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＝174.9万t

其中，k－可信度系数，根据本矿井地质构造复杂程度、煤层稳定性情况，k取0.9。

（2）矿井设计资源/储量

矿井设计资源/储量为矿井工业资源量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田边界煤柱、地面建（构）筑物等永久煤柱损失量后的资源/储量。

即：

矿井设计资源/储量＝矿井工业资源/储量－永久煤柱损失

本矿须留设的煤柱有:

边界煤柱、河流保护煤柱、井筒煤柱、风氧化带煤柱。

根据矿区开采技术条件及《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，（矿区边界煤柱留设20m，浅部煤层风氧化带以下留20m的安全隔离煤柱；

井筒及主要巷道煤柱按20m留设巷道保护煤柱；

河流煤柱留设为：

以最高洪水水位+1775m标高为基准，+1775m标高向上方向留设25m的维护带，再按基岩移动角65°

进行留设。

其余按基岩移动角进行留设。

），煤柱损失计算见表3-1-3、3-1-4、3-1-5、3-1-6：

表3-1-3边界煤柱损失计算汇总表

煤层编号

储量类型

煤柱投影面积（m2）

煤层倾角（°

）

倾斜面积（m2）

煤层厚度（m2）

煤容重（t/m3）

可信度系数

煤柱损失（万t）

10050

10695

1.87

1.4

2.8

1600

1702

0.4

12260

13046

0.73

1.2

15377

16364

0.97

2.0

14768

15716

1.01

7973

8484

2.61

3.1

3429

3649

12.7

表3-1-4河流保护煤柱损失计算汇总表

9243

9836

2.5

11964

12732

3.0

32692

34790

3.2

38443

40910

5.0

53165

56577

7.2

66864

71155

26.0

54520

5474

1.8

48.7

井筒煤柱损失计算汇总表表3-1-5

1800

1915

0.5

10575

11253

2.9

11200

11918

1.1

11320

12046

18960

4.1

11.4

河流保护煤柱计算中已包含一部分风氧化带煤柱，故下表计算不包含该部分煤柱量，计算如下：

风氧化带煤柱损失计算汇总表表3-1-6

2400

2554

0.6

32010

34067

2800

2979

0.3

-

4.0

矿井设计资源/储量=工业资源量－永久煤柱损失

2#、11#煤层矿井设计资源/储量=99.3－40.8=58.5万t

4#、7#、8#煤层矿井设计资源/储量=75.6－24.6=51.0万t

总矿井设计资源/储量=58.5+51.0=109.5万t

（3）矿井设计可采储量

矿区内可采煤层五层（2#、4#、7#、8#、11#），2#煤层平均厚度为1.87m,4#煤层平均厚度为0.73m,7#煤层平均厚度为0.97m,8#煤层平均厚度为1.01m,11#煤层平均厚度为2.61m,2#和11#煤层属中厚煤层，根据《煤炭工业小型煤矿设计规范》（2006年），采区回采率按80%计算，4#、7#、8#属薄煤层，采区回采率按85%计算。

可采储量=（矿井设计资源/储量-井筒煤柱）×

采区回采率

2#、11#煤层可采储量=（58.5－7.5）×

0.80=40.8万t

4#、7#、8#煤层可采储量=（51.0－3.9）×

0.85=40.0万t

总可采储量=40.8+40.0=80.8万吨

第二节矿井生产能力及服务年限

一、矿井工作制度

矿井设计年工作日为330天，井下每天四班作业，每班6h工作制。

二、矿井设计生产能力及服务年限

1、矿井设计生产能力

根据贵州省国土资源厅（黔国土资矿管函【2007】1553号“关于解决煤矿资源合理配置、调整六盘水市部分煤矿矿区范围的批复”；

矿井设计生产能力9万t/a。

2、服务年限

可采储量80.8万t，设计生产能力9万t/a，储量备用系数取1.4，服务年限为：

T＝Z/（A×

K）

＝80.8÷

（9×

1.4）

＝6.4（a）。

式中T—矿井服务年限（a）；

Z—矿井可采储量（万t）；

A—矿井生产能力（万t/a）；

K—矿井储量备用系数；

按规范取1.4。

该矿井服务年限为6.4a。

第三节井田开拓

一、工业场地选择

本矿井为技改矿井，矿区范围内有五层可采煤层（2#、4#、7#、8#、11#煤层）。

矿区属侵蚀-剥蚀地貌，地形起伏变化较大，山脉呈近北西向展布，地势总体上西高、东低。

根据煤层赋存特征，结合矿区范围内地形地貌特点，可供选择布置9万t/a规模的工业场地较少。

技改前的山根煤矿系统简单，巷道质量一般，原主斜井、回风斜井倾角分别为37°

、39°

，且井口标高均低于三岔河最高洪水水位，本次设计不在利用原有井筒和工业场地

三条井筒，即：

主斜井、进风斜井及回风斜井。

开拓方式为斜井开拓，采用走向长壁后退式采煤方法。

主斜井井口坐标为：

X=2961690，Y=35463791；

井口标高+1800m，井筒方位角332°

，坡度16°

，斜长332m。

进风斜井井口坐标为：

X=2961541，Y=35464126，井口标高+1802m，井筒方位角77°

，坡度21°

。

回风斜井井口坐标为：

X=2961498，Y=35464148，井口标高+1808m，井筒方位角77°

该矿煤层平均倾角20º

，主斜井为新掘井筒。

主斜井布置于2#煤层上部的岩层中，掘进方位角152º

，倾角16°

，掘进332m后在+1708m标高落平，并在1708m标高附近布置井底车场、井底水仓；

进风斜井为新掘井筒，布置于2#煤层上部的岩层中，距2#煤层顶板（垂距）不低于20m，进风斜井掘进方位角257º

，倾角21°

，掘进230m后在+1708m标高于主斜井贯通；

回风斜井为新掘井筒，布置于2#煤层上部的岩层中，距2#煤层顶板（垂距）不低于20m，掘进方位角257º

斜长237m。

运输上山布置于2#煤层上部的岩层中，距2#煤层顶板（垂距）不低于20m，掘进方位角257º

斜长164m。

进风斜井、回风斜井及运输上山相互平行，间距20m。

本矿井可采煤层五层，采用联合布置，运输上山、进风斜井及回风斜井与煤层采用石门或联络巷联系。

1201回风顺槽与1201运输顺槽沿煤层走向布置，采用切眼沟通，并布置完辅助巷后，构成完整的生产系统。

本矿投产时井巷工程量为1971m（其中岩巷1524m，煤巷447m，全部为新掘巷道）。

详见采区巷道布置及机械配备平面图3－3－1和采区巷道布置及机械配备剖面图3－3－2。

四、水平划分

井田内煤层开采深度为1830～1620m，垂高210m，可采煤层五层，煤层倾角20°

根据煤层赋存特点及巷道布置情况，根据开拓布置，将矿井划分为二个水平，水平标高为+1708m。

+1708m标高以上为一水平，+1708m标高以下为二水平。

五、运输大巷布置及运输方式

根据井筒布置，矿井不设运输大巷。

主斜井、运输上山采用提升绞车牵引串车运输。

辅助运输采用调度绞车运输。

六、通风方式

矿井通风方式为：

对角式。

七、采区划分与开采顺序

根据矿区范围、煤层赋存特征以及开拓布置，矿井划分为二个采区。

+1708m水平以上为一采区，+1708m水平以下为二采区，采面均采用双翼布置，走向长壁采煤法。

按可采煤层标高，从上至下划分为区段，区段内为下行式开采，采用联合布置。

采区布置详见采区巷道布置及机械设备配备平、剖面图。

首采工作面布置于2#煤层中，均沿煤层走向布置回风顺槽和运输顺槽，顺槽与运输上山采用石门联系，构成生产系统。

第四节井筒、井底车场及大巷

一、井筒装备与布置

根据开拓方案，本矿共设有三个井筒。

（1）主斜井

主斜井采用砌碹支护，净断面积5.1m2，掘进断面积7.8m2；

铺设单轨（30kg/m），绞车提升。

主要用于煤炭、材料、人员的提升、排水管路布置和进风。

全矿矿车数采用排列法计算选用50辆MF0.75－6型翻转箱式矿车，自重455kg，材料车MC1－6B，自重515kg。

（2）进风斜井

，斜长230m。

采用砌碹支护，净断面积5.1m2，掘进断面积7.8m2；

不安设轨道，主要用于行人及进风。

（3）回风斜井

，斜长237m。

回风斜井采用砌碹，净断面积5.1m2，掘进断面积7.8m2；

不安设轨道，专用于全矿井回风。

山根煤矿井筒特征见表3－4－1。

主斜井、进风斜井、回风斜井断面特征详见图3-4-1、图3-4－2。

表3—4—1井筒特征表

井筒

名称

井口坐标（m）

井口

标高

（m）

长度

断面（m2）

倾角

（°

方位角

X（m）

Y（m）

掘

净

主斜井

2961690

35463791

+1800

7.8

5.1

16

进风斜井

2961541

35464126

+1802

230

21

77

回风斜井

2961498

35464148

+1808

237

注：

表中坐标为北京坐标系，黄海高程。

二、车场及大巷

本矿井下车场全部为甩车场。

第五节采煤方法、采区巷道布置及装备

一、采煤方法

1、采煤方法的确定

根据开拓部署及煤层赋存条件，由于煤层倾角平均20°

，煤层在走向方向起伏较大，并根据现有开拓布置，本设计确定采用走向长壁后退式采煤法，落煤方式采用炮采，2#煤层平均厚1.87m，一次采全高。

2、工作面支护及顶板管理

设计首采煤层为2#煤层，煤厚（平均）1.87m，工作面配备DZ22-30/100型外注式单体液压支柱，支撑高度2400～1440mm，额定工作阻力300KN,选用HDJA—1000型金属铰接顶梁。

设计“四、五”排控顶，排距1.0m，柱距0.8m。

最小控顶距4.2m，最大控顶距5.2m。

全部垮落法管理顶板，放顶步距1.0m。

3、采掘机械配置及运输方式

（1）回采工作面配备ZMS－1.2型煤电钻，采用爆破法落煤，采面采用刮板输送机运输，运输顺槽采用刮板转载机配合矿车运输。

回采工作面运输设备最小运输能力按如下公式进行计算：

Q运≥（L*S*m*γc）×

1.5/（5×

3）＝80×

1.4×

1.87×

1.5/15＝29.32。

即，Q运≥29.32t/h

式中：

Q运－工作面运输设备最小运输能力，t/h；

L－工作面斜长，80m；

S－工作面日推进度，1.4m；

m－开采煤层采厚，1.87m；

γc－开采煤层容重，1.4t/m3；

1.5－开采不均衡系数；

5－每班运输小时，小时；

3－每天运输班次。

根据以上计算，工作面要达到9万t/a，工作面最小运输能力不得小于29.32t/h，采面选用SGD－420/30A型刮板输送机，输送量80t/h、功率30kw，出厂长度100m。

采煤工作面主要设备见下表：

（2）掘进工作面：

巷道掘进采用钻爆法施工，配备二个掘进头，掘进工作面设备配备详见下表：

4、采煤工作面布置

（1）工作面主要参数

工作面长度的合理与否是实现工作面有稳定产量的主要因数之一，一般情况下，加大工作面长度可获得较高的产量，提高劳动生产率，降低吨煤成本，但是工作面长度过长亦会给工作面生产带来很多不利因素，反而不利于实现稳定生产。

根据《煤炭工业小型矿井设计规范》（GB50399-2006），结合山根煤矿的实际情况，矿井生产能力9万t/a，首采工作面布置在2#煤层，根据2#煤层厚度1.87，工作面长80m，年推进度为450m。

（2）顺槽布置方式

每一区段各布置上、下二条顺槽，顺槽沿走向布置，均采用单巷布置。

运输顺槽采用刮板转载机配合矿车运输；

运输顺槽主要用于运煤及进风之用；

回风顺槽主要用于回风及运料。

二、采区巷道布置

1、采区巷道布置

采区巷道布置及机械配备详见附图3。

（1）首采工作面煤炭流向：

1201回采工作面→采面运输石门→运输上山→井底车场→主斜井→地面储煤场。

（2）首采工作面材料流向：

地面→主斜井→井底车场→运输上山→采面回风石门→1201回风顺槽→1201回采工作面。

2、采区数目及工作面能力

工作面年推进度受到多种因素的影响，如：

采高、工作面长度、工作面装备水平、开采技术条件、生产管理水平等。

矿井划分为二个采区，首采工作面布置在一采区，工作面长度80m，该工作面煤层厚度为1.87m，年推进度450m。

工作面生产能力计算如下：

A采=lhLρk

=80×

450×

0.95

=8.95万t。

A采——工作面年生产煤量，万t；

l——采煤工作面倾斜长度，m；

h——煤层厚度，m；

L——工作面年推进度，m；

ρ——煤层容重，t/m3；

k——采煤工作面回采率，煤层为中厚煤层，取0.95。

掘进煤量按回采煤量的5%计算，等于0.45万t/a，则该矿年生产能力可达到9.4万t/a生产规模，工作面年推进度为450m。

三、巷道掘进

1、巷道断面及支护形式

巷道根据其运输、管线铺设、通风及行人的不同用途和安全要求，考虑其断面形式及大小。

不同巷道断面详见“采区巷道布置及机械配备平、剖面图”。

2、巷道掘进进度指标

巷道掘进均采用钻爆法，井巷平均成巷指标根据目前省内实际进度情况，拟定掘进进度指标见表3—5—1。

3、掘进工作面数目

矿井正常生产时以一个炮采工作面和二个掘进工作面达到设计生产能力。

采掘比1:

2。

第六节矿井通风

一、通风方式及通风系统的选择

1、通风方式

根据矿井开拓布置，通风方式为对角式。

新鲜风流由主斜井、进风斜井进入，乏风通过回风斜井排出。

2、通风方法

抽出式

3、通风路线

1201回采工作面通风线路为：

主斜井（进风斜井）→井底车场→运输上山→采面运输石门→1201运输顺槽→1201回采工作面→1201回风顺槽→采面回风石门→回风斜井→地面。

二、矿井风量、负压、等积孔计算

1、按井下同时工作最多人数计算

Q=4×

N×

K

4——每人每分钟供风标准，m3/min；

N——最大班下井人数，按50人计；

K——风量备用系数，取1.15；

计算得：

50×

1.15＝230m3/min，即3.83m3/s。

2、风量计算及分配

分别法，按矿井各需风地点实际需要风量计算

Q矿井＝（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×

KCm3/s

∑Q采——采煤工作面实际需要风量总和，m3/s；

∑Q掘——掘进工作面实际需要风量总和，m3/s；

∑Q硐——硐室实际需要风量的总和，m3/s

∑Q其它——矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s；

Kc——风量备用系数，取1.15。

（1）采煤工作面实际需风量

①按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算配风量：

由前面的瓦斯梯度计算可知，矿井相对瓦斯涌出量为54.29m3/t，绝对涌出量为10.3m3/min。

本矿采用瓦斯抽放，风排瓦斯量为：

10.3×

（1-40%）=6.18m3/t，即矿井需风排的绝对瓦斯涌出量为6.18m3/min，其中采面绝对瓦斯涌出量按70%计算，为6.18×

70%=4.326m3/min，则：

Q采＝100×

q采×

Kc

Q采—采煤工作面所需风量，m3/min；

q采—采面绝对瓦斯涌出量，4.326m3/min；

Kc—采煤工作面瓦斯涌出不均匀系数，本矿取1.90。

则：

4.326×

1.90

＝821.94m3/min。

即13.699m3/s。

②按工作面温度计算

Q采＝Vc·

Sc·

Ki

Vc—采煤工作面适宜风速，取0.8～1.0m3/s；

Sc—采煤工作面平均有效断面，取8.789m2；

Ki—工作面长度系数，取1.0。

故：

Q采＝1.0×

8.789×

1.0=8.789（m3/s），取9.0m3/s。

③按炸药使用量计算

Q采＝25Ac/60=0.417Ac

Ac—采煤工作面采煤工作面一次使用最大炸药量，根据工作面煤层厚度、长度及以住开采经验，本矿井工作面一次爆炸药量为15kg；

Q采＝25×

15／60=6.25（m3/s）。

④按工作面工作人员数量计算

Q采＝4nc/60=0.067nc

0.067—每人每秒钟应供给的最低风量，m3/s；

nc—采煤工作面同时工作的最多人数，取50人。

Q采＝4×

50／60=3.334（m3/s）

⑤按风速验算

根据《煤矿安全规程》规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。

即回采工作面风量应满足：

0.25×

Sc≤Q采≤4×

Sc，

Sc＝0.25×

8.789＝2.2（m3/s）＜Q采

4×

Sc＝4×

8.789＝35.156（m3/s）＞Q采

Sc—采煤工作面平均有效断面，取8.789m2。

经以上各项计算后，取所得风量的最大值，故：

Q采＝13.699m3/s，能满足通风要求。

（2）掘进工作面需风量计算

①按瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算

Q掘＝100×

q掘×

kd

Q掘—掘进工作面实际需风量，m3/min；

q掘—掘进工作面绝对瓦斯涌出量，取1.236m3/min（为掘进工作面最大绝对瓦斯涌出量）；

kd—掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取Kd=1.9。

1.236×

1.9＝234.84m3/min即：

3.914（m3/s）

②按炸药使用量计算

Q掘＝Aj·

b/（t·

c）

Aj—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，根据所掘巷道断面，取5.3kg；

b—每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，取0.1m3/kg；

t—通风时间，一般不少于20min即取1200s。

c—爆破经通风后，允许工人进入工作面的CO浓度，一般取c＝0.02%。

Q掘＝5.3×

0.1/（1200×

0.0002）=2.21（m3/s）

③按局部通风机吸风量计算

Q掘＝Qf×

I×

kf

Qf—掘进工作面局部通风机额定风量，取200m3/min。

I—掘进工作面同时运转的局部通风机台数，取1台；

kf—为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，取1.34。

Q掘＝3.33×

1×

1.34=4.47（m3/s）

Q采＝4nj/60=0.067nj

nj—掘进工作面同时工作的最多人数，取30人。

Q掘＝0.067×

30=2.01（m3/s）

根据《煤矿安全规程》规定，掘进工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s的要求进行验算。