同家梁礦1、2號煤層開采設計說明書
同家梁礦1、2號煤層開采設計說明書
前 言
同家梁礦區位於大同市西南約20km處，礦區對外交通便利。井田走向長度3.00公裏，傾斜方向長5.50公裏,麵積為13.43平方公裏。本井田內有多層煤，但此次設計隻考慮1、2號煤層，厚度分別為3.2米、3.5米，1號與2號煤層相距11.26米。煤層傾角平均為4度。井田可采儲量為8458萬噸，新井設計生產能力為150萬噸/年，服務年限為79年。
同家梁煤礦礦井工作製度為“三八”製，一麵達產。開拓方式為立井單水平開拓，水平標高為850米。礦井主井采用箕鬥提煤，副井采用罐籠作為輔助提升。工作麵采用傾斜長壁采煤法，采用集中布置，采煤工藝為綜采一次采全高煤。礦井運煤在大巷中采用膠帶輸送機運輸，輔助運輸采用1.5噸固定式礦車運輸。礦井采用中央並列式通風，主扇工作方式為抽出式。
第一章 井田概況及地質特征
第一節 井田概況
一、交通位置
大同煤礦集團公司同家梁礦井田位於大同煤田向斜中段東南側，地理位置在大同市西南約20km處，行政隸屬大同市南郊區所轄。其地理坐標：東經112°58′29″-113°06′41″;北緯40界;東北部與白洞礦毗鄰。
鐵路：
口泉鐵路支線從同家梁礦東南部穿過，並設有同家梁車站，自此向西沿口泉溝可達喬村，向東北經平旺車站而交彙於北同蒲線及大秦線，南可達太原，東可至秦皇島，並可經大同北抵集寧、呼市、二連;東達北京等地。大同地區在口泉、西韓嶺、湖東三地設編組站，煤炭貨運及客運十分便利。
公路：
井田內主要有口泉至王村公路通過，向東北可經口泉至大同市而通往內蒙、北京、河北各地，亦可自口泉向東交於大(同)-運(城)公路幹線，直達太原等地，區內尚有若幹簡易公路，公路交通亦十分方便。
二、地形地貌及河流
井田位於太嶽山係霍山東麓南段，地形複雜，山嶺起伏，溝穀縱限。溝穀多為“V”字型，區內基岩裸露，多植被覆蓋，黃土零星分布，縱觀全井田地勢，北高南低，西高東低，其最高點位於井田北部邊界附近的關山圪塔，海拔1389.0米，最低點位於井田西南部的溝穀，海拔1157.0米，相對高差232米，屬中低山區。
根據區域資料本區所處位置屬口泉河流域補給徑流帶，區域內主要河流為甘河，其發源於山陰縣北綿山東泉嶺，向南流經口泉、南郊、甘河等到河南入黃河，全長300多公裏。
三、氣象
本區氣候屬暖溫帶大陸性幹燥氣候，多北風，受季風影響，冬季長而寒冷，春季幹旱多風，夏季短而炎熱，秋季涼爽。年平均氣溫8.6℃，一月份最冷，平均氣溫2.5℃，極端氣溫-30.2℃;6月份最熱，平均氣溫16.7℃，極端氣溫37.5℃;雨季多集中在7、8、9三個月，年平均降水量607.7mm，年平均蒸發量1873.1mm，年蒸發量為降水量的3倍，霜凍期為十月上旬至次年三月底，年無霜期197天左右，最大凍土深度610mm。
四、地震
1949年以後，直到1989年發生大同縣--陽高縣地震為止，除1952年10月8日22時24分在崞縣(北緯39.0°，東經112.7°)發生過5.5級地震(震中烈度八度)之外,大同及周圍地區地震以眾多的小震形式出現，絕大多數為無感地震，沒有造成什麼破壞。此後，1996年3月26日2時02分43.7秒，大陽地震區又發生5.8級地震(為大陽地震晚期強餘震508次，其中3級以上7次，最大一次餘震為4.9級，大同日報1991年3月27日)。
五、礦區工農業概況及建材供應等情況
農作物有玉米、穀子、藥材、果品等。近年來林牧業有所發展。
工業生產主要有采煤、焦化、水泥、耐火材料、陶瓷等。建材除鋼材外，其它如石灰、磚瓦、沙石均可就地解決。
六、水源、電源情況
(1)、水源條件
井田內水量有限，礦井生產、生活用水均需從附近杏家莊引入地下水。
(2)、電源條件
礦區電源一趟引自岩嶺35kV變電站，另一趟引自大同二電廠110kv變電所。
第二節 井田地質特征
井田屬基岩裸露區，二迭係上統上石盒子組一段、二段地表出露廣泛,第四係主要分布在山梁及溝穀中。現根據地表填圖及鑽探鑽孔揭露情況，井田內地層由老至新、由下而上詳述如下：
一、地層
1、奧陶係中統上馬家溝組(O2S)
井田內未出露，岩性為灰—深灰色，厚層狀石灰岩、泥質灰岩、白雲質灰岩組成，其頂部為淺黃褐色或淺灰色石灰岩，局部發育小溶洞，其下部白雲質灰岩含大量石膏。本組為一套正常淺海碳酸鹽岩相的廣海陸棚沉積物，據區域資料，本組厚267米左右。
2、石炭係中統本溪組(C2b)
井田內未出露，位於奧陶係侵蝕基準麵上，為一濱海平原型淡化瀉湖、濱海湖泊等海陸交互相的沉積建造。其岩性組合為下部為灰—灰白色鋁土質泥質、泥岩及砂質泥岩，底部為灰色鐵鋁岩及呈窩狀或薄層狀的褐黃色黃鐵礦 及其結核;上部為灰—深灰色泥岩、砂質泥岩、細砂岩，其頂部發育一層相當於“畔溝灰岩”層位的深灰色厚層狀含方解石脈及燧石條帶的石灰岩。本組地層厚度13.2—25.3米，平均20.41米，與下伏上馬家溝組地層呈平行不整合接觸。
3、石炭係上統太原組(C3t)
為一套海陸交互相沉積建造。主要岩性為砂岩、砂質泥岩、泥岩、鋁土質泥岩、煤、泥灰岩及石灰岩等組成的多次海浸、海退韻律建造，其中K2、K3、K4三層石灰岩在全區穩定發育。按其岩性組合特征，可將本組劃分為下列三段。
第一段(C3t1)：從太原組底砂岩(K1)至K2灰岩之底，其岩性主要為一套灰色長石英砂岩、灰黑色泥岩、鋁質泥岩、砂質泥岩、炭質泥岩及煤組成，發育11下號、11號、10號、9號等煤層，其中，10號為大部可采煤層，其餘為不可采煤層。本段厚度32.0—59.4米，平均46.80米。
第二段(C3t2)：由K2石灰岩底至K4石灰岩頂。其岩性以兩層含燧石條帶及腕足類化石的石灰岩及泥岩、砂岩和煤組成，K2石灰岩局部夾海相泥岩，發育有7、8號不可采煤層。本段厚度29.2—36.6米，平均 32.92米。
第三段(C3t3)：由K4頂至太原組頂部，岩性主要由深灰色石灰岩、灰黑色泥岩、砂質泥岩及煤層組成，下部為泥岩—煤的沉積組合;中部為泥岩—砂質泥岩(粉砂岩)—煤的組合;上部為一套泥岩—砂質泥岩—泥岩的沉積組合。沉積有4上、4、6及6下號不可采煤層。本段厚度31.2—52.8米，平均50.4米。
本區太原組是在本溪組之上厚度較大的一套含煤地層沉積，其厚度平均為130.12米，最大為137.23米，最小為108.72米，與下伏本溪組地層呈整合接觸。
4、二迭係下統山西組(PlS)
井田未出露。為一套陸相含煤建造。主要由灰—深灰色中細砂岩、粉砂岩、砂質泥岩、泥岩及3—4層煤組成。含01號、l號、2號 、3號等煤層。其中1、2號煤層為全井田發育、基本全井田可采之穩定煤層，其餘為不可采煤層。其底部發育一層含有菱鐵質結核的細粒砂岩(K7)，與下伏地層呈整合接觸。本組厚度29.87—44.15米，平均38.53米。
5、二迭係下統下石盒子組(P1X)
為一套陸相河流碎屑岩建造。主要由黃綠色—灰白色中細砂岩、砂質泥 岩及泥岩等組成。其底部以一層灰白色厚層狀的中細粒砂岩(K8)為底，與下伏地層呈整合接觸。本組地層下部尚有灰黑色泥岩、煤線，而其上部出現紫紅色含鮞粒的鋁質泥岩或砂質泥岩，表明該區氣候由濕潤漸轉為炎熱幹早，成煤期逐漸結束。本組厚度86.52—106.98米，平均98.7左右。
6、二迭係上統上石盒子組(P1S)
本組地層區內廣泛分布，主要為一套黃綠色的砂岩、砂質泥岩及紫紅色泥岩、鋁土泥岩迭次出現、互為夾層的廣闊湖盆河流相沉積。按其岩性組合特征可分為三段，詳述如下：
第一段(P2S1)：有黃綠、淺黃色夾紫紅色中—厚層狀泥岩、鋁土泥岩、砂質泥岩和黃綠色中—厚層狀細—中—粗粒砂岩及粉砂岩組成。其底層以一層厚約9.28米左右的黃綠色中粗粒砂岩(K10)與下伏的下石盒子組分界，二者連續沉積，下部主要以黃綠色、紫紅色泥岩、砂質泥岩為主;上部以黃綠色砂質泥岩、砂岩互層組成，夾有灰色泥岩及薄層紫紅色泥岩，本段厚度160—190米，平均170米左右。
第二段(P2S2)：本段下部為紫紅色、黃綠色泥岩、砂質泥岩與黃綠色細砂岩互層;底部一層厚20米左右，呈灰—灰白色、黃綠色中粗粒硬砂岩(K11)與第一段分界，該砂岩成分以石英為主，長石次之，局部含有石英砂礫，泥質、鈣質膠結，具交錯層理，全區穩定發育;上部以黃綠色、紫紅色泥岩為主，局部夾有砂質泥岩條帶，本段泥岩破碎風化強烈，呈碎小片狀，地貌呈丘狀，與抗風化能力強的砂岩互層相鄰，形成了凹凸相問的地貌特征。本段厚度70—110米，平均95米左右。
第三段(P2S3)：本段岩性以紫紅、黃綠色泥岩為主，水平層理發育。底部為一層黃綠色、灰綠色中厚層狀中—細粒硬砂岩與下伏第二段分界，該砂岩成分以石英為主，長石、岩屑次之，含少量白雲母碎片，厚度變化大，一般厚為5—10米;下部以紫紅色泥岩與黃綠色砂岩互層為主，夾有薄層黃綠色泥岩;上部以黃綠色、灰綠色泥岩及砂岩互層為主，夾有薄層狀紫紅色泥岩，本段厚度80—120米，平均105米左右。
本組地層在井田內大麵積遭受不同程度的風化剝蝕，因而大麵積出露，本組地層的第一段(P2S1)、第二段(P2S2)。本組從岩性上看，每一段均以一層厚層狀中粗—中細粒硬砂岩為底。而總的岩石組成特征比較近似，以砂岩與泥岩或砂質泥岩為主;從顏色上看，本組地層為一套雜色岩層，下部以紫紅色、黃綠色、灰綠色岩層互層產生，向上紫紅色岩層增加，黃綠色、灰綠色岩層相對減少，其沉積環境為經過下石盒子組沉積後的又一陸相沉積，河湖相砂岩沉積相當發育，沼澤相沉積由下往上漸少或消失，在地理、氣候環境可由本組的沉積特征歸納為：炎熱而幹燥氣候條件下，地勢平坦，河流縱橫的衝積平原環境。
7、第四係
(1)中更新統離石組(Q2)厚0—30米，一般10米左右，為淺黃色—淺棕色亞砂土、亞粘土及砂質粘土，以粘土為主，中下底含接合層，不整合於下部較老地層之上，主要分布於梁峁山垣地帶。
(2)全新統(Q4)厚0—10米，一般5米，係近代衝(洪)積層，分布於小溝穀中，多以灰岩、砂岩之礫及卵石、砂粒組成，常混雜泥質，分選差。
二、地質構造
1、區域構造
本區位於華北地台大同盆地西翼，緊靠太嶽山經向構造帶中的霍山隆起之東緣南段，區域總體構造主要為一走向北東，傾向南東的單斜構造傾角5-20°，西南邊緣局部可達30°左右。受本區基底構造的控製及影響，在此主體單斜背景上發育了一係列屬新華夏構造體係的次級褶皺構造，特別是西南部褶曲發育，軸向多呈北北西和北西向，較大的有柳灣背斜、馬家嶺向斜、北嶺西向西背斜、北嶺西背斜、北嶺東向斜和張莊背斜。
2、井田構造
本井田位於該單斜構造之西部，井田呈一寬緩的山斜構造，軸向東西，向東緩緩傾伏，兩翼基本對稱，南翼傾角4°—7°，北翼稍陡傾角8°—°度，井田斷裂構造不發育，目前尚未發現有斷層存在，構造簡單為一類。地層平均總厚130.12米。
三、水文地質
(一)區域水文地質概況
根據區域資料本區所處位置屬口泉河流域補給徑流帶，區域內主要河流為甘河，其發源於山陰縣北綿山東泉嶺，向南流經口泉、南郊、甘河等到河南入黃河，全長300多公裏，流域麵積省境內890 m2。
1、奧陶係中統上馬家溝組碳酸鹽岩裂隙—岩溶含水層
下莊普查共施工奧灰延深孔3個，其延深深度分別為6號孔161.46米，9號孔64.48米，10號孔15.02米，其中6號孔揭穿上馬家溝組全部，其岩性主要為石灰岩、泥灰岩、白雲質灰岩，具裂隙，但大都被方解石脈或石膏充填，含水層不大。鑽孔消耗量最大為1.00 m3/小時，一般為0.50—0.8 m3/小時。此外，9號、10號鑽孔為湧水孔，9號孔從35.30米開始湧水，10號孔從122.32米開始湧水，兩孔直至孔底，一直湧水。因未對奧灰岩岩溶水進行抽水試驗，故難對奧陶係灰岩岩溶裂隙含水層含水性做出準確評價。井田內6 號孔奧灰岩進尺161.46米，通過岩芯鑒定，此段岩溶裂隙不發育，含水較弱。因此要準確判定該井田奧灰岩岩溶裂隙含水層含水性須對奧灰地層進一步揭露，並進行抽水試驗。
2、石炭係中統本溪組隔水岩層
本組以灰色、深灰色鋁土質泥岩、泥岩及砂質岩為主，致密塊狀，局部有不穩定定的石灰岩、細砂岩，裂隙不發育。層厚13.2—25.3米，平均20.41米，屬於柔性岩石，水滲透能力很差，為良好的隔水層。
3、石炭係上統太原組K2、K3、K4石灰岩裂隙岩溶含水層：三層灰岩在區內廣泛分布，K2灰岩層厚6.57—13.07米，平均厚度9.62 米，為9號煤的直接頂板，裂隙較發育，消耗量為0.05—0.20 m3/時。
K3灰岩層厚4.10—6.85米，平均厚度5.88 米，岩性為深灰色石灰岩，裂隙較發育，消耗量為0.05—0.10 m3/時。
K4灰岩層厚2.30—4.57米，平均厚度3.64米，岩性為深灰色石灰岩，裂隙發育，消耗量為0.10—0.50 m3/時。
4、二迭係下統山西組及下石盒於組K8砂岩裂隙含水層,該組砂岩區內分布廣泛，山西組砂岩層厚4.58—10.74米，平均厚度7.04米，裂隙不發育，消耗量為0.01—0.10/時。
K8砂岩層厚l—11.4米，平均厚度為5.66米，岩性為中細砂岩，為下石盒於組與山西組的分界標誌層，局部有裂隙發育，消耗量為0.02—0.10 m3/時。
5、二迭係下統下石盒子組上段K9及中部砂岩裂隙含水層組
該組砂岩裂隙不發育，消耗量為：0.01 m3/時。中部中砂岩，層厚5.98米，裂隙較發育，消耗量為0.01 m3/時。
6、二迭係上統上石盒子組K10砂岩裂隙含水層組,K10砂岩厚3—15.33米，平均9.28米，岩性為中粗砂岩，裂隙不發育，消耗量為0.01 m3/時。
7、二迭係上統上石盒子組K10以上砂岩裂隙含水層組,K10砂岩以上共有4層中粗砂岩，厚度由下而上分別為8.44 米、2.43米、6.50米、2.65米，裂隙不發育，消耗量為0.01—0.02 m3/時。
8、第四係衝洪積孔隙含水層
局部分布，以砂礫石為主，層厚0—10米，一般5米，含水性較差，並隨季節和降水的變化而變化。
(二)礦井湧水量預算
我礦現開采1號層，頂板岩性變化不大，含水層基本穩定，井下湧水量為288—360m/d。正常湧水量為320m/d，最大湧水量為400m/d。
第三節 煤層特征
(一)煤層
本井田設計的為采1號和2號兩層煤：
1號煤層位於山西組上部，上距K8砂岩0.40—17.20米，平均6米，下距2號煤層0.25—16.63米，平均11.62米左右，煤層厚度3.6—2.8米，平均3.2米，結構簡單，不含夾矸。
14號煤層位於山西組中部，上距1號煤層0.25—16.63米，平均11.62米，下距K2灰岩25米左右，煤層厚1.8—3.2米，平均3.0米，結構簡單，含0-1炭質泥岩夾矸。
(二)煤質
1、物理性質
根據普查勘探資料：區內各可采煤層為黑色、玻璃—瀝青光澤、粉末狀、塊狀，1號煤層容重為1.36t/m3;2號煤層容重為1.30t/m3。各煤層簡述如下：
1號煤層：黑色、半光亮型—光亮型、粉末狀、粒狀、玻璃—瀝青光澤，內生裂隙發育，性脆易碎。
2號煤層：黑色、半光亮型—光亮型、粉末狀、粒狀、玻璃—瀝青光澤，內生裂隙發育，性脆易碎。
2、煤的化學性質工藝性及煤類
1號煤層 : 水份[Mad]：原煤0.46—0.69%，平均0.57%，變化不明顯;洗煤0.5—0.56%，平均0.53%，基本穩定。 灰分[Ad]：原煤9.82—13.73%，平均11.77%;洗 6.90—6.97%，平均6.93%，穩定。屬低灰煤。揮發份[Vdaf]：原煤20.85—21.87%，平均21.36%，穩定;洗煤19.86—20.49%，平均20.17%，穩定。全硫[Std]：原煤0.39—0.5%，平均0.45%，基本穩定;洗煤0.42—0.5%，平均0.46%，穩定，特低硫。空氣幹燥基高位發熱量[Qgrdaf]：原煤31.745—33.232MJ/kg，平均32.488MJ/kg;洗煤33.896—34.390MJ/kg，平均34.143MJ/kg，為高發熱量煤。灰份成份03manbetx ：以二氧化矽(Si02)和三氧化二鋁(Al203)為主。其中二氧化矽(Si02)含量42.65%，三氧化二鋁(Al203)含量41.41%，另外還有三氧化二鐵(Fe203)為8.72%，氧化鈣(CaO)為1.32%，氧化鎂(MgO)1.74%等。灰熔融性(DT)：>1500°C，變形溫度較高，屬難熔灰份。
2號煤層：水份[Mad]：原煤0.48—0.76%，平均0.63%，變化不明顯;洗煤0.29—0.58%，平均0.48%，基本穩定。灰分[Ad]：原煤5.52—28.60%，平均16.87%;洗 4.69—7.19%，平均5.94%，基本穩定。揮發份[Vdaf]：原煤20.28—22.22%，平均21.37%;洗煤18.65—21.49%，平均19.87%，穩定。全硫[Std]：原煤0.34—2.67%，平均1.17%，變化較大;洗煤0.4—0.6%，平均0.49%。空氣幹燥基高位發熱量[Qgrdaf]：原煤25.036—34.144MJ/kg，平均30.254MJ/kg;洗煤33.557—35.429MJ/kg，平均34.629MJ/kg，為高發熱量煤。灰份成份03manbetx ：以二氧化矽(Si02)和三氧化二鋁(Al203)為主。其中二氧化矽(Si02)含量52.77%，三氧化二鋁(Al203)含量35.46%，另外還有三氧化二鐵(Fe203)為5.13%，氧化鈣(CaO)為1.11%，氧化鎂(MgO)1.3%等。灰熔融性(DT)：>1500°C，變形溫度較高，屬難熔灰份。
3、煤類的確定及其依據
1號煤層：洗煤揮發份20.30%，粘結指數91，膠質層厚度Y(mm)8。該煤為焦煤，牌號25，即JM25。
2號煤層：洗煤揮發份18.65—21.49%，平均19.87%，粘結指數75--94，平均84，膠質層厚度Y(mm)9.5—20，平均14.0。該煤為焦煤，牌號15，即JM15。
4、 煤的可選性
井田內可采煤層12號、14號煤為焦煤。現在依據下莊井田普查時煤芯煤樣化驗精煤回收率作理論03manbetx 如下：
1號煤層淨煤回收率68.1—69.2%，平均68.6%，理論淨煤回收率級別為良，屬易選。
2號煤層淨煤回收率44.2—58.5%，平均50.6%，理論淨煤回收率級別為中等，屬較易洗選。
5、煤的工業用途評價
1號煤層：原煤灰份9.82—13.73%，平均11.77%，原煤全硫0.39—0.5%，平均0.45%，發熱量31.745—33.232MJ/kg，平均32.488 MJ/kg。1號煤為特低灰—低灰、特低硫高發熱量焦煤，可作為煉焦用煤，通過洗選，可以降低灰份，達到特低灰。
2號煤層：原煤灰份5.52—28.60%，平均16.87%，原煤全硫0.34—2.67%，平均1.7%，發熱量25.583—35.144MJ/kg，平均30.254 MJ/kg。2號煤為特低灰—富灰、特低硫—富硫高發熱量焦煤，通過洗選，可以降低灰份，達到特低灰、特低硫，可作為煉焦用煤。
(三)礦井主要水害及預防措施
礦井充水因素主要為頂板以上砂岩裂隙水及采空區積水向巷道滲漏。由於山西組砂岩含水層在井田範圍含水性不強，水量有限，隻要正常進行抽排，一般不會發生水害02manbetx.com 。礦井另一個充水因素為鄰近生產礦井廢棄巷道和采空區積水。今後若靠近邊界附近開采時，應詳細調查相鄰煤礦開采情況和廢棄巷道和采空區積水情況，以防巷道相互貫通引發水害影響。
(四)供水水源
井田內水量有限，礦井生產、生活用水均需從附近杏家莊引入地下水。
四、其他開采技術條件
1、頂底板條件
1號煤其頂板以泥岩為主，局部為砂質泥岩，底板為粉砂岩、砂質泥岩、泥岩，該煤層井田內全部發育、全區可采穩定為一型。
2號煤其頂板為泥岩、砂質泥岩、中砂岩，底板為砂質泥岩，局部為細砂岩，該煤層井田內全部發育、全部可采，穩定為一型。
2、瓦斯、煤塵和煤的自燃
(1)瓦斯
1997年普查勘探時，於9號鑽孔采用密封罐取樣器采取了2號煤層瓦斯樣，並進行了現場解吸和實驗室瓦斯含量試驗，從現場解吸及03manbetx 成果看，井田2號煤層瓦斯含量較高，現場解吸(CH4 + CO2)為3ml/g，實驗室瓦斯含量CH4為10.16ml/g，CO2為0.46ml/g。另距本區東北約25公裏處雲崗煤礦資料，1號煤層瓦斯相對湧出量為4.2 m3/t。
(2)煤塵
勘探施工在鑽孔中采樣作了1號、2號煤層的煤塵爆炸性試驗，結果如下：
1號煤層：火焰長度，60-70mm;加岩粉量55-60%，有爆炸危險性;
2號煤層：火焰長度，50mm;加岩粉量55%，有爆炸危險性。
(3)煤的自燃
依據普查勘探資料將1、2號煤自燃傾向性敘述如下：
1號煤層吸氧量0.7398—0.7635(cm3/g)，自燃等級Ⅱ;
2號煤層吸氧量0.6844—0.8283(cm3/g)，自燃等級Ⅰ—Ⅱ。
第二章 井田境界和儲量
第一節 井田境界
在煤田劃分為井田時，要保證各井田煤田各部分都能得到合理的開發。煤田範圍劃分為井田的原則有：
1、井田範圍內的儲量，煤層賦存情況及開采條件要與礦井生產能力相適應;
2、保證井田有合理尺寸;
3、充分利用自然條件進行劃分，如地質構造(斷層)等;
4、合理規劃礦井開采範圍，處理號相鄰礦井間的關係。
井田東西長3.00公裏，南北寬5.50公裏，麵積，13.43平方公裏。井田呈一寬緩的山斜構造，軸向東西，向東緩緩傾伏，兩翼基本對稱，南翼傾角4—7度，北翼稍陡傾角8—12度，井田斷裂構造不發育，目前尚未發現有斷層存在，構造簡單為一類。
第二節 礦井工業儲量
1、資源/儲量估算範圍
本次參與資源/儲量估算的煤層為該礦設計開采的1、2號煤層，資源/儲量估算邊界範圍為井天邊界所圈定的範圍。
2、工業指標確定
1、依據《煤炭資源地質勘探規範》關於化工、動力用煤的標準：計算能利用儲量的煤層最低厚度為0.8m，原煤灰分不大於40%，計算暫不能利用儲量的厚度為0.7m—0.8m;
2、依據國務院過函(1998)5號文《關於酸雨控製及二氧化硫汙染控製區有關問題的批複》內容要求：禁止新建煤層含硫份大於3%的礦井。硫份大於3%的煤層儲量列入平衡表外的儲量;
3、井田範圍內的煤炭儲量是礦井設計的基本依據，根據(《礦井設計指南》中礦大出版社 陳吉昌主編)
4、儲量計算厚度：夾石厚度不大於0.05m時，與煤分層合並計算，複雜結構煤層的夾石厚度不超過每分層厚度的50%時，以各煤分層總厚度作為儲量計算厚度;
5、井田內主要煤層穩定，厚度變化不大，煤層產狀平緩，勘探工程分布比較均勻，采用地質塊段的算術平均法。
6、煤層容重：1號、1.36t/ m3;2號1.30t/ m3。
3、資源/儲量估算方法與有參數的確定
由於井田內主要可采煤層厚度變化不是太大，地層平緩，其傾角均小於15°，故采用煤層鉛垂厚度和水平投影麵積來估算資源量。本井田麵積:13.43平方公裏。井田範圍內1號、2號煤層全層可采，煤層賦存條件較好，頂底板條件良好。1號煤層平均厚3.2米，2號煤層平均厚3.0米。
其工業儲量計算如下：
Zc = S × h ×ρ
式中： Zc ——表示礦井工業儲量
S ——表示井田麵積
H ——表示煤層厚度
ρ——表示煤的密度，即容重取1.36/m3
1號煤層：
Z1 = 13.43× 106 × 3.2× 1.36
= 61954202(噸)
2號煤層：
Z2 = 13.43 × 106 ×3× 1.30
= 55519620(噸)
礦井工業總儲量：
Zc = Z1 + Z2
= 61954202+ 55519620
= 117473822(噸)
4、資源/儲量估算結果
經本次估算，共獲得1、2號煤層工業儲量117473822噸，其中1號層工業儲量為61954202噸，2號層工業儲量為55519620噸。
第三節 礦井可采儲量
礦井設計儲量計算
礦井可采儲量：
Z = ( Zc – P )× C
式中: Z ——表示礦井可采儲量
Zc ——表示礦井工業儲量
P ——表示保護工業場地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建築物等留置的永久煤柱損失量，本礦井按儲量的10%計算
C——表示采區采出率，1號、2號煤層都屬於中厚煤層，故取 C = 0.8
即，本礦井可采儲量為：
Z = (117473822- 117473822×10% )× 0.8
= 84581152(噸)
第三章 礦井工作製度、設計生產能力及服務
第一節 礦井工作製度
按照《煤炭工業礦井設計規範》規定：礦井設計生產能力按年工作日300天計算。所以，本礦井設計年工作日數為300天。依據《規範》礦井年工作日為300天。關於工作製度，按每班完成的循環次數應為整數，即每一個循環不要跨班完成，否則不便於工序之間的銜接，施工管理也比較困難，不利於實現正規循環作業。本設計采用三八製，每天兩班作業，每班工作八小時，兩班生產，一班維修, 每班淨工作時間為8個小時。
第二節 礦井設計生產能力及服務年限
礦山生產能力是礦山建設最重要的問題之一,生產能力確定的正確與否直接關係著企業投資和經濟效益的好壞,因此必須認真的深入的調查研究以確定好礦山的生產能力。
《煤炭工業礦井設計規範》第221條規定：礦井設計生產能力應根據資源條件、開采條件、技術裝備、經濟效益及國家對煤炭的需求等因素，經多方案比較或係統優化後確定。
礦區規模可依據以下條件確定：
1、開發條件：包括礦區所處地理位置(是否靠近老礦區或大城市)，交通(鐵路、公路、水運)，用戶、供電，供水，建築材料及勞動力來源等，條件好者，應加大開發強度和礦區規模;否則應縮小規模;
2、根據國家需求：對國家煤炭需求量(包括煤質、產量等)的預測是確定礦區規模的一個重要依據;
3、投資效果：投資少、工期短、生產成本低、效率高、投資回收期短的應加大礦區規模，反之縮小規模。
根據實際情況、井田境界、煤層賦存條件、煤炭需求量及生產的需要，確定本井田年產量為150萬t/年。
三、同時生產水平的數目的確定
本次設計考慮一水平聯合層開采1、2號煤層保證礦井150kt/a設計生產能力。
四、礦井及水平服務年限
的計算
礦井生產能力及服務年限是衡量礦區開拓的主要內容，它的大小體現了礦井的開采程度，它不但影響一個礦井的開采技術經濟效果，而且影響到整個礦區乃至國民經濟的發展。
如果礦井生產能力確定過小，其服務年限可能過長，將大量積壓已勘探的煤炭資源，反之若生產能力過大，可能造成礦井長期達不到設計產量或生產分散，接替緊張以致礦井服務年限過短，礦井很快報廢，機械設備不能發揮其應有的能力，造成投資大收益小，且過短的服務年限會影響到其它工業的協調發展。
因此《01manbetx 》規定了大，中，小型礦井的服務年限以及生產能力與服務年限的關係式：
(3-1)
式中： T—礦井服務年限， a;
—礦井可采儲量， 萬t;
A—礦井生產能力， 萬t/a;
K—儲量備用係數， 本礦井取1.40。
礦井服務年限：
T=8458.1152/150*1.4
=79(a)
則 ，T=79年符合《設計規範》對大型礦井的有關規定。
由以上計算可知：同家梁礦井服務年限滿足規定要求，礦井生產能力150萬t/a合適。
第四章 井田開拓
第一節 井田開拓的基本問題
一、礦井工業場地位置選擇
工業廣場選擇於安澤縣唐城鎮上莊村與下莊村間，工廣地麵開闊，有足夠的場地布置主、副井地麵生產係統;目前已具備較好的供電條件，地麵運輸條件良好，供水距離較近，征地費用較便宜,而且避開北麵的高山
二、 開拓方式的確定
工業廣場位於安澤縣唐城鎮上莊村與下莊村間，該處煤層埋深約430m左右。方案一采用雙立井開拓，主立井內設置多繩提煤箕鬥，風井為對稱並列專用回風井。這種布置方式投資大，但礦井通風能力大，生產幹擾大，要求較高的生產管理水平。方案二采用主、副斜井及回風立井開拓方式，主斜井作為主提升井，副立井內作為運送材料、提升矸石之用，采用料石砌镟支護方式，主井筒內鋪設膠帶輸送機，作為主提升井，擔負全礦井的煤炭提升任務，井筒方位角為90°，井筒傾角為23°兼作進風井，同時布置所需綜合管線，主井內鋪設台階並安裝扶手作為礦井的安全出口。副斜井井筒方位角為90°，井筒傾角為25°，采用料石砌镟支護方式，井筒內鋪設軌道，擔負全礦井的矸石、材料、人員這樣布置一是礦通風能力不受限製，其次，這樣布置對於管理水平不高的地方礦來生產幹擾小，易於管理。
三、開拓方式的選定
根據開拓方式布置原則、工業場地位置的選擇和煤層賦存條件，根據以往經驗和大量資料設計隻提出了兩個開拓方案進行比選，方案分述如下：
1、方案一：工業廣場位於上安澤縣唐城鎮上莊村與下莊村間，雙立井開拓，主立井井筒傾角為90° ，井筒深470m，井筒淨斷麵19.625 m2，井筒內設置兩套16噸立井多繩提煤箕鬥，作為提煤用;副立井井筒深470m，井筒淨斷麵38.465 m2，井筒內設置一對一噸礦車雙層雙車罐籠，一個材料罐籠帶平衡錘。擔負全礦井的材料、設備、矸石等全部提升任務，並兼作進風井，同時布置所需綜合管線，主井內鋪設台階並安裝扶手作為礦井的一個安全出口。風井1井筒方位角為90°，井筒深470m，風井2井筒方位角為0°，井筒深470m。風井井筒淨斷麵19.625，采用料石砌镟支護方式，井筒內鋪設台階並安裝扶手作為礦井的一個安全出口。礦井通風方式為兩翼對角式。
2、方案二：工業廣場位於上安澤縣唐城鎮上莊村與下莊村間，采用主副斜井、立井回風開拓方式，主斜井井筒傾角為23°, 主斜井斜長 1497.7m，主井筒內鋪設膠帶輸送機，作為主提升井，擔負全礦井的煤炭提升任務，井筒方位角為90°，同時布置所需綜合管線，主井內鋪設台階並安裝扶手作為礦井的安全出口，並兼作進風井。副斜井井筒方位角為90°，井筒傾角為25°，副斜井斜長 1108.2m，井筒內鋪設軌道，用電機車擔負全礦井的矸石、材料、人員運輸任務，並兼作進風井，井筒內設置安全出口。一號回風立井井筒垂深435m;二號回風立井井筒垂深470m。礦井通風方式為中央並列式。
通過上麵方案比較分析：方案一和方案二的總費用相差不大，不足10%。方案一的初期投資費用和基建費、生產經營費用比方案二少、壓煤少，故此選用方案一。
第二節 礦井基本巷道
一、井筒數目及用途
1、井筒數目及用途
礦井移交生產至達到設計能力時，先開鑿3個井筒，即主立井、副立井、回風立井1，後期再開風井2。各井筒用途分述如下:
二、井筒布置及裝備
1、主井：由於本井田地處平原，加之煤層埋藏較深、表土層較厚，不具備斜井與平峒的開拓條件，故而采用立井開拓。其斷麵圖如圖2-4-1所示。
主井井筒斷麵布置圖 圖2-4-1
2、副井：井筒采用圓形斷麵,井壁采用錨噴支護,副井主要用來運輸人員、設備、材料以及提升矸石，兼做通風、排水、供電用。其斷麵圖如圖2-4-2所示
副井井筒斷麵布置圖 圖2-4-2
3、風井：風井井筒采用圓形斷麵，采用錨噴支護。風井除了礦井回風之用，其斷麵圖如圖2-4-3所示。
風井井筒斷麵布置圖 圖2-4-3
井底車場
一、井底車場形式的選定
井底車場設計原則：
(1) 要留有一定的富裕通過能力，一般要求大於礦井設計能力的30%;
(2)設計車場時要考慮礦井增產的可能;
(3) 盡可能的提高機械化水平，簡化調車作業，提高通過能力;
(4) 考慮主、副井之間施工的短路貫通;
(5)注意車場處的圍岩及岩層含水性，破碎情況，避開破碎和強含水層;
(6)井底車場要布置緊湊，注意減少工程量等。
井底車場采用立井刀把式環形車場，采用頂推調車。車場巷道采用半圓拱斷麵，錨噴支護。
二、井底車場硐室名稱及位置
在副井井底布置有水泵房、水倉、中央變電所、管子道、調度室及醫務室等主要硐室。井底車場巷道和主要硐室均采用半圓拱斷麵，錨噴支護。
井底車場布置圖 圖2-5-1
第七章 井下運輸
第一節 概述
根據選定的開拓方案,礦井大巷材料運輸采用電機車運輸，鋪設軌道;運輸大巷內煤的運輸采用膠帶輸送機運輸。材料大巷采用10噸架線式電機車運輸，采用600毫米軌距的22Kg/m鋼軌。帶區內輔助運輸采用SSJ-1200/400膠帶輸送機。
各帶區采出的煤，通過工作麵運輸斜巷、溜煤眼、運輸大巷、石門皮帶運輸巷運至井底煤倉，再通過主立井將煤運至地麵。
各帶區所需的材料和設備，通過副立井下放至井底車場，再通過井底車場、軌道大巷、運料斜巷、工作麵材料斜巷運至各工作麵。
各帶區掘進所出的矸石，通過工作麵材料斜巷、運料斜巷、軌道大巷、井底車場，通過副立井將矸石提至地麵。各井巷鋼軌類型：集中軌道大巷22kg/m;工作麵軌道斜巷15kg/m。
第二節 帶區運輸設備選擇
根據礦井地質條件及生產礦井的實際情況，設計在軌道大巷內采用ZK10-6/550型架線電機車牽引礦車進行輔助運輸，在運輸大巷內采用SSJ-1200/4×2000型帶式輸送機運輸煤炭，其主要技術特征如下：
ZK10-6/550型電機車主要技術特征表 表3-3-1
第八章 礦井提升
第一節 概述
1、礦井生產能力為180萬t/a，服務年限為61.2年;
2、礦井正常開采時期估計矸石量為煤炭采出量的10%，即180×0.1=18萬噸/年，矸石容重平均為2.5t/m3;
3、礦井工作製度采用“三八”製，兩班采煤，一班檢修。礦井最大班下井人數240人;
4、礦井運煤采用膠帶輸送機，輔助運輸采用1.5t固定式礦車;
5、礦井屬低瓦斯礦井，煤層有自然發火傾向，發火期為6-8個月，煤層有爆炸性;
6、礦井日淨提升時間根據《煤炭工業設計規範》要求定為14小時。
第二節 主副井提升
(一)主井提升
本礦井年產量為A=180萬t/a，礦井工作製度為三八製，年提升時間按b=330d/a，日淨提升時間按t=14h計。礦井為立井帶區開采，提升方式為箕鬥提升，主立井最大垂深470m，散煤容重取r=1.0t/ m3。
1、.最大提升速度：
1、提升鋼絲繩的選擇
繩端載荷Qd：
Qd=Qz+z(G+G0)
式中: Qz——罐籠質量，kg;
Q——一次提升量，kg;
z——每次提升礦車數;
G——礦車貨載質量，kg;
G0——礦車質量，kg。
Qd=5800+2(1.1×2×1000+600)
=8600kg
鋼絲繩最大懸垂長度Hc：
Hc = HH+Ht+Hk
式中：HH—尾繩環高度，為12m;
Ht—提升高度，為470m;
Hk—提升容器在卸載位置時，容器底部至主導輪軸線高度，為11m.
Hc =12+564.48+11=587.48m
確定鋼絲繩每米質量p
p≥(Qz+z(G+G0))/n(1.1σB/ ma-Hc)
=(5800+2(1.1×2×1000+600))/4(1.1×17000/9-587.48)
=1.44kg/m
ma = 9.2 - 0.0005 Hc = 9
式中：n——鋼絲繩數。
選取6×37股鋼絲繩，鋼絲繩直徑：d=19.5mm; 鋼絲直徑為：δ=0.9mm; p=132.7kg/100m; 鋼絲破斷力Qq=23950kg
驗算鋼絲繩的安全係數：
nQq/(Qz+z(G+G0)+npHc)
=4×23950/10249
=9.34>9
2、多繩摩擦式提升機的選擇：
主導輪直徑：D/d≥80 D≥80×19.5=1560mm
鋼絲繩作用在主導輪上的最大淨張力Fj：
Fj=(Qz+z(G+G0)+np Hc)
=10249kg
鋼絲繩作用在主導輪上的最大淨張力差Fc：
Fc=Zg=2×0.75×2.5×1000=3750kg
選擇提升機型號為：JKM-2.8/4(Ⅱ)
其參數為：
主導輪直徑：2.8m; 導向輪直徑為：2.5m;
鋼絲繩最大靜張力為：300KN; 鋼絲繩最大靜張力差為：90 KN;
最大提升速度為：11.8m/s; 減速器型號為：ZHD2R-140;
電動機最大轉速為：750轉/分; 傳動方式：單電機/雙電機
外形尺寸：7200×8500×2800 機器總重量為：54.9t
適用年產量為：120--240萬噸。
第九章 礦井通風及安全技術
第一節 概況
本礦井設計為近水平開采。煤質穩定，硬度中硬,普氏硬度為2～3，均屬氣煤，低硫高灰分。煤層的埋藏深度為-250～-1200m之間。因而設計單開采水平，標高-470。礦井屬低瓦斯礦井，相對瓦斯湧出量為4.2m3/t。各煤層均有自然發火傾向，發火期為6-8個月，煤層有爆炸性。
第二節 采區及全礦所需風量
(一)確定礦井所需風量
1、礦井所需風量Qk是各個用風地點所需風量之和，並乘以適當的係數。
礦井所需風量Qk:
Qk=(Qai+Qbi+Qci+Qdi)×K
式中： Qai—各回采工作麵和備用工作麵所需風量之和，m3/min;
Qbi—各掘進工作麵所需風量之和，m3/min;
Qci—各硐室所需風量之和，m3/min;
Qdi—其它巷道所需風量之和，m3/min，本礦井不做考慮;
K—礦井通風係數，抽出式通風且礦井年產量≥90萬噸/年，該係數取1.15。
2、按井下同時工作的最多人數計算礦井總風量
Qk=4×N×K1
式中：4—以人數為計算單位的供風標準，是對每人每分鍾供給4m3的規定風量;
N—在井下同時工作的最大人數，本礦井取240人;
K1—礦井通風備用係數，抽出式取1.15。
Qk=960m3/min=16m3/s
3、按實際需要計算礦井所需總風量
Qk=(Qai+Qbi+Qci+Qdi)Kl
式中: Qai—回采工作麵和備用工作麵所需風量之和，m3/min;
Qbi—各掘進工作麵所需風量之和，m3/min;
Qci—各硐室所需風量之和，m3/min;
Qdi—除上述各用風地點外，其它巷道所需風量之和m3/min。
Kl—礦井通風係數，對於中央並列式，取Kl =1.25。
4、回采工作麵所需風量計算
(1)按沼氣(或二氧化碳)湧出量計算
根據《煤炭01manbetx 01manbetx 》之規定，按回采工作麵回風巷風流中沼氣的濃度不得超過1%的要求計算。
Qai=100qgaiKai，m3/min
式中：Qai—第i個回采工作麵實際需要風量，m3/min;
qgai—該回采工作麵回風巷風流中沼氣(或二氧化碳)的平均絕對湧出量，m3/min;
Kai—該該回采工作麵的瓦斯湧出不均衡係數，是指在正常生產條件下，該回采工作麵回風巷風流中沼氣(或二氧化碳)的最大絕對湧出量與平均絕對湧出量之比，一般為1.2～2.1,本礦井取1.4。
代入本礦井數據得：Qai=2450m3/min
(2)按工作麵氣溫與風速的關係計算
回采工作麵應有良好的氣候條件，其氣溫與風速的關係應符合下表的要求。
工作麵氣溫與風速對應關係表 表5-2-1
回采工作麵的空氣溫度(℃)回采工作麵的風速va(m/s)
<150.3～0.5
15～180.5～0.8
18～200.8～1.0
20～231.0～1.5
23～261.2～1.8
據上表，本回采工作麵氣溫為17℃，回采工作麵達到良好的氣候條件的風速取0.6m/s。
回采工作麵所需風量Qa
Qai=60×va×sa×ki
式中： Qai—采煤工作麵所需風量，m3/s;
va—回采工作麵的風速，本礦井取0.6 m/s;
Sa—回采工作麵平均有效斷麵，為16.5m2;
Ki—工作麵長度係數，取1.4。
Qai =60×0.6×16.5×1.4
=831.6m3/min
(3)按人數計算
Qai=4×Na
式中： 4—以人數為計算單位的供風標準，是對每人每分鍾供給4m3的規定風量
Na—回采工作麵同時工作的最多人數，按30人算。
Qai=320m3/min
(4)按風速進行驗算
根據《煤礦安全01manbetx 》規定，回采工作麵的最低風速為0.25m/s,最高風速為4m/s的要求進行驗算。即回采工作麵的風量Qa為：
60×0.25×SC≤Qai≤60×4×SC
工作麵最大風量為2450m3/min，最高風速為2.47m/s，符合《煤礦安全01manbetx 》中關於綜采工作麵最大風速的規定。由於本設計為一礦一麵達產，不設備采麵，因此通風容易時期及通風困難時期均為：
Qai =2450m3/min
5、掘進工作麵所需風量
(1)按沼氣(或二氧化碳)湧出量計算
Qbi =100qgbi K bi，m3/min
式中： Qbi—第i個掘進工作麵實際需要風量，m3/min;
qgbi—掘進麵瓦斯湧出不均勻的風量備用係數，m3/min;
K bi—該掘進工作麵的瓦斯湧出不均衡係數，一般可取1.5~2.0。
根據同家梁礦現場實測數據及生產經驗，取qgbi =1.75 m3/min，Kai=1.8。
則 Qbi =100qgbi K bi
=100×1×2
=315 m3/min
(2)按局扇的實際吸風量計算
Qbi =Qfi ×Ii×kf m3/min
式中： Qfi—掘進工作麵局扇額定風量,取200 m3/min;
Ii—該掘進工作麵同時運轉的局扇台數，Ii=1;
kf —風量備用係數，取1.3;
則 Qbi =200×1×1.3=260 m3/min
(3)按人數計算
Qbi =4Nbi，m3/min
式中： 4—以人數為計算單位的供風標準，即每人每分鍾供給4 m3的規定風量;
Nbi—掘進工作麵內同時工作的最多人數,20人;取Nai=40人。
則 Qbi =4Nbi =4×20=80 m3/min
(4)按炸藥量計算
Qbi =25Abi，m3/min
式中: 25—以炸藥量為計算單位的供風標準[m3/(min·kg)]，即為每公斤炸藥爆破後，需要供給的風量;
Abi—第i個掘進工作麵一次爆破使用的最大炸藥量，kg。
對於軌道大巷，根據第四章所選斷麵，參照《井巷工程》關於炸藥用量的規定，取一次爆破使用的最大炸藥量為9.6 kg。
則 Qbi =25Abi
=25×9.6
=240 m3/min
(5)按風速進行驗算
Qbi≤60×4×Shi
計算結果滿取上述計算最大值，Qbi =315m3/min
Qbi=2 Qbi
=630m3/min
6、硐室所需風量
根據同家梁礦現場生產經驗，各個需要獨立通風的硐室所需風量為：
炸藥庫150 m3/min，帶區變電所100 m3/min。
則各硐室所需風量為：
∑Qci =150+100=250 m3/min
7、其它巷道所需風量
其它用風地點風量取采煤、掘進及硐室風量的4%
則： ∑Qdi=(2450+630+250)×4%
=133.2m3/min;
取135 m3/min。
由此得出:
通風容易時期
Qk=(∑Qai+∑Qbi+∑Qci+∑Qdi)Kl
=(2450+6300 +250+135)×1.25
=4331.25 m3/min
=72.1875m3/s
通風困難時期
Qk=(∑Qai+∑Qbi+∑Qci+∑Qdi)Kl
=(2450+6300 +250+135)×1.25
=4331.25 m3/min
=72.1875m3/s
根據以上兩種計算方法，取其最大者，確定礦井的總風量為 72.1875m3/s
(二)礦井風量的分配
1、分配的原則：
(1)、各高低沼氣礦井采煤工作麵的適應風量;
(2)、對掘進工作麵風量，一般根據巷道斷麵大小，送風距離，煤岩巷三個因素按所送局部通風機性能供風;
(3)、井下火藥庫，充電室，采區轎車房，應單獨供風;
(4)、分配風量，各巷道的瓦斯和有害氣體的濃度，應根據《煤礦安全規程》要求不得超過規定限度;
(5)、備用工作麵分配風量，按相適應條件的生產工作麵風量的一半。
2、具體地點分配風量：
(1)綜采工作麵：50m3/s;
(2)綜掘工作麵：8m3/s×3=21 m3/s;
(3)主水泵房主變電所：5m3/s;
(4)其它：2 m3/s。
本礦井采用抽出式通風，不考慮因體積膨脹的風量，礦井總回風量Q回
Q回=4331m3/min。
《煤礦安全規程》規定的煤礦主要巷道允許的最大風速如表5-2-2所示。
井巷允許風速表 表5-2-2
全礦通風阻力的計算
（一）計算的原則
1、在礦井通風係統服務的範圍內，分別在通風容易時期和通風困難時期確定一條最大阻力路線，沿著這兩條路線，分別計算各段井巷的通風阻力，然後累加起來，便得出這兩個時期的井巷通風總阻力hr•min和hr•max，Pa。據此，所選用的主扇既能滿足通風困難（hr•max）時的要求，又能做到在通風容易（hr•min）時使用合理，其它時期就無須計算。
2、因有外部漏風，通過主扇的風量Qf必大於通過總回風井的礦井總回風量Qk，為了計算風峒的阻力須先算出Qf。對於抽出式主扇，
Qf=1.05Qk，m3/min
式中： 1.05—無提升運輸任務的抽出式通風礦井外部漏風係數。
則通風容易時期，Qf1=1.05Qk=1.05×4331.25=4547.81 m3/min；
通風困難時期，Qf2=1.05Qk=1.05×331.25=4547.813m3/min
3、為了經濟合理（減少礦井外部漏風和主扇運轉費用），不致因主扇的風壓過大造成瓦斯和自燃發火難於管理，以及避免主扇選型過大，使購置、運輸、安裝、維修等費用加大，須控製hr•max不能太大（一般不超過3000 Pa），必要時需對某些局部巷道采取降低風阻的措施。
4、要分析整個通風網絡中自然分配風量和按需分配風量的區段，分別按這兩種分配風量的方法計算各區段的通風阻力。
（二）全礦井巷通風阻力的計算
1、計算井巷通風阻力
沿著上述兩個時期通風阻力最大的風路，分別用下式算出各區段井巷的摩擦阻力：
hfr =αLUQ2 / S3, Pa
式中 ： L、U、S—分別是各井巷的長度（m）、周邊長（m）、淨斷麵積（m2）；
Q—分配給各井巷的風量，m3/S；
α—摩擦阻力係數，N•S2/m4。
計算結果見表5-3-1、表5-3-2。
通風容易時期井巷通風阻力計算表 表9-5-1
第一節 扇風機選型
(一) 風機選型的要求
根據《煤炭工業設計規範》等技術文件的有關規定，進行通風設備選型時，應符合下列要求：
1、風機的服務年限盡量滿足第一水平通風要求，並適當照顧二水平通風;在風機的服務年限內其工況點應在合理的 工作範圍之內;
2、當風機服務年限內通風阻力變化較大時，可考慮分期選擇電機，但初裝電機的使用年限不小於5年;
3、風機的通風能力應有一定的富餘量。在最大設計風量時，軸流式通風機的葉片安裝角一般比允許使用最大值小50;風機的轉速不大於額定值90%;
4、考慮風量調節時，應盡量避免使用風硐閘門調節;
5、正常情況下，主要風機不采用聯合運轉。
(二)自然風壓的確定
自然風壓：因進、出風井井口標高基本相同，所以設計中不考慮自然風壓。
(三)確定礦井通風容易時期和困難時期通過主扇的風量
1、礦井通風容易時期通過主扇的風量
Q扇易=1.10×Q礦易
式中： Q扇易—礦井通風容易時期通過主扇的風量，m3/min;
1.10—礦井通風容易時期外部漏風係數，抽出式風井無提升任務時，取1.10;
Q回易—礦井通風容易時期礦井的總回風量，m3/min。
Q扇易=4764.37 m3/min。
2、礦井通風困難時期通過主扇的風量
Q扇難=1.10×Q礦難
式中： Q扇難—礦井通風困難時期通過主扇的風量，m3/min;
1.10—礦井通風困難時期外部漏風係數，抽出式風井無提升任務時，取1.10;
Q回難—礦井通風困難時期礦井的總回風量，m3/min。
Q扇難=4764.37 m3/min。
3、確定礦井通風容困難時期主扇的風阻
(1)礦井通風容易時期主扇的風阻
R扇易=h靜易/Q2扇易
式中： R扇易—礦井通風容易時期主扇的風阻，N.S2/m5;
h靜易—礦井通風容易時期主扇的靜風壓，976.4pa;
Q扇易—礦井通風容易時期通過主扇的風量，4764.37m3/min。
R扇易=4.31N.S2/m5。
(2)礦井通風困難時期主扇的風阻
R扇難=h靜難/Q2扇難
式中： R扇難—礦井通風困難時期主扇的風阻，N.S2/m5;
h靜難—礦井通風困難時期主扇的靜風壓，1203.7pa;
Q扇難—礦井通風困難時期通過主扇的風量，4764.37m3/min。
R扇難=5.14N.S2/m5。
(四)全礦通風阻力的計算
1、計算的原則
1、在礦井通風係統服務的範圍內，分別在通風容易時期和通風困難時期確定一條最大阻力路線，沿著這兩條路線，分別計算各段井巷的通風阻力，然後累加起來，便得出這兩個時期的井巷通風總阻力hr•min和hr•max，Pa。據此，所選用的主扇既能滿足通風困難(hr•max)時的要求，又能做到在通風容易(hr•min)時使用合理，其它時期就無須計算。
2、因有外部漏風，通過主扇的風量Qf必大於通過總回風井的礦井總回風量Qk，為了計算風峒的阻力須先算出Qf。對於抽出式主扇，
Qf=1.05Qk，m3/min
式中： 1.05—無提升運輸任務的抽出式通風礦井外部漏風係數。
則通風容易時期，Qf1=1.05Qk=1.05×4331.25=4547.81 m3/min;
通風困難時期，Qf2=1.05Qk=1.05×331.25=4547.813m3/min
3、為了經濟合理(減少礦井外部漏風和主扇運轉費用)，不致因主扇的風壓過大造成瓦斯和自燃發火難於管理，以及避免主扇選型過大，使購置、運輸、安裝、維修等費用加大，須控製hr•max不能太大(一般不超過3000 Pa)，必要時需對某些局部巷道采取降低風阻的措施。
4、要分析整個通風網絡中自然分配風量和按需分配風量的區段，分別按這兩種分配風量的方法計算各區段的通風阻力。
2、全礦井巷通風阻力的計算
1、計算井巷通風阻力
沿著上述兩個時期通風阻力最大的風路，分別用下式算出各區段井巷的摩擦阻力：
hfr =αLUQ2 / S3, Pa
式中 ： L、U、S—分別是各井巷的長度(m)、周邊長(m)、淨斷麵積(m2);
Q—分配給各井巷的風量，m3/S;
α—摩擦阻力係數，N•S2/m4。
計算結果見表5-3-1、表5-3-2。
通風容易時期井巷通風阻力計算表
(五)扇風機選型
1、風機選型的要求
根據《煤炭工業設計規範》等技術文件的有關規定，進行通風設備選型時，應符合下列要求：
1、風機的服務年限盡量滿足第一水平通風要求，並適當照顧二水平通風;在風機的服務年限內其工況點應在合理的 工作範圍之內;
2、當風機服務年限內通風阻力變化較大時，可考慮分期選擇電機，但初裝電機的使用年限不小於5年;
3、風機的通風能力應有一定的富餘量。在最大設計風量時，軸流式通風機的葉片安裝角一般比允許使用最大值小50;風機的轉速不大於額定值90%;
4、考慮風量調節時，應盡量避免使用風硐閘門調節;
5、正常情況下，主要風機不采用聯合運轉。
2、自然風壓的確定
自然風壓：因進、出風井井口標高基本相同，所以設計中不考慮自然風壓。
3、確定礦井通風容易時期和困難時期通過主扇的風量
1、礦井通風容易時期通過主扇的風量
Q扇易=1.10×Q礦易
式中： Q扇易—礦井通風容易時期通過主扇的風量，m3/min;
1.10—礦井通風容易時期外部漏風係數，抽出式風井無提升任務時，取1.10;
Q回易—礦井通風容易時期礦井的總回風量，m3/min。
Q扇易=4764.37 m3/min。
2、礦井通風困難時期通過主扇的風量
Q扇難=1.10×Q礦難
式中： Q扇難—礦井通風困難時期通過主扇的風量，m3/min;
1.10—礦井通風困難時期外部漏風係數，抽出式風井無提升任務時，取1.10;
Q回難—礦井通風困難時期礦井的總回風量，m3/min。
Q扇難=4764.37 m3/min。
4、確定礦井通風容易時期和困難時期主扇的風阻
(1)礦井通風容易時期主扇的風阻
R扇易=h靜易/Q2扇易
式中： R扇易—礦井通風容易時期主扇的風阻，N.S2/m5;
h靜易—礦井通風容易時期主扇的靜風壓，976.4pa;
Q扇易—礦井通風容易時期通過主扇的風量，4764.37m3/min。
R扇易=4.31N.S2/m5。
(2)礦井通風困難時期主扇的風阻
R扇難=h靜難/Q2扇難
式中： R扇難—礦井通風困難時期主扇的風阻，N.S2/m5;
h靜難—礦井通風困難時期主扇的靜風壓，1203.7pa;
Q扇難—礦井通風困難時期通過主扇的風量，4764.37m3/min。
R扇難=5.14N.S2/m5。
(六)礦井主扇選擇的兩條原則
1、風機的效率不低於0.6。
2、實際風壓不能超過最大風壓的0.9倍。
根據以上兩條原則，選用2K60-1NO.18軸流式型風機。
2K60-1NO.18軸流式扇風機裝置性能特性曲線見表9-4-1。
根據礦井主扇設計工況點和實際工況點的確定方法，從設計工況點開始沿著風阻曲線與最近的葉片安裝角的交點，即礦井主扇的實際工況點。
礦井通風容易時期主扇的實際工況點：h扇易=991 pa，Q扇易=74 m3/s,主扇效率η易=0.81。輸入功率Nfimin=83kw
礦井通風困難時期主扇的實際工況點：h扇難=1313.2 pa，Q扇難=76m3/s,主扇效率η難=0.91。輸入功率Nfimax=124kw
根據實際工況點，可得出兩個時期主扇的技術參數(表5-5-1)。
通風容易和通風困難時期主扇技術參數表 表5-5-1
(八)對礦井主要通風設備要求
1、礦井主扇(包括分區主扇)必須裝置兩部同等能力的扇風機(包括電動機)，其中一套運行，另一套做備用，備用的一套要求在10min內能夠開動;
2、礦井的主扇房應有兩回路直接由變(配)電所饋出的供電線路，線路上不應分接任何負荷;
3、主扇要有靈活可靠、合乎要求的反風裝置和防爆門，要有規格質量符合要求的風峒和擴散器。分區主扇也應符合這個要求;
4、主扇和電動機的機座必須堅固耐用，要設置在不受采動影響的穩定地層上。
(九) 對反風、風硐的基本要求
1、對反風的基本要求：
(1)生產礦井主要扇風機必須安裝反風設施 ，必須能在10min內改變巷道風流方向;
(2)當風流方向改變後，主要扇風機的供風量不應小於正常風量的60%;
(3)反風設施有礦長組織有關部門每季度至少檢查一次，每年應進行一次反風演習;
2、對風硐的要求：
(1)風硐的斷麵不宜過小，其風速以10m/s為宜，最大不應超過15m/s;
(2)風硐的風阻應不大於0.0196 N•S2/m8，風硐的阻力不大於100~200Pa;
(3)風硐及其閘門等裝置，結構要嚴密，以防止大量漏風;
(4)風硐內應安設測量風速及風流壓力的裝置。為此，風峒和主扇相聯的一段長度應不小於10~12D(D為主扇動輪的直徑)。
第二節 防止特殊災害的安全措施
(一) 井下防塵
為了保護工人健康和防止煤塵爆炸02manbetx.com ，保證安全生產，都必須製定防塵、降塵、預防和控製煤塵爆炸範圍的措施，加強管理，嚴格執行。
1、加強通風管理，嚴格按照《煤礦01manbetx 》之規定，控製風速，防止煤塵飛揚，井下所有溜煤眼及煤倉必須有一定量的存煤，不得放空;
2、設計中已考慮完整的灑水防塵係統，在煤流中各轉載點、采煤和掘進工作麵以及凡能產生粉塵的地方，都進行灑水降塵。在敷設管路時，每100米留一個三通，以便定期衝洗巷道岩粉。在主要進風和回風巷道設置使風流淨化的水幕;
3、對易於積存煤塵的巷道要定期清洗刷漿，浮煤定期清掃運走;
4、岩石巷道掘進工作麵和煤層巷道掘進工作麵，在掘進過程中必須間隔一定時間灑水降塵;
5、由於本礦井主采煤層，有煤塵爆炸危險，因此，相鄰的采區、各轉載點、裝載點、回采工作麵、掘進工作麵等都比許設置水棚隔開。在所有運輸及回風道中都必須定期撒布岩粉;
6、在粉塵濃度和顆粒大小對工人身體健康構成威脅的工作地點，工人必須佩戴防塵口罩。
(二)瓦斯預防
1、根據《煤炭01manbetx 》中關於各工作地點風流中允許瓦斯濃度，預防瓦斯02manbetx.com 的有關規定，製定措施，配備瓦斯監控儀器設備，有效的預防和控製瓦斯02manbetx.com ，保證安全生產;
2、加強通風管理製度，保證風流按預定方向流動，並使工作麵有足夠的新鮮風量，同時要配專職瓦斯檢查員，進行巡回檢查，發現問題及時處理;
3、在掘進工作麵、回采工作麵上下區段平巷中，安設瓦斯警報儀，監控風流中的瓦斯濃度及動態，並將其信息及時傳到地麵安全監控室。在主要工作地點設置組合瓦斯斷電儀。同時要加強主扇及局扇的管理，嚴格按照《煤礦01manbetx 》之規定執行;
4、加強對井下各種通風設施的維修和電器保養，保持通風設施完好和電器設備的隔爆性能;
5、按井下在冊人數配備自救器，工人不配備自救器及攜帶對安全生產造成潛在隱患的人員一律不得下井。
(三)火災預防
由於本礦井主采煤層有自燃發火傾向，因此，預防煤層自燃發火的工作必須給予高度重視，製定係統、完整的防火措施。
針對本礦井的具體情況，在生產中應注意以下及個方麵：
1、改革采區布置。隨著工作麵的推進，及時設置各種通風設施切斷進入已報廢的區段平巷的風流。並做到風路最短，通風設施最少，利用調壓控製采空區，以減少自燃發火;
2、加強對采區自燃發火的監測工作，隨時掌握發火傾向動態，發現問題及時處理，對於危險的地點要設置自燃發火遙控儀，進行自動監測;
3、采用跨上山開采，不留上山保護煤柱，從而減小自燃發火的危險性;
4、井下設置消防材料庫，機電硐室、火藥庫、檢修硐室、膠帶運輸機機頭硐室等備有一定數量的滅火器材，采區變電所及中央變電所應加設防火門;
5、加強井下電器設備和高低壓電網的管理和維護，避免發生短路和絕緣破壞漏電而引起火災事故。
(四) 水災預防
1、采掘工作麵接近斷層，封孔質量不好的鑽孔或其它可能出水的地區時，應超前鑽孔探水，防止突然湧水;
2、落差較大的斷層兩側應留設必要的防水煤柱;
3、對探明水源補給情況的區域，可以實行注漿堵水和疏水措施，排除隱患。
(五)防止冒頂事故的措施
1、加強采掘工作麵頂板管理工作，特別是綜采工作麵初次放頂和老頂來壓期要加強支護;
2、搞好工作麵端頭支護;
3、嚴禁空頂作業;
4、加強支架的管理和維修。
(六) 避難硐室和避災路線
井下一旦發生水、火等災難時，礦工應迎風而行，尋找安全出口。若當自救器在其有效時間內不能到達安全出口地點或撤退路線被阻等情況下，礦工應迅速進入就近的避難硐室，等待救援人員。
(七) 礦山救護大隊的設置
要有處理各種災害的礦山救護隊，並且給他們配備相應的技術裝備。礦山救護隊要設氣體化驗、修理、氧氣充填、礦燈充電、汽車司機和後勤管理人員為礦山救護服務。
總之，礦井生產要嚴格遵守《煤礦安全規程》和《工作麵作業規程》等有關安全規定，執行有關規定，並同時加強對職工的安全意識和自救能力的培訓，才可達到安全生產的良好效果。
第十章 設計礦井基本技術經濟指標
根據礦井的地質條件，礦井開拓方式，采煤方法，各生產係統的主要技術方案，及設備選型，采區及回采工作麵數目和主要參數，建井工期安排，定員人數投資，生成成本及工作製度等方案和指標經濟技術指標表。
表10-2-2 礦井主要技術經濟指標表
