采矿工程专业
毕业设计指导书
建筑工程学院采矿工程教研室
二O一六年三月
总 则
毕业设计是学生综合运用所学理论知识于实践的极好尝试，也是学生在学校四年学习期间，培养分析问题和解决问题能力的最后一个环节。
为使学生毕业后能在矿山实际工作中更快进入“角色”，在毕业设计时应使这一“教学设计”环节尽可能地贴近“真设计”。为此，学生在设计时应遵守以下基本原则：
一、矿井设计必须贯彻国民经济建设有关方针政策，特别是煤炭工业的各项具体政策，应有全局观点。
二、矿井设计应在立足国情的前提下，满足技术先进，经济合理，安全适用，并将矿井为发展留有余地的原则。在目前，还应特别注意提高经济效益、社会效益和环境效益，以取得较好的综合效益。
三、在设计中，应理论联系实际，尽量运用所学的科学技术知识，应拓宽思路，在不违反国家方针政策和技术规范的前提下，大胆采用国内外先进技术和设计方法；
四、设计应按有关部门指定的技术范围、规程、标准系列等进行。设备选型上要注意以标准化、通用化、系列化并在国内成批量供应的型号为依据，新技术新工艺应以国内试验成功并经过鉴定批准的方能采用。
五、本指导书主适用于采矿工程专业（煤矿地下开采）学生。
一、井田位置及交通
简述矿区行政区划、地理位置、交通情况（铁路、公路、公里数）。
插图1-1-1：矿区交通位置图。幅面为一页说明书尺寸，不一定按比例绘制，只须说明矿区位置与其他交通枢纽或主要城市的关系（铁路、公路及公里数）。
二、地形地貌
简要叙述矿区地表地形特征，沟谷、山岒的分布状况，一般海拔高度（最高、最低标高），相对高差。
三、气象
矿区所属气候类型，年平均温度、最高和最低温度，结冻期和冻土深度，年平均降雨量和最大降雨量，主导风向和最大风速。
1. 地表水
矿区主要河流、湖泊的位置、流量、历年的最高洪水位、工业和居民用水的水源及供应情况；
四、地震
据有关部门编制的《地震烈度区划图》，简述矿区井田范围内地震烈度，及其对矿区工业、民用建筑的影响，主要建筑的地震设防等级。
一、运输条件
矿区距与主要国铁路、公路交通主干道的位置关系，距邻近城市、铁路站点的距离，拟建矿区与用户之间交通联系概况，可供采用的原煤、材料运输工具。
二、电源条件
三、水源条件
选择矿井建设、生产、生活用水水源地，叙述水源概况（包括水质、可供水量、流量是否稳定、净化设施等），水源距矿区距离，供水方式，能否满足矿区建设、生产、生活需要。
计划采用井下排水作为矿区用水的需简要概述污水处理站建设概况。
四、土地征用
简要叙述矿井工业广场建设用地的范围和主要用途，需征用的土地面积、位置。
五、建筑材料供应条件
矿区各项设施建设需要使用大量的建筑材料，简要概述钢筋、水泥、砂石等建筑材料的供应情况，距离矿区的距离，供应是否充足。
一、区域地质（地层、构造、主要矿产）
简略地叙述矿区所属煤田的区域地质情况，包括区域地层、构造等概况，简要叙述；介绍本区范围内主要的矿产资源。必要时列表说明
二、井田地质（地层、构造）
根据有关地质报告，归纳汇总所设计矿井井田的地形，井田的勘探程度。概述井田煤系地层，以地质综合柱状图说明为主、文字叙述为辅。
插图1-2-1：井田综合地质柱状图。该图幅面为一页说明书尺寸，可据“矿井综合柱状图”进行简化后编制，但简化后的“综合柱状图”地质年代、地层单位要连续，对开采有重要影响的地层不能省略，如煤层的顶板、底板、含水层等；
介绍井田的地质构造、最主要的地质变动。如断层、褶曲和错动等，其分布情况。岩浆侵入活动和岩溶塌陷现象及其对煤层的影响。描述构造时应有详略。凡与设计矿井设计参数有较大影响的构造应描述清楚，构造的主要参数应列出。如收集到某些构造的分布图，也可作为插图，文字叙述可以缩减，构造特征也可以列表表达清楚，表格形式见表1-3-1。
表1-3-１ 井田主要地质构造特征表
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序号 |
名称 |
断层性质 |
断层面走向 |
断层面倾向 |
倾角(°) |
落差(m) |
水平断距(m) |
位置及范围 |
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１ |
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２ |
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３ |
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三、煤层（含煤地层、含煤性、可采煤层、煤质、可选性、工艺性能、煤的用途）
这一部分是重点描述的内容，应比较详细地叙述，主要参数不要漏掉，具体内容如下：
①煤层埋藏条件及有关参数：煤层走向及变化，倾角倾向及变化，煤层的层数，厚度及变化（厚度变异系数），各煤层间的最大、最小和平均间距，各煤层的最大、最小和平均厚度，稳定性和可采性指数，夹矸情况，有无陷落柱及变质带，煤层的露头深度与风化带深度等。当以表格形式表达时，其格式见煤层特征表1-3-2；
表1-3-2 主采煤层特征表
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顺序 |
区域组 |
煤层编号 |
煤层厚度（m） |
层间距(m) |
煤层夹矸数 |
稳定性 |
煤层倾角（度） |
煤种 |
顶 底 板 岩 性 |
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最小 |
最大 |
平均 |
顶 板 |
底 板 |
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１ |
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M1 |
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２ |
M2 |
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３ |
M3 |
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②煤层的其他特征：煤的工业分析及元素分析，煤的硬度、可选性，各煤层的牌号及其用途，容重和解理性，煤层含有夹石的情况，应根据设计需要有选择地加以描述，一般用表格形式列出即可，表格形式见表1-3-3。
表1-3-3 煤质主要特征表（原煤）
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项目
煤层 |
灰份Ad |
挥发份Vdaf |
全硫Std |
发热量Qnet,ar |
牌号 |
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（％） |
（％） |
（％） |
（MJ/kg） |
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M1 |
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M2 |
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M3 |
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四、开采技术条件
1. 水文地质条件
简述井田水文地质特征：潜水位、含水层情况。岩层渗透性及渗透系数，矿井涌水量（正常和最大）、老窑积水、补给水来源、矿井水质及腐蚀性、临近矿井的水情（摘其有关的）、涌水时对开采的影响。
2. 煤层顶底板
即煤层顶底板情况。主要各煤层的顶板和底板岩石组成、类别、岩性，各种顶底板的厚度、坚固性、容重、松散系数、稳定性、主要的强度指标、层理、节理、裂隙发育情况以及其它有关特征，部分内容可用表格形式列出；表格形式见表1-3-3。
表1-3-3 主采煤层顶底板特性
3. 瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温
①瓦斯
根据有关地质报告，确定设计井田的瓦斯赋存情况，包括瓦斯相对涌出量和绝对涌出量两个主要参数，确定矿井的瓦斯等级。这是两个非常的参数，必须有依据，若资料不全，可参照邻近矿井的资料选取，但必须说明选取依据、批准文号。
②煤尘
根据有关鉴定单位提交的煤尘爆炸性鉴定报告，确定井田范围内各煤层的爆性，资料详细时，可简要叙述主要技术参数。多煤层分布时，要分别指出各煤层的爆炸性。
③煤的自燃
根据有关鉴定单位提交的煤层自燃鉴定报告，确定井田范围内各煤层的自燃发火期，简要叙述主要技术参数。多煤层分布时，要分别指出各煤层自燃发火期。引用鉴定单位报告时应注明鉴定单位、时间、煤层、主要结论、文号等依据。
④地温
依据有关地质报告，简要叙述本井田范围内地温状况，有无异常，需采取的专项措施。缺少相关资料时，可借鉴邻近矿井资料。
4. 地质灾害简述
根据相关地质灾害危险性评估报告，概述矿区范围内现有地质灾害及不良地质现象，以及建设、生产过程中可能带来的地质灾害。建议应该采取的主要应对措施。
5. 资源量及勘探程度
1）资源量
根据地质勘察单位提交的勘察报告和上级机关的批复文件，简述本矿井井田范围内的资源量。注意要将有关储量等级按现行煤矿设计规范的标准进行换算。
简要摘抄报告或批复文件的主要结论，必要时列表说明。需要依据有关图件计算的，要说明计算的方法和依据。
2）勘探程度及存在问题
分析地质勘探资料，简要叙述本井田地质勘探的程度，对井田的资源量和开采条件进行评述，指出勘探工作中存在问题和在设计、建设、生产过程中应该注意的问题。
一、设计内容
1、叙述井田的境界和确定的依据，介绍井田的主要参数，走向长、倾斜长（最大、最小、平均）、井田面积等，并将最后确定的边界绘在“地质地形图”或“开拓系统平面图”上。如果收集到“矿区井田分布示意图”或“矿井境界关系图”时，可作为插图附在说明书中，该图不要求按比例绘制。
2、储量计算：包括地质储量和分级储量、煤柱损失等。
二、确定井田境界的设计步骤
根据指导教师的要求，分三种情况进行。
1、以实习矿井已定境界作为设计矿井的境；这时，学生应对已定境界充分地分析其合理性，列出主要参数。
2、教师给顶部分边界或作局部假设。
首先将“井田地质地形图”与“煤层底板等高线图”按坐标网或勘探线上下重合对照，分别画出已定边界，再研究未定境界部分的情况，按划分井田基本原则与方法，上下结合，划出合理的井田境界线，然后在图上测量或直接计算出主要参数。
3、教师要求学生全部境界自己划定
方法与上一种情况（二）基本相同，但要最后确定最后境界，必须与储量计算，井型及服务年限的计算相结合，反复调整后才能确定。其过程为：初步设定边界→初算地质及工业储量、适宜的井型及相应服务年限→对照“矿井设计规范”（以后称“设计规范”）及“煤炭工业技术政策”（以后简称“技术政策”）→调整境界使之更为合理并符合“设计规范”及“技术政策”的有关规定→最终确定境界。
三、划定井田境界的主要原则与方法
井田境界的划分，一般是在矿区总体设计时进行，毕业设计是对矿井初步设计的主要部分的模拟，故本章的设计内容和方法主要是以使一个设计矿井取得较合理的开采技术条件为目的来进行的。
1. 以自然条件划分境界
（1）利用较大的地质构造作为井田边界，例如大断层、褶曲、岩浆侵入带等。
（2）按地形地貌界线分境界：常见的有河流、湖泊、水库、铁路、大城镇或重要保护建筑等。
（3）按煤层赋存情况来划分边界：主要从赋存形态（深部浅部、构造形态等），储量分布、煤质煤种要求，安全及环境条件（高沼气、地温、地热等）。
2. 人为的划分境界
当井田不受或只有局部受自然条件限制时，井田边界的确定有较大的选择余地。这时，一般应从煤层的生产能力出发，确定合理的采煤方法，再据以确定恰当的井型和合理的服务年限，计算必需的储量，根据勘探报告提供的勘探深度，在考虑较合理的井筒位置和阶段划分的前提下，对照“设计规范”有关规定，最后确定井田的走向边界，可见，人为划定井田边界牵涉到较多的设计参数，确定边界的过程可能要经过不止一次的反复，才能划定合理的边界，毕业设计时，不必把这一过程做得过细，有时也可以预先估计一个井型，然后再结合其他因素迅速的划出来。
人为划分境界应当以保证开采工作的方便为原则。在一般情况下沿煤田走向的划分，以倾斜为界。沿煤田倾斜的划分，以煤层底板等高线（单煤层）或水平标高（煤层群）为界。具体的人为境界有以下几种划法：
垂直划分方法：适用于近水平及部分缓倾斜煤层（倾角偏小的）；
水平划分方法：适用于急倾斜及部分缓倾斜煤层（倾角偏大的）；
倾斜划分方法：适用于煤层群煤组间距较大，无采动影响的煤田
应当注意，上面列举的方法的适用条件不是绝对的，运用时应与开采的其他条件综合考虑。
用数学分析法确定井田的合理尺寸，此法是以生产建设和生产经营的总的经济效果来确定边界，毕业设计一般不要求用此法，如设计条件及时间允许，在指导教师的指导下可按此法进行。
3. 有关井田尺寸的规定“设计规范”第1—10条，对井田走向长的规定如下：
大型矿井：>7.0公里
中型矿井：>4.0公里
小型矿井：>1.5公里
四、井田地质及工业储量的计算方法
储量计算应与井田境界的划定结合起来进行，当井田境界与实习矿井划定的境界相同时，以收集到的“井田精查勘探地质报告书”或矿山提供的资料为基础，按设计题和指导教师的要求进行复核和整理。当实习矿山面积小，赋存稳定，构造简单，一般要求复核一煤层。当煤层多或构造复杂时，复核范围可缩小到一层煤，一个采区或一个块段的范围。具体复核范围由指导老师指定。
当井田境界全部由学生人为划定或局部划定时，应对划定的井田范围内的可采煤层全部进行储量计算。
在开拓方案确定以后，各水平的储量也应当在本章列出。
地质储量（包括工业储量）的计算一般只要求用下面的常用的方法进行。
1. 等高线法
适用于煤层厚度稳定，厚度变化在25%范围以内的煤层。具体作法是沿煤层底板等高线，按层厚或倾角大致稳定的范围划分为若干块段，分别计算各块段的储量，各单个块段储量的综合即煤层的总储量。设计时尽量采用此法，可以减少工作量并兼顾水平储量的计算。
2. 块段法
适用于计算不稳定煤层的储量，或地质构造比较复杂，倾角多变的煤层。块段是按煤田的勘探程度，煤层厚度（变异系数>25%），大的地质变动和灰分差异较大等来划分。
上面两种方法的计算公式如下：
式中：Z—煤层总储量，（万吨）；
S—单个块段真面积，（m2）；
αi—单个块段内平均倾角，（度）；
Mi—块段煤层的平均厚度，（m）；
γi—块段内煤层的平均容重，（t/m3）。
采用上式计算时应注意以下几点：
（一）每个块段应有一个以上的钻孔控制；
（二）块段水平面积一般应用求积仪在“煤层底板等高线”图上测算出。当煤层倾角小于60°时，按水平投影图计算，倾角大于60°时按垂直面投影图计算；
（三）块段平均厚度及平均容重取块段内各钻孔值的加权平均值（厚度如何取值按“煤炭资源地质勘探规范”进行）；
（四）当煤层倾角αi<15°时，可用水平投影面积和煤层的伪厚（即未换算的垂直钻孔见煤厚度）计算储量。
计算结果用下面的表格形式在说明书内列出。
单位：万t 全井田可采煤层地质（包括工业）储量总表
附表2-1-1
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顺序 |
煤层名称 |
工业储量
（A+B+C） |
远景储量
（D） |
工业储量占总储量% |
平衡表外
储量 |
备 注 |
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复核整理在实习矿山收集到的地质资料和进行地质储量计算，参照《采矿设计手册》（上）第二篇附录二，煤田勘探这一部分有关的技术规范和工业指标进行。
工业储量表形式见附表2—2（附于本章末）。
五、井田可采储量计算
1. 计算方法
可采储量是指工业储量（A+B+C）中，可以采出的那一部分储量。计算时应分煤层分别计算，其计算公式如下：
式中：ZK—可采储量，（万t）；
ZG—工业储量，（万t）；
P—永久性煤柱损失，（万t）。主要包括工业广场、井筒、井田境界、河流、湖泊（水库）、铁路、建筑物、大断层保护煤柱及防水煤柱等。
K—设计采区回采率。一般不得低于下列数值，即：
厚煤层>75%
中厚煤层>80%
薄煤层>85%
地方小矿>70%
2. 注意事项
1）采区回采率是反映采区巷道布置好坏的主要指标之一，设计采区回采率应在第四章井田开拓和第六章采煤方法的巷道系统确定以后才能计算出来，本章只引用其计算结果。
2）永久煤柱损失，亦即保安煤柱损失，其界线是被保护的建筑、地物和主要井巷（井筒）保护范围边线岩层移动面和煤层相交线决定的。其留置原则和计算方法可参阅《采矿设计手册》第一篇第七章的有关内容。毕业设计一般尽量采用实习矿山的资料和划定的界线。如无实际资料可参考时，在教师指导下简化条件。作图计算。
3）水平可采储量只要计算第一水平。计算时应注意保安煤柱应包括大巷煤柱。
4）矿井可采储量在计算时，因毕业设计对第六章只要求具体进行一个采区的设计，其余采区的采区回采率如果采煤方法与设计采区基本相同，就引用设计采区采区回采率；如果认为井田内某些采区的系统及采煤工艺现在或将来有较大变化，可提出看法与指导教师讨论，然后适当调整一个值再行计算。
3. 计算成果表
列于说明书中，其形式见附表2-1-2、2-1-3。
工业储量计算表 附表2-1-2
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块段编号 |
块段内煤层平均倾角
（度） |
煤厚（M） 面积（M2） |
平均容重
（t/M3） |
储量（万t） |
合计
（万t） |
备注 |
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钻孔 |
真厚 |
平均 |
平面积 |
斜面积 |
A |
B |
C |
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可采储量计算表 附表2-1-3
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煤层及水平编号 |
煤层斜面积（m2） |
煤层单位面积出煤量
（t/m2） |
工业储量（万t） |
煤的损失量（万t） |
采区回采率
（%） |
可采储量
（万t） |
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A+B |
C |
A+B+C |
大断层 |
工业广场及井筒 |
井田边界 |
其他 |
共计 |
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一、设计内容
1）确定矿井工作制度
年工作日、矿井出煤班数、每班工作小时数、矿井昼夜提升时间。
2）确定设计井型并阐明矿井年产量确定的依据，计算矿井和水平服务年限。
二、计步骤及内容
1. 确定矿井工作制度
按《煤矿设计规范》有关规定工作制度。矿井设计生产能力按年工作日330天计算，每天3班或4班作业，每天净提升时间为16小时。
采用三班作业制度时，常用两班出煤，一班检修。如果在第六章采煤方法在设计时，设计者认为采用其他作业形式较为恰当，并进行了充分的分析设计，亦可采用其他作业形式，如“三采三准”、“四班交叉”、“三采一准”等。
2. 确定矿井设计年产量及矿井服务年限
1）初算矿井年产量及服务年限
由于一个矿井的设计生产能力（井型）决定于储量、开采条件、技术装备水平和安全生产条件等诸多因素，所以，不可能在设计之初就能确定一个矿井的合理的井型和服务年限。然而一个矿井的开拓系统和采煤方法与井型的大小及服务年限的长短又有密切的关系（例如：不采用高度机械化设备的矿井不可能既达到大型集中化，同时又减少开拓工作量的目的）。所以，在设计之初应用第二章计算出的“工业储量”和《设计规范》有关井型及服务年限的规定，初算矿井的生产能力和服务年限，初算结果作为设计第四章和第六章的参考。可按下式初算：
式中：TC—初算矿井服务年限；
ZG—矿井工业储量（万吨）；
Ac—初算井型，（万吨/年）；
KC—初算储量备用系数，取1.6～1.8。
采用上式计算时，应从《设计规范》所列出井型系列中，参考实习矿山的井型或现有生产能力，选一井型代入公式，计算出服务年限后，与《规范》规定的相应的服务年限对照，可以判断出所选井型是否恰当，或者偏小或偏大，然后调整井型。一般调整一次即可。《设计规范》有关规定见附表3—1。
2）当第二章矿井可采储量计算出来以后，用矿井（或水平）可采储量ZK计算矿井（或水平）的设计生产能力和服务年限，作为最后确定值，此时，计算公式如下：
矿井的井型和服务年限表 附表2-2-1
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矿井设计生产能力
（万吨/年） |
矿井服务年限（年） |
矿井稳产时间（年） |
技改矿井服务年限（年） |
水平服务年限（年） |
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大型井 240、300、400
120、150、180
中型井 45、60、90
小型井 9、15、21、30 |
>80
>50～70
>40
>30 |
>70
>60
>50
>30 |
>50
>40
>30
>15 |
>30
>20
>15～20
>10 |
式中：Zk—矿井（或水平）可采储量，（万吨）；
T—矿井（或水平）服务年限，（年）；
A—矿井（或水平）年生产能力，（万吨/年）；
K—储量备用系数，一般取1.2～1.5。
2）注意事项
①新建井型必须符合《设计规范》规定的井型，不得出现介于二个井型之间的井型。井型和相应的服务年限随着国民经济和开采技术的发展，煤炭部门在必要时要进行调整，故设计时应以煤炭部门最新技术文件规定为准。
②储量备用系数的取值，是根据井田煤层赋存的稳定情况，勘探程度，构造复杂程度及为增产留有余地等来取值的。一般常取1.4，煤层赋存条件好时可取小值，地质条件复杂时，宜取大值。
一、设计内容
本章是毕业设计最主要的部分，其中心是确定一个技术经济上都较为合理的开拓方案。主要内容包括：
1、确定井田合理的开拓方式，主要确定的内容和参数如下：
1）井筒形式、位置、数量及相应工业广场的位置；
2）确定阶段垂高及开采水平；
3）煤层群分组及开采水平大巷的布置；
4）井底车场形式的选择；
5）采区划分及采区开采顺序；
6）拟出矿井各主要生产系统及有关设备、设施。
2、计算经方案比较后确定的开拓方案基建期井巷工程量；
3、达到设计年产量时采区及工作面的配备；
4、开拓系统主要技术装备的选型；
5、基建期及投产后一段时间的采掘工程计划及“三量”计算。
二、设计依据及有关章节
1、第一章所阐述的开发条件、重点考虑的是煤层情况及赋存条件：煤层数、厚度、倾角、层间距、顶底板状况，主要地质构造、主要灾害及参数，地面条件及井上下水文地质条件等；
2、第一节中确定的井田境界及尺寸；
3、第二节初算供参考的矿井井型及服务年限；
4、第六章采煤方法所确定的回采工艺及采区巷道布置；
5、第三章所选择的井巷断面及支护形式；
6、第四章所考虑的矿井通风方式及供风量等方面的资料；
7、有关井巷掘进、维护、矿井提升运输和排水等方面的扩大经济指标；
8、《设计规范》、《矿井设计手册》、《煤矿安全规程》，技术经济概算指标，经营费用指标，煤矿设备手册，样品目录等文件和资料；
9、毕业实习在矿山收集到的现场资料。
三、设计步骤及方法
1. 井田开拓方案提出前应考虑的问题
1）煤层的开采能力如何？即在第一章所介绍的煤层赋存条件之下，采用什么回采工艺？采面生产能力有多大？采用什么采区形式？能力多大？一个矿井同时有几个采区生产？经过这些问题的分析和设计计算，才能确定煤层的开采能力。所以，必须先进行第六章与开拓关系最为密切的部分的设计，将设计结果作为考虑井田开拓方案的基础。
2）地面条件如何？地面条件通常是指井田地形地势，煤炭外运条件等。在地形复杂的山岳地区，地形条件通常指井田地形地势，煤炭外运条件往往成为开拓方案中某些重要参数（如工业广场，井筒位置等）的决定性条件，所以，必须在实习时对井田地面进行踏勘，调查，了解有关的地面条件（包括地面铁路、公路建设及经营费用等），设计时对照地质地形图进一步的分析，使开拓方案考虑更为全面；
3）水平和阶段的划分及水平服务年限：这一问题是矿井开拓中具有长远影响的问题，后面要详细分析；
4）提升、运输方式及相应的设备；
5）有关通风的形式和主要系统参数、安全要求：这个问题虽然第七章要专门进行设计计算，但应先考虑基本通风方式，供风量，风路系统及矿井灾害的防治等问题，进行全面分析，拟出方案供开拓一章作设计重要参数；
6）其他特殊的要求及条件
当指导教师给予的设计题或设计条件有特殊要求时（例如，矿井瓦斯定为突出矿井，对煤层开采能力，巷道系统等等将有较大的影响），必须将特殊问题予先进行分析研究，拟出专门方案或提出措施，供提出矿井总体开拓方案时综合考虑。
2. 工业广场及井筒的形式、位置、数量的选择
由于矿井地面部分的设计涉及的面比较广，毕业设计不要求对这一部分作具体设计，一般在考虑地面工业广场的位置、面积和外运方式时，尽量采用实习矿山的工业广场作为设计的广场。如果实习矿井工业广场所在位置经多年实践证明不合理（这一问题应在毕业实习时解决），矿区内又有其它可供选择的场地作为工业广场时，设计者可以结合井筒（洞）合理位置的选择，在场地地形、面积、煤炭外运条件等方面作一般性的分析，结合《设计规范》的要求，确定工业广场（包括井筒）的合理位置。
井筒（洞）形式、位置、数量的选择这一部分的重点，设计方法及注意点分述如下：
1）井筒形式：确定井筒形式，一般应按照“先平洞、后斜井再立井”的次序加以考虑，在条件宜于综合开拓时，应采用两种以上的井筒形式综合开拓。在设计时，往往出现不能从技术分析得出合理井筒形式的情况。此时，有必要进行经济比较。经济比较以后综合其他因素最后确定井筒形式，进行井筒形式比较的内容比较多，有的比较内容又与井筒和水平划分等其他开拓的重要问题在确定方案进行方案比较时的内容相互交叉，密切联系，所以，在大巷位置、数量、水平划分、通风方式、工业广场位置等开拓参数基本相同的情况下，进行井筒形式的经济比较应抓住重点的、影响较大的项目来进行。通常，在井筒建设方面主要进行井巷工程量和建井费用、工期的比较，在生产经营费用方面主要进行提升费（或运输费）、维护费的比较，如井筒保安煤柱量已计算出，也可列入比较。
有关各种井筒（洞）形式的优缺点及适应条件，在开采方法教材及《设计手册》和其他采矿设计资料中都有较多分析论述，实例亦很多，在设计选择时可查阅参考。
2）井筒（洞）数量：确定 井筒的数量，应首先考虑按《设计规范》第2—12条进行，除此之外，还应当用《安全规程》有关规定进行检查对照，是否完全符合安全要求？特别应注意《规程》规定的一个矿井至少有两个以上的通到地面的安全出口，采用单一平洞和混合提升的小矿必须另掘井筒作安全出口。另外还应注意《安全规程》在井筒上的其它规定，如风速、煤尘、提运兼通风的要求等，也可能对井筒数目有一定的影响。专用风井的位置，可考虑在第七章做专门的选择论述。
3）井筒（洞）位置的选择
实习矿山现有的井筒（洞）位置，应在实习时充分了解原设计的历史背景和设计意图，经分析（从技术经济两方面）如果认为该位置在新的设计题和条件之下仍是合理的，可以直接引用。
如果实习矿山现有井筒不宜作为设计新井的井筒位置时，应当选择新的井筒（洞）位置。
井筒位置的选择必须将地面条件和井下条件结合起来进行。常常先从井下条件出发，选择出按井下条件的井口合理位置，对照地面条件，当地面对应井口位置或其附近有较有利的工业广场时，井筒位置可以确定。否则，只有从地面条件允许的地方设置井筒（洞）口，再考虑井下的开拓系统如何适应这一井口位置，井筒位置与形式是密切联系的，应同时进行考虑。
在井田范围内，常有几个可建工业广场的有利地形，通常直接应用井上、下有利井筒位置的设置原则和较成熟的经验予以判断，实在优劣难辨，可通过方案比较解决。下面将选择井筒位置应考虑的地面与井下条件要点列出（摘自《煤矿采矿设计手册》）：
地面条件：①工业广场占地面积：按《规范》要求；
②地形与工程地质条件：平坦、无水、滑坡等灾害；
③煤的运向：距运出点或用户尽量近的位置；
④生产建设条件与住宅区的位置：毕业设计不要求详细考虑。
井下条件：①按最小运输功确定井筒位置：即吨·公里量最小；
②根据地质条件；
③煤柱量：当煤柱量过大时应当注意；
④勘探强度和初期工程量：应在钻孔较多的勘探线附近。
由于选择井筒位置的因素很多，设计时不可能各种因素都遇到故考虑时应抓住具体条件下的主要矛盾，进行分析论证。进行方案比较时，地面通常只进行运输线路基建费和运输功及其经营费（即吨·公里和元/吨·公里）的经济比较。与井下运输比较时，主要进行运输费用（经营费）的比较。
4）插图要求：应将不同井筒（洞）方案按比例作剖面（或平面）图，应特别标注清楚方案间不同部分的尺寸。
3. 水平划分问题
除近水平煤层采用单一水平开拓的情形外，倾斜、缓倾斜及部分斜长较大的近水平煤层，总是由浅入深按予先划分的阶段逐渐向深部发展的。矿井设计的主要任务是确定阶段数，各阶段的垂高及斜长。井田开拓设计着重于选择阶段的开采水平的标高，使其贯穿全部煤层，有利于开采。
水平划分对矿井的生产将产生长远的影响，必须慎重，应综合以下基本原则和步骤来进行：
1）根据水平服务年限来计算阶段垂高
根据《设计规范》规定，每个开采水平必须有足够的储量保证水平服务年限，而且，一般一个开采水平的年生产能力应等于矿井生产能力。根据这些原则可以计算必须的阶段垂高。计算公式、参数及含义和取值，参阅开采方法教材和《采矿设计手册》有关章节。
这样计算出来的垂高值是一个下限。在井田总垂高已定的情况下划出的阶段很可能不是整数，所以，必须再根据下面的其他原则进一步调整确定阶段数和水平标高。
2）从矿井生产技术上的合理性来确定阶段垂高和斜长
一个矿井的生产主要是在开采水平范围内划出的采（盘）区或分区（倾斜长壁）内进行的，它们的开采活动和系统运转的好坏与阶段斜长有很密切的联系。
合理的阶段斜长应使以下几个方面得到合理的参数或有利的生产条件。
① 在确定了合理的回采工作面长度（走向长壁）的前提下，使采区有合理的区段数；
② 由于受采区上（下）山的辅助提升绞车车容绳量的限制，阶段斜长应当考虑所选用绞车的最大提升长度，采区绞车一般在1.6M(指卷筒直径)以下；
③ 应考虑到沿倾斜方向掘进时巷道过长时的施工困难；
④ 要考虑到采区巷道维护费用高和沼气涌出量大时，阶段斜长过大对正常生产和经营费用的影响；
⑤ 倾斜长壁法时要考虑辅助运输难度和设备投入量的问题；
⑥ 要考虑安全生产和减轻工人劳动强度。
3）从吨煤投资和生产经营成本的总效益来考虑合理的阶段垂高
对于一定条件下的矿井，不同阶段垂高其吨煤总成本是不同的，它们之间存在着函数关系。理论上，当阶段垂高为某一值时，吨煤总费用可以达到最低。目前，由于指标不完整，设计中确定阶段垂高主要根据方案比较，即根据前面所叙述的方法和原则，拟出几个标高，即得几个方案，分别计算各方案吨煤总费用，进行比较后取较低者作为定案。
毕业设计一般不要求进行详细的经济比较。如有必要进行经济比较时，只要求提出两个水平划分方案，列入最主要的项目进行比较，一般只要求列入下面的项目：
① 井巷工程费：包括井（洞）工程量及井底车场工程量的费用，毕业设计时，井筒（洞）工程量计算可简化，只须将总长度乘以毛断面积即可。再从建井工程概算指标中查出单价指标可计算出总费用。
井底车场工程量可以根据后面选择的井底车场（借用《设计手册》中的实例）的工程量。井底车场（包括洞室）工程概算综合大指标可作方案比较时的费用估算指标，近几年可按4～5元/吨煤生产能力来计算，井型大取大值，井型小取小值。应当注意的是，概算综合大指标随着时间的推移是在不断变化的，设计时如果收集到的指标与此处所提供的不同，应以新的较合理的指标作为方案比较时的估算指标。
② 煤炭提运费：包括采区煤炭沿上（下）山运输费和主井提升费，计算采区上（下）山运输费时，可以简化算法，运距可以从采区斜长的中部计算到运输大巷，然后乘以采区可采储量，即得到采区运输功，从经营费用指标中查出相应指标相乘可得到采区运输（上、下山）的概算总费用。
4）根据煤层赋存条件及地质构造来划分水平
煤层倾角是影响阶段垂高的主要因素，对于近水平煤层，阶段垂高已无实际意义，这时主要确定的是大巷两侧上、下山的斜长。从我国的情况来看，上山长度一般不超过1500米，下山长度一般不超过1000米。
地质构造的影响因矿而异，应根据具体条件参考实习资料来确定水平的划分。
5）《设计规范》有关阶段垂高的规定见附表2-3-1。
附表2-3-1
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煤层倾角分类 |
阶段垂高（米） |
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缓斜、倾斜煤层
急倾斜煤层 |
150～250
100～150 |
6）其它注意点：
① 井田内某一水平沿走向斜长有较大差异或地质构造破坏，可以考虑设置辅助水平；
② 水平划分应与其它开拓参数统一考虑；
③ 经济比较可单独进行（即作局部方案先确定），也可列入矿井总的经济比较中（即矿井总体方案比较）参与比较。
④ 水平划分的不同方案的情况应尽量在前面井筒方案的插图（主要是剖面图）中表达出来，使设计者的想法更为直观清楚。
4. 4煤层群分组及开采水平大巷的布置
矿井开采水平确定以后，进一步要解决的问题是开采水平的布置问题。运输大巷是水平布置的主导，而水平大巷的位置往往是与煤层群的分组密切相关的。应当注意的是，这里所说的煤层群分组与地质部门从地质的角度的分组是不同的，是以保证矿井的开采方便和有利为原则的。煤层群分组的影响因素也比较多，由于煤层赋存的复杂性及开采能力和条件的不同，各个矿井都有其相同的特殊性。设计分组时应在分析矿井具体条件和设计题的基础上，参考《采煤学》教材及《设计手册》（上）第三章有关分组的原则方法的论述去进行。
大巷的布置考虑的问题也比较多，设计中主要解决布置的方式和层位的选择，两个问题分述如下：
1）大巷布置的方式：通常与煤层群分组相结合，分为：
集中布置：即所有煤层共用一条大巷；
分层集中布置：即各煤层分别布置一条大巷；
分组集中布置：各煤组分别布置一条大巷，用大巷采区石门方式为本煤组服务。
各种形式的适应条件及优缺点，参阅《采煤学》教材及《采矿设计手册》（上）。
2）大巷层位的选择
多年的生产实践及矿山压力的研究证明，将大巷布置在煤层的底板不受采动影响的稳定的岩层当中，或煤组下部煤质坚硬、围岩稳定、无自然发火的薄及中厚煤层当中时，可大大减少大巷维修费，保证大巷的运输通畅，对矿井的正常生产提供了有利的条件。
大巷距煤层岩柱的厚度（或称垂距），因煤层底板情况各异在不同井田差异较大，其数值因地而异，通常在10～30米。具体岩柱厚的数值，主要决定于是否有一层较坚硬稳定的岩层布置大巷。有的矿井，在距煤层底板50米以上的较坚固岩层中布置了大巷，经过经济比较，仍然是有利的。所以，学生必须在实习矿山充分了解现有大巷的使用情况，分析地层情况，以便在设计时很快地合理地确定大巷层位。
应当注意的是，近年来由于高度机械化生产，采面推进和采准掘进速度大大提高，巷道维护时间随之减少。另外，现代化综采采区为延长采面和减少“搬家”次数，要求开拓开采系统尽量简化。这样，分煤层大巷的简单系统显得更能适应这一要求。所以，设计时，大巷的层位的选择不仅要考虑大巷的稳定，还应当根据开采方法的特点和要求，灵活地选择大巷的层位和方式。
5. 井底车场形式的选择
1）选择的依据
矿井生产能力及工作制度；
矿井开拓方式：主要考虑井筒位置、形式、出煤提升方位、大巷及主石门与井筒的关系；
井筒数量及用途；
大巷运输方式：电机车、皮带机等；
矿井通风方式及沼气涌出量；
井上、下生产系统情况；
车场附近地质、水文及涌水情况。
2）选样的方法及步骤：
① 直接引用实习矿山的井底车场，但必须符合设计题的要求和条件；
② 当实习矿山井底车场不符合设计题的要求时，可根据前面列出的条件和依据在《采矿设计手册》（下）第七篇第一章所提供的基本类型中选择合适的形式；
③ 在《手册》同一篇第五章井底车场实例及标准设计索引中，选取可引用的车场设计或实例，一般只要矿井井型、开拓方式、提升方式都与设计矿井的条件基本相同，都可以选用；
④ 由于矿井条件千差万别，从上述资料中不一定能选到完全适宜的车场实例。由于毕业设计不要求进行井底车场的线路设计和编排调度表及验算通过能力，所以，只能利用上述资料中接近设计者要求的实例进行局部调整，使其基本符合设计要求。一般只要不改变借用实例车场中的各基本车线长度及基本调车方式，局部改变某些线路位置或增减少数联结线路，对车场的通过能力及工程量等改变不大。车场主要参数可以引用资料中被引用实例的参数。
⑤ 绘图要求
毕业设计一般不要求绘井底车场的大图，但应以一页纸的篇幅将车场线路图绘出作为说明书插图。
6. 采区划分及采区回采顺序
当开采水平确定后，通常要沿井田煤层走向（或水平运输大巷延伸方向）划分采区（或盘区）。目前国内采用倾斜长壁采煤法的矿井，因考虑集中出煤及通风、供电等的影响或限制，通常仍类似于走向长壁法沿走向划出“分区”。
划分采区的工作主要集中在两个方面
1）沿煤层倾斜方向划出水平内各采区的走向边界；
2）当开采煤层群时，划出采区在开采水平内垂直走向方向的边界。
采区划分的基本原则和方法在第六章采煤方法将进行详细分析，这里从略。
采区开采的顺序，矿井初期采区应布置在井筒附近，并贯彻先近后远的原则，逐步向井田边界扩展。当可采煤层多，煤系较厚，采用分组布置采区时，一般应先采上组，后采下组。如因特别因素先采下组时，应预先进行岩石移动影响范围的圈定工作，在不妨碍或不破坏上煤组的前提下可以先采下组煤。
7. 地面外运条件
经井筒（洞）提运出的煤炭必须外运。由于国家主干铁路、公路及货运场站一般都与矿井井筒有一定的距离。外运的形式、能力、基建费用及经营费用在开拓时是必须考虑的因素。在高原山岳地区，这一因素往往占主导地位。
由于地面运输线路的勘测设计是专业性很强的设计工作，毕业设计中只有在开拓方案进行经济比较必须考虑煤炭外运的问题时，才作适当的考虑，主要考虑下面的问题：
1）外运形式：外运形式一般根据煤炭外运量的大小及运距的长短来确定。当年运量大于90万吨/年时，可考虑建设准轨铁路线与国家主干线网直接联结；年运量30～120万吨/年时宜采用窄轨铁路线运输（轨距视运量大小和井筒形式选用762mm、900mm、600mm三种）；年运量<30万吨/年时，除可以考虑用600mm轨窄轨线路运输外，还可考虑汽车运输。当运量大距离不远，但地形高差使铁路或公路都必须绕道较长的距离时，可考虑皮带走廊运输；在必须跨越深沟谷地时可考虑采用架空索道运输。
2）铁路线如何确定：毕业设计只要求概略估算线路造价及经营费。所以，在线路选择时，不必详细选点作剖面，只须算出井口标高和终点标高（指卸煤点或车站调车线）的标高差，然后根据《设计规范》第六篇地面运输有关窄轨铁路等级（表6—1）和限制坡度的有关规定（6—3），计算出窄轨或准轨线路必须的最短线路长，最后在“井田地形地质图”上选择一条较近的线路，量出长度，只要该长度大于前面计算的最短线路长即可作为设计线路。
准轨铁路线的等级和坡度有关规定参考下表
附表3-3-2
|
线路等级 |
年运量（万吨/年） |
坡度限制 |
|
Ⅰ
Ⅱ
Ⅲ |
>400
150～400
<150 |
<12‰
<20‰
<30‰ |
3）公路及其它运输
公路运输的优点是机动灵活，对装卸设施要求不高，矿内公路一般可不考虑留煤柱，对公路级别要求也不高（一般3级以下），建设费用较低，对于小型矿山是一种值得考虑的外运形式。选择的汽车一般应选择载重量>8吨的自卸车，效率较高。
皮带走廊的优点是运量大，连续运输，自卸载，不受气候的影响，设备运转可靠，维修方便，受地形的影响相对较小。但造价偏高，施工复杂，要求高。
架空索道使用较少，毕业设计时一般不考虑采用。
4）设计时，用于估算或概算的部分综合指标可参考下表进行。
|
外运形式 |
基建费（万元/公里） |
经营费（元/吨•公里 |
|
准轨铁路
窄轨铁路
Ⅲ级公路
皮带走廊
架空索道 |
600～700]
70～100
40～50
110～120
单向 25～50
双向 60～80 |
5～10公里取0.32～0.16
1～5公里取0.4～0.16
0.4～0.l6
参考井下皮带机
0.4～0.2
0.3～0.12 |
注：表内指标为历年国内情况的综合大指标，如设计时收集到更为合理的设计指标，应以新的指标为准。
8. 拟出生产系统并选择主要设备设施
这一部分以描述为主，用流程形式表达也可。
设备选择以参考实习矿山及其它类似矿山的相应设备为主，一般可不进行验算，只需说明主要选择依据和利用的扩大经济指标即可。
要求描述的系统有：
1）运煤系统：从工作面（包括掘进与回采）起煤如何运出矿井。
2）运料系统：材料设备以及人员怎样进入工作面，矸石如何运出地面。
3）通风系统：指出在第七章详细叙述。
4）供电系统：只描述从地面经哪个井筒向井下铺设高压动力电缆，电压多少。从中央变电所输出动力电缆的走向和电压，直到工作面的电压。
5）排水系统：从工作面或从回风水平起到地面水的流向。当有采下山的系统时应叙述设置采区水仓的位置。
6）其他系统：如因设计需要，指导教师要求对供水、压气、瓦斯抽放、注浆等某一系统进行描述，应根据教师的要求描述所经巷洞及设备即可。
开拓主要生产系统设备选型基本原则和选型方法概述如下：
1）大巷运输：首先应确定运输方式。大巷运输方式及设备的选择应根据井型、煤层赋存条件，瓦斯等级、巷道布置、开采方式和生产集中程度等条件来确定。尽量做到装卸、运输、调车作业的机械化。
大巷一般采用轨道运输，并选用标准矿车，牵引设备一般采用电机车。小型矿井可采用无极绳运输。设计生产能力较大的矿井（>180万吨年），采区生产集中，条件适合时，应采用胶带输送机运输，在我国，一般井田一翼走向长度在3公里以内，年生产能力在300万吨以上的矿井，采用胶带机运输比较经济。但是，如果因矿山压力大，大巷易变形影响到列车运行时，经技术经济比较。亦可采用胶带机运输。
电机车使用台数可按《采矿设计手册》（上）近似计算法计算。
2）矿井提升
提升设备的选型设计只有在矿井年产量、开拓系统、采煤方法初步确定后才能进行。毕业设计只要求根据我国设计部门积累的经验和指定的标准来选型。其中：
① 关于主井
1．大中型矿井一般设两套提升设备，主井采用箕斗，副井采用罐笼提升，小型矿井可用两套罐笼提升，主、副井皆用罐笼，也可以采用主、副提升一井混合提升（用罐笼），此时应当验算提升能力，验算时应先估算辅助提升量（可以按提升煤量的20～25%来估算）；
2．提升设备应按矿井最终水平深度选择，特殊情况可按某一中间水平选择，但服务年限应>20年。当垂深>350米以上时，应采用多绳摩擦提升机。
② 关于斜井：提升形式可参考下面选择标准确定
1．21万吨以下矿井，坡度≯25º，提升距离短，可采用单钩串车提升；
2．年产30万吨，坡度≯25º，提升距离短，可采用双钩串车提升；
3．年产45万吨，坡度≯25º，提升距离长，采用后卸式箕斗提升；
4．年产60万吨及以上坡度≤17º，采用皮带运输机较恰当。提升设备选型时，可参考实习矿山提升机型号，如该型号产品目前已被淘汰，可用该机提升能力和其他主要参数（滚筒直径、绳速、电机功率等）在现行设备目录中选择，如果实习矿山提升设备不恰当，可按已确定的开拓参数进行选择。
3）矿井主排水泵的选型
选型的主要依据
1．矿井正常涌水量qz和最大涌水量qmax，单位：米3/小时，
2．一年内最大涌水量与正常涌水量的天数；
3．开采水平与地面垂高H，单位米；
4．矿井水的PH值。
② 估算选型
1．按正常涌水量确定水泵流量QB：
（米
3/小时）
2．估算水泵扬程 HB：
Hg——管路出口与水井（井底车场水仓汲水井）水平面高差，可用开采水平至地面的垂深H代之。
——管路效率，其取值：竖井为0.9～0.89，斜井根据坡度不同，取值不同，斜井倾角根据坡度不同α<30º～α<20º，取值0.83～0.74，倾角大取大值，倾角小取小值。
3．按估算的QB及HB在设备目录中选取恰当的水泵，选型应注意型号的适应条件与矿井的条件要符合。
4．水泵配备的台数
当井下涌水量QB>50M3/小时，主排水泵及管理系统至少要两组，一工作，另一备用；如Qmax较大或很大，应选三台（一台工作，一台备用，一台检修）或五台泵（二台工作，二台备用，一台检修）等。
9. 用“方案比较法”确定最终方案
1）提出井田开拓方案应遵循的主要基本原则
① 合理集中生产，并具有较大的增产潜力；
② 有完善的生产系统，能保证安全及均衡生产；
③ 掘进率低，施工容易，经营成本低，易于管理；
④ 初期投资少，建井工期短；
⑤ 采掘运用技术装备先进；
⑥ 充分利用地形，少占良田耕地。
2）提出方案先进行技术比较
在第一章所提供的开发条件的基础上，通过对本章前面所提出的各个基本问题的分析，选出同类型方案中局部方案较合理的方案（包括进行局部的经济比较），然后综合各个局部方案，一般可提出几个技术上可行的开拓总体方案。再经过进一步的技术比较和初步的经济分析，否定一些技术经济上相对来说显然不合理的方案，对各个方案取长补短，归纳修改为二到三个较优和比较可行的方案。
应当注意的是，技术比较后提出的方案应当是在技术上各有利弊，难以从技术上明显地判断哪方案最为有利的方案。不应当为了进行下一步经济比较的方便或带倾向性地提出对比方案，这样很可能会将更为优越的方案抛弃了，造成设计上的重大失误。
各个局部方案比较的内容，可参考《采矿设计手册》（上）P471～P477页表2—4—1、表2—4—9所列的项目，在教师指导下，摘其中有关的主要项目进行比较。
插图要求：应当绘出比较方案的开拓系统示意图，该图不要求严格按比例绘制，以一页说明书为幅面，巷道可绘成单线，主要尺寸应当注上。
3）方案的经济比较：比较的方法和注意点主要有以下几点：
① 在比较时，主要是找出不同方案的差别，将可比部分进行对比；
② 比较的重点应放在井巷工程量、建井工期、基建投资及生产经营费方面。工程量和基建投资应分初期和后期列出。建井工期是评估和衡量矿井建设经济效益的重要指标之一，也是科学决策矿井工程建设立项的重要参考数据。由于毕业设计对建井工程不进行详细设计，也不对开拓巷道作工程排队，所以建井工期一般就不列入比较项目。在条件具备时，才列入进行比较，基建投资主要考虑初期井巷及洞室的开凿费，大型设备费；生产经营费主要考虑运煤及维护费，当矿井涌水量很大或沼气涌出量大使矿井排水和通风在生产成本中占有较大的比例时，应当把这两项费用列入比较项目。
③ 列入比较的项目应分别情况抓住重点，对影响不大，差别很小的费用项目，可不列入比较；
④ 列入比较的项目的技术经济参数及指标应统一，算法应一致，以保证比较的正确性。
⑤ 各方案的某项费用数值相同时，该项目可以不作比较，一般只比较费用数值不同的项目。对费用数值不同的项目比较时，也可以只比较不同的部分；
⑥ 各方案的工程量和费用比较，毕业设计只要求采用静态法，方案之间的差别可以用%比表示，即将某项数目最小的方案定为100%，其它方案该项数值则以对这个方案的百分比表示。对计算出的有关技术经济指标，也可采用类似的表示方法。
4）综合评价及选定方案
方案比较经技术经济比较后，还应当进行综合评价。当经济比较在基建投资，生产经营相差均不超过10%时，即认为两个方案在经济上是等值的，这时，就应当进一步综合考虑参与比较的方案的利弊，选择一个更能符合煤炭工业最新技术方针政策的，技术上合理和经济效益较高的方案作为最终选定的方案。
5）主要经济比较表格形式见本章末附表3-3-3、3-3-4、3-3-5、3-3-6、3-3-7、3-3-8。
10. 计算矿井移交生产时的井巷工程量
根据《设计规范》和较新的建设标准，对不同的井型的矿井移交生产的规定是不一样的，设计生产能力60万吨/年及以下的矿井一次建成移交生产；90～120万吨/年的矿井，移交生产时，应完成达到50%的矿井设计生产能力，150万吨/年及以上的矿井，应一次设计，分期建设，分期投产，提前出煤，连续施工，建成一个采区移交一个采区，移交时能力不得低于60万吨/年。
毕业设计应基本上按上述规定来进行工程量计算，其中井底车场和洞室工程量都不计长度，体积直接引用选定的车场洞室的工程量，计算内容及表格形式见附表4—9
应当指出的是，矿井初步设计应当进行基建工程的费用概算，鉴于毕业设计只进行了部分工程的设计，有些部分是借用或估算的，所以费用概算省略，只计算井巷工程总量。
11. 达到设计产量时采区及工作面的配备
2）采区设备：按《设计规范》第2—18条表2—2的规定适当地配备正常生产的采区个数，确定达产时的采区，列出各采区生产能力。
2）工作面的配备
只进行设计采区的采、掘工作面配备。在本章只是引用第六章的设计结果。未设计采区只说明保证采区生产能力的采、掘工作面的个数即可。
12、基建期及投产后一段时间的采掘工程计划及“三量”计算
毕业设计只要求进行设计采区的采掘工程计划的安排，在第六章具体进行。在本章只要列出“三量”。在计算“三量”时，因投产时很可能不止一个采区，未设计采区的“三量”只能参照已设计采区的设计结果作概略的估算，一般可以算出回采煤量及可采期，另外，可以认为该采区已准备好第一区段，这样可以计算准备煤量和开拓煤量及相应可采期。
应注意的是，应当说明在达产时主要开拓巷道（运输大巷、回风大巷、主石门等）掘进头的位置，而且，“井田开拓平面图”上所绘的巷道情况应与这里的说明一致，与“三量”计算的范围应该一致。
四、设计图纸要求
本章要求按煤炭部颁发的绘图标准绘制设计图2～3张，其中“开拓系统剖面图”和“开采水平切面图”视具体情况必绘其中一张，“开拓系统平面图”每人必绘。如煤层很多，水平面内巷道较多或因构造破坏切割煤层严重，布置大巷的走向确定的需要等，是否绘其他图由教师指定绘制。
现将绘图要求分述如下：
1. 井田开拓系统平面图：（1：2000～1：5000）
该图一般绘于井田内最下一个可采煤层的“煤层底板等高线图”上。当可采煤层较多或煤系较厚时，可绘在主采层或由教师指定的可采层底板等高线图上。
图中应绘出井田边界，保安煤柱界线，各开采水平标高的等高线，第一水平全部的开拓巷道及井筒，各采区分界线（以断层为界的绘出断层保护煤柱线即可），采区下部（或上部）车场（车场绕道不要求严格按比例绘，显示基本形式即可），当有辅助水平时亦应表达清楚。
开拓巷道（包括采区石门应用实线和虚线将基建期掘出的和生产期将要掘的巷道区别开来。此外，初期投产的上山应绘出。
本图应当标注必要的基本尺寸，例如平洞长度、斜井长（用括号表示实长）、采区走向长、主石门长等。
2. 开拓系统剖面图：（1：2000～1：5000）
本图应当选择主、副井附近的勘探剖面图作为投影面绘制，采用走向平洞开拓的矿井不必绘此图。
图中应将井田阶段垂高及总垂高，各阶段斜长及井田总斜长标注出来。另外，运输大巷、回风大巷及采区上山与上山和它们相互的相对位置关系，层位及联络方式应表示清楚，并标出尺寸参数。
3. 开采水平切面图：（1：2000～1：5000）
在采用走向平动开拓或构造复杂，煤层多且部分煤层不够稳定等情况时，应当绘制本图，利于布置和显示平洞及大巷的位置。
方案×井巷工程量及费用表 附表3-3-3
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序号 |
工程项目 |
支护形式及断面积
（M2） |
巷道长度
（M） |
条数
（条） |
工程量
（M3） |
单价
（元/M） |
掘进费用（元） |
备注 |
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一、
二、
三、
① |
井筒
井底车场
大巷
运输大巷
其中：初期
合计 |
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方案×大型设备费用表 附表3-3-4
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序号 |
设备名称 |
型号规格 |
单位 |
数量 |
单价
（万元/台或套） |
总价
（万元） |
备注 |
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方案×提升及运输费用表 附表3-3-5
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序号 |
项目 |
提升高度或运距（M） |
提升或运输量
（万t） |
运输功
（t·Km） |
单价
（元/ t·Km） |
总费用
（万元） |
备注 |
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一
二
①
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提升费用
运输费用
大巷运输
………… |
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合计
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方案×维护费用表 附表3-3-6
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序号 |
井巷名称 |
支护形式及断面积
（M2） |
维护长度
（M） |
维护时间
（a） |
维护量
（M·a） |
单价
（元/ M·a） |
总价
（元） |
备注 |
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各方案比较总表 附表3-3-7
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序号 |
项目 |
方案Ⅰ |
方案Ⅱ |
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一、
（一）
（二）
（三） |
基本建设
初期：
① 井巷工程量（M/M3）
② 井巷工程费用（万元）
③ 大型设备费（万元）
……………………
后期：
① 井巷工程量（M/M3）
② 井巷工程费用（万元）
……………………
合计
①井巷工程量（M/M3）
②井巷工程费用（万元）
③…………………… |
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二、
（一）
（二）
（三） |
生产经营费
提升运输费 （万元）
其中：井下
地面
井巷维护费 （万元）
…………………… |
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三、
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总计 ①井巷工程量
②总费用（万元） |
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四、
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相对 ①井巷工程量
百分比 ②费用 |
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矿井初期基本建设井巷工程量表 附表3-3-8
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序号 |
工程名称 |
技术特征 |
单位 |
数量
（M/M3） |
工程量
（M3） |
备注 |
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一、
二、
三、
四 |
开拓巷道
① 主井
② 副井
③ 主石门
④ 运输大巷
⑤ 井底车场
⑥ …………
准备巷道
① 下部车场
② 运输上山
…………
回采巷道
① 运输平巷
…………
总计 |
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本章是矿井设计的主要章节之一。本章设计的主要内容是：选择采煤方法，确定合理的采煤系统，即采区巷道布置和生产系统、进行回采工艺设计。本章设计时，只需对一个主要煤层和一个投产采区(或指导教师指定的煤层和采区)作详细设计，而对矿井的其它煤层和采区，只作简要说明。
本节仅对采区的位置、边界、范围、可采煤层、采区储量、采区生产能力及服务年限进行叙述。
一、采区位置
采区位置的确定应该符合《煤炭工业矿井设计规范》第5.1.1条即矿井达到设计生产能力时的初期采区位置，应符合下列规定：
1 和井田内其他采区相比，煤层赋存条件好，地质构造和开采技术条件简单，地质勘查程度高；
2 资源可靠、可采储量丰富，探明的经济基础储量比例不应低于井田内其他采区；
3 采区生产能力大，服务年限长，能保证接替采区的正常接替；
4 地面一般应无影响开采的重要建(构)筑物，村庄少；
5 首采区应位于工业场地保护煤柱线附近，工程量省、贯通距离短；
6 当有中央采区时，中央采区应作为矿井首采采区。
二、采区边界、范围
要求叙述清楚该设计采区以什么为边界。
例如：
设计采区东面与二采区相邻，西以矿界为界，南以煤层露头为界，北以F5断层为界。
三、可采煤层
分别叙述各个可采煤层厚度、倾角、煤层结构、顶板和底板岩性，并填写下表。
例如：
区内含煤地层中发现全区可采煤层2层，自上而下编号为C5、C7。现将各煤层特征分别叙述如下：
C5煤层
位于含煤岩系中上部，煤层呈层状产出，厚1．4～1．5m，平均l.45m。煤层结构简单，一般不含夹石。与顶底板围岩界线分明，直接顶板为灰色含铁质粘土岩，局部为一层厚0．3～0．5m的含黄铁矿炭质页岩伪顶，底板为深灰色粘上岩。
C7煤层
煤层呈层状产出，厚度2.00～2.4m，平均2.17m。煤层结构简单，局部含<0.1m的矸石，其成分为炭质粘土岩。煤层与顶、底板围岩界线明显，顶板为粉砂质粘土岩、粉砂岩，底板为粘土岩、粉砂质粘土岩
表3-1-1 主采煤层特征表
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顺序 |
区域组 |
煤层名称 |
煤层厚度（m） |
层间距(m) |
煤层夹矸数 |
稳定性 |
煤层
倾角（度） |
煤种 |
顶 底 板 岩 性 |
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最小 |
最大 |
平均 |
顶 板 |
底 板 |
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1 |
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四、采区储量
根据井田详查和勘探地质报告提供的“推断的”、“控制的”、“探明的”资源量，按国家现行标准《固体矿产资源／储量分类》GB／T 17766及《煤、泥炭地质勘查规范》DZ／T 0215划分矿井资源／储量类型，计算“采区地质资源量”、“采区工业资源／储量”、“采区设计资源／储量”和“采区设计可采储量”。
五、采区生产能力及服务年限
根据《煤炭工业矿井设计规范》第5.1.2 采区设计生产能力，应根据采区内地质条件、煤层生产能力、采掘机械化程度、同时生产的采煤工作面个数及其接替关系等因素，经综合论证后确定。
采区内同时生产的采煤工作面个数，应体现工作面合理集中生产和保证工作面正常接替的原则，并符合下列规定：
1、综合机械化装备的采区，同时生产的综采工作面宜为1个，条件适宜的盘区可布置2个综采工作面；
2、普通机械化装备的采区，当开采单一煤层时，回采工作面不应超过2个；近距煤层群联合布置开采，经工作面接替排产适宜时，可布置3个普采工作面；
3、开采有煤与瓦斯突出的煤层和开采有冲击地压的煤层，采区内采掘工作面布置，必须符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。
采区服务年限可按下式计算：
式中：TC——采区设计服务年限，a；
ZC——采区可采储量，Mt；
A——矿井设计年产量，Mt/a；
K——储量备用系数，K=1.3～1.5
布置采区巷道是为了把回采工作面、矿井主要开拓巷道联系起来，构成运输、通风、动力供应、材料供应等系统，保证工作面连续不断的生产。为了布置采区巷道，需要确定采区走向长度、区段斜长和数目，以及采区内各种煤柱尺寸，然后确定采区上(下)山、区段平巷、区段集中巷的位置、条数以及它们之间的联络巷道的形式。下面就缓斜或倾斜、薄及中厚煤层走向长壁采煤法的采区巷道布置，阐明设计的步骤和方法。
一、采区布置方案
采区划分一般应考虑沿走向有无大的地质构造变化，如断层、无煤带、倾角变化较大等，若有可利用这些地质变化带作为采区边界。在没地质条件限制时，采区划分应综合考虑技术经济的合理性，确定最优方案。
1. 采区走向长度的确定
在毕业设计中，如果不能专题论述时，采区走向长度可参照下列数值确定：综采工作面单翼布置时，走向长度一般不小于1000m，双翼布置时一般不小于2000m；高档普采的双翼采区，其走向长度一般为1000～1500m；炮采工作面，双翼采区走向长度一般为800～1000m。对于顶底板松软巷道难以维护，地质构造复杂或自然发火期短的煤层，以及装备水平低的小型矿井，采区走向长度适当缩短。
2. 确定区段斜长及区段数目
采用走向长壁采煤法的采区，应先对区段平巷布置方式进行论证，条件允许时，应优先考虑采用无煤柱护巷。有煤柱护巷时，区段斜长等于回采工作面长度加区段平巷和护巷煤柱的宽度。根据《煤炭工业矿井设计规范》有关规定，回采工作面长度可参考表3-2-1。
表3-2-1 工作面长度参考表
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回采工艺类型 |
工作面长度(m) |
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综合机械化采煤 |
不宜小于160 |
|
普通机械化采煤 |
薄煤层不小于120，中厚煤层不小于140 |
|
炮采工艺 |
100～120 |
区段护巷煤柱宽度可参考表3-2-2。
表3-2-2 采区煤层巷道护巷煤柱尺寸
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巷道类别 |
薄及中厚煤层
巷道一侧(m) |
厚煤层巷道
一侧(m) |
备注 |
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水平大巷 |
20～30 |
25～50 |
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|
主要回风巷 |
20左右 |
20～30 |
|
|
采区上(下)山 |
20左右 |
30～40 |
|
|
区段平巷 |
8～20 |
15～20 |
|
|
采区边界 |
5～10 |
5～10 |
|
|
较大断层 |
10~50 |
10～50 |
视断层落差情况而定 |
区段斜长确定后，根据设计已确定的采区斜长，减去采区范围内应留设的其它倾斜方向的煤柱后，除以区段斜长，即得到区段数目。如为整数，可按此整数划分区段，如得到的区段数不是整数，则应在合理的工作面长度范围内对工作面长度加以调整，或调整相关的其它方面的参数，使其区段数为一整数。多煤层的联合布置采区，区段划分以主要煤层为准，兼顾其它煤层。当采区范围内煤层倾斜方向有较大变化或遇到落差较大的断层时，区段划分，应考虑以这种自然变化为界，以利于工作面生产。
3. 煤柱尺寸
为了保护采区内各种煤层巷道处于良好状态，目前比较常用的是留设一定尺寸的煤柱。煤柱尺寸主要根据实际经验来确定。对于缓斜煤层，可参考表3-2-2的尺寸留设。
二、采区巷道布置
1. 采区上（下）山的布置
采区上（下）山道的数目可根据采区生产能力和开采技术条件确定，一般情况下二条，当采区生产能力较大、高瓦斯或煤与瓦斯突出的矿井，一般布置三条。
对开采缓斜及倾斜煤层，在下列情况下，可考虑将采区上（下）山布置在煤层中：
(1)、薄及中厚煤层，采区服务年限短时；
(2)、开采只有两个分层的单一厚煤层的采区，开采深度小，顶底板岩石比较稳定，煤质在中硬以上，上山不难维护时；
(3)、联合布置采区，下部为维护条件较好的薄及中厚煤层；
(4)、为部分煤层或区段服务的，维护年限不长的专用通风或运煤上山。
对单一厚煤层和联合布置采区，一般应将上山布置在煤层底板岩石中。但在下部煤层的底板岩层距涌水量特大的岩层很近，不能布置上山，或者当上山只为采区部分上部煤层或区段服务，开采下部煤层便废弃不用时，可以考虑把上山布置在煤层群中的中部或上部。 目前国内外均有以煤巷代替岩巷的趋势。
采区上（下）山沿煤层走向方向距离一般为20～25m。在垂直走向方向上，一般多使两条上山在层位上保持一定高差，把运输上山设在轨道上山之下，一般比轨道上山低2～4m。但如果采区涌水量大时，可将轨道上山布置在低于运输上山的位置。上山设在同一厚煤层中，一般轨道上山沿煤层顶板，运输上山沿煤层底板布置。
2. 区段平巷的布置
开采厚煤层时，各分层的区段平巷，在煤层倾角小于15°~20°时，一般用内错式布置；倾角大于20°～25°时，可用水平式布置；倾角小于8°～10°的近水平煤层，一般可用重迭式布置。 对于开采煤层群的联合布置采区及单一厚煤层分层开采采区应考虑设置区段集中巷。其位置应选在距煤层底板的垂直距离不小于h，并在支承压力传递影响角
以外的地方，根据经验，最小的h值一般为8～12m，
角介于25°～55°之间，区段集中巷还应布置在比较坚硬的稳定的底板岩层中，并应避开地质破坏的影响。
3. 联络巷道的布置
采区联络巷道有区段集中巷与区段平巷之间的联络及采区上（下）山与区段巷道之间的联络巷道。
区段集中巷与区段平巷间的联系方式，一般当煤层倾角大15°~20°，区段平巷为水平布置时，常采用石门联络；煤层倾角小于15°～20°，层间距较大时，可用斜巷联系；而近水平煤层，区段平巷为垂直布置时，则用立眼联系。
采区上（下）山与区段集中巷之间的联系方式主要根据运输需要确定，一般轨道上山与区段集中巷之间采用石门联系，而运输上山与区段集中巷之间，广泛采用溜煤眼的联系方式。
4. 盘区的巷道布置
开采近水平煤层时，盘区的巷道布置较普遍地采用上、下山盘区或石门盘区。其布置方式可参考有关教科书。
5. 同采工作面的合理错距
上、下煤层，上、下分层以及上、下区段同采时，回采工作面的超前距离，应根据煤层厚度、层间距、倾角及围岩性质等条件，分析围岩垮落情况和影响范围，确保安全、方便运输和通风为原则来确定。在同一区段内需要同时开采上、下两个煤层时，应使上一煤层的回采工作面超前于下一煤层的工作面，其超前距离为：
式中：
——上、下煤层回采工作面最小错距，m；
——上、下煤层层间距，m；
——上、下煤层层间岩石移动角，度；一般坚硬岩石可60°～75°，软岩可取45°～55°。
——上一煤层回采工作面的最大控顶距，m。
应该指出，按上式计算出来的数值，只能作参考，主要应根据现场实际经验来确定，一般不小于50～60m。
厚煤层下行垮落分层同采时，上分层回采工作面超前下分层工作面的距离，应使下分层工作面处于上分层工作面顶板岩石垮落活动终止或基本稳定地带，也可根据实际经验确定，一般情况下，第一、二分层应相隔1.5～2.0个月时间，这样炮采工作面大致为60～80m，普采推进速度较快，大致应保持100～120m。
同一煤层两个相邻区段的回采工作面需要同采时，一般应保持40～50m以上的错距，以减少顶板冒落和运输工作的互相干扰。
6. 采区车场形式选择
对采区上、中、下车场主要应确定车场形式、线路布置和调车方式，并作图以示之(插图)，线路布置不做具体设计计算。这里仅对采区车场形式作说明。
采区上部车场常用甩车场和平车场，平车场又可分顺向和逆向二种型式。上部车场的选择主要根据绞车房的布置和维护条件，在阶段回风巷以上为采空区或松软风化带时，往往采用平车场。在联合布置采区、回风石门较长时，为便于回风石门联系，也多用平车场。其它情况下，可考虑采用甩车场，顺向和逆向平车场的选择，主要根据绞车房、上山和回风巷的相互位置决定。顺向平车场的变坡点同绞车房之间的距离比较短，如果绞车房位置受限制，为了便于同总回风巷相联系，可用顺向平车场。联合布置采区，有采区回风石门同阶段回风巷相联系时，可以采用逆向平车场。
采区中部车场一般多为甩车场，按甩入地点不同，可分为绕道式车场、平巷式和石门车场三种。开采单一薄及中厚煤层，多用绕道式车场，联合布置采区或有岩石集中巷的采区，常用甩入平巷或甩入石门式中部车场。
采区下部车场的基本形式，按装车地点不同分为大巷装车、石门装车和绕道装车三种；按材料车场设置地点不同，又有顶板绕道和底板绕道两种。一般较常用大巷装车的下部车场，当煤层倾角较大时，可用顶板绕道；倾角较小，用底板绕道。在选用顶板或底板绕道时，应注意轨道上山的起坡角，一般以不超过25°为宜。联合布置采区具有长度较大的采区石门时，宜采用石门装车的下部车场，但应注意装车点前后要有足够的储车线长度。对于采区生产能力很大的矿井，如采用大巷装车，但影响大巷运输能力，又不具备石门装车条件，可采用绕道装车式下部车场。
7. 采区硐室
采区硐室包括采区煤仓、采区绞车房和采区变电所。对采区煤仓应确定煤仓容量、煤仓形式和主要参数，以及支护方式。对绞车房要求说明位置、主要尺寸和支护方式。对变电所仅说明位置、支护方式。
采区煤仓容量的确定，目前没有统一的计算方法，一般在60～100t之间。采区生产能力很大时，有的达300～500t左右。煤仓的形式一般采用垂直式圆形断面。当由于巷道的原因，煤仓上、下口不在一个垂直面时，也可采用倾斜式(倾角在60°以上)，圆形或拱形断面。从目前实际使用的煤仓来看，圆形垂直煤仓的直径一般为2～4m，其相应的高度大多在20m左右确定时可参照实习矿井的实际经验。煤仓设在坚硬岩层中时，仓身可不支护。一般应砌碹，壁厚300～400m，有条件时可用锚喷支护。
采区绞车房应布置在围岩稳定、无淋水、地压小、易维护的地点，应避开较大的地质构造、含水层，并不受开采影响。绞车房与相邻巷道要有足够的保护煤柱或岩柱(一般不小于10m)。绞车房的主要尺寸可参阅《煤矿矿井设计》来确定。支护方式一般应用不可燃材料支护，绳道和风道5m以内，也应采用不可燃材料支护。
变电所应设在围岩稳定、地压小、通风良好、无淋水的地点，同时应设在采区用电负荷的中心，并靠近有轨道运输的巷道。范围较小的采区，可设在两条上山的中间，大采区可设两个变电所，生产能力大的联合布置采区，也有在每个区段都设置变电所。支护方式一般应采用不可燃材料支护，主要尺寸可参考实习矿井和《采矿工程设计手册》等资料确定之。
8. 采区生产系统
确定采区生产系统应和确定巷道布置同时进行，包括采区内煤、矸、材料和设备的运输路线。确定运输方式和选用运输设备。进、回风路线和通风设施的确定。供电、供水、注浆等系统的确定。
9、采区内的开采顺序
包括采区内区段间的开采顺序和区段内煤层间的开采顺序。
一、设计工作面概况
应该交代清楚设计工作面在哪个采区，该采区内可采煤层数目，各可采煤层厚度、倾角、煤层结构，设计工作面在哪个煤层中等情况。
二、采煤方法及工艺选择
1. 根据《煤炭工业矿井设计规范》第5.2.1 采煤方法及工艺的选择，应符合下列规定：
(1)、选择采煤方法，应根据地质条件、煤层赋存条件、开采技术条件、设备状况及其发展趋势等因素，以安全、高效、低成本、高回收率为目的，经综合技术经济比较后确定；
(2)、大型矿井应以综合机械化采煤工艺为主，条件适宜的中型矿井，也宜采用综采工艺；
(3)、设计生产能力3.OMt／a及以上的矿井，条件适宜，应采用先进成套综采设备，设计高产高效采煤工作面。
2. 根据《煤炭工业矿井设计规范》第5.2.2 缓倾斜、倾斜煤层采煤方法及工艺的选择，应符合下列规定：
(1)、缓倾斜、倾斜煤层一般应采用长壁采煤法。当煤层倾角大于12°时，宜采用走向长壁采煤法后退式开采；当煤层倾角小于12°且条件适宜时，可采用倾斜长壁采煤法后退式开采；
(2)、低瓦斯矿井，地质构造简单，煤层厚度小于2.5m，煤层不易自燃，可采用长壁采煤法前进式开采；
(3)、煤层倾角大于35°时，可采用伪斜走向长壁采煤法后退式开采；
(4)、地质条件、煤层赋存条件及开采技术条件适宜时，可采用连续采煤机开采的房柱式或短壁采煤法；
(5)、厚度5m以上的无煤与瓦斯突出危险煤层，符合现行《综合机械化放顶煤开采技术规定》条件的，宜采用综放开采工艺。不具备综放开采条件的，应采用分层综采或分层普采工艺；
(6)、厚度4.0～5.5m的煤层，地质构造较简单、煤层赋存稳定、煤层较硬，宜采用一次采全高综采工艺。不具备一次采全高综采工艺条件的，宜采用分层综采或普采工艺；
(7)、厚度1.5～4.Om的煤层，地质构造简单、煤层赋存稳定，应采用综采工艺。不具备综采条件的，宜采用普采工艺；
(8)、厚度1.5m以下的煤层，条件适宜，应积极推行薄煤层综采工艺。不具备综采条件的可采用普采工艺。
3. 根据《煤炭工业矿井设计规范》第5.2.3 急倾斜煤层采煤方法及工艺的选择，应符合下列规定：
(1)、厚度大于15m的无煤与瓦斯突出煤层，条件适宜，应采用水平分段综采放顶煤工艺。不适宜综采放顶煤开采工艺时，可采用水平分层普采或爆破装煤开采工艺；
(2)、厚度7～15m的煤层，宜采用水平分层或斜切分层采煤方法；
(3)、厚度2～6m、倾角大于55°、赋存较稳定的煤层，宜采用伪倾斜柔性掩护支架采煤法，其工作面伪倾斜角度以煤炭能自溜为宜；
(4)、当煤层赋存条件不适宜采用本条1～3款的采煤方法时，可根据具体条件采用伪俯斜走向分段密集采煤法、伪俯斜掩护支柱采煤法、正台阶采煤法等。
三、工作面回采工艺设计
在确定采煤方法及回采工艺的类型的基础上，对首采区首先投产工作面回采工艺设计，回采工艺设计包括机械设备选型、确定作业方式、确定支护和采空区处理方法、编制循环作业图表及工作面技术经济指标表。
1. 机采工作面的工艺设计
机采工作面的工艺设计含普机采和高档普机采。
(1)、采煤机和运输机的选型及确定作业方式
采煤机的选型可根据煤层赋存条件、各种采煤机的适用条件、结合实习矿井的使用经验来进行，可选用DY-150或MLS-170型等单、双滚筒采煤机。采煤机的作业方式，一般应采用双向采煤、斜切进刀。
工作面运输机的选型，应注意与所选采煤机和运输顺槽的运输设备能力相配合。机采工作面常用的可弯曲刮板运输机有SGW-44A、SGW-80T、SGW-150C型等，与之配合运输顺槽配备SZQ-40型双链刮板转载机和SJ-80或SD-80型可伸缩皮带运输机。
(2)、确定工作面支护方式和采空区处理方法
机采工作面的支护方式包括单体支架的选型和支架布置方式的确定。机采工作面一般使用DZ型单体液压支柱和铰接顶梁组成的金属支架，根据我国《煤炭工业技术政策》，不再选用摩擦金属支柱。单体液压柱的选型和规格的确定，应根据顶板下沉量及工作面采高的变化，按下式确定：
式中：
、
——支柱的最大、最小高度，mm；
——顶梁厚度，mm；
——工作面最大控顶距处顶板最大平均下沉值，mm；
——支柱的卸载高度，mm。
根据上式计算出来的
、
，从单体液压支柱和铰接顶梁规格表中选取。铰接顶梁的长度应与采煤机的截深相同或成整倍数关系。
工作面支架的布置方式应根据顶板稳定程度、截深与顶梁长度、采高等因素，结合生产矿井的实际使用的布置方式确定。一般在顶板稳定、截深与顶梁长度相同(在0.8m以下)时，可用齐梁直线柱的布置方式。顶板比较破碎，梁的长度较大时，可采用错梁直线柱(或交叉柱)的布置方式。支柱间距离(排距)则根据截深、顶梁长度和支架的排列方式确定，一般为0.6～1.2m。沿倾斜方向(柱距)，则根据顶板压力大小确定，一般为0.6～1m。为了保证工作面的安全出口，还应专门设计工作面上、下出口的支架布置方式。工作面上、下出口的支护方式，可参照实习矿井实际布置方式确定。
采空区处理方法，一般采用全部垮落法，这时应确定控顶距和放顶步距，以及特种支架形式和布置方式。控顶距内一般包括机道、行人道和材料道三个空间，机道宽一般为1.0～1.2m，行人道和材料道各为截深的1～2倍。设计时与支架布置方式一起考虑确定。放顶步距应根据顶板性质和截深确定，一般也是截深的1～2倍。
特种支架一般采用密集支柱、斜撑、木垛等，在顶板条件适合时，也可采用无密集放顶。直接顶坚硬，回柱后不易垮落时，应采取人工强制放顶方法。
(3)、工作面循环方式及循环作业图表
机采工作面应积极组织多循环作业。在顶板稳定，回柱后能及时自行冒落，支架布置形式简单，放顶工作量不很大时，可实行三班采煤，采准平行的作业形式。在顶板破碎或回柱时，冒落顶板有较大冲击力，架设特种支架工作量大的工作面，可考虑“两采一准”的作业方式。机采工作面的工序安排，应以割煤工序为主，其他工序，如支护、拆移运输机、回柱放顶等，则可与割煤主要工序在时间上安排依次进行，或者在空间上相互错开，平行作业。回采工作面的劳动组织必须与循环方式、作业形式和工序安排相适应。追机作业的劳动组织一般适用于工作面较长，每班刀数较少，顶板稳定，采煤队管理水平较高的条件。相反，分段作业则主要适用于工作面长度较短、班进多刀、顶板较差的条件。分段接力追机作业，是以上两种劳动组织形式的综合，一般适用于工作面较长的条件。工作面循环作业图表包括循环作业图、工人出勤表及技术经济指标表。工作面循环作业图，应根据确定的循环方式、作业方式、工序安排及劳动组织编制。工人出勤表应列出每班出勤的工种名称及人数，以及上、下班时间。各工种出勤人数，可根据工作量及在实习矿井收集到的劳动定额计算。技术经济指标表中应说明的项目有：工作面长度、采高、煤层倾角、采煤机械设备型号、截深、支架形式、采空区处理方法、每日循环数、日产量、出勤人数、回采工作面劳动生产率，主要材料消耗及工作面成本等。
2. 综采工作面的回采工艺设计
(1)、综采工作面机械设备
综采工作面机械设备，除了采煤机、运输机和液压自移支架三大设备外，一般在运输平巷(顺槽)中还配有转载机和可伸缩胶带运输机，以及液压泵站等附属机电设备。
综采工作面设备选型，不仅应根据煤层和顶底板条件，选用合适型号的采煤机、运输机和液压自移支架，更重要的是在选型时，注意工作面三大设备以及运输顺槽的运输和其他设备，在生产能力和空间尺寸上的配合。
原煤炭部规划设计院提出以下几种综采设备配套方案，供设计时参考：
1)、以ZY-35型支撑掩护式液压支架为主的方案：配备MLS-170双滚筒联合采煤机(配1.6m直径的滚筒)，SGW-250可弯曲刮板运输机(装Ⅱ型档板)：运输顺槽配以SZQ-75型转载机，SDJ-150型可伸缩皮带运输机(或DSP-1063/1000落地架可伸缩皮带运输机)。工作面端头支护可用DZ型外注式或NDZ内注式单体液压支柱。按1140V、660V供电配备。
这套综采设备的适用条件是：煤厚2.1～3.0m，倾角15°以下(带防倒防滑装置，可用于30°以下)，顶板中等稳定或较破碎，底板的抗压强度大于1.7MPa，工作面长度为150～170m，走向长度700～1000m。
2)、以QY型掩护式液压支架为主的方案，配MLS-170双滚筒联合采煤机(1.6m直径的滚筒)，SGW-250可弯曲刮板运输机(装Ⅱ型档板)、运输顺槽的运输转载设备，端头支护及供电设备同(1)方案。
这套综采设备的适用条件是：煤厚为1.6～3.0m，倾角30°以下(倾角大于15°时，需配防滑装置)，顶板破碎或中等稳定以下，底板较为平整，其抗压强度大于1.0MPa，工作面长度150～170m，走向长度700～1000m。
3)、以ZY-8A或ZY-3B(即将由ZY-2Z型产品代替)支撑掩护式液压支架为主的方案，配MD-150型或MZS-150型双滚筒联合采煤机(配125m直径滚筒)，SGWD-180型可弯曲刮板运输机(装Ⅱ型挡煤板)。运输顺槽中运输转载设备，端头支护和供电设备同(1)方案。
这套综采设备的适用条件：煤厚1.7～2.2m，倾角小于12°，顶板中等稳定，底板较平整，中硬以下或较软的煤层，工作面长度150m，走向长度700～1000m左右。
4)、以ZYZ掩护式或QY型液压支架为主的方案。配MZS-150型或MLS-170型双滚筒联合采煤机，SGWD-180型可弯曲刮板运输机(装Ⅱ型挡煤板)。运输顺槽中运输转载设备，端头支护及供电设备，同(1)方案。
这套综采设备的适用条件：煤厚2～29m，倾角在15°以下(配YAJ-13型液压防滑绞车时，可用于15～25°)，顶板破碎或中等稳定，底板较平整，抗压强度大于1.0MPa，中硬以下或较软的煤层，工作面长度130～150m，走向长度700～1000m左右。
5)、以TZ型或BZZC型支撑式液压自移支架为主的方案。配MLS-170型或其他型式的单、双滚筒联合采煤机，SGW-150B型可弯曲刮板运输机。运输顺槽中可配SZQ-40型双链刮板转载机，DSP-1060/1000型落地架可伸缩皮带运输机或SJ-80可伸缩皮带运输机。工作面端头支护可配DZ外注式单体液压支柱。
这套综采设备的适用条件：煤厚在1.29～2.5m，倾角在10°以下，顶板稳定、坚硬、底板平整、中硬以下的煤层。工作面长度在150m左右，走向长度为700～1000m。
随着煤炭科学技术的不断发展，20世纪80年代我国先后研制和应用了适用于倾角在15°以下、煤层厚度3.7～4.7m一次采全厚的全套综采设备。这套设备包括MXA-300/45型采煤机、BC480-22/42型支撑掩护式支架，SGZ-764/264型运输机，SZZ-764/132型转载机等。为了适应不同的围岩条件，我国还研制了适应大采高的其它架型，如BY3600-25/50型、ZY3500-25/47型等。
放顶煤综合机械化采煤已经在我国进行了较广泛的推广应用。目前适应这种采煤法的采煤机为MXA-300型双滚筒采煤机，支架有：ZFD4000-17/33型放顶煤支架(又称高位放顶煤支架)、ZFS4400-19/28型放顶煤支梁(又称中位放顶煤支架)、ZFS5200-17/32型插板式放顶煤液压支架(又称低位放顶煤支架)。适应放顶煤采煤法的刮板运输机有SGZ-764/400型、SGWD-180型等。
综采设备的技术特征可见《国产综采设备选型参考图册》。
（2）、工作面循环方式和循环作业图表的编制
综采工作面一般只有割煤、前移支架和推移运输机等三个主要工序。完成这三个主要工序就算完成一个循环，因而一般是按多循环方式组织作业的。但在安排作业方式时，必须把机械设备检修作为综采工作的一个工序，进行适当安排，保证检修时间。可根据设备检修能力组织两采一准、两班半采煤，半班检修的三班作业制或者三班采煤，一班准备(包括检修)的四班作业制。设计时可根据实习矿井的实际使用情况确定。综采工作面的工序安排仍以保证割煤这个主要工序顺利进行为原则，移架和移运输机应积极配合割煤工作，尽可能实现平行作业。综采工作面的工序安排仍以保证割煤这个主要工序顺利进行为原则，移架和移运输机应积极配合割煤工作，尽可能实现平行作业。综采工作面的劳动组织有追机作业和分段作业两种基本形式，追机作业适用于顶板较稳定、支护工作较简单、移架速度快、工作面出勤人员较少、技术管理水平较高的情况；分段作业主要适用于工作面长度较短、截深较小、采煤机牵引速度快、班进多刀、顶板条件差、支护工作较复杂、工作面出勤人员多的情况。
在确定上述循环方式、作业方式、工序安排及劳动组织等项内容以后，根据实习矿井的实际经验，编制循环作业图、工人出勤表、工作面技术经济指标表等，其内容同机采工作面回采工艺。
3. 炮采工作面回采工艺设计
炮采工作面机械设备较少，编制时可参考实习矿井同类型工作面的实际经验和教科书有关章节所述内容进行。
四、工作面生产能力
应交代设计工作面长，工作面采出率，工作面年生产能力Q可用以下公式计算：
式中：Q——工作面年生产能力，t/a
L——工作面长度，m
Da——工作面年推进度，m
m——煤层平均采高，m
γ——煤的容重，t/m3
C——工作面采出率。
五、顶板管理
应交代清楚顶板的支护方式。
六、回采工艺设备选择
根据《煤炭工业矿井设计规范》第5.4.1条：掘进工作面个数应根据采区及回采工作面数目及装备、回采工作面推进度、采区巷道工程量、所选掘进设备及单进指标等因素确定，配备的掘进工作面应能确保回采工作面和采区的正常接替。
根据《煤炭工业矿井设计规范》第5.4.4条，掘进速度应根据设备技术特征经计算后确定。不同机械化程度的平巷掘进速度不宜低于表3-4-1的规定。
表3-4-1 平巷掘进速度
|
掘进机械化程度 |
巷道煤岩类别 |
月掘进速度(m) |
|
综合机械化掘进机组 |
煤 |
500 |
|
半煤岩 |
350 |
|
钻爆法 |
煤 |
300 |
|
半煤岩 |
200 |
|
液压钻车作业线 |
岩 |
200 |
|
风动凿岩机 |
岩 |
120 |
|
连续采煤机 |
煤 |
1500 |
注：1、倾角大于8°的上、下山的掘进速度，其修正系数，上山O．9，下山O．8；
有煤与瓦斯突出危险的煤层巷道掘进速度应采用O．8进行修正。
一、初期巷道工程量
表3-4-2 初期巷道工程量表
|
序号 |
巷道名称 |
围岩形式 |
支护方式 |
巷道长
度(m) |
巷道断面(  ) |
工程量（m3）
掘 |
备注 |
|
净 |
掘 |
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1 |
|
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|
|
|
|
|
|
|
2 |
|
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|
|
|
|
|
|
3
|
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|
|
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|
|
|
|
|
合计 |
|
|
|
|
|
|
|
|
二、确定采区巷道掘进工艺、设备数量及掘进工作面数目
根据采区生产能力、采区巷道布置、煤层赋存及实习矿井的生产经验，选择确定巷道掘进工艺，即综掘或炮掘，以及与掘进工艺相应的机械设备和数量。
当某一回采工作面将要采完时，须把一个接替回采工作面准备好，以确保回采工作面的正常生产。故需配置足够的巷道掘进队，并安排好掘进工作面的接替。采掘工作面的比例关系(头、面比)计算方法如下：
式中:
——掘进工作面、回采工作面头面比；
——机械设备安装时间，综采一个月，机采、炮采半个月；
——工作面备用时间，按半月计；
——回采工作面所需时间，月；
其中：
——区段内回采工作面沿走向全长，m；
——回采工作面月速度，m/月。
——掘进工作面所需时间，月；
其中：
——接替工作面的巷道长度，m；
——巷道的掘进速度，m/月。
根据实习矿井头、面比的具体经验，参照上述计算结果确定之。：
（1)、大型矿井大断面岩石平巷掘进，宜配备液压钻车及相应的后配套设备；
（2)、中型矿井岩石巷道或大型矿井小断面岩巷掘进，应配备气腿式风动凿岩机及相应的后配套设备；
（3)、溜煤眼、煤仓、急倾斜中厚及厚煤层上、下山掘进，可配备反井钻机。
三、本章应附下列图表：
1、采区巷道布置及机械配置图(1∶1000～1∶2000)；
2、采区上（下）山与煤层相对位置剖面图(说明书插图)；
3、工作面顺槽、集中巷与煤层相对位置剖面图(说明书插图)；
4、工作面布置平、剖面图(说明书插图)；
5、工作面循环作业图表(说明书插图)；
6、采区下、中、上车场布置图(说明书插图)。
（一）、确定矿井通风方式；（二）、拟出矿井通风系统；
（三）、设计矿井总风量和总阻力；（四）、计算选择矿井主扇及其电机；
（五）、提出矿井安全措施。
一、概述
根据所收集的资料，介绍本井田及邻近矿井瓦斯、煤尘、自燃及突出等情况，
作为开拓、巷道布置，采煤方法及矿井通风安全的根据。
还应写出随着开采深度的增加，对各水平沼气等级变化的预计和依据。（未收集到这样的资料，可不写）。
二、矿井通风
（一）通风方式和通风系统
依据该矿井地表地形，煤层赋存，及概述中有关情况，选择该矿井的通风方式并说明其依据，选择通风方法。
叙述该矿通风系统，即风流由进风井到主扇所经过的那些巷道。
（二）风井数目、位置、服务范围及年限
叙述达到年产量时的风井有关情况。
（三）矿井风量、风压及等积孔（如为分区式则为设计采区的总风阻）：
① 矿井风量：
1．按井下同时工作最多人数计算：（可用矿井收集到的资料或指导都是提供的人数计算）。
／
（式中K——风量备用系数，对于中央并列式或压入式K=1.45其它K=1.35）
2．按矿井沼气（或二氧化碳）的涌出量计算
对底与高沼气矿井按供风标准计算
／
（式中：T——矿井设计的最大日产量，t／d，或T=1.15A／n，A为年产量t／a，n为年工作天数，一般n=300d／a。
q——供风标准，对低沼气矿井q=1.00～1.25（m3/min）/（t/d）；对高沼气矿井q=1.5 (m3/min)/（t/d）。
对高沼气矿井还应按平均相对瓦斯涌出量
来计算：
计算结果取大者为Q。
3．确定独立供风的采准巷道和开拓巷道的总风量
4．确定井下独立供风的洞室的总风量
5．确定矿井总风量
）。
6．风量分配
按上述计算总风量后，从中减去独立供风量，剩余部分再按日产量比例分配到回采工作面和备用工作面。
式中：
为各回采工作面日产量
之和，
；
为各备用工作面计划日产量
之和，
。
分配给某一采面的风量：
。
分配给某一备用工作面的风量：
。
如果采用分区式通风，计算采区总风量
+
以此作为选择该采区扇风机的依据。
② 矿井总阻力（或分区式通风的设计采区的总阻力）
1．计算原则
a）矿井服务年限不长，则选择达到设计产量以后，通风容易和通风困难两个时期通风阻力最大的风路，分别计算各段井巷的通风阻力，累加后便得出这两个时期的井巷通风总摩擦阻力（
）。
b）矿井服务年限较长，则只计算头15～20年的通风容易和通风困难时期井巷的通风总摩擦阻力。
c）要求绘制通风容易与通风困难两时期的通风系统图和通风网络图，图可用插页图形式，单线绘制。图中要标出风流方向、风量、必须的通风构筑物，分风与合风的编号（节点号），风量必须闭合（∑Q=0）。
d）为了经济合理，安全的使用主扇，困难时期的总阻力不得超过350～450mmH2O
2．计算方法
分别沿着两时期通风阻力最大的风路，用下式计算各段巷道的摩擦阻力：
P
d两个时期的摩擦阻力计算可用列表的形式沿进、回风路标出（如下表）。
………………时期通风阻力计算表
|
井巷序号 |
井巷名称 |
支架形式 |
α
N·S2/m4 |
L
m |
U
m |
S
m2 |
R
N·S2/m8 |
Q
m3/s |
h
Pd |
v
m/s |
|
1—2
2—3
·
·
· |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
∑h= Pd
表中的风速必须符合规程第105条的规定，不符时，要重新设计端面S，再重算其阻力，容易时期和困难时期的矿井通风总阻力分别为：
P
d
P
d（即将局部阻力以系数的形式考虑进去）。
③ 矿井总风阻及等积孔
(如为分区式则只计算设计采区总风阻，式中
代替。
)三、通风设备
（一）设计依据
风量：
（二）选型设计
扇风机风量：
～1.10)
（抽出式，外P漏风系数：当风井无提升设备时取1.05，有提升设备时取1.10）
或
～1.15)
（压入式，当风井无提升设备时取1.10，有提升设备时取1.15）
扇风机风压
① 对抽出式通风且用个体特性曲线选轴流风机时：
② 对抽出式通风且用个体特殊曲线选离心式风机时：
③ 对压入式通风
扇风机选型：
根据求出的
，
两组数据，在扇风机个体特性曲线图或表上选择合适的扇风机。判别选择是否合适，要看该两组数据构成的点，是否落在扇风机个体特性线的合理工作范围之内。并绘出所选风机的风压特性曲线图，以及上述两个点，并通过着两个点找出两时期的工况点。（求工况点：可用该两点分作R特性，交于其上P那条特性曲线上的点为工况点，或用风量相等的方法作直线交于该两点各自上方的风压特性曲线上的点为其工况点。计下工况点的转数，风量、风压。）
选定主扇后，列表记录两时期主扇型号，动轮直径，动轮叶片安装角（轴流式），转数、工况点对应的风量、风压、效率、输入功率等数值。
电动机型号
① 当主扇的输入功率
时，两时期都用
来选电动机。
（式中：
——传动效率，直接传动
=1.0，间接传动
=0.95
——电动机效率，一般取0.95，或查电机手册）
② 当主扇的输入功率
时，则容易时期用较小功率的电机，在适当时候再换按
所选的电机，其算法与
1相同，较小功率电机用比例中项式计算。
（
1.10～1.15）
，
KW（式中：1.10——轴流式时电机的容量系数，
1.15——离心式风机的电机的容量系数。）
一、基本要求
在矿井没有特殊自然灾害的情况下，本部分只需提出简扼的一般通常应有的安全措施，如果实习矿井有较突出的灾害，指导教师将这些灾害因素作为设计条件时，应当根据教师要求作适当深度的考虑，但内容不要求过细，应以重大的基本措施为主。
二、设计方法
主要是通过在实习矿山收集的“矿井设计说明书”、“作业规程”及其它安全生产资料，整理后提出其核心和原则的部分作为自己的实际措施。
三、主要内容
（一）一般通用安全原则及措施；
（二）高沼气式防突措施；
（三）防止煤尘爆炸措施；
（四）防火措施；
（五）防水措施。
说明书内不要求以上内容全部都必须写到，有什么问题，什么问题较突出，就重点写该方面的内容。安全部分一般不要求一定绘制插图。
一、平硐（大巷）电机车运输
1. 设计依据
1）矿井原煤产量及矸石量；
2）矿井瓦斯等级，有无煤与瓦斯突出；
3）工作制度：通常为年工作300d，每天两班运输，最大班工作时间不应超过7h；
4）运输线路平均坡度，通常以3‰重列车下坡运行；
5）矿车形式及轨距；
6）吊车时间，包括采区装车及井底车场卸车、调车时间，通常为20～30min；
7）运输不均衡系数，一般采用1.25，综合机械化采煤时取1.35；
8）矿井运输距离及运量：
式中：L－加权平均运输距离，km；
A1、A2－各装车站班产量，t；
L1、L2－各装车站距井底车场的距离，km。
2. 选型计算
l 根据矿井瓦斯情况，根据《煤矿安全规程》第347条规定选择电机车形式。
l 确定电机车轨距；
l 确定电机车粘着质量，见表5－1－1。
表5－1－1 电机车粘着质量选择
|
矿井年产量（万t） |
架线式（t） |
蓄电池式（t） |
配套矿车（t） |
说明 |
|
60及以下 |
7及以下 |
8及以下 |
1.0 |
矿车固定式 |
|
60～90 |
7～10 |
8 |
1.5~3.0 |
矿车固定式或底卸式 |
|
120～180 |
10～14 |
8 |
3.0 |
矿车固定式或侧卸式 |
|
180以上 |
14～20 |
8～12 |
3~5 |
底卸式或侧卸式 |
1）列车组计算
（1）按中列车上坡起动条件
式中：Q－重车组质量，t；
Pn－电机车粘着质量，t，如电机车的全部对轮均为主动轮，则Pn＝P；
P－电机车质量，t；
g－重力加速度，m/s2，g＝9.8 m/s2；
Ψq－电机车撒沙起动的粘着系数，见表5－1－2；
a－列车起动加速度， m/s2，一般取a＝0.04m/s2；
ωq－重列车起动阻力系数，见表5－1－3；
i－运输线路平均坡度，‰，对于运输大巷，一般取i＝3‰。
表5－1－2 电机车运输粘着系数
|
工作状态 |
撒沙 |
不撒沙 |
|
起动 |
制动 |
起动 |
制动 |
运行 |
|
Ψq值 |
0.24 |
0.17 |
0.20 |
0.09 |
0.12 |
表5－1－3 矿车运行阻力系数
|
矿车名义装载质量（t） |
列车起动 |
列车运行 |
|
重车 |
空车 |
重车 |
空车 |
|
1.0 |
0.0135 |
0.0165 |
0.0090 |
0.0110 |
|
1.5 |
0.0120 |
0.0150 |
0.0075 |
0.0095 |
|
3.0 |
0.0105 |
0.0135 |
0.0070 |
0.0090 |
|
5.0 |
0.0090 |
0.0120 |
0.0060 |
0.0080 |
(2)按牵引电动机允许温升条件
式中：Fd－电机车等值牵引力，kN，可取电机车长时牵引力；
α－电机车调车时电能消耗系数，见表5－1－4；
ωy－重列车运行阻力系数，见表5－1－3；
id－等阻坡度，‰，对于滚动轴承矿车，一般取id＝2‰;
τ－相对运行时间，
θ－调车及停车时间，min，一般取20～30min；
T1－列车往返一次运行时间，min；
L－加权平均运输距离，km；
v－机车平均速度，km/h。
表5－1－4 调车电能消耗系数
|
运输距离（km） |
＜1.0 |
1.0~1.5 |
1.5~2.0 |
＞2.0 |
|
α值 |
1.40 |
1.25 |
1.15 |
1.10 |
（3）按重列车下坡制动条件
式中：Q－重车组质量，t；
Pz－电机车制动质量，t，等于电机车的全部质量；
Ψz－制动时的粘着系数，见表5－1－2；
ωz－重列车运行阻力系数，见表5－1－3；
b－列车制动减速度， m/s2；
l－允许的制动距离，根据《煤矿安全规程》第351条规定，按运送物料下坡制动不超过40m计算，取l=40m。
按上述三个条件计算取小值计算列车组中的矿车数。
2）车组中矿车数n
式中：q－矿车装载质量，t；
q0－矿车质量，查表得。
3）电机车台数
（1）电机车往返一次所需时间
T=T1+θ
（2）每台电机车每班可能运输次数
式中：Tb－电机车每班工作小时数，h。
（3）每班货运需要的列车数
式中：k1－运输不平衡系数，一般为1.25，综采时为1.35；
k2－矸石系数；
Ab－矿井（水平）每班产量，t。
（4）每班运人所需列车数m2
根据《煤矿安全规程》第358条规定，距离超过1.5km时采用机械运输。单翼开采时，m2＝1；双翼开采时，m2＝2；不运送人员时，m2＝0；
（5）矿井（水平）所需电机车总台数
二、带式输送机运输
1. 设计依据
1）运输长度，m；
2）运输倾角，°；
3）工作制度，d；
4）运输量，t/d；
5）运输时间，h/d；
6）运输设备：初选运输设备。
2. 选型计算
1）运输斜长
L=L1+LS+L2 (m)
式中：
L1—从井口至机头距离， m；
L2—皮带机尾长度， m；
LS—运输长度， m。
2）输送能力
t=1.15
t/d
Q=t/H t/h
式中：
t—输送能力， t/d；
A—年生产能力， 万t/a；
n—年工作日，d，煤矿一般取330d；
Q—输送能力，t/h；
H－运输时间，h/d。
3）带宽计算
B=
(m)
式中：
Q——输送能力，t/h。
K——断面系数，按表5－1－5选取；
B——带宽，m；
v——带速， m/s，根据初选的带式输送机参数确定；
C——倾角系数，按表5－1－6选取；
γ——物料散集密度，一般取0.9t/m3；
ζ——速度系数，按表5－1－7选取；
表5－1－5 断面系数
|
B（mm） |
物料堆积角ρ |
|
15° |
20° |
25° |
30° |
35° |
|
K |
|
槽形 |
平形 |
槽形 |
平形 |
槽形 |
平形 |
槽形 |
平形 |
槽形 |
平形 |
|
500
650 |
300 |
105 |
320 |
130 |
355 |
170 |
390 |
210 |
420 |
250 |
|
800
1000 |
335 |
115 |
360 |
145 |
400 |
190 |
435 |
230 |
470 |
270 |
|
1200
1400 |
355 |
380 |
380 |
150 |
420 |
200 |
455 |
240 |
500 |
285 |
表5－1－6 倾角系数
|
带式输送机倾角（°） |
≤6 |
8 |
10 |
12 |
14 |
16 |
18 |
20 |
22 |
24 |
25 |
|
倾角系数C |
1.0 |
0.96 |
0.94 |
0.92 |
0.90 |
0.88 |
0.85 |
0.81 |
0.76 |
0.74 |
0.72 |
表5－1－7 速度系数
|
V（m/s） |
≤1.6 |
≤2.5 |
≤3.15 |
≤4.0 |
≤6.3 |
|
ζ |
1.0 |
0.98~0.95 |
0.94~0.90 |
0.84~0.80 |
0.74~0.70 |
三、斜井（斜巷）绞车提升
1. 设计依据
1）提升长度，m；
2）倾角，°；
3）工作制度：d/a；
4）提升量： t/日；
5）提升容器：矿车，自重，kg；
6）车场形式：甩车场；
7）日提升时间，h。
2. 选型计算
1）一次提升循环时间
（1）上部及下部车场均为甩车场的单钩串车提升
式中：L1—从井底至井口栈桥串车停车点尾部的斜长，m；
vm－提升绞车绳速，m/s；
（2）井底甩车场、井口平车场的单钩串车提升
式中：L－从井口至井底斜长，m；
2）一次提升量及矿车数确定（根据矿井年产量要求计算）
一次提升量
式中：k－提升不均衡系数，一般取1.25；
Ab－上、下山最大班提升量，t；
Tb－每班提升工作小时数，h。
一次提升矿车数：
式中：q—每一矿车装载质量，kg；
计算出的n值如果是小数，应取较大的整数。
3）提升钢丝绳选择
钢丝绳单位长度重量Pk：
(kg/m)
式中：q0—矿车质量(kg)；
q—矿车装载质量(kg)；
β—井筒倾角(°)；
ω—矿车阻力系数，一般ω取0.015；
f—钢丝绳运行阻力系数，f取0.25；
бB—钢丝绳公称抗拉强度，Pa；
m—钢丝绳安全系数，按《规程》第400条规定，升降人员时m≥9；升降物料时m≥7.5；专为升降物料时m≥6.5
P—每m钢丝绳质量(kg/m)；
Lc—钢丝绳长度=提升斜长+过卷长度(m)。
根据上式计算，选取钢丝绳。
绳端荷重Qmax
Qmax =[n(q+q0)(sinβ+ωcosβ)+PLc(sinβ+ ƒ cosβ)] (kg)
钢丝绳验算：
按下式进行验算安全系数：
Qz/Qmax ＞m
式中：Qz—钢丝绳破断拉力总和(kg)；
4）绞车卷筒尺寸
（1）卷筒直径
D≥60d
式中：d－提升钢丝绳直径，mm；
（2）卷筒宽度和缠绳层数
A、单层缠绕时卷筒宽度
B、多层缠绕时卷筒宽度
式中：lt－提升距离，m；
l－试验钢丝绳长度，m，一般取30m；
K－缠绕层数，《规程》第419条规定，升降人员或升降人员和物料的，准许缠绳两层；升降物料的，准许缠绳三层；
Dp－平均缠绳直径，m；Dp＝D+(K-1)d×103
n′－最少摩擦圈数，n′≥3；
n″－每季度将钢丝绳移动四分之一圈所需的备用圈数，n″＝4；
ε－钢丝绳之间的间隙，mm，一般取2～3mm。
5）校验电动机功率
（1）单钩上提重物时
（2）单钩下放重物时
式中：Fm－单钩提升系统最大静张力，Fm＝Qmax×g；
η－减速机传动效率，一级传动时为0.90，二级传动时为0.85；
k－电动机功率备用系数，取k＝1.15~1.20；
1.05－下放重物时，电动机超同步运行的超速系数。
3. 绞车选型
表5－1－8 常用单滚筒提升绞车主要技术特征
|
项目
习惯名称 |
卷筒尺寸（m） |
最大载荷（kN） |
钢丝绳 |
速度范围
m/s |
提升距离（m） |
|
直径 |
宽度 |
静张力 |
静张力差 |
直径 |
质量 |
一层 |
二层 |
三层 |
|
1.2m绞车 |
1.2 |
1.0 |
30 |
30 |
18.5 |
1.259 |
1.5~2.5 |
138 |
308 |
513 |
|
1.6m绞车 |
1.6 |
1.2 |
45 |
45 |
24.5 |
2.129 |
1.9~4.0 |
178 |
388 |
645 |
|
2.0m绞车 |
2.0 |
1.5 |
60 |
60 |
30 |
3.224 |
2.5~4.0 |
337 |
514 |
847 |
四、立井提升
1. 设计依据
1）提升高度，m；
2）提升量，t；
3）工作制度，d/a；
4）每班工作时间，h/班；
2. 选型计算
1）罐笼的选择
2）平衡锤的选择
平衡锤选择计算表
|
序号 |
计 算 项 目 及 单 位 |
公式、符号 |
|
1 |
罐笼质量（kg ） |
Qo |
|
2 |
有效装载量（kg） |
Q |
|
3 |
矿车质量（kg） |
qc |
|
4 |
乘罐笼人员的总质量（kg） |
Qz |
|
|
平衡锤质量 |
专提人员（kg） |
Qc=Qo+1/2 Qz
|
|
5 |
提升人员及货载 |
以提升人员为主(kg) |
Qc=Qo+ Qz |
|
|
以提升货载为主(kg) |
Qc=Qo+1/2Q+qc
|
|
6 |
确定平衡锤质量（kg ) |
|
|
7 |
根据竖井断面尺寸及布置
确定平衡锤的尺寸（mm） |
长×宽 |
3）钢丝绳选择
（1）首绳选择
钢绳选择计算表
|
序号 |
计算项目及单位 |
公式、符号 |
|
1 |
有效装载量(kg) |
Q |
|
2 |
提升容器质量(kg) |
Qr=Qo+2qc |
|
3 |
首绳终端负荷的质量(kg) |
Qd=Q+Qr |
|
4 |
提升钢绳根数(根) |
n |
|
5 |
钢丝绳抗拉强度(N/m2) |
σ |
|
6 |
钢丝绳的假定密度平均值(kg/m3) |
ρo |
|
7 |
重力加速度(m/s2) |
g |
|
8 |
提升高度(m) |
H |
|
9 |
井架高度(m) |
Hj |
|
10 |
最低段到尾绳环底端的高度(m) |
Hw |
|
11 |
钢丝绳悬垂长度(m) |
Ho=H+Hj+Hw |
|
12 |
钢绳安全系数（《规程》第400条） |
m |
|
13 |
首绳每米质量(kg/m) |
Qd
p′ = ——————
θ
n( ——— - Ho)
ρogm |
（2）尾绳计算
尾 绳 计 算 表
|
序号 |
计算项目及单位 |
公式、符号 |
|
1 |
尾绳根数（根） |
n′ |
|
2 |
尾绳每米质量
(kg/m) |
n
q= ——— p
n′ |
3. 提升机选择
1）主导轮直径的选择
主导轮直径选择表
|
序号 |
计算项目及单位 |
公式、符号 |
|
1 |
首绳直径(mm) |
ds |
|
2 |
主导轮计算直径(mm) |
Dj≥100×ds |
2）提升机选择
3）电动机的概算功率
电动机概算功率表
|
K(S1- S2)ν
N′= —————— ρ kw
1000η
式中： K—提升阻力系数，K=1.2；
η—传动效率；
ρ—动力系数1.1；
ν—提升最大速度，m/s
|
一、设计依据
1、矿井瓦斯等级；
2、风量，m3/s （根据通风设计计算）
3、负压，Pa （根据通风设计计算）
二、选型计算
1、通风机需要的风量
通风机的工作风量，需要适当考虑加入外部漏风量。
Qf=1.05×Qk m3/s
2、通风机需要的风压
hfmax=h难+h自 Pa
3、配备电机功率
电动机输出功率：Ne= hfmax×Qf×K /(ηt×ηe) kw
式中：Qk－矿井计算总风量，m3/s；
h难－矿井计算风压，Pa；
h自－自然风压，Pa，一般可取h自＝20×9.81 Pa；
K－电动机备用系数，轴流式取K＝1.1~1.2，离心式K=1.2~1.3；
ηt－通风困难时期工况点的效率；
ηe－电动机效率，一般取0.9~0.95。
三、设备选择（例）
|
风机型号 |
叶片安装角 |
风量
m3/min |
风压 |
效率(%) |
电机
功率(Kw) |
|
设
计
值 |
安装
标志 |
动压 |
静压 |
全压 |
静压 |
全压 |
|
配套 |
|
KZT-11 |
-10 |
0 |
1120-680 |
|
|
520-1490 |
|
81 |
30 |
一、设计依据
1、矿井正常涌水量：Qc，m3/h；
2、矿井最大涌水量：Qmax，m3/h；
3、排水垂高： HP，m。
二、选型计算
1、正常排水能力
Q1=24×Qc/20 (m3/h)
2、最大排水能力
Q2=24×Qmax/20 (m3/h)
3、备用排水能力
Q3≥0.7 Q1
4、检修排水能力
Q4≥0.25 Q1
5、矿井总排水能力
Q= Q1+ Q3 +Q4
6、水泵扬程
H=K1(HX+HP)
式中：HX－吸水高度，m，HX＝5.5m；
HP－排水高度，m；
K1－管路损失系数：垂直管路，K1＝1.1~1.15；倾斜管路，K1＝1.25~1.3。
7、排水管径
式中：QB－水泵流量，m3/h；
VP－排水管经济流速，取1.5~2.2m/s。
三、水泵选择
根据《规程》第148条规定，必须有工作、备用、检修的水泵。备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70%，并且工作和备用水泵的总能力应能在20h内排出矿井24h的最大涌水量。检修水泵的能力不小于工作水泵能力的25%。
一、设计依据
1、 设计所选用风设备的工作数量；
2、 单位耗气量，(m3/min)
二、选型计算
全矿气动设备耗气量Q
Q=KhKlK (∑niqiKsKw ) （m3/min）
式中:Kh—高原修正系数，见表5－4－1；
Kl—管路漏损系数，见表5－4－2；
K—未计入的少量用气增加系数，取1.06；
ni－同型号气动机械的台数，台；
qi－同型号每台气动机械的耗量，m3/min；
Ks－同型号气动机械的同时工作系数，见表5－4－3；
Kw－气动机械因磨损引起的增加系数，对凿岩机取1.15，其他取1.1。
表5－4－1 高原修正系数
|
海拔高度（m） |
Kh |
海拔高度（m） |
Kh |
海拔高度（m） |
Kh |
|
0 |
1.00 |
1200 |
1.17 |
3000 |
1.51 |
|
300 |
1.04 |
1600 |
1.25 |
3600 |
1.66 |
|
500 |
1.07 |
1800 |
1.28 |
4000 |
1.76 |
|
800 |
1.11 |
2000 |
1.31 |
5000 |
2.04 |
|
1000 |
1.14 |
2600 |
1.43 |
|
|
表5－4－2 管路漏损系数
|
管路长度（m） |
Kl |
|
＜1000 |
1.1 |
|
1000～2000 |
1.15 |
|
＞2000 |
1.2 |
表5－4－3 同型号气动机械的同时工作系数
|
同型号凿岩机 |
台数 |
≤10 |
11～30 |
31～60 |
＞60 |
|
Ks |
1.0~0.85 |
0.84~0.75 |
0.75~0.65 |
0.65 |
|
同型号装运机 |
台数 |
≤10 |
11～20 |
＞20 |
|
|
Ks |
0.8~0.75 |
0.74~0.65 |
0.65 |
|
|
同型号装岩机 |
台数 |
≤10 |
|
|
|
|
Ks |
0.3 |
|
|
|
三、设备选择
第六章 电气及通讯
（一）根据矿井所能取得的电源情况，确定矿井供电电源；
（二）根据矿井用电设备的实际情况，列出矿井电力负荷统计表；
（三）按照安全可靠、技术先进、经济合理的要求，确定变电所的位置与型式及主变压器的台数与容量、类型，选择变压器主结线方案与高低压设备，进行供配电线路的设计计算，确定矿井供电方案，绘制矿井供电系统插图；
（四）提出矿井通讯与信号方案。
1、《煤矿安全规程》对矿井供电电源的要求
第四百四十一条 矿井应有两回路电源线路。当任一回路发生故障停止供电时，另一回路应能担负矿井全部负荷。年产6万t以下的矿井采用单回路供电时，必须有备用电源；备用电源的容量必须满足通风、排水、提升等的要求。
矿井的两回路电源线路上都不得分接任何负荷。
正常情况下，矿井电源应采用分列运行方式，一回路运行时另一回路必须带电备用，以保证供电的连续性。
10kV及其以下的矿井架空电源线路不得共杆架设。
矿井电源线路上严禁装设负荷定量器。
2、需现场收集的资料
矿井临近电网情况？供电协议书？电源的联系、落实情况？
3、矿井临近电网情况简介
供本矿选择使用电源点的主要技术特征，包括变电所的容量、系统接线方式、输电线路的电压等级和导线型号、线路长度等？
煤矿的计算负荷，通常采用需用系数法来确定。作为近似计算，亦可采用单位产值 ( 或产品)耗电量法。
1、按需用系数法来确定计算负荷
1）有功计算负荷（单位为kW）
P=KPe
Pe—用电设备总容量（工作设备容量，单位为kW）
K—用电设备需用系数
2）无功计算负荷（单位为kvar）
Q=Ptan
tan
—用电设备功率因数cos
的正切值
3）视在计算负荷（单位为kVA）
S=P/cos
4）计算电流（单位为A）
I=S/
U
NUN—用电设备配电电压（单位为kV）
2、按单位产值耗电量法确定计算负荷
1）有功计算负荷（单位为kW）
P=Aa/Tmax
Pe—单位产值耗电量（单位为kW•h/单位产值）
A—年产量
Tmax—年最大有功负荷利用小时
2）无功计算负荷（单位为kvar）
Q=Ptan
3）视在计算负荷（单位为kVA）
S=P/cos
4）计算电流（单位为A）
I=S/
U
N3、矿井用电设备负荷统计简介
根据计算负荷对矿井共安装设备台数、工作台数，设备总容量、工作容量，全矿有功负荷、无功负荷、自然功率因数，及为提高功率因数，在地面变电所采用高压静电电容器补偿的补偿容量，补偿后功率因数，吨煤综合电耗等进行叙述。
矿井电力负荷统计见附表6-1。
附表6-1 矿井电力负荷统计表
|
序
号 |
负 荷 名 称 |
额定
电压
(V) |
额定
容量
(kW) |
设备数量 |
设备容量 |
需用
系数 |
cosφ |
tgφ |
使用容量 |
最大负荷利用小时 |
年耗
电量 |
备注 |
|
设备
台数 |
工作
台数 |
设备
容量
(kW) |
工作
容量
(kW) |
有功
功率
(kW) |
无功功率
(kvar) |
视 在
(kVA) |
|
|
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|
1. 《煤矿安全规程》对矿井供电的要求
第四百四十二条 对井下各水平中央变(配)电所、主排水泵房和下山开采的采区排水泵房供电的线路，不得少于两回路。当任一回路停止供电时，其余回路应能担负全部负荷。
主要通风机、提升人员的立井绞车、抽放瓦斯泵等主要设备房，应各有两回路直接由变(配)电所馈出的供电线路；受条件限制时，其中的一回路可引自上述同种设备房的配电装置。
本条上述供电线路应来自各自的变压器和母线段，线路上不应分接任何负荷。
本条上述设备的控制回路和辅助设备，必须有与主要设备同等可靠的备用电源。
第四百四十三条 严禁井下配电变压器中性点直接接地。
严禁由地面中性点直接接地的变压器或发电机直接向井下供电。
第四百四十八条 井下各级配电电压和各种电气设备的额定电压等级，应符合下列要求：
（一） 高压，不超过10000V。
（二） 低压，不超过1140V。
（三） 照明、信号、电话和受持式电气设备的供电额定电压，不超过127V。
（四） 远距离控制线路的额定电压，不超过36V。
采区电气设备使用3300V 供电时，必须制定专门的安全措施。
第四百四十八条 矿井必须备有井上、下配电系统图，井下电气设备布置示意图和电力、电话、信号、电机车等线路平面敷设示意图，并随着情况变化定期填绘。图中应注明：
（一） 电动机、变压器、配电设备、信号装置、通信装置等装设地点。
（二） 每一设备的型号、容量、电压、电流种类及其他技术性能。
（三） 馈出线的短路、过负荷保护的整定值，熔断器熔体的额定电流值以及被保护干线和支线最远点两相短路电流值。
（四） 线路电缆的用途、型号、电压、截面和长度。
（五） 保护接地装置的安设地点。
第一百二十八条 （四）低瓦斯矿井掘进工作面的局部通风机，可采用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电，或与采煤工作面分开供电。
（五）瓦斯喷出区域、高瓦斯矿井、煤（岩）与瓦斯突出矿井中，掘进工作面的局部通风机应采用三专（专用变压器、专用开关、专用线路）供电；也可采用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电，但每天应有专人检查一次，保证局部通风机可靠运转。
第一百五十八条 高瓦斯矿井、煤（岩）与瓦斯突出矿井，必须装备矿井安全监控系统。没有装备矿井安全监控系统的矿井的煤（岩）、半煤（岩）和有瓦斯涌出岩巷的掘进工作面，必须装备甲烷风电闭锁装置或甲烷断电仪和风电闭锁装置。
2. 变配电所所址的选择
选择煤矿变配电所所址，主要应根据下列要求经技术、经济比较后确定：
（一） 接近负荷中心。
（二） 进出线方便。
（三） 接近电源侧。
（四） 设备运输方便。
（五） 不应设在有剧烈震动或高温的场所等。
3. 变压器的选择
1）变电所主变压器台数的选择
主变压器台数应根据负荷特点和经济运行要求进行选择。当符合下列条件之一时，宜装设两台及以上变压器，其它情况下宜装设一台变压器。
（1）大量一级或二级负荷；
（2）季节性变化较大，适于采用经济运行方式。
（3）集中负荷较大，例如大于1250kVA。
2）变电所主变压器容量的选择
（1）装有一台变压器的变电所 主变压器容量ST应不小于总的计算负荷S，即ST≥S 。
（2）装有两台及以上变压器的变电所，当其中任一台变压器断开时，其余变压器的容量应满足一级负荷及二级负荷的用电。
（3）主变压器单台容量上限 单台配电变压器（低压为0.4kv）的容量一般不宜大于1250kVA。当用电设备容量较大、负荷集中且运行合理时，亦可选用较大容量的配电变压器。
在选择变压器容量时，从变压器使用寿命为20~40年的整个期间的变压器的初期投资、安装费用、维修费用和能量损耗费用综合考虑，从经济运行观点，变压器的负荷率一般在60~70%为宜。负荷率过高，变压器的初期投资少，能量损耗大，电能损失费用高，负荷率过低，能量损耗小，电能损失费用低，变压器的初期投资大。
变电所主变压器台数和容量的选择，实际工程设计中往往需结合变电所主接线方案设计来考虑。
4. 变配电所主结线方案的设计
1）主接线方案的设计原则与要求
变配电所的主结线，应根据变配电所在供电系统中的地位、进出线回路数、设备特点及负荷性质等条件确定，并应满足安全、可靠、灵活和经济等要求。
(1) 安全性
①在高压断路器的电源侧及可能反馈电能的另一侧，必须装设高压隔离开关。
②在低压断路器的电源侧及可能反馈电能的另一侧，必须装设低压刀开关。
③在装设高压断路器—负荷开关的出线柜母线侧，必须装设高压隔离开关。
④35kV及以上的线路末端，应装设与隔离开关连锁的接地刀闸。
⑤变配电所高压母线上及架空线路末端，必须装设避雷器。装于母线上的避雷器，宜与电压互感器共用一组隔离开关。接于变压器引线上的避雷器，不宜装设隔离开关。
(2) 可靠性
（1）变配电所的主结线方案，必须与其负荷级别相适应。对一级负荷，应由两个电源供电。对二级负荷，应由两回路或者一回路6kV及以上专用架空线或电缆供电；其中采用电缆供电时，应采用两根电缆组成的线路，其每根电缆应能承受100%的二级负荷。
（2）变电所的非专用电源进线侧，应装设带短路保护的断路器或负荷开关（串电容器）。当双电源供多个变电所时，宜采用环网供电方式。
（3）变电所低压侧的总开关，宜采用低压断路器。当有继电保护或自动切换电源时，低压侧总开关和低压母线分段开关，均应采用低压断路器。
(3) 灵活性
1）变电所的高低压母线，一般宜采用单母线或单母线分段结线。
2）35kV及以上电源进线为双回路时，宜采用桥形结线或线路变压器组结线。
3）需带负荷切换主变压器的变电所，高压侧应装设高压断路器或高压负荷开关。
4）主结线方案应与主变压器经济运行的要求相适应。
5）主结线方案应考虑到今后可能的扩展。
(4) 经济性
（1）主结线方案在满足运行要求的前提下，应力求简单，变电所高压侧宜采用断路器较少或不用断路器的结线。
（2）变配电所的电气设备应选用技术先进、经济适用的节能产品，不得选用国家明令淘汰的产品。
（3）应考虑无功功率的人工补偿，使最大负荷时功率因数达到规定的要求（高压供电的工业用户，功率因数不得低于0.9）。
1）主接线方案的技术经济指标
设计变配电所主结线，应按所选主变压器的台数和容量以及负荷对供电可靠性的要求，初步确定2~3个比较合理的主结线方案来进行技术经济比较，择其优者作为选定的变配电所主接线方案。
（1）主接线方案的技术指标
供电的安全性。主结线方案在确保运行维护和检修安全方面的情况。
供电的可靠性。主结线方案在与用电负荷对可靠性要求的适应性方面的情况。
供电的电能质量主要是指电压质量，包括电压偏差、电压波动及高次谐波等方面的情况。
运行的灵活性和运行维护的方便性。
对变配电所今后增容扩建的适应性。
（2）主接线方案的经济指标
线路和设备的综合投资额 包括线路和设备本身的价格、运输费、管理费、基建安装费等。
变配电系统的年运行费 包括线路和设备的折旧费、维护管理费和电能损耗费等。线路和设备的折旧费、维护管理费，通常取线路和设备综合投资的4~6%。而电能损耗费，则根据线路和变压器的年电能损耗计算。总的年运行费即为以上线路变压器的年折旧费、维护管理费和电能损耗费之和。
2）变配电所主接线方案示例
变配电所主接线应尽量由成套的高低压配电装置组合而成，而且方案的设计应考虑到变配电所可能的增容扩展，特别是出线柜要便于添置。
(1) 高压主结线方案示例
两路电缆进线、单母线分段的主结线方案示例，见附表6-4
(2) 低压主结线方案示例
两台主变压器供电的低压侧主结线方案示例，见附表6-5
(3) 3、变配电所主结线方案示例
装有两台主变压器的10kV降压变电所主结线图，见附图6-6
3）短路计算及一次设备的选择
(1) 短路电流的计算（以标幺值法为例）
绘计算电路图，选短路计算点 计算电路图上应将短路计算中需计入的所有电路元件的额定参数都表示出来，并将各个元件依次编号，如图6-2所示。
短路计算电影选择得使需要进行短路效验的电气元件有最大可能的短路电流通过。
设定基准容量Sd和基准电压Ud，计算短路点基准电流Id，一般设Sd=100MVA，设Ud=Uc(短路计算电压)。短路基准电流按下式计算：
I
d=S
d/
U
d计算短路回路中各主要元件的阻抗标幺值 一般只计算电抗。
（1）电力系统的电抗标幺值
X *s=Sd/ Soc
式中 Soc—电力系统出口断路器的断流容量（单位MVA）。
（2）电力线路的电抗标幺值
X *WL=X0LSd/ Uc2
式中 Sc—线路所在电网的短路计算电压（单位kV）。
采用标幺值计算时，无论短路计算点在哪里，电抗标幺值均不需换算。
（3）电力变压器的电抗标幺值
X *T=Uk%Sd/ 100SN
式中 Uk%—变压器的短路电压（阻抗电压）百分值；
SN—变压器的额定容量（单位kVA,计算时化为与Sd同单位）。
绘短路回路等效电路，并计算总阻抗 采用标幺值计算时，无论有几个短路计算点，其短路等效电路只有一个，如图6-3所示。
图6-3中对d1点的短路回路总电抗标幺值为：
X *∑d1= X *1+ X *2
图6-3中对d2点的短路回路总电抗标幺值为：
X *∑d2= X *1+ X *2+ X *3// X *4
计算短路电流 分别对各短路计算点计算其三相短路电流周期分量Ik(3)、短路次暂态短路电流I˝(3)、短路稳态电流I∞(3)、短路冲击电流Ish(3)及短路后第一个周期的短路全电流有效值Ish(3)。
三相短路电流周期分量有效值按下式计算：
Ik(3)= Id/ X *∑
在无限大容量系统中，存在下列关系：
I˝(3)= I∞(3)= Ik(3)
高压电路的短路冲击电流及其有效值按下式计算：
ish(3)=2.55 I(3)
Ish(3)= 1.51 I˝(3)
低压电路的短路冲击电流及其有效值按下式计算：
ish(3)=1.84 I(3)
Ish(3)= 1.09 I˝(3)
6）、计算短路容量
Sk(3)= Sd/ X *∑
7）、两相短路周期分量有效值按下式计算：
Ik(2)=0.866 Ik(3)
4）一次设备的选择与效验
一次设备选择与效验的一般原则与项目
按使用的环境条件选型：如一般型和矿用型。一般型又分为户内式和户外式；矿用型又分为矿用一般型、安全型、隔爆型和隔爆兼安全型等。选择时，首先根据电器工作环境的条件，选出合适的型号。
按正常工作条件选择电器参数：额定电压、额定电流、断流容量、短路电流校验等。
选择高压电器，应能在长期工作条件下和发生过电压、过电流的情况下保持正常运行。
选择一次设备效验项目见表6-6
表6-6 选择一次设备效验项目
|
序号 |
电器名称 |
额定电压（kv） |
额定电流(A) |
额定容量(kVA) |
机械荷载(N) |
额定开断电流(KA) |
短路稳定性 |
绝缘水平 |
|
热稳定 |
动稳定 |
|
1 |
高压断路器 |
* |
* |
|
* |
* |
* |
* |
* |
|
2 |
隔离开关 |
* |
* |
|
* |
|
* |
* |
* |
|
3 |
负荷开关 |
* |
* |
|
* |
|
* |
* |
* |
|
4 |
熔断器 |
* |
* |
|
* |
* |
* |
* |
* |
|
5 |
电压互感器 |
* |
|
|
* |
|
|
|
* |
|
6 |
电流互感器 |
* |
* |
|
* |
|
|
|
* |
|
7 |
… |
… |
… |
… |
… |
… |
… |
… |
… |
按正常工作条件选择
（1） 按工作电压选择：设备的额定电压UN.e不应小于所在电路的额定电压UN，即
UN.e≥UN
（2）按工作电流选择：设备的额定电流IN.e不应小于所在电路的额定电压IN，，即
IN.e≥IN
（3）按断流能力选择：设备的额定开断电流Ioc或断流容量Soc不应小于设备分断瞬间的短路电流有效值Ik或断流容量Sk，即
Ioc≥Ik
Soc≥Sk
按短路条件效验（不要求）
熔断器和熔体的选择
作短路过载保护用。
（1）导线保护：导线电缆过载保护可根据导线、电缆的载流能力、敷设方式、类型、绝缘材料等级等合理地选择熔断器。熔断器作导线、电缆过载保护可布置在导线、电缆的进线端或出线端，作短路保护的熔断器必须安装在导线的进线端。
（2）电动机保护：一套简单的电动机电路，通常有熔断器—接触器—热继电器—电动机组成。根据经验，在此线路中，选择熔断器额定电流为电动机额定电流的1.2~1.5倍。
（3）矿用线路短路和过载保护：熔断器要符合矿用电器规程，方可用于矿用线路作短路和过载保护。
（4）电容器开关设备保护：在电容器开关设备中，熔断器推荐作短路保护。所选熔断器的额定电流不得小于电容器额定电流的1.6倍。
RW4系列户外跌落式熔断器：10kV及以下的配电网中用作变压器和配电线路保护。
5）断路器的选择
它是电力系统最重要的控制和保护设备，在正常情况下，根据需要用来接通和断开电路；在故障时，自动而快速的将故障部分切除，以保证系统的安全运行。在负荷情况下能接通或断开电路。
选择的一般步骤：
(1) 按使用环境条件首先确定应选用的型号。
(2) 按正常工作条件选择电压、电流。Ue≥Ux , Ie≥Ig
(3) 根据短路电流来效验断路器的额定断流容量与动、热稳定性。
在矿山地面变电所的6~10kV 高压配电装置中，均装有各种型号的少油断路器（SN10-10）；井下高压配电装置及矿井采掘电气设备的控制开关中，应使用真空断路器。
5）供配电线路的设计计算
1、电力电缆
1）电缆形式的选择：
表6-7 电缆型号含义
|
绝缘种类 |
导电线芯 |
内护层 |
派生结构 |
|
Z纸绝缘 |
L铝芯 |
V聚氯乙烯 |
D不滴流 |
|
X橡皮绝缘 |
T铜芯 |
Y聚乙烯 |
F分相 |
|
V聚氯乙烯 |
|
H橡套 |
P屏蔽 |
|
Y聚乙烯 |
|
HF非燃性橡套 |
Z直流 |
|
YJ交联聚乙烯 |
|
L铝包 |
FR阻燃 |
|
XD丁基橡胶 |
|
Q铅包 |
ZR阻燃
NF耐火 |
注：1、控制电缆在型号前加K，信号电缆在型号前加P；
2、铜芯代号T不在型号中标出；
3、ZR、NF分别代表阻燃和耐火护套，一般标注在型号前面。
2）截面的选择
电缆截面应满足持续允许电流、短路热稳定、允许压降等要求，较长距离的大电流回路，宜按经济电流密度选择。
Sj=Ig/J
Sj —经济截面，mm2
Ig —回路的持续工作电流，A
J —经济电流密度，A/mm2
表6-8 电缆线路经济电流密度
|
最大负荷利用小时 |
<3000（一班制） |
3000-5000（二班制） |
>5000（三班制） |
|
铝芯电缆
铜芯电缆 |
1.92
2.5 |
1.73
2.25 |
1.54
2.0 |
根据实际经验考虑到发展的需要，通常实际取值比计算值大一个规格。
2、 矿用电缆
1） 《煤矿安全规程》对矿井井下电缆的要求
第四百六十七条 井下电缆的选用应遵守下列规定：
（一）电缆敷设地点的水平差应与规定的电缆允许敷设水平差相适应。
（二）电缆应带有供保护接地用的足够截面的导体。
（三）严禁采用铝包电缆。
（四）必须选用经检验合格的并取得煤矿矿用产品安全标志（MA）的阻燃电缆。
（五）电缆主线芯的截面应满足供电线路负荷的要求。
（六）对固定敷设的高压电缆：
（1）在立井井筒或倾角为45°及其以上的井巷内，应采用聚氯乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆、交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆；
（2）在水平巷道或倾角在45°以下的井巷内，应采用聚氯乙烯绝缘钢带或细钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆、交联聚乙烯钢带或细钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆；
（3）在进风斜井、井底车场及其附近、中央变电所至采区变电所之间，可以采用铝芯电缆；其他地点必须采用铜芯电缆。
（七）固定敷设的低压电缆，应采用MVV铠装或非铠装电缆或对应电压等级的移动橡套软电缆。
（八）非固定敷设的高低压电缆，必须采用符合MT818标准的橡套软电缆。移动式和手持式电气设备应使用专用橡套电缆。
（九）照明、通信、信号和控制用的电缆，应采用铠装或非铠装通信电缆、橡套电缆或MVV型塑力缆。
（十）低压电缆不应采用铝芯，采区低压电缆严禁采用铝芯。
2）矿用电缆是指煤矿开采工业专用的地面和井下设备所用电缆产品。
型号以“U”为字首的电缆符合国家标准GB12972-1991《矿用橡套电缆》；
型号以“M”为字首的电缆符合煤炭工业部行业标准MT818-1999《煤矿用阻燃电缆》。
为确保煤矿生产安全，原国家煤炭部（局）先后颁发了MT368-1995标准和MT818-1999标准，要求进矿产品必须通过煤安认证。煤炭工业安全标志（MA）。
表6-9 常用矿用电缆示例见表
|
型号系列 |
名称 |
|
MC |
采煤机橡套软电缆 |
|
MCP |
采煤机屏蔽橡套软电缆 |
|
MCPTJ |
采煤机金属屏蔽监视型橡套软电缆 |
|
MCPT |
采煤机金属屏型橡套软电缆 |
|
MY |
煤矿用移动橡套软电缆 |
|
MYP |
煤矿用移动屏蔽橡套软电缆 |
|
MYPTJ |
煤矿用移动金属屏蔽监视型橡套软电缆 |
|
MZ |
煤矿用电钻橡套软电缆 |
|
MZP |
煤矿用电钻屏蔽橡套软电缆 |
|
MYQ |
煤矿用移动轻型橡套软电缆 |
一、通讯
说明矿井对外通讯采用什么方式，矿井内部通讯采用什么方式，电话设置地点等。
二、信号
矿井中的电气信号，除信号集中闭塞外应能同时发声和发光。
说明书内不要求以上内容全部都必须写到，有什么问题，什么问题较突出，就重点写该方面的内容。
采煤与掘进是煤矿生产的两个基本环节，采煤必需先掘进，掘进为采煤做准备。要保持矿井的高产稳产，必需根据采煤的需要，合理安排掘进工作。通常将采煤与掘进的配合关系称为采掘关系。“采掘并举，掘进先行”是煤炭工业的一项技术政策，为确保矿井的采掘平衡，必需认真制定开采计划和巷道掘进工程计划（采掘计划）。
为了及时掌握和检查各矿井的采掘关系，按开采准备程度，将可采储量中已经进行开拓准备的那部分储量分为开拓煤量、准备煤量和回采煤量，即所谓三量。
开拓煤量，是井田范围内已掘进开拓巷道所圈定的尚未采出的那部分可采储量。
Zd=（Zog-Zg-Pdd）
式中 Zd——开拓煤晕；
Zg——已开拓范围内的地质储量；
Zog——已开拓范围内的地质损失，是因地质、水文地质的原因而不能采出的煤量；
Pdd——开拓煤量可采期内不能开采的煤量，指留设的临时和永久煤柱。
C—采区采出率。
所谓已开拓范围，是指为开采该部分所需要的开拓巷道已经掘完。若未掘完，这一部分煤量不能列人开拓煤量。例如，当采用煤层大巷时，大巷应超过采区上山100 m才可将该采区划入开拓煤量范围；当采用集中大巷和采区石门开拓时，集中大巷应掘过采区石门50 m，采区石门应掘至上部煤层，才可将该采区划人开拓煤量范围；当采用片盘斜井时，主斜井必须完成片盘甩车道掘进、副斜井应在甩车道之下再延深20一30 m，才可将该片盘计入开拓煤量范围。总之，应以不影响继续开拓准备为原则。
准备煤量，是指采区上山及车场（对煤层群联合准备采区，包括区段集中平巷及其必要的联络巷）等准备巷道所圈定的可采煤量。
Zp=∑(Zpg-Zg-Zd)C
式中 Zp——准备煤量；
Zpg——各采区所圈定的工业储量；
Zg——采区内的地质损失；
Zd——呆滞煤量，即在准备煤量可采期内不能开采的煤量。
同样，准备巷道没有掘完，不能计入相应的准备煤量〕如采区上山尚未掘完，整个采区的煤量不能列为准备煤量。
回采煤量，是准备煤量范围内，已有回采巷道及开切眼（或I几作面）所圈定的可采储量，也就是采煤工作面和已准备接替的各工作面尚保有的可采煤量。当采煤工作面受开采顺序限制、暂时不能回采时（如上部工作面停采）不能计人回采煤量。
三量可采期按原煤炭部规定为：开拓煤量3-5a以上，准备煤量la以上，回采煤量4-6月以上。
生产矿井或投产矿井的三量可采期按下式计算：
开拓煤量可采期=期末开拓煤量/当年计划产量或设计能力 年
准备煤量可采期=期末准备煤量/当年平均月计划产量或平均月设讨能力 月
回采煤量可采期=期末回采煤量/当年平均月计划回采煤量 月
在一般情况下，矿井的三量符合上述规定即能达到采掘平衡，并有一定的合理储备。但是三量毕竟是一个概括性指标，它本身只能说明已为开采准备了一定储量，而不能说明储量的分布性质及开采条件，它只是概括地、间接地反映了采掘关系，在有些情况下还不能确切地说明矿井能否正常接续。例如层数多、总厚度大的近距煤层或特厚煤层的矿井，开拓准备一个采区即可获得数百万至一二千万吨可采储量，达到相当于全矿井的开拓煤量及准备煤标准。但在配采上受开采顺序的限制，却不能安排较多的采煤工作面，采掘关系可能仍然很紧张。此外，违反技术政策、采厚留薄、采肥丢瘦等，以及可采储量分布不合理时，三量可能符合要求，但不一定能满足接续要求。所以三量可采期只可作为掌握采掘关系的参考指标。
正确处理开拓、准备和回采的关系是整个煤矿生产过程中必须注意的一个根本问题。当前我国采煤机械化水平提高较快，采煤工作面的推进速度及单产水平，都有较大幅度提高相形之下，掘进机械化程度较低，再加上其它原因，掘进往往成为薄弱环节。因此，在处理好采掘关系的同时，要努力提高掘进机械化程度，加强地质工作，减少无效进尺，改进开拓部署和巷道布置，降低掘进率，做到采掘同步发展。
根据市场对矿井煤炭产量和质量提出的要求，按照地质情况和生产技术条件，统筹安排采区及工作面的开采与接替称为开采计划。开采计划包括采煤工作面年度接替计划（生产计划）、采煤工作面较长期接替计划和采区接替计划。
一、开采计划
采煤工作面年度接替计划是根据采煤工作面较长期接替计划与生产实际情况做出具体的安排，每年都要安排采煤工作面的年度接替计划和掘进工作面的掘进计划，要按采煤和掘进队组，落实具体的工作地点和时间。
（一）采煤工作面接替计划
采煤工作面较长期接替计划是指5～10a的规划。在此规划中要考虑到采区与水平的接替，以保证矿井在长期生产过程中的采掘与协调。
1．编制采煤工作面接替计划的方法和步骤
(1)根据采区和工作面设计，在设计图上测算各工作面参数如采高、工作面长度、推进度和可采储量等；并掌握煤层赋存特点和地质构造等情况。
(2)确定各工作面计划采用的采煤工艺方式，估算月进度、产量和可采期。
(3)根据生产工作面结束时间顺序，考虑采煤队力量的强弱，依次选择接替工作面。所选定的接替工作面必须保证开采顺序合理，满足矿井产量和煤质搭配开采的要求，并力求生产集中，便于施工准备等。
(4)将计划年度内开采的所有采煤工作面，按时间顺序编制成接替计划表。
(5)检查与接替有关的巷道掘进、设备安装能否按期完成，运输、通风等生产系统和能力能否适应。如果不能满足需要，或采取一定的措施，或调整接替计划。这样，经过几次检查修改，最后确定采煤工作面接替计划。
2.编制采煤工作面接替计划的原则及应注意的问题
(1)年度内所有进行生产的采煤工作面产量总和加上掘进出煤量，必须确保矿井计划产量的完成，并力求各月采煤工作面产量较均衡。
(2)矿井两翼配采的比例与两翼储量分布的比例大体一致，防止后期形成单翼生产。
(3)为确保合理的开采顺序，上下煤层（包括分层）工作面之间，保持一定的错距和时间间隔；煤层之间，除间距较大或有特殊要求允许上行开采外，要按自上而下的顺序开采。
(4)为实现合理集中生产，尽量减少同时生产的采区数及_C作面数，避免工作面布置过于分散。
(5)为便于生产管理，各采煤工作面的接替时间，尽量不要重合，力求保持一定的时间间隔。特别是综采工作面，要防止两个面同时搬迁接替。
（二）采区接替计划
编制采区接替计划时，应使投产采区或近期接替生产的采区，准备工程量小、时间短、生产条件好。同时生产和同时准备的采区数目不宜太多。几个采区同时生产的矿井，各采区接替的时间宜彼此错开，不宜排在同一年度必须保证同时生产的采区能力之和能满足矿井没计能力或计划产量的要求。
(三)采煤工作面接替计划示例见下图。
巷道掘进工程计划是按照井田开拓方式与采区准备方式，并根据开采计划规定的接替要求和掘进队的施工力量，安排各个巷道施工次序及时间，以保证采煤工作面、采区及水平的接替。
编制巷道掘进工程计划时，在接续时间上要留有富裕时间，以免发生意外情况时接替不上。一般来说，在现生产的采区内，采煤工作面结束前10～15d，完成接替工作面的巷道掘进及设备安装工程；在现有开采水平内，每个采区减产前1～1.5月，必须完成采区和掘进工作面的掘进和设备安装工程；在现有开采水平内，由于可采储量的减少，采区终会向下一个开采水平转移，要求在同采采区总产量开始递减前1～1.5a，完成下一个水平的基本井巷和安装工程。
（一）方法与步骤
一般地，回采巷道与开拓、准备巷道分别编制掘进施工计划，原则上可按下述方法与步骤进行：
(1)根据已批准的开采水平、采区以及采煤工作面设计，列出待掘进的巷道名称、类别、断面，并在设计图上测出长度。
(2）根据掘进施I几和设备安装的要求，编排各组巷道（各采区、各区段及各工作面的巷道）掘进必须遵循的先后顺序
(3)按照开采计划对采煤工作面、采区及开采水平接替时间的要求，再加上富裕时问，确定各巷道掘完的最后期限，并根据这一要求编排各巷道的掘进先后顺序。
(4)根据现有掘进队及巷道掘进情况，分派各掘进队的任务，编制各巷道掘进进度表。
(5)根据巷道掘进进度表，检查与施工有关的运输、通风、动力供应、供水等辅助生产系统能否保证，需采取什么措施，最后确定巷道掘进工程计划。
（二）编制巷道掘进工程计划的原则及应注意的问题
(1)确定连锁工程，分清各巷道的先后、主次，确定施工顺序。
(2)尽快构成巷道掘进的全风压系统，以改善施工中通风状况，便于多个掘进工作面同时掘进施工。
(3)要尽快按宕巷、煤巷、半煤岩巷分别配置掘进队，施＿「条件要相对稳定，以利于掘进技术和速度的提高。
(4)巷道掘进工程紧的测算既要符合实际，又要留有余地，金于算时的取值般按图测算值增加10%-20%。
(5)巷道掘进速度，要根据当地及邻近矿一井的具体条件选取。同时要考虑施工准备时问及设备安装时间，使计划切实可行。
一、矿井工作制度
矿井设计年产量、年工作日数、日工作班数、采准形式。（煤炭工业矿井设计规范2.2、15.2）
二、劳动定员
矿井劳动定员应包括达到设计生产能力时所需的全部生产工人、管理人员、服务人员和其他人员。（煤炭工业矿井设计规范2.2、15.2）
矿井劳动定员根据矿井设计生产能力、开拓开采条件、采区和工作面布置、机械化装备水平、井上下各系统和环节、管理方式及机构设置、矿井工作制度等因素，经综合分析类比和定岗定员计算确定。（采矿工程设计手册第十篇、第二章、第五节）
矿井劳动定员详见劳动定员估算表
|
序
号 |
人员类别 |
各班出勤人数（人） |
合 计
（人） |
在册
系数 |
在册
人数 |
|
一班 |
二班 |
三班 |
|
一 |
生产工人 |
井下工人 |
|
|
|
|
|
|
|
地面工人 |
|
|
|
|
|
|
|
合计 |
|
|
|
|
|
|
|
二 |
管理人员 |
行政人员 |
|
|
|
|
|
|
|
技术人员 |
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|
|
|
|
|
|
合计 |
|
|
|
|
|
|
|
原煤生产人员合计 |
|
|
|
|
|
|
|
三 |
服务人员 |
|
|
|
|
|
|
|
四 |
其他人员 |
|
|
|
|
|
|
|
全矿定员合计 |
|
|
|
|
|
|
说明：各类人员所占比例及在籍系数参考规范2.2、15.2
三、劳动效率
全员效率计算：（煤炭工业矿井设计规范2.2）
以单位工程为投资估算单位，按矿建工程、土建工程、设备及工器具购置费、安装工程分类计算。（采矿工程设计手册第十篇、第一章、第四节）
一、井巷工程投资估算
井巷工程投资估算表：
|
序号 |
工程名称 |
岩性 |
长度
（m） |
净断面
（m2） |
净断面
（m2） |
工程量
（m3） |
支护 |
单价
(元/m) |
金额
(元) |
|
1 |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
2 |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
…… |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
二、土建工程投资估算
土建工程投资估算表：
|
序号 |
工程名称 |
单位 |
数量 |
单价
(元) |
金额
(元) |
|
1 |
|
|
|
|
|
|
2 |
|
|
|
|
|
|
…… |
|
|
|
|
|
三、设备及工器具投资估算
设备及工器具投资估算表：
|
序号 |
设备名称 |
型号及规格 |
单位 |
数量 |
单价
(元) |
金额
(元) |
|
1 |
|
|
|
|
|
|
|
2 |
|
|
|
|
|
|
|
…… |
|
|
|
|
|
|
四、投资估算汇总表
投资估算汇总表：（采矿工程设计手册第十篇、第一章、第五节）
|
序号 |
投资指标 |
估算投资（万元） |
|
井巷
工程 |
土建工程 |
设备及工器具购置 |
安装工程 |
其它费用 |
合计 |
|
1 |
合计（静态） |
|
|
|
|
|
|
|
2 |
吨煤投资（元） |
|
|
|
|
|
|
|
…… |
占投资比例（%） |
|
|
|
|
|
100 |
安装工程按设备及工器具投资的10%计算，工程建设其他费用按前四项总和的20%计算。
说明：井巷工程、土建工程、设备及工器具购置等单价指标参阅采矿工程设计手册第十篇、第一章、第五节及《煤炭建设工程费用定额》、《全国统一安装工程预算定额》以及其它专业部门现行预算定额及取费标准。
一、原煤成本计算
1. 材料
主要材料消耗量参考相邻地区或类似矿井的实际资料估算，单价可以参考相邻矿井的实际综合单价。
主要材料消耗量按下式计算：
以下有关参数参阅（采矿工程设计手册第十篇、第二章、第三、四节）
其它材料费用为主要材料费用的比例系数，具体取值参阅（采矿工程设计手册第十篇、第二章、第二节）。
1）木材
2）支护用品
3）火工产品
4）大型材料
5）自用煤
6）配件、专用工具及劳保用品
以上为主要材料费，合计=
其它材料费为：
材料费合计为：
2. 动力
设计吨煤耗电量为，平均电价为，动力费为：
3. 工资
井下工人年平均工资单价，地面工人年平均工资单价，管理人员年平均工资单价，其它工资取系数，计算工资总额及号煤工资额。
4. 职工福利费
取工资系数
5. 修理费
根据综机设备提取率，其它设备提取率计算
6. 地面塌陷费
参照矿区实际统计资料，按吨煤费用计算
7. 其它支出
1）劳动保险等费用，按工资的比例计算
2）纳入经营成本的维简费，吨煤维简费按8元计，取50%。
3）矿产资源补偿费，按销售收入的1%计算。
4）其它费用，取矿区实际资料
8. 折旧
1）综机设备折旧费，按相应比例计算
2）其它设备折旧费，按相应比例计算
3）土建工程折旧费，按相应比例计算
9. 井巷工程费
取定额，
10. 维简费
吨煤维简费按8元计，取50%。
11. 摊销费
无形资产及递延资产按10年摊销。
12. 利息支出
按流动资金借款额及借款利息计算。
二、固定成本与可变成本计算
达产年矿井原煤设计单位成本，其中固定成本，可变成本。
达产年经营成本，其中固定经营成本，可变经营成本，详见达产年原为成本计算汇总表。
|
序号 |
费用项目 |
原煤设计成本
（元/t） |
其 中： |
|
固定成本
（元/t） |
可变成本
（元/t） |
|
1 |
材料 |
|
|
|
|
2 |
动力 |
|
|
|
|
3 |
福利费 |
|
|
|
|
4 |
修理费 |
|
|
|
|
5 |
其他直接支出 |
|
|
|
|
6 |
地面塌陷赔偿费 |
|
|
|
|
7 |
其它支出 |
|
|
|
|
|
经营成本合计 |
|
|
|
|
8 |
折旧 |
|
|
|
|
9 |
井巷工程费 |
|
|
|
|
10 |
维简费 |
|
|
|
|
11 |
摊销费 |
|
|
|
|
12 |
利息支出 |
|
|
|
|
|
单位成本合计 |
|
|
|
说明：固定成本、经营成本比例参阅（采矿工程设计手册第十篇、第二章、第三节）
一、产品销售价格及收入
按矿区统计销售价格计算
二、年销售及附加税计算
按照国家财税制度规定，井巷工程基金、维简费、管理费、工商管理费、育林费、农业发展基金等已经列入成本，企业经济评价只计算增值税、城市维护建设税及教育附加税、资源税和所得税。计算达产年分的相关数据。
三、增值税
应纳增值税=销项税-进项税。其中：煤炭销售税率为13%，成本中的原材料、燃料及动力进项税率为17%。
四、城市建设维护税
以增值税为计算依据，取系数。
五、教育附加税
按应缴纳的增值税为计算依据，取系数。
六、资源税
按照应税产品的课税数量和规定的单位税额计算。
七、年销售及附加税
上述汇总。
八、利润
计算利润，所得税（税率33%），税后利润。
九、盈亏平衡分析
以达产后正常年分计算。
根据达产后正常年分，年销售收入，年总成本费用，其中固定总成本费用，可变总成本费用，年销售及附加税，计算项目盈亏平衡点：
1. 盈亏平衡点（BEP）生产能力利用率
2. 盈亏平衡点（BEP）产量
详见下表：
|
序号 |
名称 |
单位 |
指标 |
备注 |
|
一、 |
矿井设计生产能力 |
|
|
|
|
① 年产量 |
万t/a |
|
|
|
② 日产量 |
t/d |
|
|
|
二、 |
矿井服务年限 |
年 |
|
|
|
三、 |
矿井设计工作制度 |
|
|
|
|
① 年工作天数 |
d |
|
|
|
② 日工作班数 |
班 |
|
|
|
四、 |
煤质牌号 |
|
|
|
|
灰分 |
|
|
|
|
挥发分 |
|
|
|
|
硫分 |
|
|
|
|
发热量 |
|
|
|
|
五、 |
储量 |
|
|
|
|
① 地质储量 |
万t |
|
|
|
② 工业储量 |
万t |
|
|
|
③ 可采储量 |
万t |
|
|
|
六、 |
煤层情况 |
|
|
|
|
① 可采层数 |
层 |
|
|
|
② 可采层总厚 |
m |
|
|
|
③ 倾角 |
度 |
|
|
|
④ 容重 |
t/m3 |
|
|
|
七、 |
井田范围 |
|
|
|
|
① 走向长 |
km |
|
|
|
② 倾斜长 |
km |
|
|
|
③ 井田面积 |
Km2 |
|
|
|
八、 |
开拓方式 |
|
|
|
|
九、 |
水平数 |
个 |
|
|
|
① 一水平标高 |
m |
|
|
|
十、 |
井筒类型及断面、长度 |
|
|
|
|
① 类型 |
|
|
|
|
② 断面 |
m2 |
|
|
|
主井 |
|
|
|
|
副井 |
|
|
|
|
风井 |
|
|
|
|
③ 长度 |
m |
|
|
|
主井 |
|
|
|
|
副井 |
|
|
|
|
风井 |
|
|
|
|
十一、 |
“三量”及可采期（采区） |
|
|
|
|
① 开拓煤量 |
万t |
|
|
|
可采期 |
年 |
|
|
|
② 准备煤量 |
万t |
|
|
|
可采期 |
年 |
|
|
|
③ 回采煤量 |
万t |
|
|
|
可采期 |
月 |
|
|
|
十二、 |
采区数（一水平） |
个 |
|
|
|
十三、 |
工作面装备 |
|
|
|
|
支架 |
台 |
|
|
|
运输设备 |
台 |
|
|
|
十四、 |
采煤方法 |
|
|
|
|
回采工作面数目及长度 |
个/m |
|
|
|
回采工作面年推进度 |
m |
|
|
|
十五、 |
顶板管理方法 |
|
|
|
|
十六、 |
掘进头个数（采区） |
个 |
|
|
|
十七、 |
井巷工程总量 |
|
|
达到设计产量 |
|
① 巷道总长度 |
m |
|
|
|
② 巷道掘进量 |
m3 |
|
|
|
十八、 |
大巷运输方式 |
|
|
|
|
设备 |
台 |
|
|
|
十九、 |
通风方式 |
|
|
|
|
① 沼气等级 |
|
|
|
|
② 通风方式 |
|
|
|
|
③ 主要通风机 |
|
|
|
|
二十、 |
排水方式 |
|
|
|
|
① 排水方式 |
|
|
|
|
② 主水泵型号 |
|
|
|
|
二十一、 |
设计采面直接工效、成本 |
t/工 |
|
|
|
① 直接工效 |
t/工 |
|
|
|
② 直接成本 |
元/t |
|
|
|
二十二、 |
经济分析 |
|
|
|
|
销售单价 |
元 |
|
|
|
利润 |
元 |
|
|
|
盈亏平衡生产能力利用率 |
% |
|
|
|
盈亏平衡产量 |
万t |
|
|
[1]张荣立，何国纬，李铎.采矿工程设计手册（上册）[M].北京：煤炭工业出版社，2003.
[2]张荣立，何国纬，李铎.采矿工程设计手册（中册）[M].北京：煤炭工业出版社，2003.
[3]张荣立，何国纬，李铎.采矿工程设计手册（下册）[M].北京：煤炭工业出版社，2003.
[4]徐永圻.煤矿开采学（修订本）[M].徐州：中国矿业大学出版社，1999.
[5]牛树仁，陈滋平.煤矿固定机械及运输设备[M].北京：煤炭工业出版社，1998.
[6]赖昌干.矿山电工学[M].北京：煤炭工业出版社，2006.
[7]杨孟达，刘新华，王瑛，胡绍祥.煤矿地质学[M].北京：煤炭工业出版社，2000
[8]东兆星，吴仕良.井巷工程[M].徐州：中国矿业大学出版社，2004.
[9]张国枢.通风安全学[M].徐州：中国矿业大学出版社，2000.
[10]钱鸣高，刘听成.矿山压力与岩层控制[M].徐州：中国矿业大学出版社，2003.
[11]孙执书，李缤.采掘机械与液压传动[M].徐州：中国矿业大学出版社，1991.
[12]崔云龙.简明建井手册（上册）[M].北京：煤炭工业出版社，2004
[13]崔云龙.简明建井手册（下册）[M].北京：煤炭工业出版社，2004
[14] GB 50215—2005，煤炭工业矿井设计规范[S]北京：中国计划出版出版社，2005.
[15]国家安全生产监督管理总局.煤矿安全规程 [M].北京：煤炭工业出版社，2010.
（1.10～1.15）
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