前 言
山西汾河焦煤股份有限公司三交河煤矿位于洪洞县与蒲县的交界处，行政区划属洪洞县左木乡、山头乡和蒲县乔家湾乡管辖，隶属于霍州煤电集团有限责任公司。
山西汾河焦煤股份有限公司三交河煤矿始建于1971年，1978年和1982年先后经过两次改扩建，原矿井设计生产能力前期0.3Mt/a，后期0.9Mt/a。本次设计1.5 Mt/a。开采2号煤层，井田面积22.58km2。
本次只设计开采2号煤层，2#煤层设计一采区及二采区两个采区，布置一个综采工作面，矿井生产能力1.5Mt/a，根据该矿2号煤层可采储量60Mt，服务年限28.6a。现对三交河煤矿2#煤层开采进行初步设计。
一、编制设计的依据
1．山西省国土资源厅颁发的采矿许可证（证号：1400000421248）； 2．山西煤矿安全监察局颁发的安全生产许可证（编号：（晋）MK安许证字〔2008〕G0133Y1B2）；
3．山西省煤炭工业局颁发的煤炭生产许可证（编号：201426250091）； 4．山西省煤炭地质公司2008年6月编制的《山西汾河焦煤股份有限公司三交河煤矿矿井地质报告》；
5．山西省煤炭工业局文件晋煤规发〔2008〕1228号“关于山西汾河焦煤股份有限公司三交河煤矿矿井地质报告的批复”；
6．山西省煤炭工业局文件晋煤安发〔2008〕1119号“关于山西焦煤集团有限责任公司2008年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”；
7．山西煤矿设备安全技术检测中心提交的本矿2号煤层检验报告； 8．国家有关煤炭工业的规程、规范和技术政策等； 9．矿提供的有关资料；
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二、设计的指导思想
贯彻执行国家能源开发的方针、政策及煤炭行业“规程”、“ 规范”，加大矿井设计改革力度，在保证矿井设计规模和安全生产的前提下，尽量利用已有设施和设备。设计方案充分体现市场经济的特点，因地制宜选择生产工艺，系统设计简单实用，设备选型先进合理。力争通过精心设计和科学管理，将本矿建设成生产规模合理、机械化装备水平高、安全条件好、见效快、效益好的矿井。
三、设计的主要特点
1．全井田2#煤层共划分两个采区，水平标高978m。
2．井下采区煤炭运输采用带式输送机运输。大巷运输队采用10t架线电机车牵引矿车运输，2#煤集中轨道巷采用调度绞车牵引矿车运输。
3．矿井开采2#组煤层移交生产时, 2号煤层布置1个采区，1个综采工作面，2个综掘工作面。
四、矿井设计主要技术经济指标 1．矿井设计生产能力1.5Mt/a。 2．井田面积22. 58km2。
3．井田内2号煤层保有资源/储量73Mt，本次设计可采储量60Mt。 4．矿井2#煤层设计服务年限28.6a。
5． 2#煤层移交生产时，井巷工程总长度21300m，掘进总体积303623m3。其中，硐室掘进体积6700m3。
6．建井工期32个月。 五、存在的问题及建议
原矿井地质报告基本能满足矿井初步设计的要求，但存以下问题需要进行一步补充和完善。
1、地质报告所利用的钻孔资料为早期完成，另外对周边采空区的范围
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与目前状况可能有差别，需要进一步核实。
2、原地质报告中对有害气体的采集、化验结果及测定结果与现要求可能有差别，需要进一步采集、化验及测定。
3、矿区整体钻孔较稀，地质储量等级低，需进一步补钻，适应水平大巷沿煤层布置的要求。
4、加强水文地质资料的精准性，为开采及设计提供可靠保证。
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第一章 井田概况及地质特征
第一节 井田概况
一、交通位置
三交河煤矿位于洪洞县与蒲县的交界处，位于洪洞县城西面，距洪洞县城约32km。行政区划分跨山西省洪洞县左木乡、山头乡和蒲县乔家湾乡。地理坐标：北纬36º21′27″—36º25′39″，东经111º21′20″—111º24′49″。
本矿位于洪洞县城西32km处左木乡三交河村村西，与洪洞县城间有洪（洞）—乔（家湾）公路连通，井田东距大运公路、南同蒲铁路线30km，经洪洞县城向北可至省城太原，向南可经运城至潼关与陇海铁路线连接，交通运输方便。
二、地形地貌
本井田位于吕梁山脉东麓，为侵蚀中低山地貌。井田范围内沟谷纵横，梁岭绵延，地形比较复杂。井田总的地势为中部高，东西两侧低。地形最高点位于井田西南角的芦家岭村北山，标高为1469m；最低点位于井田东缘的三交河谷底，标高为974m，相对高差为495m。
三、气象
本区的气候为大陆性气候，四季分明，具有冬季严寒、少雪多风，夏季暑热干旱，春季多风，秋季凉爽多雨等特点。年平均气温8.5—10℃，最热7月，气温21—23℃，最冷1月，气温-5—7℃，极端最高气温35.5—38.5℃，极端最低气温-20.5—23.5℃，无霜期170—
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195d，霜冻期为10月上旬至来年4月中旬，冻土深度103cm，每年7、8、9三个月为雨季，年降水量为600mm左右。
四、地震
依据《中国地震动参数区划图》GB18306-2001，本区地震基本烈度为8度，地震动峰值加速度为0.20g。据有关历史记载，该区地震频繁。1303年9月17日元大德年间，曾发生过洪洞、赵城8级大地震；1695年，襄汾、临汾发生8级大地震，涉及洪洞一带。
五、井田内及周边小煤矿开采情况
三交河井田北邻悦昌煤矿、西邻北峪煤矿、东部邻陆合公司所属煤矿、井田南邻恒兴煤业有限公司。井田相邻煤矿概况简述如下：
(1) 悦昌煤矿：位于三交河井田北部，批准开采2号煤层，现开采2号煤层，斜立井混合开拓，综合机械化采煤，设计生产能力60万t/a。正常涌水量30m/h，低瓦斯矿井。其井口距三交河矿井田边界约300m。
(2) 北峪煤矿：位于三交河矿井田西部（蒲县境内），批准开采2号煤层，现开采2号煤层，设计生产能力45万t/a，混合开拓，综合机械化采煤，正常涌水量15m/h，低瓦斯矿井。
(3) 陆合公司矿井：位于三交河矿井田东部
①东沟煤矿：位于三交河井田以东，批准开采10、11号煤层，设计生产能力15万t/a，采用斜井开拓11号煤层，矿井正常涌水量15 m/h。
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② 霍家庄矿：位于三交河井田东部，批准开采2、10、11号煤层，因该矿井田内2号煤层资源很少，且已采完，现其全部2号煤采掘工作面主要集中在三交河矿四采区范围内，矿井正常涌水量30 m/h。
③ 柳沟煤矿：位于三交河井田东，批准开采10、11号煤层，现开采11号煤层，设计生产能力21万t/a，斜井开拓，长壁炮采，正常涌水量10m/h，低瓦斯矿井。与三交河井田无越界开采现象。
(4) 恒兴煤业有限公司：原吉家山煤矿，位于三交河井田南部，批准开采2号煤层，现开采2号煤层，设计生产能力45万t/a，斜立井混合开拓，综合机械化采煤。涌水量10m/h－15m/h，低瓦斯矿井。
以上矿井均按正常生产，无越界开采行为。 六、矿区工农业概况及建材供应情况
矿区地处山区，土地贫瘠，长年较为干旱，农业生产产量较低，主要农作物有小麦、玉米等。
工业生产主要有采煤、制砖等，该矿需要的务类建材均从集团公司本部供应处采购。
七、电源、水源情况
本矿已有两回35kV电源，一回引自南步亭110kV变电站，另一回35kV电源架空引自刘家垣110kV变电站35kV侧。一回35kV电源及线路架空引自南步亭110kV变电站，线路导线采用LGJ-150钢芯铝绞线，避雷线采用GJ-35钢绞线，线路全长约19km，电压降约6%，砼杆及铁塔混合架设；另一回路导线采用LGJ-185钢芯铝绞线，避雷线采用
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GJ-35钢绞线，线路全长约13km，电压降约3.5%，砼杆及铁塔混合架设。
本矿有水源2座，单井出水量160m/h，能够满足矿井地面用水需求。矿井正常涌水量为50m/h，最大涌水量为100m/h，可作为井下消防洒水和地面洒水、绿化等用水水源，经处理后使用。
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第二节 地质特征
一、地层及地质构造 (一) 地层
本井田位于山西地台吕梁山背斜的东翼，霍西煤田的西南部，在井田范围内出露的地层由老至新为：奥陶系中统峰峰组、石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组与下石盒子组、上统上石盒子组及第四系中、上更新统、全新统。
本区含煤地层为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组。 1．太原组
根据岩性和岩相特征的变化太原组可分三段：
(1) 下段（C3t）：自太原组底部石英砂岩（K1）底面至K2石灰岩标志层之底，主要岩性由灰—灰黑色砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成，厚度24.55－45.61m，平均38.45m。底界K1砂岩平均厚3.45m。位于上部的9、10、11号煤层为井田内主要可采煤层，11号煤层之下至K1砂岩之间有一层不稳定的薄煤层。本段煤层顶、底板砂质泥岩和泥岩中富产卵脉羊齿、东方栉羊齿、椭圆楔叶等植物化石。
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(2) 中段（C3t）：位于太原组的中部，自K2石灰岩底界至K4灰岩顶界，厚度26.20－40.80m，平均31.50m，由三层石灰岩和灰色砂质泥岩、黑色泥岩夹3－5层煤层组成。三层石灰岩自下而上依次为K2、K3、K4，灰岩层位稳定，为区域良好标志层，灰岩中产似纺锤蜒、围脊贝等动物化石。本段所含煤层，多不可采。
(3) 上段（C3t）：位于太原组上部，由K4灰岩顶至K7砂岩底，由深灰—灰黑色泥岩，砂质泥岩间灰色砂岩和2－3层薄煤层组成，本段厚度23.20－31.30m，平均28.05m。所含煤层均不可采。该段5号煤层底板泥岩或砂质泥岩中富产菱羊齿、脐根座、东方栉羊齿、东方盘穗、椭圆楔叶等植物化石。
2．山西组
山西组为井田内另一主要含煤地层，一般具有3个粒度沉积旋回，每一旋回从砂岩开始，而后过渡为泥岩、砂质泥岩，继而发育煤层，最后以泥岩结束。煤层顶底板的泥岩、砂质泥岩中普遍含有三角织羊齿、带羊齿、截楔叶、轮生楔叶等植物化石。本组底部的K7砂岩为灰白色，中细粒，薄层状，厚度0.50－6.17m，平均2.34m。本组含2、2、3号三层煤，其上部所含2、2号煤层为井田主要可采煤层，下部3号煤层不稳定，不可采。
(二) 地质构造 1．褶曲
三交河井田位于霍西煤田西南部，在区域构造上处于祁吕弧东翼
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外带的西缘，在南王家坪至马家庄和吉家庄至山头区域大断裂西侧，居克城碾子腰向斜中的王家庄向斜中段。井田构造线方向同区域构造线方向一致，呈北北东—北东向。井田内褶曲构造发育，褶曲开阔平缓，伴有次一级波状起伏。井田内地层总体产状为走向N25°－30°E，倾角5°－10°。现将井田内的3个主要褶曲构造简述如下：
杏凹向斜（S78）：位于井田的中南部，自井田南部进入本区，轴向南西—北东，井田内长度3000m，地表两翼岩层倾角3°－10°，为井田的主要向斜之一，地面发现，井下巷道也有揭露。
后麻峪背斜（S79）：位于杏凹向斜之东，呈北东向延展，大致同杏凹向斜相平行，井田内延伸3300m，两翼倾角3－10°，为井田内主要褶曲之一，地面发现，井下巷道也有揭露。
金山沟向斜：位于井田东部，呈北东—北北东向延展，本向斜波状起伏较明显，于井田东北部变缓后，再向北称为S9向斜，井田内延伸4200m。向斜倾角，西翼5－8°，东翼6－10°，具有西缓东陡的形态特征。
2．断层
井田内地表和井下采掘巷道中见到多条小型断层，落差大多在1—3m之间，落差5m以上者仅3条，多分布在南采区及北区，都为低角度正断层，其中F1断层落差最大为15.00m，走向延伸长度约1000m，断层面倾角40°，另外2条落差均为5.00m，延伸长120—850m，地面发现，井下巷道也有揭露。
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3．陷落柱
据采掘巷道揭露井田2号煤层共发现大小不等的陷落柱11个，陷落柱范围从15×15m到100×90m不等，砂岩碎块填充，导水性差。
总的说来，井田以方向单一的宽缓褶曲为主要构造形态，分布少量小断层和陷落柱。
4. 岩浆岩
井田内没有岩浆岩的入侵。
综上所述，井田内地质构造复杂程度属简单类。 二、煤层及煤质 (一) 煤层 1．含煤性
井田内含煤地层主要为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。山西组含煤3层，分别为2、2、3号煤层，其中3号煤层不稳定，2、2号煤层为稳定煤层；山西组煤层平均厚度4.15m，地层平均厚度29.34m，含煤系数为14.1%。太原组含煤8层，分别为5、6、6下、7、8、9、10、11号煤层，其中5、6、6下、7、8、9号煤层不稳定，10为不稳定煤层；11号煤层为稳定煤层；太原组煤层平均厚度5.95m，地层平均厚度为98.00m，含煤系数为6.1%。
② 可采煤层
井田内含煤地层共含有11层煤，其中含可采煤层4层：山西组的2、2号煤层为全井田稳定可采煤层，太原组的11号煤层为基本全井
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田可采煤层，太原组的10号煤层为不稳定局部可采煤层，现分述如下：
a. 2号煤层
位于山西组的上部，上距K8砂岩底面0－13.80m，一般4－5m。煤层厚度0.79－4.72m，平均2.4m，为中厚煤层。煤层沿走向上，厚度略显向北变薄的趋势，而沿倾向方向上则有东厚西薄的变化规律。据井下开采情况，该煤层有局部小范围被冲刷变薄的现象，变薄厚度一般为1.00－1.60m。本煤层结构简单，一般不含夹矸，局部含1～2层夹矸，属全井田稳定大部可采煤层。煤层顶底板多为砂质泥岩及泥岩，局部地段相变为细砂岩夹泥岩或细砂岩和泥岩互层。
b. 2号煤层
上距2号煤层底板3－12.00m，平均5.60m左右。煤层厚度1.03－2.76m，平均2.36m；含夹矸0－3层，结构简单。为层位稳定，全井田可采煤层。煤层顶板为泥岩、砂质泥岩、局部为粉砂岩。底板大都为泥岩、局部为砂岩。
c. 10号煤层
位于太原组下部，上距K2灰岩3.10－28.40m，一般为21m左右。煤厚0－4.00m，平均1.68m，为不稳定局部可采煤层，分布有尖灭区，该煤层结构简单，含0－2层炭质泥岩夹矸，夹有不稳定的扁豆状、透镜状黄铁矿，最大长轴为0.40m，最大短轴为0.20m，是该煤层含硫量高的主要原因。煤层顶板为细砂岩、砂质泥岩，伪顶为泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩，局部为炭质泥岩、粉砂岩。
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d. 11号煤层
位于太原组下部，上距10号煤层底板1.40—10.00m，平均3.70m。煤层厚度0.11—4.48m，平均3.02m，一般不含夹矸，局部含1—2层夹矸，结构稳定。为层位稳定大部可采煤层。煤层顶板为泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩，局部为砂岩，底板为砂质泥岩、泥岩，局部相变为K1细砂岩。
(二) 煤质 1．物理性质 (1) 物理性质
各煤层的物理性质及宏观煤岩特征基本相似，现叙述如下： 2号煤层为黑色块状，条带状和粒状结构，呈弱沥青光泽，为光亮—半光亮型；煤岩组份以亮煤为主，暗煤次之，镜煤少许。
10号煤层为黑色块状，条带状结构为主，呈弱沥青光泽，为光亮—半光亮型；煤岩组份以亮煤为主，暗煤次之，镜煤少许。
11号煤层为黑色块状，细—宽条带状、粒状及少许片状结构，呈弱沥青光泽，为光亮—半光亮型；煤岩组份以亮煤为主，暗煤次之，镜煤少许。
(2) 显微煤岩特征
根据搜集到的资料，各煤层显微煤岩特征如下：
2号煤层显微组分以镜质组、惰性组为主，分别为51.60%和36.30%，半镜质组为0.70%，壳质组为8.10%，矿物组为3.30%。
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2号煤层显微组分以镜质组、惰性组为主，分别为45.65%和39.67%，半镜质组为10.33%，壳质组为2.72%，矿物组为1.63%。
10号煤层显微组分以镜质组、惰性组为主，分别为65.92%和25.93%，半镜质组为5.93%，壳质组为0.74%，矿物组为1.48%。
11号煤层显微组分以镜质组、惰性组为主，分别为71.90%和17.10%，半镜质组为1.40%，壳质组为5.80%，矿物组为3.80%。
2．煤的化学性质、工艺性能 (1) 化学性质
根据该矿煤样化验资料及钻孔煤芯样测试资料，各煤层化学性质如下：
① 2号煤层
水分Mad 原煤：0.60%－2.62%，平均1.39%；
浮煤：0.42%－1.23%，平均0.97%；
灰分Ad 原煤：12.17%－30.98%，平均18.92%；
浮煤：4.59%－7.78%，平均6.74%；
挥发分Vdaf 原煤：34.85%－38.23%，平均36.76%；
浮煤：34.14－39.05%，平均37.16%；
全硫St.d 原煤：0.30%－1.18%，平均0.47%；
浮煤：0.36%－0.98%，平均0.50%；
焦渣特征 原煤4－6，平均5；
浮煤7；
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胶质层X值 40－51.5mm，平均44.6mm； 胶质层Y值 17－22.5mm，平均19.9mm； 粘结指数GR·I 82－91，平均86；
发热量Qgr.vd 原煤：23.464－30.040MJ/kg，平均28.083MJ/kg；
浮煤：32.255－33.730MJ/kg，平均32.865MJ/kg；
2号煤层属特低灰—低灰，特低硫—中硫，中热值—特高热值之1/3焦煤和气煤。
② 2号煤层
水分Mad 原煤：0.52%－2.21%，平均1.31%；
浮煤：0.70%－1.24%，平均0.96%；
灰分Ad 原煤：8.84%－29.14%，平均16.42%；
浮煤：3.75%－8.92%，平均5.94%；
挥发分Vdaf 原煤：30.45%－38.47%，平均35.21%；
浮煤：34.81%－38.55%，平均36.76%；
全硫St.d 原煤：0.31%－0.52%，平均0.45%；
浮煤：0.37%－0.89%，平均0.47%；
发热量Qgr.vd 原煤：22.51－30.28MJ/kg，平均25.66MJ/kg；
浮煤：32.450－33.498MJ/kg，平均33.070MJ/kg；
焦渣特征 原煤：4－7，平均6；
浮煤：6－7，平均7；
胶质层X值 21.2－53.5mm，平均31.8mm；
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胶质层Y值 15.5－23.7mm，平均21.46mm； 粘结指数GR·I 83－98，平均95；
2号煤层属特低灰—低灰，特低硫—低硫，中热值—特高热值之1/3焦煤和气煤。
③ 10号煤层
水分Mad 原煤：0.80%－1.32%，平均1.06%；
浮煤：0.69%－1.02%，平均0.89%；
灰分Ad 原煤：10.51%－27.34%，平均22.00%；
浮煤：6.19%－9.27%，平均7.79%；
挥发分Vdaf 原煤：32.81%－39.26%，平均32.81%；
浮煤：32.24%－37.15%，平均35.65%；
全硫St.d 原煤：1.35%－8.11%，平均3.70%；
浮煤：0.87%－3.11%，平均2.42%；
发热量Qgr.v.d 原煤：24.180－28.090MJ/kg，平均25.710MJ/kg；
浮煤：32.640－33.230MJ/kg，平均33.010MJ/kg；
焦渣特征 原煤：5－7，平均6；
浮煤：7；
胶质层X值 21－37mm，平均23mm； 胶质层Y值 21－37mm，平均25.5mm； 粘结指数GR·I 95－98，平均97；
10号煤层为低灰—中灰，低硫—高硫，中热值—高热值的1/3焦
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煤和肥煤。
④ 11号煤层
水分Mad 原煤：0.39%－1.80%，平均1.05%；
浮煤：0.64%－1.12%，平均0.89%；
灰分Ad 原煤：17.55%－32.79%，平均28.50%；
浮煤：6.60%－10.66%，平均8.31%；
挥发分Vdaf 原煤：31.58%－39.58%，平均34.43%；
浮煤：32.81%－38.60%，平均36.22%；
全硫St.d 原煤1.38%－5.99%，平均2.41%；
浮煤：0.69%－2.90%，平均1.54%；
发热量Qgr.v.d 原煤21.968－29.160MJ/kg，平均24.070MJ/kg；
浮煤31.65－35.404MJ/kg，平均32.981MJ/kg；
焦渣特征 原煤4－7，平均6；
浮煤7；
胶质层X值 11－37mm，平均22.7mm； 胶质层Y值 20－33mm，平均24.5mm； 粘结指数GR·I 95－102，平均98；
11号煤层为低灰—中灰，低硫—高硫，低热值—高热值之1/3焦煤和肥煤。
(2) 工艺性能 ① 结焦性
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2号煤层焦渣特征4－7，2号煤层焦渣特征4－7，10号煤层焦渣特征为5－7，11号煤层焦渣特征为4－7，说明2、10、11号煤层为结焦性较强的煤；2号煤层粘结指数82－91，2号煤层粘结指数为83－98，10号煤层粘结指数95－98，11号煤层粘结指数95－102，说明2、2、10、11号煤层具有强粘结性，熔合状况均为完全熔合。
② 灰成分与灰熔融性
2号煤层煤灰成份如下：二氧化硅（SiO2）47.50%，三氧化二铝（Al2O3）35.59%，三氧化二铁（Fe2O3）3.68%，氧化钙（CaO）4.95%，氧化镁（MgO）1.27%，三氧化硫（SO3）4.38%，二氧化钛（TiO2）1.39%，灰熔点>1450℃，为高熔灰分。
(3) 煤类的确定及其依据
依照《中国煤炭分类国家标准》（GB5751-86），2煤层属特低灰—低回，特低硫—中硫，中热值—特高热值之1/3焦煤和气煤；2号煤层属特低灰—低灰，特低硫—低硫，中热值—特高热值之1/3焦煤和气煤；10号煤层为低灰—中灰，低硫—高硫，中热值—高热值的1/3焦煤和肥煤；11号煤层为低灰—中灰，低硫—高硫，低热值—高热值之1/3焦煤和肥煤。
3．煤的可选性
2002年6月16日，该矿采取2号煤层生产大样交由霍州煤电集团公司化验室进行了筛分浮沉试验，根据浮沉试验结果，并对照可选性曲线图对2号煤层可选性评价。
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浮煤回收率等级：
2号煤层浮煤回收率69.40－82.5%，其理论浮煤回收率为良—优等；10号煤层浮煤回收率56%，其理论浮煤回收率为良等；11号煤层浮煤回收率78.0%，其理论浮煤回收率为良等。
4．煤的风化和氧化
井田内2、2号煤层在东部局部有出露，根据小煤窑及本矿生产情况调查，在露头附近煤层已有不同程度的风化，深部也有氧化现象。
5．煤质及工业用途评价
2煤层属特低灰—低灰，特低硫—中硫，中热值—特高热值之1/3焦煤和气煤；2号煤层属特低灰—低灰，特低硫—低硫，中热值—特高热值之1/3焦煤和气煤；10号煤层为低灰—中灰，低硫—高硫，中热值—高热值的1/3焦煤和肥煤；11号煤层为低灰—中灰，低硫—高硫，低热值—高热值之1/3焦煤和肥煤。经洗选后，灰分、硫分均有不同程度降低，根据各煤层煤质特征，2、2号煤可作为良好的炼焦用煤；10、11号煤的灰分和硫稍高，经洗选后可做为炼焦用煤或炼焦配煤，也可用于民用燃料。
三、水文地质 （一）区域水文地质 1、水文地质单元
三交河煤矿所属水文地质单元为龙子祠泉域。该单元以大泉排泄为主，自成补、迳、排体系，构成独立的水文地质单元，也是山西多
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字型构造盆地奥陶系岩溶水的运动特征。
龙子祠泉位于临汾市西南13km的罗云断裂带上，泉水20世纪60年代平均流量为6.14m/s，2000～2003年平均流量下降为3.125m/s。根据山西省第二次水资源评价成果，龙子祠泉域1956～2000年系列多年平均岩溶水资源量为22204万m/a，可采量为12427万m/a。泉水补给来源为吕梁山大面积分布的寒武、奥陶系岩溶含水层，泉域面积3050km。
2、水系
地表水系属黄河流域汾河和昕水河水系，地表多为沟谷溪流，东部流水注入汾河后汇入黄河，西部河水流经昕水河而后注入黄河。地表水为季节性水流，只有雨季有水，旱季干涸。地表水在上游时水量较大，流至下游水量却变小，甚至干涸，这说明溪流向下游流时，一部分蒸发进入大气，另一部分在径流过程中慢慢下渗，通过岩层节理、裂隙进入岩层含水层中储存，并在下游以泉的形式流出地表，形成了地表水与地下水的循环。
3、 含水层
① 奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层
本区域奥陶系中统（O2）石灰岩岩溶、溶洞裂隙较为发育，含水量较大，在区域的北部、东部、西部、南部均有奥陶系石灰岩出露，成为地下水良好的补给区，区域地下水流向南，而后汇集于临汾市西部龙子祠泉以泉的形式排泄。
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② 太原组灰岩含水层
该组具有3层灰岩（K4、K3、K2），其中K3、K2灰岩较稳定，裂隙较发育。K2灰岩为9号煤层的直接顶板，其下距10、11号煤层约30m左右，是10、11号煤层主要充水含水层。该含水层受区域四周出露地带大气降水补给，属含水性中等的溶隙含水层。
③ 山西组底部砂岩含水层
该含水层主要由中粒砂岩组成，由于岩层胶结致密，地表出露的泉不多，其流量较小，为弱含水层。
④ 下石盒子组底部K8砂岩及中部砂岩含水层
该含水层主要由淡黄、褐黄、黄绿色具交错层理的中粗粒石英长石砂岩组成，为泥质、钙质胶结，埋藏浅时风化裂隙发育，成为良好的透水含水层。
⑤ 上石盒子组底部K10砂岩及中部砂岩含水层
上石盒子组底部的K10砂岩及中部砂岩均为黄绿色中粗粒砂岩，具交错层理，为泥质、钙质胶结，埋藏较浅，风化裂隙发育，易接受大气降水补给，储存在砂岩孔隙中，并在低洼地带出露，以泉的形式排泄，为透水性弱含水层。
（二）矿井水文地质条件 1、 地表水体及河流
三交河煤矿位于洪洞县西北山区，属侵蚀中高山地貌，井田内以中部南北向绵延山梁为分水岭，大小沟谷分别向东西两侧呈树枝状展
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布，其中较大沟谷中有断续小溪流，分别向西流入昕水河和向东流入三交河，然后分别汇入黄河和汾河，均为季节性河流，水量微小，旱季时甚至干枯。雨季时因洪水汇集，流量猛增，但短时间就恢复平时流量。
2、 含水层
① 奥陶系中统石灰岩含水层
奥灰岩岩溶裂隙含水层是煤系下伏的主要含水层，在井田东部边界外，直接受大气降水及地表水补给，此含水层厚度大，裂隙较发育。本井田内施工四口水源井，水位标高645～660m，由此推测井田内奥灰水位在660m左右，远低于可采煤层底板标高，奥灰水对开采太原组10、11号煤层无影响。
② 太原组石灰岩溶隙含水层
该组具有3层石灰岩K4、K3、K2，K4灰岩不稳定，为泥质灰岩，K3、K2灰岩在井田内较为发育。K2灰岩为9号煤层的直接顶板，其下距10、11号煤层约30m，对开采10、11号煤层有影响。巷道掘进太原组灰岩含水层矿井排水量60m/d。
③ 山西组底部砂岩含水层
山西组底部砂岩由灰白色中粒石英砂岩组成，胶结致密，坚硬，地表出露的泉水不多，其流量较小，为弱含水层。
④ 下石盒子组中部及底部砂岩含水层
该组砂岩皆为中粗粒长石石英砂岩，泥钙质胶结，井田内出露的
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泉水不多，流量<1.5L/s。本组K8、K9砂岩裂隙发育，含有较丰富裂隙水。该矿巷道掘进期间，K8砂岩涌水量3—25m/h，回采期间，K8+K9砂岩涌水量25—100m/h，为影响2号煤层开采的主要含水层。为中等含水层。经长期疏放，砂岩含水层富水性已大大减弱。
⑤ 上石盒子组中部及底部砂岩含水层
该组砂岩岩性以黄绿色中粗粒长石石英砂岩组成，泥质、钙质胶结，矿区内出露的泉不多，底部砂岩含水层流量<8L/s，中部砂岩含水层流量<0.1L/s，为透水性弱含水层。
3、 构造对地下水的影响
井田内褶曲构造发育，属构造简单地区，地下水运动多为顺层运移。
4、 隔水层
11号煤层至奥陶系灰岩含水层之间的铝土泥岩、含铁质铝土泥岩、粉砂岩、泥岩、泥灰岩等，厚26－40m。岩性致密，不透水，为良好隔水层。
太原组灰岩和二叠系砂岩含水层间均分布有厚度不等的砂质泥岩、泥岩，岩性致密，不透水，可起到很好的层间隔水作用。
5、 含水层的补给、径流、排泄条件
第四系含水层主要接受大气降水补给，降水后水井水位明显上升。 基岩风化带含水层在上覆第四系含水层含水段直接覆盖及其间隔水层薄弱的情况下，可以接受第四系含水层的补给。
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第四系含水层及基岩风化不定期含水层的水，会顺岩层渗入地下，在一定程度上导入了下部含水层，会使下部含水层的水增加。
（三）矿井涌水量预算
本矿现开采2号煤层，核定生产能力1.5Mt/a，实际生产能力1.5Mt/a，矿井最小涌水量30m/h，正常涌水量50m/h，最大涌水量100m/h，井下涌水量呈现季节性变化，受大气降水的影响较大。
本次只做2#煤开采设计。
采用比拟法预算本矿井涌水量，计算公式如下： Q=K×P K=Q0/P0
式中：P0——为现矿井生产能力，Mt；
Q0——为现矿井涌水量，m/d； P——为扩大后的生产能力，Mt； Q——为扩大后的涌水量，m/d。
矿井设计生产能力1.5Mt/a，经计算，2#煤开采矿井正常涌水量50m/h，最大涌水量100m/h。
（四）矿井主要水害及其防治措施
井田四周相邻煤矿对本矿越界开采破坏严重，本井田及周边煤矿采空区、小窑破坏区积水是一大安全隐患，需加强采空区、小窑破坏区探放水工作，防止突水事故发生。
生产中遵守“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的防治水原则。
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（五）供水水源
本矿已有水源井二座，出水量160m/h，能满足矿井地面用水需求。另外，矿井正常涌水量为50m/h，最大涌水量为100m/h，可作为井下消防洒水和地面洒水、绿化等用水水源，经处理后使用。
四、其它开采条件 1、顶板底板条件
2号煤层位于山西组的上部，上距K8砂岩底面0－13.80m，一般4－5m。煤层厚度0.79－4.72m，平均2.4m，为中厚煤层。煤层顶底板多为砂质泥岩及泥岩，局部地段相变为细砂岩夹泥岩或细砂岩和泥岩互层。
2、瓦斯、煤尘和煤的自燃 (1)瓦斯
本矿开采的2号煤层，根据山西省煤炭工业局文件晋煤安发〔2008〕1119号“关于山西焦煤集团有限责任公司2008年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”，三交河煤矿矿井瓦斯绝对涌出量8.27m/min，相对涌出量1.5m/t，二氧化碳绝对涌出量4.2m/min，相对涌出量0.76m/t，批复等级为低瓦斯矿井。
（2）煤尘爆炸性
根据2008年6月山西煤矿设备安全技术检测中心检验报告，本矿2号煤层火焰长度大于30mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量60%，煤尘有爆炸性。
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（3）煤的自燃
根据2008年6月山西煤矿设备安全技术检测中心检验报告，本矿2号煤层吸氧量0.52cm/g，自燃倾向性等级Ⅱ，为自燃煤层。
3、环境地质
本井田位于吕梁山脉东麓，为侵蚀中低山地貌。井田范围内沟谷纵横，梁岭绵延，地形比较复杂。地表为黄土覆盖。山西组及太原组含煤层均埋在地表以下。
井田范围内地表水体不发育，上部岩层含水性不强，无常年性的河流。井田环境地质条件属简单类型。
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第二章 井田开拓
第一节 井田境界及储量
一、井田境界
本矿开采的2号煤层，井田面积22.58km，井田境界拐点坐标如下表。
2号煤层 拐点编号 纬距（X） 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 4032170.00 4032170.00 4031780.00 4030630.00 4030490.00 4029100.00 4029100.00 4028900.00 4028900.00 4027000.00 4027000.00 4026550.00 4026550.00 4030800.00 经距（Y） 19532257.00 19533840.00 19535900.00 19535900.00 19536570.00 19536700.00 19537100.00 19537100.00 19536700.00 19536700.00 19536260.00 19536260.00 19533200.00 19531900.00 2
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二、储量
1．资源/储量估算范围
参与井田资源储量估算的煤层为2号煤层，资源/储量估算边界为井田边界、采空区边界及煤层厚度最低可采线为界。
本井田2号煤层均为炼焦用煤。按照国土资源部2002年12月颁布的《煤、泥炭地质勘查规范》中关于炼焦用煤的指标确定：煤层最低厚度为0.70m，原煤最高灰分为40%，原煤最高硫分为3%。
井田内煤层倾角小于15°，资源/储量估算方法采用水平投影地质块段法。
煤层视密度为2号煤层1.35t/m。
根据2008年6月山西省煤炭地质公司编制了《山西汾河焦煤股份有限公司三焦河煤矿矿井地质报告》，井田内2号煤层保有资源/储量73Mt。
2、工业指标确定及资源/储量估算方法与有关参数的确定 井田范围内地面建（构）筑物按留设煤柱方法加以保护，井田境界煤柱留设20m，采空区防水煤柱留设30m，巷道保护煤柱留设30m，工业场地、回风井场地保护等级为Ⅰ煤柱留设围护带宽为20m，村庄保护等级为Ⅱ煤柱留设围护带宽为15m，然后按表土移动角45°，岩层移动角75°计算保安煤柱。
推断的资源量（333）可信度系数k取0.9。 矿井设计可采储量按式计算：
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矿井设计可采储量=(工业资源/储量－永久煤柱－保护煤柱)×采区回采率
2号煤层为中厚煤层，采区回采率取80%。 3、资源/储量估算结果 矿井设计可采储量60Mt。
第二节 矿井设计生产能力及服务年限
一、矿井工作制度
矿井设计年工作日330d，每天四班作业（三班生产，一班检修），每天净提升时间16h。
二、矿井设计生产能力的确定 本次设计确定生产能力1.5Mt/a。 三、矿井及水平服务年限的计算 矿井服务年限按下式计算：
Z T = ——— K×A
式中：T——矿井服务年限，a；
Z——矿井设计可采储量，Mt； A——矿井设计生产能力，Mt/a；
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K——储量备用系数，取1.4。
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矿井服务年限T= ————— =28.6a
1.4×1.5
服务年限28.6a。
第三节 井田开拓
一、矿井工业场地位置的选择
矿井工业场地位于井田东部边界附近，布置有主斜井（井筒已建成）、平硐，本次设计工业场地利用已有场地，平硐井口位置不变。
二、开拓方式的确定 (一) 上组煤井田开拓
2#煤采用平硐立井综合开拓，采用架线电机车运输，担负全矿井煤炭提升任务，兼作进风井和安全出口。利用已有杨坡回风立井担负全矿井回风任务，井筒净直径6.0m，垂深242m，井筒装备梯子间，兼作安全出口。利用石门担负2#煤辅助运输任务，利用材料斜巷担负2#煤辅助提升任务，利用集中胶带巷、集中轨道巷、集中回风巷，作为矿井2#煤的煤炭运输、材料运输、矿井回风，集中胶带巷通过煤仓与石门大巷相连，集中轨道巷通过材料斜巷与石门相连，集中回风巷与杨坡回风立井相连，2#煤可采范围内共划分为2个采区。
井下煤炭运输集中胶带巷采用带式输送机运输经煤库到石门后采
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用架线电机车运输，材料运输用架线电机车经石门到集中轨道巷采用调度绞车牵引矿车运输。矿井通风方式采用中央分列式。
主要优点：
a. 开拓巷道总工程量小，井巷工程投资低。 b. 采煤工作面顺槽长度长，工作面搬家次数少。 c. 运输环节少，运输系统简单。 d. 开采井田北部煤层不需要另掘巷道。
f. 开拓巷道保护煤柱量小，增加了矿井可采储量。 三、采区划分及开采顺序 全井田2#煤共划分2个采区。 开采顺序：一采区→二采区→一采区。
第四节 井筒及装备
一、井筒数目及用途
矿井布置平硐、杨坡回风立井2个井筒，平硐、杨坡回风立井利用已有井筒，平硐位于工业场地，杨坡回风立井位于回风井场地。
二、井筒布置及装备
平硐：长度744.48m（其中刷扩段25m），采用10t架线电机车牵引矿车运输，担负全矿井煤炭、人员、矸石、材料及设备等辅助运输任务，兼作进风井和安全出口。
杨坡回风立井：净直径6.0m，垂深242m，井筒装备梯子间，担负全矿井回风任务兼作安全出口。
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第五节 井底车场及硐室
一、井底车场形式的选定
平硐采用高低道布置，在石门末端布置环形车场，用于装煤、调车。
二、井底车场硐室名称及位置
在石门末端布置煤仓，在集中胶带巷与煤库附近布置中央变电所、在集中煤轨道巷与集中胶带巷之间适当位置布置消防材料库，在下组在材料巷与石门附近布置爆炸材料发放硐室。
三、井底煤仓的形式和容积
井底煤仓采用圆形直立式，净直径6.0m，垂深70m，有效容量2000t。
第三章 大巷运输及设备
第一节 运输方式的选择
一、运输方式的选择 1．煤炭运输方式的选择
根据矿井设计规模、井筒提升方式、井田开拓部署及井下煤炭运输设备发展情况及现状，确定井下采区煤炭运输方式采用带式输送机。其理由如下：
(1) 带式输送机运输与矿车运输相比，具有运输能力大、运输连
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续、效率高、操作简单，容易实现集中自动化控制管理。
(2) 带式输送机运输与矿车运输相比，具有运输环节少，占用人员少，维修工作量小，事故率低等优点，对矿井提高效率和安全生产十分有利。
2．辅助运输方式的选择
井下巷道沿煤层布置，掘进煤直接进入采区煤流系统，掘进矸石量很少，井下辅助运输主要是材料设备的运输。鉴于本矿采掘机械化程度较高，辅助运输量不大，确定北区石门采用10t架线电机车牵引矿车运输，集中轨道巷采用调度绞车牵引矿车运输。
第二节 矿 车
煤炭运输矿车采用2.5t底卸式矿车、1t材料车、1t平板车、3t平板，为了方便液压支架等大型设备的运输。
第三节 运输设备选型
一、采区煤炭运输设备
2#煤集中胶带巷带式输送机选型：
2#煤集中胶带巷布置两台钢绳芯带式输送机，担负2#煤向煤仓运输任务。
2#煤北区胶带巷带式输送机（两部）
B=1200mm，Q=1050t/h，v=2.5m/s，Lh=401m，H=26.985m，α=3.85°
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驱动方式采用头部单传动滚筒、单电机、变频调速驱动方式。 电动机：YB400S2-4型，N=220kW U=6kV 一台 减速器：M3PSF70型，i=25，带冷却风扇 一台 逆止器：DSN025型，Tn=25KN·m 一台
盘式可控制动装置：KPZ-1000/19.6型，制动力矩19.6kN·m 一台
自控液压拉紧装置：ZYL-500J型，最大拉力130kN，防爆，拉紧行程6m 一套(第一种安装方式)
钢丝绳芯胶带：B=1200mm，ST=800N/mm（阻燃、抗静电，满足MT668-2008标准）。
带式输送机保护装置一套。 二、大巷运输设备
1．平硐及北区石门电机车运输设备
三交河煤矿现开采2#煤，平硐、石门的主、辅运输任务均由架线电机车承担。
本矿现有电机车工作台数12台，井下牵引网络使用正常。担负全矿主、辅运输任务。
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第四章 采区布置及装备
第一节 采煤方法
一、采煤方法的选择
2号煤层位于山西组的上部，上距K8砂岩底面0－13.80m，一般4－5m。煤层厚度0.79－4.72m，平均2.42m，为中厚煤层。煤层结构简单，一般不含夹矸，局部含1～2层夹矸，属全井田稳定大部可采煤层。煤层顶底板多为砂质泥岩及泥岩，局部地段相变为细砂岩夹泥岩或细砂岩和泥岩互层。
井田地质构造及水文地质条件简单，2号煤层瓦斯含量低，为低瓦斯矿井，煤尘有爆炸性，为自燃煤层。
根据2号煤层赋存条件及开采技术条件，设计推荐2号煤层采煤方法采用走向长壁综采。
二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型 1．工作面采煤、装煤、运煤方式
采煤工作面采用采煤机割煤，螺旋滚筒装煤，刮板输送机运煤。工艺流程如下：
采煤机端头进刀→割煤→移架→推移刮板输送机→采煤机在另一端头进刀。
2．工作面设备选型 (1)2#煤工作面设备选型
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① 采煤机选型
根据2号煤层赋存条件和上组煤设计生产能力，设计选用MGTY250/600-1.1D型采煤机，其主要技术特征见下表。
滚筒采高 设备型号 (m) (mm) (mm) MGTY250/600-1.1D 2000-3500 800 1800 (mm) 1548 0-7.7-12.8 截深 直径 高度 (m/min) (kW) 600 机面牵引速度 功率 电机 ② 刮板输送机选型
刮板输送机选择满足三个方面的要求，一是输送能力与采煤机生产能力相适应；二是外形尺寸和牵引方式与采煤机相匹配；三是输送机长度与采煤工作面长度一致。
采煤机生产能力计算： Q=60×V×M×B×r×η
式中：Q——采煤机小时割煤能力，t/h；
V——采煤机牵引速度，取6.0m/min； M——割煤厚度，平均2.42m； B——截深，取0.8m； r——煤的容重，1.35t/m；
η——采煤机总时间利用系数，取0.6。 Q=60×2.42×6.0×0.8×1.35×0.6=564.5t/h
刮板输送机作为采煤机的行走导轨及运送采煤机割下的煤，考虑上
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述因数，设计选用SGZ764/630型刮板输送机，其主要技术特征见下表。
设计输送量 设备型号 长度 (t/h) (m) SGZ764/630 200 1200 1.0 (m/s) (mm) 1500×724×290 2×315 链速 (长×宽×高) (kW) 中部槽 电机功率 ③ 转载机选型
转载机的转载能力选择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带式输送机相配套，设计选用SZZ764/160型转载机，其主要技术特征见下表。
长度 设备型号 (m) SZZ764/160 50 (t/h) 900 (m/s) 1.3 (mm) 724 (kW) 160 输送量 链速 中部槽内宽 电机功率 ④ 破碎机选型
破碎机的破碎能力选择不应小于工作面的生产能力，并与刮板输送机相配套。设计选用PCM132型破碎机。其主要技术参数见下表。
破碎能力 设备型号 (t/h) PCM132 配套转载机中部槽宽(mm) 680、724 电机功率 (kW) 132 1200 ⑤ 顺槽可伸缩带式输送机选型
顺槽可伸缩带式输送机选择与采煤工作面顺槽长度相适应，小时
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运量应与采煤工作面生产能力相匹配，设计选用SJJ1000/2×90型可伸缩带式输送机，其主要技术特征见下表。
输送量 设备型号 (t/h) SJJ1000/2×90 700-900 1000 输送长度 (m) (m/s) (mm) 2.5 1000 2×90 带速 带宽 电机功率(kW) 三、工作面顶板管理方式及支架选型 工作面顶板管理方式采用全部垮落法。 采煤工作面支架选型
工作面支架选型采用估算法，计算公式如下： P=（6～8）×9.8SγMcosα 式中：P——支架承受的荷载，kN；
S——支架支护的顶板面积，取5.4m； M——采高，取2.42m；
γ——顶板岩石视密度，取2.5t/m； α——煤层倾角，取5°。
P=（6～8）×9.8×5.4×2.42×2.5×cos5°=1914～2552kN 依据支架工作阻力计算结果，设计选用ZY2800/14/32型液压支架，其主要技术特征见下表。
工作阻力 型 号 (kN) ZY2800/14/32 2800 (kN) 1978 (mm) 1400-3200 (mm) 1500 (MPa) 0.53-0.60 (t) 10.61 初撑力 支护高度 支护宽度 支护强度 重量 32
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工作面端头支护采用ZY2800/14/32型液压支架。
顺槽超前支护采用DZ28型单体液压支柱和π型钢顶梁（L=4.0m）。 四、采煤工作面日进度、年进度及工作面长度 1、采煤工作面循环数、年推进度
2号煤层综采工作面采煤机截深均为0.8m，循环进度均为0.8m，日循环个数均为10个，正规循环率取0.95。采煤工作面年推进度按下式计算：
工作面日进度=循环进度×日循环个数×正规循环率 =0.8×10×0.95=7.6 m 年推进度=日进度×年工作日 =7.6×330=2508m 2．采煤工作面长度
根据2号煤层厚度和开采技术条件，结合矿井设计生产能力，确定2号煤层综采工作面长度200m。
五、采区及工作面回采率
2号煤层均为中厚煤层，采区回采率取80%，工作面回采率取95%。
第二节 采区布置
一、移交生产和达到设计生产能力时的采区数目、位置和工作面生产能力计算
1．采区数目和位置
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移交生产时，2号煤层布置两个采区，即一采区、二采区。 2．采煤工作面生产能力计算 2号煤层布置1个综采工作面。 工作面生产能力计算 A=M×l×L×r×C
式中：A采——采煤工作面年产量，t/a；
M——采煤工作面采高，2.4m； l——采煤工作面长度，200m； L——采煤工作面年推进度，2500m； r——煤的容重，1.35t/m； C——采煤工作面回采率，取0.95。
A采=2.4×200×2500×1.35×0.95=1539000t/a≈1.53Mt/a 掘进煤量按回采煤量的10%计算，掘进煤量计算如下： A掘=1.53×10%≈0.15Mt/a
A矿=A采＋A掘=1.53＋0.15=1.68Mt/a 满足矿井设计生产能力1.5Mt/a的要求。 达到设计生产能力时采区工作面特征表见下表。
采区 采煤工作面 3
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名称 工作面 个数 工作面 装备 煤层 工作 平均 厚度 (m) 采高 面长度 (m) (m) (m) (Mt) 进度 产能力 年推 年生 一采区 1 综采 2.42 2.42 200 2500 1.53 二、采区尺寸及巷道布置 1．采区尺寸
移交生产时, 2#首采面煤选择一采区，采区南北长4.97km，东西宽1.58m，面积7.85km，可采储量9.55Mt，服务年限5.7a。下组煤选择一采区，采区南北长6.29km，东西宽2.52m，面积13.78km，可采储量30.24Mt，服务年限12.1a。
2．采区巷道布置
2#煤巷道布置集中胶带巷、集中轨道巷、集中回风巷，均沿2号煤层布置。采煤工作面布置在采集中巷道北侧，工作面胶带顺槽沿2号煤层布置与采区集中胶带巷直接相连，工作面轨道顺槽沿2号煤层布置与集中回风巷通过联巷直接相连，通过顺槽联络巷与集中轨道巷相连，形成工作面完整的运输、通风、排水、供电等系统。
三、采区运煤、辅助运输、通风及排水系统 1．采区运煤、辅助运输、通风及排水系统
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(1) 运煤系统
采煤工作面(刮板输送机)→胶带顺槽(带式输送机)→集中胶带巷(带式输送机) →煤仓→石门大巷(带式输送机)→电机车→地面。
(2) 辅助运输系统
地面材料设备→平硐(架线电机车)→石门(架线电机车) →材料斜巷（提升绞车）→集中轨道巷(调度绞车)→顺槽联络巷→轨道顺槽(调度绞车)→采煤工作面。
(3) 通风系统
地面新鲜风流→平硐→石门(通风立眼) →材料斜巷（联络巷）→集中轨道巷（集中胶带巷）→胶带顺槽→采煤工作面→轨道顺槽→集中回风巷→杨坡回风立井→地面。
(4) 排水系统
上组煤工作面→顺槽→集中轨道巷水沟→材料斜巷水沟→石门水沟→平硐水沟→地面。
第三节 巷道掘进
一、巷道断面和支护形式
石门采用半圆拱形断面锚喷支护，集中胶带巷、集中轨道巷、集中回风巷采用矩形断面锚网喷加锚索补强支护。工作面胶带顺槽、轨道顺槽、开切眼均采用矩形断面锚网锚索支护。
二、掘进工作面个数及装备
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移交生产时，2号煤层各布置2个煤巷掘进工作面，均为综掘工作面。综掘工作面主要机械配备见下表。
功率 设备名称 设备型号 （kW） 掘进机 风动锚杆机 刮板输送机 可伸缩带式输送机 局部通风机 风煤钻 调度绞车 探水钻机 小水泵 混凝土搅拌机 混凝土喷射机 EBZ-200A MQT-120C1 SGB620/40T SSJ800/90 BSDF-No6.3/60 ZMS-15 JD-11.4 TXU-75A IS100-80-125 安-Ⅳ型 转子-Ⅱ 301 40 90 2×30 1.5 11.4 4 11 5.5 5.5 1×3 1×8 7 2 2×4 1×4 2×2 1×4 2×2 2 2 台数 备注 三、矿井达产时采掘比例关系、矸石量预计
移交生产时，布置1个采煤工作面，2个掘进工作面，采掘比为1：2。
矿井生产时井下无岩巷掘进工作面，井下矸石主要是联络巷的部分掘进矸石，预计井下掘进矸石量15000t/a。
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四、井巷总工程量
移交生产时，井巷工程总长度21300m，掘进总体积303623m3。其中，
硐室掘进体积6700m3。万吨掘进指标：142m/万吨，2024m/万吨。
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第五章 通风和安全
第一节 概 况
1．瓦斯
本矿现开采2号煤层，根据山西省煤炭工业局文件晋煤安发〔2008〕1119号“关于山西焦煤集团有限责任公司2008年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”，三交河煤矿矿井瓦斯绝对涌出量8.27m/min，相对涌出量1.5m/t，二氧化碳绝对涌出量4.2m/min，相对涌出量0.76m/t，批复等级为低瓦斯矿井。
2．煤尘
根据2008年6月山西煤矿设备安全技术检测中心检验报告，本矿2号煤层火焰长度大于30mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量60%，煤尘有爆炸性。
3．煤的自燃
根据2008年6月山西煤矿设备安全技术检测中心检验报告，本矿2号煤层吸氧量0.52cm/g，自燃倾向性等级Ⅱ，为自燃煤层。
4．地温、地压
据本矿井下开采情况，未发现地温、地压异常现象，地温、地压属正常区。
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第二节 矿井通风
一、通风方式和通风方法
矿井通风方式采用中央分列式，通风方法采用抽出式。 二、风井数目、位置、服务范围及服务时间
移交生产时，矿井布置1个进风井，1个回风井，平硐进风，杨坡回风立井回风，平硐位于工业场地内，杨坡回风立井位于回风井场地内，均服务于全井田，服务时间28.6a。
三、掘进通风及硐室通风
掘进工作面采用独立通风，由局部通风机采用压入式供风。 采区变电所、爆炸材料发放硐室采用独立通风，其余硐室采用主通风机全风压通风。
四、矿井风量、风压及等积孔的计算 (一) 矿井风量计算
根据《煤矿安全规程》103条，矿井需要的风量应按下列要求分别计算，并选取其中最大值。
1．按井下同时工作的最多人数计算 Q矿=4×N×K
式中: Q矿——矿井总风量，m/min；
N——井下同时工作的最多人数，N=302人； 4——井下每人每分钟供风标准，m/min；
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K——矿井通风系数，取1.20。 Q=4×302×1.20=1449.6m/min≈24.2m/s
2．按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算 Q矿=(ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐＋ΣQ备＋ΣQ其他)×K 式中: Q矿——矿井总风量，m/min；
ΣQ采——采煤工作面实际需要风量的总和，m/min； ΣQ掘——掘进工作面实际需要风量的总和，m/min； ΣQ硐——独立通风的硐室实际需要风量的总和，m/min； ΣQ备——备用工作面实际需要风量的总和，m/min； ΣQ其他——除了采煤、掘进、独立通风硐室以外其他井巷需要通
风风量的总和，m/min；
K——矿井通风系数，取1.20。 (1) 采煤工作面需风量计算
移交生产时，2号煤布置1个综采工作面，产量为1.5Mt/a。 ① 按瓦斯涌出量计算
a. 2号煤层采煤工作面需要风量计算： Q采=100×q采×Kc
式中: Q采——采煤工作面需要风量，m/min；
q采——采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m/min；
Kc——工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数, Kc=1.6。 Q采2=100×（1530000÷330×1.5÷24÷60）×1.6
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≈909m/min ≈15m/s
② 按工作面温度计算 采煤工作面需要风量计算： Q采=60×Vc×Sc×Ki
式中: Q采——采煤工作面需要风量，m/min；
Vc——采煤工作面适宜风速，Vc=1.5m/s； Sc——采煤工作面平均有效断面，Sc=10.2m； Ki——采煤工作面长度系数，Ki=1.3m/s。 Q采2=60×1.5×10.2×1.3=1193.4m/min≈20m/s ③ 按工作人员数量计算 Q采=4×nc
式中：Q采——采煤工作面需要风量，m/min；
4——井下每人每分钟供风标准，m/min； nc——采煤工作面同时工作的最多人数，nc=30人。 Q采=4×30=120m/min≈2m/s
上述计算取最大值，2号煤层综采工作面需要风量Q采=20m/s。 备用工作面需要风量按采煤工作面需要风量的50%考虑，2号煤层备用工作面需要风量Q备2=10m/s。
④ 按风速验算
根据《煤矿安全规程》规定，采煤工作面最低风速为0.25m/s，
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最高风速为4m/s。即采煤工作面风量应满足：
0.25×Sc≤Q采≤4×Sc
式中：Sc——采煤工作面平均有效断面，2号煤层10.2m。
0.25×10.2≤25≤4×10.2 2.6≤20≤40.8
采煤工作面风量满足《煤矿安全规程》规定的风速要求。 (2) 掘进工作面需风量计算 ① 按瓦斯涌出量计算 Q掘=100×q掘×Kd
式中: Q掘——掘进工作面需要风量，m/min；
q掘——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，m/min；
Kd——掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数, Kd=1.8。 掘进工作面瓦斯绝对涌出量按最大掘进工作面瓦斯涌出量1.85m/min计算。
Q掘=100×1.85×1.8=370m/min≈6.17m/s ② 按局部通风机吸风量计算 Q掘=Q扇×I＋60×0.25×Sj
式中：Q掘——掘进工作面需要风量，m/min；
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局
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——掘进工作面局部通风机额定风量，掘进工作面选用
BSDF-No6.3/60型局部通风机，额定风量370～540m/min；
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I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数，I=1台； Sj——掘进工作面掘进断面，Sj=15.73m； 0.25——局部通风机旁最低风速要求，m/s。 Q掘=540×1＋60×0.25×15.73=775.95m/min≈13m/s ③ 按工作人员数量计算 Q掘=4×nj
式中：Q掘——掘进工作面需要风量，m/min；
4——井下每人每分钟供风标准，m/min； nj——掘进工作面同时工作的最多人数，nj=12。 Q掘=4×12=48m/min≈1m/s
上述计算取最大值，则掘进工作面需要风量Q掘=13m/s。 ④ 按风速验算
根据《煤矿安全规程》规定，煤巷及半煤岩巷掘进工作面风量应满足： 0.25×Sj≤Q掘≤4×Sj
式中：Sj——掘进工作面巷道过风断面，Sj=15.73m。
0.25×15.73≤13≤4×15.73 3.9≤13≤62.9
掘进工作面风量满足《煤矿安全规程》规定的风速要求。 布置2个综掘工作面。
(3) 独立通风硐室需要风量计算 采区变电所（上组煤）需要风量：3m/s
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爆炸材料发放硐室需要风量：3m/s ΣQ硐=3＋3=6m/s
(4) 其他巷道需要风量计算 ΣQ其他=15m/s 矿井总风量计算：
Q矿=(20＋10+26＋12＋6)×1.20=76.8m/s
上述两种方法计算结果取大值，确定矿井总风量为88.8/s。 平硐进风量为100m/s，杨坡回风立井回风量为120m/s。 (二) 风量分配
将矿井总风量分配到井下各用风地点，风量分配详见下表。
顺用风地点 序 1 2号煤层综采工作面 2 2号煤层备用工作面 3 综掘工作面 4 爆炸材料库 5 变电所 6 其他巷道 合计 （个） 1 1 2 3 （m/s） 20 10 13 3 3 33
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数量 单位配风量 总配风量 （m/s） 20 10 26 3 9 6 74 3(三) 风压计算
矿井通风风压按下式计算：
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LPQ2hh局 3s式中：h——矿井风压，Pa；
α——摩擦阻力系数，N.s/m； L——井巷长度，m； P——井巷净断面周长，m； Q——通过井巷的风量，m/s； S——井巷净断面积，m； h局——局部阻力，h局=15%h，Pa。 经计算，矿井通风容易时期风压1490.6Pa。。 (四) 等积孔计算
矿井通风等积孔按下式计算：
A1.19Qh2
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式中：A——等积孔，m；
Q——风量，m/s； h——风压，Pa。
经计算，矿井通风容易时期等积孔6.47m。 矿井通风难易程度为容易，属小阻力通风矿井。 五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施 1．矿井通风主要设施
(1) 主要进、回风巷道之间的联络巷中，必须安设2道连锁的正
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向风门和2道反向风门，避免风流短路。
(2) 沿煤层布置的进、回风巷道，在其立交处设置风桥。 (3) 独立通风硐室的回风道中和进、回风巷道尽头的联络巷中，安设调节风门，以控制通风风量。
(4) 在主要回风巷中，建立测风站，以便准确测定风量。 2．防止漏风和降低风阻的措施
(1) 回风井风硐、风道等地面建筑需严实，经常检修，以防漏风。 (2) 进、回风联络巷中的风门、调节风门、风桥等通风设施要经常维护，保持完好，经常检查风门的关闭情况。
(3) 尽量减小局部阻力，开掘巷道时积极采用光爆锚喷技术，主要进、回风巷道中不要长期堆放物料和存放矿车。
第三节 灾害预防及安全装备
一、预防瓦斯爆炸的措施
1．通风是防止瓦斯积聚的行之有效的方法。矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断，使回采工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》的要求。矿井必须建立瓦斯、二氧化碳和其他有害气体检查制度，回采工作面的瓦斯浓度每班至少检查2次，回采工作面二氧化碳浓度应每班至少检查2次。瓦检员要持证上岗，所携带的瓦检仪要完好，灵敏可靠，工作面及上隅角采取气样检测，检测人员操作时要注意自身安全，防止片帮落煤块伤人。
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2．采煤工作面要特别注意预防因放顶煤后上隅角形成的顶板冒落空洞中瓦斯聚集，此处要严格瓦斯管理，工作面上隅角必须挂便携式瓦斯检测报警仪并及时充填空洞，减少或降低瓦斯浓度。
3．采煤工作面及轨道顺槽中设置甲烷传感器，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面控制室。采煤机设置甲烷断电仪，当瓦斯浓度超限时，及时自动切断电源。此外应配备完善的个体检测设备。
4．工作面跟班队长、班长、安检员及特殊岗位操作工必须随身佩带完好的便携式瓦斯检测报警仪，随时进行瓦斯监测。
5．防止瓦斯引燃，严格控制和加强管理生产中可能引火的热源。 6．采煤工作面电气设备搬迁或检修前，必须切断电源，检查瓦斯，其巷道风流中瓦斯浓度低于1%时，再用与电源电压相适应的验电笔检验，确认无电后，方可进行导体对地放电。井下选用的所有开关的闭锁装置均能可靠地防止擅自送电、防止擅自开盖操作。井下普通型携带式电气测量仪表，必须在瓦斯浓度1%以下的地点使用，并实时监测使用环境的瓦斯浓度。
7．加强顶板初次来压时瓦斯检测和安全防护工作，组织有关人员重点在工作面初次来压时加强矿压观测和瓦斯检查工作，防止采空区内有害气体大量涌出，酿成事故。
8．加强通风设施的管理与维护，保证通风设施完好。工作面风量至少每旬测定一次，根据需要随时测定。
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9．加强机电设备维修，杜绝电气设备失爆现象发生。 二、预防煤尘爆炸的措施
1．采煤工作面配备煤层注水钻机和注水泵，对煤层进行采前预注水。
2．井下运输巷、回风巷及采掘工作面设置集中式隔爆水棚。 3．矿井必须建立完善的防尘洒水系统，井下必须设置防尘洒水供水管路。
4．采煤工作面回风巷应安设至少两道风流净化水幕，并宜采用自动控制风流净化水幕。
5．严格控制回采工作面进回风巷道的风速，防止煤尘飞扬。 6．距离工作面20m范围内的巷道，每班至少冲洗一次；20m以外的巷道每旬至少应冲洗一次，并清除堆积浮煤。
7．输送机巷转载点和卸载点，都必须安设喷雾装置或除尘器，作业时进行喷雾降尘或用除尘器除尘。
8．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。
9．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
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和除尘器。
三、预防井下火灾的措施
1．井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的汽油、煤油和变压器油必须运回地面，严禁在井下存放。井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸，也必须放在盖严的铁桶内，并由专人定期送到地面处理，不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。
2．井下所有电气设备的选择、安装与使用应严格遵守有关规定，并应正确使用各类安全保护装置，防止电流过负荷而引起火灾。
3．机电硐室采用不燃性材料支护并设置防火门，配备灭火器。 4．加强生产中的安全管理。井下运输过程中注意防跑车砸坏电缆，生产中应注意冒顶等外力损坏电缆及电气设备。
5．井下设置完善的消防洒水供水管路系统和消火栓。 6．机电硐室和回采工作面附近巷道中配备消防灭火器材。 7．提高回采率，加快回采速度，采完后立即封闭采空区。 8. 井下设置KYSC-1 型井下移动式火灾气体束管采样监测系统。 9．采煤工作面配备阻化剂喷射泵。 四、预防井下水灾的措施
1．生产中应遵守“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的防治水原则，掘进工作面配备探水钻机。
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2. 井田境界、断层、采空区等留设防水安全煤柱。 3．在巷道低洼处设置小水泵，排除巷道内积水。 五、顶板管理
1．严格控制控顶面积，使其限制在作业规程规定的范围内,必要时采取强制放顶措施。
2．采煤工作面初次来压、周期来压、顶板异常、在集中压力带下和采煤工作面收尾时，必须制定相应的特种支护措施。
3．及时支护，严格敲帮问顶制度，存在隐患时要处理后再作业。 4．井下职工必须进行培训学习，贯彻规程，做到应知应会，持证上岗。 5. 加强顶板监测，避免冒顶事故。
6. 采掘工作面过断层时，要加强支护，保证安全。 六、矿井安全出口
矿井布置平硐、杨坡回风立井2个井筒，其中平硐内留设有行人通道，杨坡回风立井布置梯子间，均作为矿井的安全出口。
七、自救器及安检仪器配备
为了提高矿工的自身安全性，所有下井人员一律配带自救器。 为保证安全生产，矿井应装备安全生产监控系统，并配备必要的安检仪器仪表。
八、矿山救护
三交河煤矿设立矿山救护中队，设值班室、办公室、学习室、装备室、修理室、氧气充填室、战备器材库、运动场地等建筑设施，矿
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山救护中队主要担负三交河煤矿矿山救护任务。
矿山救护中队及矿山救护队员个人最低技术装备标准见下表。
矿山救护中队最低技术装备标准
类别 装备名称 矿山救护车 车辆 指挥车 装备车 程控电话 灾区电话 通讯 移动电话 寻呼机 呼吸器 呼吸器 仪器 自动苏生器 红外线测温仪 氧气呼吸器校检仪 氧气充填泵 高倍数泡沫灭火机 装备 防爆工具 液压起重器 套 台 5 5 BGP400型或BGP200型 部 台 台 台 台 台 台 台 9 9 6 2 6 2 1 4 每人1部 4h，正压氧 2h，正压氧 要 求 100km/h 120km/h 单位 辆 辆 辆 部 套 数量 2～3 1 1 1 4 备 注 第 - 57 - 页
工业冰箱 台 1
矿山救护队员个人最低技术装备标准
装备名称 要 求 单位 数量 4h呼吸器 推广使用正压呼吸器 台 1 自救器 压缩氧 台 1 企业消防服装 按公安消防服装标准执行 套/年 1 战斗服 带反光标志 套/年 1 劳动保护用品 按规定执行 套 1 第 - 58 - 页
第六章 提升、通风、排水和
压缩空气设备
第一节 提升设备
一、运输方式
矿井采用平硐立井综合开拓方式。担负提升任务。平硐担负全矿井煤炭、辅助运输任务，即利用已有架线电机车将井下煤炭运出至地面，下井人员、材料、设备经平硐—石门运至井下后，杨坡回风立井不装备提升设备。
二、材料斜巷提升设备 1．设计依据
材料斜巷斜长174m，倾角21.5°，采用单钩串车提升方式，担负矿井上组煤人员、矸石、材料及设备的提升任务。
提升量：
最大班下井人数69人/班 年矸石量15kt/a 材料设备40车/班 炸药、雷管各1车/班 其它5车/班
最大件重量：整体液压支架10.61t
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提升容器：提人选用XRB15-6/6型600mm斜井人车两节头车组列，头车自重QR=2200kg，每节车可乘人数15人；提矸采用1t固定式矿车，矿车自重Qz=592kg，载重1700kg，3辆矸石车组列；运大件：选用特制平板车运送，支架搬运车重量1050kg。
1．提升设备选型计算
(1) 钢丝绳选择及钢丝绳安全系数校验 ① 绳端荷重：
提升人员： Qd人(QcQ)(sinf1cos)g24.0kN 提升最大件：Qd大件(QcQ)(sinf1cos)g42.94kN ② 钢丝绳选择：
选用24 ZBB 6V×18+FC 1570 ZZ 339 237型钢丝绳， dk=24mm Pk=2.37kg/m Qq=391.88kN ③ 钢丝绳安全系数校验 提升人员：
m人QqQd人PkLc(sinf2cos)QqQd大件PkLc(sinf2cos)QqQd矸石PkLc(sinf2cos)14.619
提升最大件：
m大件8.557.5
提升矸石：
m矸石13.857.5
(2) 提升机选择计算
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① 滚筒直径：Ｄg´≥60dk=1440mm ② 钢丝绳在滚筒上的缠绕宽度： 钢丝绳在滚筒上单层缠绕，滚筒宽度：
B(Lt303)(dk)1126.78mm D③ 钢丝绳最大静张力（差） 最大静张力(发生在提升最大件时)
FjFjcQdPkLt(sinf2cos)45.56kN
本矿现开采上组煤已安装有JKY-2.0/1.5B型单滚筒矿用防爆液压提升机，运转正常。提升机主要技术参数：滚筒直径Dg=2.0m；滚筒宽度B= 1.5m；最大静张力Fje=60kN；最大提升速度Vmax=3.0m/s。本次设计利用。
(3) 电动机选择 电动机估算功率
NFjcVmaxk163.49kW
现有提升机配套的YB系列660V ,220kW交流鼠笼型电动机，能够满足要求。
(4) 提升系统运动学计算
提矸采用七阶段速度，经计算，提矸正常一次提升循环时间 Tq=277.98s；提人采用三阶段速度，一次提升循环时间 Tq=188s。
(5) 提升系统动力学计算
提升大件系统总变位重量：∑M大=1763.9kg。
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(6) 电动机拖动能力校验 ① 电动机容量校验 等效力
Fdx2FtTdFdxVmax4864.2kg47.67kN
电动机等效功率
Ndxk171.06kW220kW 满足要求。
② 电动机过载能力校验 电动机额定力 Fe=N·η/Vmax=67.43kN
提升大件时在主加速段起始产生最大力 Fmax=53.82kN
电动机的过载倍数：Fmax0.7980.8m0.82.01.6 Fe 满足要求。
3．材料斜巷的提升能力
材料斜巷最大班提升时间平衡表见下表。
最大班作业时间平衡表
序 提升内容 号 单位 升量 升量 次数 (S) (S) 每班提每次提每班每次时间每班时间备注 第 - 62 - 页
1 下井工人 人 69 30 3 188.00 564.00 2 上提工人 人 2 188.00 37600 3 其它人员 人 1 188.00 188.00 4 设备材料 车 40 30 277.98 8339.40 5 矸石 车 14 3 5 277.98 1389.90 6 其它 次 5 5 277.98 1389.90 7 炸药 次 1 1 892.0 892.0 8 雷管 次 1 1 892.0 892.0 合计 14031.2 最大班作业时间：3.90h<6h 4．配电及控制
材料斜巷提升机配电及控制可以利用现有的配电控制设施。
第二节 通风设备
本矿属低瓦斯矿井，采用中央分列式通风方式，机械抽出式通风方法。由平硐进风，杨坡回风立井回风。杨坡回风立井现已安装两台BDK-8-№28防爆对旋轴流式通风机（配6kV，8极，2×710kW 电动机）。
一、设计依据
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矿井开采时布置一个回采工作面，总回风量Qk=120m/s；容易时期负压hkmin=1490.6Pa。
二、通风设备验算
1．通风机所必需的通风能力
考虑通风设备漏风及风道局部阻力损失，通风机所需风量及负压为：
风量：Q=kLQc=1.05×210=220.5m/s
负压：Hmin=hmin+△h=1490.6+294=1784.6Pa=182.10mmH2O Hmax= hmax+△h=2470.7+294=2763.7Pa=282.11mmH2O 2．通风机运转工况点 容易时期：
管网阻力曲线方程为：Hmin=0.03767Q , 风机工况点参数： Q=220.5m/s， H=182.10mmH2O=1784.6Pa ，η=50.5%，角度32° 困难时期：
管网阻力曲线方程为：Hmax=0.0569Q , 风机工况点参数： Q=220.5m/s， H=282.11mmH2O =2763.7Pa，η=71.0%，角度34° 通风机性能曲线及管网阻力曲线图见图6-2-1。 3．电动机验算 电动机计算功率：
220.51764.61.25974.02kW
10000.505QH220.52763.71.251073.27kW k困难时期 P10000.713
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容易时期 PQHk第 - 64 - 页
4、通风机年电耗计算 容易时期： EQH24365cdw220.51784.6243657.67106kWh/a
0.5050.980.9550.95困难时期：
EQH24365220.52763.7243658.46106kWh/a
cdw0.710.980.9550.95式中：H——通风机工况点效率；
ηc-——通风机与电动机之间的传动效率； ηd——电动机的效率； ηw——电网效率。 4．通风设备验算结论
本矿现已安装的BDK-8-№28防爆对旋轴流式通风机（配6kV，8极， 2×350kW 电动机）可以满足开采时的通风需求，但通风机容易时期工况点效率偏低（仅为50.5%），耗电量大。为了合理利用现有的通风设备，设计曾考虑以下四种方案并进行分析：
(1) 采用单级运转方式，以提高通风机运转效率
通风机容易时期负压低，可以考虑单级运转，其运转工况点参数为：
Q=220.5m/s， H=1784.6Pa，η=62.5%，角度40°，P轴=692.61kW 通风容易时期采用单级运转的方式，工况点效率明显提高，但单台710 kW电机能力略显紧张，功率储备系数偏低，随时存在电动机过负荷的可能，为通风机安全稳定运行埋下隐患，且随着工作面的推进，
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矿井负压增大，通风机单级运转方式的通风能力不足。
(2) 增大通风网络阻力，提高通风机工况点效率
人为增大通风网络阻力，使得矿井通风容易时期网络总阻力增加，通风机工况点上移，工况点效率提高。因此，采用调节通风网络阻力提高通风机工况点效率的方式，以无谓的耗能为代价，实质上降低了通风系统的总效率，增加了能耗，得不偿失。这种靠耗能来提高通风机本身的运转效率也与目前国家的节能精神相违背。
(3) 采用变频调速装置，提高通风机运转效率
经对容易时期管网阻力曲线（方程Hmin=0.03767Q）及风机特性曲线分析，认为增设变频调速装置，改变通风机转速，对于本矿井负荷状况，并不能带来可观的经济效益：通过调节通风机转速通风机工况点效率仅能提高5%左右，但同时变频器本身也耗能大约在4%左右，二者相抵，通风系统的总效率没有提高。
(4) 更换现有通风机，重新选择处于高效区运转的通风机 根据通风机所必需的通风能力选用FBCDZ-8-№30A防爆对旋轴流式通风机（配6kV，8极，2×350kW 电动机），
通风机运转工况点参数： 容易时期：
Q=220.5m/s，H=1784.6Pa，η=75.0%，角度31°/26° 困难时期：
Q=220.5m/s，H=2763.7Pa，η=82.0%，角度38°/32°
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与现有通风设备相比，新选的通风设备通风机工况点效率高，平均一年节电4.2×10 kW•h /a，电费按0.6元/kW•h计算，年运营费减少252万元，考虑重新购置新设备及更换通风机的费用，大约两年的节电费用即可收回改造费用的投资。
从以上四种方案节电效果来看，第四方案能耗指标低，节电效果显著。但更换通风机对生产矿井而言势必会影响到矿井的正常生产，况且从容易时期到困难时期间隔时间约12年，随着工作面推进通风网络阻力的增加，通风机运转效率也在逐渐增加，年耗电量逐年降低。因此，可以利用现有的BDK-8-№28防爆对旋轴流式通风机承担开采的通风任务，从节能、合理用能及矿方长远经济利益考虑，设计建议矿方统筹兼顾，利用现有通风机为最佳的选择。
三、反风方式及消音
通风机通过电动机直接反转实现反风。风机扩散塔内装有消音装置，以降低噪音对环境的污染。
四、配电及控制
通风机房两回6kV、380V电源均引自杨坡风井场地6/0.4kV变电所。利用通风机房现有高压开关柜配电、电动机起动柜控制6kV交流鼠笼型电动机的起停；利用现有低压动力配电箱，为电动蝶阀及照明等380/220V低压负荷提供电源。
通风机房设有风机在线监测装置，对电动机电流、电压、定子温度和通风机轴承温度、风机振动等参数进行实时监测，保证通风机安
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全可靠的运行。
第三节 排水设备
开采2#煤时，不设排水泵房，采区涌水经集中轨道巷、材料斜巷、北区石门、平硐的排水沟自流排至地面。
第四节 压缩空气设备
本矿地面无风动工具，井下用风设备为上组煤顺槽掘进面及下组煤大巷掘进工作面、顺槽掘进工作面。风动工具设置见下表。
风动工具设置表
风动工具 用风地点 名称 风 镐 型号 G10 m/min 1.2 1 3风动工具 单台耗风量 使用台数 大巷掘进 混凝土喷射机 转子-Ⅱ 5.0－8.0 1 气动锚杆机 MQT-120C1 3.8 1 顺槽掘进 气动锚杆机 MQT-120C1 3.8 1+2 本次设计在地面设置空气压缩机房，采用集中供风方式。 一、压风机房供气量确定
1．按风动工具需要的供气量计算：
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nQ12 miqiki35.4m3/min
i1式中：α1——沿管道全长的漏风系数，1.2；
α2——机械磨损耗气量增加系数，1.15； γ——海拔高度修正系数，1.12； mi——同型号风动工具，同时使用台数； qi——每台风动工具的耗气量，m/min； ki——同型号风动工具，同时使用系数。 2. 按井下灾害防治要求计算压风供气量：
Q1 mjqj18.42m3/min
i1n3
式中：α1——沿管道全长的漏风系数；1.2；
γ——海拔高度修正系数，1.12；
mj——井下最大班井下生产工人人数，137人； qj——每人需要风量，0.1m/min。
压风机房供气量按风动工具需要的供气量和井下灾害防治要求计算的压风供气量两者取大值的原则确定，矿井压风供气量为35.4m/min。
二、压风设备选择
本矿已在杨坡回风井场地建有压风机房，现安装2台5L-40/8空气压缩机，单台空压机额定排气量40m/min，排气压力0.8MPa，配套电动机6kV，250kW,正常一台工作即可满足矿井下组煤开采用风量的需求。
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三、压风管路敷设
本次设计利用已敷设于杨坡回风立井井筒内Φ219×6无缝钢管至井下各用风地点。
压风管路压力损失按最远一路管道验算：
由压风机房—杨坡回风立井—轨道大巷压风管路压力损失：
12l0.185p10Q =0.010378MPa
d5用风地点的供气压力：
PH-△p=0.8-0.010378=0.7896 MPa>Pe+0.1=0.6+0.1=0.7MPa 满足要求。
式中：PH——压缩机额定排气压力，0.8MPa；
Pe——风动机械工作压力，0.6MPa。 四、结论
本矿已有的压风系统完全可以满足矿井开采下组煤井下风动工具用风量的需求。
五、配电、控制
空气压缩机房两回6kV及380V电源均引自已有杨坡回风井场地6kV变电所。
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第七章 建井工期
第一节 建井工期
一、施工准备的内容与进度
矿井平硐、杨坡回风立井均没施工对待，只是水、电、路、通信和场地平整等“四通一平”也已形成，只需落实施工队伍，采购施工材料等工作，矿井建设施工准备期2个月。
二、矿井移交标准
矿井开采移交生产及达到设计产量时共布置两个采区，一个综采工作面。矿井采用一次设计，一次建成投产的移交方式。
三、井巷施工平均成巷进度指标
井巷施工平均成巷进度指标是计算和确定矿井建设工期的依据，直接影响矿井建设工期的长短。设计依据国内井巷施工队伍施工水平，结合本矿井巷道布置、断面大小、提升运输及施工安全等具体的施工条件和特点，对井巷施工平均成巷进度指标确定如下：
岩巷：100m/月 煤巷：150～250m/月 硐室：500m/月
四、影响工期的主要连锁工程
为了加快建井速度，缩短建井工期。主要井巷工程为石门大巷、集中胶带大巷、集中轨道巷、集中回风巷→联络巷→胶带顺槽→工作
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面。
五、三类工程施工组织的基本原则
在矿井开拓建设期间，应充分利用时间、空间，对矿建工程、土建工程及机电设备安装工程进行合理安排，使三者紧密配合，平行作业，相互穿插，协调有序地进行。
矿建工程因受地质条件的影响，受施工空间的限制，施工难度大、工期长，是矿井建设的主要矛盾，要采取有效措施，确保井巷工程按期完成。
机电设备安装工程应根据井巷工程时间、空间的要求，结合工程自身的特点围绕井巷工程施工组织安排，紧密配合施工。
六、建井工期
根据矿井建设工期综合进度图，矿井建设施工准备期2个月，施工工期29个月，机电设备安装及联合试运转1个月，矿井建设工期为32个月。
七、加快建井速度的措施和建议
1．做好施工前的准备工作，确保矿井水平延深开工后能够连续施工。
2．应组织技术力量强、施工经验丰富的施工队伍施工主要井巷工程，使矿井主要井巷尽早贯通，尽快形成全负压通风系统。
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第二节 产量递增计划
矿井移交生产后，由于煤层地质条件、开采技术条件都存在着一个逐步熟悉和掌握的过程，矿井难以立即达产，结合本矿井地质条件及开采条件，设计达产计划为投产后第一年生产能力为1.2Mt；第二年达到设计生产能力1.5Mt。
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第八章 技术经济
第一节 劳动定员
矿井设计生产能力1.5Mt/a，年工作日按330天计算，井下每天三班生产，一班检修，地面每天三班生产。根据排岗并结合《煤炭工业矿井设计规范》，计算矿井在籍人数为908人。劳动定员汇总见下表。
劳动定员汇总表
出 勤 人 数 在 籍 在 籍 序号 人 员 类 别 第一班 第二班 班 一 1 2 二 三 四 生产工人 井下生产工人 地面生产工人 管理及技术人员 生产人员小计 服务人员 其他人员 166 137 29 16 182 12 8 202 162 133 29 16 178 12 8 198 159 133 26 16 175 12 8 195 71 71 71 71 558 474 84 48 606 36 24 666 1.45 1.35 800 687 113 48 848 36 24 908 第三第四班 小 计 系 数 人 数 合计 第 - 74 - 页
第二节 技术经济指标
井设计主要技术经济指标见下表。
顺序 指 标 名 称 矿井设计生产能力 1 （1）年产量 （2）日产量 2 矿井服务年限 矿井设计工作制度 3 （1）年工作天数 （2）日工作班数 煤质 （1）煤类 （2）灰分Ad 4 （3）挥发分Vdaf （4）硫分St.d （5）水分Mad （6）发热量Qb.d 资源储量 5 （1） 资源量 （2）工业资源/储量 单 位 Mt/a t a d 班 % % % % 1.5 4545 28.6 330 4 2号煤 1/3JM 18.92 36.76 0.47 1.39 指 标 MJ/kg 28.083 Mt Mt 73 73 第 - 75 - 页
（3）设计可采储量 煤层情况 （1）可采煤层数 6 （2）可采煤层总厚度 （3）煤层倾角 （4）煤的视密度 井田范围 （1）走向长度 7 （2）倾斜长度 （3）井田面积 8 开拓方式 水平数目 9 水平标高 井筒类型及长度 10 (1)平硐（倾角/净宽） (2)回风立井（倾角/净径） 11 12 13 14 采区个数 采煤工作面个数及长度 采煤工作面年进度 采煤方法 Mt 层 m 。 t/m km km km m m m 个 个/m m 2360 1 2.42 5°－10° 1.35 7.75 4.70 22.58 平硐与立井综合开拓 1 978 0°/7.0 90°/6.0 2 1/200 2500 综采 第 - 76 - 页
15 顶板管理方法 采煤机械化装备 全部垮落法 MGTY250/600-1.1D （1）采煤机械 ZY2800/14/32 （2）工作面支架型式 16 SGZ764/630 （3）工作面运煤机械 SSJ1000/2×90 （4）顺槽运输机械 17 掘进工作面个数 井巷工程总量 个 m m 型号 32 21300 303623 电机车 JD-40、SQ-80/110P 2.5t固定式矿车 低瓦斯 18 （1）巷道长度 （2）掘进体积 井下大巷运输 （1）煤炭运输 19 （2）辅助运输 （3）矿车类型 通风 20 （1）瓦斯（或二氧化碳）等级 第 - 77 - 页
（2）通风方式 型号/中央分列式 （3）通风机型及数量 台 压缩空气 22 空气压缩机型号及数量 24 25
在籍总人数 建井工期 BDK-8-№28/2 型号/台 5L-40/8/2 人 月 908 32 第 - 78 - 页
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