煤安发[2009]91号《关于长治市2008年度30万吨/年及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，邻矿(山西安神煤业有限公司)为高瓦斯矿井，山西新安煤业有限公司（原留神峪东沟煤矿，被整合矿）为低瓦斯矿井。具体批复情况详见表5-1-2。

表5-1-2 井田及周边煤矿矿井瓦斯鉴定成果表

煤层号 甲烷(CH4) 相对 涌出量 m3/t 57 / 148

绝对 涌出量 m3/min 二氧化碳（CO2） 相对 涌出量 m3/t 绝对 涌出量 m3/min 批复等级 采样点 年 度 山西安神煤业有限公司 (邻矿) 山西新安煤业有限公司(原留神峪东沟煤矿) (本矿) 2007 2008 2007 2006 2 2 2 2 18.21 10.85 3.66 3.63 9.74 5.97 0.40 0.40 1.93 1.67 4.75 5.11 1.03 0.92 0.52 0.57 高 高 低 低 原李城煤矿、原杨氏煤矿均属基建矿井，没有瓦斯涌出数据；新安煤矿被鉴定批复为低瓦斯矿井；根据钻孔瓦斯测定为N2带，该矿3~10号煤层瓦斯含量低；另外根据河南理工大学瓦斯防治技术及装备研究所提交的该矿井下9号、10号煤层瓦斯涌出量预测报告，李城矿井在9号、10号煤层开采期间为低瓦斯。综合分析，李城煤业有限公司为低瓦斯矿井。

二、煤尘爆炸性

在邻矿的安神煤业有限公司和留神峪煤业有限公司各采取2号煤层做煤尘爆炸性试验。结果为：2号煤层无爆炸危险性-有爆炸性危险。详见表5-1-3。

本次勘探在302、102号钻孔中采取3、8、9、10号煤层做煤尘爆炸性测试。结果均为煤尘有爆炸性危险。详见表5-1-3。

表5-1-3 煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性鉴定结果 煤尘爆炸性试验 名称 鉴定 (采样地点) 单位 鉴定时间 煤层号 火焰 长度 (mm) 最低岩粉用量 (%) 煤层自燃倾向性试验 煤的 吸氧量 (%) 等级 自燃 倾向性 鉴定结论 山西安神煤业 有限公司 （邻矿） 山西留神峪 煤业有限公司 （邻矿） 山西煤矿矿用安全产品检验中心 2009.9.27 2 无 无爆炸性 0.5064 Ⅱ 自燃 2009.4.20 2 25 60 有爆炸性 0.9236 Ⅲ 不易自燃 自燃 自燃 不易自燃 自燃 自燃 102 302 3 山西9 省煤炭地2010.08.18 10 质研3 究所 8 20 15 15 10 20 65 60 65 60 65 有爆炸性 有爆炸性 有爆炸性 有爆炸性 有爆炸性 0.65 0.69 0.70 0.65 0.68 Ⅱ Ⅱ Ⅲ Ⅱ Ⅱ 58 / 148

9 10 30 20 65 65 有爆炸性 有爆炸性 0.72 0.71 Ⅰ Ⅲ 容易 自燃 不易自燃 因此，在今后生产中仍应加强，防尘爆措施，及时处理浮煤和粉煤，严格控制风流、风速，并进行洒水防尘，以杜绝发生煤尘爆炸。

三、煤的自燃发火性

在邻矿的安神煤业有限公司和留神峪煤业有限公司各采取2号煤层做自燃倾向性试验。结果为：2号煤层自燃倾向性等级为Ⅱ类，属自燃煤层。详见表5-1-3。

本次勘探在302、102号钻孔中采取3、8、9、10号煤层做自燃倾向性试验。结果为：3号煤层自燃等级属Ⅱ类，属自燃煤层，8号煤层自燃等级属Ⅱ类，属自燃煤层。9号煤层自燃等级属Ⅰ类，属容易自燃煤层。10号煤层自燃等级属

Ⅲ类，属不易自燃煤层。此次矿井防火按Ⅰ类易自燃进行设计。4层煤自燃情况

详见表5-1-3。

根据邻矿山西安神煤业有限公司资料，2号煤层自燃发火期为90天。因此在今后生产中，应加强对采空区的封闭工作，及时清理巷道中浮煤、木屑、油脂等易燃物质，以防发生煤层自燃现象。

据调查本矿及邻矿近年来在井上和井下从未发生过煤的自燃现象。 四、地温

据沁安普查勘探时进行了钻孔地温测试，根据测试结果，地温梯度为每百米0.9℃，属地温正常区。

本区未进行地压测试。

第二节 矿井通风

一、通风方式和通风系统的选择

根据井田开拓部署，井田采用平硐开拓。主平硐、副平硐进风，回风斜井回风。

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通风系统为中央分列式。通风机的工作方式为机械抽出式。 二、风井数目、位置、服务范围及年限

矿井移交生产时共布置主平硐、副平硐和回风斜井三个井筒，其中主平硐、副平硐进风，回风斜井回风。主平硐、副平硐和回风斜井三个井筒均服务于整个井田，井筒服务年限即为矿井服务年限。

三、掘进通风及硐室通风

井下掘进巷道采用KDF-6.3型局部扇风机通风。后期二采区变电所采用独立通风。井下中央变电所、主排水泵房、管子道及消防材料库等硐室采用串联通风，信号硐室、摘挂钩硐室及井筒躲避硐等硐室采用扩散通风。

四、矿井风量、风压及等积孔的计算 ㈠矿井风量计算

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 Qra=4.N.Kaq 式中：

Qra——矿井总进风量，m3/min；

N——井下同时工作的最多人数，66人（按最大班时考虑）； Kaq——矿井通风备用系数，取1.20。 则Qra=4×66×1.20=316.8m3/min=5.3m3/s。

2、按采煤面、掘进面、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算： Qra=（∑Qcf+∑Qhf+∑Qur+∑Qsc+∑Qjlc+∑Qqt）Kag 式中：

∑Qcf——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/s； ∑Qhf——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s； ∑Qur——硐室实际需要风量的总和，m3/s；

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∑Qsc——备用工作面实际需要风量的总和，m3/s；

∑Qjlc——井下工作的防爆柴油机无轨胶轮车需要风量的总和，m3/s； ∑Qqt——矿井除采煤、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。

Kaq——矿井通风系数，取1.20。 ⑴采煤工作面实际需要风量计算

矿井主要开采3号、8号、9号和10号煤层，根据矿井煤层赋存条件，矿井4层煤均为薄煤层，3号、8号煤局部可采，9号和10号全区稳定可采，平均间距1.30m。为了使矿井顺利达产，设计将9号、10号煤层采用综采一次采全高联合开采。采煤工作面实际需要风量主要根据工作面瓦斯、二氧化碳涌出量，兼顾工作面温度、风速和工作面环境卫生条件进行计算，并取其中的最大值。矿井的瓦斯数据情况详见第五章第一节，通过分析，设计认为采用河南理工大学瓦斯防治技术及装备研究所对该矿井下9号、10号煤层联合开采时的瓦斯涌出量预测数据比较合理。

①气象条件计算

Qcf=60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl 式中：

Vcf——采煤工作面风速，取1m/s；

Scf——采煤工作面平均过风断面，取20.90（3.8×5.5=20.90）m2； Kch——采煤工作面采高调整系数，取1.2。 Kcl——采煤工作面长度调整系数，取1.1。 70%——有效通风断面系数； 60 ——单位换算产生的系数； Qcf = 60×70%×Vcf×Scf×Kch×Kcl = 60×70%×1×20.90×1.2×1.1 =1158.70m3/min

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=19.3m3/s。 ②按CH4涌出量计算

q采瓦=（回采工作面日产量×相对瓦斯涌出量）/60×工作面生产时间 式中：q采瓦——工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；

回采工作面设计日产量为：1818.2 t/d；根据河南理工大学瓦斯防治技术及装备研究所提交的矿井瓦斯报告：矿井相对瓦斯涌出量为m3/t。

则q采瓦=（1818.2×2.4）/1440=3.0m3/min；

根据《煤矿安全规程》规定CH4浓度不得超过1%。 则Q采 =100×q采瓦×K采通

=100×3.0×1.5=450m3/min=7.5m3/s。 式中：Q采——采煤工作面所需风量，m3/s；

K

采通

——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，一般情况下取

1.2-1.6。根据山西长治地区9号、10号煤瓦斯的赋存特点，结合李城煤矿实际瓦斯涌出情况，设计取K采通=1.5。

③按CO2涌出量（取山西新安煤业有限公司2006年的CO2涌出量数据）计算

q CO2=（回采工作面日产量×相对瓦斯涌出量）/60×工作面生产时间 式中：q CO2—工作面绝对CO2涌出量，m3/min；

则qCO2=（1818.2×5.11）/1440=6.45m3/min；

根据《煤矿安全规程》规定CO2浓度不得超过1.5%。 则Q采 =100÷1.5×qCO2×K采通

=100÷1.5×6.45×1.5=645m3/min=10.75m3/s； 式中：Q采——采煤工作面所需风量，m3/s；

K采通——采煤工作面CO2涌出不均匀的风量备用系数，同瓦斯涌出，设计取K采通=1.5。

④按回采工作面同时工作的最多人数计算

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Q采=4·N

式中：Q采——工作面配风量，m3/min；

N——回采工作面同时工作的最多人数，按29人； 则：Q采=4×29=116m3/min＝1.93m3/s；

由上面计算可知，工作面需风量取最大值即取Q采=19.3m3/s。 ⑤回采工作面风速验算

回采工作面风量应满足：15Sc≤Q采≤240Sc

Sc——回采工作面有效过风断面面积，取14.63（20.90×0.7=14.63） m2， 15Sc=15×14.63=219.45m3/min=3.66m3/s 240Sc=240×14.63=3511.20m3/min=58.52m3/s Q采=19.3m3/s，符合风速要求。

因此，回采工作面所需风量∑Q采=19.3m3/s，备用工作面风量取9.65 m3/s。 ⑵综掘工作面实际需要风量计算

①按CH4涌出量计算（取值同工作面通风计算）

掘进工作面按最大掘进断面16.00m2进行计算，按日进尺13.3m 计算，日产煤为167.58t。

Q绝=100 qCH4×Kc

式中：q CH4 ——绝对瓦斯涌出量，m3/min；

Kc——工作面瓦斯涌出不均匀的备用系数，一般情况下取1.5-2；取值方法：连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值，取经验值K掘通=2.0；

而：qCH4=2.4×167.58/1440=0.28（m3/min） 则：Q绝= 100×0.28×2=56（m3/min）=0.9m3/s。 ②按CO2涌出量计算

q CO2=（掘进工作面日产量×相对二氧化碳涌出量）/60×工作面生产时间 式中：q CO2—工作面绝对CO2涌出量，m3/min；

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则qCO2=（167.58×5.11）/1440=0.59m3/min；

根据《煤矿安全规程》规定CO2浓度不得超过1.5%。 则Q采 =100÷1.5×qCO2×K采通

=100÷1.5×0.59×1.4=55.1m3/min=0.92m3/s； ③按局部通风机吸风量计算

为避免局扇吸入循环风及预防局扇吸风口至回风口段瓦斯积聚，以下式计算：

Q掘=Q扇·I＋0.25S

式中：Q扇—掘进工作面局扇的实际吸风量，掘进选用KDF-6.3型局部通风机，

功率为2×15kW，其额定吸风量为450-230m3/min。

I—掘进工作面同时通风的局部扇风机台数，该矿掘进工作面的局扇为1台； 0.25—煤巷允许最低风速，单位m3/s； S—掘进巷道断面，最大净断面为16m2。 则Q掘=450÷60×1＋0.25×16=11.5m3/s。 ④按掘进工作面同时工作的最多人数计算

Q采=4·N

Q采——工作面配风量，m3/min；

N——掘进工作面同时工作的最多人数，按9人； 则：Q采=4×9=36m3/min＝0.6m3/s； ⑤掘进工作面风量验算 a、按最低风速验算

煤巷掘进工作面的最低风量Q煤（单位：m3/min）：

Q煤≥15 S掘

Q煤≥15×16=240m3/min=4.0m3/s 满足最低风速要求。 式中 15—按煤巷掘进工作面最低风速的换算系数；

S掘—掘进工作面的平均断面积，m2。

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b、按最高风速验算：

Q煤≤240 S掘

Q煤≤240×16=3840 m3/min=64m3/s 满足最高风速要求。 式中 240—按掘进工作面最高风速的换算系数； S掘—掘进工作面的平均断面积，m2。 综上所述每个综掘工作面Q掘=11.5m3/s。

根据矿井掘进工作面布置形式，矿井共布置两个综掘。 ⑶硐室实际需要风量

矿井3号煤采区、主水平二采区开采时设采区变电所，采用独立通风，所需风量按2m3/s考虑。矿井其它硐室采用串联通风。 （4）其它巷道需要风量的计算

其它用风地点风量按3.0m 3/s考虑 （5）矿井总进风量

Q矿进=（19.3+2×11.5+2+9.65+16.2+3.0）×1.20=87.78m3/s，取88m3/s。 综合⑴、⑵、⑶计算结果，矿井总进风量为88m3/s，其中主平硐进风量28m3/s，副平硐进风量60m3/s，回风斜井回风量88m3/s。

4、风量分配

将矿井总进风量分配到井下各用风地点，具体配风量分配如下： 综采工作面： 25m3/s； 备用工作面：13m3/s； 综掘工作面：14×2m3/s； 后期二采区变电所：3m3/s；

其它(掘进头停掘不停风及联络巷等)：22m3/s。

设计风量分配数据仅为一理论数值，生产中还应根据井下的情况变化和瓦斯涌出量数值，相应调整风量分配数值。

㈡负压计算

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矿井负压采用下式计算：

h＝

式中：h—井巷摩擦阻力，Pa；

α——井巷摩擦阻力系数，N·s2/m4； L———巷道长度，m； P—井巷断面净周长，m； S——巷道断面积，m2； Q——井巷通过的风量，m3/s；

根据矿井生产初期回采工作面及掘进工作面的井下具体位置及风机合理的服务年限，经计算，矿井通风容易时期、通风困难时期的矿井通风总阻力分别为655.08Pa、1890.95Pa，见表5-2-1，5-2-2。矿井容易、困难时期通风系统及网络图详见图5-2-1，5-2-2。

㈢等积孔

矿井等积孔根据下式计算： A=1.19Q/h0.5

式中：A——矿井等积孔，m2；

Q——矿井风量，m3/s； h——矿井负压，Pa。

经计算通风容易时期矿井等积孔：Amax=4.09m2 经计算通风困难时期矿井等积孔：Amin=2.41m2 该矿通风容易时期、困难时期通风难易程度均为容易。 五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施 ㈠井下主要通风设施

设计采用的通风设施及构筑物有风门、调节风门、密闭、风桥和风帘等，其结构和设计简述如下：

1、风门：铁制，设在进、回风巷之间，用于隔绝风流和便于行人、检修等。

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2、调节风门：木制或铁制，用于调节通过巷道的风流大小、安设在大巷、掘进工作面、独立通风硐室的回风通道等需要调节风流的巷道中。

3、密闭：分为永久密闭和临时密闭两种，用于隔绝风流。永久密闭用实心砖或混凝土块砌成，砂浆抹缝，在进风巷一侧墙面抹上砂浆。临时密闭用空心混凝土块砌成，不需砂浆抹缝，但要在进风巷一侧墙面抹上砂浆，主要设在临时不用的巷道口。

4、风桥：主要用于进回风巷交叉处，回风巷从进风巷上方通过时形成风桥，使进风风流不泄露。

5、风帘：采用不燃性材料制作，主要设在回采工作面的上隅角，用于疏导风流。

㈡防止漏风和降低风阻的措施

1、废弃巷道应采用挡风墙及时进行永久密闭。

2、井下风门、调节风门等通风建（构）筑物，布置在巷道水平段及直线段，安全、可靠性较强，当通风设施受采动影响后，应及时修复防止漏风

3、大巷两侧各留40m的隔离煤柱，防止裂缝处短路漏风。

4、为降低巷道的摩擦阻力系数，适当加大了井巷净断面积，并在通风线路上，尽量减少断面变化及直角弯道。

5、采区巷道布置中，尽量避免采用风桥、减少了局部阻力。 六、矿井通风系统的合理性、可靠性和抗灾能力分析

本次整合矿井投产时，共布置主平硐、副平硐、回风斜井三个井筒。主平硐担负矿井原煤运输兼进风任务，副平硐担负矿井包括人员运输在内的辅助运输兼进风任务，回风斜井担负矿井回风任务。

㈠矿井通风方式及通风系统对矿井安全的保证程度和措施

矿井为低瓦斯矿井，采用中央分列式通风系统，主平硐、副平硐进风，回风斜井回风；当矿井发生灾害时，人员能迅速撤至地面，这种通风系统是安全可靠的。矿井通风方式是抽出式，此方式使井下风流处于负压状态，当主要通

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风机因故停止运转时，井下的风流压力提高可减少采空区瓦斯涌出量，对安全十分有利，漏风量小，通风管理简单，是国内外矿井最常用的一种通风方式。

所有井巷断面均满足通风要求，通风负压小。矿井有三个安全出口全部通至地面，满足规程“矿井安全出口不少于两个”的规定。

1、矿井大巷及采区巷均采用锚网喷+锚索支护。为降低巷道的摩擦阻力系数，适当加大了井巷净断面积，并在通风线路上，减少断面变化及弯道。

2、采区巷道布置中，尽量避免采用风桥、减少了局部阻力。

3、矿井主通风机，工况点位于风机的稳定运行区，该机具有性能良好、效率高、易于操作、噪音低等优点。

4、在回采工作面上隅角附近设置一道帆布风障，迫使一部分风流清洗上隅角，防止瓦斯积聚。

5、在主要进、回风巷中，均建立测风站。每10d进行一次全矿井测风。对采掘工作面和其它用风地点，应根据实际需要随时测风，每次测风结果应记录并写在测风地点的记录牌上。应根据测风结果采取措施，及时进行风量调节。

6、扩散通风距离不能大于6m。巷道及硐室必须以不燃性材料支护、并处于稳定岩层中，巷道宽度必须大于1.5m。

7、主通风机房内应有反风操作系统图。通风机运行应有操作规程及设备运行记录，发现异常，应立即报告有关部门。

8、局部通风机风筒必须采用抗静电、阻燃风筒。

9、局部通风机因各种原因停风时，必须撤出人员，切断电源。临时停工地点，不得停风；否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入，并向矿调度室报告。

综上所述：本矿井通风系统合理、完整、可靠具有较强的抗灾能力。 ㈡矿井开拓、采掘布置、风井数目与井筒装备和设施对矿井安全的影响。 1、本矿井采用平硐开拓，中央分列式通风系统与机械抽出式通风方式。通风系统简单、通风构筑物少、通风阻力小、易于管理，对矿井安全生产非常有

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利。

2、井下采区巷道符合《规程》“采区进、回风巷必须贯穿整个采区，严禁一段为进风巷、一段为回风巷”的规定。

3、井下所有通风巷道中的风流速度均满足《规程》第101条的规定。主要巷道采用锚网喷支护+锚索支护，硐室采用锚网喷或混凝土砌碹。

4、矿井采掘工作面均采用独立通风，其进风和回风均不经过采空区或冒顶区，符合《规程》第114、116条的规定。

5、矿井共布置主平硐、副平硐、回风斜井三个通风井筒。主平硐、副平硐进风，回风斜井回风。三个井筒均可作为安全出口满足至少2个安全出口的规定，保证井下人员在灾害发生时能及时、安全的撤出到地面。

㈢回采及掘进工作面局部通风的保证程度和措施

矿井回采工作面采用独立通风。回采面是以其回风顺槽中瓦斯浓度不超过1%、CO2浓度不超过1.5%，进行配风，可确保回采面有害气体不超过规程规定，实现安全生产。掘进工作面均采用局部扇风机压入式通风，安设局部扇风机的巷道的供风量均可防止循环风的发生，可保证掘进面的安全，进而保证矿井的安全生产。

㈣矿井风量与通风网络对安全的保证程度

矿井风量根据《煤矿安全规程》按实际需要量计算及分配，各用风地点与主要风路均为并联关系，有相对独立的进、回风系统，所以是安全可靠的。在生产过程中要经常测量各用风地点风量及各种参数，及时调整风量。

㈤矿井通风设备及设施的保证措施

1、加强安全培训、提高职工素质及责任心。

2、加大安全方面投入，严格按有关规定及设计设置通风设施，购置通风设备。

3、通风设备及设施应建立完善的检查制度，及时维修，使设备及设施始终处于良好运行状态。

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4、经常检查各用风地点的风量，及时调整调节风窗面积，使各用风地点风量不低于设计风量，风速符合《煤矿安全规程》规定。

5、主要通风机风机及电机均应处于良好状态，反风设施应根据《煤矿安全规程》要求，进行定期检查、测试。

第三节 灾害预防及安全装备

矿井兼并重组整合前煤矿未发生过水、瓦斯、顶板等灾害。但对矿井整合前未发生过的水、瓦斯、顶板等灾害不能掉以轻心，矿井在基建和生产过程中，必须坚持“安全第一”的方针，严格执行《煤矿安全规程》的规定和国家有关安全生产的法令法规，制定出相应的作业规程，操作规程及详细的安全措施。

一、预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 ㈠预防瓦斯爆炸的措施

1、必须加强通风管理，矿井通风必须做到连续、有效、稳定。井下各用风地点的风量必须严格控制，达到设计所要求的风量。由于本矿井采用中央分列式通风系统，各用风地点风量差别较大，并非靠自然分配就能达到其用风风量，因此需通过通风设施进行风量调整，而风量调整和分配又往往是“牵一点而动全面”，是非常繁琐而重要的工作，在实际生产中必须引起足够重视。生产中采掘工作面和生产巷道中的瓦斯浓度必须严格控制在《煤矿安全规程》允许范围之内，并要及时处理局部积存的瓦斯，当局部瓦斯超限时，必须马上停产进行处理，待瓦斯浓度降低到《煤矿安全规程》允许范围之内时方可恢复正常生产；局部巷道风速过高或过低时，应利用井下通风设施来保证巷道的最高和最低风速要求，满足《煤矿安全规程》的要求。

在采掘工作面及有机电设备和瓦斯易于积聚的地方，设置瓦斯报警仪，以保证回采和掘进工作面的安全。

2、严格控制和管理生产中可能引火的热源，绝对禁止明火入井。 3、生产过程中，应及时密闭废弃巷道及采空区，以减少瓦斯涌出和防止工作人员误入。因矿井改造，在生产施工中难免会对原先封闭的巷道启封，启封

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密闭时应采取以下措施：⑴打开密闭时要防止瓦斯涌出伤人，通风、瓦斯监测人员应加强监测。⑵打开密闭后，将局扇置于新鲜风流一侧，采用压入式通风，风筒逐步向前延伸。

4、强化井下生产人员的安全生产意识，必须贯彻安全第一的原则，加强对井下通风管理人员的技术培训和业务学习。通风管理人员应正确熟练掌握通风检测设备的使用及保养。瓦斯检测人员必须跟班在回采面、掘进面等井下生产地点，及时检测井下各地点的瓦斯浓度，掌握煤层瓦斯涌出规律，发现问题及时处理，坚决杜绝一切安全隐患，确保矿井的安全正常生产。

5、隔爆措施

由于在瓦斯、煤尘爆炸发生时，二者存在相互促进和相互作用情况，因此瓦斯隔爆措施与粉尘隔爆措施应统一考虑。

㈡防止煤尘爆炸的措施 1、防尘措施

矿井采取综合防尘措施，建立完善的防尘洒水系统。对于产生煤尘的地点，设计采取了以下防尘措施：

⑴通风防尘：通风防尘是稀释和排除工作地点悬浮粉尘，防止过量沉积的有效措施。通风防尘要有合理的风量和风速，以排除粉尘。最低排尘风速为0.25～0.5m/s，最优排尘风速为1.5～2.0m/s。设计在各进风巷道和回风巷道风量变化较大的地方设有风速监测探头，连续检测各巷道的风速和风量，使风量在满足各用风地点需要的同时，风速控制在最优排尘风速。

⑵消除落尘：定期测定风流中的粉尘量，定期清扫和冲洗巷道帮顶、支架和设备表面上的煤尘，清除转载点处的浮煤，对主要大巷采用石灰浆刷白。

⑶井下输送机、装煤机和其它转载地点都设喷雾洒水装置，生产中应经常进行维护，确保喷雾洒水装置的完好和正常工作。

⑷防尘用的消防洒水供水系统，设计有过滤或沉淀装置，以保证水质清洁。 ⑸喷雾洒水设备指定专人管理和维护，不得任意拆除。

⑹在采区回风、掘进巷道、采煤工作面回风、主要回风大巷设风流净化水

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幕。

⑺井下所有车辆要保持完好，防止遗漏污染巷道，发生扬尘。

⑻矿井的综合防尘措施及组织与管理制度，由矿长每年组织编制和实施。 2、采掘工作面防尘措施

⑴掘进井巷和硐室时，必须采取湿式钻眼、冲洗井壁巷帮、水炮泥、爆破喷雾、装岩（煤）洒水和净化风流等综合防尘措施；

⑵采煤机必须安装内、外喷雾装置。截煤时必须喷雾降尘，内喷雾压力不得小于2MPa，外喷雾压力不得小于1.5MPa，喷雾流量应与机型相匹配。如果内喷雾装置不能正常喷雾，外喷雾压力不得小于4MPa。无水或喷雾装置损坏时必须停机；

⑶掘进机作业时，应使用内、外喷雾装置，内喷雾装置的使用水压不得小于3MPa，外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa；如果内喷雾装置的使用水压小于3MPa或无内喷雾装置，则必须使用外喷雾装置和除尘器；

⑷破碎机安装有防尘罩和喷雾装置； ⑸在采、掘工作面回风巷设风流净化水幕；

⑹锚喷采用潮料喷浆，同时使用锚喷除尘器或气流搅拌机； ⑺采掘工作面的工人应按规程规定配戴防尘口罩。

3、煤层预注水。采煤面配备煤层注水设备，对煤层进行采前预注水。 据地质报告煤层中水分：3号煤层原煤水分为1.23%，8号煤层原煤水分为1.32%，9号煤层原煤水分为1.16%，10号煤层原煤水分为0.78%，根据煤矿安全规程规定煤层含水量小于4%的，需对煤层进行预注水。由于矿井9号、10号煤一块开采，经过加权平均后，9号、10号煤工作面的注水按原煤含水量0.93%进行设计。

⑴注水方式选择

根据采区巷道布置和采煤方法，结合煤层特征，回采工作面煤层注水选用工作面超前动压注水工艺、设计选用较先进的长孔煤层注水方式，即在回采面回风顺槽超前工作面推进度一个月，垂直煤壁打长钻孔的注水方式。

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⑵注水参数的确定

根据煤层节理裂隙发育情况、工作面长度、注水时间和注水压力、注水钻机能力，确定单向钻孔长度为140m，钻孔角度与煤层倾角度基本一致，钻机选用MYZ-200、22kW钻机，开钻直径87mm，钻孔间距20m。

⑶封孔方式的选择及封孔长度的确定

封孔方式分为水泥砂浆封孔和封孔器封孔两种，根据确定的注水方式和煤层特征，设计选用封孔器封孔方式。

封孔深度一般通过实验和生产实践确定，封孔深度暂按2m考虑，生产实中可进行适当调整。

⑷注水系统的选择

注水系统分为静压注水系统和动压注水系统两类，鉴于本矿井煤层注水钻孔较长、注水压力较大，设计选用动压注水系统。注水泵型号为5D-2/150、12kW，注水泵流量2m3/h，压力15MPa。钻孔注水的水必须是无杂质的清水，对于动压注水，更应保证水的质量，不得有木屑和泥砂。

⑸9+10号煤层注水的压力、速度、单孔注水量、时间的确定 ①注水压力

本矿煤层注水采用动压注水，设计考虑以实测煤层注水压力为准，届时由注水泵站调整煤层注水压力。

②单孔注水量

钻孔注水量按下式计算： Q=B·L·M·γ·（W1-W2）·K 式中：

Q——一个钻孔注水量，m3； B——孔间距20m； L——工作面长度，150m；

M——煤层厚度，9+10号煤层0.92+1.31=2.23m；

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γ——煤的容重，9号煤1.42/m3，10号煤1.41/m3，设计取1.42/m3； W1——注水后要求达到的水分，取4%；

W2——煤层原有水分，9号、10号煤工作面取0.93%；

K——考虑围岩吸收水分、水的漏失和注水不均匀系数，取1.4。

则9+10号煤层工作面Q=20×150×2.23×1.42×（4%-0.93%）×1.4=408.3（m3） ③矿井日注水量

矿井日注水量按下式计算： Q日=K1·G·（W1-W2） 式中：

Q日——矿井日注水量，m3； K1——注水系数，取1.3；

G——矿井计划注水回采工作面日产量： 9+10号层1876.9t。 则Q9+10号层日=1.3×1876.9×（4%-0.93%）=74.9（m3） ④注水流量（或注水速度）与注水时间

注水流量与注水压力直接相关，由于注水压力暂无法确定，注水流量也无法计算，建议在矿井投产后取实测值。

注水时间为钻孔开始注水至煤体全面湿润为止，注水煤体全面湿润的标志为湿润范围内煤壁出现均匀的“出汗”渗水。注水时间通常为7～10天。

⑤回采工作面注水设备及仪器

煤层注水钻机： MYZ－200型， 1台； 煤层注水泵： 5D-2/150， 1台； 等量分流器： DF-3型， 4台； 夹布压力胶管（与泵配套）： 20m； 冷拔无缝钢管（与泵配套）： 120m； 高压钢丝编制胶管（与泵配套）： 100m； 弹簧式压力表： 5个；

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高压闸阀： J13H-160Ⅲ， 4个； 快速接头： K型， 30个； 安全阀 ： 6个； 封孔器： YPA-120， 3个； 煤层注水表： DC-4.5/200， 2个； 内螺纹升降止回阀： H41H-160， 1个； 钢制三通： 5个； 叶轮湿式水表： 1个； 便捷式快速水分测定仪： WM-A 1个。 ⑹煤层注水水源

煤层注水水源取自井下消防洒水管网。从回采工作面顺槽给水管网中接水管至注水泵站，将水注入1辆容量为2m3的移动储水箱中，注水泵从储水箱中吸水加压向煤层注水。

4、防爆措施

⑴定期清洗巷壁，清扫和运出巷道中沉积的煤尘； ⑵加强通风管理，控制巷道风速，以防止煤尘飞扬； ⑶采取撒布岩粉； ⑷井下严禁使用明火；

⑸加强电气设备管理，严禁失爆。 5、隔爆措施

本矿为低瓦斯矿井，4层煤均具有煤尘爆炸性，根据《煤矿安全规程》要求，防止爆炸由局部扩大为全矿性的灾害，设计采用在井下容易发生爆炸的地点设置隔爆水棚，对井下瓦斯、煤尘爆炸进行隔爆，设置地点如下：

主要隔爆水棚设置地点：

⑴矿井两翼与井筒相连通的运输大巷和回风大巷； ⑵相邻采区之间的集中运输巷和回风巷；

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⑶相邻煤层之间的运输石门和回风石门； 辅助隔爆水棚设置地点： ⑴采煤工作面进风巷和回风巷； ⑵采区内的煤巷、半煤巷掘进巷道；

⑶采用独立通风，并有煤尘爆炸危险的其它巷道和隔绝与煤仓、装载点相通的巷道

隔爆水棚的水源由井下消防洒水管路提供。 6、隔爆水棚设计 ⑴水袋棚的结构与选型

设计水袋棚水袋的结构为：主隔爆水棚规格容积为80L，型号为GBSD-80，矩形断面，长900mm，宽480mm，高270mm，辅助隔爆水棚规格容积为40L，型号为GBSD-40，矩形断面，长600mm，宽400mm，高250mm，水袋全部为塑料制品。

⑵水袋棚的布置与计算 ①布置方式及架设要求

水棚的布置方式为集中式。水袋底面距巷道底板高度不小于1.8m，水棚排间距1.2～3m。主要隔爆棚区的棚区长度不小于30m，辅助隔爆棚区的棚区长度不小于20m。水棚与巷道的交岔口、转弯处、变坡处之间的距离不小于50m。水袋在巷道中的安装方式呈横向吊挂布置。水袋外边缘与巷壁、支架、顶板、构筑物之间的垂直距离不小于100mm。各排水棚的安装高度应一致。水棚设置在巷道的直线段内。

水袋棚距掘进头、回采工作面上下口、装载点距离为60～200m。 ②水袋棚设置地点

根据采区巷道布置，设计共设置主要隔爆水袋棚8组，辅助隔爆水袋棚14组。

③每组水袋棚水量计算

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每组水袋棚水量依下式计算： G=g·S 式中：

G――总水量，kg；

g――每m2巷道需水量，kg/m2。主要隔爆棚不小于400L/m2，辅助隔爆棚不小于200L/m2；

S――巷道净断面积，m2。胶带巷、辅运巷、回风巷（回风大巷）净断面分别为10.92m2、16.00m2、14.40m2，运输顺槽和回风顺槽净断面分别为11.18m2和16.00m2；

则：主要隔爆水袋棚总水量为：

胶带巷、辅运巷、回风巷（回风大巷）每组主要隔爆水袋棚总水量为： G≥400×10.92（16.00、14.40）=4368（6400、5760）L； 胶带进风顺槽和轨道回风顺槽每组辅助隔爆水袋棚总水量为 G≥200×11.18（1600）=2236（3200）L； ④单架水袋棚水量计算

设计选用水袋规格型号GBSD80、GBSD40，其规格分别为80L、40L，在胶带巷、辅运巷、回风巷中，每架水袋棚设水袋4个，则单架水袋水量为80×4=320L。胶带进风顺槽、辅运回风顺槽每架设水袋4个，则单架水袋水量为40×4=160L。

⑤水袋棚架数

胶带巷、辅运巷、回风巷主要隔爆水袋棚每组架数为4368（6400、5760）/320=13.65（20.0、18.0）架，取14（20、18）架；

胶带进风顺槽和辅运回风顺槽辅助隔爆水袋棚每组架数为2236（3200）/160=13.975（20）架，取14（20）架。

⑥水袋棚区长度L L=n.C

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式中：

n――水袋棚架数，

C――水袋棚间距，水袋棚取1.2～3.0m，

主要水棚的棚区长度不小于30 m，辅助水棚的棚区长度不小于20 m。 胶带巷、辅运巷、回风巷主要隔爆水袋棚区长度为 L =14（20、18）×3.0=42（60、54）m；

胶带进风顺槽和辅运回风顺槽辅助隔爆水袋棚长度为L =14（20）×2.0=28（40）m。

⑶水袋棚给水系统

水袋棚给水水源为井下消防洒水给水系统。在设有隔爆水袋棚的地点，均有井下消防洒水管路通过，在胶带运输巷每隔50m，其余巷道等每隔100m，设置带DN50闸门的三通，管口配有消防接口及水龙带，水袋棚可由其给水或补水。

二、启封密闭的安全措施

李城煤矿整合前已生产多年，因此井下存在巷道密闭等情况，本次设计除利用原李城煤矿的主斜井、副斜井作为整合后的回风斜井外，井下均为新掘巷道，不利用的巷道，矿方要及时封闭。考虑井下存在巷道密闭等情况，为保障在启封密闭时能安全、顺利进行相关工作，根据《煤矿安全规程》及相关规定，制订以下安全措施。

⑴开启密闭时，矿长必须亲自在现场指挥，瓦斯检查员必须在现场经常检查瓦斯浓度，如果瓦斯浓度或二氧化碳超限，则必须按照矿井制定的瓦斯排放安全措施进行瓦斯排放工作。

⑵在进风一侧装好专门的局部送风机，风机的风量必须小于进风巷的总进风量且风机离回风口的距离大于30m，必须保障风机不至于吸入循环风。

⑶局部通风机及其开关地点附近10m以内风流中的瓦斯浓度，其深度不超过0.5%时，方可人工开动局部通风机向独头巷道送入有限的风量，逐步排放积

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聚的瓦斯，同时还必须使独头巷道中排出的风流与全风压风流混合处瓦斯和二氧化碳深度都不超过1.5%。

⑷风机的送入风量应通过收紧或放松捆在风筒上的绳子来实现调节，且应有专人按照瓦斯检查员的指令认真负责执行。

⑸撤出与开启密闭工作无关的所有井下工作人员。

⑹确定污风排放的路线，此路线内的所有电器都必须切断电源。 ⑺先开启一个小孔，瓦斯检查员在档头经常检查瓦斯浓度，当瓦斯浓度达到1.5%时，应指令调节风量人员减少风量的送入量，逐步降低瓦斯浓度。

⑻开启密闭工作人员必须始终位于外侧，严禁将头或身体其他部位拉伸入开启孔内，以防窒息事故。

⑼开启孔的扩孔过程中，工作人员必须轻拿轻放所有工具，敲打过程中，锤子必须由外则向内册敲打，严禁自内向外敲打，且尽量采用撬等非敲击的手段以减少敲打过程中产生的火花。

⑽如果档头瓦斯、二氧化碳超限，应立即停止一切活动。

⑾排放瓦斯后，经检查证实整个档头风流中的瓦斯浓度不超过1%、氧气浓度不低于20%、二氧化碳浓度不超过1.5%且稳定半个小时后瓦斯浓度仍没有变化时，才能扩大开启孔。

⑿进入巷道前，必须按矿井制定的瓦斯排放安全措施有关规定进行瓦斯排放且在确认安全的情况下，才能在安全矿长带领下由外向内逐渐伸入，安全排放密闭区所有巷道的瓦斯。

三、火灾预防 1、防灭火方法的选择

本次勘探在302、102号钻孔中采取3、8、9、10号煤层做自燃倾向性试验。结果为：3号煤层自燃等级属Ⅱ类，属自燃煤层，8号煤层自燃等级属Ⅱ类，属自燃煤层。9号煤层自燃等级属Ⅰ类，属容易自燃煤层。10号煤层自燃等级属Ⅲ类，属不易自燃煤层。此次矿井防火按Ⅰ类易自燃进行设计。

煤矿防灭火方法包括煤自燃预测预报及防灭火技术及装备的选择。煤层火

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灾监测与早期预报是矿井火灾预防与处理的基础，是矿井防灭火的关键。只要能够准确、及时地对煤层自燃火灾进行早期预报，就能做到有的放矢地采取预防煤层自燃火灾的措施，从而避免自燃事故的发生。因此，矿井火灾束管监测系统是开采自燃煤层的重要装备之一。

根据地方煤矿特点及防灭火经验，选择KYSC-1 型井下移动式火灾气体束管采样监测系统，借鉴近年来综采防灭火经验，采取了以预防为主、防治结合、针对难点综合治理的措施，主要有工作面采后采用黄泥灌浆、注凝胶及喷洒阻化剂防灭火方法。

2、煤的自燃预防措施 ⑴开拓开采方面的措施

①矿井现批采的3号、8号属自燃煤层，9号属容易自燃煤层，10号煤层属不自燃煤层，此次防火按Ⅰ类易自燃进行设计，因此布置在煤层内的主要巷道均采用不燃性材料支护。

②回采工作面采用了综采采煤法，机械化强度较高，推进速度较快，减少煤的爆露时间，降低煤层自燃的机率。

③在开采顺序上按照“采区前进式，区内后退式”进行开采。 ④井下机电硐室采用不燃性材料支护。 ⑵通风方面的措施

①回采工作面采用后退式开采，“U”型通风系统，对防止自燃发火有利。 ②回采工作面采完后及时构筑密闭墙，加强对采空区的密闭管理。

停采线 采空区束管 采空区 开切眼

采样泵 束管采样点 图5-3-1 采空区束管布置图

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⑶监测方面的措施

①在工作面设自燃发火观测点，并建立监测系统，建立自燃发火预测预报制度。

②在井下设置KYSC-1 型井下移动式火灾气体束管采样监测系统 在进、回风顺槽按一定间距布置束管采样器，采空区气体成份测定范围大约距工作面150m左右，约50m设一个测点，保持采空区内部进、回风侧各三个探头，上下顺槽同时观测。

⑷地面色谱分析

井下通过束管采样仪采样并送至地面色谱分析，分析参数主要有O2、N2、CO、CO2、CH4、C2H6、C2H4、C3H8，正常情况下，每天早班检测一次，工作面异常时，每班检测二次。

3、防灭火方法 ⑴对采空区进行黄泥灌浆 ①灌浆系统

本次设计采用集中灌浆系统，为全矿灌浆服务，灌浆方法采用随采随灌，即随采煤工作面推进的同时向采空区灌注泥浆。在灌浆工作中，灌浆与回采保持有适当距离，以免灌浆影响回采工作。

②灌浆方法

采用埋管灌浆法，沿回风巷在采空区预先铺好灌浆管(一般预埋5～8m钢管)，预埋管一端通采空区，一端接胶管，胶管长一般为20～30m，灌浆随工作面的推进，用回柱绞车逐渐牵引灌浆管，牵引一定距离灌一次浆，要求工作面采空区能灌到足够的泥浆。

③灌浆参数的选择

a、工作制度：与矿井工作制度相匹配，但需注意以下原则：

灌浆工作是与回采工作紧密配合进行。设计灌浆为三班灌浆，每天灌浆时间为10h，若矿井自燃发火严重，且所需灌浆的工作面较多，宜采用四班灌浆，每天灌

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浆时间为15h。

b、灌浆所需土量

日灌浆所需土量按下式计算： Q土=K·G/γ煤 式中：

Q土—日灌浆所需土量，m3/d；

G—矿井日产量，根据设计，日产量为1876.9t；

γ煤—煤的容重，根据地质报告，9号煤层容重为1.42t/m3，10号煤层容重为1.41t/m3，设计取1.42t/m3。

K—灌浆系数，为灌浆材料的固体体积与需要灌浆的采空区容积之比，取0.15。

则：Q土=0.15×1876.9/1.53=184.0（t） c、日灌浆所需实际开采土量 Q=αQ土 式中：

Q—日灌浆所需实际开采土量，m3/d；

α—取土系数（考虑土壤含一定杂质和开采，运输过程中的损失）；取1.1。 Q=αQ土=1.1×184.0=202.4（t） d、灌浆泥水比的确定

灌浆泥水比应根据泥浆的输送距离，煤层倾角，灌浆方式及灌浆材料和季节等因素通过试验确定，一般情况下为1：5，冬季时为l：6。

e、每日制泥浆用水量 每日泥浆用水量按下式计算： Q水1=Q土·δ 式中：

Q水1—制备泥浆用水量，m3/d：

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δ—泥水比的倒数，取5。 则：Q水1=184.0×5=920.0（m3/d） f、每日灌浆用水量

每日泥浆用水量按下式计算： Q水2=K水·Q水l 式中：

Q水2—灌浆用水量，m3/d：

K水—用于冲洗管路防止堵塞的水量备用系数，取1.1。 则：Q水2=1.1×920.0=1012.0(m3/d) g、每日灌浆量 Q浆1=(Q水1+Q土)M 式中：

Q浆1—日灌浆量，m3/d： M—泥浆制成率，取0.93 其余符号同前。

则：Q浆1=(920.0+184.0)×0.93=1026.72（m3/d） ④对灌浆材料的要求

a、颗粒要小于2mm，而且细小颗粒（粘土：≤0.005mm者应占60～70％）要占大部分。

b、主要物理性能指标 比重为：1.8～2.4t/m3 塑性指数为9～11(亚粘土)

胶体混合物（按MgO含量计）为25～30％： 含砂量为25～30％，（颗粒为0.5～0.25mm以下） 容易脱水和具有一定的稳定性。 c、不含有可燃物

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⑤制浆的主要设备见表5-3-1，黄泥灌浆池布置现场图见下图：

表5-3-1 黄泥灌浆设备一览表 序号 1 2 3 4 5 6 7 设备名称 破碎机 球磨机 水 泵 泥浆搅拌机 管路（无缝钢管） 污 水 泵 供水管（软管） 设备型号 2PGC450×500双齿辊 MQS1224 ZBA-6B 自制 φ108×6 PN φ30 功率 8 55 3 3 单位 台 台 台 台 米 台 米 数量 2 2 2 2 1500 6 200 ⑵井下注凝胶灭火施工工艺

凝胶防灭火技术是近几年发展起来的新型防灭火技术，该技术集堵漏、降温、阻化、固结水等性能于一体，较好地解决了灌浆、注水的泄漏流失问题；技术工艺及设备与井下有限作业空间等实际条件的适应性，使该技术在灭火过程中充分发挥其效能，快速有效地控制和扑灭火势。已成为煤矿井下必不可少的防灭火技术之一。

该技术具有如下特点：

①灭火速度快：由于胶体独特的灭火性能，其灭火速度很快，通常巷道小范围的火仅需几小时即可扑灭，工作面后方大范围的火也只需几天即可扑灭。

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②安全性好：胶体在松散煤体内胶凝固化、堵塞漏风通道，故有害气体消失快；在高温下，胶体不会产生大量水蒸汽，不存在水煤气爆炸和水蒸汽伤人危险。

③火区启封时间短：注胶灭火工程实施完，不需等待(《煤矿安全规程》规定各项指标达到启封条件后还需观察稳定一个月才能启封)，即可启封火区。

④火区复燃性低：高温区内只要有胶体渗透到的地点都不会复燃。 <1>凝胶材料选择及配比

凝胶由基料、促凝剂和水按比例混合而成。

设计比例：基料：促凝剂：水=10：4：86（重量比）。 <2>注胶设备

①注胶设备：XD-2型凝胶泵2台，一用一备。

该设备是一种用来输送凝胶（水+基料+促凝剂）的泵组。它可自动地将水、基料、促凝剂按一定比例混合后，经三个出液口输送到用胶地点。根据各种材料的配比不同，凝胶混合液可在十几秒至几十分钟内形成固态胶体，用于煤矿直接灭火和堵漏。

②输送胶管

输送胶管规格见表5-3-2。

表5-3-2 输送胶管规格 主泵井口胶管 内径 （mm） 19～20 长度 （m） ≤4 主泵井口胶管 内径 （mm） 19～20 长度 （m） ≤300 辅泵进口胶管 内径 （mm） 32～33 长度 （m） ≤6 辅泵进口胶管 内径 （mm） 24～26 长度 （m） ≤300 <3>设备连接（见图5-3-2）

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图5-3-2 注胶设备连接图

<4>操作步骤 ①起动操作：

a、首先检查机器各紧固螺丝，不得有松动现象。

b、检查各泵和流量调节器（变速器）油箱内的润滑油，必要时加入各自的润滑油。泵用润滑油是30～40号机油，变速器用专用的UD润滑油（不可用其它机油代替）。

c、盘车检查各泵能否转动自如。 d、检查电器开关、起动器。 e、检查各输送胶管、接头和过滤网。

f、将主泵吸水管和溢流管放入配好促凝剂的水箱中；将胶管的吸管和溢流管放入胶料箱(或胶料桶)中。

g、打开混合器出口的三个阀门。待起动正常后再按需要关掉1～2个。任

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何情况下必须保证有一个阀门全开且畅通。

h、接通电源。 ②注胶过程中的操作

a、待基料料箱内的基料注完后，可在不停机的情况下快速地把吸料管和溢流管换进另一只基料料箱中，这样可保持连续注胶。

促凝剂箱只需不断地往料箱中补充材料，不需要来回移动吸料胶管。 b、胶料流量无级调节器(变速器)只能在泵运转的情况下调节，严禁停机时调节。

c、泵的调压器是用来限定注胶压力并防止电机过载的，供货时已经调好，不要随意调节。注胶时若发现溢流管有溢流，首先要检查输送管和混合器是否堵塞，混合器出口阀门是否打开。一般情况下是不会有溢流的。

③停泵操作

a、注胶结束后，必须将主泵和胶泵都输送清水3分钟以上，并同时将混合器的三个出料阀门都打开，以保证泵内、管内和混合器内没有混合液和胶料存在。

b、将各泵的吸管从清水箱中拿出，将吸口放在无粉尘和杂物的地方(最好用手拿着)，让泵继续运转吸水5分钟，这样可将泵内的积水排出。

c、断电。

d、清洗混合器，确保畅通。 ④正常维护

a、新机器运转一个月后，应全部更换泵内和变速器内的润滑油。 b、阶段性注胶结束后，应将机器全部运上地面进行清洗、维护和保养，以备下一阶段注胶时机器能及时、正常地投入使用，同时也可延长机器使用寿命。

c、发现流量偏小时，检查泵的密封圈和吸、排液阀，磨损严重或损坏应即时更换。

d、检查三角皮带是否放松。过松是可首先用皮带张紧螺钉调节拉紧。若仍

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不能拉紧，可考虑将泵垫高。只要皮带不损坏就不需更换。若需要更换时，必须每泵的两根或两泵的四根皮带同时更换。

<5>施工准备及步骤 ①施工准备

a、准备两个0.5m3的铁箱(φ0.8m，高度1m)，用于储存基料；并准备一个0.6 m3（φ0.9m，高度1m)的铁箱，用于配制促凝剂溶液。将三个铁箱放置于灭火巷道内的注胶设备附近；

b、配好设备入口管路，并配好设备出口的变头，使之能与混合器通过25mm的高压软管相连；

c、配好混合器出口变头，使之能与25mm的注胶高压软管连接，并准备25mm的注胶高压软管10根（10m长的6根，5m长的4根）；

d、1寸阀门6个(注胶时接在钻孔上，钻孔泄漏时可随时关闭阀门)；准备l寸管（接钻孔口的l寸阀门）变25mm的高压接头（接25mm的注胶高压软管）的变头6个，连接设备出口和注胶钻孔；

e、根据其它矿的灭火经验，基料在井下的运输相当困难，为了便于井下基料运输，可将基料用汽油桶运至巷道开口处，用泥浆泵将基料通过管道输送到注胶设备的基料储存箱；

f、每班按注胶6小时计算，每班注胶量为30m3。井下胶体材料需保证2天的用量，基料量为18t（54桶），促凝剂量为7t（140袋）。地面需保证5天的用量，基料量为45t，促凝剂量为18t；

g、基料的泥浆泵两台，流量为3m3/h。并铺设输送基料的管路。 ②注胶顺序

先注终孔位置较低的钻孔，再注终孔位置较高的钻孔，防止因注高位孔时，堵塞低位孔。

③施工步骤

a、将基料用泥浆泵输送到基料储存箱，每班需用泥浆泵输送基料两次（共

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3t），第一次输送4桶（约1m3，重1.3t），根据注胶设备流量，可使用约3小时，第二次输送5桶。

b、注胶前先接清水管冲冼每个钻孔3～5分钟。

c、将注胶管路连接好(每次连接三个)，注胶泵入口管路放入相应的料箱，启动注胶泵压注凝胶。待基料料箱内的基料注完后，可在不停机的情况下快速地把吸料管和溢流管换进另一只基料料箱中，这样可保持连续注胶。促凝剂箱只需不断地往料箱中补充材料（每三分钟向料箱内添加一袋)，不需要来回移动吸料胶管。

d、随时检查各钻孔的进胶情况，如发现有不进胶的钻孔，应及时将其拆下，接上清水管冲冼。

e、如有钻孔从钻孔周围向巷道返胶，应先将基料吸液管从料箱中拿出，待注胶管冲冼过后，再关闭该钻孔的阀门，然后再将基料吸液管放入料箱继续注胶。待将该钻孔处理好后，再打开阀门继续注胶(或接至其它钻孔注胶)。

f、停止注胶后，再用泵继续注清水5分钟，冲冼注胶管路，防止凝胶堵塞高压软管。

g、将每班注胶量及注胶情况及时填入现场记录本，以便下一班查询，并向防火办公室汇报。

<6>其它安全技术问题

①在施工过程中应制订各工序操作规程和安全技术措施。 ②预防水、电、机械等人身伤害事故。 ③对操作人员进行培训教育，确保工程质量。

④材料要防雨、防风；包装带要收集，以免造成环境污染。 ⑤灌浆站及材料库要建立在洪水水位线以上。 ⑥各工程在施工过程中按各自行业规范操作。

⑦施工期间要严格监控地面灌浆浆液是否流入井下工作面和巷道，并加固所有与采空区联通的密闭。

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⑶阻化剂灭火 ①设计依据

a、矿井交通便利，水源满足要求。

b、可采煤层的顶板中等偏硬，工程地质条件中等。 c、煤的自燃倾向性为易自燃煤层。 ②阻化剂选择

考虑到货源充足，价格便宜，阻化率高（可达80%），对井下设备和金属构件腐蚀性小，对人体无害等因素，设计选用工业氯化钙作为矿井防灭火阻化剂。

③喷洒压注工艺系统

目前我国煤矿常用机动性、半永久和永久性三种喷洒压注系统。 a、机动性喷洒压注系统

这种系统是将喷洒压注设备和阻化剂溶液池安装在矿用平板车上，采用电动或气动方式喷洒压注阻化剂。

b、半永久性喷洒压注系统

这种系统是在采区巷或硐室内设置贮液池和注液泵通过管道输送到喷洒地点进行喷洒。

c、永久性喷洒压注系统

在地面设置永久性贮液池通过管道输送到喷洒地点进行喷洒。

考虑到半永久和永久性喷洒压注系统需建贮液池且需要铺设较长的喷洒管路，且阻化剂防灭火属于辅助性防灭火，设计选用电动方式的机动性喷洒压注系统，该系统工艺简单，施工快，投资小，机动性大。其工艺系统示意图见图5-3-3。

图 5-3-3

④参数计算

A、阻化剂溶液的浓度和密度

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a、阻化剂溶液的浓度

T100%C T100%TW式中：

ρ——阻化剂溶液浓度，%； C――阻化剂溶液量，kg； T――阻化剂用量，kg； W――用水量，kg。

设计确定本矿阻化剂溶液的浓度为10%。 b、阻化剂溶液的密度

此参数由实测取得。现拟取1.05t/m3。 B、原煤的吸药液量和松散煤（浮煤）的密度 a、原煤的吸药液量

此参数由实测取得。拟取47kg/t。 b、松散煤（浮煤）的密度 此参数由实测取得。拟取1.0t/m3。 C、工作面一次喷洒量 G1=K1K2LBhA 式中：

G1——按重量计算一次喷洒，Kg； K1——一次喷洒加量系数，取1.2；

K2——松散煤（浮煤）的密度，t/m3，取1.0； L——工作面长度，150m；

B——一次喷洒宽度，m；按工作面循环进度0.63m来考虑； h——底板浮煤厚度，m，取0.02m； A——原煤（浮煤）的吸药液量，kg/t。

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则9+10号煤工作面底板浮煤一次喷洒量为：

G1 =K1K2LBhA

=1.2×1.0×150×0.63×0.02×47 =106.596kg ⑤喷洒压注设备

喷射泵选用WJ-24型往复式拉杆泵，管材选用直径为38.1mm的普通钢管和直径为25.4mm的胶管。

⑥喷洒效果及安全措施

喷洒效果是随阻化溶液的浓度和用量的增加而提高。预计阻化率为60%-70%。

在喷洒阻化剂时，应对机械设备及支架等金属构件进行遮盖，喷洒完后应检查看是否有液体溅到金属构件上，若有应及时擦掉，可有效减少喷洒阻化剂带来的危害。

阻化剂材料选用的是工业氯化钙，其对井下空气及人员没有影响。在喷洒时喷洒人员应带口罩避免液体进入。

4、其他防灭火措施

①带式输送机机头前后20m范围内必须采用不燃性材料支护

②大巷及采区巷采用荒料石砌碹或锚喷支护，采区巷采用荒料石砌碹或锚喷支护，机电硐室采用荒料石、混凝土砌碹支护。

③回采工作面沿大巷条带布置，减少煤柱损失；选择合理的回采工艺，工作面尽量少留浮煤，提高资源回收率，并采取加速回采进度等措施，尽一切可能防止煤层自燃发火。

④当采煤工作面投产和通风系统形成后，按设计选定的防火门位置构筑好防火门墙，并配备足够数量的封闭防火门的材料。采煤工作面回采结束后，在45d内进行永久性封闭。

⑤巷道掘进时，对巷道中发现有自燃倾向危险的区域的必须进行防火处理，

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并定期检查。

⑥任何人发现井下火灾时，应视火灾性质、火区通风和瓦斯情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告调度室。

⑦采取封闭火区灭火时，应尽量缩小封闭范围，必须采取防止瓦斯，煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。

⑧设地面消防水池和井下消防管路系统。井下消防管路系统应每隔100m设置支管和阀门。地面的消防水池必须保持不少于200m3的水量。

⑨井上、下设置消防材料库，并遵守下列规定：

a、井上消防材料库应设在井口附近，但不得设在井口房内。 b、井下消防材料库设在主要运输大巷中。

c、消防材料库储存的材料、工具的品种和数量应符合有关规定，并定期检查和更换；材料、工具不得挪作他用。

四、预防井下水灾的措施

矿井充水因素分析：详见第一章第二节：矿井充水因素分析及水害防治措施。

根据本矿此次兼并重组整合项目的地质报告知：矿井9+10号煤层开采时，年产原煤600kt时，正常涌水量240m3/d，最大涌水量可考虑取360m3/d。

井田内2、3号煤由于开采范围大，积水面积较大， 9号、10号煤回采时，虽然不会沟通2号、3号煤的采空区积水，但是矿井在东南部断层附近回采时，严禁回采防水隔离煤柱，加强探放水，以防发生水害事故。

周边矿井积水情况：山西沁源康伟李城煤业有限公司南部与山西通洲集团安神煤业有限公司为邻，南西部与山西沁源嘉元煤矿有限公司相邻，山西通洲集团安神煤业有限公司井田西部有2处有采空区。南西的山西沁源嘉元煤矿有限公司的采空区位于嘉元煤矿井田的西南部，距本井田较远，采空区积水对矿井影响不大，但也应加强防范，采取措施，防止事故的发生。

突水因素分析：本井田总体为无构造破坏区，但在南东部有F1断层，为构

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造破坏地区。3、9、10号煤层最大突水系数均小于临界突水系数（0.10MPa/m），故奥陶系灰岩岩溶水对井田内上述煤层突水的可能性小，但要注意南东北部F1断层及其他隐伏构造，断层带内岩石较脆弱，易成奥灰突水。

随着开采面积不断扩大，可能引发地表裂隙或塌陷，地表水将会沿裂隙渗入井下工作面，增大矿井涌水量，严重者可能导致淹井事故的发生。所以必须加强地表踏勘工作，发现地表裂隙或塌陷，及时填埋，防治水害发生。同时要对井口和工业广场等进行排水，清理渠道淤泥和其它堆积物，保证排水畅通，防患于未然。

井田内部分区域采动裂隙可能延伸到地表，则必须及时对地表裂隙、沟、低洼处用黄土进行填埋并夯实，且在附近最低处设置排水沟将地表水引至附近排水渠中，若无法设置排水沟，则在最低处设置潜水泵及时将地表水排放掉，防止雨季地表水渗透或涌入到井下工作面，引发水患。

㈠井下探放水措施：

1、探放水原则

矿井生产过程中，必须作好水害分析预报，坚持有掘必探，先探后掘的探放水原则。采掘工作面遇到下列情况之一时，必须确定探水线进行探水：

⑴接近水淹或可能积水的井巷、老空或相邻煤矿时。 ⑵接近含水层、导水断层、溶洞和导水陷落柱时。 ⑶打开隔离煤柱放水时。

⑷接近可能与河流、湖泊、水库、蓄水池、水井等相同的断层破碎带时。 ⑸接近水文地质复杂区域，并有出水征兆时。 ⑹接近有出水可能的钻孔时。 ⑺底板原始导水裂隙有透水危险时。 ⑻接近其他可能出水地区时。

要求矿井生产期间密切注意钻孔和采掘工作面的相对位置，当采掘工作面接近钻孔时，注意工作面涌水量变化，一旦发现钻孔有导水迹象，停止采掘，

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采取措施防治水患。

2、探放水设备选择

确定积水范围后，探水线应沿积水线外推60-150m，根据这一经验数据，确定探水钻机的钻进深度应达到150m。据此选择MYZ-200型探水钻机2台，最大钻进深度200m，用于掘进工作面超前探放水。

3、探放水安全措施

矿井生产过程中，必须作好水害分析预报，坚持“有掘必探，先探后掘”的探放水原则。

⑴超前探水

a、“有掘必探，先探后掘(采)”是防止矿井水灾的重要原则。

要求矿井生产期间密切注意钻孔和采掘工作面的相对位置，当采掘工作面接近钻孔时，注意工作面涌水量变化，一旦发现钻孔有导水迹象，停止采掘，采取措施防治水患。

b、超前钻孔的布置

①当老空、老巷、废弃硐室等积水区的位置准确且水压又不超过981Kpa，探水起点至积水区边界的最小距离；煤层中不得小于30m，岩层不得小于20m。

②对矿井的积水区，不能确定其边界位置时，探水起点至推断的积水区边界的最小距离不得小于60m。

③掘进巷道附近有断层或陷落柱时，探水起点至最大摆动范围预计煤柱线的最小距离不得小于20m。

④探水钻孔的直径大小根据钻机的规格确定，一般为75mm。孔数通常不少于3个。钻孔布置呈扇形，其方向应在工作面前向的中心和上下左右都能起到探水作用。探水钻孔至少有一个中心孔。其他孔与中心孔成一定角度。

警戒线：沿探水线外推50~150m（在上山掘进时指倾斜距离）即为警戒线。 c、防止孔口被水冲破

为了防止孔口被水冲坏，用水泥和套管加固孔口，其长度不应小于1.5~2.0m。当水压较小(294~392kPa)时， 可随时用木楔封闭钻孔；如水压较大

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(981—1962 kPa)时，可加设防喷装置，防止钻进时喷水。由于探水钻眼布置方法可分为垂直、倾斜和水平的，则防喷装置的结构也有所不同。垂直钻眼用防喷帽和防喷接头；水平和倾斜钻眼，采用盘根密封器。在水压过大时，为了安全钻眼，还可以设反压装置和防压控制装置。

d、探水时应采取的安全措施

①在探放水前必须编制探放水设计，并采取防止瓦斯和其它有害气体危害等安全措施。

②加强巷道钻孔附近巷道支护，背好顶帮并在工作面迎头打好加固的立柱和护板。

③坚持排水设备的维护制度，保持正常排水；坚持水沟、水仓的清理制度，保证流水畅通；清理浮煤，挖好排水沟，保证水流畅通，同时应备存相当容量的水仓和排水设施。

④制定通讯联络方法和准备好通讯工具；探水地点与其相邻地区的工作地点保持信号联系。安设专用电话，一旦出水要通知受水害威胁地区的工作人员撤离危险地点。

⑤制定钻眼放水措施，包括孔口装置、套管深度和套管固定方法：制定钻机安装及钻机操作的安全措施；

⑥打钻时，要注意观察钻孔情况，如发现岩壁松动或沿杆向外流水超过正常打钻供水量以及放出有害或易燃气体等现象，要立刻停止钻进，不得移动或拔出钻杆，切断电源，撤出人员，报告矿调度室。

⑦在水压较大地点探水时要设套管，钻杆通过套管打深水孔，套管上安设有水压表和阀门。

⑧钻孔放水前，必须估计积水量，根据矿井排水能力和水仓容量，控制放水流量；放水时，必须设专人监测钻孔出水情况，测定水量、水压，做好记录。若水量突然变化，必须及时处理，并立即报告矿调度室。

⑵放水

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①钻孔放水前，必须估计积水量，根据矿井排水能力和水仓容量，控制放水眼的流量，还必须观测水压。钻孔放水时，必须设专人监测钻孔出水情况，测定水量，做好记录，遇有水量突然变化时，必须进行处理，并立即报告矿调度室。在排水过程中，有被水所封住的沼气或其它有害气体突然涌出的可能，必须制订安全措施，报矿总工程师批准。

②探到水源后，水量不大时可利用探水孔放水，水量很大时需要另打放水钻孔。

③正式放水前，应进行水量、水压和煤层透水性试验，如发现管壁露水和放水效果不好等情况，应及时处理。

④应事先安规定人员撤退路线，保证路线畅通，沿涂应有良好照明。 4、探放老空水安全措施

探放老空水前，首先要分析查明老空水体的空间位置、积水量和水压。老空积水区高于探放水点位置时，只准打钻孔探放水；探放水时，必须撤出探放水点以下部位受水害威胁区域内的所有人员。探放水孔必须打中老空水体，并要监视放水全过程，核对放水量，直到老空水放完为止。

钻孔接近老空，预计可能有瓦斯或其他有害气体涌出时，必须有瓦斯检查工或矿山救护队员在现场值班，检查空气成分。如果瓦斯或其他有害气体浓度超过本规程规定时，必须立即停止钻进，切断电源，撤出人员，并报告矿调度室，及时处理。

5、底板突水区域的安全措施

⑴煤层底板以下赋存高水压岩溶或裂隙含水层时，必须预防底板突水或岩溶泥石流涌出。采掘前必须具备勘探或补充勘探资料，水文地质条件要基本清楚。

⑵全面整理已有的勘探、生产资料，分析研究含水层的含水性特征和已采掘区的突水规律，并在采掘地质说明书中，对可能发生的水害以及其防治措施提出建议。

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⑶底板隔水层厚度达不到安全开采要求时，原则上必须进行疏水降压开采。有条件时，也可采取在加强排水能力的前提下的分区隔离开采。

⑷在可能有岩溶泥石流突出的地段采掘时，应加强前兆观测和探放，如有异常，应及时采取有效措施。

6、疏放老空水

⑴直接放水：当水量不大，不超过矿井排水能力时，可利用探水钻孔直接放水。

⑵先堵后放：当老空区与溶洞水或其他巨大水源有联系，动力储量很大，一时排不完或不可能排完，这时应先堵住出水点，然后排放积水。

⑶先放后堵：如老空水或被淹井巷虽有补给水源，但补给量不大，或在一定季节没有补给。在这种情况下，应选择时机先行排水，然后进行堵漏，防漏施工。

⑷用煤柱或构筑物暂先隔离：如果水量过大，或水质很坏，腐蚀排水设备，这时应暂先隔离，做好排水准备工作后再排水；如果放水会引起塌陷，影响上部的重要建筑物或设施时，应留设防水煤柱永久隔离。

㈡井下防治水措施

1、对巷道开拓及回采所可能遇到的断层提前进行探放水，查明断层的水文地质要素，据此经技术经济比较采取留设防水煤柱、注浆堵水、疏放等措施。对采煤后地面产生的塌陷、裂缝要及时填堵封闭，以防地表水灌入矿井而发生事故。

2、雨季来临时做好防洪工作，要防止洪水从一切可能的通路涌入井下危害矿井；

3、定期清理井底水仓、水沟；

4、在井下主水泵房、主变电所通道内设有防水密闭门，泵房地面高出泵房入口处巷道底板0.5m以上。发生水灾时，关闭密闭门，可保证矿井排水系统的正常运行。

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5、在井田内的采空区侧，按规定留设防水隔离煤柱；进一步查明周边矿井的开采范围，查清其内积水情况，以便留设有效保护煤柱，确保安全。

6、在井下主要巷道中布置有水沟，水沟断面面积满足矿井正常涌水、最大涌水时的排放要求，井下巷道低洼处配备小水泵，将积水排放至水沟流至井底水仓，或排至采区水仓，用采区水泵直接排至主水仓。

7、在配备矿井水压实时检测系统，对井下采区及工作面涌水进行实时观测和预警的基础上，还配备了YTD400(A)型全方位探测仪和YCS40（A）型防爆直流电法仪对矿井的水害进行提前预探测。

上述预防各类灾害措施应予以严格执行，未尽事宜执行《煤矿安全规程》有关条文规定和国家及地方政府关于煤矿安全生产的政策法律、法规。

㈢地表水防治

本井田内部分区段煤层为浅埋煤层，煤层距离地表有的区段仅为十几米到几十米，因此地表水涌入井下的可能性较大，应加强地表水的防治工作。主要措施如下：

1、严禁开采煤层露头的防水隔离煤柱；

2、容易积水的地点应修筑沟渠，排泄积水。修筑沟渠时。应避开露头、裂缝和透水岩层。特别低洼地点不能修筑沟渠排水时，应填平压实；如果范围大大无法填平时，可建排洪站排水，防止积水渗入井下。

3、矿井受河流、山洪威胁时，必须修筑堤坝和泄洪渠，防止洪水侵入。 4、排到地面的井下水须妥善处理，避免倒渗井下。

5、漏水的沟渠和河床应及时堵漏或改道。地面裂缝和塌陷地点必须填塞。 6、雨季每次降雨后，必须派专人检查矿区及其附近的地面有无裂缝、老窑陷落和岩溶塌陷等现象。发现漏水情况，必须及时处理。

7、存在山洪袭击和滑坡危险的地段，可能威胁矿井安全时，必须采取开挖截水沟和防止滑坡措施。

8、矸石、炉灰、垃圾等杂物，不得堆放在山洪、河流可能冲刷到的地方以

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免冲到工业场地和建筑物附近，淤塞河道、沟渠以及排水涵洞。

9、使用中的钻孔，必须在孔口加盖封好。报废的钻孔必须及时封孔，防止地表水和含水层的水流入井下。

五、顶板灾害的防治 1、回采工作面

井下在9号、10号煤布置一个9+10号综采一次采全高采煤工作面，选用液压支架支护顶板，全部垮落法管理顶板。

⑴工作面运输巷和回风巷距工作面 20m范围内必须加强支护，并有专人维护，发生支架断梁折柱、巷道底鼓变形时，必须及时更换、清挖；对金属顶梁和单体液压支柱，在采煤工作面回采结束后或使用时间超过8个月后，必须进行检修。检修好的支柱，必须进行压力试验，合格后方可使用。

⑵液压支架必须接顶。顶板破碎时支架前探梁要及时护顶护帮。在处理支架上方冒顶时，必须制定安全措施。

⑶采煤机采煤时必须及时移架。采煤和移架之间的悬顶距离，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。

⑷在生产中应加强顶板管理和顶板矿压观测，坚持敲帮问顶制度，获得准确的矿山压力显现资料，作为生产制定针对性的技术措施和安全措施的依据，发现隐患及时处理。

⑸生产巷道经常检查、维修、工作面支护设备须保证全部合格，损坏的支柱、顶梁禁止使用。生产中应掌握矿压规律，根据实际情况调整支护方式。

⑹为了提高矿工的自身安全性，所有下井人员一律配带自救器。自救器按井下工人在籍总人数每人一台、管理人员两人一台进行配备，并考虑5%的备用量。

2、巷道支护

根据巷道布置，为方便工作面回采和节省工程费用，所有巷道均沿煤层布置，

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形式为矩形或半圆拱形断面。巷道除局部必要的部位采用混凝土砌碹和支架支护外，其余均为树脂锚（网）喷支护，必要时增加锚索、钢带补强。对于服务年限较长的大巷等煤层巷道，均喷混凝土保护层，以防止煤层风化和氧化。巷道掘进时应及时临时支护，必要时需做反拱加强支护。

本矿井机械化程度较高，管理是安全工作的关键环节；另外，要加强工作面端头的管理，回采工作面的端头是支护的薄弱环节，也是事故的多发地点，必须重点管理；其次遇构造带、顶板破碎、顶板初次来压、周期来压时也要制定安全措施，全面进行管理，防止顶板事故发生。

4、9号煤坚硬顶板措施

加强对工作面推进长度内顶板岩性的研究和冒落性评价，一旦发现移架后有可能在采空区造成悬空时，必须在工作面未采动区内采用予裂爆破弱化顶板，保证移架后顶板冒落。

也可以在工作面上下端头两侧施工措施巷，在支架切顶线后将顶板两头各40米切断，然后步距放顶。优点：较安全，不会形成大面积跨落，缺点：工程量大。

七、安全爆破措施

1、所有爆破人员，包括爆破、送药、装药人员，必须熟悉爆炸材料性能和规程规定。

2、井下爆破工作必须由专职爆破工担任。爆破作业必须执行“一炮三检制”。 3、爆破作业必须编制爆破作业说明书，说明书必须符合下列要求： 炮眼布置图必须标明采煤工作面的高度和打眼范围，炮眼的位置、个数、深度、角度及炮眼编号，并用正面图、平面图和剖面图表示。

炮眼说明表必须说明炮眼的名称、深度、角度，使用炸药、雷管的品种，装药量，封泥长度，连线方法和起爆顺序。

必须编入采掘作业规程，并及时修改补充。 爆破工必须依照说明书进行爆破作业。

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4、不得使用过期或严重变质的爆炸材料。不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。

5、爆炸材料新产品，经国家授权的检验机构检验合格，并取得煤矿矿用产品安全标志后，方可在井下试用。

6、井下爆破作业，必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管。煤矿许用炸药的选用应遵守下列规定：

煤层采掘工作面必须使用安全等级不低于二级的煤矿许用炸药。 严禁使用黑火药和冻结或半冻结的硝化甘油类炸药。同一工作面不得使用2种不同品种的炸药。

7、在有瓦斯或有煤尘爆炸危险的采掘工作面，应采用毫秒爆破。在掘进工作面应全断面一次起爆，不能全断面一次起爆的，必须采取安全措施；

严禁在1个采煤工作面使用2台发爆器同时进行爆破。

8、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电气设备的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。

9、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。

10、配起爆药卷时，必须遵守下列规定：

必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。

装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。 电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。

电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。

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11、装药前，首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。有水的炮眼，应使用抗水型炸药。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。

12、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。

13、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求： 炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破；

炮眼深度为0.6～1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。 炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。 炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m。

工作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m。 14、处理卡在溜煤眼中的煤、矸时，如果确无爆破以外的办法，可爆破处理，但必须遵守下列规定：

必须采用取得煤矿矿用产品安全标志的用于溜煤（矸）眼的煤矿许用刚性被筒炸药或不低于该安全等级的煤矿许用炸药。

每次爆破只准使用1个煤矿许用电雷管，最大装药量不得超过450g。 爆破前必须检查溜煤（矸）眼内堵塞部位的上部和下部空间的瓦斯。 爆破前必须洒水。

15、装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破：

采掘工作面的空顶距离不符合作业规程的规定，或者支架有损坏，或者伞檐超过规定。

爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%。

在爆破地点20m以内，矿车，未清除的煤、矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。

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炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况。

采掘工作面风量不足。

16、掘进工作面爆破前后，附近20m的巷道内，必须洒水降尘。 17、爆破前，必须加强对机器、支架和电缆等的保护或将其移出工作面。爆破前，班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作。警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。

18、爆破母线和连接线应符合下列要求： 煤矿井下爆破母线必须符合标准。

爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳、刮板输送机等导电体相接触。

巷道掘进时，爆破母线应随用随挂。不得使用固定爆破母线，特殊情况下，在采取安全措施后，可不受此限。

爆破母线与电缆、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧。如果必须挂在同一侧，爆破母线必须挂在电缆的下方，并应保持0.3m以上的距离。

只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地等当作回路。

爆破前，爆破母线必须扭结成短路。

19、发爆器或电力起爆接线盒必须采用矿用防爆型（矿用增安型除外）。 20、每次爆破作业前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通。

发爆器必须统一管理、发放。必须定期校验发爆器的各项性能参数，并进行防爆性能检查，不符合规定的严禁使用。

21、爆破工必须最后离开爆破地点，并必须在安全地点起爆。起爆地点到

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爆破地点的距离必须在作业规程中具体规定。

22、发爆器的把手、钥匙或电力起爆接线盒的钥匙，必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。不到爆破通电时，不得将把手或钥匙插入发爆器或电力起爆接线盒内。爆破后，必须立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。

23、爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。

爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令。 爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5s，方可起爆。 装药的炮眼应当班爆破完毕。特殊情况下，当班留有尚未爆破的装药的炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。

24、爆破后，待工作面的炮烟被吹散，爆破工、瓦斯检查工和班组长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况。如有危险情况，必须立即处理。

25、通电以后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等一定时间（使用瞬发电雷管时，至少等5min；使用延期电雷管时，至少等15min），才可沿线路检查，找出拒爆的原因。

26、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。

处理拒爆时，必须遵守下列规定：

由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。

在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。 严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。

处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。

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在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。 27、爆炸材料库附近30m范围内，严禁爆破；运输爆破材料的车辆，出车前必须经过检查。车厢不得用栏杆加高，并必须插有标有“危险”字样的黄旗。夜间运输时，车辆前后应有标志危险的信号灯；爆破材料应用帆布覆盖、捆紧，装有爆炸材料的车辆，严禁在车内逗留。

28、专用房间距井筒、厂房、建筑物和主要通路的安全距离必须符合国家有关规定，且距离井筒不得小于50m。严禁将电雷管与炸药装在同一爆炸材料容器内运往井底工作面。

八、爆破材料下井安全措施

井下用胶轮车运送爆炸材料时，应遵守下列规定： 1、炸药和电雷管不得在同一胶轮车内运输。

2、硝化甘油类炸药和电雷管必须装在专用箱内，车厢内部应铺有胶皮或麻袋等软质垫层，并只准放1层爆炸材料箱。

3、爆炸材料必须由爆破工或经过专门训练的专人护送，严禁其他人员乘车。

4、胶轮车的行驶速度不得超过3m/s。

5、装有爆炸材料的胶轮车不得同时运送其他物品或工具。

6、煤矿企业必须建立爆炸材料领退制度、电雷管编号制度和爆炸材料丢失处理办法。

九、安全监控设备选型和自救器及安全仪器仪表的配备 ㈠安全监控设备选型

设计选用一套KJ90N型煤矿安全监控系统，该系统可对甲烷、风速、负压等井下参数进行连续监测，可对采掘工作面实现风电和瓦斯电闭锁。

该矿设计生产能力600kt/a，属低瓦斯矿井，矿井4层煤均有煤尘爆炸危险性，矿井防火按容易自燃煤层进行设计。按照《煤矿安全规程》的规定，为确保煤矿安全、高效生产，煤矿企业应安装矿井安全、生产监控系统设备，对井

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下生产环境各种安全参数及矿井主要生产设备运行状态进行监测监控。实时采集数据、传输、处理、显示和记录，为有关人员及时准确全面了解掌握井下生产环境状况，达到对各类灾害的早期预测，并采取安全措施，防止事故的发生。

㈡自救器及安全仪器仪表的配备

为了保证矿工的生命安全，预防突发性灾害事故的发生，所有井下人员均应配备自救器，以实现自我救护，减轻事故的危害性。

矿井应配备完善的安全仪器仪表，安全监测监控设备，为矿井安全生产提供良好的基础。

未尽事宜，应严格执行《煤矿安全规程》及国家有关政策法规的规定。 九、矿山救护

山西沁源康伟李城煤业有限公司矿井已与长治市军事化矿山救护队沁源县韩洪矿山救护中队签定了2012年度煤矿救护协议，有效期至一年。矿井距该救护队约10km，经乡镇公路可到达，该救护队能在30分钟内到达，该救护队装备齐全符合规定。故本次设计矿井不设辅助矿山救护队。

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第十二章 矿井提升、通风、排水和压风设备

第一节 提升设备

一、主平硐提升设备

在主平硐内装备一台钢丝绳芯带式输送机，担负矿井原煤的提升任务 主平硐带式输送机是矿井正常生产的关键性设备, 输送机的运输能力与输送带宽度、带速成正比，在运输能力一定时，带宽与带速成反比。提高带速可减小带宽以及输送带的张力，从而减小输送机的外形尺寸。若增加带宽，需要增加主斜井巷道断面积，则增加了巷道工程量，投资相应提高。而对中大运量、长距离的输送机，其输送带的投资将占整个输送机总投资的1/3左右，降低带强，能显著减少设备的投资。因此，结合国内外此类带式输送机的使用现状，综合考虑上述诸多因素，确定主平硐带式输送机按B=800mm、v=3.15m/s进行设计。

主平硐带式输送机技术参数及特征表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 项 目 运输量 运输物料 散密度 带宽 带速 输送机倾角 输送距离 输送机提升高度 驱动方式 最大张力 逆止力矩 制动力矩 驱动滚筒直径 宽度 钢丝绳芯胶带 MT668-97 带强 型号 电动机 功率 电压 型号 减速机 速比 可变充液型液力偶合器 液压绞车 型号 转速 型号 单位 t/h t/m3 mm m/s 度 m m N N.m N.m mm mm N/mm kW kV SEW i (TRANSFLUID) r/min 主平硐带式输送机 Q =550 原煤（0-300mm） r=0.9 B=800 V=3.15 α=0～16° L=1755.9 H=127.1 双滚筒双电机可变充液型液力偶合器软动 F1=144526.7 25990.6 1600 1000 B=800 ST1600 YB2-450S2-4 两台 N=250 10 M3PSF70 两台 i=25 KPTB24 两台 n=1500 ZYL500J-01-100 F=100kN 108 / 148

自动拉紧装置 19 20 21 22 制动器 逆止器 功率 型号 功率 型号 安全系数 型号 kW N=5.5kW (隔爆) BYWZ5-500/121 两台 N=330W DSN050 SA=8.8 DTL80/55/2×250 二、副平硐运输设备

副平硐向外设3%o的流水坡度，净宽度B=5000mm，落底到10号煤层，斜长37.7m，采用无轨胶轮车运输，担负矿井包括人员运送在内的全部辅助运输任务。兼做进风井筒和矿井安全出口。

副平硐装备无极绳绞车担负全矿井材料设备输送、矸石提升、人员下放等辅助运输任务，设计选用WrC20/2J型防爆运人胶轮车2台，完成矿井人员运输任务。设计选用W8型井下防爆低污染自卸胶轮车4台，完成设备的运输任务。矿井最大件设备为综采液压支架，重量约为21.9t，WC25J铲板式支架搬运车额定载25t，满足要求。设计选用WqC4J型平头单排自卸式防爆无轨胶轮车3台完成材料、矸石的运输任务。设计选用WC25J铲板式支架搬运车1台，完成大型液压支架运输任务。最大班作业时间平衡表：见表6-1-3。

表6-1-3 最大班作业时间平衡表

作业名称 运输矸石 下放人员 下放材料 其它 合计 数量 9.55t 每车 载重 4t 每次 车数 1 2 4 4 运输 次数 3 2 2 2 每次 每班 时间(min) 时间(min) 10 8 10 10 30 16 20 20 ≈1.43h 备 注 4辆车间距300m下井 2辆车间距300m下井 4辆车间距300m下井 4辆车间距300m下井 72人 20人 7车 6车 注：材料、矸石车车速：I档7km／h，II档17 km／h；Ⅲ档33 km／h，IV档33 km／h倒档5.8 km／h 。无轨胶轮车具体选型过程详见第三章第二节内容。

第二节 通风设备

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矿井采用机械抽出式通风方式。矿井由主平硐、副平硐进风，回风斜井回风。

一、设计依据

矿井通风量：QK＝88m3/s

通风容易时期负压：Hmin＝652.34Pa 通风困难时期负压：Hmax＝1888.21Pa 二、设备选型

1、考虑漏风，则风机选型的基础参数为： 矿井所需的风量：1.05×88＝92.4m3/s 矿井所需的风压：802.34Pa 2038.24Pa 式中：Δh+hz取150Pa 2、选择通风机

根据矿井所需的风量和负压，选用FBCDZ54-8-No23，n=740r/min型轴流式通风机两台供本矿井通风。该通风机风量范围为48-131.5m3/s，风压范围为1220-3080Pa，两台通风机一台工作，一台备用。配YBF355L-8 2×220kW 380V型隔爆电动机驱动，满足矿井通风容易及困难时期矿井通风的需要。两台风机均配有相应的附属设备。

3、确定通风机的工况点 通风网络阻力系数： 0.239

0.094

则矿井在困难时期和容易时期通风网络特性曲线方程分别为： 0.2390Q2 0.0943Q2

根据FBCDZ54-8-No23型风机的性能曲线图（见图6-2-1），确定风机工况

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点如下：

通风容易时期：

QM1=101.4m3/s，HM1=966.3Pa，ηM1 =73%，叶片角度β＝42°/30° 通风困难时期：

QM2 =92.8m3/s，HM2 =2097.3Pa，ηM2 = 85%，叶片角度β＝45°/33° 4、电机功率

容易时期： 154.4kW

困难时期： 263.32kW （K取1.3）

按困难时期配置电动机，选用通风机配套电机YBF355L-8 2×220kW 380V。

第三节 排水设备

副平硐井底设主排水泵房，矿井涌水经敷设于副平硐井筒中的排水管路排至地面工业场地的井下水处理站水池。

一、设计依据 1、矿井正常涌水量 2、矿井最大涌水量

10m3/h（含灌浆用水量） 15m3/h（含灌浆用水量）

3、排水高度 50m 4、排水管长 700m 5、PH值： 7

6、矿坑水容重： γ=1.01t/ m3； 二、水泵校验及选型计算： ㈠水泵的选型

1、水泵房最小排水能力的确定： 正常涌水量时 22.2m3/h 最大涌水量时 25.68m3/h

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2、水泵扬程的估算：

扬程：HB =K（Hp+H）=66.60m 式中：H—吸水高度，初选5.5m； K—扬程损失系数，1.2。 ㈡设备校验计算

根据矿井的涌水量和排水高度，预选3台MD25-30型多级离心水泵。其主要技术参数：额定流量为25 m3/h，单级额定扬程为30m。

1、水泵台数的确定：

正常涌水时所需水泵的工作台数：1台，备用水泵台数：1台，检修台数：1台。

最大涌水量时所需水泵的工作台数：2台，检修台数：1台。 2、吸、排水管路的选择计算： ⑴管路趟数确定

副平硐井筒敷设2趟排水管路。正常涌水时为1趟工作，1趟备用；最大涌水时为2趟同时工作。

⑵管径的计算 排水管直径计算：

0. 067m

式中：Vd—排水管中水流速度，2m/s； 排水管选用Φ83×4型无缝钢管，壁厚δ=4mm。 排水管中实际水流速度：

1.57 m/s∈（1.5～2.2 m/s）

吸水管直径计算： 0.10m

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吸水管选用Φ108×4型无缝钢管，壁厚δ=4mm。 吸水管实际流速的计算：

0.88 m/s ∈（0.8～1.5 m/s） 3、管道特性曲线及工况的确定 ⑴允许吸水高度 吸水管阻力损失：0.26m 允许吸水高度：5.7m

式中：λx——吸水管阻力系数，取0.038； Lx——吸水管长，取5.5m；

∑εx——局部阻力系数之和，取4.4m； Hs——为水泵汽蚀余量，4.2m。 实际安装高度取4m ⑵排水管阻力损失 排水管阻力损失：50.02m ⑶水泵所需总扬程及管道阻力系数

前期需总扬程：H1=Hp+Hx+Hwx+Hwp+Vp2/2g =104.41m 前期管道阻力系数：0.0807

后期水泵所需总扬程：139.69m 后期管道阻力系数：0.137

4、管道特性方程及特性曲线，确定工况 前期管道特性方程：54+0.0807Q2

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前期验算水泵级数：3.48，取i=4级。 后期管道特性方程：54+0.137Q2 后期验算水泵级数：4.65，取i=5级。

取水泵级数为5级，将曲线方程置于所选水泵的单级性能曲线上可得水泵工作点：

⑴前期工况点

流量Q1=30.4m3/h，扬程H1=128.5m，效率η1=61%。 ⑵后期工况点

流量Q2=25.1m3/h，扬程H2=174.5m，效率η2=61%。 MD25－30离心式水泵单级运行工况点参数见图6-3-1。 排水系统图见图6-3-2。 ㈣校验计算

1、校验经济性、稳定性 经济性： 0.56 稳定性： 166.50 满足经济性、稳定性要求。 2、校验排水时间 ⑴前期

正常涌水时一昼夜排水时间：14.14h <20h

最大涌水量时一昼夜排水时间：8.8h <20h ⑵后期

正常涌水时一昼夜排水时间：17.69h <20h

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最大涌水量时一昼夜排水时间：10.23h <20h 前后期均满足要求。 3、电动机功率 前期：20.59kW 后期：18.89kW

式中：k—富裕系数，取1.15； η0—传动效率，取0.98。

选用水泵配套的YB系列电机，功率22kW，电压660V，转速2950r/min，可以满足要求。

㈤排水电耗

按后期工况点计算主排水泵电耗 1、全年排水电耗

E=γQ2H2T /(1000×3600·η2·ηc·ηd)

=1.01×25.1×174.5×3300/（1000×3600×0.61×0.98×0.95） =7.14（k·kWh/a） 式中：

ηc——电机效率，取098； ηd——电网效率，取0.95。 ㈥结论

根据矿井正常涌水及最大涌水时的涌水量，本次设计选用MD25-30×5型多级离心水泵，额定流量为25m3/h，额定扬程为180m；配套电机选用YB型防爆电机，电压660V，功率22kW，转速2950r/min。

正常涌水时所需水泵为1台工作，1台备用，1台检修；最大涌水时所需水泵为2台同时工作，1台检修。

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第四节 压缩空气设备

一、设计依据

按矿井井下的用风量并结合文件《国家安全监管总局国家煤矿安监局关于所有煤矿必须立即安装和完善井下通讯、压风、防尘供水系统的紧急通知》要求，在地面装备空压机，敷设压风管路至井下用风地点，为用风设备提供压缩空气。同时提供紧急救援用风。

二、压缩空气需要量计算

本矿井仅在井下主要巷道掘进工作面使用风动工具，同时考虑井下人员的用风量。

风动工具配置见表6-4-1。

表6-4-1 风动工具配置表

名称 锚杆锚索打眼安装机 帮锚杆打眼安装机 单位 台 台 数量 2 2 使用压力（MPa） 0.4～0.7 0.4～0.7 耗风量（m3/min） 3 3 1、压缩机站必须供气量的确定 =18.21m3/min

式中：α1——管网全长L的漏气系数；取1.2；

α2——考虑风动机械磨损，耗气量增加的系数；取1.15； γ——海拔高度修正系数，取1.1；

mi——同型号风动机械在一个班内使用的台数； qi——风动机械的额定耗气量； ki——同型号风动机械同时使用系数；

于紧急情况下矿井理应停止生产，大部分人员应离开工作区域转移到避难硐室或进入逃生通道。本设计参照井下避难硐室的用风量作为计算依据，即每人供风量不少于q1=0.3m3/min，最大班下井人数为n=72人，则应急供风量

=32.8m3/min 式中：α1、α2、γ同上。

2、压缩机出口压力

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=0.5+1.8×0.03+0.1=0.654MPa

式中 pp——风动机械使用压力，取0.5MPa；

∑⊿pi——最远端管道压力损失，取0.03MPa/km，最远距离取1.8km。 本设计取压缩机出口压力0.8MPa作为计算依据。 三、空气压缩机及管道选型

根据计算结果Q=32.8m3/min，P=0.8Mpa，选择AED-132型螺杆空气压缩机2台， 1台工作，1台备用，紧急情况下两台同时工作。单台主要技术参数：排气量24.2m3/min，排气压力0.80Mpa；驱动电机为三相交流异步电机，380V，132kW；冷却方式为风冷。

四、压风系统管路选择 1、管径选择

其管径为：di=20=98.39mm 式中 di——管路管径； Qi——空压机排气量；

主干线选用Φ133×4mm的无缝钢管，支线选用Φ108×4mm的无缝钢管。沿副平硐敷设至井下大巷压风自救站、掘进工作面压风自救站、回采工作面压风自救站，管路上设有压风自救器；同时敷设至掘进工作面供压风设备用风，详见压缩空气管路布置图C1207-217-1。

2、管道联接

主管、支管均采用焊接法兰连接。 3、压缩机站附属设备及设施

配用2台风包，每台容积为2.5m3，风包上装有压力表及安全阀，在风包排风管路上装有释压阀。

第十三章 电 气

第一节 供电电源

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本矿井地处长治市沁源县。本次资源整合设计按600kt/a装备。经矿方与当地电力部门协商，矿井2回10kV电源分别引自韩洪35kV变电站10kV母线和李元35kV变电站10kV母线，本设计不再进行方案比选。

本矿双回路10kV供电电源线路， 一回引自位于本矿西北侧的韩洪35V变电站10kV母线，架空线路LGJ-240，钢筋混凝土门型杆架设，供电距离约4.5km；另一回引自本矿西南侧李元35kV变电站10kV母线，架空线路LGJ-240，钢筋混凝土门型杆架设，供电距离约4km。

电源地理位置接线示意图，见图10-1-1。

第二节 电力负荷

本矿井按设计生产能力为600kt/a装备，全矿电力负荷如下： 全矿设备总台数：191台 全矿设备工作台数：179台 全矿设备总容量：5740.33kW 全矿设备工作容量：5032.83kW 补偿前：

全矿井10kV母线计算有功功率：2720.82kW 全矿井10kV母线计算无功功率2436.87kvar 全矿井10kV母线功率因数：0.74 补偿后：

10kV母线侧补偿容量：2000kvar（考虑选煤厂负荷） 全矿井10kV母线功率因数：0.99 全矿井10kV母线视在功率：2755.67kVA 全年耗电量：15667.55×103kW·h 吨煤耗电量：26.11kW·h 电力负荷统计见表10-2-1。 变压器选择见表10-2-2。

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第三节 送变电

一、矿井供电系统技术特征 1、矿井负荷特征及供电要求

全矿井计算负荷为2755.67kVA，地面、井下负荷容量比约为0.88：1。 该矿地面一级负荷为主通风机，配电电压为380V；二级负荷为主平硐带式输送机、空压机、消防水泵、联合建筑、监控室等，供电电压为10kV、380V；其余为三级负荷，供电电压为10kV、380V。

该矿井下一级负荷为主排水泵和局部通风机，供电电压为660V，其余负荷为三级负荷，供电电压为1140V和660V。

一、二级负荷采用双回路供电，三级负荷采用单回路供电。 2、矿井供电系统特点

该矿生产系统及风井位于不同场地内，设计在2个场地分别建设变电所。 设计在工业场地建设矿井10kV变电所担负全矿负荷，在风井场地建设风井10kV变电所，担负主通风机、附属设备及风井场地其他负荷供电。

地面10KV为中性点不接地系统；地面~380/220V为中心点直接接地供电系统；井下10kV、1140V、660V供电系统中性点不接地系统。

矿井10kV变电所高/低压母线均采用单母线分段的接线方式，分别以2回10kV向风井10kV变电所、地面变压器、主平硐胶带机及井下主变电所供电，以1回10kV向机修间多功能实验电源供电，以2回380V向空气压缩机等一、二级负荷供电。

风井10kV变电所低压侧采用单母线分段的接线方式，以380V电源向主通风机供电；井下主变电所10kV母线为单母线分段接线。井下10kV电源深入采掘工作面负荷中心，降低线路的损耗，提高供电质量。

该矿供电系统较为简单，降低了故障发生率。矿井一、二级负荷均采用双回供电，

负荷供电保证率达100%，供电可靠性高。

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二、送电线路技术特征

1、根据设计规范对典型气象区适用地区的划分，本矿地处IV级气象区，10kV电源线路按IV级气象区设计。

2、本次设计该矿10KV计算负荷2720.82kW，另考虑预留选煤厂10KV计算负荷1500kW，10KV侧以功率因数为0.95计，10kV供电线路截面选择如下：

⑴ 按经济电流密度选择

矿井最大负荷利用小时数为5000h，钢芯铝绞线的经济电流密度应该取J

＝1.15A/mm2，而矿井的最大工作电流Inm＝＝＝265.51A，则导线经济截面积

InmA＝＝＝230.87mm2。

J按经济电流密度选用LGJ-240型钢芯铝绞线。 ⑵ 按电压损失校验

① 第一回路供电电源，引自韩洪35kV变电站10kV母线侧，供电距离为4.5km，根据线路电压损失选择供电线路：

选用LGJ—240型钢芯铝绞线，经查得LGJ—240型10kV架空线路的电阻为0.132Ω/km，电抗为0.273Ω/km，则电压损失：

(0.1324220.820.273436.87)4.5△U%==3.0%＜5%

10102② 第二回路供电电源，引自李元35kV变电站10kV母线侧，供电距离为4km，根据线路电压损失选择供电线路：

选用LGJ—240型钢芯铝绞线，经查得LGJ—240型10kV架空线路的电阻为0.132Ω/km，电抗为0.273Ω/km，则电压损失：

△U%=

(0.1324220.820.273436.87)4.0=2.7%＜5% 21010故本次设计两回电源线路一回引自韩洪35kV变电站10kV母线，架空线路LGJ-240，钢筋混凝土门型杆架设，供电距离4.5km；另一回引自李元35kV变

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电站10kV母线，架空线路LGJ-240，钢筋混凝土门型杆架设，供电距离4km。矿井两回供电电源线路，一回工作一回备用，当一回发生故障停止供电时，另一回能保证矿井全部负荷用电，符合《煤矿安全规程》第441条规定。

三、地面变电所 1、矿井变电所 ⑴ 矿井10kV变电所

在矿井工业场地新建矿井10kV变电所1座，所内设置高低配电室、电容器室及变压器室。

变电所10kV母线侧采用单母线分段的接线方式，10kV侧高压设备选用KYN28A-12型高压开关柜共20台，配以VS1-12型真空断路器，为全矿供电；380V母线侧也采用单母线分段的接线方式，380/220V低压配电柜选用GCK1型低压配电屏13台，为主工业场地地面～380/220V用户供电。无功功率补偿采用高低压分别补偿， 10kV高压侧补偿容量为1600kvar，电容器柜选用GGZB-10型高压无功补偿电容器柜2台。380V低压侧补偿容量为480kvar，电容器柜选用GCK1型低压无功补偿电容器柜3台。

经估算，该矿的10kV电容电流约为7A，并该矿采用的变频设备不多，本变电所不设消弧消谐装置。

工业场地低压负荷计 算为945.49kVA，变电所内选用2台S11—1250/10/0.4 1250kVA型变压器，两台变压器1用1备，负荷率为76％，保障率100%。其中一台发生故障停止使用，另一台可满足主工业场地地面负荷的供电要求。

⑵ 风井10kV变电所

风井工业场地距主工业场地较远，设计在风井工业场地新建风井10kV变电所1座，担负主通风机及风场地负荷供电。

该所2回10kV电源引自矿井10kV变电所不同10kV母线段，采用LGJ-35型钢芯铝绞线，单杆架设，供电距离0.7km。变电所低压侧选用GGD2型低压配电装置7台，采用单母线分段的接线方式，以380V电源向主通风机供电。

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风井工业场地计算负荷为458.17kVA，所内选用2台S11—630/10/0.4 630kVA型变压器，两台变压器1用1备，负荷率为73％，保障率100%。其中一台发生故障停止使用，另一台可满足风井场地地面负荷的供电要求。

2、矿井变电所二次接线系统及所用电源系统

矿井变电所二次系统选用BHE-300S型变电所综合自动化系统，采用集中屏构成方式。变电所综合自动化系统主要包括为：主变保护测控部分、10kV馈出线保护测控部分、10kV电容器保护测控部分、10kV分段保护测控部分、微机监控系统、直流系统、不停电电源、公用部分等。

3、变电所防雷及接地

⑴ 防直击雷：在地面变电所两侧设置避雷针，并作单独接地，引下线选用镀锌扁钢，面积为-48×4mm，冲击接地电阻不超过30Ω。

⑵ 防雷电波：在10kV架空线转电缆处装设阀型避雷器，在10kV母线装设避雷柜防止雷电波侵入。

⑶变电所工作与保护接地

设计工作接地、保护接地共用一组接地体。变电所内10/0.4kV变压器低压侧中性点直接接地，接地装置的接地电阻不超过4Ω；在变压器室、高压配电室、高压电容器室安装环形接地装置，采用25×4mm镀锌扁钢，与室外人工接地装置可靠连接。

接地装置优先利用基础内钢筋网作为接地体，当其接地电阻超过4Ω时，需在变电所外设人工接地极，水平接地装置用40×4镀锌扁钢连接而成；垂直接地极采用Φ50镀锌钢管。水平接地装置与垂直接地极组成人工接地极。要求接地电阻≤4Ω。

进出变电所的金属管道、金属套管、电缆的金属外皮均用25×4镀锌扁钢在入口处就近与接地装置可靠连接。

利用25×4镀锌扁钢将配电柜槽钢基础，电缆沟电缆支架就近与接地装置可靠连接。

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四、短路电流计算 1、计算依据

按韩洪35kV变电站单台变压器单回线路运行为最大运行方式，本设计视韩洪35kV变电站35kV母线以前为无穷大电网。取基准容量为100MVA计算时，短路电流计算系统简图见图10-3-1。

短路电流计算结果见表10-3-1。

表10-3-1 短路计算结果表

计算结果 三相短路电流

(kA)

计算项目 10kV母线K1点 井下变电所K2点

移变高压侧

3.516 3.255 2.39

冲击电流(kA)

8.97 8.3 6.09

短路全电流的最大有效值

(kA)

5.34 4.95 3.63

短路容量 (MVA) 64 59 43

2、主要电气设备选择

10kV侧选用KYN28A-12(Z) 型铠装移开式交流金属封闭开关设备；0.4kV侧选用GCK型低压开关柜；高压电气设备选型和校验见表10-3-2。

表10-3-2 高压电气设备选型和校验

校验项目 工作电压10k 工作电流178.3A 最大短路电流3.51kA 冲击电流8.97kA 名 称 规格型号 短路电流校验/kA 额定电额定电流 压 动稳定 热稳定 断流 /A /kV 耐受电流 耐受电流 能力 12 630 40 16 16 10kV高压 断路器 10kV电流 互感器 VS1-12 LZZBJ9-12 12 400 50 20 － 根据短路计算结果，该变电所10kV馈出铜芯电缆的最小截面为35mm2。 3、继电保护装置

⑴ 10kV馈出线设电流速断和过电流保护。 ⑵ 电容器柜设电流速断、过电流和过电压保护。

⑶ 单相接地保护：经计算，矿井高压电网电容电流约为7＜20A。10kV系

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统装设小电流接地选择装置，在所有10kV电缆馈出线上均安装零序电流互感器，构成10kV系统单相接地报警。

⑷ 动力变压器设速断、过电流保护、短路保护、温度保护、瓦斯保护等等。

第四节 地面供配电

一、地面配电系统 1、主工业场地配电

该矿工业场地用电负荷均为矿井10kV变电所电缆直配方式供电。 变电所以2回10kV电源分别向风井10kV变电所、井下主变电所供电及主平硐带式输送机供电。2回10kV电源分别引自10kV变电所10kV不同母线侧。

变电所以1回10kV电源向机修间多功能试验电源供电；

变电所以2回380V电源供电的配电点有空气加热室、空压机房、锅炉房、消防泵、联合建筑等一、二级负荷；

变电所以1回380V电源向机修车间、单身宿舍等三级负荷供电。 矿井10KV 变电所地面配电变压器选用2台S11-1250/10/0.4kV 1250kVA型动力变压器，为矿井地面低压负荷供电。2台变压器1用1备，负荷率约为73%。电缆敷设方式采用电缆桥架、直埋或沿电缆沟敷设。

2、防雷及接地

矿井地面变压器380V低压侧中性点直接接地，接地装置的接地电阻不超过4Ω，各低压配电点处设重复接地，接地装置的接地电阻值不超过4Ω。所有电气设备正常不带电的金属外壳、铠装电缆的金属外皮，均可靠接零保护。

根据《建（构）筑物防雷设计规范》规定，地面建（构）筑物按三类防雷建筑物设防. 凡高度超过15m的建筑物设避雷带，防直击雷击保护，要求防雷冲击接地电阻值不超过30Ω。地面变电所及重要建筑物要设防雷保护装置。在变电所高压母线上装设避雷器以防感应雷击，在变电所室外装避雷针以防直击雷， 避雷针单独接地。变电所保护接地与工作接地共用接地极。接地装置为闭环式接地装置。

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为防止雷电波侵入井下，凡露出（入）井口的金属轨道、金属管路及铠装电缆的金属外皮，均需在出（入）井口附近，将金属体作不少于两处的可靠接地。

第十四章 采暖、通风及供热

第一节 采暖与通风

一、气象资料

按长治县室外气象参数： 冬季采暖室外计算温度： －13oC 冬季通风室外计算温度: －7oC 夏季通风室外计算温度: 27oC 冬季极端最低平均温度： －23.3oC 冬季平均风速： 1.6m/s 冬季主导风向： S 全年采暖天数： 138d 最大冻土深度: 73cm 二、采暖范围及采暖方式

按照《煤炭工业矿井设计规范 》（GB 50215—2005） 第13.7.2条规定，本地区属采暖地区。本矿井行政福利建筑物采暖、生产系统建筑采暖、工业厂房采暖、井筒防冻及浴室用热均由锅炉房提供。供热热媒：生产系统建筑采暖、工业厂房采暖及井筒防冻采用P=0.2～0.3MPa饱和蒸汽，蒸汽由蒸汽锅炉提供。行政福利建筑物采暖为95～70℃热水，热水由锅炉房换热间内采暖用汽水换热器制备。

散热设备：行政福利建筑采用柱翼型铸铁散热器或柱式散热器；工业建筑采用光面管散热器或柱翼型铸铁散热器。

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三、通风、除尘

地面建筑物一般采用自然通风，充分利用门窗进行通风换气，对浴室、食堂、矿灯房等产生余湿、余热及其它有害气体的房间采用机械通风方式，利用DFBZ型低噪音方形壁式轴流风机进行通风换气。通风耗热量12.5×104W。

对产生煤尘较多的筛分破碎间设有自动除尘密闭装置，将各个产尘点的含尘气体经除尘风管送至DMC-84型袋式除尘器，除尘效率达97%以上。生产系统转载点设洒水除尘。

四、热水及开水供应

锅炉房内生活用汽水换热机组提供55～60℃热水，设专管进入淋浴水箱和浴池。供热时间：淋浴为3h，池浴为3h，浴室用热水温度为40oC，加热耗热量为125.0×104W。

为解决地面职工及井下工人饮用开水，在食堂内设开水供应点。选用CSB-12型电热开水器一台，单台开水产量150L/h，N=12kW，初次加热时间40min。

五、洗衣干燥

洗衣房选用30 kg/h洗衣机两台，20 kg/h脱水机两台，家用缝纫机两台。烘干室干燥方式采用铝串片散热器加热。

六、食堂用汽与冷藏

食堂用汽量按最大班用餐人数计，耗热总量为13.0×104W。食堂炊事用热采用液化石油气。食堂冷藏食品选用SLLZ4-1290型冷藏柜两台。

七、各建筑物耗热量

工业场地各建筑物耗热量计算见表13-1-1。

第二节 井筒防冻

一、设计依据

1、井筒进风量分别为：主平硐28m3/s，副平硐60m3/s； 2、井筒内混合温度：2℃；

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表13-1-1 工业场地热负荷计算表 室外计算温度：—13℃ 3、加热热风温度为：40℃；

4、冬季极端最低平均温度：-23.3℃； 4、采暖室外计算温度：-13℃； 二、矿井通风耗热量计算 1、主平硐井筒防冻耗热量为：

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编号 建筑物名称 室内采暖采暖建筑计算物体温度积（℃） （m3） 3 16.0 18.0 16.0 10.0 14.0 8.0 8.0 16.0 16.0 28.0 60.0 18.0 8.0 8.0 8.0 16.0 8.0 8.0 8.0 16.0 20.0 24.0 20.0 20.0 20.0 20.0 4 12871 194.8 265.2 6800.0 552.5 238.4 552.5 390.4 669.4 1736.3 1080.0 4424.3 579.4 13269 436.9 2596.4 880.8 22784 10262 10766 4566.8 17916 173.3 107.3 单位体积采暖热指标（w/m3·K） 5 0.8 2.6 2.3 1.0 1.8 2.3 1.9 1.5 1.9 1.9 3.2 1.1 3.2 1.0 3.2 1.4 3.2 0.8 0.6 0.7 0.9 0.7 2.5 2.5 耗热量（104W） 室内外温度差（℃） 6 29.0 31.0 29.0 23.0 27.0 21.0 21.0 29.0 29.0 31.0 21.0 21.0 21.0 29.0 21.0 21.0 21.0 29.0 33.0 37.0 33.0 33.0 33.0 33.0 通 风 8 5.8 供 热 9 备 注 采 暖 合 计 1 一 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 二 1 2 3 4 5 6 7 8 9 三 1 2 3 4 5 6 生产设施 辅助设施 2 矿井修理车间(含综采库) 地磅房 石灰消化车间 器材库 消防材料库 岩粉库 油脂库 矿井10KV变电所 空压机房 主平硐空气加热室 副平硐空气加热室 小计 主井井口房 主井井口房至原煤缓冲仓栈桥 7 29.9 1.6 1.8 15.6 2.7 1.2 2.2 1.7 3.7 87.7 187.9 335.9 10.2 7.3 10.2 3.9 38.5 2.9 7.6 5.9 52.9 139.4 20.3 25.9 13.6 41.4 1.4 0.9 103.5 10 29.9 1.6 1.8 15.6 2.7 1.2 2.2 1.7 3.7 87.7 11 187.9 335.9 10.2 7.3 10.2 3.9 38.5 2.9 7.6 5.9 52.9 缓冲仓 原煤缓冲仓至动筛车间栈桥 动筛车间 动筛车间至矸石仓栈桥 矸石仓 动筛车间至混煤圆筒仓栈桥 混煤圆筒仓 小计 行政福利设施 办公楼 联合建筑 食堂 单身宿舍 主门卫 次门卫 小计 合计 139.4 20.3 157.6 19.4 41.4 1.4 0.9 716.3 6.7 125 241.0 578.8 12.5 125 Q1＝1110×28×(18.15＋2)×1.167＝730847.8(W) 考虑15%~30%的安全系数后(取20%)，耗热量为：

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Q1′＝1.2×730847.8＝877017.3 (W) 2、副平硐井筒防冻耗热量为：

Q2＝1110×60×(18.15＋2)×1.167＝1566102.3 (W) 考虑15%~30%的安全系数后(取20%)，耗热量为： Q2′＝1.2×1566102.3＝1879322.8(W) 三、设备选型及空气加热方式

为了防止进风井筒冬季结冰，井筒进风必须加热以保证安全生产。在每个进风井井口，分别新建空气加热室一座，共两座。各井筒进风量为：主平硐28m3/s；副平硐60m3/s。井筒空气加热的室外计算温度值为—18.15℃，冷热风入井筒混合后温度为2℃，上述进风方式采取工业热风器加热，加热热风温度为：40℃。

主平硐空气加热室尺寸为9.9×6.6×4.2m（H），选用WZFY—20/40/4.0—Z型工业热风器两台，单台技术参数如下：制热量为940kW，加热热风温度为40℃，加热风量4.0×104m3/h，全压100—300Pa，电机功率11kW，加热热媒为0.4MPa饱和蒸汽，所需蒸汽由工业场地锅炉房统一供给。两台热风器，一用一备。能满足主平硐井筒防冻的使用要求。

副平硐空气加热室尺寸为14.4×6.9×4.2m（H），选用WZFY—20/40/6.0—Z型工业热风器两台，单台技术参数如下：制热量为1410kW，加热热风温度为40℃，加热风量6.0×104m3/h，全压100—300Pa，电机功率15kW，加热热媒为0.4MPa饱和蒸汽，所需蒸汽由工业场地锅炉房统一供给。两台热风器同时使用，互为备用。能满足副平硐井筒防冻的使用要求。

第三节 锅炉房设备

一、锅炉选型及台数

根据表13-1-1可知工业场地合计耗热量为859.6×104W（包括1.2管网热损系数）。其中：蒸汽采暖耗热量为199.7×104W；热水采暖耗热量为103.5×104W；

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供热耗热量为125.0×104W；井筒防冻耗热量为275.6×104W；通风加热耗热量为12.5×104W。在工业场地新建一座锅炉房（27.6×18.3×6.6m（H）），用于本场地各建筑物采暖、通风、供热及井筒防冻的耗热。根据负荷计算，并考虑非采暖期负荷。锅炉房内设二台DZL6-1.25-P型燃煤蒸汽锅炉和一台DZL2-1.25-P型燃煤蒸汽锅炉。夏季非采暖期只运行一台DZL2-1.25-P型蒸汽锅炉，供浴室等生活用热，锅炉四班运行，每天运行8小时。冬季采暖期三台锅炉全部运行，锅炉四班运行，每天运行16小时。

第十五章 技术经济

第一节 劳动定员及劳动生产率

该矿井设计生产能力为0.6Mt/a，年工作日330天，全员效率6t/工。参照建设部颁发的《煤炭工业矿井设计规范》进行计算，该矿井在籍总人数为483人。矿井劳动定员配备表见表18-1-1。

表18-1-1 劳动配备表 序号 一 1 2 二 三 四 工种 第一班 出勤人数 第二班 第三班 第四班 35 29 6 2 37 小计 287 245 42 16 303 34 21 358 在籍系在籍人数 数 1.45 1.35 412 355 57 16 428 34 21 483 84 84 84 生产工人 72 72 72 井下生产工人 12 12 12 地面生产工人 5 5 4 管理及技术人员 89 89 88 生产人员小计 10 10 9 服务人员 6 6 6 其他人员 105 105 103 合计 注： 1、管理人员占生产人员出勤人数的5%；

2、服务人员占生产人员在籍人数的8%； 3、其他人员占生产人员在籍人数的5%； 4、矿井井下工人占原煤生产工人的85%。

5 3 45 第二节 建设项目资金概算

一、固定资产投资概算

概算投资包括矿井恢复建设至达到设计生产能力前，设计规定的全部井巷

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工程、土建工程、设备及工器具购置、安装工程和工程建设其他费用的投资，预备费、建设期间贷款利息列入项目总造价。矿井总概算见表18-2-1

二、概算编制依据

㈠工程量：依据设计提供的工程量表、图纸、说明书及机电设备器材目录。 ㈡采用定额指标

1、井巷工程：执行中煤建协字[2007]90号文《煤炭建设井巷工程概算定额（2007

表18-2-1 总 概 算 表

概算价值（万元） 单位工程或环节顺序 名称 程 一 二 三 四 五 六 七 八 九 十 十一 十二 十三 十四 十五 十六 十七 十八 十九 二十 二十一 准备工程 井筒 井底车场巷道及硐室 主要运输道及回风道 采 区 提升系统 排水系统 通风系统 压风系统 地面生产系统 安全技术及监控系统 通讯调度和计算中心 供电系统 地面运输 室外给排水及供热 辅助厂房及仓库 行政福利设施 场地设施 居住区 环境保护及\"三废\"处理 其他基本建设费用 299.03 115.46 3748.71 1768.49 196.19 10.01 程 79.64 17.82 2006.03 70.83 230.09 599.93 1211.18 416.44 50.96 工器具13.04 1537.62 4415.28 331.94 14.60 54.60 74.69 659.91 137.16 27.23 626.23 333.60 156.76 87.46 井巷工土建工设备及安装工程 其他费用 44.11 60.54 214.97 95.42 32.63 8.33 57.97 129.74 125.67 5.22 465.74 79.27 11.76 15.11 2435.83 136.79 299.03 115.46 5346.87 6398.74 427.36 243.42 62.93 150.48 2795.68 262.83 32.45 1172.81 642.96 768.45 1211.18 416.44 153.53 2435.83 2.28 4.98 1.92 89.11 106.65 7.12 4.06 1.05 2.51 46.59 4.38 0.54 19.55 10.72 12.81 20.19 6.94 2.56 40.60 工程建设合计 （元） （%） 0.55 1.20 0.46 21.38 25.58 1.71 0.97 0.25 0.60 11.18 1.05 0.13 4.69 2.57 3.07 4.84 1.67 0.61 9.74 吨煤投资资比例占总投131 / 148

二十二 二十三 二十四 计 基本预备费 (7%) 小 计 建设期贷款利息 建设项目总造价 吨煤投资(元) 占总投资比重(%) 铺底流动资金 建设项目总资金 6137.89 429.65 6567.54 6567.54 109.46 26.26 6567.54 4682.92 327.80 5010.72 5010.72 83.51 20.03 5010.72 8470.12 592.91 9063.03 9063.03 151.05 36.24 9063.03 1346.48 94.25 1440.73 1440.73 24.01 5.76 1440.73 2435.83 170.51 2606.34 322.59 2928.93 48.82 11.71 500.92 3429.85 23073.24 1615.13 24688.37 322.59 25010.96 416.85 100.00 500.92 25511.88 384.55 26.92 411.47 5.38 416.85 8.35 425.20 92.25 6.46 98.71 1.29 100.00 基价）》、《煤炭建设井巷工程消耗量定额（2007基价）》及《煤炭建设井巷工程辅助费综合预算定额（2007基价）》。

2、土建工程：执行煤规字〔2000〕183号文颁发的《煤炭建设工业地面建筑工程概算指标（99统一基价）》。

3、机电设备安装工程：执行煤规字〔2000〕183号文颁发的《煤炭工业机电设备安装工程概算指标（99统一基价）》。

4、工程建设其他费用：参考中煤建协字〔2007〕第90号文颁发的《煤炭工程建设其他费用指标》。

㈢设备、材料预算价格及有关费用

设备价格：采用询价、《煤炭工业常用设备价格汇编》（九九版）、2005年《机电产品报价手册》。

材料预算价格：执行当地市场价格和煤规字（2000）48号文颁《煤炭工业安装工程定额外材料预算价格》。

设备运杂费、材料运杂费及备品备件购置费：依据煤规字〔2000〕第48号文，按有关规定计算。

㈣费用标准：执行煤规字〔2000〕第48号文。

㈤基本预备费：执行中煤建协字〔2007〕第90号文，按7%计取。 三、资金来源及建设期贷款利息 1. 建设投资估算

计算出建设项目总资金为25511.88万元，吨煤投资为425.20元。其中：井

132 / 148

巷工程投资6137.89万元，土建工程投资4682.92万元，设备及工器具购置投资8470.12万元，安装工程投资1346.48万元，工程建设其它费用投资2435.83万元，基本预备费投资1615.13万元，建设期间投资贷款利息322.59万元，铺底流动资金为500.92万元。

2、流动资金估算 ⑴流动资金参数的确定

根据住建部 (2009)第366号公告规定，流动资金的有关参数确定如下:应收账款周转天数为30天，年周转次数12次；库存材料周转天数为120天，年周转次数3次；库存产品周转天数为3 天，年周转次数120次；现金周转天数为30天，年周转次数12次；应付账款周转天数为30天，年周转次数12次。

⑵流动资金计算

根据辅助报表中产品生产总成本及经营总成本，结合诸参数的年周转次数计算出每年所需的流动资金占用额，然后根据住建部 (2009)第366号公告文规定计算出流动资金占用额为1669.73万元。

3、分年度投资计划

分年度投资计划见逐年投资分配及建设期贷款利息计算表18-2-2。

表18-2-2 逐年投资分配表 序号 一 二 三 1 2 3 四 五 工程或费用名称 井巷工程 土建工程 设备及安装工程 综采设备 一般采掘设备 通用设备 其他费用 合 计 其中：银行贷款（70%） 企业自筹（30%） 建设期贷款利息 银行贷款小计 总计 建设期 第一年 3283.77 2505.36 5251.88 1559.00 506.00 3186.88 1303.17 12344.18 8640.93 3703.26 161.30 8802.22 12505.48 第二年 3283.77 2505.36 5251.88 1559.00 506.00 3186.88 1303.17 12344.18 8640.93 3703.26 161.30 8802.22 12505.48 合计 6567.54 5010.72 10503.76 3118 1012 6373.76 2606.34 24688.36 17281.85 7406.51 322.59 17604.44 25010.95 133 / 148

4、资本金筹措

随着近几年煤炭市场的复苏，煤炭企业逐渐走出困境，企业利润翻倍增长，因此企业在资本金筹措方面是有一定保证的。

5、债务资金筹措

从目前企业的运行状况、市场需求和产品销售能力分析，企业资本金基本可靠，偿还债务信誉度良好，融资机构可以与企业合作，因此，债务资金筹措基本可靠。

6、融资方案分析

根据最新文件规定，基本建设资金可采用70%的银行贷款和30%的资本金作为初期资金，银行贷款年利率依据中国人民银行现行贷款年利率5.60%计算。因此，融资方案符合国家有关规定。

第三节 原煤生产成本

生产成本主要依据当地矿井实际生产成本及住建部 (2009)第366号公告发布的《煤炭建设项目经济评价方法与参数》有关规定进行计算。详见表18-3-1

表18-3-1 生产成本估算表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 项目名称 材料 动力 工资 职工福利 修理费 折旧费 摊销费 维简费 地面塌陷补偿费 安全费 其他费用 流动资金贷款利息 可持续发展基金 井巷工程基金 生产成本合计 其中：经营成本 单位成本（元/吨） 25 26.11 40.25 5.64 5.84 19.4 4.85 6 1 15 20 1.03 36 2.5 208.62 163.34 总成本（万元） 1500.00 1566.60 2415.00 338.40 350.40 1164.00 291.00 360.00 60.00 900.00 1200.00 61.80 2160.00 150.00 12517.20 9800.40 134 / 148

1、材料：根据该矿井设计生产工艺，结合同类型矿井的实际生产成本，估算原煤材料单位成本为25元/吨。

2、动力：根据设计提供的吨煤电耗及当地区生产用电单价进行估算，即吨煤电耗为26.11kW.h，1.0元/kW.h，则动力单位成本为26.11元/吨。

3、工资：根据当地工人平均工资水平，结合该矿井的全员效率，估算50000元/人.年，则单位成本工资为：40.25元/吨。

4、职工福利：根据文件规定，职工福利基金占成本工资的14%。 5、修理费：根据初期固定资产原值计算。

6、折旧费：根据初期固定资产投资计算。其折旧办法执行住建部 (2009)第366号公告文的规定，综采综掘设备按8年折旧，通用设备按15年折旧，地面建筑工程按40年折旧计算。

7、摊销费：根据住建部 (2009)第366号公告发布的《煤炭建设项目经济评价方法与参数》规定，将矿井初期的一切无形及递延资产按10年摊销列入生产成本。

8、井巷工程基金及维简费：根据住建部 (2009)第366号文《煤炭工业建设项目经济评价方法与参数》的规定，吨煤成本分别为2.5元和6.0元(其中：3.0元进入经营成本，另外3.0元用于还款)。

9、地面塌陷补偿费：根据当地煤矿的有关成本资料估算，单位地面塌陷补偿费为1.0元/吨。

10、其他费用：按30.50元/吨估列。

其中：其他费用20.0元/吨；50%维简费3.0元/吨；50%安全费用7.5元/吨。 11、安全费用：根据晋财建[2004]第320号文的规定，吨煤按15元提取，其中50%列入经营成本。

12、根据山西省政府第203号令，可持续发展基金吨煤提取21元、矿山生态环境治理恢复保证金吨煤提取10元、煤矿转产发展资金吨煤提取5元。

第四节 技术经济分析及评价

一、年销售收入、销售税金及附加的估算

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1、煤炭价格及销售收入的估算

根据当地矿区近几年的平均销售情况，确定矿井原煤售价为550元/吨（含税价）。计算出年销售收入33000万元。

2、销售税金及附加的估算

本项目的销售税金及附加包括增值税、资源税、城市维护建设税及教育费附加。增值税：销项税17%，进项税17%，城市维护建设税按增值税的1%，教育费附加按增值税的3%分别计算。

资源税执行财税[2004]第187号文的规定，按3.2元/吨计取。 在正常年份计算销售税金及附加为4680.84万元。 3、利润的计算及分配

计算正常年份的年利润总额为16484.13万元，所得税后利润为12363.10万元。在利润分配中，每年按可供分配利润的10%提取盈余公积金。还清借款后，以折旧费归还以前年份偿还借款垫支的利润，并将这部分未分配利润转入分配。

二、财务分析

年利润总额

投资利润率= ──────×100％=61.78% 项目总投资 年利税总额

投资利税率= ──────×100％=79.33% 项目总投资

全部投资税后内部收益率为70.09%，大于相应的基准收益率10%，税后财务净现值为82897.99万元，大于零，表明本项目除能满足行业最低要求外，还有盈余，因而在财务上是可以接受的。

2.偿债能力分析

偿债能力依据资金来源与运用表、借款还本付息表进行分析，项目投产后利用本年未分配利润、基本折旧及摊销费偿还固定资产借款本息，经计算固定资产投资借款偿还期为3.58(含建设期)。

通过以上分析可知项目具有一定的清偿能力。

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表18-4-1 财务评价指标（基价） 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 名称 指标 单位 税后内部收益率(全部投资) 税前内部收益率(全部投资) 内部收益率(自有资金) 税后投资回收期 税前投资回收期 税后财务净现值(全部投资) 税前财务净现值(全部投资) 财务净现值(自有资金) 投资利润率 投资利税率 资本金利润率 借款偿还期(含建设期) 盈亏平衡点(产量的比例) 70.09 94.64 150.28 2.82 2.42 82897.99 113461.70 84396.93 61.78 79.33 156.35 3.58 32.69 % % % 年 年 万元 万元 万元 % % % 年 % 第五节 主要技术经济指标

矿井设计主要技术经济指标 顺 指标名称 序 （1） 1 1.1 1.2 1.3 2 2.1 2.2 2.3 2.4 3 3.1 3.2 3.3 井田范围 （1）东西长 （2）南北宽 （3）井田面积 煤层 可采煤层数 可采煤层总厚度 主采煤层厚度m 煤层倾角 资源/储量 保有地质资源/储量 工业资源/储量 设计资源储量 （2） （3） km km km 层 m m ° kt kt kt 137 / 148

（4） 约1.67 约2.90 5.995 4 3.2 0.92/1.31 21160 20196 19034.85 （5） 单位 指标 备注 3.4 设计可采储量 kt 14534.37 4 煤类 5 5.1 5.2 5.3 5.4 煤质 灰份（原煤） 硫份（原煤） 挥发份（原煤） 原煤发热量 % % % MJ/kg 16.42/19.40 9号/101.67/2.17 号 18.46/18.66 29.53/29.023 3号焦煤/15号贫瘦煤

矿井设计主要技术经济指标

顺 指标名称 序 （1） 6 6.1 6.2 7 7.1 7.2 8 8.1 8.2 9 9.1 9.2 9.3 9.4 （2） 矿井设计生产能力 年生产能力 日生产能力 矿井服务年限 设计生产年限 其中：首采区 矿井设计工作制度 年工作制度 日工作班数 井田开拓 开拓方式 水平数目 水平标高 大巷主运输方式 138 / 148

（3） kt/a t/a a a 天 班 个 m （4） 600 1818 18.6 9、10号煤 330 4 平硐开拓 1 +1235.0 胶带运输机 无极绳车 （5） 单位 指标 备注 9.5 10 10.1 10.2 10.3 10.4 10.4.1 10.4.2 10.4.3 11 11.1 大巷辅助运输方式 采区 回采工作面个数 掘进工作面个数 采煤方法 主要采煤设备 采煤机 支架 刮板输送机 矿井主要设备 主平硐运输设备 个 个 1 2 综采一次采全高 MG300/700-WD ZY6400/18/38 SGZ630/320 800mm胶带输送机

矿井设计主要技术经济指标

顺 指标名称 序 （1） 11.2 11.3 11.4 11.5 12 12.1 13 13.1 13.1.1 13.1.2 13.1.3 （2） 副平硐运输设备 主通风设备 主排水设备 压风设备 地面运输 场外公路长度 建设用地 用地总面积 其中：工业场地 绿化占地面积 场地利用系数 （3） hm2 hm2 hm2 （4） 无轨胶轮车 （5） 单位 指标 备注 FBCDZ54-8-No23 MD25-30 AED-132 7.0 1.4 20% 139 / 148

14 14.1 14.2 15 15.1 15.1.1 15.1.2 15.2 16 16.1 16.1.1 16.1.2 地面建筑 工业建筑（构）物总体积 建筑物总面积 人员配置 在籍员工总人数 其中：生产员工 下井人员 原煤生产率 项目投资 建设项目总投资 其中：井巷工程 地面建筑工程 m3 m 277314.66 8864.635 万元 万元 万元 483 287 245 6.0 25511.88 6137.89 4682.92 矿井设计主要技术经济指标

顺 指标名称 序 （1） 16.1.3 16.1.4 16.1.5 16.1.6 16.1.7 16.1.8 16.1.9 16.1.10 16.1.11 16.2 16.2.1 17 17.1 （2） 设备及工器具购置 安装工程 其他费用 基本预算费 静态总投资 涨价预备费 建设期贷款利息 项目总造价（动态投资） 铺地流动资金 吨煤投资 其中：吨煤静态投资 原煤成本与售价 原煤生产成本 140 / 148

（3） 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 万元 元/t 元/t 元/t （4） 8470.12 1346.48 2435.83 1615.13 24688.37 322.59 25010.96 500.92 425.20 411.47 208.62 （5） 单位 指标 备注 17.2 18 18.1 18.2 19 19.1 19.2 19.3 19.4 19.5 19.6 19.7 原煤平均售价 项目建设期 建设工期 项目投产至达产的时间 财务评价主要指标 财务内部收益率 财务净现值（税后） 投资回收期（税后） 投资利润率（税后） 投资利税率（税后） 贷款偿还期（税后） 盈亏平衡点 元/t 月 a % 万元 a % % a % 550 20 1 70.09 82897.99 2.82 61.78 79.33 3.58 32.69 141 / 148

第四节 矿井投产及竣工指标

矿井投产时间预计为2012年6月，投产工作面为一采区10101工作面，工作面参数及生产指标如下：

1.采煤工作面长度

工作面推进度一般是根据采煤工艺要求，劳动组织和煤层的自然发火期等因素确定的，目前国内小型综采工作面采煤机截深一般采用0.6m。工作面日推进度一般在3.6m～9m之间，考虑到地方煤矿特点和本矿初次采用综采技术，劳动熟练程度较低，确定工作面日推进度5.4m。

则工作面长度：

L=q/（S·H·c·r·k）=2727/（5.4×4.88×0.93×1.39×0.85）=94.18m 式中：q—工作面日产量t/d

H—一次采厚：4.88m S—工作面日推进度：5.4m/d c—工作面回采率：0.93 r—煤的视密度：1.39t/m3 k—循环率：0.85

设计考虑一定的生产不均衡系数，本次设计工作面长度取100m。

2.采煤工作面采高

首采9+10号煤层平均厚3.2m，采用单一长壁放顶煤综采采煤法，全部垮落法管理顶板，采高3.2m。

3.工作面推进度

由于后退式的工作面和巷道的维护条件好，工作面的推进方向确定为后退式。

综放工作面的连续推进长度一般不宜小于800～1000m。另外，考虑到工作面搬迁次数及煤损随工作面推进距离增大而减少，结合矿井设计生产能力和所选用滚筒采煤机技术参数，可得出综放工作面的推进度为：

根据矿井设计能力确定采煤工作面三班生产，每班3个循环，每日9个循环，工作面长度为100m，循环进尺为0.6m，循环率为0.85，年工作日330天。

月推进度计算：L月进=30×0.6×9×0.85=137.7(m/月)

年推进度计算：L年进=330×0.6×9×0.85=1514.7m/年) 4.长壁回采工作面生产能力计算

回采工作面基本参数为：切眼长150m，运输顺槽长1080m，回风顺槽长度1080m，机组循环进度0.6m，三班生产，一班检修，生产班进度1.8m，日进度5.4m，2号煤层容重为1.39t/m3，正规循环率为0.85，年工作日为330天，工作面回收率为93％。工作面年推进度1514.7m，年掘进量3030m，掘进断面14.6m2，工作面生产能力计算如下：

Q采=330×100×5.4×4.88×1.39×0.85×0.93×0.933=891.5kt Q掘=3030×14.6×1.39=61.5kt Q=Q采+Q掘=891.5+61.5=953kt

综采工作面搬家时间按22天计算，根据工作面推进度及顺槽长度，1年搬家次数为1次，工作面个数为0.933个，矿井生产能力可达到953kt/a，布置一个综采工作面可满足要求。

第三章 井巷工程施工方案优化

第一节 矿井建设条件分析

矿井建设条件已经在矿井初步设计中重点阐述，现只做简要介绍： 1．采区位置及范围

矿井首采区位于井田西南部，首采区为9+10号煤层10101采区，采区长度1080m，宽度150m，采区回采率75%，服务年限1.07年，采界西南至井田边界保安煤柱。

2．采区煤层特征

本采区首采煤层为9+10号煤层，其煤层特征见表5-2-1

表5-2-1 9+10号煤层特征表

煤层 名称 9+10号 煤厚 2.12-4.3 3.2 倾角° 10-12 11 结构 简单 （0－1层夹矸） 稳定性 稳定 容重 硬度 3（t/m） 1.39 中硬 牌号 1/2ZN 顶板 直接顶：泥岩，老顶为K2粗砂岩 底板 砂岩 本采区煤层瓦斯含量相对较低，9+10号煤层瓦斯相对涌出量为5.83 m3/t；二氧化碳相对涌出量6.7m/t；煤尘有爆炸性；煤层有自燃发火倾向，自燃倾向等级为Ⅱ级，为自燃煤层。

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3．地质构造

该采区构造简单，煤层走向起伏不明显，倾角11°左右，无明显的变缓、变陡趋势。

4．顶底板特性

9+10号煤层直接顶为泥岩，老顶为K2粗砂岩，底板为砂岩。 5．水文地质

本采区水文地质条件属简单型，煤系地层砂岩裂隙含水层是采区的主要充水水源。由于砂岩裂隙发育不均，一般富水性弱，只在局部相对较强，以静储量为主，补给源不足，在开采时可能表现为少量突水、淋水、滴水。地质报告提供采区内正常涌水量为10m3/h，最大涌水量为15m3/h，涌水量不大。

6．地表情况：本采区地表为少量农田、荒坡地，没有大的地表水系和水体。

第二节 矿井建设特点分析

一、外运条件分析：

该矿位于沁源县北西方向，直距23km处，交通较为方便。 二、水源情况：

该矿的生活用水现主要取自砂岩裂隙水，现有水源井水量及水质均不能满足矿井兼并重组后需求，本次设计在地面工业广场内新掘深井，预计井深320m，水量在50m3/h以上，水化学类型为重碳酸钙镁型，矿化度0.3～0.5g/L，总硬度12～15德国度，PH值为7.4，属优质地下水，不进行二次净化。为充分利用当地水资源，生产用水利用净化后的矿井排水。水量及水质均可满足矿井用水需求。

三、电源情况：

本矿现有两回供电线路，一回线路引自李元镇韩洪10kV变电站585线路，导线采用LGJ-50钢芯铝绞线，长度为5.0km。另一回线路引自李元10kV变电站817线路，导线采用LGJ-50钢芯铝绞线，长度为12.0km。变电站现有闲置容量均较大，可满足本矿兼并重组后用电需求。

四、征购地情况：

该矿现有地面工业场地为已有占地，全矿井工业场地占地面积6.13ha，新增占地面积4.34ha，其中排矸场区占地为新增占地面积1.144ha，主生产区内新增占地面积3.2ha。矿方已与李元镇达成占地协议。

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五、市场分析：

根据国家行业管理与研究部门预测，我国从2000年到2020年的二十年间，原煤规划产量将以每年5000万t递增，随着国民经济持续稳定的发展，市场对原煤的需求增大，近几年出现淡季不淡，煤价逐步上扬的趋势。该矿井田内煤层赋存稳定、煤质优良、资源可靠。

国内的煤炭市场受国内需求的拉动与国际煤价的支撑，从2003年以来一直在高位运行。随着国民经济的快速增长，尤其是电力、冶金、建材、石化四大主要耗煤工业对煤炭旺盛需求的增长，成为煤炭行业效益提高的主要动力。

2003年以来全国各地大范围停产对煤矿安全生产进行整顿，造成煤炭产量下降。据预测2010年我国的工业生产仍将保持目前的高增长态势，煤炭需求仍将受到下游产业电力、冶金行业的强力拉动，继续保持旺盛势头。

从国际市场看，原油及成品油价位的高位运行在相当程度上增加了对替代能源—--煤炭的需求，发电用燃煤的全球需求在继续大幅攀升，价格已经创下近10年来的新高。

我们认为，在目前国际油价高涨，海运价格大幅提升的情况下，煤炭作为主要的能源，国际的需求量仍将进一步上升，价格仍将在高位运行。

本井田以优质动力煤为主，是市场上紧缺煤种之一，尤其是随着浅部煤炭资源的枯竭及我国国民经济的高速发展，市场对煤炭的需求会进一步加大，因此该矿进行兼并重组，提高矿井生产能力及安全程度，做大做强，矿井将具有十分广阔的市场前景。

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