苇町煤业井田开拓开采及通风设计

继续教育学院毕业设计（论文）纸PAGE第43-页目录前言 -1-一、概述 -1-二、设计依据 -1-三、设计指导思想 -1-四、设计主要特点及主要技术经济指标 -1-第一章井田概况及矿井建设条件 -3-1.1井田概况 -3-1.1.1交通位置 -3-1.1.2地形地貌 -3-1.1.3河流 -3-1.1.4气象特征 -3-1.1.5地震情况 -4-1.1.6地区经济概况 -4-1.1.7矿区开发简史 -4-1.1.8地面建筑物及设施 -4-1.2煤层特征 -5-1.2.13号煤层 -5-1.2.29号煤层 -5-1.2.315号煤层 -6-第二章矿井资源/储量、设计生产能力及服务年限 -7-2.1井田境界及资源/储量 -7-2.1.1井田境界 -7-2.1.2资源/储量 -9-2.1.2.1矿井地质资源量 -9-2.1.2.2矿井工业资源/储量 -11-2.1.2.3矿井设计资源/储量 -11-2.1.2.4矿井设计可采储量 -13-2.2矿井设计生产能力及服务年限 -14-第三章井田开拓 -16-3.1开拓方式 -16-3.1.1井田内地质构造、老窑范围、水文地质条件及煤层赋存条件对开采的影响 -16-3.1.2井口位置与工业场地选择 -16-3.1.3开拓方式及井筒数量确定 -17-3.1.4水平划分 -18-3.1.5开拓巷道布置 -18-3.2井筒 -18-3.2.1井筒布置、装备及用途 -18-3.2.2井筒施工方法 -19-3.2.3井壁结构 -19-3.3井底车场及硐室 -21-3.3.1井底车场 -21-3.3.2井底车场主要硐室 -21-3.3.3井底车场主要巷道及硐室的支护 -22-第四章井下开采 -25-4.1盘区布置 -25-4.1.1首采盘区特征 -25-4.1.1.1首采盘区数目、位置选择 -25-4.1.1.2首采盘区地质特征 -25-4.1.1.3首采盘区资源/储量 -25-4.1.2盘区巷道布置 -25-4.1.2.1盘区巷道布置 -25-4.1.2.2采煤工作面布置 -26-4.1.3盘区车场和硐室布置 -26-第五章通风与安全专篇 -27-5.1瓦斯资源分析和瓦斯涌出量计算 -27-5.1.1瓦斯资源分析 -27-5.1.1.1瓦斯赋存状况 -27-5.1.1.2瓦斯含量梯度 -27-5.1.1.3矿井瓦斯等级 -27-5.1.2瓦斯涌出量计算 -27-5.2矿井通风 -29-5.2.1矿井通风系统 -29-5.2.1.1通风方法及通风方式 -29-5.2.1.2通风系统 -29-5.2.2矿井风量、风压及等积孔的计算 -29-5.2.2.1风量计算 -30-5.2.2.3矿井阻力计算 -34-5.2.2.4等积孔计算 -34-5.2.3矿井主通风机及矿井反风 -35-5.2.5通风设施、防止漏风和降低风阻的措施 -38-5.2.5.1通风设施 -38-5.2.5.2防止漏风和降低风阻的措施 -39-5.3矿井瓦斯灾害防治 -40-5.3.1防治瓦斯措施 -40-5.3.1.1防止瓦斯积存的措施 -40-5.3.1.2控制和消除引爆瓦斯的火源 -42-5.3.1.3地面储、装、运等生产系统防止瓦斯爆炸的措施 -43-5.3.2发生瓦斯爆炸后的应急治理措施和设施 -43-5.4矿井火灾防治 -44-5.4.1煤层的自燃倾向性 -44-5.4.2矿井开采9号时煤层自然发火的防治措施 -44-5.4.3外因火灾防治措施 -45-5.4.3.1井下机电设备硐室、井底车场、爆炸材料库等火灾防治措施 -45-5.4.3.2电气事故引发的火灾防治措施 -46-5.4.3.3带式输送机火灾防治措施 -46-5.4.3.4井下消防洒水系统 -47-5.4.3.5井下消防构筑物及防灭火装备 -48-5.4.4井下火灾发生后的应急治理措施和设施 -48-5.5矿井粉尘防治 -50-5.5.1煤尘爆炸性 -50-5.5.2防尘措施 -51-5.5.2.1矿井综合性防尘措施 -51-5.5.2.2采掘工作面防尘措施 -51-5.5.2.3煤层注水防尘 -51-5.5.2.4井下消防洒水系统 -54-5.5.3防爆措施 -54-5.5.4隔爆措施 -55-5.5.4.1冲洗或清扫巷道积尘 -55-5.5.4.2隔爆水幕 -55-5.5.4.3隔爆水棚 -55-5.5.4.4其他措施 -55-前言一、概述山西晋煤集团泽州天安苇町煤业有限公司（以下简称天安苇町煤业），开采3号～15号煤层，生产规模0.6Mt/a，面积7.3959km²。本矿井属需进行改造建设的矿井，需要按现行建设程序进行设计审批。为此，受矿方委托，编制了《山西晋煤集团泽州天安苇町煤业有限公司初步设计》。二、设计依据1、山西晋煤集团泽州天安苇町煤业有限公司工程设计委托书。2、山西晋煤集团泽州天安苇町煤业有限公司采矿许可证。3、山西晋煤集团泽州天安苇町煤业有限公司地质报告及批复文件、评审意见。4、山西晋煤集团泽州天安苇町煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告及批复文件、评审意见。5、《煤炭工业矿井工程建设项目设计文件编制标准》、《煤炭工业矿井设计规范》、《煤矿安全规程》等现行煤炭工业的规程、规范、AQ标准等技术政策和规定。6、矿方提供的其他设计资料和基础数据。三、设计指导思想贯彻执行国家相关规定和政策，因地制宜利用矿井原有设施，采用新技术、新工艺、新设备，将该矿设计成为安全好、效益好、资源回收率高、生产机械化程度高的现代化矿井。四、设计主要特点及主要技术经济指标（一）设计的主要特点1、由于本矿井井田内剩余可采3号煤可采范围和9号、15号煤层矿界范围不重叠，3号煤资源储量不可靠（据矿方调研，可能所剩无几），可采储量少，服务年限短（约2.0a），距离场地、井筒较远，且存在基建工程量大、工期长、投资大等缺点，因此，确定本矿井先期开采9号，后期单独开采剩余的3号煤资源时，进行专项设计和报批。2、井田内可采3号煤资源位于井田西北部，其下组9号、15号煤资源属于晋煤集团寺河矿二号井，因此，本矿井在建设和生产中必须加强与邻矿的沟通，及时交换采掘工程平面图，做好采掘衔接关系，严禁上下同采或邻近矿先采下部煤层而造成本矿3号煤层蹬空开采，建议在主管部门的协调下签订采掘衔接计划保证协议。3、改变盘区内采掘衔接布置，做到抽、掘、采合理衔接，充分考虑矿井瓦斯赋存的区域性，做到合理抽采，合理生产。（二）主要技术经济指标1、矿井设计能力：0.6Mt/a；2、井田储量：井田地质资源量：4465万t；矿井工业资源/储量：4415.6万t；矿井设计资源/储量：2834.6万；矿井设计可采储量：1603.3万t。3、服务年限：矿井服务年限：19.1a，其中，3号煤层服务年限2.0a，9号煤层的服务年限为6.7a，15号煤层的服务年限为10.4a。

第一章井田概况及矿井建设条件1.1井田概况1.1.1交通位置天安苇町煤业井田位于晋城市泽州县西北直距约12km处的周村镇苇町村、西庄村一带，行政隶属于泽州县周村镇管辖。井田东边有晋（城）－韩（城）二级公路通过，南有晋（城）－阳（城）高速公路通过，东距长（治）－晋（城）高速公路、太焦铁路约15km，晋（城）－韩（城）高速公路经大阳、巴公镇与太（原）－洛（阳）、长（治）－晋（城）高速公路相连，交通运输方便。1.1.2地形地貌井田位于太行山山脉的西南侧，沁水盆地的东翼。属低山丘陵地貌，井田内基本为黄土覆盖，形成众多的黄土坎、梁、峁及冲沟，山梁及冲沟多呈北西向。较大的沟谷有先河沟、西庄沟、小河沟。井田总体地势西北高东南低，最高点位于井田西北部边界处，标高991.7m，最低点位于井田东南部边界处，标高740m，高差251.7m。1.1.3河流本区属黄河流域沁河水系。井田内沟谷较发育，有两条季节性河沟，一是位于井田东北部的小河河，二是位于井田中东部的西庄河，均由北西流向南东于井田外东南汇入长河。小河河为季节性河流，平时干涸无水，雨季时节有短暂水流。西庄河亦为季节性河流，平时无水，雨季时节有短暂水流。1.1.4气象特征本区属暖温带半湿润大陆性季风气候，四季分明，夏秋湿润多雨，冬季干燥寒冷。据矿井地质报告，本区平均气温11.2℃，最高气温40.2℃，最低气温-18.7℃；年平均降水量616.8mm，最大年降水量为1014.4mm，最小年降水量为398mm，最大日降水量为176.4mm，最大时降水量59.2mm，历年来一次最大降水量为296．0mm（2004年7月14～21日）。年蒸发量为1600～1800mm。无霜期在180天以上，年平均冻结天数78.2天，最大冻土深度43cm。多年平均相对湿度64％。风向冬春季多西北风，夏季多为东南风，最大风速为24m/s。1.1.5地震情况井田地处山西地震带和太行山前地震带之间。据GB50011－2001规范，该区地震动峰值加速度和地震动反应谱周期分别为0.05g和0.45s。根据《中国地震动参数区划图》GB18306-2001，国家地震局1：400万《中国地震综合等震线图》，本区基本地震烈度为Ⅵ度区，设计地震分组为第三组。1.1.6地区经济概况晋城市是山西省一座新兴工业城市，自然资源十分丰富，无烟煤储量占到全国总储量的四分之一以上。除煤以外，还蕴藏着大量的铁矿石、铜、锌、大理石、数十种矿产。自建市以来，晋城市逐步建立了以煤炭为主体，化工、冶金、丝绸、食品、建材、机械等工业相配套的地方工业体系。主要粮食农作物有：小麦、谷子、玉米、高梁、薯类等；经济作物有：花生、油菜籽、芝麻、胡麻籽、蓖麻籽等。根据晋城市统计局2011年2月份发布的《晋城市2010年国民经济和社会发展统计公报》，2010年全市生产总值730.5亿元，比上年增长13.7%；全市财政总收入153.2亿元，比上年增长12.6%；全年城镇居民人均可支配收入为17353元，比上年增长14.5%；农村居民人均纯收入5899元，比上年增长12.2%。1.1.7矿区开发简史天安苇町煤业的井田位于晋城矿区中东部，晋城矿区位于山西省东南部太行山西侧，沁水煤田的的南端，行政区划隶属晋城市、长治市的长子县和临汾市的翼城县、浮山县、安泽县。矿区东西长为92～126km，南北宽约60km，面积6206km2。矿区分老区和新区两部分，老区有古书院、王台铺、凤凰山三对国有重点生产矿井，设计能力9.10Mt/a，目前各矿可采储量均所剩无几。新区有成庄（8.30Mt/a）、寺河（10.80Mt/a）、长平（3.00Mt/a）、赵庄（6.000Mt/a）、岳城（0.90Mt/a）、赵庄二号井（0.90Mt/a）六对国有重点生产矿井，总能力29.90Mt/a。根据矿区总体规划，晋城煤业集团在矿区内新规划建设规模为24.40Mt/a（樊庄5.00Mt/a、郑庄4.00Mt/a、东大5.00Mt/a、胡底4.00Mt/a、龙湾4.00Mt/a、石堂2.40Mt/a）。1.1.8地面建筑物及设施井田范围内，地面分布有本矿井的工业场地以及苇町村、下小河村、下岭西村、上岭西村、西庄村、寨上村等村庄，本矿井井田范围内无铁路、高速公路、水库、自然保护区等。1.2煤层特征井田内可采煤层为3、9、15号煤层（详见表1.4-2）。叙述如下:1.2.13号煤层位于山西组中下部，上距K8砂岩1.26－23.62m，平均9.75m。下距9号煤层57.06-70.37m，平均64.22m。煤层厚度4.32-6.45m，平均5.38m，煤层厚度东薄西厚（详见图1.4-1）。结构简单，含0-1层夹矸，为全区稳定的可采煤层，煤层顶板岩性以泥岩、砂岩为主；底板岩性也以泥岩、砂岩为主。1.2.29号煤层位于太原组中下部，K4灰岩之上，上距3号煤层57.06－70.37m，平均64.22m。煤层厚度1.15-1.91m，平均1.53m，煤层厚度东部和西部薄，中间厚（详见图1.4-2）。结构简单，含0－2层夹矸，为全区稳定的可采煤层，煤层顶板岩性为泥岩、砂岩；底板岩性以石灰岩为主。表1-1可采煤层特征表地层单位煤层编号煤层厚度煤层间距夹矸结构稳定程度可采性顶板岩性底板岩性最小－最大平均最小－最大平均山西组34.32-6.455.38－－0-1简单稳定全区可采泥岩、炭质泥岩、粉砂岩、细砂岩泥岩、炭质泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩太原组91.15-1.911.530-2简单稳定全区可采泥岩、炭质泥岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩、中砂岩石灰岩、泥岩、炭质泥岩、粉砂岩、中粒砂岩、152.02-2.722.370-2简单稳定全区可采石灰岩、炭质泥岩、粉砂岩泥岩、炭质泥岩、铝质泥岩、粉砂岩1.2.315号煤层位于太原组底部，K2灰岩之下，上距9号煤层27.05－28.68m平均27.63m。煤层厚度2.02-2.72m，平均2.37m，煤层厚度东南角和西北角最薄，东北角和西角角最厚（详见图1.4-3）。煤层结构简单，含0-2层夹矸，为全区稳定的可采煤层，煤层顶板岩性以石灰岩为主；底板岩性以铝土泥岩为主。

第二章矿井资源/储量、设计生产能力及服务年限2.1井田境界及资源/储量2.1.1井田境界天安苇町煤业井田位于晋城市泽州县西北直距约12km处的周村镇苇町村、西庄村一带，行政隶属于泽州县周村镇管辖。天安苇町煤业井田东边为3号、9号煤层的露头，没有煤矿；井田北边与山西晋煤天安海天煤业、山西晋煤天安盈盛煤业、山西兴和煤业相邻；井田西边与晋煤集团寺河矿、山西阳城皇城相府集团史山煤业相邻；井田南边与山西煤运华阳煤业相邻。根据2011年5月山西省国土资源厅颁发的采矿许可证（证号：C1400002010061220068766），批准山西晋煤集团泽州天安苇町煤业有限公司开采3号～15号煤层，生产规模0.6Mt/a，矿区面积7.3959km²，开采深度：749.97m~619.97m。其中，3号煤井田范围由26个拐点坐标连线圈定，东西长4.2～5.3km，南北宽0.8～3.5km，面积7.3959km²；9号、15号煤井田范围由22个拐点坐标连线圈定，东西长4.2～4.4km，南北宽0.8～2.1km，面积5.417km2。井田内拐点坐标见表2.1-1、2.1-2。2.1-1矿井3号煤层境界拐点坐标表拐点编号1980西安坐标系1954北京坐标系X坐标（m）Y坐标（m）X坐标（m）Y坐标（m）13935277.4419645353.483935327.0019645422.0023934579.4419647454.503934629.0019647523.0033934031.8019647041.503934083.0019647111.0043933836.4319647285.503933836.0019647354.0053933979.4319647407.503934029.0019647476.0063933650.4319647908.513933700.0019647977.0073933404.4319647762.513933446.0019647834.0083932971.4319648239.513933021.0019648308.0093933171.4319648281.513933221.0019648349.00103933182.4319649005.523933233.0019649075.00113933682.4419648998.523933733.0019649067.00123933689.4419649398.523933738.0019649467.00133933638.4419649399.523933688.0019649468.00143933646.4419649919.533933696.0019649988.00153933396.4419649922.533933446.0019649991.00163933205.4419650405.533933255.0019650474.00173932197.4319650021.533932247.0019650090.00183932182.4319649021.533932232.0019649090.00193932457.4319649016.523932507.0019649085.00203931950.4219647894.523932000.0019647963.00213932442.4219646511.503932492.0019646580.00223931841.4119645977.503931891.0019646046.00233932951.4219645968.493933001.0019646037.00243933292.5219646353.573933342.0019646422.00253934800.4319645514.483934850.0019645583.00263934509.5219645384.563934558.0019645453.002.1-2矿井9号、15号煤层境界拐点坐标表拐点编号1980西安坐标系1954北京坐标系X坐标（m）Y坐标（m）X坐标（m）Y坐标（m）13933991.4319647089.503934047.0019647158.0023933837.4319647285.503933887.0019647354.0033933979.4319647407.503934029.0019647476.0043933650.4319647908.513933700.0019647977.0053933404.4319647762.513933446.0019647834.0063932971.4319648239.513933021.0019648308.0073933171.4319648281.513933221.0019648350.0083933182.4319649005.523933232.0019649074.0093933682.4419648998.523933733.0019649067.00103933689.4419649398.523933738.0019649467.00113933638.4419649399.523933688.0019649468.00123933646.4419649919.533933696.0019649988.00133933396.4419649922.533933446.0019649991.00143933205.4419650405.533933255.0019650474.00153932197.4319650021.533932247.0019650090.00163932182.4319649021.533932232.0019649090.00173932457.4319649016.523932507.0019649085.00183931950.4219647894.523931996.0019647967.00193932442.4219646511.503932492.0019646580.00203931843.4119645977.503931893.0019646046.00213932954.4219645996.493933004.0019646065.00223933572.4319646790.503933622.0019646859.002.1.2资源/储量2.1.2.1矿井地质资源量1、资源/储量估算范围本次资源/储量估算为批采的3号、9号、15号煤层，估算范围以2011年5月山西省国土资源厅颁发的采矿许可证确定的井田边界为准，井田面积为7.3959km²，开采标高：749.97m-619.97m。3号煤层资源/储量估算范围由矿界、风氧化带、采空区及采空破坏区组成；9号煤层资源/储量估算范围由矿界、风氧化带组成；15号煤层资源/储量估算范围为井田边界。2、工业指标的确定井田内3号、9号、15号煤层均为无烟煤，煤层倾角2～10°，一般为5°左右。工业指标按照2002年12月国土资源部颁发的《煤、泥炭地质勘查规范》中有关规定执行：煤层的最低可采厚度为0.80m，最高灰分40%，最高硫分3%，最低发热量22.lMJ/kg。根据地质报告，井田内3号、9号煤硫份均小于3%，煤炭资源储量均在计算规范内。15号煤为中~高硫煤，原煤硫份为2.44～4.11％，平均3.15％，约有75%的储量硫份大于3%。为解决高硫煤出路，实现可持续发展，晋城煤业集团积极探索煤制油新途径，采用中科院山西煤化研究所自主研发的“灰熔聚流化床粉煤气化技术”和美国埃克森美孚公司的“固定床甲醇汽油技术”，于2005年提出了“高硫无烟粉煤灰熔聚流化床加压气化技术10万吨/年合成油示范工程项目”立项请示，山西省发改委于2005年下发晋发改工业发〔2005〕657号文《关于晋城无烟煤矿业集团高硫无烟煤洁净化利用10万吨/年合成油示范工程项目建议书的批复》，该项目于2008年底竣工投产，每年需56.720万t的高硫煤原料。晋城煤业集团“十二五”规划将扩建到100万吨/年的煤制油项目，可每年转化750万吨的高硫煤。高硫煤硫分主要以硫铁矿夹核为主，约占82％，经洗选后，硫份有明显降低。综合上述分析，15号煤通过配煤、洗选、加工转化等技术手段后，完全可满足当前国家环保要求。故，设计将15号煤高硫区的煤层进行了储量计算。3、资源/储量估算方法根据井田内煤层赋存条件，采用水平投影地质块段法估算其资源/储量，其估算公式如下：式中：—资源/储量，kt；—块段水平投影面积，k(m2)；—块段内煤层平均厚度，m；—煤的视密度，t/m2。（1）块段面积因井田内地层产状平缓，构造简单，块段面积采用水平投影面积，用AutoCAD软件计算。（2）煤的视密度根据地质报告，3号煤层取1.50t/m³，9号煤层取1.49t/m³，15号煤层取1.46t/m³。4、资源/储量估算结果根据地质报告及其批复的资源量估算结果，截止2009年底，本矿井3号、9号、15号煤层共查明保有资源/储量（111b+2S11+333）4465万t，其中：探明的经济基础储量(111b)2444万t，推断的内蕴经济资源量（333）247万t，探明的经济基础储量(111b)占总量（111b+2S11+333+2M11）的55%，探明的资源量(111b+2S11)占总量（111b+2S11+333+2M11）的94%。具体地质资源量估算结果见表2.1-3。表2.1-3矿井地质资源量表（单位：万t）煤层号煤类资源/储量（万t）总量总量备注111b2S11122b333蹬空区现保有3WY139941144097979WY10451041149919115W硫煤合计24441774247446555942.1.2.2矿井工业资源/储量按照中华人民共和国国家标准《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005），推断的内蕴经济资源量（333）按70%～90%计入矿井工业资源/储量，本次设计按80％计入矿井工业资源/储量。矿井工业储量按下式计算：矿井工业资源/储量=111b+2S11+333k经计算，矿井工业资源/储量为4415.6万t，其中全井田探明的工业资源/储量为4218万t，占总工业储量的95.5%。详见表2.1-4。表2.1-4矿井工业资源/储量表（单位：万t）开采水平煤层地质资源量探明的资源量（万t）（331）推断的资源量（万t）（333）工业资源储量（万）111b2M11小计2S11K值333K水平31440139913990.832.81431.891149104510450.883.21128.215187617740.881.61855.6合计4465244424441774197.64415.62.1.2.3矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量=矿井工业资源/储量－永久煤柱煤量。经计算，矿井设计资源/储量为2834.6万t，详见表2.1-5。永久煤柱煤量包括断层、井田境界、地面建筑物等永久煤柱的煤量。井田开采需要留设的永久煤柱主要有：1、断层煤柱井田内现已查明2条断层（F1、F2断层），断层处的防隔水煤（岩）柱的留设，应当根据《煤矿防治水规定》附录三之二公式进行计算：式中：—断层煤（岩）柱留设宽度，m；—安全系数，取4；—煤层厚度或采高，m，9号煤层取1.53m，15号煤层取2.37m；—水头压力，MPa，取断层附近地表至煤层的高度为水头高度，则9号煤层水头压力的最大值为1.3MPa，15号煤层水头压力的最大值为1.6MPa；—煤的抗拉强度，MPa，根据寺河矿二号井测试数据，抗拉强度为0.28MPa，考虑到构造附近煤体破碎，按1/4进行折算，取0.07MPa。则：考虑断层附近围岩破碎等情况，并结合晋城矿区生产矿井断层煤柱的留设经验，设计断层两侧煤柱取50m。2、井田边界煤柱根据《煤矿防治水规定》附录三之八的规定，相邻矿（井）人为边界防隔水煤（岩）柱的留设，水文地质简单型到中等型的矿井，可采用垂直法留设，但总宽度不小于40m。井田边界防隔水煤（岩）柱L的计算公式为：式中：——井田边界防隔水煤（岩）柱宽度，m；——煤层采高，3号煤层为5.38m，9号煤层为1.53m，15号煤层为2.37m；——隔水层所承受的水压，3号煤层取最大值0.4MPa，3号煤层取最大值1.7MP，取最大值2.0MP；——煤的抗拉强度，根据井田西部相邻的寺河矿实测数据，为0.28MPa；——安全系数，取3。则：根据计算结果，并结合晋城矿区生产矿井井田边界留设煤柱的经验，确定井田边界煤柱尺寸每侧均留20m，两侧总宽度为40m，满足计算结果的要求。3、地面建筑物普通村庄煤柱：按三级保护，围护带宽度取10m。煤柱计算留设方法：按照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的有关规定，安全煤柱的岩层移动角：表土段45，基岩段72，结合岩层厚度，进行计算留设。2.1.2.4矿井设计可采储量矿井设计可采储量按下列公式计算：式中：—矿井设计可采储量，万t；—矿井设计资源/储量，万t；P—保护煤柱的煤量，万t；C—盘区回采率，3号煤层取75%，9号煤层取80%，15号煤层取80%。经计算，矿井设计可采储量为1603.3万t。计算结果详见表2.1-5。表2.1-5矿井设计可采储量表（单位：万t）开采水平煤层工业资源储量（万）永久煤柱（万t）设计资源储量（万）保护煤柱（万t）开采损失储量（万）设计可采储量（万）断层防水井田境界地面建筑物其他煤柱小计工业场地井筒主要巷道小计水平31431.829.9648.997.3776.1655.7193.579.8158.3431.656.0168.191128.255.643.0167.826.1292.5835.774.029.530.6134.1140.3561.3151855.683.498.9330.1512.41343.2135.655.959.4250.9218.5873.8合计4415.6139.0171.81146.8123.41581.02834.6403.1165.2248.2816.5414.81603.3保护煤柱煤量包括工业场地、井筒、主要巷道等保护煤柱的煤量。井田开采需要留设的保护煤柱主要有：1、井田内工业场地煤柱按一级保护煤柱留设，围护带宽度取20m。煤柱计算留设方法：按照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的有关规定，安全煤柱的岩层移动角：表土段45，基岩段72，结合岩层厚度，进行计算留设。2、斜井保护煤柱围护带宽度取10m，从围护带边界起以移动角法设计，按照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的有关规定，安全煤柱的岩层移动角：表土段45，基岩段72，结合岩层厚度，进行计算留设。3、大巷煤柱按照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的有关规定，大巷留设保护煤柱宽度计算如下：式中：S—煤层中大巷保护煤柱宽度，m；S1—大巷保护煤柱的水平宽度（m），可按下式计算：a—受保护大巷宽度的一半，为5.5÷2=2.75m；H—大巷的最大垂深，（3号煤大巷的最大垂深为290m，9号煤大巷的最大垂深为270m，15号煤的最大垂深为300m）；M—煤层厚度，（3号煤的厚度6.05m，9号煤的厚度1.6m，15号煤的厚度2.5m）；f—煤的强度系数，=1.3；RC—煤的单向抗压强度，根据晋城矿区生产矿井的实测数据取RC=18Mpa；经计算，S3号煤=41.9m，S9号煤=31.9m，S15号煤=35.4m，即：大巷中心线两侧煤柱各占一半为21.0m、16.0m、17.7m。根据以上计算，并结合现有大巷煤柱留设实际经验以及回采工作面动压影响情况，从安全的角度考率，设计确定3号、9号、15号煤层大巷的间距为30m。对于3号、9号煤层，S取60m，即：3号、9号煤层大巷两侧各留设30m保护煤柱。对于15号煤层，S取100m，即：15号煤层大巷两侧各留设50m保护煤柱。2.2矿井设计生产能力及服务年限1、工作制度矿井设计年工作日为330d，每天四班作业，三班生产，一班检修。每天净提升时间为16h。2、矿井设计生产能力根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋煤重组办发【2009】39号《关于晋城市泽州县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复》，批准该矿生产能力0.6Mt/a。根据地质报告，本井田煤炭储量较为丰富，按0.60Mt/a能力建设是可行的。3、矿井设计服务年限矿井设计服务年限按下式计算：式中：—服务年限，a；—设计可采储量，1603.3万t；—设计生产能力，60万t/a；—储量备用系数，取1.4。则，经计算，矿井服务年限为19.1a，其中，9号煤层的服务年限为6.7a，15号煤层的服务年限为10.4a，3号煤层的服务年限为2.0a。

第三章井田开拓3.1开拓方式3.1.1井田内地质构造、老窑范围、水文地质条件及煤层赋存条件对开采的影响1、本矿井9号、15号煤层矿界和3号煤层矿界不重叠，其中：3号煤剩余可采范围位于井田西北部（原通达矿界内），与本次整合后设计先期开采的9号、15号煤层（原苇町、西庄井田）开采范围不重叠。2、根据瓦斯涌出量预测报告，井田内煤层埋深东高西低，随埋深增大瓦斯增高，全井田东部、中部9号、15号煤层开采范围内（原苇町、西庄井田）预测为低瓦斯矿井。3、井田内共查明2条断层，分别为落差27m的F1逆断层和落差10m的F2正断层。其中，F1逆断层东侧的9号煤与断层西侧的15号煤基本上在同一标高，可以布置一个水平来开拓F1逆断层东侧的9号煤和断层西侧的15号煤，对简化开拓系统，减少岩巷，非常有利。4、井田内未见陷落柱，无岩浆岩侵入，井田构造属简单类型，有利于开拓部署和工作面回采。5、整合前3个矿均采3号煤，3号煤层仅剩余井田西北角局部可采，其余均为采空区、废弃巷道、井筒工业场地压煤、村庄煤柱压煤。6、矿井水文地质类型属于中等，3号煤采空区积水对9号煤的开采有一定影响。7、9号煤层全区可采，目前基本上未回采，资源完整。9号煤层平均厚度1.53m，平均倾角5°，产状平缓，赋存稳定，结构简单，埋深15~375m（平均190m），表土层厚度为0~50m（平均25m），顶底板岩性稳定，对开采没有太大影响，总体上开采条件较好。8、15号煤层尚未开采，资源完整。9、3号、9号、15号煤层均无煤尘爆炸危险性，3号、9号煤不易自燃煤层，15号煤容易自燃，井下无火区分布。10、矿井地温、地压正常。综上所述，矿井9号、15号煤开采条件较好。3.1.2井口位置与工业场地选择1、井口位置与工业场地选择原则（1）充分利用已有的井筒和场地，做到工程量小、投资小、工期短、见效快。（2）有利于实现合理集中生产。（3）充分利用村庄保护煤柱、工业场地保护煤柱布置巷道和硐室，以尽量减少煤柱损失，提高资源回收率。（4）首采盘区尽可能选择在地质条件简单、开采条件较好、储量丰富的区域。（5）各生产系统尽可能简单、实用，生产工艺先进、合理。2、井口位置与工业场地选择方案井田内已有场地有三块，即：原苇町煤矿工业场地，原西庄煤矿工业场地和原通达煤矿工业场地。各场地现状如下：①原苇町煤矿工业场地位于井田中东部，现有工业场地较平坦，范围不大，距离公路较近，交通运输便利。场地内已有主斜井、副立井和回风斜井3个井筒，各井筒均已安装设备。该场地内建设有生产、生活设施，建设条件相对较好。但受地面条件限制，该场地适合作为整合后矿井的主井工业场地。②原西庄煤矿工业场地位于井田中西部，现有工业场地较平坦，范围不大，距离苇町场地约1.0km。原矿井采用斜立井综合开拓方式，场地内原有主斜井、副立井、下组煤主立井和安全出口井共4个井筒，现均已关闭。该场地有部分生活设施可以利用外，其他矿建设施均无利用价值。受地面条件限制，该场地适合作为整合后矿井的副井工业场地。③原通达煤矿工业场地位于井田西北部，现有工业场地狭小，位置较偏，且下组9号、15号煤层不属于本矿井，因此，本场地不宜利用。矿井采用斜井开拓方式，工业场地内原有2个井筒（主斜井、回风立井），现均已关闭，工业场地已有设施无利用价值。经过多次现场调研，结合现有的场地、井筒条件，以及和当地村庄、土地部门协商，土地使用权仅限于原已整合的苇町煤矿工业场地和原西庄煤矿工业场地，其他新增土地原则上不予考虑。为此，在充分利用主体矿井苇町煤矿现场地及井筒的基础上，经反复论证，原批复在建的苇町30万t/a煤矿工业场地范围，不能满足本次建设60万t/a煤矿工业场地的需要，需考虑使用原西庄煤矿工业场地。故，本次设计选用：苇町场地为主工业场地、西庄场地为辅助工业场地的设计方案。3.1.3开拓方式及井筒数量确定结合矿井建设现状，矿井开拓方式选用斜立井综合开拓方式。其中：苇町工业场地内主斜井、副立井、回风斜井，现已建成投运。存在主要问题是：受井筒断面和副井提升系统装备限制，不能满足综采、综掘大型设备的提升需要；其次，现有回风斜井井筒断面和风机能力小，不能满足全矿井通风需要。苇町工业场地布置主斜井（利用原苇町主斜井）、提人立井（利用原苇町副立井）、回风斜井（刷大原苇町回风斜井）3个井筒，均为已有井筒。西庄工业场地内新掘副斜井，两个场地结合井筒功能分别布置配套的辅助设施和办公生活设施。详见图9号煤层开拓方式平面图3.1.4水平划分根据井田内煤层赋存特征、储量分布等情况，本矿井共设一个主采水平开拓全井田，主采水平标高为副斜井井底的落底标高：+620m水平，位于15号煤层底板以下20m岩层中，和F1断层以东15号煤层底板相水平。其中：副斜井井筒穿过9号、15号煤层时，分别布置甩车场直接进入断层以西9号、15号开采煤层内，且从15号煤甩车场近水平过断层后可和断层东区的9号煤大巷沟通，从+620水平车场近水平过断层后可和断层东区的15号煤大巷沟通。9号煤井底甩车场水平标高为+670m；15号煤井底甩车场水平标高为+645m。后期开拓井田西北部3号煤层时，设置3号煤层辅助水平（+640水平），由+640辅助水平布置胶带大巷（岩巷）、轨道大巷（岩巷）和回风大巷（岩巷）和断层西区9号煤水平大巷沟通。3.1.5开拓巷道布置1、9号煤的盘区巷道井下大巷共布置三条，分别为轨道进风巷、胶带进风巷和专用回风巷，大巷间距30m，均沿9号煤层底板布置，沿底挑顶。其中：①从主斜井井底以东，沿盘区南界布置三条盘区巷，九一盘区轨道巷、九一盘区胶带巷和九一盘区回风巷，开采九一盘区东部9号煤区域，工作面自北向南推进，单翼回采。②在主、副斜井井底之间布置三条9号煤大巷（东轨道巷、东胶带巷、东回风巷）两侧布置工作面，开采九一盘区西部区域。其中：东一轨道巷和副斜井+645水平甩车场（15号煤）连接，东一回风巷和回风井底15号煤总回风巷沟通，东一胶带巷和东二、东三胶带巷连接到井底煤仓。③九二盘区内，沿F1断层布置三条盘区巷：九二盘区轨道巷、九二盘区胶带巷和九二盘区回风巷，工作面自西向东推进，单翼回采。其中：九二盘区胶带巷通过盘区煤仓转载到东一胶带巷运抵井底煤仓，九二盘区轨道巷和+670水平甩车场到副斜井，九二盘区回风巷通过回风斜巷到东一回风巷。详见图3.1-19号煤层开拓方式平面图。3.2井筒3.2.1井筒布置、装备及用途矿井共布置有4个井筒，分别为主斜井、副斜井、回风斜井和提人立井。各井筒布置、装备及用途如下：（1）主斜井（利用原苇町主斜井）位于整合后的主井工业场地内。圆弧拱断面，净宽3.4m，墙高1.4m，净高2.53m，净断面7.8m²，斜长501m，倾角16°，落底于15号煤层底板。井筒已建成并装备有带式输送机（B=1000mm），担负全矿井的主提升任务；敷设有台阶、安装有扶手，兼进风和安全出口。主斜井井底设有井底煤仓（容量350t），煤仓上口位于9号煤层，下口位于15号煤层。（2）副斜井（新掘井筒）位于整合后矿井的副井工业场地内。半圆拱断面，净宽3.5m，净高3.35m，净断面积为10.41m²，斜长为464m，倾角25°。副斜井井筒落底于F1断层以西的15号煤底板以下约20m的稳定岩层中，与F1断层以东的15号煤处于同一水平。井筒内铺设30kg/m、600mm轨距单轨，采用单钩串车提升，担负全矿井材料、设备、矸石等辅助提升任务，井筒内安装下井电缆、压风管、消防洒水管等，敷设台阶、安装扶手作为矿井的安全出口兼进风。（3）回风斜井（刷大原苇町回风斜井）位于整合后矿井的主井工业场地内。刷大前为半圆拱断面，净宽3.4m，净高3.2m，净断面9.6m²。地面至3号煤层段倾角26°，斜长为80m，3号煤层至9号煤层段倾角30°，斜长152m，井筒现落底于9号煤层。刷大后为半圆拱断面，净宽4.0m，净高4m，净断面积为14.28m²。回风斜井担负全矿井的回风任务，敷设台阶、安装扶手兼做矿井的安全出口。（4）提人立井（利用原苇町副立井）位于整合后矿井的主井工业场地内。圆形断面，直径4.0m，净断面12.56m²，垂深117m，落底于9号煤层。井筒已建成并装备有罐笼，担负人员提升任务，兼做进风井和安全出口。井筒断面见图3.2-4。各井筒断面见图3.2-1~图3.2-4。各井筒特征见表3.2-1。3.2.2井筒施工方法主斜井和提人均为利用已有井筒，不需施工。回风斜井为刷大已有井筒，采用普通法施工。副斜井为新掘井筒，均采用普通法施工。3.2.3井壁结构1、主斜井：已有井筒，圆弧拱断面，表土段、基岩段均采用料石砌碹，壁厚300mm。表3.2-1井筒特征表序号井筒特征井筒名称主斜井副斜井回风斜井提人立井井筒坐标

（北京系）经距Y（m）19648507.89619647346.00019648571.34919648535.966纬距X（m）3933023.3223933000.0003932701.7303932643.075井筒坐标

（西安系）经距Y（m）19648439.41619647346.00019648502.86919648467.486纬距X（m）3932973.7553933000.0003932651.4333932593.5082井口标高（m）776.715816.000774.591779.3433井筒倾角(°)162526（30）904提升方位角(°)280°315°281°5井底标高（m）638.621620.000665.000662.3436井筒斜长或垂深(m)5014642321178井筒断面形式圆弧拱半圆拱半圆拱圆形井筒宽度或直径净3.43.544掘43.84.34.6井筒净断面

²表土段7.810.4114.2812.56基岩段7.810.4114.2812.56井筒掘进断面

²表土段9.815.1519.8116.6基岩段9.811.7515.8616.6井壁厚度表土段300500500300基岩段30015015030012进、回风进风进风回风进风13井筒装备带式输送机（已有）单沟串车（新选）主通风机（新选）一对罐笼（已有）14位置主井工业场地副井工业场地主井工业场地主井工业场地15服务范围全井田全井田全井田全井田16备注利用原苇町主斜井，已落底于15号煤新掘井筒，落底于15号煤层底板下20m的岩层中刷大原苇町回风斜井，已落底于9号煤利用原苇町副立井，已落底于9号煤2、副斜井：新掘井筒，半圆拱断面，表土段采用混凝土支护，壁厚500mm；基岩段采用锚喷支护，壁厚150mm。3、回风斜井：刷大已有井筒，半圆拱形断面，表土段采用混凝土支护，壁厚500mm；基岩段采用锚喷支护，壁厚150mm。4、提人立井：已有井筒，圆形断面，表土段、基岩段均采用料石砌碹，壁厚300mm。3.3井底车场及硐室3.3.1井底车场副斜井井底布置+620水平井底平车场，在副斜井井底附近布置水仓、泵房、变电所等硐室，担负全矿井的排水和供电。副斜井穿过9号煤层时，布置+670井底甩车场及联络巷连接9号煤轨道大巷；穿过15号煤层时，布置+645井底甩车场及联络巷连接15号煤轨道大巷。+670井底甩车场、+645井底甩车场、+620井底平车场均按高低道线路设计，高低道坡度均取15‰。副斜井采用单钩串车提升，每列串车由4个矿车组成，串车长度为4×2m=8m。摘挂钩车场长度考虑2倍的富裕系数，确定为2×8=16m。井底空重车存车线均为水平线路，长度均考虑3倍的富裕系数，3×8=24m，设计取30m。主斜井井底已经布置有井底煤仓，煤仓上口及胶带机头硐室布置在9号煤层中，煤仓下口及装载硐室布置在15号煤顶板附近。此外，主斜井井底已建成有沉淀池，安装有小水泵。提人立井井底已经布置有泵房、水仓等硐室，本次设计直接利用，作为应急泵房、应急水仓。同时，在提人立井井底布置有等候硐室、急救硐室等。井底车场巷道及硐室布置见图3.3-1。3.3.2井底车场主要硐室1、井底煤仓为圆形立式煤仓，煤仓上口及胶带机头硐室布置在9号煤层，煤仓下口及装载硐室布置在15号煤顶板附近。煤仓净直径为5m。煤仓高度为23m，有效容量350t，煤仓上下锁口段选用砼和钢梁支护，仓身段选用锚喷支护。为防止煤仓堵塞，在煤仓下口漏斗段安装PFD破拱器。清理撒煤方式为检修班期间，采用人工方式用铁锹直接把撒煤装入主斜井皮带。2、井底水仓本矿井副斜井井底水仓的容量，按开采15号煤层时矿井涌水量考虑，正常涌水量为60m³/h，最大涌水量为120m³/h。据《煤矿安全规程》规定，所需水仓有效容量应为：Q＝860=480m³。本矿井在副斜井井底设主、副水仓，其中：主水仓有效容量为700m³，副水仓有效容量为550m³，总有效容量为1250m³，满足《煤矿安全规程》第280条要求的，能容纳8h的正常涌水量，富余系数为2.6。当一个水仓清理时，另一个水仓能保证正常使用。井底水仓布置在稳定的岩层中，锚喷支护。水仓采用人工清理，煤泥装入矿车，由副斜井提至地面处理。3、中央水泵房、变电所采用联合布置方式，中央水泵房为半圆拱形断面，净宽4.0m，净高4.0m，净断面14.28m²，长度30m，可布置5台水泵，初期投产时安装3台水泵，预留2台应急排水泵的位置。中央变电所为半圆拱形断面，净宽5.0m，净高4.0m，净断面17.31m2，长度30m。两硐室均布置在稳定的岩层中，锚喷支护。4、井下爆破材料库井下爆破材料库位于东一轨道巷南侧，库房形式设计为壁槽式，雷管、火药储存壁槽巷道分两巷并列布置，进库通道、出库通道分别装设抗冲击波密闭门、抗冲击波活门、调节风门、混凝土齿波墙等安全通风设施，回风通道装设调节风门等安全通风设施。爆破材料库采用混凝土砌碹支护，设专用回风道与主要回风巷相通。井下爆破材料库库房形式设计为壁槽式，距离井筒、井底车场、主要运输巷道、主要硐室等最小法线距离为65m，符合《煤矿安全规程》“不得小于60m”的规定；库房距离地面的最小法线距离为130m，距离下方十五一盘区巷道的最小法线距离为27m，均符合《煤矿安全规程》“不得小于15m”的规定。5、应急水泵房、应急水仓应急水泵房、应急水仓、应急水泵均为利用原苇町煤矿已有设施，位于提人立井井底附近。应急水泵房为半圆拱形断面，料石砌碹支护，净宽4.0m，净高3.0m，净断面10.28m2，长度20m，已安装有3台D46-305离心式水泵，配套电机功率37kW。应急水仓为半圆拱形断面，料石砌碹支护，净宽2.5m，净高2.7m，净断面6.08m2，长度40m，总的有效容量约240m³。同时，提人立井已安装有φ102×4型无缝钢管作为排水管。根据矿方提供资料，应急水泵房、应急水仓、应急排水泵、排水管等设施完整可靠，可以利用，作为本矿井的应急排水设施。6、主斜井井底沉淀池主斜井井底已建成有沉淀池，有效容量为8m³，沉淀池内安装有小水泵，能满足主斜井井底排水的要求。主斜井井底涌水的排水系统：主斜井井底沉淀池→东三轨道巷水沟→东二轨道巷水沟→东一轨道巷水沟→＋620井底中央水仓，再通过管路经副斜井排至地面。3.3.3井底车场主要巷道及硐室的支护副斜井井底车场采用锚网喷支护。中央变电所、井底水仓、中央泵房、管子道均采用锚网喷支护。消防材料库、盘区变电所均采用锚网喷+锚索支护。爆破材料库采用混凝土砌碹支护。井底煤仓采用锚喷支护，应急水泵房、应急水仓采用料石砌碹支护。新增井底车场及硐室工程量见表3.3-l。表3.3-1新增井底车场及硐室工程量表序号巷道或硐室名称支护方式支护材料巷道长度(m)掘进体积(m³)备注一15号煤车场115号煤摘挂钩甩车场锚喷支护锚杆+网+喷射混凝土25442215号煤存车场锚喷支护锚杆+网+喷射混凝土45795.6315号煤甩车场的信号硐室锚喷支护锚杆+网+喷射混凝土216.64二620井底车场1620井底摘挂钩平车场锚喷支护锚杆+网+喷射混凝土25459.252620井底存车场锚喷支护锚杆+网+喷射混凝土901653.33620井底平车场的信号硐室锚喷支护锚杆+网+喷射混凝土218.284副井底联络巷（20°）锚喷支护锚杆+网+喷射混凝土73667.22三副斜井井底附近的硐室1中央变电所锚喷支护锚杆+网+喷射混凝土30609.002变电所通道锚喷支护锚杆+网+喷射混凝土40262.003中央水泵房锚喷支护锚杆+网+喷射混凝土30475.804水泵房通道锚喷支护锚杆+网+喷射混凝土20131.005管子道（25°）锚喷支护锚杆+网+喷射混凝土30255.986中央水仓锚喷支护锚杆+网+喷射混凝土1201416.007水仓通道锚喷支护锚杆+网+喷射混凝土15132.158吸水井混凝土砌碹素混凝土11.265.869吸水小井混凝土砌碹素混凝土5.618.0310配水巷混凝土砌碹素混凝土1545.15四其他硐室1爆破材料库混凝土砌碹素混凝土86425.72爆破材料库通路锚喷锚杆+网+喷射混凝土1969803爆破材料库回风道锚喷锚杆+网+喷射混凝土603004消防材料库锚喷锚杆+网+喷射混凝土35336.75Ⅸ一盘区变电所锚喷锚杆+网+喷射混凝土30366.66Ⅸ一盘区变电所通道锚喷锚杆+网+喷射混凝土30201.67Ⅸ一盘区避难硐室锚喷锚杆+网+喷射混凝土30366.68等候硐室锚喷锚杆+网+喷射混凝土35382.29急救硐室锚喷锚杆+网+喷射混凝土554.6合计108610877.26

第四章井下开采4.1盘区布置4.1.1首采盘区特征4.1.1.1首采盘区数目、位置选择矿井投产验收时，共布置1个盘区，即IX一盘区。首采盘区（IX一盘区）位于井田东部、主斜井井底附近。首采盘区为IX一盘区的理由如下：1、IX一盘区开采9号煤，初期工程量省，工期短，投资少，效益好。2、IX一盘区9号煤的平均厚度1.53m，在现有的技术装备条件下，布置一个9号煤回采工作面可满足矿井0.60Mt/a生产能力的要求。4.1.1.2首采盘区地质特征首采盘区为IX一盘区，东西长2.2km，南北长1.5km，开采9号煤层，煤层厚度平均1.53m。首采盘区开采9号煤层，地质构造简单，水文地质条件中等，煤尘无爆炸性，不易自燃，处于瓦斯风化带，瓦斯含量低，为低瓦斯区。4.1.1.3首采盘区资源/储量首采盘区（IX一盘区）开采9号煤层，资源/储量：地质资源量为495万t，工业资源/储量为472万t，设计资源/储量为384万t，设计可采储量为257.9万t。4.1.2盘区巷道布置4.1.2.1盘区巷道布置首采盘区为IX一盘区，矿井投产时直接在开拓大巷两侧布置9号煤层的回采工作面。首采盘区布置详见图4.1-1。矿井投产时布置的开拓大巷特征如下：1、东一轨道巷东一轨道巷（F1断层以西）：沿15号煤层顶板布置，为煤巷，矩形断面，锚喷支护，净宽4.0m，净高3.0m，净断面12.0m²，巷道内布置轨距600mm、轨型30kg/m的单轨。详见断面图4.1-2。东一轨道巷（F1断层以东）：沿9号煤层底板布置，为半煤岩巷，矩形断面，锚喷支护，净宽4.0m，净高2.5m，净断面10.0m²，巷道内布置轨距600mm、轨型30kg/m的单轨。详见断面图4.1-3。2、东二轨道巷、东三轨道巷东二轨道巷和东三轨道巷均为改造利用原苇町9号煤回风大巷，本次设计进行起底改造，铺设轨道。沿9号煤层底板布置，为半煤岩巷，矩形断面，锚喷支护，净宽3.4m，净高2.2m，净断面7.48m²，巷道内布置轨距600mm、轨型30kg/m的单轨。详见图断面4.1-4。3、东二胶带巷、东三胶带巷东二胶带巷、东三胶带巷均为直接利用原苇町9号煤胶带大巷，本次设计不改动巷道。两条巷道均沿9号煤层底板布置，为半煤岩巷，矩形断面，锚喷支护，净宽3.4m，净高2.2m，净断面7.48m²，东二胶带巷、东三胶带巷各布置一部带宽800mm的带式输送机进行煤炭运输。详见断面图4.1-5。4、井底总回风巷沿9号煤层底板布置，为半煤岩巷，矩形断面，锚喷支护，净宽4.8m，净高2.9m，净断面13.92m²，为专用回风巷。详见断面图4.1-6。5、东二回风巷刷大利用了原苇町9号煤轨道大巷297m，新掘375m，刷大段和新掘段均沿9号煤层底布置，为半煤岩巷，矩形断面，锚喷支护，净宽4.8m，净高2.9m，净断面13.92m²，为专用回风巷。详见断面图4.1-6~4.1-7。4.1.2.2采煤工作面布置矿井投产验收时，共布置1个9号煤综采工作面，工作面编号为Ⅸ1301工作面，位于主斜井井底附近、Ⅸ一盘区中部。Ⅸ1301工作面顺槽采用1进1回“U”型布置，其中，胶带进风顺槽进风，轨道回风顺槽回风。4.1.3盘区车场和硐室布置本矿井不设盘区车场，九一盘区利用副斜井井底+645水平甩车场、东一轨道巷、东二轨道巷、东三轨道巷、九一盘区轨道巷形成全盘区辅助运输系统。矿井投产时，在九一盘区设盘区变电所、九一盘区避难所等硐室，均布置在IX一盘区中部、主斜井井底附近，服务范围为首采盘区（IX一盘区）。九一盘区变电所长度30m，净宽4.5m，净高2.5m，布置在东三轨道巷与九一盘区回风一巷相交处南侧，设专用回风道独立通风。九一盘区避难所长度35m，净宽4.5m，净高2.5m，布置在东三胶带巷与东三轨道巷间的横川中，“I”型布置。第五章通风与安全专篇5.1瓦斯资源分析和瓦斯涌出量计算5.1.1瓦斯资源分析5.1.1.1瓦斯赋存状况根据《山西晋煤集团泽州天安苇町煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告》（简称《矿井瓦斯涌出量预测报告》），本矿井9号、15号煤瓦斯含量测试结果如下：9号煤：瓦斯成份中CH4占11.41～69.14%，N2占18.71～66.48%，CO2占4.88～39.93%。判定本矿井9号煤层埋深在小于132m的区域处于瓦斯风化带。9号煤瓦斯含量为1.5～4.2m³/t（见图6.1-1），残存瓦斯含量为1.95m³/t。15号煤：瓦斯成份中CH4占27.49～74.48%，N2占18.56～54.23%，CO2占5.39～27.49%。判定本矿井15号煤层埋深在小于136m的区域处于瓦斯风化带。15号煤瓦斯含量为2.2～4.6m³/t（见图6.1-2），残存瓦斯含量为2.10m³/t。5.1.1.2瓦斯含量梯度据《矿井瓦斯涌出量预测报告》，天安苇町煤业9号煤层瓦斯含量增长梯度为1.05m3/t/100m；15号煤层瓦斯含量增长梯度为1.10m3/t/100m。5.1.1.3矿井瓦斯等级根据整合前矿井瓦斯鉴定等级和本次兼并重组瓦斯涌出量预测结果，本矿井开采9号、15号煤层时为低瓦斯矿井。5.1.2瓦斯涌出量计算2011年6月，山西省煤炭工业局综合测试中心提交了《山西晋煤集团泽州天安苇町煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告》（简称矿井瓦斯涌出量预测报告），山西晋城无烟煤矿业集团有限公司以晋煤集通字【2011】687号文对其进行了批复。批复结果为：天安苇町煤业（60万t/a）开采9号煤层时，矿井瓦斯最大绝对涌出量为9.69m³/min，最大相对涌出量为7.68m³/t，属低瓦斯矿井；开采15号煤层时，矿井瓦斯最大绝对瓦斯涌出量为9.89m³/min，最大相对为瓦斯涌出量为7.84m³/t，属低瓦斯矿井。1、回采工作面瓦斯涌出量预测结果见表5.1-1表5.1-1回采工作面瓦斯涌出量预测结果煤层瓦斯含量（）日产量（）瓦斯涌出量开采层（）邻近层（）合计相对涌出量（m3/t）绝对涌出量（m3/min）9号4.2017272.642.234.875.8415号4.6017272.932.034.965.952、掘进工作面瓦斯涌出量预测结果见表5.1-2。表5.1-2掘进工作面瓦斯涌出量预测结果煤层煤厚（）瓦斯含量（）巷长掘进速度（）瓦斯涌出量（m3/min）煤壁落煤合计9号1.534.2010003000.020.160.1815号2.374.6010003000.030.160.193、采区瓦斯涌出量预测结果见表5.1-3。表5.1-3采区瓦斯涌出量预测结果煤层编号日产量采区瓦斯涌出量回采产量（）掘进采空区系数合计(m3/t)(m3/min)9号18184.8717270.361.256.147.7515号18184.9617270.381.256.277.914、矿井瓦斯涌出量预测结果见表5.1-4。表5.1-4矿井瓦斯涌出量预测煤层编号日产量矿井瓦斯涌出量生产采区已采采区系数合计(m3/t)(m3/min)9号18186.141.257.689.6915号18186.271.257.849.895.2矿井通风5.2.1矿井通风系统5.2.1.1通风方法及通风方式矿井通风方法为机械抽出式，通风方式为中央并列式。选用上述通风方式和通风系统具有如下优点：1、充分考虑了矿井的开拓方式、巷道布置、风井服务的最佳范围、采掘配置及衔接规划。2、中央分列式通风系统简单，风流稳定易于管理，风量均衡。3、风井位于井田中部，通风线路短、阻力小、有利于安全生产和节能降耗。5.2.1.2通风系统1、风井数量、服务范围及服务年限本矿井投产时共有4个井筒；其中：主斜井、副斜井、提人立井担负进风任务，回风斜井担负回风任务。4个井筒服务范围均为全矿井，服务年限均与矿井服务年限相同。2、采掘面通风根据盘区巷道布置和采煤方法，回采工作面和掘进面均为独立通风。（1）回采工作面通风方式：根据井下开采设计，工作面采用“一进一回”（U型）通风方式，其中：胶带进风顺槽进风，轨道回风顺槽回风。（2）综掘工作面通风方式：通风方式为局扇压入式。根据计算，每个综掘工作面选用2台型号为FBD-№5.6/2×11kW的矿用防爆压入式局部通风机，双风机双电源，一用一备，自动切换。3、硐室通风投产验收时期独立通风硐室为井下火药库、九一盘区变电所等硐室，设专用回风道与主要回风巷沟通，实行独立通风。其它机电硐室、辅助硐室均采用进风流并联通风方式。5.2.2矿井风量、风压及等积孔的计算本次设计依据《山西晋煤集团泽州天安苇町煤业有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告》，根据《煤矿通风能力核定标准（AQ1056-2008）》、《煤矿安全规程》和《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215-2005版)规定，对矿井的风量进行计算。5.2.2.1风量计算按井下同时工作的最多人数计算式中：Q矿—矿井需风量；N—井下同时工作最多人数，按交接班考虑150人；4—每人每分钟供风标准，m3/min；K—矿井通风系数。则：按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量计算：式中：—矿井总风量，m3/min；—回采工作面所需风量之和，m3/min；—备用工作面所需风量之和，m3/min；—掘进工作面所需风量之和，m3/min；—独立通风硐室所需风量之和，m3/min；—其它用风地点所需风量之和，m3/min；K—矿井通风系数。1、采煤工作面（1）按气象条件计算：式中：—采煤工作面的风速，根据《煤矿通风能力核定标准（AQ1056-2008）》，取1.0m/s。S—采煤工作面的平均有效断面积：—采煤工作面采高调整系数，取=1.0。—采煤工作面长度调整系数，取=1.2。则：（2）按工作面瓦斯涌出量计算工作面采用“U型”通风方式，计算需要稀释瓦斯的配风量：式中：—回采工作面风量，m3/min；—回采工作面绝对瓦斯涌出量m3/min，取回采工作面最大瓦斯涌出量5.95m3/min（详见表6.1-2）。—回采工作面瓦斯涌出不均匀系数，取1.5。则：（3）按工作面最多工作人数计算：式中：Q采—回采工作面需风量；m3/minN—回采工作面交接班时最多人数；40人4—每人每分钟供风标准；m3/min则：综上计算，回采工作面配风量应不小于892.5m3/min，本次设计回采工作面配风900m3/min（15m3/s）。（4）按风速验算：验算最小风量：则：验算最大风量：则：式中：—采煤工作面最大控顶有效断面积，m²；—采煤工作面最大控顶距，m；—采煤工作面实际采高，m；—采煤工作面最小控顶有效断面积，m²；—采煤工作面最小控顶距，m；0.25—采煤工作面允许的最小风速，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。67.5m³/min<900m³/min<936m³/min，因此，采煤工作面的配风量满足风速要求。回采工作面的风速为3.3~3.8m/s，顺槽风速为2.0m/s，符合安全规程要求。2、备用工作面按回采工作面配风量的二分之一计，配风量为480m³/min(8m³/s)，切眼风速0.6m/s。3、掘进工作面：（1）按瓦斯涌出量计算式中：Q掘—单个掘进工作面需风量，m3/min；q掘—掘进工作面瓦斯绝对涌出量，根据瓦斯涌出量预测，取最大值为0.19m3/min（详见表6.1-3）；K掘—瓦斯涌出不均衡系数，取1.6；则：（2）按掘进面最多工作人数计算式中：—掘进工作面需风量，m3/min；N—工作面交接班时最多人数，26人；4—每人每分钟供风标准，m3/min；K—通风系数，取1.25。则：（3）按安装局部通风机巷道需风量计算根据矿井开拓部署，顺槽掘进采用单巷综掘，掘进巷道最大长度1700m。安装局部通风机处巷道最低风速不小于0.25m/s（15m/min）。综掘工作面巷道的最大需风量：式中：Q掘—安装局部通风机地点巷道的需风量，m3/min；Q扇—局部通风机最大吸风量，根据上述计算，综掘工作面选用2台FBD-№5.6/2×11kW矿用防爆压入式对旋轴流局部通风机，吸风量为310~230m3/min，负压为1080-4100Pa。Ii—综掘工作面需要的局部通风机台数，取1；S—巷道断面，取回风大巷断面，为13.92m²。则：根据上述计算，综掘工作面巷道的配风量需大于518.8m3/min，考虑一定的富余量，取540m3/min（9m3/s）。（4）按风速验算：a）验算最小风量则：b）验算最大风量则：式中：—掘进工作面巷道的净断面积，取13.75m²。206.25m³/min≤540m³/min≤3000m³/min，因此，综掘工作面巷道的配风量满足风速要求。综掘面进、回风巷道内的风速为0.7m/s，符合安全规程要求。（5）掘进面总风量根据矿井采掘部署，矿井达到设计生产能力时，共布置2个综掘面，故矿井掘进工作面总风量：4、独立通风硐室通风计算井下独立通风硐室为井下爆炸材料库、采区变电所等，另外考虑2个辅助硐室，按4个独立通风硐室计算，每个硐室配风量为：180m3/min（3m3/s），则：。5、其它巷道通风计算根据本矿井具体条件，其它巷道通风按回采、掘进、硐室配风总和的10%进行计算：6、全矿井风量总计：综上计算，本矿井总风量应大于5247m