煤矿专业毕业设计论文

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目 录

前 言…………………………………………………3 第一章 井

田

概

况

及

地

质

特

征…………………………4 第一节 井

田

概

况 …………………………………4 第二节 地

质

特

征 …………………………………6

第二章 井

田

开

拓………………………………………12 第一节 井

田

境

界

及

储

量 …………………………12

第二节 矿井设计生产能力及服务年限…………

15

第三节 井田开拓…………………………………

18

第四节 井筒………………………………………

29

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第五节 井底车场及峒室…………………………

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第三章 大巷运输及设备 ……………………………

39

第一节 运输方式的选择…………………………

39

第二节 矿车………………………………………

41

第三节 运输设备选型……………………………

42

第四章 采区布置及装备 ……………………………49 第一节 采区布置…………………………………

49

第二节 采煤方法…………………………………

52

第三节 巷道掘进…………………………………

64

第四节 移交标准及建井工期……………………

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第五章 通风与安全 …………………………………72 第一节 概况 ……………………………………72 第二节 矿井通风 ………………………………73 第三节 灾害预防 ………………………………83 第六章 提升通风和压缩空气设备 …………………87 第一节 通风设备 ………………………………87 第七章 经济部分 …………………………………89 第一节 劳动定员与劳动生产率 ……………89 第二节 原煤成本佑算 ………………………90 第三节 矿井设计主要技术经济指标 ………91

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前 言

一、编制设计的依据：

1、根据黑龙江省煤田公司一一Ｏ队提供的经过上级批准了的《红旗第一勘探区最终精查地质报告》； 2、根据学院及采煤部下达的《毕业设计任务书》； 3、根据《地下采煤专业毕业设计指导书》中国矿院采煤教研室1987.8发

4、根据下列资料为主要衡量标准：

1〉《煤矿安全规程》煤炭工业部1992年发； 2〉《煤炭工业部设计规范》煤炭工业部1978.12发； 3〉《煤炭工业技术政策》煤炭工业部1979.9发； 4〉《矿井建设工程设计概算指标》1978.3发； 二、设计的指导思想：

认真贯彻党的路线、方针、政策。并根据我国急需能源的现状，力争加速开发煤炭资源，支援国家建设。本设计中力求在生产上安全，技术上先进，经济上合理的原则。

在设计过程中，我们尽量坚持投资少，见效快的观点，

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用科学的方法指导设计，避免设计标准过高，保守等问题。按当前的设备制造情况并结合长远规划，尽量采用先进设备，争取达到的效果。 三、本设计的主要特点：

这次设计，不论是在理论上，还是从实际中我们都收到了一定效果。我们在设计中也采用了一些新技术和新设备。但由于时间仓促，知识水平和实践认识有限，在设计中难免出现一些问题，请各位阅审老师给预指教。 四、勘探程序及存在问题：

1、六三年以前打的钻孔封孔质量不好，生产时过钻孔应注意采取措施保证安全；

2、煤层深度勘探程度差，特别是西翼补充勘探提高储量级别。

第一章 井田概况及地质特征

第一节 井田概况

一、交通位置：

七星矿区位于双鸭山市东南50公里，属双鸭山煤田，七星河区，地理坐标为131°36′，北纬46°30′，双

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鸭山铁路横贯井区北部，东段连接双阳新安两矿，西段至双鸭山站，佳双线可达全国各地，公路也四通八达交通方便（见交通位置图）。

二、地形地势：该区地貌为一平缓丘陵，海拔标高一般在100公尺至160公尺，最高地炮台山＋213公尺，最低处为七星河＋100公尺，大部分为农场耕地，井田南部有扁石河最大流量为596米3/秒，扁石河在杨家围子附近汇入七星河对井田开采无影响，扁石河最大流速2.12米/秒，河宽10－20公尺，河深3－5尺，不通航。 三、地象地震情况：

矿区的气候为典型的大陆型气候，冬长夏短，冬季寒冷干燥，夏季多雨炎热，平均气温为3°C，最高31度，最低－28°C，每年降雨期为七、八、九月份，平均降雨量452－737mm之间。最大降雨量737mm，七八月份为洪水期，最高洪水102.26米，且主导风向为西北风。 结冻及结冰：封河时间一般为11月12－13日，解冰时间：一般为四月一日，最迟不超过四月十五日，最大结冻深度为2米，平均结冻深度400mm。

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四、矿区的资源及经济情况：

资源：矿区南方5公里处为再生森林，隶属牡丹江区，双鸭山林业局所辖，年产18万立方米。

建筑材料：有保安村附近的粗砾岩，石英闪长岩，扁石河，七星河两岸的玄武岩，还有太古界中的大理石用以烧石灰，质星良好，矿区内有砖厂三座，利用砂质粘土加工砖瓦。 五、水源和电源：

水源：七星矿的水源井位于杨家围子和西北侧，在七星河的南岸建一眼和北岸建二眼Ф5000mm深30米左右的水源井，已安装三台深水泵两台工作，一台备用，水井的水质较好水量丰富，水量在270米3/小时。 电源：矿区电源来自发电厂，并和八分场电场相接，形成环形供电。

第二节 地质特征

一、地质构造：双鸭山煤田位于华夏系第二隆起带上，经后期地质运动构造，呈现近东西且向南凸出的弧形构造，七星煤矿位于双鸭山煤田的东部，即弧形构造东翼

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的内侧。

双鸭山煤田煤系地层为中生界上侏罗纪陆相含煤构造，不整合接触在下元古界之上由老至新简述如下： 太古界：主要是麻山群的一套古老变质岩系组成了煤系基底。

上侏罗纪鸡西群：本群以一号煤层之上的厚层砂岩为界，分城子河组和穆棱组。

城子河组：为本区主要含煤岩系。含煤50余层，可采和局部可采达18层，煤层总厚度20.9m，含煤系数0.0003，根据含煤性的好坏，人为划分为上、中、下三个含煤段，其中上中两段含煤最佳。本组由白砂岩，深灰色粉砂岩、页岩、凝灰岩和煤层组成。不整合与太古界接触。

穆棱组：在城子河组之上为连续沉积的深灰色，灰白色的粉砂岩和泥岩组成。

第四系：主要是由冲积，洪积和坡积物组成，有砂砾岩玄武岩，厚度各地不一，约1－30m，其上为腐植土约10－30m。

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二、煤层及煤质：

1、煤层：本区含煤地层为鸡西群城子河组，共含煤10余层。其中可采层18层，1、2、5层为表外储量，其余4、6上、6、7、8上,8、8下、10、11、12、13、14、15、16、21等15个煤层均为表内储量。可采煤层总厚度20米左右。其中4、6、8三层全区发育。其次8上、12、14三个煤层可采范围较大。这里为了方便设计，我们只计算4、6、8、8上、8下五层的平衡内储量，做为设计计算储量来确定井型的大小。

主要断层特征一览表

断层名称 性质 R2 R3 F1

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走 向 倾 向 落 差 可靠程度 逆 逆 逆 N 10°W ∠70°E 20－40m 控制较可靠 N0°-10E ∠75°W >1000m N 60° ∠65°SE 250±m 可靠 可靠 毕业设计说明书用纸

煤层发育情况：6线以北发育有2、4、6、7、8上、10、11、14等八个煤层。东翼第六勘探线以南有1、4、6上、6、8等五个煤层，其中1、6上层局部可采。 2、 煤质情况：

物理特征：该区的煤岩类型是以半亮煤为主，其次为半亮型和半暗型交替相互状，多呈线理、条带结构，煤层质硬且有块状，呈油脂弱玻璃光泽。 煤质特征：

（1）牌号：本区以气煤1号为主，深部出现气煤2号，局部有少量弱粘结煤，全区煤的挥发份一般为37～43%，煤的胶质层，厚度一般为本区煤的变质程度和粘结性低。

（2）灰分：全区灰分变化较大，8层以上各层为低灰

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分，其中6层煤灰分最低（Ag<10%），8层以下为中灰分（Ag15%－25%）及高灰分煤层（Ag＞25%）约以11层为中心，灰分量高（平均Ag为31.96%）；

（3）硫磷含量：硫含量极低，一般为0.21－0.55%，仅21层煤为0.85%，磷含量变化大，11－16层煤属于低磷，4－6为中磷，2层和21层为高磷煤。

（4）发热量：一般为5545－7230卡/克，－100标高以上气煤一号为主，可做动力用煤，－100标高以下，以气煤2号为主，部分中，高灰煤洗选后可做配焦用煤。 3、煤层的顶底板岩性：

该区各煤层的顶底板岩性多以砂岩为主，比较稳定。 三、瓦斯及煤尘，煤的自燃

1、瓦斯：在各勘探阶段没有取得瓦斯资料，但根据生产瓦斯鉴定资料来看，该矿属于低瓦斯矿井，二水平及深部水平瓦斯涌出量还不能准预测。

2、煤尘：根据辽宁煤炭研究所对七星矿4、6、8层的煤尘化验鉴定有爆炸危险性，为了安全，在开采过程中要加强防尘措施。

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3、煤的自燃：根据辽宁煤炭研究所鉴定，6层煤的上、上分层均为一类自燃发火。8上层为二类自燃发火，下分层可能自燃发火。鉴于上述情况，长期暴露的煤层及落地煤，易氧化自燃发火，井下生产时应采取相应措施，防止煤自燃及井下火灾的发生。 四、水文地质情况：

该区北西两面的花岗岩，南面侵入的辉绿岩，均起隔水作用。东西两面的偏食河与七星河流过，水砂层较厚，为良好的第四系含水层。

主要含水层：

1、第四系孔隙含水层：主要分布在矿区东，南两面仅在向斜东翼含水层丰富

2、侏罗系含水层：主要是煤系地层上部的风化裂隙含水带，一般在垂深10－120米段发育最强，富水性强；

3、矿井涌水量：一水平近年来生产过程中井下涌水量一般稳定在200米3/时，再往深部开拓，矿井涌水量将要减少，但采区往东开拓和生产时可能增加涌水量。预计正常涌水量为350米3/时，最大可达到616米3/时，

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矿井水的主要来源是煤系裂隙水，除东部靠七星河一侧有一定砂层水补给外，其余均为消耗静储量为主。 五、地质勘探程序及存在问题：

1、勘探程序：地质构造和煤层对比可靠，高级储量占总储量的满足设计和生产的要求。

2、存在的问题：（1）向斜东翼12号煤层第2、3勘探线，234、253孔勘质量较差，结构不清，暂时认为不可采。 （2）矿区深部地质不清，有待于进一步查明。 第二章 井田开拓 第一节 井田境界及储量

一、井田境界：七星矿区东部以F1断层为界与双阳矿相接，西部以R8断层为界与东保卫矿相接，南部以煤层－600标高为界，北至各煤层露头，全区平均走向长度10公里，倾斜2.5公里。

二、储量：根据我国的能量政策和煤炭资源情况，按目前煤矿的开采技术水平适合本地区的标准，经上级有关部门批准后执行煤层最小可采厚度及最高灰分指如下表：

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储量类别 煤的种类 炼焦用煤 煤 最低 缓倾斜煤层（0～25°） 可采 倾斜煤层（25°～°45） 厚度 急倾斜煤层（＞45°） 最大灰分 % 0.7 0.6 0.5 0.8 0.7 0.6 煤 0.8 0.7 0.6 能 利 用 储 量 非炼焦用褐 40% 计算煤层储量最小可采厚度为0.7米，最高灰分小于40%，七星矿根据设计任务书所给的煤层数及提出的煤层底板等高线及储量计算图，计算得该井田的地质储量为11182.6万吨，没有平衡表外储量，因此，工业储量也是11182.6万吨，全井田高级储量占工业储量的67.5%，满足规定最高要求。

该区共划分三个水平来开拓，第一水平在-250标高至各煤层露头，东以F1断层为界，西以R8断层为界；第二水平标高在-250～-350之间，阶段垂高为100米；第三水平标高在-350～-500之间，阶段垂高为250米。

其中第一水平的储量占工业储量的72.6%。可采储量

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的计算：矿井的可采储量应为可采储量减去全矿煤柱损失地质构造和水文地质损失。

ＺＫ=(ＺG-P) •Ｋ

式中，ＺＫ—可采储量，万吨；ＺG—工业储量，万吨； P—各种损失，万吨； K—采区的采率。 对于采区回采率，厚煤层＜75%，中厚煤层＜80%，薄煤层＜85%。除去各种损失及开采时的损失，井田可采储量为 万吨；开采损失（ZS）＝(ＺG-P) (1－K），公式符号同前。

三、安全煤柱的留设方法：

矿井的境界煤柱，水平及采区间的阶段煤柱等各侧都留20米宽，对于薄煤层，区段煤柱留10米宽，断层间的煤柱按15米留设，对于厚煤层和中厚煤层区段煤柱留14米宽，当以断层作为矿井边界时要在断两侧各留30米宽的煤柱。

矿井可采储汇总表 单位：万吨

水煤 工业 永久煤柱开采可采平 层 储量 损失 损失 储量 第 16 页

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断 四 六 八上 一 八 八下 合计 四 六 八上 二 八 八下 合计 四 六 773.8 493.9 31.8 18.4 26.7 15.4 58.4 33.8 149.8 92.0 598.4 368.1 830.4 530.1 281.1 158.0 148.1 2527.7 31.2 18.1 12.8 25.1 4.3 91.5 26.2 15.1 10.6 21.1 3.6 57.3 33.2 23.7 46.1 7.96 161.6 99.4 51.4 131.3 28.2 471.9 646.5 397.7 225.3 525.1 112.0 1887.6 2156.8 1321.4 700.7 1750.8 369.9 6299.6 47.2 27.4 19.4 38.0 6.5 境39.6 22.9 16.4 31.8 5.4 小86.6 50.3 35.8 69.8 11.9 414.1 254.7 131.8 336.3 7201 1209 1656.3 1018.8 527.1 1345.3 288.4 4836 层 界 计 138.5 116.1 254.6 76.7 168.2 第 17 页

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八三 上 八 八下 合计 261.9 13.0 10.8 24.1 45.6 208.5 703.3 120.4 2355.3 25.6 4.4 93.2 21.3 3.7 46.9 8.1 121.3 26.0 436.8 486.0 103.2 1747.2 78.1 171.3 矿井合计 11182.6 323.2 270.9 594.1 2117.7 8470.8

矿井地质储量汇总表 单位：万吨 煤 水 工业储量 备 A＋B C D A＋B＋C＋D 注 层 平 A＋B＋C 一 四 二 1798.8 440.9 438.7 2678.4 358.0 2156.8 83.4% 389.5 830.4 53.1% 三 335.1 733.8 56.7% 计 1073.6 3752.0 71.4% 3732.0 六 一 1038.6 282.8 1321.4 78.8% 第 18 页

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二 三 计 一 二 三 上 计 一 二 八 三 计 一 二 三 下 计 矿井合计 367.3 252.9 1658.8 407.8 176.5 183.6 767.9 1041.7 580.2 444.5 2046.4 229.7 101.4 70.8 401.9 7553.4 277.2 241 677.6 292.9 104.6 78.3 475.8 709.1 197.8 258.8 1165.7 140.2 46.7 49.6 236.5 3629.2 530.1 493.9 2336.4 700.7 281.1 261.9 1243.7 1750.8 758.0 703.3 3212.1 369.9 148.1 120.4 638.4 11182.6 69.3% 51.2% 70.9% 582.2% 62.8% 70.1% 61.7% 59.2% 73.9% 63.2% 63.7% 62.1% 68.5% 58.9% 62.9% 67.5% 2336.4 1243.7 3212.1 638.4 11182.6 八八第二节 矿井的设计生产能力及服务年限

一、矿井工作制度：

设计年工作日300天，每日三班作业，每班工作8小时，每天净提升按14小时计算。 二、矿井设计生产能力及报务年限：

根据本井田的地质条件及煤层赋存情况，储量开采条件等因素来确定；

1)本矿井的设计生产能力：年设计生产能力120万吨，日生产能力为120万吨/300＝4000吨；

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2）矿井服务年限：T＝Z/A•K＝8470.8/12.0×1.3＝54.3（年）。

式中：T—矿井设计服务年限，年；Z—井田的可采储量，万吨 ；

A—矿井设计的生产能力，万吨/年； K储量备用系数，取K=1.3

选择矿井的服务生产能力，应该在国家能源指导下，根据国民经济的发展需要，充分考虑地区经济发展的特点，结合井田的尺寸和储量时开发技术条件，装备水平和安全生产的要求等均衡确定：

1、煤炭储量：井田储量是确定矿井生产能力的一个主要因素，本井田储量丰富，而且从地质勘探角度看高级储量所占比例较高，在设计方面，煤柱损失及开采损失少。

2、开采条件：井田储量精确度为高级储量占工业储量的67.5%，可采层比较稳定，煤层倾角平均14°，地质构造简单，瓦斯赋存少，根据所给资料，该区水文地质条简单，采区生产能力稳定，同时能保证正常生产的

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采区个数。

3、技术装备水平决定矿井生产能力，最主要的因素是采掘技术和技术装备，七星矿区设计机械程度较高，提升运输，通风等主要生产系统配备设备合适。

4、安全生产条件：主要指瓦斯、矿井等方面的影响，由勘探资料知，七星矿区低沼气矿区且水文地质简单。

从上述四个方面中，储量是基础，开采能力是关键，根据七星矿区储量，开采条件，技术装备水平，安全生产条件等因素，七星矿生产能力为120万吨/年。如果按90万吨/年的井型开发本井田，势必增加矿井的服务年限，从而增加井巷的维护费用，运输费用，井型过小服务年限过长，不适应采用现代化先进技术和逐渐发展的要求，由于现代化先进技术发展的要求，设备更新时间逐渐缩短，一个矿井全部服务年限内改造2－3次为宜。服务年限长的矿井将影响新技术的采用，不但积压大量煤炭而且积压资源、勘探资金和矿区建设投资，不能充分发挥经济效益，因此，七星矿区采用90万吨以下的矿井是不合理的。如果采用150万吨/年以上的矿井开发本

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井田，因为表内储量有限，这样，增加开发强度势必造成服务年限过短，不能很好地发挥固定机械资产的经济效益，不符合《设计规范》的规定，特别是有部分地质情况还需进行补充勘探，这样过大的并会造成采掘比例失调，生产接续紧张，故采用150万吨以上的井型开发本井田是不合理的。

矿井服务年限要与矿井的生产能力相适应。储量备用系数K取1.3，七星矿区由于局部地质变化勘探的G级储量不可靠，采区回采率短期内不能达到规定的要求。原因：使矿井的储量减少，由于挖掘生产潜力，会使矿井产量增大，因此，K取1.3

第三节 井田开拓

一、井田内地质构造：老空范围，煤层及水文地质条件对开采的影响：

根据《勘探地质说明书》知：井田内地质构造简单，有4条断层，煤层赋存条件好，该区的主要水源来源于煤系裂隙小，除东部靠七星河一侧有一定砂层补给外，其余以消耗储量为主，对矿井生产无影响，属低沼气矿

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井，煤层有自燃现象。

二、列举各主要开拓方案的经济技术比较，阐述选定方案的理由：

根据煤层赋存条件，通过全面的衡量比较，初步拟定三个开拓方案：（三）第三方案——主斜副立开拓方案 （二）第二方案——立井开拓方案

（一）第一方案——斜井开拓方案（集

中）

该区煤层赋存地表之下，煤层倾角较小不具备平峒开拓的条件。开拓方案的初选： 第一方案——斜井开拓方案：

由于七星矿区属于后陵地带，各层煤均有露表土层，厚为15-45米，顶底板岩性多为中细砂岩，没有流沙层， 不存在第三，第四线的松软岩层，水文地质条件比较简单，根据上述地质情况考虑斜井开拓，具有投资少，见效快，施工简单，工期短，该方案的井筒设在5、6勘探线之间，井口标高在132.7米，井筒斜长1050米，井口设集中工业场地，主斜井采用钢丝绳牵引胶带机，副井

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采用标准一吨矿车串车提升，副井选二个井筒。 第二方案——立井开拓方案：

由于考虑二水平延深及通风要求，因此采用立井时，运输系统简单，占用设备少，风阻力小井口标高及地势较好，双立井井口标高128.5米，井筒长238.2米，主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升 第三方案——主斜副立方案：

考虑到二水平通风和集中排矸问题，因副立井井位在炮台山至第二勘探线中间，地势较好，但此方案存在不足，一是工业广场分散，地面运输系统复杂；二是工业广场压煤量大，初期投资多工期长，见效慢，矿此方案在技术经济上都是不合理的。因此，方案不参加经济比较，该方案井筒斜长1150米，副井采用立井井口标高233.2米，井筒233.0米，设罐笼提升。

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方案的技术比较 优点 1.主皮带运煤，运煤连续，运输能力 第 大，费用低； 一 2.井筒掘进技术和施工工艺，设备简 方 单，掘进速度快； 案 3.工业广场不压煤； ： 4.斜井可做安全出口，人员升降方便； 斜 5.初期投产较立井快； 井 6.工业广场布置集中，便于管理； 开 7.有利于一水平开采兼顾二段延伸； 拓 8.修铁路费用低。 第 1、井筒短，提升能力大，速度快， 二 2、井筒维护容易； 案 3、工业广场布置集中容易管理； 方 4、井筒断面大，有利于通风； ： 5、副井提升能力大，占用人员少； 双 6、敷设各处管线长度短。 立 井 方 案 缺点 1、开拓井筒长维护费用高； 2、井筒通风线路长，通风 阻力大； 3、井筒易采动影响。 1、工业广场及井筒占大量保护煤柱，呆滞煤量大； 2、井筒掘进速度慢装备复杂； 3井筒造价高，施工工艺要求高； 4、地面修铁路费用较大，压煤多； 5、井底车场及峒室较复杂。 从技术比较来看，这两个方案各有优缺点，无法从技术比较来确定那个方案，故只有通经济比较来确定：

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斜井开拓方案费用表：

顺项工每项单总工次单价费用总额 序 程工程 位 程量 数 （元） 目 前1 期主井明槽 2 前期副井明槽 第 26 页

30 米 20 1 748.4 14968 30 米 60 2 688 41280 毕业设计说明书用纸

主1080 米 1060 1 784.4 88592 井筒 3 井 副870 米 1690 2 781 1421420 井筒 4 井 前5 期运输石门 90 米 180 2 538 96840 后1490 米 1490 1 782 1 期主井18082 第 27 页

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井筒 后1860 米 2720 2 782 2173960 2 期副井井筒 后130 米 260 2 530 139880 3 期运输石门 合计：4955088

运输提升费用表：

单价 费

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用 1 主吨井一运公输 里 2 副吨井一运公输 里 3 排吨水一费公用 里 P5＝365×24(27×0.94×150＋28×1.39×250) ×0.191=30373898.4 合计：3486092.4

斜井开拓方案费用表：

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10159.1×10×1.15 3818.75×10×0.94 440.125 14603706 0.125 4487031 0.191

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前期风井明槽 风井井筒 后期风井 维护费 30 848 1360 81894 斜井设备购置费

688 781 782 20640 662288 1063520 81894 设备单名称 钢丝绳输送机 一付绞车 二付绞车 合 计 套 695090 套 JK－2.5／20 88000 套 ZJK－2.5／20 88730 位 号 套 GDS－1000 型 指 标 478360 第 30 页

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斜井巷道维护费

序 工程项目 1 主单 1150×26 ×单 费用金位 额 位 53+1510年21940×2元200420 ／年米 ×2元3438140 米 ×1.3年米 16300 米 ×26 井 一53+13902 一副二副 3 运输石门 年180米 26 年180米 26 一53+260×／年一53+260×元／ 第 31 页

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总 计 560560

序 工程每项目 项工 立井开拓方案费用表

项总数 工程量 1 30 单价 费用金额 程 1 前米 30 期立井井颈 2 付 井 3 主 井30 2929 87870 1 30 3258 97740 6593376 238 1 238 2768 第 32 页

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井筒 4 付 井 5 前 期运门输石门 6 反 主井 7 付 井 8 后 石1800 2 3600 393 1 393 3085 1218570 0 410 1 410 2950 1211550 220 1 220 3008 6118272 270 2 540 538 290520 538 193680 第 33 页

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门运输 合计：8049014.8

立井运输提升费用表

1 名单价 元0.27×10159.1×称 ／吨－公10×0.2＝9528600 里 2 主0.2 井 3 付 井 排水费：365×24(27×0.2682×150+26×0.4×250) ×0.27=295600

设备购置费

40.27×3818.75×10 4×0.2＝10239816 JD-16型 340000 第 34 页

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GSD－2型

巷道维护费

800000 合计1140000 1 主238.2×2元48588 井53+410井×26 筒 ／年米 合计 2 付238.2×2元45789.2 井53+390井×26 筒 3 运540石×26 门 以上各工程单价根据矿山《井巷工程概算指标》查得：

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／年米 ×1.5年米 183330 275887 输53+3600元／毕业设计说明书用纸

通过以上经济比较，立井开拓费用8049014.8元，运输提升费29758416元，排水费2956000元，设备购置费1140000元，巷道维护费275687元，共计68788117元，计6879万元；

斜井排水费30373898.4元，设备购置费655090元，巷道维护费642454元，共计57463715.4元，计5746万元；

因此，从经济上看，斜井比立井优越，另外我们还缺乏立井开拓管理经验，所以本矿井采用斜井开拓方案。三、井筒位置和数目的选择：

1、井筒数目：根据矿井生产能力和通风需要，以及人员安全问题，确定初期井筒数目为三条（后期在两翼开凿风井），一条主皮带斜井，担矿井运煤及运送人员，一付采用双钩串车提升，担负提矸、下料、运输、二付采用单钩串车作为辅助提升，初期作为回风井，主井作辅助入井，一付作为入风井。

2、井筒位置的选择：根据《煤炭工业设计规范》2－13条规定，并综合考虑井筒位置位于最高洪水位

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（100.26米）以上，井田两翼的储量，基本平衡，通风开采合理井底，车场设在一水平储量中心延伸井底车场设在二水平的储量中心，工业广场不压煤，充分利用地形，使地面生产系统，运输系统合理，见井筒特征表。 四、水平划分及阶段垂高的确定，各水平间连续暗井布置：

（一）水平的划分：根据本矿区地质构造简单，水文条件煤层赋存条件稳定，煤层倾角在13°～15°之间，有利于采用上、下山回采的方法将本井田划分为三个水平：一水平由煤层露头到－250标高，二水平由－250标高到－350标高；三水平由－350标高至－600标高。 （二）阶段垂高的确定：

根据本井田的三个水平确定阶段垂高及水平的垂高：

一水平：阶段垂高：上山阶段100米，下山阶段150米，水平垂高：250米

二水平：上山阶段100米，阶段垂高100米； 三水平：上山阶段250米，阶段垂高250米。

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水平划分方案对比：

第一方案：设两个水平，标高分别为－100和－450两个开采水平，均为上下山开采，其优点是减少了巷道开拓和车场硐室，工程量及施工费用，水平服务年限增加了，减少了下山阶段的提升费用；其缺点是：施工工期长，井巷维护、提升、排水、通风费用增加，运输能力降低，下山掘进排水困难，漏风较多，井田深部矿压增大巷道维护困难。

第二方案：设三个水平，标高分别是－100、－350和－600，一水平上下山开采，二、三水平为上山开采。

经过比较认为第二方案优于第一方案，理由是：（一）水平高度均在250米左右，符合设计规范的水平高度为150－250米（缓倾斜煤层）的规定；（二）是一水平上下山开采，保证了水平有较大储量和服务年限，二、三水平上山开采避免了下山开采的缺点；（三）是水平高度大小在经济上有个合理点，过大过小在经济上都不够合理；（四）是水平高度大一般需设辅助水平，也必然开掘辅助水平巷道，全部上下山开采比单一上山开采相比，巷

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道工程量不一定减少多少，而且辅助运输能力明显降低，且下山开采在生产中遇到的困难往往很难预料；（五）水平高度过大，设备选型、按装、运输、峒室施工，在技术上均有一定困难。

综上所述，根据七星矿具体条件，我认为一水平上下山开采，二、三水平上山开采方案是技术上优越，经济上比较合理的方案。

（三）水平间连接暗井的布置：

根据一水平的开拓方式和下部地质构造及煤层倾角，水文条件综合考虑确定二水平采用暗斜井的开拓方式，与一水平主付井相连接，充分利用原有的生产系统及地面的工业广场，减少不必要的建井投资，达到技术上可行、经济上合理。

五、主要运输大巷及总回风道的布置方式和位置选择：

运输大巷服务于整个水平的开采是矿井生产的动脉，所以要有利于井下运输和巷道维护，为合理布置采区和为井下生产创造良好条件根据《安全规程》为93条规定：保证通风运输的畅通和行人安全，则水平大巷采

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用集中双巷布置在－100水平标高，8层煤底板岩层中，两巷水平间距20米，运输大巷采用双巷布置主要是为解决前期掘进独头作业，通风网路长，局扇通风能力有限使巷道风阻增加，满足不了及时排除污浊风流的目的，双巷掘进有助于通风，为掘进施工创造条件，另外也是为下山开采创造有利条件，如果只一条水平大巷，在进行下山水平开采时，将出现能进风而无法回风的问题。

一水平回风大巷设在上部可采煤层底板岩层中＋100标高，避免采动影响。

六、矿井各水平煤层，上下山和采区的开采顺序，第一水平采区划分和配采关系：

〈一〉根据前述，该井田划分三个水平，上下山开采，开采顺序：先采一水平，在一水平结束前完成延深主付井到二水平－350，进行二水平采掘准备接替，三水平亦是这样；

第一水平开始减产，第二水平即投入生产，在两个水平过渡期间，以两个水平同时生产条件保证矿井产量。 〈二〉采区划分：

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主要根据地质构造，自燃条件，开采技术及《关于改革开拓布置的若干技术规定（试行）》条例，第十五条规定：综采一般不小于2000米，将第一水平划分为九个采区，上山五个，即一采区、二采区、三采区、四采区、五采区，下山采区四个：中央下山采区（东一采区）、东二采区、西一采区、西二采区。 〈三〉采区的开采顺序及配采关系：

为了稳定矿井设计生产能力，采用三个生产采区来保证产量，首先投产二采区，继后投产一采区，当一采区减产或采完之后接采四采区，二采区与三采区接替，五采区与中央下山采区接替。

七、对地面建筑物、水体、铁路下开采导致地面沉降变形的预计和预防措施：

本矿区二采区和三采区上面有一条铁路通过，压煤量很大为节省能源，本设计决定对铁路下的煤层开采，在回采时在铁路下沉带设置，一组岩石移动观测站，发现有下沉的趋势及时充填矸石，保证铁路不受影响。

第四节 井筒

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一、井筒特征表：

二、井壁结构：（1）井筒检查孔资料，井筒穿过的表土层和岩层的性质及开凿施工方法：

井筒工程矿井建设的主要工程项目之一：井筒位置的选择是否合理，直接影响矿井以后，施工的快慢，直接影响其它井巷工程，根据检查孔资料，以及5、6、9勘探线综合分析，确定井筒的位置应是地质条件良好的8层底板，8层煤底板的岩性是粉砂岩有利于施工和围护。 由于井筒位置应尽量选择在地质和水文条件较好的岩体中。避开松软岩层，特别是含水易膨胀的岩层，因此井筒选择在5、6勘探线之间。

（2）井筒断面形状：为了避免井筒周边生产危险的拉应力，根据原岩应力特点和井筒的服务年限，因此主井一付，二付都选用半圆拱形，克服顶压，有利于施工，易采用光爆破锚喷支护新技术的广泛应用。 （3）合理的开凿施工方法：

井筒掘进在表土段，采用一般表土施工方法，斜井表土施工方法与井所处的地形有关，本矿井斜井井口选

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择在表土层较厚的平坦地带。四于直接开硐掘进顶板，使顶板难以维护，需预先挖明槽，进行砌碹，而后才能开硐，掘进斜井井筒在开凿井筒岩石段采用光面爆破先进的施工工艺，以减少对岩体的破坏。推广锚喷支护，以提高岩体强度和充分发挥围岩体的自支承能力，表土层砌碹300mm。 二、井壁结构及厚度：

井筒的基岩部分采用锚喷支护，根据：《巷道室锚喷支护参数表》，对于中等稳定岩层服务年限10年以上。

净跨＜3m，净跨3－5m，净

跨5－10m，单位：mm

周 服务年限10年以上 岩分类 名喷锚扦 厚 锚扦 厚 锚扦 第 43 页

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称 射锚深 间距 度 锚深 间厚度 中等稳 定岩层

（三）井筒的延深方式：

50－70 距 度 锚深 间距 1400 800 70 1600 800 100 1600 600 -1600 -1000 -100 -1800 -100 -100 -1800 -800 为了便于井筒延深，在设一水平井底车场时，考虑在一水平井底车场的矸石列车线预留井筒延深位置，以便为下水平延深施工和设计创造有利条件，二段延深：主井倾角15°30′，斜长1050米，一付，二付倾角15°，斜长860米。

根据一水平采用集中皮带斜井开拓方案的实际情况，为充分利用一水平巷道和井底车场，减少延伸工程

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量，减少资金费用，实现矿井集中生产，方便管理，二水平选用了集中皮带斜井的延深方案，三水平也是这样。

第五节 井底车场和硐室 一、井底车场形式的选择：

井底车场是连接井下运输和井筒的枢纽，担负着煤矸、物料、设备的运输，并且为矿井的通风和排水供电服务，井底车场造型是否合理直接影响车场的通过能力的大小和施工等问题。

本矿井的车场的要求是：通过能力大调车方便，由于水平车场井筒集中，距离较近，东西异来车，大巷运输矿车开型号不一，特别是三吨底御式矿车，单向卸载，而且车场的通过能力大等因素，故本水平井底车场选用卧式环形车场与采区车场相配套。其优点是：所有列车在车场内同向运行，不受两异进车不均匀的约束，三吨底御矿车不用摘钩换向，不调车，在车场内运行时间短，车场的通过能力大，同时巷道断面较小。 二、空重车线长度的确定：

储车线长度的确定根据这《设计规范》为2－28条

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规定：当运输大巷采用列车运行时空重车线能容纳1.5－2.0列车长的位置，另外，考虑下一段延伸，需在井底车场的重车段预留一列车的长度，因此，最后确定重线线的长度为：

l重＝mnl1+N+l2+l3+l4

=2.5×13×3.45+4.5+4.0+5.15＝161.72m 式中：m—列车数目取 列；N—电机车台数 n—每一列车辆数取14个 l1—每一列车一个的长度取 l2—机车长度取 l3—制动距离取

l4—矿车间三环链长每个取 l4＝13×0.15×2.5＝4.875m

付井：空车线的长度因有井筒限制，过长会使通过能力降低，加大工程量，过短会使通过能力降低，加大工程量，过短会和井筒联系不上，根据这些条件约束，最后确定合理的存车线长度：

l空＝mnl5+l2=2.5×25×22+4.5=142m

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2、调车方 式：根据一水平两翼储量基本平衡和三吨底卸式矿车型式不同，故设计不考虑混合调车方式，其调车方式如下：东异煤列车机车牵引列车，经过区间Ⅱ.Ⅲ卸载后拉空车经区段Ⅳ.Ⅴ,驶向东西异采区，西异煤车经区间Ⅰ.Ⅱ.Ⅲ卸载后拉空车经区段Ⅳ.Ⅴ驶向西异采区。

东西异混合列车均采用顶推调车方式，东西异矸石列车，经过区段Ⅱ进入区段Ⅵ后，机车摘钩行至车尾部顶车解列，解列完毕。机车顶岩石车经过区段Ⅶ进入轨道，然后行空车线，拉空车线区段Ⅶ. Ⅴ驶向东西异采区，见表：

3、车场通过能力的计算：

根据不同列车在底车场调车时的配化，各东西翼列车在井底车场调车的配化，各东西翼列车在井底的配比，编制井底车场的调度图表，最后根据调度图表编制计算出井底车场的通过能力。

煤列车在井底车场平均运行时间5.3分，矸石车在井底车场的运行时间10.06分，根据运行图表排列法，

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得出列车进入井底车场的平均时间为2.84分，故井底车场的通力为：

AX＝

ZG3001460t矸1.15＝132.83001460＝

2.841.15（10.25）224万吨/年

式中：

AX——车场的通过能力，

t

矸

——列车进入井底车场的平均时间，

间隔2.84分，

f——每日工作时间， K——矸石系数取

G——每列车煤的有效重量 300——年工作日数

井底车场通过能力富裕系数：K＝

224＝1.86 120从《设计规范》第2—34条规定：井底车场的富通能力一般大于矿井设计能力的30%，验算后满足。

煤列车由于3吨底卸式矿车组成，矸石车由25台一吨U型铁矿车组成。

三、车场峒室，峒室的名称及设置：

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1、井底车场有以下峒室：卸载峒室翻笼峒室，中央变电所，中央水泵房，中央水仓，防火列车库，防火列车库，机车检修间，整流室，保健室等。

2、井底煤仓的形式，容量，清理撒煤的方式：

井底煤仓选用圆形立式煤仓，

容易：考虑二段需用一段井底煤仓，设计按二小时的提量。

计算：Q＝tQ1＝2×400＝800T 煤仓储量：

皮带输送机每小时输送煤量800吨 则煤仓容易：V＝

tQ12400＝＝941.2m3 r0.85Q——皮带小时提升量400T R——煤的堆积容重取0.85T/ m3 煤仓特征：

圆形立式煤仓，直径6.5m，高32m。 V1＝1/3πr2·h1=1/3×3.14×3.252＝36

V2＝πr2·h2=πr12·h2＝3.14×3.252×23.38＝775.4

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V3＝1/3πh(r12+r22+r1r2)

＝1/3×5.37×（3.252+0.42+3.25×0.4) ＝133.2 V=V1+V2+V3

故该煤仓满足要求。

3、水仓的布置及容量计算以及水他的清理方式： 1、该井的最大涌量为616米3/小时，正常涌水量350米3/小时，故水仓按两个布置，分甲、乙仓，两仓均设在－100车场巷道标高最低处，此点在混合列车调车线中部，对来往车辆都不妨碍，且水仓终点位置位于其配水井的联接处，甲、乙两仓彼此独立，互不渗透，以便一个清理时，另一个能正常使用。按《试行规程》21条规定水仓容积能容纳8小时的正常涌水量，所以水仓的总容量为：Q总＝Q正＝Q正＝350×8＝2800m3 该水仓断面设成单轨巷道，净断面取6.5m2 水仓总长度：l总＝

8Q8350＝＝431m F6.5式中：F——水仓断面，Q——正常涌水量，甲、乙两仓分别为220m和211m

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水仓的清理方式：采用1吨标准矿车人工清理，在水仓内铺设纯钢，在水仓入口处安设两台JD－25型高度绞车，设置污水泵一台，型号4PWA型28KW以解决煤泥污水排放问题。

4、井下火药的形式，容量及通风系统：

根据《煤矿安全规程》规定：井下火药库距井筒井底车场，主要峒室直线距离不得小于100m，库房地面必须高于所在外部巷道地面，以便防水防潮。

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第三章 大巷运输及设备

第一节 运输方式的选择

一、运输方式的比较及选定，煤矸，材料，设备的运输系统和转装站的布置，人员运送方式和系统。

运输方式的选择原则，运输方式与设备的选择，根据煤层、井型、赋存条件上，瓦斯情况，巷道布置，开采方法和生产集中程度及条件确定，并与其它生产环节的装备标准协调一致，做到装卸，运送，调车，作业机械化。

我国水平运输大巷的运输方式二种：胶带输送机与轨道运输。

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〈1〉胶带输送机运输优缺点：

水平大巷采用胶带输送机时，其运输能力大且运输连续，效率高，易于实现自动控制。它要求巷道开得挺直，并需要另设轨道，解决辅助及检修问题。但大巷用做进风将造成煤尘飞扬对安全不利。 〈2〉轨道运轨优缺点：

水平大巷采用矿车运输可以同时解决矸石、材料、设备和人员的运输，并能适应矿车两翼生产不均衡的变化而随时间调整机车及矿车的调配工作，运煤过程中，产生的煤尘较少，对通风安全较为有利，这对本矿井尤为重要。

采用矿车运输，对巷道的弯曲限制很少，可实现不同牌号的运轨，随矿区走向长度长度的加大，矿车运输更为有效和可靠。 由于本矿区走向长度较长（运输大巷长5900米）其中东异2300米，西异3600米。由

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于胶带输送机长度受限制，采用胶带输送机需多机同时作业，不利于控制，因此，本设计采用电机车牵引运输，矿车采用三吨底御式运煤。一吨标准固定式矿车担负辅助运输，即矸石材料运输。

根据《煤矿安全规程》第329条规定，长度超过1.5公里主要行人巷，上下班时必须采用机械运送人员，本矿区达产时－100运输大巷长度，东异2300米，西异3600米，不需机械运送人员。

二、确定主要运输大巷断面，支护形式，坡度与钢轨型号：

运输大巷断面选择根据《煤矿安全规程》规定，井下主要进回风巷道回风速不超过8米/秒，巷道断面必须满足修运送设备及设备安装的需要，因此，根据《标准600轨距巷道断面图册》，选择断面为13.7米2，此断面任命以规定，其特征见表：

该巷道的支护方式采用锚喷支护巷道坡度以有利于

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运输和流水为主，布置大巷向井底车场3‰的坡度，因此本矿设计能力。故－100大巷采用双轨布置。－100回风大巷采用单轨，其钢轨型号为24kg/m，轨距采用标准轨距600mm。

第二节 矿车

一、矿车类型：矿车型号，运煤采用MD3.3－6型三吨底卸式矿车运料矸石选用MG1.1-6A型一吨用固定式矿车，其特征如下表：

矿车规格特征表

外载重 矿车主型 容积 m3 装运型尺寸 轨长×宽×高 第 55 页

轴自距 距 重 mm mm kg 煤 矸 毕业设计说明书用纸

200MD1.1－6A 0×1.100180800601 0 0 ×1150 345MD3.3－66 0×3.300510126601101683 0 0 0×1400 260MP1-6A 1000 0× 880×410

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0 550 595 0 0 0 600 550 420 毕业设计说明书用纸

二、各类矿车的数量：

三吨底御式矿车：94辆； 一吨固定式矿车：342辆 电机车：ZK10－6/250型7台； MP1－6平板车20辆

第三节 运输设备选型 一、设计依据：

<1>矿井设计生产能力120万吨/年； <2>煤矿矸石运输占煤产量的25%；

<3>矿井工作制度：平均工作日300天，每天工作14小时，每天三班作业

<4>采出的煤量：一采区、二采区，各60万吨 <5>运输距离：一采区距井底车场1000米，二采区650

米； 二、选型计算：

<一>计算机车数量，车组的矿车数：

<1>计算条件：井下大巷运输，矿井为低瓦斯矿井采用标

准三吨矿车，轨距为600mm双轨

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<2>车组矿车数：根据上述条件选用ZK10－6/250型架线

电机车。

①按电机车的粘着重量计算车组重量： Q＝

100p1000100.2－p＝－10＝111.7吨

wiip110a10.531100.04式中：p——电机车重量（吨）；

Ф——起动时电机车的粘着重量（0.2）；

QZ——重车组的全部重量（吨）； Wi——重列车起动时阻力系数，取10.5； ip——线路的平均坡度，i=3%；

a——起动时的加速度。一般取a＝0.04m/s2

②按着制动距离计算车阻重量：

4.72rch2 制动减速度b＝＝＝0.276m/s2

2402l2Vch——电机车最大牵引速度 16.9km/小时

QZ——

1000p210000.1710－p＝－10＝

110bipwz1102763764.5吨

式中：p2——电机车的制动重量，对于矿用电机

车它等于粘着重量；

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Ф——制动时的粘着系数，Ф取0.17； b——制动时的减速度；

Wz——重列车运行的比值，取7kg/T；

<3>按牵引电动机的温升条件计算： 平均运行速度：Vp=0.75×Vch= 列车运行时间：TY＝ 式中：l1=

16.910000.753.53m/s 36002l28257.8分 60Vp603.53l1A1liA2 A1A2其中：L1－西异1000米， L2东异650米，

A1－生产率1515吨/班，A2－生产率1.515吨/班 T＝

Ty7.80.28 TyQ7.820式中：Q－停车调车时间，取Q＝20分 Q2＝

FchQt(Wiip)p3401.40.28(72)1081.9吨

式中：Fch－电机车长时牵引力，取Fch＝340kg Q－调车系数，取Q=1.4 IQ－等阻坡度

按上述Qz最小值，确定车组的矿车数，Q取64.5

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吨。

(4）车组的矿车数Z＝

Qz64.513.7辆，取13 GGo31.6864.5一吨矿车数Z＝26.8辆，取26

1.80.6（二）校验实际电动机温升：

按平均坡度ip及最长运输距离Lmax进行校验： 重列车所需实际牵引力：

Fz=(P+Q)(Wz-iP)＝［10+13×(3+1.68)］(7-3)=283kg 空列车所需实际牵引力；

Fz=(P+Qk)(Wk+iP)= ［10+13×1.68］(9+3)=382kg 每台电动机的牵引力：Fi=1/2F2=1/2×283=141.5公斤 Fk=1/2Fk=1/2×382=191公斤 根据F2及F1查牵引力电动机特性曲线得： 重车Iz=3A,Vz=17KM/小时＝4.7m/s VIP=0.75×Vz=0.75×17.2=12.9公里/小时

空重车以实际运行速度在最长运输距离上的运行时间:

tlmax60160l604.65分 tkmax5.3分 vzp12.911.25等值电流：

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I2t2Iktk3124.654125.31.430.7A Id=2TyQ7.82022查Ich＝34A＞30.7A，满足要求。 （三）验算制动距离：

按实际Vz和最大制动或减速度验算制动距离是否符合规定：根据粘着条件确定最大制动减速度b:

1000PФ=(P+Qz)(110b+iP-Wz)

1000×10×0.17=［10+13(3+1.68)］(110b+3-7) 求得：b=0.26m/s

vz4.72242.8m 制动距离Lz=

2b0.2622因Lz大于40米，故采用串联方法，或采用机械方法限制重车运行速度。

（四）电机车台数确定：列车运行时间Ty=Tz+Tk=

l60l600.825600.825608.24分 V2PVkP11.2512.9往返一次的全部时间： T＝Ty+Q=20+8.24=28.24分

一台电机车在一个矿内往返的次数：

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nk=

60tb60T14.8 取14次 T28.24式中：tb－矿车每班生产率； Z－车阻矿车矿车数； G－矿车载重量；K1－运输不均衡系数取1.25 K2－矸石系数取1.25

K2＝1+每小班处理矸石量/Ab 工作电机车台数：N0＝

NK564台 N14全矿电机车总台取：Nb=25%×4=1台，检修一台。 则N＝N0+Nb=4+1=5台，地面工作电机一台，所

以矿井采用IK10－6/250型电机车，总数为7台。

（4）选用硅整流设备，其型号及技术特征表： 型号 交流输入 电压比 280/660 电压 275 直流输出 功率 110 电流 400 C2A-4000 机数 -KY/275 3 (5)接触线网：架线选用TLG－100钩铜线，断面100mm2，馈电线选用：V3×70+1×16胶套电缆，回电线选用V3×70+1×6胶套电缆。

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达到设计生产能力时各类矿车数量表

矿车类型 三吨底井底车场卸－100运式输大巷 矿车 3 使用地点互用途 矿车数 备注 ZK1013 39 －6/250 第 63 页

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三 吨备用 检底修 卸式矿车 主井井底车场 一吨 标准 矿车 付井井底车场 井底车场－100大巷运行 －100运输大巷掘进面（两个） 合计 3 13 39 16 20% 94 1.5 1.5 26 39 掘进煤 26 39 矸石 ZK101 26 26 －6/250 2×0.5 26 26 第 64 页

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一、二中央下山采区、3×1 中部车场 一、二采区，下部车3×0.5 26 39 场 主井井底清理 地面矸石系统 一付井井口吨 车场 标地面工作准 机动车一矿台 车 其它 备用 检修 0.5 26 13 1 26 26 1 1 4 ZK10－6/250 7 21 26 26 26 26 57 20% 第 65 页

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合计

第四章 采区布置及装备

第一节 采区布置

一、移交和达到设计能力时的采区数目，位置和工作面生产能力计算：

本设计第一水平共划分九个采区，已达设计生产能力时的采区数目为2个，一采区、二采区生产能力都是60万吨/年，一采区位于井筒西异，上至各煤层露头，下至－100标高，西以R2断层为界，东以井筒保护煤柱为界。

一采区同时生产的工作面数为一个，在四层布置，一个综采工作面，生产能力为60万吨/年，（四层煤全区发育，赋存稳定，平场厚度2.2米左右），倾角较少，适应综采工作面布置，根据设计手册查得综采工作面年生产能力50～80万吨/年之间，故一采区年生产能力为60

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342 毕业设计说明书用纸

万吨/年。

二、煤层分组，分层关系和开采顺序：

由于本采区可采煤层共5层，其中4、6、8层为主采层，6、8层间距比较近，平均间距2.8米，6层与8层煤厚在3.1米和3.5米，4层、6层平均间距10.0，煤厚在2.3米和3.1米，8上与8层平均3.4米，8下与8层平均12米，8上和8下层煤厚在2.8米和2.2米，因此本采适合分组联合布置，且将这5层煤划为一组煤，本设计只计算这一组煤层。

各层开采顺序均按先采上层后采下层的原则进行开采，工作面采用后退式开采。

三、采区尺寸：巷道布置，沿煤层集中和岩石集中巷道的数目作用及其联络巷的布置形式

1、一采区走向长2000米，倾斜1000米，面积2.0平方公里

2、一采区巷道布置是集中上山联合布置，设有三条轨道上山：轨道上山、运输上山，回风行人上山，其中轨道上山，运输上山设置在8层煤底板岩石中，回风上山设

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在8层煤中，回风上山相对于轨道上山及运煤上山之间，轨道上山入风，运输上山作辅助入风，轨道上山担负排矸运煤及掘进出煤。

各煤层之间的联系用集中石门联系，即由轨道上山开石门与各煤层运输入风平巷相连，回风上山与各煤层区段回风平巷相通。

四、采区车场，装车点及峒室：

采区下部车场采用底板绕道式车场，采区中部车场及上部车场采用石门甩车场。

采区峒室：采区煤仓布置，在采区下部车场处采用大巷装车。采区煤仓为圆形立式煤仓，它的断面利用率高，不易形成死角，施工方便。

五、采区运输和辅助运输方式及设备选型，采区通风和排水：

采区的煤由集中运输石门至溜煤眼溜入采区运输上山，用皮带运至采区煤仓，集中运输石门采用SD－40型，根据《矿井设计参考资料》查得淮南矿二采区运输上山选用DSP－1063/1000型可伸缩输送机，采用轨道

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上山选用JK－2.5/20型绞车。

采区通风：采煤工作面新鲜风流由轨道上山进入→集中运输石门→工作入风平巷→冲洗工作面→区段回风平巷→入回风上山→－100回风大巷。

绞车房的新风由轨道上山直接进入与回风巷相连，掘进入风由轨上山，集中运输石门，通过扇风机压入掘进工作面。

排水：在掘进石门及这段平巷时，巷道要掘3%的坡度，这样工作面水由下顺槽经石门轨道上山至－100运输大巷最后流入井底车场，由中央水泵房排出地面。 第二节 采煤方法 一、采煤方法的选择及其依据：

根据煤层倾角，厚度及顶板岩性，涌水量情况、瓦斯等级、机械化程度及《设计规范》第2－43条，对采煤方法的有关规定，并结合目前的技术经济条件来确定采煤方法，缓倾斜煤层采煤方法一般采用走向长壁后退式采煤方法，因为煤层倾角平均为14°，局部地区达16°，因此，不适应倾斜长壁采煤方法。

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二、工作面、采煤装煤、运煤方式及设备选型: 〈1〉综采工作面采煤过程中，采煤机骑在溜子上落煤而后及时移架，即先移架推溜，及时支护，采煤机采过10－15米推移刮板机，破落的煤由工作面溜子转载运到皮带机上。

本采区采用双滚筒采煤机，该机工作时，由于过渡槽机头架上的倾斜，采煤机前滚筒应逐渐调低，后滚筒调高后不到割顶板当采机至顺槽边，前筒下降沿底板，后滚筒上升沿顶板翻转挡煤板，推移机上部输送机的溜槽，而后理向斜切两个机身长的距离，在采煤机弯曲段时，要滚筒切割铲煤板，当斜切至足够截深时，停止切割，将采煤机至机头部分的输送机推靠煤壁，采煤机再次翻转挡煤板，向机头切割完成进刀，然后翻转挡煤板，开始正常割煤在机尾也采用同样的方法进刀。

〈2〉装煤：利用滚筒旋转叶片，并配弧形挡煤板，清扫煤帮机道浮煤。

〈3〉运煤:回采工作面采下的煤，经刮板输送机至下顺槽经过转载机到皮带机运至区段石门平巷，再通过

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皮带到溜煤眼，至采区运煤上山到采区煤仓，经大巷装车运出采区。 设备选型：

〈1〉工作面长度的确定：根据《设计规范》：综采工作面的合理长度应在150－200米之间；因此，本采区煤层斜长910米，分5个区段：工作面工作长度的验算：〈1〉依据工作面通过能力验算工作面长度： n＝

60vBmG6043.822.20.95＝＝194（米）

qbSnp61.50.61.80.931.3式中：V—工作面允许最大风Ф速4m/s;

G—风流收缩系数0.9～0.95； B—工作面最小控顶距； m—采高；

ｑ6—昼夜出一吨煤需风量m3/s； p—煤层生产率； Sn—循环进尺。 〈2〉区段斜长：l=

910米＝182米 5工作面长度：l0=l-2b=182-2×2.5＝177米

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这段平巷采用单巷掘进，采用沿空留巷为下区段服务，不留区段煤柱，这样可提高煤炭回收率，防止遗煤自燃。

工作面设备的选型：

〈1〉采煤机的选择：主要根据煤层的厚度，煤层的倾角及煤质的硬义而定，选用联合型采煤机。这种采煤适合工作面长度200米左右，其技术特征如下表：

厂家：鸡西牌机厂

项 滚筒尺牵引机电动机 牵 重 价 构 引 量 格 元 截方速功电力 T 万 深 式 度 率 压 T (mm) (m(K/mW） in) 第 72 页

寸 倾 能 采 直角 力 目高 径 (T型 (m(m度 / ) m) ) h 号 毕业设计说明书用纸

MLS-170 1.6-3 ∠30° 780

〈2〉刮板输送机的选择：与采煤机的落煤能力相配套以及煤层的倾角等相适应，选用：SGW－250型刮板输送机，其技术特征如下表：

1.6 600 链牵引 0.93 170 6601140 22130 .8 6 项 能速中部槽电动机 生 产 厂 价 格 长 力 度 规格 度 T 目 吨/米/长×宽 米 型 时 秒 ×高 号 SGW－600 2.01.01500×12250 0 6 750×250 550 0 6601140 张5家0 口 〈3〉顺槽转载机的选择：根据运输能选择，其技术特征

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如下表：

中电动机 部功电压 可延 长度 有效接 长度 槽率 V 规KW 格 长×宽×高 SZQ－1500××190

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型号 能长力 度 T/h 米 重量 价格 生 产 厂 张口 75 650 2.5 60 12 75075 6601140 1.44 3 家毕业设计说明书用纸

〈4〉顺槽可延伸胶带机选择：根据运输机的生产能力选

定SD-150型，铺设方式：

与配套电转载运 型 输 机贮 宽 长 带 度 接生 单 机 头能 类 速 产 号 度 长 m最力 型 度 型功电厂 价 m 度 m 大T号 率 压 家 m 长/h 度 (m) S6310110 1.12 DS2.6淮42.D0 00 000 9 B- 56南 36 第 75 页

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- 150

-70 00 75 × 0 2 380 （5）液压支架的选型：

支架型号的选择主要是通过以下几个因素确定： a.利用估算法确定支架的载荷：Q＝Kh·F·r吨/架， 式中：K——作用于支架上部的顶板岩石的厚度系数取Kh

＝6

h——开采煤层的厚度，h=2.2米 F——支架的支护面积，F=5.3米2 r——顶板岩石的比重，r=24 ∴Q＝6×2.2×5.3×2.4＝167.9吨/架 b.根据工作面支架的高度：

根据该煤层的变化规律，煤层最大可采高度，最小可采高度 m，从而确定支架的最大支承高度与最小支承高

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度与最小支承高度。 h大≥h大－S1，h大＝2.3-0.33 式中：h大——煤层最大高度

S1——前排立柱处顶板最小下沉量，取S1＝0.33 H小≤h小－S2-a

式中：h小——煤层最小厚度；

S2——后排立柱处的顶板最大下沉量，取0.25 c.移架时支架的最小可缩量：a=50mm H小＝1.6×0.25-0.05＝1.3m

由以下两种计算值中的结果作为选择型的依据，又参考《采区设计资料》确定选择ZY-3型，四柱掩护工液压支架，其技术特征如下：

型工作 初槽 支架 支号 阻力 力 高度 架(吨) (吨) 间距(中心重量 支支价厂 (吨) 护 护格 家 (面强(万积 度元) ) 吨/m2 第 77 页

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距) m ZY－3

三、工作面支架及顶板管方式：

1、工作面液压支架支撑顶板，支架操作方法在通常情况下是先移架，后推溜，移架工作应在采煤机后3－4米进行，当顶板非常破碎及断层处移架工作在采煤机前滚筒割下顶板，露出顶板后，立即进行移架，持护顶板，防止局部冒顶，但要注意与采煤相配合，以免移架时割前梁和挤人事故。

2、移架操作步骤：在通常情况下分为卸载，移动,升柱三个动作，移架时一定移动步距（600mm），待支护底碰到拉架梁连续块时，蹩足3－4秒钟，使之与运输机垂直

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684×4×75 300 1.4522 1.2 5.9 4.4 吨/ m 23.6 上海 毕业设计说明书用纸

升柱蹩足一下，以保证顶梁有效地接触顶板。 3、推溜：根据工作面具体中可几架同时移，也可一架架移，推溜步距可一次推足，也可两次推进，为保证回采工作面三直，支架工推溜时，必须要注意调整步距，使运输机除弯曲长度段以外，都要保持一直线状态，推溜时运输机的弯曲长度不小于10米，以保证两邻的两节，溜槽偏转角度不能大于30°。

4、顶板管理：顶板管理采用自然跨落法，通过支架升降前移来完成。

四、工作面回采方向与超前关系：

该采区工作面的回采方面采用区内后退式，开采顺序为先采上层，后采下层，由于本设计的工作面是第一区段，采区内只布置一个工作面，不存在工作面压力影响关系，故对超前关系略述。

五、采煤工作面的循环数，月进度，年进度及工作面的长度：

1、采煤工作面的循环数：考虑充分发挥综合机械化的效能及保证采区的设计能力，故确定昼夜三班，每班两个

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循环，边采边推追机作业。

2、工作面的月进度90m,循环进度0.6米，月循环数150 ，年进度972米，工作面年进度：f=t•n•a•Ф（米）。 式中：t——年工作日，设计中采用300天； n——每昼夜完成的循环数，n=6； a——每个循环的进度

Ф——循环系数，取Ф＝0.9； Af=300×6×0.6×0.9＝972m 六.采区及工作面回采率： 采区回采率K=

采区实际采出煤量976156×100%=＝84%

采区储量976工作面实际采出煤量×100%

工作面储量工作储量实际工作面损失×100%

工作面储量采煤工作面回采率＝ ＝

＝

43.8751.755×100%＝96%

43.876七、生产时主要材料、消耗指标：

工作面吨煤成本的估算：

回采工作面的吨煤成本，主要由四项费用组成：

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1、吨煤工资费＝ 2、吨煤材料消耗费＝ 3、吨煤动力消耗费＝

4、吨煤设备折旧费＝1.238元/T

吨

煤

直

接

成

本

＝

0.24+0.52+0.86+1.238+1.238＝2.858元/T

综采工作面吨煤工资计算表：

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项 目 序 工号 等 人 日工工资资额 元/工 额 MTY等 人 级 数 日工工资资TY工 5.511.16 6.24 6.24 2 5.02 5.02 额 元/工 额 N:JY级 数 种 TY元/工 1 2 3 干班司移4 架7 3 工 5 移溜8 2 6.2元/8 1 6.24 7 2 部 4 8 7 2 长 4 7 3 机 4 6.211.16 4 6.216.78 1 6 3 5.015.06 5.08 5.516.78 4 6 3 6.211.14 6 6 1 5.08 第 82 页

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工 电6 8 2 气 钳7 7 2 工 泵8 站7 1 工 其9 7 5 它 10

第 83 页

6.24 6.24 6 1 5.015.02 6 5.511.18 5.58 5.58 6 6 3 5.015.02 6 5.58 6 1 5.040.12 4.44 6 27.9 5 8 5.02 164.合 计 109.36 76元 毕业设计说明书用纸

吨煤成本

序 号 1 2 3 4 5

费 用 项 目 工资费 材料费 电力费 折旧费 金 额 0.65 0.86 0.52 1.238 3.268 吨煤材料消耗表

序材 单价单循环金 额 备 注 58个/万吨 号 （元） 位 消耗 料 1 截齿 5.8 个 1.42 7.79 第 84 页

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2 钎头 乳3 化油 4 5 6 7 油脂 雷管 炸药 杭木 配件 合计 3.9 2.9 3.8 个 0.14 0.56 8个/万吨 K35.6103.4145kgg Kg 7 4 /万吨 34kg/万吨 800个/万吨 146kg/万吨 25m/万吨 2.1038.36 26.76 19.68 2.46 0.125 个 0.82 113.5 Kg 23.59 2.945 69.8 米0.61 5 8 — — — 5.18 元/万吨 218.1 2 9 第 85 页

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设序备型称 采MLS1 煤3－机 170 刮SG板W1 50 4167 2 输－送25机 0 3 转SZ1 3 250 120.00120.080 3 1 36 数量号 名号 （个） 吨煤费用折旧费

单价（万元） 折吨煤设旧备折旧月费元/数 个 1637120.329 0 7 第 86 页

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载Q机 －75 胶带4 输送机 SD－150 1 42.36 5417 120.100 8 0 5 液ZY255 压0－支13/3架 2 6

吨煤动力循环消耗费用表

124 3.5 3600 120 0.72 合计 121.230 8 序设数容循循环电价 费用 第 87 页

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号 备量 量 环用电元/（元） 型号 工量 度 作千瓦时/小数 时 MLS31 －170 SGW2 －250 SIQ3 －75 SD4 －150 5 其 70 4 280 0.05 1.4 1 75 4 600 0.05 30 1 75 4 300 0.05 1.5 1 250 4 1000 0.05 50 1 170 3 510 0.05 2.35 第 88 页

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它 6

工人补助费计算表：

合计 4 0.05 131.5 种类 项 目 保健费 入井费 夜班费 地区补助 付帖21 21 21 21 21 0.8 1.60 0.4 10% 25% 16.80 33.6 8.40 2.10 5.25 以两班计算 人 数 每 人 工资总额 备 注 第 89 页

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补助 合 计

第三节 巷道掘进 1、巷道断面尺寸和支护形式：

‹1›巷道断面尺寸：根据《煤矿安全规程》规定：巷道断

第 90 页

21 66.15 毕业设计说明书用纸

面必须满足行人运输、通风、设备安装检修和施工的要求，因此本设计根据实际情况，参考资料《600毫米轨距巷道断面施工设计》确定巷道断面尺寸，见断面尺寸表。 ‹2›巷道支护形式：为了安全生产，保持巷道稳定，防止围岩发生跨落或过大变形，巷道掘进后一般要进行支护，见支护形式表。

二、巷道掘进进度指标：

根据《设计规范》对井巷工程进度的规定： 各种巷道掘进的速度不低于下列数值，斜井井筒45米/月，全岩巷道75－100米/月，全岩斜巷道50米/月，半煤岩平巷120米/月，全煤巷道400米/月（综掘），150米/月（普掘）。根据我局实际生产情况确定：全煤巷道180米/月，半煤岩巷道120米/月，斜巷道掘进80米/月，全岩巷道60米/月。本设计采掘并举，而掘进先行的原则，防止采掘比例失调造成的比例失调后果。 三、掘进工作面个数：根据达到设计生产能力时投产的工作面个数（共2个）按1：3.5的采掘比配备11个掘进队，掘进通风系统，在巷道施工中为使工作面能保持

第 91 页

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适当的温度，始终有足够的新鲜空气通过，并尽可能快的排出炮烟，改善条件，各掘进队都采用机械通风，其通风方式采用压入式，或局扇安装在距掘进巷道10米以外的进风侧，利用局扇使新鲜风压入工作面，由于新风的压入，乏风将沿巷道流出。 掘进机械的设备：

第 92 页

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巷道断面尺寸 支护形式 进度：指标

断面序 巷道名支护煤岩号 称 积m 掘 1 主皮带砌碹井 锚喷 砌碹锚喷 砌碹锚喷 锚喷 表2进度指标 m/ 形式 类别 净 土层14.5 45 岩石 表土层14.8 45 岩石 表土层14.5 45 岩石 岩石 13.7 50 2 一付井 3 二付井 井底车场 -100运输大巷4 5 锚喷 岩石 13.7 75 第 93 页

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大风 6 7 水仓 锚喷 岩石 4.3 100 各种硐室 一采区8 轨道上锚喷 岩石 9.1 50 山 一采区9 运输上锚喷 岩石 8 山 一采区10 回风行锚喷 煤 9.1 180 人上山 二采区11 轨道上锚喷 煤 山 12 二采区运输上锚喷 煤 11.4 50 8 50 50 锚喷 岩石 9.1 75 第 94 页

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山 二采区13 回风行锚喷 煤 13.7 180 人上山 14 15 16 17 18 19 20 入风石门 －95回风大巷 四层回风平巷 四层开切眼 四层下料道 联络巷道 回风石门 锚喷 煤 10.5 85 锚喷 岩石 5.7 60 钢梁 煤 钢梁 煤 钢梁 煤 8 180 180 150 锚喷 岩石 85 第 95 页

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井巷工汇总表

序 号 名1 称 长度 移计 交生产 净体积 掘进体积 计 移交生产 计 移交生产 井28284112411248214821筒 36 36 井2 2 2 2 2 底11111619161918081808车90 90 3.6 3.6 4.4 4.4 场 峒97979535953512251225室 3 3 .4 .4 9.8 9.8 3 第 96 页

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－104 016162192219226242624水00 00 平大巷 采5 区51515157515760766076上94 94 山 采6 区26262651265130973097下70 70 山 7 采16161648164819161916区96 96 5 5 5 5 3 3 2 2 6 6 9.8 9.8 0 0 0 0 第 97 页

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石门 采8 区4444车0 0 场 采区9 区55554471447156305630段20 20 平巷

合计

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6380 6380 7348 7348 2 2 4 4 毕业设计说明书用纸

1 3

全煤巷道 全岩巷道 6060 4696 11363 6060 4696 11363 2 半煤岩巷道 在掘进－100大巷，各采区上下山，石门的岩巷队组中配有YT－23型凿岩机，P－30B型扒斗机和WG－25型混凝土喷射机，在半煤岩巷道可使用YT－23凿岩机，煤电站使用SD－12型进行钻眼，配备矿车及其它装岩设备。

全煤巷道：钻眼工具使用SD－12型煤电钻运输设备采用：SGW－22型运输机。在开掘大断面时采用E1－100型掘进机，加快掘进速度。

四、矿井采掘比例关系，掘进率和矸石率的计算：

矿井采掘比为1：3.5，投产时有二个工作面，同时生产，配备11个掘进队，掘进率147米/万吨，矸石率25%。

五、井巷工程和移交生产时的三个煤量：

<1>开拓煤量＝(ABCD-P)•K=(1986000-36260)=1559792

吨

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开拓煤量可采期＝

移交生产时开拓煤量1559792＝＝

年设计生产能力120101.29年

式中ABCD——开拓范围的储量。

P——地质损失及开拓储量可采期内不能开

采的煤量。

准备煤量＝（准备范围内的地质储量－地质损失

－呆滞煤量）×采区回采率

＝（392000-19217）×80%＝

618226.4吨

准备煤量可采期＝

移交当时的准备储量618226.4＝

平均月计划生产能力4545.5＝13.6（月）

回采煤量＝39.6×104×95%＝37.62×104（吨） 回采煤量可采期＝

移交生产时回采储量37.62 ＝

当年平均月计划回采产45454.5＝8.27（月）

根据：1962年煤炭部颁发的关于《三量规定》

三量可采期规定，本设计三量符合规定。

第四节 移交标准及建井工期

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1、矿井移交的标准：

<1>在全部基建完工后，建井地质人员向生产矿井移交一份系统的建井地质资料。

<2>提交新井开拓后所获得的开拓煤量，准备煤量和回采煤量的三量统计表。

本设计中，保证移交生产时达到正常生产的采区数为三个，并且保证有足够的三个煤量。 2、最长连锁工程及建井总工期的预算：

建井时先开凿井筒，然后进行车场大巷石门，回风等一系列连锁工程，为了安排合理早期投产，详见移交生产时井巷工程量，建井工期及工程排队一览表。

根据施工力量和技术装备的综合分析，预计建井工期60个月，投产时间5年。

补充说明：

一、沿空留巷的补充性分析以及具体方法：

1、技术合理性：沿空留巷是以矿压原理作为基础，根据砌体铰接顶梁假设理论，沿空留巷处于减压内，可减少巷道压力，巷道易于维护，使掘进率大大降低，解

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决了工作面接续紧张的局面，尤其适用于厚煤层。

2、经济合理性：从煤层资源回收看，该面采用沿空留巷，不留区段煤柱，从而回采率大大提高，增加了经济效益。

3、留空巷的方式：本矿井6、8层的自燃发火严重，因此要加强通风管理，减少漏风，故本设计采用砌碹筑增沿空留巷，其特点是漏风少维护条件好，在我局双阳矿应用其效果明显，上下接顶见底。

4、具体方法：材料、水泥、矸石（粒度不大于100毫米）水和无水氯化钙，材料比为：水泥：矸石：水，按体积比为1：3：0.4。 巷内用25U型可缩棚子支护。

支盒拱板用四面见锭的寸板（厚33mm）长2m，支拱板作业前沿推进方面，每间隔两米，打两棵立柱（长1.8米，用直径180mm的坑木，一破两半）拱板钉在立柱上，拱板间隙不大于5mm，支拱板作业必须在两棵一组单位掩护下进行。模板视充填物凝固情况，3－5天拆掉，靠巷旁一侧的模板以后复用，靠采空区一侧模板不回收。

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拆模板后的充填带如见孔隙，裂隙或不接触顶板现象，必须用水泥堵严，抹平，以防漏风。充填作业用水泥堵后滞后工作面不超过1米进行，将充填材料在铁槽内按比例搅拌均匀后用大板锹填入，支好的模板中，边填边用特性工具捣实出现裂隙凸凹面。

第五章 通风与安全 第一节 概况

一、井田瓦斯、煤尘自燃、煤和沼气突出的情况：

本矿井开采4、6、8上、8、8下各个煤层，根据《七星矿勘探精查报告》的取样化验和临近矿区的浅部开发情况分析，确定－250水平为低沼气矿井，矿井煤体中含有少量瓦斯，并无突出现象，煤尘有爆炸危险，煤尘爆炸指数39.21%，煤系的6、8层自燃发火严重，分别是Ⅰ、Ⅱ类发火煤层，预计发火期6个月。

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从双鸭山煤田各生产矿井开采深部煤层情况看，矿井采负600水平时，预计地温度在30.5°C，地温率： tg=t恒＋

ttt(600132)30＝10.5+＝26.5°C，超过《规g25程》规定的26°C，这样矿井要制定降温措施，并报上级主管部门批准。

二、随开采深度的加深，对各水平沼气等级变化的预计和依据：

根据临近的几个矿井的开采实践进行推断，以及一水平瓦斯等级的分析和计算预计二水平属于高沼气矿井。

第二节 矿井通风

一、通风方式和通风系统的选择及其依据：

1、通风方式：本矿井采用皮带集中斜井多水平，同时开拓为到集中生产建井期短出煤快的目的，初期采用中央并列式通风方式，这样可避免通风线路长阻力过大所造成的风量不足，保证了安全生产。

后期矿井通风线路增长，阻力增大，局部阻力增大或过大使风流量损失严重，风流不稳定，为了避免上述

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缺点，本矿井后期采用两翼对角式通风。 2、通风系统的选择及其依据：

依据《设计规范》第2－103条，主扇工作方式定为抽出式通风。以一水平的一采区和二采区共同保证120万吨的设计能力。

依据：<1>应有利于加快生产矿井建设速度，力求技术上先进，经济上合理，生产上安全；<2>必须符合《煤矿安全规程》和《煤炭工业设计规范》有关规定；<3>通风系统简单，风流稳定易于管理；<4>通风费用少，后期通风合理，选择合理的通风系统。

a、一、二采区和中央下山采区采用并列式通风，通风系统由一付井入风，主井辅助入风经井底车场－100东异运输大巷至各用风地点后，乏风由－100回大巷，经二付井排至地面；

b、三采区、三采区下山采区，西一、西二、西一下山，西二下山采用，采用两翼对角式通风，由一付、二付主井入风（主井辅助入风），经井底车场－100东西异大巷，入进各用风地点，乏风由两翼风井排至地面；

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c、该井进入二水平后仍采两翼对角式通风方式，由二段一付，二付，主井入风（主井辅助入风），经－350井底车场。－350井底车场。－350东西异大巷，进入各用风地点，乏风由一水平下山采区的轨道下山，由两翼风井排至地面。

二、风井数目、位置、服务范围及服务年限：

全矿井永久风井有两个，即西翼风井和东翼风井，暂时一条（即二付井初期作为风井，后期作为付井）用于一采区、二采区、中央下山采区的回风，服务年限为37年，西翼风井建在西一采区，轨道上山附近，经距为－33490，纬距为51762，服务年限为36年。 三、掘进面通风及硐室通风：

掘进面工作面根据我局的情况均采用局扇压入式通风，局扇安设在距巷道10米以外的进风侧。

硐室通风采用人为的控制方式：按需分配，一般采用独立通风，用窗风门调节。

四、矿井的风量，风压，等积孔的计算：

该矿井一水平以上的瓦斯等级属于低沼气矿井，但

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考虑到瓦斯相对涌出量和瓦斯梯度，生产初期相对瓦斯涌出量3.5m3/T计算，生产后期按4m3/T计算。

第一水平生产时，按14.5m3/T计算，该矿井设计风量参照我局风量计算试行方案，瓦斯涌出量，均按临近矿井瓦斯梯度推断而来。 （一）矿井风量计算：

矿井供风量是根据《煤矿规程》规定，参照我局《风量计算方法》暂行计算的。

《规程》规定，矿井需风量应按井下同时工作的人数确定，每人每分钟供气量不少于4m3/分，按采煤掘进，峒室及其它地点的实际需要风量，使风流中的沼气、二氧化碳、氢气和其它有害气体的浓度以及风速温度等必须符合《规程》有关规定。

规程对一些规定如下表

规程对温度的规定：

地点 温度（t） 矿井总进风30°C>t>2°C 第 107 页

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中，矿井内 采掘工作面 机电峒室

规程对风速的规定：

t<20°C t<30°C 井巷名称 无提升设备的风井和设备 专为提升降物料的井筒 风桥 升降人员和物料的井筒 主要进回风巷 架线电机车道 运输轨道，采区允许风速（米/秒） 最低 —— —— —— —— —— 1.0 0.25 最高 ＜15 ＜12 10 8 8 ＜8 6 第 108 页

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进回风道 回采工作面掘进中的煤，半煤岩巷 掘进的岩巷 其它行人通风巷道

规程对沼气、氧气、二氧化碳及其它有害气体的规定：

0.25 0.15 0.15 4 ＜4 —— 地点 中 按规程的浓度 采掘工作面风流O2≥20% ,CO2＜0.5% CO＜0.0024% 井下所有地点 NO2＜0.00025% SO2＜0.0005% H2S＜0.00066% 第 109 页

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NH4＜0.004% 充电硐室风流中H2＜0.5% 及局部积聚处矿CH4＜0.75% ，CO2井总回风中或一＜0.75% 翼总回风中采区CH4＜1% ，CO2＜1% 回风和采掘工作CH4＜1% ，CO2＜1% 面回风中采掘工作面风流中

有关粉尘的规定：

有人工作或行人的地点，粉尘中有游离的二氧化碳小于1%，最大粉尘浓度10毫升每立方米，粉尘中含有游离二氧化硅大于10%时，最大允许粉尘浓度2毫克每立方米。

1、按产量及沼气涌出量计算：

Q＝qTK=1.5m3/min/T/日×1.15×

＝9315m3/min

12010×1.35300日 第 110 页

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式中，q——日产一吨煤供风量，1.5m3/min/T/日。

T——矿井最高日产量，T＝1.15×

12010＝4600T/日 300日 K——备用风量系数1.35。

2、按井下同时工作的最多人数计算人数计数

（全矿1600人）： 全员效率：2.5T/工，Q

总

＝4NK＝4×730×1.454234m3/min

＝

式中：Q总——矿井所需总风量；

N——井下同时工作的最多人数；

4——标准供风量4m3/min；

K——风量备用系数。

3、按邻矿近矿通风资料：

1201042＝6704m3/min 3581201042.5 后期：Q总＝TK/358＝=8380m3/min

358 初期：Q总＝TK/358＝

式中：T——矿井设计产量120吨/年；

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358——矿井中沼气绝对涌出量；

K——吨煤供风量，初期2米3/分/吨，

后期2.5米3/分/吨。

4、按工作面及硐室实际需要风量计算：

<1>初期低沼气时，按三个综采，11个掘进工作面计算，由同类矿井配风情况，并根经验数据，配风综采450m3/min，高档普采350m3/min，备用面250m3/min，掘进工作面180米3/分。 则有Q采＝450×3＝1350m3/min

Q掘＝qN=180×11＝1980m3/min

式中：q——单台局扇平均供风量180m3/min，

N——掘进工作面个数11个。

硐室风量是采掘总风量的24%。

Q硐＝（Q采＋Q掘）×24%＝（1350+1980）×24%

＝799.2 m3/min

Q总＝（Q采＋Q掘＋Q硐）K＝(1350+1980+799) ×

1.35=5574 m3/min

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式中：K——矿井风量备用系数，K取1.35 后期高沼气时，按总排风流中沼气浓度不超过0.75%计算，Q总＝

TqCH4K＝0.139.qCH·T

14400.75% ＝0.139×14.5×4600934m3/min

式中：T＝平均日产量，qCH——相对沼气涌出量，取14.5

m3/T K取1.5

通过以上计算确定矿井初期总风量为9400 m3/min

＝157 m3/s,确定矿井后期风量为11750 m3/min＝195 m3/s

<2>负压计算：（1）计算原则：①根据扇风机的寿命和折旧期计算通风容易和通风困难两个时期的h阻小和h阻大 ②为了目前成批生产的合适的风机以及减少矿井漏风，对于计算出的通风困难时期的最大阻力不超过

③为了降低负水柱，尽量利用自然分配法进行风量分配，遵照《煤矿安全规程》的有关规定，按照矿井设计风量和采区风量对巷道进行入风分配，负压分配见表

（2）计算方法：计算容易时期的通风阻力h阻小，首先确定容易时期的困难路线

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一、一采区通风容易时期的计算线路：

一付主井井底车场100运输大巷二采区下部车场轨道上山入风石门六层运输平巷开切眼下料道回风石门采区回风上山回风斜巷95回风大巷二付回风井地面

二付主井井底车场－100运输大巷二采区下部车 场轨道上山入风石门六层运输平巷开切眼 下料道回风石门采区回风上山回风斜巷95回 风大巷二付风井地面。

中央下山采区通风容易时期的计算线路：

一付主井井底车场运输石门采区上部车场轨 道下山入风石门六层运输平巷开切眼回风石 门回风下山回风斜巷二付回井地面 4、计算困难时期的通风阻力h阻大

两翼风井开成以后，西二采区为通风线最长的采区，因此确定二采区为通风困难时期的采区：如图所示： 西二采区的计算线路为：三付井井底车场－100运输大巷西二采区下部车场轨道上山入风石门六

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层运输轨道平巷开切眼下料道回风石门回风上山回风斜巷－95回风大巷两翼风井地面。 计算公式：h得＝

24uQmmH2O s式中：l——各巷道长度 u——各巷道的周边长 s——各巷道的净断面

Q——分配至各用风地点 风量m3/s ——阻力系数 公斤·秒2/米4 通风容易时期的矿井通风总阻力：

h阻＝1.15∑h摩＝1.15×290.235＝333.8 mmH2O （三）等积孔的计算：

通风容易时期的风机容风量如下： Q通＝1.1井＝1.1×143.3＝157.6m3/s A初＝

0.3Q阻h阻=

0.38157.6156=4.8m2＞2m2容易

通风困难时期：Q通＝1.1Q开＝1.1×196＝215.6 A后=

0.3Q阻h阻=

0.38215.6333.8=4.5m3＞2m3容易

经计算A初、A后都大于2，因此通风容易。 五、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施：

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通风构筑物的施工均按双鸭山矿务局制定的构筑物的质量标准进行施工并进行检查、评定，发现问题及时解决，具体设施有密闭、风门，风桥、栅栏、调增防火门。 2、防止漏风和降低风阻的措施：

（1）通风道与回风道之间的联络巷必须有三道密闭或二道风门，硐室和独立回风口必须设置有调节窗来控制风流短路，生产巷道和采空区的联络巷道随工作面推进逐个封闭，煤仓或溜煤眼严禁放空，各风井一律设置防火门，尽量减少通风构筑物的面积，另外，主要保证足够通风断面，表面光滑，巷道尽量少拐弯，取直，及时清扫堆积物，以便降低风阻。 （2）降低风阻的措施：

a.降低巷道粗糙度，巷道尽量取直。

b.在经济上合理的情况下，尽量扩大巷道断面。 c.不在巷道内堆积杂物，以降低局部阻力。 d.在巷道相等的条件下，尽量减少巷道周长。 e.在矿井合理布置开拓，开采条件下，尽量缩短，风路长。

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第三节 灾害预防 一、预防瓦斯和煤尘煤炸的措施： 1、采空区要及时封闭 2、风电联锁控制

3、加大瓦斯地点的风速和风量，冲淡到允许的瓦斯浓度。即符合《规程》规定 4、杜绝一切火源

5、井下电器设备要采用隔型和安全型 6、装有扇风机的井口要设置防 门 7、工作面的回风槽设置水槽或炭粉棚

8、井下采掘工作面，各个装车转截点都要设置喷雾洒水装置，采煤机以及掘进机工作时要进行喷雾洒水，防止煤尘飞扬以使瓦斯、煤尘的浓度降低，在煤矿《安全规程》所规定的以下。

二、根据《七星煤矿地质精查报告》本矿没有瓦斯突出现象

三、煤层排放瓦斯措施：

（1）井下硐室的支护必须用不燃料，峒室的出风口要设置铁板工的调节窗，峒室要设置防火门，并设有砂子及

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灭火仪器。

（2）井下的电气设备都要采用防爆安全型，并经常进行周期性检查

（3）对易燃和易爆物严格遵守规程规定要求

（4）采空区要及时封闭，可对采空区进行预防性注浆

煤层抽放瓦斯的条件是：

（1）矿井绝对沼气涌出量为30m3/min以上 （2）采区绝对沼气涌出量为5～7m3/min时 （3）矿井长期绝对沼气涌出量为5～7m3/min时 抽放方法有：本煤层抽放，邻近层抽放，采 空区抽放

设备选型：确定高压离心式鼓风机瓦斯泵

毛管的直径、干管的直径为125mm，支

管的直径为75mm

四、预防井下火灾的措施：

（1）禁止井下生产中可能发生的热源及非生产需要的火源

（2）防止采区遗留大量的煤 （3）减少煤柱损失

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（4）及时向采空区注泥浆防止遗煤自然 五、预防性灌浆：

将水、黄土、砂子等按一定的比例配或泥浆利用压力差（或泥浆泵）送到采空区等可能发生自然的地点 其作用：1、将残留碎煤包起来，使之隔离空气 2、增加采空区密闭性

3、对已自然的煤炭有冷却散热的作用 本矿井属煤尘 炸井有自然发火的矿井，因此要对本矿井的一水平投产的二个采区采取预防性灌浆，注浆方法采用随采随洒，在地面工业广场设备注浆站。 六、预防井下火灾的措施：

1、井下含水丰富的煤层要留设一定的隔水煤柱或岩柱 2、井下要设有一定储量的水仓 3、峒室有防水门 4、采掘工作面生产时要开掘泄水眼和泄水仓

5、地层裂隙与断层裂隙及巷道和工作面联系时，要适当利用化学浆液注浆封闭隔水。 七、自救器的设备：

井口设有自救器发放站，下井工人每人必须配备一套完

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好的自救器。 八、矿山救护队：

矿山救护队的编制是在矿区设立大队，大队下设若干个中队，每个中队由5—6个小队组成，每个小队有7—9名队员。

大队负责整个矿区的救灾工作，其队部设在矿区领导机关附近或与矿区各井距离适中的地点，中队是处理矿井各种灾害的独立作战单位，它应以发生事故后15—20分钟就能到达现场，根据本矿的规模应设立一个救护中队，中队以下设5个小队，每个小队有9名队员，全中队共45人，根据《煤炭设计规范》规定建筑面积660平方米，救护车一辆，救护队的成员由政治思想好，身体健康，事业心强，并具有一定矿井生产实践经验的各种人员组成。

第六章 提升通风排水和压缩空气设备 第一节 通风设备 一、设计依据：

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1、根据矿井的生产能力，计算矿井需要总风量； 2、计算矿井通风容易时期和困难时期的通风能力； 3、根据通风能力确定扇风机，然后确定电动机： 通风容易时期：Q通＝1.576m3/s，h小＝156mmH2O 通风困难时期：Q通＝1.963m3/s，h大＝333.8mmH2O 二、通风设备：

由于矿井自然风压h白＝0，因此扇风机静压等于矿井通风阻力：

即： Q扇＝Q通＝1.576 m3/s h扇静＝h通小＝156mm H2O 通风困难时期：

Q扇＝Q通＝196.3 m3/s h扇静＝333.8 H2O

通过上述两组数值，选用ZK60－1No28矿井轴流式扇风机，一台运转，一台备用，其特征见表：

扇风机技术特征 型 风静风压n 轴功率最大 第 121 页

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号 ZK60－1No28

风机电动机的选择：

因为通风容易时期共用三个采区，即一、二采区和中央下山采区，其中：Hmax=160mmH2O 故中央风井电动功率为： N＝

KQHmax1.1157.6160＝＝447.3Kw

102n2100.640.95量m3/s 50 mmH2O Kw 静压效率 500 200-1000 83% 式中：K——电动机功率备用系数 Q——通风风量 Hmax——最大负压

η——扇风机静效率（查风机特性曲线） η2——传动效率取0.95（查设计手册） 查固定机械上册表25－2选用JRZ－116/39－10 功率N＝460KV/6KV

第 122 页

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转轴590转/分 转子回转力矩520公斤•米，电流615，效率92%

第七章 经济部分

第一节 劳动定员与劳动生产率

一、编制劳动定员的依据：

根据设计大纲的要求，结合本矿煤层赋存特点，机械化装备企业管理水平，参考矿务局劳动定员指标，遵照《设计规范》的有关规定，确定设计能力为120万吨/年的矿井，全员效率为2.5吨/工，回采工效率133吨/工

又根据《设计规范》第11－6条规定：井下工作在籍系数为1.3，井上工作在籍系数为1.2，管理人员及服务人员为1

劳动定员汇兑表

序人号 员1 类一出勤人数 二三合计 在人在系注 籍 籍 备数 数 别 班 班 班 第 123 页

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生产工人 井下工人 地面工人 管2 理人员 12 10 12 34 34 1 34 36 34 104 371 378 376 1125 1125 1 405 414 410 1229 1229 第 124 页

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工程技术人员 原煤生产人员 服3 务人员 4 其它 16 88 1600 4 4 4 1 第 125 页

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人员 全5 矿人员 二、定员中各种工种所占比重分析： 1、采煤与掘进工人的比例

N采＝240 N掘＝184 N采/N掘＝1.31

1345 2、采掘工人占原煤生产工人的百分比：70%

3、井上、下工人的比例：

4、管理人员与原煤生产人员的百分比：9% 5、服务人员占在籍人员（原煤生产）的12% 6、管理人员：服务人员和其它人员占矿在籍人数19%

三、劳动生产率：

1、全员效率 K＝T日产量/N原煤人员＝

4000＝2.5吨/工 160040002、回采工效率：K＝T日产量/N回采人员＝＝13.3吨/

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工

第二节 原煤成本的估算

根据现行原煤成本估算法，原煤成本估算为：76.81元，构成项目如表：

原煤成本估算表

项 目 材料 单数单 价单位成备 位 量 （元） 本（元） 注 230 0.23 全局平均 全局平均 1.14元1.14 /t 1.46元1.40 /t 全局平均 全局平均 3<一> 其中：米 坑木 坑代 元 大型元 材料 /t 第 127 页

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其它元 材料 <二>元 工资 2.56元0.35 /t 10.05元/t 16.65 全局平均 生产工人工资福利 <三>度 电力 <四>元 予提基金 <五> 其它支出 合 计

0.245元/度 37.29元/t 14.21 37.29 5.44 76.81 各项费用的计算依据是：按照该矿实际成本开支情

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况，结合我局各矿井的实际消耗坑木按万吨70米3，火药按万吨2500公斤，大型材料中钢材按照25吨，电缆皮带按生产需要进行合理安排，吨煤工资中包括280元，大修理基金按提存2.5标准和5%提取。

第三节 矿井设计主要经济指标

序 号 1 2 3 名 称 矿井设计生产能力 （1）年产量 （2）日产量 矿井服务年限 矿井设计工作制度 1、工作天数 2、日工作班数11 煤质 1、牌号 2、挥发分 3、液质层厚度 储量 1、地质储量 2、可采储量 3、平衡表外储量 煤层情况 1、可采层数 单 位 万吨 万吨 吨 年 天 班 % mm 万吨 万吨 层 指 标 120 4000 54.3 300 3 气煤1号与 少量2号 37%－40% 9－14mm 11182.6 8470.8 5 备 注 4 5 6 第 129 页

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2、可采层总厚度 3、煤层倾角 4、煤的容重 井田范围 1、走向长度 2、倾斜长度 3、井田面积 开拓方式 水平数目 1、一水平标高 2、二水平标高 3、三个水平标高 M 度 吨/立方米 公里 公里 公里2 个 米 米 米 18.6 8－20° 1.35 10 2.5 25 集中皮带斜井 5 －100 －350 －550 西异36° 7 8 9

序号 承 前 页 名 称 单位 三个煤量（一采区） 1、开拓煤量 吨 2、准备煤量 吨 3、回采煤量 吨 回采个数 个 回采工作面个数及长度 1、一采区综采工作面个数 个 2、二采区综采工作面个数 个 3、中央下山采区综采工作面个数 个 回采工作面年进度 米 采煤方法 顶板管理方法 掘进工作面 个 井巷工程总量 1、巷道总长度 米 2、锚喷巷道长度 米 3、巷道掘进总体积 立方米 指 标 1559.792 618226.4 37.62×104 3 1 1 1 1080 走向长壁 全部垮落法 11 34381.5 15814 293503.5 备注 10 11 12 13 14 15 16 17 第 130 页

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18 4、万吨指数 通风 1、沼气等级 2、风压 3、通风方式 排水 1、最大涌水量 2、正常涌水量 3、水泵型号及数目 压缩空气 1、压气总需量 2、空气压缩机型号及数量 米/万吨 18.0 m3/T 4m3/T mmH2O 156333.8 中央并列式 米3/时 616 米3/时 350 型号/台 250D60×6 米3/分 115.02 4 5L－40/8 属低沼气 19 20

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