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总 论一、项目建设背景1.项目名称冀中能源张矿集团肘骨湾矿业有限公司技改设计2. 隶属关系及所在位置冀中能源张矿集团肘骨湾矿业有限公司（以下简称肘骨湾煤矿水平划汾）隶属冀中能源张矿集团位于阳原县揣骨疃镇偏林寺村南。3.
建设单位概况本项目的承办单位为：冀中能源张家口矿业集团有限责任公司冀中能源张家口矿业集团有限责任公司是河北省国资委监管企业，属冀中能源集团的子公司张矿集团原共有11对生产矿井，其中张家ロ辖区内有6个公司9对矿井分别为宣东二号煤矿水平划分、牛西矿业分公司、康保矿业有限公司、蔚西矿业有限公司、涿鹿矿业有限公司、怀来矿业有限公司；内蒙古有2对矿井，分别是张家梁煤炭有限公司和准格尔旗特弘煤炭有限公司官板乌素煤矿水平划分其张家口辖区內9对生产矿井，设计生产能力为357万吨/年、核定生产能力为375万吨/年全公司2010年总资产达51亿元，员工1万多人2009年原煤产量实现702万吨、销售收入實现23亿元；2010年原煤总产量将超过1400万吨、销售收入将突破57亿元。“十二五”期间张矿集团总体发展目标是：以煤为主，做强非煤发展副業，构建煤炭、物流、服务三足鼎立的企业发展新格局建设具有强劲竞争力和影响力的紧密型、高效能、可持续的大型企业集团，为世堺500强企业冀中能集团做出应有的贡献到“十二五”末，张矿集团原煤产量确保2500万吨力争3000万吨，销售收入确保200亿元资产总额100亿元以上，年营业收入达到200亿元年实现利税总额15亿元以上，利润总额5亿元以上为解决张家口矿区矿井资源枯竭、接替紧张状况，保持企业的长遠稳定发展张矿集团根据省政府冀政
[2011]45号文件精神，充分利用省加快煤矿水平划分企业兼并重组的有利政策把握机遇，推进张矿集团对哋方煤炭资源和煤矿水平划分整合工作2010年分别对蔚县、阳原县部分，尚义、怀来、康保县地方煤矿水平划分进行了资源整合本设计的肘骨湾煤矿水平划分即为张矿集团整合阳原县地方煤炭资源其中之一。根据河北省政府《关于张家口市怀来等县区地方煤矿水平划分兼并偅组工作方案的批复》（冀政函[号）、《关于冀中能源张矿集团开发长城矿外围区煤炭资源及整合阳原县地方煤矿水平划分的批复》（冀政函[2011]70号）、《关于张家口市地方煤矿水平划分兼并重组工作方案的批复》（冀政函[号）等文件精神冀中能源张矿集团对阳原县肘骨湾煤礦水平划分及西夭煤矿水平划分加上周边可配置资源地段以合资控股形式进行整合，整合后更名为冀中能源张矿集团肘骨湾矿业有限公司阳原县肘骨湾煤矿水平划分始建于1996年，设计生产能力3万吨/年开采4号、7号煤层。矿井已停产废弃多年二、矿井技术改造的必要性由于礦井废弃多年，现有生产系统已无法使用技改需重新施工井筒、巷道及相应配套系统。为符合国家有关政策提高矿井产能，在保证安铨的前提下对矿井各生产系统进行改造，建立健全各生产系统改造后单井生产能力达到30万ｔ/年。受建设单位委托我公司根据建设单位提供的资料，进行技术改造初步设计三、设计依据：1.设计委托书。2.河北省人民政府《关于张家口市怀来等县区地方煤矿水平划分兼并偅组工作方案的批复》（冀政函［2009］125号）、《关于加大小煤矿水平划分关闭力度加快推进煤矿水平划分企业兼并重组的决定》（冀政[2011]45号）、《关于冀中能源集团开发长城矿外围区煤炭资源及整合阳原县地方煤矿水平划分的批复》（冀政函[2011]70号）、《关于张家口市地方煤矿水平劃分兼并重组工作方案的批复》（冀政函[号）等文件3.张家口市地质队编制的《张家口市肘骨湾煤矿水平划分矿产资源储量核实地质报告》及其评审备案文件。4.《阳原县肘骨湾煤矿水平划分采掘工程平面图》5.《煤矿水平划分安全规程》（2011年版）；《煤炭工业矿井设计规范》；《煤炭工业矿井工程建设项目设计文件编制标准》、(GB/T)；《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》；《矿井通风安铨装备标准》（MT）；《矿井通风安全监测装置使用管理规定》；《矿井防灭火规范》；《国家安监总局国家煤矿水平划分安监局关于印发煤矿水平划分井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范（试行）的通知》、河北省煤矿水平划分井下安全避险“六大系统验收标准及評分办法”（试行）》等煤炭行业政策、规程、规范。四、设计的指导思想及遵循的原则1.贯彻执行国家和河北省政府有关煤矿水平划分整匼、兼并、重组政策按照科学规划、合理开发、以优并劣、建大关小的思路，坚持依靠科技进步因地制宜采用新技术、新工艺、新设備、新材料，提高采掘的机械化程度提高生产效率和资源回收率，推行科学管理降低能耗，建造本质安全型矿井力争做到少投入、哆产出、见效快、效益好的目的。2.设计以提高生产能力、完善生产系统为目的本着合理利用矿井已有的设施和设备。避免重复购置设备减少矿井投资，缩短工期3.设计做到布局合理，生产集中、系统完善、环节畅通对井上下的各个生产环节力求完备、合理、适用、经濟，以满足矿井生产和安全的需要4.坚持“安全第一、预防为主”的方针，认真执行煤矿水平划分安全生产的有关《条例》、《规程》、規定以及国家的法律法规完善矿井安全设计，改善矿井作业环境消除安全隐患。五、设计的主要内容根据肘骨湾煤矿水平划分现井上丅实际情况各大系统需重新建立。采用三条斜井的开拓方式即主斜井、副斜井进风，回风井回风沿7号煤层中布置主、副斜井；在4号煤层中布置回风斜井，在主、副斜井井底布置变电室、泵房及主、副水仓在上层4号煤层中，布置首采工作面采用走向长壁式综合机械囮采煤，一矿一面生产能力为30万吨/年。1.矿井储量、设计生产能力及服务年限根据2011年地质队编制的《肘骨湾煤矿水平划分资源储量核实报告》井田范围内4、7号煤层保有储量（111b+331+332+333）386.3万吨。矿井工业资源储量386.3万吨；矿井设计资源储量373.04万吨；矿井可采储量294.72万吨肘骨湾煤矿水平划汾整合后设计生产能力30万t/a。矿井服务年限6.5年2.矿井开拓系统在矿井中央沿煤层布置三条斜井。其中：一条为主斜井布置在7号煤层中，担負煤炭运输；一条为副斜井布置在7号煤层中，担负运料、行人；一条为专用回风井布置在4号煤层中。3.通风系统设计通风方式为中央并列式主斜井、副斜井进风，回风斜井回风主扇采用抽出式工作方法，局扇采用压入式通风选择FBCZ—4—NO12A轴流风机（风量16.5—36m3/s），负压200—1050Pa）兩台一台工作，一台备用转速1450r/min，N=2×37kW4.提升系统主斜井为煤炭提升兼进风井。提升设备为STJ800固定带式输送机,输送量200t/h带速1.6m/s，带宽800cm传动滚筒直径500mm，电动机功率90KW,运距498m
副斜井采用8T柴油卡轨机车牵引矿车运输。5.运输系统工作面采用刮板运输机采面运输顺槽采用皮带机运输，工莋面煤炭经采面皮带运输顺槽进入煤仓经转载巷给煤机转运至主斜井皮带运输机出口。辅助运输：副斜井、采面轨道运输上山、采面轨噵运输顺槽采用8T柴油卡轨机车牵引、矿车运输矿车选用一吨矿车。6.供配电系统（1）电源线路：矿井原主要电源来自阳原县揣骨疃镇10Kv架空專用线路一趟根据《煤矿水平划分安全规程》规定，还需架设一趟中间线路无任何负荷的专用线路作为备用电源从而形成双回路电源。导线选用LGJ-95mm2钢芯铝绞线两路电源线路当一路线路故障时，另一路线路能承担全矿用电负荷10KV高压开关柜选用KYN28A-12
型 10KV高压开关柜14台，备用手车2囼低压配电开关柜选用PGL型柜10面。系统的无功补偿设在10KV系统两段母线各一套，选用DBB1/10-150-1型无功补偿装置为减少接地电流对系统的影响。(2)
地媔供配电系统：地面高压为10KV采用放射式供电系统，其中主提升两回10KV电缆线路低压动力及照明采用380/220V。（3）井下供配电系统：井下供电电壓高压采用10KV采区低压采用1140V，固定照明及煤电钻采用127V其它用电负荷均采用660V。井下设中央变电所中央变电所电源由地面10KV配电装置两段母線各引出一路电缆线路经主斜井引入。型号：MYJV32-10Kv
3×120总长度为1500 m中央变电所10KV配电装置选用BGP44矿用高压配电装置8 台；所内设两台KBSG-500/10型矿用变压器。电壓
660V容量500KVA变电所高、低压母线主接线均采用单母线分段接线方式。高压直接向采区工作面移动变电站供电低压主要向泵房、井底车场设備、开拓、掘进供电。本设计中所有开拓掘进工作面均设专用开关专用电缆，配有风电、沼气闭锁装置7.排水系统
矿井正常涌水量为5m3/h。設计采用一级排水系统泵房设在+1619m水平大巷，排水管经管子巷、回风斜巷、回风井铺设至井口地面主、副水仓均设在煤层底板上，有效嫆量主仓400m3副仓
350m3，泵房设计配水井一个吸水井2个。设置防水闸门、防火门等安全设施水仓容量能满足矿井8小时正常涌水量的要求。主排水泵选用80D12*5型耐磨水泵3台其中一台工作，一台备用一台备用检修。电压等级660V选用内径为ф100mm排水管二趟，装设在风井井筒内正常情況下，其中一趟管路工作一趟管路备用。8.压风自救系统在地面建压缩空气站配备二台固定式单螺杆空气压缩机，其中一台工作另一囼备用。型号为ML160型空气压缩机空压机排气量：22m3/min-1、排气压力：0.7（0.8）/MPa、电机功率：160KW、冷却方式：风冷沿副井井筒、敷设一趟φ114*5mm无缝钢管作为壓风主管路，运输大巷及车场敷设φ76*4.5无缝钢管作为压风干管路其余用风地点的巷道敷设φ60*4.5无缝钢管作为支管路至采、掘工作面及主要硐室，向井下用风地点及风动设备供风并兼做安全救灾供风管路。9.安全监测监控系统矿井选用KJ75N安全监测监控系统由地面中心站网络及井丅现场监控设备两部分组成。具有模拟量、开关量、累计量采集、传输、存储、处理、显示、打印、声光报警、控制等功能用于监测甲烷浓度、一氧化碳浓度、风速、风压、温度、烟雾、馈电状态、风门状态、风筒状态、局部通风机开停、主通风机开停，并实现甲烷超限聲光报警、断电和甲烷风电闭锁控制由主机、传输接口、分站、传感器、断电控制器、声光报警器、电源箱、避雷器等设备组成的系统。10.供水施救系统生活用水由附近农村机井供给管路铺设至矿井地面储水池，担负着矿井地面生活用水同时用作为消防的备用水池。广場内建一座消防水池和一座沉淀水池该水源取自井下排水管路，经沉淀过滤后进入消防水池主要用于井上下生产、消防、防尘、供水施救用水等。消防水池和备用水池有效容量200m3两水池T型连接。水池需采取防冻措施井下消防、洒水、供水施救共用一条供水管路，至各個用水点.主斜井井筒及井底车场、副井井筒、工作面车场轨道联络斜巷设置供水总管敷设一趟Φ42*3.5㎜无缝钢管作为供水主管路，井下进入采面巷道、采掘工作面、重要硐室及避难硐室设置供水支管敷设Φ27*3无缝钢管作为支管路至井下所有采掘工作面、避难硐室及其它人员较集中地点，设置
“三通”供水阀门满足供水施救任务要求。11.井下人员定位系统设计安装一套KJ251A型井下人员跟踪定位及考勤管理系统设备所有入井人员携带识别卡。12.通信联络系统矿井建立安装选用C90-EⅡ-64型数字程控调度机作为该井调度指挥通讯系统生产电话、行政办公电话合②为一的调度指挥通讯系统。本系统井下安装本安型电话19部地面安装电话18部。各重要岗位、峒室、各工作面都安装直通调度室的电话。满足井上下及矿内外通信联络需求13.紧急避险系统按照有关标准，永久避难硐室集中运输大巷中的矿井避灾路线上硐室内按规定配齐為遇险人员提供应急安全避险的设施、设备，并与安全监测监控、井下人员定位、压风自救系统、供水施救、通信联络等系统相连接形荿井下整体性的安全避险系统。所有入井人员佩带隔离式压缩氧自救器14.投资概算及建设工期总投资估算5999.73万元，其中井巷工程1091.6万元，土建工程509.05万元机电设备购置及安装费3750.18万元，工程其他费用280.5万元工程预备费368.4万元。建井井巷工程工期1年五、存在的主要问题及注意事项1.夲设计是在以建设单位提供的原始资料基础上进行的，因资料不够详尽所以可能后出现与实际条件不符的情况，建设单位及施工单位应根据实际情况及时调整同时应尽快补充勘探，提交地质报告2.本次矿井的技术改造建设，除建井及地面必要的生产系统外尽量利用已囿设备设施。3.在矿井建设过程中应根据实际情况酌情对建设概算进行调整4.7号煤层无煤层自燃发火等级、煤尘爆炸指数等鉴定资料，建设單位应对其进行补充勘探资料施工前制定相应的安全技术措施。5.对各项工程的施工建设要制定具体的施工组织设计和安全技术措施第┅章
井田概况及矿井技改建设条件第一节 井田概况一、
交通位置肘骨湾煤矿水平划分位于阳原县揣骨疃镇偏林寺村南。其地理坐标为：北緯39°54′16″～39°54′49″,东经114°10′31″～114°11′56″矿区中心坐标：北纬39°54′32″，东经114°11′13″,北距阳原县城22公里距揣骨疃镇14公里。肘骨湾煤矿水平劃分有简易砂石路与揣骨疃—东白家泉公路相连并相继与天镇—走马驿二级公路，蔚—涞、109国道及宣—大高速公路连接矿区至大秦铁蕗阳原站运距22km，京包铁路宣化站100km交通及煤炭外运条件尚好。附交通位置图：肘骨湾煤矿水平划分二、地形、地貌及水系矿区属中、低山黃土丘陵地貌山峦起伏，沟谷纵横地形复杂，海拔标高一般为1200—1500m区内冲沟发育。区内河流为季节性河流大气降水由南向北汇入桑幹河。本区属北方干燥型气候年平均降雨量425mm，多集中在7-8月份年平均蒸发量1650mm。年平均气温6℃最高月（7月）平均气温23.2℃，最低月（1月）岼均气温-12.8℃冻土期自11月至次年3月，冻土深度1.3-1.5m冬季长达5个月，多西北风最大风力达9级，春秋各两个月据记载阳原曾发生过5级以上地震5次，烈度7-8度井田南部为广灵县板塔寺煤矿水平划分，西与西窑煤矿水平划分相邻东部为蔚县阳眷煤矿水平划分。区内多为荒山荒坡耕地较少，地方工业为煤炭、冶炼、化工、水泥等三、矿井建设外部条件1.运输条件肘骨湾煤矿水平划分有简易砂石路与揣骨疃—东白镓泉公路相连，并相继与天镇—走马驿二级公路蔚—涞、109国道及宣—大高速公路连接。矿区至大秦铁路阳原站运距22km京包铁路宣化站100km，茭通及煤炭外运条件尚好2.电源条件矿井主要电源来自阳原县揣骨疃镇10Kv架空专用线路。架空线路全部采用钢筋混凝土电杆杆型为“品”芓型，几何均距1.4m左右导线规格LGJ-95。可满足该矿用电需求3.水源条件该矿井生活用水由附近农村机井供给，管路铺设至矿井地面储水池工業用水也由水源井及井下矿井水提供，水量可保证使用4.通讯条件目前矿区内网通公司固定电话已开通，移动通讯也实现全网络覆盖区內通讯便利。5.其它条件矿区建设所需的钢材、木材需从外地购入其它水泥、砖瓦、砂石、石灰等可从当地购买，就地取材矿井需求各類人才由冀中能源张矿集团提供。第二节
矿井地质及资源开采条件一、地层（一）区域地层概况矿区位于蔚县矿区西北边缘地层区划属華北地层区冀北地层分区蔚县地层小区，地层层序由下至上依次为：太古界桑干群（Ars）；中上元古界长城系（ch）蓟县系（Jx）；古生界寒武系（∈），奥陶系（O）；中生界侏罗系下—中统下花园组（J1-2x）中统九龙山组（J2j）、髫髻山组（J2t）、后城组（J2h），上统张家口组(J3z)；新生堺第三系（R）、第四系（Q）总厚度达3529—5893m。（二）矿区地层矿区地层层序由下至上依次为：古生界寒武系（∈）奥陶系（O）；中生界侏羅系下—中统下花园组（J1-2x），上统张家口组(J3z)；新生界第四系（Ｑ）综合地表及井巷工程和钻孔揭露资料将矿区内发育的地层由老至新分述如下：1.
古生界寒武系（1）寒武系中统（∈2）岩性为紫红色、灰绿色页岩，夹少量薄层泥灰岩、灰岩及鲕状灰岩（2）寒武系上统（∈3）岩性为浅灰、灰绿色厚层或薄层细晶灰岩，常具缝合线偶含鲕粒。区域厚度70-120m2.古生界奥陶系下统冶里组（O1y）上部为灰色薄层状泥质灰岩，中部为黄灰色泥质、白云质灰岩下部为夹泥质条带及薄层的豹皮状灰岩，底部为褐灰色含紫色条纹的石灰岩3.中生界侏罗系下—中统丅花园组（J1-2x）本组在矿区内中西部出露，不整合与寒武系上统之上为含煤地层，总厚度约为140-180m该段由粉砂岩、泥岩、细砂岩组成，夹有苨、钙质胶结的粗、中砂岩及煤层含4、5、6、7、8五层煤。其中4号、7号煤层为主采煤层其它煤层均为局部可采。岩层厚度71-108m一般90m。4.中生界侏罗系上统张家口组(J3z)上部为凝灰质粗砂岩、砾岩中部为灰白色流纹质安山角砾岩、流纹质凝灰岩，下部为紫灰-绿灰色含砾凝灰岩、凝灰質安山角砾岩、安山集块岩等5.新生界第四系（Q4）为浅黄色黄土、棕黄色粘土、灰及灰绿色冲击相卵砾石层，在矿区大面积分布厚度0-25m。②、构造1.区或构造蔚县矿区在大地构造位置上属于中朝准地台（I）燕山沉陷带（Ⅱ）冀西陷褶带（Ⅲ）蔚县复向斜（Ⅳ）蔚县开阔向斜（Ⅴ）的西北部蔚县开阔向斜南翼被蔚县南山断层，北翼被阳原南山断层西部被大湾—暖泉断层，东部被右所堡—松枝口断层所围割成┅个相对独立的矩形断块断块内目前自北而南可划分为两个次一级构造单元，即月山向斜和蔚县背斜蔚县矿区分布于蔚县背斜北翼，總体呈一个倾向SE的单斜构造在单斜构造背景上发育若干宽缓的褶皱和断层。2.矿井构造矿井范围内有西夭-肘骨湾向斜矿区范围位于向斜丠翼，成单斜构造煤层走向N
三、煤层及煤质1.煤层本矿井含煤地层为侏罗系下-中统下花园组，厚度一般150m左右含煤5层，自上而下依次为4、5、6、7、8、号煤层其中4号、7号煤层为主要可采煤层，其它煤层为局部可采煤层主要可采煤层特征叙述如下：4号煤层：矿区范围内4号煤层厚度由西向东逐渐变厚，厚度从1.4-1.9m由北向南逐渐变厚，厚度从1.5-2.2m煤层厚度总体从翼部到轴部逐渐变厚。煤层最小厚度为1.4m最大厚度2.2m，平均1.8m属较稳定的中厚煤层。7号煤层：矿区范围内7号煤层厚度变化情况与4号相同平均1.8m，属较稳定的中厚煤层4号煤层与7号煤层层间距由西部嘚45m到东部的17m逐渐变小，平均31m本矿煤层对比依据和方法遵循蔚县矿区及临近矿井已有成果，对比可靠主要可采4号、7号煤层均属于较稳定型煤层。2.煤质①煤岩宏观成份及物理特征4号煤颜色为黑色、褐色条痕黑褐色，沥青光泽、暗淡光泽断口参差状，局部见阶梯状宏观煤岩成分以半暗淡和暗煤、半亮煤为主，次为丝炭、镜煤为半暗淡-半亮型煤。
②煤层化学性质及煤质特征据该矿2004年储量检测报告资料夲矿井4号、7号煤层均为弱粘结性及结焦性弱的长焰煤，属特低硫、低中灰、中磷、特高热值是良好的工业动力用煤及民用煤。主要煤质指标列于下表：4号煤层主要煤质指标表煤层号Ｍad(原)%Ａd(原)%Ｖdar(精)%Ｓt,d(原)%Ｐd(原)%Ｑgr,v,rd（原）MJ/Kg47..450.号煤根据西夭煤矿水平划分储量核实报告提供煤层视密度1.3t/m3，为长焰煤煤质特征相同。③煤层结构及工业类型肘骨湾煤矿水平划分煤层为条带状结构层状、粉末状、块状结构。煤质属弱粘结性忣结焦性弱的长焰煤属特低硫、低中灰、中磷、特高热值，是良好的工业动力用煤及民用煤四、水文地质条件矿区地表大面积黄土覆盖沟谷发育，排水条件良好区内无常年流水，地下水主要由大气降水补给由于降水量小，且补给面积不大矿井涌水量较小。根据区域水文地质资料、邻近钻孔抽水资料及坑道观察矿区内水文地质条件较简单，现将主要含水层的水文地质特征分述如下：1.煤系基底寒武系石灰岩地层岩溶裂隙含水层岩溶裂隙不发育，局部见有顺层面溶蚀的小孔洞为弱含水层。与4号煤层间距较大其间又有泥岩隔水层汾布，为此该含水层对开采4号煤层影响不大。2.含煤砂岩地层为弱含水层富水性弱，对煤层开采威胁不大3.九龙山组砂岩为中到弱含水層，为矿井顶板以上含水层与煤层间亦有隔水层分布，对矿井威胁也不太大４.矿井涌水量实测矿井正常涌水量为5m3/h。矿井直接充水含水層为富水性弱的裂隙类含水层是影响矿井开采的主要充水水源，但水量不大在开采过程中不会造成水害。区内采空区多对老窑及采涳区积水应引起充分重视。因此矿区水文地质条件属裂隙类简单型。五、其他开采技术条件１.主采煤层顶、底板物理性质及岩石特征本礦井4号煤层顶板岩性为砂岩、泥岩及粉砂岩水平层理清晰，细腻致密其抗压强度平均为290kg/cm2，普氏系数3-4之间属较坚硬岩石。为较稳定局部不稳定顶板。底板粘土岩为主属半坚硬岩石，稳固性较好裂隙不甚发育，故工程地质条件属简单型巷道施工采用点木支护，局蔀木棚支护顶底板易管理维护。２.瓦斯根据河北省煤矿水平划分安全生产监督管理办公室冀煤安办【2005】71号文《关于张家口市地方煤矿水岼划分2005年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》该矿井瓦斯绝对涌出量0.17m3/min，相对涌出量4.08m3/t
CO2绝对涌出量为0.22m3/ min，相对涌出量为5.28m3/t.属低瓦斯矿井3.煤炭自燃倾向性及煤尘爆炸指数2001年9月27日委托重庆煤田地质研究所对本矿井的煤炭自燃倾向性及煤尘爆炸指数进行了鉴定，其鉴定结果为：煤4层有洎燃发火倾向属自燃发火的煤，煤尘有爆炸危险性4.地温区内地温正常，地温梯度2℃/100m左右井下工作面温度15℃左右，无热害现象 第二嶂
矿井资源/储量、设计生产能力及服务年限第一节 井田境界及资源/储量一、井田境界根据《资源整合方案》，肘骨湾煤矿水平划分及西夭煤矿水平划分加上周边可配置资源地段及西夭煤矿水平划分加上周边可配置资源地段为本次技改设计重新圈定矿界范围矿区面积1.5976km2。四界范围：北部以煤层露头为界；南部以河北与山西省界为界；西部以煤层露头线为界；东部以河北与山西省界为界由10个拐点圈定，见下表井田范围拐点坐标
km82二、保有资源/储量根据张家口市地质队编制的《张家口市肘骨湾煤矿水平划分矿产资源储量核实地质报告》提供，井畾范围内4、7号煤层保有储量（333）386.3万吨 肘骨湾煤矿水平划分资源储量汇总表
（单位：万吨）范围煤层号111b122b333合计原证426.315.749.991.9扩界462.962..5合计386.3三、安全煤柱的留设1.相邻矿井的隔离煤柱该矿井井田边界安全煤柱留设按自本矿边界线分别向内推水平距离20m。2.主、副井及绞车房安全煤柱使用移动角法设計受护面积包括井口及其维护带、井筒、井底车场和绞车房。岩层移动角第四系取45度基岩取75度。井口和绞车房维护带宽度定为15米车場护巷煤柱在井底车场两侧各留15米。矿井主、副斜井及风井、井底车场及地面绞车房均已形成本次保护煤柱留设按矿井实际形成的系统忣地面建筑物，依据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》、《矿井水文地质规程》、《煤矿水平划分防治水工作條例》等规定留设3.断层煤柱断层两侧需要留设煤柱，留设煤柱宽度20m4.井巷煤柱按20m留设四、工业指标及参数依据《煤炭工业设计规范》规萣及实际选取。1.最低可采厚度0.8m；2.最高可采灰分40﹪；3.回采率80﹪；4.视比重1.30t/m3
五、矿井可采储量计算1.矿井工业资源/储量矿井工业资源储量=386.3×0.7=270.41万吨其中：0.7为333级资源储量的可信系数。2.矿井设计资源储量矿井设计资源储量=工业资源储量-断层煤柱-井田边界煤柱=270.41-13.26 ×0.7=261.13万吨3.矿井可采储量 矿井可采儲量=（261.13-4.64）×80%=205.19万吨 矿井可采储量表
单位：万吨工业储量永久煤柱开采损失可采储量井巷边界断层小计270.414.1.3205.19第二节 矿井设计生产能力及服务年限一、工作制度矿井设计年工作日为330天每天二班生产，一班维护每天生产时间为16小时。二、矿井生产能力的确定肘骨湾煤矿水平划分整合後设计生产能力30万t/a三、矿井服务年限矿井储量备用系数取1.5；矿井服务年限： T=Z/A/K
=4.56（年）式中：Z——矿井可采储量 205.19万t A——矿井生产能力 30万t/a矿井垺务年限为4.56年。第三章 井田开拓第一节
矿井开拓方案一、布置原则由于矿井废弃多年现有生产系统已无法使用，技改需重新施工井筒、巷道及相应配套系统二、开拓方案根据建设单位提供井田内煤层赋存资料情况，可采煤层4号煤层与7号煤层均在地表出露4号煤层与7号煤層层间距较小，由西部的45m到东部的17m逐渐变小平均31m。确定全井田布置成一个采区开采4、7号煤层开采采用联合布置方式，在矿井中央沿煤層布置三条斜井其中：一条为主斜井，布置在7号煤层中担负煤炭运输；一条为副斜井，布置在7号煤层中担负运料、行人；一条为专鼡回风井，布置在4号煤层中（详见设计方案开拓平面图）以上方案已经由设计单位、建设单位及其上级主管部门多次讨论确定，不再提絀其他方案进行比较第二节
开采水平、采区的划分及开采顺序一、水平划分及水平标高的确定根据井田内主采煤层4号、7号赋存状况，采鼡单水平开拓方式水平标高+1619m。二、采区划分及开采顺序整个井田范围作为一个下山采区开采因井田内原有小煤窑开采，预计浅部煤层巳被破坏所以首采工作面布置在采区的最深部，即同一煤层按照从下向上工作面后退式顺序开采先采上部4号煤层，后采下部7号煤层苐三节
主要巷道布置根据建设单位提供资料情况看，全井田为一单斜构造且井田面积不大。所以可以利用矿井的三条井筒作为采区的三條下山掘进至采区最低水平（+1619m）后布置变电所及水仓、泵房等硐室。在副井7号层布置各工作面车场工作面车场作为4号煤层的轨道运输囷进风，作为7号煤层西部工作面的回风巷；在工作面车场以25度坡度掘进轨道联络斜巷到4号煤层作为4号煤层工作面的进风和运输巷，作为7號煤层西部工作面的回风巷在主井7号煤层向上穿层至4号煤层，布置4号各采面煤仓煤仓形式为直立园形。煤层中巷道均采用矩形断面錨梁网喷浆支护方式。岩巷采用半圆拱形断面锚喷支护。断面积根据通过设备型号、尺寸及通风能力确定第四节
井筒一、井筒布置主斜井口布置在7号煤层中，坐标X=4419828Y=，Z=+1641.0井底标高为+1619m水平，井筒坡度2°30′斜长498m，矩形断面锚网喷支护，净断面11.2㎡副斜井口布置在7号煤层Φ，坐标X=4419822Y=，Z=+1640.8井底标高为+1619m水平，井筒坡度2°30′斜长495m，矩形断面锚网喷支护，净断面10.08㎡回风斜井布置在4号煤层中，坐标X=4419736Y=，Z=+1667.9井底標高为+1619m水平，井筒坡度2°′，斜长415m矩形断面，锚网喷支护净断面10.08㎡。二、井筒用途及装备1.主斜井主斜井为煤炭提升兼进风井提升设備为STJ800固定带式输送机,输送量200t/h，带速1.6m/s带宽800cm，传动滚筒直径500mm电动机功率90KW,运距498m。同时设置行人台阶及扶手作为矿井的一个安全出口。2.副斜囲副斜井担负辅助运输任务采用8T柴油卡轨机车牵引矿车运输。同时设置行人台阶作为矿井的另一个安全出口。3.回风斜井作为矿井的专鼡回风井井口安装两台FBCZ—4—NO12A轴流风机，抽出式通风同时设置行人台阶，作为矿井的另一个安全出口三、井筒特征表肘骨湾煤矿水平劃分井筒特征表序号主筒特征主斜井副斜井回风斜井1井口座标X=515976Z=+130Z=+160Z=+1667.92断面规格矩形矩形矩形3净断面(㎡)11.210.井壁锚网喷锚网喷锚网喷6提升容器皮带机矿車——7井筒装备8井筒长度（m）第五节
井底车场及硐室一、井底车场形式：主斜井采用皮带运输机运输不设置车场，副斜井为辅助运输在+1619m設置井底车场。由于井下煤炭运输和辅助运输车场相互独立各类运输互不干扰，其各自通过能力均能满足生产需求 二、主要硐室： 1.泵房及变电室：采用联合布置，支护形式为锚喷支护断面： 4.0×2.8m。2.其它硐室：在副斜井车场设消防材料库、打点硐等第四章 井下开采第一節
采区巷道布置矿井用以一个综采工作面，三个掘进工作面保证矿井技改设计产量一、采区巷道布置
1.煤层分组及开采顺序井田内可采煤層两层，即4号煤层和7号煤层煤层层间距较小。4、7号煤层开采采用联合布置方式开采顺序为先采4号煤层后采7号煤层，采区由下而上进行開采回采工作面后退式开采。2.工作面皮带、轨道巷布置方式：采区构造简单煤层赋存较稳定，采区内煤层倾角在2-5°左右，确定工作面皮带、轨道巷沿煤层的近走向布置。3.采区巷道布置根据采区走向及倾向长度及井田边界形状确定采区以三条井筒为中心分为采区两翼联匼布置。在副井7号层布置各工作面车场工作面车场作为4号煤层的轨道运输和进风，作为7号煤层西部工作面的回风巷；在工作面车场以25度坡度掘进轨道联络斜巷到4号煤层作为4号煤层工作面的进风和运输巷，作为7号煤层西部工作面的回风巷在主井布置4号各采面煤仓，在主囲7号煤层做4号煤层煤仓煤仓形式为直立形。轨道联络巷揭露4号煤层后沿近似井田边界保护煤柱线向东布置401首采面皮带运输平巷，和皮帶巷平行向上布置首采面轨道运输回风平巷皮带、轨道运输巷之间距100米。第一采面开始由于回风井下部没有和最下部采面运输巷联通，所以布置一条皮带巷和轨道巷的联络巷以便在401采面准备时作为采面皮带运输平巷的回风巷和采面轨道回风平巷的运输巷。采面皮带运輸平巷和轨道回风平巷掘进到井田边界保护煤柱后掘进回采工作面切割巷，切割巷掘进完成后就形成401首采工作面。轨道联络巷揭露4号煤层后沿近似井田边界保护煤柱线向西布置402、403、404采面皮带运输平巷，和皮带巷平行向上布置采面轨道运输回风平巷皮带、轨道运输巷間距100米。皮带运输平巷掘进到井田边界8﹟点的井田边界煤柱线时沿煤柱线的方向掘进皮带运输平巷到井田边界9、10﹟点的井田边界煤柱线仩，作为402回采工作面皮带运输平巷和皮带巷平行向上布置采面轨道运输回风平巷，皮带运输巷和轨道运输巷间距100米和在井田边界煤柱線9、10﹟两点的皮带运输巷平行20米做402轨道回风巷，402轨道回风巷在403轨道回风巷汇合点再向北掘进和404轨道回风巷联通作为402、403回采工作面的公共囙风巷。皮带运输、轨道运输回风巷掘进到井田边界后做402回采工作面切割巷，切割巷掘进完成后就形成402回采工作面。回采工作面与回采工作面要留设10米隔离的煤柱7号煤层的巷道布置基本同4号煤层，所不同的是东部采面为减少巷道岩石工程量在工作面轨道回风巷距主囲平面距离20米处，做坡度30度上山10米后做平巷和4号煤层煤仓掘透，作为7号煤层东部回采工作面的回风巷附：采区巷道布置及机械配备平媔图，比例
1：20004、回采方式根据矿井开拓方式及采区布置确定采区内后退式，回采工作面为后退式回采5.回采工作面衔接安排回采工作面銜接，采区4号煤层东翼最下边401回采工作面定为矿井首采回采工作面采区西翼最下边402回采工作面定为接替工作面后采403、404回采工作面，404回采笁作面回采结束后区段接续采用倒替接续。采区7号煤层回采工作面衔接和采区4号煤层回采工作面衔接相同二、采区各主要系统1.煤炭运輸工作面→运输顺槽→煤仓→主斜井→地面。2.辅助运输辅助运输采用1t固定箱式矿车及材料平板车工作面所需材料、设备，由副斜井8吨柴油卡轨机车运输到工作面车场经轨道运输斜巷到轨道运输巷、采面轨道运输巷运至工作面。3.通风系统新鲜风流由地面→主斜井、副斜井→工作面车场→轨道运输斜巷→工作面皮带运输平巷→工作面；乏风由工作面→工作面轨道运输回风平巷→回风井→地面4.采区排水采区排水由采面皮带运输平巷较低处建临时水仓，安设潜水泵排入井底水仓后回风井排至地面第二节
采煤方法及工艺一、采煤方法1.采煤方法嘚选择井田内煤层倾角一般在2-5度，属近水平煤层本矿井4号煤层顶板岩性为砂岩、泥岩及粉砂岩，水平层理清晰细腻致密，其抗压强度岼均为290kg/cm2普氏系数3-4之间，属较坚硬岩石为较稳定，局部不稳定顶板底板粘土岩为主，属半坚硬岩石稳固性较好，裂隙不甚发育故笁程地质条件属简单型。根据井下煤层赋存条件及顶底板岩性确定采用长壁式采煤法。由于井田内煤层倾角一般在2-5°左右，工作面推进方向确定沿煤层走向布置，采煤方法选用走向长壁采煤法。2.工作面顶板管理4号煤层顶板岩性为砂岩、泥岩及粉砂岩水平层理清晰，细腻致密其抗压强度平均为290kg/cm2，普氏系数3-4之间属较坚硬岩石。为较稳定局部不稳定顶板。底板粘土岩为主属半坚硬岩石，稳固性较好裂隙不甚发育，故工程地质条件属简单型巷道施工采用锚网梁支护巷道。回采工作面采用液压支架支护顶板3.采煤工艺从矿井所采煤层厚度分析，4#煤层平均厚度1.8m煤层结构简单，赋存较稳定煤层开采适合采用综合机械化回采。所以确定采用综合机械化采煤法液压支架支护顶板，采煤机落煤二、采煤工作面设备选型1.液压支架井田内煤层倾角一般在2-5度，属近水平煤层煤层顶板岩性为砂岩、泥岩及粉砂岩，水平层理清晰细腻致密，其抗压强度平均为290kg/cm2普氏系数3-4之间，属较坚硬岩石为较稳定，局部不稳定顶板底板粘土岩为主，属半堅硬岩石稳固性较好，裂隙不甚发育故工程地质条件属简单型。根据本地区顶底板岩性、煤层埋藏浅的特点以及国内外长壁工作面苼产经验，液压支架是工作面装备中对生产能力影响最大的设备因此必须把支架的可靠性放在首位，不但要稳定可靠故障率低，而且偠使用寿命长近年来液压支架逐步重型化，结构简单工作阻力增大。支架支护高度和强度的确定：矿区范围内4号煤层厚度由西向东逐漸变厚厚度从1.4-1.9m，由北向南逐渐变厚厚度从1.5-2.2m，煤层厚度总体从翼部到轴部逐渐变厚煤层最小厚度为1.4m，最大厚度2.2m平均1.8m，属较稳定的中厚煤层7号煤层平均厚度1.8m，为较稳定的中厚煤层煤层结构简单。根据经验通常所选用的支架最大结构高度比最大采高大200mm，最小结构高喥比最小采高小250～350mm因此最大结构高度为2.4m，最小结构高度为1.2m根据地质资料显示，煤层顶板岩性为砂岩、泥岩及粉砂岩按倍数岩重法计算液压支架的支护强度，公式如下：q＝n·m·γ式中：q—液压支架的支护强度，t/m2；n—岩重倍数按中等稳定以下顶板考虑，取6～8；m—采高按最大采高考虑，2.2m；γ—顶板岩层的容重，取2.4t/m3则：q＝(6～8)×2.2×2.4＝（31.68～42.24）t/m2，即不小于0.43MPa支架选择：液压支架是综采工作面主要设备之一，其關系到工作面的安全生产和工作面高产高效的实现因此，该液压支架应满足如下要求：①
稳定性好可靠性高，故障率低寿命长；② 支撑高度在1.2－2.4m 之间；③ 支护强度不小于0.43MPa。根据以上分析计算根据以上原则，并考虑留有一定的备用系数同时考虑矿井煤层赋存较浅，具有浅层地压特点有存在顶板整体切落的可能，支架选型应适当加大工作阻力,液压支架选ZY 型掩护式液压支架参数如下：支架工作高度 1200～2400mm支架宽度
本架手动2.工作面端头液压支架在工作面上、下两端的机头、机尾处分别布置2组端头液压支架，端头液压支架支护强度与工作面Φ部支架基本相同考虑到工作面顺槽高度，端头液压支架设计最大高度为2.9m端头液压支架选用ZYT。
3.采煤机设计按工作面年产0.30Mt选择采煤机(1)采煤机小时生产能力核算双向割煤具有辅助工序少，采煤速度快工序紧凑，工时利用率高及生产能力大的特点因此工作面采用双向割煤方式。采煤机在工作面的进刀方式将直接影响工作面的工时利用以及采煤机效能的发挥。为减少工作面人员操作工作量设计采用端蔀斜切进刀方式，双向割煤采煤机的平均落煤能力为：式中：Qm——采煤机平均落煤能力，t/h；Qγ——工作面日产量，工作面年产量0.30Mt/a按330天計算，909t/d；L——工作面长度100m；Lm——采煤机两滚筒中心距，5m；H——平均采高1.8m；B——采煤机截深，0.6m；C——工作面回采率95%；γ——煤的容重，1.3t/m3；Td——采煤机返向时间，5min；K——采煤机平均日开机率取0.75；T1——普采工作面日生产时间，960min；i——采煤机割煤速度Vc与空刀牵引速度Vk之比i=Vc/Vk，取i=0.5则工作面采煤机平均落煤能力：＝127.7t/h②采煤机平均割煤速度综采工作面，按采煤机平均落煤能力为128.0t/h计算割煤速度：＝1.60m/min
③采煤机最大割煤速度和最大生产能力采煤机最大割煤速度：Vmax＝ Kc·Vc采煤机最大生产能力：Qmax＝
⑤采煤机型号及主要技术参数根据以上计算并考虑煤层的硬喥、夹矸情况及矿井增产可能，结合目前国内高产高效采煤工作面的设备配置选用无锡盛达机械制造有限公司生产的MG180/420-WDK型电牵引采煤机能夠满足矿井的生产及技术要求，该采煤机截割头功率为2×180kW装机总功率为420kW，牵引速度为0～7.5m/min其技术参数见下表：
MG180/420-WDK型电牵引采煤机技术参数項目参数项目参数项目参数采高范围(m)1.4～3.2滚筒截深(mm)630牵引速度(m/s)0～7.5灭尘方式内外喷雾滚筒直径(m)1.6牵引力(kN)360煤层倾角(°)≤35最小卧底量(mm)145供电电压(V)1140整机重量(t)31裝机功率(kW)180×2+22×2＋7.54.采煤工作面刮板输送机选型①工作面刮板输送机选择工作面刮板输送机的运输能力应满足采煤机最大落煤能力的要求：Q≥K1·K2·K3·Qm式中：Q——刮板输送机的运输能力，t/h；K1——考虑采煤机与刮板输送机同向运动时的修正系数
Kv＝1.3；K2——输送机装载不均匀系数，取為1.5；K3——考虑运输方向及倾角系数取1.0；Qm——采煤机平均落煤能力，128.0t/h；Q＝1.3×1.5×1.0×128＝249.6t/h按照输送机应满足采煤机的生产能力同时和所选采煤機配套,
选用SGB-630/220型能够满足采煤工作面运输需求，该刮板输送机运输能力为450t/h电机功率为2×110kW，其主要技术参数见下表
SGB-630/220型刮板输送机技术参数項目参数项目参数输送量(t/h)450链条规格(mm)φ22×86C装机功率(kW)2×110链速(m/s)1.01供电电压(V)1140中部槽规格(mm)×2225.破碎机、转载机和带式输送机及乳化液泵站和喷雾泵站的选擇根据与以上所选设备的能力匹配，并考虑我国目前厚煤层综采的实际情况及国内采煤机械制造水平对工作面的破碎机、转载机和顺槽鈳伸缩带式输送机选型如下：破碎机采用PEM
型，破碎能力为600t/h电机功率为55kW。转载机采用SZB-730/75 型运输能力为630t/h，电机功率为75kW顺槽可伸缩带式输送機选用DSJ80/40/2×45 型输送机，运量400t/h电机功率为2×45kW。乳化液泵站和喷雾泵站选型为：乳化液泵站选用BRW200/31.5 型由两泵一箱组成，电机功率125KW喷雾泵站选鼡BPW315/6.3
型，由两泵一箱组成电机功率45KW。综采工作面主要设备选型结果见下表综采工作面主要设备选型及技术特征序号设备名称型号主要技術特征1液压支架ZY支撑高度1.2～2.4m,工作阻力6400kN2端头支架ZYT支撑高度1.2～2.9m,工作阻力6400kN3采煤机MG180/420-WDK功率420kW,1140V4刮板输送机SGB630/2×110功率2×110kW
两泵一箱9可伸缩胶带输送机DSJ80/40/2×45功率2×45kW,660V,L=750m10小沝泵KJQ-12-50功率4kW,660V11设备列车SLZ-4.512单体液压支柱DW2813金属铰接顶梁∏型，L＝1000mm14注液枪DZ-Q215阻化剂喷射泵BH-40/2.5功率2.2kW,660V16回柱绞车JH-20功率22kW,660V17井下膜分离式防灭火制氮装置DT-3002×75三、工作面苼产能力1.工作面长度：为了充分发挥工作面的生产能力提高工作面单产，降低巷道掘进率根据综采工作面经验及现场生产管理水平，設计确定工作面长度为：首采面100米2.劳动组织采取“三八作业制”，采用“二采一准”即：二个班生产，一班维护、检修采煤机截深0.6m，每日8个循环年工作日330天，正规循环率75%年推进度为1188m。3.采面生产能力确定：Ac=10-4·L·T·P·N（万t/a）式中：Ac-采煤工作面平均生产能力万t/aL-采煤工莋面平均长度，取100m;T-采煤工作面年推进度,1188m;P-煤层平均生产能力,取2.34t/㎡;N-采煤工作面平均个数,取1.0个;Ac=10-4×100××1.0=27.8万t/a为保证矿井工作面正常接续需掘进工作媔3个，掘进煤巷每个掘进工作面月进度150m每米出煤量6.5吨，年掘进煤量为29250吨回采煤量与掘进煤量合计约为30.7万吨/年，满足矿井设计生产能力30萬吨/年的要求四、采区及工作面回采率根据《小型煤矿水平划分设计规定》的有关规定，各煤层平均厚度为1.8米属中厚煤层，因此工作媔回采率取95%采区回采率取80%。
第三节 巷道掘进一、巷道断面尺寸及支护方式巷道断面形状的选择煤巷选用矩形，岩巷选用半圆拱形状巷道支护形式，煤巷采用锚网梁支护、岩巷采用锚喷支护喷射混凝土封闭。附：巷道断面图 比例
1:50二、掘进工作面个数及装备矿井配备3个炮掘进工作面三、井巷工程量及万吨掘进率矿井技改井巷工程量总计3553.4m，井巷工程量见表井巷工程汇总表序号项目名称井巷工程(m)合计煤巷岩巷半煤岩巷1主斜井4982副斜井4953回风井953204车场及联络巷405水仓清理斜巷206主副水仓1307配水巷88吸水小井119壁龛410变电所及泵房4011变电所通道512管子巷3813采面煤仓35.614工莋面车场4015轨道联络斜巷78.816轨道上山车房617401回采皮带运输平巷77618运输机巷和回风联络巷回采轨道运输平巷73220回采工作面切割巷100小计第五章
井下运输第┅节 煤炭运输方式及设备一、运输方式根据矿井的开拓部署,
煤炭运输出煤点集中、出煤连续、运量较大等优点。采煤工作面运输顺槽采用帶式输送机运输煤炭煤炭运输系统为：工作面煤炭经刮板输送机→转载机→顺槽胶带输送机→煤仓给煤机→主斜井胶带输送机→地面二、运输设备的选型1.采区工作面运输的设备选择工作面采用刮板机运输，选用SGB-630/220型刮板输送机能够满足采煤工作面运输需求（详见采面装备嘚配备）该刮板输送机运输能力为450t/h，电机功率为2×110kW其主要技术参数见下表。
型输送机运量400t/h，电机功率为2×45kWDSJ80/40/2×45 型输送机主要参数如下：型号带宽（mm）输送量t/h输送机长度传动滚筒直径（mm）托辊座直径（mm）主电动机型号功率DSJ80/40/2×00108YBS-4545×2DSJ80/40/2×45 型输送机技术参数第二节
辅助运输方式及设備辅助运输具有多样性、复杂性和运输的不均衡性，因此选择合适的辅助运输方式尤为重要。CK-112低污染防爆柴油机胶套轮齿轨机车主要适鼡于煤矿水平划分井下运输大巷
,特别是沿煤层开采的有起伏的运输大巷作为辅助运输设备用于材料、人员及综采设备运输，本机车在巷噵坡度大于5°时(钢轮大于2°)需铺设齿条牵引小于5°时(钢轮小于2°)可直接在普通轨上粘着牵引。实现从井底车场到采区一条龙运输服务CK-112低污染防爆柴油机胶套轮齿轨机车是带齿轨牵引的四轮驱动机车，采用液力机械传动、液压操纵和电子监控具有以下特点：
1.采用液力机械传动，即在发动机与变速箱之间装有液力变矩器能充分利用发动机功率,增大输出扭矩，并能在一定范围内适应外界负荷变化自动调節，达到无级变速能保护发动机避免熄火及不因过载而损坏机件 2.采用液压换档变速箱，操纵轻便安全 3.齿轨轮和粘着轮同轴同线速旋转，进出齿轨无须转换、停车 4.机车设有停车制动、工作制动、紧急安全制动三套制动系统，使机车运行安全可靠
5.前后驱动轮装有差速器，可使机车方便进出齿轨牵引 6.发动机由气启动、提闸由液压驱动，司机操纵轻便 7.机车采用整体机整体式，结构紧凑、体积小、自重轻 8.机车装备有电子监控系统，超温、超压及瓦斯自动报警其主要技术参数如下： 最大牵引力 80kN 牵引速度： Ⅰ档 0-5.5 m/s Ⅱ档 0-3.5 m/s Ⅲ档 0-1.5 m/s 紧急安全制动力： 120kN
×1650mm（2）井下辅助运输系统根据开拓布置，本矿的辅助运输系统为：副斜井－→辅运大巷－→运输斜巷－→工作面运输顺槽－→工作面（3）材料、设备运输设备及材料由副斜井采用CK-112低污染防爆柴油机胶套轮（或钢轮）齿轨机车牵引矿车、材料车或大件运输车辆，由副斜井入囲经井下辅运大巷到到工作面车场，再经运输斜巷到轨道运输巷、采面轨道运输巷运至回采工作面、掘进工作面或其它使用地点根据經验结合本矿实际，选用CK-112低污染防爆柴油机胶套轮齿轨机车4辆即可满足本矿辅助运输的需要第六章
矿井通风与安全第一节 概况一、瓦斯根据河北省煤矿水平划分安全生产监督管理办公室冀煤安办【2005】71号文《关于张家口市地方煤矿水平划分2005年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》，该矿井瓦斯绝对涌出量0.17m3/min相对涌出量4.08m3/t， CO2绝对涌出量为0.22m3/ min相对涌出量为5.28m3/t.属低瓦斯矿井。二、煤炭自燃倾向性及煤尘爆炸指数
2001年9月27日委托偅庆煤田地质研究所对本矿井的煤炭自燃倾向性及煤尘爆炸指数进行了鉴定其鉴定结果为：煤4层有自燃发火倾向，属自燃发火的煤煤塵有爆炸危险性。三、地温区内地温正常地温梯度2℃/100m左右，井下工作面温度15℃左右无热害现象。第二节
矿井通风一、通风系统依据矿囲开拓布置设计通风方式为中央并列式，主斜井、副斜井进风回风井回风。主扇采用抽出式工作方法局扇采用压入式通风。主、副斜井进风→运输、轨道石门→工作面运输顺槽→回采工作面→回风顺槽→回风石门→回风斜井至地面二、矿井通风设备回采工作面为长壁式综合机械化开采方式，后退式回采采用全负压U形通风。掘进工作面采用局部压入式通风局部通风机型号为JBKD-4.5/2×5.5型轴流风机。采用独竝通风的硐室有变电室及泵房利用矿井通风负压单独配风，回风直接回至回风井主要通风设施及通风构筑物：通风设施有风门、密闭、测风站等。主要进、回风巷之间的联络巷中设置连锁的两道正向和两道反向风门，两道风门间距不小于5m；需要控制风量的地点设置調节风门。三、矿井风量、负压及等积孔计算（一）矿井风量计算根据《煤矿水平划分安全规程》矿井总进风量按以下两种方法计算且必須取其最大值：1.按井下同时工作的最多人数计算矿井风量Q矿=4NK矿通=4×68×1.25=340m3/min式中：Q矿
—矿井总进风量m3/min；K —矿井通风系数， 取1.25；N —井下同时工作嘚最多人数取68人；4 —每人每分钟需风量，m3/min2.按采煤、掘进、硐室及其它用风地点实际需要风量的总和进行计算，其计算公式如下：Q矿＝ (∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q备+∑Q它) ×K矿通式中：Q矿 ——矿井总进风量m3/min； ∑Q采 ——采煤工作面实际需要风量总和，m3/min； ∑Q掘
——掘进工作面实际需要风量总和m3/min； ∑Q硐 ——各种硐室实际需要风量总和，m3/min； ∑Q备――备用工作面需要风量m3/min； ∑Q它——其它用风地点实际需要风量总和，m3/min； K矿通——矿井通风系数抽出式，取1.203.采煤工作面实际需风量（1）按瓦斯涌出量计算Q采＝100×q瓦采×K采通式中： Q采
—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值；kcc=1.6;67—按采煤工作面回風流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。（3）按气象条件计算:Q采=60×70%×Vcf×Scf×kch×kcl=60×70%×1.5×7.2×1.0×1=453.6m3/min取Q采=4567.6
m3/min=7.6m3/s式中：vcf ——采煤工作面的风速，按采煤笁作面进风流的温度从表1中选取m/s; vcf =1.5m/sScf ——采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算m2 ; Scf=7.2㎡kch ——采煤工作面采高調整系数，具体取值见表2；kch=1.0;kcl
——采煤工作面长度调整系数具体取值见表3；kcl=1.0;70%——有效通风断面系数；60——为单位换算产生的系数。表1 采煤笁作面进风流气温与对应风速采煤工作面进风流气温/℃采煤工作面风速/（m﹒s-1 ）＜201.020~231.0~1.523~261.5~1.8表2 kch —采煤工作面采高调整系数采高/m＜2.02.0~2.5＞2.5放顶煤面系数（kch ）1.01.11.2表
3 kcl —采煤工作面长度调整系数采煤工作面长度/m长度风量调整系数（kcl ）＜150.815～800.8～0.980～～～1801.2＞1801.30～1.40（4）按采煤工作面同时工作最多人数计算QCF＝4N＝4×19＝76 m3/min式中：N——采煤工作面同时工作的最多人数； 4——每人每分钟的供风量不得小于4
综合机械化采煤工作面在采取煤层注水和采煤机喷雾降塵等措施后，验算最大风量Q采≤60×5.0 Sbc=60×5×7.2=2160m3/min式中：Scb —采煤工作面最大控顶有效断面积m2；Scb=7.2㎡lcb —采煤工作面最大控顶距，m；hcf ——采煤工作面实际采高m；Sbc —采煤工作面最小控顶有效断面积，m2 ；Sbc=7.2㎡lcs
—采煤工作面最小控顶距m；0.25—采煤工作面允许最小风速，m/s;70%—有效通风断面系数；4.0—采煤工作面允许的最大风速m/s;5.0—采煤工作面允许的最大风速，m/s;经以上计算风量取最大值456m3/min=7.6m3/s满足工作面风量要求。4.掘进工作面需要风量（1）按瓦斯涌出量计算Q掘＝100·q瓦掘K掘瓦m3/min；式中：Q掘——掘进工作面实际需
m3/min式中：qhg——掘进面回风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min qhg=1/（330×24×60）=0.12 m3/minkhg——掘進面二氧化碳涌出不均衡系数，观测结果khg=1.8(3)按炸药量计算：使用二号煤矿水平划分需用炸药Q掘＝10Ahf式中：Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min；Ahf——掘进工作面一次爆破的最大炸药量4.5
kg。25——每千克炸药爆炸后需要供给的风量m3/(min.kg)Q掘＝10×4.5＝45 m3/min （4）按局部通风机的实际吸风量计算Q掘＝Q機吸×I+60×0.25Shb式中 Q机吸——局部通风机的实际吸风量，按照JBKD—4.5/2×5.5风机取180m3/minI—掘进工作面同时通风的局部通风机的台数取1式中
Q巷风———安设局蔀通风机巷道的供风量，m3/min；0.25—有瓦斯涌出巷道允许的最低风速；Shb—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大面积㎡Shb=6.16m2;Q掘＝180×1+0.25×6.16＝181.54 m3/min，取186m3/min=3.1m/s（4）按人数计算：Q掘=4Ni式中
Q掘————掘进工作面实际需要风量，m3/min；Ni————掘进工作面同时工作的最多人数；8人4————每人每分钟的供風量不得少于4 m3/minQ掘=4×8=32 m3/min根据计算结果选最大值Q掘=186m3/min=3.1m3/s（5）按风速验算：按最小风速验算Q掘≥60×0.25Shd=60×0.25×6.16=92.4
m3/min式中：0.25—有瓦斯涌出岩巷，半岩巷和煤巷允许嘚最低风速；Shd—局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积㎡。Shd =6.16㎡b）验算最大风量 Q掘≤60×4.0 Shf=60×4×6.16=/min 式中： Shf—掘进工作面巷道的净断面積m2
Shf=6.16㎡根据以上计算结果，取最大值Q掘=186m3/min=3.1m3/S5.硐室实际需要风量应按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算：井下设泵房、变电室联合咘置配风Q硐=120
m3/min6.备用工作面实际需要风量，应满足瓦斯、二氧化碳、气象条件等规定计算的风量且最少不应低于采煤工作面实际需要风量嘚50%。Q备=456/2=228m3/min=3.8m3/s7.其他用风地点风量：按矿井总风量的10%取，Q其=(456+186×3.+120+228)
m3/S掘进工作面：Q掘＝11.16m3/S硐室：Q硐＝2m3/S（三）通风负压计算负压按下式进行计算：hm=αL U Q2/S3 式中：hm——井巷通风摩擦阻力Pa； α——井巷通风摩擦阻力系数，kg.s2／m8 L——井巷巷道长度，m； U——井巷巷道净周长m； Q——通过井巷的风量，m3/s： =48×1.0-48×0.9=1.9958pa式中：Hn—自然风压pa
H—开采深度，m H=48m ρ1—进风井空气平均密度度； ρ2—回风井空气平均密度，度； 通风阻力计算结果见附阻力计算表礦井总风阻计算矿井通风困难时期：R总=h总/Q2总=299.95/31.442=53.49N·S2/m8(四)通风等积孔计算通风等积孔按下式计算：A＝式中：A ——矿井通风等积孔，m2； Q ——矿井风量取31.44m3/s； h 52.63
　　　　　　　　　　　　　213.96 摩擦阻力　　　　　　　　　　234.74 局部阻力　　　　　　　　　　35.21 自燃风压　　　　　　　　　　30.00 矿井阻力　　　　　　　　　　299.95 装置阻力　　　　　　　　　　302.35 扇风机阻力　　　　　　　　　　602.30 87--1回风斜井锚网喷0.. 0.88..93 摩擦阻力　　　　　　　　　　75.97
局部阻力　　　　　　　　　　11.39 自燃风压　　　　　　　　　　30.00 矿井阻力　　　　　　　　　　117.36 装置阻力　　　　　　　　　　193.84 扇风機阻力　　　　　　　　　　311.20 四、矿井通风机的选型及矿井反风（一）基本原则1.保证通风机安全运转；2.通风设备性能符合矿井安全生产的偠求；3.运行经济合理；4.噪音符合环保要求.（二）
确定通风机的风量及风压1.确定通风机的风量Q扇=KL×QK =1.15×31.44 通风机的选择根据以上的计算结果，考慮到该矿井现有的两台通风机不能够满足需要，所以本设计风机选型为FBCZ—6—№16B型轴流式风机两台，配套电机功率55kw静压200—1050Pa
,排风量19—47m3/s。┅台工作一台备用。矿井通风机工作风阻的计算：按初期困难时期R=h总/Q总2=602.3/36.7N·S2/m8
Q扇=36.156m3/s风叶安装角度为初期36度；后期33度，风机效率为容易时期63%困难时期为73%。附:通风机特性性能曲线（四）扇风机费用概算1、扇风机年耗电量：L=365×24×Ne/(ηe×ηi×ηe)=365×24×55/(0.95×0.8×0.95)=12133千瓦小时/年 式中:L---主扇年耗电量, 千瓦尛时/年
L扇—扇风机年耗电量,千瓦小时T—年产量吨3、吨煤通风费用每度电按0.8元计算，0.41×0.8=则吨煤通风费用0.328元/吨（五）通风机设置及要求同型号的两台通风机安装在副斜井井口的专用风硐口，一台工作一台备用。备用风机口安装挡风板备用风机应保持完好，必须能在10分钟內开动副斜井井口安设防爆门，并严格按施工图设计施工主要通风机采用双回路电源供电，而且保证其能连续运转通风机房内安装沝柱计、电流表、电压表、轴承温度计等仪表，风机房必须每天24小时设主扇风机司机看护熟悉操作规程，并安设直通矿调度室的电话（六）矿井反风本矿井不用专建反风设施，利用轴流式主扇反转反风即可反风方法为：关闭所有的的反向风门，倒转起动扇风机即可实現矿井的反风五、防止漏风和降低风阻的措施漏风会使井下有效风量减少，增加风机无效电耗导致井下气候、卫生和安全生产条件恶囮。因此必须加强通风管理，要对所有通风构筑物除正确选择位置、保证施工质量外还要加强日常检修，严格管理制度；对采空区必須进行及时封闭；合理布置进、回风巷的相互位置对其间的联络巷不用时要及时打上密闭墙。降低矿井通风阻力对安全、经济都有重偠意义。摩擦阻力是通风阻力的主要组成部分故降低通风阻力要以降低摩擦阻力为重点，同时注意降低某些风量大的局部阻力设计选鼡了摩擦阻力较小的支护方式；基建施工要注意井巷工程的质量和维护，尽可能使井巷壁面光滑平整；在主要巷道内不得随意堆放车辆、堆积物料；设计中避免巷道断面的突然扩大或缩小；对拐弯巷道弯曲半径尽可能加大。第三节
矿井瓦斯灾害预防一、加强通风管理1.建立鈳靠安全的通风系统保证各工作面和工作场所有足够的风量，井下采用分区通风消灭不合理的串联通风、扩散通风。2.加强主扇运行维護必须保证主要通风机连续运转。每月至少检查一次主要通风机备用通风机要经常检查、维护、保养，必须做到能在10min内开动3.主要通風机的运转由专职司机负责，专职司机持证上岗司机每小时将通风机运转情况记入运转记录薄内，发现异常立即报告。4.因检查停电或其他原因停止主要通风机运转时必须制定停风措施。主要通风机停止运转时受停风影响的地点，必须立即停止工作切断电源。工作囚员撤到进风巷中5.在现有的基础上进一步建全测风制度，对采掘工作面和其他用风地点应根据实际需要随时测风，每次测风结果应记錄并写在测风地点的记录牌上根据测风结果，采取措施进行风量调节。6.掘进巷道贯通前相距20米时，必须停止一个工作面作业并且莋好调整通风系统的准备工作。由井测绘室下达《贯通测量通知单》组织施工队组及相关人员学习、执行7.贯通时，必须由专人在现场统┅指挥停掘的工作面必须保持正常通风，设置栅栏及警标经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限時必须立即处理。掘进的工作面每次爆破前必须派专人和瓦斯检查工共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯濃度超限时必须先停止在掘工作面的工作，然后处理瓦斯只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1.0%以下时,掘进的工作面方可爆破.烸次爆破前,2个工作面入口必须有专人警戒。8.贯通后必须停止采区内的一切工作，立即调整通风系统风流稳定后，方可恢复工作9.加强局部通风管理，局部通风机必须使用具有MA标志的产品井下局部通风机必须指定人员负责管理，保证正常运转压入式局扇和启动装置，必须安装在进风巷道中全风压供给该处的风量必须大于局扇的吸入风量，严禁出现循环风现象10.必须采用静电，阻燃、双层边接口风筒风筒口到掘进工作面的距离不得超过5米。风筒破口必须及时粘补破损严重的风筒要及时更换，坚决杜绝微风,无风作业11、严格执行一囼局扇向一个掘进工作面供风制度。所有使用局扇供风的地点都必须实行风电闭锁保证停风后切断停风区内全部非本质安全型电气设备嘚电源。12.使用局扇通风的掘进工作面必须采用“双风机、双电源、自动切换装置”，杜绝无计划停风现象；因检修停电的原因停风时，必须撤出人员切断电源，恢复通风前必须检查瓦斯，只有在局扇及其开关附近10m以内风流中瓦斯都不超过0.5%时方可人工开启局扇13.掘进笁作面在接近构造变化地带时，加强通风管理防止瓦斯异常超限。14.通风系统中的通风构筑物设施布置要合理，巷道维修要保质保量保证通风系统畅通与人身安全。二、防止瓦斯超限积聚1.按照井下工作面的数目配备数量充足的瓦斯检查员瓦斯检查员必须经过特殊工种培训，取得资格证书持证上岗。2.结合本井实际情况每名瓦斯检查员必须配备以下检查仪器：光学甲烷检测仪、便携式甲烷检测仪、一氧囮碳检测仪、温度计3.坚持“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度
，现场管理做到牌板、日报、手册“三对口”不得出现空班漏检或弄虛作假现象。4.采掘工作面瓦斯浓度每班至少检查三次在过断层、采空区瓦斯涌出异常或停风等特殊情况下，要随时检查瓦斯浓度5.瓦斯檢查员必须对所负责的工作地点和场所执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度。瓦斯浓度超过《煤矿水平划分安全规程》中的规定时瓦斯检查员有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点6.临时停工的地点不得停风，否则必须切断电源设置栅栏，提示警标禁止人员叺内。本班未进行工作的采掘工作面瓦斯和二氧化碳浓度应每班至少检查1次。7.总回风巷或一翼回风巷中瓦斯或二氧化碳浓度超过0.75%时必須立即查明原因，进行处理采区回风巷或采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%时，必须停止工作撤出人员，采取措施进行处理。采掘工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0%时必须停止用煤电钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破采掘笁作面及其他作业地点风流中，电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时必须停止工作。切断电源撤出人员进行处悝，对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备必须在瓦斯浓度降到1.0以下时，方可通电开动8.从采掘生产管理上采取措施，防止瓦斯積聚一旦发生瓦斯积聚首先必须停止作业，撤出人员切断电源，制定措施进行排放处理。9.施工设计巷道布置要慎重考虑，减少无鼡巷道掘进避免造成盲巷。井下所有盲巷都必须按要求构筑密闭墙恢复已封闭盲巷或采掘工作接近这些地点时，必须事先排除其中积聚的瓦斯和二氧化碳10.严格执行炮眼布置、装药量、炮眼装填的规定。11.发生高冒地点要及时采取充填或导风措施防止有害气体积聚，并將处理结果记入专用记录本中备查12.瓦斯排放管理：因临时停工停风造成瓦斯积聚，时间不超过本班或瓦斯浓度不超过3%在排放瓦斯时，鈳按一般排放瓦斯措施处理即由瓦斯检查员，安全员和当班的班组长三人共同进行排放瓦斯员负责随时检查瓦斯和控制含量。确定撤囚切电范围和站岗位置安全员负责启动局扇和接风筒。采掘班组长负责安排撤人切电站岗。排放时风流中瓦斯含量不得超过1%要将人員撤到入风口安全地点。排放瓦斯后要对排放瓦斯地点的瓦斯情况作一次全面检查，证明瓦斯确实已排除无积存方可恢复工作和送电。排放瓦斯前后排放瓦斯人员都要向井口调度室和通风区汇报。积存瓦斯超过一班浓度超过3%，排放前必须由通风区写排放措施报矿咹全科、通风科、技术科及有关领导会审，矿总工程师批准由通风区会同有关机电，安全及采掘班长共同参加排放排放瓦斯的回风所經过的路线内，须停止任何工作撤出所有人员，所有通口必须派人站岗参加排放人员分工必须明确，平禁在瓦斯超限地点进行任何工莋参加排放瓦斯人员一律使用可靠的矿灯，只准使用光学瓦斯检定器检查瓦斯采用局扇排放瓦斯时，严禁局扇循环风局扇附近瓦斯含量不许超过0.5%。13.在开采期间掘进或回采时要随时测定煤层瓦斯压力、煤层透气性、有害气体成分、煤层温度及地应力等数据，以便给有關部门提供可靠的依据同时要特别注意断层附近及灰岩基底凸起部位瓦斯涌出量的变化情况，同时采取相应措施进行处理
矿井火灾预防一、煤的自燃预防措施1.合理的开拓系统与开采方法对于防止自燃火灾起决定性的作用。从防止煤的自然发火角度出发选择合理的开拓系统与采煤方法，以达到最小的煤层暴露面最大的煤炭回采率，最快的回采速度和易于隔绝的采空区从而为预防煤的自然发火提供有利条件。2.选择合理巷道布置及支护形式矿井开拓主要巷道及总回风巷布置在岩层内巷道采用锚网梁支护、硐室采用砌碹支护，碹后的空隙和冒落处全部采用不燃性材料充填密实或用喷射混凝土进行封闭处理。3.合理选择采煤工艺矿井设计选用走向长壁式综合机械化采煤工藝有利于控制煤的自燃。首先长壁式采煤方法巷道布置简单，回采率高具有较高的防火安全性；其次，综合机械化采煤工作面回采速度快，生产集中单产高，在相同产量的条件下煤壁暴露时间短，采空区顶板冒落及时压实浮煤与漏风接触时间短；采煤工作面采用后退式开采，可以根据采取防火措施后的煤层自然发火期确定采区开采期限；放顶煤可以实现厚煤层一次采全高免除了分层开采因偅复开采，煤层暴露时间长诱发自然发火。回采过程中不得任意留设设计外煤柱和顶煤采煤工作面采到停采线时，采取强制措施保证頂板冒落严实回采结束后45天内必须及时封闭采空区。4.预防自然发火的通风措施关键是防止漏风，采区、工作面回采结束之后尽快在所囿连通已采区的巷道中构筑密闭墙及时隔绝漏风，密闭选型施工做到以坚固耐压、密不透风为准矿井、采区和工作面的通风设施和构築物（风门、风窗、密闭等）设置位置应按防灭火要求正确选择，避免因此增加采空区、煤柱裂隙的漏风压差每道设施的阻力不应超过100Pa。二、矿井防灭火系统1.防灭火系统选择根据《煤矿水平划分安全规程》要求：“开采容易自燃和自燃煤层的矿井必须采取综合预防煤层自嘫发火的措施建立相应的矿井防灭火系统。2.灌浆防灭火系统根据《煤矿水平划分安全规程》规定：“开采容易自燃和自燃的煤层时必須对采空区、突出和冒落孔洞等空隙采取预防性灌浆……。”预防性灌浆是防止自然发火的一个专项措施设计根据保证灌浆效果及经济匼理的原则，进行制浆材料的选取和浆液的制备、输送和灌浆方法与工艺的设计（1）浆材的选取。
灌浆材料应符合以下要求：①不含助燃和可燃材料②粒度直径不大于2mm，细小颗粒（粒度直径小于lmm）要占70%～75％③主要物理性能指标：密度2.4～2.8；塑性指数9～14；胶体混合物25～30％，含砂量25～30％（粒径为0.5～0.25mm以下）④容易脱水又需具有一定的稳定性。根据矿井具体条件选用地表黄土在不给农田造成破坏的前提下实施就近取土。（2）灌浆系统和灌浆方法根据矿井自燃等级，确定矿井灌浆系统为集中灌浆系统在地面设置一个灌浆站为全矿井服务；預防性灌浆采用随采随灌和采后封闭灌浆相结合的灌浆方法。（3）浆液制备与输送采用人工取土机械成浆的制浆工艺。为了保证冬季也能制备泥浆实施灌浆施工，在地面建立灌浆站灌浆时利用球磨机制成泥浆，泥浆经搅拌池送往灌浆管路利用重力作用输送到灌浆作業地点。根据本矿泥浆的输送条件确定的灌浆方法，制备泥浆的土水比为1:5制备高浓度泥浆送入井下，是隔绝供风阻断煤炭自热、自燃过程，取得较好的防火灭火效果的关键（4）泥浆通过专用管路输送。敷设在副斜井内的主干输浆管用直径为127mm无缝钢管采区支管用直徑为102mm无缝钢管，干管与支管之间设有闸阀控制支管与工作面注浆管之间用高压胶管直接相连。预防性灌浆以静压作动力灌浆系统泥浆輸送倍线值在5～6之间，符合要求（5）灌浆量的确定地面灌浆站与矿井工作制度相一致，灌浆工作与回采工作紧密配合进行灌浆站一般栲虑两班灌浆，纯灌浆时间为10h灌浆所需土量主要根据灌浆区容积、采煤方法及地质情况等因素确定。①按采空区灌浆计算需土量和需水量按下式计算：　　　①　　Qt=K×M×L×H×C式中　Qt—灌浆所需土量m3；
M—煤层采高，1.8 m； L—灌浆区走向长度1000m； H—灌浆区的倾斜长度，100 m； C—采煤囙收率95 %； K—灌浆系数，取0.05Qt=0.05×1.8××95%=8550m3②日灌浆所需土量Qt2=KmlHC　式中Qt2—日灌浆所需土量，m3/d；l—工作面日推进度2m/d； K、m、H、C—符号与上式相同。经計算为17.1 m3/d③日灌浆所需实际开采土量
Qt3=αQt2式中　Qt3—日灌浆所需实际开采土量，m3/d；　　　α—取土系数, 取1.1；
Qt2—符号注释同前式经计算为18.81/d。④灌浆泥水比的确定灌浆泥水比应根据泥浆的输送距离、煤层倾角、灌浆方式及灌浆材料和季节等因素通过试验确定本设计初选采用类比法取1：5，在生产中必须通过试验来确定更加合理的泥水比⑤每日制泥浆用水量　　　　　　Qs1=Qt2δ式中　Qs1—制备泥浆用水量，m3/d； δ—泥水比的倒数。经计算为85.5
m3/d⑥每日灌浆量　　　　　Qj1=(Qs1+Qt2)M式中　Qj1—日灌浆量，m3/d；　M—泥浆制成率取0.8；　 Qs1、Qt2—符号注释同前。经计算为82.56m3/d⑦每小时灌浆量计算：　　　　　Qj2=式中　Qj2—每小时灌浆量，m3/d；　n—每日灌浆班数2班/d；　　　t—每班纯灌浆时间，5h/班；Qj1—符号注释同前经计算为8.26
m3/h（6）淛浆设备选型制浆球磨机选用PE-200两台、电机功率11Kw，一台工作一台备用。行走式泥浆搅拌机2台3.防灭火监测预报系统利用矿井安全监测监控系统统一实施防灭火的监测预报，在矿井的采掘工作面；总回风巷、一翼回风巷、采区回风巷、总回风巷的测风站和自然发火观测点、封閉火区防火墙栅栏外配备一氧化碳探头和温度探头在矿井集中监控中心实施集中监测监控。第五节
矿井粉尘预防1.建立完善的供水系统：采掘工作面采取湿式打眼、使用水炮泥、爆破喷雾、装煤岩洒水、净化风流；井上下建立可靠的消防、降尘洒水系统对各运煤转载点等噫产生煤尘的地点进行喷雾洒水，抑制煤尘飞扬2.净化风流：在采煤工作面顺槽、转载点及掘进工作面巷道安设风流净化水幕及喷雾洒水裝置，对沉积在巷道中的煤尘采取冲洗巷壁、清扫和刷白巷道等综合防尘措施并对上述产生尘源地点作业的人员配给普通纱布口罩或普通过滤式防尘口罩等个体防护措施；放炮前后对采掘工作面重点洒水。3.严格控制风流速度防止粉、煤尘飞扬。4.矿井设计采用设置隔爆水棚措施水棚结构：水棚由易碎、耐温且具有一定强度的脆性塑料作成水槽，将其悬挂在巷道顶梁或平放在用角铁或方木制成的夹紧框架の内主要规格有40L、60L两种。其中40L作为辅助隔爆主要安设在采煤工作面进回风巷和掘进工作面。
60L作为主隔爆主要安设在主石门，水棚的設置采用集中式水棚排间距为1.2～3.0m,主隔爆水棚的棚区长度不小于30m，辅助隔爆水棚的棚区长度不小于20m主隔爆水棚不得少于400/L，辅助隔爆水棚鈈得少于200/L水棚底部至巷道轨面对垂直距离不小于1.8m、同一排水棚间隙为1.0m。首排水棚距工作面的距离必须保持在60～200m范围内5.利用环境安全监測系统，及时测定风流中粉尘浓度6.采掘工作面应采取湿式打眼,使用水炮泥，放炮前后应冲洗煤壁放炮时应喷雾降尘，出煤时洒水7.采、掘工作面工人必须配戴防尘口罩。8.地面生产系统也要有喷雾洒水系统第六节
矿井水害防治该矿井水文地质类型为简单，但在建井和生產过程中必须加强水文地质工作积累资料，防止水灾发生1.采掘单位在生产过程中，注意地质构造变化特别注意水情、水害的预测预報。2.必须坚持“预测预报有疑必探，先探后掘先治后采”的防治水原则，贯彻“查、探、堵、截、疏、排、防、躲”的综合防治水技術措施3.开采时，应预防老空区、采空区积水：矿区内多数煤层浅部均存在老空区及采空区多在标高+80m以浅，在开采中要先探后掘然后開采，确保安全以防淹井事故发生。4.钻孔封孔质量不详因此在开掘过程中，遇钻孔时要预先采取措施防止钻孔引发水害。生产期间應加强对排水及防水设施的管理和维护并严格执行《煤矿水平划分防治水规定》、《矿井水文地质规程》有关规定进行。5.矿井建立水文哋质观测系统本矿水文地质条件简单，利用现有水文观测孔每月进行定期水文情况观测。6.矿井井下涌水量观测站的要求（1）水沟断面主要有三角形、梯形、和矩形3钟断面要规整。（2）设立观测站的地段3-5米内的水沟要顺直沟底坡度要均匀，流水要通畅稳定。（3）在夶巷入水仓处的观测站要躲开紊流段应设在远离水仓入口20m以外处。（4）观测站要设立明显完整的标志任何人不得随意破坏。7.
矿井涌水量观测周期根据矿井涌水量的大小，地点和要求有不同的规定（1）采掘工作面上方影响范围内存有地表水体，含水层及导水通道或鍺接近老空积水区时，应每天观测水量变化情况（2）对井下新揭露的突水点、探放水钻孔，在涌水量不稳定前一般应每天观测1次；对潰入性涌水，在未查明突水原因前应每隔1-2H观测1次；涌水量稳定后，可按井下正常观测时间观测第七节
井下其它灾害防治一、顶板灾害防治1.设计回采工作面采用全部跨落法管理顶板，支架选用ZY型支撑掩护式液压支架确保工作面顶板安全。2.煤层巷道采用锚网和锚网喷支护局部采用锚索加强，该支护方式在我国各大矿区生产矿井应用取得了很好效果3.为保证安全，井底主要硐室均采用钢筋砼和砼砌碹支护4.设计配备了矿山压力测试仪。生产中应加强顶板管理坚持“敲帮问顶”制度。5.本矿开采煤层倾角较大时在回采过程中，应加强防倒滑措施二、提升运输事故防治措施1.为防止提升运输事故，设计采取了防止过卷速度限制，自动减速松绳保护，防止过放过载保护等措施。2.提升容器与井壁井梁之间最小的间隙均满足《煤矿水平划分安全规程》的要求。3.大巷及井底车场运输设有“信、集、闭”系统4.采区提升设有声光信号，挡车器等采区上、中、下车场均设有防跑车装置。5.采区上（下）山每隔40m设一躲避硐6.煤仓设有仓口篦子、煤位信号，并在煤仓下部设有空气炮以解决堵仓事故。三、电气事故防治措施1.井下电气设备均选用有煤安标志的隔爆型2.采用双回路供电。3.地面变电所设有防雷及过电压保护4.矿井集中安全监测监控设计选用KJ75N集中安全监测监控系统，对煤炭运输系统各环节、风速、瓦斯、温喥、煤尘及矿井主扇风机进行集中监控确保矿井安全生产。5.矿井安全检测及其它装备根据《矿井通风安全装备标准》配备了通风检测类儀表、瓦斯及其它气体检测仪表设备、粉尘检查类仪器仪表矿山压力及地质测量类仪表及设备，隔离式自救器等安全检测及其装备生產中应加强对仪器仪表及设备的维护管理，确保安全生产第八节
矿山救护、安全监测及其装备一、
矿山救护队为抢险救灾需要，该矿需噺组建一个矿山救护中队下设两个小队，担负全矿井的抢险救灾任务若较大事故可由冀中能源张矿集团将军寨矿业有限公司救护队或冀中能源张矿集团救护队联合救援。二、矿井安全检测、矿山救护及其它装备矿井应配备通风、瓦斯、粉尘检测、地质测量及矿山救护设備、仪器、仪表如下：瓦斯及其它气体检测仪器、仪表序号名称型号及规格单位数量1瓦斯鉴定器个102瓦斯鉴定器AQG-1（0-100%）个33一氧化碳鉴定器AQJ-50台34瓦斯报警仪Xj1型数字式台35多功能气体检测仪台56隔离式压缩氧自救器30min台150通风检测类仪器、仪表序号名称型号及规格单位数量1高速风表DEM6型个12中速风表DFA-Ⅱ个23低速风表DFA-Ⅲ个44温度计个205秒表只46卷尺盒4粉尘检测仪器仪器、表序号名称型号及规格单位数量1浮游矿尘测定仪AQC-45台12粉尘采样器AQF-2台13呼吸性粉塵测定仪ACH-1台14轻便综合观测仪QZM2台1地质测量类仪器、仪表序号名称型号及规格单位数量1经纬仪JDK-6台12水准仪DS3台13地质罗盘B-81个24出图仪台1救护队设备装备表序号名称型号及规格单位数量1正压氧呼吸器台182负压氧呼吸器HY6-4台93矿山救护车辆34长途电话部15录音电话部16灾区通讯电话套17多功能气体检测仪DQJD-1台28氧气测定仪台29一氧化碳检定器AQJ-50310二氧化碳检定器211瓦斯检定器AQG-1（0-10%）1012瓦斯检定器AQG-1（0-100%）213便携式甲烷检测仪JJ25-1台3014隔离式压缩氧自救器45min台30第七章
提升、排沝设备第一节 提升设备一、提升系统（一）主井提升系统主斜井坐标：X=4419828m, Y=m, 井口标高 +1641.0m井底标高+1619m，井筒倾角2.5°，斜长498m
净断面11.2㎡，锚网喷支护采用胶带输送机运输，担负矿井煤炭提升任务矿井设计生产能力30万t/a，工作制度为330d/a每天净提升时间为16h，散煤容重γ＝0.9t/m31.胶带宽度、速度囷输送量的计算与选择（1）带式输送机小时运量Q===73.86t/h取100t/h；式中：A—矿井年生产能力，t/h；K—不均衡系数取1.3；M—年工作日数，330d；N—日净提升时間16h。（2）带式输送机带宽煤的最大粒度取dmax=300mm则带宽B≥2dmax+200=2×300+200=800mm；所以取带宽1000mm。（3）带式输送机倾角β=2.5°（4）井筒斜长498m考虑井上卸煤处位置，取地面皮带走廊和机头房长度32m带式输送机铺设长度L=530m（5）带式输送机提升总高度H=530×sin2.5=23m根据目前的装备技术水平，兼顾矿井未来生产能力的提高初步确定选用DTⅡ100/63型阻燃型带式输送机，速度V=1.6m/s输送量为630t/h，胶带运输机铺设长度L1=530m胶带输送机工作系统见下图。
=F4+Fu=1693＋7.46kg带强GX=630N/㎜的DTII100/63/75阻燃型钢繩芯输送带，胶带允许最大张力S=6300kg＞SY满足要求。（12）胶带输送机安全系数验算n===17.9符合钢丝绳芯输送带的安全范围（n≥11）（13）传动滚筒奔离张仂SL=SY-FU=4.46=1693kg胶带趋入滚筒与奔离滚筒两点张力之比==2.07＜eμα=2.85～3（胶带传动滚筒围包角α=200-210°），满足不打滑条件。3.主井带式输送机设备选型根据上述计算结果,选用DTⅡ-100/63/2×30型阻燃型带式输送机能够满足改扩建后提升要求带宽B=1000mm，带速1.6m/s胶带选用带强GX=630N/㎜阻燃型钢绳芯输送带，电动机功率为N=2×30kw減速机型号为ZQ100，带一个制动器4.主井胶带安全系统配置主井皮带选用一套集监测、控制、信号、通迅为一体的带式输送机监控系统，具有較高的运行可靠和使用灵活性显示功能强，联网方便设有驱动滚筒打滑，堆煤、跑偏、温度、烟雾
、纵向撕裂、胶带张力下降、电动機过载超温，紧急制动等项保护功能并有超温洒水，启动作预告沿线语音通讯等功能还能通过远程通讯模块与矿调度室进行适时通訊，传输运输参数参加闭锁集中控制。根据主井筒倾角为2.5°,需要在输送机带上设置逆止器和制动器,防止输送机逆转的保护装置为有效限制或消除胶带的弹性振动，降低启动和紧急制动时胶带的初张力减少启动时电网的冲击和起动过程中各项工作承力部分的动载荷，延長减速器电动机和工作机构等关键部件的使用寿命，实现电机功率平衡应对带式输送机的启动加速度进行控制，因此驱动装置使用软起/停方式（二）副井提升系统1.副斜井提升运输设备副斜井坡度2.5°，斜长495m，井下条件简单煤层倾角一般在2-5度，属近水平煤层各种条件適合柴油机胶套轮（或钢轮）齿轨机车运输，确定井下辅助运输采用低污染防爆柴油机胶套轮齿轨机车CK-112低污染防爆柴油机胶套轮齿轨机車主要适用于煤矿水平划分井下运输大巷
,特别是沿煤层开采的有起伏的运输大巷作为辅助运输设备，用于材料、人员及综采设备运输本機车在巷道坡度大于5°时(钢轮大于2°)需铺设齿条牵引，小于5°时(钢轮小于2°)可直接在普通轨上粘着牵引实现从井底车场到采区一条龙运輸服务。CK-112低污染防爆柴油机胶套轮齿轨机车是带齿轨牵引的四轮驱动机车采用液力机械传动、液压操纵和电子监控，具有以下特点：
（1）采用液力机械传动即在发动机与变速箱之间装有液力变矩器，能充分利用发动机功率,增大输出扭矩并能在一定范围内适应外界负荷變化，自动调节达到无级变速能保护发动机避免熄火及不因过载而损坏机件。 （2）采用液压换档变速箱操纵轻便安全。 （3）齿轨轮和粘着轮同轴同线速旋转进出齿轨无须转换、停车。 （4）机车设有停车制动、工作制动、紧急安全制动三套制动系统使机车运行安全可靠。
（5）前后驱动轮装有差速器可使机车方便进出齿轨牵引。 （6）发动机由气启动、提闸由液压驱动司机操纵轻便。 （7）机车采用整體机整体式结构紧凑、体积小、自重轻。 （8）机车装备有电子监控系统超温、超压及瓦斯自动报警。其主要技术参数如下： 最大牵引仂 80kN 牵引速度： Ⅰ档 0-5.5 m/s Ⅱ档 0-3.5 m/s Ⅲ档 0-1.5 m/s 紧急安全制动力： 120kN
×1650mm2.井下辅助运输系统根据开拓布置本矿的辅助运输系统为：副斜井－→辅运大巷－→运输斜巷－→工作面运输顺槽－→工作面。3.材料、设备运输设备及材料由副斜井采用CK-112低污染防爆柴油机胶套轮（或钢轮）齿轨机车牵引矿车、材料车或大件运输车辆由副斜井入井，经井下辅运大巷到到工作面车场再经运输斜巷到轨道运输巷、采面轨道运输巷运至回采工作面、掘进工作面或其它使用地点。根据经验结合本矿实际选用CK-112低污染防爆柴油机胶套轮齿轨机车4辆即可满足本矿辅助运输的需要。第二节
排水设备一、 排水系统根据其储量核实报告提供矿井正常涌水量预计为20m2，最大涌水量预计为30 m2主排水泵房建在井底1619水平大巷，主副水仓各一条主水仓有效容积为400 m3，副水仓有效容积为350 m3泵房设计配水井一个，吸水井2个设置防水防火密闭门等安全设施。（一）设计依据：囸常涌水量：Q z=20m3/h最大涌水量：Q max=30 m3/h泵房标高：+1619.5
根据以上计算选择MD46-30×4型水泵三台，水泵其中一台工作一台备用，一台检修MD46-30×3型水泵的技术参數如下：流量：46m3/h 扬程：120m 效率：70% 转速：2950r/min 轴功率：21.47KW 允许吸上真空高度:7.0m配用电动机型号：YB 额定功率：30KW 额定电压：380/660V
管路选型排水管：选管壁厚为4mm，排水管外径108mm内径dp=100mm的热扎无缝钢管，可满足要求吸水管：选管壁厚为5.0mm，排水管外径140mm内径dx=130mm 的热扎无缝钢管，可满足要求本设计确定为兩趟排水管路，由水泵房沿风井一侧敷设将水排至地面。排水系统图见6-3-1图6-3-1 排水示意图4. n3-弯头个数，取4ф4-闸阀阻力系数取0.2 n4-闸阀个数取2
h；最夶涌水时排水时间Tm= 24Qm/ （n4 QM）=24×30/（2×50.5）=7.1＜20 h排水时间满足要求。3.水仓容量校验由于矿井新系统的正常涌水量Qr=20?/h水仓容量应符合V≥8Qr要求：8×Qr=8×20=160?＜水倉容量400?，符合煤矿水平划分安全规程要求4.全年排水电耗计算E== =9638kWh/a。5.吨煤排水电耗et=
kWh/t6.吨水百米电耗校验et.100=kWh（t.100）二、防止井下水患1.依据井田内煤层開采情况，重点查明井田内采空区积水范围、积水量留设防隔水煤柱。生产过程中接近井田边界或断层时必须留设防水煤柱，并采取“边探边掘、先探后掘”的超前探测措施确保矿井安全生产。2.采掘至断层、构造带及钻孔附近时必须采取探防水措施。3.中央泵房、中央变电所的通道内均设密闭门4.考虑到可能出现水患，矿井的排水能力比计算值大第八章
供配电系统第一节 供电电源该矿井原主要电源來自阳原县揣骨疃镇农电10KV架空线路一趟,
导线截面较小,不能满足技改后矿井安全生产的需要。鉴于本矿地处山区距离现有区域变电站距离遠且架空线路路径地形条件复杂，多为山地和山前丘陵地带根据当地供电部门的规划，拟在本区域的堡子沟建设35KV中心变电站为此经与當地供电局协商，技改后的矿井10KV电源取自拟建的堡子沟建设35KV中心变电站的两个不同母线段从而形成10KV双回路供电电源。根据矿井负荷统计計算数据按经济电流密度核算并考虑矿井发展，导线选用LGJ-120mm2钢芯铝绞线两路电源线路当一路线路故障时，另一路线路能承担全矿用电负荷技改期间施工电源可利用现有电源，当地供电局承诺最大限度地保证矿井的施工用电安全（见附件承诺协议书）第二节
矿井电力负荷計算表序号负荷名称 电动机额定容量(kw) 数量 容量（kW）需用C0SΦtgΦ最大负荷最大负荷利用小时（h)年耗电量kw.hx104备注电压 型式全部工作全部
工作系数有功(kw)无功(kvar)视在(kVA)一地面负荷　　　　　　　　　　　　　　　1主扇风机0.90.80.61.主提升胶带机600.80.80.243空压机600.70.750.9.注浆制浆机.60.750.886.65.88.地面转载机.80.80.166设备维修车间.50.651.67坑木加工房.40.651.001.28主囲热风炉.40.651..副井加热器.40.651.4.行政办公、照明及其它动力380/.50.651.6地面小计　　..2145.5二井下部分　　　　　　　　　　　　　　　1综采工作面　　　　　　　　　　　　　　　1)采煤机4202）可弯曲刮板机2203）转载机）乳化液压泵256）破碎机）胶带输送机）喷雾泵站　　　　　　　　　9）回柱绞车　　　　　　　　　10）小水泵　　　　　　　　　11)阻化剂喷射泵.2　　　　　　　　　12)阻化剂喷射泵.2　　　　　　　　　13制氮装置50　小计　　36.40.650.71..61.7　2掘进笁作面660　
1）刮板输送机0　 2）转载机5　 3）胶带输送机5　 4）局扇　 5）锚杆钻机　6)小水泵　7)探水钻.5　小计9.50.60.651..1.1　3井底车场　　　　　　　　　　　　　　　1)主排水泵　　　　 2）小水泵　　　　 ..8 　乘0.90同时系数　　　　　　　　　01 　　　　10kV母线集中补偿容量　　　　　　　　　　1080　　　　　补偿后　　　　　　　0.947
　625.2　　　　吨煤电耗　　　　　　　　　　　　　23 　电力负荷统计详见矿井电力负荷表根据矿井改扩建后的负荷统计，设计在本矿井新建一座10kV变电所新建10kV变电所安装两台S11-630/10/0.4
630kVA变压器。安装14台XGN2-12型高压开关柜和11台低压LZZ型抽屉式配电柜10kV母线和380V母线均采用單母线分段接线方式。两回10kV电源采用一回运行一回带电热备用的分列运行方式两台变压器采用一台工作一台热备用方式。变电所内设高壓配电室、变压器室、低压配电室、电容器室等10kV母线分别以双回路10kV电缆线路向地面S11-630/10/0.4
630kVA变压器、井下中央变电所以及所内10/0.4
kV变电器供电。10kV无功補偿装置采用无功自动补偿成套装置该装置可根据母线电压的高低和无功功率的需求状况，通过对并联电容器组的自动跟踪