匿名煤矿薄煤层综采采区设计
说 明 书
XXXXXXXXXX设计研究院
二〇一八年一月
匿名县化名煤业有限公司五2采区设计
参加设计人员名单
专 业 采 矿 电 气 机 电 安全工程 通 风 暖 通
姓 名 职 称
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附 图 目 录
顺序 1 2 3 4 5 6 7 8 9 图 名 煤层底板等高线和储量储量及损失量估算图 煤层开拓方式平面图 煤层开拓方式Ⅰ-Ⅰ剖面图 井上、下对照平面图 采区变电所泵房及水仓平、断面图 采区巷道布置及机械配备平面图 采区通风容易时期通风系统平面图 采区通风困难时期通风系统平面图 安全监测监控系统图 图 号 C1366－109－1 C1366－109－1 C1366－109－2 C1366－113－1 C1366－121－1 C1366－163－1 C1366－171－1 C1366－171－2 C1366－174－1 C1366－174－2 C1366－200－1 C1366－261－1 C1366－261－2 C1366－262－1 C1366－300－1 C1366－845－1 C1366－122－1 比 例 1：5000 1：2000 1：2000 1：5000 1：500 1：2000 1：2000 1：2000 示意 示意 1：2000 示意 示意 示意 1：2000 1：2000 1：50 备 注 采用/新制 新制 新制 采用/新制 新制 新制 新制 新制 新制 新制 新制 新制 新制 新制 新制 新制 新制 10 安全监测监控 井下人员定位系统图 11 井下避灾路线平面图 12 井下供电 主斜井底变电所供电系统图 13 井下供电 五2采区变电所供电系统图 14 井上下通信 调度通信系统图 15 压风自救及管路布置平面图 16 供水施救及管路布置平面图 17 巷道断面图册
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目 录
前 言 ................................................................................................................ 1 第一章 采区概况 ............................................................................................ 8 第一节 矿井概况 ...................................................................................... 8 第二节 采区地质特征 ............................................................................ 11 第三节 地质勘探程度评述 .................................................................... 36 第二章 采区生产能力及服务年限 .............................................................. 38 第一节 采区境界及储量 ........................................................................ 38 第二节 采区生产能力及服务年限 ........................................................ 42 第三章 采煤方法 .......................................................................................... 45 第一节 煤层概况 .................................................................................... 45 第二节 采煤方法 .................................................................................... 46 第三节 综采工作面设备选型 ................................................................ 47 第四章 采区巷道布置 .................................................................................. 58 第一节 矿井开拓概况 ............................................................................ 58 第二节 采区巷道布置 ............................................................................ 60 第三节 采区巷道工程量及掘进 ............................................................ 65 第五章 井下运输 .......................................................................................... 68 第一节 煤炭运输方式及设备 ................................................................ 68 第二节 辅助运输方式及设备 ................................................................ 74 第六章 采区通风与安全 .............................................................................. 78 第一节 矿井瓦斯 .................................................................................. 78 第二节 采区通风系统 .......................................................................... 78 第三节 掘进通风 .................................................................................... 87
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第四节 矿井主通风机及矿井反风 ........................................................ 88 第五节 瓦斯防治 .................................................................................. 92 第六节 粉尘防治 .................................................................................. 95 第七节 矿井火灾防治 .......................................................................... 102 第七章 采区防治水 .................................................................................... 111 第一节 水文地质 ................................................................................ 111 第二节 采区排水系统 ........................................................................ 115 第三节 采区排水设备 ........................................................................ 117 第八章 采区井下安全避险“六大系统” ................................................ 122 第一节 矿井安全监控系统 .................................................................. 122 第二节 采区人员定位系统 ................................................................ 125 第三节 通信系统 ................................................................................ 126 第四节 采区压风自救系统 ................................................................ 131 第五节 供水施救系统 ........................................................................ 137 第六节 采区井下紧急避险系统 ........................................................ 139 第九章 采区供电系统 ................................................................................ 145 第一节 采区变电所位置的确定 ........................................................ 145 第二节 采区主要设备统计 .................................................................. 145 第三节 采区负荷的计算及变压器容量、台数确定 .......................... 146 第四节 采区供电网络的计算 .............................................................. 148 第五节 采区电气设备的选择 .............................................................. 150 第六节 采区接地保护措施 .................................................................. 151 第七节 采区漏电保护措施 .................................................................. 151 第八节 采区变电所的防火措施 .......................................................... 152 第十章 采区建设 ........................................................................................ 154
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第一节 建设工期 ................................................................................ 154 第二节 产量递增计划 ........................................................................ 155 第十一章 技术经济指标 ............................................................................ 156 第一节 劳动定员及劳动生产率 ........................................................ 156 第二节 投资概算及资金安排 ............................................................ 157 第三节 第四节 技术经济分析与评价 .............................................................. 159 技术经济指标 .......................................................................... 163
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前 言
一、概况
匿名县化名煤业有限公司（以下简称“化名煤业”）位于XXX市匿名县XXX镇，南距XXX镇约3km，距匿名县县城15km；东距XXX市30km；北距XXX神秘镇7km。矿区有236省道南通匿名县城，北连接XXX神秘镇，神秘至XXX有窄轨铁路相通，东南经匿名县到XXX有公路相连，在匿名县、XXX分别有郑尧高速、永登高速连接全国各地，交通便利。
化名煤业井田面积HGJKJKkm2，批准开采六2、五2、二1煤层，2008年批准技术改造，矿井设计生产能力0.30Mt/a。六2、五2煤层采用三斜井单水平开拓方式，水平标高+50m。主斜井、副斜井进风，斜风井回风，中央分列式通风方式。矿井为瓦斯矿井，煤尘具有爆炸危险性，水文地质条件为中等。矿井初期开采六2煤层，接替开采五2煤层。矿井后期开采二1煤层时重新进行设计。
2017年5月，矿井30万吨/年技术改造通过竣工验收，目前，矿井证照齐全，属生产矿井，正按照设计开采顺序，采用悬移支架炮采、炮掘工艺开采六2煤层。但六2煤灰分高、发热量低，市场需求量小，售价偏低，影响企业经济效益及长远发展。
近年，国家和集团对煤矿安全装备条件要求不断提高，矿井现有的装备水平和生产工艺，已不能适应当前安全生产要求和市场经济需要。
结合目前煤炭市场状况，为适应当前安全生产要求及市场经济形势，保证矿井长远发展、队伍稳定。化名煤业提出：调整矿井生产布局、提高机械化装备水平，增强矿井抗灾防灾能力；暂停开采经济效益差的六2煤层，开采相对较好的五2煤层，待条件合适再开采六2煤层；对五2煤层采区按照《煤矿综采采区设计规范》GB50536-2009进行设计，建设安全
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高效的综合机械化生产采区。
五2煤层四邻关系：西部间隔副斜井保护煤柱至五2煤风氧化带与匿名县金安煤业有限公司（二1、四2、五2、六2）井田相邻；北部至井田边界与已关闭的匿名县大兴煤业有限公司（二1）、匿名县宏泰煤业有限公司（八5）井田相邻；东部至井田边界与已关闭的XXX省sdfg有限责任公司六矿（二1、五2、六2、七2）井田相邻；南部至井田边界与XXXsdfg煤业有限公司（六2、七2、八5）井田相邻。
据矿井原技术改造设计方案，五2煤层划分一个采区。化名煤业根据新编制的矿井生产地质报告和采区地质说明书对五
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煤层赋存状况的解
释，为了合理开采煤炭资源，增加矿井效益，根据五2煤层施工工程状况，提出对五2煤层采区进行优化设计。
根据《煤矿综采采区设计规范》（GB50536-2009）、《煤矿安全规程》(2016年版)、《煤矿防治水规定》(2009年版)及有关安全生产的规定和要求，根据矿井开拓系统和资源分布情况，结合采区前期已完成工程施工状况，编制了《匿名县化名煤业有限公司五2采区设计》。
二、编制设计的依据
1、采矿许可证，证号：C1213456789522521。
2、《匿名县化名煤业有限公司技术改造初步设计（修改）》（XXX煤矿设计研究院，2015年3月）。
3、《匿名县化名煤业有限公司技术改造初步设计（修改）安全设施设计》（XXX深度煤炭咨询设计研究院，2015年5月）。
4、《五2煤层煤尘爆炸性鉴定报告》（WERTYU安全生产检测检验中心，2017年12月）。
5、《五2煤层煤自燃倾向性鉴定报告》（WERTYU安全生产检测检验中心，2017年12月）。
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6、《匿名县化名煤业有限公司生产地质报告》（XXX省煤田地质局二队，2017年5月）。
7、《匿名县化名煤业有限公司矿井水文地质类型划分报告》（XXX省煤田地质局二队，2017年4月）。
8、《匿名县化名煤业有限公司五2采区地质说明书》（中平〔2017〕249号文批复）。
9、《匿名县化名煤业有限公司五2煤层瓦斯基础参数测定研究报告》（WERTYU，2017年12月）。
10、化名煤业五2采区地质资料和实测图纸。
11、煤炭工业现行的法律、法规、规程、规范及有关规定。 三、编制设计的指导思想
1、坚持以技术经济合理为中心，贯彻少投入，多产出，安全生产设施、装备齐全，提高防灾、抗灾能力，提高生产效率，缩短建设工期，确保安全生产。
2、结合矿井现有生产系统情况，充分利用矿井采区已有工程、设施、设备，优化采区巷道布置，做到布局合理、生产集中、系统完善、环节流畅，减少矿井投资，提高矿井经济效益。
3、装备综合机械化采掘设备，提高生产机械化水平，满足小型矿井“一井一面”达到生产能力的要求。
四、五2采区设计的主要特点 1、采区生产能力及服务年限
井田内五2煤层面积HGJKJKkm2，据XXX省煤田地质局二队2017年5月编制的《匿名县化名煤业有限公司生产矿井地质报告》，截止2012年4月30日，井田内查明五2煤层资源储量701.18万t，其中，动用资源储量245.54万t，保有资源储量455.64万t。
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本次设计计算五2采区工业储量408.83万t，设计利用储量352.67万t，可采储量299.77万t。
设计生产能力0.30Mt/a，采区服务年限8.5a。 2、五2采区资源分布和设计重点
五2采区走向长度1.13～2.33km，倾斜宽度1.24～1.68km。 采区上部+120～+300m，为矿井前期老采空区，除留设的井田边界煤柱，没有资源开采。
采区+20～+120m为原五2-11050和五2-11060采面采空区，在上山两侧剩余少量资源，不适宜采用机械化综采，估算保有储量26.72×104t，可采储量22.71×104t。待五2采区结束回收上山煤柱时一并回收，该区域目前处于封闭状态。
采区下部﹣130m～﹣300m，倾斜宽度530m，为薄煤带不可采区，本次设计不予考虑，开采后期可进行补充勘探和经济论证，根据勘探和论证情况进行设计或处理。
采区主要资源分布在+20～﹣130m，该范围倾斜宽度490m，估算保有资源储量237.64×104t，可采储量230.51×104t，为本次设计重点开采区域。
3、采区主要巷道布置
采用下山采区、双翼采面布置。自主斜井底轨道平巷和斜风井底回风平巷分别布置采区两条准备巷道，一条皮带运输下山兼进风，一条轨道回风下山兼回风。采区皮带运输下山经煤仓与主斜井相通，形成采区原煤运输系统。经进风斜巷、轨道平巷与主斜井、副斜井相通，形成采区进风系统；采区轨道回风下山经回风平巷、五2轨道反下山与+50m轨道大巷相通，形成采区辅助运输系统，经总回风平巷与斜风井相通，形成采区回风系统。
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采区皮带运输下山和采区轨道回风下山向下至五做采区水仓、泵房和变电所，形成采区排水系统。
4、采区提升与运输
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煤层薄煤区边缘
采区皮带运输下山安装一部DTL80/25/2×75型胶带运输机，担负采区主要原煤运输任务；采区轨道回风下山安装一部JTP-1.2型提升绞车，担负设备材料和矸石等辅助运输。
5、采区开采
五2煤层厚度0.3～3.18m，平均厚度1.15m，采用走向长壁式采煤工作面，后退式回采。采煤工作面装备一套综合机械化采煤设备，实现机械化开采；装备2个综合机械化掘进工作面，实现煤巷机械化掘进。
6、采区通风
采区皮带运输下山进风，采区轨道回风下山回风。新鲜风流由主斜井和副斜井，经五2轨道反下山、运输平巷、采区皮带运输下山进入采煤工作面；乏风流由采面经采区轨道回风下山、回风平巷，再经斜风井排至地面。综采工作面配风量16m3/s，备用工作面配风量8m3/s，综掘工作面配风10m3/s，泵房变电所配风5m3/s，六2煤层系统维持供风11m3/s，采区总配风量前期65m3/s，后期45m3/s。
7、采区排水
据矿井生产地质报告和水文地质类型划分报告预测，五2煤层正常涌水量59m3/h，最大涌水量100m3/h。采区下部设采区泵房变电所和水仓。采区泵房安装三台MD85-45×3型水泵，沿采区轨道回风下山敷设二趟Ф108×3.5mm无缝钢管至主斜井底水仓，采区涌水汇入采区水仓后，由采区泵房水泵经管道排至主斜井底水仓。
8、采区供电。
在采区下部设采区变电所。设计选用两回MVV22-6kV-3×50型煤矿用聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆，自主斜井底±0m变电所沿采
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区轨道回风下山敷设，将6kV电源引入采区变电所，经变压后供采区设备用电。
9、监测监控系统
矿井配备有KJ90N型安全及生产监测系统，五2煤层采区监测监控系统自+50m轨道大巷接线，沿五2轨道反下山、运输平巷引入五2煤层采区。采区内配齐监测传感设备，对采区瓦斯、风量、温度、负压、风速等参数及风门开/关、设备开/停等进行连续监测，并实现超限报警和动作，为采区安全生产提供可靠保障。
10、压风自救系统
五2煤层采区压风自救系统自+50m轨道大巷接入矿井压风主管道，沿五2轨道反下山、运输平巷引入五2煤采区。采区内各主要巷道和工作点设压风管道和分支阀，为采区岩巷、半煤岩巷开掘用风设备供风，并做为采区灾害应急自救备用风源。
11、供水施救系统
五2煤层采区供水施救系统自+50m轨道大巷接入矿井供水主管道，沿五2轨道反下山、运输平巷引入五2煤采区与采区消防降尘洒水管网系统相连。采区各主要巷道敷设供水管道，采区主要运输巷道、进回风巷道、各原煤运输转载点设降尘喷雾设施，正常生产时消防降尘，灾害时作为供水施救。
12、通信联络系统 五
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煤层采区通信联络系统由矿井地面通达副斜井底变电所的主通
信网接入，沿采区皮带运输下山接入采区通信线路。采区变电所、采区水泵房、采区绞车房及上下信号室、皮带运输机头机尾、刮板运输机头机尾、移动变电站、采掘工作面等处装备电话分机，采区各工作点可随时与地面调度室、办公室、变电所、主副井口、压风机房、风井通风机房等管理系统和生产环节通信联络。
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13、人员定位系统
矿调度室装备一套KJ128A型矿用人员安全监测定位系统，系统由监控主站计算机及井下无线数据监测分站，无线编码发射器、信号电缆组成。采区安全监测定位系统由矿井地面通达主斜井底变电所的主网线接出，在采区上下山口及各巷道分岔点，各工作区域等处设分站传感器，入井人员佩带数码发射器，可实现全部进入采区人员的流动状态随时定位和记录。
14、紧急避险系统
为兼顾采区上部和下部，设计在±0m水平主斜井底轨道平巷附近设避险硐室，硐室内按规定配置空气发生器、空气调节器、气体处理装置及自救、供水、通信、供风等避险设施，可满足采区最大班工作人员紧急避险。
五、主要技术经济指标 1、采区生产能力：0.30Mt/a； 2、服务年限：8.5a；
3、采区建成投产，井巷总进尺5467.8m。利用已有巷道1994.7m，剩余需新掘巷道3473.4m；掘进总体积64403.5m3。
4、总投资为1538.06万元。其中，矿建工程332.8万元；设备及工具购置783.66万元；主材及安装工程385.6万元；其它费用36万元。
5、采区建设工期：7个月 六、存在问题及建议
1、本设计根据矿井综合柱状图、井上下对照图、采掘工程平面图提供的等高线等参数推算煤层产状及巷道剖面，施工时应根据实际情况及时调整。
2、矿区及周边有大面积采空区、残采区存在，建议施工前及时查清其积水的范围、积水量和过水通道等情况，并确定警戒范围。
3、建议建设单位对-130m以下薄煤区域进行勘探，确定实际薄煤带
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范围。
第一章 采区概况
第一节 矿井概况
一、交通、位置
化名煤业位于XXX市匿名县XXX镇袜子哇村，行政隶属于匿名县XXX乡。南距XXX镇约3km，距匿名县县城15km，北距XXX市神秘镇7km。有天广路南通匿名县城，北连接XXX市神秘镇，神秘至XXX有窄轨铁路相通，东南经匿名县到XXX有公路相连，交通便利。交通位置详见图1-1-1。
图1-1-1 交通位置图
二、自然条件 1、地形、地貌
矿区地处伏牛山北部余脉向东部平原过渡带，境内山峦起伏，沟壑纵横，属构造剥蚀类型为主的低山丘陵区，山脉走向大致由南向北延伸。地形最高点在GGG山顶，标高703.96m；最低点在老山薛村东沟，标高230.60m，相对高差473.36。坡度一般15°～25°，最大达45°。
化名煤业位于GGG北麓，地势东南高西北低，矿区周围无重要建、构筑物。
2、水系
该区属淮河流域颖河水系，矿区及邻区长年性河流及固定地表水体欠发育，受地形切割影响，沟谷发育，且多垂直山脉走向发育，平时干枯无水，雨季汇集坡面水，形成短暂洪流，受地形起伏变化较大影响，排泄条件良好。井田内无大型河流，仅有季节性山间小溪分布。
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3、气象
本区地处华北平原的南部，属暖温带半湿润大陆性季风气候，四季分明，夏季炎热多雨，冬季寒冷干燥。据匿名县气象站观测资料，历年平均气温14.2ºC，最高气温43.7ºC（1972年6月11日），最低气温-17.8ºC（1969年1月31日）；历年平均降水量652.8mm，年最大降水量1228.90mm(1964年)，年最小降水量407.1mm ( 1966年)，大气降水主要集中在七至九月份，约占年降水量的65%左右；历年平均蒸发量1834mm(1980年)，最大蒸发量2250.4mm(1966年)，最小蒸发量1428.8mm(1980年)；历年平均绝对湿度12.6g/m3，最大值38 g/m3 (1959年8月23日)，最小值为0 g/m3 (1967年1月16日)，历年平均相对湿度66.1%；年风向变化季节性强，夏秋季多东南风和南风，冬春季多西北风和北风，历年最大风速21m/s，风力一般1～5级，阵风达5级以上；降雪期一般为12月至翌年3月，最大厚度50～60cm；霜冻期为11月～翌年3月，历年最长霜冻期130天，历年最大冻土深度约22cm。
4、地震
有史记载，1556年大地震时，阿萨德、如地、匿名县等地的地震烈度为6度，且匿名县一带连震三年。
根据国家质量技术监督局发布的GB18306～2001《中国地震动参数区划图》（XXX省部分），本区地震动峰值加速度为0.05g，相应的基本烈度为Ⅵ度，其地震设防应为Ⅵ。
5、经济概况
区内矿产资源较丰富，主要有煤炭及建筑材料等，工业以煤矿、建材开采及电力和化工为主；农业以小麦、玉米、蔬菜、花生、烟叶等为主。
三、煤田开发简史
矿井始建于解放前的1947年，化名煤业是2011年9月由XXX省袜
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子哇煤业有限公司更名而来。XXX省袜子哇煤业有限公司系1952年接收私人的万吨小煤窑，主要开采浅部煤层。1997年8月被XXX省原田发展（集团）有限公司兼并，称XXX省原田袜子哇煤业有限公司一矿，2004年技改后设计生产能力为21万t/a；后与原XXX省原田发展（集团）有限公司原田GGG煤业有限公司进行整合成立XXX省袜子哇煤业有限公司；2007年，XXX省袜子哇煤业有限公司又分割出XXX省袜子哇煤业有限公司GGG煤业分公司，分割后的XXX省袜子哇煤业有限公司的生产能力为30万t/a；2011年，XXX省袜子哇煤业有限公司被中国ASDFGG集团所属的XXXSSS实业有限公司兼并，兼并重组后，矿井名称变更为匿名县化名煤业有限公司。
化名煤业技术改造项目，经批准，于2015年5月开始进行联合试运转，2017年5月通过竣工验收。
化名煤业现持有采矿许可证证号为C1213456789522521，开采矿种：煤，开采方式：地下开采，生产规模：30万t/a，矿区面积：HGJKJKkm2；批准开采二1、五2、六2煤层；有效期限：2011年9月至2019年3月。
2007年，XXX市地方煤矿设计研究所编制了《XXX省袜子哇煤业有限公司接替井技术改造初步设计》，设计生产能力0.30Mt/a，服务年限37.5年。矿井采用三斜井二水平开拓方式，一水平标高+50m，开采六煤层、五2煤层；二水平开采二1煤层。井筒特征见表1-1-1。
现采用采煤方法：长壁采面后退式采煤法，全部陷落法管理顶板，悬移支架炮采工艺，一次采全高；通风方式为中央分列式通风，通风方法为抽出式，主、副斜井进风，斜风井回风。
表1-1-1 井 筒 特 征 表 井口座标 井 筒 经 距(X) 纬 距(Y) 井口 标高 井筒 倾角 井筒 长度 (m) 井筒断面(m2) 或直径(m) 净 掘 2
支护 用途 备注
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井口座标 井 筒 经 距(X) 纬 距(Y) 井口 标高 井筒 倾角 井筒 长度 (m) 井筒断面(m2) 或直径(m) 净 10.49 8.96 10.49 掘 13.7 9.4 13.7 砌碹 砌碹 砌碹 主要原 煤运输 人员升降，辅助运输和 安全出口 回风和安 全出口 支护 用途 备注 主斜井 副斜井 斜风井 +352.62 +322.98 +352.67 23° 1053 22° 23° 710 963 据《XXX省煤炭工业管理办公室关于2015年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》（ERT〔2016〕32号），矿井瓦斯绝对涌出量1.71m3/min，相对涌出量4.17m3/t，为瓦斯矿井，煤层自燃发火等级Ⅱ级，煤尘爆炸指数24.00%，煤尘有爆炸危险性。
第二节 采区地质特征
一、地层 （一）区域地层
XXX煤田位于华北板块南部，属嵩箕构造区嵩箕断隆东南端，地层发育较全，煤田北部和西部广泛出露前震旦纪、震旦纪、古生代及中生代地层。自下而上主要有太古界登封群、下元古界嵩山群、上元古界震旦系、古生界寒武系、奥陶系、石炭系及二叠系，中生界三叠系及新生界古近系、新近系及第四系。
（二）煤矿地层
矿区属半裸露型，石千峰组在矿区东北部山区大面积出露，上石盒子组在矿区西南有出露。依据钻孔揭露及邻区资料，自下而上发育有寒武系上统凤山组，石炭系本溪组、太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子组、石千峰组及第四系。
1、寒武系上统凤山组（∈3f）
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主要为浅灰色～灰白色中厚层状白云质灰岩、夹白云岩、泥质灰岩，局部为黄绿色钙质泥岩，以含白色燧石条带为主要特征。厚52.1m左右，与下伏寒武系长山组呈整合接触。
2、石炭系（C）
区内仅发育上统本溪组、太原组，在井田西缘有零星出露。 （1）本溪组（C2b）
浅灰色～灰白色中厚层状白云质灰岩、夹白云岩、泥质灰岩，以含白色燧石团块及不规则燧石条带为主要特征。厚度变化较大，为4.70～34.20m，平均11.60m。下部为灰白～紫褐色含铁质铝土质泥岩，中部为灰色透镜状铝土矿，上部为灰色～灰白色铝质泥岩，具鲕状、豆状结构，含黄铁矿结核，与下伏寒武系凤山组呈平行不整合接触。
（2）太原组（C2t）
上界止于L11灰岩界面，主要由深灰色生物碎屑石灰岩、泥岩、细粒砂岩及煤层组成，厚57.4m～78.9m，平均67.2m。含石灰岩11层，灰岩层中，含大量燧石条带和结核及蜓、腕足类化石，泥岩中含植物化石。含煤19层，其中，一4煤层较发育，局部达到可采厚度。与下伏本溪组呈整合接触。
3、二叠系（P）
主要发育下统山西组、下石盒子组及上统上石盒子组、石千峰组。 （1）山西组（P1sh）
顶界止于砂锅窑砂岩底面。主要由砂岩、泥岩和煤层组成，含煤及层位六层，二1煤层为主要可采煤层，位于该组下段，区内及附近钻孔揭露原始煤厚0.45～12.70m，煤层顶板以深灰色泥岩、砂质泥岩为主，局部为灰色含菱铁质颗粒中厚层状的中粒砂岩，层面含较多炭质和大白云母片（俗称大占砂岩），底板多为深灰色砂质泥岩与细粒砂岩互层，具波状层
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理。该段含较多植物化石，厚61.80～100.00m，平均厚度81.70m，与下伏太原组地层整合接触。
（2）下石盒子组（P1x）
顶界止于田家沟砂岩底面，依其沉积特征和岩性可分为三、四、五、六4个煤段。岩性主要由灰白、浅灰色细、中粒长石石英砂岩和绿灰～深灰色含紫斑砂质泥岩、泥岩组成，含煤34层，上部夹四2、五2、六2及其他薄煤层，含少量植物化石，四2、五2、六2煤层大部可采。本组厚度平均299.20m，与下伏山西组地层整合接触。
（3）上石盒子组（P2s）
顶界止于石千峰组一段XXX砂岩底界面，依其沉积特征和岩性可划分为七、八、九3个煤段。岩性主要由灰绿、灰紫色砂质泥岩、灰～深灰色泥岩，浅灰色～灰白色细～中粒砂岩组成，夹煤19层。下部七煤段夹大部可采煤层七2煤，含少量植物化石。本组厚度平均271.40m，与下伏下石盒子组地层整合接触。
（4）石千峰组（P2sh）
仅XXX砂岩段，厚86.86～108.98m，平均90.00m。浅灰、灰白色厚～巨厚层状中、粗粒长石石英砂岩，中、下部夹薄层灰～深灰色泥岩、粉砂岩，底部含石英砾及泥砾，具大型板状交错层理和韵律分选层理。本段砂岩坚硬，常形成单面山地形，为煤系地层上覆的良好标志层。
4、新近系（N）
井田外西南部局部出露，大体沿XXX正断层线状分布。厚0～14.34m，主要为浅灰、浅红色砾岩。砾石以灰色灰岩为主，次为浅灰色白云质灰岩、灰白色石英砂岩、紫红色中粒砂岩岩屑，粒径大小悬殊，呈棱角～次圆状，钙质胶结。与下伏地层不整合接触。
5、第四系（Q）
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主要由山坡之残积物、黄土、粘土、砂土及砂质砂土和砾石层组成，厚0～37.62m，平均11.61m。
二、构造
化名煤业位于XXX煤田西南部袜子哇向斜轴部。地层为一向南东倾斜的向斜构造，倾向60～115°，倾角13～34°。矿区内有袜子哇正断层（F4）、老庄逆断层（F5）、杏树口平移断层（F6）。
1、袜子哇向斜：为区域向斜，矿区内长度2.14km，轴向305°，为一轴面略向南东倾斜的宽缓向斜。
2、袜子哇正断层（F4）：位于上老庄～叶沟西～王庄一线，走向150°左右，倾向北东，倾角55～70°。断距10～80m，走向长4.0km。地表出露较好，在上老庄、叶沟西均可见到山西组上部地层与太原组地层接触，0753孔穿见该断层。控制可靠。
3、老庄逆断层（F5）：沿袜子哇～赵家门～叶沟西一线展布，走向150°左右，倾向北东，倾角45～60°左右，地层重复30～50m，地表在老庄东见大紫泥岩重复出现。0731孔及0757孔见地层重复，控制可靠。
4、杏树口平移断层（F6）：位于矿区南部，沿杏树口～三条洞北一带展布，走向100°左右，北侧相对向西平移，水平错开30～50m，地表杏树口东见XXX砂岩破碎，断层北侧石千峰紫红色砂岩与南侧XXX砂岩接触。控制较差。
周边尚有聂沟正断层、竹园沟正断层等断裂。矿井生产中还揭露了一些落差较小，影响范围不大的小断层。
井田主要断层特征见表1-2-1。
表1-2-1 井田主要断层特征表 断层名称 及编号 袜子哇正断层（F4） 老庄逆断层位置 井田南部，沿袜子哇—赵家门—叶沟西一线展布 井田西南部，沿上老庄—叶性走向倾向倾角落差（m） 控制程度 质 （°） （°） （°） 控制较可正 SEE NNE 55～70 10～80 靠 逆 SSE NEE 45～60 30～50 控制可靠 14
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（F5） 沟西—王庄一线展布 杏树口平移井田南部，沿杏树口—三条断层（F6） 洞北一带展布 平移 SEE 控制较差 三、煤层 1、煤层发育情况
据《匿名县化名煤业有限公司生产矿井地质报告》，区内含煤地层包括石炭系上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组及上统上石盒子组，总厚719.5m，共划分九个煤段，含煤76层，煤层总厚15.87m，含煤系数2.21%。可采及局部可采煤层一4、二1、四4、五2、六2和八5煤层，总厚7.30m，可采含煤系数1.01%。可采煤层特征及顶底板岩性详见表1-2-2。
表1-2-2
煤 层 六2 煤层厚度（m） 最 小 0 最 大 平 均 顶板 可采煤层基本特征一览表
顶底板岩性 底板 稳 定 性 倾角 （度） 可采性 视密度 煤层间距3t/m （m） 1.44 82 1.51 245～327 1.39 深灰色泥岩、2.36 1.25 灰色细砂岩、粉岩 较稳定 15～17 大部可采 砂质泥岩 灰～浅灰色灰～浅灰色中、细中、细粒砂五2 0.30 3.18 1.15 粒砂岩，灰色、深较稳定 15～17 大部可采 岩，灰色、深灰色泥岩 灰色泥岩 大占砂 岩 灰～深灰色细粒砂二1 0 12.70 3.38 较稳定 15～41 全区可采 砂质泥岩 岩或砂、泥岩互层 矿井限采煤层为二1、五2和六2煤层。本采区开采五2煤层，故以下仅叙述五2煤层。
2、五2煤层特征
五2煤层位于下石盒子组五煤段，上距六2煤层82m左右，下距二1
煤层243m左右。五2采区煤层厚0.30～3.18m，平均1.15m。设计范围内实际揭露厚度1.0～1.4m，平均厚度1.3m。煤层倾角15 ～17º，结构简单，一般不含夹矸，煤厚变化规律明显，大体是西厚，中、东部薄的趋势，属较稳定大部可采薄煤层。赋存标高+320m～-340m，埋深40m～610m。煤层顶底板均为灰～浅灰色中、细粒砂岩，灰绿、深灰色泥岩。
四、煤质
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1、煤的物理性质与煤岩特征 五
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煤呈黑色，弱玻璃光泽，条带状结构，层状构造，煤的真密度
1.57t/m3，视密度1.51t/m3，孔隙率4.7%。宏观煤岩类型以暗煤为主，亮煤次之，属半暗淡型。显微煤岩组分特征，有机组分含量83.5%，以镜质组为主，占69.3%，次为惰性组，占12.7%；无机组分含量占16.5%，以粘土矿物为主，次为石英。镜煤Rmax为1.64%。
2、五2煤的主要化学性质 ①水分（Mad）
五2煤水分（Mad）含量为0.86～0.90％之间。 ②灰分（Aｄａｆ）
五2煤原煤灰分25.9%～41.3%，平均31.91%，属中灰～高灰煤，以中灰煤为主。浮煤灰分8.83～23.98%，平均14.49％，降灰率平均为54.6%；
③硫分（St，d）
五2煤：全硫含量平均在0.41%以下，属特低～低硫煤。 ④挥发分（Vday）
五2煤相对偏高，为21.32%，属中等挥发分煤。 ⑤发热量（Qgr,d）
五2煤原煤发热量（Qgr,d）平均为25.21MJ/kg。
本区各煤层原煤发热量平均值从22.20～29.810MJ/kg，以煤炭质量分级第3部分：发热量（GB/T 15224.3-2004）标准评价，本区五2煤属中热值煤。
煤质特征见表1-2-3。
表1-2-3 煤层 五2 Mａｄ (%) 0.86～0.90 煤层煤质特征化验结果表
Vｄａｆ (%) 平均21.32 Std (%) 平均0.67以下 Qgr.v.d (MJ/kg) 平均25.21 煤牌号 焦煤 Aａｄ (%) 平均31.91
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依据《中国煤炭分类国家标准》（GB5715-86），以浮煤干燥无灰基灰发分（Vdaf）、胶质层最大厚度（Y）为主要指标，确定各煤层煤类及煤质特征结果见表1-2-3。
五2煤以中灰煤为主、低～高硫、低磷、难选、中热值的焦煤，可作为化工及动力用煤。
五、水文地质条件 1、矿井边界及水力性质
矿区边界为自然边界，矿区北部聂沟正断层切断了矿区与北部含水层的水力联系，构成阻水边界；西部为袜子哇正断层，沟通了与西部寒武系强含水层的水力联系，为矿区地下水的补给边界；南部杏树口平移断层使二1煤层顶、底板直接充水含水层与太原组含水层接触，构成弱透水边界，东部为无限边界。
2、含水层
矿区主要含水层由老到新分别为：
（1）寒武上统凤山组灰岩岩溶裂隙含水层（Ⅰ）
主要由厚层状、中厚层状白云质灰岩夹白云岩及薄层泥质灰岩组成，其厚度大，岩溶发育，为富水性较强的岩溶裂隙承压水含水层，上距二1煤层间距约84m，该含水层属岩溶裂隙承压水，富水性强但不均一，为二
1
煤层底板间接充水含水层，因距离较远且受到隔水岩层的阻隔，正常情
况下不会影响二1煤层开采。但遇导水断层沟通，对矿井安全威胁最大。
（2）太原组下段灰岩岩溶裂隙含水层（Ⅱ）
由L1～L4深灰色厚层状石灰岩组成，平均厚10.20m，岩溶裂隙发育，富水性较强，但不均一，为岩溶裂隙承压水。该段上距二1煤层58m左右，是二1煤层底板间接充水含水层。上距五2煤层间距296m左右。正常情况下对开采二1煤层影响较弱。遇断层带该层水会进入矿井，对矿井采煤
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产生威胁。
（3）太原组上段灰岩岩溶裂隙含水层（Ⅲ）
主要由L7～L9深灰色石灰岩组成，平均厚18.40m，岩溶裂隙不发育，富水性弱，且不均一，为岩溶裂隙承压水。据邻区0636孔抽水资料（1960年），单位涌水量为0.00308L/s·m，渗透系数0.0107m/d。水位标高0716孔为+279.67 m（1990年），是二1煤层底板直接充水含水层，对二1开采影响较大。
另据XXX省煤田地质局二队2012年6月编制的《匿名县化名煤业有限公司瞬变电磁勘探报告》（下同），圈定了太原组上段灰岩富水异常区分布位置及范围，绘制太原组上段灰岩岩溶裂隙富水区分布。区内共解释太原组上段灰岩富水异常区5处，这五处富水的可能性较大。
（4）二1煤层顶板砂岩裂隙含水层（Ⅳ）
主要由香炭砂岩及大占砂岩组成，岩性以中粗粒长石石英砂岩为主，平均厚19.25 m。露头及风化带裂隙发育，透水性好，深部则富水性较弱，为裂隙承压水。是二1煤层顶板直接充水含水层。据0694孔抽水资料，单位涌水量0.00503L/s·m，渗透系数0.00662m/d，水位标高+356.42 m，水质类型HCO3-Na·Mg水。
另据瞬变电磁勘探报告，圈定了太原组上段灰岩富水异常区分布位置及范围，绘制出二1煤层顶板砂岩裂隙富水区分布图。区内共解释富水区6处，这六处富水的可能性较大。
（5）五2煤层底板砂岩裂隙含水层（Ⅴ）
由五2煤层底至砂锅窑底板之间的中、粗粒砂岩组成，平均厚44.08 m。该含水层含水性弱，正常情况下不会影响五2煤层开采，但丰水季节及构造破坏地段，应加强对涌水量观测工作。
（6）五2煤层顶板（六2煤层底板）砂岩裂隙含水层（Ⅵ）
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五2煤层顶板砂岩含水层，出露位置较低，主要接受大气降水补给，为裂隙承压水。主要由细～中粒砂岩组成，平均厚12.99m。0676补及0756孔抽水资料，其单位涌水量0.014～0.0005L/s·m，渗透系数0.0013～0.055m/d，水位标高+344.28～371.31 m，富水性较弱。水质类型SO4-Na+K水，矿化度为1.341g/L。
另据瞬变电磁勘探报告，绘制出五2煤顶板（六2煤底板）砂岩段富水异常区分布图。区内共解释砂岩富水区八处，这八处富水的可能性较大。部分富水区伴随断裂构造发育，反应了构造裂隙带起到一定的富集与导水作用。
（7）六2煤顶板砂岩裂隙含水层（Ⅶ）
六2煤层顶板砂岩含水层，出露位置较高，主要接受大气降水补给，为弱富水的裂隙承压含水层。含水层主要由细～中粒砂岩组成，平均厚15.22m。据邻区0516补孔抽水资料，单位涌水0.00156L/s·m，渗透系数0.0097m/d，水位标高+197.53m，水质类型：HCO3—Na型，矿化度为0.678g/L。
（8）第四系孔隙含水层（Ⅷ）
由粗砂、砾石层组成，主要分布于冲沟两侧，平均厚3.50m。含水性与大气降水密切相关，受大气降水直接渗入补给，地下水动态随季节而变化，水质类型为HCO3-Ca·Na水，富水性弱，为松散层孔隙型潜水含水层，对矿井影响较小，极易疏干。
3、隔水层
在含水层之间广泛分布着隔水岩层或弱透水岩层，各隔水层均具有一定的阻水能力。其阻水能力取决于岩性、岩层结构、厚度及稳定性，在后期构造作用的破坏下，可大大削弱隔水层的阻水性能，甚至起不到隔水作用，从矿井防治水的角度，对本矿主要隔水岩层叙述如下：
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（1）本溪组隔水层
岩性主要为浅灰色铝质泥岩，具鲕状及豆状结构，含黄铁矿晶体，平均厚11.60 m。是寒武系上统灰岩含水层与太原组下段灰岩含水层之间的隔水层，隔水性较好。一般情况下可阻止寒武系石灰岩含水层与太原组下段石灰岩含水层发生水力联系。但是遇薄弱地带和断层带时，失去隔水作用。
（2）太原组中段砂泥岩隔水层
主要由砂质泥岩和泥岩组成，平均厚21.90 m左右，为太原组下、上段灰岩含水层之间的隔水层，隔水性较好。正常情况下可阻隔太原组上、下段石灰岩含水层的水力联系。但在地层薄弱地段或构造发育地段，将失去隔水作用。
（3）二1煤层底板隔水层
由太原组灰岩顶界至二1煤层底板之间的泥岩、砂质泥岩及粉砂岩组成，平均厚8.11m左右,该隔水层在区域上发育厚度较稳定，隔水性能良好，一般能阻止二1煤层底板太原组石灰岩含水层中的水进入矿井。但在断层带附近、薄弱地带或在二1煤层采动影响下，其强度难以抵抗底板含水层中的水压时，将失去隔水作用。
（4）二1煤层顶板隔水岩组
主要指二1煤层顶板至砂锅窑砂岩底之间的泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和炭质泥岩，平均厚35m左右。该隔水层在自然条件下，可隔断山西组砂岩含水层与上部下石盒子组砂岩含水层之间的水力联系，但在冒裂带达到石盒子组砂岩含水层底部时，将失去隔水作用。
（5）五2煤层底板隔水层
由砂锅窑砂岩底至五2煤层底板之间的泥岩、粉砂岩组成，厚约127m。一般情况下可阻止五2煤层底板以下各含水层中水进入五2煤层矿井。但
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在构造破坏情况下将失去隔水作用。
（6）五2煤层顶板隔水层
由五2煤层顶板至田家沟砂岩底间的泥岩、砂质泥岩组成，厚约102m。一般情况下能隔离五2煤层以上各含水层中水进入五2煤层矿井，但在构造破坏、采动影响下，此隔水层可能失去隔水作用。
（7）六2煤层底板隔水层
由砂锅窑砂岩底至六2煤层底板之间的泥岩、砂质泥岩、粉砂岩组成，厚约192m 。一般情况下可阻止六2煤层底板以下砂岩水进入六2煤层矿井。但在构造破坏情况下将失去隔水作用。
（8）六2煤层顶板隔水层
由六2煤层顶板至田家沟砂岩底间的泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和细粒砂岩组成，厚约37m。一般情况下能隔离六2煤层以上各含水层中水进入六2煤层矿井，但在构造破坏、采动影响下，此隔水层可能失去隔水作用。
4、 充水条件及充水因素
矿井的充水条件主要取决于充水水源和充水通道两个方面。 （1） 充水水源
矿井充水水源主要有：大气降水、地表水、地下水和老窑及老空水。是否对矿井产生充水影响，主要取决于开采煤层的赋存特征及同上述各水源间的联系，以及诱发水体入渗矿井的通道，充水强度则主要同各水体的发育程度有关。
①大气降水
大气降水虽以间接方式对矿井充水，但其是引起矿井充水的主要因素。其表现形式主要有两种：一是通过补给各含水层使矿井涌水量在雨季增大，根据矿井调查，雨季涌水量通常比正常增大2倍；二是通过采空区地表的塌陷裂隙及断层等直接向矿井渗透。据调查，矿区内仅在煤层埋藏
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较浅处，导水裂隙带可沟通与地表塌陷裂隙之间的联系，通过地面塌陷裂隙下渗补给煤层顶板砂岩裂隙含水层或入渗回采工作面老空区的水将间接对矿井构成充水影响。
②地表水
本矿井地表及邻近周边无常年地表水体，地表水仅有大气降水短时的山间洪流，对地面塌陷区和地裂缝进行治理后，一般不会对矿井充水造成威胁。
③地下水
本矿井开采六2、五2及二1煤层，各煤层的直接含水层有：太原组上段灰岩含水层、二1煤层顶板砂岩含水层及六2、五2煤层顶底板板砂岩含水层。山西组砂岩含水层水常以淋水方式进入矿井，对矿井充水方式往往为顶板淋水，对矿井安全有一定影响。底板间接充水含水层为太原组上段灰岩含水层，由于有二1煤层底板隔水层相隔，一般对矿井生产影响不大，但掘进巷道揭露或遇构造裂隙、遭断层或薄弱地段以及回采工作面产生的垮落及其诱发的导水裂隙带，必然引起砂岩裂隙水的下泄，该含水层的水可直接涌入矿井，同时寒武水也可直接涌入矿井，对矿井安全构成威胁。
④老窑及老空水
本区煤炭开采历史悠久，各煤层在埋藏较浅部分均有老窑采空区，预测废弃巷道及采空区存在不同程度的积水。特别是五
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煤层东部边界外
sdfg六矿，采空区和巷道积水情况不详，是构成采区安全生产的主要危害；因此，采区采掘施工必须坚持“预测预报、有疑必探，先探后掘、先治后采”的原则，按照《煤矿防治水规定》要求，制定探放水专项设计，采用物探、化探或钻探等手段，探明积水情况，采取针对性措施，排出水害隐患，才能进行采掘施工。
（2）充水通道
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矿井水的充水通道分为渗入性通道和溃入性通道。渗入性通道向矿井的充水，矿井涌水量小，不会对矿井安全生产造成威胁。只有溃入性通道才会对矿井安全生产造成威胁。分析该矿存在溃入性通道的可能有以下几种：
①断层带
本区虽然未发现导水断层（F4、F5、F6），但是并不排除在以后的生产过程不会有遇到导水断层。依据本矿与相邻矿井生产揭露，推测矿区小型断层及裂隙发育，是构成煤层顶底板含水层水的主要通道。尽管煤层顶板砂岩和底板太原组灰岩均以弱富水为主，但不可排除局部富水地段，初始水量较大对矿井充水的影响裂隙可使不同含水层互相连通，也可破坏隔水层，造成矿井淋水等水害，另外丰水季节也是直接影响矿井安全生产的重要因素。因此，矿井在开拓过程中，要随时注意观察井下地层变化，对可能出现的导水断层应采取有效的措施，防止断层水突入矿井。
②封闭质量差的钻孔
本矿区内所有钻孔按现行封孔质量要求评价，封孔质量不合格的钻孔有：0713、0715、0753孔。封孔质量不合格的主要原因是封闭厚度较薄，因此，矿井在这些不合格钻孔附近采掘时，要先探后进，防止钻孔导通各含水层水进入矿井。
③矿区内及周边废弃井筒
化名煤业矿区范围内及其附近分布有多座废弃井筒，其分布区域大致在矿区西部、西北部，分别是原袜子哇矿老系统报废风井、盛华煤矿、鑫源煤矿、宏泰煤业、金安煤业及南部的杏树口二矿的井筒。废弃井筒多为黄土，砂石及砖块充填，充填方式简陋，且废弃时间较长，几处废弃井筒有坍塌出现。废弃井筒如不能很好的隔绝地表水，特别是雨季，地表水容易通过井筒进入矿井，造成水害。
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④地表裂缝
本矿井地表由于第四系冲沟发育，大气降水易通过采空地带裂缝向矿井充水，造成水害。
⑤边界煤柱留设不足形成充水通道
本矿东部新峰六矿开采六2煤层，北部匿名县大兴煤业有限公司及西部匿名县金安煤业有限公司均开采二1煤层，故本矿井在开采过程中，应与相邻矿井留足边界煤柱，防止相邻矿井积水进入本矿，造成水害。
5、涌水量构成及预测 （1）五2煤层涌水量构成
五2煤层主要充水水源以老空水为主，次为顶板砂岩裂隙水充水的矿床，目前正在进行技改工作，尚未生产。据本矿2014～2016年矿井涌水量台账资料，见表1-2-4。
表1-2-4 矿井历年涌水量一览表 年份 涌水量（m/h） 32014 30.2 2015 28.1 2016 19.4 平均 25.9 五2煤层 五
2
煤层矿井涌水量最大值为30.2m3/h，最小值为19.4m3/h，平均
25.9m3/h；另据矿方提供矿井涌水量台账资料，矿方于2016年1月～2017年3月份对五2煤层涌水量进行了观测，见表1-2-5。
表1-2-5 2016年度 2016 2017 1月 29.3 14.5 2月 29 13.5 3月 28.0 13 年1月～2017年3月五2煤层矿井涌水量一览表
矿 井 涌 水 量（m3/h） 4月 26 5月 16.8 6月 13.0 7月 13.0 8月 15.0 9月 16.5 10月 17.3 11月 15.0 12月 14.0 （2）五2煤层及矿井涌水量预算
据《匿名县化名煤业有限公司矿井水文地质类型划分报告》（XXX省煤田地质局二队，2017年4月）及《匿名县化名煤业有限公司生产矿井地质报告》（XXX省煤田地质局二队，2017年5月）预测，五2煤层正常涌
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水量为59 m3/h，最大涌水量100m3/h；预测矿井正常涌水量为70 m3/h，最大涌水量119m3/h，见表1-2-6。
表1-2-6 矿井涌水量预算值 单位：m3/h 煤层 涌水量 大井法 比拟法 推荐值 六2煤层 50.23 11 正常涌水量 最大涌水量 11 19 五2煤层 14.84 59 正常涌水量 最大涌水量 59 100 预测矿井总涌水量 正常涌水量 最大涌水量 70 119 6、采区开采受水害的影响程度
依据矿井充水条件、充水因素、充水水源及充水强度分析，五2煤层顶板砂岩含水层，以弱含水为主。单位涌水0.014～0.0005L/s.m，含水层富水性弱、涌水量小，矿井生产排水不断消耗地下水静储量，随着矿井持续排水，逐渐趋于疏干状态，正常情况不会对采掘工程造成较大影响。另外老空、老窑水也是本矿涌水的主要来源，是构成矿井安全生产的主要危害，其主要原因：一是回采结束的工作面，在受煤层顶板砂岩裂隙水长期下渗影响的情况下，在其低洼处会产生积水；二是在煤层埋藏的浅部，回采产生的导水裂隙带与地面塌陷裂隙沟通的地段，构成大气降水入渗的通道，向老空、老窑区产生充水；三是填埋处理不妥的废弃井筒，不仅构成大气降水入渗的通道，而且会产生积水现象。
据上所述，开采五2煤层时，直接充水含水层富水性弱、涌水量小，易于疏排，采掘工程受水害影响小。防治水的重点是煤层老空区透水，老空水的防治。
7、五2煤层矿井水文地质类型划分
五2煤层顶板砂岩裂隙含水层受大气降水入渗条件一般，补给条件一般，其单位涌水量0.0005～0.014 L/s﹒m；存在少量老空积水，据XXX省煤田地质局二队2012年6月编制的《匿名县化名煤业有限公司瞬变电磁勘探报告》，老空水分布位置、范围基本查明；根据矿井调查及资料收
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集，预测矿井五2采区正常涌水量59m3/h，最大涌水量为100m3/h；矿井目前尚无突水现象，采掘工程受水害影响小；矿井老空积水位置、范围已基本查明，矿井无断层水、无突水现象，且探老空水工作量小，所需设备、工程及排水费用的投入一般，防治水工作易于进行。五2煤层矿井水文地质类型划分各项依据见表1-2-7。根据矿井水文地质类型划分的6个指标8项内容，确定五2煤层矿井水文地质类型为中等类型。
表1-2-7 五2煤层矿井水文地质类型划分依据一览表 分类依据 受采掘破坏或影响的含水层及水体 含水层性质及补给条件 单位涌水量 (L/sm) 正常Q1 最大Q2 本矿情况 五2煤层顶板砂岩含水层，大气降水入渗条件一般，补给条件一般 0.0005～0.014 类别 划分 中等 简单 中等 中等 简单 简单 简单 中等 矿井水文地质类型 矿井及周边老空水分布状况 老空积水位置、范围基本查明 矿井涌水量 (m3/h) 59 100 矿井目前尚无突水现象 采掘工程受水害影响小 防治水工作易于进行 突水量(m3/h) 开采受水害影响程度 防治水工作难易程度 六、瓦斯地质 1、瓦斯等级
矿井现开采五2、六2煤层，XXX省煤炭工业管理办公室等有关部门对该矿2011、2013、2015年瓦斯等级进行了批复（DFGH煤[2012]153号、DFGH煤[2014]7号、ERT[2016]32号），矿井均为瓦斯矿井（见表1-2-8）。矿井相对瓦斯涌出量为4.17m3/t；瓦斯绝对涌出量为1.71～2.57m3/min，回采工作面最大瓦斯涌出量0.32m3/min，掘进工作面最大瓦斯涌出量0.22m3/min。
2、矿井瓦斯赋存规律
影响矿井瓦斯赋存的因素有很多，结合本矿区的地质条件，主要的影响因素有：
⑴煤层埋深及上覆基岩厚度
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根据瓦斯赋存的自然规律，瓦斯赋存与煤层的埋深有直接关系，埋藏深度越深，越不利于瓦斯逸散，所以，在没有构造等其他地质因素影响的情况下，煤层瓦斯含量随煤层埋深的增加而增大，尤其是基岩埋深对煤层瓦斯赋存起着控制作用。五2煤层埋深40～610m，随着开采深度的加大，瓦斯涌出量增大，建议在以后生产中矿方应加强监测，做好矿井通风，防止瓦斯事故发生。
⑵煤层厚度及变化
煤层厚度越大，瓦斯含量越高，当瓦斯保存条件良好时，厚煤带以及煤层增厚变薄情况变化较大的地方也是瓦斯富集带，开采时应格外注意。五2煤层煤厚0.8～3.18m，平均1.15m，大体是西厚，中、东部薄的趋势；五2煤层为薄煤层。据巷道揭露，设计范围内实际厚度1.0～1.4m，平均厚度1.3m。在厚煤带以及煤厚变化较大的地方，应加强瓦斯监测，以防局部瓦斯聚集，给生产造成不利影响。
⑶矿井地质构造
瓦斯的形成和保存、运移与富集，同地质条件密切相关，本区处于XXX煤田西南部袜子哇向斜轴部，不利于瓦斯的逸散；矿区西南部发育袜子哇正断层（F4）、老庄逆断层（F5）、杏树口平移断层（F6）这些构造对煤层具有较大破坏性，使煤层的连续性遭到破坏，围岩裂隙发育，断层破碎带及裂隙为气体的逸散提供了良好的通道，使瓦斯得到了逸散。
综上所述，总体来说五2煤层瓦斯含量较小，但由于瓦斯赋存状况是诸多地质因素综合作用的结果，赋存具有不均衡性，未来矿井生产中应加强瓦斯的监测和通风工作，以防局部瓦斯聚集，给生产造成不利影响。
3、五2煤层瓦斯涌出量预测 （1）基础资料
五2采区煤层厚度0.3～3.18m，平均厚度1.15m，煤的密度1.51t/m3，
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设计生产能力30万t/a，该采区按一个综合机械化采煤工作面，一个综合机械化备用采煤工作面，两个掘进工作面布置，设计工作面倾斜长度130m。薄煤层一次采全高，走向长壁后退法采煤，平均日产以900t计。煤层挥发分23.21%。依据2017年12月《匿名县化名煤业有限公司五煤层瓦斯基础参数测定研究报告》，五2煤层瓦斯含量4.57m3/t。
（2）五2采区瓦斯涌出分析方法
本次预测分析采用分源预测法。分源预测法是以瓦斯含量为基础，根据《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006）进行瓦斯涌出预测分析，把井下涌出瓦斯的各个地点作为瓦斯涌出源。瓦斯涌出源的多少以及各涌出源涌出瓦斯量的大小直接决定矿井瓦斯涌出量的大小。
（3）五2采区瓦斯涌出量分源预测 ①回采工作面瓦斯涌出量
根据分源预测法，采煤工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表示，以24h为一个预测圆班，由开采层（包括围岩）、邻近层瓦斯涌出量两部分组成，其计算公式为：
式中：
q采2
q采q1q2
（1-1）
——回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；
q1——开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；
q2——邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；
②开采层瓦斯涌出量
开采层瓦斯涌出量可由下式计算：
薄及中厚煤层不分层开采时，开采层瓦斯涌出量可由式计算。
式中：q1——开采层相对瓦斯涌出量，m3／t；
K1——围岩瓦斯涌出系数；K1值选取范围为1.1～1.3；全部陷落法
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管理顶板，碳质组分较多的围岩，K1取1.3；
局部充填法管理顶板K1取1.2；全部充填法管理顶板K1取1.1；砂质泥岩等致密性围岩K1取值可偏小；本次K1选取1.3。
K2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算；工作面回采率为97%；K2为1.03。
K3——采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，如无实测值可按参照附录D选取；
K3——采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，采
用走向长壁后退式回采时，K3按下式计算：
K3(L2h)L
L——工作面长度，m；L为130 m；
h——掘进巷道预排等值宽度，m；如无实测值可按表1-2-8取值；表1-2-8 巷道预排瓦斯带宽度值 巷道煤壁 暴露时间T/d 25 50 100 160 200 250 300 不同煤种巷道预排瓦斯带宽度h/m 无烟煤 6.5 7.4 9.0 10.5 11.0 12.0 13.0 0.55瘦煤或焦煤 9.0 10.5 12.4 14.2 15.4 16.9 18.0 肥煤、气煤及长焰煤 11.5 13.0 16.0 18.0 19.7 21.5 23.0 h值亦可采用下式计算：低变质煤：h=0.808T； 高变质煤：h=(13.85×0.01183T)/(1+0.0183T)。 五2煤层煤质属于高变质煤，因此，
h=(13.85×0.01183T)/(1+0.0183T)
T取300，h=7.57m；代入式1-3可得，K3=0.88 m——开采层厚度，取1.3m； M——工作面采高，取1.3m；
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W0——煤层原始瓦斯含量，取4.57m3／t；
Wc——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3／t，如无实测值可参照附录C.1选取，本次取2m3／t。
煤的残存瓦斯含量
Wc。高变质煤瓦斯含量>10m3/t.r和低变质煤的
Wc值可按表C.1选取；瓦斯含量<10m3/t.r的高变质煤的Wc值可按式（C.1）选取。五2煤层挥发分23.21%。
依据《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006）煤的残存瓦斯含量亦可近似地按煤在特定压力条件下的瓦斯吸附量取值，方程如下：
WabP100AdMad110P1bP10010.31Mad
式中：W——煤层瓦斯残存含量m3/t；
a，b——吸附常数，单位分别为m3/t和MPa-1； P——煤层瓦斯绝对压力，MPa； Ad——煤的灰分，%； Mad——煤的水分，%； π——煤的空隙率，m3/m3； γ——煤的容重，t/m3。
根据公式计算可得，开采层瓦斯涌出量为：
q1=1.3×1.03×0.88×1.3/1.3×(4.57-2)=3.02m3/t
③邻近层瓦斯涌出量
邻近层瓦斯涌出量采用下式计算。
q2W0iWcii1nmiiM
式中：q2——邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；
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mi——第i个邻近层煤层厚度，m； M——工作面采高，m；
i——第i个邻近层瓦斯排放率，%；
W0i——第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t； Wci——第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/t。
由于化名煤业井田范围内五2煤层无邻近层，因此邻近层瓦斯涌出量为0，因此回采工作面瓦斯涌出量为3.02m3/t。
（4）掘进工作面瓦斯涌出量 ①掘进巷道煤壁瓦斯涌出量计算：
q3Dvq0(2L1) v（1-7）
式中：q3——掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；
D——巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m；对于薄及中厚煤层，D=2m0，m0为开采层厚度；对于厚煤层，D=2h+b，h及b分别为巷道的高度及宽度；五2煤层厚度0.3～3.18m，平均厚度1.15m，按薄煤层本次D=2×1.3=2.6m。
v——巷道平均掘进速度，m/min；v=0.0034m/min（每天掘进5m）； L——巷道长度，m；取700m；
q0——煤壁瓦斯涌出强度，m3/（m2·min），如无实测值可参考下式计算；
q0=0.026[0.0004(Vr)2+0.16]/W0
式中：q0——巷道煤壁瓦斯涌出量初速度，m3/（m2·min）；
Vr——煤中挥发分含量，%；取23.21； W0——煤层原始瓦斯含量，m3/t；取4.56m3/t；
因此，q0=0.026X[0.0004（23.21）²+0.16]/4.56=0.00977 m3/（m2·min）； 由公式计算可得，
q3=2.6×0.0034×0.00977×454=0.04m3/min
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②掘进落煤的瓦斯涌出量 掘进巷道落煤的瓦斯涌出量计算：
q4S*v**(W0Wc)
式中：q4——掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m3/min；
S——掘进巷道断面积，m2；取5.6m2； v——巷道平均掘进速度，m/min； γ——煤的密度，t/m3；取1.51t/m3；
W0——煤层原始瓦斯含量，m3/t，取4.57m3/t；
Wc——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，，本次取值2m3/t。 由式计算得到，
q4=5.6×0.0034×1.51×（4.57-2）=0.074m3/min
则掘进工作面瓦斯涌出量q掘=q3+q4=0.04+0.074=0.114m3/min （5）生产（五2）采区瓦斯涌出量 生产（五2）采区瓦斯涌出量按下式计算。
q区K'(q采iAi1440q掘i)i1i1nnA0
3
式中：q区——生产采区相对瓦斯涌出量，m/t；
K'——生产采区内采空区瓦斯涌出系数，如无实测值可按表1-2-9选
取；K'取1.2；
q采i——第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，m/t；
3
Ai——第i个回采工作面的日产量，t；取910t（生产时间330天）；
表1-2-9 采空区瓦斯涌出系数K’、K’’取值表
采空区瓦斯涌出系数 生产采区 已采采区 K’ K’’ 煤层属性 单一煤层 近距离煤层群 单一煤层 取值范围 1.20~1.35 1.25~1.45 1.15~1.25 取值原则 1、对通风管理水平较高，开层煤层厚度适中，丟煤较少，煤层层数较少的矿井或采区，应取下限值
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2、对通风管理水平较差，开层中厚近距离煤层群 1.25~1.45 以上煤层且煤层层数较多的矿井或采区，应取上限值 q掘i——第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m/min；
A0——生产采区平均日产量，t；取910t（生产时间330天）；
3
由式（1-10）可得，
q区=1.2×（3.02×910+1440×0.114×2）/910=4.057m3/t （6）瓦斯不均衡性涌出分析
考虑各区域瓦斯涌出的不均衡性，利用分源预测法预测的各区域的瓦斯涌出量需乘以瓦斯涌出不均衡系数Kn，瓦斯涌出不均衡系数为该区域内最高瓦斯涌出量与平均瓦斯涌出量的比值。回采工作面或掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数取Kn=1.2~1.5或实际计算值。矿井或采区瓦斯涌出不均衡系数取Kn=1.1~1.3或实际计算值。
考虑瓦斯不均衡性涌出，瓦斯涌出不均衡系数取Kn=1.2，五2采区相对瓦斯涌出量为：
1.2×4.057m3/t=4.868m3/t
五2采区绝对瓦斯涌出量：
4.868×910/1440=3.076m3/min
采用分源预测法计算五2采区相对瓦斯涌出量为4.868m3/t，绝对瓦斯涌出量为3.076m3/min。
（7）矿井瓦斯涌出预测结论
根据上述分源预测法计算分析可知，开采五
2
采区预测相对瓦斯涌
出量为4.868m3/t，绝对瓦斯涌出量为3.076m3/min。
2008年矿井绝对瓦斯涌出量2.68m3/min，相对瓦斯涌出量4.02 m3/t；二氧化碳绝对涌出量2.99m3/min，二氧化碳相对涌出量4.48m3/t，鉴定和审批均为低瓦斯矿井。
2009年矿井绝对瓦斯涌出量2.57m3/min，相对瓦斯涌出量2.77 m3/t；
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二氧化碳绝对涌出量2.79m3/min，二氧化碳相对涌出量2.46m3/t，鉴定和审批均为低瓦斯矿井。
2011年矿井绝对瓦斯涌出量2.57m3/min，二氧化碳绝对涌出量2.79m3/min，鉴定和审批均为瓦斯矿井。（2011年矿井兼并重组处以停工状态，数据来源于2009年瓦斯等级鉴定）
2013年矿井绝对瓦斯涌出量1.79m3/min，二氧化碳绝对涌出量2.36m3/min，鉴定和审批均为瓦斯矿井（2013年矿井处于技术改造阶段，无相对瓦斯和相对二氧化碳鉴定数据）。
2015年矿井绝对瓦斯涌出量1.71m3/min，相对瓦斯涌出量4.17 m3/t；二氧化碳绝对涌出量1.83m3/min，二氧化碳相对涌出量4.46m3/t，鉴定和审批均为瓦斯矿井（2015年矿井处于联合试运转阶段）。
根据矿井历史资料显示，该矿井一直属低瓦斯矿井，瓦斯含量较低。因此，按照分源预测法所得瓦斯涌出量是可靠的。
4、煤与瓦斯区域突出危险性预测
本矿区自建矿以来，未发生过瓦斯突出或爆炸事故。据本矿收集到的回采工作面瓦斯涌出量资料、钻孔瓦斯含量资料，本矿区发生瓦斯突出的危险性较小。但在开采过程中也不能掉以轻心，要加强矿井通风和瓦斯监测工作，确保安全生产。 5、矿井瓦斯类型评价
五2煤层开采标高+320～-340m，正常情况下，预测采区范围内瓦斯含量值小于8m3/t，据《煤矿地质工作规定》第十条规定，瓦斯类型属中等类型。
七、其它开采地质条件 1、煤尘爆炸性和煤的自燃倾向 （1）煤尘爆炸性
据匿名县化名煤业有限公司2017年12月委托WERTYU安全生产检
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测检验中心检测报告，五2煤有煤尘爆炸性，见表1-2-10。
表1-2-10 匿名县化名煤业有限公司五2煤层煤尘爆炸性实验数据表
工业分析（%） 采样地点 煤层 水分灰分Mad(%) Aad (%) 0.90 19.55 挥发分Vda(%) 18.60 干燥无灰基挥发分Vdaf(%) 23.38 固定碳(%) 爆炸性试验 火焰长度(mm) 抑制煤尘爆炸最低岩粉量(%) 50 五2-11060机巷50m处3#钻孔 五2 60.95 10 另据XXX省工业和信息化厅、XXX省煤炭工业管理办公室等有关部门对该矿2011、2013、2015年瓦斯等级的批复（DFGH煤〔2012〕153号、DFGH煤〔2014〕7号、ERT〔2016〕32号），五2煤尘爆炸指数24%，具有爆炸危险性。
（2）煤层自燃性
据匿名县化名煤业有限公司2017年12月委托WERTYU安全生产检测检验中心检测报告，五2煤自燃倾向分类：Ⅱ类，属自燃煤层。
据XXX省工业和信息化厅、XXX省煤炭工业管理办公室等有关部门对该矿2011、2013、2015年瓦斯等级的批复（DFGH煤〔2012〕153号、DFGH煤〔2014〕7号、ERT〔2016〕32号），五2煤层自然发火等级为II级，属自燃煤层。
2、陷落柱、冲击地压和天窗等地质灾害
据矿井调查及矿方介绍，该矿未发生过陷落柱、冲击地压和天窗地质灾害。
3、地热
GGG井田内简易测温1孔（0702孔），地温梯度为2.64℃/100m，恒温带深度为40m，温度为17.2℃。五2煤层埋藏深度为40～610m，推测，煤层在589m处地温大于31℃，为一级热害区。589m以浅不存在热害。
4、工程地质
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五2煤层顶底板较平整，顶板较完整，裂隙不很发育，煤层倾角15º～17º，一般不出现陷落柱、冲击地压和天窗，偶有地热地质灾害。煤层顶底板特征见表1-2-11。
表1-2-11 煤层 煤层顶底板特性表
岩石类型 砂质泥岩、泥岩 泥岩、砂质泥岩 顶底板围岩类别 Ⅲ类 Ⅲ类 围岩稳定性类型 中等稳定 中等稳定 类别 顶板 五2 底板
第三节 地质勘探程度评述
该区自1956年开始，相继有XXX煤田地质局102队、ASD煤田地质局126队、XXX煤田地质局4队等单位在此进行过勘探工作，提交有《CCCX勘探区最终勘探报告》、《XXX省匿名县、XXX煤田ZXD井田详查（最终）勘探地质报告》等。
2012年5月，化名煤业委托XXX省煤炭地质勘察研究总院编制了《匿名县化名煤业有限公司生产矿井地质报告》；
2017年4月，化名煤业委托XXX省煤田地质局二队编制了《匿名县化名煤业有限公司水文地质类型划分报告》和《匿名县化名煤业有限公司生产矿井地质报告》。
多个地质勘探部门采用多种技术手段，在不同期间，经过井上下地质勘察，且均总结前人的勘探成果并结合矿井建设期间工程揭露和验证，逐步完善了地质报告内容，对井田内地层、构造及煤层、煤质、储量、瓦斯、水文地质等开采技术条件等基本资料均进行详细的叙述，可以作为采区开发方案设计的依据。
但在各类地质报告中，对深部煤层的瓦斯、地压、煤层变薄、尖灭范围掌握不太准确，采区在建设和生产期间需进一步勘探，并根据勘探结果
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及时完善设计和安全技术措施。
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第二章 采区生产能力及服务年限
第一节 采区境界及储量
一、采区境界
据XXX省国土资源厅2011年9月颁发的采矿许可证（证号C1213456789522521），五2煤层井田范围由19个坐标拐点连线圈定(见表2-1-1)，面积HGJKJKkm2，开采深度由+320～-340m标高。五2煤层划分一个采区，五2煤层井田范围即采区范围。
表2-1-1 五2煤层采区（井田）范围坐标表
1980西安坐标系 拐点编号 X Y 拐点编号 1954北京坐标系 X Y 1 2 3 4 5 1 2 3 4 5 37 五2煤层其上距六2煤层82m，下距二1煤层243m。根据矿井方案设计，全井田五2煤层划分一个采区。
采区周边四邻是：西部间隔副斜井保护煤柱至五2煤风氧化带与匿名县金安煤业有限公司井田相邻；北部至井田边界与匿名县大兴煤业有限公司（已关闭）井田相邻；东部至井田边界与XXX省sdfg有限责任公司六矿（已关闭）、匿名县宏泰煤业有限公司井田相邻；南部至井田边界与XXXsdfg煤业有限公司井田相邻。
采区设计范围西至副斜井保护煤柱；北至本矿采空区；东部至井田边界，南部至薄煤带。
五2采区东西走向长度1.13～2.33km，南北倾斜宽度1.24～1.68km。 二、采区储量
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(一)资源储量
据XXX省煤田地质局二队2017年5月编制《匿名县化名煤业有限公司生产矿井地质报告》、查明矿井采矿权范围内五
2
煤层资源
储量701.18万t，其中动用245.54万t，保有资源储量455.64万t。保有资源储量中，(111b)221.57万t，(333)234.07万t。
表2-1-2 资源储量估算结果表
煤层 名称 五2 平面积 (104m2) 364.7 动用资 源储量(万t) 245.54 保有资源储量(万t) (111b) 221.57 (121b) (122b) （333） 234.07 小计 455.64 查明资源量 （万t） 701.18 （二）工业储量
保有资源储量中，(111b)类储量可信度系数取1，(333)）类储量可信度系数取0.8，计算工业储量为：
工业储量=（111b）221.57×1＋(333)234.07×0.8=408.83万t。
（三）永久煤柱
1、井筒及主要建筑物保护煤柱留设
根据《煤炭工业矿井设计规范》和《煤矿安全规程》的要求，工业广场留设保护煤柱，按《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》和《地面建筑物及主要井巷保护暂行规程》留设。岩层移动角根据本矿井田地质条件，参考矿区岩层移动参数，确定本矿井岩层移动参数：
地表段：φ=45°
基岩段：γ=74°，β=68°，δ=70°
经计算，井筒及工业广场主要建筑保护煤柱28.62万t。 2、断层防水煤柱留设
井田西南部老庄逆断层、袜子哇正断层处在薄煤带范围，保护煤柱不占用资源储量。
3、井田边界煤柱
39
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矿井水文地质类型为中等，与邻近矿井的人为防隔水煤（岩）柱暂按30m（一侧）留设。经计算，井田边界煤柱总计18.93万t。
4、村庄煤柱
匿名县XXX镇SDFG自然村位于井田南部，村庄占压五2煤层处在薄煤带范围，保护煤柱不占用资源储量。
5、大巷煤柱
+50m轨道大巷留设煤柱8.61万t。
永久煤柱合计=28.62＋18.93＋8.61=56.16万t
（四）设计利用资源/储量
设计利用资源/储量=工业储量－永久煤柱
=408.83－56.16 =352.67万t
（五）设计可采储量
设计利用资源/储量352.67万t，五2煤层平均厚度1.3m，为薄煤层，采区回采率取85%。
五2煤层开采损失=设计利用储量352.67×（1－85%）
=52.90万t。
五2煤层可采储量=设计利用储量×采区回采率
=352.67×85% =299.77万t。
五
2
煤层资源储量及损失量估算见表2-1-3，资源储量估算结果汇总
表2-1-4。
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表2-1-3 五2煤层资源储量及损失量估算表
表2-1-4 采区资源储量估算结果汇总表
单位：万吨
开采 损失 52.90 可采 储量 299.77 保有 储量 工业 储量 井筒 煤柱 28.62 永久煤柱 边界 煤柱 18.93 大巷 煤柱 8.61 设计 利用 储量 352.67 455.64 408.83
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第二节 采区生产能力及服务年限
一、采区主要参数的确定
全井田五2煤层划分一个采区，东西走向长度1.13～2.33km，南北
倾斜宽度1.24～1.68km，面积251.34×104m2，保有资源储量
455.64万t，可采储量299.77万t。五
2
煤层厚度0.3～3.18m，平均厚度
1.15m，倾角15～17°。设计范围内实际揭露厚度1.0～1.4m，平均厚度1.3m。煤层结构简单，一般不含夹矸，属较稳定大部可采薄煤层。
按照相关要求，小型矿井只能一井一面保证矿井产量。因此，采区投产后安排一个采煤工作面、两个掘进工作面同时生产。矿井生产能力即采区设计生产能力，为0.30Mt/a。
⑴工作面长度的确定
走向长壁式工作面，综合机械化采煤工艺，按循环进度，日进3.3m，年工作天数330天，采区正常生产时以一个采煤工作面、二个掘进工作面保证采区产量。
L=
A
zhPrc3301.1030104= 11.303.31.510.973301.10=131.5m
式中：L——工作面长度，m；
h——煤层厚度，平均1.3m；
P——工作面日推进距离，(设计日推进5个循环)3.3m/d； r——煤层容重，1.51t/m3； C——工作面回采率，97﹪； 1.10——掘进出煤率；
A——设计采区生产能力，30×104t/a； z——达产采面个数，1。
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根据矿井煤层赋存情况和采区巷道布置，设计采面长度160m。 ⑵煤柱尺寸
五2煤层属低瓦斯煤层，煤层有自燃倾向性，煤尘有爆炸性危险，煤层为薄煤层，根据矿井生产经验，设计上、下山两侧各留设煤柱40m，区段间留设小煤柱10～20m。
⑶区段斜长的确定
设计工作面平均长130～160m，按采区斜长调整工作面斜长，区段留设10～20m煤柱，则设计区段斜长140～170m。
（4）工作面推进度的确定 L=d·n·s·k =330×5×0.66×0.9 =980.1m 式中：L——工作面推进度（m/a)；
d——工作面年工作天数； n——采煤机每天进刀数； s——采煤机每刀截深（m）； k——正规循环率：0.8～0.9。 二、回采工作面生产能力
采面平均长度160m，五2煤层容重1.51t/m3，按循环进度0.66m，日进5刀，采面生产能力为：
Q=L·l·h·ｒ·C
=980.1×160×1.30×1.51×97%×10-4 =29.9万t/a
式中：Q——工作面日产量，t/a；
L——工作面推进度，m/a； l——工作面平均长度，160m；
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h——煤层厚度，平均1.30m； r——煤层容重，1.51t/m3； C——工作面回采率，97﹪； 三、采区生产能力
采面生产能力29.9万t/a，掘进煤按回采煤量的10%计算，则采区生产能力为：
A1=A(1+10%)=0.299×(1+10%)=0.33Mt/a
四、采面接替顺序
根据矿井生产系统现状、资源分布和煤层赋存情况，采区开采+20m到-130m标高。按照确定的区段斜长，采区划分2个区段4个采面。
为保证采面正常接替和采掘互不影响，采面接替采用跳采。设计首采五2-11090采面，备用五2-11100采面，掘进五2-11080采面两顺槽。
采面接替顺序是: 五2-11090采面→五2-11100采面→五2-11070采面→五2-11080采面
五、采区服务年限
按照矿井初步设计的要求，采区达产后，五2煤层一个采区保证矿井生产能力，采区可采储量299.77×104t，则采区服务年限为。
T=
ZC299.77100000.85==8.5a 4A3010式中：T——服务年限，a；
Z——采区可采储量，104t； C——采区回采率，85%； A——采区设计年产量，104t。
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第三章 采煤方法
第一节 煤层概况
一、煤层特征及开采技术条件 1、煤层特征
五2煤层位于下石盒子组五煤段，上距六2煤层82m左右，下距二1
煤层243m。赋存标高+320m～-340m，埋深40m～610m。煤层厚度0.3～3.18m，平均厚度1.15m。设计范围内实际揭露厚度1.0～1.4m，平均厚度1.3m，煤层倾角15 ～17º，结构简单，一般不含夹矸，可采性指数0.81，煤厚变异系数35.33％，属较稳定大部可采薄煤层。
2、开采技术条件
五2煤层顶、底板均为灰～浅灰色中、细粒砂岩，灰绿、深灰色泥岩。 五2正常涌水量59m3/h，最大涌水量为100m3/h。 水文地质类型为中等类型，瓦斯类型属中等类型。 矿井属瓦斯矿井。
五2煤层属自燃煤层，煤尘有爆炸危险性。 二、采区资源状况及分布情况 1、资源量
五2煤层划分一个采区，采区走向长度1.13～2.33km，倾斜宽度1.24～1.68km，面积251.34×104m2，保有资源储量395.09×104t，可采储量299.77×104t。
2、资源分布
（1）采区上部+120～+300m（井田北部边界），为矿井前期老采空区，除留设的井田边界煤柱外，没有资源开采。
（2）采区上山（+20～+120m）开采范围，原矿井在上山布置有五
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2-11050
采面和五2-11060采面，上山两侧剩余煤柱长度465m，宽度346m，
面积约0.16km2，估算保有储量26.72×104t，可采储量22.71×104t。该剩余资源不适宜采用综合机械化采面推采，待采区结束回收煤柱时一并回采。该区域目前处于封闭状态。
（3）采区下部﹣130m～﹣300m，倾斜宽度530m，为薄煤带不可采区，本次设计不予考虑，但应进行补充勘探和技术论证，根据勘探和论证结论确定处理方案。
（4）+20m标高至-130m标高之间未经采动，采区资源主要分布在该范围。上部从+20m标高煤层底板等高线；下至薄煤带线；东到矿井东部边界线；西到斜副井保护煤柱和矿井西部边界线。走向长度1.13～2.33km，倾斜宽度0.49km，面积约1.02×106m2；五2-11080采面上部边角块段及五
2-11100
采面下部至薄煤带边角块段面积约0.36×106m2。前期施工的采区
下山工程已对该区域煤层部分揭露，常见煤厚1.0～1.4m，平均煤厚1.3m，估算保有资源储量279.57×104t，可采储量237.64×104t，适合采用薄煤层采煤机落煤，实现综合机械化采面正规开采，为采区开采和本次设计重点。
第二节 采煤方法
一、采煤方法的选择
根据国家有关文件规定和要求，为提高采煤场所安全条件，减轻工人劳动强度，提高机械化装备水平，实现高产高效，设计五2煤层采区采用走向长壁后退式采煤法，综合机械化回采工艺开采。
二、回采顺序
采面接替顺序是: 五2-11090采面→五2-11100采面→五2-11070采面→五2-11080采面。
根据煤层赋存条件及矿井对采区生产的要求，为达到运输环节少，工
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期短，见效快，巷道压煤少，采用走向长壁式采煤工作面，后退式回采，一次采全高。为保证掘进工作面不受采煤工作面动压影响，采区内采面实行跳采。
三、工作面长度确定
按照矿井初步设计对五2煤层开采规划方案，采区+20m标高以上仅剩上山巷道附近零星块段资源，矿井后期按煤柱进行回收。自主斜井和斜风井底以下两条下山分别施工496m和482m，五2-11090、五2-11100两个采面部分回采巷道已经施工，采面范围基本圈定。
第三节 综采工作面设备选型
根据矿井生产能力30万吨/年，五
2
煤层开采范围煤层厚度0.3～
3.18m，平均厚度1.15m，煤层倾角15 ～17º。设计综采开采范围内煤层厚度1.0～1.4m，平均1.3m。采用综采工作面开采，最大限度地发挥薄煤层综采优势，设备的选型和三机配套就显得格外重要。
一、支护设备选型
该工作面选用ZY3200/08/18D型掩护式液压支架。 1、主要技术参数
ZY3200/08/18D型掩护式液压支架具体参数如表3-3-1所示。 2、液压支架验算 （1）支架最大高度计算
HZmax=Mmax+S1=1.3+0.2=1.50m 式中：HZmax——支架最大支护高度，m； Mmax——工作面最大采高，取1.3m； S1——伪顶冒落的最大厚度，取0.2m。
经计算，支架最大支护高度为1.5m。
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表3-3-1 ZY3200/08/18D型掩护式液压支架主要技术参数表
序号 项目 型式 高度 中心距 宽度 支 架 初撑力 工作阻力 平均支护强度 底板平均比压 移架步距 泵站压力 操纵方式 重量 型式 缸径 2 立 柱 柱径 初撑力 工作阻力 推移 千 斤 顶 平衡千 斤 顶 侧推 千 斤 顶 抬底型式 缸径/杆径 行程 推溜力/移架力 型式 缸径/杆径 推力/拉力 工作阻力 (推力/拉力) 型式 缸径/杆径 推力/拉力 型式 缸径/杆径 参 数 两柱掩护式 800～1800 1500 1430～1600 2616 3200 0.31～0.41 1.04～1.25 700 31.5 电液控制 ≤9.5±3% 双伸缩 φ230/φ160 φ210/φ140 1309 1600 倒装、普通双作用 φ140/φ85 800 306/485 普通双作用 φ140/φ85 485/306 585/369 普通双作用 φ63/φ45 98/48 普通双作用 φ100/φ70 单位 mm mm mm kN kN MPa MPa mm MPa t mm mm kN kN mm mm kN mm kN mm kN mm 备注 P=31.5MPa P=38.5MPa (f=0.2)（以最终设计为准） 2个 P=31.5MPa P=38.5MPa 1个 P=31.5MPa 1个 P=31.5MPa P=38MPa 3个 P=31.5MPa 1个 1 3 4 5 6
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序号 千斤顶 项目 推力/拉力 参 数 247/126 单位 kN 备注 P=31.5MPa （2）支架最小高度计算
HZmin=Mmin-S2-g-e=1.0-0.1-0.05-0.01=0.84m 式中：HZmin——支架最小支护高度，m； Mmin——工作面最小采高，取1.0m； S2——顶板下沉量，取0.01m；
g——顶梁上、下底座的浮煤厚度，取0.05m； e——移架时支架回缩量，取0.1m。 经计算，支架最小支护高度为0.84m。
支架支撑高度范围应在0.84～1.8m。 （3）支护强度计算 ①估算法计算
支架单位面积上的工作阻力按估算法计算如下：
P=9.8M·y·n·cos×103/(K-1)
=9.8×1.3×2.5×2.0×cos15°/（1.4-1） =125.43pa(0.13Mpa)
式中：P——支架单位面积上应有的工作阻力，Pa； M——采高，取1.3m；
y——顶板岩石密度，取2.5t/m3； K——岩石碎胀系数，取1.4；
N——支架受力不均衡安全系数，取2.0； α——煤层倾角，取15°。
经计算，支架单位面积上的支撑强度为0.13MPa。 ②按采高公式计算
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支架单位面积上的工作阻力按采高公式计算如下： P=（4～8）M·y·cos×9.8×103
=（4～8）×1.3×2.5×cos15°×9.8
=0.10～0.20Mpa
式中：P——支架单位面积上应有的工作阻力，Pa； M——采高，取1.3m；
y——顶板岩石密度，取2.5t/m3； K——岩石碎胀系数，取1.4； α——煤层倾角，取15°。
经计算，支架单位面积上的支撑强度为0.10～0.20MPa。
选用的ZY3200/08/18D型掩护式液压支架支护强度0.3～0.42，大于上述两式计算结果的最大值。
3、配备数量
投产五2-11090采面长度131m，需支架85架。其它采面平均长度150m，需安装支架97架，考虑支架检修和备用，需配备110架。
二、采煤机选型
工作面选用MG210/485-PWD型采煤机，其主要参数见表3-3-2。
表3-3-2 MG210/485-PWD型采煤机主要技术参数表
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 项目名称 采高范围 适应煤层倾角 适应煤层走向倾角 适应煤层硬度 总装机功率 截割电机功率 功率 配置 牵引电机功率 油泵电机功率 供电电压/频率 机面高度 过煤高度 卧底量 滚筒截深 单位 mm ° ° ° kW kW kW kW V,Hz mm mm mm mm 50
技术指标 1000～1700 ≤45° 俯采 ≤8° 仰采 ≤20° f≤4 484 2×210 30 4 1140/50 758/683 276 219 700 备注 适应局部f≤6 与具体配套有关
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11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 滚筒直径 滚筒转速 牵引速度 牵引力 牵引调速方式 摇臂回转中心距 滚筒水平中心距 外型尺寸(长×宽×高) 摇臂摆角 最大不可拆卸件尺寸 最大不可拆卸件重量 喷雾灭尘方式: 水压 内/外喷雾 水量 泵排量 液压系统 泵压力 配套输送机 操纵方式 整机重量 配套电缆/水管 mm r/min m/min kN mm mm mm ° mm t MPa L/min L/min MPa t φ1000 65 0～6.2～12 520～270 机载交流变频调速,齿轮－销轨，无链牵引 2845 5464 6395×1920×750 +26；-16 2900×985×495 4.3 内、外喷雾 4.5 200 8 18 SGZ764 手控、遥控、自动 ～18t MCP-0.66/1.14KV 3×95+1×50+6×8/DN25 电缆外径要求在φ60-φ68之间 (1)理论生产能力
Qt=60HBVgρ
=60×1.3×0.66×6.2×1.51 =482t/h 式中：Qt——理论生产能力，t/h；
H——采高，1.3m； B——截深，0.66m；
Vg——给定工作面条件下可能的最大牵引速度，m/min； ρ——煤的实体密度，ρ=1.51t/m3。 (2)技术生产能力 Q=Qt×K1 0.6 =482× =289t/h 式中：Q——技术生产能力，t/h；
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K1——与采煤技术的可靠性和完备性有关的系数，一般K1=0.5-0.7，取0.6。
(3)实际生产能力 Qm=Q×K2
=289×0.6
=173.4t/h
五2煤层的计划生产能力115t/h，
即 Qm>115t/h
故，所选的采煤机适用于该工作面。 三、刮板运输机选型 1、刮板运输机选型
五2煤层投产采面选用与采煤机配套SGZ764/400型刮板运输机，其主要技术参数见表3-3-3。
表3-3-3 SGZ764/400型刮板运输机主要技术参数表 序号 一 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 二 1
项 目 名 称 刮板运输机 规格型号 输送能力 卸载方式 供货长度 总装机功率 供电电压 供电频率 采煤机牵引轨道型式 链速 刮板间距 紧链方式 启动方式 驱动装置的布置方式 控制方式 冷却方式 刮板机减速器 功率 52
单位 t/h m kW V Hz m/s mm kW 技 术 指 标 SGZ764/400 600 端卸 170 2×200 1140 50 铸造销轨 ≈1 920 闸盘紧链 双速电动机 平行链道布置 组合开关 水冷 200 备 注 126mm 国产 甲方自备 国产 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计
序号 2 三 1 2 1 2 3 4 5 6 7 8 项 目 名 称 输入转速 刮板机链轮 齿数 齿面硬度 结构形式 中部槽外形尺寸 联接方式 联接处垂直方向适应角度 联接处水平方向适应角度 中板厚度/材料 底板厚度 底链检查装置形式 单位 rpm HRC mm ° ° mm mm 技 术 指 标 1480 七齿 50～56，淬硬层深度10mm以上 铸焊封底式中部槽 1500×724×255（长×内宽×高） 哑铃连接 ±3 ±1 30/NM450 备 注 四 1 2 3 4 刮板机链条和刮板 圆环链规格(D×T) 接链环规格(D×T) 两条链间中心距 刮板间距 mm mm mm mm HARDOX 20/NM400 国产 每隔9节中部槽设置1 节开天窗槽，便于检查底链 26×92-C 帕森斯 26×92 帕森斯 120 920 2、运输能力的计算
①投产综采采面刮板机运输能力计算
aba F=tana
220.630.2520.63 =0.577
2222=0.137m2
式中：F——溜槽装煤最大截面积，m2；
a——中部槽宽度，m； b——中部槽高度，m；
a——煤的堆积角，一般取20°～30°，取30°。 Q=3600Fρ´ΦV
=3600×0.137×1×1×1.04 =512.9t/h
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式中：Q——刮板输送机的运输能力，t/h；
ρ´——煤的松散密度，取ρ´=0.85t/m3～1t/m3，取1 t/m3； φ——装满系数，水平及向下运输取0.9～1，取1； V——刮板链运行速度，m/s。 152.6 220.630.2520.63 =0.577 2222=0.117m2 式中：F——溜槽装煤最大截面积，m2； a——中部槽宽度，m； b——中部槽高度，m； a——煤的堆积角，一般取20°～30°，取30°。 Q=3600Fρ´ΦV =3600×0.117×1×1×0.87 =366.44t/h 式中：Q——刮板输送机的运输能力，t/h； ρ´——煤的松散密度，取ρ´=0.85t/m3～1t/m3，取1 t/m3； φ——装满系数，水平及向下运输取0.9～1，取1； V——刮板链运行速度，m/s。 152.6 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 首采工作面顺槽长度795m，设计一部可伸缩胶带运输机和一部刮板转载机。胶带运输机长度780m，转载机长度35m。 2、胶带运输机选型 顺槽胶带输送机运输能力根据原煤开采设备瞬时最大产量考虑，确定工作面顺槽胶带输送机选用DSJ80/40/2×55可伸缩带式输送机，其主要技术参数见表3-3-5。 表3-3-5 DSJ80/40/2×55可伸缩带式输送机主要技术参数表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 输送能力 输送距离 装机功率 额定功率 额定电压 胶带速度 储带长度 与转载机搭接最大长度 胶带型号 托辊直径 液力偶合器 项 目 单位 t/h m kW kW v m/s m m mm 技术参数 400 780 2×55 110 1140/660 2 100 12 680S 89 YOXD400 3、输送能力与胶带宽度计算 (1)输送能力 Q带=KB2Vρ´C =458×(0.8)2×2×1×1 =586t/h 式中：Q带——带式输送机输送能力，t/h； K——货载断面系数，458； B——带宽，m； V——带式输送机运行速度，m/s； ρ´——煤的松散密度，0.8～1t/m3； 55 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 C——输送机倾角系数，取1。 因为Q带>Q刮 ，符合要求。 (2)胶带宽度 如给定使用地点设计运输生产率为A，则A= Q刮=366.44t/h，则满足设计运输生产率要求的最小胶带宽度为： B= = A KVC366.44 485211 =0.61m 对于未过筛的松散货载 B≥2amax+200 1200≥2×500+200 B≥3.3ap+200 1200≥3.3×300+200 式中：amax——货载最大块度的横向尺寸，500mm； ap——货载平均块度的横向尺寸，300mm。 经验算，符合要求。 胶带输送机驱动装置采用防爆电机，拉紧装置采用液压自动拉紧装置，并配备防打滑保护装置、烟雾保护装置、温度保护装置、堆煤保护装置、自动撒水装置、火灾自动灭火、报警装置、防跑偏保护装置、可靠的制动减速装置、断带保护装置、防撕裂保护装置、双向拉绳开关等。 五、乳化液泵站与转载机的选择 1、乳化液泵站的选型 根据液压支架的工作压力选择ZRB315ZJ01型智能乳化液保障系统。 2、转载机的选型 56 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 根据刮板输送机的输送能力选择SZZ764/132型转载机，其主要技术参数见表3-3-5。 表3-3-5 SZZ764/132型转载机主要技术参数表 序号 一 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 二 1 2 三 1 2 四 1 2 3 4 5 6 五 1 项 目 名 称 转载机 规格型号 运输能力 铺设长度 装机功率 供电电压 供电频率 中部槽结构特点 中部槽联接方式 上升坡度 链速 刮板间距 紧链方式 启动方式 驱动装置的布置方式 驱动单元能否左右互换布置 控制方式 有无电缆和软管保护设施 冷却方式 转载机减速器 功率 输入转速 转载机链轮 结构形式 齿面硬度 转载机溜槽 结构形式 联接处垂直方向适应角度 联接处水平方向适应角度 中板厚度/材料 底板厚度/材料 底链检查装置形式 转载机链条和刮板 圆环链规格(D×T) 单位 t/h m kW V Hz 技 术 指 标 SZZ764/132 1000 40 132 1140 50 备 注 整体箱式焊接结构 架桥段螺栓联接、落地段哑铃联 接 ° 10 m/s 1.3 mm 736 闸盘紧链 双速电机 国产 侧挂式平行布置减速器 能 组合开关箱 有 水冷 132 1480 7T-26链轮组件 淬火硬度50～56 整体焊接箱式结构 1 3 30/NM400 20/Q345 布置开天窗槽。 26×92-C 帕森斯 甲方自备 kW rpm HRC ° ° mm mm mm 57 国产 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 序号 项 目 名 称 2 接链环规格(D×T) 3 两条链间中心距 4 刮板间距 单位 mm 26×92 mm 120 mm 920 技 术 指 标 备 注 帕森斯 第四章 采区巷道布置 第一节 矿井开拓概况 一 、矿井生产能力及服务年限 化名煤业采矿许可证批准开采二1、五2、六2煤层。2017年5月技术改造工程竣工，经验收合格，现证照齐全，属生产矿井。井田面积HGJKJKkm2，保有资源储量2712.34×104t，可采储量1785.87×104t，矿井设计生产能力0.30Mt/a，服务年限45.79a。 二、 矿井开拓方式 矿井采用三斜井多水平开拓方式，原设计首采一水平六2煤层，相继接替开采五2煤层，二水平开采二1煤层。 主斜井：拱形断面，净宽3.6m，净高3.3m，净断面10.49㎡，倾角23°，斜长1053m。担负矿井原煤提升，并兼安全出口和进风。主斜井现安装两部大倾角钢丝绳芯带式输送机一部DTL100/40/2×280型，二部DTL100/40/2×220型，井筒内敷设一趟高压供电线路，并铺设行人台阶，可作为矿井的安全出口。 副斜井：拱形断面，净宽3.4m，净高3.0m，净断面8.96㎡，倾角23°，斜长710 m。铺设有轨距600mm、24kg/m道轨，安设架空乘人装置，为矿井辅助提升井，担负矸石、设备、材料及人员上下的提升任务，铺设行人台阶，兼作矿井进风井及安全出口。井口现安装一台JTP-1.6×1.5/20型单绳缠绕式提升绞车，1.0t矿车串车单钩提升。井筒内敷设信号、通讯、监控、动力电缆及洒水、排水、压风管路。 斜风井：拱形断面，净宽3.6m，净高3.3m，净断面10.49㎡，倾角 58 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 23°，斜长963m，专用于矿井回风，井口安装安装两台FBCDZ№21/2×132型防爆轴流式通风机。井筒内铺设灌浆管路和行人台阶，可作为矿井的安全出口。 三 、矿井主要运输巷道、回风巷道 副斜井底+50m水平布置轨道大巷，全长1256m，净高3.3m，净宽4.6m，采用锚喷支护，净断面13.15㎡。+50m轨道大巷经五2轨道反下山与五2采区轨道上下山、主斜井联通，形成五2采区辅助运输和进风系统。主斜井经煤仓和运输平巷与采区皮带上下山联通，形成五2采区原煤运输系统。斜风井经回风平巷与采区回风上下山联通，形成五2采区回风系统。 五2轨道反下山至±0m穿见五2煤层，并在±0m水平与五2煤仓、主井底泵房相连，将六2煤层和五2煤层联系起来。五2煤轨道反下山下车场联络巷向东与±0m泵房变电所回风巷连通，作为泵房变电所设备及清仓通道。主斜井、斜风井在+50m穿六2煤层至±0m进入五2煤底板中。 四、矿井生产现状 2017年5月，矿井30万吨/年技术改造通过竣工验收，现证照齐全，属生产矿井，正按照设计开采顺序，采用悬移支架炮采、炮掘工艺开采六 2 煤层。但六 2 煤灰分高、发热量低，市场需求量小，售价偏低，影响企 业经济效益及长远发展。 矿井兼并重组前，原矿方已开掘了五2煤层采区上部皮带上山385m、轨道上山420m，并对+20m标高以上资源进行了采面回采。现+20m标高以上，仅在上山两巷之间和两翼剩余少量资源，不适合使用综合机械化开采。 矿井前期对五2煤层规划巷道进行了部分施工，完成了采区准备巷道煤仓23m、采区泵房变电所64.5m、采区内水仓51.6m、采区皮带运输下 59 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 山482m、采区轨道回风下山496m等及部分采面回采巷道共计2025.7m。采区两条下山已达采区下部薄煤带不可采区。 近年，国家和集团对煤矿安全装备条件要求不断提高，矿井现有的装备水平和生产工艺，已不能适应现在安全生产要求和市场经济需要。 结合目前煤炭市场状况，为适应当前安全生产要求及市场经济形势，保证矿井长远发展、队伍稳定。化名煤业提出：调整矿井生产布局、提高机械化装备水平，增强矿井抗灾防灾能力；暂停开采经济效益差的六2煤层，提前开采相对较好的五2煤层，待条件合适再开采六2煤层；对五 2 煤层采区按照《煤矿综采采区设计规范》进行设计，建设安全高效的综合机械化生产采区。 第二节 采区巷道布置 一、设计的指导思想 本着少投入、多产出、安全可靠、系统顺畅原则，采区设计尽可能减少工程量，实现尽早出煤生产。装备综采和综掘工作面，提高机械化装备水平和生产效率，增强采区抗灾、防灾能力。 二、采区巷道布置主要考虑的因素 （一）工程地质条件 五2煤层位于下石盒子组五煤段，上距六2煤层82m左右，下距二1 煤层243m。赋存标高+320m～-340m，埋深40m～610m。煤层厚度0.3～3.18m，平均厚度1.15m。设计开采范围煤层厚度1.0～1.4m，平均厚1.3m。煤层倾角15 ～17º，结构简单，不含夹矸，属较稳定大部可采薄煤层。五 2煤层顶、底板均为灰～浅灰色、细粒砂岩，灰绿、深灰色泥岩。 因此，具备沿煤层或煤层顶、底板布置采区准备巷道的条件。 （二）现有井巷工程条件 60 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 1、开拓工程 采区中部主斜井、斜风井平行，倾角23°，反煤层倾向达五2煤层底板±0标高，主斜井、斜风井井底建有水平运输巷、水平回风巷及煤仓、泵房、变电所、水仓等。 副斜井经+50轨道大巷（1256m）和五2轨道反下山（198m）与±0水平运输巷相通。斜风井与±0水平回风巷相通。 2、准备工程 按照矿井初步设计方案，以主斜井、斜风井底±0m标高大巷为界，分为上山部分和下山部分。采区皮带上山385m和轨道上山420m已达上部采空区，上山部分的资源基本采完，仅剩零星资源，不适宜采用机械化综采，待采区结束，制定煤柱回收专项方案，一并进行回收；采区下部皮带运输下山施工482m，轨道回风下山施工496m，已至采区下部薄煤带不可采区。 （三）相邻煤层条件 1、层位关系 五2煤层上距六2煤层82m；下距二1煤层243m。各煤层相距较远，且煤岩层、地层倾角15～17°，不适合多煤层联合开采。 2、开采冒落带和导水裂隙带对六2煤层影响 根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规范》（安监总煤装〔2017〕66号），采用全部冒落法开采时，冒落带和导水裂隙带最大高度计算如下： ①垮落带最大高度HK HK100M2.2= 1001.302.2=7.38m 4.71.30194.7M19② 导水裂隙带高度Hli Hli100M5.6=1001.305.6=28.5m 1.61.303.61.6M3.661 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 式中： ∑M——煤层累计采厚取常见厚度1.3m。 五2煤层上距六2煤层82m，本次设计开采范围五2煤层平均采厚1.3m，代入上式，计算得出：冒落带高度HM=7.38m，导水裂隙带高度Hli=28.5m。结论：五2煤层开采形成的冒落带和导水裂隙带均不会波及上部六2煤层。 （四）资源分布和赋存状况 五 2 采区走向长度1.13～2.33km，倾斜宽度1.24～1.68km。面积 251.34×104m2，保有资源储量455.64×104t，可采储量299.77×104t。 1、矿井兼并重组前，原矿方已对+20m标高以上资源进行了采面回采，仅在上山两巷之间和上山两侧剩余少量资源，资源量不适合使用综合机械化开采。剩余煤层可采范围走向长度465m，倾斜宽度346m，面积约0.16km2，估算保有资源储量26.72×104t，计算可采储量22.71×104t。 2、+20m标高至-130m标高之间未经采动，范围是：上部从+20m标高煤层底板等高线，下至薄煤带线，东到矿井东部边界线，西到斜副井保护煤柱和矿井西部边界线，走向长度1.13～2.33km，倾斜宽度0.49km，面积约1.02×106m2；五2-11080采面上部边角块段及五2-11100采面下部至薄煤带边角块段面积约0.36×106m2。前期施工的采区下山工程已对该区域煤层部分揭露，赋存稳定。此范围常见煤厚1.0～1.4m，平均1.3m，估算保有资源储量279.57×104t，可采储量237.64×104t，适合采用薄煤层采煤机落煤，实现综合机械化采面正规开采。 三、采区开采方案的确定 根据采区五2煤层分布特点和赋存状况、开采技术条件、采面方法和工艺，结合矿井生产系统和采区现有准备巷道施工现状，同时考虑采区提升运输方便，缩短建设期间，尽早实现采区投产。 1、主要开采资源及范围 ①+20m标高以上，上部采动区，仅在上山两巷之间和上山两侧剩余 62 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 少量资源，估算保有资源储量26.72×104t，可采储量22.71×104t。资源量少，不适合使用综合机械化开采。待采区收尾期间，制定采区煤柱回收专项设计方案，予以开采。 ②+20m标高至-130m标高之间未开采区域，走向长度1.13～2.33km，倾斜宽度0.49km，面积约1.02×106m2；五2-11080采面上部边角块段及五 62-11100采面下部至薄煤带边角块段面积约0.36×10m。煤厚1.0～1.4m，2 平均1.30m，煤层赋存稳定，适宜采用综合机械化开采，保证采区和矿井产量。 2、现有巷道条件 采区走向长度1.13～2.33km，采区中部设有主斜井和斜风井，适宜采用中部下山双翼采面布置，下山保护煤柱与井筒保护煤柱重叠，可减少煤柱损失量。 现完成的采区两条下山，位于主斜井和斜风井垂直投影下部，巷道坡度15～17°，位置适宜。巷道断面分别为13.36㎡和11.54㎡，满足《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》行人、通风、运输布置有关规定，满足综合机械化采煤大件设备运输要求，设计予以利用，分别作为采区皮带运输下山和采区轨道回风下山，皮带运输下山位于五2煤层底板中，轨道回风下山位于五2煤层顶板中。 四、采区巷道布置 （一）采区准备巷道 利用现已完成的两条下山作为采区准备巷道，开采+20m至-130m标高五2煤层资源。一条皮带运输下山，兼做采区进风；一条轨道回风下山兼做采区回风。两下山平行相距52m，高差相距5～10m。采区下山布置在主斜井、斜风井保护煤柱内，减少资源损失。 （二）采区运输和通风系统 63 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 1、主要原煤运输和通风 采区皮带运输下山经采区煤仓和联络巷与主斜井沟通，形成采区向外的主要原煤运输系统和向内的进风系统；各区段采面运输巷经溜煤眼与采区皮带沟通，形成采区内各采面运输和进风系统；各区段采面回风巷与轨道回风下山相通，形成各采面回风系统。 2、辅助运输 采区轨道回风下山经五2轨道反下山与+50m轨道大巷联通，形成采区辅助运输系统。采区轨道回风下山经各区段甩车场与采面轨道回风巷沟通，形成采面辅助运输系统。 （二）采区辅助设施及硐室 1、采区避难硐室 采区避难硐室设在采区中上部、主斜井底运输平巷附近，便于服务采区。硐室位于五2煤层底板岩石中，硐室长度60m，通道和过渡室18m，满足采区全部作业人员的应急使用。 2、采区水仓、泵房变电所 采区正常涌水量为59m3/h，最大涌水量为100m3/h。斜主井、斜风井底±0m以上部分涌水可自流进入主斜井底±0m水仓。 采区水仓和泵房、变电所设在采区下山下部，位于五2煤层底板岩石中，设内、外两个分别独立的水仓，当一个水仓清理时，另一个水仓可以正常使用。主水仓长度84m，容量360.8m3，可容纳5小时以上采区正常涌水量，满足《煤矿安全规程》第313条规定。 采区泵房、变电所在同一硐室，中间由防火密闭门隔开。硐室位于采区两下山之间，一端经通道和联络巷与回风下山相通；一端经管子道与皮带运输下山相通。采区涌水经水泵直接排至主斜井底水仓。 64 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 第三节 采区巷道工程量及掘进 一、巷道断面及支护形式 巷道断面设计主要依据《煤矿安全规程》、《煤矿防治水规定》、《煤炭工业矿井设计规范》等法律法规及各级煤炭安全管理部门和平煤集团有关规定，以满足采区在服务年限内通风、行人、运输要求。 （一）支护形式 采区两下山、采区中部调车场、甩车场、采区泵房变电所、采区水仓等主要永久性岩石巷道、半煤岩巷道采用半圆拱断面，锚喷支护；采区避难硐室采用半圆拱断面，钢筋混凝支护；采面两顺槽为半煤岩巷道，采用矩形断面、锚网或锚索支护。 （二）巷道断面 采区皮带运输下山巷道内铺设有胶带输送机和检修轨道，半圆拱形断面，斜巷部分，巷道净宽4.6m、净高3.4m、净断面积13.36m2，平巷部分，巷道净宽4.2m、净高3.2m、净断面积11.54m2；轨道回风下山内铺设24kg/m窄轨道,半圆拱形断面，巷道净宽4.2m、净高3.2m、净断面积11.54m2；采面回风顺槽为矩形巷道，巷道净宽3.8m、净高2.8m、净断面积10.64m2。采面运输顺槽为矩形巷道，巷道净宽3.8m、净高2.6m、净断面积9.88m2。 二、投产时的井巷工程量 1、采区建成投产，井巷总进尺5467.8m。其中，利用已有巷道1994.7m，需新掘巷道3473.4m；掘进总体积64403.5m3。采区工程量见表4-3-1、表4-3-2。 表4-3-1 井巷工程汇总表 掘进体积(m3) 岩巷 半煤 岩巷 煤巷 小计 序号 井巷长度(m) 项目名称 岩巷 半煤 岩巷 煤巷 小计 65 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 1 2 3 采区主要巷道 采区主要硐室 回采巷道 合 计 505.0 275.5 780.5 496.5 3861.0 4358.0 330 330 1001.5 275.5 4190.8 5467.8 7962.3 2740.9 10703.2 6663.0 44267.8 50930.8 3861.0 3861.0 14625.3 2740.0 47037.2 64403.5 66 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 二、巷道掘进 采区煤层厚度0.3～3.18m，平均厚度1.15m，设计综采开采范围内煤层厚度为1.0～1.40m，平均厚度1.3m，五2煤层顶底板均为灰～浅灰色中、细粒砂岩，灰绿、深灰色泥岩，采区巷道除采面切眼外均为岩巷或煤岩巷。按照企业规划，选用二套EBZ200A型综合机械化掘进设备，装备二个综合机械化掘进工作面。EBZ200A型综合机械化掘进设备主要技术参数见表4-3-3。 表4-3-3 EBZ200A型掘进机主要技术参数表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 项 目 名 称 规格型号 总体长度 总体宽度 总体高度 总重 卧底深度 爬坡能力 截割部功率 截割硬度 高度 截割范围 宽度 面积 形式 11 第一运输机 溜槽断面 运输能力 功率 单位 m m m t m kw Mpa m m ㎡ mm m³/min kw 技 术 指 标 EBZ200A 10.4 3.2 1.72 58.0 0.2 ±18° 300 ≤85 4.46 5.67 23 中双链刮板式 620×340 6 2×10.4 备 注 67 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 第五章 井下运输 第一节 煤炭运输方式及设备 一、采区主要原煤运输 矿井和采区主要原煤运输均采用胶带输送机运输方式，实现井下原煤连续化运输。采区皮带运输下山和主斜井由煤仓连接以起到缓冲和调节作用。 原煤运输系统为：工作面采煤机落煤→采煤工作面刮板运输机→采煤工作面运输顺槽刮板运输机和胶带运输机→采区皮带运输下山胶带运输机→采区煤仓→主斜井胶带运输机→地面储煤场。 采区内主要原煤运输设备是皮带运输下山胶带输送机和采面运输顺槽胶带输送机。 二、煤炭运输设备 采区设计生产能力0.30Mt/a，本次设计新增皮带运输下山胶带运输机、五2煤上仓皮带巷胶带输送机。 （一）皮带运输下山胶带输送机 1、已知条件： 年运量 Q年=45万t/a； 皮带长度、倾角：L1 =520m，α1=14°； 运输不平衡系数：K=1.2； 工作制：d=330天/年，h=16小时/天。 2、选型计算 (1)皮带小时运量Q Q= Q年dhk4500001.2=102 t/h 33016考虑矿井生产的不均衡性，Q=250 t/h。 68 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 (2)初选胶带为整体带芯阻燃输送带B=800 mm，PVG680S 带速 v=2.0 m/s 胶带每米质量 q0=9.28 kg/m 每米胶带上物料质量 q= Q250=34.7 kg/m 3.6v3.62.0每米上托辊转动部分质量 q‘=11.7 kg/m， 每米下托辊转动部分质量 q“=4.0 kg/m， 运输阻力系数 ω=0.03 (3)阻力计算 提升高度：H=L1 sinα=520×sin14°=126m 水平投影长度：Lh= L1 cosα=520cos14°=505m 上分支阻力： F1=(q+ q0+ q′) ωgL斜长cosα =（34.7+9.28+4）×0.03×9.81×520×cos14° =7125 N 下分支阻力： F2=( q0+ q″) ωgL斜长cosα =（9.28+4）×0.03×9.81×520×cos14° =1972 N 物料提升阻力 F3=q gH =34.7×9.81×126 =42891N (4)总圆周力Fu 其它运行阻力较小，暂不考虑其它阻力。则，胶带运输机正常运转时传动滚筒的总圆周力Fu为： Fu= F1+ F2+ F3 =7125+1972+42891 =51988N (5)正常运转时传动滚筒的轴功率P0 69 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 P0= Fuv519882.0=104 kW 10001000采用双传动滚筒双电动机驱动。 P1：P2=1：1 P1 = P2= Fu51988=25994N 22(6)胶带张力计算 考虑到上下胶带的最小张力设上下分支的最小张力点处S3、S4的张力分别等于8000 N。 计算： S3= S4-F2 +q0gH =8000-1972+9.28×9.81×126 =17498N S2=S3+P2 =17498+25994 =43492 N 计算最大张力： S1=S3+FU =17498+51998 =69496N (7)胶带安全系数m的计算 m= [M]·B/S max =680×800÷69496 =9.2 经核算胶带安全系数满足要求。 (8)不打滑条件验算 选用双传动滚筒双电机，取传动滚筒包角α=210°，μ=0.3，eμα= 3.0 S1 /S2=69496 /43492=1.6＜eμα=3 70 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 滚筒Ⅰ满足不打滑要求。 S2/S3=43492/17498=2.5＜eμα=3 滚筒Ⅱ满足不打滑要求。 (9)电动机总功率N计算 PM=K1P0 =1.4×104 =145kW 考虑井下运输条件阻力因素较多，则取电动机为YB3-280S-4，功率为75kW，两台。 3、根据以上计算，选用DTL80/40/2×75型胶带运输机，其主要参数为： B=800mm，v=2.0m/s，Q=250t/h，L1 =520m，α1=14°；整体带芯阻燃输送带B=800mm，PVG800S，电动机YB3-280S-4，功率为75 kW ，两台。 （二）上仓皮带巷胶带输送机 1、已知条件 年运量 Q年=45万t/a； 皮带长度、倾角：L1 =30m，α1=0°； 运输不平衡系数：K=1.2； 工作制：d=330天/年，h=16小时/天。 2、选型计算 (1)皮带小时运量Q Q= Q年dhk4500001.2=102 t/h 33016考虑矿井生产的不均衡性，Q=250 t/h。 (2)初选胶带为整体带芯阻燃输送带B=800 mm，PVG680S 71 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 带速 v=2.0 m/s 胶带每米质量 q0=9.28 kg/m 每米胶带上物料质量 q= Q250=34.7 kg/m 3.6v3.62.0每米上托辊转动部分质量 q‘=11.7 kg/m， 每米下托辊转动部分质量 q“=4.0 kg/m， 运输阻力系数 ω=0.03 (3)阻力计算 上分支阻力： F1=(q+ q0+ q′) ωgLcosα =（34.7+9.28+4）×0.03×9.81×30 =424 N 下分支阻力： F2=( q0+ q″) ωgLcosα =（9.28+4）×0.03×9.81×30 =117N (4)总圆周力Fu 其它运行阻力较小，暂不考虑其它阻力。则，胶带运输机正常运转时传动滚筒的总圆周力Fu为： Fu= F1+ F2 =424+117 =541N (5)正常运转时传动滚筒的轴功率P0 P0= Fuv5412.0=1.1kW 10001000采用单传动滚筒单电机驱动。 (6)胶带张力计算 考虑到上下胶带的最小张力设上下分支的最小张力点处S4的张力等于8000 N。 72 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 计算： S3= S4-F2 =8000-117 =7883N 计算最大张力： S1=S2+FU =7883+541 =8424N (7)胶带安全系数m的计算 m= [M]·B/S max =680×800÷8424 =65 经核算胶带安全系数满足要求。 (8)不打滑条件验算 选用单传动滚筒单电机，取传动滚筒包角α=210°，μ=0.3，eμα= 3.0 S1 /S2=8424÷7883=1.07＜eμα 经核算胶带满足不打滑要求。 (9)电动机总功率N计算 PM=K1P0 =1.4×1.1 =2kW 取电动机为YB3-160M-4，功率为11kW，一台。 3、根据以上计算，选用DTL80/25/11型胶带运输机，其主要参数为： B=800mm，v=2.0m/s，Q=250t/h，L1 =30m，α1=0°；整体带芯阻燃输送带B=800mm，PVG680S，电动机YB3-160M-4，功率为11 kW ，一台。 73 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 第二节 辅助运输方式及设备 一、 采区辅助运输方式 矿井和采区辅助运输均采用轨道和矿车运输方式。采用一吨矿车装载、轨道运输。 井下辅助运输系统为： 地面材料、设备装矿车→副斜井(绞车提升)→+50m轨道大巷→五 2 轨道反下山(绞车提升)→±0m水平运输平巷→采区轨道回风下山(绞车提升)→采面轨道顺槽→采煤工作面。 掘进面矸石装矿车→采面轨道顺槽→采区轨道回风下山(绞车提升)→±0m水平运输平巷→五2轨道反下山(绞车提升)→+50m轨道大巷→副斜井筒(绞车提升)→地面。 采区辅助运输设备主要是采区下山提升绞车。 二、矿车配备 矸石、松散物料选用1t固定箱式矿车装运，并配有1t平板车和1t材料车，轨距600mm，大型设备如综采液压支架、采煤机等由特制平板车装运。采区最大件设备为KBSGZY-1000/6/1.2矿用隔爆型移动变电站，自重7.0t。本次设计不增加矿车的数量，仍利用矿井现有的矿车。矿车规格及特征见表5-2-1。 表5-2-1 矿车规格特征表 矿车 类型 1t矿车 1t平板车 1t材料车 矿车规格 MG1.1-6A MG1-6A MG1-6A 名义载最大载重(t) 重(t) 1 1 2 1 2 2 轨距 (mm) 600 600 600 轴距 (mm) 550 550 550 自重 (kg) 592 482 494 外型尺寸(mm) 长 2000 2000 2000 宽 880 880 880 高 1150 410 1150 三、下山提升绞车选型 (一)设计依据 74 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 采区年产量： 0.3Mt/a 斜长： 495m 倾角： 14° 矸石量： 采区年产量的10% 材料量： 采区年产量的6% 最大件质量： 7.0t 提升方式： 单钩串车提升 （二）设备选型 1、一次提升量 提升斜长：Lt=L+60=490+60=550m 一次提升循环时间：初步选用最大速度2.5m/s，则 Tq/2(0.4Lt59)2(0.455059)558(s) 一次提升量的确定： QCANTq/brt36001.25300000(10%6%)558 3301636001.76t考虑矿车在斜坡上运行，减少装载相应的装载系数0.95，则一次提升量应不小于Q/1.761.85(t)。 0.95决定串车每次由3辆1t矿车组成。 2、钢丝绳选型 绳端荷重： Q矸n1(QZQK)(sinf1cos)3(6001800)(sin140.01cos14) 1812kg17.8kN 75 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 Q大件7500(sinf1cos)7000(sin140.01cos14) 1761kg17.28kN钢丝绳悬垂长度：LCLt5055050600(m) 钢丝绳单位长度的重量计算： 1.1BLC(sinf2cos)m1812 1.116700600(sin140.2cos14)6.50.71(kg/m)Pk/Qd选用20NAT6×7+FC-1670-221-138型圆股钢丝绳。全部钢丝破断拉力总和Qs2211.134250.6kN；d20mm；Pk1.38kg/m。 安全系数： m矸QsQdLcPk(sinf2cos)250.61000 [18126001.38(sin140.2cos14)]9.8111.86.5m大件QsQdLcPk(sinf2cos)250.61000 [17616001.38(sin140.2cos14)]9.8111.36.5所选钢丝绳符合《煤矿安全规程》规定。 3、提升绞车选型 滚筒直径：Dg60201200mm 选用JTB-1.2防爆型提升绞车，D=1.2m，B=1000m，Fj=30kN，vm=2.5m/s。 滚筒缠绳宽度： 76 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 B/Lt307DgKcDp(d)5503071.2(202.5) 3(1.220.02)1168mm1200mm钢丝绳在滚筒上缠3层。 最大静张力： FjQdLtPk(sinf2cos)18126001.38(sin140.2cos14) 2020kg19.82kN30kN符合《煤矿安全规程》规定。 (三)电动机选型： 提升速度：V2.5m/s 电动机功率：NsKFjVm1021.1522482.574.5(kW) 1020.85选用YB3-315S-6型，功率75kW，电压等级660V，转数993rpm。 (四)提升能力校核 每班提升量确定： 3010410%45.5t 每班提升矸石量：A矸3302301046%27.3t 每班下放材料量：A材料3302一个循环周期时间：T=558s 每班提升次数确定：n45.527.3523次 1.8313每班提升时间：T=23×558=12834s=3.6h 满足生产要求。 (五)电控选择 近年来国内广泛使用的防爆变频绞车电控，调速性能好，运行效率高，噪声低，故障率低，克服了普通串电阻调速绞车电力损耗及占用空间大等缺点。 77 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 第六章 采区通风与安全 第一节 矿井瓦斯 一、瓦斯参数 依据2017年12月WERTYU编制的《匿名县化名煤业有限公司五2 煤层瓦斯基础参数测定研究报告》：五 2 煤层相对瓦斯压力为0.03～ 0.17MPa，绝对瓦斯压力为0.13～0.27MPa；五2煤层瓦斯含量为1.5785～4.5686m3/t。 二、矿井瓦斯等级 根据《XXX省煤炭工业管理办公室关于2015年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复》（ERT〔2016〕32号），化名煤业绝对瓦斯涌出量1.71m3/min，相对瓦斯涌出量4.17m3/t，属低瓦斯矿井。 设计依据2017年12月《匿名县化名煤业有限公司五2煤层瓦斯基础参数测定研究报告》分源预测法分析，掘进工作面瓦斯涌出量0.114m3/min，回采工作面瓦斯涌出量为3.02m3/t。预测采区相对瓦斯涌出量为4.868m3/t，绝对瓦斯涌出量为3.076m3/min，属低瓦斯矿井。 第二节 采区通风系统 一、矿井通风概述 1、通风方式 本矿井采用机械抽出式通风方式。 2、通风系统 矿井通风系统为中央并列式，主斜井、副斜井进风，斜风井回风。 3、矿井进回风井数目、位置及服务范围及时间 矿井共布置2个进斜风井和1个回斜风井，2个进斜风井分别为主提升斜井和副提升斜井，主提升斜井位于井田中南部，副提升斜井位于井田 78 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 西南部。1个斜风井为专用回风井，位于井田中南部，服务于全矿井。主、副、风井均为现有井筒。 副斜井布置在副斜井工业广场西部，主斜井和斜风井布置在主斜井工业广场中部。 进、回风井服务范围为采矿许可证所批准本区域内的五2、六2煤层，服务时间为五2、六2煤层开采完毕。 二、 采区通风 （一）采区通风系统 1、采区进风系统 新鲜风流经斜主井、斜副井→+50m轨道大巷→五2轨道反下山→采区皮带运输下山→采面运输顺槽→采煤工作面。 2、采区回风系统 采煤工作面乏风→采煤工作面回风顺槽→采区轨道回风下山→回风平巷→斜风井→地面。 （二）采区风量 根据现行《煤矿安全规程》第一百三十八条规定，矿井需要的风量应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 Q=4×NK（m3/min） 式中：Q—矿井总供风量 m3/min 4—每人每分钟最小供风标准，4m3/min N—井下同时工作的最多人数，100人 K—矿井通风系数，取1.25 Q=4×100×1.25=500m3/min=8.33m3/s 2、按采煤、掘进、硐室实际需要风量的总和进行计算 79 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 Q矿井=（∑Q采+∑Q抽+∑Q掘+∑Q硐）×K，m3/s 式中：ΣQ采—采煤工作面实际需要风量的总和，m3/s ΣQ掘—掘进工作面实际需要风量的总和，m3/s ΣQ硐—独立通风硐室实际需要风量的总和，m3/s K—通风系数，K=1.25。 （1）采煤工作面风量计算 ①按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算 Q采=100×q采×Kc 式中：Q采—采煤工作面需要风量，m3/min； q 采 —采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；预测回采工作面瓦斯 涌出量为3.02m3/t。 Kc—采面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数；取1.6。 Q采=100×3.02×1.6=483.2m3/min。即8.05m3/s ②按工作面温度计算 Q采=60×V采×S采×Ki，（m3/min） 式中：V采—回采工作面适宜风速，m/s（当工作面温度稳定在23～26℃之间时，工作面风速应在1.5～1.8m/s之间，取1.6m/s）； S采—回采工作面平均有效断面积，6.5m2； Ki—工作面长度系数，据设计手册，采面150m～180m，取1.2； 则： Q=60×1.6×6.5×1.2 =748.8m3/min，即12.48m3/s ③按工作人员数量计算 Q采=4×nc 式中：4—每人每分钟应供给的最低风量，m3/min； nc—采煤工作面同时工作的最多人数，29人。 80 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 Q采=4×nc=4×29=116m3/min =1.93m3/s。 ④按风速验算 经以上计算回采工作面最大需风量Q=748.8m3/min=12.48m3/s，取14m3/s=840m3/min。 根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算，即回采工作面风量应满足： 15×Sc≤Q采≤240×Sc 15×6.5＜840＜240×6.5 97.5＜840＜1560 式中：Sc—回采工作面平均有效断面，6.5m2； Q采—采煤工作面需风量。 经计算，综采工作面需风量取最大值，即14m3/s，备用工作面取生产工作面风量的50%，即7m3/s。 （2）掘进工作面风量计算 ①按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算 Q掘=100×q掘×Kd 式中：Q掘—掘进工作面实际需风量，m3/min； q掘—掘进工作面绝对瓦斯涌出量，0.114m3/min； Kd—掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.8； Q掘=100×0.114×1.8=20.52m3/min，即0.34m3/s。 ②按局部通风机吸风量计算 Q掘=Qf×I×Kf 式中：Q扇—掘进面局部通风机吸风量，FBD№6.3型对旋局部通风机，额定吸风量630～260m3/min，即10.5～4.3m3/s，取Q扇=400m3/min； Ii—掘进面同时运转的局部通风机台数，1台； Kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2～1.3， 81 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 本采区为低瓦斯采区，取1.2。 代入上式得： Q掘= 400×1×1.2=480m3/min，即8m3/s ③按掘进工作面同时工作的最多人数计算 Q掘=4×Nj（m3/min） 式中：Nj—掘进工作面同时工作的最多人数，9人； 4—每人每分钟供给风量，m3/min。 Q掘=4×9=36m3/min，取0.6m3/s ④按风速验算 经以上计算，综掘工作面需风量取最大值为8m3/s。按《煤矿安全规程》规定，煤巷、半煤巷掘进工作面的风量应满足： 15×Sj≤Q掘≤240×Sj 式中：Sj—掘进工作面巷道过风断面，9.88m2； Q掘—掘进工作面按不同因素分别计算。 煤岩巷：15×9.88≤480≤240×9.88 由上式按风速验算，煤巷综掘工作面需要风量480m3/min，即8m3/s，风速0.81m/s，符合《煤矿安全规程》规定。 （3）硐室需风量计算 ①主井底泵房变电所：2m3/s。 ②采区泵房变电所：1m3/s。 Q硐=2+1=3m3/s （4）其他用风 六2煤层系统维持供风10m3/s。 （5）矿井风量计算 根据矿井开拓布置，矿井前期布置1个综合机械化采煤工作面，一个备用工作面，2个煤岩巷综掘工作面，实际需要风量的总和为： Q=（∑Q采+∑Q备+∑Q掘+∑Q硐+∑Q它）×K 式中：Q—矿井总风量，m3/s； 82 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 ∑Q采—回采工作面所需风量之和，14m3/s； ∑Q备—备用工作面所需风量之和，7m3/s； ∑Q掘—掘进工作面所需风量之和，8×2=16m3/s； ∑Q硐—硐室所需风量之和，3m3/s； ∑Q它—除采掘硐室外其它所需风量之和，10m3/s； K漏—通风系数，K=1.25。 Q=（14+7+8×2+3+10）×1.25=62.5m3/s 计算采区需要风量为62.5m3/s。 矿井后期布置1个综合机械化采煤工作面，一个备用工作面，矿井总需风量按采煤、掘进、硐室等处实际需要风量的总和进行计算如下： Q=（14+7+3+10）×1.25=42.25m3/s 计算矿井需要风量为46.25m3/s。 采区前期、后期风量分配详见表6-2-1、表6-2-2。 表6-2-1 采区前期风量分配表 序号 1 2 3 4 5 6 供风地点 综采工作面 备用采面 综掘面 主斜井底泵房变电所 采区泵房变电所 其 它 小 计 考虑矿井通风系数 合计 作业点个数 （个） 1 1 2 1 1 计算需风量 3（m/s） 14 7 8×2=16 2 1 10 50 1.25 62.5 实际配风量 3（m/s） 16 8 10×2=20 5 5 11 65 65 备 注 六2系统 表6-2-2 采区后期风量分配表 序号 1 2 3 4 5 供风地点 综采工作面 备用采面 主斜井底泵房变电所 采区泵房变电所 其 它 小 计 考虑矿井通风系数 合计 作业点个数 （个） 1 1 1 1 计算需风量 3（m/s） 14 7 2 1 10 34 1.25 42.5 83 实际配风量 3（m/s） 16 8 5 5 11 45 45 备 注 六2系统 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 三、风压计算 （一）摩擦阻力 1、风压计算 矿井通风风压计算公式为： h通=h摩+h局 式中：h摩──摩擦阻力，Pa h局──局部阻力，Pa 摩擦阻力计算公式： aLPQ2h摩 3S式中：h摩──摩擦阻力，Pa； a──摩擦阻力系数，N·s2/m4; L──井巷长度，m； P──井巷净断面周长，m； Q──通过井巷的风量，m3/s； S──井巷净断面积，m2； 2、局部阻力 矿井的局部阻力按摩擦阻力的10%。 （二）矿井通风阻力 依据开拓方式、采区、采面布置，矿井通风方式为中央分列抽出式通风，容易时期最小负压发生在五2-11070回采工作面；通风困难时期最大负压发生在五2-11100回采工作面。经计算，矿井通风容易时期负压为1335.47Pa，矿井通风困难时期负压为2474.17Pa。 矿井通风负压计算见表6-2-3、表6-2-4。 84 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 85 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 86 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 四、等积孔计算 矿井通风容易时期等积孔： A1.19Qh1.19451335.471.47m2 矿井通风困难时期等积孔： A1.19Q1.19651.56m2 h2474.17式中：A──矿井等积孔，m2； Q──矿井风量，m3/s； h──矿井风压，Pa。 计算得知，矿井通风难易程度为中等。 第三节 掘进通风 一、通风方法 五2采区设两个综掘工作面，均实行独立通风，采用压入式通风。局部通风机的安装使用符合《煤矿安全规程》的规定。 二、通风设备 根据掘进工作面需风量，综掘工作面配备FBD№6.3型对旋局部通风机，额定功率30kW×2，额定风量630～260 m3/min。井下局部通风机使用阻燃风筒。 三、防止循环风的措施 （1）压入式局部通风机和启动装置，为防止局部通风机拉循环风，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m，局部通风机的安装高度距地面应大于0.3m。 （2）全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸风量，一般要求大于1.3倍。局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速必须符合《煤矿安全规程》第一百零一条的有关规定。 87 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 （3）井下风量不足则不能开掘工作面，井下各局部通风机的吸风量之和不能等于或大于矿井主要通风机供给井下的风量，要严格“以风定面”。 （4）矿井主要通风机停运要撤出井下人员、停止作业，更不能在主要通风机停运时在井下运行局部通风机。 第四节 矿井主通风机及矿井反风 一、矿井主要通风机 本矿井为低瓦斯矿井，采用三斜井开拓方式，通风方式为中央分列抽出式，主、副斜井进风，斜风井回风。 本矿井现使用两台主通风机，一台工作，一台备用，可以满足通风要求。安装一台FBCDZ№21/2×132型风机，风量36～95m3/s，静压1000～2550Pa，通风机配带YBF315M-8型电动机两台，每台电动机功率132kW。另一台FBCDZ№21/2×132型风机，风量36～95m3/s，静压1000～2400Pa，通风机配带YBF355S-8型电动机两台，每台电动机功率132kW。 二、主通风机设备校核 1、设计依据 （1）所需风量 矿井前期所需总风量：65m3/s 矿井后期所需总风量：45m3/s （2）所需风压 通风容易时期（后期）为1335.47Pa； 通风困难时期（前期）为2474.17Pa 。 （3）通风方式 主、副斜井进风，斜风井回风。 88 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 （4）通风机房位置 通风设备设置在主斜井、斜风井工业场地内，斜风井风硐出口处。主斜井井口标高为+352.62m，副斜井井口标高为+322.98m，斜风井井口标高为+352.67m。 2、主通风机风量和风压的计算 对于轴流式通风设备，根据矿井所需的风量和负压，考虑通风设施漏风和各种阻力损失后，通风机的计算风量和负压分别为： (1)通风机必需产生的风量： Q前＝KQ前 =1.05×45=47.25（m3/s） Q后＝KQ后 =1.05×65=68.25（m3/s） (2)通风机的静压应满足 Hmin＝H 1+Δh1+Δh2 =1335.47+100+50=1485.47（Pa） Hmax＝H 1+Δh1+Δh2 =2474.17+100+50=2624.17（Pa） 式中：K—矿井漏风系数，取1.05； H1—矿井通风阻力 Pa； Δh1—通风设备阻力损失，取100Pa； Δh2—自然风压，取50Pa。 现有两台通风机可以满足矿井通风需要。 三、主通风机正常运行工况 根据矿井通风网路特性曲线方程式H=RQ2，通过计算矿井通风网路参数，见表6-4-1，用描点作图法在所选通风机性能曲线图上，绘出矿井容易时期和困难时期的网路特性曲线，得两工况点A、B，见图6-4-1。 表6-4-1 通风网路特性参数计算表 Q（m3/s） Rmin=0.67 H(m) Rmax=0.56 18.9 239 200 30 603 504 40 1072 896 89 50 1675 1400 60 2412 2016 70 3283 2744 80 4288 3584 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 图6-4-1 通风机特性曲线 容易时期：A点 θ=39°/27°；QA=52.8m3/s；HjA=1853.9Pa；ηA=76％ 困难时期：B点 θ=51°/39°；QB=70.9m3/s；HjB=2501.7Pa；ηB=68％ 四、电动机功率计算 ⑴电动机输出功率 NA= HjAQA1000ACHjBQb1853.952.8=131.4kW 10000.760.982501.770.9=266.2kW 10000.680.98NB= 1000BC⑵电动机容量的确定 考虑20﹪预计通风阻力不精确的备用系数，按通风机电动机最大输出功率确定电动机容量为： N=1.2NB =1.2×266.2＝319.4kW 90 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 故，通风机配带电动机功率132kW×2在五2采区通风困难时期不能满足通风要求，但在采区基建时可以使用。 建议建设单位在采区基建施工期间，对矿井通风系统进行改造，确保井下用风地点风量满足《煤矿安全规程》要求。 五、主通风机反风 通风设备的反风利用手动倒换风门配合风机反转进行反风。 六、主通风机设备余量及配套电动机校验 （1）主通风机设备余量校验 由斜风井主通风机正常运行及反风运行特性曲线及主通风机运行工况可知，通风机达到最大设计负压和风量时，斜风井通风机叶片调整角度α2=51°/39°（风机最大叶片安装角度），不满足现行《煤炭工业矿井设计规范》GB50215-2005第8.2.2条及现行《煤矿主要通风机站设计规范》GB50450-2008第3.1.6条规定的要求。 根据《煤矿主要通风机站设计规范》GB50450-2008“3.1.6 主要通风机的能力应与矿井通风网络特性相匹配。所选轴流风机在最大设计风量和风压时，叶片安装角度应比设备允许范围小5°”，矿井现有风机在矿井通风困难时期不满足规范要求，建议建设单位根据矿井通风阻力测定对现有通风系统进行改造。 （2）主通风机配套电动机校验 由斜风井主通风机正常运行及反风运行特性曲线及主通风机运行工况可知，斜风井主通风机在容易时期运行及反风运行计算风机运行轴功率均小于主通风机配套电动机功率2×132kW，但通风机配带电动机功率132kW×2在五2采区通风困难时期不能满足通风要求，不满足现行《煤矿主要通风机站设计规范》GB50450-2008第3.2.2条规定的对旋式轴流通风机电动机富裕系数1.2～1.3的要求。 91 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 第五节 瓦斯防治 一、瓦斯涌出量预测及变化规律分析 根据WERTYU测试数据，煤层瓦斯含量、煤层开采技术条件为基础，根据各基本瓦斯涌出源的瓦斯涌出规律，计算回采工作面、掘进工作面、采区及矿井瓦斯涌出量。通过计算，矿井在开采五2煤层时，采区相对瓦斯涌出量4.868m3/min左右。因此，该矿按低瓦斯矿井设计。建议在生产过程中加强通风管理，在矿井开采中严格执行《煤矿安全规程》规定，在日常生产中要做好通风工作，防止瓦斯局部聚积，避免突然事故发生。 化名煤业已开采多年，不排除中深部局部地段有瓦斯相对富集的可能，在生产中对瓦斯赋存的不均衡性要给予高度重视，矿方要加强瓦斯监测和通风工作。 矿井已开采多年，根据临近矿井平禹六矿和sdfg煤业开采情况，两矿井瓦斯含量均较低，属瓦斯矿井。且矿井在开采过程中未发现有瓦斯动力现象，邻近矿井同一煤层开采过程中也未出现瓦斯动力现象。根据WERTYU2017年12月编制的《匿名县化名煤业有限公司五2煤层瓦斯基础参数测定研究报告》，推测矿井在开采五2煤层时不会出现突出危险。但矿井在生产过程中，应按国家有关要求，加强瓦斯管理，杜绝瓦斯事故的发生。 矿井瓦斯基础资料来源主要以瓦斯鉴定报告和邻近生产矿井的实际资料、以往开采的实测资料等，符合矿井的现有情况，是基本可靠、准确的，可以作为采区设计的编制依据。 矿方在建设和生产过程中要抓紧瓦斯基础资料的补充收集和测定，以便更好地指导瓦斯防治工作。五2煤层内老巷、老空多，有可能积聚瓦斯和其它有害气体，生产过程中必须引起高度重视，做好瓦斯监测监控工作，做到超前预测处置。 92 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 依据2017年12月WERTYU编制的《匿名县化名煤业有限公司五2 煤层瓦斯基础参数测定研究报告》，矿井五4.5686m3/t，瓦斯含量较小。 另外，矿井必须按照《煤矿安全规程》规定进行瓦斯等级鉴定，并上报相关部门，经主管部门批准、备案，为矿井瓦斯管理提供可靠依据，保证矿井安全生产。 二、瓦斯灾害治理措施选择 (一)防止瓦斯积聚的技术措施 1、按照《煤矿安全规程》的要求做好通风工作 所有没有封闭的巷道必须保持足以稀释瓦斯到规定界限的风量和风速。采煤工作面必须保持风路畅通，避免形成串连通风。掘进工作面供风最容易出现安全问题，局部通风机必须使用“三专两闭锁” 。 2、及时处理局部聚积的瓦斯 （1）回采工作面上隅角的瓦斯积聚要及时处理。 （2）设专人清理输送机底下遗留的煤炭，保证底槽畅通，使瓦斯不易积聚。保持输送机经常运转，即使不出煤也让输送机继续运转，以防止瓦斯积聚。如果发现输送机底槽内有瓦斯超限的区段，可把输送机吊起来，使空气流通排除瓦斯。有压风管路的地点可以将压风引至底槽进行通风，排除积聚的瓦斯。 （3）预防和处理顶板附近瓦斯层状积聚的可加大巷道内风流速度，加大顶板附近的风速。 3、掘进工作面局部的瓦斯积聚处理 （1）盲巷部分要安设局部通风机供风。 （2）掘进工作面及其巷道中很容易出现冒落空洞或裂隙发育带，对于这些地点积聚的瓦斯应予以及时处理。 93 2 煤层瓦斯含量为1.5785～ 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 4、恢复有瓦斯积存的盲巷或在打开密闭时的瓦斯处理 （1）在非生产班进行。 （2）排放工作由一个救护小队操作。 （3）开动局部通风机前必须检查局部通风机附近20 m内瓦斯浓度是否超限，开动后要检查局部通风机附近是否有循环风。 （4）瓦斯积存量较大时，应逐段恢复通风。 （5）采用巷道积聚瓦斯自控排放装置。 (二)防止点火源的出现 1、加强管理，提高防火意识 2、防止放炮火源 （1）煤矿井下的爆破必须使用符合《 煤矿安全规程》 规定的安全炸药。 （2）有爆破作业的工作面必须严格执行“一炮三检”的瓦斯检查制度。 （3）禁止使用明接头或裸露的放炮母线。要严格执行“三人连锁放炮”制度。 （4）炮眼的深度、位置、装药量要符合该工作面作业规程的要求。 （5）禁止放明炮、糊炮。 （6）严格执行井下火药、雷管的存放、运输的管理规定。 3、防止电气火源和静电火源 4、防止摩擦和撞击点火 5、防止明火点燃 （1）严禁携带烟草、点火物品入井，严禁携带易燃物品入井； （2）严禁在井口房、通风机房、瓦斯泵房周围20 m范围内使用明火、吸烟或用火炉取暖。 （3）不得在井下和井口房内从事电气焊作业。 94 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 （4）严禁在井下存放汽油、煤油、变压器油等。 （5）井下严禁使用电炉或灯泡取暖。 6、防止其他火源 (三) 加强瓦斯的检查和监测 1、井下各处允许的瓦斯浓度超限时的措施 《煤矿安全规程》对井下各处允许瓦斯浓度的限值及超限时应采取的措施，都作了明确的规定，当瓦斯浓度超限时，应严格按《煤矿安全规程》操作。 2、 加强矿井瓦斯检查 矿井瓦斯检查的主要地点有：所有采掘工作面、硐室、使用中的机械电气设备的设置地点、有人员作业的地点、瓦斯可能超限或积聚的地点等。 第六节 粉尘防治 一、煤尘的爆炸性 根据2017年12月WERTYU安全生产检测检验中心所做的《五2煤层煤尘爆炸性鉴定报告》，矿井五2煤有煤尘均具有爆炸危险性。 二、防尘措施 （一）矿井综合性防尘措施 煤矿粉尘包含煤尘和岩尘两类，煤尘主要来源于采掘工作面，由于放炮落煤，造成煤的破碎以及煤炭装载、转载、卸载、运输、仓储等过程中产生，岩尘主要是在岩石巷道掘进过程中产生的。煤矿粉尘产生的因素有自然因素和技术因素，对矿井粉尘的防治应采取“预防为主、综合防尘”的措施，对具体的尘源点应根据粉尘产生的不同原因采取不同的防治方法。 防尘工作的原则是尽量减少浮粉煤尘的产生，将粉尘消灭在尘源地点，防止其飞扬和进入风流中，使已经浮游的粉尘沉降下来，捕集起来； 95 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 将剩余的粉尘用足够的风量加以稀释，但又要防止因风速过大，使已沉淀的煤尘重新飞扬。 设计在每个掘进工作面，各采煤工作面，装、卸、转载点、运输巷道等主要产生粉尘的尘源地点及粉尘集聚地均采用了综合防尘措施。具体防尘措施如下： 1、通风防尘：通风防尘是稀释和排除工作地点悬浮粉尘，防止过量累积的有效措施。设计通过对风量的合理分配，选择合适的巷道断面，使风速合理，既能带走大量粉尘，也不致于使已沉下的粉尘重新扬起。最低排尘风速为0.25～0.5m/s，最优排尘风速为0.5～2.0m/s。为控制风速，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所需量的同时，风速控制在最优排尘风速。 2、喷雾洒水：井下煤仓、输送机和其它转载地点都设有自动喷雾洒水装置并安装有捕尘器，以有效控制粉尘的飞扬，使其湿润后迅速沉降。 3、湿式钻眼：岩巷掘进工作面，设计均采用湿式钻眼，杜绝干式钻眼，使凿眼过程中形成的粉尘湿润并排出，不致飞扬。放炮使用水封爆破和水炮泥。 4、风流净化：设计在输送机巷和主要通风巷设计风流净化水幕，设计通过避免进风的污染，避免串联通风等以净化风流。巷道风速必须符合《煤矿安全规程》规定，井下煤仓保持一定存煤，不许空仓作业。如果煤仓有涌水，可以放空，但放空后仓口闸门必须关闭，并设置引水管。 5、冲洗巷壁、清扫和刷白巷道：要求经常进行巷壁冲洗工作，定期清扫并运出巷道内沉集的粉尘，在井下变电所、消防材料库等主要硐室内，用石灰水将巷壁刷白，同时可美化井下环境，减少粉尘，利于冲洗。 6、个体保护：井下各生产环节采取防尘措施后，仍有一些细微矿尘悬浮空气中，甚至个别地点不能达到卫生标准，所以应加强个体防护，为 96 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 掘进工人配备了压风呼吸器，为采煤工人配备了防尘口罩。 7、环境监测：定期下井采样，利用安全监测设备，及时测定风流中粉尘浓度和分散度。井下测定点应布置在作业人员经常活动的范围内，但必须避开风动工具废气和受局部通风风流影响的地点。 8、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。 （二）回采、掘进工作面除尘 就采煤方法、采煤工艺而言，落煤和装载、运输、移架过程中易产生大量粉尘，为此设计采用了综合的防尘、除尘措施。 1、合理控制采掘工作面的风速、风量，在工作面采掘之前，提前进行喷雾洒水等防尘措施，使煤体湿润，减少粉尘的产生。 2、在运输机转载点、卸载点及运输机运行途中均设有风流净化洒水器、水幕等喷雾洒水设备，悬移支架安装有喷雾装置，架下水幕、架间冲洗，移架时同步喷雾。 3、井下回采工作面的防尘、除尘除进行自动同步喷雾除尘之外，还必须注意运输系统、回风系统中的防尘和净化风流。在运输巷、胶带运输巷及回风顺槽等处，均设置风流净化洒水器。为防止煤尘随通风系统吹入工作面，在进风巷道中设有净化风流的防尘水幕，水幕的设置要灵敏可靠，使用正常，封闭全断面。 4、井下各掘进工作面均采用以湿式凿岩为中心的综合防尘措施，还采用包括冲洗井壁巷帮、湿式凿岩、装岩（煤）洒水、风流净化等综合措施，使岩、煤尘浓度降低到2mg/m3以下。掘进工作面还配备有除尘器。锚喷作业时采用湿式拌料和潮喷，同时使用锚喷除尘器，并加强个体防护措施。 5、设计在采、掘工作面进、回风巷安设了风流净化水幕。 通过以上综合防尘措施的实施，可以保证采掘工作面的粉尘浓度满足 97 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 规程、规范要求。 根据建设单位以往实际经验，由于本矿井六2煤层注水后，致使采煤工作面作业环境变差，故本次设计不采用煤层注水作为矿井粉尘防治措施。 （三）井下消防、洒水系统 井下消防、洒水供水水源为经絮凝沉淀，再经气浮、过滤、消毒处理的井下排水，水质执行《煤炭工业给水排水设计规范》（GB50810-2012）规定的防尘洒水用水水质标准。 三、防爆措施 防爆措施是指防止在生产过程中所产生的悬浮煤尘发生爆炸与防止沉积煤尘重新飞扬起来参与爆炸的措施。 本矿属有煤尘爆炸危险的矿井，针对引起煤尘爆炸的必要条件：煤尘浓度和引爆火源，生产中应采取以下积极的防爆措施。 （一）防尘、除尘、降尘 1、采用冲洗巷壁，撒布岩粉，设置风流净化水幕、除尘器，喷雾洒水等综合措施防尘、除尘、降尘。 2、及时清运井巷内积尘，清扫时勿使煤尘飞扬蔓延。 3、巷壁刷浆 在井底车场、石门、运输巷等主要的岩石巷道内，采用巷壁刷浆方式防爆。其材料主要为石灰火、浓度一般为石灰水：水=1：1.5（体积比），用压气喷洒于巷壁，厚度0.2mm，用量0.6～0.8 L/m2。 （二）消除引燃煤尘爆炸的火源 1、严格执行《煤矿安全规程》中有关规定，严禁地面各式各样火种进入井下，井下严禁使用可产生静电的材料，杜绝明火发生。 2、防止瓦斯燃烧和爆炸。 3、防止煤层自然发火产生的火源。 98 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 4、消除放炮时产生的火焰。 5、有效杜绝电器火源。 6、有效地防止斜巷跑车、金属强烈碰撞、巷道冒顶、机械摩擦等产生的其它火源。 四、隔爆措施 隔爆措施是把已发生的爆炸截住，不使其传扩开来，以限制在最小的范围内，使爆炸不致由局部扩大为全矿性的大灾难。隔爆措施有设置岩粉棚、设置水棚、设置自动式防爆棚和隔爆水幕等方法。 根据本矿井实际情况，设计采用设置隔爆水棚的方式作为主要隔爆措施。隔爆水棚位置设在工作面顺槽等地点，原理是利用水在爆炸时形成的高温下被汽化为水雾，既降低了爆炸火焰的温度，又降低了空气中的氧含量，因而能起到隔断火焰，阻止爆炸传播作用。 （一）主要隔爆棚和辅助隔爆棚 水棚按隔绝煤尘爆炸作用的保护范围，分为主要隔爆棚和辅助隔爆棚。 1、主要隔爆棚应设置在下列地点： （1）矿井两翼与井筒相联通的主要运输大巷和回风大巷等巷道； （2）相邻采区之间的集中运输巷道和回风巷道； 2、辅助隔爆棚应设置在下列地点 （1）采煤工作面进风、回风巷道； （2）采区内的煤层掘进巷道或半煤巷掘进巷道； （3）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。 （二）隔爆水棚设置 1、水棚的结构和选型 水棚是由架设于巷道顶部的水棚箱组成，水棚包括水槽棚和水袋棚， 99 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 水槽有木制（铺以塑料布）、铁制及塑料制品。水槽和水袋都必须符合MT157-1996《煤矿用隔爆水槽和隔爆水袋通用技术条件》的规定，经国家质检部门检验合格；40L及小于40L的水袋棚，不得作为主要隔爆棚。 本设计选用水棚材质为改性聚氯乙烯塑料制成的水槽棚，透明，可观察到水棚内的盛水位置，该材料易破碎且具有一定的韧性；顺槽的隔爆水棚可采用帆布水袋棚。 水槽规格型式为40L，GS40-4A型，形状为倒梯形，其上平面尺寸570×390mm，下平面尺寸为510×350mm，净高210mm，容水量40L。水槽的支承方式采用嵌入式，托架材料选用40×40角钢。 2、水槽棚的计算与布置 （1）总水量 G=g•s 式中：G—总水量，L ； g—每m2巷道需水量，L/m2（主要巷道取400L/m2，其它巷道取200L/m2）； S—巷道断面积，m2。 （2）每架水棚水量Gn 设计选用的水槽每个容量40L，每架4～7个水槽，计160～280L。 （3）水棚架数：n=G/Gn （4）水棚区长度 L=n•c 式中：L—水棚区长度，m； n—水棚架数，架； c—水棚间距，m，取c=1.4～1.6m。 水棚的布置采用集中分段布置方式。根据上式计算，有关巷道的水棚长度为25m～45m，水棚架数为16～30架。 100 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 3、水棚棚列间距 集中式水棚棚列间距按不小于1.2m，也不大于3m布置。主要隔爆棚的棚区长度不得小于30m，辅助隔爆棚的棚区长度不得小于20m。 4、水棚的设置 （1）水棚位置的设置原则 ①水棚安设在直线巷道内，安设区前后至少20m长的范围内巷道断面形状尺寸应保持一致。水棚禁止安设在巷道挑顶的地方。 ②集中式水棚安设在与采掘工作面、装载点等爆源的距离大于60m，小于200m的范围内。在工作面顺槽内，新安设的水棚与工作面的距离为200m。 ③在巷道交岔口，集中式水棚的安设位置距巷道交岔口转弯处的距离应大于50m，小于75m。距风门和调节风门的距离必须大于25m。 ④在回采工作面巷道和煤层掘进巷道，两相邻集中式水棚之间的距离不得大于200m，特殊情况下不得大于250m，在其它巷道里不得大于400m。 ⑤棚列的水棚之间的间隙与水棚同支架或巷道周壁之间的间隙之和不得大于1.5m，特殊情况下不得不大于1.8m，两个水槽之间的间隙不得大于1.2m。 ⑥水棚边缘与巷壁、支架、顶板（梁）之间的垂直距离不小于0.1m，水棚距顶板（梁）的垂直距离不大于1.0m。 （2）水棚隔绝煤尘爆炸的保护范围 ①隔绝矿井两翼与井筒相通的主要运输大巷、进风大巷、回风大巷； ②隔绝两相邻采区之间的运输巷和回风巷； ③隔绝采煤工作面，煤巷、半煤巷掘进工作面； ④隔绝采用独立通风并有煤尘爆炸危险的其它巷道； ⑤隔绝与煤仓、装载点、爆破材料库相通的巷道。 101 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 （3）水棚的设置位置和数量 根据以上水棚位置的设置原则和水棚隔绝煤尘爆炸的保护范围，设计在采区上下山、工作面顺槽、掘进工作面巷道等井巷中均设置了隔爆水棚。 5、水棚的管理及注意事项 （1）生产期间，矿井通风图上须表明准确位置，注明棚区长度，水棚装置形式、总水量。 （2）水棚区布置有上水管接头，备有上水软管。损坏的水棚必须及时更换，随时补充水槽内的水，40L水槽的实际盛水量不得小于35L。 （3）水棚与工作面距离超过规定时，要及时移动，移动水棚时必须按规定进行，先将一半水棚移到指定位置安装好，盛满水后，再移动另一半水棚到新指定的地点安装好并盛满水。 （4）水棚盖或水面有沉积的煤尘及时清除。 （5）水棚应进行周期性检查，采区内不超过一个月，其它巷道不超过两个月。 井下使用的水槽必须是通过专门鉴定机构进行鉴定允许使用的水槽，未经检验和水槽严禁使用。 （三）水棚给水系统 水棚中的水槽补给水，是利用井下消防洒水管路在水棚布置处内设有补给水接头。应定期检查水棚中水槽的水量，及时补给。 生产单位建矿后也可根据具体情况选择隔爆水袋或隔爆水槽。布置方式按有关规定执行。组与组之间的间距不得大于150m。 其防尘主要采取喷雾洒水。 第七节 矿井火灾防治 一、煤层的自燃倾向性等级 2017年12月WERTYU安全生产检测检验中心出具的《五2煤层煤 102 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 自燃倾向性鉴定报告》，矿井五2煤层自燃等级为II级，属自燃煤层。 二、煤层自燃发火防治措施 （一）煤层自燃发火防治措施选择 根据《煤矿安全规程》、《矿井防灭火规范》的要求，设计考虑对煤层自燃发火进行综合防治。采用以黄泥灌浆系统为主、喷洒阻化剂为辅的综合防灭火措施。 （二）灌浆防灭火 1．灌浆系统 矿井开采煤层属自燃煤层，在主斜井工广内设黄泥灌浆站。 铺设路线为：灌浆管路由主斜井→轨道大巷→轨道下山、采面风巷至工作面。灌浆主管采用Φ108×6mm无缝钢管，支管采用Φ89×5mm无缝钢管，工作面采用Φ50mm（内注）纺织胶管。 2．灌浆参数计算及选择 1）灌浆工作制度 全年330d，灌浆站每天工作班数及工作时间，视煤层自燃发火严重程度自行确定。 2）对灌浆材料的要求 ①颗粒要小于2mm，细小颗粒占大部分。 ②主要物理性能指标 密度：2.4～2.8m3/t； 孔隙率：61.1～64.0%； 浸水收缩率：15%； 沉降速度：0.02～0.03cm/min。 ③不含有（或少含有）可燃物 3）灌浆所需土量 103 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 ①每天灌浆所需土量 Q土1=K×G/r煤=0.05×909/1.51=30.1m3/日 式中： Q土1—日灌浆所需土量，m3/日 K—灌浆系数，取0.05 G—矿井日产量，909t r煤—煤的容重，五2煤层1.51t/m3。 ②每日灌浆所需实际开采土量 Q土2=αQ+1=1.1×30.1=33.11m3/日 式中： Q土2—日灌浆所需实际开采土量，m3/日 α—灌浆取灰系数，取1.1 4）灌浆泥水比的确定 经验数据为1：5，生产矿可根据泥浆的运距、煤层倾角、灌浆方式、灌浆材料和四季变化等因素通过试验确定。 5）每日制浆用水量 Q水1= Q+1δ=33.11×5=165.55m3/日 式中： Q水1—制浆用水量，m3/日 δ—泥水比的倒数 6）每日灌浆用水量 Q水2=K水 Q土1δ=1.1×33.11×5=182.11m3/日 式中： Q水2—灌浆用水量，m3/日 K水—水量备用系数 104 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 7）每日灌浆量 Q浆1=（Q土1 +Q水1）×M =（33.11+182.11）×0.93 =200.2m3/日 式中： Q浆1—日灌浆量，m3/日 M—泥浆制成率 8）每小时灌浆量计算 Q浆2=Q浆1/nt=200.2/(2×5)=20.02m3/日 式中： Q浆2—每小时灌浆量，m3/h n—每日灌浆班数，班/日 t—每班纯灌浆时间，h/班 9）泥浆搅拌容积计算 V泥=2×Q浆2=2×20.02 =40.04m3 取50m3，分为两路，轮换使用。 4．灌浆注意事项 （1）灌浆前后以清水冲洗管路，检查管路是否漏水或有泥浆沉淀堵塞。 （2）灌浆站与各灌浆地点必须设通讯信号，灌浆前后进行联系。 （3）灌浆工作必须由专人操作和看管，出现问题应及时处理或联系，并要设专人负责检查和维修管路。 （4）在地面灌浆应严格防止草根、木块等杂物进入注浆管。 （5）泥浆在管内流速应不小于2m/s，以防止泥浆沉淀堵塞。 （6）在灌浆工作中，应经常测定水土比、管路压力、泥浆流速、黄 105 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 泥沉淀、水的流出量、灌浆时间等，要有人负责测定、记录、整理分析。根据生产中的实际情况，存在问题及时处理，保证矿井正常生产。 （三）阻化剂防灭火 阻化剂防火是防止自燃发火的有效方法之一。具有节约黄土等优点。阻化剂为氯化钙（CaCl2）、氯花镁（MgCl2）、氯化铵（NH4Cl2）、氯化钠（NaCl）等。将它们的水溶液喷洒在煤体上，具有阻止氧化、防止煤自燃的良好作用。 经抚煤研所实验及实际应用，工业氯化钙、卤片（六水氯花镁）阻化效果最好。具有货源充足，运输方便，价格低等优点。建设单位在实际生产中根据使用阻化效果合理选用阻化剂。 喷洒药液浓度关系到阻化效果，根据XXX矿区使用阻化剂效果，药液浓度选用15～20%之间，此时氯花镁、氯化钙阻化率最高，防火效果最好。 喷洒方法：一般在当工作面停采后，运出工作面设备，然后回柱前进行喷洒。对工作面进风、回风煤壁、采空区进行喷洒。开采过程中，随采随喷洒。 喷洒工具：1t矿车2辆，小水泵1台，胶管适量。1t矿车作为溶液池，将卤片按20%的比例在矿车内调匀，即可用小水泵进行喷洒。 工作面一次喷洒量计算： V=K1×K2×L×S×H×A/r-1 式中：V—工作面一次喷洒量，t； K1—喷洒药量系数，取1.2； K2—采空区遗煤容重，取0.85； L—工作面长度，取160m； S—喷洒宽度，取1.6m； 106 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 H—浮煤厚度，取0.2m； A—吨煤吸药量，取0.058t/t； R—阻化剂溶液容重，取1.05t/m3。 采煤工作面一次喷洒量计算： V=1.2×0.85×160×1.6×0.2×0.058/1.05 =2.88（t） 以上计算可根据实际参数变化进行调整，确保阻化效果。 （四）其他综合防灭火方法 1．堵漏 利用阻化剂或阻化凝胶进行堵漏，巷道冒顶充填，停采线附近的封堵等。工作面上、下隅角挂风帘，采空区后方不留任何尾巷并应严格封闭所有联络斜巷。减少巷道间压差，减少漏风。 2．加快工作面推进度 采空区次氧化带和氧化带长度一般为60～90m左右，为使在发火期内将浮煤甩入采空区窒熄带，应根据自然发火期确定工作面推进度。 3．开切眼防灭火 开切眼为工作面易发火地点，必须重点预防。掘进时应对冒顶区及时充填，开切眼掘完后应先喷洒阻化剂，再用黄泥灌浆或阻化凝胶进行全断面喷涂，并应加强监测。最好将备用面的准备时间控制在发火期内。 4．加强火灾预测、预报及监控 按照《煤矿安全规程》的规定，必须明确选定自然发火观测站或观测点的位置并建立监测系统、确定煤层自然发火的标志气体和建立自然发火预测预报制度。设计利用现有KJ90N监测系统配备CO传感器进行监测。通过生产中不断地积累资料和经验，并加强各种检测，是可以预测预报火灾的，使其在萌芽状态就能采取措施加以消灭。 107 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 三、外因火灾防治措施 （一）各机电硐室、井底车场等火灾防治措施 1．井下所有机电设备硐室设计基本都布置在岩层内，距开采煤层一定距离，且所有硐室及通道均采用砼等不燃性材料支护，长度超过6m的硐室均有两个以上出口。 2．采区排水泵房硐室及通道采用砼砌碹支护并用砼铺底，在其通道内设有密闭门1座，可作防水、防火用，硐室内还设有手提式灭火器。 3．采区变电所硐室及通道采用砼砌碹支护并用砼铺底，在与井底车场通道内设密闭门1座，可作防火和防水用，与井底排水泵房相连处及变压器室与配电室间分别设有防火栅栏两用门各1座，各硐室还按规定配备有手提式灭火器。 4．其它机电设备硐室均按照有关规程、规范要求设置消防设施。 5．机电设备硐室的管理维护均应依据有关规程、规范制定相应的制度，并必须按照有关规程规范要求严格进行管理。严禁携带火源或易燃易爆品进入机电硐室，严禁非相关人员进入机电硐室内，机电硐室内确需存放易燃物品时必须严格按照有关规定，将其存放入不燃性容器内并密封严实，严禁乱堆放；机电硐室内工作人员必须进行防灭火的安全培训。如井下发生火灾，必须遵照有关规程、规范要求进行灭火救灾。 （二）井下电气事故火灾防治措施 井下电气设备均采用防爆型。井下各变电所均为两个以上的回路供电。电气设备和供电线路均设有保护接地、漏电等保护。 井下电压等级高压为6kV，低压为660V、127V等。 地面、井下所有线网和设备均按规程规定和要求设有防雷等保护接地网。 （三）井下电缆 井下电缆均采用煤矿用阻燃电缆。电缆的选择、敷设、连接等均按《煤 108 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 矿安全规程》的规定和要求进行。 （四）井下电气设备的各种保护 井下电气设备需按有关规定定期检查、维护、修理。并设有保护接地、短路、过流、过负荷、断相、漏电等保护。 （五）带式输送机防止着火及安全运行的防治措施： 1．井下运输胶带机使用阻燃运输带，带式输送机托辊的非金属材料零部件和包胶滚筒的胶料，其阻燃性和抗静电均符合有关规定。 2．胶带输送机巷道顶部设有照明灯具进行照明。 3．胶带输送机设有烟雾保护、温度保护和堆煤保护装置及防胶带跑偏装置、张力监测装置和限位开关。 4．胶带输送机巷道设有自动洒水装置、温度保护、烟雾保护。 5．机头机尾硐室设有DMH型自动灭火系统。 6．胶带输送机巷道设有火灾报警装置及连续式火灾监测系统，连续式火灾监测系统并接入矿井安全监测系统。 7．对主要运输巷道内的带式输送机还装设了张紧力下降保护和防撕裂保护装置；沿胶带输送机人行道侧设置事故紧急停车装置。机头和机尾设防护栏，防止人员与驱动滚筒和导向滚筒相接触。 8．带式输送机设有软启动装置，上运输送机设有逆止器和制动装置，制动力矩与设计最大静拉力差在闸轮上的作用力矩之比不小于2，也不大于3。 9．井下胶带运输机考虑了综合保护措施，具有煤位信号、速度、温度、烟雾、洒水、防跑偏、拉线停车开关、自动连锁控制等功能。输送机胶带为阻燃型胶带、电动机选用防爆电动机，液力偶合器选用水介质传动。有了这些措施能确保胶带输送机的安全运行。 （六）井下消防洒水系统概述 1、供水水源 109 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 井田内无常年性地表水体，仅在丰水季节沿地表低凹处形成溪流，枯水期很长，无法利用。为充分合理利用水资源，矿井排水经沉淀、净化处理达标后作为补充井下降尘、消防用水水源和地面消防、降尘用水。生活用水和供水施救用水由现有的农村自备水井供给。地面生活给水管网和消防管网各自单独分置。 在副斜井工业广场内设置一个容量为500m3的静压消防水池，主要用于井下消防降尘用水。供水施救系统管路和井下消防与防尘洒水管路为同一管路。供水施救系统管路与井下消防与防尘洒水管路在井口互通，可通过控制阀进行转换，向井下供应消防防尘用水。井下消防与防尘洒水系统采用静压供水，主要进、回风巷、各采、掘工作面均敷设消防与防尘洒水管路。 2、井下消防与防尘洒水系统布置 井下消防洒水系统详见第八章第五节相关论述。 110 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 第七章 采区防治水 第一节 水文地质 一、水文地质条件 1、矿井边界及水力性质 矿区边界为自然边界，矿区北部ZXXC正断层切断了矿区与北部含水层的水力联系，构成阻水边界；西部为袜子哇正断层，沟通了与西部寒武系强含水层的水力联系，为矿区地下水的补给边界；南部XCV平移断层使二1煤层顶、底板直接充水含水层与太原组含水层接触，构成弱透水边界，东部为无限边界。 2、含水层 （1）五2煤层底板砂岩裂隙含水层（Ⅴ） 由五2煤层底至砂锅窑底板之间的中、粗粒砂岩组成，平均厚44.08 m。该含水层含水性弱，正常情况下不会影响五2煤层开采，但丰水季节及构造破坏地段，应加强对涌水量观测工作。 （2）五2煤层顶板（六2煤层底板）砂岩裂隙含水层（Ⅵ） 五2煤层顶板砂岩含水层，出露位置较低，主要接受大气降水补给，为裂隙承压水。主要由细～中粒砂岩组成，平均厚12.99m。0676补及0756孔抽水资料，其单位涌水量0.014～0.0005L/s·m，渗透系数0.0013～0.055m/d，水位标高+344.28～371.31 m，富水性较弱。水质类型SO4-Na+K水，矿化度为1.341g/L。 另据瞬变电磁勘探报告，绘制出五2煤顶板（六2煤底板）砂岩段富水异常区分布图。区内共解释砂岩富水区八处，这八处富水的可能性较大。部分富水区伴随断裂构造发育，反应了构造裂隙带起到一定的富集与导水作用。 3、隔水层 111 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 （1）五2煤层底板隔水层 由砂锅窑砂岩底至五2煤层底板之间的泥岩、粉砂岩组成，厚约127m。一般情况下可阻止五2煤层底板以下各含水层中水进入五2煤层采区。但在构造破坏情况下将失去隔水作用。 （2）五2煤层顶板隔水层 由五2煤层顶板至田家沟砂岩底间的泥岩、砂质泥岩组成，厚约102m。一般情况下能隔离五2煤层以上各含水层中水进入五2煤层采区，但在构造破坏、采动影响下，此隔水层可能失去隔水作用。 4、 充水条件及充水因素 矿井的充水条件主要取决于充水水源和充水通道两个方面。 （1） 充水水源 矿井充水水源主要有：大气降水、地表水、地下水和老窑及老空水。是否对矿井产生充水影响，主要取决于开采煤层的赋存特征及同上述各水源间的联系，以及诱发水体入渗矿井的通道，充水强度则主要同各水体的发育程度有关。 （2）充水通道 矿井水的充水通道分为渗入性通道和溃入性通道。渗入性通道向矿井的充水，矿井涌水量小，不会对矿井安全生产造成威胁。只有溃入性通道才会对矿井安全生产造成威胁。分析五2采区存在溃入性通道的可能有以下几种： ①断层带 本区虽然未发现导水断层（F4、F5、F6），但是并不排除在以后的生产过程不会有遇到导水断层。依据本矿与相邻矿井生产揭露，推测矿区小型断层及裂隙发育，是构成煤层顶底板含水层水的主要通道。尽管煤层顶板砂岩和底板太原组灰岩均以弱富水为主，但不可排除局部富水地段，初 112 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 始水量较大对矿井充水的影响裂隙可使不同含水层互相连通，也可破坏隔水层，造成矿井淋水等水害，另外丰水季节也是直接影响矿井安全生产的重要因素。因此，矿井在开拓过程中，要随时注意观察井下地层变化，对可能出现的导水断层应采取有效的措施，防止断层水突入矿井。 ②封闭质量差的钻孔 本矿区内所有钻孔按现行封孔质量要求评价，封孔质量不合格的钻孔有：0713、0715、0753孔。封孔质量不合格的主要原因是封闭厚度较薄，因此，在这些不合格钻孔附近采掘时，要先探后进，防止钻孔导通各含水层水进入矿井。 ③矿区内及周边废弃井筒 化名煤业矿区范围内及其附近分布有多座废弃井筒，其分布区域大致在矿区西部、西北部，分别是原袜子哇矿老系统报废风井、盛华煤矿、鑫源煤矿、宏泰煤业、金安煤业及南部的杏树口二矿的井筒。废弃井筒多为黄土，砂石及砖块充填，充填方式简陋，且废弃时间较长，几处废弃井筒有坍塌出现。废弃井筒如不能很好的隔绝地表水，特别是雨季，地表水容易通过废弃井筒进入矿井，造成水害。 5、涌水量构成及预测 （1）五2煤层涌水量构成 五2煤层主要充水水源以老空水为主，次为顶板砂岩裂隙水充水的矿床。 （2）五2煤层及矿井涌水量预算 据《匿名县化名煤业有限公司矿井水文地质类型划分报告》（XXX省煤田地质局二队，2017年4月）及《匿名县化名煤业有限公司生产矿井地质报告》（XXX省煤田地质局二队，2017年5月）预测，五2煤层正常涌水量为59 m3/h，最大涌水量100m3/h。 113 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 二、采区防治水 （一）开拓、开采方面的措施 本区煤炭开采历史悠久，各煤层在埋藏较浅部分均有老窑采空区，预测废弃井巷及采空区存在不同程度的积水。特别是五 2 煤层东部边界外 sdfg六矿，采空区和巷道积水情况不详，周边开采环境构成采区安全生产的主要危害。 1、采区设计方面，留足导水断层、钻孔、矿井边界、采空区等各种防隔水煤柱；新设计的开拓、准备、回采巷道与承压含水层的距离满足安全要求， 2、采区建设和生产期间，必须制定专门的防治水措施，对地面防水，井下地质钻孔，废弃井筒、采空区、导水断层、含水层等进行针对性防治措施，防治水害事故发生。 3、采区采掘施工，必须坚持“预测预报、有疑必探，先探后掘、先治后采”的原则，严格执行《煤矿防治水规定》，采用物探、化探或钻探等手段，探明积水情况，制定探放水专项设计，采取针对性措施，排出水害隐患，才能进行采掘施工。 （二）防水安全煤（岩）柱的留设 设计针对本矿的具体条件对需要留设的各类煤（岩）柱都按有关规定进行计算后，在开拓平剖面图、采区图中标明。 1、防水煤柱留设的原则 断层煤柱的留设根据断层的性质，断层的导水性、落差大小、水压情况来考虑。井田边界煤柱相邻两个井均应留设。 2、导水断层煤柱 根据《矿井水文地质类型划分报告》中几个主要含水层情况，五2煤层水头压力最大值4.56MPa。采用《煤矿防治水规定》导水断层防隔水煤 114 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 柱留设公式计算煤柱宽度。 L=0.5KM 式中：L—煤柱留设的宽度，m； K—安全系数，一般取2～5，取3； M—煤层厚度或采高，1.3m； P—水头压力，(据矿井水文地质类型划分报告，五2煤层含水层水位标高+371.31m，采区最低标高-130m)，预计水头压力4.92MPa； Kp—煤的抗拉强度，一般0.1～0.5，五2煤层取0.1MPa。 经计算得，L=23.69m。 根据以上计算，同时为进一步确保安全，设计暂定导水断层两侧煤柱每一侧为30m。采区生产时要进一步收集水头压力及煤的抗拉强度等参数，并根据实际开采标高及断层延展长度，及时调整煤柱长度，确保安全生产。 井田内老庄逆断层和袜子哇正断层煤柱基本被副斜井工广煤柱所覆盖，两断层未被副斜井工广煤柱覆盖部分，断层两侧煤柱每一侧为30m。 3、井田边界煤柱和采区边界煤柱 本井田边界为人为边界，两侧各留设煤柱宽度20m。 采区边界煤柱根据经验，煤柱宽取20m。 4、主要巷道保护煤柱 根据矿井经验，采区上(下)山两侧各留设50m煤柱。 3p ≥20 m kp第二节 采区排水系统 一、矿井排水设施现状 矿井共有二个排水系统。第一排水系统位于副斜井井底车场（标高+50m，简称+50水仓），布置泵房和内、外两个环形水仓，水仓为半圆 115 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 拱形断面，内环水仓有效容量764.6 m3，外环水仓有效容量1695.4m3，两水仓总容量2460m3，可容纳矿井10小时以上正常涌水量。六2煤层和+50m大巷以上涌水由该排水系统排出地面。泵房安装三台MD200-50×8型水泵可以满足矿井排水需要，正常涌水量时，1台工作，1台备用，1台检修 。该水泵额定流量200m3/h，额定扬程400m，电动机功率400kW，转速1480rpm。 第二排水系统位于主斜井井底车场（标高±0m，简称±0水仓），设主副水仓，总容量1350m3，承担五2煤层采区涌水的排出任务。 五2煤采区±0m以下涌水汇入采区水仓，由五2煤下山采区排水系统排至主斜井井底±0水仓，再由主斜井±0m 水泵房排水系统排至地面。现主斜井±0m 水泵房安装3台型号分别为MD85-45×7、MD85-45×8、PJ80×9型水泵。MD85-45×7水泵额定流量85m3/h，排水高度315m，配套电动机功率132kW。MD85-45×8水泵额定流量85m3/h，排水高360m，配套电动机功率132kW。PJ80×9型水泵额定流量85m3/h，排水高度300m，配套电动机功率132kW。正常涌水量时1台工作，1台备用，1台检修即可满足矿井排水需要。 二、采区排水系统 1、采区排水系统 在采区下山设水仓和泵房，采区下山涌水由采区排水系统排到主斜井底±0m水仓。 2、采区排水设施 在采区下部设采区水仓、泵房变电所，便于采区开采期间的矿井涌水排放使用。水仓设分别互不相通的内仓和外仓，便于清仓时交换使用。采区泵房和变电所在同一硐室，经硐室通道分别与采区皮带运输下山和轨道回风下山联通，形成硐室通风系统。 116 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 水仓总容量360.8m3，可容纳5小时以上采区正常涌水量，满足《煤矿安全规程》规定。 第三节 采区排水设备 一、排水设备选型 1、设计依据： 采区正常涌水量：59m3/h 采区最大涌水量：100m3/h 排水高度：133m 瓦斯等级：低瓦斯 2、选型计算 (1)水泵必须的排水能力 正常涌水时水泵必须排量QB： QB=1.2×59＝70.8m3/h 最大涌水时水泵必须排量QBmax： QBmax=1.2×100＝120.0m3/h (2)估算水泵所需扬程HB HB=1.3Hc1.3138179.4m 式中：Hc—排水高度，Hc=133+5=138m; 5—吸水高度。 (3)预选水泵 根据QB、HB，设计选用现有MD85-45型水泵，该水泵额定流量85m3/h，单级额定扬程Hi=45m，单级零扬程为Hio=52.8m。 所选水泵级数为 i= HB179.44.0，取4级 Hi45117 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 (4)校验水泵的稳定性 因Hsy=1.3(Hp+Hx)=1.3×(133+5)=179.4m 而Ho=i·Hi0=4×52.8=211.2m 故Hsy=179.4m＜0.9Ho=0.9×211.2＝190.08m 满足水泵的稳定性要求。 (5)水泵台数的确定 正常涌水量时工作水泵台数 n1= QB1.2590.83 取1台 Qe85最大涌水量时工作水泵台数 n2= 检修水泵台数 n3≥0.25n1=0.25 取1台 故选用三台MD85-45×4型水泵可以满足矿井排水需要，正常涌水量时，1台工作，1台备用，1台检修；最大涌水量时，2台工作， 1台检修。 3、管路的选择计算 (1)管路趟数的确定 根据设计原则，设置两趟排水管路，沿皮带运输下山敷设至±0 m水仓入口水沟。正常涌水量时，一趟工作，一趟备用。 (2)管路系统布置见图7-3-1。 (3)管材选择 根据排水要求，确定选用热轧无缝钢管。 (4)管径的计算 ①排水管内径 取排水管经济流速p=1.5～2.2m/s，则 118 1.2971.37 取2台 85匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 dp= Qe85900vp9003.141.52.2 =0.142～0.117m 选取现用Ф108×3.5mm的无缝钢管为排水管。 排水管壁厚的验算 δ=0.5dp( Z0.40.011HB1)+0.15 Z1.30.011HB800.40.011179.41)+0.15 801.30.011179.4 =0.5×10.1×(=0.258(cm) =2.58mm＜3.5mm合格 图7-3-1 采区泵房排水管路系统图 ②吸水管内径 119 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 选取Ф127×3.5mm的无缝钢管为吸水管。 (5)管路特性计算及工况点确定 通过计算，管路损失常数R=0.00174h2/m5，则新管特性和挂垢后的管路特性方程式分别为： 新管：H1=Hsy+RQ2=179.4+0.00174Q2 挂垢后：H2=Hsy+1.7RQ2=179.4+0.00296Q2 式中：Q——水泵流量以m3/h计。 参照水泵流量范围，选取以下六个流量值，分别计算排水泵所需扬程和三级泵相应的四分之一扬程值，如表7-3-1所列。 表7-3-1 水泵工况参数计算表 Q 新管 挂垢后 m3/h H,m H/i,m H,m H/i,m 0 179.4 44.9 179.4 44.9 20 180.1 45.0 180.6 45.1 40 182.2 45.5 184.1 46.0 60 185.7 46.4 190.0 47.5 80 190.5 47.6 198.3 49.6 100 196.8 49.2 209.0 52.2 利用表7-3-1所列数据，在所选水泵特性曲线图上画出管路特性曲线1、2，即得水泵工作初期和管子挂垢后工况点M1，M2，见图7-3-2。 120 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 图7-3-4 采区泵房水泵特性曲线图 其工况参数分别为： M1 QM1=74.6m3/h，HM1=185.6m，η=70﹪，Hsm1=3.71m M2 QM2=71.6m3/h，HM2=190.4m，η=68﹪，Hsm2=3.55m (6)排水时间校核 矿井正常涌水量时期，一台泵工作，走一趟排水管，矿井最大涌水时期二台泵工作，走二趟排水管。 ①正常涌水时期，水泵每天工作小时数 初期T= 24q245918.98h＜20h n1Qm1174.624q245919.8h＜20h 管子挂垢后T= n1Qm2171.6②最大涌水时期，水泵每天工作小时数 24qmax2410016.1h＜20h n1n2QM2274.624qmax2410016.8h＜20h 管子挂垢后T max2= n1n2QM2271.6初期Tmax1= (7)电动机容量的验算 ①铺设新管时，所需电动机功率： Nd=kgQM1HM110209.8174.6185.61.156.1kw 10003600gC100036000.70.98 ②管子挂垢时，所需电动机功率： Nd=kgQM2HM210209.8171.6190.41.156.86kw 10003600gC100036000.680.98根据计算结果和节能减排的要求，建议选用MD85-45×4型水泵水泵配套电动机YB3-280S-2型，Ne=75kW，n=2977r/min，Ue=660V，可以满足需要。水泵电控选用QBZ-120/0.66V矿用隔爆型真空起动器。 121 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 第八章 采区井下安全避险“六大系统” 第一节 矿井安全监控系统 一、安全监测监控系统配备 根据矿井安全生产条件、现行《煤矿安全规程》、《煤矿安全监控系统通用技术要求》、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》及《煤炭工业矿井监测监控系统装备配置标准》等相关规定，矿井现使用的一套煤矿安全监控系统，型号为KJ90N可以满足矿井安全监控使用需要。该系统由监控主机、监控软件、传输接口、监控分站、供电电源及各种传感器及执行器等部分组成。 本次设计五2采区安全监测监控系统通过五2轨道反下山敷设的监控电缆与矿井安全监控系统相连接。 二、中心站设置 本矿安全监控系统地面中心站设置在该矿调度室内，包括监控主机、数据服务器、显示器、打印机、传输接口（调制解调器）、UPS电源、网络交换机、备用机、电源/信号防雷设施和录音电话等。 三、分站及传输电缆设置 1．分站及隔爆电源的设置 根据AQ1029-2007的规定要求，结合矿井的开采技术条件和安全条件、矿井开拓布置及地面总平面布置、采区机械配备布置、井下巷道开拓布置及机电硐室、井上下供电系统、矿井通风系统等。在地面通风机房、五2采区变电所、五2采区避难硐室、井下中央泵房变电所、五2采区皮带运输上(下)山和临近采、掘工作面入口地点等处设置监控分站。 2．传输电缆敷设 监控系统传输采用专用线路，系统的主干通信电缆经副斜井井口房避 122 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 雷器由副斜井井筒引至井下，传输线路选用具有煤矿矿用产品安全标志的阻燃信号电缆，构成全矿井的监测监控系统传输网络。监控分站之间、监控分站与传感器、执行器之间均采用矿用阻燃通信电缆。 井下采用沿巷道电缆挂钩吊挂方式，电缆挂钩间距在巷道内不大于3m。通信及信号电缆与电力电缆在巷道内同侧敷设时，应敷设在电力电缆上方0.1m以上。巷道中敷设电缆还应满足《煤矿安全规程》的有关规定。地面电缆采用沿电缆沟及穿钢管埋地、沿墙敷设方式。 四、甲烷传感器布置 甲烷传感器是将矿井中瓦斯浓度转换成标准的电信号（最常见的是200～1000Hz频率信号，1～5mA电流信号）供分站采集，传感器的工作电源通过分站提供，也可由电源直接提供。 井下布置1个综采工作面，2个煤巷综掘工作面。采煤机设便携式检测报警仪，采煤工作面上隅角设置便携式甲烷检测报警仪，其他地点甲烷传感器按AQ1029-2007要求设置，甲烷传感器选配详见表8-1-1。 表8-1-1 甲烷传感器的安设位置、报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围 安设地点 五2—11090工作面（距工作面10m内） 五2—11090工作面运输巷（下部顺槽尾部距大巷10～15m） 五2—11080运输巷掘进工作面（距掘进工作面5m内） 五2—11080运输巷掘进工作面（掘进巷尾部至联络巷10～15m） 五2—11080回风巷掘进工作面（距掘进工作面5m内） 五2—11080回风巷掘进工作面（掘进巷尾部至联络巷10～15m） 避难硐室生存室 避难硐室过渡室 避难硐室安全出口 五2煤仓上方 总回风巷 报警浓度 ≥1.0% ≥1.0% 断电浓度 ≥1.5% ≥1.0% 复电浓度 <1.0% <1.0% 断电范围 所在工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备 所在工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备 所在掘进巷道内全部非本质安全型电气设备 所在工作面内及其回风巷内全部非本质安全型电气设备 所在工作面内及其回风巷内全部非本质安全型电气设备 所在工作面内及其回风巷内全部非本质安全型电气设备 <1.5% <1.0% 贮煤仓运煤的各类运输设备及其他非本质安全型电源 回风巷内全部非本质安全型电气设备 ≥1.0% ≥1.0% ≥1.0% ≥1.0% ≥0.5% ≥0.75% ≥0.7% ≥1.5% ≥1.0% ≥1.5% ≥1.0% ≥1.0% ≥1.0% ≥1.5% ≥1.0% <1.0% <1.0% <1.0% <1.0% 123 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 区段煤仓 ≥1.5% ≥1.5% <1.5% 运输巷运煤的运输设备及其他非本质安全型电源 五、其它传感器的布置 1) 一氧化碳传感器 在五2-11090工作面回风巷﹑采区回风巷、总回风巷布置一氧化碳传感器各1台，其报警浓度为≥0.0024 %CO。 在采区避难硐室生存室中设置一氧化碳传感器1台，在采区避难硐室两安全出口处各设置一氧化碳传感器1台，在采区避难硐室两过渡室内各设置一氧化碳传感器1台。 2)风速传感器 在主斜井、副斜井和总回风巷、斜风井测风站各设风速传感器1台。 3)风压传感器 主要通风机的风硐和采区避难硐室内各设置风压传感器1台。 4) 温度传感器 五2-11090采煤工作面、+50m中央变电所、采区变电所、主斜井底变电所、采区避难硐室生存室内、两过渡室和两安全出口侧各安装温度传感器1台。井下硐室内安装的温度传感器报警值为34℃，采煤工作面安装的温度传感器报警值为30℃。 5) 烟雾传感器 在主斜井胶带机、上仓皮带巷胶带机、采区运输巷、采面运输巷胶带机滚筒下风侧10～15m处各设置烟雾传感器1台。 6)风门传感器 在井下各主要风门处设置风门传感器。当两道风门同时打开时，发出声光报警信号。 7)设备开停传感器 主通风机、井下局部通风机，每台各设置设备开停传感器1台。 8)馈电状态传感器 124 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 为监测被控设备瓦斯超限是否断电，在井下被控设备开关的负荷侧设置馈电状态传感器。 9)断电控制器 为保证安全监控系统的断电和故障闭锁功能，断电控制器与被控开关之间必须正确接线。 10)氧气传感器 在采区避难硐室生存室中设置氧气传感器1台。 11)二氧化碳传感器 在采区避难硐室生存室中设置二氧化碳传感器1台；在采区避难硐室两过渡室内各设置二氧化碳传感器1台。 第二节 采区人员定位系统 一、采区人员定位系统 为了保证下井人员的安全，及时了解当前井下人员分布情况，实现井下人员的跟踪监测，根据现行《煤矿井下作业人员管理系统使用管理规范》、《煤矿井下作业人员管理系统通用技术条件》、《煤炭工业矿井监测监控系统装备配置标准》等相关规定，在五2采区安装矿用人员定位分站，并通过敷设在五 2 轨道反下山的人员定位传输(光)电缆与矿井的 KJ128A型煤矿用人员定位系统连接，构成采区人员定位系统。 二、分站及传输(光)电缆设置 1、分站、隔爆电源及读卡器的设置 各分站和读卡器分别布置在地面主斜井井口、副斜井井口、副斜井井底、+50m中央变电所、+50m轨道大巷、采区避难硐室、五2采区变电所、主斜井井底±0泵房变电所、轨道大巷等区域。分区定位原则：地面井口和井底各放一套分站将地面和井下分开，区分井上、井下；井下采区和采 125 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 掘工作面做为主要区域，禁入区和固定岗位做为次要，其它大巷做为一般区域进行定位。 2、传输(光)电缆敷设 本矿井人员定位系统传输采用专用线路，主干通信光缆经副斜井井口避雷器由副斜井井筒引至井下。传输线路选用具有煤矿矿用产品安全标志的阻燃通信光缆和电缆，人员定位传输分站之间、传输分站与读卡器之间均采用阻燃通信电缆。构成全矿井的人员定位系统传输网络。 第三节 通信系统 按照《煤矿安全规程》和相关规定的要求，五2采区通信系统通过敷设在五2轨道反下山的通信电缆与矿井的通信系统连接，构成采区通信系统。副斜井工业场地调度室内设置容量200门的SOT600型程控电话交换机，承担全矿井地面工业场地和井下采区的调度通信。 调度通信系统利用副斜井工业场地已外接架设的一趟通信光缆，将有关信息上传至上级主管部门和地方监管部门，与上级实现系统联网。 一、地面调度通信 在主斜井和副斜井工业场地综合办公楼的生产部门、地面变电所、通风机房、压风机房、提升机房、灌浆站、行政办公区、锅炉房、灯房、井口房、机修车间、坑木加工房等处设电话，其中在主斜井和副斜井地面6kV变电所、地面通风机房等地，设直通矿井调度室的电话。 二、井下调度通信 矿井井下调度通信由副斜井工业场地引2根MHYAV-2×100×0.8电话电缆经副斜井井筒至井底，互为备用。当任一条电缆出现故障时，可迅速转接，以保证井下主要电话用户的通信。下井前通过矿用安全耦合器隔离与耦合。下井的通信电缆在入井口处装设熔断器和避雷装置。 126 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 沿副斜井井筒敷设的两趟通信电缆分设在不同间隔，相互之间设联络电缆。 在原+108m变电所设一台NF100防爆接线箱，将副斜井井筒引入的两趟通信电缆引入接线箱。 在副斜井井底设置一台VF50型电话交接箱，由原+108m变电所设一台NF100防爆接线箱引入一趟MHYAV-2×30×0.8矿用阻燃通信电缆，向安设在+50m中央变电所、+50m泵房、副斜井底等候室、副斜井井底信号硐室的电话用户提供通讯服务。 在±0m变电所安设一台VF50型电话交接箱，由原轨道大巷NF100防爆接线箱引入一趟MHYAV-2×50×0.8矿用阻燃通信电缆，向安装在主井底(±0m)变电所、主井底(±0m)泵房、主斜井皮带机头、六2煤仓上下口、五2煤仓上下口、五2轨道反下山下车场、皮带运输下山绞车、采区避难硐室等处电话用户提供通讯服务。 在皮带运输下山中部车场安设一台NF50防爆接线箱，五2采区回采工作面和掘进工作面、五2采区局部通风机和主要硐室、工作面运输顺槽中皮带机头等处电话用户提供通讯服务。 另在回采工作面采区水平最底点、爆破撤离集中点安设电话，在各带式输送机头部、采区绞车房、采区车场等处设调度电话，其中在井下主变电所、主要水泵房、紧急避难硐室、采掘工作面、爆破时撤离人员集中地点等地方，设直通矿井调度室的电话。 井下电话均使用矿用本质安全型自动电话机。 三、应急广播系统 为提高煤矿安全生产意识，高效应急指挥煤矿生产人员的生产与生活，丰富职工的文化生活，最主要是在矿井安全出现紧急情况下，可以在调度指挥中心，通过广播系统在几分钟以内向井下人员所在的地点下达安 127 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 全指令，高效指导人员的安全撤离。 1、系统组成及主要功能 (1)系统的组成 广播系统主机和话筒安装设置在矿调度信息中心，井下安装广播分站和隔爆兼本安型电源箱，广播主、副音箱通过线缆相连接，广播主音箱相互之间和地面调度信息中心通过光缆相连接。 (2)系统主要功能 1）煤矿井下广播系统具有广播功能 a)井下广播系统应具有广播主机向所有连接的井下广播分站进行广播和播放的功能； b)井下广播系统应具有广播主机向特定井下广播分站、区域组进行播放功能； c)井下广播系统应具有对预制的语音、问候语、祝福语、音乐、上下班铃声等进行定时、循环、编程、强拆强插点选等方式自动播放等功能。 2）煤矿井下广播系统具有应急救援指挥功能 a)井下广播系统具有紧急广播功能，可强行切掉所有广播而转入紧急播放内容，讲话完毕后自动恢复原有状态，用于紧急通知、灾情通报等，紧急播放内容也可连续重复播放； b)井下广播系统具有对紧急呼叫应急指挥的广播语音进行录音、存储和回放功能。 3）井下广播分站具有与地面广播主机的对讲通信功能；宜具有井下局部区域或选定区域内井下广播分站之间的对讲通信功能。 4）煤矿井下广播系统具有管理功能 a)井下广播系统具有自诊断和实时故障指示功能； b)井下广播系统软件具有GIS图（形）显示系统设备位置，便于管 128 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 理； c)在单个井下广播分站出现故障时，不影响其它井下广播分站的正常运行； d)井下广播系统具有单个井下广播分站管理功能。 5）系统无杂音，无干扰，声音清晰，洪亮且可调。地面可调可控。与地面调度电话、外部电话、无线电话（手机）等互联互通，实现电话的远程广播调度和对讲. 2、系统要求及技术参数 (1)系统要求 煤矿井下广播系统及其设备应符合MT209、MT/T1004、MT/T1008、MT287-92、GB3836.1、3836.4等标准的有关规定，并按照国家安标证使用规定取得“MA”安全标志。 井下广播系统及其设备应工作稳定、性能可靠，用于爆炸性环境的设备（必须）优先采用本质安全型，设备之间的输入输出信号宜为本质安全信号。能够连续24小时运行。 调度机房及入井通信电缆的入井口处应具有防雷接地装置及设施。 (2)主要技术指标 1）环境条件 系统中用于煤矿井下的设备应在下列条件下正常工作： a)环境温度：-10℃～40℃； b)平均相对湿度：不大于 95%（＋25℃）； c)大气压力：80 kPa～106 kPa； d)有爆炸性气体混合物，但无显著振动和冲击、无破坏绝缘的腐蚀性气体。 2）供电电源 129 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 地面设备交流电源：额定电压：220V，允许偏差±10%； 井下设备交流电源：额定电压：127V/660V，允许偏差±10%； 3）其他指标 a)故障率 井下广播系统中设备的平均故障间隔时间（平均无故障工作时间）（MTBF）应不少于2000小时。系统累计全年故障时间不超过80小时（≤1%），可用性大于99%。 b)系统容量井下广播系统总容量不少于300台广播分站； c)传输距离：地面广播主机与井下广播分站的传输距离，不小于10km； d)井下广播分站的音量强度不小于85dB； e)井下广播分站的备用电源（必）须达到2小时以上的工作时间。 f)监控中心能对初始化参数、对讲记录、节目播放等记录保存2年以上； 3、系统布置及材料清单 (1)安装的地点 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 主音箱 副斜井口 副斜井车场 编号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 130 副音箱 工业广场 副斜井井底 主斜井井底 中央变电所 五2反下山上口 五2反下山下口 采风顺槽上口 采面顺槽下口 避难硐室 五2运输下山 五2回风下山 五2煤采区泵房 总回风巷 备注 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 (2)主要材料清单 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 设备名称 广播主机 液晶显示器 音箱 广播话筒 固定电话接口 广播系统软件 主音箱 副音箱 隔爆电源箱 多用插座 避雷器 标准机柜 光单元（2*12） 本安光纤接线盒 信号电缆 矿用阻燃电缆 光纤收发器 跳纤 井下本安接线盒 22吋 漫步者 公牛 600*1000*2000 彩尾纤和单元盒 JHHG4 MYQ3*1.5/450V 烽火 SC-SC3米 JHHG4 规格型号 单位 套 台 台 个 个 套 台 台 台 个 台 个 台 个 m m 台 套 根 个 数量 1 1 1 2 1 1 2 13 15 2 2 1 1 12 2000 500 2 1 12 15 机架式 备注 VGA延长设备（20米） 含鼠标键盘 第四节 采区压风自救系统 一、压风自救系统设置 为保证矿井发生灾变时井下作业人员的安全，采区永久避难硐室、各采掘工作面人员工作地点，安装压风自救系统，每人供风量不小于0.3m3/min。采掘工作面25～40m的巷道内、爆破地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处等地点设置压风自救装置。 1．采掘工作面压风自救装置 （1）掘进工作面 掘进巷道自巷道回风口开始，靠近掘进工作面25～40m范围内设置 131 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 一组压风自救装置，自救袋数量不少于15个，并且随工作面掘进及时往前移动。压风自救装置安装在支护良好且无杂物处，安装高度距离巷道底板1.4～1.6m。 （2）采煤工作面 在采煤工作面风巷距离采煤工作面上出口25～40m处各设置一组压风自救袋；机巷在采面下出口以外50～100m放炮地点安装一组压风自救袋。数量分别按工作面最多工作人数及公司相关要求确定。 工作面回风巷道内的皮带机头、绞车硐室、专用回风巷维修巷道施工地点，安设压风自救装置。 安装高度距离巷道底板1.4～1.6m，开关位置便于操作，便于现场人员自救应用。 2．压风自救系统 副斜井压风机房现安装LG-46/8G螺杆式型空气压缩机两台，配带型电动机，功率Ne=250kW。压风管路沿副斜井井筒敷设至井下用风地点。 3、压风自救系统管路安装 设计矿井采区避灾路线上必须安装压风管路，并设置供气阀门，阀门间距不大于200m。 采掘工作面巷口的进风侧要设总阀门，中间每300m设置一个分阀门。在井底大巷、采区大巷、回采工作面回风巷及总回风巷内每100m设置一组三通阀门；在掘进巷道、胶带运输机巷、回采工作面机巷每50m设置一组三通阀门，其他有人操作的地点必须设置三通阀门。 压风自救系统阀门应安装齐全，能保证系统正常使用。采掘工作面压风管路及阀门安装高度距底板应大于0.3m。 二、压缩空气设备校验 本矿井地面无用风设备，井下开拓、掘进、采煤工作面生产时需要风动工具型号、数量和耗风量如表8-4-1所示。 132 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 表8-4-1 压风设备用风量统计表 工作压力 耗气量 总台数 同时使用系风动工具 型号 MPa m3/min ni 数ki 凿岩机 ZY-24 0.49 2.8 4 0.8 砼喷射机 ZP-2 0.49 5-8 2 0.8 风镐 FG-8.3 0.39 1.2 4 0.4 1、确定空气压缩机站必须供气量 压气管路系统如图8-4-1所示。矿井所用风动设备的型式，台数及压气消耗量的计算如表8-4-1所列。 图8-4-1 压风管路计算示意图 ⑴按最大用气设备工作时考虑： Q=a1·a2·a3· niqiki =1.15×1.1×1.0×（7.80+9.06+9.6+19.2） =35.90m3/min 式中：a1—沿管路全长的漏风系数，取a1=1.15； 133 qi:ni:ki 9.06 9.60 1.92 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 a2—机械磨损使压气消耗量增加的系数，取a2=1.1； a3—海拔高度修正系数，取a3=1.0。 ⑵按紧急避险设施需供给风量为： 井下避灾硐室按60人考虑，需风量按0.3 m3/分·人，则 niqiki=1.15×Q=a1·a2·a3·1.1×1.0×（0.3×60）=22.77m3/min 2、计算空压机的供气压力 ⑴按最大用气设备工作时考虑 从图8-4-1中可知，12345789G管路最长约2.60km，则最大压力损失必然发生在该趟管路中。 空压机必须的出口压力为： p = pg+Σ△pi+0.981×105 =4.9×105+1.04×105+0.981×105 =6.921×105 Pa 式中：p —空压机出口压力，Pa； pg —风动工具的工作压力，Pa； Σ△pi —压气管路中最远一趟管路的压力损失之和，每千米按0.4×105 Pa进行估算，Σ△pi=2.60×0.4×105=1.04×105 Pa； 0.981×105 —考虑到橡胶软管、旧管和上山的影响而增加的压力值，Pa。 ⑵按紧急避险设施需要压风出口压力考虑 接入紧急避险系统的压风管路出口压力设计按3×105 Pa考虑，则空压机必须的出口压力为： p = pg+Σ△pi+0.981×105 =3×105+1.216×105+0.981×105 =5.197×105 Pa 134 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 式中：pg —接入紧急避险系统的压风管路出口压力，Pa； Σ△pi —压气管路至紧急避险硐室压力损失之和，每千米按0.5×105 Pa进行估算，Σ△pi=3.04×0.4×105=1.216×105 Pa； 0.981×105 —考虑到旧管、上下山等的影响而增加的压力值，Pa。 3、确定空压机的台数和型式 根据计算所得Q、p值，矿井现安装的LG-46/8G螺杆式型空气压缩机两台，配带功率250kW电动机，紧急避险投入使用时，两台空气压缩机投入工作即可满足需要。该机额定排气量46m3/min，排气压力0.75Mpa，正常生产时，一台工作，一台备用。 4、压气管路的直径计算及选择 1)1-2段压气管路的直径 空压机站所供给的全部压缩空气均通过该段管路流向用风地点，即Q1-2=Q=37.95m3/min，则该段管路的直径。 d1220Q122022.7795.4mm 式中：Qg —通过该段管子的压气量，m3/min。 选用Φ108×3.5的无缝钢管，管子内径d1-2=101mm。 2)其余各段管子的计算直径，选用规格及通过的压气量见表8-4-2。 5、最后确定空压机的出口压力 1)计算压力损失 Li1.85 △pi =105Qi di-6 式中：△pi —某管段的压力损失，Pa； Li—某管段的计算长度（包括局部损失的当量长度15%在内），Li=1.15L，m； L—某段管路的标准管径，m； Qi—通过某段管路的压气量，m3/min。 135 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 表8-4-2 管路选型计算表 管段 代号 1-2 2-4 3-A 4-6 6-H 5-7-10-12 10-B 11-D 10-F 7-8-9-G 8-J 管段实际长度 m 100 710 1100 1500 200 730 1000 210 700 6300 800 通过压气量 计算管径 3m/min mm 22.77 22.77 8.2 14.57 12.0 22.77 7.6 7.6 7.6 12.00 7.6 95.4 95.4 57.3 95.4 69.0 95.4 50.0 50.0 50.0 69.0 50.0 选用管子规格 108×3.5 108×3.5 73×3.5 108×3.5 108×3.5 108×3.5 73×3.5 73×3.5 73×3.5 108×3.5 73×3.5 管路标准内径 m 0.101 0.101 0.066 0.101 0.101 0.101 0.066 0.066 0.066 0.101 0.066 压力损失 Pa 1157 7531 4953 15431 301 7510 3402 7145 23816 28314 27219 ⑴1-2段管子的压力损失 △p1-2 =10-6×1.151001.85 ×37.95 0.1525=1157Pa ⑵其余各段管子的压力损失见表8-4-2。 2)最后确定空压机的出口压力 从表8-4-2中可明显得出，压气管路12465789G的压力损失最大，其最大的压力损失为： Σ△pmax=△p1-2+△p2-4+△p4-6+△p5-G =1157+7531+15431+28314 =52433Pa =0.52433×105 Pa 则空压机的出口压力为 p = pg+Σ△pmax+0.981×105 =3×105+0.5243×105+0.981×105 =4.510×105 Pa 故现用LG-46/8G型空压机的出口压力0.75MPa满足要求。 136 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 空压机应定期检查试验。压风系统应安装安全阀、释压阀等安全保护装置，达到完好标准，确保安全可靠运行。 三、压缩空气管路系统规格及敷设 压缩空气管路系统选用规格及通过的压气量见表8-4-2。 空气压缩机装设有压力表和安全阀，安全阀的动作压力不超过额定压力的1.1倍；断油保护和断油信号显示装置；冷却系统的检测和状态显示装置；超温和超压保护装置；吸气过滤装置。 为确保在事故时最大化的保障职工人身安全，矿井在井下主要地点必须敷设压风管路，管路材质为无缝钢管，压风自救系统的管路安装规格为：压风自救主管路（从地面至入副斜井筒管路及井底大巷）采用φ108×3.5mm；压风自救干管路（区段运料巷、采区运输巷、轨道大巷）采用φ108×3.5mm；压风自救支管路(掘进工作面、回采工作面及两顺槽) 采用φ73×3.5mm。压风自救管路进入采区避难硐室内。管路分两趟设置在巷道两侧的进、出口处，埋入巷道底板，提高管路的安全防护性能，满足压风系统的供风需求。 第五节 供水施救系统 1、供水水源 井田内无常年性地表水体，仅在丰水季节沿地表低凹处形成溪流，枯水期很长，无法利用。为充分合理利用水资源，矿井排水经沉淀、净化处理达标后作为补充井下降尘、消防用水水源和地面消防、降尘用水。生活用水和供水施救用水由现有的农村自备水井供给。地面生活给水管网和消防管网各自单独分置。 在副斜井工业广场内设置一个容量为500m3的静压消防水池，主要用于井下消防降尘用水。供水施救系统管路和井下消防与防尘洒水管路为同一管路。在副斜井工业广场设两个供水施救静压水池，一个容量为200m3， 137 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 一个容量为100m3，一用一备。供水施救系统管路与井下消防与防尘洒水管路在井口互通，可通过控制阀进行转换，向井下供应清洁生活用水，进行施救。供水施救系统采用静压供水，主要进、回风巷、各采、掘工作面、避难硐室均敷设供水施救管路。 2、井下主要管路的分布及型号 矿井消防与防尘洒及供水施救系统采用静压供水，沿副斜井井筒敷设，在副斜井底连接处、主要进(回)巷、各采掘工作面进(回)巷道内等均敷设消防洒水防尘及供水施救管路。 除按照《煤矿安全规程》要求设置消防洒水防尘三通及阀门外，还要在所有采掘工作面和其他人员较集中的地点设置供水阀门，保证各采掘作业地点在灾变期间能够实现提供应急供水的要求。 (1)采煤工作面 首采工作面为五2-11090工作面。在采煤工作面上下口40m处各设置一处供水施救站，并分出五个分支接DN25闸阀供施救用水。采煤工作面运输巷每隔50m设一三通及闸阀，回风顺槽每隔100m设一三通及闸阀，两顺槽每隔200m设一处供水施救站，每个施救站每处分出个五个分支接DN25闸阀供施救用水，以上供水施救装置要随着工作面的回采不断向后移设。 (2)掘进工作面 在掘进巷道距工作面40m处各设置一处供水施救站，并分出五个分支接DN25闸阀供施救用水。在掘进巷每隔200m设一供水施救站，每个施救站每处分出五个分支接DN25闸阀供施救用水。以上供水施救装置要随着掘进巷道的延伸而及时延长。 (3)机电硐室、消防器材库、水泵房等有岗位工作业的地方必须设三通及闸阀。 (4)在井下采区避难硐室内，通过两进口在避难硐室两端各设1施救 138 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 站，每个施救站每处分出五个分支接DN25闸阀供施救用水。 第六节 采区井下紧急避险系统 一、紧急避险设施设置原则 根据安监总煤装[2011]15号文件《国家安全监管总局国家煤矿安监局关于印发煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定的通知》，考虑到避难硐室不宜设置在变电所、火药库或者停车点等存在火灾隐患的地方；避难硐室还应该远离各种地质构造区域，如断层、岩层断裂破碎带，大的地下位移如地震有可能破坏避难硐室及其内部设备；避难硐室的位置还要考虑不能设置在井下容易积水的地点，避免水患，要选择在足够强度的煤层或者岩层中，并且要有足够的非可燃物保护厚度。 二、避难硐室的设置 根据矿井开拓布置和有关文件要求，并结合矿方意见，紧急避险系统包括为入井人员提供自救器、建设井下紧急避险设施、合理设置避灾路线、科学制定应急预案等。 矿井入井人员随身携带自救器，为灾变发生后人员快速逃离灾区提供支持。在井底车场、采区避灾路线上建设避难硐室，实现煤矿井下灾害突发紧急情况下的紧急避险，为井下作业人员提供应急生存空间。 本次设计采区避难硐室设在主斜井底运输平巷附近，便于服务采区。硐室位于五2煤层底板岩石中，硐室长度60m，通道和过渡室18m，满足采区全部工作人员的应急使用。 采区避难硐室地面高于巷道底板200mm，采用锚网索+喷砼联合支护，避难所设计额定避险人数50人。避难硐室建设标准及设施、物品、食品、急救药品等配置按照中平〔2011〕234号《关于印发<中国ASDFGG集团煤矿井下监测监控、紧急避险、压风自救、供水施救系统建设完善实 139 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 施办法（试行）>的通知》和豫煤安避险[2012]1号文件《关于印发 避难硐室按规定配齐压风、供水、监测监控、人员定位、通讯和供电系统。按额定避险人数配备食品、饮用水、自救器、人体排泄物收集处理装置及急救箱、照明设施、工具箱、灭火器等辅助设施。配备的食品发热量不少于5000千焦/天•人，饮用水不少于1.5升/天•人。配备的隔绝式自救器，有效防护时间应不低于45分钟。避难硐室的过渡室内设有压缩空气幕和压气喷淋装置。 三、紧急避难设施类型及容积 1、采区避难硐室规格 (1)采区避难硐室生存室内按避难人数60人考虑，每人应不小于1.0m2，过渡室的净面积应不小于3.0m2的使用面积计算： S生=1.0×60=60 m2 S过=3.0m2 (2) 采区避难硐室的生存室的设计净宽度为3.5m，过渡室的设计净宽度为2.0m，生存室容量的备用系数为1.2，计算其长度： a生=50×1.2÷3.5=17.1 m，取18m a过=3.0÷2.0=1.5m a=a生＋2a过=18＋3=21 m (3)根据采区避难硐室施工需要，生存室的设计净宽度为3.5m和过渡室的设计净宽度为2.0m时，生存室长度不得小于18 m和硐室总长度不得小于21m，可满足要求。 2、采区避难硐室系统设计 140 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 采区避难硐室采用向外开启的两道门结构。外侧第一道门采用既能抵挡一定强度的冲击波，又能阻挡有毒有害气体的防护密闭门；第二道门采用能阻挡有毒有害气体的密闭门。两道门之间为过渡室，密闭门之内为避难生存室。防护密闭门上设观察窗，门墙设单向排水管和单向排气管，排水管和排气管加装手动阀门。过渡室内设压缩空气幕和压气喷淋装置。永久避难硐室的系统主要组成包括第一道防护密闭门、第一道防爆密闭墙、第二道密闭门、空气循环系统、压缩空气幕系统及其附属系统。另外，避难硐室附近的巷道顶板支护要有足够的强度，为减少爆炸冲击波的伤害，进入避难硐室的通道不易取直。 (1)第一道防护密闭门 第一道防护密闭门为抗冲击波密闭门，防护密闭门的设计遵循灵活、快捷、手动、密闭性良好等原则。门体要求能够抵御瞬时1000℃高温、1.0 MPa的爆炸冲击波、有毒有害气体对人体的伤害。门体的结构设计采用绕流和分流技术，防护密闭门上设观察窗。 (2)第一道防爆密闭墙 防爆密闭墙同样要求能够抵抗瞬时1000℃高温和1.0MPa的爆炸冲击波。通过采用C40强度的混凝土并配筋来实现要求。为了加强其抗冲击波能力，墙体周边掏槽，深度不小于0.3m，墙体设计施工成楔形，门前设不少于两趟单向排气管和一趟单向排水管，排水管和排气管应加装手动阀门。 (3)第二道密闭门 采用能阻挡有毒有害气体的密闭门。在两道隔门之间应设置喯淋装置。 (4)空气循环系统 避难硐室内部的空气循环是通过单向排气管路实现的。进风系统将压风管路直接敷设送入到避难硐室内。在避难硐室内部布置成弥撒式和防护 141 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 罩式相结合的布气系统，最后通过单向排气管路实现避难硐室内的空气循环，整个避难硐室内始终保持100～500Pa的正压，且能根据实际情况进行调节，防止毒害气体的渗入。 (5)空气幕系统 空气幕系统安装在两端防护密闭门处，目的是阻隔逃生人员进入避难硐室时有毒有害气体的进入。空气幕系统的动力采用高压空气，系统的启动与硐室密闭门相连动，使得在密闭门打开后，在门口形成气幕门。 (6)附属系统 附属系统包括人员定位系统、监测监控系统、通讯联络系统、供水施救系统、压风自救系统等，附属系统的安装不得少于2套，这些附属系统能保证避难硐室内部人员在救援队伍赶来之前保持良好状态，各系统的具体接入情况应符合国家有关要求和避难硐室专项设计。 四、紧急避险系统整体性设计 紧急避险系统应与监测监控、人员定位、压风自救、供水施救、通信联络等系统相互连接，在紧急避险系统安全防护功能基础上，依靠其他避险系统的支持，提升紧急避险系统的安全防护能力。 1、安全监测监控系统 为了保证矿井安全监控系统正常运行，为井下各地区和避难硐室提供安全监测监控系统，根据矿井目前使用的KJ90N型煤矿监测监控系统，能够保证矿井安全监控系统的正常运行，为矿井避难硐室监测数据提供准确装备。 矿井安全监控系统按照规定进行安装使用；矿井安全监控系统能够实时监测井下各地区的瓦斯、一氧化碳、温度、氧气、二氧化碳等空气参数的情况。紧急避险系统建设一个采区避难硐室，对避难硐室的外部和内部设置氧气、二氧化碳、瓦斯、一氧化碳、温度等传感器，对避难硐室内 142 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 外的有关数据进行监测，保证实现24小时连续监测。 2、井下人员定位系统 矿井人员定位系统能够实时监测井下人员分布和进出紧急避险设施的情况。化名煤业人员定位系统，能够对各工作地区人员分布情况进行实时监控，紧急避险系统形成后，为提高人员定位系统通信功能在紧急避险设施中运行的安全系数，根据井下现有情况，在采区避难硐室中安装2个KJ128A-F型人员定位传输分站，通讯电缆通过穿管预埋方式敷设在采区避难硐室入口巷道底板下，在采区避难硐室附近共安装4个矿用人员定位系统接收器，可将采集的信息传输给监控分站，通过监控分站传送给交换机再传输至地面。 3、压风自救系统 矿井压风自救系统能为紧急避险设施供给足量氧气，接入的矿井压风管路设减压、消音、过滤装置和控制阀，压风出口压力在0.1—0.3MPa之间，供风量不低于0.3m³/min·人，连续噪声不大于70dB。为满足井下紧急避险系统中对压风自救系统的要求，结合化名煤业实际情况，并根据采区开拓布置，井下设置一采区避难硐室，硐室设计额定避险人数50人，考虑1.2富裕系数，硐室最多避灾人数60人。按每人每分钟供风量不低于0.3m³/min计算，空气压缩机供风量应不低于18m³/min。副斜井工业广场地面建有压风站，安装两台LG-46/8G型螺杆式空气压缩机。空气压缩机额定排气量为46m3/min，排气压力均为0.75MPa。正常生产时，一台工作，一台备用。紧急避险投入使用时，一台空气压缩机投入工作即可满足需要，另一台备用。矿井现有压风主管管径能满足紧急避险供风的需要，故仍采用压风主管路、干管路为Φ108×4mm，支管路为Φ73×3.5mm无缝钢管。由副斜井井筒经轨道大巷、五2轨道反下山至采区避难硐室内，管路分两趟设置在巷道两侧的进、出口处，并在进入采区避难硐室两侧的进、 143 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 出口处前20米管路埋入巷道底板中，提高管路的安全防护性能；满足压风系统的供风需求。 4、供水施救系统 矿井供水施救系统应能在紧急避险情况下为避险人员提供引用水，并能为在紧急情况下输送液态营养物质创造条件，接入的矿井供水管路应有专用接口和供水阀门，为满足井下紧急避险系统中对供水施救系统的要求，结合化名煤业供水施救实际情况，为了保证矿井供水施救系统正常使用，对于采区难硐室供水施救系统采取消防与防尘洒水同为一套供水系统，满足避难硐室内的供水需要，保证矿井供水施救系统的正常使用。 5、通信联络系统 矿井通信联络系统敷设至井下紧急避险设施，紧急避险设施内设置直通矿调度室的电话。矿通讯电缆途径采区避难硐室入口处，在施工避难硐室时，提前分别在通讯电缆的主线道上分支出两趟通讯线路，并穿管后埋设在巷底。避难硐室建设完成后安装防爆电话机即可投入使用，可直通矿调度室电话，同时为保证通讯联络系统的可靠性，计划在避难硐室内另外建设一套应急通讯设施，安设一套直通矿调度室的固定电话，使避难硐室内通信系统实现双线路、双通讯。 144 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 第九章 采区供电系统 第一节 采区变电所位置的确定 根据采区开拓布置，采区变电所和泵房设在采区皮带运输下山和轨道回风下部，两下山之间。设计选用两回MYJV22-6/10-3×50型煤矿用聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆,自主斜井底±0m变电所，沿采区皮带运输下山，将6KV电源引入采区变电所，经变压后供采区设备用电。 第二节 采区主要设备统计 根据采区巷道的布置，按照一采两掘工作面及采区的实际情况，将采区的主要设备统计如表9-2-1所示。 表9-2-1 采区主要设备统计表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 设备名称 刮板输送机 滚筒式采煤机 转载机 胶带输送机 破碎机 智能乳化液保障系统 液压绞车 水泵 胶带输送机 提升绞车 耙斗机 伸缩皮带运输机 调度绞车 小水泵 局部通风机 喷雾泵站 探水钻 设备型号 SGZ764/400 MG210/485-PWD SZZ764/132 DSJ80/40/2×55 PLM1000 ZRB315ZJ01 XAJ-22 MD85-45×7 DTL80/25/2×75 JTP-1.2 P-60B DSJ80/10/30 JD-11.4 BQW50-5.5 FBD№6.3 XPB2-250/5.5 ZDY-750/18.5 台数 1台 1台 1台 1台 1台 1套 1台 3台 1台 1 2 2 2台 2台 2套 1套 2台 145 电动机 功率kW 400 484 132 2×55 110 411.5 22 132 2×75 75 30 30 11.4 5.5 2×30 30 18.5 电压V 1140 1140 1140 660 1140 1140 660 660 660 660 660 660 660 660 660 660 660 安装地点 采煤工作面 采煤工作面 采面顺槽 采面顺槽 采面顺槽 采面顺槽 采面顺槽 采区泵房 皮带运输下山 皮带运输下山 掘进工作面 掘进工作面 掘进工作面 掘进工作面 掘进工作面 掘进工作面 掘进工作面 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 续表9-2-1 采区主要设备统计表 序号 18 19 20 21 设备名称 采煤工作面 工作总负荷 掘进工作面 工作总负荷 其他设备负荷 采区工作总负荷 设备型号 台数 电动机 功率kW 1605.6kW 458.8kW 564kW 2628.4kW 电压V 1140 660 660 安装地点 其中：局部通风机60kW 第三节 采区负荷的计算及变压器容量、台数确定 一、变压器选择注意事项 变压器是供电系统中的主要电气设备，对供电的可靠性、安全性和经济性有着重要意义。如果变压器容量选择过大，不仅使设备投资费用增加，而且变压器的空载损耗也将过大，促使供电系统中的功率因数减小；如果变压器容量选择过小，在长期过负荷运行情况下，铜损耗将增大，使线圈过热而老化，缩短变压器寿命，既不安全又不经济。 二、台数的确定 采区变电所变压器在一般情况下是按计算容量选设，不留备用量。其原因是为了尽力减少变电所硐室开拓量，降低供电成本。但是，若采区变电所的供电负荷中有一级负荷（如采区内分区水泵等）时，则变压器台数不得少于两台，以便保证供电的可靠性。 三、采区负荷的计算及变压器容量、台数确定 1、采煤工作面采用MG210/485-PWD型滚筒式采煤机为综合机械化采煤，为保证供电质量和安全，根据采区巷道布置，按需用系数法计算变压器容量和台数。 SB1 ＝ΣPe Kx Kc / cosφpj ＝1605.6×0.58×1/0.7 ＝1330.4kVA 146 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 式中：ΣPe——变电所供电设备额定功率之和； Kx——需用系数，Kx＝0.4＋0.6×484÷1605.6＝0.58； cosφpj——加权平均功率因率，按综采工作面，取0.7； Kc——采区重合系数，取1。 根据计算结果选择KBSGZY-1000/6/1.2和KBSGZY-800/6/1.2移动变压器各一台。 2、采区变电所动力变压器容量及台数的确定 SB1 ＝ΣPe Kx Kc / cosφpj ＝1022.8×0.48×1/0.7 ＝701kVA 式中：ΣPe——供电设备额定功率之和，ΣPe＝564+458.8＝1022.8kW； Kx——需用系数，Kx＝0.4＋0.6×132÷1022.8＝0.48； cosφpj——加权平均功率因率，取0.7； Kc——采区重合系数，取1。 所以，根据计算结果选择KBSG-500/6/0.69干式变压器两台，分列运行。 3、采区变电所局部通风机专用变压器容量及台数的确定 SB1 ＝ΣPe Kx Kc / cosφpj ＝208×0.83×1/0.7 ＝246.6kVA 式中：ΣPe——变电所供电设备额定功率之和，ΣPe＝2×（30+74）＝208kW； Kx——需用系数，Kx＝0.4＋0.6×2×（30+74）÷208＝0.83； cosφpj——加权平均功率因率，取0.7； Kc——采区重合系数，取1。 所以，根据计算结果选择KBSG-400/6/0.69干式变压器一台。 147 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 第四节 采区供电网络的计算 一、电缆型号确定 根据供电电压、工作条件、敷设地点环境，确定电缆型号为: MYP、MY、MYJV22 、MYPTJ和MYCP型。其中MYJV22用于主斜井底±0变电所至采区变电所高压开关的电缆，MYPTJ型电缆用于采区高压开关至移动变电站的电缆，MYP型电缆用于额定电压为1140V的设备，MYCP用于采煤机组及工作面刮板运输机电动机的电缆，其余所需电缆用MY型。 二、选择电缆 1、由机械强度初定电缆截面 橡套电缆满足机械强度的最小截面见表9-4-1。 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 用电设备名称 采煤机组 可弯曲刮板输送机 一般输送机 回柱液压绞车 装岩机 调度绞车 局部风机 照 明 最小截面（mm2） 35—50 16—35 10—25 16—25 16—25 6—10 6—10 2.5—4 查资料得各电缆截面的长时允许电流IP值见表9-4-2。 表9-4-2 各电缆截面的长时允许电流IP值 主芯线截面mm 长期允许电流A 24 36 6 46 10 64 16 85 25 113 35 173 50 198 70 215 95 260 各支线电缆的实际长时工作电流计算如下公式： 148 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 In ＝( KxΣPe 103)/(1.732Ueηpjcosφpj ) 式中：In——电缆中通过的实际工作电流，A； Kx——需用系数； ΣPe ——电缆所带负荷有功功率之和，kW； Ue ——电网额定电压，V； ηpj——电动机加权平均效率； cosφpj——加权平均功率因数。 满足采煤机组机械强度要求的截面初步确定为50mm2，其IP=198A。 采煤机组电缆当中的实际长时工作电流： Iz1＝( KxΣPe 103)/(1.732Ueηpjcosφpj ) ＝0.6×238×103/1.732×1140×0.9×0.9 ＝89.2A IP=198A＞Iz1＝89.2A 采煤机组初选电缆截面能够满足该支线的长时实际工作电流的要求，所以采煤机组电缆截面取50 mm2。 2、满足刮板输送机机组机械强度要求的截面初步截面确定为50 mm2，其IP=198A。 刮板输送机机组电缆Z3当中的实际长时工作电流： Iz2＝( KxΣPe 103)/(1.732Ueηpjcosφpj ) ＝0.65×264×103/1.732×1140×0.9×0.9 ＝107.2A IP=198A＞Iz1＝107.2A 刮板输送机机组初选电缆截面不能够满足该支线的长时实际工作电流的要求，所以，刮板输送机机组电缆要更大截面，取35 mm2。 其他电缆以上面方式计算，选择如表9-4-3。 149 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 表9-4-3 电缆长度选择表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 地 点 主斜井底-采区变电所 采区变电所-采煤工作面移变 移变-采煤机 移变-刮板机 移变-转载机 移变-皮带机 移变-乳化泵 移变-喷雾泵 采区变电所-下山皮带 采区变电所-下山绞车 采区变电所-泵房 采区变电所-掘进工作面配电点 型 号 MYJV226/10-3×50+1 MYPTJ6/10-3×50+1 MYCP0.66/1.14 3×50+1×25 MYCP0.66/1.143×50+1×25 MYP0.66/1.143×35+1×16 MYP0.66/1.143×50+1×25 MYP0.66/1.143×35+1×16 MYP0.66/1.143×25+1×10 MY0.38/0.663×50+1×25 MY0.38/0.663×50+1×25 MY0.38/0.663×95+1×25 MY0.38/0.663×70+1×25 长度/m 600 400 200 电压 6kV 6kV 1140V 备 注 钢带铠装 橡套 橡套 橡套 橡套 橡套 橡套 橡套 橡套 橡套 橡套 橡套 150+300 1140V 100 300 100 100 100 100 50 300 1140V 1140V 1140V 1140V 660V 660V 660V 660V 第五节 采区电气设备的选择 一、采区开关设备的选择 1、采区开关设备选择 采区所有电气设备均选用矿用防爆型。 2、选择计算公式及选择条件 1） 负荷长期工作电流 Sn1538.8103In= ==148A 3Ue36000式中：In —长期工作电流，A； Sn —受控制负荷计算容量，kVA； Ue —电网额定电压，kV。 根据负荷的性质，长时工作电流为148A。 电源主进及联络高压配电装置选择PJGPL-200/6Y三台，控制变压器 150 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 高压配电装置选择PJGPL-100/6Y五台。 二、矿用低压隔爆开关选择 根据电缆的长时工作电流选择低压隔爆开关，详见表9-5-1。 表9-5-1 序号 1 2 3 4 5 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 低压隔爆开关选择表 型 号 MG210/485-PWD SGZ764/400 SZZ764/200 PLM1000 ZRB315ZJ01 DSJ80/20/2×40 XAJ-22 DTL80/20/2×75 JYB-1.2 MD85-45×7 PB-60 DTL65/20/30 BQW-50-5.5 XPB-250/55 JD-11.4 XPB2-250/5.5 ZDY-750/18.5 FBD№6.3/2×30 长时工作电流/A 152 133.7 56 45.6 15.2 40 11.2 78 78 140 32 32 6 32 13 32 21 32 QBZ-200 QBZ-80 QJR-400 BP-100 QJR-400 QBZ-120N QBZ-120 QBZ-80 QBZ-120 QBZ-80N QBZ-120 QBZ-80 QBZ-2×80SF 开关型号 QJZ-1600-8 电压/V 备注 1140 1140 1140 1140 1140 1140 1140 660 660 660 660 660 660 660 660 660 660 660 名 称 滚筒采煤机 刮板运输机 转载机 破碎机 智能乳化液保障系统 带式输送机 液压绞车 带式输送机 提升绞车 水泵 耙渣机 带式输送机 小水泵 喷雾泵站 调度绞车 喷雾泵站 探水钻 局部通风机 QJZ-1600-8 采面 下山 下山 掘进 掘进 掘进 掘进 掘进 掘进 掘进 掘进 掘进 第六节 采区接地保护措施 井下保护接地系统是由主接地极、局部接地极、接地母线、接地导线和接地引线等组成。 井下保护接地网按《煤矿安全规程》第475-480条规定执行。 第七节 采区漏电保护措施 一、 变压器中性点不直接接地供电系统的漏电保护措施 1、装设灵敏可靠的漏电保护装置（漏电继电器）并与屏蔽电缆配合使用，提高工作可靠性。 151 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 2、采用保护接地装置。 3、对电网对地电容电流进行有效的补偿，减小漏电电流值。 4、提高漏电保护装置和自动馈电开关的动作速度，采用超前切断电流装置等。 二、对低压电网漏电保护的要求 1、正常情况监视电网的绝缘状态，当绝缘电阻降低到下列数值时，应切断供电电源； 1140v电网——相对地绝缘电阻为30kΩ。 660v电网——相对地绝缘电阻为11kΩ。 380v电网——相对地绝缘电阻为3.5kΩ。 2、动作速度。 3、检漏继电器只监视电网对地的绝缘电阻值，不反应电容大小。 4、电网的绝缘电阻值无论是对称下降还是不对称下降，动作电阻值不变。 5、检漏继电器内部阻抗值应很大，正常时保证电网对地的绝缘，不增加人身触电的危险。 6、动作灵敏可靠，既不拒绝动作也不误动作。 7、检漏继电器的动作电阻不受电网波动的影响。 8、对电网对地电容电流能够进行有效补偿。 9、送电前，发现漏电，应该将电源开关闭锁，以防向故障电网送电。 10、动作要有选择性，以便缩小故障范围。 第八节 采区变电所的防火措施 1、采区变电所硐室必须用耐火材料建筑，硐室出口附近5m之内的巷道支架应用耐火材料支护。 152 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 2、硐室出口出必须设置两重门，既铁板门和铁栅门，铁栅门在平时关闭，铁板门平时向外敞开，当硐室内发生火灾时，铁板门能自动或手动关闭，对铁板门和铁栅门的要求符合《煤矿安全规程》第426条。 3、为了通风良好，《煤矿安全生产规程》规定硐室长度超过6m时，必须在硐室两边各设一个出口，出口处必须符合规程中第426条规定，硐室内最高温度不得超过附近巷道中温度5℃。 4、硐室敷设的电缆，根据《煤矿安全规程》规定要将其黄麻外皮剥掉，同时应定期在铠装层上加涂防锈油漆，硐室内应设有砂袋、砂箱及干式灭火器材。 153 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 第十章 采区建设 第一节 建设工期 一、概况 根据确定的采区设计方案，采区投产总井巷工程5467.8m。利用已有巷道1994.7m（其中，需扩修巷道1437.7m），需新掘巷道3473.4m。 采区新掘巷道主要有：采区泵采区外水仓84m、采区避难硐室59.7m、五2—11090回风巷546.4m、五2—11090切眼131m。备用面五2—11100运输巷1297.0m、五2—11100回风巷1216.0m、五2—11100切眼199m。 根据各单项工程的分布，为减少建设工期，井巷掘进期间可布置2个掘进工作面同时施工。 二、移交标准 1、采区移交时，一个综采工作面生产、一个备用工作面及两个综掘工作面掘进，与之相配套的采区全部井巷工程应全部完成。 2、采区移交时，采区提升运输、通风、排水、供电、供水施救、通讯、监测监控、人员定位、洒水降尘和消防等系统均应按设计要求建成，经联合试运转达到技术要求，具备安全及生产条件。 三、井巷平均成巷进度指标 根据设计规范和地方煤矿施工实际情况，井巷工程施工指标为： 新掘大段面锚喷煤岩巷道：150m/月 新掘小段面锚网煤岩巷道：200m/月 新掘大断面钢筋混凝支护硐室：30m/月 交岔点：0.5个/月 维修小段面锚网锁煤岩巷道：300m/月 四、采区井巷主要连锁工程的确定 根据采区布置，主要连锁工程为： 154 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 采区水仓（84m）→五2—11090采面回风巷（546.4m）→新掘五 2—11090 采面切眼（131m）→采面安装→试运转。 五、工期估算 根据井巷工程成巷指标和上述连锁工程的进度安排，主要连锁井巷工程761.4m，需用工期为5个月，采面安装需1个月，采面试运转1个月。因此，剩余工程建设仍需工期7个月。 六、投产标准 采区方案设计的井巷、工程全部完工，采区主要原煤运输设备、辅助运输设备按设计要求安装试运转达到正常，1个综采工作面生产、1个综采工作面备用、2个综掘掘进工作面正常掘进。 第二节 产量递增计划 采区移交时一个采煤工作面生产，两个掘进工作面掘进。采区达到设计生产能力。 155 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 第十一章 技术经济指标 第一节 劳动定员及劳动生产率 一、劳动定员 依据平煤[2007]28号《关于贯彻执行劳动定额定员标准的意见》，按照集团公司《矿井劳动定额定员标准》，参考同类型矿井用工情况，按照设计确定的生产工艺环节、矿井工作制度，排岗定员，按人员类别汇总，结合景昇现有组织结构，经测算，设计劳动定员为553人，矿井劳动定员情况见表11-1-1。 表11-1-1 劳动定员表（三班） 序号 定员标准 生产环节 一班 二班 三班 144 93 47 29 18 46 28 23 30 24 6 174 125 93 47 29 18 46 16 16 17 15 2 142 125 93 47 29 18 小计 394 360 141 87 54 出勤率 0.87 0.87 出勤在籍在籍人人数 系数 数 100 62 1.35 1.35 1.35 1.0 492 356 218 134 84 138 81 55 61 51 10 553 一 原煤生产人员 1 井下生产人员 1) 井下采掘人员 采煤队（一个面） 掘进队（二个头） 2) 井下其他生产人员 2 3 地面工人 管理人员 46 138 16 16 14 12 2 139 60 55 61 51 10 455 二 非原煤生产人员 1 2 服务人员 其他人员 合计 二、劳动生产率 根据劳动定员计算，劳动生产率如下表11-1-2所示。 156 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 表11-1-2 劳动生产率指标 项 目 单位 矿井年工作日 矿井年产量 矿井日产量 回采煤比例 原煤生产人员工效 井下生产人员工效 天 Mt/a t/日 采区 t/工日 t/工日 指标 330 0.30 909.09 0.95 2.07 2.81 第二节 投资概算及资金安排 一、投资概算 ㈠投资范围 本次投资包括采区设计文件所列的采区皮带运输下山、轨道回风下山、采区巷道及硐室等，五2采区需新增设备及工器具购置、安装工程、其他费用、工程预备费等各类工程投资等费用。 ㈡编制依据及取费标准 1．工程量：设计投资范围内的矿建、土建及安装工程量设备、设施、器材等。 2．概算指标： 1）井巷工程：依据《煤炭井巷工程综合概算定额》（2007基价）；《煤炭井巷工程辅助费综合定额》（2007基价）。 2）土建工程：执行《煤炭工业地面建筑工程概算定额》（99年统一基价）。 3）机电设备安装工程：执行《煤炭工业机电安装工程概算定额》（99年统一基价）。 4）工程建设其他费用：依据中煤建协字[2007]90号文计取。 3．设备价格 以询价为主、并参照平煤各矿同类产品招标价。运杂费按设备原价的 157 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 8%计取。 4．安装工程定额外材料价格 以《集团集中供应物资计划价》(2011年版)为主,不足部分参照XXX近期材料预算信息价格。 5．地区价差综合调整系数 依据煤邯价字【2010】54号文《关于对2010年上半年建安工程概算综合调整系数的批复》计算。 6．勘察设计费 执行国家发改价格“计价格【2002】10号”文《工程勘察设计收费管理规定的通知》。 7．工程监理费 执行国家发改委、建设部下发的《关于印发建设工程监理与相关服务收费管理规定》的通知（发改价格【2007】670号）按70%计算。 8．预备费 本次投资概算中价差预备费不考虑。 ㈢概算投资 本次设计总投资为1538.06万元。其中，矿建工程332.8万元；设备及工具购置、采煤机成套设备及综掘设备租赁费用783.66万元；主材及安装工程385.6万元；其它费用36万元。 投资概算汇总如表11-2-1所示。 表11-2-1 序号 1 2 3 4 项目名称 矿建工程 设备及工器具购置 安装工程 其他工程费 合 计 概算投资（万元） 332.8 783.66 385.6 36 1538.06 158 吨煤投资（元/t） 11.09 26.12 12.85 1.2 51.27 投资比例(%) 21.64 50.95 25.07 2.34 100.00 矿井投资技改资金构成表 单位：万元 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 二、流动资金估算 本项目的铺底流动资金将全部利用该矿现有的流动资金。因此，本项目的铺底流动资金在此不予考虑。 三、资金筹措 1、项目资金筹措 本项目所需要的资金，全部来源于企业自筹，根据国发[1996]35号文件《国务院关于固定资金投资项目试行资本金制度的通知》要求，煤炭建设项目资本金的比例为35%以上，总投资1538.06万元中，现同期银行借款的年利率为12.00%，自筹资金为1538.06万元。 2、融资方案分析 项目的资金全部来源于企业自筹，本项目资本金的出资方资金实力强，解决资金有保障。符合国家对煤炭行业建设投资关于资本金投入的要求。 3、产量及达产计划 矿井设计生产能力为30万t，开采年限为8.5a，投产后一次达产。 第三节 技术经济分析与评价 本项目财务评价根据国家计委颁发的《建设项目经济评价方法与参数》（第三版）、煤炭工业部1996年颁发的《煤炭工业建设项目经济评价方法与参数》、中煤建协字[2004]74号文关于《煤炭工业建设项目可行性研究报告编制内容（试行）》的规定、原国家计委计办投资[2002]15号文颁发的《投资项目可行性研究指南》（使用版），并参考中国国际工程咨询公司2002年主持编写的《投资项目可行性研究指南》的有关内容及国家现行财税制度进行编制。 一、基础数据和参数 1、增值税 159 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 根据国家税务总局[2009]财税字第009号文件规定，销项税率为17%，进项税率为17%（材料费、动力费、41%的修理费） 2、城市维护建设税 以增值税为计算依据，按(县城及城镇地区)的取费标准5%计算； 3、教育费附加 按增值税的3%计算； 4、资源税 根据财税[2005]79号文《财政部 国家税务总局关于XXX省煤炭资源税税额标准的通知》规定，按每吨4.0元执行； 5、所得税 根据国务院颁发的《中华人民共和国企业所得税暂行条例》规定，按税利润的25%计算。 6、行业财务基准收益率：10%； 7、矿井开采年限：21年。 二、生产成本估算 参照煤规字（1996）第501号颁发的《煤炭工业建设项目经济评价方法与参数》及煤基函字[1997]第156号文下发的《矿井原煤设计成本计算方法》，结合现行财务制度规定的成本开支范围，根据本矿井设计的采煤方法及生产工艺、以当地的人工、材料、电力等价格为基础，按本费用要素进行估算正常生产年份的成本如下： 1、材料费 材料消耗分主要材料和其他材料，主要材料费根据本矿井设计的材料消耗量及邻近相同采煤方法的矿井实际物耗统计资料进行计算，其他材料按主要材料的32%计取。由此得出吨煤材料费38.50元/t。 2、动力费 动力费主要指原煤生产过程中的耗用的全部电力，根据设计提供的电力耗量27.3度/t，本矿井当地综合电价为0.75元/度，吨煤动力费为：20.48 160 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 元/t。 3、工资及工资附加 劳动定员为553人，年人均工资为4.5万元，吨煤工资为82.95元/t；劳务管理费为年人均工资的10%计8.3元/t；合计：91.25元/t。 4、职工福利费 按工资费用的14%计算，吨煤职工福利费为：15.91元/t。 5、劳动保险费等 劳动（21%）、医疗（9%）、生育（0.8%）、工伤（0.5%）、待业保险费（2%）、住房公积金（8%）、工会经费（2%）与职工教育经费（1.5%）按原煤设计成本工资的44.80%计算，吨煤为：50.92元/t。 6、环境治理保证及地面塌陷补偿费 依据豫财建（2004年）90号文，按吨煤6.50元计列。 7、其他支出 42.54元/t。 （1）修理费：按设备及其安装工程固定资产的原值和存率计算，综机设备的提存率为3.7%，其他设备的提存为1.80%。经计算修理费为5.5元/t。 （2）纳入经营成本中的维简费：按财政部（92）财工字第380号规定的标准，XXX提取6.0元/t； （3）矿产资源补偿费：根据国务院1994年第150号令的规定，按原煤销售收入的1.1%计算，则为6.10元/t； （4）其他费用：9.94元/t，包括办公费0.8元/t、水费0.5元/t、差旅费1.21元/t、运输费0.16元/t、班中餐3.76元/t、保险费1.00元/t、实验检验费0.50元/t、取暖费0.06元/t 、劳动保护费0.6元/t 0、育林金0.15元/t、租赁费按吨煤1.2元/t计列等，参照邻近矿井的资料； （5）瓦斯治理费：15元/t 8、生产安全费用：25元/t 9、井巷工程费：井巷工程费按设计年产量提取吨煤15元/t 10、期间费用：33.91元/t，期间费构成见表11-2-1。 161 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 表11-2-1 期间费构成表 单位成本（元/吨） 0.60 0.10 0.20 0.10 0.10 0.10 3.75 1.22 0.40 0.30 0.30 0.20 0.50 0.50 0.20 0.20 0.30 0.40 0.20 2.50 1.00 1.00 0.50 16.00 6.34 33.91 期间费用 （一）管理费用 1、办公费 办公费—电脑耗材及纸张 办公费—办公电话 办公费—办公用品 办公费—报刊订阅 办公费—其他 2、业务招待费 3、税费 4、咨询审计费 5、排污费 6、污水处理费 7、技术开发费 8、价格调节基金 9、警卫消防费 10、绿化费 11、环境卫生费 12、信息系统运行维护费 13、其他各项行政收费 14、化验计量费 15、其他 其中：工农关系补偿 安全救护费 其他 （二）销售费用 三、营业税金及附加 合计 备注 每月按15000元 每月按30000元 每月按15000元 每年按15000元 每年按15000元 销售收入的5% 印花税、房产税和土地使用税 每年6万元 吨水*0.8元 吨水*0.8元 每年3万元 吨煤0.5元 每年3万元 每年3万元 每年6万元 每年3万元 每年15万元 装卸和管理、销售部门人员发生费用 矿井原煤设计成本估算见表11-2-2。 表12-2-2 矿井原煤设计成本估算表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 12 项目名称 原煤设计成本（元/吨） 吨煤比例（%） 38.50 9.86 材 料 20.48 6.03 动 力 91.25 42.15 工 资 15.91 4.07 福利费 50.92 1.41 劳动保险费等 6.50 1.66 环境治理及地面塌陷补偿费 42.54 其他支出 266.1 经营成本小计 25.00 生产安全费 15.00 井巷工程基金 6.00 3.84 维简费 312.1 1.54 生产成本 33.91 6.40 期间费用 346.01 100.00 单位完全成本 162 备注 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 三、产品销售 根据XXX煤炭网与该矿煤质、市场销售情况，以及该单位相邻煤矿近年来矿井实际销售、煤价情况，预测该矿井综合销售价格为440元/t（含税价）。 四、财务评价结论 本项目的投入产出计算是在市场价格的基础上进行的，能较为客观地反映目前价格水平，由财务评价指标可以看出本项目投资回收期短，各项财务评价指标均符合国家现行的产业政策和行业的有关规定，因此，本项目投入资金从财务评价的角度来看是完全可行的 第四节 技术经济指标 采区主要技术经济指标详见表11-4-1。 表11-4-1 采区主要技术经济指标表 序号 1 2 3 4 名 称 采区设计生产能力 ⑴年产量 ⑵日产量 采区服务年限 设计工作制度 ⑴年工作天数 ⑵日工作班数 煤质 ⑴牌号 ⑵灰分Ad ⑶挥发分Vdaf ⑷硫分St,d ⑸发热量Qgrvd ⑹水分Mad 163 % % % MJ∕kg % d 班 单 位 M∕ta T∕d a 指 标 0.30 909 8.5 330 3 五2 焦煤 31.91 22.36 0.41 25.21 0.86～0.90 备注 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 续表11-4-1 采区主要技术经济指标表 序号 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 储量 ⑴保有储量 ⑵可采储量 煤层情况 ⑴煤层厚度 ⑵煤层倾角 ⑶煤层视密度 采区范围 ⑴走向长度 ⑵倾斜宽度 开采方式 开采标高 回采工作面个数/长度 回采工作面年推进度 采煤方法 顶板管理方法 工作面支架形式 工作面落煤 工作面运煤机械 中巷运煤机械 掘进工作面个数 井巷工程量 ⑴井巷总长度 其中：煤巷长度 岩巷长度 半煤岩巷长度 ⑵巷道掘进总体积 主运输方式/辅助运输方式 164 m m m m m3 名 称 单 位 万吨 万吨 m 度 t/m km km m 个/m m 3 指 标 455.64 299.77 备注 1.0～1.4 平均1.3 15～17 1.51 1.13～2.33 1.24～1.68 下山开采，双翼采面 +20～-130 1/131 950.4 走向长壁采面后退式回采 全部垮落法 ZY3200/08/18D型掩护式支架 MG210/485-PWD型采煤机 SGZ764/400型刮板运输机 DSJ80/40/2×55型皮带机 2 5467.8 330 780.5 4358.0 64403.5 胶带输送机 /1t矿车 匿名县化名煤业有限公司五2采区设计 续表11-4-1 采区主要技术经济指标表 序号 21 22 23 24 25 采区排水 ⑴涌水量:正常/最大 ⑵水泵型号及数量 采区供电 ⑴电动机总容量 ⑵变压器总容量 采区建设总投资 其中：井巷工程 机电设备及安装工程 技改工期 移交生产至达到设计产量时间 名 称 单 位 m3/h kW kVA 万元 万元 万元 月 月 59/100 MD85-45×4型水泵三台 815.4 1360 1538.06 332.8 783.66 7 移交达产 指 标 备注 165 因篇幅问题不能全部显示，请点此查看更多更全内容