工作面开采设计

前百

一、矿井概况

1、位置

XXXXXXXXXXXX位于忻州市XXX西南XXX乡XXX村南，行政

区划属XXXXXX乡管辖。地理坐标：

东经112。01'32"〜112。03'31"北纬38。40’01"〜38。41'13"

根据2018年8月10日山西省国土资源厅颁发的XXXXXXXXXXXX

号采矿许可证（有效期自2018年8月10日至2020年8月10日），

XXXXXXXXXXXX井田范围由54个拐点坐标连线圈定（表1-1）。

井田整体呈不规则四边形，东西最长约0.80km,南北最宽约1.06km,

井田面积0.868km2。批准开采2、3号煤层，开采规模90万t/a。

2、交通概况

交通较为便利。（详见交通位置图12）。

图1-2交通位置图

二、设计的主要依据

1.山西省煤炭工业厅以晋煤办基发[2010]1027号文批复《XXXXXXXXXXXX矿井兼

并重组整合项目初步设计》，批准时间2010年9月14Ho

2.山西煤矿安全监察局以晋煤监安字【2010】494号文批复《XXXXXXXXXXXX矿井兼

并重组整合项目初步设计安全专篇》，批准时间2010年10月8日。

3.山西省煤炭工业厅以晋煤办基发[2010]1560号文批复《关于XXXXXXXXXXXX矿

井兼并重组整合项目开工建设的批复》，批准时间2010年11月25日，建设工期27个

月。

4.2012年11月5日山西省煤炭工业厅对《XXXXXXXXXXXX矿井兼并重组整合项目

初步设计变更》的批复。

5.2012年11月22日山西煤矿安全监察局《XXXXXXXXXXXX矿井兼并重组整合项目

安全设施设计变更》的批复。

6.山西省煤炭工业厅以晋煤办基发（2013）621号《关于XXXXXXXXXXXX矿井兼并重

组整合项目联合试运转的批复》，同意XXXXXXXXXXXX矿井兼并重组整合项目从2013年4

月27日正式进入联合试运转，联合试运转期限6个月，至2013年10月27日前结束。

7.《中华人民共和国安全生产法》、《矿山安全法》、《煤矿安全监察条例》等有关法

律、法规。《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》等有关规程、规范及规定或细

则。

8.UXXXXXXXXXXX地面综合物探成果报告》，XXX煤炭工业局以宁煤发（2014）39

号文批复通过；

9.UXXXXXXXXXXX矿井水文地质类型划分报告》，XXX煤炭工业局/p>

备案编号予以备案；

10.UXXXXXXXXXXX关于XXXXXXXXXXXX2016年度瓦斯等级鉴定报告的批复》，由

XXXXXXXXXXXX以钳盛集团（2016）113号文批复通过；

11.《XXXXXXXXXXXX矿井水患补充调查报告》，由XXXXXXXXXXXX以银盛集团（2016）

136号文批复通过；

12.UXXXXXXXXXXX生产地质报告》（旧采矿证2.7856kn?）,由XXXXXXXXXXXX

以银盛集团[2017]32号文批复通过；根据2019年3月30日XXXXXXXXXXXX关于

《XXXXXXXXXXXX矿井生产地质报告》（新采矿证0.868101?）的批复（银盛集团（2019）

30号）

13.UXXXXXXXXXXX2107工作面回采地质说明书》，由XXXXXXXXXXXX以银盛集团

[2017]75号文批复通过；

14.设计文件编制应用的有关规程规范：

1）《煤炭工业矿井工程建设项目设计文件编制标准》GB/T50554-2010；

2）《煤炭工业矿井设计规范》GB50215-2005；

3）《煤矿安全规程》，2011年版：

4）《煤矿综采采区设计规范》GB50536-2009；

5）《煤矿立井井筒及碉室设计规范》GB50384-2007；

6）《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》GB50471-2008；

7）《煤、泥炭地质勘查规范》DZ/T0215-2002；

8）《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》等。

15.山西省煤炭厅文件晋煤办基发[2012]505号关于印发《山西省煤矿建设标准》的

通知。

16.国家颁布的其它有关煤炭工业现行的强制性条文及法律法规、规程、标准等。

三、设计的指导思想及主要特点

㈠设计指导思想：

积极贯彻执行党和国家煤炭工业的各项方针、政策，坚持以经济效益为中心，以安

全生产为根本，对放顶煤工作面可能发生的灾害进行综合治理，把不安全的因素消除在

萌芽状态。结合矿井现有生产实际，进一步合理优化放顶煤回采工作面巷道布置，选择

合理的放顶煤生产工艺，从生产系统上为工作面安全生产创造条件。

㈡设计主要特点：

1.由于2号煤层煤层赋存稳定，采煤机采用端部割三角煤斜切进刀、往返一次割

两刀的割煤方式，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤。在采煤机截割煤的同时，利用滚筒螺

旋齿片和弧型挡煤板自动将煤装到工作面刮板输送机，余煤由铲煤板随移溜铲入刮板输

送机，放顶煤时落煤自装，少量煤由人工铲子擅装到刮板输送机内。

2.本次设计在2号煤层一采区布置两个长壁综采一次采全高工作面（2107大面综采

工作面、2107小面综采工作面）。全矿井采用“三八制”作业方式，即二班生产，一班

检修，生产班6小时出煤。

3.由于本矿2号煤层均属自燃煤层，自燃发火期88天，小于回采工作面回采期，

存在自燃发火危险，故本设计采用束管检测系统检测发火情况，采用喷洒阻化剂、注射

凝胶、灌浆等多种防灭火系统确保安全。

四、存在的主要问题及建议

1.为确保矿井安全生产，加强通风管理，以减少工作面漏风，提高工作面回采率,

加快工作面推进速度，加强火灾的预测预报，工作面结束后及时封闭等防火措施。

2.煤壁的稳定性较差，尤其是煤层松软处会造成煤壁片帮冒顶的可能性。为了保

证煤壁稳定性支架需加设片帮装置。

3.由于本矿2号煤层属自燃煤层，自燃发火期88天，小于回采工作面回采期，存

在自燃发火危险，在回采过程中应加强监测，提前发现自燃发火征兆，及时采取相应防

灭火措施。

第一章采区概况及地质特征

第一节矿井概况

一、矿井四邻关系

XXXXXXXXXXXX井田北部原为山西XX开源新景有限责任公司（原XX3#煤坑），北东部

和东南部为XXXX有限责任公司，南西部原为山西XXXXX煤矿有限公司，西部为煤层露

头。山西XX开源新景有限责任公司被山西XXXX有限责任公司兼并重组整合。与相邻煤

矿留设20米保安煤柱（见四邻关系图1-3）

1-3四邻关系图

根据2107回采地质说明书，2107综采工作面位于我矿一采区+1340m水平；地面位

置：本工作面井下位于井田东翼，与XX相邻。井田边界都留有保安煤柱并且均未越界

开采，该工作面北东部是采空区；东南部是以回采完毕的2106工作面。回采工作面对

应地表为山西西北部黄土高原中一低山区地形，地表冲刷沟较多，地表标高在

+1570—+1680m之间，工作面煤层底板标高在+1340m—+1420m之间，煤层埋藏深度约

为230m-260m,地表无水体及建筑物。

井下位置及四邻采掘情况：东北与XX相邻并各留设20米保安煤柱、东南为2106

工作面、西北为为本矿旧采空区、西南为本矿旧采空区。

二、开拓方式

矿井采用斜井开拓方式，主斜井担负出煤、进风任务，副斜井担负下料、上下人、

进风任务，回风立井担负回风任务。主斜井、副斜井和回风立井位于工业场地内，三个

井筒均服务于整个井田所有煤层。矿井通风为“二进一回”，即副斜井和主斜井进风，

回风立井担负全矿井回风。

开拓主、副、风井基本情况一览表表『4

井口坐标（3度带）巷道规格（m）落底位置

方位角倾角

井口名称所在高程

XYH（°）（。）断面长宽高

矿体（m）

主斜井4282823.57237590361.1581532.2134024。30,10.603733.83.23号煤1378.764

4

副斜井4282892.31637590236.4721538.6129°25°13.982203.93.92号煤1420.00

回风立井4282813.38237590183.8711545.58290°15.92404>4.53号煤1305.582

三、水平划分

矿井现批准开采2号、3号煤层，2号煤层在本井田范围内为全区赋存稳定的厚煤

层。3号煤层在本井田范围内为全区稳定可采中厚煤层，两煤层平均间距36m。设计确

定分两个水平开采全井田，即2号煤层为一水平，3号煤层为二水平。矿井目前的主要

开采2号煤层。

四、大巷布置

2号煤层开拓巷道采用三巷制，设计共布置三条开拓巷道（即胶带下山、轨道下山

和回风下山）完成全井田范围内2号煤层的开拓，轨道下山与胶带下山沿煤层底板布置,

间距30m,回风下山沿煤层顶板布置，与胶带下山间距30m。2号煤胶带下山通过煤仓与

主斜井连接；2号煤轨道下山通过车场绕道及井底车场巷道与副斜井连接；2号煤回风

下山通过总回风大巷与回风立井连接，形成了2号煤开采时的主、辅运输、通风、排水

系统。

矿井在副斜井井底及其附近设有中央变电所、主水泵房、主副水仓、永久避难嗣室、

消防材料库及井底煤仓等碉室，在一采区设有采区变电所等洞室。

五、采区布置

1.移交生产和达到设计能力时的采区数目：

矿井移交生产时2号煤层布置1个采区（即一采区）。

2.开采顺序：

根据开拓部署，矿井采用下行开采。井田内煤层采区的开采顺序为前进式，按采区

编号顺序进行开采。采区内回采工作面采用后退式回采。

3.采区划分及接替顺序：

⑴采区划分

根据开拓布置，矿井2号煤层一水平划分为一个采区。3号煤层二水平也划分为一

个采区。

根据开拓部署，矿井采用下行开采。井田内以可采煤层由上到下开采顺序为前进式,

按采区编号顺序进行开采。采区内回采工作面采用后退式回采。

⑵采区开采顺序

5

一采区回采具体的开采顺序为：

一采区：2107小面回采工作面一2107大面回采工作面。

六、开采现状

矿井现采用“一井、一区、一面”模式生产，矿井布置1个一采区，根据2018年8

月10日山西省国土资源厅颁发的XXXXXXXXXXXX号采矿许可证，本矿井田边界发生变化，

在新井田边界范围内可布置两个工作面（2107小面回采工作面、2107大面回采工作面）。

截至2018年12月31日，井田内2号煤层一采区现可采范围估算两个工作面共保有储

量65.14万t,均为探明的经济基础储量（111b）。

七、生产系统

（一）通风系统

目前矿井为“两进一回”的中央并列式通风系统。其中主斜井、副斜井担负进风任

务，回风立井担负矿井总回风任务。通风方法为抽出式。回风井安装有两台型号为FBCDZ

-8-No26/2X355型防爆对旋轴流式通风机，转速740r/min,风量4260—11280m7min,

负压1160—3900pa,额定电机转速740r/min,额定电机功率2义355kw,额定电压10Kv,

额定电流35.5A,风叶角度：45。/40°/35°,每台风机配套2台YBF630sl—8型355kW

的矿用隔爆三项异步电动机，电动机电压10KV,主风机配电设备为KYN28T2型中置移

开式高压开关柜。每台风机入口前配带蝶形阀门。风机启动方式为直接启动，启动设备

KYN28T2型中置移开式高压开关柜，双回路人工手动投入电源。反风形式为通过电机反

转反风。

1、通风机的工况点

通风网络阻力系数：

R=公=R:忆…]

20.220.24

则矿井在困难时期和容易时期通风网络特性曲线方程分别为：

H*=R“&=O.2Q2

H,®=R3Q=o24Q2

根据FBCDZ54-8—No26风机的性能曲线图（见图621）,确定风机工况点如下：

3

通风容易时期：QM,=108m/s,HM|=2332.8Pa,T]MI=83%,叶片角度。=39。/27。

3

通风困难时期：QM2=105m/s,HM2=2646Pa,r|M2=81%,叶片角度。=39。/27。

6

3

反风容易时期：QM3=87m/s,HM3=1513.8Pa,r|M3=70%

反风困难时期：QM2=83n?/s,HM2=1653.36Pa,r|M2=70%

2、电机功率

容易时期：N1=KQM1HM1/（1000币）=394.6kW

困难时期：N2=KQM2HM2/（l000n2）=445.9kW（K取1.3）

反风容易时期：N3=KQM3HM3/（l000r|3）=244.59kW

反风困难时期：N4=KQM4HM4/（l000r|4）=254.85kW

按困难时期配置电动机,每台风机配套2台YBF560s2-8型355kW矿用隔爆型电动

机，额定电压10kV。

为通风容易时期矿井通风阻力为1752.09Pa,通风困难时期井巷摩擦阻力为

2416.17Pao通风容易时期等积孔为3.04nA困难时期等积孔为2.59m）均属于容易通

风。

表1-1-1XXXXXXXXXXXX初步设计中矿井风量、负压、等积孔表

风量(m3/s)

序号井筒名称负压（Pa）等积孔（Itf）备注

进风回风

1主斜井35-

2副斜井72-

3回风立井-107

1071071752.093.04

4全矿井

1071072416.172.59

安装一套KFJ型风机在线监测系统，该系统可对风机的压力、风量、振动、温度以

及电量等工作状态进行在线监测；并具有远程控制、故障诊断、超限报警及网络传输功

能。

（二）瓦斯、煤尘爆炸防治系统

根据山西省煤炭工业厅综合测试中心，晋煤检（2018）0603-MB-H2086号鉴定报告，

本矿2号煤尘具有煤尘爆炸性。

目前，矿井总进风量4942m3/min,2107回风顺槽掘进工作面供风量479m7min,2107

运输顺槽掘进工作面供风量479m'/min。本矿绝对瓦斯涌出量为2.48m3/min,2107综采

一次采全高工作面绝对瓦斯涌出量合计L84m3/min。充足的风量、合理的风速有效的稀

释和排除了生产过程中产生的粉尘和瓦斯。本矿的掘进工作面均实行局部通风机压入式

通风。采掘工作面的回风直接引入回风下山，实行独立通风。

（三）综合防尘、防治水及防灭火系统

7

1.综合防尘

XXXXXXXXXXXX煤尘具有爆炸性，矿尘危害比较大。我矿采取了有效的防尘降尘措施。

矿井灭尘系统采用静压供水，地面高位水池(V=2X300m3)铺设①159X4无缝钢管由

副斜井引入井下，沿大巷成枝状布置，在管路超压的地点，采用减压阀减压，以满足井

下各用水地点水量及水压的要求。在设有供水管网的各条大巷及顺槽每隔50m安装一个

三通变径接头，在2107运输顺槽、回风顺槽每隔200m安装一个压风供水自救装置，并

且在每套压风自救装置旁边的供水管网上设置一个DN25的供水阀门，安装一部电话。

在永久避难洞室接入支管供水。确保当灾变发生时，遇险人员可在避难所内有安全充足

的水源供给。主斜井、副斜井、回风立井、主要进回风道、采煤工作面上下顺槽按设有

消防降尘洒水管路，定期清扫巷道；采煤机安装内、外喷雾装置；煤流的各装载点、转

载点都进行了喷雾洒水。地面生产系统在煤炭转载、筛分、落煤点以及其它容易产生煤

尘的地点按要求安装喷雾洒水装置。井上、下产尘地点作业人员佩戴了防尘口罩，搞好

个人防护。

2.防治水

据井下实测的资料，2018年矿井一采区正常涌水量为16.53n?/h,最大涌水量为

20.86m3/h,

⑴中央水泵房排水设备

中央水泵房设在副斜井井底车场附近，标高：+1422mo中央水泵房设主、副两个水

仓，总有效容积950m3。水泵房为双回路供电系统。主排水泵3台，1台运行，1台备用，

1台检修。水泵型号为MD85-45X5型矿用多级离心泵。水泵流量：85m3/h,扬程：225m,

配用电动机功率90k肌电压为660V,水泵房设三台QJZ-200/660型矿用隔爆型电磁起

动器作为水泵的起动装置。启动方式为直接启动，敷设有中133X4无缝钢管排水管路两

趟，矿井水由中央水泵房经副斜井排至地面沉淀池处理。矿井正常涌水时1台工作，达

到最大涌水量时2台同时运行。排水高度Hp=150m。(含井口至井下水处理站高差)

管道特性曲线及工况点

(1)允许吸水高度

(LyV2

H“，x=4片+工&-^―=

吸水管阻力损失：I512g0.47m

8

式中Xx一一吸水管阻力系数，取0.0332；

Lx---吸水管长，取5m；

Xsx——局部阻力系数之和，取4m；

（2）排水管阻力损失

LV2V2

H”pDp2g乙P2g

排水管阻力损失:15.07m

式中Xp——排水管阻力系数，取0.0352；

Lp---排水管长，取260m；

XsP——局部阻力系数之和，取7m。

（3）水泵所需总扬程及管道阻力系数

2

前期需总扬程：H,=Hp+Hx+Hwx+Hwp+Vp/2g=169.17m

H-H-H

&----t---j-----x=

前期管道阻力系数：Q-0.00211

（V2、

“2=（%+乩）+1.7%+=

后期水泵所需总扬程：1gJ179.38m

H-H-H

R，=--2----；-----X=

后期管道阻力系数：00.0036

4、管道特性方程及特性曲线，确定工况

前期管道特性方程：="。+兄+、。2=155+0.0021IQ?

.乩

I=-----二

前期验算水泵级数：32.52,取i=3级。

后期管道特性方程：入=%+乩+=I55+0.0036Q2

后期验算水泵级数：Hk2.68,取i=3级。

选取水泵级数为3级,将曲线方程置于所选水泵的单级性能曲线上可得水泵工作点:

流量Qi=94m3/h,扬程H]=172.08m,效率口=65%,必需汽蚀余量HNP=3.2HI

流量Q2=89n?/h,扬程H2E81.96m,效率m=68%,必需汽蚀余量HNP=3.1IB

前期允许吸水高度：

/=""一”,一”、％=4.19m

后期允许吸水高度:

9

小"4一4-%-4”4.29m

式中一”，为水泵汽蚀余量，Hs=HNP+0.5；

一”“为大气压力水头，取8.6m；

—”,为20℃时的饱和蒸汽压力水头，取0.24m；

（2）采区水泵房排水设备

采区水泵房设在井田边界下部附近，标高：+H90mo采区水泵房设主、副两个水

仓，总有效容积950m3。水泵房为双回路供电系统。主排水泵3台，1台运行，1台备用，

1台检修。MD85—67X6型多级离心水泵3台，额定流量为85m，/h,额定扬程为402m；

配用YB型防爆电机，电压660V,功率200kW,转速2950r/min。正常涌水及最大涌水量

时均为1台工作，1台备用，1台检修。排水管选用①133X4型无缝钢管，壁厚6=4mm,

吸水管选用中159X4.5型无缝钢管，壁厚6=4.5mm。排水管路沿轨道巷敷设2趟。正

常涌水及最大涌水时均为1趟工作，1趟备用。水泵房设三台QJR16-400/1140型矿用隔

爆型软起动器作为水泵的起动装置。启动方式为软起启动，矿井水由中央水泵房经副斜

井排至地面沉淀池处理。矿井正常涌水时1台工作，达到最大涌水量时2台同时运行。

排水高度Hp=350mo（含井口至井下水处理站高差）

管道特性方程、特性曲线及工况点

前期管道特性方程：乩=N0=265+0.006IQ?

I-----=

前期验算水泵级数：儿4.61,取i=5级。

后期管道特性方程："2+乩=265+0.01Q2

I.=-%---=

后期验算水泵级数：45.03,取i=6级。

选取水泵级数为6级,将曲线方程置于所选水泵的单级性能曲线上可得水泵工作点:

流量Qi=100.05m3/h,扬程H|=324.5m,效率口=65%,必需汽蚀余量HNP=3.1m

流量Q2=92n?/h,扬程H2=348.08m,效率1^=68%,必需汽蚀余量HNP=3.05m

前期允许吸水高度：

后期允许吸水高度：

“2x=-Hv—Hs—=4.34m

10

式中一凡为水泵汽蚀余量，Wv=HNP+0.5；

—从为大气压力水头，取8.6m；

一人为20℃时的饱和蒸汽压力水头，取0.24m；

（3）工作面排水设备

本矿在回采工作面形成后，涌水采用两台（一台使用，一台备用）型号为

BQW12.5-100/5-7.5/N型号水泵排水。

在井田边界、大巷、采（古）空区及含水体周围均留设了防水安全煤柱。回采工作面

实行探放水制度，接近含水体或井下发现可能透水预兆时，由技术人员根据已编制的探

放水设计，进行探放水工作。在接近旧巷、采（古）空区、断层或其他可能突水段时，进

行探放水。回采工作面配置了探放水设备，执行“预测预报、探掘分离、有掘必探，先

探后掘，先治后采”的探放水方针。

3.防灭火系统

根据山西省煤炭工业厅综合测试中心，2018年12月29日对2号煤层所作的“煤自

燃倾向性检测报告”，2号煤层吸氧量0.66cn?/g,煤的自燃倾向性等级为H类，自然倾

向性为自燃煤层。

根据山西省煤炭工业厅综合测试中心，2017年8月2日出具的本矿侏罗纪2号煤尘

煤样最短自然发火期试验报告，本矿侏罗纪2号煤尘最短自然发火期天数为88天。

目前井田范围内未发现火区，无煤层自燃现象。因此，在今后开拓生产中应及时清

理浮煤、易燃物质，做好密闭工作，以防发生煤层自燃现象。

（l）KYSC—1型束管采样系统

该系统既具有原束管系统的功能，又克服了原束管系统的一些不足。系统经济适用，

维护方便，适用于中小型矿井自然发火的预测预报，也适用于大型矿井高产高效工作面

的自然发火预测预报及火灾治理过程中火灾信息的连续检测。同时，利用矿井安全监测

监控系统，在采煤工作面等容易发生煤层自然发火的地点设置一氧化碳和温度传感器，

做好煤层自然发火的预测预报工作。

⑵防灭火方法

我矿2号煤层属于自燃煤层，采用综采一次采全高采煤方法，日推进度4.8m,2107

小面综采工作面可采长度200m、2107大面综采工作面可采长度570米，工作面正规循

环率为0.80m,2个工作面需0.73年方可推完，2号煤属于自燃煤层，自燃发火期88

天。根据我矿特点及防灭火经验，矿井具有完善的自燃火灾防治系统及措施：主要配置

11

KYSC-1型矿井束管采样系统、GC—950N型火灾气体色谱分析系统对煤层自然发火进行

采样监测；

我矿现采用以采空区灌浆防灭火系统为主、喷洒阻化剂及注凝胶防灭火系统为辅的

综合防灭火方法。

（四）监测监控系统

本矿选用了国产KJ90NA型矿井安全监测监控系统。布置8个KJ90NA-F2型智能分

站，QBZ-80/SF型风电、瓦斯闭锁4套。整个监测监控系统由地面主站、井下传感器、

传输电缆、监控系统软件组成。甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范

围以及各类传感器的安装数量见下表：

表1-1-3甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围表

甲烷传感器设置地点报警浓度断电浓度复电浓度断电范围数量

采煤工作面NO.8%CH42L2%CH4<0.8%CII4工作面及回风巷非本安设备5

采煤机（采煤机配）20.8%CH42%CH4<0.8%CH4采煤机电源

掘进工作面回风流中20.8%CH420.8%CH4<0.8%CH4掘进工作面非本安设备3

总回、采区回风巷20.8%CH42L2%CH4<0.8%CH44

胶带大巷机头20.8%CH421.2%CH4<0.8%CH4非本安型设备2

12

表1~1-4各类传感器数量统计表

传感器种类传感器数量符号传感器种类传感器数量符号

瓦斯传感器22CH.,一氧化碳7co

温度传感器8T风速传感器6V

负压传感器2P水位传感器3S

开停传感器18KT二氧化碳传感器3C02

(五)供电系统

XXXXXXXXXXXX地面已建设有一座35kV变电站，矿井供电电源分别引至两回35kV

电源分别取自东寨llOkV变电站和化北屯llOkV变电站35kV母线，两回35kV线路一用

一备，导线型号均为LGJ—95mm2钢芯铝绞线，供电线路长度分别为20Km和9Km；

1.地面主井变电所：

矿井工业场地新建有一座35kV变电所。考虑到矿井以后的发展，主变压器选用

SZ10-5000/35/10.5有载调压变压器2台，电压为35±2.5%/10kV,联接组标号为Y/A

-IE正常情况下主变压器1台工作，1台备用。

地面风机房双回路电源电源引自地面35KV变电站不同母线段,供电线路选用TMY-3

X(50X5)高压电缆，设KYN28A-12(Z)配电柜11台，为主要通风机供电。

2.井下变电所：

⑴井下电力负荷

根据井下负荷统计结果，井下设备安装总容量：4495.3kW,运行设备总容量

4157.3kW,有功功率为2727.49kW,视在功率为3834.lkVA0

⑵井下电缆：

两回10kV下井电缆采用2趟交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆

2

MYJV22-8.7/10-3X185mm长830m,引自矿井地面35kV变电所10kV母线不同母线段，

沿主斜井井筒敷设至井下主变电所。两回线路，当一回故障时，另一回仍能保证井下全

部负荷用电。

一采区变电所两趟电源均引自中央变电所，采用2趟YJVk8.7/10-3X120mnr'型矿

用交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆，长度380m。

一采区变电所至移动变电站的电缆采用MYPTJ-6/10矿用移动金属屏蔽监视型橡套

软电缆；采煤机及工作面刮板运输机、乳化液泵站采用MCP-O.66/1.14型屏蔽橡套软专

用电缆供电，掘进机采用MYP-O.66/1.14型矿用屏蔽移动橡套软电缆供电；其余设备采

用MY-O.38/0.66型矿用移动橡套阻燃屏蔽电缆；；井下照明采用MYQ-O.3/0.5型矿用移

13

动轻型橡套软电缆供电。

⑶井下变电所供电系统和采掘工作面配电

根据矿井井下负荷分布状况及采掘机械设备配备，井下设有1座中央变电所和1座

一采区变电所。

中央变电所内10kV、0.69kV母线接线方式均采用单母线分段，设置9台BGPT0高压

真空配电装置，KBZ矿用隔爆型真空馈电开关10台（带选择性漏电保护）及1台

KBSG-315/1010/0.69矿用隔爆型干式变压器。中央变电所以660V向井底车场及运输和

辅助运输大巷的低压负荷供电，以10kV向主排水泵和一采区变电所供电。

一采区变电所设置3台矿用隔爆型干式变压器，其中一台型号为KBSG-200/10

10/0.69为局部通风机的专用变压器，一台型号为KBSG-500/1010/0.69向胶带下山和

工作面运输供电，一台型号为KBSG-250/1010/0.69向一采区回风顺槽供电。一采区

变电所以10kV向运输顺槽和回风顺槽掘进工作面的移动变压器供电，其中2107运输顺

槽布置有二台移动变电站KSBGZY950-10/1.14,为工作面供电，低压为1、2号线路，1

号线路负荷有采煤机、前刮板机，转载机；2号线路负荷有后刮板机、破碎机、乳化泵、

喷雾泵、水泵、绞车、信号照明综保；工作面用电由采区变电所供电。高压电缆选MYPJ3

X70+1X25/3X2,5型。

掘进工作面二台移变分别为供运输顺槽掘进一台，供回风顺槽掘进一台。运输顺槽

掘进和回风顺槽掘进分别选用1台KBSGZY-630/1010/0.69kV矿用隔爆型移动变压器。

回采工作面的采煤机、刮板输送机、乳化液泵站供电电压为1140V,其余设备供电

电压为660V；掘进工作面设备供电电压为1140/660V；其中照明供电电压为127V。

在10kV侧设MSVC磁控电抗器成套集中无功补偿装置2套，室外布置，对谐波污染

进行治理，通过其消谐、稳压功能，改善电网质量。

3.水源地及爆破材料库等分散负荷的配电

水源地及爆破材料库等分散负荷的配电应接至就近配电点，主井工业场区生活区东

部有一口深井，电源取至10kV变电所，距离该变电所380m,水泵房电机功率125kW,

采用水泵供水。爆炸材料库设独立避雷针1只，接地电阻不大于10Qo爆炸材料库照明

电源取自地面动照网，灯具，开关为防爆型。

（六）提升、运输系统

1.主提升系统

主斜井现有DTL100/19.6/160型带式输送机带式输送机，输送高度H=261m,

14

B=1000mm,V=2.Om/s,N=160kW,L=533m,6=25°,Q=196t/h,ST2000型钢绳芯输送带,

额定拉断力Sn=2.0X106N；配用电机:YBPT355M1-4,N=160kW,2台，660/1140Vo

主斜井带式输送机采用PLC带式输送机集中控制系统：主要功能有系统监测功能、

皮带监测保护功能、报警显示功能和数据通讯功能，内置了胶带跑偏保护，胶带接头强

度监测，速度打滑保护，急停拉线开关闭锁，胶带纵向撕裂保护，漏斗煤堆及满仓保护,

烟雾保护，滚筒温度监测，胶带火灾监测，自动洒水、灭火、除尘，输送带张力下降保

护，电机过载，超温，煤流监测，起动停车预报及警告信号。调度系统可通过地面上位

机对整个系统的运行进行监控，及时了解带式输送机的运行情况及故障报警位置。

主斜井带式输送机技术特征见表6-1-1。

表6-1-1主斜井带式输送机技术参数及特征表

一

序

号项目单位主斜井带式输送机

.

1运输量t/hQ=196

2运输物料原煤（0-300mm）

3散密度t/m3r=0.9

4带宽mmB=1000

5带速m/sV=2.5

6输送机倾角度a=24.5。

7输送距离mL=321

8输送机提升高度mH=133.1

9驱动方式单滚筒驱动单驱动单元（液体粘性软起动）

10最大张力NF]=85638.4

11逆止力矩N.m23965

12制动力矩N.m1580

13驱动滚筒］直径mm1000

钢丝绳芯胶带宽度mmB=1000

14

MT668-2008带强N/mmST630

型号YB2-315L2-4

15电动机功率kWN=160

电压V380

型号SEWM3PSF60

16减速机

速比ii=31.5

液体粘性软起型号YNRQD250

17

动装置转速r/minn=1500

液压绞车型号ZYL500J-01-100F=1OOkN

18

自动拉紧装置功率kWN=5.5+5.5kW（隔爆）

型号BYWZ5-400/121

19制动器

功率N=330W

20逆止器型号DSN050

21安全系数SA=7.4

22型号DTL100/19.6/160

主提升皮带机启动方式为液体粘性软起动装置，起动设备为YNRQD250,运行方式为

15

自动集控。主斜井利用现有设备即可满足矿井0.90Mt/a的运输能力要求。

2.副斜井辅助提升

副斜井装备选用3台DLZ110F型矿用柴油动力单轨吊机车,K-22/8G型单轨吊人车。

担负全矿井肝石、材料设备、运人的运输任务。自2011年9月运行以来，安全平稳，

符合《煤矿安全规程》的相关规定。

3.井下辅助运输

2#煤层胶带大巷采用一部带式输送机运输，带式输送机型号为DTL100/65/2X355

型，带宽1000mm,带速3.15m/s,运输量650t/h,配套电动机型号分部为YB2-450M2-4,

电动机功率2X355KW。皮带机启动方式为液体粘性软起动装置，起动设备为YNRQD350,

运行方式为自动集控。采用PLC带式输送机集中控制系统：主要功能有系统监测功能、

皮带监测保护功能、报警显示功能和数据通讯功能，内置了胶带跑偏保护，胶带接头强

度监测，速度打滑保护，急停拉线开关闭锁，胶带纵向撕裂保护，漏斗煤堆及满仓保护,

烟雾保护，滚筒温度监测，胶带火灾监测，自动洒水、灭火、除尘，输送带张力下降保

护，电机过载，超温，煤流监测，起动停车预报及警告信号。2#煤层轨道大巷采用

DLE110F4+3型矿用柴油动力单轨吊车辅助运输，最大牵引速度7.2Km/h,最大牵引力

60KN,配套柴油机功率81KW0

2107运输巷采用一部DTL—30.0/125型带式输送机运输,带式输送机带宽1000mm,

带速3.5m/s,运输量300t/h,配套电动机型号为YBK2—125,电动机功率125K肌2107

运输顺槽转载机型号为SZB—764/110型，配套电动机功率为llOKWo

2107运输下山采用一部DSJ—30.0/2X160型带式输送机运输，带式输送机带宽

1000mm,带速3.5m/s,运输量300t/h,配套电动机型号为YBK2—160,电动机功率2X

160KWo

2107运输顺槽采用一部DTL—30.0/2X250型带式输送机运输，带式输送机带宽

1000mm,带速3.5m/s,运输量300t/h,配套电动机型号为YBK2—250,电动机功率2X

250KWo2107运输顺槽转载机型号为SZB—764/110型，配套电动机功率为110KW。2107

运输顺槽破碎机型号为PCM110型，配套电动机功率为HOKWo2107工作面采用刮板输

送机运输，刮板输送机型号为SGZ-764/320,配套电动机功率为2X160KW。2107工作面

后部刮板输送机运输，刮板输送机型号为SGZ-764/320,配套电动机功率为2X160KW。

辅助运输系统：副斜井（单轨吊）一副斜井车场一轨道下山一2107运输巷一2107运

输下山f2107回风顺槽、2107运输顺槽f工作面。

16

入井人员：副斜井（单轨吊人车）f副斜井车场f轨道下山一2107运输巷一2107运

输下山一2107回风顺槽、2107运输顺槽一工作面。

（七）通信系统、装备、器材及自救器

1.通信系统

矿井通信系统采用行政与调度合一的通讯系统，利用现有SW-2000D型程控交换机,

容量256门，作为矿井井上下通信主机，在地面各主要科室、主斜井井口皮带机头房房、

副斜井绞车房、井口检身房、主要通风机房、地面35kV变电所、主副井10/0.4kV变电

所、办公室等处装有HA01型按键电话。井下电话为HAKT本安型。下井两条20对矿

用通讯电缆，由地面生产调度总机分别由主副斜井敷设至井下井底车场矿用本安型交接

箱，分别引自采掘工作面、主排水泵房、主变电所，井底车场、消防材料库、皮带机头

及绞车碉室。其中主扇风机房、矿井35KV变电站、地面10KV变电站、井下中央变电所、

水泵房采煤工作面、井底煤仓上下口、井口房等重要场所与调度室设有直通电话。

另外矿井安装了一套KTK133A煤矿扩音通信广播系统和KT105A无线通讯系统，通过

专用接口接入生产调度通讯系统，矿井各矿长、职能机构管理人员及重要岗位人员均配

备了KT105A本安型手机，井下作业人员可随时随地与调度室、相关职能机构进行联络

通话。各主要巷道交汇点、作业人员集中处及作业地点均安装了音箱和无线通讯系统基

站。

中国移动和中国联通信号覆盖矿区。

地面移动通信：利用当地移动、联通分公司通信网，为地面生产管理、消防、救护、

运销、基建等专用调度人员配备手机，实现相关部门间移动通信，也可以作为应急通信。

井下通讯：下井通迅电缆由主斜井入井，井下设两回通讯电缆，并在井下作复接，

电缆采用MHYBV煤矿用聚乙烯绝缘聚氯乙烯护套通讯电缆，当任一条下井通讯电缆出现

故障时，可迅速转接并保证井下主要电话用户的通讯。

2.安全装备及器材

XXXXXXXXXXXX采用KJ90NA型安全监控系统，对井下的瓦斯、一氧化碳、风量、风

速、温度、水仓的水位等进行监控监测；入井人员的统计监测采用KJ69J型井下作业人

员管理系统，对入井人员的人数、入井时间、升井时间统计监测，可随时掌握井下的人

数。

3.矿灯及自救器

XXXXXXXXXXXX配备KJ3LM（A）型冷光源安全型矿灯，数量430台，矿灯充电架为KJ

17

矿灯充电架6台。该型号的矿灯为国家煤矿安全监察局以煤安监监字[2005]30号文件认

定的厂家和型号。共配备430台AZY-30隔绝式压缩氧自救器。

第二节采区概况

一、一采区在井田的位置

一采区为现开采2号煤层，其位置在新井田边界北东部，可布置两个工作面（2107

小面综采工作面、2107大面综采工作面）。

二、采区开采储量及服务年限

1.一采区资源/储量

①一采区资源/储量计算

采用地质块段法，即、=口义1><5公式计算，

式中：

Q-块段煤炭储量，t；

D-煤的容重,2号煤层L39t/m3；

L-块段煤层平均厚度，一采区2号煤层为m（纯煤厚度）；

S-块段煤层水平投影面积，0.1750km2

经计算，截止2018年12月31日，一采区2号煤层在新井田边界范围内地质资源

量为92.44万to

②一采区2号煤层设计资源/储量

由于井田边界发生变化，一采区现可布置两个综采工作面，分别为2107小面综采工作

面（可回采进尺200m）和2107大面综采工作面（可回采进尺570m）。

一采区内获得两个工作面（2107小面、2107大面）保有资源/储量：探明的工业资源

/储量（11lb+122b+333k）为92.44万t。

设计资源/储量=工业资源/储量一永久煤柱损失

永久煤柱损失包括井田边界及其他等永久性煤柱。

经计算，一采区永久煤柱损失26.73万t,设计资源/储量为65.71万t。

③一采区2号煤层设计

设计可采储量按下列公式计算：Zk=（Zs-s）XC,式中：

Zk-设计可采储量，万t；

Zs-设计资源/储量，65.71万t；

18

s-开采损失量。开采时的损失量，共计4.30万t；

Zk=Zs-s=65.71-4.33=61.41万t

经计算，一采区2号煤层设计可采储量为54.97万吨。

2.一采区剩余服务年限

一采区设计服务年限按下式计算：T=Z/A・K,式中：

厂设计服务年限，a；

Z-设计可采储量，万吨，Z=65.71万吨；

A-设计生产能力，万吨/年，A=90万吨/年；

K-资源/储量备用系数，考虑一采区2号煤层储量级别较高，故资源/储量备用系数

取1.20

则:一采区2号煤层设计服务年限：T=65.71/（90X1.2）=0.61（a）

三、采区布置及装备情况

（一）采区巷道布置

一采区开拓巷道采用三巷制，设计共布置三条开拓巷道（即胶带下山、轨道下山和

回风下山）完成全井田范围内2号煤层的开拓，轨道下山与胶带下山沿煤层底板布置，

间距40m,回风下山沿煤层顶板布置，间距30m。2号煤胶带