采矿08-1设计花园煤矿说明书

1.8Mt/a新井设计。花园煤矿位于山东省济宁市金乡县，交通便利。井田（东西）长度最大约为5.454km，最小约为3.868km，倾斜（南北）长度最大3.252km1.905km13.97km215＃煤，煤层倾角为6~1812m。井田地质条件较为简单。服务年限为49a，涌水量不大，矿井正常涌水量为86m3/h，最大涌水量为99.7m3/h。矿井1.732m3/t6.866m3/min，为低瓦斯矿井。井通风方式前期为并列式通风，后期增设2号风井通风。矿井年工作日为330d，工作翻译部分主要内容关于顶板软岩对回采巷道稳定性的影响，英文题目为：SOMEOFEFFORTSONTHEIMPROVEMENTOFMININGSAFETYANDTHERELIABILITIESOFMININGMACHINERIES。：立井；单水平；采区 并列式 分列式；综采放顶Thisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,thespecialsubjectpartandthetranslationThegeneralpartisa1.8Mt/anewdesignforHuanyuancoalmine.HuanyuanislocatedinJinxiangofShprovince.Itisveryconvenienttogettothemineintermsofbothhighwayandrailway.Theumlengthofthecoalfieldis5.454km,andtheminimumlengthofthecoalfieldis3.868km,Theumwidthofthecoalfieldis3.252km,andtheminimumlengthofthecoalfieldis1.905km,andthetotalareais13.97km2.Thefifteenarethemaincoalseams,anditsdipangleis6~18degree.Thethicknessofthemineisabout3.43minall.Thegeologicstructureofthiscoalfieldissimple.Therecoverablereservesofthecoalfieldare172.53milliontons,andtheminablereserves114.5milliontons.Thedesignedproductivecapacityis1.8milliontonspercentyear,andtheservicelifeofthemineis49years.Thenormalflowofthemineis86m3perhourandthemaxflowofthemineis99.7m3perhour.Therelativeminegasgushis1.732m3/tandtheabsolutegushis6.866m3/min,soitisalowgasmine.Themineisadoublelevelstodevelop.ThecentrallanewayusesBeltConveyortotransitcoal,andtrolleywagonsareusedforaccessorialtransportationintheroadway.Theprophaseventilationmodeofthismineiscenterjuxtaposeform,andthelateventilationmodeofthismineisdiagonalform.The“three-eight”workingsystemisusedintheTunliumine.Itproducesfor330daysayear.Thedeneraldesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofpanels;6.Themethodusedincoalmining;7.Undergroundtransportationofthemine;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnormsofthedesignedmine.Thetopicofspecialsubjectpartiscrossminingdriftwallrockdeformationregularityandsupportingtechnicalysis,thepaperyzestheacrossadoptdriftwallrockdeformationandthefactorsaffectingthedeformationregularity,andfromacrosstheroadwaydeformationcausedbymining,ysesthefactorsinrecentyearsinthecrossofroadwaysupportingtheoryandtechnology,fromengineeringexampleyzedthegruntingreinmenttocrossminingroadwayeffect.TranslationpartisaboatLmprovementofMiningSafetyandtheReliabilitiesofMiningMachineries.TheEnglishtitleis“SomeofOurEffortsontheLmprovementofMiningSafetyandtheReliabilitiesofMiningMachineries”.:Verticalshaft;Singlelevel;District;Centralabreast;Centralmechanizedminingwithsublevel 一般部矿区概述及井田地质特 矿区概 矿区地理位 矿区气候条 矿区的水文情 井田地质特 区域地质构 地 井田地质构 含水 岩浆侵入活动对煤层的影 井田涌 煤层及煤 煤 煤 主采煤层的特 其它有益矿 瓦斯，煤尘，自燃及地 井田境界与储 井田境 矿井储 构造类 储量计算基 安全煤柱留设原 矿井工业储量计 矿井可采储 矿井工作制度、设计生产能力及服务年 矿井工作制 矿井设计生产能力及服务年 确定依 矿井设计生产能 井型校 井田开 井田开拓的基本问 井筒形式的确 工业场地的位 开采水平的确 主要开拓巷 矿井开拓方案比 矿井基本巷 井 开拓巷 井底车场及硐 准备方式—采区巷道布 煤层地质特 采区位 采区煤层特 煤层顶底板岩石构造情 水文地 地质构 地表情 采区巷道布置及生产系 采区位置及范 采煤方法及工作面长度的确 煤柱尺寸的确 采区巷道的联络方 采区顺 采区生产系 采区内巷道掘进方 采区生产能力及采出 采区车场及主要硐 确定采区车场形 采区主要硐室布 采煤方 采煤工艺方 采区煤层特征及地质条 确定采煤工艺方 回采工作面参 回采工作面破煤、装煤方 回采工作面支护方 工作面端头支护及超前支护方 各工艺过程注意事 回采工作面正规循环作 回采巷道布 回采巷道布置方 回采巷道参 井下..............................................................................................................................概 井下原始数 煤层及煤 距离和辅助设 矿井系 煤炭方式和设备的选 煤炭方式的选 采区设备选型及能力验 大巷设备选 辅助方式和设备选 辅助方式选 辅助大巷设备选 矿井提 矿井提升概 主副井提 主井提 副井提 矿井通风及安 矿井地质、开拓、开采概 矿井地质概 开拓方 开采方 变电所、充电硐室、库 工作制、人 矿井通风系统的确 矿井通风系统的基本要 矿井通风方式的选 矿井通风方法的选 矿井通风系统的基本要 采区通风方式的确 矿井风量计 工作面所需风量的计 掘进工作面需风 硐室需风 其它巷道所需风 矿井总风量计 风量分 矿井阻力计 计算原 容易和时期矿井最路线确 矿井通风阻力计 矿井通风总阻力计 矿井总风阻和等积孔计 选择矿井通风设 选择主要通风 电动机选 安全的预防措 预防瓦斯和煤尘的措 预防井下火灾的措 防水措 其它安全措 设计矿井基本技术经济指 参考文 英文原 中文原 致 矿区概矿区地理金乡煤田花园井田位于山东省济宁市金乡县，井田范围以东径116º14′15″至116º22′0035º02′0035º04′4553.7km2F2断层为界，F22FD11断层为界。东西长约5.3km，南北宽约2.8km，有效面积13.9km248km1-1。矿区气候

交通位置全年以东南风为主，冬季多为北风或西北风，年平均风速2.6m/s，最大风速25m/s（19858月19591060mm(1964年)，547.5mm(1963年)654.6mm460.10mm（19638月194mm（196579日6、7、8、矿区的水文情本区地处多次迁移泛滥的黄泛平原，沉积了较厚的松散地层，地势平坦。本区西北部羊山镇、嘉祥县一带露有寒武系、奥陶系残丘，大气降水为其补给来源，因出露面积有限（约30km2）无植被覆盖，地面迳流条件较好，使水的补给条件较差。在构造3煤顶板砂岩及三灰条带状露头，被Ⅰ含水层段直接覆盖其上，形成9-7孔奥灰水水位长期观测资料看，奥灰水位年变化幅度只有0.01~0.81m，说明奥灰水补给途径不良从奥陶系石灰岩水水化学资料看氯离子的含量175.63~629.07mg/L，407.63~520.70mg/L107.03~112.443.65~4.05g/L，说明地，，PH6.9~7.8克/102.8~691.2毫克/0.4~1.20毫克/升，从水井的长观资料看，其水位标高在+32.29~35.94m1m左右。 ·型，经处理可以作为供水水源。9-7、11-4及金桥煤矿井检-1孔的抽水资料，除氟化3.5毫克/H-NH-M·C型。井田地质特区域地质阶下降，西部（嘉祥断层以西）有相同，倾向相背的断层出现，从而形成了近南北向展长落差大的区域性断层且常发育相同倾向相背的断层形成了近东西向地堑、地1-1第四系0~350m。0～1000m。上第三系下第三系上侏罗蒙阴组P石千峰组B层铝土岩，500m。山西组C太原组本溪组2～31～2层，800m寒武系240m左右。280m6000m。内钻孔的地层自下而上分别为奥陶系、石炭系、二叠系、第三系及第四系。其中主要（O2m等。致密、较脆、节理较发育，多见溶洞及次生方解石晶簇。金乡详查阶段钻孔最大203.48m(18-1号孔)。（C2b14.77～35.37m20.95m。60ｒ，为本区物性标志层。上统太原组中灰岩13层，含煤16层，井田东部及西部剥蚀严重，仅有少量残留。厚度变化较大。是151.70～181.00m162.86m。下统山西组3层，49.10～88.24m72.51m。下统下石盒子组黑山段质泥岩（桃花泥岩）与上石盒子组分界，下距3煤110m。底部为一层含少量绿色矿物的中40~70m54m。上统上石盒子组万山段220m。分与对比P2s1的主要标志。上统上石盒子组奎山段88.40m80m。视电阻率曲线呈宽幅高异常(200ΩM左右)。伽玛伽玛、自然伽玛曲线呈现明显上统上石盒子组孝妇河段夹砂砾岩薄层，泥岩中多夹紫红色斑块，并具鲕状结构。钻孔最大厚度300m。视电阻率曲线上部平缓无突出异常，中下部砂岩上呈形，曲线起伏大。自然伽玛上统石千峰组464.28m，分布于④下第三系官庄组孔最大厚度509.93m（乡-9孔。⑤上第三系及第四系（Q6段，自下而上分别为Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ、Ⅵ段，详述如下：23.54~136.57m,93.69m3~7层细,5~7层砂且多被粘土质充填。150m左右为第四系与上第三系的分界，即Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ3层，自下而上叙述如下：①石炭系上统太原组151.70~181.00m162.86m13层，自上而下依次编号为一灰、二灰、三灰、四灰、五灰、4.00～8.65m6.83m；五灰质不纯，深1.10～2.90m2.19m；八灰为2.15～4.97m3.85m；十灰为深灰色厚层状，质较纯，含大量的蜓科化4.27～6.35m5.31m，从总体上看该组石灰岩所含动物化石，在上部主要是以164、6、8、9、10、12下、1717煤顶板为十一灰，16煤顶板为十灰，15煤顶板为九灰，14煤顶板为八灰，12煤顶板为七灰，11煤顶板为六灰，9煤顶板为五灰等。915下11、12、1214煤的组合段，18下煤。十灰视电阻率幅值较高，顶部有一个小分层,形态为一小一大的子母峰(20～400ΩＭ)16、16下、17、18煤在视电阻率及伽玛伽玛曲线上均为高幅值，多呈阶状，在自然伽玛曲线上均为低值，呈正台阶状。18下煤底板常有突出的高伽玛异常。②二叠系下统山西组49.10～88.24m,72.51m2～32、3、3下3煤为可采煤层，分布于本75.5%。3煤下部发育着一层厚度较大的具浑浊状层理及虫孔的细粒砂岩，特征明显，为山西宽幅高异常(30～80ΩM)，自然伽玛为宽的低值反映(6～8r)3煤层视电阻率为突出井田地质（1）鲁西南块陷区在中时，由于受燕山期和喜山期构造运动的影响，形成了方向不F3倾向南，倾角60～70º，落差60～140m，落差中部小，两边大。自第Ⅵ勘探线以西落差逐渐增大，至Ⅱ线增至140m。其延展方向控制较为严密，延展长度约5152m，直接控制钻孔有乡2、乡-38、20-1、乡-25（四、金-24，间接控制钻孔有乡-13、17-3孔。有13条线（、、5、2）2个A级断点，10B级断点，1个C级断点。如图1-2所示，剖面上反映为T3波同相轴错断。此断层属查 F2断位于F210~153km17-315-12-517-38轴部。位于F33kmH9、乡-41、乡-56、金-20钻孔控制。F44km左右，有H6、乡-39、乡-14、乡-58等钻孔控制。南翼由17、18、19、21、22、23、36、9线8条线控制，控制可靠，北翼根据钻孔推测。含水①3平均厚22.69m，为3煤顶板的直接充水裂隙含水层，砂岩裂隙不发育，仅乡-2孔在钻进中冲洗液漏失，据钻孔抽水试验资料（1-2，其富水性弱。1-2（度7-H-13-9-15位获得侧向补给。从水化学成分分析，煤矿1311工作面材料道联络巷15煤顶板砂岩裂隙涌水量最大4.5m3/h，一采区探上山于2001年11月12日15煤顶板砂岩裂隙涌水量最大7.5m3/h说明富水性差该层为16号煤层顶板，在17煤冒落带之内，其厚度4.32~6.47m，平均5.46m，是下10-6孔抽水试验资料（1-3，其富水性弱。0.71g/L，说明迳流条件差，排泄不畅。1-3（升/秒（度（克/升10-..分述如下：砂。据金乡详查报告抽水资料（1-4，该段为弱的含水层段。 抽水试验成果水化9-Ⅰ水11-Ⅰ及基岩风化带7-Ⅰ及基岩风化带平面上沉积不连续性加之水迳流条件差排泄不畅通钠离子含量高达0.18~0.48g/L，10.80~123.20m71.69m7-450.21~56.73%15-9、15-12两孔抽水资料(1-5)，表明富水性中等。1-515-15-0.37~0.46可见其迳流条件差，排泄不畅。V33.25~134.50m80.37m5~72层较为稳定的中~7-413.68%，据抽水资料（1-6，其富水性中等。1-615-离子含量0.31~0.55g/L，钠离子含量0.37~0.71g/L，说明水交替作用缓慢，迳流、排泄新生界下伏不同地质时代岩层，由于基岩露经历漫长的地质作用，形成厚度不等的20m8~10m。7-47-621.30m，泥岩占到风化带的70%多，风化裂隙虽然上部发育，但大部隙被充填，相互连通性较差。根据试验的泥岩渗透系数为0.001m/d，与Ⅰ含水层段混合抽水试验渗透系数0.001~0.12m/d0.00038~0.0245L/s·m，由上述资料分析：基岩风化带，尤其1.92~8.55m6.78m，裂隙较为发育多被方解石充5孔在钻进中冲洗液漏失，在井田北部形成漏失区，漏失率7，富水性弱该含水层上距3煤底板32.25～59.30m，平均厚度50.38m。根据GB12719-91（CP0.11～0.33百万帕/m0.15百万帕/m。15煤底板间接充水岩溶裂隙含水层。据金桥煤矿资料，主井清撒斜巷三灰，1998年5月初始涌水量在80m3/h，现稳21m3/h15煤开采的主要充水水源。1-7（度9-H-H·CL-，井田内有18个钻孔奥陶系灰岩奥灰厚度大于50m的钻孔有3个，其余只有10-20多m，井田北部有3孔奥灰厚度较大，见表1-8。， 表奥灰厚度北部乡-金-9-9-15-18-现象。9-7孔单位涌水量0.0427L/s·m；15-4、18-1两孔单位涌水量0.5727~0.938L/s·m。见表1-9。F1断层以西，奥灰被松散层直接覆盖，埋藏浅，富水性较强；F1断层以东，奥灰1-915-18-18-9-岩浆侵入活动对煤层的影煤田南部，据钻孔有正长斑岩、辉绿岩、煌斑岩、闪长玢岩和石英斑岩等，侵入到石根据航磁异常显示和钻孔资料，井田东南角的张集一带与西南角的马庙一带，沿6块，除乡-49A、B、C、D、E表示。A区：20-1、乡-38、H8、乡-404个孔控制，为石英斑岩，属酸性侵入体。20-1孔共4层，自C2b至C3t均有岩浆岩侵入，乡-40孔侵入C3t，乡-38孔和H8孔吞蚀3 岩浆岩钻孔情况统计乡-1一灰以乡-216乡-1320-42122-51516乡-1乡-13乡-113-13130.14m13-11323煤1乡-N2乡-1玄武岩（凫山断层以南2B区：由乡-56、乡-2、13-7、乡-53、13-9孔控制，据鉴定资料为闪长玢岩（乡-53辉绿斑岩疑原野外鉴定有误P1s中，13-9及乡-563煤C区：由金-24、乡-26、金-23孔控制，斜长岩，为中性侵入体，乡-26及金-24孔侵入P1s3煤变薄并变为天然焦。D区：由乡-41、乡-42、22-53个孔控制，均侵入C3t中，有石英斑岩、流汶岩。22-515煤、16煤均变为天然焦。H6孔侵入P1s199351-11 岩浆岩侵入时期测定测定（百万年122-金-13-金-20-金-13-金-注：11-4孔为金桥井田内钻由以上，结合区域资料来看，岩浆活动最为时期为燕山晚期，岩浆岩过断层带上升进入煤系地层中，如C区。斜长岩侵入体在金-2344余m，侵入层位在太原组地层中，西北部的乡26孔42.9m，而到北部的金-24孔岩浆岩厚18.89m，层位亦上升到山西组中；BF3断层侵入，乡-5647.61m厚，13-913-9、乡-263煤中穿过，将煤分为几个分层，并且大部分煤被吞蚀，残留的煤分层孔的石英斑岩侵入到煤层顶板，使上部1.89m变为天然焦、焦化煤，而下部的3.75m则为40.58m1.42m煤变为天然焦，而上部煤层均为正常煤。0井田涌602001101日试生产，200215-830m86m3/h煤顶板砂岩裂隙突水主井清撒斜巷三灰突水以及工作面回采后老塘注浆用水等1515隔水层薄弱地段三灰水将涌入矿井，随开采时间延长，涌水量将趋于稳定。开采15煤，顶2m左右，且发育不稳定，局部地段相变为砂岩、砂质泥岩，但仍以顶板淋水399.7m3/h考虑。煤层及煤煤33、15、16煤，现分层叙（1）3距下石盒子组顶界铝质泥岩（桃花泥岩）约110m，下距太原组三灰平均59m，全区见煤点2826633个（22-5、乡-42-430.60m~4.20m1.48m5个孔见夹矸（乡-2、13-7、17-3、17-、乡-43层（乡-2、13-7，夹矸0.35m(乡-2)4-1-1，3煤层等厚线图。井田内有4个孔（金-24、乡-26、乡-56、13-9）3煤因火成岩蚀变为天然焦，形成2个F4断层以东。2个孔（乡-38、H8）被吞蚀。143.3%3变薄而相变为泥岩砂质泥岩顶板砂岩在近煤层顶处常见到具塑性变形或状的泥10.76m总体而言，3（2）15位于太原组中下部，上距八灰平均约11m；下距16煤31m，全区有13孔穿过，可采点9个，煤厚10~14m，平均厚度12m。煤层结构简单，一般不含矸石，顶板一般为深灰（3）163层，夹矸一般位于煤层的中下部，夹矸岩性多为泥岩。顶板为深灰色生16煤1.34~1.383.60～49.8%1-12。 煤岩鉴定结果汇总孔煤有机组分无机组分号号镜质半镜惰质壳质最大反30303300300013-313-013-1-131-14311.62%159.10~19.14%15.28%。15煤原煤灰分变化在9.58~14.08%之间，平均11.64%。16煤原煤灰分变化在9.10~23.52%之间，平均17.14%。经-1.46.5%以下，属特低灰煤。1-13煤质情况一览表%%Y%3原9.04-0.60-35.20-~浮4.52-28.27-21-85-0.49-35.93-原9.58-1.12-35.96-浮4.89-32.05-33-100-原9.10-2.21-34.88-~浮2.03-34.07-22.5-87-0.87- 煤质情况一览%%F%3原0.006-0.004-0.2-0.010-原0.004-0.006-5-0.019-原3SiO2、Al2O3为主，15、16SiO2、Al2O3、Fe2O3为主，CaO次之，其余成1-15。 煤灰成分汇总灰312灰熔融性：3煤ST1300℃，属高熔灰分外；15、16平均2.19%，为中硫煤；16煤大于3%，为富-1.4密度液洗选后15161.77%磷3煤属低磷煤，15煤为特低磷煤，16氯30.027%，15、160.006~0.043%之间，含量较高。32ppm；158ppm；168ppmH1012ppmg3、1517ppm、1ppm16 元素分析成果汇总CdafHdafNdaf33、15、16Qb,daf35MJ/kg。3、15、16Y25.9~37mm94~102A~G363Tar,ad0～9.20%之间，16Tar,ad1.21%1-17 低温干馏试验结果300B300D3A3D3A乡-3乡-3按照GB5751-86，采用浮煤Vdaf、Y、G为主要指标来划分，本区3煤主要为1/3JM～FM，15煤为FM，16QF～1/3JM。主采煤层的特155件，钻孔简选样均按正常取煤方法采取，煤芯采90～100%96.8%14.0～23.552.98㎏/mH9钻15112m100%13.10kgm重3.40kgGB477-80GB478-805个样：+0.5mm各级中，3~0.5mm级产率最高，+13mm级产率最低。0.5mm级灰分最高，+13mm13～6mm1.04%,其余各级全0.8%1-18。H915煤简选样：+0.5mm各级中，3~0.5mm级产率最高，6~3mm级产率1-19。 筛分试验结果% 筛分试验结果% 1551-20。按照“中国煤炭可选性评定标（MT56-81采用分选密度±0.1含量法进行评价指定浮煤灰分为10%时，5%，属极易选煤。 13～0.5mm级浮沉试验结果汇总%%累 分选密度%-从本次H9钻孔中15煤简选样浮沉试验结果看：见表1-21。按照“中国煤炭可选性评81可选性曲线图中查得，理论分选密度大于1.75kg/L，浮煤产率大于90%，属优等，±0.1含5%，属极易选煤。1-2113～0.5mm%%累 分选密度%-151-22 15煤泥化实验结果0.5mm重量10μm重量15号煤层位于二叠系山西组下部，为上煤组，厚10m~14m，平均12m，煤层稳定，顶10.12m，属结构简单至较简单煤层。15热量、高灰份贫煤，仅在矿井西部边界部分为无烟煤。煤的热稳定性及对二氧化碳的1-24，1-25所示。 煤层特征煤层煤层厚度mm煤层稳定可采情二叠系山31~3砂质泥全井田石90~2不稳太原不稳15-1~3较稳砂质泥 煤的热稳定煤层 指0 对二氧化碳的反CO2还原率15000其它有益精查勘探阶段未发现有工业价值的有益矿产资源，据以往采样化验成果及收料，1-26 有益矿产样化验结果汇总G27 微量元素及放射性元素化验结果汇总U3 0- 1-1-1-120-5-0-0-0-1-0-0-0-0.4-0-1-0-1-0-0-瓦斯，煤尘，自燃及（CH4CO21.24ml/g,daf53.54%从本区北邻的金桥煤矿生产资料看，CH41% 瓦斯成份及含量汇总瓦斯成份瓦斯含量3339-317-30020-39-0015-00131213513、16、17CH40.41ml/g,daf，CH417.77%。在瓦斯成分中以N2为主，CH41-28。和区域资料相符。煤尘、煤的自29，3 煤尘试验结果汇总火焰长度加岩粉量有无35有3有3无3无17-3有3有有9-有3有金桥煤矿生产资料，15煤为二类自燃。本井田燃点试验结果表明，各煤层的自燃倾向等级为Ⅲ~Ⅳ级（见表1-30，即属不自 煤的燃点试验结果汇总燃点ⅢⅢⅢⅢ6Ⅳ17-Ⅲ13-5Ⅳ3Ⅳ3Ⅱ／100m34.6m13.16℃／100m，石炭、2.77℃／100m。15 测温成果`地温梯 15#P-C3-乡-乡-13-13-13-17-15572.881067.36m30.2℃～40.01-3115煤等温线受断层控制比较明显，F330.20～34.70˚C（13-7、13-9H9孔，为一级热害区；F337.00～38.80˚C,H1140.00˚C，1537.00～40.00˚C井田境116º14′15116º22′00″，北纬35º02′00″至35º04′45面积53.7km2即北部以F2断层为界，F22FD11断层为界。东西长5.3km2.8km13.97km2。矿井储构造类储量计算0.05m，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的50%时，以各煤分层厚度作为储量计算厚度。15151.4t/m3安全煤柱留设原30m煤柱。30m矿井工业储量计算可靠。15号煤层的储量采用地质块段法计算工业储量。2-1所示。2-1

Zmr

(2-m——r——煤层容重，15号煤层为S—— ——Z——利用上式计算的A，B，C，D，E2-1 各个块段煤层的工业储ABCDE矿井可采根据花园矿的实际情况，人为井田边界保护煤柱取20m50m (2-50m的保护煤柱。另外主副井筒都在工业广场内，不需留设保护煤柱。P断=5018×50×12×1.4×10-4=351万2-2-220.8~1.2平方公顷/10180万吨/465m465m12的其中心处埋藏深度为-800m该处表土层厚度为98m主井副井地表建筑物均布置在工业广场内工业广场按Ⅱ级保护留带宽度为20m本矿井的地质条件及2-3。2-2井型（占地面积指标（公顷/10240120-45-9- 岩层移动角煤层厚度冲积层厚度фδγβ-2-2由CADS煤P工=S煤(2-P 工业广场煤柱量，万吨 煤层厚度，15R----煤的容重，则：P工 .07×12×1.3×10-4=1788.6万2- 永久保护煤柱损失量汇损失量（Zk=(Zg- (2-

0.85159.59mZK=(172.53-矿井工作制330d16h8h。矿井设计生产能力及服务确定依矿井设计生产能180万吨/年。井型校（1）1512度，地质构造简单，赋存较稳定，根（2）能力的校辅助水平开拓，主立井采用箕斗提煤，副立井采用罐笼辅助，运煤能力和大型设备的由大巷内的胶带输送机运至井底煤仓，再经主立井箕斗提升至地面，连续，能力大，自动化程度高。副井采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的。大巷辅助运 矿井瓦斯涌出量小，属于低瓦斯矿井，矿井煤尘具有性。矿井前期采用2号风井，可以满足整个矿井通风的要求。矿井服务年限的为：

(3-T--- 矿井的设计生产努力，180万吨/ T=114.5×100/（180×1.3）=49（年3-12.2.6条规定：计算矿井及第1.3~1.5。结合本设计矿井的具体情况，1.3。 矿区建设规模和均衡生产服务年井田开拓的基本问、井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升通风排水和动力供应等生产系统这些用于开拓的井下巷道的形式、、确定矿井开采程序，做好开采水平的合理确定矿井通风、及供电系统①执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤、高产高效创造条件。④必须执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道量，使主要巷道经常保持良好状态。井筒形式的确4-1。能采用平硐开拓。主采15号煤层为近水平煤层，平均12°，松散层厚度70~120m，平均98斜井较长及通风线路长同时还需要穿过较厚的富含水层的表土层施工难度较大， 井筒形式比较井筒长，辅助提2.通风线路长、阻3.斜井井筒通过富工技术复杂井筒施工技术复输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常。因此，井筒位置的确定原则：①沿井田的有利位使沿井田的井下工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。位于井田中部时，石门较短，沿石门的工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以③有利于第一水平的开采并兼顾其他水平有利于井底车场和主要大巷的布置，不受崖崩滑坡和洪水；⑨距水源、电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理中心附近，沿位于，沿倾向位于中偏上位置。工业场地的位①工业广场应具有稳定的工程地质条件，避开法定保护的古迹，风景区、内涝低③距水源，电源较近，矿井铁路线短，道路布置合理①井田的和倾向的中部偏上②工业广场的长边与井田边界大致平行456m。开采水平的确200~350m在15号煤层中，煤层倾角在井田东部达到6°以上，局部达到18°，而其余部分煤层倾角都在12°左右。井田内煤层标高落差为-600～-950m，为350m，等于350m，从经济技术主要开拓助1530m。岩层大巷其优点是：能适应地质构造的变化，便于保持一定的方向和坡度，可在较长距离内直线布置，弯曲转折少利于提高列车的运行速度和大巷的通过能力巷道条件好费用低，。本矿井布置位置选择在距煤层底板50m的岩层中。煤层底板为坚硬的细粒砂岩费用。矿井开拓方案比4-1～4-3所示：15号煤层-820mF2断层，与-820煤层相交，沿煤层走向布置两条煤层大巷；第二水平布置在-950m，后期采延伸立井到-950水平，开掘石门与-950煤层相交，进而掘进二水平大巷和轨道大巷，整个井田为-820、-950带区两个水4-1所示。部位置15号煤层-870m水平沿近东西方向布置两条大巷，其中大巷沿煤层底板掘进，30m15号煤层-870m水平沿近南北方向掘两条石门穿断层，与-8204-2所示。15号煤层-820mF2断层，与-820煤层相交，950水平进而掘进二水平大巷和轨道大巷二水平皆采用带区开采整个井田为-820-9504-315号煤层-870m水平沿近东西方向布置两条大巷，其中大巷沿煤层底板掘进，轨道大30m15号煤层-870m水平沿近南北方向掘两条斜巷穿断层，与-8204-4所示。考虑到前期的大巷工程量较少，初期见煤快，相应的费用较低，而且整体费用较低；4-2～4-5 方案一立井-820、-950两个水平立井延伸二水平带区式开（元（万元（万元基建费用（万元生产费用（万元煤量（（元涌水时间（元石门煤量（（元（万距离 方案二立井-870单水带区、采区式开（元（万元（万元基建费用（万元生产费用（万元煤量（（元涌水时间（元石门煤量（（元（万距离（万距离 （ 方案三立井-820、-950两个水平暗斜井延伸二水平带区式开（元（万元（万元基建费用（万元生产费用（万元（（煤量（（元涌水时间（元石门煤量（（元（万距离 方案四立井-870单水采区式开（元（万元（万元基建费用（万元生产费用（万元煤量（（元涌水时间（元石门煤量（（元（万距离（万距离 （（3）4-6～4-10中。 建井工程主井井筒副井井筒风井井底车场 方案二基建费用计算（元（万元（万元初期基建费后期基建费集中巷掘进量 方案四基建费用计算（元（万元（万元初期基建费后期基建费集中巷掘进量 方案二生产经营费用计算煤量（（元费用（元煤量（基价（元主石门煤量（基价（元涌水量时间服务年限基价（大巷（岩层数量服务年限 方案四生产经营费用计算（元（万元（万元生产费用（万元煤量（（元涌水时间（元石门煤量（（元（万距离（万距离 （大巷（岩数量（元 费用汇总百分率百分率综上所述：综合经济、技术和安全面的考虑，方案二是最优方案，即该设计宜选石门穿断层F2,在-870水平沿开凿集中巷采用带区式布置;作为最终的开拓方案。矿井基本巷井开拓布置、地面设施布局、线路布置和方式有着决定性的作用。根据以上所述的井筒立井，在工业广场内设置一个风井，在井田二水平的南北两翼各设置一个后期风井。风阻力小，费用少及便于施工的特点，因此，主、副立井及风井均采用圆形断面。位于井田工业场地之中，担负矿井1.8Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备多绳t6.5m33.18m2450mm35.62164-12。位于井田工业场地之中与主井东西相约100m担负全矿的材料人员设备1t1t矿车双层四车7.2m40.712mm(1400mm)4-64-13。风井位于矿井工业广场保护煤柱内，担负全矿前期的回风，考虑到矿井发生修间为了控制风速采用了全封闭式梯子间形断面井筒净直径5.0m净断面19.63m²，表土层掘进断面积为34.39m2，基岩段掘进断面积27.34m2，井深918m，采用混凝土支护450mm4-74-14。4-5 主井井筒特征18016t6.533.1844.1854.904-6 副井井筒特征1801t1t矿车双层四车宽罐笼40.175001000~140066.4778.54 井线井线 风井筒特征18019.6327.3434.39开拓巷50m，共两条大巷。大巷位于井田，沿布置，大巷布置在岩层中，故与水平夹角100mm。轨道大巷断面如图4-8，巷道特征如表4-15，每米工程量及材料消耗如表4-16；4-94-174-18。4-8 轨道大巷特征 断面掘境尺寸度净周长百米风阻净掘宽高外露长度顶帮顶帮顶帮 轨道大巷每米工程量及材料消耗掘进工程量顶帮74360 图360 大巷特征 断面掘境尺寸度净周长百米风阻净掘宽高外露长度顶帮顶帮顶帮 大巷每米工程量及材料消耗掘进工程量顶帮78井底车场及硐 升降人员等各项工作服务，是井下的总枢纽。根据《煤炭工业设计规范》4.2.1要求:井底车场布置形式应根据大巷方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件①大巷采用固定式矿车时，宜采用环形车场②当井底煤炭和辅助分别采用底卸式及固定式矿车时，宜采用折返与环形相③当大巷采用带式输送机运煤，辅助采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。④采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种方式时，应结合以罐笼提运，井底车场铺轨以矿车辅助，带区及盘区辅助为无极绳绞车，井底车4-10。1.0~1.51t固定箱式矿车，4500×1060×155015节车厢。一列车的长度副井空重车线的长度应所选车场的副井空车线的长度L1＝63.12m>51.75m，所选车场的副井重车线的长度＝113.14m>51.75m副主副主4-10井底车场硐室主要有：井底煤仓、变电所、主排水泵房、消防材料库及工具室、主井井底煤仓为垂直圆断面煤仓，坐落于主井大巷侧下段，井底煤仓的有效容量15%~25%t所以需要煤仓容量为1006t设置一个直径为8m有效装煤高度为25m总容量约1176t，399.7m3/t，所需水仓的容量为：Q=SS—水仓有效断面积，4L—水仓长度，250m。则：Q=4×250=1000（m3）由上面计算得知：Q>Q0煤层地质特本设计主采煤层为：下层煤即15号煤，煤厚10~14m,平均12m.煤层结构简单,少有夹矸,煤层结构简单，顶板一般为深灰色的生物碎屑灰岩，偶见泥岩伪顶，个别点为中细砂岩顶板，并对煤层有冲刷作用,1.4t/m3。51d，应属有自燃发火倾向煤层；15煤垂向埋深为572.88至1067.36m，温度为30.2℃～40.0℃,15煤等温线受断层控制比较明显，F330.20～34.70˚C（13-7、13-9H9孔，为一级热害区；F3断层至凫山支断层37.00～38.80˚C,H1140.00˚C，15煤地37.00～40.00˚C采区位设计首采采区（东一采区）采区煤层12m12120m130m130m。煤层顶底板岩石构造4~5m，22.52m，岩石较松软，易破碎塌陷。在掘进中，0.5m的伪顶炭质泥岩随即冒落；10m10m左右，沿宽度4~5m沿倾斜方向近10m在别的巷道及石门中掘进时也有类似冒顶情况。8水文地地质构12°地表情采区巷道布置及生产系采区位置及范西部F2断层为界，西部以工业广场保护煤柱为界。该采区南北平均长约1348m，东西2120m。采煤方法及工作面长度的确12.0m12°，属缓倾斜煤层。由于煤层较厚，采用综130m1650m，130m10个区段。确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风区段巷道的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助和通风的需要，由此确定区段运5000mm×3500mm设置风门，具置见采区巷道布置平面图。煤柱尺寸的确井田内布置四个采区、一个带区，采区两边各留设30m采区边界煤柱。大巷布置在岩层中，外侧各留设30m保护煤柱。采区轨道上山和上山布置在煤层中，水平间距20m，外侧各留30m保护煤柱。采区内地质构造情况简单。各区段巷道采用沿空掘巷布置采区巷道的联络方由于矿井采用并列式通风，副井进风，风井回风。开拓巷道布置两条大巷，大巷承担运煤，轨道大巷承担进风和辅助，通过采区下部车场和上山和轨道上山采区顺150101150103采区生产采区内的开采采用后退式开采（面向轨道上山，通风方式采用U型通风方式。这种通风方式有系统简单，漏风小的优点。工作面→区段平巷→区段溜煤眼→采区上山→采区煤仓→大巷→主运地面→副井→井底车场→辅助大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区上（中部车场→区段回风平巷→地面→副井→辅助大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区中部车场→区段平巷→工作面→区段回风平巷→采区上山→回风斜巷→大巷→风井。工作面→区段平巷→采区轨道上山→大巷→井底车场→副井→地面采区内巷道掘进方采区内所有工作面斜巷均沿煤层底板掘进，采用综掘机，并配备胶带输送机和SGB-764/264型刮板输送机进行掘进。风。每个掘进工作面配备两台FD-1No7.1/30型局部通风机，通风方式为压入式。采区生产能力及采出三八0.8mA0=L×V0×M×γ×C0+ 式中：A0——工作面生产能力，万t/a；L——工作面长度，m；130mM——割煤厚度，m；3mM0γ——煤层容重，1.4t/m3；C0——工作面回采率，取c＝0.97C1——放顶煤回采率，取c＝0.75则：A0=130×3×1056×1.4×0.97+130×9×1056×1.4×0.75=185.7（万AB=k1 式中：AB——采区生产能力k1——采区掘进出煤系数，取为k2——1k2A0——工作面生产能力3%出煤量低于实际埋藏量。 东一采区工业储量为：4947.2万东一采区煤炭损失量为：213+122.7=335.7万根据《煤炭工业设计规范》规定：采区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于采区车场及主要硐确定采区车场形5-1。 采区上部车角小于和等于20°时，应采用甩车场，具体如图5-2所示。这种车场提甩车时间短，操作劳 采区中部车巷与上山连接。如图5-3所示。 采区下部车采区主要硐室布P74220m300mm，其容量为式中:Q——

Q0——10t；B——R=2.5mm25m两个安全出口，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的要求，宽度一般为2.0～2.5m，3～4.5m4m。4m15m3.5m，采煤工艺方采区煤层特征及地质13910~14m12m。煤层结构简单，一般不含矸石，1.34~1.38半暗型煤。局部地段由于1.4t/m3对涌出量为1.20～5.43m3/mi相对涌出量为0.45～2.64m/t煤尘有性据多年51d4~5m22.52m99.7m3/h。确定采煤工艺方出适应各种条件的采煤设备；支架及配的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家2.03.5m93.97%以上。缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧紧张的，需要等到再生顶板稳定后优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。 工程量，同时生产耗少；当煤层中瓦斯含量较大或有突出时,预采顶分层可起到预先释放瓦斯的作用,便于进行瓦斯抽放工作；多应用于直接顶坚硬或煤层瓦斯含量高，需预先抽放的缓斜煤层。质硬度较小，顶煤放煤容易，虽然放顶煤回采率低，但是本煤层平均厚度12m，采高3m，回采工作面参130m1350m12m3m一条巷道布置胶带区段平巷断面均为3.5m宽，3m区段平巷间煤柱留设10m煤柱；150m6-1。6190t3.0m 工作面放煤能力平均应达到6190t9.0m 之间，K采煤机的功率=采煤机小时生产能力 回采工作面破煤、装煤方入溜槽。结合矿上实际使用情况，工作面选用辽源厂生产的MXA-300/3.5W采煤机，张家口厂生产的SGB-764/264型刮板输送机。双向割煤法，即采煤机往返一次为两个循环。采6-3、6-4。采煤机中部斜切进刀单向割煤跑空刀和采煤机端部斜切进刀双向割煤方式的各自优6-2 工作面配套设DXMXA-刮板SGD-单体支 进刀方式比较 顶板；跑空刀清浮煤有可能加重煤40m（6-1所示）A-A-A 2A-AA2A-A2A-AA26-1 采煤机技术特项目 型号MXA-采高m截深mmV°量t工作面主设备1.2选用SGB-764/264型溜槽刮板机，其主要技术参数为 刮板输送机技术特 型mm22×86-Va.机的能力应大于工作面输送机的能（一般为1.2倍它的溜槽宽度或链b.机的机型，应尽量与工作面输送机的机型一致，便于日常及配件管理选用SZZ/100/200型刮板机，其主要技术参数为 刮板机技术特项目 型号m°Vt选型原则：送机的能力要大于机的生产能力，一般应为1.2倍；传动装置优先采DX 区段斜巷胶带输送机技术特DXV况的需要；破碎机的结构应与所选机结构尺寸相适应；破碎机与其安装位置相适应。根据以上原则，结合本设计采区的特点，选用PCM160型颚式破碎机，其技术特征见6-7 PCM160型破碎机技术特征vt配套机型回采工作面支护方回采工作面支护采用支架支护根据工作面顶底板岩性及煤层厚度采高等条件，386392架。支架15号煤是厚煤层采用放顶煤开采放顶煤有中位和低位放顶煤三种其中3m9m前移，以及推移工作面刮板输送机等一套动作。d.支架与采煤机、输送机等设备相匹配③支架的选6m13m8m设计决定采用支撑掩护式放顶煤支架。作面顶板为Ⅱ级顶板，根据《放顶煤开采术与放顶煤支架》一节说明工作面阻力可按支撑顶煤和跨落带岩重计算并乘以一个动压系数，具体见下式：P=K[La(rhLZ+∑r1ih1iL1Ki)cosa] 式中：K——1.5～2.01.5；La——支架宽度，1.5m/架r——h——放煤厚度，LZ——顶煤跨落步距r1i——i层老顶分层及附加岩层容重，8h1i——跨落带中第i1.40m、L1Ki——跨落带中第i6m、P根据“三机”选型配套原则，选择ZFS6000/20/30型放顶煤支架，其工作阻力为5880kN，经演算，P80%，初撑力也满足要求。6-8支架的结构参数主要是取定支架的最大最小高度一般确定支架高度计算如下 Mmin、Mmax——Hmin、Hmax——S2——支架的顶梁尾端最大下沉量其值为：S2=d×Mmax×R2d——R2——支架后柱或掩护式支架的顶梁尾端到煤壁的距离的顶板下沉量，其值为：S1=d×Mmin×R1；R1——前柱到煤壁的距离a——支架前移时的可缩余量,（Mmin3m）S1=0.025×3×1.972=0.148m 支架技术特 mmmmt 结合矿上实际情况，工作面支架支护强度按工作面最大采高的八倍进行计算，上 F＝8×3×2.1×103×9.8×9.056000kN8倍采高验算所需的工作阻力，所以该支架能够满足支护要求。工作面供液由MRB160/31.5A型1台。液泵压力设计31.5MPa。3～5架进行，顶板破碎时紧跟前滚筒移架或人工操作超前移架。移架步距5组支架。①推移前部机量可调定。推溜一般在移架后依次进行，滞后移架15～20m，推移弯曲段不小于25m，推0.8m。②拉后部机拉后部机单向顺序进行，且滞后放煤口15～20m进行，步距0.8m。9m0.8-1.2m0.8m0.8m。顶板破碎或片帮严重要及时拉过超前架并打出护帮板；放煤口数量确定：按后部机能工作面端头支护及超前支护方。上下平巷受回采影响，压力增大，不易支护。因此，决定采用端头支架进行支护。其优点是支护方便、安全；为机和输送机头的移动提供动力；能适应工作面倾角变化。其支护型式为自移式端头支架。9 端头支架主要技术特征见mmmt工作面超前支护采用DZ35型单体支柱加钢梁进行超前支护。DZ35单体支6-10。①胶带平巷的超前支30m0.2m2.3m30m1m0.2m1.0m1m②胶 平巷的超前支 DZ35型单体支柱技术特征额定工额定工最大最小底座kg30m0.2m1.7m30m1m0.2m1.3m1m帽。打好柱要上好绳并将柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人。1.8m0.7m50m70m以外。各工艺过程注意事0.8m6-118m2①在各点落煤处加设缓冲装置 综放面工序质量要求一览接初撑力推拉前后部刮板输送机与机推拉放煤2m/min③机组要掌握好采高,严禁割底割顶,⑥各级机严格把关,杂物(板皮、木料)进入运煤系统顶板及矿压观测措工作面及采区巷道必须加强顶板工作面支架能够超前拉时必须超前拉架并且作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力区巷道超前工作面40m加强对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。3325m②端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使机和工作面刮板输送机机头推移困架棚时必须四人以上操作，两人将板梁抬起至一个梁头够高，抬板梁时必须手拖住板回采工作面正规循环 劳动组织配备3339采煤机2226输送机11机泵站胶带机328工3328110222041132226设计采高为3m，放煤厚度9m，工作面沿底板推进，机头、机尾各10m随巷道顶底板平缓过渡。循环进度0.8m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用时,循环方式为生产班进2个循环，日进4个循环。24小时正规循环作业图表，见采煤方法6-12。循环产量按下列计算Q1＝ Q2＝ Q＝Q1+ 式中：Q1——割一刀煤产量，t；L1——3.0mM2——工作面放煤高度，取平均值P——煤的容重，1.4t／m3；C1——工作面割煤回采率，97％；C2——工作面放煤回采率，75％；则：Q1=130×0.8×3×1.40×0.97=423.7tQ2=循环产量：QQ1Q2=423.7+982.8=1406.5=Q×日循环数=1406.5×4=考虑到工人的出勤率问题，再确定在册人数时按出勤率为95%计算，为： 式中：9/8在册人数工作面工人效率=工作面日产量/在册人 =5626/85=66.2t①材料费材料消耗费用包括坑木费用、费用、费用以及其他材料费用，综采面材料（C3）7元/吨（10②工资费吨煤用工=71/5626=0.0126（工/吨230吨煤工资成本=日工资×吨煤用工=230×0.0126=2.903（元/吨 ③工作面设备折旧费原始价格残值清理3%计算；75626吨/

服务年限330产

14.8（元/吨④电费循环产量8000KW1.5小时代入得：吨煤照明用电消耗=400×1.5/1406.5=0.43KWh0.50元0.50×（7.679＋0.43）=4.06（元/吨则：工作面吨煤成本（C）=设备折旧费（C1）＋工资费（C2）＋材料消耗费6-13。 工作面主要技术经济指1m2m34m5t6个47t89m3/6%3.工作面循环作业图表（6-2图6-2回采巷道布回采巷道布置方用U型通风方式。工作面回采巷道布置方式为一进一回，区段平巷布置带式输送机，20m回采巷道确定工作面平巷断面宽5.0m，高3.5m，断面面积为17.5m2；工作面轨道平巷5.0m，高3.5m，断面面积为17.5m2M22，20#—M22—2400。为Z2360（后放28mm1300mm。为Ф16—4800—100—6。150×150×8mm30网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号斜巷和运料斜巷均采50×50mm、5.2×1.1m1m6800mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮为K2335（先放两支规格为Z2360（后放。锚索矩形布置，每排2根，排距2m，间距锚杆形式和规格：斜巷煤柱侧为Ф18mm圆钢锚杆，长度2m，杆尾螺纹为M20,规格型号为Ф18—M20—2000；工作面一侧煤帮为Ф18mm玻璃钢锚杆，长度2m，杆尾螺纹为M16,规格型号为Ф18—M16—2000。锚固方式：树脂端部锚固，采用一支锚固剂，规格为Z2360690mm托盘：采用拱形高强度托盘,规格为120×120×6mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为200×300×50mm30mm。30800mm41000mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板帮支护最大滞后顶支护为3m锚树脂锚Φ20-M22-800800锚树脂锚Φ20-M22-800800800800树脂锚Φ18-M20-550550550550800800800800800800550550井下概井下分为主要和辅助。主要就是指对煤的；辅助是指矸石、材料、设备和人员。井下设计是对井下主要和辅助作统筹安排，根据屯留矿井的地质赋存条件，结合现代设备配备情况，设计井下大巷辅助采用架线式电机车牵引1t固定车厢式矿车设备和材料工作面辅助采用无极绳绞车高效工作；大巷和工作面煤炭采用胶带机连续不间断。井下原始数矿井设计生产能力为1.8Mt/a，工作制度为“三八”制，两班采煤，一班检修，每天掘进工作面日产量564t，运煤系统各环节能力要大于各工作面的生产能力。煤层及煤稳定可采。该煤层倾角在10°～14°，平均12°，容重为1.4t/m3，硬度为1-3；采区的相对瓦斯涌出量为1.732m3/t，绝对瓦斯涌出量为6.866m3/min，该带区属于低瓦斯带区。本煤距离和辅助设区段斜巷的距离为1650m；采区上山到煤炭大巷平均运距为915m，最大运距1830m；从采区上山到井底煤仓运距为387.5m；主井提升高度为932m。环节能力要大于各工作面的生产能力。辅助量，根据矿井生产安排与采掘进度，材料、设备考虑正常生产与工作面安装和搬家两种情况；人员考虑以各采掘面人员一次运到位为基础，兼顾其它固定工作点的人员。矿井系矿井井下方式多样根据矿井具体情况选用系统包括运煤系统运料系统、（1）方本井型属于大型矿井，需要一定的井下能力；矿车效率低，环节多而且安全系数低，性价比较低，其优势难以实现；胶带能实现连续，巷道布置简单；综合以上所述，设计采用胶带机运煤。②辅助输量主要体现在工作面安装和搬家过程中，以及有关消耗类材料的定期。辅助要采用高效能、适应性强、单机服务范围广的设备，减少环节，逐步发展集装箱， 车支架等大件设备，实现工作面连续高效 （2）系采区工作面系统工作面区段斜巷区段溜煤眼采区上山采区煤仓大巷井底煤仓主井地面掘进工作面煤炭系统掘进工作面区段斜巷区段溜煤眼采区上山采区煤仓大井底煤仓主井工作面辅助系统副井井底车场轨道大巷采区下部车场采取轨道上山各区段运料回风斜巷工作面掘进工作面辅助系统副井井底车场轨道大巷采区下部车场区段运料回风斜巷大巷掘进工作面→轨道大巷→井底车场→副井→煤炭方式和设备的选煤炭方式的选选择矿井方式和设备应符合以下原则必须使上下两个环节设备能力基本一致设计时应合理的选择生产不均必须注意尽量减少的次数不要出运现输送机—轨道—输送机—轨道必须在决定主要的同时，统一考虑辅助是否合理经济等煤炭的连续性，选用带式输送机运煤采区设备选型及能力验（1）设备选 工作面设备配套选型机区段斜巷胶带 机技术特征mV 破碎机技术特征V 区段斜巷胶带输送机技术特征DXV 采区上山胶带输送机技术特征V（2）能力验351.6t/h1800t/h2000t/h2200t/h，采区上山输送机的通过能力为2500t/h，采区系统各设备生产、通过能力均大于工作面最大出煤能力，且各环节依次后一设备能力均大于或等于前面设备的能力，大巷设备选集约化生产，大