煤炭工业矿井设计规范

GB 50215–2005

主编部门：中国煤炭建设协会

批准部门：中华人民共和国建设部

施行日期：2006 年 1 月 1 日

422

中华人民共和国建设部公告

第 371 号

建设部关于发布国家标准

《煤炭工业矿井设计规范》的公告

现批准《煤炭工业矿井设计规范》为国家标准，编号为：GB50215—2005，自 2006年 1月 1

日起实施。其中，第 2.1.1、2.1.3、2.1.4、3.1.7(4)(5)、3.2.1(5)、3 .3.1(2)、3.3.4、4.1.3(3)、4.2.2

(2)、 4.3.2(2)、 4.3.3、 5.1.2(3)、 5.2.6、 5.3.3、 5.3.6、 7.1.1、 7.2.1、 7.2.2、 7.2.3、 7.2.4、 7.2.5

(1)(3)(4)、7.2.6(1)(3)(4)(5)、7.3.1、7.3.2、7.3.5、7.3.8、7.4.2、7.5.1、7.5.8、8.1.3(1)(2)(3)、8.1.4、

8.1.6(1)、8.1.7、8.2.1、8.2.5(1)、8.1.6、8.3.1(1)、8.3.2(1)(2)、8.4.1(4)、8.4.3(6)、8.4.5(2)、9.2.1

(3)、9.2.4、9.2.5、10.1.6(1)、10.1.12、10.1.14(3)、10 .1.15(1)(2)(3)(4)(5)(6)、10.2.1、11.2.1、11.2.2

(1)、11.3.1、11.4.3(1)、11.4.11、11.5.1、11.5.5、11.7.3、12.4.10、12.4.13(1)(2)(3)(4)(5)、12.4.14、

12.5.1(1)(2)(3)(4)(5)(6)、12.5.2(1)(2)(3)(4)、12.5.3、12.5.7、12.5.8、12.5.9、13.1.3、13.1.5、13.5.3、

13.5.6、13.5.9、13.6.1、13.6.3、13.6.4、13.6.5 (1)、14.1.1、14.2.1、14.3.3、D.1.3、D.2.1、D.2.10

条(款)为强制性条文，必须严格执行。原《煤炭工业矿井设计规范》GB50215—94同时废止。

本规范由建设部标准定额研究所组织中国计划出版社出版发行。

中华人民共和国建设部

二 OO五年九月十四日

423

前 言本规范是根据建设部建标[2003]102号文的通知，在中国煤炭建设协会的组织下，由主编单位中煤国际工程

集团南京设计研究院会同参编单位，对原《煤炭工业矿井设计规范》GB50215—94进行全面修订而成。

本规范在编制过程中，认真分析、总结和吸取了十年来我国煤矿管理体制和投资体制改革的实践经验，考虑

了我国煤矿建设项目的管理程序和人世要求，特别是引入了十年来国内外矿井建设的新技术、新工艺及新的科研

成果。初稿提出后，以多种形式征求了全国煤炭系统有关方面专家和单位的意见，经反复研究、多次修改，最后

审查定稿形成本规范。

本规范共 15章 74节，正文 492条，附录 4个。和原规范相比，除章节构成有较大改变和适用范围由“设计”

拓展到“预可研”及”可研”外，主要技术内容变动较大的有：改变了旧的煤炭资源储量分类计算原则和方法；修订

了矿井设计工作制度和矿井设计服务年限；进一步改革矿井开拓部署，吸取国内外先进成熟，行之有效的煤层地

下开采技术和采煤方法；提高以采、掘、运为主体的全矿井技术装备水平，促进矿井生产的进一步集中化和高产

高效；提高矿井安全技术装备和智能化技术装备的水平，确保矿井安全生产；进一步改革矿井地面布置和机修、

材料供应体制；加强环境保护、重视资源合理开采、注重经济效益，保持煤炭工业可持续发展。

本规范中以黑体字标志的条文为强制性条文，必须严格执行。

各单位在执行本规范的过程中，请结合工程实践，注意总结经验，如发现需要修改或补充之处，请将意见和

建议材料寄中煤国际工程集团南京设计研究院(地址：南京市浦口区浦东路 20号 邮编：210031 传真：025—

58863059)：

本规范的主编单位、参编单位、主编、主要起草人和主要审查人

主编单位：中煤国际工程集团南京设计研究院

参编单位：中煤国际工程集团武汉设计研究院

中煤国际工程集团重庆设计研究院

煤炭工业济南设计研究院

煤炭工业西安设计研究院

主要起草人：吴文彬 孔祥国 魏东让 杨俊德 刘晓群 陶景云 孙光辉 张会龙 高建国

罗庆光 荆 凯 喻培元 殷同伟 曹淮明 严贤红 杨锡生 张豫生 张世良

周秀隆 刘祥平 卿恩东 王润卿 王昌傲 王荣相 王煜明 孙 伟 翟访中

闫复志

424

目 录1 总 则

2 矿井资源/储量、设计生产能力和服务年限

2.1 矿井资源/储量

2.2 矿井设计生产能力和服务年限

3 井田开拓

3.1 井田开拓方式

3.2 井口位置与开采水平划分

3.3 开拓巷道布置

3.4 开采顺序与采区划分

4 井筒、井底车场及硐室

4.1 井 筒

4.2 井底车场

4.3 硐 室

5 井下开采

5.1 采区布置

5.2 采煤方法及工艺

5.3 采区巷道布置

5.4 巷道掘进与掘进机械化

6 井下运输

6.1 一般规定

6.2. 井下煤炭运输

6.3 井下辅助运输

6.4 矿井车辆配备数量

7 通风与安全

7.1 通 风

7.2 防水、防尘、放火、防煤与瓦斯突出

7.3 抽放瓦斯

7.4 安全监测、监控

7.5 矿井热害防治

8 提升、通风、排水和压缩空气设备

425

8.1 提升设备

8.2 通风设备

8.3 排水设备

8.4 压缩空气设备

9 地面生产系统

9.1 一般规定

9.2 井口布置

9.3 井口受煤仓

9.4 筛分、选矸与破碎

9.5 带式输送机运输

9.6 储存与装车

9.7 计量与煤质检查

9.8 矸石和脏杂煤处理

9.9 矿井修理车间及木材加工房

10 总平面布置及地面运输

10.1 工业场地总平面布置

10.2 工业场地防洪、排涝和竖向布置

10.3 场内运输

10.4 地面运输一般规定

10.5 标准轨距铁路站场

10.6 场外窄轨铁路

10.7 场外道路

10.8 水 运

11 供配电系统

11.1 一般规定

11.2 电 源

11.3 负 荷

11.4 地面供配电

11.5 井下供配电

11.6 照 明

11.7 防雷电保护

426

12 智能化系统

12.1 一般规定

12.2 安全、生产监控及自动化系统

12.3 计算机管理系统

12.4 通 信

12.5 信 号

13 地面建筑、给水排水与供热通风

13.1 地面建筑设计一般规定

13.2 主要工业建筑物与构筑物

13.3 建筑面积指标

13.4 水 源

13.5 给水排水

13.6 井下消防洒水

13.7 供热通风

13.8 矿井井筒防冻

13.9 锅炉房

13.10 矿井瓦斯利用及燃气

14 环境保护

16.1 一般规定

16.2 污染防治

16.3 生态保护

16.4 环境机构设置及专项投资

17 技术经济

17.1 一般规定

17.2 劳动定员及劳动生产率

17.3 投资估算及概算

17.4 技术经济评价

17.5 技术经济综合评价

附录 A 固体矿产资源分类

附录 B 煤炭资源量估算指标

附录 C 矿井预可行性研究、可行性研究和初步设计资源／储量分类及计算

427

C.1 矿井预可行性研究资源／储量类型及计算(详查地质报告为基础)

C.2 矿井预可行性研究资源／储量类型及计算(勘探地质报告为基础)

C.3 矿井可行性研究和初步设计资源／储量类型及计算(勘探地质报告为基础)．

附录 D 水力采煤

D.1 一般规定

D.2 开 采

D..3 工艺系统

本规范用词说明

428

1 总 则

1.0.1 为贯彻执行我国发展煤炭工业的各项法律、法规和方针、政策，推广应用煤炭工业地下开采(以下简

称矿井)各项行之有效的先进技术和管理经验，确保安全生产和资源合理开采，促进高产高效矿井建设，提高煤

矿经济效益，实现矿井建设现代化，保持煤炭工业可持续发展，制定本规范。

1.0.2 本规范适用于设计生产能力 0.45Mt／a及以上的新建、改建及扩建的煤炭矿井预可行性研究、可行性

研究和矿井设计。

1.0.3 矿井预可行性研究及可行性研究，应根据矿井资源条件和外部建设条件、资源配置及市场需求、可能

采取的开采技术及装备条件、资金筹措及投资效果等，全面分析研究矿井建设的必要性、可行性、合理性。

1.0.4 矿井设计应体现生产集中化、装备机械化、技术经济合理化和安全高效原则，因地制宜地采用新技术、

新工艺、新设备、新材料，推行科学管理。

1.0.5矿井预可行性研究、可行性研究和矿井设计，除应符合本规范外，尚应符合国家现行的有关强制性标

准和相关的行业标准的规定。

2 矿井资源／储量、设计生产能力和服务年限

2.1 矿井资源／储量

2.1.1 矿井预可行性研究应根据批准的井田详查或勘探地质报告进行，可行性研究和初步设计应根据批准

的井田勘探地质报告进行，且必须经认真分析研究后，对勘探程度、资源可靠性、开采条件及经济意义等作出

评价。

2.1.2 矿井预可行性研究、可行性研究和初步设计，应分别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／T17766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“矿井地质资源量”、“矿井工业资源／储量”、“矿井设计资源／储

量”和“矿井设计可采储量”。

划分矿井资源／储量类型及计算矿井资源／储量的具体规定见本规范附录 A、附录 B和附录 C。

2.1.3 计算矿井设计资源／储量时，应从工业资源／储量中减去断层、防水、井田境界、地面建(构)筑物

等永久煤柱煤量及因法律、社会、环境保护等因素影响不得开采的煤柱煤量；计算设计可采储量时，应从设计

资源／储量中减去工业场地、井筒、井下主要巷道等保护煤柱煤量；其煤柱留设要求和计算方法，必须符合现

行《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。

2.1.4 矿井采区的回采率，应符合下列规定：

429

(1)厚煤层不应小于 75％；

(2)中厚煤层不应小于 80％；

(3)薄煤层不应小于 85％；

(4)水力采煤的采区回采率，厚煤层、中厚煤层、薄煤层分别不应小于 70％、75％和 80％。

2.2 矿井设计生产能力和服务年限

2.2.1 矿井设计生产能力，应根据资源条件、外部建设条件、国家对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、

技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。论证矿井设计生产能力尚应符

合下列规定：

(1)新建矿井设计生产能力，应进行第一开采水平或不小于 20年配产；

(2)新建和扩建矿井配产，均应符合合理开采程序，厚、薄煤层及不同煤质煤层合理搭配开采，不应采厚丢

薄；

(3)同时生产的采区数及采区内同时生产的工作面个数，应体现生产集中原则，符合本规范 5.1.3条规定，并

应保证采区及工作面合理接替。

2.2.2 矿井设计生产能力，应划分为大型、中型、小型三种类型，其类型划分应符合下列规定：

(1)大型矿井为 1.2、1.5、1.8、2.4、3.0、4.0、5.0、6.0Mt／a及以上；

(2)中型矿井为 0.45、0.6、0.9Mt／a；

(3)小型矿井为 0.3Mt／a及以下；

(4)新建矿井不应出现介于两种设计生产能力的中间类型；

(5)扩建矿井，扩建后的矿井设计生产能力，应在原设计生产能力或核定生产能力的基础上，按本条 1~3款

规定升二级级差及以上。

2.2.3 矿井设计生产能力宜按年工作日 330d计算，每天净提升时间宜为 16h。

2.2.4 矿井设计生产能力，宜以一个开采水平保证。

2.2.5矿井设计服务年限，应符合下列规定：

(1)新建矿井及其第一开采水平的设计服务年限，不宜小于表 2.2.5-1的规定；

表 2.2.5-1 新建矿井设计服务年限

矿井设计生产能力

(Mt/a)

矿井设计服务年

限

第一开采水平设计服务年限(a )

煤层倾角<250 煤层倾角 250~450 煤层倾角>450

6.0及以上 70 35 - -

3.0-5.0 60 30 - -

1.2-2.4 50 25 20 15

0.45-0.9 40 20 15 15

(2)扩建矿井，扩建后的矿井设计服务年限不宜小于表 2.2.5-2的规定；

430

表 2.2.5-2 扩建后的矿井设计服务年限

扩建后矿井设计生产能力(Mt/a) 矿井服务年限(a)

6.0及以上 60

3.0-5.0 50

1.2-2.4 40

0.45-0.9 30

(3)改建矿井的服务年限，不应低于同类型新建矿井服务年限的 50%。

2.2.6 计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数宜采用 1.3~1.5。

3 井田开拓

3.1 井田开拓方式

3.1.1 井田开拓方式应根据矿井地形地貌条件、井田地质条件、煤层赋存条件、开采技术条件、装备条件、

地面外部条件、设计生产能力等因素，经多方案比较后确定。

3.1.2 当煤层赋存条件和地形条件适宜时，宜采用平硐开拓方式。

3.1.3 煤层赋存较浅，表土层不厚，水文地质条件简单或表土层虽较厚，属于干旱贫水区，且井筒不需特殊

工法施工的缓倾斜、倾斜煤层，宜采用斜井开拓方式。

3.1.4 煤层赋存较深、表土层厚、水文地质条件复杂、井筒需用特殊工法施工或多水平开采的急倾斜煤层，

宜采用立井开拓方式。

3.1.5 根据井田特点，结合地面布置要求，采用单一开拓方式在技术、经济不合理时，可采用综合开拓方式。

3.1.6 井田面积大、资源/储量丰富或瓦斯含量大的大型矿井，条件适宜时，可采用集中出煤分区开拓分区

通风的开拓方式。

3.1.7 井筒数量及兼用功能应符合下列规定：

(1)斜井或立井开拓的矿井，一般宜开凿两个提升井筒，即主井和副井；

(2)分区开拓的矿井或在特殊条件下，经技术经济比较合理时，可开凿两个以上的提升井筒；

(3)风井数量应根据开拓部署、通风系统要求、安全生产需要、合理工期安排及投资效益等，经综合论证后

确定；

(4)箕斗提升井或装有带式输送机的井筒兼作风井使用时，必须符合现行《煤矿安全规程》的有关规定；

(5)高瓦斯矿井、有煤与瓦斯突出危险的矿井必须设专用回风井。

3.1.8与生产矿井相邻的井田，经方案比较，由生产矿井扩建开采合理时，不应另建新井。矿井过密的老矿

区，经方案比较矿井合并有利时，应通过技术改造实行合并。

3.2 井口位置与开采水平划分

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3.2.1 提升井口位置应根据下列原则，经综合比较后确定：

(1)有利于第一水平开采，兼顾其它水平，有利于井底车场和主要运输大巷布置，减少工程量；

(2)有利于首采区布置在井筒附近的开采条件好、资源、储量丰富的块段，且不迁村或少迁村；

(3)井田两翼资源/储量基本平衡；

(4)井筒位置应尽量避开厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层，不应穿过采空

区；

(5)工业场地应具有稳定的工程地质条件，避开法定保护的文物古迹、风景区、内涝低洼区和采空区，不受

岩崩、滑坡、泥石流和洪水等灾害威胁；

（6）工业场地应少占耕地、少压煤；

（7）水源、电源较近，煤的运输方向顺畅，矿井铁路专用线短，道路布置合理。

3.2.2 主、副提升井井位一般应选择在同一工业场地内，在特殊条件下，亦可分别设置在两个场地中。

3.2.3 风井井口位置选择应在满足通风安全要求的前提下，利于缩短建井工期，并利用各种煤柱少压煤。有

条件时，风井井位可布置在煤层露头以外。

3.2.4 矿井开采水平划分应根据煤层赋存条件、地质条件、开采技术与装备水平、资源/储量和生产能力等

因素，经综合比较确定，并应符合下列规定：

（1）当矿井划分为阶段开采时，其阶段垂高宜为：

①缓倾斜、倾斜煤层 200~350m；

②急倾斜煤层 100~250m。

（2）条件适宜的缓倾斜煤层，瓦斯含量低、涌水量不大时，宜采用上、下山开采相结合的方式；

（3）近水平多煤层开采，当层间距不大时，宜采用单一水平开拓；当层间距大时，可分煤组（层）多水平

开采。

3.2.5 由于煤层露头不一或煤层倾角变化大，造成部分区域上（下）山斜长过长时，可在该区域适当位置设

辅助水平。

3.3 巷道布置

3.3.1 开拓巷道布置应根据煤层赋存条件、地质条件、开采技术条件和矿井开拓、通风、运输等因素确定，

并应符合下列规定：

⑴开采近距离煤层时，宜采用集中或分组运输大巷布置方式；煤层（组）间距大时，宜采用分层运输大巷布

置方式；

⑵开拓巷道不得布置在有煤与瓦斯突出危险煤层中和严重冲击地压煤层中；

⑶当煤层无煤与瓦斯突出危险、无冲击地压，煤层顶底板围岩较稳定、煤层较硬、含水量较小，或自燃发火、

高瓦斯煤层采取安全措施在技术可行、经济合理时，主要运输大巷及总回风巷宜布置在煤层中；

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⑷近水平多煤层开采，采用分层或分组布置运输大巷时，宜将开采水平分层（组）运输大巷重叠布置；

⑸开拓巷道布置应避开应力集中区和活动断层，且不宜沿断层布置。

3.3.2 当开采煤层上部留设防水（砂）煤岩柱时，总回风巷道应设在防水（砂）煤岩柱以下。

3.3.3 主要运输大巷、总回风巷支护方式，应根据围岩性质、地压状况、巷道用途及服务年限、通风安全等

因素确定，并应符合下列规定：

⑴岩石巷道应优先选用锚喷、挂网锚喷或锚注等支护；

⑵半煤岩及煤巷宜选用锚喷、挂网锚喷、锚索或型钢支架等支护方式。

3.3.4 开拓巷道净断面，必须以支护最大允许变形后的断面能满足行人、运输、通风、管线及设备安装、

检修等需要为原则确定。净断面的选取应符合现行《煤矿安全规程》和现行行业标准《煤矿矿井巷道断面及交

叉点设计规范》MT/T5024 的有关规定。

3.4 开采顺序与采区划分

3.4.1 新建矿井采区开采顺序必须遵循先近后远，逐步向井田边界扩展的前进式开采。

3.4.2 煤层开采顺序应根据煤层赋存条件，开采技术条件等，经分析论证确定，并应符合下列规定：

⑴近距离多煤层开采顺序，一般应先采上层，后采下层的下行式开采；

⑵开采有煤与瓦斯突出煤层，经论证需要先开采下部保护层时，或开采煤层层间距大，开采下部煤层不影响

上部煤层完整性，可采用先采下层、后采上层的上行式开采；

⑶多煤层开采时，应厚、薄煤层合理搭配开采。

3.4.3 采区划分应根据地质条件、煤层赋存条件、开采技术条件及装备水平等经综合分析比较后确定，并应

符合下列规定：

⑴当井田内有对采区巷道布置和工作面回采影响较大的断层或褶曲构造时，应以其断层或褶曲轴部做为采区

划分的自然边界；

⑵当井田地面有重要建（构）筑物，按其保护等级划分必须留设保护煤柱时，采区划分应以其保护煤柱为边

界；

⑶当井田内无影响工作面正常回采的断层或断层构造较少时，应按开采工艺、通风、运输和巷道维护要求，

合理划分采区；

⑷开采有煤与外四突出危险和突水威胁的煤层时，应按开采保护层、抽放瓦斯及单独开采等技术措施要求，

合理划分采区；

⑸井田内小断层较多且对工作面回采有一定影响，当采区划分避不开时，宜避免工作面回采方向和断层走向

呈小角度斜交；

⑹开采煤层群时，应按集中和分组布置开采方式的不同，划分集中煤组采区和分煤组采区；

⑺近水平煤层开采，宜在开采水平运输大巷两侧划分盘区；

433

⑻有条件时，应在井筒附近划分中央采区。

3.4.4 矿井可行性研究阶段，应根据井田地面村庄和其它建（构）筑物分布情况，经技术经济论证，作出村

庄和其它建（构）筑物搬迁及压煤开采规划；矿井初步设计应对搬迁和压煤开采规划进行优化；采区划分、资源

/储量计算、采区开采顺序应和搬迁及压煤开采规划一致。

3.4.5 采区参数应根据煤层赋存条件、地质构造、开采技术条件、采煤方法及机械化装备水平等因素综合确

定，并应符合下列规定：

⑴缓倾斜煤层综合机械化开采的采区，当采用走向长壁开采时，其采区一翼走向长度、或采用倾斜长壁开采

时，其采区倾斜宽度，均不宜少于回采工作面连续推进一年的长度；普通机械化开采，其采区一翼长度不宜小于

0.6km；

⑵按盘区划分开采的煤层，当开采技术条件简单、不受断层限制、综合机械化采掘装备标准较高时，其盘区

沿采煤工作面推进方向的长度不宜小于 3.0km；

⑶倾斜和急倾斜煤层的采区参数，应根据地质构造、选用的采煤方法及工艺确定，一般应小于缓倾斜煤层采

区参数。

3.4.6 设计井巷工程量应能保证采区和工作面正常接替。高瓦斯矿井、有煤与瓦斯突出危险的矿井，应计入

开采保护层和抽放瓦斯所增加的巷道工程量。

4 井筒、井底车场及硐室

4.1 井 筒

4.1.1 立井井筒应采用圆形断面，其断面尺寸应根据提升容器类型、数量、最大外形尺寸，井筒的装备方式，

梯子间、管路、电缆布置，安全间隙及所需通过风量确定。井筒净直径应按 0.5m进级，净直径 6.5m以上井筒和

特殊工法施工的井筒，可不受此限。

4.1.2 立井井筒支护方式及支护材料，应根据井筒用途、服务年限、井筒所处围岩性质及水文状况、施工方

法等因素确定，并应符合下列规定：

(1)井筒穿过表土层、断层破碎带或含水基岩，应经过技术经济论证后，采用注浆、冻结、钻井、沉井、帷

幕等特殊工法施工，其井壁结构可选用混凝土、钢筋混凝土或复合材料井壁；

(2)含水丰富的厚表土地区，表土段井壁及表土与基岩结合处的井壁结构应加强。

4.1.3 立井井筒装备形式及构件材料，应符合下列规定：

(1)提升井筒的罐道应采用型钢组合罐道、冷弯方型钢罐道或钢与玻璃钢复合罐道；井筒较浅、提升速度较

低、绳端荷载不大的井筒，可采用钢轨罐道或钢丝绳罐道；

(2)提升井筒的罐道梁，一般宜采用型钢罐道梁、冷弯矩型钢罐道梁和组合钢罐道梁。其梁的布置形式，可

434

采用简支梁、连续梁或悬臂梁，在条件允许时，宜采用悬臂梁。罐道梁竖向间距，应根据所选用罐道长度及罐道

受力大小确定，宜为 4.0~6.0m；

(3)立井井筒装备中所有金属构件及连接件，必须采取防腐蚀处理措施；

(4)立井井筒中各种梁与井壁的固定方式，除特殊要求需留梁窝固定外，均宜采用金属支座(牛腿)树脂锚杆

固定。

4.1.4 立井井壁结构、井筒及装备设计除应符合本规范规定外，尚应符合行业现行标准《煤矿矿井立井井筒

及硐室设计规范》和《煤矿安全规程》的有关规定。

4.1.5 平硐或斜井断面尺寸，应根据运输设备类型、井下设备最大件尺寸、管路及电缆布置、人行道宽度、

操作维修要求、所需通过风量等因素确定。

4.1.6 平硐或斜井支护方式应根据井筒穿过围岩性质、地压情况、并筒用途及服务年限等因素确定，并应符

合下列规定：

(1)井筒支护断面形状，一般宜选择拱形。当围岩松软易膨胀、井筒四周压力均较大时，经技术经济比较后，

选用园形、椭园形、马蹄形等。围岩稳定、断面小、服务年限较短的风井，可选用梯形或矩形；

(2)井筒支护材料及结构，基岩段应优先采用光爆锚喷，井筒穿过表土段、断层破碎带、含水基岩、软弱岩

层时，宜采用混凝土、钢筋混凝土、锚喷和混凝土联合支护；

(3)井筒穿过含水表土层、含水基岩、断层破碎带，用普通施工方法难以通过时，经技术经济比较后，采用

冻结、注浆、帷幕等特殊施工方法。井筒穿过易自燃和自燃煤层，井壁结构应能对煤壁严密隔离。

4.1.7 斜井井筒布置，应符合下列规定：

(1)带式输送机提升的斜井井筒，带式输送机一侧最突出部分与井壁间距离不应小于 500mm，另一侧应设检

修道并设人行道，如有其他可靠的检修运输措施，可不设检修道，只设人行道；

(2)双钩提升的斜井井筒，应按双道布置；

(3)采用单轨吊车、无轨胶轮车作辅助运输的斜井井筒，人行道宽度不得小于 1.0m；

(4)采用人车运送人员的斜井，应在井口或井底适当位置设置人车存车线。

4.1.8 平硐或斜井井筒设计除应符合本规范规定外，尚应符合行业现行标准《煤矿矿井断面及交岔点设计规

范》MT／T 5024、《煤矿矿井斜井井筒及硐室设计规范》MT／T 5025和《煤矿安全规程》的有关规定。

4.2 井底车场

4.2.1 井底车场布置形式应根据大巷运输方式、通过井底车场的货载运量、井筒提升方式、井筒与主要运输

大巷的相互位置、地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处围岩条件等因素，经技术经济比较确定。并

应符合下列规定：

(1)大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形式车场；

(2)当井下煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并

435

应与采区装车站形式相协调；

(3)当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返与环形相结合形式的车场；

若辅助运输采用有轨系统则宜采用环形式车场；

(4)采用综合开拓方式的新建矿井或改扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案

比较后确定。

4.2.2 井底车场巷道位置的选择，应符合下列规定：

(1)应选择在稳定坚硬岩层中，并应避开较大断层、构造应力区、强含水层；

(2)井底车场巷道不得布置在煤与瓦斯突出危险煤层中和冲击地压煤层中；

(3)符合本规范 3.3.1条 3款规定，条件适宜，可布置在煤层中。

4.2.3 井底车场设计通过能力，应满足矿井设计所需通过的货载运量要求，并应留有大于 30％的富裕能力。

4.2.4 井底车场线路平面布置、车线长度、轨型、线路坡度、巷道断面及通过能力计算等，应符合行业现行

标准《煤矿矿井井底车场设计规范》MT／T 5027的规定和现行《煤矿安全规程》的有关规定。

4.3 主要硐室

4.3.1 井下硐室应根据设备安装尺寸进行布置，并应便于操作、检修和设备更换，符合防水、防火等安全要

求。

4.3.2 井下主要硐室位置的选择，应符合下列规定：

(1)应选择在稳定坚硬岩层中，并应避开断层、破碎带、含水岩层；

(2)井下硐室不得布置在煤与瓦斯突出危险煤层中和冲击地压煤层中。

4.3.3 井下设置的主排水泵房、管子道、水仓、主变电所、架线电机车修理间及变流室、蓄电池电机车修

理间及充电变流室、防爆柴油机车修理及加油(水)站、推车机及翻车机硐室、自卸矿车卸载站、爆炸材料库及

发放硐室、消防材料库、防水闸门硐室等各主要硐室，其平面和空间布置、安全设防及通风要求、支护方式及

水仓有效容量等，必须符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。具体技术标准尚应符合行业现行的《煤矿矿井

井底车场硐室设计规范》MT／T 5026 规定。

4.3.4 罐笼提升的立井井筒与井底车场连接处两侧巷道，均应设置双侧人行道，各边宽度不应小于 1.0m。

连接处巷道高度和长度，应满足设备布置和通过最长材料、最大件设备及罐笼同时进出车层数要求，其净高不应

小于 4.5m，长度不应小于 5.0m。

4.3.5 箕斗装载硐室布置，应根据主井提升方式，装载设备布置，便于设备安装、检修、更换和行人安全等

因素确定。

箕斗装载硐室位置，当大巷采用矿车运煤时，一般宜设在运输水平以下；当大巷采用带式输送机运煤时，围

岩条件适宜，宜抬高设在运输水平以上。

4.3.6 井底煤仓位置应根据大巷运输方式，装载硐室位置，围岩条件及装载胶带机巷与装载硐室相互联接关

436

系等因素经比较确定，并应符合下列规定：

(1)井底煤仓宜选用园形直仓；

(2)布置两个及以上的井底煤仓时，煤仓间应留有岩柱，其大小由煤仓所处围岩的岩性确定，但净岩柱不应

小于其中最大煤仓掘进直径的 2.5倍；

(3)井底煤仓的有效容量可按下式计算：

Qmc=(0.15~0.25)Amc (4.3.6)

式中 Qmc——井底煤仓有效容量(t)；

Amc——矿井设计日产量(t)；

0.15~0.25——系数。中型矿井取大值，大型矿井取小值。

(4)斜煤仓应采用耐磨材料铺底，其倾角不宜小于 600。

4.3.7 清理撒煤硐室及水窝泵房布置应根据井筒淋水量、撒煤量、井底与运输大巷相对关系和清理方式等因

素确定，并应符合下列规定：

(1)当主井底在运输水平以下时，应将撒煤、淋水引至井筒外侧，设置清理斜巷及清理、排水硐室；主井底

在运输水平时，应在运输水平设清理硐室，不设排水硐室；

(2)副立井井底清理方式，当主井底在运输水平以下时，可设泄水巷，将淋水引入主井底集中清理，或在副

立井底水窝设水泵房单独进行清理，但应设置便于行人的通道；

(3)撒煤清理应机械化清理。

5 井下开采

5.1 采区布置

5.1.1 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)和井田内其它采区相比，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，探明的经济的基础储量比例不应低于井田内其它采区；

(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。

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

437

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一个，条件适宜的盘区可布置两个综采工作面；

(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两个；近距煤层群联合布置开采，经

工作面接替排产适宜时，可布置三个普采工作面；

(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。

5.1.3 矿井同时生产的采区个数，应体现采区合理集中生产和保证采区正常接替的原则，一般不宜超过 3个，

条件适宜时可考虑一矿一区一面。

5.1.4 除保证矿井设计生产能力所需的初期采区和工作面个数外，不应配置备用采区和备用工作面。

5.2 采煤方法及工艺

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、成本低、回收率高为目的，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 3.0Mt／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。

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 120时，宜采用走向长壁采煤法后退式开采，

当煤层倾角小于 120 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 1.5m，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 350 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 1.5~4.0m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。

5.2.9 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；

438

(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 550、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。

5.2.4 旱采机械化开采有一定困难的无煤与瓦斯突出危险煤层，可采用水力采煤方法及工艺，但需经技术经

济比较，且和旱采相比在开拓、开采、安全、效率、效益等方面具有较明显优势。水力采煤方法及工艺应符合本

规范附录 D的规定。

5.2.5 初期采区地面有村庄或其它建(构)筑物，应按搬迁规划迁移，一般不宜实施建(构)筑物和村庄压煤开

采。当村庄或建(构)筑物无法迁移，且经技术经济论证压煤开采可行、合理时，可实施压煤开采，但采煤方法和

技术措施必须符合现行《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。

5.2.6 采煤工作面的回采率应符合下列规定：

(1)厚煤层不应小于 93％；

(2)中厚煤层不应小于 95％；

(3)薄煤层不应小于 97％。

5.3 采区巷道布置

5.3.1 采区巷道布置方式应根据煤层赋有条件、开采技术条件、采煤方法、采掘机械化装备水平、采区运输

方式、采区设计生产能力等因素，经技术经济比较后确定。

5.3.2 无煤与瓦斯突出危险的矿井，采区准备巷道层位的选择，应体现煤巷布置为主、少布置岩巷的原则。

凡煤层倾角及顶底板岩性条件适宜，采区上(下)山及分阶段平巷均应布置在煤层中。

有煤与瓦斯突出危险的矿井，采区巷道布置应符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。

5.3.3 高瓦斯矿井、有煤与瓦斯突出危险的矿井的每个采区和开采容易自燃煤层的采区，或低瓦斯矿井开

采煤层群和分层开采联合布置的采区，均必须按现行《煤矿安全规程》的有关规定设置专用回风巷；采区进、

回风巷严禁一段进风、一段回风。

5.3.4 采煤工作面回采巷道(包括工作面运输巷和回风巷)，一般应采用单巷布置。当煤层瓦斯含量大、采区

涌水量大，或因掘进、通风、运输等要求，单巷布置不能满足要求时，可采用双巷或多巷布置，但应明确巷间煤

柱的回收措施。

5.3.5 缓倾斜、倾斜薄及中厚煤层、厚煤层分层开采，条件适宜，回采巷道应采用无煤柱护巷工艺；厚度小

于 2.5m、不易自燃或自燃煤层。可采用沿空留巷。沿空掘巷和沿空留巷，应采取巷旁密闭或充填措施。

5.3.6 采区巷道断面，必须以支护最大允许变形后的断面能满足通风、运输、行人、管线及设备安装检修

等需要为原则确定。净断面的选取，应符合现行《煤矿安全规程》和现行行业标准《煤矿矿井巷道断面及交岔

439

点设计规范》MT／T5024 的有关规定。

5.3.7 采区巷道支护形式，应根据围岩性质、巷道用途及服务年限、巷道受采动影响程度等因素确定。岩石

巷道宜采用光爆锚喷支护，煤及半煤岩巷道宜采用锚杆、锚带、锚网、锚索、金属支架等支护。

5.4 巷道掘进与掘进机械化

5.4.1 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。

5.4.2 设计应结合具体条件，选用与地质、采矿条件相适应的先进掘进设备。

5.4.3 矿井掘进机械配备应符合下列规定：

(1)全煤巷道及半煤岩巷道掘进：

①综合机械化采煤的矿井，应采用综合掘进机组或连续采煤机组掘进。配备掘进机及相应的后配套设备；

②普通机械化采煤的矿井，应采用钻爆法掘进。配备电钻、装煤机及相应的后配套设备。

(2)全岩巷道掘进：

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。

5.4.4 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 5.4.4的规

定。

表 5.4.4 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 80的上、下山的掘进速度，其修正系数，上山 0.9，下山 0.8；

（2）有煤与瓦斯突出危险的煤层巷道掘进速度应采用 0.8进行修正。

440

6 井下运输

6.1 一般规定

6.1.1 井下运输设计应符合下列规定：

(1)应综合分析井下煤炭、矸石、物料、设备及人员运输等因素，选择系统简单、环节少、运营费用低的运

输方案；

(2)大型矿井煤的运输，应进行煤流系统的优化设计；

(3)井下煤炭运输系统，应减少运输、转载过程中煤的破碎及降低粉尘；

(4)辅助运输方式的选择应与矿井地质条件、煤层赋存条件及井型相适应。

6.2 井下煤炭运输

6.2.1 主要运输大巷煤炭运输设备，应根据矿井开拓布置、运距、运量及运输费用等因素经方案比较确定，

并应符合下列规定：

(1)条件适宜的大、中型矿井，大巷煤炭运输应优先选用带式输送机；

(2)大巷运输系统采用轨道运输时，应根据运距、运量选择机车和矿车。

大巷运煤矿车类型，宜按表 6.2.1选取，当有运距、运量要求时，经技术经济论证，也可采用大于 5t的矿车。

表 6.2.1 矿车类型

矿井设计生产能力（Mt/a） 矿车类型

2.4-3.0 5t底卸式，5t侧卸式

0.9-1.8 3t底卸式，3t侧卸式

0.45-0.6 1t 底卸式，1.5t 侧卸式

6.2.2 大巷运煤采用矿车时，运输大巷或石门和输送机上、下山之间应设采区煤仓；大巷采用带式输送机运

煤，有条件时也应设采区煤仓；当输送机大巷和输送机上、下山均布置在煤层中，无条件利用高差布置采区煤仓

时，应对带式输送机系统的设备能力选择进行优化，或经技术经济综合论证合理，可设置水平煤仓。

采区煤仓的设置及容量应符合行业现行标准《煤矿矿井采区车场及硐室设计规范》MT/T5028的有关规定。

6.2.3 采区上、下山煤炭运输方式，应符合下列规定：

(1)开采倾斜、急倾斜煤层时，采用大倾角带式输送机、上链式输送机、搪瓷或铸石溜槽、溜煤眼；

(2)开采缓倾斜煤层，采用普通带式输送机向上运煤倾角不宜大于 180，向下运煤倾角不应大于 160。

6.2.4 采煤工作面及顺槽煤炭运输，应采用输送机，并应符合下列规定：

(1)采煤工作面输送机小时运输能力，应大于回采工作面采煤机设计采用的小时生产能力；

(2)采煤工作面顺槽输送机小时运输能力，不应小于回采工作面输送机的小时运输能力；

(3)采区内只有一个采煤工作面时，采区上、下山输送机的小时运量，不应小于采煤工作面运输顺槽输送机

441

的小时运量；当采区内有一个以上采煤工作面同时生产时，应根据具体条件计算上、下山输送机能力。有条件时，

应在采煤工作面运输顺槽与上、下山之间设置缓冲煤仓。

6.3 井下辅助运输

6.3.1 井下辅助运输系统，应根据井下开拓布署、煤的运输方式、辅助运输物料和人员的运距、运量等因素

综合比较确定，并应符合下列规定：

(1)减少辅助运输环节及转载次数；

(2)减少辅助运输人员，提高运输效率；

(3)当大巷、采区上、下山沿煤层布置，且倾角适宜时，从井底车场至大巷，采区上、下山至回采工作面顺

槽宜实行直达运输；

(4)当矿井用平硐开拓或副井为斜井，采区上、下山沿煤层布置且倾角适宜时，宜从地面至井底车场、大巷、

采区上、下山至回采工作面顺槽实行直达运输系统；

(5)开采近水平煤层的大型矿井，煤的运输采用带式输送机，条件适宜时，辅助运输可优先选用无轨运输系

统。

6.3.2 煤巷及半煤岩巷道掘进煤和矸石，有条件时，可汇入回采煤流系统；少量岩巷掘进矸石，有条件时可

在井下处理，尽量不上井。

6.3.3 辅助运输设备宜按下列要求选择：

(1)当采用无轨运输系统时，无轨胶轮车应采用矿用防爆型低污染无轨胶轮车；

(2)当组成直达运输系统且倾角适宜时，可选用齿轨机车、卡轨机车、胶套轮机车；

(3)当组成直达运输系统，而上、下山倾角较大或巷道底板底鼓严重时，可选用单轨吊车；

(4)当不适合直达运输时，可选用绳牵引式轨道运输设备。

6.3.4 辅助运输车辆配置应根据运输方式、运送物料及设备种类确定，并应符合下列规定：

(1)采用机车运输时，应符合下列规定：

①运送矸石、材料选用 1t和 1.5t 固定车箱式矿车及材料车；

②运送大件重型设备应配备专用平板车；

③拱型支架用量较大时，可配备专用车辆；

④运送特种材料，根据具体要求选用相应车辆；

⑤运送人员应配备人员专用车辆；

(2)采用单轨吊车，应配备运输各种材料、设备的专用容器、集装箱及人车；

(3)采用矿用防爆型无轨胶轮车，应配备液压支架搬运车、多功能车和人员专用车辆等。

6.4 矿井车辆配备数量

6.4.1 采用矿车运煤时，矿车配备数量应根据运输系统、运距、运量和列车组成数量等因素计算确定，并应

442

符合下列规定：

(1)采用固定式矿车运煤时，矿井所需矿车数量，应按使用地点，以排列法计算；

(2)采用底卸式、侧卸式矿车运煤时，应根据列车运行图表，计算需用矿车数量；辅助运输用固定式矿车数

量，应采用排列法计算；

(3)大巷采用带式输送机运煤时，应根据掘进运输方式，按使用地点，以排列法计算固定式矿车数量；

(4)运煤矿车备用数量，一般宜为使用数量的 10％~15％；辅助运输车辆备用数量宜为使用数量的 5％~

10％。

6.4.2 矿井辅助运输车辆配备数量，应根据运输系统、巷道特征，采、掘机械化水平等因素计算确定，并应

符合下列规定：

(1)平板车配备数量：综采矿井每个回采工作面配备放置设备用的平板车宜为 25辆；全矿井可配备回采工作

面搬迁时运送设备平板车 60辆，配备其他设备的平板车 20辆。普采矿井，配备平板车宜为 30辆；

(2)矿井各类材料车应根据运距和运量计算确定；

(3)大巷采用人车运送人员时，人车数量应按最大班下井人员在 40~60min内运完计算；主要倾斜井巷采用人

车运送人员时，其人车数量根据计算确定；

(4)采用单轨吊车、卡轨机车、齿轨机车、胶套轮机车、无轨胶轮车等现代化辅助运输设备时，其辅助运输

车辆及配套的运输设施等数量，应根据矿井运输系统、装卸地点、运距、运量等具体条件计算确定；

(5)各类平板车、材料车和人员运送车辆等的备用量，一般宜为矿井使用量的 5％~10％。

7 通风与安全

7.1 通 风

7.1.1 矿井通风设计必须符合下列规定：

(1)将足够的新鲜空气有效地送到井下工作场所，保证安全生产和良好的劳动条件；

(2)通风系统简单、风流稳定、易于管理、具有抗灾能力；

(3)发生事故时，风流易于控制、人员便于撤出；

(4)有符合规定的井下环境及安全监测监控系统；

(5)符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。

7.1.2 矿井通风系统，应根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、

地温、煤层自燃倾向性等条件，通过技术经济比较后确定，并应符合下列规定：

(1)有煤与瓦斯突出危险的矿井、高瓦斯矿井、煤层易自燃的矿井及有热害的矿井，应采用对角式或分区式

通风；当井田面积较大时，初期可采用中央式通风，逐步过渡为对角式或分区式通风；

443

(2)矿井通风方法宜采用抽出式。当地形复杂、露头发育、老窑多，采用多风井通风有利时，可采用压入式

通风。

7.1.3 矿井的总进风量，应按井下同时工作最多人数所需总风量和按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要

风量的总和(即累加法)分别进行计算，并选取其中最大值。累加法计算应符合下式规定：

Qki= (∑Qcj+∑Qjj+∑Qdj 十∑Qqt)Kkt (7.1.3)

式中 Qki—矿井的总进风量(m3／min)；

∑Qci—采煤工作面实际需要风量的总和(m3／min)；

∑Qjj—掘进工作面实际需要风量的总和(m3／min)；

∑Qdj—独立通风的硐室实际需要风量的总和(m3／min)；

∑Qqt—除了采煤、掘进、独立通风硐室以外其他井巷需要通风风量的总和(m3／min)；

Kkt—矿井通风系数(包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素)，宜取 1.15~1.25。

注：(1)采煤工作面实际需要的风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、工作面温度、炸药用量、

人数等分别计算，取其中最大值，并用风速验算；

(2)掘进工作面实际需要的风量，应按瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、局部通风机实际吸风量、

炸药用量、人数分别计算，取其中最大值，并用风速验算；

(3)独立通风的硐室实际需要的风量，应根据不同类型硐室分别计算，机电设备散热量大的硐室，

应按机电设备运转的发热量计算，充电硐室应按回风流中氢气浓度小于 0.5％计算，其他硐室可

按经验值配风；

(4)其他井巷实际需要的风量，应按瓦斯涌出量和最低风速分别计算，取其中最大值；

(5)抽放瓦斯的矿井，应按抽放瓦斯后煤层的瓦斯涌出量计算风量；

(6)高瓦斯矿井及有热害的矿井，矿井风量应分水平计算。

7.1.4 进、回风井，风硐和主要进、回风巷道的风速，应小于现行《煤矿安全规程》规定的最高风速。抽放

瓦斯专用巷道的风速不应低于 0.5m／s。

7.1.5 矿井通风的设计负(正)压，一般不应超过 2940Pa，表土层特厚、开采深度深、总进风量大、通风网路

长的大深矿井，矿井通风设计的后期负压可适当加大，但后期通风负压不宜超过 3920Pa。

7.1.6 矿井井巷的局部阻力，新建矿井及扩建矿井独立通风的扩建区宜按井巷磨擦阻力的 10％计算，扩建矿

井宜按井巷磨擦阻力的 15％计算。

7.1.7 进、出风井井口的标高差在 150m以上，或进、出风井口标高相同但井深 400m以上，宜计算矿井的

自然风压。

7.1.8 多风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，各主通风机的工作风压应接近。当通风机之间的风

压相差较大时，应减少共用风路的风压，使其不超过任何一个通风机风压的 30％。

444

7.2 防水、防尘、防火、防煤与瓦斯突出

7.2.1 井下防水、防尘、防火、防煤与瓦斯突出和防冲击地压的设计，必须符合现行《煤矿安全规程》的

有关规定。

作为设计依据的煤尘爆炸性、煤层的自然倾向性、煤与瓦斯突出危险性必须按国家授权单位提出的鉴定意

见确定。

7.2.2 水患严重的矿井，应根据矿井的自然条件、技术条件、经济效益、以及环境保护等因素，采取以预

防为主的综合防治水措施，并应按有关规定配备设备。

矿井设计必须按现行《煤矿安全规程》的有关规定留设各种防水煤(岩)柱，防水煤(岩)柱的尺寸，应按现行

《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》的有关规定计算确定。

水文地质条件复杂或有突水淹井危险的矿井，必须在井底车场周围设置防水闸门。在其他有突水危险的地

区，只有在其附近设置防水闸门后，方可掘进。

7.2.3 矿井设计必须采取综合防尘措施：掘进工作面应采取湿式凿岩、喷雾洒水、选择适当的局部通风除

尘系统、风流净化、机械捕尘、个体防护等综合防尘措施；回采工作面应采取煤层注水、采空区灌水、喷雾洒

水、通风除尘、个体防护等综合防尘措施。

有煤尘爆炸危险的矿井，应按现行《煤矿安全规程》的规定，设置水棚或岩粉棚。

7.2.4 开采自燃和容易自燃的煤层，应合理选择采煤方法、巷道布置、巷道支护形式和通风系统；应根据

自燃危险等级采取建立灌浆系统、使用阻化剂、均压技术、配备惰气灭火装置等综合防灭火措施；并应符合下

列规定：

(1)灌浆系统必须配套，其布置方式应适应防灭火灌浆的要求；

(2)采区设计必须明确规定巷道布置方式、隔离煤柱尺寸、灌浆系统、疏水系统、预筑防火墙的位置以及采

掘顺序。

(3)灌浆材料、防火墙建筑材料不得采用具有可燃性、毒性、辐射性材料。灌浆材料应根据矿井的具体条件

选择粘土、不可燃岩粉、粉煤灰、砂等不可燃材料。

7.2.5 开采有煤与瓦斯突出危险的煤层时，应根据突出危险性预测，选择合适的防治突出措施，并应符合

下列规定：

(1)在突出矿井中开采煤层群时，应首先开采保护层。保护层的选择，应优先选择无突出危险的煤层作为保

护层；当突出危险煤层的上、下均有保护层时，应优先选择上保护层；当矿井中所有煤层都有突出危险时，应

选择突出危险程度较小的煤层作保护层；

(2)保护层的有效保护范围，应根据邻近矿井的经验确定；若无邻近矿井参考时，可按《防治煤与瓦斯突出

细则》设计；

(3)开采保护层的矿井，被保护层的巷道必须布置在保护范围内；开采下保护层时，不得破坏被保护层的开

445

采条件；

(4)开采单一煤与瓦斯突出危险煤层和保护层开采后的未保护区，当煤层透气性系数大于或等于 0.001mD

（毫达西）时，应采用预抽煤层瓦斯防治突出措施。

7.2.6 开采有冲击地压的煤层群时，应符合下列规定：

(1)必须首先开采保护层。选作保护层的煤层应是无冲击地压或冲击地压较弱的煤层。

(2)保护层的有效范围应根据邻近矿井的经验确定，或类似条件矿井的实测数据比较确定；

(3)未受保护的煤层和地区，必须采取放顶卸压、煤层注水、打卸压钻孔、超前爆破松动煤体等措施，并应

按有关规定配备设备。煤层注水压力应根据地应力和煤的硬度等因素确定。注水后煤层水分应不低于 4％；

(4)开采冲击地压煤层时应采用垮落法控制顶板，切顶支架应有足够的工作阻力；

(5)对冲击地压煤层，应根据顶板岩性掘进宽巷或沿采空区边缘掘进巷道。巷道支护严禁采用混凝土、金属

等刚性支架。双巷掘进时，两条平行巷道之间的煤柱不得小于 8m，联络巷道应与两条平行巷道垂直。

7.3 抽放瓦斯

7.3.1 矿井或采掘工作面瓦斯涌出量较大，当采用通风方法解决瓦斯问题不合理、绝对瓦斯涌出量达到现

行《煤矿安全规程》有关规定和开采有煤与瓦斯突出危险煤层时，必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时

抽放瓦斯系统。

7.3.2 抽放瓦斯设施应符合现行《煤矿安全规程》的有关规定。

7.3.3 矿井抽放瓦斯设计，应与矿井开采设计同步进行，并应符合下列规定：

(1)设计依据的瓦斯参数，应根据批准的勘探地质报告提供的资料和经国家授权单位对矿井瓦斯危险程度的

鉴定意见选取；

(2)合理安排掘进、抽放、回采三者的超前和接替关系，保证抽放瓦斯所需的时间，提高抽放效果；

(3)对工作面瓦斯涌出量、抽放量、工作面通风方式和工作面产量及矿井生产能力之间的关系应进行充分分

析论证，做到“以面定产”、“先抽后采，以风定产”；

(4)尽可能利用开拓、准备、回采巷道抽放瓦斯，必要时可考虑专用抽放瓦斯巷道；

(5)抽放瓦斯设计，应进行矿井瓦斯资源的利用评价。

7.3.4 抽放瓦斯方法、方式的选择，应根据煤层赋存条件、瓦斯来源、巷道布置、瓦斯基础参数等综合分析

比较后确定，并应符合下列规定：

(1)各抽放瓦斯矿井均应采取开采层、邻近层和采空区相结合的综合抽放方法；

(2)无采动卸压煤层抽放瓦斯，主要采取巷道抽放、顺层钻孔和穿层钻孔抽放方法及其他人为强制性卸压措

施。穿层钻孔抽放时，宜采用网格式密集钻孔；顺层钻孔宜采用大孔径、长钻孔、高负压抽放；

(3)无解放层的突出煤层，开采前宜用网格式密集钻孔区域预抽。

7.3.5 在井下建立临时抽放泵站或采用移动泵站进行局部瓦斯抽放时，应符合现行《煤矿安全规程》的有

446

关规定。

7.3.6 设计瓦斯抽放率，可根据邻近生产矿井或类似条件矿井数值选取，并应符合现行《矿井瓦斯管理规范》

的有关规定。

7.3.7 当瓦斯抽放量稳定，抽放瓦斯浓度超过 30％时，瓦斯应综合利用。

7.3.8 矿井抽放瓦斯设备应符合下列规定：

(1)矿井抽放瓦斯设备能力，应能满足抽放瓦斯设备服务范围内的最大瓦斯抽放量和最大抽放负压要求，其

设备富余能力不应小于 15％o

(2)抽放瓦斯泵及其附属设备，至少应有一套备用。

(3)抽放瓦斯泵站内的电气设备、照明和其他电气仪表，应采用矿用防爆型。

7.3.9 矿井瓦斯抽放站应设在工程地质条件稳定的地带，并应有扩建的可能性及便于管路安装和敷设。

7.4 安全监测、监控

7.4.1 安全监测监控系统的类型及监测参数种类，应根据矿井的灾害种类及程度确定。

7.4.2 高瓦斯、煤(岩)与瓦斯突出矿井，必须装备矿井安全监控系统；低瓦斯矿井亦应装备矿井安全监控

系统。装备矿井安全监控系统的矿井，甲烷传感器和其他传感器的设置地点与监控范围，必须符合现行《煤矿

安全规程》的有关规定。

7.4.3 石门揭穿煤(岩)与瓦斯突出煤层及突出的掘进工作面，应设置连续监测的突出危险预测预报装置，并

应接人矿井安全监控系统。

7.4.4 在回采工作面、掘进工作面、锚喷及煤流转载点等处，应设置粉尘监测装置。

7.4.5 井下带式输送机、主要机电硐室和有自燃危险的采区，应设置连续式火灾监测装置，并应接人矿井安

全监测监控系统。

7.4.6 冲击地压严重的矿井应设置预报监测装置，并应接人矿井安全监测监控系统。

7.4.7 矿井采区进回风巷、总回风巷、主通风机风硐，应设置连续风速传感器；局部通风机应设置开、停状

态传感器。并应接人矿井安全监测监控系统。

7.4.8 有抽放瓦斯系统的矿井，应设置抽放瓦斯监控系统，并应接人矿井安全监测监控系统。监控系统应能

监测抽放管道中的瓦斯浓度、负压、流量和一氧化碳参量，同时还应能监控抽放站内瓦斯泄漏，并能报警和断电。

7.4.9 气温超限矿井，应在进风井口和井下主要巷道、采掘工作面及机电硐室等井下作业的主要地点设置气

象参数观测点，配备自动记录式气象检测仪表，并应接入矿井安全监测监控系统。

7.5 矿井热害防治

7.5.1 井下采掘工作面和机电硐室的空气温度，均应符合现行《煤矿安全规程》的规定。

7.5.2 新建、改扩建矿井设计时，应根据井田勘探地质报告及建设单位提供的有关资料，采用经鉴定的气温

预测方法，进行矿井气温预测计算，超温地点应有降温措施。

447

7.5.3 对气温超限矿井，应采取综合降温措施。

7.5.4 采用非人工制冷降温，应根据矿井的具体条件，综合采用利用天然冷源、增加供风量或提高作业人员

集中处的局部风速、下行通风或同流通风等有利于降温的通风方式、回避井下热源、隔绝或减少热源向进风流散

热、疏放或封堵热水、个体防护等措施。

7.5.5 采用人工制冷降温，应根据矿井地质条件、开拓开采系统、巷道布置、矿井通风系统、制冷降温范围、

采深、冷负荷、矿井涌水量及水质和水温、回风风量和温度、采掘机械化程度、热源及条件类似矿井的经验，进

行技术经济论证后，选用井下移动式空调或压缩空气制冷等局部降温措施、地面集中空调系统、地面与井下联合

空调系统等降温方式。

7.5.6 井下空气处理应符合下列规定：

(1)井下空气处理设备、设施，应根据空凋系统和需处理的空气量、冷负荷等，综合采用直接蒸发式、水冷

表面式、喷淋式冷却器或喷淋硐室；

(1)井下空气处理方式可采用集中处理或在各降温地点分别处理；

(3)当需处理的空气量较大、冷负荷较大或狭长空间自然空气温度差大于 10℃，用单一空气处理设备或设施

难以达到效果或不经济时，宜采用综合的空气处理方式；

(4)空气处理设备的处理风量，应根据冷负荷与送风温差确定，但不得大于供给所在巷道处的风量。对掘进

工作面，其处理风量不得超过该工作面全负压供给该处风量的 70％。

7.5.7 制冷机冷凝热排除方式应根据降温方式、冷凝热量、水源的水质和水量及水温、矿井回风风量和温度、

采深等因素确定，并应符合下列规定：

(1)地面排除冷凝热时，可采用冷却塔或天然水体；

(2)当采用井下集中空调系统降温方式时，如果井下水水质、水量、水温合适或经处理合适，应优先采用井

下水排除冷凝热；井下水不适用时，应对矿井回风排除冷凝热、将冷凝器循环冷却水排至地面进行降温处理等排

放方式进行技术经济比较后确定；

(3)井下利用回风排除冷凝热时，回风风流湿球温度不宜高于 290C。

7.5.8 制冷剂的选择，应符合防火、不爆炸、无毒、冷凝温度高、冷凝压力低、价廉、环保等要求。

7.5.9 制冷机冷负荷备用系数可取 1.10~1.20，制冷设备数量不宜少于两台。当冷负荷较大时，宜选用大型

制冷机。

7.5.10 当制冷站设在地面时，制冷机房设计与布置应符合现行标准《采暖通风与空气调节设计规范》

GB50019的有关规定。制冷机房位置距进风井口的距离不宜小于 50m，且处于夏季主导风向下方。

7.5.11 当制冷站设在井下时，制冷硐室的位置和布置应有利于供冷和排除冷凝热，并满足设备的搬运、安

装、维修、操作和安全等要求。

7.5.12 井深大于 600m时，采用地面集中空调系统的冷量传输必须有耦合装置。耦合方式的选择应考虑安

448

全、节能、高效、维护管理方便等因素，经技术经济论证后，选用壳管式高低压换热器、水能回收装置、多腔热

压转换器等设备。

7.5.13 冷量传输管道的供水管应隔热。回水管是否隔热，应根据回水管所在的环境温度确定。冷量传输应

符合下列规定：

(1)管道隔热材料与结构应能防火、防潮、隔汽、无毒，避免“冷桥”产生，温升不应高于 0.6℃／1000m；

(2)管道可采用壁挂、架空或地沟形式敷设，输冷管不宜布置在回风巷中；

(3)低温冷媒宜根据原材料的来源、腐蚀性、水溶性、冷媒温度和价格等因素，采用氯化钙溶液、乙二醇水

溶液或丙三醇等水溶液，溶液的浓度应根据冷媒温度确定。

7.5.14 矿井制冷系统中的供冷系统和冷却水系统的管网应进行水力平衡计算。水力系统设计应符合现行的

《建筑给水排水设计规范》GB 50015及《采暖通风与空气调节设计规范》GB 50019有关规定。

8 提升、通风、排水和压缩空气设备

8.1 提升设备

8.1.1 主、副井提升设备的类型及套数，应根据矿井设计生产能力、井深、同时生产水平数、辅助提升要求、

安全、有利加快建设速度及设备供应状况等因素，经技术经济比较后确定，并应符合下列规定：

(1)一般应遵照一个井筒能设一套就不装备两套的原则；

(2)提升设备一般应按所担负的最终水平工作量选择；

(3)矿井主斜井运煤，条件适宜应采用带式输送机提升。

8.1.2 条件适宜的立井，应采用多绳摩擦式提升机，并应符合下列规定：

(1)选择塔式或落地式，除应考虑所在地的气候、地震烈度、地基承载力等自然条件及生产维护检修状况外，

还应着重考虑施工占用井口影响矿井建设工期因素，经综合技术经济比较后确定；

(2)当在井塔内设两套提升机时，宜采种同层布置；

(3)落地式提升机宜靠近井筒布置；当一个井筒装备两套落地式提升时，设备宜采用同侧布置。

8.1.3 摩擦式提升防滑安全校验应符合下列规定：

(1)摩擦式提升机工作闸或保险闸所产生的制动力矩均不得小于提升最大静荷重旋转力矩的 3 倍；并应根据

设计实用最大不平衡负载，按闸间隙 2mm 时的弹簧力配备制动器对数(即为允许最小安全制动力矩)，取其计算

值进位为整数选取。

(2)摩擦式提升机保险闸所确定的安全制动力矩(即安全闸制动力矩)，应能满足不同负载(包括空载)在各种

运行方式下产生紧急制动减速时，主摩擦轮两侧动张力比值( )小于钢丝绳滑动极限(ef·a)；且同时应满足重

449

载下放减速度不小于 1.5m／s2 及重载提升减速度不大于 5m/s2。摩擦式提升防滑安全校验应按下列公式计算：

<e f·a (8.1.3)

式中 P1d，P2d——为提升主摩擦轮两侧张力(N)；

e——自然对数的底，2.718；

f——衬垫摩擦系数；

a——钢丝绳在主摩擦轮上的围包角(弧度)。

(3)经安全制动防滑校验，当一级制动装置不能满足防滑要求时，必须采用二级制动装置；有条件应采用恒

减速安全制动装置；

(4)摩擦式提升系统进行防滑校验时，其差重应计入重载侧。防滑设计应计入导向轮或天轮的惯性力，并忽

略井筒阻力；

(5)有条件应优先采用摩擦系数为 0.25的摩擦衬垫。

8.1.4 主井箕斗提升必须采用定重装载，箕斗容积设计必须与提升选型设计所确定的载重量相适应。

8.1.5 提升设备的滚筒、摩擦轮、天轮、导向轮的直径与钢丝绳直径之比值，应符合现行《煤矿安全规程》

有关规定。

8.1.6 提升钢丝绳选择应符合下列规定：

(1)提升钢丝绳安全系数的选择，应符合现行《煤矿安全规程》有关规定；

(2)缠绕式提升装置宜采用同向捻钢丝绳；斜井提升宜选用交互捻钢丝绳；

(3)多绳摩擦式提升主绳应采用对称左、右捻钢丝绳；

(4)摩擦式提升的配重绳至少应装设两根，并应尽量减少与主绳的差重；

(5)平衡尾绳宜采用扁尾绳，如采用园尾绳，应选用交互捻且应力较低品种的钢丝绳，并要求与提升容器连

接处采用旋转器。

8.1.7 提升设备的运行速度应符合下列规定：

(1)提升机的最大运行速度，应根据提升载重量和井深选择既运行经济又节省投资的运行速度图为原则确

定；

(2)立井罐笼和斜井提升容器升降人员的最大速度和加、减速度的选择不得超过现行《煤矿安全规程》有关

规定；

(3)立井和斜井升降物料时的最大提升速度不得超过现行《煤矿安全规程》的有关规定。立井或斜井提升采

用扇形闸门箕斗时滚轮进出曲轨时的速度，不得大于 1.5m/s；

(4)斜井提升容器在甩车道上的运行速度，不得大于 1.5m/s。

8.1.8 提升电动机及电控系统的选择应符合下列规定：

450

(1)提升电动机采用交流异步电动机、同步电动机或直流电动机传动及其供电和控制系统，应根据生产安全

需要和电机容量通过技术经济比较后确定；

(2)摩擦式提升机宜选用电力电子变流器供电的交、直流传动系统；

(3)斜井提升宜选用交流绕线转子电动机传动系统；

(4)井下提升电动机及其供配电电控设备选择必须符合现行《煤矿安全规程》有关规定；

(5)提升电动机功率选择储备系数，宜按 1.05~1.10选取；

(6)在提升机服务年限内确实需要更换电动机时，以只更换一次为宜；

(7)提升机与电动机连接装置传动效率的选择在无厂家给定值时，直联可取 0.98，行星齿轮减速器可取 0.92，

平行轴减速器可取 0.85~0.90；

(8)计算提升动力学选取井筒阻力系数：箕斗提升应取 1.15，罐笼提升应取 1.10。

8.1.9 主井提升能力计算应符合下列规定：

(1)主井提升每天提升作业时间应按 16h计算；

(2)主井提升不均衡系数：有井底煤仓时可取 1.10，无井底煤仓时可取 1.20；

(3)主井提升设备应在第一水平留有 10％~20％的富余能力；

(4)斜井带式输送机提煤时，当井底有煤仓，不均衡系数宜取 1.10~1.15；当井底无煤仓，斜井带式输送机的

输送能力应与大巷带式输送机的输送能力相适应。

8.1.10 副井提升能力计算应符合下列规定：

(1)最大班工人下井时间：立井不应超过 40min，斜井不应超过 60min；

(2)最大班作业时间应按 6h计算；

(3)人员、矸石、支护材料等作业时间应按以下规定计算：

①升降工人时的重合率：普采矿井可按工人下井时间的 1.5倍，综采矿井可按 1.6~1.8倍选取(全综采矿井取

大值)；升降其他人员时间，应按升降工人时间的 20％计算；

②提升矸石应按日出矸量的 50％；

③下放支护材料应按日需要量的 50％；

④其它作业宜按 5~10次选取；

(4)提升设备应能满足运送井下设备的最重部件需要；液压支架宜考虑按整体运输。

8.1.11 提升容器在井口、井底同时作业时的休止时间应符合下列规定：

(1)箕斗提煤的休止时间：标称容量 6t及以下箕斗提煤的休止时间宜为 8s；8~9t箕斗宜为 l0s；12~30t箕斗

可按每吨 1s计算；30t以上箕斗以及特制靠外动力卸载的箕斗，应按有关设备部件环节联动时间计算确定；

(2)普通罐笼进出矿车休止时间应符合表 8.1.11规定：

表 8.1.11 普通罐笼进出矿车休止时间（s）

451

罐笼型式 单层装车罐笼 双层装车罐笼

进出车方式 两侧进出车 同侧进出车 一个水平进出车 两层同时进出车

每层矿车数（辆） 1 2 1 1 2 1 2

矿车规格

(t)

1 12 15 35 30 36 17 20

1.5 13 17 — 32 40 18 22

3 15 — — 36 — 20 —

(3)普通罐笼单层进出材料车或平板车的休止时间宜按 40s计算；双层罐笼沉罐时休止时间宜按 88s计算；

(4)单一层罐笼每次升降 5人及以下时的休止时间宜按 20s计算，超过 5人，每增加 1人增加 Is；双层罐笼升

降人员，当两层罐笼同时进出人员时，休止时间应比单层罐笼增加 2s信号联络时间，当人员由一个水平进出罐

笼时，休止时间应比单层罐笼增加一倍，并应增加 6s换置时间；

(5)斜井串车提升的休止时间：平车场宜取 25s，甩车场宜取 20s；井上下甩车时间，应按实际运行状况计算；

(6)斜井用人车升降人员，当两侧同时上下人员时，休止时间宜按 25~30s计算；同侧上下人员时，休止时间

宜按 80~90s计算。

8.1.12 混合提升能力计算应符合下列规定：

(1)最大班工人下井时间，立井不宜超过 40mm；斜并不宜超过 60mln；

(2)最大班作业时间应按 7.5h计算；

(3)每班提煤、提矸应计入 1.25不均衡系数；

(4)提升设备应考虑运送井下设备最重部件。

8.1.13 专用提升矸石的设备能力计算，应计入 1.2不均衡系数；每天作业时间应按 16h计算。

8.1.14 采区上、下山轨道提升能力计算应符合下列规定：

(1)当只提煤时，提升作业时间每班应按 6h计算；

(2)混合提升作业时间，每班应按 7h计算；

(3)提煤或提矸的不均衡系数应取 1.25；

(4)上提下放时间可按重合计算；

(5)提升设备应满足采区内采掘设备的最重部件运输。

8.1.15 提升机房起重设备的选择应符合下列规定：

(1)滚筒直径为 2.5m及以上的单绳缠绕式提升机或落地式多绳摩擦式提升机的机房，一般宜设手动起重机；

(2)塔式多绳摩擦式提升机房采用内吊装方式运送设备部件时，宜设置电动超卷扬起重机。

8.2 通风设备

8.2.1 新建矿井每一风井必须装设两套型号规格相同的通风设备及辅属装置，其中一套作为备用。且备用

通风设备及辅属装置必须能在 l0min 内开动。

452

8.2.2 选择通风设备应符合下列规定：

(1)应满足矿井第一水平开采各个时期的工况变化需要，并要求通风设备在较长时期高效运行；当工况变化

较大时，应根据矿井采区分期投产时间及节能情况分期选择电动机；必要时，可采用电气调速装胃调整风量及负

压满足工况要求；

(2)通风机能力应留有一定余量，轴流式通风机在最大设计风量和负压时，轮叶运转角度应比设备允许范围

小 50；离心式通风机的选择设计转速不应大于设备允许最高转速的 90％；

(3)通风机电动机的选择，一般宜采用鼠笼型或绕线型异步电动机传动，但容量较大时宜采用同步电动机传

动，电网容量允许应采用直接起动方式；

(4)对轴流式通风机应校验电动机的正常起动容量和反风容量。

8.2.3 通风设备及辅属装置(包括风道及风门)计算风量所采用的漏风系数应符合下列规定：

(1)专用通风井应取 1.05；

(2)箕斗井兼作回风用时应取 1.15；

(3)回风井兼作升降人员时应取 1.20。

通风设备的辅属装置应尽量采用先进的防漏风设施。

8.2.4 通风设备及辅属装置安装布置应符合下列规定：

(1)在同一通风井后期需换装通风机时，应预留风道接口和通风机房位置；

(2)反风风门的起重量大于 1t时，应采用电动、手摇两用风门绞车，并集中操作；手动风门绞车宜集中布置；

(3)通风机房可根据安装检修实际需要设置起重梁或起重机。

8.2.5 通风机的反风应符合下列规定：

(1)通风机的反风量不应小于正常供风量的 40％；

(2)采用轴流式通风机时，宜采用可调叶片方式反风或倒转反风；

(3)采用离心式通风机时，应采用反风道反风。

8.2.6 通风设备的噪声控制应符合下列规定：

(1)通风机房内的噪声值不得超过 85dB，且应设置隔音值班室；

(2)通风设备对附近居民区的噪声值不得超过 55dB，并符合现行《工业企业噪声卫生标准》有关规定；当

达不到规定要求时，应采取消噪声措施。

8.3 排水设备

8.3.1 主排水设备选择府符合下列规定：

(1)主排水泵(包括工作水泵、备用水泵、检修水泵)能力及台数的选择，应按现行《煤矿安全规程》有关规

定执行；

(2)水文地质复杂有突水危险的矿井，可视情况增设抗灾水泵或在主排水泵房内予留安装水泵设备位置；

453

(3)主水泵应尽量选择技术先进高效率排水设备，使排水系统的综合特性处于高效工况区工作；

(4)当条件适宜经技术经济比较合理，亦可选用专用注水泵与排水泵配套的联合泵组(子母泵)或潜水泵等排水

设备；

(5)排水泵的吸上真空度不应小于 5m；宜采用无底阀排水方式；

(6)当矿井水质的 PH值小于 5时，排水设备应采取防酸设施。

8.3.2 主排水管的选择应符合下列规定：

(1)选择工作水管和备用水管的排水能力，应按现行《煤矿安全规程》有关规定执行；

(2)水文地质复杂有突水危险的矿井，应在井筒及管子道内预留备用排水管位置；

(3)沿进风立井井筒敷设的排水钢管宜采用焊接连接；但施工必须符合现行《煤矿安全规程》有关规定；

(4)立井井筒中的排水管路每隔 100~150m宜装设中间直管座；

(5)立井井筒中的排水管路较长时，宜分段选择管壁厚度；

(6)当地质地形条件适宜，经技术经济比较合理时，可通过钻孔下排水管路排水，其管材宜采用无缝钢管。

8.3.3 确定水泵扬程和排水能力时，设计应计入管路淤积所增加的附加阻力，阻力系数取 1.7；并应校验水

泵在初期运行工况时的电动机起动容量。

8.3.4 主排水泵经常操作的闸阀，当工作压力 PN 和管路直径 D。符合下列条件之一时，宜选用电动闸阀：

(1)PN≥2.45MPa，且 DN>250mm；

(2)PN≥3.92MPa，且 DN>200mm；

(3)PN≥6.28MPa，且 DN>150mm；

(4)PN≥9.81MPa，且 DN>125mm。

8.3.5 当水泵电动机容量大于 100kW时，主水泵房应设置起重梁；并应敷设轨道与井筒和井底车场相通。

8.3.6 当泵房内每台水泵的排水量小于 100m3／h时，两台水泵的吸水管可共用一个吸水井。

8.3.7 采区排水设备及管路的选择，应符合下列规定：

(1)正常涌水量为 50m3/h及以下，且最大涌水量为 100m3/h及以下的采区，可选用两台水泵，其中一台工作、

一台备用；可敷设一条管路。工作水泵排水能力应在 20h内排出采区 24h的正常涌水量；管路排水能力应在 20h

内排出 24h的最大涌水量。

(2)当正常涌水量大于 50m3/h，或最大涌水量大于 100m3／h的采区、有突水危险或有综采面的采区，可采取

增设水泵、管路、或预留相应设备的安装位置；必要时可按 8.3.1条 1款和 8.3.2条 1款规定设计。

8.3.8 有提升设备的立井及斜井井筒井底水窝排水设备的选择，应符合下列规定：

(1)应设 2台水泵，共中 l 台工作、1台备用；

(2)水泵能力应在 20h内排出水窝 24h积水量；

(3)安装使用地点条件差时，宜选用泥浆泵或潜污泵。

454

8.4 压缩空气设备

8.4.1 选择压缩空气站位置宜靠近用风负荷中心。压缩空气站的集中或分散、井上或井下设置，应根据实际

需要通过技术经济比较后确定。压缩空气站设备选择应符合下列规定：

(1)在地面集中设置空气压缩机的数量不宜超过 5台；

(2)低瓦斯矿井中，送气距离较远时，可在井下主要运输巷道附近新鲜风流通过处，设置压缩空气站；但每

台空气压缩机的能力不宜大于 20m3/min，数量不宜超过 3台；

(3)压缩空气站内宜设 1台备用空气压缩机；当分散设置的压缩空气站之间有管道连接时，应统一设置备用

空气压缩机；

(4)井下压缩空气站的固定式空气压缩机和储气罐，必须分设在 2 个硐室内。

8.4.2 压缩空气站设备能力计算应符合下列规定：

(1)应按矿井达到设计生产能力时的风动工具用气量计算；

(2)当风钻和风镐不同时使用时，应按风钻的用气量计算；

(3)风钻、风镐同时使用应采用同时使用系数法，同时系数应符合表 8.4.2-1规定：

表 8.4.2-1 风钻、风镐同时使用系数

顺序 使用台数 同时使用系数

1 <10 1.0-0.85

2 11-30 0.85-0.75

3 31-60 0.75-0.65

(4)管路漏气系数应取 1.10~1.20；

(5)机械摩损耗气量增加系数应取 1.10~1.15；

(6)海拔高度修正系数：当海拔高度不大于 1000m时应取 1；当海拔高度大于 1000m时，每增高 l00m系数应

增加 1％；

(7)混凝土喷射机同时使用台数应符合表 8.4.2-2规定：

表 8.4.2-2 混凝土喷射机同时使用台数

顺序 使用台数 同时使用系数

1 ≤3 1-2

2 4-7 2-3

3 8-11 3-4

8.4.3 压缩空气管道设计应符合下列规定：

(1)压缩空气管道干管管径应按矿井服务年限内最远采区供气距离确定；采区管道管径可按矿井达到设计生

产能力时，采区内供气最远距离计算；

455

(2)管道宜采用钢管；设计管路时，应保证工作点的压力比风动工具的额定压力大 0.1MPa；

(3)压缩空气管道在井上和进风井筒部分，除与设备、闸门或附件的连接外，宜采用焊接连接，但施工必须

符合现行《煤矿安全规程》有关规定。其余巷道和采区应采用管接头或法兰连接；

(4)井上非直埋管路，当直线长度超过 100m时，应装设曲管式伸缩器。在立井井筒中，每隔 100~150m宜装

设中间直管座和伸缩器；

(5)在井口、井下管道的最低部位、上山或厂房的入口处，均应设置油水分离器；

(6)在压缩空气供气集中点应设置储气罐，并应在储气罐的出口管路上加装释压阀，且释压阀的口径不得小

于出风管的直径。

8.4.4 单机容量为 20m3/min及以上，且总容量不小于 60m3/min的压缩空气站，宜设手动单梁起重机；小于

以上规模的压缩空气站，宜设起重梁。

8.4.5 压缩空气站的噪声控制应符合下列规定：

(1)空气压缩机应设吸气消音装置；

(2)压缩空气站内的噪声值不应超过 85dB；站内应设隔音值班室；

(3)在工业场地内选择压缩空气站位置时，应考虑噪声对周围工作环境的影响，执行现行《工业企业噪声卫

生标准》GB2l中有关规定，必要时应在站内采取消噪声设施。

9 地面生产系统

9.1 一般规定

9.1.1 煤的加工方法应根据对矿井原煤的煤质、用途和市场分析合理确定。矿井原煤不经选煤厂加工时，应

设井口筛选、分级等加工车间，且应采用机械排矸。矿井原煤运往群矿选煤厂、筛选厂或装储系统加工时，是否

设井口拣矸设施，应经技术经济比较后确定。对于缓建选煤厂的矿井，地面生产系统应与待建选煤厂相关工程统

筹考虑，留有与待建选煤厂的接口。

9.1.2 地面生产系统设备小时生产能力的确定，应符合下列规定：

(1)配(原)煤仓前的设备，其小时能力应和主提升设备最大小时提升(运输)能力一致；

(2)配(原)煤仓后的设备，其小时能力应按矿井设计生产能力及工作制度计算，并乘以不均衡系数，煤流系统

不均衡系数宜取 1.15，矸石系统不均衡系数宜取 1.5。

9.2 井口布置

9.2.1 矿车提升的斜井，井口布置应符合下列规定：

(1)井口车场形式应根据提升任务量、地形条件、场地功能分区及地面运输方式等要求经综合分析比较后选

用平车场或甩车场布置；

456

(2)采用平车场布置时，空重车线应设推车机或调车绞车，并应设置自动摘钩设备。坡口的竖曲线半径不宜

小于 15m；

(3)矿车提升斜井的安全设施必须符合现行《煤矿安全规程》的有关规定；

(4)采用 600mm轨距 1t 或 1.5t矿车提升的甩车场，平曲线半径宜采用 12~15m，竖曲线半径宜采用 12

~20m，空重车线的高差不宜大于 lm；

(5)采用其他容量利轨距矿车提升的甩车场，其平曲线、竖曲线半径应根据选用矿车的参数确定。

9.2.2 罐笼立井井口房、立井井筒与井底车场连接处车场布置应符合下列规定：

(1)井口房的布置应便于材料下井和更换罐笼。备用罐笼存放处宜布置在井口房内，应设长材料下井和罐笼

安装用的起重设备。备用罐笼的存放方式，可视具体情况采用吊、立放或平放，但应采取防止罐笼变形的措施。

当井口房需要密闭时，进、出车两端风门的启闭应机械化；

(2)立井井筒与井底车场连接处应设长材料下井的起吊设备；

(3)采用双层和多层罐笼时，宜在同一水平进、出车；双层罐笼同时上下人员时，罐笼两端应设置人行平台

或地道；

(4)井口、井底罐笼操车设备应实现联动闭锁操纵和集中操纵；宜采用可进罐装卸矿车的操车设备；

(5)井口、井底应设有信号操纵室。

9.2.3 箕斗立井的备用箕斗宜存放在井口房内，并应设更换箕斗的起重设备。备用箕斗的存放方式，可视具

体情况采川吊、立放或平放，但应采取防止箕斗变形的措施。

9.2.4 立井提升系统的井口以上与井底必须按现行《煤矿安全规程》的有关规定，设置缓冲装置、托罐装

置、防撞粱。

9.2.5 立井作为回风井时，井口应采取密闭措施，必须设置防爆门。

9.3 井口受煤仓

9.3.1 箕斗受煤仓的布置应符合下列规定：

(1)箕斗立井和斜井的受煤仓有效容量应为箕斗容量的 3~5倍，箕斗容量小取大值，反之取小值；

(2)受煤仓应设煤位信号，在信号装置以上另留一个箕斗的容量；

(3)密闭井筒的受煤仓应留密闭段，密闭段高度根据块煤含量和井筒负压等因素确定，可采用 2.5~3.5m，其

容量不计入有效容量内，并应设密闭信号；

(4)受煤仓上应设处理 300mm以上大块的可靠设施，并应设排除杂铁、坑木等的通道。

9.3.2 带式输送机提升斜井或平峒的井口，可不设受煤仓。

9.4 筛分、选矸与破碎

9.4.1 筛分、选矸与破碎应满足国家现行标准《煤炭工业选煤厂设计规范》GB 50359的有关规定。

9.4.2 最终筛分的粒度应根据煤质、粒度组成和用户要求经技术经济比较确定，并应符合现行《煤炭粒度分

457

级》GB/T189标准的规定。

9.4.3 常用筛分设备的处理能力可参照表 9.4.3选取或采用厂家提供的保证值。

表 9.4.3 常用筛分设备的处理能力

设备

名称

筛分

方法

筛分效

率η(%)

处理能力（t/m2·h）

筛孔尺寸（mm）

100 80 50 25 13 6 1.5 1 0.5

圆振

动筛干法 >85 100-120 89-90 40-50 — — — — —

倾斜式

直线振

动筛

干法>85 — — 40-50 30-40 15-25 7-10 — — —

>60 — — — 40-50 20-30 10-15 — — —

湿法 >85 — — — — — 14-20 12-18 10-15 7-10

水平式

直线振

动筛

干法>85 — — 30-40 15-20 7-10 4-6 — — —

>60 — — — 20-30 10-15 7-10 — — —

湿法 >85 — — — — — 12-16 10-14 9-12 6-8

注：(1)干法筛分的处理能力，当水分大于等于 7％时取偏小值，当水分小于 7％时取偏大值；

(2)筛分效率与处理能力成反比，筛分效率高时处理能力低。

9.4.4 在带式输送机上进行检查性手选时，带速不应大于 0.3m/s，输送机宜水平布置。当必须倾斜布置时，

其倾角不应大于 120。

拣出的木块、铁器等杂物应分别设杂物输出通道和存放场地。

9.4.5 当块煤需用破碎机破碎时，破碎机入料前应设除铁装置。

9.5 带式输送机运输

9.5.1 带式输送机栈桥应根据矿井所在地区气候条件和使用要求，选择敞开式栈桥或封闭式栈桥。

9.5.2 带式输送机的选择，应根据工业场地布置、地形条件、煤的物理特性和粒度及环保等要求经综合分析

比较后确定。必要时也可选用深槽带式输送机、管状带式输送机、波状挡边带式输送机等。

9.5.3 各种型式的带式输送机应配备可靠的安全保护设施。

9.5.4 带式输送机的驱动装置应根据工艺布置、输送带张力、安装与维修等条件，采取头部或尾部单滚筒驱

动和多滚筒驱动。大型带式输送机驱动装置应设置软启动装置，下运带式输送机驱动装置应加设软制动装置。

9.6 储存与装车

9.6.1 采用窄轨铁路、带式输送机或架空索道，将煤运往群矿或矿区选煤厂、筛选厂或集中原煤装储系统的

矿井，可不设储煤场。

9.6.2 原煤储煤场的总容量应根据运输、地形等条件确定，宜按 3~7d设计产量设置。原煤储煤场的形式，

应根据地形、储存量等条件确定。原煤储煤场应采取防煤尘措施；易自燃的煤种，应采取预防和消除煤自燃措施。

9.6.3 当采用标准轨距车辆外运煤炭时，煤仓形式及装车方式选择，应根据地形、工程地质、装煤量及其品

458

种等条件，经技术经济比较确定，并应符合下列规定：

(1)装车仓有效总容量：中型矿井宜采用 ld设计产量，大型矿井宜采用 0.5d设计产量，并应满足 1.2~1.5倍

牵引定数的净载重量；对于多品种煤，每种产品的储存量宜满足牵引定数的净载重量；

(2)分级煤或其他多品种煤的装车仓，对各种煤的配仓应具有灵活性，并便于装车；

(3)当单一品种煤的装车或采用滑坡煤仓装车时，可采用闸门多点装车，在轨道衡附近应设置添减煤设施；

多品种煤的装车，宜采用带式输送机单点装车；

(4)装车设备的能力应能满足在规定的时间内装完 1列车的要求。从空车对准货位到 1组车全部装满、计量

完毕所需的时间，不应超过 2h。当设计日运量 15000t 以上时，宜采用快速定量装车系统。

9.6.4 采用窄轨运输需要装车时，可只设换装仓，其有效容量可按矿井的 0.5d设计产量，并宜设置堆煤场

地。

9.6.5 以汽车外运煤炭时，应符合下列规定：

(1)地形、地质条件适宜，宜采用储装合一的滑坡煤仓，其有效容量为矿井 2~4d的设计产量；

(2)无地形利用时，可采用栈桥煤坪，以移动式装车设备装车或采用储煤坪和漏斗煤仓，用闸门装车；

(3)储装合一的汽车装车仓有效容量宜取矿井 0.5~1d的设计产量。

9.6.6 原煤及末煤仓(包括半地下仓)应根据煤质情况采取防堵塞、破拱措施，各种粒级块煤仓应有防碎措施。

9.7 计量与煤质检查

9.7.1 有关煤的计量、采样、制样和化验等应按现行国家标准及有关规定执行。

9.7.2 煤的计量、采样、制样宜采用机械化、部分自动化。

9.7.3 原煤在进入选煤厂前，应设原煤计量装置。有选煤厂的矿井，应由选煤厂统一设置煤样室和化验室。

当无选煤厂时，应设矿井煤样室及化验室。

9.7.4 化验室应进行灰分、水分、挥发分、硫分和发热量的测定。

9.7.5 产品煤的计量方法应符合下列规定：

(1)以标准轨距车辆外运煤炭时，应设轨道衡计量，有条件时也可采用定量漏斗计量；

(2)以汽车及其他车辆外运煤炭时，应采用汽车衡计量。

9.8 矸石和脏杂煤处理

9.8.1 含煤矸石及脏杂煤可在选煤厂内处理。无选煤厂或进入主井系统有困难时，可因地制宜设置简易处理

系统。

9.8.2 无利用价值的矸石或废渣应向塌陷区、荒山沟谷排弃，或作铺路、井下充填材料；有条件时，应考虑

覆土造田植树。无上述排弃矸石的条件时，可设临时排矸场。当矿井首采块段塌陷区形成后，矸石充填塌陷区，

临时排矸场即应取消。

9.8.3 排矸系统设备小时生产能力应按矿井最大小时提升(运送)矸石能力确定；矸石仓以后的排矸设备生产

459

能力不均衡系数宜取 1.5。

9.8.4 汽车直接排矸的矸石装车仓的有效容量可按矿井 0.5~1d的设计矸石产量。

9.8.5 临时排矸场矸石仓的有效容量应符合下列规定：

(1)单个翻斗车排矸的矸石仓宜取 5~l0m3；

(2)成列矿车排矸的矸石仓容量宜取 1.2倍列车容量；

(3)矸石箕斗或侧卸式翻矸车卸矸的矸石仓宜取 15~30m3；

(4)汽车卸矸的矸石仓宜取 15~30m3。

9.9 矿井修理车间及木材加工房

9.9.1 矿井修理车间应只承担本矿机电设备的日常检修和维护，承担矿车及拱形金属支架等材料性设备的修

理，不应生产配件；应有配件、工具、材料存放仓库和露天作业、材料及设备堆放场地。

9.9.2 矿井修理车间厂房宜采用联合布置。

9.9.3 矿井修理车间的主要设备配备和厂房建筑面积宜按表 9.9.3的规定选取。

表 9.9.3 矿井修理车间主要设备配备台数和厂房总建筑面积

名称 单位矿井设计生产能力(Mt/a)

0.45-0.9 1.2-1.5 1.8-4.0 5.0 6.0以上

金属切削机床 台 5 6-7 8-10 11 12

锻压机械 台 4 5 5 5 5

电焊机 台 4-5 5-6 6-9 11 12

矿车修理专用设备 台 3-4 3-5 3-5 3-5 3-5

厂房建筑面积

m2

550-700 950-1100 1400-2000 2200 2400

有综采设备时另增加 - 500 600 750 750

有普采设备时另增加 300 300 - - -

采用无轨胶轮车时另增加 - 100-150 150-350 220-450 220-450

注：(1)表中数值的选取，矿井设计生产能力大的取大值，反之取小值；

(2)机床和设备选用中、小型规格；

(3)矿车修理专用设备数量根据矿井设计生产能力、井下煤炭运输方式选取，矿井设计生产能力大，用

矿车运输煤炭取大值，反之取小值；

(4)矿井既有综采又有普采时，仅按综采增加厂房建筑面积；

(5)采用无轨胶轮车时另增加的面积，矿井为平峒开拓或无轨胶轮车品种较多时取大值。

9.9.4 矿井修理车间的起重设备，可采用 3~5t梁式起重机；对配备有综采设备的矿井，根据实际情况，可

采用 10~30t桥式起重机。

9.9.5 水力采煤矿井的修理车间，可按水采设备的特点，参照同等规模的矿井修理车间，对主要设备配备和

厂房建筑面积进行适当调整。

460

9.9.6 矿井木材加工房应只承担本矿少量用材的改制加工工作，矿井大量用材应由矿区总木材厂供应锯材。

矿井木材加工房的主要设备配备及厂房建筑面积宜按表 9.9.6的规定选取。

表 9.9.6 矿井木材加工房主要设备配备台数和厂房建筑面积

名称 单位矿井设计生产能力(Mt/a)

0.45-0.6 0.9 1.2-1.5 1.8 2.4 3.0-6.0

木材加工机床 台 2 2 2 2 3 3

移动式截锯机 台 1 1 1 1 1 1

修磨设备 台 3 3 3 3 3 3

厂房建筑面积 m2 220 220 220 270 300 300

10 总平面布置及地面运输

10.1 工业场地总平面布置

10.1.1 工业场地总平面设计应有近期实测的地形图和必要的工程地质、水文及气象资料。地形图的比例尺

应根据地形条件、企业规模、工程性质确定，可行性研究阶段可采用 1：1000或 1：2000；初步设计阶段和施工

图可采用 1：500或 1：1000。

10.1.2 工业场地总平面布置应结合地形、地物、工程地质、水文、气象等自然条件和工业场地竖向布置，

协调井下开拓部署、地面生产系统、铁路运输等主要生产环节，做到有利生产，方便生活，节约用地，减少压煤，

并应符合下列规定：

(1)应根据建(构)筑物功能特点，合理地分区布置；

(2)建(构)筑物、道路及各种工程管线设施的布置，应紧凑合理、相互协调、整齐美观；

(3)主要建(构)筑物应布置在工程地质条件良好的地段；

(4)分期建设的工程，应便于前后期衔接，并预留场地；

(5)改建、扩建矿井，应充分利用已有场地建(构)筑物和设施，并应减少改建、扩建工程施工对生产的影响；

(6)建(构)筑物布置，应充分考虑其位置受风向、朝向的影响；

(7)符合环境保护要求，搞好绿化美化设计，改善场区环境；

(8)应与当地规划和矿区地面总布置相互协调。

10.1.3 矿井选煤厂的建(构)筑物应与矿井建(构)筑物协调布置，其辅助生产建(构)筑物、行政生活福利建筑

物及相应设施，有条件时，可与矿井联合设置，个别建筑物可单独设置。

10.1.4 工业场地内不应布置职工住宅、俱乐部、商店等非生产性建筑。

10.1.5 场前区各建筑物、道路、广场、绿化设施等应统一布置，相互协调。矿办公楼应布置在场前区内外

461

联系方便的位置。

矿灯房、自救器房、浴室、任务交待室等建筑物应按人流路线布置，靠近升降人员的井口，组成联合多层建

筑；分散布置时，井口房、下井等候室、矿灯房、浴室之间应设置人行地道或走廊。

10.1.6 通风机房的位置应符合下列规定：

(1)通风机房周围 20m 以内不得布置有烟火作业的建筑和设施；

(2)低瓦斯矿井通风机房与进风井、压缩空气站的距离不应小于 30m；

(3)高瓦斯矿井通风机房与进风井、压缩空气站的距离不应小于 50m；

(4)通风机房与提升机房、变电所、矿办公楼的距离不宜小于 30m。

10.1.7 压缩空气站应按全年风向频率布置在空气清洁、受粉尘、废气及可燃性气体污染最小的地点；储气

罐应布置在室外，并宜位于机器间的北面。吸气口与翻车机房、装车仓、受煤坑、储煤场等粉尘源的距离不宜小

于 30m，在不利风向位置时，不宜小于 50m。

l0.1.8 储煤场应按全年风向频率布置于对工业场地污染最小的地点，与进风井口、提升机房、矿井修理 车

间、矿办公楼等建筑物的距离不宜小于 30m；在不利风向位置时，不宜小于 50m。

10.1.9 锅炉房的位置应靠近热负荷中心，便于供煤、排灰和回水，并按全年风向频率布置在对进风井口、

压缩空气站、变电所、矿办公楼等建筑物污染最小的地点，其距离不宜小于 30m。

10.1.10 变电所的位置应便于进出高压输电线路和靠近用电负荷中心，并应按全年风向频率布置在受粉尘污

染最小的地点。室外变配电装置与翻车机房、装车仓、受煤坑、储煤场等粉尘源的距离不宜小于 30m，在不利风

向位置时，不宜小于 50m。

10.1.11 矿井修理车间、器材库(棚)应位于与副井联系方便的地方。矿井修理车间、器材库(棚)周围应有装

卸、临时堆存、检验或维修操作场地。

10.1.12 油脂库应位于工业场地的边缘和运输方便的地点，至进风井口和通风机房的安全距离，应符合下

列规定：

(1)储存量 l0t 及以下不应小于 30m；

(2)储存量 11~45t 不应小于 50m；

(3)储存量 45t 以上不应小于 80m。

10.1.13 汽车库应布置在汽车出入方便的位置，并应避免车流与主要人流交叉，库外应有回车及停车场地。

在寒冷地区，汽车库的大门应避免朝向冬季盛行风向。

汽车数量的配备，可根据不同矿区和运输管理体制等因素确定。

10.1.14 支护材料场的布置应符合下列规定：

(1)支护材料场应位于工业场地的一端，便于来料运输和下井方便的位置，并尽量布置在全年最小风向频率

的上风侧；

462

(2)坑木、坑木代用材料、砂、石等支护材料场的占地面积综合指标，可按坑木储存量每立方米坑木占地面

积 5~8计算。坑木储存量，当矿区有总坑木场时，可按 10~15d坑木消耗量计算；无总坑木场时，可按 45~60d

计算；

(3)坑木堆场边缘距进风井口不得小于 80m；

(4)支护材料场应配备装卸堆存的机械设备；

(5)支护材料场应有消防通路；当受地形条件限制，设置消防通路确有困难时，应加强消防设施；

(6)易于泥泞的场地应加固或铺砌。

10.1.15 矿井排矸场的设置，应符合下列规定：

(1)应选择在便于运输、堆存和今后进行综合利用的地点；

(2)不应选在煤层露头或煤层赋存深度小于 l0m 的地方；

(3)不得选在采空区上方有漏风的范围内；

(4)不得污染水源；

(5)不得影响农田水利设施，少占良田。当沿山坡沟谷排矸石时，应考虑地形地质条件，防止发生滑坡或矸

石滑落，冲毁农田、沟渠和道路；

(6)与进风井口的距离不得小于 80m；

(7)排矸场的位置，应按全年风向频率布置在对工业场地、居民区污染最小的地点，与居民区的距离不宜小

于 500m，与标准轨距铁路、公路、道路的距离不宜小于 40m。

10.1.16 绿化布置应结合场地分区、建(构)筑物功能、环境保护、道路及管线布置统一规划。绿化占地系数

不应小于 15％。

10.1.17 场地内通道宽度的确定和工业场地围墙至建(构)筑物、铁路、道路和排水明沟的最小间距，应符合

现行国家标准《工业企业总平面设计规范》GB 50187的有关规定。

10.1.18 矿井工业场地围墙内用地面积，应按《煤炭工业工程项目建设用地指标》的有关规定执行。

10.2 工业场地防洪、排涝和竖向布置

l0.2.1 矿井不应受洪水威胁。井口及工业场地的防洪设计标准应符合表 10.2.1 的规定。

表 10.2.1 防洪标准

工程性质防洪标准[重现期（年）]

设计 校核

矿井井口 100 300

矿井工业场地 100 -

注：(1)当观测洪水(包括调查可靠有重现可能的历史洪水)高于上述标准时，应按观测洪水设计，当观

测水位低于防洪标准时，应按防洪标准设计；

(2)矿井地面变电所、通风机房、主、副井提升机房以及与矿井井筒相连的风道、人行道等，应按

463

同类型矿井井口防洪标准采取防洪措施；其他建(构)筑物及场地，如位于平原内涝地区，填方困难，

经技术经济比较并报审批部门批准后，可适当降低防洪标准。

10.2.2 防洪设计的洪水流量及相应的最高洪水位，应符合下列规定：

(1)应采用当地水利部门或地质报告的实测资料，按表 10.2.1的规定推算；

(2)当缺乏上述资料时，应与有关部门配合深入实际调查，采用形态法或当地水利部门的推理公式或经验公

式，按表 10.2.1的规定推算；

(3)流域情况已有改变，或有水利，交通城镇等规划时，应考虑其影响。

10.2.3 防洪设计标高应按洪水重现期的计算水位(包括壅水和风浪袭击高度)加安全高度。安全高度在平原

地区应为 0.5m，山区应为 1.0m。井口的设计标高应以校核标准检验，按二者的大值确定。

10.2.4 在山坡地带建矿时，应在场地上方设置截水沟。截水沟的防洪设计标准，应根据矿井设计生产能力、

汇水面积大小、地形特点及溢流时的影响确定，宜为 10~25年。截水沟的设计安全高度不宜小于 0.3m。易受冲

刷或易渗漏的截水沟应进行铺砌。截水沟至场地挖方边坡坡顶的距离不宜小于 5m，当边坡为岩石或工程地质良

好时，可为 2m。

10.2.5 当内涝或洼地积水有可能浸入井下时，可采用拦截疏导、压实防渗、填矸造田或建泵站排出等措施。

并应结合当地农田水利规划统一考虑。

10.2.6 水库地区的防洪设计，应符合下列规定：

(1)矿井场地应按水库修建后对河道水文要素、岸坡稳定及河道泥沙冲刷的影响采取相应措施；

(2)矿井位于水库下游，当水库防洪标准低于矿井井口及场地的防洪标准时，应与有关部门协商，采取必要

的措施。

10.2.7 工业场地竖向布置的设计应在保证防洪排涝的前提下，充分利用地形，满足建(构)筑物之间生产联

系对高程的要求，为场内外运输、排水和装卸作业创造良好条件。

竖向设计应减少挖填方量，使土石方和建(构)筑物基础、挡墙、护坡等工程最少，利用建井时期不燃矸石及

场地建设基槽余土作为填方，达到挖填方平衡。

10.2.8 当改变场地的自然地形时，应注意对工程地质和水文地质产生的影响，防止滑坡、塌方和地下水位

上升，避免使场地的地基条件变坏。

取土与弃土，在可能条件下，应与改地造田及当地水利规划相结合，防止水土流失。

10.2.9 竖向设计形式，应根据场地的地形和地质条件、场区大小、生产工艺、运输方式、建筑密度及管线

敷设等因素，合理地选择平坡式或阶梯式(台阶式)，并应符合下列规定：

(1)当自然地形坡度大于 4％或受洪水危害的高填方工业场地宜采用阶梯式布置；

(2)台阶的划分应与地形及总平面布置相适应，在满足生产运输、管线敷设等要求的情况下，尽量减少台阶

数量；台阶高度不应低于 1m，一般以 3~6m为宜；当安全需要时，应有防坠设施。

464

10.2.10 场地平整方式，应根据场地地形和地质条件、建筑密度、运输线路和管线密度等因素，合理地选择

连续式或重点式。

场地平整坡度不宜小于 5‰，条件困难时不应小于 3‰。最大平整坡度应根据场地的土质、植被或铺砌条件

确定，并以不产生冲刷为限。

10.2.11 场地雨水的排除，宜采用管道或明沟加盖板为主的排水系统。场地位于岩石挖方地段、暴雨集中、

流水夹带泥沙、石子及场地边缘的排水地段，宜采用明沟排水系统。排水明沟应进行铺砌，沟底纵坡不宜小于 3‰，

起点深度不应小于 0.2m。

10.2.12 场内雨水排水设计流量的计算及雨水口的设置，应符合现行国家标准《室外排水设计规范》GBJ14

的有关规定。

10.3 场内运输

10.3.1 矿井的场内运输应根据工业场地的地形条件、井口位置、工艺布置和场地功能分区等要求，合理地

选择运输方式和牵引动力，并应与并下运输密切配合，协调一致。

10.3.2 当场内采用窄轨铁路运输时，其轨距应与井下一致。场内窄轨铁路的坡度应符合下列规定：

(1)机车牵引时不宜大于 20‰，受地形限制时，可按牵引计算确定；

(2)停车线上，采用 1t 和 1.5t 矿车时不宜大于 5‰，采用 3t 和 5t矿车时，不宜大于 4‰。

10.3.3 场内窄轨铁路的曲线半径，应按通行车辆的固定轴距和运行速度选定，并应符合下列规定：

(1)当运行速度小于或等于 1.5m/s时，不得小于通行车辆的最大轴距的 7倍；

(2)当运行速度在 1.5~3.5m/s时，不得小于通行车辆的最大轴距的 10倍；

(3)当运行速度大于 3.5m/s时，不得小于通行车辆的最大轴距的 15倍。

道岔的型号应按最小曲线半径的要求选定。

10.3.4 场内窄轨铁路至建(构)筑物、窄轨铁路、道路的最小距离，应符合表 10.3.4的规定：

表 10.3.4 窄轨铁路至建（构）筑物、窄轨铁路、道路的最小距离

名 称 最小距离(m)

行车线上相邻两列车边缘间的空隙（无电柱时） 0.50

车场内相邻两列车边缘间的空隙（无电柱时） 1.00

列车边缘距建（构）筑物的空隙：

无出入口时 1.00

有出入口而无车辆出入时 3.00

有出入口并有车辆出入时 7.00

列车边缘距门洞、柱的边缘 0.80

车辆最突出部分距道路路面边缘 2.40

注：列车边缘系指其最突出的部分。

10.3.5 场内道路的布置，应满足生产、运输、安装、检修、消防、救护及环境卫生的需要，并应符合下列

465

规定：

(1)场内外联系方便、线路顺畅、短捷、工程量少；

(2)与总平面布置相协调，划分功能分区，并与区内主要建筑物轴线平行或垂直，宜呈环形布置；

(3)与竖向设计相协调，有利于场地及道路雨水的排除；

(4)合理分散货流和人流，符合行车安全和行人方便的要求，避免与铁路平交；

(5)采用汽车运煤或汽车排矸的道路，宜设单独出入口。

10.3.6 当场内主、次干道运输繁忙，人流集中，混合交通影响行人安全时，宜沿道路两侧设置人行道，其

宽度可采用 1.5m。

不设行车道而又经常行人的地段应设置人行道。

10.3.7 场内道路的技术标准应按现行国家标准《厂矿道路设计规范》GBJ 22的规定执行。

10.4 地面运输一般规定

10.4.1 地面运输设计应遵照批准的矿区总体设计确定的原则，并应符合下列规定：

(1)正确处理近期和远期的关系，全面规划分期建设；

(2)有关设备布置应紧凑合理，留有发展余地；

(3)要充分利用矿区和地方的水源、电源以及其他公用设施；

(4)选线与站场布置要节约用地，少占良田，不搬或少搬迁村庄；

(5)应结合城乡交通、防洪、排灌等问题综合确定；

(6)矿井日运量应按年运量除以矿井年设计工作天数，并按不同运输方式，乘以下列不均衡系数：标准轨距

铁路 1.10~1.20；窄轨铁路 1.15~1.25；公路 1.15~1.25。

10.4.2 地面运输设施宜布置在无煤带或矿井留设的煤柱范围内，不压煤或少压煤；应避开初期开采范围及

尚未稳定的采空区上方，不可避免时，应采取安全技术措施。

10.4.3 地面运输设计应与铁路、交通、城市规划等有关部门密切联系，互相配合，并应取得有关问题的协

议。

10.5 标准轨距铁路站场

10.5.1 装、卸车站位置应根据井口位置，结合地面生产系统、工业场地总布置和铁路选线的可能性，经技

术经济比较后确定。

10.5.2 装、卸车站站型应根据运量、产品煤品种、车流组织、取送车作业方式、地形、地质并结合衡器种

类和工业场地总平面布置等因素进行设计，并宜留有发展余地。

10.5.3 装、卸车站的取送车作业，可采用送空取重、单取单送或等装等方式。设计应结合地形、地质、取

送车次数、距离集配站的远近等因素，经技术经济比较后确定。

10.5.4 装、卸车站的煤炭装、卸线路数量应根据列车对数、每次装、卸车数、装、卸车时间、产品煤品种、

466

地形条件等因素，结合工艺布置，装车移动方式，经技术经济比较后确定。

10.5.5 装、卸车站到发线数量，应根据每昼夜装卸车列车对数和通过列车对数，结合站型、取送车方式、

装、卸车数量、衡器种类及装卸车站调车作业过程等因素，经技术经济比较后确定。

10.5.6 装、卸车站应根据生产需要，结合工业场地总布置要求，分别设置材料线、煤泥线、浮选药剂线、

介质线等线路，有条件时宜合并设置。

10.5.7 不能利用正线调车的装、卸车站，或者道岔咽喉区能力受限制，需要增加平行作业时，应设置牵出

线。

10.5.8 装、卸车站、集配站需办理职工通勤列车和客运时，应设置为旅客服务的设施和线路。当到发线不

能满足办理通勤列车和旅客列车的到发作业时，宜单独设置客运到发线。

10.5.9 集配站的到发线和集结车场，宜合并设置，其线路数量应根据每昼夜到发列车对数和集配车组对数，

以及相应的每一种列车占用到发线的时间计算确定。

10.5.10 集配站到发线和集结线的有效长度，应符合下列规定：

(1)有国家铁路干线整列到发和与国家铁路干线办理整列交接的到发线，应有部分到发线与衔接的铁路干线

车站到发线有效长度一致，其他的到发线应按整列长度计算；

(1)只接发装、卸车站方向的列车的到发线和集结线，应按到发线和集结线的最大列车长度计算有效长度。

10.5.11 在集配站进行车辆交接时，宜在到发车线上办理交接作业，不能满足要求时，可适当增加到发线数

量或单独设置交接线。

10.5.12 集配站一般不宜单独设置机车走行线，当每昼夜机车走行在 36次及以上时，应设一条机车走行线。

10.5.13 集配站牵出线的数量，应根据作业量计算确定。条件具备时，可利用正线调车。牵出线的有效长度

宜按半列车长度设计。

10.5.14 当集配站办理地方货运时，应设置相应的设施。作业量较少时，可设计为尽头式的货运线；作业量

较多时，可设计为贯通式或混合式的货运线。

10.5.15 国铁代营铁路集配站距国家铁路干线的编组站或区段站较远时，应根据到发列车对数，结合邻近国

家铁路近、远期的机车交路和机务设备布局，设置机务折返点或机务整备所。

矿区自营铁路的集配站应设置机车整备设备，并应没必要的机车检修设施。

10.5.16 集配站一般应设置列车检修所，担任列车技术检查、制动试风及不摘车临修等作业。

10.6 场外窄轨铁路

l0.6.1 场外窄轨铁路设计应采用 762、1000mm两种轨距。当为了与井下轨距统一，而采用 600mm轨距时，

必须经设计审批单位批准。轨距的选用应根据输送能力经技术经济比较后确定。当选用 762mm轨距时，其车辆

应带有制动装置。

10.6.2 场外窄轨铁路的牵引种类宜采用架线电机车或内燃机车。当采用架线电机车时，其电压宜采用 550V。

467

当场外窄轨铁路纳入已有蒸汽机车牵引的窄轨路网时，可保留蒸汽机车牵引。

10.6.3 场外窄轨铁路运输的设计工作制度，应与矿井或选煤厂一致。

10.6.4 车流组织设计宜按循环直达整列进行。

10.6.5 当场外窄轨铁路较长，暸望条件差，机车构造又不能两端操作时，可在有关车站设置转盘或三角线

转向设施。

10.6.6 场外窄轨铁路机车、车辆的日常检修和维护，由矿井修理车间承担。矿井修理车间可增加矿车修理

专用设备 1~2台，增加厂房建筑面积 100~150m2。

10.7 场外道路

10.7.1 矿井场外道路等级及其主要技术标准，应根据矿井设计生产能力、道路性质、使用要求、平均日交

通量、车种和车型，综合分析确定，并应符合现行国家标准《厂矿道路设计规范》GBJ 22的有关规定。在混合

交通量和行人较多的地区，可适当加宽路基和路面。

10.7.2 矿井道路的路线、路基、路面、桥涵等的设计，应按现行国家标准《厂矿道路设计规范》GBJ 22的

有关规定执行。矿区(井)爆破器材道路，为确保安全可适当提高路面等级。

10.8 水 运

10.8.1 具有水运条件时，煤炭的运输方式，应经技术经济比较确定采用水运或水陆联运。

10.8.2 港口位置的选择应符合下列规定：

(1)应考虑港口吞吐量、船舶吨位、陆路交通衔接以及中转等因素；

(2)港址应设在海岸(或河岸)稳定、港口水域具有天然掩护处，井应有足够的水域面积、深水岸线及便利的进

港航道，且无严重的淤积或冲刷。当需要建造防波堤，进行整治或疏浚时，应选择在建造堤坝工程量较小、基建

投资及维护费用较低的地段：

(3)港址应设在地质条件较好的地段，避开掩埋的软土层较厚的古河道及冲沟口等地段；

(4)港口陆域应有适当高度、纵深及足够的面积，能合理布置码头、储煤场、铁路、公路及辅助建筑物；

(5)岸线长度及水陆域均应有发展的余地；

(6)铁路专用线短，道路布置合理，水源及电源较近；

(7)港区不应截断城市交通和主要的交通干线；

(8)有良好的施工场地和施工船舶避风的水域，建筑材料供应方便；

(9)应与该地区的城市规划相配合。

10.8.3 港口总体布置原则应符合下列规定：

(1)港口作业区布置应紧凑，并应考虑风向及水流流向的影响；

(2)顺岸式码头的前沿线，应沿水流方向及地形等高线布置，码头前应有可供船舶运转和回旋的水域，并必

须考虑码头建成后对水流改变、河床冲淤变化及岸坡稳定等影响；

468

(3)为了保证港口装卸作业能连续不中断，锚地位置离作业区不应太远，在人工运河中，若地形狭长面积小，

而船舶运行密度又很大时，宜将往返的船只锚地分开在河两边；

(4)口门到港区内靠船建筑物，其最短距离不得小于 3~4倍的船长；

(5)进港航道应与最大频率风向一致；

(6)港口(码头)的铁路站线宜与岸线平行布置，港口铁路与其他铁路不得平面交叉，与道路的交角应大于 300；

(7)港口作业区道路应根据具体情况布置成环形系统；

(8)一个船位上若采用两架或两架以上的固定式岸上装卸机械时，应使机械之间的距离与船舶仓口之间的距

离相适应；

(9)装卸机械的轨道中心至码头前沿的最小距离应为 1.5m。

10.8.4 码头型式及岸线长度的确定应符合下列规定：

(1)码头型式应适合于煤炭的装卸工艺及运输方式；并应根据水文、气象、地质地形条件等因素进行综合分

析，经技术经济比较后确定；

(2)船位数目应根据码头性质、吞吐量及设计船型等进行计算确定；

(3)码头岸线长度应根据船位数、船型、间隙等参数计算确定。

10.8.5 工艺流程及辅助设施应符合下列规定：

(1)工艺流程设计宜减少作业环节，布置紧凑合理，安全可靠，实现机械化、自动控制和工业监视，提高效

率降低成本，装卸作业能连续不断进行；

(2)工艺流程设计应减少损耗、防止污染、保护环境；

(3)有多条作业线的码头应能互相连通；

(4)大型现代化煤码头工艺流程设计应考虑接纳万吨级自带输送机的新型运煤专用船的可能，或为该船型设

计专用码头、简化卸船工艺；

(5)对不同品种煤炭应分储分运分装，对块煤应有防碎措施，进出港口的煤应有自动秤量及记数装置；

(6)应选用效率高、安全可靠的专用设备，实现快装快卸；

(7)应设置与装煤机相适应的平舱设施，作业时宜不移动或少移船只；

(8)港内铁路车辆装卸车应设调车设备；

(9)设置相应的机修能力，担负港内设备的日常检修和维护。

10.8.6 码头结构选型应符合下列规定：

(1)应符合建港地点的地形、地质、水文、材料、施工条件和码头的使用要求；

(2)结构型式应根据以上条件和建造费用、施工期长短、维护管理费用及耐用年限等因素经技术经济比较后

确定。

10.8.7 港口储煤场设计应符合下列规定：

469

(1)储煤场的库存量应根据煤码头月最大吞吐量、入储煤场系数、平均储存期等参数计算确定；

(2)煤堆应堆到作业机械所允许的堆存高度，宜在煤堆两侧做挡煤墙，堆存高度宜为 8~l0rn，易自燃的煤堆存

高度应为 3~4m；

(3)为防止煤的过热和自燃，煤堆的长边宜沿控制风向布置，背风面堆坡要缓，并应设置洒水设施和在煤堆

中插风筒等；

(4)煤堆距铁路和吊车轨道的距离不应小于 2m，距公路行车边缘不小于 1.5m，煤堆之间防火距离不应小于

6m，距可燃建筑物不小于 20m，距燃油材料、木材和货件库场不应小于 60m；

(5)为防止煤粉流失及对环境污染，可优先采用密闭式大容量储煤场，亦可采用洒水措施或向煤炭喷 5％~

10％的石灰溶液；

(6)储煤场排水坡宜采用 3‰~10‰，污水排放前应作净化处理。

11 供配电系统

11.1 一般规定

11.1.1 本规定适用于大、中型矿井 ll0kV及以下供配电系统设计。

11.1.2 供配电系统设计，应根据矿井具体情况综合考虑。对主接线系统、主变压器容量及台数、下井回路

短路容量、单相接地电容电流限制及高次谐波电流抑制等采用统筹兼顾的合理方案。供配电系统应简单可靠。

11.1.3 矿井供配电系统设计，不考虑一电源系统检修或故障的同时另一电源又发生故障。

11.1.4 供配电系统设计采用的设备和器材，应符合国家或行业的产品技术标准，并应优先选用技术先进、

经济适用和节能的成套设备和定型产品。

11.1.5 供配电系统设计除应执行本规范外，尚应符合现行的《煤矿安全规程》、《矿山电力设计规范》GB

50070及国家和行业现行其它有关电气设计规范和标准的规定。

11.2 电 源

11.2.1 矿井应有两回路电源线路。当任何一回发生故障停止供电时，另一回路应能担负矿井全部负荷。

两回路电源线路上都不得分接任何负荷。矿井供电电源应取自电力网中两个不同区域的变电所或发电厂，确有

困难则必须分别取自同一区域变电所或发电厂的不同母线段。

11.2.2 按本规范第 11.3.1条规定的负荷分级，供电电源应符合下列规定：

(1)一级负荷应由两回路电源线路供电。当任一回路停止供电时，另一回路应能担负全部负荷。两回路电

源线路上均不应分接任何负荷；

(2)二级负荷宜由两回路线路供电，且接于不同的母线段上；当条件不允许时，另一电源可引自其它配电点；

(3)三级负荷采用一回路供电。

470

11.2.3 电源线路导线截面应按经济电流密度选择，并应保证当一回路停止送电时，其余线路在电流不超过

安全载流量、电压降不超过允许的事故压降的条件下，能担负矿井的全部用电负荷。

当负荷较大时，采用 ll0kV电源有困难时宜采用 35kV相分裂导线。

11.2.4 矿井电源架空线路路径的选择，应尽量利用井田境界或断层煤柱，避免通过塌陷区或初期开采区。

11.3 负 荷

11.3.1 矿井电力负荷分级，应符合表 11.3.1 的规定：

表 11.3.1 矿井电力负荷分级

负荷级别 负荷及设备名称

Ⅰ 主要通风机

井下主排水设备（包括作主排水的煤水泵）、下山开采的采区排水设备

升降人员的立井提升机

抽放瓦斯设备（包括井下移动抽放泵站设备）

Ⅱ 主提升机（包括主提升带式输送机及煤水泵）

经常升降人员的斜井提升设备、副井井口及井底操车设备

主要空气压缩机

配有备用泵的消防泵、无事故排出口的矿井污水泵

地面生产系统、生产流程中的照明设备、铁路装车设备

矿灯充电设备、矿井行政通信及调度通信设备

单台蒸发量为 4t/h 以上的锅炉

井筒保温及其供热设备、有热害矿井的制冷站设备

综合机械化采煤及其运输设备、井底水窝水泵、井下无轨运输换装设备

主井装卸载设备、大巷带式输送机、井下主要电机车运输设备

井下运输信号系统

矿井信息系统、安全监测及生产监控设备

运煤索道的驱动机

Ⅲ 不属于一级和二级的用电负荷

注：(1)表中Ⅰ、Ⅱ级负荷均包括主机运转时的辅助设备；

(2)井下局部通风机的负荷级别执行现行《煤矿安全规程》的有关规定。

11.3.2 矿井负荷计算宜采用需用系数法。变电所 6(10)kV母线最大负荷同时系数宜取 0.8~0.9。

11.3.3 矿井年最大负荷利用小时数宜取 5000h及以上。

11.3.4 编制矿井用电负荷表时，高低压变压器及线路损失的总和可按矿井计算总负荷的 5％考虑。

11.4 地面供配电

11.4.1 矿井地面 35~ll0kV变电所宜采用 6(10)kV电缆以放射式配电，其配电系统应简单可靠。

11.4.2 有两台变压器和两回进线的变电所，35~ll0kV的主接线宜采用桥型或单母线分段接线；6(10)kV电

压的主接线宜采用单母线分段。

具有多回路进出线或多台变压器的变电所可采用双母线。

11.4.3 矿井变电所主变压器的选择应符合下列规定：

471

(1)矿井变电所的主变压器不应少于 2 台，当 1 台停止运行时，其余变压器的容量应保证一级和二级负荷用

电；

(2)ll0kV采用有载调压、35kV当电压偏差不能满足要求时，应采用有载调压变压器。

11.4.4 矿井变电所，一次侧的额定电压宜选系统额定电压；二次侧的额定电压宜选用 1.05倍系统额定电压。

11.4.5 地震烈度在 7度及以下、2级及以上污秽地区或场地受限制时，矿井变电所的 35~ll0kV配电装置宜

采用屋内布置。

35~ll0kV配电装置布置时，应留有扩建余地。

11.4.6 矿井 6~ll0kV输变电设备，处在 2级及以上污秽区时，在设计选型时应选用防污型瓷瓶或按划定的

污秽等级要求的泄漏比距配备。污秽等级和泄漏比距的关系见表 11.4.6-1和 11.4.6-2。

表 11.4.6-1 高压架空线路污秽等级和泄漏比距

污秽等级泄漏比距（cm/kV）

中性点直接接地 中性点非直接接地

Ⅰ 1.6-2.0 1.9-2.4

Ⅱ 2.0-2.5 2.4-3.0

Ⅲ 2.5-3.2 3.0-3.8

Ⅳ 3.2-3.8 3.8-4.5

表 11.4.6-2 发电厂、变电所污秽等级和泄漏比距

污秽等级泄漏比距（cm/kV）

中性点直接接地 中性点非直接接地

Ⅰ 1.7 2.0

Ⅱ 2.5 3.0

Ⅲ 3.5 4.0

11.4.7 矿井 6(10)kV电网的单相接地电容电流应满足现行《煤矿安全规程》的规定，当超过 20A时宜采用

缩小供电网络的措施，或采用自动补偿消弧装置等措施。

11.4.8 电网中接有非线性设备及负荷的矿井，应在谐波源处采取措施，将谐波电流限制到现行国家标准《电

能质量公用电网谐波》GB／T14549规定的范围之内。

11.4.9 矿井变电所 6(10)kV配电装置宜预留不少于总安装数 25％的备用位置，且在备用位置中装设 l 台或

2台备用高压开关柜。

11.4.10 地面生产系统的配电设备，应集中在配电室内。当 6(10)kV高压开关柜选用无油断路器时，可与低

压配电屏设在同一配电室内。

主要配电室内配电回路宜有 10％~15％的备用量，并应预留 1台或 2台屏(箱)的位置。

11.4.11 抽放瓦斯泵房应选用防爆型电气设备；有煤尘爆炸危险的车间，当防尘防爆达不到要求时，必须

选用防爆型电气设备。

11.5 井下供配电

472

11.5.1 井下主变电所应有两回及以上电缆供电，并应引自地面变电所的不同母线段。电缆截面的选择，应

在任一回路停止供电时，其余回路仍可保证全部负荷用电。

11.5.2 大型矿井宜采用 l0kV下井供电。

11.5.3 下井电缆类型选择应按现行《煤矿安全规程》有关规定执行。

11.5.4 主变电所的高、低压母线宜采用单母线分段。高压母线分段数应与下井电缆回路数相协调。

11.5.5 主变电所内的动力变压器不应少于 2台。当 1台停止运行时，其余变压器应保证一、二级负荷用电。

11.5.6 变电所的进出线断路器设置应符合下列规定：

(1)主变电所应设置进线断路器。双电源进线的采区变电所、单电源进线高压负荷超过两个的采区变电所，

宜设置进线断路器；

(2)主变电所、采区变电所的高压馈出线，应设置带断路器的专用开关柜；

(3)变电所内直接向高压电动机配电的回路，应采用高压真空接触器。

11.5.7 井下每个开采水平宜设置一个主变电所。主变电所应留有高、低压配电装置的备用位置，其数量不

应少于各自安装总数的 20％。

11.5.8 当矿井井下采区负荷较大，经技术经济比较，可由地面变电所直接向采区供电；必要时可采用 35kV

电压等级地面线路和箱式变电站或固定变电站以 10(6)kV电压等级电缆线路通过钻孔或井筒向井下采区供电。

11.6 照 明

11.6.1 大型矿井工业场地的照明变压器宜单独设置。照明备用电源可取自动力变压器。动力和照明、室内

和室外照明线路不宜共用，距离较远的分散用户可不在此限。

11.6.2 下列场所应设置事故照明：

(1)矿井变电所；

(2)通信站和网络中心；

(3)提升机房；

(4)通风机房；

(5)副井井口房；

(6)地面生产系统的控制室；

(7)矿井监控室；

(8)矿井铁路站场信号楼；

(9)单台锅炉的额定蒸发量为 4t/h及以上的锅炉房；

(10)生产调度室；

(11)矿山救护值班室。

11.6.3 井下固定照明宜选用防爆荧光灯。照明地点的照度可按表 11.6.3选用。

473

表 11.6.3 井下固定照明照度

序号 照明地点 照度值（Lx）单位面积照明器容量（W/m2）

白炽灯 荧光灯

1 主变（配）电所 30 7-10 3-4

2 主水泵房 15 4-5 1.5-2

3 机电硐室 20 5-6 3-4

4 电机车库 15 4-5 1.5-2

5 爆破材料：发放室 30 7-10 3-4

存放室 15 4-5 1.5-2

6 翻车机硐室 15 4-5 1.5-2

7 信号站、调度室 50 12-16 5-7

8 候车室 20 5-6 2-2.5

9 保健室 75 18-25 7-10

10 井底车场及附近 15 4-5 1.5-2

11 运输巷道 5 1 0.5

12 巷道交岔点 10 2-3 1-1.5

13 专用人行道 5 1-2 1

11.6.4 工业场地内及工业场地邻近的道路宜设路灯照明。

11.7 防雷电保护

11.7.1 矿井建(构)筑物的防雷分类及设计应符合现行国家标准《建筑物防雷设计规范》GB 50057的规定。

微波通信系统、共用天线电视系统应按特殊建筑物设防。

电力设备的雷电保护或过电压保护，应按现行标准《交流电气装置的过电压保护和绝缘配合》DL/T620及《交

流电气装置的接地》DL/T 621的规定执行。

11.7.2 地面牵引网络装设直流阀型避雷器或角型放电间隙的地点，应符合下列规定：

(1)牵引变电所架空馈电线出口及线路上每个独立区段内；

(2)接触线与馈电线连接处；

(3)地面电机车接触线终端；

(4)平硐硐口。

11.7.3 井上、下必须装设防雷电装置，并遵守现行《煤矿安全规程》的有关规定。

12 智能化系统

12.1 一般规定

474

12.1.1 矿井智能化系统的装备标准，应根据矿井设计能力、开采技术条件、机械化装备水平及智能化技术

发展水平等因素，经综合分析论证合理确定。

12.1.2 矿井智能化系统必须以保障生产安全为原则，以提高生产效率、保证产品质量、改善劳动条件、提

高经济效率为目的，采用行之有效、质量可靠的先进技术和设备。

12.1.3 矿井安全、生产监控系统宜与计算机管理系统分别组网，并实现网络之间的通信。条件允许时，可

实行上述系统的一体化集成。

12.1.4 控制电缆、通信电缆及信号电缆的选型原则及技术要求应符合现行《煤矿安全规程》的相关规定。

12.1.5 矿井智能化系统设计，除应符合本规范规定外，尚应符合现行《煤矿安全规程》及国家标准《智能

建筑设计标准》CB/T 50314的有关规定。

12.2 安全、生产监控及自动化系统

12.2.1 矿井生产系统自动化及安全、生产监控系统，应以采煤、掘进、提升、通风、运输、排水、地面生

产系统等矿井主要生产和辅助生产系统为重点，因地制宜合理确定其自动化水平和监控范围，并应符合下列规定：

(1)主要生产和辅助生产系统均应分别具体情况对单机、生产环节或系统采用半自动化、自动化、集中监测和

控制；

(2)大型矿井和条件适宜的中型矿井应建立全矿井安全生产监控系统。

12.2.2 矿井生产监测点宜按下列原则设置：

(1)采煤机和掘进机的工作状态；

(2)井下局部通风机的开停状态；

(3)井下风门开闭状态；

(4)井下胶带输送机的工作状态；

(5)井下采区上、下山绞车的工作状态；

(6)采区变电所的运行状态；

(7)井下运输机车的运行状态；

(8)井下中央变电所的运行状态和主要参数；

(9)井下水泵运行状态及井下水仓水位；

(10)井上、下煤仓煤位；

(11)井筒温度和工业场地锅炉的运行状态；

(12)主、副井提升机工作状态；

(13)矿井通风机工作状态；

(14)空气压缩机工作状态；

(15)矸石山绞车工作状态；

475

(16)矿井地面水源井主要参数；

(17)污水处理系统工作状态；

(18)地面生产系统主要工艺设备工作状态；

(20)矿井 35(110)kV变电所高压开关的分合状态以及主要运行参数；

(21)矿井降温系统的工作状态；

(22)其它需要监测的环节。

12.2.3 矿井安全监控装备标准和监控范围，应符合本规范 7.4节的规定。

12.2.4 宜在下列场所设置工业电视摄像设备：

(1)井底车场；

(2)主井装卸载点；

(3)副井井口房；

(4)井下主胶带输送机机头；

(5)综采工作面；

(6)地面生产系统主要环节；

(7)其它需要设置工业电视摄像设备的场所。

12.2.5 矿井安全监控系统应和生产监控系统统筹考虑，矿井生产监控系统宜与安全监控系统集成。条件具

备的矿井，自动化系统宜与安全、生产监控系统集成。

12.2.6 矿井除设有安全、生产监控系统外，有条件的矿井可设置下井人员监测系统、地面安全防范系统和

楼宇自动化系统。依据《火灾自动报警系统设计规范》GB 50116的规定，应在相关场所设置火灾自动报警系统。

条件许可时，宜与安全、生产监控系统联网。

12.2.7 矿井安全、生产监控系统和自动化设备的选型，应符合下列规定：

(1)系统先进、可靠、适用；

(2)系统应具有良好的兼容性、可扩展性、冗余性、容错性、安全性及软件可升级能力；

(3)系统的装备容量应留有 10％~25％的备用量；井筒电缆(光缆)芯对数应留有 50％~100％的备用量；传感器

根据不同种类也应留有适当的备用量；

(4)安全、生产监控系统，应配备一定数量的维修仪器仪表；

(5)安全、生产监控系统应采用双机热备工作方式。对于监控及自动化程度较高的矿井还应考虑传输通道的热

备。

12.2.8 安全和生产监控系统的主干线路宜采用光缆。

12.3 计算机管理系统

12.3.1 计算机管理系统应以综合管理信息系统为核心，实现各子系统间信息相互传输，实现矿井办公自动

476

化。

12.3.2 矿井办公自动化系统应具有以下功能：电子帐务、电子商务、电子邮件、网络会议、人力资源管理、

挡案管理、公文管理、信息数据库系统等及对互联网的支持。

12.3.3 计算机管理系统应包括信息管理系统、综合决策支持系统、物业管理系统。

12.3.4 新建矿井应组建计算机局域网，实现全矿井资源的共享。

12.3.5 矿井局域网应根据矿区的总体规划设计，实现与矿区计算机网络联网。有条件的矿井，宜构建宽带

网接人，矿井局域网的接入方式可视具体情况确定。

12.3.6 直接接入互联网应设置硬件防火墙，必要时可设置路由器。

12.3.7 矿井核心网络交换机宜选用带有三层交换功能的交换机，主干线路选用光缆。外部光缆宜由两个不

同的路由进入矿井网络机房。

12.3.8 网络用户终端数量可按本规范 12.4.5条的原则设置。

12.3.9 计算机管理系统应具有良好的安全防范措施，并应设置网络管理系统，对计算机网络进行诊断和维

护。

12.4 通 信

12.4.1 矿井行政电话和生产调度电话宜分别设置。行政电话交换设备和矿井生产调度电话总机应选用程控

数字交换设备，当选用矿用程控数字调度交换机时，矿井行政电话和生产调度电话可合用交换机。矿井其他专业

调度总机应根据生产组织系统的实际需要设置。

12.4.2 行政电话交换设备对矿区中继线数量宜按行政电话交换设备容量的 5％~10％配置。

12.4.3 行政电话交换机和生产调度交换机应具有与计算机网络设备的通信能力。

12.4.4 行政电话用户应包括：生产、管理、生活福利及其辅助部门，集体宿舍以及其它需要安设电话的场

所。

12.4.5 矿井行政电话交换机容量应按矿井生产、行政办公楼(包括辅助办公用房)面积和单身宿舍房间数综合

考虑。生产办公宜按 10~20m2 设 1部电话，单身宿舍每个房间宜设 1部电话。

12.4.6 矿井通信站的位置应接近用户中心，当矿对矿区的中继线为微波和光缆等线路时，通信站内应包括

上述设备的面积，并应考虑设备增容和远期发展的需要。

12.4.7 井下运输、采掘工作面，除应装备常规调度电话外，根据不同情况可设置移动通信设施。

12.4.8 井下移动通信系统应接人矿井调度总机。

12.4.9 新建矿井宜考虑预留 VAST卫星通信系统端站天线安装空间和设备机房位置。

12.4.10 矿山救护队必须设有与调度室直通的电话，并应配有地面无线对讲系统。

12.4.11 电话电缆芯线对数的备用量应符合下列规定：

(1)矿井地面或井下干线 20％~30％；

477

(2)立井井筒 50％~100％；

(3)斜井井筒和平硐不少于 30％。

12.4.12 井筒电话电缆应不少于两条，同时使用，宜分设于不同的井筒中，或设在一个井筒的不同间隔内，

相互之间应有联络电缆。当任一条电缆出现故障时，可迅速转接保证井下主要电话用户的通信。

12.4.13 下列地点应设直通电话：

(1)采掘工作面及与其有直接联系的环节之间；

(2)水采矿井水枪与高压泵、煤水泵之间，煤水泵与地面选煤厂或脱水车间之间；

(3)防火灌浆站与灌浆地点之间；

(4)罐笼提升的井底—井口一提升机房之间；箕斗提升的装载点一卸载点一提升机房之间；

(5)升降人员的斜井或斜巷的车场与提升机房之间；

(6)其它局部电话联系较多的生产环节间。

12.4.14 井下主要水泵房、井下中央变电所、矿井地面变电所、地面通风机房和瓦斯抽放泵站的电话，应

能和矿调度室直接联系。矿井主变电所至上一级变电所应设置专用的电力通信设施。

12.4.15 矿井及居住区电视系统宜接入矿区有线电视网或当地的有线电视网。条件不具备时，可考虑设置卫

星电视地面接收系统，并应遵守政府法律法规的规定。有线电视系统应采用电视图像双向传输的方式。

12.5 信 号

12.5.1 提升信号系统，应符合下列规定：

(1)提升信号应包括工作信号、检修信号、紧急停车信号及直通电话；

(2)提升系统的所有信号装置，均应由配电点引出的专用电源或专用电源变压器供电，并设电源指示灯，线

路上不应分接其它负荷。井下信号装置的额定电压不得大于 127V，为单相不接地系统；

(3)电气信号必须声光兼备，发信号地点应带保留的复式信号；

(4)单绳缠绕式提升机应设松绳信号；

(5)多水平或多层罐笼提升时，各水平或井上、下各层出车平台，都必须设有信号装置和必要的闭锁关系。

发出的各种信号，应有所区别；

(6)立井提升信号除常用信号装置外，还应有备用信号装置；

(7)不提人的采区上、下山及临时排矸场信号可适当简化。

12.5.2 罐笼及箕斗提升信号，应符合下列规定：

(1)双罐笼提升的工作信号，必须经井口转发，紧急停车信号应直发提升机房；

(2)兼作升降人员和物料的罐笼提升，应有区分升降人员和物料的“保留信号”；

(3)箕斗提升信号，必须采用定重装置的自动信号，并应能手动发送。信号应直发提升机房，并能在装卸载

点发出停车信号。装卸载各部的执行元件应与信号装置有必要的闭锁关系，当满仓时应能报警或自动断电；

478

(4)井口信号装置必须同提升机的控制回路闭锁；

(5)单容器提升和井上下信号联锁的自动化提升系统不受本条 1款的限制。

12.5.3 斜井串车双钩提升的工作信号应为转发式。当升降人员时，必须在运行途中任何地点都有向绞车司

机发送紧急信号的装置。

12.5.4 临时排矸场及采区上、下山信号，宜采用直发式信号装置。当双钩提升、工艺系统复杂时，应根据

需要，采用转发式信号。

12.5.5 地面提升机房及临时排矸场信号设备可选用普通型。井口附近信号设备宜选用矿用一般型设备。井

下信号设备应根据瓦斯等级及使用地点选用矿用本质安全性、矿用隔爆型或矿用一般型设备。

12.5.6 设有信号装置较多、经常有信号工值班的地点，应设信号房或信号硐室。

12.5.7 矿井地面生产系统集中控制装置，应设有声光兼备的的启动预告信号。

12.5.8 新建和扩建的矿井井底车场和运输大巷，当在同一水平同时行驶 3台及以上机车时，应设置信号连

锁装置。

12.5.9 井下采用无轨胶轮车运输时，对运输繁忙的区段，应设置交通运输信号装置。

13 地面建筑、给水排水与供热通风

13.1 地面建筑设计一般规定

13.1.1 地面建筑设计应全面贯彻国家技术经济政策，做到安全可靠，技术先进，适用美观，经济合理。

13.1.2 地面建筑设计应贯彻节约用地和节能的原则，宜采用以主、副井为中心的联合建筑体系。

13.1.3 地面建筑设计必须具备近期实测地形图、地震、气象和相应阶段的工程地质、水文地质等原始资料。

13.1.4 建筑标准应按其在生产上的重要性和使用要求区别对待，并应符合下列规定：

(1)建筑结构安全等级的划分应符合现行国家标准《建筑结构可靠度设计统一标准》GB 50068的规定；

(2)主要建(构)筑物抗震设防分类的划分应符合现行国家标准《建筑抗震设防分类标准》GB 50223的有关规

定。建筑物的抗震设计应符合现行国家标准《建筑抗震设计规范》GB 50191的有关规定。构筑物的抗震设计应

符合现行国家标准《构筑物抗震设计规范》GB 50011的有关规定；

(3)主要建(构)筑物结构的设计使用年限应与矿井设计服务年限相适应；矿井设计服务年限 50年及以下者其

建(构)筑物的设计使用年限按 50年设计，50年以上者按 50年设计使用年限的基本要求适当加强；

(4)应合理选用新型建筑材料；

(5)扩建矿井应充分利用已有建(构)筑物。

13.1.5 地面建(构)筑物的耐火等级应符合表 13.1.5 的规定。

表 13.1.5 建（构）筑物火灾危险性分类与耐火等级

479

生产或储存物品类别 建（构）筑物名称 耐火等级 适用条件

甲油脂库、抽放瓦斯泵房、蓄电池充电间（设于变电所、矿灯房、电机车库、电信楼内）、煤气站

二

丙

通风机房、主、副井口房或井楼、井架、井塔、原煤及矸石输送机栈桥和地道、转载点、翻车机记、选矸楼、矸石仓、筛分楼、干燥车间、煤仓、储煤场及受煤坑

二

矿井木材加工房、器材库、棚（综合材料） 三

丁

锅炉房 二蒸汽锅炉额定蒸发量小于或等于 4t/h，热水锅炉额定出力小于或等于 2.8MW 时为三级

锻工间、铆焊间 二锻工、铆焊间面积<1000m2

时，可为三级煤样室、化验室、内燃机车库、汽车库、消防车库

三

戊

主、副井提升机房 二 不包括井塔提升机大厅

消防水泵房、矿井修理车间、压缩空气站、矿灯房（不包括芳电池充电间）、空气加热室、矿井办公室、井口浴室、任务交待室

二

水塔、电机车库、地面人行走道、水源及水处理建筑物

三

注：凡本表未列入的建(构)筑物均按现行国家标准《建筑设计防火规范》GBJ16确定其类别和耐火等级。

13.1.6 地面建(构)筑物安全出口的设置应符合下列规定：

(1)一般建筑物安全出口的设置应符合现行国家标准《建筑设计防火规范》GBJ 16的有关规定；

(2)当生产系统厂房每层面积不超过 400m2，且同一时间的生产作业人数不超过 15人，总生产作业人数不超

过 30人时，可设一个安全出口，楼梯不封闭；

(3)当生产系统的井塔、转运站每层生产作业人数不超过 3人，且总生产作业人数不超过 10人时，可用宽度

不小于 800mm、坡度不大于 600 的金属工作梯兼作疏散梯用。

13.1.7 地面建(构)筑物楼面均布活荷载的标准值及其组合值、频遇值和准永久值系数应符合表 13.1.7的规

定。

表 13.1.7 地面建（构）筑物楼面均布活荷载的标准值及其组合值、频遇值和准永久值系灵敏

建筑物名称标准值

（kN/m2）

组合值

系 数

频遇值

系 数

准永久值

系 数适用条件

多

绳

摩

擦

式

提

提

升

机

大

厅

提 升 机 直 径 ≤

2.25m10.0 1.0 0.95 0.85

指提升机安装检修区的

平均值，当有 2台及以上

时，按较大的 1台取

提 升 机 直 径

=2.8，3.25m15.0 1.0 0.95 0.85

提 升 机 直 径

=3.5，4.0m20.0 1.0 0.95 0.85

480

升

机

井

塔

导向轮及设备的楼层 6.0 0.9 0.9 0.8 指有较重设备或部件时

其他楼层 4.0 0.7 0.7 0.6

井口楼层或地面 10.0 1.0 0.95 0.85

单绳缠绕

式提升机

房

直径≤3.5m 10.0 1.0 0.95 0.85指提升机安装检修区的

平均值直径=4.0m 15.0 1.0 0.95 0.85

窄轨翻车机房楼层 5.0 1.0 0.95 0.85

矿车栈桥、斜井箕斗栈桥 5.0 1.0 0.9 0.8

输 送 机

栈桥、缺

煤栈桥

胶带宽≤1000mm 2.5 1.0 0.9 0.8 包括输送机设备及煤重，

不包括头尾轮转动装置

及拉紧装置重量胶带宽>1000mm 3.0 1.0 0.9 0.8

主井井楼、选矸楼、筛分楼及

煤仓、装车仓、装车点、转载

点(站)

4.5 0.9 0.9 0.8

装车添煤平台 4.5 1.0 1.0 1.0

更衣室、洗浴室、任务交待室3.0 0.7 0.7 0.6 包括走廊、楼梯、门厅、

厕所，大浴池按实际采用4.0 0.9 0.9 0.85

矿灯房 3.0 1.0 0.95 0.85 用于库房

器材库

5.0 1.0 0.95 0.85 劳保用品、仪表

12.0 1.0 0.95 0.85其他存放较重物品(或按

实际采用)

井架天轮平台、检修平台 5.0 0.8 0.8 0.7

装车操作平台、无设备的操作

平台、钢梯及其他休息平台2.0 0.7 0.7 0.6

变电所 4.0 0.8 0.8 0.7 或按实际采用

锅炉房

锅炉间 8.0 1.0 0.95 0.8

或按实际采用给水处理辅助楼层 4.0 0.8 0.8 0.7

浴室、休息室 2.5 0.7 0.7 0.6

注：当按事故荷载计算提升机大厅的支承梁时，对无设备区域楼面活荷载可取 2.0kN/m2。

13.1.8 主要工业建（构）筑物室内通道宽度应符合表 13.1.8的规定。

表 13.1.8 主要工业建（构）筑物室内通道宽度

建（构）筑物名称检修道宽度

(m)

人行道宽度（m）适用条件

距设备运转部分 距设备固定部分

筛分楼及煤仓、选矸楼、井楼 0.7 1.0 0.7

带式输送机栈桥单 0.5 0.7

双 0.5 1.0 中间人行道

矿车、箕斗栈桥 0.7 1.2

481

主、副井提升机房 1.5 1.2

井口房 1.2 0.7

压缩空气站（单排布置）

0.8 1.5空气压缩机

排 气 量

(m3/min)

<10

1.2 1.5 10-40

1.5 2.0 >40

通风机房 0.8 1.5 1.5

13.2 主要工业建筑物与构筑物

13.2.1 井颈设计应符合下列规定：

(1)井颈宜采用混凝土结构或钢筋混凝土结构；

(2)井颈有壁座时，其埋深应满足风道、防火门、安全出口、罐道梁及井架底梁等布置的要求。壁座应置于岩

石或坚硬土层上；

(3)热风道口应避免布置在立架支承梁支座的下方或正对罐笼进出车方向。

13.2.2 井架设计应符合下列规定：

(1)井架结构类型应根据矿井的服务年限、工艺要求、施工条件、材料来源等，经技术经济比较后确定；生产

井架可兼作施工井架；

(2)当井筒采用冻结法施工时，井架基础设计应考虑冻融土的影响；

(3)斜井天轮架宜采用钢筋混凝土结构。

13.2.3 多绳摩擦式提升机井塔设计应符合下列规定：

(1)井塔宜采用钢筋混凝土结构，也可采用钢结构；

(2)井塔塔身和提升机大厅结构宜与井筒中心线对称布置；

(3)井塔基础选型应根据工艺要求、平面尺寸、地质条件等，经技术经济比较后确定；

(4)当井筒采用冻结法施工时，井塔基础设计应考虑冻融土的影响；

(5)井塔大厅应有防止噪声的措施；

(6)井塔内应设置客货两用电梯 1台，其载重量宜选用 1000ks。

13.2.4 井口房或井楼设计应符合下列规定：

(1)井口房宜采用钢结构或钢筋混凝土结构；井楼不密闭时宜采用钢结构；

(2)当井筒采用冻结法施工时，井口房或井楼基础设计应考虑冻融土的影响；

(3)井口房应设置井口等候室。

13.2.5 提升机房设计应符合下列规定：

(1)提升机房宜采用钢筋混凝土结构或钢结构；

(2)提升机基础宜采用素混凝土整体式基础，并应进行强度计算和倾覆、滑移验算；

(3)提升机房应有防止噪声的措施。

482

13.2.6 栈桥与地道设计应符合下列规定：

(1)栈桥的支承结构应根据支承高度、抗震要求等，采用钢筋混凝土结构、钢结构或砌体结构；栈桥的支承结

构不宜埋入煤中，当受条件限制必须埋人煤中时，应有可靠措施；

(2)栈桥的跨间结构宜采用钢结构或钢筋混凝土结构；

(3)地道设计应包括地道的通风、排水、防水和安全出口等；地道结构可采用钢筋混凝土或砌体；

(4)栈桥、地道内，由操作点到安全出口的距离以 75m为宜。

注：(1)栈桥、地道垂直于斜面的净高不应小于 2.2m，当为拱形结构时，其拱脚处净高不应小于 1.8m；

(2)人行道和检修道的坡度大于 500 时，应设防滑条；80以上时，应设踏步；箕斗栈桥的人行道，近箕

斗一侧应设栏杆。

13.2.7 储煤场与受煤坑设计应符合下列规定：

(1)储煤场卸煤楼宜采用钢筋混凝土结构；

(2)受煤坑宜采用钢筋混凝土结构或砌体结构；

(3)堆取料机基础应采用钢筋混凝土结构；

(4)受煤坑设计应包括受煤坑的通风、排水、防水和安全出口等。

13.2.8 煤仓设计应符合下列规定：

(1)煤仓结构类型和基础形式应根据矿井的服务年限、工艺要求和地质条件等，经技术经济比较后确定；

(2)严寒地区的煤仓应有防冻措施，楼梯应设围护结构；

(3)跨线式煤仓(或滑坡煤仓)应执行关于煤炭跨线式装车仓界限尺寸的规定，并应考虑地基沉陷对铁路建筑界

限的影响。

13.2.9 通风机房设计应符合下列规定：

(1)通风机房宜采用钢筋混凝土结构、钢结构或砌体结构；

(2)通风机房应符合通风散热要求；通风机房应采取有效的消音及防止煤尘污染的措施。

注：风道与井筒连接处必须设置防坠栏杆及测风平台；风道应向井筒方向有不小于 5‰的坡度。

13.3 建筑面积指标

13.3.1 矿井行政、公共建筑面积指标宜按表 13.3.1确定。

13.3.2 矿井器材库、器材棚、消防材料库、岩粉库、油脂库建筑面积指标宜按表 13.3.2确定。

汽车库面积可按矿井配备汽车的品种、台数和进库数量等实际情况确定，综合建筑面积指标宜取每台汽车

18~22m2。

表 13.3.1 矿井行政、公共建筑面积指标

序

号名 称 指 标 备 注

1 矿井办公室 22-24m2/人 按矿级机关管理人员数计，适用于 50-70（50人取大值，7

483

人取小值）

不包括煤质化验室、生产调度室、电话总机室、集中控制

室和办公自动化网络用房

不包括安全监察部门办公用房

不设 100人以上的大会议室

2 任务交待室 150-210m2/区(队)按矿井设计生产区(队)数计,人数多的区(队)取大值,人数少

的区（队）取小值

3井口

浴室

洗浴间 0.85-1.00m2/人 按大班原煤生产人员数的 1.35倍计

更衣室 1.05-1.25m2/人 按原煤生产人员在籍人数计

辅助用房 0.40-0.45m2/人 按原煤生产人员在籍人数计

4

班井

中口

餐食

厨堂

房和

井口食堂 1.80-2.00m2/人 按大班原煤生产人员数的 1.35倍计，或按实际就餐人数计

班中餐厨房 0.90-1.00m2/人 按大班原煤生产人员数的 0.90倍计

5

自矿

救灯

器房

室和

存灯室 0.13-0.14m2/人 按原煤生产人员在籍人数的 1.50倍计

辅助用房 120-180m2

自救器室 0.13-0.14m2/人 按原煤生产人员在籍人数的 1.50倍计

6 井口等候室 0.50-0.60m2/人按大班原煤生产人员数的 0.90倍计

当计算面积小于 120m2 时取 120m2

7 保健急救站 150-200m2

8 图书游艺室 200-300m2

9 接待休息用房 200-300m2

10 职工教育用房 0.5m2/人 按原煤生产人员在籍人数计

11 探亲房 1.5-1.6m2/人 按单身职工人烽计

12 门卫室主入口 50-60m2

次入口 250m2/处

13 开水房 40-50m2

14 公共厕所 30m2/处 根据需要设 1-2处

15 自行车辆根据矿井所处地域实际需要定

气温低的地区宜建自行车库

注：生产调度室、电话总机室、集中控制室和办公自动化网络用房宜与矿井办公室合建。

表 13.3.2 库房建筑面积指标

矿井年设计生产能力(Mt/a) 器材库(m2)器材棚

(m2)消防材料库(m2) 岩粉库(m2)

油脂库

面积(m2) 储存量(t)

0.45 330 110 40 40 60 3-5

0.60 390 180 60 40 60 8-10

484

1.90 450 250 60 50 80 8-10

1.20 510 320 70 50 80 13-15

1.50 570 380 70 60 100 13-15

1.80 630 420 80 60 100 18-20

2.40 720 480 80 70 120 18-20

3.00 810 540 100 80 120 22-25

4.00 900 600 100 120 160 25-35

5.00 1000 680 110 140 180 35-40

6.00及以上 1100 760 110 160 200 40-45

注：无煤尘爆炸危险和不采用岩粉作为防爆隔爆措施的矿井不设岩粉库。

13.3.3 矿井职工单眷比宜按实际情况确定。宿舍建筑面积指标宜取每单身职工 15~18m2；住宅及其公用设

施应依托社会解决。

13.4 水 源

13.4.1 选择矿井水源时，应根据取水水量，用水水质以及水资源环境等因素，经技术经济比较后确定，并

应符合下列规定：

(1)能够取得当地水资源管理部门同意，并能领取“取水许可证”；

(2)符合卫生条件的地下水，应优先作为生活饮用水水源；

(3)采用地下水做水源时，必须考虑矿井开采对水源的影响；

(4)在干旱易沙化地区，必须重视当地的生态环境，防止因水源开采而引起的生态环境恶化。

13.4.2 矿井水源的确定，应具备下列水文地质资料：

(1)在可行性研究阶段，采用地下水做水源时，应有经过审批的供水水文地质普查报告，其取水量必须小于 D

级的允许开采量。采用地表水为水源时，应有实测的水文资料，其设计枯水流量的保证率不小于 90％；

(2)在初步设计阶段，采用地下水做水源时，应有经过审批的供水水文地质详查报告，其取水量必须小于 C

级的允许开采量。采用地表水做水源时，应有多年连续实测的水文资料，其设计枯水流量的保证率不小于 97％；

(3)采用矿井井下排水做水源时，其取水量应小于井田地质报告中的涌水量。

(4)当水文地质条件简单，现有可靠水文资料较多，少数管井能满足需水要求时，可直接打勘探开采井。

13.4.3 水源的日供水能力，宜按最高日用水量的 1.2至 1.5倍计算。

13.5 给水排水

13.5.1 生产、生活和消防给水管道宜采用合用的管道系统；当用水点对水质要求不同时，可采用分质供水

系统；当水压要求不同时，可采用分压供水系统。

13.5.2 矿井各项用水量、小时变化系数、用水时间宜按表 13.5.2的规定选取。

表 13.5.2 矿井各项用水量、小时变化系数、用水时间

485

用水单位名称 单位 用水量(L)或占总水量(%) 小时变化系数 用水时间(h)

职工生活用水 L/人·班 30-50 2.5 8

食堂用水 L/人·餐 20-25 1.5 12

淋浴用水 L/只淋浴器 540 1.0

池浴用水 m3 F×0.7m

洗衣用水 Kg·干衣 80 1.5 12

空压机循环冷却补充水 循环水量 10% 16

采暖蒸汽锅炉补充水 蒸发量 20%-40% 16

非采暖蒸汽锅炉补充水 蒸发量 60%-80% 16

热水采暖锅炉补充水 循环水量 2%-4% 16

注：(1)食堂用水量按日出勤人数每日每人两餐计算；

(2)淋浴日用水量按最大班淋浴用水量 3倍计算，淋浴延续时间应为每班 1h，当淋浴用水量预先全部储

存于水箱中时，则水箱的充水时间为 2h；

(3)池浴充水时间按每班 2h计算，每日充水 3次；

(4)浴用水加热可采用太阳能等绿色能源；

(5)洗衣用水应按全矿井下井人员每日每人 1.5kg干衣计算；

(6)因矿井开采破坏农村饮用水水源时，应将受影响农民生活用水与牲畜用水计入矿井总用水量中；

(7)其它用水量按总用水量的 10％~20％计算；

(8)F：池浴面积，m2。

13.5.3 矿井地面与井下消防用水量应分别计算。地面室内外消防用水量、消防制度、消防给水系统、室内

外消火栓设置范围与标准等，均应符合国家现行标准《建筑设计防火规范》GBJl6、《高层民用建筑设计防火规

范》GBJ 50045、《自动喷水灭火系统设计规范》GB 50084 等有关规定。

13.5.4 矿井给水排水设计，应符合现行国家标准《室外给水设计规范》GBJ 13、《室外排水设计规范》GBJl4、

《建筑给水排水设计规范》GB 50015及其它相关标准的有关规定。

13.5.5 冷却用水宜循环重复使用。

13.5.6 筛分、转载、装卸等产生粉尘的生产环节，当粉尘外在水份<7％时，应设置喷雾降尘装置。并应

在上述场所中设置冲洗用给水栓以及相应的排水设施。

13.5.7 翻车机房、受煤坑、半地下煤仓和其它建(构)筑物地下部分有可能积水时，应设排水设施。

13.5.8 矿井井下排水，应进行分质处理，处理后的水按质回用。矿井浴室排水宜进行单独处理，处理后的

水作中水回用。

13.5.9 排出工业场地的生活污水、生产废水以及井下排水必须根据受纳水体对水质的要求进行处理。处理

486

后的水质必须符合国家现行标准《污水综合排放标准》GB 8978 的有关规定，当地方有综合排放标准时，还应

符合地方污水综合排放标准的规定。污泥应进行妥善处理，防止二次污染。

13.6 井下消防洒水

13.6.1 矿井必须建立完善的井下消防洒水系统。

13.6.2 井下消防洒水水源，采用地面水源、井下水源或同时采用地面和井下两种水源，应经技术经济比较

后确定。

13.6.3 井下下列部位必须设置喷雾降尘装置：

(1)井下煤仓放煤口、溜煤眼放煤口、翻车机、破碎机、输送机转载点和卸煤点必须设喷雾装置；

(2)掘进工作面、采煤工作面、放顶煤的放煤口以及液压支架上部必须设强喷雾装置；

(3)采煤工作面回风巷、掘进工作面装车点后方以及易产生煤尘的巷道必须设风流净化水幕装置。

13.6.4 井底车场、井下主要运输巷道、带式输送机斜井与平巷、上山与下山、采区运输巷与回风巷、采煤

工作面运输巷与回风巷、掘进巷道等，均应敷设井下消防洒水管道，并每隔 100m 设 DN50 支管阀门，阀门后

装快速管接头。在带式输送机巷道中应每隔 50m 设 DN50 支管阀门，阀门后装快速管接头。

13.6.5 井下下列部位应设置消防设施：

(1)主井和副井井底车场连接处、采区上山与下山口、带式输送机机头、机电硐室、检修硐室、材料库、爆

破器材库等处必须设置消火栓箱，箱内应存放防腐水龙带与相应水枪；

(2)带式输送机巷道易发火点处，应设置由烟感或温感控制的自动喷水灭火装置；

(3)在立井或斜井井底两侧，应设置水喷雾隔火装置。

13.6.6 井下消防洒水管道宜采用消防与洒水合一的枝状管网，也可以根据巷道布置情况，局部采用环状管

网。在井下消防洒水管道上应设置检修阀与控制阀。

布置井下消防洒水管道时，宜使管道中水的流向与巷道中风的流向相一致。

13.6.7 在进行井下消防洒水管道设计时，应遵守下列规定：

(1)计算秒流量时，只计算同一地点同一时间内的各种设施的用水量；

(2)应保证最边远的不利点的用水量要求与相应的水压，并适当留有余量；

(3)管壁厚度、各类支架强度应通过计算确定。管件、阀门、消火栓等应与所在管道压力相一致；

(4)采用静压供水时，对局部压力过高的管段，宜采用降压水箱、减压阀等方式进行减压；

(5)各种设施进口处压力超过该设施工作压力时，宜采用减压阀、节流管、减压孔板等方式进行减压；

(6)采用动压供水时，应设工作备用泵与消防专用泵；

(7)管道接口应采用牢固耐用、便于拆装的接口管件。

13.6.8 井下消防洒水水质应符合表 13.6.8的规定。有机组冷却用水时，除水质符合表 13.6.8的规定外，其

碳酸盐硬度应不超过 300mg/L(碳酸钙计)。

487

表 13.6.8 消防洒水用水水质标准

项目 标准

悬浮物含量 ≤30mg/L

悬浮物粒径 <0.3mm

PH值 6.5-8.5

总大肠菌群 每 100mL,水样中不得检出

粪大肠菌群 每 100mL水样中不得检出

13.6.9 井下消防用水量应包括消火栓用水量，自动喷水灭火装置用水量，水喷雾隔火装置用水量以及其它

消防设施用水量。用水量计算及有关参数的选择应符合下列规定：

(1)井下消火栓用水量应为 5~l0L/s，其消火栓用水量大小应根据矿井生产能力与井下火灾危险程度确定。每

个消火栓的设计流量应为 2.5L／s，消火栓出口压力应为 0.35~0.5MPa，火灾延续时间应为 6h；

(2)自动喷水灭火装置设计参数应按下列各值选取：喷水强度为 8L／min·m2，保护巷道长度为 14~18m，喷头

出口压力为 0.1~0.2MPa，火灾延续时间为 2h；

(3)水喷雾隔火装置设计用水量，应按布置喷头数量累加计算，喷头出口压力为 0.2MPa，工作时间为 6h。

13.6.10 井下各种用水设施的用水量、所需水压、日工作小时数应根据该设施额定值选取，也可按表 13.6.10

选取。

表 13.6.10 井下用水设施用水量、水压、日工作小时数

用水名称 用水量(L/s 水压(MPa) 日工作小时(h)

防尘用喷雾装置(0.3-0.08)×n

(0.03-0.12) ×n

0.3-0.5

1.0-2.010-12

风流净化水幕(0.03-0.04) ×n

(0.03-0.10) ×n

0.3-0.5

1.0-2.016-24

放炮用强喷雾装置(0.2-0.3) ×n

(0.3-0.4) ×n

0.3-0.5

11.0-2.01-2

移动液压支架强喷雾装置 (0.1-0.3) ×n 1.0-2.0 10-12

放顶煤强喷雾装置 (0.1-0.15) ×n 1.0-2.0 4-8

综采机组内外喷雾 1.3-2.0 0.1-0.5 8-10

煤巷掘进机 1.3 0.1-0.5 8-10

湿式凿岩机 0.08-0.10 0.15-0.3 8-10

混凝土配料搅拌机 0.4-0.6 0.1 4-5

煤壁注水泵进口 注 1 0.1-0.5 8-16

冲洗巷道用给水栓 DN25 0.4-0.6 0.3-0.5 6-8

装岩前洒水及冲洗顶帮 DN25 0.3-0.5 0.2-0.4 1-2

装煤前洒水及冲洗煤壁 DN25 0.3-0.5 0.2-0.4 1-2

锚喷前冲洗岩帮 DN25 0.3-0.5 0.2-0.4 1-2

注：(1)煤壁注水用水量可按 20~35L/t·煤计算；

(2)n：雾化喷嘴个数。

13.6.11 应在靠近井下消防洒水管道入井处附近，建专用井下消防洒水储水池，并应遵守下列规定：

488

(1)井下消防用水储存量应按一次火灾全部用水量计算，最少不得小于 200m3，并应有消防用水不作他用的技

术措施；

(2)井下洒水的调节储存量，应按最大小时洒水总水量的 2h计算；

(3)一旦发生火灾，专用井下消防洒水水池的出水管能够自动的由平时出水状态切换成消防时的出水状态；

(4)如专用井下消防洒水水池与地面其它水池合建时，除要消除负压影响外，还应保证以上 3款的实施。

13.6.12 在井下消防洒水系统中，宜在消防泵启动与停止、相关阀门的切换、水箱水位控制与联动以及对自

动喷水灭火装置、喷雾装置、强喷雾装置、风流净化水幕、水喷雾隔火装置的启动与停止实施自动化控制。

13.7 供热通风

13.7.1 室外空气气象计算参数，应符合《采暖通风与空气调节气象资料集》中的相关数据。资料中未列出

者，可采用地理条件相近城市的资料。

13.7.2 采暖地区的划分，应符合下列规定：

(1)采暖地区：累年日平均温度稳定低于或等于 5℃的日数大于或等于 90d；

(2)过渡采暖地区：累年日平均温度稳定低于或等于 5℃的日数为 60~89d；或小于 60d，但稳定低于或等于

80C的日数大于或等于 75d；

(3)非采暖地区：不满足以上两项气象条件的地区。

13.7.3 采暖地区、过渡采暖地区及非采暖地区需要设置集中采暖的建筑物应符合下列规定：

(1)采暖地区：凡经常有人工作或休息的建筑；

(2)过渡采暖地区：冷机加工及重要的轻作业厂房、灯房、浴室、办公楼、招待所、食堂、单身宿舍及其他类

似的建筑物；

(3)非采暖地区：灯房、浴室及井口等候室。

13.7.4 建筑物采暖计算温度，应符合下列规定：

(1)重要的轻作业厂房为 16~18℃；

(2)一般轻作业厂房为 14~160C；

(3)重作业厂房及作业人员很少的生产系统建筑为 10-12℃；

(4)热作业厂房及带式输送机栈桥、库房等为 5~8℃；

(5)行政福利及民用建筑可参照有关规定采用；

(6)当采用全面辐射采暖时，可按以上温度降低 3℃。

13.7.5 估算建筑物采暖耗热量时，采暖体积耗热指标应符合表 13.7.5的规定。

表 13.7.5 建筑物采暖体积耗热指标(W/m3·K)

建筑体积(1000m3) 生产系统建筑 工业厂房 行政福利建筑

<0.1 3.2-3.6 2.9-3.3 2.5-2.9

0.1-0.2 2.9-3.2 2.5-2.9 2.1-2.5

489

0.2-0.5 2.5-2.9 2.1-2.5 1.7-2.1

0.5-1.0 2.1-2.5 1.7-2.1 1.4-1.7

1.0-2.0 1.7-2.1 1.4-1.7 1.1-1.4

2.0-4.0 1.4-1.7 1.1-1.4 0.8-1.1

4.0-8.0 1.1-1.4 0.8-1.1 0.7-0.8

8.0-15.0 0.8-1.1 0.7-0.8 0.6-0.7

>15.0 0.7-0.8 0.6-0.7 0.5-0.6

注：(1)建筑体积与其外围面积之比值大者取小值，反之取大值；

(2)采暖室外计算温度低于-20℃地区的建筑，可按表中数值 90％计。

13.7.6 当计算采暖建筑物围护结构最小传热阻时，对空气潮湿，同时不允许围护结构内表面结露的建筑，

其室内空气露点计算温度应符合下列规定：

(1)厨房：8℃；

(2)浴室更衣室及热水箱间：18℃；

(3)衣服烘干室：20℃；

(4)浴室：23℃，天棚为园拱式或倾斜式时取 20℃。

13.7.7 产生大量余热或余湿的房间，应有良好的自然通风措施。当自然通风难以满足要求时，应采用机械

通风。

13.7.8 产生有害气体的房间，应设机械通风。经常无人作业的小房间，亦可采用有组织的自然通风，其排

风量可按表 13.5.8规定的小时换气次数计算。

表 13.7.8 产生有害气体房间的小时换气次数

序号 房间名称 小时换气次数

1 开口式酸性蓄电池室、输煤地道 15

2 瓦斯抽放机房 12

3 变电所油断路器室、矿灯房、电液室、氯气消毒室 10

4 电整流室、防酸隔爆式蓄电池室 6

5 太阳灯室、酸品库 5

6 易燃油库、矿灯充电室 3

7 化学品库 2

8 润滑油库、氯气库 1

注：煤仓排风量应根据储煤瓦斯释放率确定。

13.7.9 产生有害气体的设备，宜分别设置局部排风系统。当采用风帽排风难以满足要求时，应采用机械排

风。

13.7.10 根据邻近矿井地面原煤外在水份分析资料，对散发粉尘的设备或工艺环节，应加以密闭，并采用机

械除尘。对筛分设备，宜设置观察筛上杂物的窗口和清除措施。

在设有集中采暖的建筑物中，宜提高通风除尘排放空气的净化程度，使之符合室内空气含尘标准，实行室内

490

排放。

13.7.11 设有集中采暖的房间，总排风量超过每小时 3次换气量时，应予以补风补热，补偿热风量可按排风

量的 50％~70％计。

13.7.12 生产调度指挥中心、网络通信中心及主副井提升机房司机操作间，应设空调设备。

矿井提升机的变频柜室、变流器室及 PLC室，应按厂家提供的单体发热量采取降温措施，由室外补充新风

时，必须进行净化。

设置空调设施的室外气象参数，必须符合本节 13.7.1中的要求。

13.7.13 浴室热水温度及加热时间，应符合下列规定：

(1)浴池水：40℃，2h加热；

(2)淋浴水：双管淋浴 65℃，单管淋浴 40℃，3h加热。计算每个浴池供热管径时，加热时间可按 0.5h计。

13.7.14 办公楼、浴室、招待所、单身宿舍及最大班作业人数超过 50人的厂房，宜设全自动电热开水器。

13.7.15 井下作业人员饮水宜采用蒸汽或高温水热媒间接加热，当热媒温度低于 100℃时，可加电热器辅助。

饮水量应按最大班每人 3L计，加热时间宜为 2h。开水器宜设在井口房或其附近可通达开水车的地方。

13.7.16 矿井应设洗衣设备，洗衣机一次总装衣量应根据其服务人数经计算确定。

13.7.17 洗衣机耗热量可按其容水量加热到 50℃，加热时间可按 0.25h计。当洗衣机为 1~2台，可按 1台耗

热量计，超过 2台时按 2台耗热量计。

13.7.18 食堂炊事所需能源，宜采用液化石油气。用气指标应根据当地燃气公司的统计资料。

13.7.19 食堂应设冷藏设备，其容积应符合下列规定：

(1)每天用餐人数小于 300人，为 3m3；

(2)每天用餐人数 300~800人，为 3~8m3。

13.8 矿井井筒防冻

13.8.1 采暖室外计算温度等于或低于-4℃地区的进风立井、等于或低于-5℃地区的进风斜井和等于或低于-6

℃地区的进风平硐，当有淋帮水、排水沟或排水管时，应设置空气加热设备。

13.8.2 井筒空气加热的室外计算温度应符合下列规定：

(1)立井与斜井：取历年的极端最低温度平均值；

(2)平硐：取历年的极端最低温度平均值与采暖室外计算温度二者的平均值。

13.8.3 通过加热器加热后的热风计算温度，按热风与冷风混合地点及条件可采用下列数值：

(1)当在井筒内混合时：立井可取 60~70℃，斜井及平硐可取 40~50℃；

(2)当在井口房混合时：热风压入式可取 20~30℃，热风吸入式可取 10~20℃；热风与冷风混合温度应按 2℃

计。

13.8.4 热风的输送，当矿井为抽出式通风时，热风宜设专门风机输送。当利用井筒进风负压输送时，应采

491

取以下措施：

(1)井口房应有可靠的密闭措施，经常开启的大门宜设热风幕；

(2)空气加热器系统风流阻力不宜大于 50Pa；

(3)空气加热器冷风侧应有防止被室外风压倒风的措施。

13.8.5 加热空气的热媒，宜采用高温水，当采用蒸汽热媒时，蒸汽压力不应低于 0.3MPa，并应有可靠的疏

水装置，冷凝水应返回锅炉房。

13.8.6 空气加热器散热面积的富余系数，应符合下列规定：

(1)绕片式加热器可取 1.15~1.25；

(2)串片式加热器可取 1.25~1.35；

(3)空气加热机组不宜少于 2组，不设备用机组。

13.9 锅炉房

13.9.1 矿井锅炉应燃用本矿生产的燃料。根据煤的品种要求，矿区规划中工业场地内设有选煤厂，经可行

性论证必须设置煤泥电厂时，矿井锅炉房应按临时锅炉房设计。其位置尽量与煤泥电厂位置相适应，便于室外热

力管道连接。

13.9.2 计算锅炉总热负荷时，管网热损失系数应符合下列规定：

(1)热水管网可取 1.05~1.1；

(2)蒸汽管网可取 1.2~1.25。

13.9.3 锅炉房不应设备用锅炉。用于采暖、井筒防冻及矿井浴室供热的锅炉，宜采用相同类型的锅炉，但

不应少于 2台。

13.9.4 锅炉给水处理，应符合国家现行标准《锅炉房设计规范》GB 50041有关水处理的规定。

13.9.5 单台锅炉容量大于或等于 4t/h(2.8MW)时，宜采用连续运输的运煤和出灰设备。

13.9.6 锅炉为机械引风时，烟囱出口烟气流速宜取 12~15m/s，在特殊情况下可大于 15m/s，但不宜大于 20m

/s。

13.9.7 锅炉房内可设休息室、更衣室、浴室及厕所，其总建筑面积应符合下列规定：

(1)锅炉总能力小于或等于 20t/h，为 40m2；

(2)锅炉总能力小于或等于 40t/h，为 60m2；

(3)锅炉总能力大于 40t/h，为 80m2。

13.9.8 锅炉房耗煤量，应按运行锅炉总额定出力及运行时间计算，锅炉每天运行时间应符合下列规定：

(1)非采暖期每班工作制可按 4h计，三班工作可按 12h计；

(2)采暖期按 16h计，采暖室外计算温度低于-20℃的地区应按 20h计。

13.9.9 室外供热管道宜采用直埋敷设或地沟敷设，也可架空敷设，但宜沿建筑物架设。

492

当采用蒸汽供热时，矿井浴室、井筒空气加热室宜设专管供热。

13.9.10 供热管道保温应符合现行的《城市热力网设计规范》CJJ 34有关规定。直埋管道应符合现行的《城

镇直埋供热管道工程技术规程》CJJ/T 81有关规定。

13.10 矿井瓦斯利用及燃气

13.10.1 矿井抽放的瓦斯中可燃物含量较高时，应利用其作为民用燃料或锅炉使用。

13.10.2 矿井煤质气化条件较好时，在技术经济合理的条件下，可建设民用煤气设施。

13.10.3 室内燃气供应应符合国家现行标准《城镇燃气设计规范》CB 50028有关规定。

13.10.4 食堂能源为液化石油气时，宜采用瓶组供应的高低压调压器系统。其容积为 50kg重的钢瓶总量不

宜超过 8个。

14 环境保护

14.1 一般规定

14.1.1 矿井环境保护设计，必须贯彻执行国家和省、自治区、直辖市地方政府颁布的法令、法规、政策、

标准和规定。

14.1.2 矿井环境保护设计应按照国家规定的程序进行。

14.1.3 矿井环境保护设计应贯彻污染防治与资源综合利用相结合的方针。

14.1.4 改建、扩建矿井，应针对新增工程及现有工程所引起的环境问题，统一进行环境保护设计，应以新

带老，力争做到增产不增污或增产少排污。

14.2 污染防治

14.2.1 矿井的污染物排放必须达到国家和地方规定的排放标准，并应符合环境总量控制要求。

14.2.2 煤炭、矸石等物料在储、装、运、破碎及筛分过程中应采取产尘较少的工艺，并在操作区设置抑尘

设施，应避免敞开式操作。对露天储煤场、排矸场应设置洒水、喷水设施，其周围应种植树木，形成隔尘绿化带。

14.2.3 矿井废水(井下排水)应经处理合理利用。矿井废水及污水，应根据水质、水量、用途，经技术经济比

较，确定最佳处理方法和流程。

14.2.4 矿井生产排矸应首先作为二次资源加以综合利用，建设期的矸石宜作路基、填垫工业场地及铁路护

坡等用途；生产期的掘进矸石可作建材、筑路、充填塌陷区复土造田等综合利用。

14.2.5 新建、改扩建矿井一般不应设永久排矸场。设置临时排矸场时，除应符合本规范 10.1.15条规定外，

尚应符合下列规定：

(1)排矸场地应设置拦渣、排水、防扬尘设施；

(2)对于有自燃倾向的排矸场，应布置在工业场地和居民区常年最多风向的下风向，并应采取防燃措施。

493

14.2.6 生活垃圾应首先考虑由当地环卫部门统一处置，如条件不具备，处置地点应选择距离对居民区无影

响的干燥的地点，并不得污染水体，同时应有防扩散措施。

14.2.7 锅炉灰渣应加以利用，暂不能利用的可同矸石一并处置。

14.2.8 对矿井通风机、空气压缩机、提升机、锅炉鼓风机和引风机、原煤破碎筛分等设备，应首先选择低

噪声设备；如仍达不到要求，应采取隔声、消声、吸声、隔振等噪声控制措施。

14.3 生态保护

14.3.1 矿井可行性研究和设计应预测因矿井开采引起的地表沉陷范围、程度及相应时间。

14.3.2 矿井设计应积极采用新技术，减少地表沉陷。

14.3.3 矿井环境保护设计必须依据国家有关环境保护及土地复垦的规定，根据当地规划及塌陷的具体情况

制定出相应的综合整治措施。

14.3.4 矿井工业场地必须进行绿化，绿化符合实用、经济、美观的原则。

14.3.5 矿井设计应在论证原有水土流失的基础上，制定水土保持措施。

14.4 环境机构设置及专项投资

14.4.1 矿井应设置环境保护管理机构，配备 1~5名专职管理和监测人员，负责组织、落实、监督监测本矿

井环境保护工作。

14.4.2 矿井应配备环境监测设备进行日常性监测。

14.4.3 凡属于污染治理和保护环境所需的装置、设备、监测手段和工程设施等投资均属于环境保护投资。

凡矿井移交生产所必须具备的各项环境保护投资，应列入矿井建设投资。

15 技术经济

15.1 一般规定

15.1.1 矿井预可行性研究报告内容和可行性研究报告内容应包括组织机构及人力资源配置、投资估算、经

济评价和技术经济综合评价。初步设计文件内容应包括组织机构及人力资源配置、概算编制依据、投资汇总表及

投资分析。

15.1.2 矿井建设项目的预可行性研究和可行性研究应做财务评价。

15.1.3 矿井技术经济除应符合本规范规定外，应执行国家或行业现行的工程造价管理和经济评价等相关规

定。

15.2 劳动定员及劳动生产率

15.2.1 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。

生产工人应包括井下工人和地面工人，管理人员应包括行政人员和技术人员，生产工人和管理人员均属原煤

494

生产人员。服务人员和其他人员属非原煤生产人员。

15.2.2 矿井劳动定员应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，并应符

合下列规定：

(1)预可行性研究，矿井劳动定员可参照同类矿井，结合本矿井具体条件类比分析计算；

(2)可行性研究，矿井劳动定员应按可行性研究深度确定的系统环节排列计算；

(3)初步设计，矿井劳动定员必须按系统环节定岗定员计算；

(4)矿井管理人员、服务人员和其他人员宜按以下比例控制：

①管理人员占原煤生产人员 7％~9％；

②服务人员占原煤生产人员的 5％~8％；

③其他人员占原煤生产人员的 3％~5％。

15.2.3 矿井劳动定员的在籍人数，应按各类人员的出勤人数乘以各类人员的在籍系数确定。在籍系数应考

虑病假、事假、轮休、节假日等因素，一般宜采用下列系数：

(1)管理人员、服务人员、其他人员在籍系数可取 1.0；

(2)井下工人在籍系数可取 1.4~1.5；

(3)地面工人在籍系数可取 1.3~1.4。

15.2.4 矿井预可行性研究、可行性研究和初步设计，均应计算矿井设计原煤生产人员全员效率(简称矿井全

员效率)。

15.2.5 预可行性研究、可行性研究和初步设计，均应按下列算式计算矿井全员效率：

矿井全员效率=

15.3 投资估算及概算

15.3.1 矿井预可行性研究估算的项目总投资准确率应控制在土 20％以内。其投资估算应按生产系统或环节

做出投资估算汇总表，并对投资的合理性作出分析。

15.3.2 矿井可行性研究估算的项目总投资准确率应控制在±10％以内。可行性研究估算的总投资一经批准，

应作为工程造价的最高限额(按可比价格计算)，不得随意突破，如遇特殊情况，应对预可行性研究投资估算进行

调整，并报原审批部门批准。投资估算应按生产系统和环节做出单位工程投资估算书，并对投资进行分析，附投

资估算书。凡有引进设备的项目应附外汇额度汇总表。

15.3.3 矿井初步设计概算的编制应严格按照设计工程量计算价格。概算书中应附指标换算表及主要价格依

据并应对投资进行分析。

15.3.4 矿井建设过程中，如因工程建设条件变化需要进行概算调整，已完工程应按实际结算计列，未完工

矿井设计年原煤产量（t）

全部原煤生产人员出勤人数×设计年工作日（工日）

495

程按概算要求编制，并应进行投资对比分析。

15.4 经济评价

15.4.1 矿井投资分配应按设计建设工期、资金筹措方案确定。

15.4.2 矿井项目资本金总额的确定应执行国家有关规定。

15.4.3 矿井流动资金宜按下列方式估算：

(1)老矿区的新井可参照邻近矿井或本矿区的平均先进水平估算；

(2)新矿区可根据国家有关规定估算。

15.4.4 矿井预可行性研究生产成本和费用估算应附设计生产成本和费用估算表；可行性研究应对生产成本

和费用估算表中主要科目进行详细计算。

15.4.5 矿井煤炭销售价格，应根据项目所处地区煤炭市场行情，结合煤质情况，经分析后确定；凡设有坑

口选煤厂(含选煤车间)的项目应根据设计产品方案中的产品平衡表计算出产品综合售价。

15.4.6 矿井经济评价采用的方法与参数按国家现行规定执行，主要评价指标应齐全，计算所采用的软件应

通过行业鉴定。

15.4.7 矿井预可行性研究和可行性研究必须进行盈亏平衡分析、敏感性分析。

15.5 技术经济综合评价

15.5.1 矿井预可行性研究应根据矿井资源和外部建设条件、市场调查与分析、矿井接替和企业发展、矿井

开发主要技术方案、资金筹措及投资效果等，对项目立项的必要性和可行性进行综合评价。

15.5.2 矿井可行性研究应根据井田勘探地质报告提供的资源条件、落实的外部建设条件和有关协议、可靠

的煤炭产品市场、详细的设计方案、投资效果的进一步分析等，对矿井建设的可行性和合理性进行综合评价。

496

附录 A 固体矿产资源分类

(规范性附录)

表 A 固体矿产资源/储量分类表

地质可靠程度

分类类型

经济意义

查明矿产资源 潜在矿产资源

探明的 控制的 推断的 预测的

经济的

可采储量(111)

基础储量(111b)

预可采储量(121) 预可采储量(122)

基础储量(121b) 基础储量(122b)

边际经济的基础储量(2M11)

基础储量(2M21) 基础储量(2M22)

次边际经济的资源量(2S11)

资源量(2S21) 资源量(2S22)

内蕴经济的 资源量(331) 资源量(332)资源量

(333)资源量(334)?

说明：表中所用编码(111—334)

第 1位数表示经济意义：1=经济的，2M=边际经济的，2S=次边际经济的，3=内蕴经济的，?=经济意义未定

的；

第 2位数表示可行性评价阶段：1=可行性研究，2=预可行性研究，3=概略研究；

第 3位数表示地质可靠程度：1=探明的，2=控制的，3=推断的，4=预测的，b=未扣除设计、采矿损失的可

采储量。

497

附录 B 煤炭资源量估算指标

（资料性附录）

表 B 煤炭资源量估算指标

煤类

指标

项目

炼焦用煤

长焰煤不粘

煤弱粘煤贫

煤

无烟煤 褐煤

煤层厚

度(m)

井

采

倾

角

<250 ≥0.7 ≥0.8 ≥1.5

250-450 ≥0.6 ≥0.7 ≥1.5

>450 ≥0.5 ≥0.6 ≥1.3

露天开采 ≥1.0 ≥1.5

最高灰分 Ad(%) 40

最高硫分 St.d(%) 3

最低发热量 Qnet.d(MF/kg) 17.0 22.1 15.7

498

附录 C 矿井预可行性研究、可行性研究

和初步设计资源／储量类型及计算C.1 矿井预可行性研究资源／储量类型及计算

(详查地质报告为基础)

C.1.1 矿井地质资源量：详查地质报告提供的查明煤炭资源的全部。包括控制的内蕴经济的资源量 332、推

断的内蕴经济的资源量 333。

C.1.2 矿井工业资源／储量：地质资源量中控制的资源量 332，经分类得出的经济的基础储量 122b、边际经

济的基础储量 2M22连同地质资源量中推断的资源量 333的大部，归类为矿井工业资源／储量。

矿井工业资源／储量应依据本规范附录 A和附录 B的分类原则和指标，对控制的资源量进行预可行性综合

评价和经济意义分类；对推断的资源量作资源可靠性评价后乘以可信度系数。矿井工业资源／储量的归类框架：

控制的资源量 332

地质资源量 工业资源/储量

推断的资源量 333 333×k

注：k——可信度系数，取 0.7~0.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，A值取 0.9；地质构造复杂、煤

层赋存不稳定的矿井，A值取 0.7。

矿 井 工 业 资 源 /储 量 按 下 式 计 算 ： 矿 井 工 业 资 源 /储 量 =122b+2M22+333×k

(C.1.2)

C.1.3 矿井设计资源／储量：矿井工业资源／储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地

面建(构)筑物煤柱等永久煤柱损失量后的资源／储量，称矿井设计资源／储量。

C.1.4 矿井设计可采储量：矿井设计资源／储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率，为

矿井设计可采储量。

C.2 矿井预可行性研究资源／储量类型及计算

(勘探地质报告为基础)

C.2.1 矿井地质资源量：勘探地质报告提供的查明煤炭资源的全部。包括探明的内蕴经济的资源量 331、控

制的内蕴经济的资源量 332、推断的内蕴经济的资源量 333。

C.2.2 矿井工业资源／储量：地质资源量中探明的资源量 331和控制的资源量 332，经分类得出的经济的基

础储量 121b和 122b、边际经济的基础储量 2M21和 2M22，连同地质资源量中推断的资源量 333的大部， 归

类为矿井工业资源／储量。

经济的基础储量 122b

边际经济的基础储量 2M22

次边际经济的资源量 2S22

499

矿井工业资源／储量应依据本规范附录 A和附录 B的分类原则和指标，对探明的和控制的资源量进行预可

行性综合评价和经济意义分类；对推断的资源量作资源可靠性评价后乘以可信度系数。矿井工业资源/储量的归

类框架：

经济的基础储量 121b

探明的资源量 331 边际经济的基础储量 2M21

次边际经济的资源量 2S21

地质资源量 经济的基础储量 122b

控制的资源量 332 边际经济的基础储量 2M22

次边际经济的资源量 2S22

推断的资源量 333 333×k

矿井工业资源／储量按下式计算：

矿井工业资源／储量=12lb+122b+2M21+2M22+333×k (C.2.2)

C.2.3 矿井设计资源／储量：计算原则按本附录 C.1.3。

C.2.4 矿井设计可采储量：计算原则按本附录 C.1.4。

C.3 矿井可行性研究和初步设计资源／储量类型及计算

(勘探地质报告为基础)

C.3.1 矿井地质资源量：归类和计算原则按本附录 C.2.1。

C.3.2 矿井工业资源／储量：地质资源量中探明的资源量 331和控制的资源量 332，经分类得出的经济的基

础储量 111b和 122b、边际经济的基础储量 2M11和 2M22，连同地质资源量中推断的资源量 333的大部，归类

为矿井工业资源／储量。

矿井工业资源／储量应依据本规范附录 A和附录 B的分类原则和指标，对探明的和控制的资源量进行可行

性综合评价和经济意义分类；对推断的资源量作资源可靠性评价后乘以可信度系数。矿井工业资源／储量的归类

框架：

经济的基础储量 111b

探明的资源量 331 边际经济的基础储量 2M11

次边际经济的资源量 2S11

地质资源量 经济的基础储量 122b

控制的资源量 332 边际经济的基础储量 2M22

次边际经济的资源量 2S22

推断的资源量 333 333×k

矿井工业资源／储量按下式计算：

矿井工业资源／储量=lllb+122b+2Mll+2M22+333×k (C.3.2)

C.3.3 矿井设计资源／储量：计算原则按本附录 C.1.3。

C.3.4 矿井设计可采储量：计算原则按本附录 C.1.4。

工业资源/储量

工业资源/储量

500

附录 D 水力采煤

D.1 一般规定

D.1.1 采用水力采煤方法的煤层应符合下列规定：

(1)顶板稳定或中等稳定、底板泥化、底鼓不严重、倾角 70 以上的中厚和厚煤层；

(2)倾角、厚度变化大、地质构造复杂、适合水采条件的不稳定煤层；

(3)煤层厚 lm及以上、目前用旱采机械化采煤有困难的倾斜、急倾斜煤层；

(4)无煤与瓦斯突出煤层。

D.1.2 在水采矿井中，对不适合水采的部分煤层或区段可采用旱采，采出的煤宜纳人水采煤的运输、提升

系统。

在旱采矿井中，对适合水采的煤层或区段可设置独立水采区。

D.1.3 水采矿井或独立水采区，均应设置高压供水、水力落煤、水力运输、水力提升、煤的脱水和水的澄

清工艺系统，设备能力应互相适应，且应有能容纳适量水或煤水的缓冲设施。

水采矿井煤水应送入选煤厂。当无选煤厂时，必须在地面设置脱水车间。煤泥水的最终处理必须在地面进

行，其排放必须符合环境保护要求。

D.1.4 水力采煤的运输方式的选择应符合下规定：

(1)洗选焦煤或用户对产品无粒度要求的动力煤，宜全部采用水力提升。大于 50mm粒度的块煤应进行闭路

破碎后纳入提升系统；

(2)有粒度要求的动力煤和无烟煤，宜采用分级提升。分级提升粒度应结合煤的脱水性能、选煤等综合效益

确定；

(3)旱采矿井改为水采矿井，可利用原有系统采用分级提升。

D.1.5 水力落煤和掘进工作面用水，应采用闭路循环或部分循环系统。能避免流入水采系统的井下自然涌

水，应由矿井排水系统排出。

循环供水的高压泵和管道水力运输、提升的煤水泵，应选用耐磨型水采专用设备。

D.1.6 采掘供水、煤水提升管路与选煤厂的交接处，应设有流量、压力、煤水浓度、水位等计量监测装置，

并纳入矿井计算机调度系统。

D.2 开 采

D.2.1 水采矿井的煤水提升及高压供水的管路，应设于具有检修条件的井筒内。设置井筒个数应根据矿井

具体条件经技术经济论证后确定。

501

D.2.2 开拓与准备巷道的布置应符合下列规定：

(1)缓倾斜煤层井田走向长度小于 2500m，主要巷道采用明槽水力运输；走向长度大于 2500m，宜分区开采，

主要巷道采用管道水力运输；

(2)采区准备巷道宜采用分段集中巷和分段上山的布置方式。采区走向长度、分阶段斜长应根据煤层条件、

巷道掘进及支护方式、矿山压力、通风及辅助运输方式确定，并可按下列规定采用：

①采区每翼走向长度，缓倾斜、倾斜煤层为 300~1000m；急倾斜煤层为 200~300m；

②分阶段斜长，缓倾斜煤层为 100~200m，倾斜煤层为 80~150m；急倾斜煤层为 60~120m；

③分段上山沿走向的间距为 60~120m。

(3)倾斜和急倾斜煤层，可在底板坚硬岩层中布置采区溜煤上山，专作煤水运输。

D.2.3 水力采煤的水压应根据煤层的硬度、裂隙、矿山压力，并参照邻近矿井或类似矿井水采煤层的实际

值以类比方法确定。流量应根据煤层条件、水力落煤及水力运输的要求确定。并可按表 D.2.3的规定采 用。

表 D.2.3 水力采煤水压、流量

煤层 水力采煤水压、流量

软硬程度普氏系数 裂隙

出口压力（MPa）流量（m3/h）

薄及中厚煤层 厚及特厚煤层

软 0.5-0.8 发育 5-8

150-250 >250

较软 0.8-1.0 发育 8-12

中硬 1.0-1.2 较发育 12-16

较硬 1.2-1.5 较发育 16-20

硬 1.5-2.0 较发育 20-23

D.2.4 掘进供水的水压及流量，应根据掘进设备、巷道坡度、煤层硬度选择，并应符合下列规定：

(1)采用掘进机时，工作面的水压为 1~2MPa，流量为 100~150m3／h；

(2)采用爆破水冲掘进时，工作面的水压为 1MPa，流量为 80~100m3/h；

(3)采用水枪掘进时，水压宜采用表 D.2.3中的上限值，流量宜为 100~150m3/h。

D.2.5 回采水枪的小时生产能力应符合下列规定：

(1)厚煤层应为 100~200t；

(2)中厚煤层应为 50~l00t；

(3)薄煤层应为 30~50t。

D.2.6 1台水枪回采的设计生产能力应符合下列规定：

(1)缓倾斜厚煤层应为 0.50~0.70Mt／a；

(2)缓倾斜中厚煤层、倾斜、急倾斜厚煤层应为 0.3~0.45Mt／a；

(3)倾斜、急倾斜薄及中厚煤层应为 0.12~0.21Mt／a。

D.2.7 每一回采工作面应配备 3台工作水枪，其中 1台运行，1台准备，1台备用。

502

D.2.8 无支护水力采煤方法应符合下列规定：

(1)厚度小于 8m，倾角大于 120 的煤层，应采用走向小阶段采煤法；厚度为 8m及以上的煤层可采用多巷道

走向小阶段采煤法；

(2)倾斜漏斗采煤法：

①单面漏斗采煤法，适用于厚度小于 5m、倾角 70~200 的煤层；

②双面漏斗采煤法，适用于厚度小于 3m、倾角 70~150 的煤层。

D.2.9 无支护水力采煤工作面采垛参数，应符合表 D.2.9的规定：

表 D.2.9 无支护水力采煤工作面采垛参数

采煤方法 采垛(面)长度(m) 回采一次移枪距(m) 冲采角(0)

走向小阶段 10-12 4-10 60-80

单面漏斗 10-15 4-8 65-80

双面漏斗 12-22 2-6 65-70

D.2.10 瓦斯含量大的煤层采用水力采煤时，应采取下列措施：

(1)增加边界回风眼和回风石门；

(2)在厚煤层中增设配风巷；

(3)采取倒面开采；

(4)工作面采用液控水枪离机操作时，应采用压人新风，抽出瓦斯的通风方式。

D.2.11 水采的准备巷道一般为有坡度的斜巷，其辅助运输应采用机械化。

D.3 工艺系统

D.3.1 水力采煤工艺系统中的煤水比应符合下列规定：

(1)水力落煤应为 1:1~1:3；

(2)水力运输应为 1:2—1:4；

(3)水力提升：

①全部水力提升应为 1:2~1:5；

②分级水力提升应为 1:4~1:7。

D.3.2 采掘的供水应符合下列规定：

(1)采掘用水应利用井下涌水并采用循环供水。当不能满足要求时，可利用地表水或井下钻孔取水；

(2)高压泵设置地点，应根据水源、供水压力和管道等条件确定；

(3)单台水泵不能满足采煤水压要求时，可根据管道承压情况，采用 2台泵为一组就地或他地串联运行。

高压泵宜采用液力耦合器传动。供一组回采水枪用水的一套高压泵的数量按一组工作、一组备用和检修配置。两

套以上高压泵在同一泵房时，其备用和检修数量可适当减少；

(4)高压泵的蓄水池应设置两个，其总容积应为泵房小时供水量的 2~4倍；

503

(5)回采和掘进供水，应采用专用管道分别供给。采区内安装的掘进管道应与回采管道的规格一致；

(6)采掘供水管道在采区宜采用快速接头连接，其他地点可采用焊接连接。但必须符合现行《煤矿安全规程》

的有关规定。

D.3 水力运输和水力提升应符合下列规定：

(1)明槽水力运输的坡度，应根据不同巷道、煤的容量、粒度、含矸情况和溜槽材质确定，集中巷宜为 7％~

10％；采区顺槽宜为 7％~15％。溜槽的断面积应按通过煤量为设计水枪小时落煤量的 1.5~2倍计算；

(2)管道水力提升时，应在井底设煤水提升硐室，并宜与矿井主排水泵房联合布置。在井下采用管道水力运

输时，应在采区设煤水制备硐室，将煤水送至井底提升硐室的煤水仓后再转排至地面；

(3)煤水仓宜采用压入式布置，并设置定量给煤或浓度调节装置。当采区储量少或对标高损失要求较严时，可

采用压人式或吸人式煤水仓。

压入式煤水仓附近应设溢流仓，储存煤水仓的溢流和事故煤水，并可兼作煤水仓的补给水仓和为冲洗煤水管

道、掘进用水提供第二水源。

煤水仓、溢流仓的容积应按水仓 0.5~1h的煤水排出量设计；

(4)输送中、小粒度的多段式高扬程煤水泵应按单台运行设计。

输送大粒度的煤水泵，设计应根据输送扬程选择运输方式：单台运行；两台串成一组运行；多台远地串联运

行；

(5)一套煤水运输、煤水提升系统煤水泵的数量，应按一组工作、一组备用、一组检修配置。两套及以上煤

水泵布置在同一泵房时，其备用和检修数量可适当减少。不兼作矿井主排水泵或排煤粒度小于 6mm时，检修泵

可不安装；

(6)当煤水泵需要外注清水密封时，应设水源蓄水池、密封用泵和管道。注入密封处的水压应控制在比该处

煤水压力高 0.1~0.3MPa范围内；

(7)煤水管道一般采用焊接。在管道转弯、变坡度等容易发生堵管的地点和间距每 30—50m，应设置带有快

速接头的检查孔；

(8)一套煤水系统煤水管道的数量宜一趟工作、一趟备用，两套及以上管道走同一途径时，其备用数量可适

当减少。

D.3.4 煤水提升至地面应输入选煤厂的准备储存系统或脱水车间的缓冲仓。缓冲仓应设置两个，有效容量

应为 2h的煤水量。

煤泥脱水回收和煤泥水澄清均应机械化。

504

本规范用词说明

(1)为便于在执行本规范条文时区别对待，对要求严格程度不同的用词说明如下：

①表示很严格，非这样做不可的用词：

正面词采用“必须”，反面词采用“严禁”；

②表示严格，在正常情况下均应这样做的用词：

正面词采用“应”，反面词采用“不应”或“不得”；

③表示允许稍有选择，在条件许可时首先应这样做的用词：

正面词采用“宜”，反面词采用“不宜”；

表示有选择，在一定条件下可以这样做的用词，采用“可”。

(2)本规范中指明应按其他有关标准、规范执行的写法为“应符合……的规定”或“应按……执行”。

505

煤炭工业露天矿设计规范CB 50197(2005)

主编部门：中国煤炭建设协会

批准部门：中华人民共和国建设部

506

施行日期：2005 年 10 月 1 日

中华人民共和国建设部公告

第 357 号

建设部关于发布国家标准

《煤炭工业矿井设计规范》的公告

现批准《煤炭工业露天矿设计规范》为国家标准，编号为GB50197—2005，自 2005年 10月 1日起实施。其

中，第 2.2.1、3.1.4、3.1.5、3.2.2(1、2、3)、3.5.9(1)、3.5.14、3.7.1、3.7.4、3.7.7、4.2.2、4.3.11、4.3.12、5.1.3、

5.2.4、6.0.10、6.0.13、7.1.2、9.2.6、10.2.2 (7)、12.1.1、12.3.4、12.6.1、12.7.11、13.2.4、15.1.2、15.9.1、15.9.2、

16.1.1、16.1.2(2、3)、16.1.4、16.2.1、条(款)为强制性条文，必须严格执行。原《露天煤矿工程设计规范》GB 50197—

94同时废止。

本规范由建设部标准定额研究所组织中国计划出版社出版发行。

中华人民共和国建设部

二 OO五年七月十五日

507

前 言

本规范是根据建设部建标[2003]102号文《关于印发<二 OO二~二 OO三年工程建设国家标准制定、修订计

划>的通知》的要求，由中煤国际工程集团沈阳设计研究院会同有关单位，对原国家标准《露天煤矿工程设计规

范》GB 50197—94进行修订的基础上编制完成的。

本规范在修订过程中，规范修订组进行了广泛的调查分析，总结了近年来我国露天煤矿的设计和生产经验，

与相关规范标准进行了协调，并借鉴了国外的有关规范、标准，广泛征求了设计、科研、生产、院校和管理方面

的意见，经多次讨论、反复修改，最后经审查定稿。

本规范修改的主要内容：

1．扩大了规范的适用范围；

2．褐煤、非焦煤和焦煤的经济剥采比限值分别由 5m3/t、8m3/t、10m3/t 改为 6 m3/t、10 m3/t、15m3/t；

3．“储量”改为“资源／储量”，其分类标准与国际接轨；

4．露天煤矿设计服务年限缩短；

5．增补了露天煤矿新的开采工艺内容；

6．增补了“工业场地总平面布置”、“给排水与供热通风”、“环境保护”、“技术经济”和“附录”等内容；

7．对铁路运输的内容进行了删减和调整；

8．将“电力牵引供电”、“铁路信号”由章改为节，内容进行了删减和调整，合并到“电气”章；

9．增补了地下水控制疏干水利用的内容。

本规范修订后名称改为《煤炭工业露天矿设计规范》，主要内容有：总则、基本规定、开采工艺、内部运输、

排土场、边坡稳定工程、地下水控制、防水和排水、生产系统、工业场地总平面布置、机电设备维修、电气、通

信、集中控制、监测和计算机管理、地面建筑、给排水与供热通风、环境保护、技术经济及附录等。

本规范黑体字条文为强制性条文，必须严格执行。

本规范由建设部负责管理和对强制性条文的解释，由中煤国际工程集团沈阳设计研究院负责具体内容的解

释。本规范在执行过程中，请各单位结合工程实践，认真总结经验，如发现需要修改或补充之处，

请将意见和建议寄交中煤国际工程集团沈阳设计研究院《煤炭工业露天矿设计规范》管理组(地址：辽宁省

沈阳市沈河区先农坛路 12号，邮编：110015，传真：024—24810245)，以便今后修改和补充。

本规范主编单位、参编单位和主要起草人：

主编单位：中煤国际工程集团沈阳设计研究院

参编单位：中国矿业大学

508

煤炭工业西安设计研究院

内蒙古自治区煤矿设计研究院

主要起草人：郑友毅 马培忠 张铁军 李汇致 王振平 董宝弟 杨涧国 罗德权 佟吉栋

郭振文 才庆祥 李克民 姬长生 杨朝阳 高 岩 王光武 李 静 师恩奎

张振文 刘勤福 闫发尧 董万江 马志远 柴书斌 刘建华 董光中 常富华

王光荣 杨如曾 张玉霖 吴顺从 韩学增 齐 颖 张万和 孙洪津

主要审查人：毕孔耜 何国纬 吴文彬 戴少康 孟 融 李庚午 郭均生 刘 毅 张幼蒂

刘 光 孟建华 王 冲 叶贵钧 刘兴禄 鲍巍超 曾 涛 冯景涛 王荣相

509

目 录

1 总 则

2 基本规定

2.1 开采境界

2.2 资源/储量

2.3 设计生产能力

2.4 开拓运输方式和开采程序

3 开采工艺

3.1 一般规定

3.2 间断开采工艺

3.3 连续开采工艺

3.4 半连续开采工艺

3.5 拉斗铲倒堆开采工艺

3.6 其他开采工艺

3.7 穿孔爆破

4 内部运输

4.1 一般规定

4.2 卡车运输

4.3 带式输送机运输

4.4 铁路运输

5 排土场

5.1 一般规定

5.2 排土线规格

5.3 排弃方式及设备选择

6 边坡稳定工程

7 地下水控制

7.1 一般规定

7.2 地下水控制方法

510

7.3 水文地质计算

7.4 设备及附属设施

7.5 过滤器

8 防水和排水

8.1 采掘场排水

8.2地面防排水

9 生产系统

9.1 生产能力

9.2 破碎

9.3 储煤

9.4 装车

10 工业场地总平面布置

10.1 场址选择

10.2 总平面布置

10.3 竖向布置及场地防排水

10.4 场区道路

11 机电设备维修

11.1 一般规定

11.2 机械设备维修

11.3 电气设备维修

11.4 库房

12 电 气

12.1 供电和变电所

12.2 采掘场和排土场配电

12.3 疏干、排水配电

12.4 生产系统和附属设施动力配电

12.5 电力牵引供电

12.6 防雷与接地

12.7 铁路信号

13 通 信

13.1 一般规定

511

13.2 生产调度通信

13.3 行政管理通信

13.4 有线电视系统

13.5 通信线路

14 集中控制、监测和计算机管理

14.1 一般规定

14.2 集中控制和监测

14.3 计算机管理

15 地面建筑、给排水与供热通风

15.1 地面建筑一般规定

15.2 破碎站

15.3 机头站(驱动站、转载站)、分流站

15.4 带式输送机栈桥或地道

15.5 毛煤储煤场

15.6行政、公共建筑

15.7 水 源

15.8 给 水

15.9 消防、管道及设备

15.10 排 水

15.11 采 暖

15.12 通 风

15.13 供 热

16 环境保护

16.1 一般规定

16.2 污染防治

16.3 土地复垦及水土保持

16.4 机构设置及投资

17 技术经济

17.1 一般规定

17.2 劳动定员及劳动生产率

17.3 投资估算及概算

512

17.4技术经济评价

17.5 技术经济综合评价

附录 A 固体矿产资源／储量分类

附录 B 煤炭资源量估算指标

附录 C 预可行性研究、可行性研究和初步设计资源／储量分类及计算

C.1 预可行性研究资源／储量分类及计算(一)

C.2 预可行性研究资源／储量分类及计算(二)

C.3 可行性研究和初步设计资源／储量分类及计算．

本规范用词说明

513

1 总 则

1.0.1 为贯彻执行国家发展煤炭工业的各项法律、法规和方针政策，推广应用露天煤矿行之有效的先进技术

和管理经验，推动科技进步，保持煤炭工业可持续发展，提高露天煤矿经济效益，实现安全生产和合理开采煤炭

资源，特制定本规范。

1.0.2 本规范适用于新建、改建、扩建大、中型露天煤矿的预可行性研究、可行性研究和工程设计。小型露

天煤矿预可行性研究、可行性研究及工程设计可参照执行。

1.0.3 露天煤矿建设工程项目构成，应精干主业并坚持专业化协作和社会化服务的原则。

1.0.4 露天煤矿工程设计，应以经济效益为中心，并贯彻可持续发展的原则，以高产高效为目标，采用现代

化的技术装备，实行信息化管理，贯彻集中生产、减轻环境负担的方针。处理好近期与远期，以近期为主体的工

程关系。

1.0.5 露天煤矿预可行性研究及可行性研究，应根据矿田资源条件、外部建设条件、可能采用的开采工艺、

技术装备、地下水控制方法及市场需求、资金筹措、投资效果等全面分析研究露天煤矿建设的必要性，可行性及

合理性。

1.0.6 露天煤矿工程设计，必须贯彻综合利用的方针，有效地利用资源和保护资源。对其共生、伴生矿产资

源应加以回收利用或保护。

1.0.7 露天煤矿工程设计，对环保工程、水土保持工程和土地复垦工程，必须做到与主体工程同时设计。

1.0.8 露天煤矿预可行性研究、可行性研究和工程设计，除应符合本规范外，尚应符合国家现行的有关标准

的规定。

514

2 基本规定

2.1 开采境界

2.1.1 露天煤矿的经济剥采比，应根据煤层赋存条件、剥离物特性、煤质、技术装备、资源回收率、生产成

本、产品售价等条件确定．并府符合下列规定：

(1)褐煤、非焦煤、焦煤的经济剥采比分别不宜大于 6m3/t、10m3/t、15m3/t；

(2)开采经济价值较低的低热值煤，应按其产品售价计算经济剥采比；

(3)开采多种有用矿物的露天煤矿，应按其综合价值计算经济剥采比。

2.1.2 露天采掘场境界应按境界剥采比小于或等于经济剥采比确定。对煤层赋存条件和地形复杂的露天煤矿

应以平均剥采比进行校核。

2.1.3 露天煤矿工程设计，根据矿山具体条件，可考虑露天和矿井结合开采的可行性。

2.1.4 露天采掘场境界与相邻矿井开采境界之间，应设置境界煤柱。

2.1.5 采掘场占地面积，宜按开采最终地面境界以外 50m确定。当采掘场周围有输电线路、通信线路、道

路、疏干降水孔及管网、防排水沟等设施时，可按需要增加相应的宽度。

2.2 资源／储量

2.2.1 露天煤矿预可行性研究，应根据批准的详查或露天矿田勘探地质报告进行；可行性研究和初步设计

应根据批准的露天矿田勘探地质报告进行，设计应对勘探程度、资源可靠性、煤质条件、工程地质、水文地质

及经济意义作出评价。

2.2.2 露天煤矿预可行性，研究、可彷性研究和初步设计，应分别根据详查或露天矿田勘探地质报告提供的

“推断的”、“控制的”和“探明的”资源量，按国家现行标准《固体矿产资源/储量分类》GB/T17766及《煤、泥炭地

质勘查规范》DZ/T 0215划分露天煤矿资源/储量类型，分别计算露天煤矿地质资源量、露天煤矿工业资源/储量、

露天煤矿可采储量和可采原煤量或毛煤量。

划分露天煤矿资源/储量类型及计算露天煤矿资源/储量的具体规定，见本规范附录 A、附录 B和附录 C。

2.2.3 煤层的选采原则，应根据煤层厚度、倾角，台阶划分，工作线推进方向，技木装备、开采方法和用户

对煤质要求等因素确定。一般情况可计算煤层顶、底板分采和煤与夹矸层分采时的损失，不计煤层 顶、底板处

岩石混人。

2.2.4 设计开采地段内探明的、控制的资源量应达到下列比例：

(1)露天矿田详查阶段控制的资源量，一般占总资源量的 20％~30％；

(2)露天矿田勘探阶段，首采区资源储量，应达到下列比例：

515

①大型露天煤矿探明的和控制的资源量，占首采区资源量的 80％~90％；

②中型露天煤矿探明的和控制的资源量，占首采区资源量的 70％~80％。

2.2.5 露天煤矿的剥离量，应包括开采境界内剥离土岩和煤层组内大于最低选采厚度的层间夹矸层。对小于

最低选采厚度的独立分煤层，没有使用价值的风化煤和劣质煤以及开采损失的煤量等，均应计人剥离量。

2.3 设计生产能力

2.3.1 露天煤矿年设计生产能力。应根据煤炭市场需求、外部建设条件、降段延深速度、工作线推进速度、

工作面数量、运输能力、设计服务年限及经济效益等因素经多方案比选确定。露天煤矿年设计生产能力，应以原

煤或毛煤产量计算。

2.3.2 露天煤矿移交时的生产能力，应通过市场预测和技术经济论证确定。移交时的生产能力不宜低于设计

生产能力的下列比例：

(1)大型露天煤矿：30％~40％；

(2)中型露天煤矿：40％~50％。

2.3.3 露天煤矿移交时，必须有足够的备采煤量。

2.3.4 露天煤矿从移交生产至达到设计产量时，宜安排生产过渡期。生产过渡期限，可根据设备投入，煤炭

市场需求和产量增长幅度等条件确定。过渡年限宜为 1-3年。

2.3.5 露天煤矿设计年工作天数宜按 330d计算。并应符合下列规定：

(1)特殊气候地区需季节性工作或有特殊要求的露天煤矿，其设计年工作天数，在充分论证后确定；

(2)设备的年工作时间，应以日历时间减去法定假日、气候影响、设备检修、工艺系统停运、设备故障等

停产时间确定。

2.3.6 露天煤矿的设计服务年限，应根据设计生产能力确定，并宜符合表 2.3.6的规定。

表 2.3.6 露天煤矿设计服务年限

矿型 设计生产能力(Mt/a)设计服务年限(a )，不少于

新建露天煤矿 改建扩建露天煤矿

大型≥10 35 30

≥4-<10 30 20

中型 ≥1-<4 20 15

小型 <4 10 10

注：计算设计服务年限时，应考虑储量备用系数，一般采用 1.1~1.2。

2.4 开拓运输方式和开采程序

2.4.1 露天煤矿开拓运输方式应根据设计生产能力、开采工艺、开采程序、煤层赋存条件、地形条件和总平

面布置等因素，经多方案比选确定。根据地形、地质条件，可按不同开采地段、开采深度和煤岩物料性质，选择

不同的，开拓运输方式。

2.4.2 对剥离量大、煤岩流向分散或分区开采的露天煤矿，宜采用多出入沟开拓运输方式。

516

2.4.3 首采区位置应按下列原则，经综合比选后确定：

(1)首采区应选在煤层埋藏较浅，基建工程量少、初期生产剥采比较小的地段；

(2)勘探程度高，煤质好；

(3)内外排条件好，运输距离较小；

(4)有利于地面工业场地布置；

(5)有利于采区衔接过渡，便于矿山工程发展。

2.4.4 露天煤矿采区宽度。应根据地质条件、设计生产能力、开采工艺、工作线推进速度、运距和内排重

复剥离量等条件，经技术经济比较后确定。

2.4.5 露天，煤矿采区付潴方式。应根据地形地质条件、开采工艺和工业场地位置等因素，经多方案比较确

定。一般情况可采用如下过渡方式：

(1)重新拉沟过渡；

(2)缓帮过渡；

(3)扇形过渡。

517

3 开采工艺

3.1 一般规定

3.1.1 按采剥物料的物理力学性质、赋存条件和现代技术装备，露天煤矿常用的开采工艺可分为下列五

类：

(1)间断开采工艺；

(2)连续开采工艺；

(3)半连续开采工艺；

(4)拉斗铲倒堆开采工艺；

(5)综合开采工艺。

3.1.2 露天开采工艺的选择，应结合地质条件、气候条件、开采规模等因素。本著因矿制官的原则。诵过多

方案比较确定。并府遵守下列原则；

(1)保证剥、采系统的可靠性；

(2)力求生产过程的简单化；

(3)具有先进性、适应性和经济性；

(4)设备选型规格尽量大型化、通用化、系列化。

3.1.3 主要设备和辅助设备，不应配备备用设备。

3.1.4 当采掘场内有矿井采空区时，应配备专门探查和处理工作的人员及装备。

3.1.5 开采易自燃的煤层，或采掘场有矿井的旧巷火区时，应设置煤层消防灭火设施，应有可靠水源并优

先采用矿坑积水或疏干排水。

3.2 间断开采工艺

3.1.1 地质、地貌复杂和运输距离较短的露天煤矿，宜选用单斗挖掘机—卡车运输开采工艺。

地质、地貌简单，当地土地资源价值相对较低以及采掘场走向较长，运输距离较远的露天煤矿，宜选用单斗

挖掘机—铁路运输开采工艺。

3.2.2 单斗控掘机和奖载机采掘的台阶高度。应符合下列规定：

(1)表土和不需爆破的软岩，不应大于单斗挖掘机最大挖掘高度；

(2)需要爆破的岩层，不应超过单斗挖掘机最大挖掘高度的 1.2 倍；

(3)采用多排孔爆破或爆破后岩块较大时，台阶高度不应大于单斗挖掘机最大挖掘高度；

(4)采煤台阶高度，除符合上述规定外，尚应根据煤层厚度、倾角及减少开采损失和夹矸混人等因素确定；

518

(5)当配备推土机辅助作业时，台阶高度不受此限制。

3.2.3 采掘带宽度，应根据岩性、煤岩分采要求、采掘设备规格和采掘方式确定，并应符合下列规定：

(1)当采用单斗挖掘机—铁路运输开采工艺时，表土及不需爆破岩层的采掘带宽度，不宜大于单斗挖掘机站立

水平挖掘半径的 1.5倍；需要爆破的岩层和煤层的采掘带宽度，应按爆堆宽度等于单斗挖掘机站 立水平挖掘半

径的 1.5倍或按一次采掘宽度的整数倍确定；

(2)当采用单斗挖掘机—卡车运输开采工艺时，采掘带宽度宜按调车方式和双面装车的要求确定。

3.2.4 最小工作平盘宽度应根据采掘带宽度、爆堆伸出距离、工作面道路(或线路)宽度和辅助设施占用宽度

等条件，通过计算确定。当采用铁路运输移动干线时，尚应包括线路移设步距宽度。

3.2.5 单斗挖掘机的工作线长度，应根据单斗挖掘机规格、岩性、工作线推进速度及运输设备类型确定，并

应符合下列规定：

(1)当采用铁路运输时，单斗挖掘机的工作线长度宜为 1000~1200m；

(2)当采用卡车运输时，单斗挖掘机的工作线长度不宜小于 300m。

3.2.6 单斗挖掘机每立方米斗容在籍年生产能力，不宜低于表 3.2.6的规定。

表 3.2.6 单斗挖掘机每立米斗容在籍年生产能力(104m3/m3·a)

运输方式岩石类别

坚硬岩石 中硬岩石 表土或不需爆破的岩层

卡车运输 20 24 27

铁路运输 16 20 23

3.2.7 在下列条件下，单斗挖掘机的生产能力应按本规范第 3.2.6条规定值相应降低：

(1)掘沟时，铁路运输降低 20％—30％，卡车运输降低 10％—15％；

(2)煤层选采时，降低 10％—20％；

(3)单斗挖掘机向上一台阶装车时，降低 20％—30％。

3.2.8 采煤与剥离设备数量应分别计算。当采煤设备与剥离设备型号不一致时，其数量不宜少于 2台。

3.2.9 采用卡车运输的大型露天矿，每个采掘工作面宜配备清理煤层顶、底板及平整工作面的推土机一台；

采用铁路运输时，每两个采掘工作面配一台推土机。

推土机功率根据工作条件可按表 3.2.9选用。

表 3.2.9 推土机功率(kW)

工作内容 表土或不需爆破的岩层 中硬岩层 坚硬岩层

清理煤层顶底板及工作面 235-303 303-426 303-426

配犁土器 303 426 426

3.3 连续开采工艺

3.3.1 采用连续开采工艺的大、中型露天煤矿，应进行工艺性的地质勘探和评价。其主要内容应包括：

(1)开采物料的物理力学性质、含水率、切割阻力、承载力、硬岩或硬夹层的结构及分布；

519

(2)当地气象资料，冬季地温及物料冻结强度试验；

(3)提供大型设备设计、制造所需的技术参数，结构及技术要求；

(4)按设备参数，修正有关开采工艺设计参数。

3.3.2 当选择连续开采工艺时，对下列情况应与其他开采工艺进行技术比较确定：

(1)含水率较大，可能出现摇融状态的砂质粘土层；

(2)剥离层中含有厚度在 0.5m以上，单轴抗压强度在 10MPa以上的夹层；

(3)最低气温在-25℃ 以下的持续时间超过 1个月的地区。

3.3.3 轮斗挖掘机、转载机和排土机选型应根据开采规模、煤层赋存条件、物料性质、气候条件及开采工艺

要求等因素，通过多方案比较确定，并应符合下列规定：

(1)轮斗挖掘机、转载机及排土机的理论生产能力宜相等。当物料松软易挖时，后者理论生产能力可按轮斗

挖掘机理论生产能力的 1.05~1.10倍选取；

(2)轮斗挖掘机、转载机、排土机的线性参数应满足端帮开采或排土的要求。

3.3.4 轮斗挖掘机最小选采厚度应符合下列规定：

(1)采用垂直切片时，选采厚度宜大于斗轮直径的 0.4倍；

(2)采用水平切片时，选采厚度宜大于斗轮直径的 0.3倍。

3.3.5 对寒冷地区当物料冻结难挖时，剥离连续开采工艺可采取季节性作业。

3.3.6 在开采工艺初选阶段，根据挖掘物料单轴抗压强度值，可参照表 3.3.6的指标对轮斗挖掘机物料可挖

性进行评价。

表 3.3.6 轮斗挖掘机物料可挖性指标(kW)

岩层分类 抗压强度(MPa) 可挖性评价

一类:松散或松软岩层 0-6 轮斗挖掘机直接挖掘

二类:软岩层 6-10 轮斗挖掘机直接挖掘

三类:稍硬岩层 10-15 松动爆破,降低能力挖掘

3.3.7 确定连续开采工艺工作面参数以及设备布置图时，设备线性参数的利用率不宜超过 95％。

3.3.8 轮斗挖掘机的采掘台阶宜采用组合台阶。组合台阶可按需要由主台阶、上分台阶、下分台阶和下下分

台阶组成。

组合台阶中的主台阶高度不宜超过轮斗挖掘机挖掘高度，各分台阶高度，按转载机允许高度的 0.90倍确定。

3.3.9 轮斗挖掘机的采掘带宽度，应按斗轮臂长度、台阶高度以及工作回转角确定。一般内侧回转角可取

750 ~850 ，外侧回转角可取 400~450。

3.3.10 轮斗挖掘机的工作平盘宽度，应根据采掘带宽度、设备行走宽度、带式输送机占用宽度和辅助设施

占用宽度等因素确定。一般可按采掘两个采掘带移一次带式输送机计算工作平盘宽度。

3.3.11 轮斗挖掘机的年生产能力应根据小时实际生产能力和年有效工作时间确定。年有效工作时间，应按

520

下列因素计算：

(1)年停工时间，包括法定假日、计划检修、气候影响、地质影响；日停工时间，包括交接班 1.5h、日常维

修及注油 3.0h；

(2)工艺系统停工时间，包括设备调动、带式输送机移设、开采中物料转换、切片调整等引起的设备停工时

间；

(3)临时故障停工时间，包括设备临时故障、工艺系统故障、临时停电等时间。

3.3.12 轮斗挖掘机的生产能力，遇有下列情况时，应按正常生产能力相应降低：

(1)新设备投入运行后，第一年降低 30％，第二年降低 15％，第三年达到正常生产能力；

(2)开切口作业，降低 30％~40％；

(3)挖掘升、降段斜坡道，降低 20％~30％；

(4)挖掘开段沟，降低 10％~20％。

3.3.13 剥离物在下列条件下可进行悬臂排土机倒堆方案比选：

(1)煤层顶板岩层松软，可用轮斗挖掘机供料；

(2)煤层倾角平缓、厚度在 20m以下；

(3)煤层顶板岩层较硬，需要爆破采用移动式破碎机供料。

3.4 半连续开采工艺

3.4.1 露天煤矿在下列条件下宜采用半连续开采工艺：

(1)煤层开采；

(2)卡车运输距离在 3km以上；

(3)使用带式输送机运输，具有经济优势。

3.4.2 当爆破后剥离物的块度大，不能满足带式输送机运输要求时，应对以下两种工艺组成方式进行优、选：

(1)在工作面采用移动式破碎机，配以带式输送机运输；

(2)在工作帮、端帮或地面设置半移动式破碎站，工作面至破碎站间用卡车运输。

3.4.3 半移动式破碎站位置应符合下列要求：

(1)避开不良工程地质条件；

(2)缩短卡车运距；

(3)便于移设；

(4)不影响工作线推进和矿山工程发展。

3.4.4 破碎站卸载平台的长度和宽度，应根据站台布置型式、卸载台位、调车方式、卡车技术规格、辅助设

备和防排水设施占用宽度等因素经计算确定。

3.4.5 半连续开采工艺开采工作面的台阶高度、采掘带宽度等参数，应按使用的装载设备类型确定。

521

3.4.6 在使用移动式破碎机的工作面，宜配备自行式转载机。转载机的线性参数，应根据破碎机、工作面运

输和采掘带宽度确定。

3.5 拉斗铲倒堆开采工艺

3.5.1 露天煤矿开采近水平或缓倾斜煤层时，应进行拉斗铲倒堆开采方案比选。

3.5.2 拉斗铲倒堆工艺系统，应根据倒堆岩层及煤层厚度、拉斗铲线性参数、拉斗铲工作位置、作业方 式

等条件经技术经济比较确定。

3.5.3 倒堆台阶高度，应根据倒堆物料岩性、拉斗铲线性参数、工作位置、工作面及排土场相关参数等条件

经计算和方案比较确定，并宜符合下列要求：

(1)宜采用推土机推排倒堆台阶(爆堆)上部岩层，或采用扩展平台方式降低倒堆台阶(爆堆)高度；

(2)拉斗铲倒堆一般不进行上挖作业。特殊条件下，上挖台阶高度不宜超过 12m。

3.5.4 倒堆采掘带宽度，应根据岩性、台阶高度、拉斗铲线性参数等条件确定。

3.5.5 拉斗铲倒堆的工作线长度，应根据工作线推进强度、设备作业安全距离、运煤通道设置以及穿孔、爆

破、采掘作业区段长度等需要确定，一般不宜小于 1500m。

3.5.6 拉斗铲倒堆工作面参数，可参照下列指标选用：

(1)设备性能参数

①设计采用的设备线性参数宜按其技术参数的 0.95~0.97倍计；

②铲斗满斗率，取 0.85~0.95。

(2)工作面台阶参数

①台阶坡面角：

倒堆台阶 650~800；

排土台阶 300~380。

②拉斗铲中心线至其工作台阶或爆堆坡顶线最小距离，应等于或大于拉斗铲底盘直径的 0.75倍。

3.5.7 当采掘场的上部采用其它开采工艺，下部采用拉斗铲倒堆时，在两种工艺结合部的工作平盘宽度应设

缓冲带。缓冲带宽度，宜按下列原则确定：

(1)有利于调整两种工艺的开采工作面推进强度和采掘带宽度的差异；

(2)保证两种工艺各自的穿爆、开采和运输的独立性。

3.5.8 端帮平盘宽度应根据拉斗铲的倒堆工作方式和剩余台阶、开切口的处理方式进行专门设计，一般可包

括以下内容：

(1)拉斗铲在端帮工作时，机体占用的宽度；

(2)应满足拉斗铲返程时悬臂回转的需要，并按悬臂下弦与有关台阶之间，留有不小于 0.5m的安全间隙；

(3)应有足够的场地，堆放开切口的剥离量。

522

3.5.9 拉斗铲倒堆工艺开拓运输系统的安全标准，应符合下列要求：

(1)采掘场或内排土场应留有发生重大滑坡事故的救援通道：

(2)当拉斗铲出现重大事故或大修时，应有备用的应急措施，具有足够的露煤量或其它储煤设施，补充煤

炭产量。

3.5.10 拉斗铲选型应根据年倒堆量、工作面参数、工艺系统等条件经技术经济比较确定，并应符合下列规

定：

(1)设计采用的勺斗容积宜比计算值增加 10％；

(2)设计的拉斗铲悬吊载荷不应超过设备的允许值。

3.5.11 拉斗铲在籍年生产能力，应符合下列规定：

(1)在正常下挖条件下，每立方米斗容在籍年生产能力，应达到下列指标：

①软岩石 27×104m3/m3·a；

②中硬岩石 24×104m3/m3·a。

(2)拉斗铲开切口作业时，其生产能力应按正常生产能力相应降低 10％。

3.5.12 拉斗铲年有效挖掘时间，应根据倒堆工艺系统、开采程序等条件，按下列因素计算：

(1)法定假日、计划检修时间；

(2)作业停工时间，包括设备调动走行、采至端部发生的等待、电缆车移动、清理工作面、停电、爆破、

检查、午餐、空转等时间；

(3)电气和机械故障影响时间。

拉斗铲年有效挖掘时间，一般为 5800~6200h。

3.5.13 拉斗铲倒堆台阶下部的煤炭运输方式，应根据采煤设备型号、煤炭运量、运距、倒堆工艺系统、开

采程序等条件通过方案比选确定。

3.5.14 倒堆设备与采煤设备的布置，应符合下列规定：

(1)用一台倒堆设备时，倒堆设备与采煤设备间应留有保证安全作业的最小距离；

倒堆设备与采煤设备间的安全作业最小距离，应按拉斗铲和采煤设备的最大挖掘(或卸载)半径之和加安全距

离确定；

(2)用二台以上倒堆设备时，应分别确定倒堆设备间安全作业最小距离和倒堆设备与采煤设备间安全作

业最小距离。

3.5.15 拉斗铲倒堆开采工艺，应配备大型推土机为拉斗铲准备工作面、推排倒堆台阶上部之剥离物和辅助

作业。

推土机型号和数量，应根据推排剥离物数量确定。

3.6 其他开采工艺

523

3.6.1 近水平煤层或倾角小于 60的缓倾斜煤层，需要选择开采和夹矸层剥离，且抗压强度为 40—80MPa时，

可选用露天采矿机开采工艺。

3.6.2 对即将回填的采掘场边坡，或报废工程的基础煤柱以及低于可采厚度的薄煤层，可采用螺旋采煤 机

回收残煤。

3.6.3 对运输距离小于 2km的松散层的剥离，可选用铲运机开采工艺。

3.7 穿孔爆破

3.7.1 露天煤矿各类爆破工程设计，必须执行《中华人民共和国爆破安全规程》GB 6722 的有关规定。

3.7.2 确定爆破地震效应对建(构)筑物和人员的安全距离时，应根据露天煤矿生产特点，按国家爆破安全规

程推荐的标准适当提高，对安全振动速度极限值应降低 30％~50％，或对计算的安全距离增加 50％~100％。

3.7.3 露天煤矿爆破设计，应按正常生产程序确定一次最大起爆炸药量，并应根据需要保护对象的条件进行

修正。

3.7.4 爆破源至人员及其它保护对象之间的安全距离，应按各种爆破效应(地震、冲击波、飞散物等)分别

核定并取最大值。

3.7.5 露天煤矿正常的剥离和采煤工作，宜采用深孔松动爆破法。

当拉斗铲倒堆岩层需预先爆破时，宜采用抛掷爆破方式。其爆堆沉降率和爆破有效抛掷率应通过计算或试验

确定。特殊条件下，可采用硐室爆破法。煤层爆破不应超钻。

3.7.6 对一次爆破后发生的大块岩石，可采用炮眼法进行二次爆破或进行机械破碎。禁止使用裸露药包爆破

法。单轴抗压强度低于 30MPa的岩层爆破后，使用勺斗容积大于 10m3 的挖掘机挖掘时，可不考虑二次破碎的措

施。

3.7.7 采用电雷管引爆时，应配备雷电预警装置。

3.7.8 深孔爆破炸药类型，应根据岩层强度、钻孔中地下水情况等因素选择。无水钻孔宜采用多孔粒状铵油

炸药；有水钻孔应采用乳化炸药。

3.7.9 爆破装药、运输应采用炸药混装车；充填工作应采用炮孔填塞机。

3.7.10 钻机类型，应根据岩层硬度、台阶高度及爆破孔径等因素选择。硬岩层宜选用牙轮钻机；中硬岩层

宜选用牙轮或潜孔钻机；软岩层宜选用回转钻机。

3.7.11 钻孔直径应综合穿孔、爆破、总成本最低和效率最高的原则，进行优化确定。

3.7.12 钻机台班生产能力，应根据钻机类型、岩层硬度及钻孔直径确定。

524

4 内部运输

4.1 一般规定

4.1.1重 露天煤矿的运输方式，应根据地形、地质、开采规模和范围、开拓方式、采装设备类型及气候条

件，结合不同运输方式的特点，经技术经济比较确定。一般可采用下列运输方式：

(1)卡车运输；

(2)带式输送机运输；

(3)铁路运输；

(4)上述几种运输方式的联合运输。

4.1.2 运输设备选型，应根据运量、物料种类、采掘设备技术规格，并结合矿区自然条件，动力供应等情况，

经技术经济比较确定。

4.2 卡车运输

4.2.1 露天煤矿内部卡车运输道路路面宽度，应符合国家标准《厂矿道路设计规范》GBJ 22之有关规定。

对行驶载重 68t 以上的大型卡车双车道路面宽度，应包括养路设备作业宽度，可按 3~4倍车体宽度设计。

4.2.2 露天煤矿矿山道路，在路堤和半路堑路段应设置安全防护堤，并应符合下列规定：

(1)填方路堤路段，在路面两侧各设一条安全防护堤；

(2)半路堑路段在路面外侧设一条安全防护堤；

(3)安全防护堤高度不低于车轮直径的 2/5 倍。

4.2.3 露天煤矿内部运输道路，最大纵坡不宜超过下列规定：

(1)生产干线 8％；

(2)生产支线 9％；

(3)联络线 10％；

(4)重车下坡地段，按上述规定相应减少 1％。

4.2.4 露天煤矿内最高限制行车速度，应根据运输道路系统中，最险要地段的运输条件和车辆牵引特性确定。

一般不宜超过 40km/h。

4.2.5 卡车计算平均行车速度，应根据路况、运距及卡车牵引特性确定。可参照表 4.2.5选取。

表 4.2.5 卡车计算平均行车速度

运距(km) 0.5 1.0 1.5 2.0 2.5 3.0 3.5

卡车平均速度(km/h) 14 15 18 20 22 24 25

4.2.6 露天煤矿运输道路平面圆曲线半径，应根据卡车型号、运输条件等通过计算确定。对载重 68t以上的

525

大型卡车，生产干线不宜低于 40m，生产支线不宜低于 25m。

4.2.7 自卸卡车选型应与单斗挖掘机选型相匹配。一般卡车载重量与单斗挖掘机勺斗装载量的比例，为 3:1

~6:1。

4.2.8 自卸卡车的载重利用系数，不宜小于 0.90。

4.2.9 在行车密度较大的地段，应对车流密度进行校验。车辆间隔，应按制动距离加 10—20m安全间隔计

算。

4.2.10 自卸卡车的年有效作业时间，可根据矿山地质、气候、检修制度和机修设施、运输系统等条件确定。

一般情况下，剥离物和煤炭运输卡车的年有效作业时间分别不宜低于 4200h和 4000h。困难条件下，剥离物和煤

炭运输卡车的年有效作业时间分别不宜低于 3800h和 3600h。

4.2.11 露天煤矿内部运输范围内的上部建筑限界，应按自卸卡车箱斗最大举升高度加 0.5-0.8m的安全距离

确定。

4.2.12 道路路面材料，应按以下原则选择：

(1)生产干线道路，应选择泥结碎石路面；

(2)停车场地可选择沥青混凝土路面或泥结碎石路面；

(3)采掘、排土工作面的生产支线道路路面材料宜就地取材。

4.2.13 露天煤矿应建立完善的道路养护组织，可参照表 4.2.13的规定配备道路养护设备。

表 4.2.13 矿山道路养护设备

设备名称 规格 确定原则

平地机 93-205kW一、二、三级道路分别每隔 1、2、4小时清扫平整一次重车路面，空

车路面清扫次数减半；采、排平盘道路按三级道路确定，长度减半。

推土机 162-235kW 中型矿 1-2台 大型矿 2-3台

装载机 3-5m3 中型矿 1-2台 大型矿 2-3台

洒水车 15-100m3 按矿区蒸发量确定

自卸卡车 15-85t 按养路材料及运距确定

压路机静力式 12-15t

振动式 8-14t中型矿山静力式 1台，大型矿山静力式及振动式各 1台

4.2.14 辅助运输设备，可按表 4.2.14的规定确定。

表 4.2.14 辅助运输设备

设备名称 计算原则

油罐车 按运量及运距计算

通勤客车 运距在 2.5km以上时设通勤客车，数量按最大班人数，在 1h内送完确定

大客车 矿用 1台

中客车 中型矿山 1台,大型矿山 2台

指挥车 按需要确定

救护车 1台

消防车 按《煤炭工业矿区总体设计规范》原则确定

526

材料运输车 按爆破材料,检修材料(配件)每日运输量确定

4.3 带式输送机运输

4.3.1 带式输送机的结构型式，应根据露天矿开采工艺、带式输送机设置地点及服务年限等工作条件进行选

择，并应符合下列规定：

(1)采掘工作面、排土工作面及需经常移设的带式输送机应为移动式；

(2)采掘场端帮及需定期移设的带式输送机可为半固定式；

(3)工作位置固定或固定年限较长的带式输送机可为固定式；

(4)对于同一条系统，当输送不同类别的物料并需进行分流时，宜采用分流带式输送机。

4.3.2 半固定式和移动式带式输送机的机头站及机尾站，其移设结构型式应根据输送机带宽、驱动装置数量

等参数进行确定。

4.3.3 带式输送机的输送能力应与破碎站、给料机等供料设备能力相适应。连续开采工艺的带式输送机输送

能力，应根据采掘物料的性质、带式输送机长度及轮斗挖掘机的理论能力进行确定。通常可按轮斗挖掘机 1.0

~1.2倍理论生产能力确定输送机理论输送能力(或称最大断面通过能力)，按轮斗挖掘机 0.8~1.0倍理论生产能力

进行输送机功率计算。

4.3.4 带式输送机带速，应符合下列规定：

(1)长距离、大运量的带式输送机应选择较高的带速；

(2)下运或输送磨损性大及容易起生物料的带式输送机可降低带速。

4.3.5 带式输送机带宽，应根据输送能力和被输送物料的粒度进行确定。大型带式输送机带宽应进行优化后

确定。带宽与输送物料的允许粒度应符合下列规定：

(1)输送机允许输送的物料最大粒度尺寸，可按表 4.3.5的规定进行选择；

(2)当没有可靠的物料粒度组成数据时，可按下列公式校核带宽：

①未经筛分的散状物料： B≥)2a1+0.2 (4.3.5-1)

②经过筛分的散状物料： B≥3a1+0.2 (4.3.5-2)

式中 B—— 输送带宽度(m)；

a1—— 物料的最大粒度尺寸(m)。

表 4.3.5 输送机允许物料的最大粒度尺寸(mm)

大块的含量(质量百分比%) 5 10 20 50 80 90 100

带宽

(mm)

500 200 160 150 120 100 90 90

650 270 220 200 160 140 130 120

800 350 300 250 220 200 170 160

1000 450 360 350 300 250 220 200

1200 500 450 400 350 300 280 250

1400 600 500 450 400 350 330 300

527

1600 650 550 500 450 400 350 320

1800 700 600 550 500 450 400 350

2000 750 650 600 550 500 450 400

2200 7500 650 600 550 500 450 400

≥2400 800 700 650 600 550 500 450

4.3.6 带式输送机的功率计算，应符合国家标准《连续搬运设备带承载托辊的带式输送机运行功率和张力的

计算》GB/T17119的规定。

4.3.7 输送带，应根据输送机长度、输送能力、输送带张力、物料性质、受料条件、工作环境等因素进行确

定，并应符合下列规定：

(1)大运量、高带速、长距离输送机宜采用钢丝绳芯输送带；

(2)工作环境温度低于-25℃时，应选用耐寒输送带；

(3)输送带覆盖层，应根据输送物料堆积密度、粒度尺寸、磨耗性、受料高度等因素确定。输送岩石类剥离物

时，宜采用“H”级，一般剥离物可采用“L”级；输送原煤时可采用“L”级；

(4)橡胶输送带接头，宜采用硫化法胶接。

4.3.8 输送带安全系数，应根据输送带类型、接头效率、输送机起制动性能等因素确定，并应符合下列规定：

(1)织物芯输送带，可采用 8~10；

(2)钢丝绳芯输送带，可采用 7~9.5；

(3)采用软起动或起动平稳的输送机，可取较小安全系数值。

4.3.9 带式输送机布置应符合下列规定：

(1)根据地形条件、工艺布置应尽量减少输送机转载点数量；

(2)长距离输送机沿线应设维修通道，当多台输送机并列布置时，维修通道的布置应便于每条输送机的维修。

维修通道应便于维修车辆的通过和作业；

(3)当长距离输送机无横向通道时，应设人行栈桥。人行栈桥的间距不宜大于 150m；

(4)当输送机跨越道路时，下部净空间应符合国家标准《厂矿道路设计规范》GBJ 22的有关规定。当输送机

跨越设备和人行道时应设置防物料撒落的防护装置。

4.3.10 带式输送机走廊、转载站、驱动站应符合下列规定：

(1)固定式和半固定式带式输送机，当无特殊要求时可不设封闭走廊。露天设置的输送机宜设防雨罩等防护

装置；

(2)寒冷地区的带式输送机转载站或驱动站可不采暖；

(3)转载站或驱动站的布置应便于设备安装和维修作业。

4.3.11 带式输送机应设置设备运行和人身安全的保护装置，并应符合《带式输送机安全规程》CB 14784

的有关规定。

528

4.3.12 对发生逆转的上运带式输送机，应装设防逆转的安全装置。下运输送机应装设防止超速的安全保护

装置。

4.3.13 输送机的最大倾角，应根据输送的物料性质、作业环境条件、输送机带速及给料方式等因素确定。

当输送原煤及一般剥离物时，输送机最大倾角应符合下列规定：

(1)上运输送机，当在水平段或缓倾斜段给料时其最大倾角不宜大于 160；

(2)寒冷地区露天设置的输送机，当工作条件较差时，上运输送机倾角不宜大于 140，下运输送机倾角不宜

大于 120；

(3)输送的物料流动性较大时，应相应减少输送机倾角。

4.4 铁路运输

4.4.1 本规定适用于露天煤矿内部运输使用标准轨距直流电机车牵引的铁路设计。

4.4.2 露天煤矿外部的铁路建筑物和设备的限界，应符合现行国家标准《标准轨距铁路建筑限界和机车车辆

限界》GB 146的规定。

4.4.3 区间线路的限制坡度，应根据开拓方式、运量、机车车辆类型、采掘场与排土场及卸料点的相对位置，

结合地形及矿床条件，经技术经济比较后确定。

4.4.4 列车在限制坡度的下坡道上，紧急制动距离应为 400m。

4.4.5 铁路列车的最高行车速度，不应大于表 4.4.5的规定。

表 4.4.5 铁路列车的最高行车速度(km/h)

线路类别最高行车速度

空车 重车

固定线 50 40

半固定线 40 30

移动线采掘线 20

排土线 15

4.4.6 区间线路的平面曲线半径，不应小于表 4.4.6的规定。

表 4.4.6 区间线路的平面曲线半径(m)

固定线 半固定线 移动线

空车 重车 空车 重车 采掘线 排土线

250 200 200 180 150 300

4.4.7 区间线路直线地段的线间距离，不应小于表 4.4.7的规定。

表 4.4.7 区间线路直线地段的线间距离(m)

线 路 间 距

线路间设有信号机或正架线电柱 5.3

第二线路与第三线路 5.3

线路间设有一旁弓电柱 6.5

线路间设有一旁弓电柱 8.5

529

4.4.8 车站线路的有效长度，应按下列原则确定：

(1)正线到发线为最大列车长度加 30~40m；

(2)牵出线一般情况下按到发线有效长度确定，困难情况下按机车长度加半个车列长再加 25m；

(3)三角线的尽头线，供机车转向时，为两台机车长度加 l0m；

(4)推土犁停放线，按机车和推土犁长度加 l0m；

(5)安全线为 50m。

4.4.9 车站应布置在线路的直线段上，困难条件下，可设在半径不小于表 4.4.9规定的同向曲线地段。

无调车作业的车站，可设在半径不小于 400m的反向曲线地段。

表 4.4.9 同向曲线半径(m)

车站作业性质及地点 困难地段 配线等于或小于 3股道的特别困难地段

有调车作业的车站 400 300

无调有作业的车站 300 200

采场及排土场各水平的人换站 200 150

4.4.10 站内直线地段两相邻线路中心线间的距离应符合表 4.4.10的规定。

表 4.4.10 站内直线地段两相邻线路中心线间的距离(m)

线路名称 线间距离

正线间、正线与其邻线间、到发线间、调车线间 ≥5.6

牵出线与其邻线间 6.5

专供修理车辆的线路间及其相邻线间 6.0与 7.5相同排列

4.4.11 当机车车辆轴重不超过 25t时，区间和分界点的轨道设计参数应符合表 4.4.11的规定。

表 4.4.11 区间和分界点的轨道设计参数

线路类别各级干线、站内正线及到发线 其他固定和半固

定线路及站线

移动线

固定线 半固定线 采掘线 排土线

钢轨类型（kg/m） 50或 43 50或 43 43 43 50或 43

轨枕根数

(根/km)

混凝土轨枕 1680 - 1440 - -

木枕 1760 1680 1440 1760-1840 1840-1920

道床厚度

(cm)

非渗水

土路基

面层 20 20 15

-垫层 20 15 15

岩石、渗水土路基 30 25 20

4.4.12 在计算铁路线路的通过能力时，单线区间线路的利用系数应为 0.7；双线区间线路的利用系数应为

0.8。

4.4.13 列车作业周期时间，除装车、运行及卸车作业时间应经计算确定外，其他时间可通过对运输系统和

方式进行模拟或采用相似露天煤矿的统计资料进行分析确定。一般情况其他时间可按周期时间的 25％~30％计

算，运行条件较差时，可按 35％计算。

4.4.14 露天煤矿机车、车辆的在籍台数，可按可按下列原则确定：

(1)机车在籍台数，按工作台数乘以 1.15~1.25系数确定；

530

(2)车辆的在籍台数，按工作台数乘以 1.15系数确定。

4.4.15 列车检查设施的确定，应符合下列规定：

(1)列车检查设施应设在车流比较集中的车站内，并应布置在空载列车到发线外侧；

(2)列车检查应设置列车检查线、检查坑、车辆待修线和修复车辆停放线以及供水、给砂、注油、擦拭材料

及简单的修理机具等设施；

(3)在机车整备地点，应根据需要设置检查坑，化验以及供给润滑油、冷却水、砂、擦拭材料及简单的修理

机具等设施。

4.4.16 铁路运输辅助设备可根据矿山运量和运距配备。

531

5 排土场

5.1 一般规定

5.1.1 排土场应首先选择内部排土场，当选择外部排土场时，应遵守下列原则：

(1)宜位于无可采煤层及其他可采矿产资源的区域；

(2)当必须压煤或位于露天开采境界内时，应经技术经济比较确定；

(3)应与露天煤矿地面设施统一规划；

(4)应根据地形条件合理确定场地标高，缩短运输距离；

(5)不占或少占耕地、经济山林、草地和村庄；

(6)排土场基底稳定；

(7)应符合环境保护要求。

5.1.2 排土场位置的确定，应具备下列勘察资料：

(1)排土场工程地质及水文地质勘探资料；

(2)排土场地下煤及其它有用矿物勘探资料；

(3)环境评价报告。

5.1.3 在剥离物排弃程序中，应符合下列规定：

(1)剥离的表土、次生表土，应当分运、分排堆放；

(2)暂时不能利用的低品位矿物、建筑材料，应单独存放；

(3)含有酸性、酚类以及微量放射性物质的剥离物，应采取特殊的排弃、处理措施；

(4)电厂灰渣向露天矿排土场排弃时，应采取剥离物与灰渣混排方式，并排放在排土场的中部。

5.1.4 排土场的总容量，应保证容纳采掘场的全部剥离量，当选煤厂选后矸石需排人排土场时，排土场总容

量还应包括该排弃量。排土场总容量应考虑 10％的备用量。

5.1.5 排土场的排弃总高度、排土帮坡角等技术参数，应结合工程地质及水文地质、地形坡度、排弃物料性

质、排弃方式、设备类型以及降雨等条件确定。必要时可采取确保排土场整体稳定的措施。

5.1.6 当排土场地面顺向坡度大于 10％或基底有弱层滑动时，应采取防止滑坡的措施。

5.1.7 排土场最终坡底线与建(构)筑物或设施的距离，应根据排土场地基的稳定性及相邻建(构)筑物或设施

的性质综合确定。

5.1.8 非倒堆开采工艺，最下部台阶有采掘运输设备作业时，内排土场最下一个排土台阶的坡底线与最下部

采煤台阶坡底线的安全距离，应不小于 50m。

532

5.1.9 排土场最终边坡，在边坡验算稳定的前提下，应按水土保持和土地复垦工程的需要进行修正。

5.2 排土线规格

5.2.1 排土台阶高度应根据排弃物料的物理力学性质、运输及排弃方式、设备类型以及自然条件确定。

并应符合表 5.2.1的规定。

表 5.2.1 排土台阶的高度(m)

排弃方式物料种类

土、砂 软岩 中硬岩 坚硬岩

推土犁 8-10 12-14 15-20 20-25

挖掘机 10-14 14-16 20 30

推土机 15-17 25-30 35-50 40-50

5.2.2 杂煤排弃线的台阶高度不宜超过 l0m。

5.2.3 排土机排土时，宜采用由上排台阶和下排台阶构成的组合台阶排弃方式，并应符合下列规定：

(1)上排台阶高度应根据排料臂长度、倾角、排弃物料抛出水平距离，排土机中心线至排土台阶坡底线安全

距离以及排土台阶坡面角等确定；

(2)下排台阶高度应根据排料臂水平投影长度，排土机中心线至排土台阶坡顶线安全距离及排土台阶坡面角

等确定。对软岩应对下排台阶进行稳定性验算；

(3)上排台阶排土带宽度应根据排土机中心线与卸料臂间夹角，排土台阶坡面角等确定；

(4)下排台阶排土带宽度应根据排土机卸载半径和排土机中心线至下排台阶坡顶线安全距离等确定。

5.2.4 卡车运输排土工作面应建成不小于 3％的反向坡度，并应在卸载区设置安全车档，其高度不低于车

轮直径的 2/5 倍。

5.2.5 排土场最小工作平盘宽度，应符合下列规定：

(1)采用铁路运输的排土场，应根据大块岩石的滚动距离、铁路线路、供电线路、移道步距、台阶边缘安全

宽度等确定；

(2)卡车运输排土场的最小工作平盘宽度，应根据设备的技术规格确定；

(3)排土机排土场最小工作平盘宽度，应根据排土带宽度、排土机中心线至下排台阶坡顶线安全距离，排土

机中心线至带式输送机中心线距离和带式输送机中心线至上排台阶坡底线的安全距离等因素通过计算确定。

5.2.6 排土线长度，应符合下列规定：

(1)铁路运输排土线长度宜为 1000~1500m；

(2)排土机排土线长度宜为 1000~2000m。

5.3 排弃方式及设备选择

5.3.1 排弃方式的选择，应根据运输方式、排弃量、物料性质、气候等条件确定。

5.3.2 卡车运输排土场工作面的推土量，可按排弃量的 30％~50％确定。

5.3.3 卡车运输排土工作面推土机功率可按表 5.3.3选取。

533

表 5.3.3 排土工作面推土机功率

卡车载重量(t) <45 45-108 108-190 >190

推土机功率(kW) 88-162 162-235 235-301 301-426

5.3.4 当采用单斗挖掘机排土时，其受料坑的长度，应根据挖掘机作业半径确定，宜为 1.0—1.5辆自翻车长

度。

5.3.5 单斗挖掘机排土能力可按相同斗容的剥离单斗挖掘机能力的 1.5~1.6倍确定。

5.3.6 当铁路或卡车运输的物料有粘车、冻车情况时，应配备扫车设备。采用推土犁排弃时，应设置扫车线。

534

6 边坡稳定工程

6.0.1 采掘场的边坡设计应根据工程地质和水文地质条件，确定最优边坡轮廊。工程地质条件复杂，有不利

于边坡稳定的岩体结构、构造、软弱夹层、地震、动载荷、爆破等因素时，尚应进行专门的边坡工程地质勘探及

岩土物理力学试验。

6.0.2 采掘场的边坡设计，应确定采掘场最终边坡角及其与稳定系数 K之间的曲线。必要时，应根据岩层

的岩性、赋存条件、地质构造、边坡外形轮廓，对不同深度、不同部位边坡进行稳定性验算。

6.0.3 采掘场运输平盘或安全平盘的宽度，应根据风化岩石在乎盘上的堆积宽度及运输设备要求和岩石风化

后的自然安息角确定。对坚硬岩石尚应根据大块岩石在平盘上的滚落距离确定平盘宽度。安全平盘的宽度不应小

于 3m，且应每隔 2~3个安全平盘设一个清扫平盘，清扫平盘的宽度应按清扫方式及运输设备要求确定。

6.0.4 当采掘场和排土场的边坡有地下水压时，应对地下水采取相应的控制措施。

6.0.5 当采场附近有河流经过时，应该就河流对边坡的影响进行详细的技术分析。

6.0.6 机修车间、选煤厂或其它重要建(构)筑物与采掘场地表境界的安全距离，必须经采掘场边坡稳定验算

后确定。当开采深度小于 200m时，安全距离不宜小于最大开采深度；当开采深度大于 200m时，安全距离不宜

小于 200m；当受地形、平面布置等条件限制，不能满足上述要求时，必须采取相应的技术措施。

6.0.7 机修车间、选煤厂或其它重要建(构)筑物与排土场境界的安全距离，宜大于排土场边坡高度的 1.5倍。

必要时，安全距离必须经排土场边坡稳定验算后确定。

6.0.8 边坡稳定系数 K可按表 6.0.8选用。

表 6.0.8 边坡稳定系数 K

边坡类型 服务年取(a) 稳定系数 K

边坡上有特别重要建筑物或边坡滑落会造成生命财产重大损失者 >20 >1.5

采掘场最终边城 >20 1.3-1.5

非工作帮边坡

<10

10-20

>20

1.1-1.2

1.2-1.3

1.3-1.5

工作帮边坡 临 时 1.0-1.2

外排土场边坡 >20 1.2-1.5

内排土场边场坡<10

≥10

1.2

1.3

6.0.9 最终边坡角的确定，应符合下列规定：

(1)采用极限平衡法进行计算；

(2)对具有水压的边坡应计算水压对边坡稳性的影响，必要时应进行有水压变化的边坡稳定性敏感度分

535

析；

(3)对弱层强度随不同含水率有明显变化的边坡，应进行强度随含水率变化的边坡稳定性敏感度分析；

(4)对复杂形状边坡，应对其轮廊形状进行计算分析。

6.0.10 倾斜煤层的采掘场，在非工作帮不应残留露头煤柱或护底煤柱。必须留此类煤柱时，应采取防止煤

柱风化和自燃的措施，并对煤柱的强度进行验算。

6.0.11 采掘场除对最终边坡进行设计外，还应对不同岩性的台阶坡面角进行设计；对设有重型设备的平盘

还应计算出设备至台阶坡顶的安全距离。

6.0.12 排土场的最大排弃高度和边坡角，应根据排土场基底的稳定性、地形坡度、排弃物性质确定。排土

场边坡稳定系数可按表 6.0.8采用。

6.0.13 大中型露天煤矿应结合矿区大地测量基本控制网，设置 GPS 监控站。

536

7 地下水控制

7.1 一般规定

7.1.1 当地下水疏干受地表水系补给影响时，经技术经济比较后，应对地表水系采取改移、防渗、堵截等措

施。

7.1.2 地下水对采掘、运输、排土有严重影响和地下水对边坡或煤层底板稳定有严重影响时，必须采取疏

干或堵截等控制措施。

7.1.3 当采用疏干方式降低地下水位时，应根据采掘进度采取超前降低水位的措施。超前时间和水位的降低

深度，应根据水文地质条件经技术经济比较后确定。

7.1.4 地下水控制，应包括观测地下水控制效果和区域地下水动态变化的观测孔网，并应设置地表变形观测

网。

7.1.5 对地下水位降低给民井和农田灌溉产生严重影响时，应采取补救措施。

7.1.6 疏干水应进行利用。

7.2 地下水控制方法

7.2.1 地下水的控制方法应符合下列规定：

(1)对渗透系数大于 2m/d的含水层，可采用垂直降水孔法；

(2)对边坡的地下水降压，宜采用水平放水孔法；

(3)水文地质条件简单，含水层产状较稳定，埋深较浅的松散含水层，应采用明渠和暗沟法；

(4)对以补给量为主，且补给来源丰富，底部有稳定的隔水层，深度为 20~50m的松散含水层，可采用地

下隔水墙法；

(5)水文地质条件复杂、水力联系不大的多含水层，或含水层厚度、水压及透水性变化较大，埋藏较深且

不适用降水孔法的含水层，应采用巷道法。

7.2.2 永久性降水孔排应靠近被保护区，位于开采境界外的降水孔至采掘场地表境界线的距离不宜小于

20m。

7.2.3 当采用明渠或暗沟法时，应验算水对边坡机械潜蚀。必要时应采取预防措施。

明渠的纵坡，应根据岩土性质、护砌类型通过水力计算确定。一般条件下，土渠的纵坡宜为 2‰~3‰。

7.2.4 采用隔水墙截水，应准确确定隔水墙位置，保证边坡的稳定性。

7.2.5 地下水隔水墙的基础应布置在渗透系数小于 5×10-8m/s的稳定隔水岩层上，其底部嵌入隔水岩层的深

度不应小于 lm。隔水墙应进行稳定性和渗漏计算。当采用混凝土隔水墙时，还应以墙两侧最大水位差进行隔水

537

墙的强度计算。

7.2.6 当采用巷道法时，巷道应设置在稳定的岩层或煤层内。当在松散含水层底板设置巷道时，巷道底部嵌

入隔水岩层深度宜为 0.5~1.0m。巷道的纵坡不宜小于 2‰。

7.3 水文地质计算

7.3.1 含水层原始流场水位，应根据观测资料确定，连续观测时间不应少于一个水文年。

7.3.2 水文地质计算，应符合下列规定：

(1)当被控制的含水层有补给量时，地下水控制设施的排水能力，应大于地下水的补给量；

(2)对地下水储存量(静储量)的排水能力，应根据含水层、疏干范围、采掘进度确定；

(3)地下水水位及水压，应符合安全的水位及水压。

7.3.3 在水文地质条件基本查明的条件下，结合露天开采应采用数值法计算采掘场地下水涌出量和疏干影响

范围。

7.3.4 计算降水孔涌水量时，对无压含水层，可不计算水跃值，当确定地下水的降落曲线时，应包括水跃值

的因素。

7.3.5 当煤层底板下含水层的水头与其上覆隔水层厚度比值大于 2时，应进行突水涌水验算，并采取降压措

施。

7.4 设备及附属设施

7.4.1 降水孔、巷道的排水泵，宜选用深井潜水泵。巷道的排水泵，经技术经济比较后可采用卧式水泵。

7.4.2 降水孔排水泵的排水能力，应按一昼夜运转 24h计算。降水孔的数量应为排水量计算的降水孔数量的

1．2倍。

降水孔排水泵的备用及检修台数，应为工作台数的 40％~50％；当工作台数小于 10台时，不应小于工作台

数的 50％。

7.4.3 巷道排水泵的数量、水仓的容积等，应符合国家标准《煤炭工业矿井设计规范》GB 50215的规定。

7.4.4 地面的固定排水管道，宜采用预应力钢筋混凝土管、铸铁管或塑料管。经常移动的排水管道宜采用钢

管或玻璃钢管。有条件时可采用明沟排水。

7.4.5 在排水管道的最低处应设置排泥阀，最高处应设置排气阀。

7.4.6 排水管道及材料，应按不同品种及规格留有备用量：预应力钢筋混凝土管和石棉水泥管为 10％~

15％；铸铁管为 7％~12％；钢管和连接用胶管为 5％~10％。

7.5 过滤器

7.5.1 降水孔过滤器的类型，应根据含水层岩石性质按表 7.5.1选用。

表 7.5.1 过滤器类型

含水层性质 过滤器类型

半坚硬较破碎不稳定岩层(无泥砂涌入) 骨架过滤器(圆孔或缝隙式)

538

涌泥砂的岩层 缠丝过滤器(骨架为金属、非金属)

卵石、砾石、砂砾、粗砂、中砂 缠丝过滤器、填砾过滤器

细砂、粉砂 缠丝过滤器、包网过滤器、填砾过滤器

7.5.2 对坚硬、半坚硬且较稳定的岩层，无泥沙涌人降水孔，可不设过滤器。

7.5.3 填砾过滤器滤料规格、滤料厚度、骨架管孔眼或缝隙尺寸及缠丝过滤器缠丝面孔隙率应符合国家标准

《供水管井技术规范》GB 50296的规定。

7.5.4 降水孔允许过滤管进水流速不宜大于 0.03m／s。

7.5.5 过滤器的最小内径不得小于表 7.5.5的规定。

表 7.5.5 过滤器的内径

过滤器名称 过滤器的内径（mm）

降水孔过滤器孔深小于 30m时，应比水泵及电动机最大外径大 70mm；

孔深小于 30m时，应比水泵及电动机最大外径大 100mm；

穿透式过滤器 50

打入式过滤器 25

观测孔过滤器 50

7.5.6 过滤器筛管的孔隙率，钢管宜为 20％~35％，铸铁管宜为 20％~25％，钢筋混凝土管和石棉水泥管宜

为 15％~20％。

7.5.7 在松散含水层中的降水孔，应设置底部封闭的沉砂管，其长度不应小于表 7.5.7的规定。

表 7.5.7 沉砂管长度（m）

降水孔中含水层厚度 沉砂管长度

<30 3

30-90 5

>90 7-10

539

8 防水和排水

8.1 采掘场排水

8.1.1 采掘场排水应采用防、排、储及其组合的方式。当有地形高差时，应采用自流排水方式。

8.1.2 采掘场排水，当有分段截流条件时，宜采用分段截流排水方式。

8.1.3 当采用水泵排水时，可采用移动或半固定泵站排水方式。排水泵宜采用潜水泵。

8.1.4 当露天煤矿矿田内有旧巷可利用或可利用地下水控制中巷道法的巷道时，经技术经济比较，可采用井

巷排水方式。

8.1.5 井巷排水方式的设计，应符合国家标准《煤炭工业矿井设计规范》CB 50215的规定。

8.1.6 采掘场排水设计应采用当地气象台(站)的降水资料，并应符合下列规定：

(1)计算正常降雨量，应为 10a或以上的多年雨季月平均降雨量；

(2)采掘场的径流量，应采用长历时暴雨量；

(3)排水沟的径流量，应采用短历时暴雨量。

8.1.7 采掘场排水计算的暴雨频率：大型露天煤矿不低于 2％；中型露天煤矿不低于 5％。

8.1.8 暴雨径流量形成的储水，其排出期限应小于表 8.1.8的规定。

表 8.1.8 排出期限

停产的采煤工作面(%) 30 50 70 100

储水排出时间(d) 15 7 5 3

8.1.9 计算暴雨径流量时，土岩的径流系数应采用实测值。当缺乏实测值时可按表 8.1.9选用。

表 8.19 径流系数

岩土类型 径流系数

泥岩、砂质泥岩、凝灰岩、砂岩、石灰岩 00.6-0.7

重粘土 0.7

轻粘土、亚粘土、砂质粘土、腐值土0.5-0.6

煤、大孔性黄土、黄土

粉 砂 0.2-0.5

细砂、中砂 0-0.4

粗砂、砾石 0-0.2

土壤为主的排土场 0.2-0.4

岩石为主的排土场 0-0.2

注：(1)表中 1~7行岩土的径流系数，当用于长历时暴雨径流量计算时，其值减去 0.1~0.2；

(2)当煤岩有少量裂隙时，径流系数应减去 0.1~0.2；当+有中等裂隙时，径流系数应减去 0.3~0.4。

540

8.1.10 正常降雨径流量和暴雨径流量，应采用径流系数法确定，当有地下水时，排水量应包括地下水涌水

量。

8.1.11 排水设备应按排水分期选择，并应符合下列规定：

(1)当暴雨径流量较小时，设在同一水平上的暴雨排水泵和正常水泵，宜选择同型号的水泵；

(2)当暴雨径流量为正常排水量的 3倍及以上时，可分别选择不同型号的水泵；

(3)排水泵工作时间应按每天 20h计算；

(4)正常排水泵应设备用泵，其数量应为工作水泵数量的 50％；

(5)暴雨排水泵不设备用泵。

8.1.12 正常排水泵站的水池容积，不宜小于正常排水泵 0.5h的排水量。

8.1.13 排水管的选择应符合下列规定：

(1)应满足工作压力的要求；

(2)正常排水管路的管径，按经济流速选择；暴雨排水管的管径应按流速不大于 3.5m/s确定；

(3)排水管路数不应少于 2条。

8.1.14 排水房内的设备布置，应符合现行国家标准《室外排水设计规范》GBJl4的规定。

8.2 地面防排水

8.2.1 露天煤矿的防水和排水系统，应考虑与当地的自然水体、防洪排涝及农业排灌等水利系统联网的可行

性。

8.1.2 当采掘场、排土场或地面设施受洪水威胁时，应设置防洪工程。

8.2.3 河流改道，防洪水库等规模较大的防洪工程设计，应符合国家有关标准的规定。

8.2.4 修筑防洪堤坝的材料，应就地取材。有条件时，可利用剥离物修筑防洪堤坝。

8.2.5 中小河流、天然沟壑等洪水流量，应根据当地水文站的实测资料确定。当缺乏当地水文站实测资料时，

可选用下列方法之一进行计算，并应用另两种方法进行校核：

(1)形态调查法；

(2)公路科学研究所简化公式法；

(3)当地经验公式法。

8.2.6 防洪标准应根据露天煤矿的规模，服务年限等因素确定，并应符合表 8.2.6的规定。

表 8.2.6 防洪标准

露天煤矿规模

重现期(a)

小河改道及提坝排水沟

I类 II类

设计 校核 设计 设计

大型 50-100 100-300 50-100 20-50

中型 20-50 50-100 20-50 20

541

注：(1) I类排水沟系指洪水泛滥时危及采掘场安全的排水沟；

(2)Ⅱ类排水沟系指洪水泛滥时不危及采掘场安全的排水沟；

(3)服务年限短、受淹后果不严重，取下限值。

8.2.7 当露天煤矿与矿井共用防洪工程时，防洪标准应符合国家标准《煤炭工业矿井设计规范》CB 50215

的规定。

8.2.8 排水沟的安全高度，应根据设计水深确定。当水深小于 2m时，安全高度不应小于 0.3m；当水深大于

2m时，安全高度不应小于 0.5m。防洪堤坝的安全高度，平原地区不应小于 0.5m，丘陵地区不应小于 1.0m。

8.2.9 当采掘场或排土场有内涝水时，应采取排涝措施。当地形条件适宜时，应采取拦截方法或排土填平洼

地。

8.2.10 在采掘场、排土场范围内，应对自然纵坡较大的冲沟修筑临时拦水坝。其标准可按预计的剥离、排

土计划确定。

在积水不能自然蒸发的情况下，可采用移动泵站分散疏导。

542

9 生产系统

9.1 生产能力

9.1.1 间断开采工艺和半连续开采工艺的生产系统，其生产能力应根据采用的工艺、系统布置和供料设备类

型进行确定，并应符合下列规定：

(1)卡车卸料的固定式、半移动式破碎站的生产系统，其生产能力可按下列公式计算：

Qm= k1

式中 Qm——生产系统的生产能力(t/h)；

Am——露天煤矿设计生产能力(t/a)；

k1——不均衡系数，一般 k1：1.2~1.5；

d——露天煤矿生产系统年工作白数，d=330；

h1——生产系统每日有效工作小时数，h1=16。

(2)铁路车辆或卡车卸料的受煤坑方式的生产系统，生产能力可按公式(9.1.1)的规定进行计算，k1 值可取 1.3

~1.5；

(3)由装载机或单斗挖掘机等设备供料的移动式破碎站系统，生产能力应根据供料设备卸料能力进行确定。

9.1.2 轮斗挖掘机连续开采工艺系统的带式输送机生产能力，应符合本规范第 4.3.3条的规定。

9.2 破 碎

9.2.1 破碎站型式，应根据露天煤矿开采工艺及布置和对其移动性能要求进行确定。半移动式破碎站，根据

设备重量和工作条件可为滑撬式或驮运式结构。移动式破碎机宜为自移式履带结构。

9.2.2 破碎机类型，应根据被破碎物料的硬度、水分、可碎性、最大人料粒度尺寸、排料尺寸和生产能力等

因素确定。

9.2.3 破碎站应设受料仓。受料仓的有效容积不宜小于移动供料设备一次供料量的 1.5倍，多台同时卸料时，

宜为一次总供料量的 1.2~1.4倍。

9.2.4 当物料中含有超限大块时可在受料仓上设铁箅子，并应有破碎或处理铁箅子上超限大块的设施。

9.2.5 破碎站布置应有安装、检修设备的通道和作业场地。

9.2.6 破碎站卸车平台应设卡车卸料的安全限位车挡和指示信号等安全装置。

9.3 储 煤

9.3.1 露天煤矿应设储煤场，或与选煤厂、坑口电厂共建储煤场。储煤场容量应根据开采工艺、煤质、运输、

气候等条件确定，并应符合下列规定：

543

(1)采用间断或半连续开采工艺时，储煤场容量一般为 3~7d的露天矿生产能力。当运输条件较差、采煤设

备检修影响生产时间较长、多品种储煤或有配煤要求时，可增大储煤场容量；

(2)采用连续开采工艺时，储煤场容量应在采煤设备检修时保证后续生产环节的正常生产。

9.3.2 储煤场型式，应根据储煤量、煤质及混配煤要求、地形、气候、工程地质条件等因素进行经济比较确

定。可采用堆取料机条形储煤场、露天或室内储煤场、槽型仓、圆筒仓等型式。系统布置宜有储存及通过的灵活

性。

9.3.3 采用圆筒仓、槽型仓等仓式储煤或自溜式卸煤方式时，应采取防止物料堵仓、起拱措施。严寒地区应

有预防煤的冻结、堵仓措施。

9.3.4 露天储煤场应采取防尘和抑尘措施；多暴雨地区应设置排水设施。

9.3.5 露天或室内储煤场及仓式储煤型式，当储存褐煤等易自燃煤种时，应采取预防及消除煤自燃的措施。

露天储煤场和储存易自燃煤种的室内储煤场，煤堆四周应设移动设备和消防通道。

9.3.6 储煤场布置，应设储煤设备检修场地和检修车辆的通道。当室内储煤场设有大型设备时，室内场地布

置应便于起重检修车辆的通行，并有足够的检修作业空间和场地。

9.4 装 车

9.4.1 装车仓的型式，应根据外运煤量、列车载重量、商品煤品种等因素进行经济比较确定。可采用带式输

送机单点装车、跨线仓装车、定重仓装车等型式。大型露天煤矿及多品种外运煤，宜采用跨线仓或定重仓装车方

式。

9.4.2 跨线装车煤仓的有效总容量应为设计列车有效载重量的 1.2~1.5倍。

9.4.3 采用带式输送机单点装车时，应在装载点设缓冲仓。缓冲仓有效容积应不小于 2倍的最大车厢容积。

9.4.4 装车站应设轨道衡车辆计量系统或定重仓计量系统。

9.4.5 商品煤外运装车前应有煤的采制样系统。

544

10 工业场地总平面布置

10.1 场址选择

10.1.1 露天煤矿工业场地的选择应符合下列原则：

(1)工业场地宜靠近首采区或二采区，并根据采区的服务年限、地面运输及地形条件等因素，经技术经济比

较确定；

(2)工业场地应布置在开采境界外无煤区地段；当条件不允许时，应少压煤，不压好煤和其他有开采价值的

资源；

(3)在尚未开发的露天煤矿开采境界内，不应设置永久性生产或生活设施，如需设置时，应经技术经济比较

确定；

(4)工业场地应尽量利用荒地、坡地，少占农田、果园，不占或少占村庄等其他地面设施，减少搬迁工程；

(5)工业场地应为露天煤矿改建、扩建预留发展建设用地；

(6)工业场地应避开污染源和滑坡、崩塌、岩溶、泥石流、采空区及开采后工程地质条件变坏等不良工程地

质地段。

10.1.2 选煤厂、变电所(站)、机电维修设施及其他重要建(构)筑物的位置应符合下列规定：

(1)与采掘场地面境界的安全距离，应符合本规范第 6.0.6条之规定，并应考虑采掘场爆破空气冲击波、地震

波的影响；

(2)与排土场境界的安全距离，应符合本规范第 6.0.7条的规定。

10.1.3 工业场地应布置在不受洪水和内涝水患威胁的地段；当不可避免时应采取有效的防护措施。

10.1.4 工业场地应避免占用国家保护的文化古迹、风景名胜及自然保护区。在少数民族地区，应尊重地方

民俗及其宗教信仰。

10.2 总平面布置

10.2.1 露天煤矿工业场地的平面布置，应有近期实测的地形图和必要的工程地质、水文及气象资料。地形

图的比例，应根据不同设计阶段、地形条件、设计规模及工程性质确定，并应符合下列规定：

(1)工业场地的平面布置，在可行性研究阶段，可采用比例为 1:1000~1:2000；初步设计和施工图阶段，可采

用比例为 1:500~1:1000；

(2)露天煤矿地面总布置，可行性研究和初步设计阶段，可采用比例为 1:5000~1:20000。

10.2.2 工业场地总平面布置应根据地形、工程地质、水文、气象等自然条件和露天煤矿开采工艺要求确定，

并应符合下列规定：

545

(1)总平面布置应根据地面建筑设施功能特点进行分区布置；

(2)对分期建设的工业场地用地项目应统筹规划，并应符合《煤炭工业工程项目建设用地指标》关于露天矿、

露天矿区辅助企业的有关规定；

(3)工业场地内各建设项目的厂(场)区之间，应符合防火、卫生、安全等要求；

(4)总平面布置应尽量减少土石方和护砌工程量；

(5)场区内各工程项目建筑设施用地边界线及其平面和竖向布置，应严格按批准的露天煤矿工业场地总平面

设计确定的平面坐标、出人口位置、建筑方位、设计场地标高、管(沟)线布置及地面排水系统等布置关系进行控

制；

(6)场区内的选煤厂、机电设备维修车间、变配电所(站)、炸药地面制备厂等建设项目的工业场地总平面设

计，应符合相关设计规范规定；

(7)爆破器材工厂(库)距露天煤矿工业场地、居住区、变电所及高压输电线路、铁路专用线、公路、村庄及

城镇、企业等地面建筑设施的安全距离，应符合现行《民用爆破器材工厂设计安全规范》GB 50089 的规定；

(8)地面辅助设施应充分利用矿区或附近城镇的地面运输、仓储(爆破器材料库、材料库、油库等)、供电、

供水、污水处理及中心区(文教卫生、商业服务、消防等)的既有设施；

(9)露天煤矿地面总布置，应与矿区地面总体布置相协调，并应符合《煤炭工业矿区总体设计规范》MT 5006

的规定。

10.2.3 工业场地，应按功能分区明确、简化设施、少压煤和节约用地的原则，统筹规划、合理布置。一般

宜按生产区、辅助生产区和行政福利区规划布置。

10.2.4 改建、扩建的露天煤矿，当在工业场地内增设其它工程设施时，可布置在与其相同功能的分区内。

10.2.5 场区内的建筑工程设施布置，应满足下列要求：

(1)地面固定式或半移动式破碎站，根据卡车运距等条件，宜布置在靠近采掘场首采区煤的出入沟附近；

(2)选煤厂或筛选厂，根据煤流的方向和简化系统布置的原则，宜布置在邻近铁路装车站一侧；

(3)储煤场，根据储煤容量和面积，宜布置在对工业场地污染较小的地点。与室外变配电装置、机电设备维

修车间、矿本部、化验室等建筑物的距离不宜小于 30m。在不利风向位置时，不宜小于 50m；储煤场周围宜设隔

尘绿化带或围墙；

(4)变配电所(站)，应便于输电线路布置和靠近用电负荷中心，并宜布置在受粉尘污染较小的地点；

(5)组装场，应便于大型设备进入采掘场或排土场；

(6)材料、配件库与机电维修、卡车保养设施的位置，应便于材料和配件的运输；

(7)锅炉房应靠近供热负荷中心和场区建筑设施的下风向；

(8)污水处理厂宜布置在工业场地以外。当需设在在工业场地内时，宜布置在场区的一侧和主导风向的下风

向；

546

(9)矿本部、调度信息中心、区段办公室及浴室等行政福利设施，一般毗邻布置。场前区各建(构)筑物、道

路、广场绿化，应统一布置，相互协调。矿本部应布置在场前区内外联络方便的位置；

(10)油库、器材库的位置应便于铁路或公路运输，并尽量减少至用户的运输距离；

(11)居住区宜布置在邻近的城镇市区内，或单独布置在露天煤矿采区境界外。

10.3 竖向布置及场地防排水

10.3.1 工业场地竖向布置设计，在保证防洪排涝条件下，应充分利用地形和满足各功能分区之间道路联系

的高程要求。

10.3.2 当改变场地自然地形时，应使填挖方和建(构)筑物基础、挡墙、护坡等工程量最少；并应对可能引起

的滑坡、塌方、地下水位上升，采取有效的防治措施。

10.3.3 自然地形坡度大于 4％，或受洪水危害的高填方场区，其竖向布置形式宜采用半坡式、台阶式和混

合式布置。场地平整方式可采用连续式和重点式。工业场地内的台阶高度不宜低于 2m；当需要时可为 6~9m，

并应采取防坠措施。

10.3.4 工业场地各功能分区的地面排水系统，应统一规划并应符合下列规定：

(1)场区地面宜采用管道或明沟加盖板为主的排水系统。对场地位于岩石挖方地段、暴雨集中、流水夹带泥

沙及场内边缘的排水地段，宜采用明沟排水系统。排水明沟应进行铺砌，沟底纵坡不宜小于 3％0。

(2)场区内排水管沟的布置应与道路相结合，使雨水以较短的流径排人场外的河沟或雨水管道。

10.3.5 工业场地受洪水或内涝威胁时，应设排涝工程设施，并应在场区边界外设截水沟，设计标准应符合

本规范第 8.2.8条的规定。

10.4 场区道路

10.4.1 工业场地场区道路网应符合线路短捷、人流和物流分开，与场区竖向设计相协调，满足运输和消防

要求。

10.4.2 场区道路的出人口位置，应便于与露天煤矿采掘场、排土场、城镇、厂矿企业、车站、居住区、变

电所、爆破器材库及水源等外部道路的连接，根据需要可设主出人口和多个次出人口。

10.4.3 场区道路应根据沿线各工程设施的不同功能与技术要求，确定其间距和标高。

10.4.4 场区道路的路线、路基、路面、桥涵等设计，应按现行标准《厂矿道路设计规范》GBJ 22的有关规

定执行。

547

11 机电设备维修

11.1 一般规定

11.1.1 根据露天煤矿机电设备的种类、规格和数量，应设相应规模的矿机电设备维修车间。亦可由设备制

造厂或专业维修公司承担矿机电设备总成维修和大修任务，并应统一规划维修场地。

11.1.2 矿机电设备维修车间应承担矿山机械的小修以及以下各修程的维修任务、矿山自卸卡车与工程机械

的保养任务及其它设备的检修任务，并应符合下列规定：

(1)对采用总成互换修理的露天煤矿，应设矿山机械、自卸卡车与工程机械总成互换设施。其设备总成的恢

复性修理可由矿机电设备维修车间或有修理能力的单位承担；

(2)对协作条件差的露天煤矿，应根据设备事故复救需要，结合设备维修，配备拆装和起吊设备。

11.1.3 应根据矿机电设备维修的特点，建立相应的故障诊断分析系统，强化预防性检修体制的实施。

11.1.4 矿机电设备维修车间的组成，应根据露天煤矿开采工艺进行确定。可包括：矿山机械维修、矿山卡

车保养、工程机械保养、带式输送机维修、准轨机车与自翻车检修、水泵修理、轮胎更换与修补、电气设备修理、

清洗间、故障诊断中心等主要生产车间或工段以及零配件和总成仓库、停车场、办公室及其他辅助设施等。

11.1.5 矿机电设备维修车间的任务量，应根据露天煤矿使用的设备类型、数量、年工作小时数和设备的维

修周期确定。

11.1.6 矿机电设备维修车间的年工作日按国家规定执行。与露天煤矿生产有关联的修理工作，其年工作日

数应与露天煤矿工作日数相同。 修理工作可为一班工作制或两班工作制。

11.2 机械设备维修

11.2.1 露天煤矿机械设备修理宜采用总成互换，并应有与设备数量相适应的总成周转量。

11.2.2 露天煤矿机械设备的维修，可参照设备制造厂建议的维修项目、内容、周期及维修方法进行。当无

厂方资料时，各类设备的维修周期和工期，可按表 11.2.2-1~11.2.2-5的参考值选取。当设备规格大、作业条件较

差时，维修周期取小值、工期取大值。

表 11.2.2-1 单斗挖掘机和钻机的维修周期和工期

设 备 规 格维修周期(月数) 维修工期(d)

小修 月检 小修 月检

单斗挖机标准斗容(m3)

4-14 6 1 3-5 1-2

15-32 6 1 4-6 1-2

33-56 6 1 5-7 1-2

回转钻机钻孔直径(mm) 150 3 1 1-2 1

548

牙轮钻机钻孔直径(mm) 250-310 3 1 2-3 1-2

注：(1)设备的维修周期按三班作业计算；

(2)第二次小修时，检修内容可稍微扩大，工期可取大值。

表 11.2.2-2 轮斗挖掘机和排土机的维修周期和工期

理论生产能力(m3/h)维修周期 维修工期(d)

小修(月数) 月检(月数) 周检(周数) 小修 月检 周检

400-2000 12 1 1 2-3 1-2 1

>2000-3600 12 1 1 3-5 2-4 2

>3600-6600 12 1 1 5-8 4-6 2

表 11.2.2-3 拉斗铲的维修周期和工期

斗容(m3)维修周期(月数) 维修工期(d)

小修 月检 小修 月检

20-100 6 1 1-2

11.2.3 单斗挖掘机和钻机的月检、小修，可在设备作业现场进行，其零部件维修宜在矿山机械修理车间进

行。在寒冷或大风地区宜为维修作业设移动式保温棚及防护棚。

11.2.4 轮斗挖掘机等连续开采工艺设备的月检、周检，应在设备作业现场进行。

11.2.5 带式输送机托辊年更换量可按运行托辊总数的 15％~20％计算。当托辊有修复价值时，托辊应修复

后使用。

表 11.2.2-4 卡车和工程机械保养周期

设备规格保养周期(h)

四保 三保 二保 一保

卡车载重(t)

20-45 - - 400-600 100-200

68-172 2000-3000 800-1500 500-800 100-200

>172 4000-5000 1500-200 1000 250

推土机功率(kW)

74-103 - 1000-1200 400-500 200-250

132-426 2000 1000 500 250

>426 2000 1000 500 250

装载机斗容(m3)

3-4 - 1400-1600 400-500 200-250

5 2000 1000 500 250

>5 2000 1000 500 250

注：保养周期小时数指发动机工作小时数。

表 11.2.2-5 标准轨距铁路机车、自翻车维修周期和工期

设备规格维修周期

辅助修(月数) 轴检(月数) 定检(d) 辅助修 轴检 定检

直流电机车(100-150t) - - 15-20 - - 1.5

自翻车(60t-100t) 6 1-3 - 2 0.5 -

11.2.6 当带式输送机输送带的覆盖胶大面积损伤，并有修复价值时，可在维修厂房内，采用平板硫化机硫

549

化修复或外委修复。

11.2.7 矿山自卸卡车和工程机械的保养，应在厂房内进行。保养厂房宜采用横列尽头式台位工作间布置形

式。保养厂房的主参数应根据卡车和工程机械的参数确定。亦可参考表 11.2.7—1-11.2.7—2的参考值选取。

表 11.2.7-1 矿山自卸车保养厂房主参数

卡车载重理(t) 跨度(m) 柱距(m) 起重机起重量(t) 起重机转面高度(m)

20 15 6 5 7.5

32 15 9 10 8.4

68 18 12 15 10.5

100 21 12 20 12

154 21 12 30 12-12.5

表 11.2.7-2 工程机械的保养厂房主参数

设备名称及规格 跨度(m) 柱距(m) 起重机起重量(t) 起重机轨面高度(m)

推土机

(kW)

74-103 12-15 6-9 3 6.6-7.2

132-162 15 9 5 7.6-7.8

235-426 15 9 10 7.8-8.4

前装机(m3)3-4 12-15 9 3 6.6-7.2

5 15 9 5 7.2-7.8

11.2.8 车辆保养前应进行外部清洗。在寒冷地区的车辆清洗作业，应在室内进行。对清洗作业的污水，应

进行油水分离，经沉淀处理后复用或达到排污标准后排放。

11.2.9 矿山自卸卡车及轮式工程机械轮胎的更换、调面、修补等作业，宜在厂房内进行，并应符合下列规

定：

(1)轮胎间的厂房宜采用横列尽头式台位工作间；

(2)轮胎间宜设轮胎更换设备、平衡试验设备、充气设备、轮胎局部修补设备；

(3)轮胎间应设更换、修补轮胎的存放场地或仓库，存放周期为 0.5-1.0个月。

11.2.10 准轨直流电力机车的定检和自翻车辅助维修，应在厂房内进行。自翻车的轴检，可在露天作业检修

线上或简易库房内进行。厂房的主要参数可参考表 11.2.10进行选取。

表 11.2.10 机车车辆检修厂房内主参数

设备及修程

跨度(m)起重机起

重量(t)

起重机轨面

高度(m)

修理主跨面积

(m2/台位)厂房内铁路线布置

单线 双线

电机车定检100t

9 18 10 8.1200-290

150t 250-390

自翻车辅助

检修

60t9 18

3 7.0 190

100t 5 7.0 240

自翻车轴检60t - - -

100t - - -

550

11.3 电气设备维修

11.3.1 露天煤矿电修间，可按承担 320kVA及以下变压器和低压电机的小修任务进行布置。

11.3.2 露天煤矿电气设备的维修，可参照制造厂建议的维修项目和周期进行。当无厂方资料时，电机的小

修周期可按表 11.3.2的参考值确定，各种变压器的小修周期可为 6个月。

表 11.3.2 电机小修周期

电 机 类 型 小修周期(月数)

连续运行电动机 6

短时运行频繁起停电动机 3

主变流机组和大型直交流电动机 6

中、小容量电动发电机组和直流电动机 3

11.3.3 露天煤矿机械设备上附带的电气设备小修周期，可按其主机小修周期确定。

11.3.4 大中型露天煤矿可设置单独的电修间。当露天煤矿电气设备数量较少时，可在机械修理车间内附设

电修间。

11.3.5 矿电修间的建筑面积和定员，应根据年维修量确定。建筑面积和修理量指标可按表 11.3.5选用。

表 11.3.5 建筑面积和修理量指标

名称 单位 数值

车间建筑面积 m2100kW(kV·A)·年 40-60

工人修理量 kW(kV·A)·年 200-250

注：大型露天煤矿取小值，中型露天煤矿取大值。

11.4 库 房

11.4.1 矿机电设备的材料库和器材库设计，应符合下列规定：

(1)材料库宜以多层为主，并应集中建设。库内不得放置易燃易爆物品和堆存引起灰尘污染的物品；

(2)对大宗材料可设材料棚，在严寒地区宜设一侧敞开的材料棚；

(3)库房建筑面积应按矿山设备的重量确定。钢材、综合材料、设备备件库的建筑面积指标，可按表 11.4.1

选用

表 11。4。1 库房建筑面积指标

仓库名称 库存量（kt） 指标（m2/kt）

钢材库

库房 - 20-25

库棚 - 35-40

露天堆场 - 110-120

综合材料仓库（包括：金属制品、橡塑制品、

电器材料、杂品劳保、化工油漆、修旧利废等）

1.5-3.0 400-500

3.0-10.0 250-400

10.0 150-250

设备备件库1.5-3.0 200-250

3.0-1.0 150-200

551

>10.0 100-150

注：(1)当采用铁路运输时，钢材库的建筑面积指标取大值；

(2)当设备重量小、供应条件差时，综合材料库和设备备件库的建筑面积指标取大值；

(3)设备库指标中 60％~70％为库房，30％~40％为库棚，露天堆场为总面积的 2.5倍。

11.4.2 卡车备件库建筑面积，按卡车载重量及数量确定。卡车备件库的建筑面积指标，可按表 11.4.2选择。

表 11.4.2 卡车备件库的建筑面积指标

仓库名称 卡车载重量(t) 车辆数(台) 指标(m2/台)

卡车备件库

5-20<30 4.5-5.5

30-100 3.0-4.0

32-68<30 5.0-7.2

30-100 3.4-5.6

68-172<30 8.0-13.0

30-100 6.3-11.3

注：当设备规格大或规格多时取大值。

11.4.3 桶装油库的建筑面积，可根据生产消耗量确定。桶装油库的建筑面积指标，可参照表 11.4.3的指标

选择。

表 11.4.3 桶装油库的建筑面积指标

仓库名称 储存期（月数） 指标

桶装油库

机油、润滑脂 3 0.8桶/m2

洗桶间 - 202

发放间 - 8-10m2

注：每桶按 200L计。

11.4.4 氧气瓶库的建筑面积，可按每平方米存放 11瓶计。

11.4.5 木材堆场的占地面积，可根据生产及维修用量确定。储存期宜为 3~6个月，占地面积指标可按 0.5

~1.0m3／m2 计算。铁路进料时可取小值，机械化程度高时取大值。

11.4.6 建筑材料库的建筑面积，应根据露天煤矿生产能力确定，可参照表 11.4.6的指标选择。

表 11.4.6 建筑材料库建筑面积指标

露天煤矿生产能力(Mt/a) 1-3 3-5 5-10 >10

库房面积(m2/104t) 1.5-3 1.3-1.2 1.2-1.0 1.0

注：当生产剥采比较大时，取大值。

11.4.7 总成部件库建筑面积，应按总成部件量及规格确定。总成部件存放量，当为国产设备时，可按 3个

月的总成部件消耗量计算；当为进口设备时，可按 6个月的消耗量计算。

11.4.8 矿机电设备库房，根据需要可在工业场地设置综合性分库。分库建筑面积可根据设备重量按 50

~100m2／kt计算。生产规模大取下限。距离矿仓库较远时，可适当加大面积。设置综合性分库应统筹矿仓库和

552

分库的面积分配。

备件库可设在矿机电设备维修间内。

11.4.9 在严寒地区，宜设防寒车库。车库面积可按自卸卡车和其它矿山生产卡车出动车数的 20％~30％设

置。并应包括生产用客车的进库位置。

3个以上库位可设检车沟、辅助间或值班室。

12 电 气

12.1 供电和变电所

12.1.1 露天煤矿变电所应有两回外部电源线路。

12.1.2 露天煤矿变电所的外部电源线路导线截面应按经济电流密度选取。当一回线路故障时，另一回电源

线路应满足供全部负荷时用户受电端电压偏差的规定及安全载流量的要求。

12.1.3 地面固定式 35kV变电所，宜采用屋内成套配电装置。

12.1.4 露天煤矿变电所的操作电源宜采用免维护铅酸电池直流屏。

12.1.5 露天煤矿变电所 6kV侧集中设置的无功功率补偿，宜采用自动补偿装置。

12.1.6 当采掘场工作线推进速度较快时，宜设移动变电站或户外组合式变电所。

12.1.7 露天煤矿变电所的 6kV配电装置，应预留适当数量的备用位置。

12.1.8 工业与民用配电线路应分别架设和分别计算用电量。

12.2 采掘场和排土场配电

12.2.1 采掘场配电线路，可采用纵向或横向架设方式。采用大型挖掘机的采掘场配电线路，宜采用纵向架

设方式或纵向电缆敷设方式。

12.2.2 连续开采工艺的采掘场，当直接配电的高压电机较多，而其它配出线不多时，可全部采用电缆配电

敷设方式。

12.2.3 采掘场和排土场内的移动架空线路，应符合下列规定：

(1)采掘场移动架空线路宜采用轻便型电杆和铝绞线，铝绞线的载面不应小于 35mm2；

(2)当移动架空线路在采掘场工作面时，宜采用底座式电杆和铜绞线，铜绞线的载面不应小于 25mm2；

(3)排土场的架空线路导线宜采用铝绞线；

(4)移动线路的电杆间距不宜大于 50m；

(5)在采掘场内的架空导线对地安全距离，按非居民区设计。当采用横向架设时，架空导线的高度应满足大

型移动设备安全通过的要求。

12.2.4 采用电缆配电时，移动线路应用橡套软电缆；固定线路和半固定线路可用交联聚乙烯绝缘聚乙烯护

套铜芯电力电缆。

553

12.2.5 由矿变电所变压器二次侧到用户配电点的低压配电，电压等级不宜超过二级。

12.3 疏干、排水配电

12.3.1 疏干水泵群的架空配电线路，宜采用单独回路的 6kV环坑配线方式。疏干水泵数量较多时，架空配

电线路可采用双环式或放射式。

12.3.2 疏干水泵群的配电，应采用 6kV线路变压器组接线方式。在供电距离允许范围内，每台变压器应向

多台疏干水泵配电。

12.3.3 向疏干水泵群配电的设施，宜采用可移动式户外变电站。

12.3.4 集中排水泵泵站应有两回线路供电，当一回线路故障时，另一回线路应满足所有主排水泵电动机能

正常起动和最大排水量时的负荷。

12.3.5 集中排水泵泵站，6/0.38kV变压器不应少于 2台。当其中一台故障时，其余变压器应满足水泵电动

机能正常起动和最大排水量时的负荷。

12.4 生产系统和附属设施动力配电

12.4.1 生产系统宜单独设 6kV高压配电室，并宜与邻近的附属设施变配电室合并。

12.4.2 生产系统变电所宜为室内式。生产系统和邻近的附属设施变配电所之间必要时可设置低压联络线。

12.4.3 负荷较大的低压配(变)电室，宜设可自动调节的低压静电电容器补偿装置。

12.4.4 固定敷设的低压电缆，可采用全塑电缆。当在厂房内架空或沿电缆沟敷设时，可采用无钢带铠装

全塑电缆。室外埋地敷设时，应采用内钢带铠装全塑电缆；在严寒地区宜采用油浸纸绝缘麻被铠装电缆。

12.5 电力牵引供电

12.5.1 牵引变电所应有两回电源供电，有困难的小型牵引变电所，可设一回电源线路。

12.5.2 牵引变电所的整流设备不应少于 2台。当其中一台故障时，其余整流设备应能承担全部负荷。

12.5.3 计算牵引变电所的电能总耗量系数，宜符合下列规定：

(1)电力机车自用电系数为 1.15；

(2)牵引网综合损耗系数为 1.15~1.25；

(3)其它能耗应包括调车、杂作业、救援、试车、车库等电能损耗，一般情况下为 1.05，较复杂作业条件

下为 1.15。

12.5.4 计算电压降时，应计算下列附加电阻：

(1)接触导线磨耗后所增加的电阻，应为接触导线正常电阻值的 20％；

(2)钢轨连接处增加的电阻，应为计算区段长度内同型号钢轨电阻的 25％；

(3)牵引网因发热而增加的电阻，应根据材质确定。

12.5.5 牵引变电所向电网注入的谐波电流应符合《电能质量公用电网谐波》GB／T14549的规定。

12.5.6 牵引变电所自用电变压器，应设 2台。每台容量应满足变电所正常工作时全部自用电的要求。当牵

554

引变电所为单电源时，自用电变压器可设 1台。

12.5.7 牵引变电所的硅整流装置，应设下列保护：

(1)整流设备内部短路；

(2)直流侧短路；

(3)整流变压器重瓦斯；

(4)冷却设备故障；

(5)过负荷；

(6)整流变压器超过允许温度及轻瓦斯；

(7)整流装置内部温升超过允许值。

上述 1~4款应动作于跳闸，5~7款动作于信号。

12.5.8 整流装置的辅助用电设备，应由单独回路供电。

12.5.9 牵引网总回流线，应与所有靠近的轨道进行电气连接。总回流线的导线或电缆应设 2根以上。

12.6 防雷与接地

12.6.1 采掘场和排土场架空线路，应在电源入口处、分支处、移动设备的接电点及正常分断的开关两侧装

设避雷器。

12.6.2 当采掘场和排土场机电设备采用中性点接地系统时，低压侧每回出线应装设漏电自动开关或漏电继

电器。

12.7 铁路信号

12.7.1 接轨站、编组站、剥离站、选煤站以及其他固定车站，均应采用电气集中联锁。

12.7.2 半固定线路上的车站，宜采用电气集中联锁。条件不具备时，可采用电锁器联锁。

12.7.3 移动线路区段的车站或信号所，可采用电锁器联锁。

12.7.4 当线路区间的运量大时，宜采用自动闭塞。当运量不大时，可采用半自动闭塞。当区间长度小于列

车制动距离时，应采用区间照查闭塞。

12.7.5 复线区段的自动闭塞或半自动闭塞，应按单向运行设计。

12.7.6 区间内正线上的道岔，必须与闭塞设备联锁。

12.7.7 自动闭塞分区的最小长度，应根据列车制动距离和自动停车装置作用过程中列车的走行距离确定，

但不应小于 600m。

12.7.8 区间照查闭塞设备应符合下列规定：

(1)区间线路有车占用时，相邻两站均不得向该线路排列发车进路；

(2)单线区间相邻两站不得同时排列向该区间的发车进路。

12.7.9 车站或信号所通向采掘线、排土线的闭塞方法，可采用一次闭塞法。

555

12.7.10 信号设备应对雷电感应过电压进行防护，防护电路不应影响被防护信号设备的正常工作。

12.7.11 信号设备应设置测试(自动或手动)和故障自动报警设备。

13 通 信

13.1 一般规定

13.1.1 露天煤矿通信系统，应符合煤炭工业通信网发展技术政策所确定的原则及有关规定。

13.1.2 露天煤矿的生产调度交换机，应与行政电话交换机分开设置，生产调度室宜设在集中控制站内。

13.1.3 露天煤矿的其它专业调度，可由数字程控生产调度总机 CENTREX或能以虚拟网方式或远端模块方

式实现组网。

13.2 生产调度通信

13.2.1 露天煤矿生产用移动设备的通信宜选用集群无线调度系统。集群无线调度系统的频率及功率，必须

符合全国无线电管理委员会的有关规定。

13.2.2 矿生产调度总机应选用数字程控调度交换机，其功能除具备一般调度机应有的群呼、组呼、紧急呼

叫、报警、强拆、强插等功能外，还应具备 ISDN功能、热线功能和 CENTREX功能。并能带远端模块。

13.2.3 矿生产调度交换机与矿行政交换机之间应采用数字中继。

13.2.4 生产调度室与急救、消防部门必须设直通的调度电话及外线电话。

13.2.5 年产 4.0Mt/a以上的大型露天煤矿采用单斗挖掘机——卡车开采工艺时，宜设卡车调度计算机控制系

统。

13.2.6 矿 6kV以上变电所对上一级变电所应设电力线载波通信，并设点对点的无线通信作为应急备用。

13.3 行政管理通信

13.3.1 矿行政电话交换机容量，可按电话普及率不低于 50％设置。

13.3.2 矿行政电话交换机制式应选用数字程控局用交换机。并应具备 ISDN功能、SSP功能和中继线双向

计费功能等。

13.3.3 当露天煤矿选用独立机型，其技术条件应符合当地市话局进网要求，对市话局中继方式，宜采用DID

+DODI的方式。

13.3.4 矿电话站可设于矿办公楼或信息中心楼内。

13.3.5 矿数字程控局用交换机与矿务局(或市话局)之间的中继线路宜采用光纤数字中继线路，当采用数字微

波中继线路时，微波站与电话站应统筹考虑。

13.3.6 远离露天煤矿的矿居住区，在当地市话局不能满足对外通信要求时可由矿数字程控局用交换机设远

端模块来解决。

556

13.4 有线电视系统

13.4.1 当露天煤矿居住区距离城市有线电视台较近时，用户终端应接人当地有线电视台的有线网。

13.4.2 距离城市较远的露天煤矿居住区宜自设有线电视系统。

13.4.3 自设的有线电视系统模式及主要技术指标分配应符合《有线电视系统工程技术规范》CB 50200的规

定。

13.4.4 新建居住区有线电视系统的主干射频电缆(或光缆)宜采用直埋敷设方式或与通信管道同管敷设，建筑

物内的射频电缆应采用暗敷设。

13.5 通信线路

13.5.1 露天煤矿工业场地及居住区内的通信线路宜采用直埋电缆线路或通信管道电缆线路。

13.5.2 直埋电缆线路，宜采用钢带铠装通信电缆。管道电缆线路宜采用全塑通信电缆。

13.5.3 沿带式输送机架敷设的通信电缆应采用钢带铠装通信电缆。采用封闭式电缆桥架时，可采用全塑电

缆。

13.5.4 外部中继线路应采用架空光缆线路。光缆采用单模光纤，并应考虑光纤的备用量，为宽带业务的传

输留有余地，光缆外护套应选用防弹型。

557

14 集中控制、监测和计算机管理

14.1 一般规定

14.1.1 露天煤矿应设计算机信息管理系统。

14.1.2 露天煤矿应以调度集中控制站为中心，实现生产调度、集中控制、监测和计算机管理相结合的信息

管理系统。

14.2 集中控制和监测

14.2.1 采用连续和半连续开采工艺的露天煤矿，应建立全矿工艺系统的集中控制和监测系统；采用间断开

采工艺系统的露天煤矿，可建立地面生产系统和主要生产设备的集中控制和监测系统。

14.2.2 当疏干水泵数量较多时，宜对疏干水泵群的工作状态及有关参数建立集中控制和监测系统。

14.2.3 疏干水泵群集中控制和监测系统设备的选型，应根据疏干井数量及分布等条件确定。当条件适宜、

技术经济合理时，可采用微机监控系统。

14.3 计算机管理

14.3.1 露天煤矿计算机管理系统的配置，应符合下列规定：

(1)中型露天煤矿宜采用微型机，大型露天煤矿应采用微型机或超级微型机；

(2)当采用微型机时可作为上一级计算机的远程智能终端，当采用超级微型机时，可配备一定数量的一般终

端构成计算机网络系统，并与上一级计算机系统联网。

14.3.2 计算机机型选择宜按工艺系统组网的要求确定。

14.3.3 计算机局部网络应设专用通道。露天煤矿至上一级(矿务局、公司)的远程通道可利用通信线路。

558

15 地面建筑、给排水与供热通风

15.1 地面建筑一般规定

15.1.1 地面建筑设计应符合下列规定：

(1)具备建设场区地形图、气象、地震及工程地质资料；

(2)在采掘场和排土场的边坡稳定线以外；

(3)在采掘场爆破震动安全界线以外；

(4)避开沟壑、滑坡、矿井采空区等不安全地段。

15.1.2 建筑物的防火设计，应符合现行国家标准《建筑设计防火规范》GBJl6及其他有关标准的规定。露

天煤矿地面工业建筑的耐火等级，应符合表 15.1.2 的规定。

表 15.1.2 建(构)筑物火灾危险性分类与耐火等级

生产或储存

物品类别

建(构)筑物名称 耐火等级

甲 汽油库及其油原房、灌油间、发油间 二级

丙破碎站、机头站(驱动站、转载站)、分流站、运煤地道、运（卸）煤栈桥 二级

柴油库及其油泵房、灌油、发油间 润滑油库房 三级

丁 机电设备维修车间（包括卡车、工程机械、机车车辆的维修、保养厂房） 二级

注：凡表中未列的建(构)筑物，按现行国家标准《建筑设计防火规范》GBJl6 确定其类别和耐火等级。

15.1.3 主要工业建筑楼面活荷载，可按表 15.1.3的规定采用。

15.1.4 建筑物的设计使用年限宜与露天煤矿的设计服务年限一致。对一些随露天开采而移设的破碎站、带

式输送机栈桥等建筑物的设计使用年限可根据开采计划确定。

表 15.1.3 地面建筑物楼面均布活荷载标准值及组合值、频遇值和准永值系数

建(构)筑物名称 内容及说明活荷载

(KN/m2)

组合值系

数

频遇值系

数

准永值系

数

卸煤栈桥人行道 5

0.9

0.7 0.60

卸煤栈桥、卸车车位的桥面另按重载车的运输荷载

或卸货荷载核算10 0.9 0.80

分流站、驱动站另按设备最大零件重的

1.3倍核算有关的梁10 0.7 0.60

带式输送机 B≤1m 输送带、机架及物料的重 2.5 0.9 0.85

559

栈桥B>1m

量（不包括驱动装置、拉

紧装置重量）

3.0

强力带式输送机

栈桥

B≤1m 输送带、机架及物料的重

量（不包括驱动装置、拉

紧装置重量）

3.0

1m<B≤1.4m 4.0

1.4m<B≤2.0m 5.0

注：表中 B为输送机输送带宽度。

15.2 破 碎 站

15.2.1 固定式破碎站可采用钢筋混凝土结构或钢结构，半移动式破碎站应采用钢结构。

15.2.2 固定式破碎站挡土墙可采用混凝土结构、肋板式钢筋混凝土结构或加筋土结构。可移动式破碎站的

挡土墙可采用钢结构。挡土墙设计除考虑挡土墙外侧的主动土压力外，尚应考虑自卸卡车卸载时的后 轮压力作

用(卸载处)或重载轮压的作用(有重车行走处)。

15.2.3 卸车台应采用钢筋混凝土地面板，地面板可按弹性地基上的板计算。板厚不宜小于 0.5m。板的两端

宜增加埋深，靠近料仓处应设卸车车挡。板面应有自车挡处向外的排水坡度。

15.2.4 当在料仓上设铁箅子时，铁箅子及其支承构件应考虑卸载时毛煤对铁箅的冲击力或块体在铁箅上的

荷载。当在铁箅上对块体破碎时，尚应考虑破碎时对铁箅的附加荷载。

15.2.5 破碎机基础应按动力机器基础进行设计。

15.3 机头站(驱动站、转载站)、分流站

15.3.1 固定式机头站、分流站可采用钢筋混凝土结构或钢结构。需移动的机头站应采用钢结构。

15.3.2 机头站、分流站结构设计必须考虑带式输送机张力的作用。当多个输送机机头布置在同一机头站内

时，应分别考虑其各自的作用和共同作用。带式输送机与机头站斜交时，机头站结构应按空间计算。

15.3.3 驱动电动机的支承梁应进行动力计算。

15.4 带式输送机栈桥或地道

15.4.1 栈桥支承结构宜采用钢筋混凝土结构，高度在 l0m以下可采用砌体结构。

15.4.2 栈桥跨间结构宜采用钢筋混凝土结构或钢结构。

15.4.3 敞开式带式输送机栈桥，可将栈桥跨间结构与运输机支架合并设计。

15.4.4 栈桥的支承结构不宜埋人煤中，当必须埋入煤中时，其支承结构不宜采用框架。应计算煤对支承结

构的压力并应对钢筋混凝土结构耐久性、碰撞、磨损、煤的自燃等因素采取有效措施。

15.4.5 地道宜采用钢筋混凝土结构。地道应有通风、防水措施。

15.4.6 栈桥或地道垂直于斜面的净高度应不小于 2.2m，当为拱形结构时，其拱脚高度不应小于 1.8m。

15.4.7 栈桥或地道人行道宽度不得小于 0.7m，两条并列的带式输送机中间人行道宽度不应小于 1.Om，检

修道宽度不应小于 0.5m。

15.4.8 人行道和检修道的坡度大于 50 时，应设防滑条；大于 80时，应设踏步。

15.4.9 栈桥及地道两个相邻出口的距离宜小于或等于 150m。

560

15.5 毛煤储煤场

15.5.1 采用堆取料机的储煤场地基应满足最大堆煤高度时强度和变形的要求，堆取料机使用阶段基础的允

许沉降值应按制造厂的要求控制，无明确要求时，允许差异沉降纵向可取 0.004，横向可取 0.003。

15.5.2 有条件时，储煤场宜进行围护。

15.5.3 储煤场的卸料塔宜采用钢筋混凝土圆筒形结构，且应考虑煤的压力、磨损、自燃等作用。

15.6 行政、公共建筑

15.6.1 露天煤矿行政、公共建筑面积指标如无特殊要求时，可按表 15.6.1确定。

表 15.6.1 行政、公共建筑面积指标

项目名称 单位 指标 备注

行政办公室 m2/人 18 按矿机关管理人员计

区（队）办公室 m2/人 1.50 按原煤生产人员计

夜班休息室 m2 200

浴室（包括更衣室） m2/人 1.30 按原煤生产人员计

食堂 m2/人 0.75 按原煤生产人员计

保健站 m2 200

注：(1)更衣室面积占浴室总面积的 50％；入浴人数按最大班人数计算；女职工为总人数的 10％~

20％，每 3~4人设一个淋浴器；男职工每 5~8人设一个淋浴器；

(2)调度室、计算机管理室、电话总机室、化验室等按实际需要确定；

(3)食堂建筑面积不包括冷库面积。

15.7 水 源

15.7.1 当采用地下水作为水源时，水源工程的初步设计应有经过审批的水源详查勘察资料。施工图设计应

有经过审批的水源勘探勘察资料。水源勘探勘察资料应符合现行国家标准《供水水文地质勘察规范》 GB 50027

的规定。当采用地表水作为水源时，应有实测水文资料，地表水水质资料、不同保证率的来水量、可供水量及取

水可靠度资料。当利用城市市政给水作为水源时应有与市政供水协议书。

15.7.2 水源的选择应符合国家现行标准《室外给水设计规范》GBJ 13的规定，当采用地下水作为水源时，

应考虑矿体开采对其影响。

15.7.3 当疏干排水的水量、水质满足要求时，可作为供水水源。

15.7.4 水源的日供水能力，宜为最高日用水量的 1.2~1.5倍。

15.8 给 水

15.8.1 根据用户对水质、水量的不同要求可分区、分质供水。应提高水的循环利用率，并通过设置及优化

回用水系统提高水的重复利用率。

15.8.2 露天煤矿工业场地生活用水应符合下列规定：

561

(1)职工生活用水：可按 30~50L/人·班，用水时间 8h，小时变化系数 1.5~2.5计算；

(2)食堂生活用水：可按 20~25L/人·餐，小时变化系数 1.5，用水时间 12h计算。日用水量按全日出勤总人数，

每人两餐计；

(3)浴室用水：淋浴日用水量按 3班计。最大班淋浴用水量，可按每个淋浴器流量为 540L/h计算；

当淋浴直接由室外管网供水，每班用水时间按 1h计，小时变化系数取 1；当淋浴用水来自储水箱时，水箱

充水时间可按 2h计，小时变化系数取 1。池浴每班用水量可按浴池面积乘水深 0.7m计算，日用水量时间按 3班

计。

15.8.3 露天煤矿生产用水应根据工艺和设备要求确定。当缺乏资料时，可按下列指标进行计算：

(1)空压机、测功间的冷却补充水量，可按循环水量的 10％，用水时间 16h计；

(2)锅炉补充水量计算应符合下列规定：

①采暖蒸汽锅炉，可按锅炉总额定蒸发量的 20％~40％计；

②采暖热水锅炉，可按总循环量的 2％~4％计；

③非采暖锅炉，可按锅炉总蒸发量的 60％~80％计；

④用水时间均按 16h计。

(3)洗车用水量，可根据每天冲洗矿山车辆的数量计算，按每辆车每洗一次用水量1000~2000L，冲洗时间10min

计；

(4)露天煤矿设置的受煤坑、破碎站、储煤场及带式输送机转载站，当被输送煤的外在水份小于 7％时，应进

行喷淋、喷雾防尘。每天用水量应根据洒水器数量、洒水器用水定额及每天用水时间进行计算。冲洗地板用水量

可按每日 2次，每次 5~10L/m2·次计；

(5)矿山道路每天需要洒水量，可按下式计算：

Qc=Σ

式中 Qc--每天需要的洒水量(m3)；

S——洒水路面总面积(m2)；

k2——系数，碎石、泥土路面 k2=1；水泥混凝土路面、沥青路面及条石路面 k2=1/3；

q——3个最大蒸发月份的每日每平方米平均蒸发量(L／m2)，g值按当地气象统计资料计算。当无气

象资料时，q可取 1.5~2.0L/次·m2，每日按 2次计。

15.8.4 露天煤矿其他用水应符合下列规定：

(1)绿化用水可按 1.5~2.0L／次·m2，每日两次计。绿化用水与冬季采暖补充用水不应同时计算；

(2)受影响范围内的居民用水，按因露天煤矿开采受影响的居民人数乘以居民用水定额计；

(3)其它用水量按总用水量的 10％~20％计。

15.8.5 防尘洒水的水质，应符合表 15.8.5的要求。

562

表 15.8.5 防尘洒水水质标准

项目 标 准

悬浮物含量 不超过 30mg/L

悬浮物粒度 不大于 0.3mm

PH值 6-9

粪大肠菌群 不超过 3个/L

15.9 消防、管道及设备

15.9.1 消防用水应按《建筑设计防火规范》GBJl6 的规定执行。

15.9.2 建筑物室内消防，应符合现行国家标准《建筑设计防火规范》GBJ16、行业标准《煤炭工业给水排

水设计规范》MT/T 5014 的规定。

15.9.3 室外消防给水管道，可根据地区消防条件采用低压制、高压制或临时高压制消防系统。当工业场地

设消防站或附近有消防站且消防车从接警起在 5min内能到达着火地点时，可采用低压消防给水系统。

15.9.4 输水干管、事故水量、日用水泵备用能力的设计应按《室外给水设计规范》GBJ 13的规定执行。

15.9.5 生产、生活和消防给水管道，宜设计为合用管道系统，当不经济或技术不合理时，其系统可分设。

15.9.6 水塔或高位水池的有效容积，应根据日用水量确定，可按表 15.9.6选取。

表 15.9.6 水塔(高位水池)有效容量与日用水量的比例

用水量(m3/d) 有效容量与日用水量的比例(%)

<300 30-25

300-500 25-20

500-1000 20-15

1000-5000 15-8

>5000 8-5

注：当高位水池兼作工业场地日用消防水池时，应按消防对象要求储有相应的消防水量，且应有不被动

用的措施。

15.10 排 水

15.10.1 露天煤矿工业场地排水量，可根据各项用水量可能产生的污废水量确定。

15.10.2 机修间、保养间、洗车间、油库等企业，应对含有油类、酸碱水、泥砂、煤渣等废水进行预处理，

达到排放要求后方可排入场地排水管网。

15.10.3 机修间、保养间、停车场等场地，当有大型矿山车辆通过时，其给排水管道系统的检查井、阀门井、

563

消火栓井、水表井的结构应满足车辆通过的要求。

15.10.4 污水处理应根据工业场地的综合污水水质和环保对排出水质要求，选择处理级别和处理工艺。

15.11 采 暖

15.11.1 露天煤矿工业场地地面建筑的暖通空调与供热设计应符合下列现行规范的规定：

(1)《采暖通风与空气调节设计规范》GB 50019；

(2)《锅炉房设计规范》GB 50041；

(3)《城市热力网设计规范》CJl 34。

15.11.2 机电设备维修与燃料油品等建筑物采暖的室内温度可按表 15.11.2选取。

15.11.3 机电设备维修保养间，位于严寒或寒冷地区，宜设暖风机采暖或热空气幕。

表 15.11.2 维修保养间与油品建筑物采暖的室内温度推荐值

厂房名称 室内温度(0C)

矿山机械维修间、矿山卡车保养间

工程机械保养间、准轨机车与自翻车检修间

带式输送机维修间、轮胎更换与修补间

水泵修理间

15

电气设备修理间、清洗间 16

汽油些油库、汽油柴油泵房

润滑油库、润滑油泵房

油品洗桶间、发放间

10

运煤地道 5-8

15.11.4 机电设备维修保养间的采暖热耗指标，可按表 15.11.4选取。

表 15.11.4 维修保养间采暖热耗指标

厂间名称 建筑体积(km3) 热耗指标(W/m3·0C)

矿山机械维修间、矿山卡车保养间

工程机械保养间、准轨机车与自翻车检修间

3.0-5.0 1.4-1.2

5.0-7.0 1.2-1.9

7.0-10.0 0.9-0.8

10.0-20.0 0.8-0.7

20.0-30.0 0.7-0.6

>30.0 0.6-0.5

电气设备修理间、清洗间

1.0-2.0 1.8-1.4

2.0-4.0 1.4-1.2

4.0-6.0 1.2-1.0

15.11.5 露天煤矿工业场地地面建筑物，集中采暖热媒宜采用 110/700C高温热水；矿居住区公共与民用

建筑物，集中采暖热媒宜采用 90/700C高温热水。

564

15.12 通 风

15.12.1 对煤炭在破碎、筛分、转载和运输中易产生煤尘的环节，应采取防尘除尘措施。对散发煤尘的设备

或出尘点应采取封闭、洒水喷雾等方法除尘，或根据要求设机械通风除尘。

15.12.2 集中采暖的房间总排风量，每小时超过 3次换气量时，应设进风加热装置，其送人的热风量可按排

风量的 50％-70％计算。

15.12.3 矿山卡车保养间、工程机械保养间的设备发动机排气，宜就地通过风管排至室外；屋顶通风机及其

风阀应设电动控制开闭。

15.12.4 露天煤矿集中控制室、调度室、大型变电所等宜设空调装置。

15.13 供 热

15.13.1 集中采暖的热源选择，应符合下列规定：

(1)当工业场地有热电厂时，应由热电厂供热接管，矿厂共同确定热媒参数及换热站的位置；

(2)新建锅炉房，应根据本矿的煤种情况选择炉型。当工业场地燃用低热值煤时宜选择循环流化床锅炉。当

矿居住区只有低热值煤可供锅炉使用时，也可选用循环流化床锅炉。

15.13.2 室外供热管道宜直埋或地沟敷设。工业场地的地沟或管道检查井的结构应满足车辆通过的强度要

求。

565

16 环境保护

16.1 一般规定

16.1.1 露天煤矿环境保护设计，必须贯彻执行国家和省、自治区、直辖市地方政府颁布的法令、法规、政

策、标准和规定。

16.1.2 露天煤矿生产工艺和设备选择应符合下列规定：

(1)应采用能耗小、资源综合利用率高和从源头减少污染物产生的清洁生产工艺，发展循环经济；

(2)不得采用污染严重和资源大量浪费的落后生产工艺和设备；

(3)严禁采用国家明令淘汰的落后生产能力、工艺和产品。

16.1.3 对改建、扩建工程项目的环境保护设计，可根据现有工程存在的环保问题采取“以新带老”措施，满

足现行环保法规要求。

16.1.4 露天煤矿禁止开采含放射性、砷等有毒有害物质超过规定标准的煤炭。

16.2 污染防治

16.2.1 露天煤矿排放的污染物必须达到国家和地方规定的排放标准，并应满足污染物排放总量控制指标要

求。

16.2.2 污废水处理及综合利用方案应根据当地水环境功能区划分、污染物排放标准和排放总量的要求，经

技术、经济和环境综合论证后确定。

16.2.3 露天煤矿机修车间、保养间、洗车间、油库等产生的废水，其排放标准应符合本规范第 15.10.2条的

规定。

16.2.4 对可能发生自燃的储煤场和排土场，应采取预防和治理自燃的措施。

16.2.5 露天煤矿采、剥、排土作业区内道路及辅助道路，应定期洒水或喷洒抑尘剂。

16.2.6 对露天煤矿剥离物应考虑综合利用，需排放时应优先选用内排土场。

16.2.7 不具有危险特性的选煤矸石及炉渣可与剥离物一起排入排土场。当选煤矸石易自燃时，应采用分类

堆放、注石灰乳、覆盖黄土及碾压等措施。

16.2.8 生活垃圾宜由当地市政环卫部门统一处置，当条件不具备时应进行单独选址处置。严禁生活垃圾混

入排土场排弃。

16.2.9 露天煤矿应选择低噪声生产设备，并应对生产设备产生的噪声采取隔声、消声、吸声和减振等措施。

16.2.10 对影响采掘场周围建构筑物安全的生产爆破，应采取控制总药量或一次起爆药量等措施。

566

16.3 土地复垦及水土保持

16.3.1 露天煤矿建设或生产中破坏的土地，应按《中华人民共和国土地管理法》有关规定，进行及时复垦

治理。

16.3.2 露天煤矿的土地复垦标准，应结合环境保护工程的需要，按林地、草地的标准实施，并配足相应的

设备和人员。

对有明确、肯定的土地复用要求时，可协议确定。

16.3.3 对排土场、采掘场及道路施工等取土用地应进行全面复垦，并应符合下列规定：

(1)土地复垦工艺应与露天煤矿开采工艺相统一，并纳入露天煤矿生产统一管理；

(2)复垦后的地形，应与周边环境和小区域地表水系保持谐和；地面坡度，应按水土保持和岩体稳定 的要求

确定，一般不宜超过 200；

(3)土地复垦地表宜采用表土铺设。

16.3.4 露天煤矿水土保持设计，应结合当地地形地貌、气候条件和建设项目特点等采取相应的工程防护措

施和生物防护措施。

16.3.5 场外道路及铁路专用线两侧应进行护坡和土地整治，对建设形成的裸露土地，应及时恢复林草植被。

16.3.6 工业场地绿化系数一般不小于 15％，除有规定要求外居住区绿化系数一般不小于 20％。

16.4 机构设置及投资

16.4.1 露天煤矿应设置环境保护管理机构，配备 1~5名专职人员，负责组织、落实、监督本企业的环境保

护工作。

16.4.2 大型露天煤矿应配备一定数量的环境监测设备进行日常性工业污染物排放监测。

16.4.3 凡属于污染治理和保护环境所需的工程设施、装置和设备等均属于环境保护投资。环境保护投资应

列入露天煤矿建设总投资。

567

17 技术经济

17.1 一般规定

17.1.1 露天煤矿技术经济除应符合本规范规定外，尚应执行国家或行业现行工程造价管理和经济评价等相

关规定；对国家新出台的政策和法规，应随时在技术经济工作中贯彻执行。

17.1.2 露天煤矿建设项目预可行性研究和可行性研究应包括劳动定员、投资估算汇总表、经济评价和技术

经济综合评价。除编写技术经济篇章外，还应有工程投资估算的基础经济资料。

17.1.3 露天煤矿建设项目的预可行性研究和可行性研究应做财务评价，对国家直接投资和扶贫的项目还应

做国民经济评价。

17.1.4 露天煤矿建设项目初步设计文件应包括劳动定员、工程总投资汇总表及投资合理性分析、露天煤矿

达到设计生产能力时的生产成本分析、初步设计概算书、初步设计主要机电设备及器材目录。

17.2 劳动定员及劳动生产率

17.2.1 露天煤矿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。

17.2.2 露天煤矿生产工人定员应根据露天煤矿设计生产能力、开采工艺、各主要生产系统和辅助生产环节

装备水平、工作制度等因素确定。并应符合下列规定：

(1)预可行性研究，生产工人定员可参照国内相似条件露天煤矿的原煤生产人员效率的平均先进指标，并结

合设计露天煤矿的具体条件类比分析确定；

(2)可行性研究，生产工人定员应按可行性研究深度确定的系统环节排岗计算，一般不超过预可行性研究生

产工人定员的 15％；

(3)初步设计，生产工人定员应按系统环节定岗定员计算，不应超过可行性研究劳动定员的 10％；

(4)露天煤矿管理人员、服务人员和其他人员宜按以下比例控制：

①管理人员为生产工人出勤人数的 6％~8％；

②服务人员为原煤生产在籍人数的 4％~6％；

③其他人员为原煤生产在籍人数的 2％~4％。

17.2.3 露天煤矿劳动定员的在籍人数，可按各类人员的出勤人数乘以各类人员的在籍系数确定。在籍系数

应考虑节假日、轮休、出勤率等因素，并宜符合下列规定：

(1)主要生产环节三班连续工作制生产工人在籍系数，可取 1.25~1.35；

568

(2)非主要生产环节或辅助生产环节生产工人在籍系数，可取 1.0~1.25；

(3)管理人员、服务人员、其他人员在籍系数，可取 1.0。

17.2.4 露天煤矿预可行性研究、可行性研究和初步设计，均应计算原煤生产人员劳动生产率(全员效率)。

原煤生产人员应划分参与计效的原煤生产人员和不参与计效的原煤生产人员。参与计效的原煤生产人员是在

原煤生产过程中直接从事生产活动的工人和部分管理人员。

17.2.5 露天煤矿预可行性研究、可行性研究和初步设计的全员效率，可按下列公式计算：

全员效率= （17.2.5）

17.3 投资估算及概算

17.3.1 露天煤矿预可行性研究估算的项目总投资应按生产系统或环节做出投资估算汇总表，并对投资的可

靠性进行分析。

17.3.2 露天煤矿可行性研究估算的项目总投资，一般不超过预可行性研究估算总投资的 15％。批准的可行

性研究估算的总投资，应作为工程造价的最高限额(按可比价格计算)，如遇特殊情况，应对预可研投资估算进行

调整，并根据项目要求报原审批部门批准。投资估算应按生产系统和环节做出单位工程投资估算书，对投资构成

及合理性进行分析。凡有引进设备的项目应计算所需外汇总额度。项目审批时根据要求可提供投资估算书。

17.3.3 露天煤矿初步设计概算的编制，应严格按照设计工程量计算工程造价。概算总投资不应超过批准的

可行性研究项目总投资估算，如因条件变化或特殊情况，概算总投资超额幅度应控制在项目总投资的 10％以内。

概算书中应附指标换算表及主要价格依据，并应对投资进行对比分析。凡有引进设备的项目，概算书中应附外汇

额度计算表。

17.3.4 露天煤矿建设过程中，如因工程建设条件变化需要对概算进行调整时，已完工程应按实际结算计列，

未完工程按概算要求编制。

17.4 技术经济评价

17.4.1 露天煤矿投资分配应按设计建设工期、资金筹措方案确定年度投资。

17.4.2 露天煤矿项目资本金总额的确定应执行国家有关规定。

17.4.3 露天煤矿流动资金估算应符合如下规定：

(1)老矿区的新建项目可参照邻近露天煤矿的平均先进水平估算；

(2)新矿区可根据国家有关规定计算。

17.4.4 露天煤矿生产成本，应根据露天煤矿的地质赋存条件、设备选型、工艺特点计算确定。预可行性研

究及可行性研究阶段，应附项目达产当年设计生产成本和费用估算表，并对生产成本相关费用的可靠 性进行分

析；可行性研究阶段，应对企业财务评价所计算的各年生产成本和费用进行详细估算。露天煤矿投产、达产及达

产以后各年度生产成本和费用，应根据生产剥采比、运距、设备型号和数量、工艺条件等设计参数的变化进行计

露天煤矿设计年原煤产量（t）

全部原煤生产人员出勤人数×设计年工作日（工日）

569

算。

17.4.5 露天煤矿煤炭销售价格，应根据项目所处地区煤炭市场行情、煤质情况，经分析后确定；对设有坑

口选煤厂(含选煤车间)的项目应根据设计产品方案中的产品平衡表计算产品综合售价。

17.4.6 露天煤矿经济评价的方法与参数，应按国家现行规定执行，主要评价指标应齐全。

17.4.7 露天煤矿预可行性研究和可行性研究应进行敏感性分析、盈亏平衡分析、抗风险分析。

17.5 技术经济综合评价

17.5.1 露天煤矿预可行性研究应根据煤炭资源和外部建设条件、市场调查分析、露天煤矿开发技术方案、

资金筹措及投资效果等，对项目立项的必要性和可行性进行综合评价。

17.5.2 露天煤矿可行性研究应根据矿田地质勘探报告提供的资源条件，针对项目建设的外部条件、煤炭产

品市场状况、详细的设计方案、投资效果等进行综合性分析，对露天煤矿建设的可行性和合理性进行综合评价。

570

附录 A 固体矿产资源/储量分类

(规范性附录)

表 A 固体矿产资源/储量分类

经济意义

地质可靠程度

查明矿产资源潜在矿产资

源

探明的 控制的 推断的 预测的

经济的

可采储量(111)

基础储量(111b)

预可采储量(121) 预可采储量(122)

基础储量(121b) 基础储量(122b)

边际经济的基础储量 (2M11)

基础储量(2M11) 基础储量(2M22)

次边际经济资源量(2S11)

资源量(2S21) 资源量(2S22)

内蕴经济的 资源量(331) 资源量(332) 资源量(333)资源量

(334)?

注：表中所用编码(111~334)：

第 1位数表示经济意义，即 1=经济的，2M=边际经济的，2S=次边际经济的，3=内蕴经济的；

第 2位数表示可行性评价阶段，即 1=可行性研究，2=预可行性研究，3=概略研究；

第 3位数表示地质可靠程度，即 1=探明的，2=控制的，3=推断的，4=预测的，b=未扣除设计、采矿损失的

可采储量；

?：经济意义未定的。

571

附录 B 煤炭资源量估算指标（资料性附录）

表 B 煤岩资源量估算指标

项目煤类

炼焦用煤 长焰煤不粘煤弱粘煤贫煤 无烟煤 褐煤

煤层

厚度

(m)

井

采

倾

角

<250 ≥0.7 ≥0.8 ≥1.5

250-450 ≥0.6 ≥0.7 ≥1.4

>450 ≥0.5 ≥0.6 ≥1.3

露天开采 ≥1.0 ≥1.5

最高灰分 Ad(%) 40

最高硫分 St.d(%) 3

最低发热量 Qnet.d(MJ/kg) 17.0 22.1 15.7

572

附录 C 预可行性研究、可行性研究和

初步设计资源/储量分类及计算

C.1 预可行性研究资源/储量分类及计算(一)

C.1.1 露天煤矿地质资源量为露天煤矿开采境界内详查地质报告提供的查明煤炭资源的全部。包括控制的内

蕴经济资源量 332、推断的内蕴经济资源量 333。

C.1.2 露天煤矿工业资源/储量为露天煤矿地质资源量中控制的资源量 332、经分类得出的经济基础储量

122b、边际经济的基础储量 2M22，连同地质资源量中推断的资源量 333的大部分。

露天煤矿工业资源/储量应依据本规范附录 A和附录 B的分类原则和指标，对控制的资源量进行预可行性综

合评价和经济意义分类；对推断的资源量作资源可靠性评价后乘以可信度系数 kx 露天煤矿工业资源/储量的归类

框架如下：

控制的资源量 332

地质资源量 工业资源/储量

推断的资源量 333 333×k

注：kx——可信度系数，取 0.8~0.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的露天煤矿，kx值取 0.9；地质构造复杂、

煤层赋存不稳定的露天煤矿，kx值取 0.8。

露天煤矿工业资源/储量，应按下列公式计算：

露天煤矿工业资源/储量=122b+2M22+333kx (C.1.2)

C.1.3 露天煤矿可采储量，应按下列公式计算：

露天煤矿可采储量：(露天煤矿工业资源／储量—采区过渡时端帮煤柱煤量)×回采率 (C.1.3)

C.2 预可行性研究资源/储量分类及计算(二)

C.2.1 露天煤矿地质资源量为露天煤矿开采境界内地质报告提供的查明的煤炭资源的全部。包括探明的内蕴

经济资源量 331、控制的内蕴经济资源量 332、推断的内蕴经济的资源量 333。

C.2.2 露天煤矿工业资源/储量为露天煤矿地质资源量中探明的资源量 331和控制的资源量 332，经分类得

出的经济基础储量 121b和 122b、边际经济的基础储量 2M21和 2M22，连同地质资源量中推断的资源量 333

的大部分。

露天煤矿工业资源/储量应依据本规范附录 A和附录 B的分类原则和指标，对探明和控制的资源量进行预可

行性综合评价和经济意义分类；对推断的资源量作资源可靠性评价后乘以可信度系数 Axo露天煤矿工业资源/储

经济的基储量 122b

边际经济的基储储量 2M22

次边际经济的资源量 2S22

573

量的归类框架如下：

经济的基础储量 121b

探明的资源量 331 边际经济的基础储量 2M21

次边际经济的资源量 2S21

地质资源量 经济的基础储量 122b

控制的资源量 332 边际经济的基础储量 2M22

次边际经济的资源量 2S22

推断的资源量 333 333×k

露天煤矿工业资源／储量，应按下列公式计算：

露天煤矿工业资源／储量：12lb+122b+2M21+2M22+333kx (C.2.2)

C.2.3 露天煤矿可采储量的计算原则应符合本附录 C.1.3的规定。

C.3 可行性研究和初步设计资源／储量分类及计算

C.3.1 露天煤矿地质资源量的归类和计算原则应按本附录 C.2.1的规定。

C.3.2 露天煤矿工业资源／储量为露天煤矿地质资源量中探明的资源量 331和控制的资源量 332，经分类得

出的经济基础储量 111b和 122b、边际经济的基础储量 2M11和 2M22，连同地质资源量中推断的资源量 333的

大部分。

露天煤矿工业资源／储量应依据本规范附录 A和附录 B的分类原则和指标，对探明的和控制的资源量进行

可行性综合评价和经济意义分类；对推断的资源量作资源可靠性评价后乘以可信度系数 kx。

露天煤矿工业资源／储量的归类框架如下：

经济的基础储量 111b

探明的资源量 331 边际经济的基础储量 2M11

次边际经济的资源量 2S11

地质资源量 经济的基础储量 122b

控制的资源量 332 边际经济的基础储量 2M22

次边际经济的资源量 2S22

推断的资源量 333 333×k

露天煤矿工业资源／储量，应按下列公式计算：

露天煤矿工业资源/储量=111b+122b+2M11+2M22+333 kx (C.3.2)

C.3.3 露天煤矿可采储量的计算原则应符合本附录 C.1.3的规定。

工业资源/储量

工业资源/储量

574

本规范用词说明

(1)为便于在执行本规范条文时区别对待，对要求严格程度不同的用词说明如下：

①表示很严格，非这样不可的用词：

正面词采用“必须”；反面词采用“严禁”。

②表示严格，在正常情况下均应这样做的用词：

正面词采用“应”；反面词采用“不应”或“不得”。

③表示允许稍有选择，在条件许可时首先应这样做的用词：

正面词采用“宜”；反面词采用“不宜”。

表示有选择，在一定条件下可以这样做的用词，采用“可”。

(2)本规范中指明应按其他有关标准、规范执行的写法为“应符合……的规定”或“应按……执行”。

表示有选择，在一定条件下可以这样做的用词，采用“可”。

(2)本规范中指明应按其他有关标准、规范执行的写法为“应符合……的规定”或“应按……执行”。

575

中国有色金属工业总公司标准

有色金属采矿设计规范

YSJ 021—92

(试行)

1993 北京

576

关于颁发《有色金属采矿设计规范》

(试行)的通知

(92)有色投字第 0484号

由长沙有色冶金设计研究主编的《有色金属矿山采矿设计规范》，经审查，现颁发给你们，作为中国有色金

属工业总公司标准(YSJ 021—92)，自 1993年 5月 1日起试行。各单位在执行中要注意总结经验，积累资料，如

有意见和建议，请与中国有色金属工业总公司工程建设标准规范管理处联系。

中国有色金属工业总公司

1992 年 12 月 3 日

编制说明本规划是根据 1986年 6月中国有色金属工业总公司中色基改字第 133号《关于下达“七五”期间工程建设设

计标准规范制订计划的通知》要求编制的。

本规划编制过程中，编制组在总结国内多年实践经验、吸取国外先进经验和今年科研成果的基础上，进一步

调查研究，收集资料，先后提出了征求意见稿、初稿和送审稿，经广泛征求意见，反复讨论修改，最后通过审查

定稿。

本规划共分 15章 63节 540条，其主要内容包括：总则，基本规定，地质、水文地质露天开采、砂矿开采、

地下开采、坑内通风、充填、竖井提升、斜井(坡)提升、坑内运输、坑内破碎站、矿山压气设施、矿山排水与排

泥。

577

《有色金属采矿设计规范》编制组

1992 年 12 月

目 录

第一章 总则

第二章 基本规定

第三章 矿床地质

第一节 矿床工业指标

第二节 选矿试样采取

第三节 阶段储量计算

第四节 基建探矿

第四章 水文地质

第一节 涌水量计算

第二节 矿床疏干与井下防水

第五章 露天开采

第一节 开采境界

第二节 采矿生产能力

第三节 基建与采剥进度计划

第四节 边坡设计

第五节 开拓运输

第六节 采剥作业

第七节 设备选择

第八节 废石堆场

第九节 露天矿大爆破

第六章 砂矿开采

第一节 开采方式

第二节 采区划分

第三节 开拓运输

第四节 剥离与排土

第五节 采矿方法

578

第六节 设备选择

第七章 地下开采

第一节 一般规定

第二节 地下开拓

(I)平硐开拓

(Ⅱ)竖井开拓

(Ⅲ)斜井开拓

(Ⅳ)无轨斜坡道开拓

(V)主溜井设置

第三节 空场采矿法

(1)全面法

(Ⅱ)留矿全面法

(Ⅲ)房柱法

(Ⅳ)分段空场法

(V)爆力运矿法

(Ⅵ)阶段空场法

(Ⅶ)浅孔留矿法

(Ⅷ)极薄矿脉留矿法

第四节 充填采矿法

(I)上向水平分层充填法

(Ⅱ)下向分层充填法

(Ⅲ)削壁充填法

(Ⅳ)大直径深孔落矿嗣后充填法

第五节 崩落采矿法

(I)壁式崩落法

(Ⅱ)分层崩落法

(Ⅲ)有底柱分段崩落法

(Ⅳ)无底柱分段崩落法

(V)阶段强制崩落采矿法

(Ⅵ)阶段自然崩落法

第六节 基建与采掘进度计划

579

第七节 设备选择

第八章 坑内通风

第一节 一般规定

第二节 通风系统

第三节 主通风装置与设施

第九章 充填

第一节 一般规定

第二节 充填料制备站

第三节 充填料输送

第十章 竖井提升

第一节 一般规定

第二节 提升能力计算

第三节 提升容器与平衡锤

第四节 钢丝绳

第五节 提升机选择与布置

第六节 井口与井底车场

第七节 箕斗装卸载与粉矿回收

第八节 钢绳罐道

第十一章 斜井(坡)提升

第一节 一般规定

第二节 提升能力计算

第三节 斜井(坡)与车场连接

第四节 提升机选择与布置

第十二章 坑内运输

第一节 机车运输

第二节 带式输送机运输

第三节 无轨车辆运输

第十三章 坑内破碎站

第一节 一般规定

第二节 设备选择

第三节 硐室布置

580

第十四章 矿山压气设施

第一节 一般规定

第二节 设备选择

第三节 站房配置

第四节 空压机冷却用水

第五节 压缩空气管网

第十五章 矿山排水与排泥

第一节 一般规定

第二节 井下排水设备

第三节 井下排水管路

第四节 井底水窝排水

第五节 井下排泥

第六节 露天矿排水

附录 本规范用词说明

581

第一章 总 则第 1.0.1条 为统一采矿设计主要技术要求，推动技术进步，提高设计质量，适应市场经济的发展，特制定

本规范。

第 1.0.2条 本规范适用于新建有色金属矿山采矿设计，改、扩建矿山可参照执行。

第 1.0.3条 采矿设计应符合下列要求：

(1)优先开发矿石质量高、采选易和外部建设条件有利等经济效益和社会效益好的矿床。在矿床总体开采方

案的指导下，在技术条件允许和保护资源的前提下，优先开采基建量小，投产快和品位较高的地段。

(2)优先采用露天开采。在露天开采与地下开采进行全面技术经济比较中，应充分考虑露天开采在资源回收、

劳动条件和生产能力可靠性等方面体现的优势。

(3)加强矿产综合回收，坚持合理的开采顺序，有效利用和保护资源。在同一开采区段内，实行贫富兼采，

大小兼采，降低贫化损失；对暂不能利用的资源应切实保护；开采主金属的同时，应综合回收共生、伴生有用组

分。

(4)对生产规模较大的矿山，应根据市场需求、技术可行和经济效益等，作多个规模方案比较，并研究分期

建设的可行性和经济合理性。

(5)应从设计方案、设备材料选择等多方面重视珍惜土地、降低能耗和节约木材。

第 1.0.4条 结合矿山建设规模，工艺要求和资金条件，应积极采用行之有效的新技术、新设备，提高矿山

装备水平和机械化程度，提高采矿劳动生产率和综合经济效益。

第 1.0.5条 采矿设计应从总体方案到生产工艺，全面贯彻安全生产和环境保护法规。对开采引起的环境污

染和土地损坏，应有相应的整治、复垦措施。

第 1.0.6条 有色金属采矿设计除执行本规范外，尚应符合国家现行的有关标准、规范的规定。

582

第二章 基本规定第 2.0.1条 新建矿山设计必须有经国家或省、自治区、直辖市矿产储量委员会审批的地质勘探报告；规模

在 100~200t/d，矿床地质及水文地质条件简单时，应有工业主管部门审批的地质详查报告。改扩建的一、二类矿

山设计，必须有矿产储量委员会审批的新增矿量补充勘探报告和矿山生产地质综合资料；三类矿山设计，应有相

应工业主管部门批准的新增矿量详查报告和矿山生产地质综合资料。

注：矿山类别的划分，按国家现行的矿山建设标准(见本规范表 2.0.8)执行。

第 2.0.2条 矿床地质条件复杂，埋藏深需采用坑探验证获得工业储量，或勘探程度不足又急需开采，且水

文地质条件不复杂的矿床，在具有经矿产储量委员会批准的详查报告的基础上，经充分论证确认资源基本可靠，

预期矿山开采经济效益良好，经工业主管部门批准，可采用探采结合的方式进行勘探和建设。

第 2.0.3条 当矿区水文地质条件复杂、报告内容多或进行了专门性水文地质勘探时，应具有经矿产储量委

员会审批的水文地质勘探报告，作为矿山设计的依据。

第 2.0.4条 采用探采结合的矿山，或 100~200t／d以下不具备勘探报告的小型矿山，只适用于水文地质条

件简单和部分中等复杂类型的矿山。当有下列情况之一时，水文地质工作应达到矿产储量委员会审批的水文地质

勘探报告的深度。

(1)矿坑预计涌水量较大，需预先疏干的矿山；

(2)矿山附近有较大地表水体，对矿床充水可能有严重威胁，但因勘探工作不足无法评价或评价结论依据不

足的矿山；

(3)岩溶塌陷对矿山附近重要工业构筑物或城镇等较大居民集中区可能有严重威胁和对矿山总体布局影响

较大，但因勘探工作不足无法评价或评价结论依据不足的矿山。

第 2.0.5条 矿山设计应以 B+C级储量为依据，必要时，可利用 D级储量作延长矿山设计服务年限用。难

以求到 C级储量的复杂矿床，下列 D级可配合 C级作为设计依据：

(1)由 C级储量降为 D级的部分；

(2)由坑探工程控制的 C级储量的有限外推部分；

(3)已用较密网度的工程系统控制仍不能获得 C级储量的部分；

(4)矿床地质条件简单，已有三个以上工程控制的 D级部分。

第 2.0.6条 一类露天开采矿山和边坡工程地质条件复杂的二类露天开采矿山，应有经审定的边坡工程地质

报告和稳定性评价报告；对开采技术条件复杂的一、二类地下开采矿山，应有工程稳定性评价报告。评价报告可

分阶段进行。

583

第 2.0.7条 有自燃发火可能的矿山，应有经审批的矿岩自燃发火试验研究报告，作为矿山防灭火设计的依

据。

第 2.0.8条 有色金属矿山采矿规模分类，应符合表 2.0.8的规定。

表 2.0.8 采矿规模分类

矿山类别和开采方式 一类矿山 二类矿山 三类矿山

铜钼镍矿山露天开采(万 t/a)

地下开采(万 t/a)

>150

>100

30-150

20-100

<30

<20

铅锌矿山露天开采(万 t/a)

地下开采(万 t/a)

>100

>100

30-100

20-100

<30

<20

脉锡矿山露天开采(万 t/a)

地下开采(万 t/a)

>65

>50

10-65

10-50

<10

<10

地下钨矿山(万 t/a) <65 16-65 <16

露天铝矿山采矿量(万 t/a)

剥离量(万 t/a)

>50

>200

20-50

50-200

<20

<50

砂矿水采和机采(万 t/a) >200 100-200 <100

注：表中沉积型露天铝矿山的一、二类矿山采矿量和剥离量，应同时具备表中标准，否则一类降为二类，

二类降为三类。

第 2.0.9条 矿山合理服务年限，应符合表 2.0.9的规定。

表 2.0.9 矿山合理服务年限(a)

矿山类别和开采方式 一类矿山 二类矿山 三类矿山

铜钼镍矿山露天开采 >25 >20 >10

地下开采 >25 15-25 >10

铅锌矿山露天开采 >25 15-25 >12

地下开采 >25 15-25 >12

脉锡矿山露天开采 >20 15-20 >12

地下开采 >25 15-25 >12

地下钨矿山 >25 15-20 >12

露天铝矿山 >25 >20 -

砂矿水采和机采 >15 10-15 8-10

注：二类矿山生产能力大的取大值，反之取小值。

第 2.0.10条 地下开采基建采掘比应根据矿床类型、矿体分布特点、开拓和采矿技术条件，按表 2.0.10进行

控制。

表 2.0.10 基建采掘比

技术条件 铜钼镍矿 铅锌钨锡矿

584

m/万 t m3/万 t m/万 t m3/万 t

开拓与采矿技术条件较好 <500 <2000 <625 <2500

开拓与采矿技术条件一般 <800 <3200 <875 <3500

开拓与采矿技术条件较差 <1000 <4000 <1125 <4500

第 2.0.11条 各类矿山的建设工期，不宜超过表 2.0.11的指标。

表 2.0.11 建设工期(月)

矿山类别 一类矿山 二类矿山 三类矿山

铜钼镍矿山

铅锌矿山

脉锡矿山

地下钨矿山

露天铝矿山

36-60

42-60

42-60

36-48

36

24-36

36-54

30-48

36-48

30

18-24

18-36

18-30

24-36

24

注：矿山建设规模小，控制性工程量较小和技术条件较简单者，应采用低值控制；反之，采用高值控制。上

述工期按每日一班，每班 8h计，若采用多班作业，工期应适当缩短。

第 2.0.12条 从投产起至达到设计规模的时间，一、二类矿山不应大于 3a；三类矿山不应大于 1a。

第 2.0.13条 矿山投产时的年产量与设计年产量的比例，应符合表 2.0.13的规定。

表 2.0.13 投产时年产量比例(%)

矿山类别 一类矿山 二类矿山 三类矿山

铜钼镍矿山

铅锌矿山

脉锡矿山

钨矿山

>30

>30

>40

>35

>50

30-50

>60

>50

>80

50-100

>80

>80

注：二、三类矿山生产能力小的取大值，反之取小值。

第 2.0.14条 矿山生产贮备矿量保有期，应符合表 2.0.14规定。

第 2.0.15条 矿山工作制度，宜采用连续工作制。年工作天数不宜低于 330d，每天三班，每班 8h。高山、

严寒、高温、多雷电、多雨、多雾地区和放散严重影响人体健康的粉尘、气体、放射性物质的矿山，工作制度应

按国家有关规定执行。

表 2.0.14 生产贮备矿量保有期(a)

贮备矿量级别铜钼镍矿山 铅锌矿山 脉锡矿山

地下钨矿山 露天铝矿山地下 露天 地下 露天 地下 露天

开拓矿量竖(斜)井

3 >1>5

>1>4

>1>5

≥1平铜 >3 >3 >3

采准矿量 > - >1 - >1 - >1 -

备采矿量 >0.5 >0.5 >0.3 0.3 >0.5 >0.3 >0.3 0.25-0.5

第 2.0.16条 各类新建矿山的企业全员劳动生产率，应大于表 2.0.16的指标。

表 2.0.16 企业全员劳动生产率

585

矿山类别 一类 二类 三类

铜、钼、镍、铅、锌矿山[t/(人.

d)]

露天开采 5 3 1

地下开采 2 1 0.5

脉锡矿山[t/(人.d)]露天开采 2 1.5 1

地下开采 1 0.75 0.5

钨矿山[t/(人.d)] 1 0.75 0.5

铝矿山[t/(人.d)] 4000 2500 1500

586

第三章 矿床地质

第一节 矿床工业指标

第 3.1.1条 矿床工业指标的制定，必须有工业主管部门的委托书和地质勘探部门按规定要求提供的工业指

标建议书及附图、附表。

第 3.1.2条 矿床工业指标，应按边界品位、最低工业品位、最小可采厚度、夹石剔除厚度的指标体系制定。

必要时，可增加块段工业品位、米百分值的指标要求。

3.1.3条 根据不同金属矿种特点及采选冶工艺要求，矿床工业指标的内容，除按第 3.1.2条规定外，可增加

伴生有用组分含量、有害杂质允许含量、品级划分标准、含矿系数、氧化率、铝硅比、剥采比等指标。对有多种

有用组分共生的矿床，可考虑制定综合工业指标。

第 3.1.4条 边界品位应用于单个样品，最低工业品位应用于单个勘探工程，但矿层厚大、矿化不均匀的矿

床，应以勘探工程中连续样品段的平均品位来衡量；最小可采厚度和夹石剔除厚度应为工程中矿体的真厚度。

第 3.1.5条 矿床工业指标应采用方案法制定。工业指标方案应以整个矿床或首采矿段的储量进行试算，条

件不具备时，应选择具有代表性的、勘探程度较高的主矿体和储量集中地段。试算范围的储量占矿床总储量的比

例，不宜低于 60％。

第二节 选矿试样采取

第 3.2.1条 选矿试验应采取整个矿床的代表性试样，条件不具备时，可采取先期生产 5a左右的代表性试样，

同时采取后期生产的深部岩心矿样。当矿床中有两种或两种以上类型、品级的矿石，需要而又可能分采时，应分

别采样进行试验，否则可采取混合试样。

第 3.2.2条 试样应在主要和伴生有用组分的品位、矿物组成及及含量、矿石结构构造、矿物粒度及嵌布特

征、氧化程度、细泥含量等方面，与生产时送选的矿石基本一致。

第三节 阶段储量计算

第 3.3.1条 阶段储量计算，必须按采矿确定的开采范围和阶段标高，结合阶段地质平面图和储量计算图件

进行。

第 3.3.2条 阶段储量除计算主要组分的储量外，对其他伴生有用组分储量计算，应符合下列要求：

(1)当伴生有用组分主要以独立矿物存在，且有系统的基本分析资料时，应按与主要组分相同的方法，计算

阶段的平均品位和金属量。当仅有组合分析资料时，可按矿体平均品位计算，相应得出阶段的金属量，但伴生有

587

用组分含量在不同矿石类型中有明显差别时，应根据阶段不同类型矿石的量加权，计算阶段平均品位。

(2)伴生有用组分主要以类质同象赋存在主要组分的矿物中，且仅有单矿物分析或组合分析结果时，可不计

算阶段的品位和金属量。

第 3.3.3条 设计计算阶段储量总和与相同范围内勘探储量的相对误差，应符合表 3.3.3的规定。

表 3.3.3 阶段储量计算允许相对误差(%)

计算方法 矿石量 品位 金属量

分配法

其他方法

≤1

≤5

≤5

≤3

≤6

≤8

注：品位、金属量均指主要组分。

第 3.3.4条 根据矿床地质条件和开采技术的可能，可在先期开采地段，按划分矿石品级指标圈定富矿和贫

矿，相应计算阶段储量。

第四节 基建探矿

第 3.4.1条 符合下列情况之一者，应进行基建探矿设计：

(1)勘探阶段探获的高级储量不符合要求，或未分布在先期开采地段；

(2)矿床地质条件复杂、地质勘探阶段虽采用较密的工程间距，仍不能获取高级储量。

(3)位于主矿体上部、且对先期开采有重要影响的小矿体，在勘探阶段未探获工业储量；

(4)先期开采地段不同类型、品级矿石的空间分布和数量，在勘探阶段未能详细查明。

第 3.4.2条 下列情况下，宜采用坑探与坑内钻探相配合的探矿手段：

(1)矿体形态、产状变化复杂，以坑内钻探代替穿脉或副穿进行加密控制；

(2)主矿体上、下盘存在平行小矿体，其规模、形态、空间位置不清，需要以坑内钻探指导掘进；

(3)老窿区情况不明，对开采有较大影响，需预先予以探明。

第 3.4.3条 基建探矿应在基建开掘范围内进行。拟用露天开采的矿山，可根据矿体产出特征和钻探施工条

件，在经济合理的前提下，适当超出基建开拓深度。基建探矿探获的高级储量应能满足矿山投产的生产贮备矿量

要求。

第 3.4.4条 露天开采矿山的基建探矿，宜采用钻探，辅以平台沟槽取样。工程间距应在原地质勘探 C级网

度的基础上加密 1~2倍，钻探工程宜按方格网布置。

第 3.4.5条 地下开采矿山的基建探矿，可采用坑探或坑探配以钻探。在工程间距的选择和布置上，应与采

矿设计相结合，使探矿工程和开拓、采准工程可相互利用。

588

第四章 水文地质

第一节 涌水量计算

第 4.1.1条 地下开采矿山，应计算最低开拓阶段以上各阶段的涌水量。一般情况下，各阶段涌水量计算应

包括正常涌水量和最大涌水量。当矿体采动后导水裂隙带波及地面时，还必须按阶段计算陷落区降雨渗入量。

第 4.1.2条 计算开采陷落区暴雨渗入量时，其渗入率可采用本矿山或相似条件矿山的实测资料。若无上述

资料时，可根据采动后地面破坏情况和覆岩特征，按表 4.1.2选用。

表 4.1.2 暴雨流渗入率

陷落区地表、矿体顶板着(土)层破碎程度及特征 矿体上部覆岩(土)特征 暴雨渗入率

冒落带未扩展到地表，仅导水裂隙带扩展到地表

无塑性隔水土层脆性岩石

塑性岩石

0.20-0.15

0.15-0.10

有塑性隔水土层，厚度(m)5-10

11-20

0.10-0.05

≤0.05

冒落带扩展地表

矿体顶部覆岩不重复塌陷

无塑性隔水土层脆性岩石

塑性岩石

0.35-0.30

0.30-0.20

有塑性隔水土层，厚度(m)

5-10

11-20

21-30

31-50

0.20-0.156

0.15-0.10

0.10-0.05

≤0.05

矿体顶部覆岩重复塌陷 无塑性隔水土层脆性岩石

塑性岩石

0.40-0.30

0.30-0.25

冒落带扩展到地表 矿体顶部覆岩重复塌陷 有塑性隔水土层，厚度(m)

5-10

11-20

21-30

31-50

0.25-0.20

0.20-0.15

0.15-0.10

0.10-0.05

注：(1)塑性岩石指页岩、泥灰岩、泥质砂岩、凝灰岩、千枚岩等；脆性岩石指石灰岩、白云岩、大理岩、

花岗岩、片麻岩、闪长岩等；塑性隔水土层系指第四系粘土、亚粘土和严重风化成土状物的基岩；

(2)对表中暴雨渗入率波动值，当深厚比大时取最小值，深厚比小、导水裂隙或冒落带波及到地表时取

大值。

第 4.1.3条 露天开采矿山涌水量的计算应包括地下涌水量和露天坑大气降雨迳流量，且必须计算正常涌水

量和最大涌水量。

第 4.1.4条 计算陷落区的降雨渗入量和露天矿的暴雨迳流量时，设计暴雨频率标准取值相同，一类矿山应

取 5％，二、三类矿山取 10％~20％。塌陷特别严重、雨量大的地区，可适当提高设计频率标准。

589

第 4.1.5条 计算露天坑暴雨迳流量时，地表迳流系数应采用当地实测资料，当条件不具备时，宜符合表 4.1.5

的要求。

表 4.1.5 暴雨迳流系数

岩土类别 暴雨迳流系数

重粘土、页岩

砂页岩、凝灰岩、玄武岩、花岗石、轻粘土

腐植土、砂岩、石灰岩、黄土、亚粘土

亚砂土、大孔性黄土

粉砂

细砂、中砂

粗砂、砾石

露天坑内废石堆场

以土壤为主

以岩为主

0.9

0.8-0.9

0.6-0.8

0.6-0.7

0.2-0.5

0-0.4

1-0. 0-0.2

0.2-0.4

0-0.2

注：(1)对正常降雨迳流量，应将表中数值减去 0.1~0.2；

(2)当岩石有少量裂隙时，表中数值应减少 0.1~0.2，中等裂隙时减 0.2，裂隙发育时减 0.3~0.4；

(3)当腐植土、粘性土壤中含砂时，表中数值应减 0.1~0.2。

第二节 矿床疏干与井下防水

第 4.2.1条 当水文地质条件比较复杂，可能出现下列情况之一时，应采取预先疏干或其他地下水治理措施：

(1)矿山在采掘过程中可能经常出现突然涌水、涌砂，不能保证矿井正常掘进和生产安全；

(2)由于受地下水影响，可能使露天矿经常发生边坡塌方、滑坡，不能保证正常生产。

第 4.2.2条 矿床疏干设计，必须保证有效地降低地下水位，形成稳定的疏干降落漏斗，并使降落曲线低于

相应时期的采掘工作面标高。

第 4.2.3条 疏干方案应根据矿区水文地质条件，选择两个或两个以上可行的方案，经过技术经济比较后确

定。

第 4.2.4条 符合下列条件之一时，宜采用地面深井疏干：

(1)被疏干的含水层为岩溶发育的碳酸盐类含水层、裂隙特别发育的裂隙含水层或第四系砂砾孔隙含水层，

其渗透性好，并有良好的补给条件：

(2)符合本条第一款要求的露天开采深度不大的矿山；

(3)无合适隔水层或弱含水层可供地下疏干开拓利用，而要求在疏干的保护下进行地下开采的矿山。

第 4.2.5条 符合下列情况之一时，宜采用地下疏干：

(1)可用平窿自流疏干时：

(2)疏干深度较大，用地面深井不合理时；

(3)需疏干的含水层渗透性较差，不适合用深井疏干时；

590

(4)露天开采，当上部存在渗透性良好的砂砾含水层，且有地表水强烈补给，要求进行较彻底疏干时。

第 4.2.6条 地面疏干深井系统位置，一般情况下，应布置在矿坑开采岩石移动区外或露采最终境界以外。

当矿体分布范围很大时，可分期布置深井。深井系统移设的距离，应满足相应时期对疏干的要求，同时考虑深井

系统的服务年限。

第 4.2.7条 具有突水危害的矿山，应设计地下水位观测孔。水文地质条件复杂，采用预先疏干或防渗帷幕

的矿山，均应设计系统的地下水观测网。

第 4.2.8条 符合下列条件之一时，可考虑采用防渗帷幕方案：

(1)岩溶矿区由于塌陷造成附近地表水大量灌入矿井，对其治理极其困难，采用疏干措施无法保证有效降低

地下水位时；

(2)岩溶塌陷矿区附近存在重要的工业构筑物群和城镇等大型居民集中点，采用疏干的办法不能保证安全

时；

(3)矿区地下水动流量很大，采用疏干的办法在经济上不合算时。

第 4.2.9条 采用防渗帷幕时，必须具备下列水文地质基础条件：

(1)区域地下水进入矿坑的通道在平面和剖面上都比较狭窄；

(2)进水通道两侧和底部应有稳定、可靠和连续分布的隔水层或相对隔水层；

(3)含水层必须具备良好的灌注条件，其灌注深度不宜大于 400m。

第 4.2.10条 采用防渗帷幕的矿山，除应有水文地质勘探报告外，还应有经主管部门审批的帷幕地段的水文

地质、工程地质勘察报告，必要时还应有注浆试验报告。

第 4.2.11条 风井巷施工有突水危险的矿山，都必须采用超前探水或其他防水措施，并估算其工程量及投资。

591

第五章 露天开采

第一节 开采境界

第 5.1.1条 露天境界的圈定，应符合下列规定：

(1)露天开采的境界应采用以赢利法计算的经济合理剥采比圈定；

(2)当开采技术条件复杂，难以采用地下开采或按赢利法剥采比圈定的境界外矿量不多时，可采用以价格法

计算的剥采比圈定；

(3)有条件时，对一、二类露天矿，应采用计算机优化境界设计。

第 5.1.2条 采用分期开采，应符合下列要求：

(1)第一期境界开采条件好，矿石品位高、剥采比及基建剥离量小。

(2)第一期境界的生产年限应大于贷款偿还年限；

(3)扩帮过渡期间的生产剥采比，不应使矿山减产、亏损或出现剥离高峰。

第二节 采矿生产能力

第 5.2.1条 露天采矿生产能力的确定，应符合下列要求：

(1)采矿生产能力应按同时工作的采矿阶段上可能布置的挖掘机生产能力之和计算，并按矿山工程延深速度

验算；

(2)通过采剥进度计划表均衡生产剥采比进行验证；

(3)改、扩建或一类露天矿的生产能力，应验算运输线路咽喉的通过能力。

第 5.2.2条 挖掘机的生产能力应结合本矿作业条件计算。单斗电铲生产能力应按表 5.2.2选取。

第 5.2.3条 矿山工程延深速度，应符合表 5.2.3的规定。当延深工艺简单、工程量较小或采用横向开采、短

沟开拓时，可取大值。

表 5.2.2 单斗电铲综合台年生产能力(万 m3/a)

铲斗容积(m3)矿岩坚固性系数(f)

<6 6-12 >12

1

2

4-4.6

7.6-8

10

13

12-15

25-30

60-80

120-160

180-250

260-330

10-14

22-26

50-60

100-140

150-200

220-280

8-12

20-24

45-55

90-120

120-180

180-240

592

表 5.2.3 矿山工程延深程度（m/a）

运输方式 类别 延深速度

铁路运输山坡露天矿

凹陷露天矿

8-12

6-10

汽车运输山城露天矿

凹陷露天矿

14-22

12-18

第三节 基建与采剥进度计划

第 5.3.1条 基建与采剥进度计划的编制，应符合下列要求：

(1)尽量减少基建剥离量；

(2)投产至达产时间短，投产规模和达产时间符合规定；

(3)尽量减少前期生产剥采比，生产剥采比变化幅度不宜过大；

(4)全期生产剥采比均衡有困难时，可分期均衡，分期均衡期应大于 5a；

(5)基建与采剥进度计划及有关图纸应满足开拓与采准两级矿量保有期的规定。

第 5.3.2条 一般情况下，矿山应采用调整工作帮坡角，用超前或滞后剥离的方法均衡生产剥采比。

一、二类矿山在剥离高峰期间用缓帮开采最大工作帮坡角仍不足以有效地均衡剥采比时，可采用陡帮开采工

艺均衡。

第 5.3.3条 分区开采的矿山，宜通过剥采比高低搭配以均衡剥采比；矿体走向很长的纵向开采的矿山，宜

采用沿走向分区段不均衡推进以均衡剥采比。

第四节 边坡设计

第 5.4.1条 一类矿山或工程地质条件复杂的二、三类矿山，应根据工程地质报告和边坡稳定性评价报告判

断可能的潜在滑面和边坡的滑落模式，确定稳定系数 K与最终边坡角α之间的关系。

第 5.4.2条 最终边坡稳定系数K，在一般条件下，应大于或等于 1.1；当最终边坡上部有重要建、构筑物，

且露天采场服务年限大于 20a时，应大于或等于 1.4。

第 5.4.3条 地震烈度为六度及以上地区，根据边坡稳定性评价报告，应考虑地震对边坡稳定性的影响。

第 5.4.4条 对服务年限长的高边坡、不稳定边坡和最终边坡附近有重要建、构筑物地段，应采取监测、防

滑等措施。

第 5.4.5条 边坡工程地质条件简单，高度小于 l00m，暴露时间小于 15a的二、三类露天矿，可采用类比法

确定边坡要素和边坡角。

第 5.4.6条 露天矿最终边坡采用多阶段并段时，其并段数宜为 2~3个。边坡安全平台宽度不应小于 3m。清

扫平台宽度，人工清扫时不应小于 6m；机械清扫时不应小于 8m。

第五节 开拓运输

第 5.5.1条 下列情况下，宜采用单一汽车开拓运输方案：

(1)山坡露天矿的高差或凹陷露天矿深度在 100~200m左右，矿体赋存条件和地形条件复杂；

593

(2)矿石品种多，需分采分运；

(3)矿岩运距小于 3km，采用大型汽车时，应小于 5km。

第 5.5.2条 下列情况下，宜采用准轨铁路开拓运输方案：

(1)露天坑长轴方向大于 l00m，年采剥总量大于 2000万 t;

(2)排土场运距大于 5km，比高或采深为 150~200m左右；

(3)地形不复杂，矿石不宜用溜井溜放。

第 5.5.3条 地形较平坦，比高或采深在 50~l00m，走向长度较大的二、三类露天矿宜采用 600~762mm窄轨

铁路开拓运输。

第 5.5.4条 下列情况下，宜采用公路—平硐溜井开拓：

(1)高差大于 120m，地形复杂的高山矿床；

(2)溜井穿过的岩层具有整体性好，坚固性系数 f≥5等良好工程地质条件。

第 5.5.5条 采用公路—平硐溜井联合开拓运输方案时，应优先将溜井布置在采矿场内。当矿石需破碎时，

破碎机宜设在井下，也可设在溜井口。当采场内溜井口设置半固定式破碎站时，破碎站搬迁一次的服务年限应大

于 5a，且必须有两套溜井设施互换。

第 5.5.6条 矿岩年运量大于 300万 t，汽车运距大于 3km，采深大于 150m的凹陷露天坑可采用公路—破碎

站—带式输送机联合开拓运输方案。

第 5.5.7条 采用公路—破碎机—带式输送机联合开拓运输方案时，带式输送机宜布置在非工作帮上，条件

不允许时可布置在斜井中，使用坡度上行应小于 150，下行小于 120；条件具备时宜使用陡倾角带式输送机。

第 5.5.8条 山坡露天矿比高或凹陷露天矿采深在 l00m左右，地形比较平缓的三类露天矿，宜采用公路(窄

轨)—斜坡串车联合开拓运输方案。

第 5.5.9条 深度大、面积小的凹陷露天矿，或不宜采用平硐溜井开拓运输和地形坡度较陡的一、二类露天

矿山，宜采用公路—斜坡箕斗联合开拓运输方案。

第 5.5.10条 露天矿山道路的等级，宜符合表 5.5.10的规定。

表 5.5.10 露天矿山道路等级

交通量及行车速度 道路等级

汽车单向交通量(辆/h)

计算行车速度(km/h)

一 二 三

>85

40

85-25

30

<25

20

第 5.5.11条 露天矿山道路，宜采用较大的圆曲线半径，当条件受到限制时，不应小于表 5.5.11规定。

表 5.5.11 最小圆曲线半径(m)

矿山道路等级 一 二 三

最小圆曲线半径 45 25 15

594

第 5.5.12条 露天矿山道路路面宽度，宜按表 5.5.12的规定采用。

第 5.5.13条 露天采场内运输平台宽度，应大于表 5.5.13的规定。

第 5.5.14条 露天矿道路的纵坡坡度，不应大于表 5.5.14的规定。

表 5.5.12 露天矿山道路路面宽度(m)

车宽类别 一 二 三 四 五 六 七

计算车宽(m) 2.3 2.5 3 3.5 4.0 5.0 6.0

双车道

一级

二级

三级

7.0

6.5

6.0

7.5

7.0

6.5

9.5

9.0

8.0

11.0

10.5

9.5

13.0

12.0

11.0

15.5

14.5

13.5

19.0

18.0

17.0

单车道一、二级

三级

4.0

3.5

4.5

4.0

5.0

4.5

6.0

5.5

7.0

6.0

8.5

7.5

10.5

9.5

注：当实际车宽与计算车宽的差值大于 15cm时，应按内插法，以 0.5m为加宽量单位，调整路面的设计宽

度。

表 5.5.13 采场内运输平台宽度(m)

车宽类别 一 二 三 四 五 六 七

运输平台

宽度

单线 7.5 8.0 8.5 9.5 11.5 13.5 15.0

双线 10.0 11.0 12.0 13.5 16.5 19.6 22.5

表 5.5.14 最大纵坡坡表(%)

露天矿山道路等级 一 二 三

最大纵坡坡度 7 8 9

注：当道路工程量大时，对重车上坡的二、三级道路，山坡露天顶部的较短路段，深凹露天矿最底部一个阶

段的最大纵坡坡度可增加 1％。

第 5.5.15条 露天矿山道路纵坡，应在不大于表 5.5.15-1所规定的长度处设置缓和坡段。缓和坡段的坡度不

应大于 3％，长度不应小于表 5.5.15-2的规定。

表 5.5.15-1 纵坡限制城长(m)

纵坡坡度(%)道路等级

一 二 三

4-5

5-6

6-7

7-8

8-9

9-10

700

500

300

600

400

250(300)

150(170)

500

350(400)

200(2520)

100(150)

注：当受地形条件限制或需要适应开采台阶标高时，限制坡长可采用括号内的数值。

表 5.5.15-2 缓和坡段最小长度(m)

595

道路等级 一 二 三

缓和坡段最小长度 80 60 40

第六节 采剥作业

第 5.6.1条 单斗电铲平装车的阶段高度，应符合表 5.6.1的规定。

表 5.6.1 平装车阶段高度(m)

铲斗容积(m3) 需爆破矿岩 不需爆破矿岩

1

2-4.6

4-8

8-13

8-10

10-12

12-15

13-16

≤8

8-10

10-12

12

注：需分采的矿山，阶段高度取小值或适当减小。

第 5.6.2条 汽车运输单排孔爆破时，最小工作平台宽度，应符合表 5.6.2规定。

表 5.6.2 汽车运输最小工作平台宽度(m)

坚固性系数(f)阶面高度(m)

8 10 12 15

>12

6-12

<6

30-32

27-29

25-27

32-36

29-31

27-29

36-41

32-35

30-32

42-48

38-41

35-38

注：当采用多排孔微差爆破时，表中数值需增加多排孔所相应增加的爆破带宽度。

第 5.6.3条 准轨、窄轨铁路运输最小工作平台宽度，应符合表 5.6.3的规定。

表 5.6.3 铁路运输最小工作平台宽度(m)

坚固性系数(f)

阶段高度(m)

10 12 15

准轨 窄轨 准轨 窄轨 准轨 窄轨

>12

6-12

<6

39-41

34-36

29-31

37-39

32-34

27-29

44-46

39-41

34-36

42-44

37-39

32-34

54-56

46-48

38-40

52-54

44-46

36-38

第 5.6.4条 单斗电铲最小工作线长度，应符合表 5.6.4的规定。

表 5.6.4 挖掘机最小工作线长度(m)

铲斗容积(m3) 铁路运输 汽车运输

1-2

4-4.6

6-8

>8

>200

250-350

400-500

>500

120

200

300

400

第 5.6.5条 I、Ⅱ勘探类型矿床的露天矿开采，矿石回采率应大于 95％，贫化率应小于 5％。Ⅲ、Ⅳ勘探类

型的矿石回采率应大于 92％，贫化率小于 8％。对倾斜矿体，应采用上盘向下盘推进。

第 5.6.6条 对矿岩穿插较多，厚度小于一个采掘带宽度的矿体，其贫化率和损失率宜经计算，计算值大于

596

10％时，应采取低阶段采矿等措施。

第七节 设备选择

第 5.7.1条 露天矿山的装备水平，宜符合表 5.7.1的规定。

表 5.7.1 露天矿山装备水平

设备名称采矿规模(万 t/a)

>100 30-100 <30

穿孔设备≥φ250mm牙轮钻机

≥φ150-200mm潜孔钻机

φ150-250mm牙轮钻机

φ150-200mm潜孔钻机

≤φ150mm潜孔钻机

凿岩台车

手持式凿岩机

装载设备≥4m3 挖掘机

≥5m3 前装机

2-4m3 挖掘机

3-5m3 前装机

≤2m3 挖掘机

≤3m3 前装机

装岩机

运输设备

≥30t 汽车

100-150t 电机车

60-100t 矿车

带式输送机

20-30t 汽车

14-20t 电机车

6-10m3 矿车

≤20t 汽车

≤14t 电机车

≤6m3 矿车

第 5.7.2条 主要设备选择计算，应符合下列规定：

(1)设备的数量应按计算年的矿岩量进行计算，基建期的设备数量不应大于生产期的设备数量。

(2)计算运输设备数量时，运输量的不均衡系数：公路运输为 1.05~1.15；准轨铁路运输为 1.1~1.15；窄轨铁

路运输为 1.15~1.20。

(3)穿孔、铲装、运输设备的能力应配套，并配备足够的辅助设备。

第 5.7.3条 主要设备的备用，应符合下列要求：

(1)露天矿的牙轮钻、潜孔钻和装载设备不设备用，但不应少于 2台。

(2)柴油驱动运矿汽车出车率为 50％~70％；l00t以上电动轮汽车出车率为 70％~80％。

(3)准轨铁路运输设备的备用系数为 15％~20％。

(4)窄轨铁路运输设备的备用系数为 20％~25％。

第八节 废石堆场

第 5.8.1条 选择废石堆场，应在确保边坡稳定的前提下靠近采场，充分利用山沟谷地，少占地、不占良田。

当露天矿需分期或境界外矿体未勘探清楚时，堆场距境界的距离，应留有发展余地。

第 5.8.2条 废石堆场应选在水文地质条件较简单，无不良工程地质现象和地形坡度在 240 以下的地段。

第 5.8.3条 废石堆场应避免选择在工业场地或居民区主导风向上风向侧。必须做好废水、粉尘及泥石流的

治理防护工程，使其符合环境保护有关规定。

第 5.8.4条 当露天采场需分区分段开采时，应合理安排开采顺序，利用开采结束的露天坑作内部堆场。

第 5.8.5条 矿山设计应根据不同情况为复垦创造有利条件，提高土地利用率。

597

第九节 露天矿大爆破

第 5.9.1条 下列情况下，宜采用大爆破：

(1)基建剥离开采区内难以修建公路的孤立山包或陡峭地带的剥岩或采矿。

(2)开挖堑沟及半壁路堑，使用大爆破较为经济时；

(3)使用大爆破可加快工程建设速度或节省投资时。

第 5.9.2条 在需要保护的建、构筑物或居民区附近进行大爆破时，必须遵照爆破安全规程要求，计算安全

距离。对达不到安全距离要求的，必须采取相应措施。

第 5.9.3条 在最终边坡，尤其是高边坡地段不宜采用硐室爆破，必要时应采取减震措施，保证露天边坡不

受爆破地震波的破坏。

第 5.9.4条 爆破类型的选择，应符合下列要求：

(1)当爆区及周围地形较平缓，或比高小于 30m，要求爆堆集中，没有条件将岩石抛至最终境界外,或爆区附

近建、构筑物需要保护时，宜采用松动爆破。

(2)当爆区周围地形扩散条件好，且部分岩石可直接抛至最终境界外或基建剥离范围外；爆区地形比高大于

40m，为降低爆堆高度，达到一次铲装目的时，宜采用加强松动爆破。

(3)当采场靠近废石场，地形条件有利于把大量岩石直接抛至废石场，且在经济上有利时，宜采用抛掷爆破。

第 5.9.5条 装药量大于 50t，地形复杂的大爆破，应进行爆破规模、爆破类型和药室布置方案的技术经济比

较。

第 5.9.6条 药室布置，应符合下列要求：

(1)利用地形及爆区周围条件，使炸药能量得到充分利用，爆堆分布合理；

(2)导硐工程量小，施工安全和方便；

(3)所留岩坎高度小于 7m时，可不布置药室；

(4)条件具备时，应将剥离物抛至露天境界以外。

第 5.9.7条 标准抛掷爆破炸药消耗 K值选取，当总炸药量小于等于 50t 时，可根据类似矿山的大爆破资料

或类似岩性的坑道掘进资料确定；总炸药量大于 50t时，可按类似矿山大爆破资料和爆区内同类岩体中的试验值，

综合研究确定。

第 5.9.8条 爆破作用指数 n值，宜符合下列要求：

松动爆破 0.5~0.75

加强松动爆破 0.75~1.0

抛掷爆破 1.0~1.4

第 5.9.9条 药室间距系数 m值的确定，应符合下列要求：

(1)同层松动爆破和加强松动爆破，主药室之间为 1.0~1.2，主、辅药室之间为 1.0~1.4。

598

(2)上、下层松动爆破和加强松动爆破为 1.0~1.5。

(3)平缓地形抛掷爆破，可按下式计算：

m=0.5(1+nP) (5.9.9-1)

式中 nP——相邻两药室 n的平均值。

(4)大于 400 的陡坡地形抛掷爆破，可按下式计算：

同层药室：m=0.5(1+nP)~nP (5.9.9-2)

上下层药室：m=nP— (5.9.9-3)

599

第六章 砂矿开采

第一节 开采方式

第 6.1.1条 砂矿开采设计应符合下列要求：

(1)开采条件复杂的一、二类砂矿床，应制定总体开发规划，实行分区开采，并按投产快、基建投资省、前

期经济效益好的要求选定首采区；

(2)采运设备实用可靠、机动灵活；

(3)按就近选矿、排土与排尾的原则，选择粗选厂厂址和排土场，有条件时，应采用内部排土场和排尾池；

(4)根据复垦率高、费用省与周期短的原则做好复垦工作，选择的采运设备，宜能兼用于复垦；

(5)选择有利于环境保护的开采方案，或采取有效的治理措施，消除有害废物对环境的污染。

第 6.1.2条 采用水力开采时，宜符合下列要求：

(1)含大块砾石少、岩性松软，适用水枪冲采；

(2)矿区水源充足，供水扬程较小，供电条件好；

(3)采场顶底板地形简单，底板渗漏水现象不严重；

(4)地下水位高，采场疏干困难，不适用机械开采又难于用采砂船开采的；

(5)附近有足够容量的水力排土场；

(6)非人口密集区或非农业丰产区；

(7)无冰冻或冰冻期短的地区。

第 6.1.3条 下列情况下，宜采用机械开采：

(1)干旱少雨、供水不足或供水扬程大；

(2)矿岩坚实或松软土岩中砾石含量多、块度大，不适用水采的；

(3)土岩承压力大，适于采运设备作业；

(4)因环境保护要求，不宜水力开采的地区。

第二节 采区划分

第 6.2.1条 采区的划分应符合采选基建工程量少，矿山总投资省，原矿、废石与尾矿综合运输功小的原则。

第 6.2.2条 机械开采矿山宜按采区设置粗选厂。粗选厂的位置，应结合原矿运输设备的合理运距确定，其

服务年限不应小于 5a。

第 6.2.3条 水力开采矿山粗选厂的服务范围应以原矿一段砂泵扬程所及的运距划定，一个采区可设置多个

600

粗选厂，但每个粗选厂的服务年限不应小于 3a。

第三节 开拓运输

第 6.3.1直条 机械开采露天砂矿，应采用有沟开拓；用反铲在顶板平装一次采全厚的平缓矿层，或当厚度

小于 5m，用推土机或铲运机开采时，宜采用无沟开拓。

第 6.3.2条 矿浆能自流至选厂的水力开采矿山，应采用堑沟开拓；需加压输送至选厂的砂矿，应采用基坑

开拓；地势高、周边境界封闭的凹陷露天砂矿，具备平硐自流运输条件时，可采用溜浆管溜井—平硐开拓。

第 6.3.3条 机械开采砂矿的运输方式，应根据矿山规模与采矿、运输技术条件，按表 6.3.3选择，有多个运

输方式可供选择时，应作技术经济比较确定。

表 6.3.3 机械开采矿山运输方式

矿山类别 坚固性系数(f) 矿层产状 运输距离(m) 地形条件 运输方式

三类≤5 薄层、平缓连续 ≤100

地形平缓

推土机推运

≤9 中厚、厚层 ≤200 前装机装运

二、三类 ≤5 薄、中厚、厚层平缓连续200-800 拖拉铲运机铲运

500-3000 自行铲运机铲运

一、二、三类≤9

中厚、厚层1000-5000 机车运输

300-5000

地形稍陡

汽车运输

中厚、厚层、土岩破碎 200-2000 带式输送机运输

一、二类 中厚、厚层 ≥3000 多种设备联合运输

第 6.3.4条 自流输送和加压输送管道直径的选择，均应使实际流速比临界流速大 10％~15％；只有当水平

输送的管径大于 300mm时，其流速方可略小于临界流速。倒虹管自流运输下行段、平缓段和上升段的流速，应

分别为临界流速的 0.8、1.2和 1.5倍。

第 6.3.5条 水力输送的临界流速、水力坡度，可按有关经验公式计算确定；对所含物料重大、粒度较大或

高浓度矿浆，在长距离输送时，应通过试验确定。

第四节 剥离与排土

第 6.4.1条 一般情况下，砂矿开采应采用机械剥离，对于水力开采矿山，当表土层大于 4m时，应经水剥

与机剥两方案技术经济比较后确定，表土很薄的小型矿山亦可用人工剥离。供复垦用的表层腐植土，均应用机械

或人工剥离，单独堆存。

第 6.4.2条 机采砂矿排土场的选择，应符合下列要求：

(1)分区顺序开采的山坡与凹陷露天砂矿，后续采区应优先采用内部排土场，外排矿山可就近设置排土场，

并宜设置高阶段或多阶段集中排土场。

(2)平面拓展型露天砂矿，可在采场外利用表土直接复垦，或在采场外分散设置临时性表土堆场，便于日后

回填复垦；有条件时，应直接向采空区排土。

601

第 6.4.3条 剥离表土时，矿体顶板应留保护层，其厚度人工剥离为 0.1~0.2m；人力剥离为 0.2~0.3m；机械

剥离为 0.3~0.4m；矿层底板可超挖 0.1~0.3m。当顶底板较平整、矿岩界限较分明，矿石品位较低或贫化控制要

求较严时取小值，反之取大值。

第五节 采矿方法

第 6.5.1条 山坡与凹陷露天砂矿采用阶段分层开采时，应沿山坡或矿层走向开挖段沟顺序推进与延深，实

行纵向开采；必要时，可实行横向开采。

第 6.5.2条 平面拓展型露天砂矿采用单阶段一次采全高的采矿方法时，应在采场一侧沿走向布置工作线，

由高至低顺序开采；当矿带较宽、矿层较厚、矿层坡度较缓且小于采运设备的工作坡度时，亦可横向开采；必要

时可在采场中间布置开段沟向双侧推进。

第 6.5.3条 用单斗铲开采的露天砂矿，阶段高度宜符合表 6.5.3规定。当段高小于最小值时，应用推土机集

矿配合开采。使用反铲的阶段高度应按其最大挖掘浓度的 65％~75％选取。

表 6.5.3 机械开采阶段高度（m）

设备名称

单斗铲斗容积(m3)

1.0-2.0 2.0-4.6 ≥4.0

最小值 合理值 最小值 合理值 最小值 合理值

电铲

液压铲

前装机

5

4

3≤

8

≤6

≤4

5-6

4-5

3-4

8-10

6-8

4-6

6

5

4

≥10

>8

>6

第 6.5.4条 采用电铲或液压铲开采的砂矿，其最小工作平台宽度与最小工作线长度，应根据不同运输方式

按表 6.5.4选取。斗容小、段高矮时取小值，反之取大值。用前装机开采时，可参照该表选取，但其中最小工作

平台宽度，当采用窄轨铁路或带式输送机运输时，应适当减小。

表 6.5.4 最小工作平台宽度与工作线长度(m)

运输方式 公路运输 窄轨运输 带式输送机运输

最小工作平台长度

最小工作线长度

25-35

80-150

20-30

120-200

15-25

150-220

第 6.5.5条 水力开采砂矿阶段高度，不宜大于 l0m；开采尾矿泥油层时，不得大于 5m。

第 6.5.6条 水力开采砂矿，应采用逆向冲采法，当阶段高度小于 5m、土岩松软与含砾石较多或系山坡薄层

矿时，可选用顺向冲采法。

第 6.5.7条 水力开采砂矿，单台水枪冲采工作面宽度，不得大于水枪有效射程的两倍；两台水枪在同一工

作面并列冲采时，其间距不得小于有效射程的 1.5倍；上下阶段同时作业，两工作面之间距不应小于 30m。

第 6.5.8条 砂矿开采的损失率与贫化率，均应控制在 5％~10％以下。

第六节 设备选择

第 6.6.1条 机械开采主要采装设备可不设备用，但不应少于两台。前装机作主要采装设备三班作业时，应

602

有 50％~100％备用。

水枪、砂泵的备用系数应为 100％~200％，水泵的备用系数为 20％~50％。砂矿主要采、装、运设备，宜符

合表 6.6.2规定

表 6.6.2 砂矿装备水平

开采方式 设备名称采矿规模(万 t/a)

备注>200 100-200 <100

机械开采

推土机(kW)

铲运机(m3)

挖掘机(m3)

前装机(m3)

载重汽车(t)

≥228

15-25

4-8

≥5

20-32

162-228

9-15

2-4.6

3-5

15-20

≤132

<9

<2

1.5-3

7-15

平装斗容

额定斗容

水力开采

推土机(kW)

铲运机(m3)

前装机(m3)

砂泵

水枪(mm)

≥228

7-9

3-5

7-15

Φ200-300

Φ250-500

162-228

6-8

2-4

4-7

Φ150-250

Φ150-250

≤132

<6

1.5-3

<5

Φ100-200

Φ100-150

平装斗容

额定斗容

出口管径

进水管径

603

第七章 地下开采

第一节 一般规定

第 7.1.1 采矿生产能力的确定，应符合下列规定：

(1)阶段生产能力应根据阶段上同时回采的矿块数和矿块的日生产能力确定。

(2)划分矿房、矿柱两步骤回采的矿山生产能力，应以一个阶段采矿房，一个阶段采矿柱为基础进行计算。

特殊需要时，可增加回采阶段，但上、下相邻阶段的对应采场不得同时回采。当矿柱矿量比例小于 20％时，可

不计其生产能力。采用一步骤连续回采的矿山，应以一个阶段回采计算其生产能力。

(3)计算出的生产能力，应结合矿床勘探类型、勘探程度、开采技术条件和采矿工艺复杂程度等因素，综合

调整选定。达到设计生产能力的年限应大于设计服务年限的 2/3。

(4)选定的生产能力，应以合理服务年限和矿山开采年下降速度验证。必要时，应以采掘进度计划表最终验

证。

第 7.1.2条 各种采矿方法的矿块利用系数，宜符合表 7.1.2的规定。

第 7.1.3条 矿块生产能力应根据采场构成要素、凿岩方式、装备水平等，结合回采作业循环试算，并按表

7.1.3选取。

第 7.1.4条 对价值高的富矿，应采用高回采率，适当控制贫化率的采矿方法。对价值低的贫矿，应采用低

贫化率，适当控制损失率的采矿方法。

第 7.1.5条 矿山开采岩石移动角的确定，宜符合下列要求：

(1)新建矿山的岩石移动角，可在分析岩性的构造特征的基础上，参考类似矿山的实际资料类比选取；

(2)矿山地表有特殊要求需保护时，应进行岩石力学研究，其岩石移动角采用数值分析法和类比法综合确定；

表 7.1.2 矿块利用系数

采矿方法 矿块利用系数

分段空场法 0.3-0.6

房柱法、全面法 0.3-0.7

上向水平分层充填法 0.3-0.5

薄矿脉浅孔留矿法 0.25-0.5

有底柱分段崩落法、阶段崩落法、壁式崩落法、分层崩落法 0.25-0.35

点柱充填法 0.5-0.8

604

无底柱分段崩落法、下向充填法 ≤0.8

注：当矿体产状规整、矿岩稳固、矿块矿量大、采准切割量小、阶段可布矿块数少或矿体分散，矿块间通风、

运输干扰少，以及单阶段回采时，应取大值。

表 7.1.3 矿块生产能力(t/d)

采矿方法矿体厚度(m) 0.8-5 5-15 15-50 备注

<0.8 60-100

机械化盘区生产

300-500t/d

机械化盘区生产

300-500t/d

全面法 - 50-70

留矿全面法 - 70-100 100-200

房柱法 - 120-220 140-250

分段空场法 - 70-110 120-200

爆力动矿法 - 250-400

阶段空场法 - 50-100 80-120

浅孔留矿法 -

极薄矿脉留矿法 40-80 30-50 50-80 100-220

上向分层充填法 - 40-70 100-200

下向充填法 -

削壁充填法 25-40 200-300

大直径深孔落矿嗣后充填法 -

壁式崩落法 - 60-120

分层崩落法 - 40-60 50-80

有底柱分段崩落法 - 200-300

无底柱分段崩落法 - 180-360

阶段强制崩落法 - 250-400

(3)改、扩建矿山，应根据已获得的岩移观测资料和矿床地质条件有无变化等情况，对原定岩移范围进行修

正。

第 7.1.6条 岩移范围的圈定，应符合下列要求：

(1)岩移范围应以开采矿体最深部位进行圈定，对深部尚未探清的矿体应从能作为远景开采的部位进行圈

定。矿山开采深度很大，服务年限很长或分期开采时，应分期圈定岩移范围。

(2)矿体邻近岩层中有与移动角同向的小倾角弱面，且其影响范围超越按完整岩层划定的范围时，应以该弱

面的影响范围修正。

(3)矿山主要建构筑物应布置在岩移范围外加的保护带之外，必须布置在岩移范围内时，应留设保安矿柱。

第 7.1.7条 地表建、构筑物的保护等级和保护带宽度，应符合现行《有色金属矿山生产技术规程》的有关

规定。

605

第 7.1.8条 各井口和硐口的位置必须保证其不受地面滚石滑坡、山洪暴发和雪崩的危害，其标高必须高出

历年最高洪水位 lm，不占或少占农田。

第 7.1.9条 每个矿井应有两个通往地表的独立安全出口，两个出口之间的距离不得小于 l00m时，当矿床开

采技术条件复杂或走向长度的一翼超过 1000m时，应在端部增设安全出口。

第 7.1.10条 位于地震烈度 6度及以上地区的矿山，其主要井巷的地表出口，应考虑抗震设计。

第 7.1.11条 在陡坡山体下采矿，设计对覆盖岩层可能诱发的滚石、滑坡等事故，应有相应的防治措施。

第 7.1.12条 特殊矿床采矿方法的选择，应符合下列规定：

(1)矿石遇水膨胀、易粘结或氧化成块的矿床，不得采用留矿法；

(2)矿岩有自燃的矿床，不得采用崩落法和留矿法，而应采用能保持围岩完整性、矿石损失小、坑木用量少、

出矿快的采矿方法；

(3)对水体下矿床必须采用开采形成的导水裂隙带不连通上部水体或不破坏水体隔水层的采矿方法；

(4)对铁路、建构筑物和文物等下面的矿床，所采用的采矿方法必须确保开采后产生的地表移动变形值，不

大于相应规定的允许值。

第 7.1.13条 同一矿体的上下相邻阶段和同一阶段相邻平行矿体的矿房和矿柱布置，其规格宜相同，上下和

前后宜相互对应。

第 7.1.14条 采场控顶高度不应大 3.5m，当矿岩稳固，采场有护顶措施或服务台车可保证作业安全时，控

顶高度可增至 6~8m。

第 7.1.15条 开采倾斜以下的极薄或薄矿体时，采场回采作业空间的垂直高度不应低于 1.8m，特殊情况下，

可降为 lm。

第 7.1.16条 有轨开采的采场出矿最大块度，浅孔爆破时应小于 350mm；中深孔和深孔爆破时应小于

500mm。

第二节 地下开拓

(I) 平硐开拓

第 7.2.1条 当矿体或相当一部分矿体赋存在当地浸蚀基准面以上时，应优先采用平硐开拓。

第 7.2.2条 采用平硐集中运输时，应优先采用溜井下放矿石。当生产规模小、溜井设施等工程量大、矿石

有粘结性或岩层不适宜设置溜井时，可采用其他方式放矿。

第 7.2.3条 当双轨运输主平硐较长且岩层不稳固时，如无其他条件制约，宜采用单轨双平硐开拓。

第 7.2.4条 确定主平硐断面时，应满足通过坑内设备器材最大件的要求。

(Ⅱ) 竖井开拓

第 7.2.5条 符合下列条件之一者，宜采用竖井开拓，否则应作技术经济比较确定。

(1)矿山规模大于 500t／d，矿体赋存于当地浸蚀基准面以下，深度大于 300m，用下盘开拓的急倾斜或水平

606

矿床，或用侧翼开拓的任意倾角矿床；

(2)矿体埋藏深度大于 600m的矿山。

第 7.2.6条 当主井为箕斗井，并与选厂邻近时，应将箕斗卸载设施与选厂原矿仓相连，使矿石直接卸入仓

内。

第 7.2.7条 矿山主提升竖井一次开凿深度的服务年限应大于 12a，三类矿山不应小于本规范表 2.0.9规定的

下限。

(Ⅲ) 斜井开拓

第 7.2.8条 符合下列条件之一者，宜采用有轨斜井开拓，否则应作技术经济比较确定。

(1)埋深小于 200m的缓倾斜矿体，适于底盘开拓的矿山；

(2)矿体走向较长，埋深小于 200m的急倾斜矿体，采用侧翼开拓的三类矿山。

第 7.2.9条 串车提升宜用于斜井倾角小于 300，矿体埋深小于 200m的三类矿山。

第 7.2.10条 箕斗提升宜用于斜井倾角大于 300 ，生产能力为 30~60万 t/a，且矿体埋深小于 300m的矿山。

第 7.2.11务 带式输送机宜用于斜井倾角小于 150 ，矿体埋深小于 300m的一类矿山。

第 7.2.12条 形态规整、倾角变化较小的缓倾斜薄矿体，宜采用脉内斜井开拓。井筒两侧应留 8~l0m宽的

保安矿柱。

第 7.2.13条 形态、产状变化较大的缓倾斜中厚以上矿体，宜采用脉外底盘斜井开拓，井筒与矿体的垂距应

大于 15m。

(Ⅳ) 无轨斜坡道开拓

第 7.2.14条 采用无轨主斜坡道开拓，宜符合下列要求：

(1)开拓深度小于 300m，生产能力 30~50万 t／a的矿山；

(2)可缩短矿山基建时间和提高综合经济效益。

第 7.2.15条 斜坡道的坡度，用于运输矿石时，应为 10％~12％；用于运输设备材料时，应为 15％~20％。

第 7.2.16条 斜坡道的弯道圆曲线半径，通行大型无轨设备的斜坡道干线，不应小于 20m；通行大型无轨设

备的阶段斜坡道，不应小于 15m；通行中小型设备的斜坡道，不应小于 l0m。曲线段应按规定加宽和外侧超高。

第 7.2.17条 斜坡道长度每隔 300~400m，宜设缓坡段。

第 7.2.18条 运矿主斜坡道应优先采用直线式布置，并宜设在开采岩移范围外。阶段间斜坡道宜采用折返式

布置。

第 7.2.19条 运矿主斜坡道宜采用混凝土或冷拌沥青碎石路面，并应设横向截水沟。

第 7.2.20条 无轨运输巷道应按通过的无轨设备外形尺寸确定断面，设备与巷道支护之间的间隙不得小于

0.6m，人行道宽度不得小于 1.2m。

第 7.2.21条 无轨运输巷道宜为单车道，必要时可设会让站或绕行道，相关巷道岔口处应设线路闭锁信号。

607

(V) 主溜井设置

第 7.2.22条 含泥量多、粘结性大或含硫高易氧化自燃的矿石，不应采用主溜井贮、放矿。必要时，应通过

试验改进贮矿段和放矿装置，解决堵塞和跑矿问题。

第 7.2.23条 主溜井应优先采用垂直式，单段垂高不宜大于 200m；分支斜溜道的倾角应大于 600；溜井直

径应大于矿石最大块度的 5倍，但不得小于 2m。

第 7.2.24条 溜井内不得有出水点，各卸矿口处应设防水锁口。

第 7.2.25条 一般情况下，矿山只设置一个主溜井。但在溜井通过岩层的工程地质、水文地质条件不良及矿

石性质较差，或年通过量达 100万 t 以上的矿山，宜设置两个主溜井。

第 7.2.26条 主溜井装矿硐室应设专用安全通道。

第 7.2.27条 主溜井的装、卸矿口位置，应避开主要运输道和通风巷道；所产生的污浊空气应引入回风系统，

或使其净化达到风源质量标准。

第三节 空场采矿法

第 7.3.1条 条件具备时，应优先采用空场采矿法。当矿岩稳定条件稍差时，设计宜从采场结构参数、顶板

维护、凿岩工艺等多方面采取相应措施。采空区可采用崩落覆岩或充填等方法处理。

第 7.3.2条 当矿体开采技术条件合适经济上合理时，应优先采用大直径深孔崩矿。

第 7.3.3条 一般情况下，全面法和房柱法的护顶矿柱可不予回收。当需要回收时，必须有可靠的安全措施。

第 7.3.4条 采用无轨设备出矿的全面法和房柱法等，其采场结构尺寸应根据矿岩稳定条件适当加大。

第 7.3.5条 漏斗横穿必须垂直电耙道开凿，双侧漏斗的横穿应错开布置。漏斗颈的尺寸应大于矿石最大块

度的 3倍，且不得小于 1.8m×1.8m。漏斗颈与漏斗斜面交点距电耙道顶板的距离，应为 1.5~2.0m。

第 7.3.6条 电耙出矿的水平运距不应大于 40m，下向耙运距离不应大于 60m。

第 7.3.7条 电耙底部结构的出矿小井一侧，应设 0.8m宽的人行道，电耙绞车硐室距井口不应小于 1.5m，

并应设于进风侧。

第 7.3.8条 各种空场采矿法的构成要素，宜按表 7.3.8选定。

表 7.3.8 空场法采场构成要素

方法名称矿块(矿房)

长(m)

阶段高度

(斜长)(m)

顶柱高度

(宽度)(m)

底柱高度

(高度)(m)

间柱宽度

(m)备注

全面法 50-60 (40-60) (2-3) (2-3) 2 顶、底柱或可不留

留矿全面法 30-60 (30-60) (2-4) (3-5) 4-8

房柱法 (8-15) (30-60) (2-4) (3-6) 3-6 盘区长 30-100m

分段空场法 (30-60) 40-60 5-10 5-12 6-10

底柱高度：用漏斗取小值；用电耙

道取大值矿体厚大于 15-20m时，垂

直走向布置，矿房宽 10-20m

爆力运矿法 (30-50) 25-35 (4-6) (4-8) 6-8

608

阶段矿房法 (30-50)50-60

70-805-10 10-14 6-10

用大直径深孔时，顶柱高≥10m，

平底底柱高<10m

矿体厚大于 20-30m时，垂直走向布

置，矿房宽 15-35m

浅孔留矿法 40-60 30-60 4-6 4-5 6-10矿体厚大于 10-12m时，垂直走向布

置

极薄矿脉

留矿法45-100 35-50 2-3 3-5 4-6

当矿脉长超过 200m时，每 100m留

间柱

第 7.3.9条 各种空场采矿法的贫化率和损失率，宜根据矿体形态、产状，结合采矿工艺按表 7.3.9选取。

表 7.3.9 空场采矿法贫化率和损失率(％)

方法名称

贫化率 损失率

矿体厚度(m)

<0.8 0.8-5 5-15 15-50 <0.8 0.8-5 5-15 15-50

全面法

留矿全面法

房柱法

分段空场法

爆力运矿法

阶段矿房法

浅孔留矿法

极薄矿脉留矿法

-

-

-

-

-

-

-

>30

8-20

10-20

8-16

-

10-22

-

8-20

-

-

-

7-15

8-16

8-18

-

8-20

-

-

-

-

5-18

-

10-20

-

-

-

-

-

-

-

-

-

6-12

10-20

10-20

9-20

-

10-22

-

7-16

-

-

-

8-16

10-18

9-20

-

6-15

-

-

-

-

7-12

-

8-18

-

-

注：本表数值含矿柱在内。

(Ⅰ) 全面法

第 7.3.10条 全面法宜用于厚度小于 5m的缓倾斜矿体，当厚度大于 3m时，应分层开采，条件具备时，宜

采用液压凿岩台车全厚一次推进。

第 7.3.11条 采场内应留不规则矿柱，其直径不宜小于 3m。根据矿体赋存条件和矿石价值高低等不同情况

确定采场是否留设顶底柱。

第 7.3.12条 开采矿石价值高的矿体，应采用人工矿柱替代预留矿柱，或将矿柱布置在夹石带和贫矿段内。

第 7.3.13条 矿体厚度小于最小可采厚度时，切割巷道的顶板不应超过设计采幅的顶板。

(Ⅱ) 留矿全面法

第 7.3.14条 留矿全面法宜用于矿体厚度小于 8m，倾角为 300~500 的矿体。采场内可留设不规则矿柱。

第 7.3.15条 当矿体倾角小于矿石安息角，厚度较薄且底板比较平整时，可采用伪倾斜工作面或扇形工作面

推进。电耙应设在天井联络道内。

第 7.3.16条 矿体倾角大于矿石安息角，矿体厚薄不均或底板起伏多变时，应用水平工作面推进。电耙可设

在天井联络道内，随工作面的推进而上移。每次崩矿多余的矿石应由专设的钢溜槽或运矿道下放。

第 7.3.17条 矿体厚度小于 3m时，应采用全厚一次推进；当矿体厚度大于 3m时，宜采用分层推进或上分

层超前推进。

609

(Ⅲ) 房柱法

第 7.3.18条 房柱法宜用于厚度小于 8m的缓倾斜矿体。矿体厚度大于 3m时，应分层回采，条件具备时，

可采用液压凿岩台车全厚一次推进。

第 7.3.19条 矿体厚度为 8~l0m时，宜采用预控顶和中深孔进行回采。

第 7.3.20条 盘区内同时回采的采场数不应超过 3个，采场的推进方向应与盘区推进方向一致，各工作面间

的超前距离应为 10~15m。

(Ⅳ) 分段空场法

第 7.3.21条 分段空场法宜用于急倾斜中厚矿体和倾斜厚矿体。当矿体厚大于 50m时，应留矿房间纵向矿

柱。

第 7.3.22条 矿岩稳固的急倾斜矿体应采用分段凿岩、阶段出矿。稳固性稍差或倾斜的矿体，宜采用分段凿

岩、分段出矿。

第 7.3.23条 凿岩分段高度，浅孔不应大于 6m；中深孔不应大于 15m；深孔不大于 25m。

(V) 爆力运矿法

第 7.3.24条 爆力运矿采矿法宜用于产状较稳定、底板平整、倾角大于 350 的中厚倾斜矿体。

第 7.3.25条 阶段运输平巷应布置在脉外，应距矿体底板 6~8m。

第 7.3.26条 矿房可采用阶段回采和分段回采。分段回采时，应先采上分段，后采下分段。

第 7.3.27条 崩矿前，采场应仅留漏斗中的缓冲矿石垫层。

(Ⅵ) 阶段空场法

第 7.3.28条 阶段空场法宜用于矿体形态规整、厚度大于 10m的急倾斜矿体和任何倾角的极厚矿体。

第 7.3.29条 采用水平深孔落矿时，切割和拉底的空间，应为崩落分层矿石量的 30％~40％；采用垂直分条

深孔崩矿时，切割立槽宽度应为崩落分条厚度的 20％；采用大直径下向深孔球状药包崩矿时，其补偿空间容积

应大于 35％。

第 7.3.30条 采场沿走向布置、垂直分条崩矿时，矿房回采宜优先由一侧向切割槽崩矿；采场垂直走向布置

时，应由上盘向下盘推进崩矿。

(Ⅶ) 浅孔留矿法

第 7.3.31条 浅孔留矿法应用于急倾斜薄矿脉，亦可用于中厚矿体。

第 7.3.32条 回采工作面宜采用梯段布置，当采用上向炮孔落矿时，梯段工作面长度宜为 10~15m；水平炮孔

落矿时，梯段长度宜为 2~4m。

第 7.3.33条 当相邻急倾斜平行薄矿脉间距大于 4m、夹层稳定、矿脉形态和地质构造简单时，宜实行分采。

第 7.3.34条 急倾斜相邻平行薄矿脉分采，当夹层稳定时，可依次开采或同时开采。同时开采应实行强化开

采，上盘采场应超前下盘采场两个分层高度，放矿时，上盘采场应超前或同时下降。当夹层局部稳定性较差时，

610

下盘采场宜超前上盘采场两个分层高度，放矿时，上盘采场宜超前或同时下降。

(Ⅷ) 极薄矿脉留矿法

第 7.3.35条 极薄矿脉留矿法宜用于矿脉平均厚度小于 0.8m的急倾斜单一矿脉，最小采幅应为 0.9m，最大

采幅不应大于 1.1m。

第 7.3.36条 当矿脉不连续和沿走向、倾向延展不大，矿石价值高而矿岩较稳固时，可不留间柱和采用人工

底柱；当矿脉走向长度超过 200m时，每隔 100~120m，必须留一个间柱，并考虑采空区的处理措施。

第 7.3.37条 当矿脉沿走向出现分支交叉矿脉时，应在分支口或交叉口留矿柱，并设共用天井或共用漏斗，

主脉与分支脉应同时上采。

第 7.3.38条 在竖向剖面上交替出现平行脉，两脉间距小于 1.5m时，可由原采场以 600 倾角逐步过渡到

平行脉；当间距小于 3.0m时，应在采矿工作面向平行脉开掘 600 斜漏斗，做好二次切割后继续上采；当间距大

于 3.0m时，宜另开肓阶段单独回采。

第四节 充填采矿法

第 7.4.1条 充填采矿法宜用于地表或上、下盘需要保护，矿石价值高，矿岩稳定性较差，矿体形态复杂等

条件的矿床。

第 7.4.2条 上向充填法应采用一房一柱的两步骤回采顺序，对矿山地压大、矿岩不够稳固的厚大矿体，宜

采用一房二柱、一房三柱，特厚矿体可采用一房多柱的多步骤回采布置。对狭长的单独矿体则可全走向一步骤回

采。

第 7.4.3条 在充填法设计中，宜增大分层高度。有条件时，应采用空场法嗣后充填。

第 7.4.4条 阶段回采顺序应为自上而下回采。当采用上向胶结充填法时，可采用自下而上的阶段回采顺序。

当矿体垂深很大，可上、下分区，同时上采。

第 7.4.5条 缓倾斜相邻矿脉开采时，若采用充填采矿法开采，必须先采下盘矿脉，后采上盘矿脉，下盘采

场应充填接顶。

第 7.4.6条 矿房已胶结充填的间柱，宜采用分层充填或分段空场嗣后充填法回收，顶底柱宜用分层或进路

充填法回收。

第 7.4.7条 各种充填采矿法的构成要素，宜按表 7.4.7选定。

表 7.4.7 充填采矿法采场构成要素

方法名称矿房长度

(m)

阶段高度

(m)

顶柱高度

(m)

底柱高度

(m)

间柱宽度

(m)备注

上向水平分层

充填法

30-60

100-200

30-60

60-1503-5 3-5 6-12

矿体厚大于 10-15m时,垂直走向

布置矿房；

阶段高度较大的用于全盘机械

化；

矿房长度较大的为用于厚 10m左

右的矿体。

611

下向分层充填法65-50

50-10030-60 - - -

矿体厚大于 20-25m时,垂直走向

布置矿房；

矿房长度较小的为电耙运矿,较大

的为铲运机运矿。

削壁充填法 50-60 25-50 2-3 2-3 - 顶、底柱或可不留

大直径深孔落矿

嗣后充填法15-50

40-60

40-100- 7-10 - 阶段高度较大的用于全盘机械化

第 7.4.8条 各种充填采矿法的贫化率和损失率，宜根据矿体形态、产状，结合采矿工艺按表 7.4.8选取。

表 7.4.8 充填采矿法的贫化率和损失率(%)

方法名称

贫化率 损失率

矿体厚度(m)

<0.8 0.8-5 5-15 15-50 <0.8 0.8-5 5-15 15-50

上向分层充填法

下向充填法

削壁充填法

大直径深孔落矿嗣后充填法

-

-

5-20

-

9-15

-

-

-

6-12

5-8

-

-

5-10

4-7

-

8-15

-

-

3-10

-

5-12

-

-

-

4-10

3-10

-

-

3-8

3-7

-

5-10

注：本表数值含部分矿柱在内。

(Ⅰ) 上向水平分层充填法

第 7.4.9条 上向水平分层充填法，宜用于矿岩中等以上稳固的矿体。当矿石不允许全厚度暴露时，宜采用

进路式开采。

第 7.4.10条 点柱充填法宜用于矿岩中等以上稳固、矿石价值中等以下的倾斜厚矿体。

第 7.4.11条 点柱式充填法的壁柱宽度宜为 4~6m，点柱直径宜为 4~5m，采场内点柱总面积不宜超过采场

总面积的 10％~12％。

第 7.4.12条 当采场跨度和采空高度较大，或局部地段矿岩不稳固时，应采取加固采场顶板的措施。

第 7.4.13条 上向充填法胶结体设计强度，应满足矿柱回采时自立高度的要求和爆破震动的影响。

第 7.4.14条 为回收底柱，宜在底柱上构筑厚度大于 0.4m、强度 15MPa的钢筋混凝土或厚度大于 5m、强

度大于 4MPa的砂浆胶结料隔离层。为回收间柱，宜用空场法嗣后胶结充填先采间柱；干式充填法可在矿房邻间

柱一侧，构筑混凝土隔墙。

第 7.4.15条 采用干或尾砂充填时，宜在每分层充填面上铺设厚度不小于 0.15m、强度不低于 15MPa的混

凝土垫层。若采用低强度胶结充填时，每分层的表层 0.5m厚度的胶结强度，不应小于 5MPa。

第 7.4.16条 溜井布置在脉内时，采场宜设置两个顺路出矿溜井，其直径必须大于矿石最大块度 3倍，并不

得小于 1.5m。

(Ⅱ) 下向分层充填法

第 7.4.17条 下向充填采矿法宜用于矿岩均不稳固、矿石价值较高，用上向进路充填法难以开采的矿体。

第 7.4.18条 用电耙出矿时，回采进路的规格宽应为 2~3m，高为 2~4m；铲运机出矿时，宽应为 3~5m，高

612

为 3~4m。

第 7.4.19条 当回采进路采用倾斜布置时，倾斜分层的倾角应大于胶结充填料的自流坡面角。

第 7.4.20条 分层假顶，尤其是第一、二分层的假顶，必须充填完整坚实，充填体强度应为 3~4MPa。

第 7.4.21条 采用电耙出矿时，脉内放矿溜井应锁口，其直径不宜大于 1.5m。

(Ⅲ) 削壁充填法

第 7.4.22条 削壁充填法宜用于形态较稳定、矿石和围岩界限分明、价值较高的极薄矿脉。

第 7.4.23条 急倾斜矿脉，宜先采矿石，后采其下盘围岩充填采场。当上盘围岩不稳固时，可采上盘围岩充

填。缓倾斜脉应先采易崩落的矿石或围岩。

第 7.4.24条 开采急倾斜矿体时，采场崩矿前，必须铺设垫板(层)。

第 7.4.25条 开采缓倾斜矿脉时，采场应用大块废石砌筑挡墙接顶，挡墙至工作面的距离不应大于 2.5m。

(Ⅳ) 大直径深孔落矿嗣后充填法

第 7.4.26条 大直径深孔落矿嗣后充填法，宜用于矿岩稳固，适用空场回采并需及时充填的中厚以上规整矿

体。

第 7.4.27条 矿岩稳定条件允许时，应优先采用柱状药包爆破。当采用柱状药包爆破时，宜采用铵油炸药。

第 7.4.28条 当采用球状药包水平分层爆破时，必须进行爆破漏斗试验。爆破宜采用高威力低感度炸药，分

层爆破高度宜为 3~4m，多层爆破为 8~12m，最上一层高度应为 7~l0m。

第 7.4.29条 凿岩孔径宜为 165~200mm，钻孔偏斜率应控制在 1％以下。

第 7.4.30条 采场出矿应使用铲运机或其他出矿能力较大的设备，采用平底结构时，应使用遥控铲运机或其

他机械设备清底。

第 7.4.31条 水力充填前，必须构筑坚固的滤水墙。

第 7.4.32条 对高硫矿床，应有防止硫化矿尘爆炸的有效措施。

第五节 崩落采矿法

第 7.5.1条 崩落法宜用于地表允许崩落，矿体上部无水体和流砂，矿石和覆盖岩层无自燃性和结块性，矿

石价值不高，矿体顶部围岩稳固性差的矿床。

第 7.5.2条 采用崩落法采矿时，在高山陡坡地区，应有防止或避免塌方、滚石和泥石流危害的措施；对地

表有厚层覆土的雨量充沛地区，应有防止大量覆土混入矿石和泥水涌入采区的措施。

第 7.5.3条 开采使用期间的阶段运输平巷和盘区部分采准工程，均应布置在相应开采阶段的岩石移动范围

以外 10m。

第 7.5.4条 矿体开采的水平推进方向应严格按控制地压有利的顺序安排，并应保持与矿井主进风流相反的

方向。

第 7.5.5条 开采极厚矿体且产量较大时，阶段间可设置提升人员、设备材料两用的电梯井。

613

第 7.5.6条 用崩落法回采矿柱时，间柱、顶柱和底柱宜采用微差爆破一次崩矿，在覆盖岩下放矿；

当矿岩尚稳定时，宜先采间柱，在空场条件下放矿后，再采顶柱、底柱。

第 7.5.7条 各种崩落采矿法的构成要素宜按表 7.5.7选定。

表 7.5.7 崩落法采场构成要素

方法名称矿房长度

(m)

阶段高度

(斜长)(m)

顶柱高度

(m)

底柱高度

(m)

间柱宽度

(m)备注

壁式崩落法 50-200(30-60)

(<150)2-3 2-3 2-4

顶、底柱或不可留

用刮板运输机或铲运机的应

取较大的阶段斜长

分层崩落法 20-60 30-50 - - -矿体厚大于 15-20m时，垂直

走向布置

在底柱分段

崩落法

20-40

50

40-60

10-20-

6-8

12-14-

水平耙矿时用较小矿块长，倾

斜耙矿用较大的缓倾斜用较

小阶段高；及堑沟的取较大底

柱高矿体厚大于 15-20m时，

垂直走向布置

无底柱分段

崩落法

60-80

100-150

50-70

120- - -

矿体厚大于 20-40m时、垂直

走向布置

构成要素大的，适用铲运机或

全无轨

阶段强制崩

落法20-60 30-50 - 12-14 -

矿体厚大于 20-40m时，垂直

走向布置

第 7.58条 各种崩落采矿法的贫化率和损失率，宜根据矿体形态、产状，结合采矿工艺，按表 7.5.8选取。

表 7.5.8 崩落采矿法的贫化率和损失率(%)

方法名称

贫化率 损失率

矿体厚度(m)

0.8-5 5-15 15-20 0.8-5 5-15 15-50

壁式崩落法

分层崩落法

在底柱分段崩落法

无底柱分段崩落法

阶段强制崩落法

8-18

-

-

-

-

-

6-10

14-25

-

-

-

5-9

12-22

18-25

15-25

10-18

-

-

-

-

-

4-10

15-25

-

-

-

4-8

14-25

20-28

15-25

(I)壁式崩落法

第 7.5.9条 开采多层矿体或产状变化大的单层矿体时，运输平巷宜布置在底盘脉外。产状较规则的单层矿，

且生产规模小，单阶段回采时，运输平巷可布置在脉内。

第 7.5.10条 当矿体和底盘岩石不够稳固时，阶段运输平巷应布置在底盘脉外，并避开采空区压力拱基。

第 7.5.11条 当上、下阶段同时进行回采时，上阶段的回采工作面应超前下阶段回采工作面 50m以上。

第 7.5.12条 长壁崩落法采用阶梯式回采工作面时，下阶梯应超前上阶梯 1~2倍排距。

第 7.5.13条 当矿体倾角为 250~300 时，宜采用伪倾斜回采工作面。

614

第 7.5.14条 矿体直接顶板崩落岩层的厚度小于矿体厚度的 6~8倍时，应采取有效的控制地压和顶板管理措

施。

第 7.5.15条 矿体开采技术条件适合时，应推广采用金属支架。

(Ⅱ) 分层崩矿法

第 7.5.16条 分层崩落法宜用于矿石价值高、中等稳固以下和上盘岩石不稳固的倾斜、中厚以上矿体。

第 7.5.17条 采场分层高度应为 2~3.5m，进路宽度为 1.8~2.7m。

第 7.5.18条 采场上、下相邻的分层平巷或横巷应错开布置，其岩壁厚不得小于 2.5m，采场上、下分层进

路必须相对应。

第 7.5.19条 开采第一分层时应在义板上铺设假顶，假顶之上的缓冲层不应小于 4m，并逐步形成 20m以上

的缓冲层。

第 7.5.20条 对假顶和支护用材，应因地制宜，推广采用金属网假顶，减少木材使用量。

(Ⅲ) 有底柱分段崩落法

第 7.5.21条 有底柱分段崩落法宜用于厚矿体和大于 5m的急倾斜矿体。

第 7.5.22条 采用中深孔凿岩时，凿岩分段高度不宜大于 15m，深孔凿岩时不宜大于 25m，采用潜孔或牙轮

钻机时，可适当加大。

第 7.5.23条 有底柱分段崩落法，宜优先采用中深孔、垂直分条、小补偿空间挤压爆破方案。挤压爆破的补

偿空间系数，应按不同落矿方案选取或通过试验确定，一般情况下，水平落矿时应取 20％，垂直分条落矿可小

于 20％。

第 7.5.24条 开采厚大矿体且盘区产量大时，应布置专用的进风和回风巷道。

(Ⅳ) 无底柱分段崩落法

第 7.5.25条 无底柱分段崩落法宜用于矿石和底盘围岩中等稳固，上盘围岩或覆盖岩层不稳固，矿石价值偏

低的急倾斜厚矿体及极厚矿体。

第 7.5.26条 厚度大于 50m的极厚矿体，可在矿体中央增开分段平巷，或沿走向划分采区，在采区内划分

矿块。

第 7.5.27条 分段高度宜为 8~12m，崩矿步距应小于 2.5m。扇形炮孔的边孔倾角应为 600~700。

第 7.5.28条 在第一分段回采之前，必须形成上部覆盖层，其最小厚度应为分段高度的 2倍。

第 7.5.29条 当矿石不够稳固时，必须有防止炮孔变形、堵塞和进路端部顶板眉线破坏的有效措施。

第 7.5.30条 同一分段的各相邻进路回采工作面，应形成阶梯状，减少地压活动对坑道的破坏。

第 7.5.31条 上、下分段同时回采时，上分段回采必须超前，其距离应大于 20m。

第 7.5.32条 在技术条件具备时，应作高端壁方案比较，择优采用。

(V) 阶段强制崩落采矿法

615

第 7.5.33条 阶段强制崩落采矿法宜用于矿石中等稳固，上盘围岩不够稳固，矿体产状、形态变化不大的急

倾斜厚矿体和极厚矿体。

第 7.5.34条 两个阶段同时回采时，上阶段必须超前回采，其超前距离不得小于一个采场长度。开采极厚矿

体时，平面相邻采场必须呈阶梯式推进。

第 7.5.35条 矿体上盘围岩不能自然崩落者，应强制崩落顶板或暂留矿石作为垫层，垫层厚度不得小于 20m。

第 7.5.36条 采用挤压爆破的补偿空间系数应为 15％~20％；小补偿空间的补偿系数为 20％~25％；自由空

间爆破的补偿系数应大于 25％。

(Ⅵ) 阶段自然崩落法

第 7.5.37条 阶段自然崩落法宜用于矿石和覆岩的强度低，矿石节理、裂隙发育或中等发育，崩落块度小，

含夹石少，矿体形态规整和底盘围岩较稳固的厚至极厚矿体。

第 7.5.38条 选择阶段自然崩落法，必须具有矿岩可崩性和崩落机理的评价研究报告作依据。

第 7.5.39条 位于开采高应力区内的运输、通风和出矿巷道及放矿漏斗等，应采用高强度混凝土支护；对出

矿巷道桃柱形、漏斗短穿、眉线，应采用锚杆、锚索或钢梁加强支护。

第 7.5.40条 拉底推进线的推进方向，应符合以下要求：

（1）与水平主应力方向一致，与拉底出矿和运输巷道方向一致；

（2）拉底推进方向应从矿石可崩性好的地段向可崩性差的地段推进；

（3）拉底水平面的形状应呈矩形，且矩形的长边应垂直于水平主应力的方向。

第 7.5.41条 沿矿块边界必须采用割邦或预裂促使矿石崩落，割邦或预裂高度，应根据原岩水平应力的大小

和矿岩的可崩性确定。

第六节 基建与采掘进度计划

第 7.6.1条 基建进度计划的编制，应符合下列要求：

(1)加快掘进关键井巷，必要时可增设措施井巷；

(2)同时开动的凿岩机台班数保持基本平衡；

(3)应包含施工准备时间和设备安装调试时间；

(4)需疏干的矿山，应考虑疏干时间；

(5)采用新采矿方法或工艺复杂的方法时，应安排试验或试采时间。

第 7.6.2条 井巷成巷速度不应小于表 7.6.2规定的数值。

616

表 7.6.2 最低成巷速度

井巷类别 规格 支护型式 施工设备及方法 成巷速度m/月(m3/月)

竖井

竖井

斜井

斜井

斜井

斜井

平巷

平巷

平巷

平巷

天井

天井

天井

天井

斜城道

大断面硐室

单轨

双轨

单轨

双轨

单轨

单轨

双轨

双轨

混凝土

混凝土

混凝土

混凝土

木支护

木支护

无

混凝土

混凝土

无

无

无

无

无

普通法下掘

吊罐法反掘

耙斗装岩机，平行作业

耙斗装岩机，平行作业

耙斗装岩机，平行作业

耙斗装岩机，平行作业

装岩机

装岩机

装岩机

装岩机

吊罐法反掘

普通法上掘

深孔分段爆破

爬罐掘进

25

50

50

30

50

40

80

60

50

70

60

30

40

50

60

（250）

第 7.6.3条 矿山投产时应完成的生产贮备矿量保有期，应保证矿山能按规定时间达产，并持续稳定生产。

备用矿块数应为回采矿块的 10％~20％，但不得少于一个。投产第一年的矿块生产能力，可比正常年能力适当降

低。

第 7.6.4条 采掘进度计划的编制，应符合下列要求：

(1)初期生产地段应按阶段、矿块、采矿方法等排产列表至达产 3a以上。资料条件不具备时，可以阶段或块

段矿量排产。

(2)在不违反合理回采顺序的条件下，应优先选择较富的阶段一翼，实行贫富兼采，保证出矿品位波动在选

矿要求范围内；

(3)遵循合理开采顺序，安排好阶段、矿体、矿房与矿柱之间的先后回采顺序。

第七节 设备选择

第 7.7.1条 地下矿山的装备水平，宜符合表 7.7.1的规定。

表 7.7.1 地下矿山装备水平

设备名称采矿规模(万 t/a)

>100 20-100 <20

617

凿岩设备

单机或双机采矿台车

双机掘进台车

≥φ165mm潜孔钻机

≥φ1500mm天井钻机

单机或双机采矿台车

双机掘进台车

≥100mm潜孔钻机

爬罐或吊罐

≤1500mm天井钻机

各种凿岩机

单机采矿台车

单机或双机掘进台车

≥φ100mm潜孔钻机

爬罐或吊罐

装运设备

≥4m3 铲运机

≥55kW电耙

≥4m3 矿车

≥10t 电机车

带式输送机

振动放矿机

2-4m3 铲运电耙

≤55kW电耙

2-4m3 矿车

≥6t 电机车

带式输送机

振动放矿机

≤2m3 铲运电机

≤30kW电耙

≤2m3 矿车

≤7t电机车

振动放矿机

第 7.7.2条 主要采矿设备的备用率，应符合下列要求：

(1)浅孔凿岩机为 100％；中深孔凿岩机为 50％；潜孔凿岩机为 20％~30％。

(2)铲运机为 60％~100％，三班作业时取最大值；电耙为 25％。

(3)局部扇风机为 20％~30％。

(4)振动放矿机的电动机为 10％~20％。

注：备用数不足一台的取一台。

618

第八章 坑内通风

第一节 一般规定

第 8.1.1条 采掘作业面及人员通行巷道的进风流中，其粉尘和有毒、有害物质的浓度、温度、风速应符合

现行《冶金地下矿山安全规程》的规定。

第 8.1.2条 入风井或采气塔周围的卫生防护带和出风井与居住区的卫生防护带要求，应符合现行《有色金

属工业环境保护设计技术规定》的规定。

第 8.1.3条 坑内排出的污染空气和扇风机的噪声，不得对矿区环境造成公害。

第 8.1.4条 矿井通风的有效风量率，不应低于 60％。

第 8.1.5条 矿井通风的总阻力，应按通风最因难、最容易时期分别计算、选择主扇。矿山服务年限长、风

量大、中后期阻力相差很大时，应通过技术经济比较，确定是否需要分期选择主扇。

第 8.1.6条 在同一井筒，应选择单台风机工作。必要时，可采用双机并联运转，双机并联运转宜选择同规

格型号的风机，并联运转应作稳定性校核。

第 8.1.7条 每台主通风机应备用一台相同规格型号的电动机，并应设有能迅速调换电动机的装置。对有多

台主通风机工作的矿山，型号规格相同的备用电动机数量可适当减少。

第 8.1.8条 主通风机应在 10mmin内能使风流反向。离心式风机应采用反风道反风；轴流式风机反风量满

足反风要求时，可采用反转反风。

第 8.1.9条 主通风机房应设有风量、风压、电流、电压和轴承温度等监测仪表。

第二节 通风系统

第 8.2.1条 下列情况下，宜采用分区通风系统：

(1)矿体走向长度大、产量大、漏风大的矿山；

(2)天然形成几个区段的浅埋矿体，专用的通风井巷工程量小的矿山；

(3)矿岩有自燃发火危险的矿山；

(4)通风线路长或网络复杂的含铀矿山。

第 8.2.2条 分区通风系统的分区范围，应与矿山回采区段相一致，并以各区之间联系最少的部位为分界线，

予以严密隔离。

第 8.2.3条 下列情况下，宜采用集中通风系统：

(1)矿体埋藏较深，开采范围不大的矿山；

619

(2)矿体走向较长，分布较散，各矿段便于分别掘回风井的矿山。

第 8.2.4条 采用多机在不同井筒并联运转的集中通风系统，应符合下列要求：

(1)某台主扇运转时，其他主扇应启动自如，各主扇负担区域风流稳定；某台主扇停运时，其通风区污风不

得倒流入其他主扇通风区中。

(2)多井通风时，各井间的作业面不得形成风流停滞区。

(3)各主扇通风区阻力宜相等。

第 8.3.5条 下列情况下，宜采用多级机站压抽式通风系统：

(1)不能利用贯穿风流通风的进路式采矿方法的矿山，或同时作业阶段数少的矿山；

(2)通风阻力大、漏风点多或生产作业范围在平面上分布广的矿山；

(3)现有井巷可作为专用进风井巷，进风线路与运输线路干扰不大的矿山。

第 8.2.6条 采用多级机站通风系统，应符合下列要求：

(1)级站要少，用风段宜为一级，进、回风段不应超过两级。

(2)每分支的前后机站风机能力和台数应匹配一致；同一机站的风机，应为同一规格型号；机站风机台数宜

为 2~3台。

(3)风机特性曲线宜为单调下降，没有明显马鞍形。

(4)对于进路式工作面，应设管道通风。

(5)复杂的多级机站系统，应采用集中遥控。

第 8.2.7条 下列情况下，宜采用对角式风井布置：

(1)矿体走向较长，采用中央式开拓的矿山；

(2)矿体走向较短，采用侧翼开拓的矿山；

(3)矿体分布范围大、规模大的矿山。

第 8.2.8条 下列情况下，宜采用中央式风井布置：

(1)矿体走向不长或矿体两翼未探清；

(2)矿体埋藏较深，用中央式开拓的三类矿山；

(3)采用侧翼开拓而矿体另一翼不便设立风井的矿山。

第 8.2.9条 下列情况下，宜采用压人式通风：

(1)矿井回风网与地表沟通多，难以密闭维护时；

(2)回采区有大量通地表的井巷或崩落区覆盖岩层较薄、透气性强的矿山；

(3)矿岩裂隙发育的含铀矿山。

第 8.2.10条 下列情况下，宜采用抽出式通风：

(1)矿井回风网与地表沟通少，易于维护密闭时；

620

(2)矿体埋藏较深，空区易密闭或崩落覆盖层厚，透气性弱的矿山；

(3)矿石和围岩有自燃发火危险的矿山。

第 8.2.11条 下列情况下，宜采用混合式通风：

(1)需风网与地面沟通多，漏风量大而进、回风网易于密闭的矿山；

(2)经崩落区漏风易引起自燃发火的矿山；

(3)通风线路长、阻力大，采用分区通风和多井并联通风技术上不可能或不经济的矿山。

第 8.2.12条 下列情况下，宜将主扇安装在坑内：

(1)地形限制，地表有滚石、滑坡，可能危及主扇；

(2)采用压入式通风，井口密闭困难；

(3)矿井进风网或回风网漏风大，且难密闭。

第 8.2.13条 当主扇设在坑内时，应确保机房供给新鲜风流，并应有防止爆破危害及火灾烟气侵入的设施，

且能实现反风。

第 8.2.14条 井下需风量应包括回采工作面、备用工作面、掘进工作面、喷锚支护工作面、装卸矿点及需供

风的各种硐室等的风量。

第8.2.15条 采掘工作面的需风量计算，应从稀释爆破毒气所需风量和满足排尘风速所需风量中，取其大值。

第 8.2.16条 对于含铀、钍或用柴油无轨设备开采的矿山，除按本规范第 8.2.14条和 8.2.15条计算正常需风

总量外，尚应作特殊需风量的校核。

第 8.2.17条 新建矿山的内、外部漏风系统，宜符合表 8.2.17的规定。

表 8.2.17 内外部漏风系数

控制漏风难易程度 内部漏风系数 外部漏风系数

较易

一般

较难

1.05-1.15

1.10-1.20

1.15-1.25

1.10-1.20

1.15-1.25

1.20-1.30

第 8.2.18条 矿山主要进风井巷的海拔高度在 1000m以上时，应以海拔高度系数校正有关通风参数。

第 8.2.19条 矿山主要进、回风巷道，宜按经济断面设计，通风阻力较大的井巷应提高巷道周壁的光滑度或

与其他井巷并联、角联。

第 8.2.20条 通风构筑物宜设在回风网，在井风量较大的主要阶段巷道不应设置风窗，在高风压区不应设置

自动风门。

第 8.2.2l条 风门应设两道，并应坚固密封、开启灵活。

第 8.2.22条 采场进风天井顶部宜设井盖门。回风天井顶部宜设调节风窗，下部宜设井门。

第 8.2.23条 井下各主要进、回风道均应设测风站。测风站应设在直线巷道内，长度应大于 4m，断面应大

于 4m2，周壁光滑；站前、后的直线段巷道长度均应大于 l0m。

621

第 8.2.24条 下列情况下，宜采用局部通风：

(1)不能利用矿井总风压通风或风量不足的地方；

(2)需要调节风量或克服某些分支阻力的地方；

(3)不能利用贯穿风流通风的进路式工作面。

第三节 主通风装置与设施

第 8.3.1条 通风机选择，应符合下列规定：

(1)轴流式风机的工况点，应位于风机特性曲线最高点的右方，其最大风压不应超过最高点的 90％；

(2)工况点的效率，按全压计算不应低于 70％，按静压计算不应低于 60％；

(3)轴流式风机叶片安装角宜在 300 左右；

(4)排送高硫或有腐蚀性气体的风机，应采取防腐蚀措施或选用耐腐蚀风机；

(5)风机应能在较大范围内高效工作，尽量满足不同开采时期的风量和负压要求；

(6)高原地区风机特性曲线必须按高原大气条件进行换算。

第 8.3.2条 通风装置漏风系数应取 1.1~1.15。当安装风机的风井有提升装置时应取 1.2。通风装置的阻力损

失应取 150~200Pa，若装有消声器，其阻力应另外计算。

第 8.3.3条 电动机的功率，应满足风机运转期间所需的最大功率。轴流式风机的电动机功率备用系数应取

1.1~1.2，并须校核电动机的启动能力；离心式风机应取 1.2~1.3。

第 8.3.4条 通风机的电动机应选用交流异步电动机或可调速的电机，当功率较大时，亦可选用同步电动机。

对于轴流式风机选用电动机时，应考虑反转反风的需要。

第 8.3.5条 离心式风机必须设置启动闸门。

第 8.3.6条 机房布置应符合下列规定：

(1)机房面积应满足设备正常运转和维护检修的要求，并应留有存放备用电动机的地方。机房大门应满足设

备搬运的需要或预留安装孔。

(2)机房高度应满足检修安装设备起吊的要求。

(3)机房内宜设隔声的值班室。

第 8.3.7条 风道布置应符合下列要求：

(1)风道内，风速应取 10~12m/s，最大不超过 15m/s，表面应平整光滑，并减少拐弯。压人式通风的进风百

叶窗风速，应取 4~5m/s；

(2)需测量风压的风道，应有一段大于风道直径或高度 6倍的直线段；

(3)扩散器出口应布置在通风机房的主导风向下风侧；

(4)进、出风道上均应设有密封性能良好的检查门；

(5)在进、出风道上设置消声装置时，该处风道断面应适当增大。

622

第九章 充 填

第一节 一般规定

第 9.1.1条 充填骨料应采用有一定强度、不泥化、无毒无害、没有工业回收价值的物料。

第 9.1.2条 应优先利用本矿尾砂和掘进、剥离废石作充填料，采用大空场嗣后胶结充填的矿山，有条件时，

宜采用块石胶结充填。

第 9.1.3条 分层充填法用尾砂充填时，尾砂的分级界限应为 0.03mm，渗透速度不宜小于 8cm/h。当采用胶

结充填，尤其是高浓度充填时，分级界限可适当降低。

第 9.1.4条 孤立的或可与作业区严密隔离的空区处理，可采用全粒级尾砂充填。

第 9.1.5条 当建尾矿库投资过大，充填料不足，需采用磨砂的胶结充填矿山，可采用全粒级尾砂胶结充填。

第 9.1.6条 用水泥作胶结材料时，宜用低标号散装水泥。有条件的可掺用粉煤灰、生石灰等代用品。

第 9.1.7条 充填系统的能力，应根据井下各采场所需充填量及其作业周期确定。一般情况下，应大于日平

均充填量的 2倍，并能满足一次最大充填量的需要。

第 9.1.8条 充填工作，设计每班纯充填时间不宜小于 5h。胶结充填应采用连续作业。

第二节 充填料制备站

第 9.2.1条 充填料制备站应设于充填负荷中心，并应优先建在地表，条件允许时，其标高应满足向井下自

流输送的要求。

第 9.2.2条 分级尾砂胶结充填站，应采用立(卧)式砂仓、水泥仓、搅拌桶的组合方式。对物料的配比及砂

浆浓度，宜采用显示、计量和控制装置。

第 9.2.3条 小于 60mm粒级的水砂充填，应采用混合沟式注砂室。混合沟坡度不应小于 150，沟内应衬耐

磨材料，并应设格筛和沉铁窝。

第 9.2.4条 充填料制备站应设置专用水池，其容量不得小于日平均充填量的 2倍或最大一次充填需水量。

供水水压不应小于 0.15MPa，有条件时，可设高位水池。

第 9.2.5条 充填用水的 pH值不得小于 5。

第 9.2.6条 散装水泥仓应有日平均充填用量 7倍以上的容积，用自产水泥不宜小于一次最大充填需用量。

水泥仓的仓容高度与其直径(宽度)之比应为 1.5~2.5，仓容大的取大值。

第 9.2.7条 水泥仓所有孔口均应密闭，仓顶应有收尘设施。用压气输送水泥时，采用的钢管直径不应小于

75mm；在压气管前应安设贮气罐和油水分离装置。

623

第 9.2.8条 计算给料机能力时，水泥容重应取 lt/m3，计算水泥仓容量时，取 1.3t/m3，计算仓底仓壁载荷时，

取 1.6t/m3。

第 9.2.9条 尾砂水力输送充填采用的立式砂仓或卧式砂仓，宜设两个，其总仓容应为井下日平均充填量的

2倍或最大一次分层充填量，立式砂仓宜用于粒级均匀的细粒物料。

第 9.2.10条 立式砂仓的圆柱体高度应大于直径的 2倍，进砂管应在砂仓中心给料，砂仓底部的放砂管坡度

宜经计算确定。

第 9.2.11条 用电耙出料的卧式砂仓，应有溢流和滤水设施，宜用大功率箱式电耙，耙运线上应埋设钢轨；

用水枪造浆出料时，应设调节流量和浓度的料桶或搅拌桶，砂仓底应有 6％~7％的自流坡度；用抓斗出料时，砂

仓底部应有排水设施。

第 9.2.12条 水力尾砂充填用于嗣后充填采空区，且尾砂量有富余时，采矿场地可不设贮砂仓。

第 9.2.13条 制备站中胶结砂浆用的搅拌桶，其有效容积应满足 2~3min输送流量。

第 9.2.14条 块石胶结充填的砂浆和块石，宜采用跌落式混合器混料。

第 9.2.15条 立式砂仓、水泥仓和搅拌桶，应分别设置料位仪或液位仪，并应设报警信号。

第 9.216条 制备站内应设井下堵管报警信号和联系充填点的通信和声光信号系统。

第 9.2.17条 胶结充填料制备站内，应设通风除尘和排污设施。

第三节 充填料输送

第 9.3.1条 粒径小于 60mm的碎石水力充填，水砂体积比可为 1:1~3:1，最小流速宜为 4m/s。当采用 178mm

注砂管充填倍线不应大于 5，超过此值时，应作输送试验确定。

第 9.3.2条 采用小于 3mm骨料的胶结充填砂浆的重量浓度宜大于 68％，充填倍线不宜大于 5；尾矿胶结充

填砂浆的重量浓度宜大于 65％，充填倍线不宜大于 8，超过此值时，宜通过试验确定。

第 9.3.3条 似均质结构流砂浆的管道输送参数，应经试验确定，条件不具备时，也可用流变参数计算，并

参照类似矿山资料确定。

第 9.3.4条 主干充填管不应设在主、副井内，宜设在管道井、通风井、措施井等辅助井巷内，并应设备用。

当矿体埋藏浅、服务年限长时，亦可设置专用充填井。

第 9.3.5条 主干充填管的垂直段，可采用钻孔，在钻孔中应设充填套管，管壁与孔壁间宜压注纯水泥浆。

第 9.3.6条 井下水力充填管路应布置在水力坡度线以内，竖管和平管连接处以及平管的最低应设排砂阀。

第 9.3.7条 一条充填管路系统在同时间内只能向一个充填点下料，充填三通管下方向应装设开闭式闸板。

第 9.3.8条 当运输量小时，碎石混凝土充填料可使用矿车输送；运距不大，可采用电耙接力耙运；

大运量块石混凝土充填宜用胶带输送机送块料，与用管道输送的胶结砂浆在采空区上部混合下落。

624

第十章 竖井提升

第一节 一般规定

第 10.1.1条 矿石提升量小于 700t/d，井深小于 300m，宜采用一套罐笼提升。矿石提升量大于 1000t/d，井

深超过 300m，应选用箕斗提升矿石，人员、材料等用罐笼提升。矿石提升量在 700~1000t/d之间时，应根据具

体技术经济条件确定合理的提升方式。

第 10.1.2条 矿石块度大，含泥、水易粘结或提升物料超过两种时，应采用罐笼提升。

第 10.1.3条 废石提升量大于 500t／d，井深超过 300m，宜采用箕斗提升。

第 10.1.4条 同时作业超过两个阶段，罐笼提升宜采用单罐带平衡锤的提升方式。

第 10.1.5条 井深小于 300m的竖井，应优先采用单绳缠绕式提升机。井深大于 300m，当选用单绳缠绕式

提升机绳筒直径大于φ3.5m时，宜采用多绳摩擦式提升机。

第 10.1.6条 竖井提升机应满足矿山服务年限的需要。必要时，后期可采用轻金属提升容器。

第 10.1.7条 竖井主、副提升，均不得采用单钩提升方式。

第二节 提升能力计算

第 10.2.1条 提升时间和提升次数的选取，应符合下列规定：

(1)提升井下最大班人员的时间，不得超过 45min，特殊情况可取 60min。

(2)提升时间应按表 10.2.1选取。

(3)计算罐笼升降人员次数时，每班升降生产人员数，应按每班井下生产人员数的 1.5倍计算；每班提升技术

人员等其他人员数，应按井下生产人员数的 20％计算，且每班提升次数不得少于 5次。

表 10.2.1 提升时间(h/d)

箕斗提升 罐笼提升 混合井提升

一种物料 两种物料 主提升 兼作主副提升

有保护隔离设施 无保护隔离设施

箕斗罐笼

箕斗罐笼

一种物料 两种物料 一种物料 两种物料

19.5 18 18 16.5 19.5 18 16.5 18 16.5 15

(4)每班提升设备不应少于 2次。

(5)其他非固定任务的提升次数，每班不应少于 4次。

(6)每班提升材料的次数，应根据计算确定。

第 10.2.2条 矿石和废石的提升不均衡系数，箕斗提升取 1.15，罐笼提升取 1.2。

625

第 10.2.3条 最大提升速度，罐笼升降人员时，不大于 0.5 ，且不得大于 12m/s；箕斗或罐笼升降物料

时，不大于 0.6 。H为提升高度(m)。

第 10.2.4条 罐笼提升人员时，提升加、减速度不得超过 0.75m/s2。

第三节 提升容器与平衡锤

第 10.3.1条 翻转式箕斗应用于缠绕式提升系统。底卸式箕斗宜用于摩擦式提升系统。

第 10.3.2条 平衡锤重量应符合下列规定：

(1)专门升降人员的罐笼，平衡锤重量等于罐笼自重加规定乘罐人员总重量的一半；

(2)提升人员和物料的罐笼，平衡锤重量等于罐笼与矿车的自重再加矿车有效载重的一半；

(3)专门提升物料的箕斗，平衡锤重量等于箕斗自重加箕斗有效载重的一半。

第四节 钢丝绳

第 10.4.1条 提升钢丝绳的抗拉强度不得小于 1520MPa。

第 10.4.2条 单绳缠绕式提升钢丝绳，应优先选用圆股线接触顺捻钢丝绳或三角股钢丝绳。小于 2m的单绳

缠绕式提升机，也可选用普通圆股钢丝绳。在淋水大，酸、碱度高的矿井，宜选用镀锌钢丝绳。当采用钢绳罐道

时，提升钢丝绳应采用不扭转钢丝绳。温度高或有防火要求的矿山，宜采用金属绳芯的钢丝绳。

第 10.4.3条 多绳摩擦式提升的首绳，应选用镀锌三角股钢丝绳。

第 10.4.4条 多绳摩擦式提升钢丝绳的排列方式，应一半为左捻，一半为右捻，并应使钢丝绳对容器的扭力

互相抵消。

第 10.4.5条 提升钢丝绳的安全系数，应符合下列规定：

(1)单绳缠绕式提升：

①专用于升降人员的不小于 9；

②升降人员和物料用的，当升降人员时不小于 9，升降物料时不小于 7.5；

③专用于升降物料的不小于 6.5。

(2)多绳摩擦式提升：

①升降人员或升降人员和物料用的不小于 8；

②专用于升降物料的不小于 7。

第 10.4.6条 平衡尾绳应优先采用不扭转镀锌圆股钢丝绳，也可采用扁钢丝绳。尾绳的抗拉强度不得小于

1370MPa。根数应取首绳的 1/2，但不得少于 2根。

第 10.4.7条 采用圆股钢丝绳作尾绳时，在容器底部应装设可回转的尾绳悬挂装置。

第 10.4.8条 平衡尾绳下端与井底粉矿堆之间的距离不得小于 5m。在井底过卷扬距离以下应设隔离装置，

将各尾绳隔开，并应设监视尾绳扭结的保护装置。

第五节 提升机选择与布置

626

第 10.5.1条 提升机绳筒直径与提升钢丝绳直径之比应符合下列要求：

(1)单绳缠绕式提升机，安装于地面时，不小于 80；安装于井下时，不小于 60。

(2)塔式多绳摩擦式提升机，有导向轮时，不小于 100；无导向轮时，不小于 80。落地式多绳摩擦提升机，

不小于 100。

第 10.5.2条 提升机绳简直径与提升钢丝绳的钢丝直径之比应符合下列规定：

(1)地面提升机，不小于 1200；

(2)井下提升机，不小于 900。

第 10.5.3条 单绳缠绕式提升机，天轮至绳筒上的钢丝绳偏角不得超过 1030/。作双层或多层缠绕时不得超

过 1010/。钢丝绳从绳筒至天轮的弦长不得超过 55m，超过时应设托绳装置。

第 10.5.4条 升降人员或升降人员和物料的单绳缠绕式提升机，钢丝绳在绳筒上宜缠绕单层。专用于升降物

料的单绳缠绕式提升机可缠绕两层，肓井专门升降物料时可缠绕三层。多层缠绕时，绳筒轮缘应高出最外一层钢

丝绳，其高差不应小于钢丝绳直径的 2.5倍，绳筒上应刻有绳槽，两端应装设过渡块。

第 10.5.5条 多绳摩擦式提升系统，两提升容器的中心距小于主导轮直径时，应装设导向轮。主导轮上钢丝

绳的围包角应小于 2000。导向轮上钢丝绳的最小围包角，应保证运行时提升钢丝绳与导向轮接触处不产生打滑

现象。

第 10.5.6条 多绳摩擦式提升机，静防滑安全系数应大于 1.75，动防滑安全系数应大于 1.25，重载侧与空载

侧的静张力比应小于 1.5。

第 10.5.7条 摩擦式提升机衬垫的耐压力应取 2MPa，或按厂家提供的实际数据选取。钢丝绳与衬垫的摩擦

系数宜取 0.2，或按厂家提供的实际数据选取。

第 10.5.8条 提升机应有能独立操纵的工作制动和安全制动系统，安全制动和工作制动的最大动力矩不得小

于提升系统实际最大静力矩的 3倍。提升机的电控安全保护应符合安全规程的有关规定。

第 10.5.9条 提升机的驱动功率应按提升过程的等效力计算，并应按启动最大力进行过载能力校核。

对双筒提升机，还应按单独提升平衡锤或空容器进行过载能力校核。计算过载能力不应超过电机允许过载能

力的 85％~90％。

第 10.5.10条 当采用箕斗提升时，井口、井下矿仓容积，应为 2~4h提升量。

第 10.5.11条 井塔主机房距井口的高度超过 30m时，应装设电梯。

第 10.5.12条 提升机房应设置起重设施，起重量应按电动机或提升机主轴等最大件重量设计。提升机安装

在井塔上时，起重机的起吊高度，应能起吊地面与提升机层的设备。

第 10.5.13条 提升过卷扬高度，应符合下列规定：

(1)提升速度小于 3m/s时，不小于 4m；

(2)提升速度小于 6m/s时，不小于 6m；

627

(3)提升速度为 6~l0m/s，不小于提升速度值；

(4)提升速度大于 l0m/s时，不小于 l0m。

第 10.5.14条 竖井提升系统应设过卷保护装置。多绳摩擦式提升系统，在井上和井下的过卷扬段内，应装

设楔形罐道，其长度不应小于过卷扬高度的 2/3，其安装位置应使下降容器比上升容器提前进入楔形罐道，提前

距离不应小于 lm。单绳缠绕式提升系统，在井架上过卷扬段内，可设置楔形罐道和过卷挡梁或过卷托台和过卷

挡梁等保护装置。

第 10.5.15条 同一提升机房内安装两台提升机时，应各自设置隔声操作室。

第 10.5.16条 提升机安装在井塔上时，应防止井下湿气进入有机电设备的井塔各层。

第六节 井口与井底车场

第 10.6.1条 井口与井底车场形式应根据运输量，提升运输方式以及井筒与巷道的关系等因素而定，一般情

况下，运量大时应采用环形车场或折返式车场；运量小时采用折返式车场或尽头式车场；专提人员或有小量材料

废石的可采用尽头式车场。

第 10.6.2条 罐笼提升时，车场内存车线的长度，主井进车侧不小于 2列车长；出车侧不小于 1.5列车长；

副井进车侧不小 1.5列车长；出车侧不小于 1列车长。车场最低处应有排除积水的措施。

第 10.6.3条 罐笼提升时，井口和井下各阶段的井口必须装设安全门，并在进车侧线路上安设阻车器。

第 10.6.4条 罐笼与井口、井下车场的衔接，应尽量采用摇台。缠绕式提升系统中，井口和井底可使用托台。

特殊情况下，可在中间阶段设置自动托台。摇台、托台与提升机必须闭锁。罐笼出车侧的摇台安装高度应低于井

下进车侧或等于井口进车侧摇台的高度。

第七节 箕斗装卸载与粉矿回收

第 10.7.1条 箕斗提升时的粉矿撒落量，翻转式箕斗应为提升物料的 1％~3％。底卸式箕斗并使用装有活动

溜嘴的装矿装置时，应为提升物料的 0.3％~0.6％。撒落的粉矿应设置及时清理和回收的设施。

粉矿中含泥、水较多时，应设置沉淀池等排泥设施。

第 10.7.2条 箕斗装载宜采用装有计重或计容的计量装置。

第八节 钢绳罐道

第 10.8.1条 提升容器导向用的钢绳罐道，应选用密封或半密封钢丝绳。当矿石提升量小，服务年限短时，

可选用普通圆股钢丝绳。

第 10.8.2条 罐道用钢丝绳的抗拉强度不应低于 1180MPa，直径不应小于 32mm，安全系数不应低于 6。

第 10.8.3条 钢绳罐道的拉紧装置，一般情况下，罐笼提升系统宜采用井底重锤拉紧装置；箕斗得升系统宜

采用液压拉紧装置。当井深小于 200m时，可用螺旋拉紧装置。

第 10.8.4条 钢绳罐道采用重锤拉紧时，重锤重量应按每 100m钢绳拉紧力不小于 10kN计算。在井架上部

拉紧时的拉紧力尚应计入钢绳罐道的自重。每根罐道钢绳的刚性系数不应小于 500N/m。对同一容器，各罐道钢

628

绳的拉紧力应相差 5％~10％。

第 10.8.5条 当采用钢绳罐道时，竖井中提升容器之间，提升容器与井壁或罐梁之间的间隙，应符合安全规

程的有关规定。当必须采用防撞钢绳时，防撞钢绳的直径不应小于 40mm，安全系数不应小于 5。

第 10.8.6条 防撞钢绳的拉紧力应大于罐道钢绳的最大拉紧力的 5％~10％。

第 10.8.7条 采用钢绳罐道的罐笼提升系统，各中间阶段必须设稳罐装置。

629

第十一章 斜井(坡)提升

第一节 一般规定

第 11.1.1条 串车提升应用于倾角小于 250，最大不应超过 300的斜井(坡)。当倾角大于 300时，应采用箕斗

或台车提升。矿石提升量在 300t/d以上的斜井，宜采用箕斗提升。台车提升应用于倾角在 300~400，提升量小于

200t/d的斜井(坡)或专作升降设备材料之用。

第 11.1.2条 在坡度较小的斜井(坡)提升中，提升加减速度应满足自然加减速度的要求，否则应设尾部拉紧

位置。对线路坡度变化大的斜井(坡)提升，当坡度小于 100 时，应验算提升过程中钢丝绳是否会松驰。

第 11.1.3条 副斜井或串车提升的主斜井中不宜设两套提升设备。必须设两套提升设备时，若一套升降人员，

则另一套应暂停工作。

第 11.1.4条 斜井(坡)提升宜采用单绳缠绕式提升机。

第 11.1.5条 串车提升用的矿车容积宜为 0.5~0.75m3，最大不超过 2m3，箕斗提升容器的大小，应按提升量

和矿石块度确定。

第 11.1.6条 采用串车提升时，斜井(坡)中应有防止跑车的安全设施。

第 11.1.7条 倾角大于 600 的斜井，提升容器必须加设罐道。

第 11.1.8条 提升人员的斜井(坡)，当倾角超过 250 时，应采用带平衡锤的人车或采用双钩提升。

第二节 提升能力计算

第 11.2.1条 斜井(坡)最大提升速度，应符合下列规定：

(1)升降人员或用台车或矿车升降物料，斜长小于 300m时，应小于 3.5m/s；斜长大于 300m时，应小于 5m

/s。

(2)箕斗提升物料，斜长小于 300m时，应小于 5m/s；斜长大于 300m时，应小于 7m/s。

第 11.2.2条 斜井(坡)提升人员的加减速度不得大于 0.5m/s2，车辆在甩车道运行的速度不得大于 1.5m/s。

第 11.2.3条 斜井(坡)提升时间应按表 11.2.3选取。提升次数可参照竖井提升部分选取。

表 11.2.3 提升时间(h/d)

主提升副井提升或主副提升 箕斗与机车或汽车联合运输

串 车 箕斗提升

18 19.5 16.5 18

第 11.2.4条 最大班升降人员时间不应超过 60min。

630

第 11.2.5条 箕斗装卸载矿仓的有效容积应为 1~2h箕斗提升量，最小不少于 2列车的载重量，并应考虑井

下、地面生产和运输系统的要求。露天斜坡箕斗装载矿仓除与斜井提升相同外，也可采用等容矿仓或通过式漏斗

装载。

第 11.2.6条 采用串车提升，倾角小于 250 时，矿车装满系数应取 0.85；倾角在 250~300 时，矿车装满系数

应取 0.8。确定串车组成的矿车数时，除考虑车场和提升设备的能力外，还必须校核矿车联接装置的强度。

第三节 斜井(坡)与车场连接

第 11.3.1条 单钩串车提升的地面车场，应根据地形和地面运输系统综合确定，条件适合时，宜用甩车道。

底部车场宜采用平车场，有困难时，可用甩车道。

第 11.3.2条 主提升及升降人员的主副提升的斜井(坡)线路上，使用的道岔不宜小于 1/5号。不升降人员的

副提升的斜井(坡)线路，可选用 1/4号道岔。

第 11.3.3条 一次提升的矿车数量较多或矿车容积较大，应采用电机车或推车机送车和调车。矿车摘钩后，

宜采用自溜方式溜至停车线。

第 11.3.4条 当地面为平车场时，串车提升的分车道岔宜设于斜井(坡)口的斜坡内，道岔处的倾角应为 60

~80。

第 11.3.5条 下部车场的摘钩处应设双侧人行道。

第 11.3.6条 斜井(坡)与车场连接的竖曲线半径，应大于小通过车辆轴距的 15倍，并必须满足长材料和电

机车通过。

第 11.3.7条 当提升量较大时，串车提升的甩车道应通过水平曲线和竖曲线与斜井(坡)相连。提升量不大，

且倾角大于 200 时，中间阶段亦可采用吊桥连接方式。

第 11.3.8条 地面平车场，应设阻车器或挡车栏。下部平车场均设避车硐室。

第 11.3.9条 斜井(坡)倾角大小 100 时，轨道敷设应采用防滑措施。

第四节 提升机选择与布置

第 11.4.1条 提升机的绳筒、天轮或托轮的最小直径与钢丝绳直径之比，应符合下列规定：

(1)绳筒和天轮直径与钢丝绳直径之比，提升机安装在地面时，不小于 80；安装在井下时，不小于 60。与提

升钢丝绳的钢丝直径之比，提升机安装在地面时不小于 1200；安装在井下时，不小于 900。

(2)游轮或导轮直径与钢丝绳直径之比，包角在 350~600 时，不小于 60；150~350时，不小于 40；100~150 时，

不小于 20。

(3)托辊直径不应小于钢丝绳直径的 8倍。

第 11.4.2条 升降人员和物料的斜井(坡)，倾角大于 450 时，钢丝绳在绳筒上允许缠绕层数应与竖井相同；

倾角小于 450 时，允许缠绕两层；倾角小于 300，斜长超过 600m时，允许缠绕三层。专门提升物料的斜井(坡)，

允许缠绕三层。钢丝绳在绳筒上作多层缠绕时，绳筒轮缘应高出最外一层钢丝绳，其高差不应小于钢丝绳直径的

631

2.5倍，绳筒上应刻有绳槽，两端应设过渡块。

第 11.4.3条 提长机房距斜井(坡)口的距离，应根据不同提升方式分别满足爬行、卸载、换车和摘钩的需要。

第 11.4.4条 过卷扬距离应不小于安全制动时制动闸空行程和施闸时间内提升容器所运行距离之和的 1.5

倍。

第 11.4.5条 斜井(坡)提升应选用 6×7圆股钢线绳 6×(19)线接触钢丝绳或三角股钢丝绳。其抗拉强度均不应

小于 1520Mpa。串车提升用钢丝绳的直径应为 11~34mm，并应选用交捻钢丝绳。箕斗或台车提升宜用顺捻

钢丝绳。

第 11.4.6条 钢丝绳安全系数应符合下列要求：

(1)专用于升降人员的不小于 9。

(2)升降人员和物料的，升降人员时，不小于 9；升降物料时，不小于 7.5。

(3)专用升降物料的不小于 6.5。

632

第十二章 坑内运输

第一节 机车运输

第 12.1.1条 坑内机车运输宜采用架线式电机车。在阶段开拓或某些断面小、运距短的地方，可采用蓄电池

机车或低污染的内燃机车。

第 12.1.2条 架线式电机车的额定电压应采用 250V，当运量大、运距长时，可采用 550V。

第 12.1.3条 矿车型式的选择，应符合下列要求：

(1)全矿宜选用 1~2种车型；

(2)废石运输宜选用翻斗式矿车。阶段的矿石最大运输量小于 300t/d的矿山，可与废石运输采用同一车型；

300~1500t/d宜采用侧卸式或固定式矿车；超过 1500t/d时，应优先采用侧底卸式或固定式矿车。

(3)矿石中含粉矿、泥、水量大的矿山和贵重金属矿山，不宜采用侧卸式矿车。对粘结性大的矿石，当采用

固定式矿车时，应考虑矿车清底措施。

第 12.1.4条 矿山阶段运输与电机车重量、矿车容积、轨距、轨型的关系，应符合表 12.1.4的规定。

表 12.1.4 阶段运输量与电机车重量、矿车容积、轨距、轨型的关系

阶段运输(万 t/d) 电机车重量(t) 矿车容积(m3) 轨距(mm) 轨型(kg/m)

<8 1.5-3 0.5、0.7 600 9、12

8-15 1.5-7 0.7、1.2 600 12、15

15-30 3-7 0.7、2 600 15、22

30-60 6-10 1.2、2 600 22、30

60-100 10、14 2、4 600、762 22、30

100-20 10、14双机 4、6 762、900 30、33

>200 14、20双机 6、10 762、900 33-43

第 12.1.5条 电机车牵引能力应按机车启动条件计算，并应按发热和制动条件进行校核。

第 12.1.6条 机车备用台数，按工作机车台数的 20％~25％选取，但不应少于 1台，双机车牵引时不少于 2

台。

第 12.1.7条 矿车备用辆数为使用矿车数的 20％~30％，双机牵引侧底卸式矿车时，不少于一列车；材料车、

平板车的数可分别取矿车总数的 10％和 3％，平板车数量不应超过 10辆。材料车如计算的数量太少，可根据实

633

际需要确定。

第 12.1.8条 从井底车场到工作地点的距离超过 1500m时，人员上下班宜采用人车运输。人车的备用数量

按工作人车数的 10％计算但不得少于 1辆。

第 12.1.9条 机车运输列车的制动距离，运送人员时不得超过 20m，运输物料时不得超过 40m；14t 以上机

车或双机牵引时，不得超过 80m。

第 12.1.10条 井下运输线路宜按重车下坡 3‰~5‰的坡度设计，且需与水沟的排水方向一致。

第 12.1.11条 运输线路曲线半径，当列车运行速度大小 3.5m/s时，不应小于轴距的 15倍；运行速度大于

1.5m／s时，不应小于轴距的 10倍；运行速度小于 1.5m/s、弯道转角小于 900 时，不应小于轴距的 7倍；弯道转

角大于 900 时，不应小于轴距的 10倍。

第 12.1.12条 运输线路的通过能力，应按运行图表计算，并应有 30％的储备能力。当同一线路上同时工作

的机车台数多于 3台时，应采用双线或环行运输，并应设置可靠的信号集中闭锁装置。

第二节 带式输送机运输

第 12.2.1条 带式输送机运输物料的最大倾角，向上运输时应小于 150；向下运输时应小于 120。

第 12.2.2条 带式输送机运输物料的最大块度，不宜大于 350mm。

第 12.2.3条 带式输送机的年工作时间宜为 4200~5850h，两班工作制，输送环节多时取小值；三班工作制，

输送环节少并有贮仓时取大值。

第 12.2.4条 输送机的最小带宽应大于物料最大块度的 2倍加 200mm。当物料大块率超过 50％时，带宽还

应适当加宽。

第 12.2.5条 带式输送机的速度宜按设备制造厂提供的数据并结合具体技术条件确定。

第 12.2.6条 胶带的拉紧方式应按张力大小和配置条件而定。对于长度大于 80m，功率小于 60kW的带式输

送机，应采用重力拉紧方式或螺旋拉紧方式。大型带式输送机应采用绞车拉紧方式。

第 12.2.7条 钢绳芯带式输送机的驱动滚筒直径不应小于钢丝绳直径的 150倍，不应小于钢丝直径的 1000

倍，且最小直径不得小于 400mm。滚筒与胶带表面的比压力不应超过 1MPa。

第 12.2.8条 带式输送机宜采用单滚筒驱动，功率大需要采用双滚筒驱动时，应按等驱动功率单元法分配功

率，配比宜取 n=2:1。

第 12.2.9条 带式输送机的胶带安全系数，按静载荷计算时，不应小于 8；按启动和制动时的动载荷计算时，

不应小于 3；或按制造厂家所提供的安全系数选取。胶带接头的强度不应小于胶带强度的 0.8倍。

第 12.2.10条 带式输送机启动和制动时的加、减速度，水平输送时取 0.1~0.3m／s2，运距长时取小值，反

之取大值；向上输送时取 0.1~0.3m／s2，倾角大时取小值，反之取大值；向下输送时，加速度取 0.1~0.2m/s2，减

速度取 0.1~0.3m/s2。

第 12.2.11条 带式输送机与装、卸料设施间，应设联锁保护和信号装置。不应在输送机的曲线段上和垂直

634

拉紧装置的上方设置装料点或卸料点。

第 12.2.12条 带式输送机应设有防止胶带跑偏、撕裂、过载、超速、逆转和打滑等保护装置，还应装设在

全线路都能操纵的紧急停车装置。

第 12.2.13条 在井下采用带式输送机时，输送机一侧应设检修道。在斜井中如需利用检修道作辅助提升时，

应在两者间设置安全隔挡。

第三节 无轨车辆运输

第 12.3.1条 选用柴油铲运机，应符合规划下列要求：

(1)运距小于 300m；

(2)用于采场出矿，优于其他装运方式时；

(3)用于点多分散或标高不一的平底装矿；

(4)在平巷或斜坡道掘进中配合其他设备，能加快掘进速度时。

第 12.3.2条 选用地下矿用自卸卡车运矿，应符合下列要求：

(1)运距不大于 4km；

(2)边远或深部新增储量的出矿，或在深部延深工程建成前的临时出矿；

(3)与其他运输方式相比，能简化运输环节时。

第 12.2.3条 电动铲运机宜用于转弯少、运距小于 l00m的采场出矿。

第 12.3.4条 采用无轨运输的矿山，在坑内必须设有完善的设备保养和预防维修设施，并配有熟练技工；在

地面应设有相应的故障修理和部件修复的机修设施。

第 12.3.5条 无轨设备卸载坑前，必须设有路挡。

第 12.3.6条 铲运机作业参数，宜符合下列要求：

(1)掉头时间为 2~3min。

(2)运行速度，碎石路面或未铺设路面时，为 6~8km/h；混凝土路面或沥青路面时，为 8~12km/h。

(3)装满系数应为 0.8堆装容积。

(4)每班纯运行时间为 3~5h，供、卸矿条件好的取大值。

(5)年工作班次为 500~600班。

第 12.3.7条 矿用自卸卡车作业参数，宜符合下列要求：

(1)装、卸载及调车时间为 3~8min，可按装车方式选取。

(2)路面坡度为 10％时，重车上坡运行速度为 6~8km/h；空车下坡运行速度为 8~12km/h。

(3)水平路面运行速度为 12~20km/h。

(4)装满系数为 0.8~0.85堆装容积。

(5)三班作业，每班纯运行时间为 4.5~6h。

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第十三章 坑内破碎站

第一节 一般规定

第 13.1.1条 当采用箕斗提升或带式输送机运输，矿石块度不能满足要求，服务年限在 10年以上和年产量

大于 30万 t时，应设置井下破碎站。

第 13.12条 破碎站位置宜布置在靠近提升井筒的稳固岩层中，应有两个通道。其一为大件运输道。

大件运输通道的一端应与大件提升井相连，另一端直接通往破碎硐室的检修场地。副井与破碎硐室之间应有

人行道相通。

第 13.1.3条 破碎站上部矿仓容积应大于 2列车矿石量或 1h破碎量，下部矿仓容积不应小于 4h提升量。当

规模大于 5000t/d时，可为 2h提升量。当采用斜井或平硐溜井开拓，破碎机下部用带式输送机直接运出地表时，

可只设缓冲矿仓，其容积为 0.5~1h运量。

第 13.1.4条 井下破碎站，应有完善的通风除尘设施。破碎硐室需风量可按每小时换气 4~6次计。

污风应经净化处理或引入回风道。对产生粉尘的给、排矿口，应采取除尘措施，除尘净化设备应布置在回风

道一侧。

第二节 设备选择

第 13.2.1条 年产量小于 150万 t的矿山，应选用颚式破碎机；大于 200万 t 时，宜选用旋回破碎机。

第 13.2.2条 破碎机前应优先采用振动给矿机。当采用重型板式给矿机时，其链板宽度不应小于矿石最大块

度的 2倍加 200mm，并应与溜井口宽度相适应。

第 13.2.3条 各种破碎机所需起重设备的起重能力应符合表第 13.2.3的规定。

表 13.2.3 起重设备的起重能力表

破碎机 电动桥式起重机

型式 规格(mm) 型式 起重量(t)

颚式

600×900

900×1200

1200×1500

1500×2100

单钩

双钩

双钩

双钩

10

15/3

30/5

50/10

旋回φ900

φ1200

双钩

双钩

50/10

75/20

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第三节 硐室布置

第 13.3.1条 对于单溜井单机破碎系统，破碎硐室应按端部给矿的形式配置，双溜井双机的破碎系统，应按

两端分别向破碎机给矿形式配置。当一台破碎机需要破碎两种以上矿石时，应按单机两侧给矿的形式布置。当上

部矿仓(溜井)的深度较大，泥水较多时，应在矿仓底部加设控制闸门。

第 13.3.2条 破碎硐室的大小和通道宽度，应能满足设备安装、搬运和维护检修的要求。检修场地面积应满

足备件存放和大修时拆卸部件堆放和操作的需要，各种破碎机检修面积，可按表 13.3.2选取。

表 13.3.2 破碎机检修面积

破 碎 机 检修面积

型式 规格(mm) (m2)

颚式

600×900

900×1200

1200×1500

1500×2100

50

60

100

130

旋回φ900

φ1200

150

170

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第十四章 矿山压气设施

第一节 一般规定

第 14.1.1条 矿山空压机站宜集中设于地表。站址选择应符合下列要求：

(1)靠近负荷中心，供电、供水条件好，运搬方便。

(2)站区空气新鲜，附近无可燃性、腐蚀性和有毒气体；距废石场、烟囱、排风井等场地的最小距离不应小

于 150m，并应位于上述场地全年风向最小风频的下风侧。

(3)站房工程地质条件较好。

第 14.1.2条 必要时空压机站可设于井下，但单台空压机排气量不宜大于 20m3/min，空压机数量不宜超过 3

台，贮气罐与空压机应分别设置在两个硐室内。硐室应具备围岩稳固、设备运搬方便，空气新鲜流畅等条件。

第 14.1.3条 空压机噪声对周围环境有影响时，在空压机吸气管道上，应安设消声器或进气消声室，当机房

内噪声值大于 85db(A)时，应设隔声值班室。

第二节 设备选择

第 14.2.1条 矿山空压机站应选用固定式空气压缩机。用气点比较分散的三类矿山，或经常移动的露天矿，

可选用移动式空气压缩机。

第 14.2.2条 全矿总供气量应按使用的气动设备计算，并应考虑设备同时工作系数、管网漏气系数、设备磨

损系数以及吸气管路上的过滤器、消声器、减荷阀等附件的阻力引起空压机生产能力下降的系数。

当空压机站海拔高度超过 200m时，应计入高原修正系数。

第 14.2.3条 空压机站内的空压机台数宜为 3~6台。备用量应大于计算供气量的 20％，但不应少于 1台。

移动式空压机备用量不应小于计算供气量的 30％，亦不应少于 1台。

第 14.2.4条 单机排气量超过 20m3/min，总装机容量超过 60m3/min时，机房内宜装设检修用的单梁起重机，

并可按表 14.2.4选择。

表 14.2.4 空压机站单梁起重机表

空压机排气最(m3/min) 20 40 60 100

超重机

规格(t) 2 3 3 5

轨面高度(m) 4.5 5 55.6(2D12型)

7(7L-100/8型)

第三节 站房配置

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第 14.3.1条 站房内空压机宜单排布置，通道宽度应满足生产操作和维护检修的需要。

第 14.3.2条 设备基础应与建筑物分开，进、排气管不应与建筑物相联，且不宜布置在站房的同一侧。

第 14.3.3条 贮气罐应布置在室外荫凉一面，与机房外墙的净距不应小于 3m。

第 14.3.4条 空压机应就地检修，当站房内设专用的检修场地时，其检修面积不应大于一台最大机组安装所

需的面积。

第 14.3.5条 在炎热地区，站房内应加强通风，应加强设备冷却，降低室温。在严寒地区，站房内的设备，

管道，应有防寒设施。

第 14.3.6条 活塞式空压机与贮气罐之间，应装止回阀。并应在空压机与止回阀间的排气管路上装设放气管

和放气阀。

第 14.3.7条 空压机吸气管路长度，不宜超过 10rn。

第四节 空压机冷却用水

第 14.4.1条 空压机所需的冷却水量，可按产品样本中规定的指标计算，或按下列耗水指标计算：

空压机的排气量小于或等于 10m3/min时，耗水量应取 4.5~5l/m3；排气量大于 10m3/min时，耗水量取 3.5

~4.5l/m3；有后冷却器时，主机和后冷却器总的耗水量取 5.8~8l/m3。

第 14.4.2条 冷却水水质应符合下列要求：

(1)悬浮物含量不超过 100mg/l；

(2)pH值应为 6.5~9.5；

(3)水的碳酸盐硬度与排水温度的关系见表 14.4.2。

表 14.4.2 碳酸盐硬度与排水温度关系

碳酸盐硬度(mgN/1) ≤5 6 7 10

排水温度(0C) 45 40 35 30

第 14.4.3条 在缺水或水质差的地区，应采用循环式供水，反之，可采用直流式供水，也可利用井下排出水

直流供水。当采用循环式供水时，所需新水补给量应为冷却水量的 5％~10％。

第 14.4.4条 活塞式空压机冷却水入口处的给水压力，不应大于 0.2MPa。

第 14.4.5条 冷却水进水温度不应超过 30℃，出水温度不超过 40℃，进、出水温度差应为 5~10℃，最多不

应超过 15℃。

第 14.4.6条 水流速度在主要进水管中应取 1.2~1.5m/s；在主排水管中应取 0.8~lm/s。空压机排水管，必须

装设回水漏斗或断流报警器。

第五节 压缩空气管网

第 14.5.1条 空压机站至最远用气点的压力降，不应超过 0.1MPa。

第 14.5.2条 压缩空气管道应采用无缝钢管或焊接钢管，管中气体流速应取 6~10m/s。管道的连接，宜采用

焊接。焊接管段的长度视安装检修方便而定。

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第 14.5.3条 在温度变化较大的主压缩空气管上，每隔 500~600m应装设油水分离器，支管上应设置油水清

除装置。

第 14.5.4条 在寒冷地区，室外管道应设有防冻措施。在温差变化较大的地区，地表管道应采取适当的热膨

胀补偿措施。

第十五章 矿山排水与排泥

第一节 一般规定

第 15.1.1条 水泵房宜设在井筒附近，并应与井下主变电所联合布置。井底主要泵房的通道不应少于两个，

其中一个通往井底车场，通道断面应能满足泵房内最大设备的运搬，出口处应装设密闭防水门；

另一个应用斜巷与井筒连通，斜巷上口应高出泵房地面 7m以上，泵房地面应高出井底车场轨面 0.5m。

第 15.1.2条 水泵宜顺轴向单列布置；当水泵台数超过 6台，泵房围岩条件较好时，也可采用双排布置。

第 15.1.3条 水泵电动机容量超过 100kW时，泵房内应设起重梁或手动单梁起重机，并应铺设轨道与井底

车场连通。

第 15.1.4条 水泵机组之间的净距离应取 1.5~2m，并应能顺利抽出水泵主轴和电动机转子。基础边缘距墙

壁的净距离，吸水井侧宜为 0.8~1m；另一侧宜为 1.5~2m。

第 15.1.5条 泵房地面应向吸水井或排污井有 3‰的排水坡度。潜没式泵房内应设排污井和排污泵，并考虑

泵房内的排水管破裂时的事故排水。

第 15.1.6条 水仓应由两条独立的巷道组成，涌水量较大、水中含泥量多的矿井，可设置多条水仓。

每条水仓的断面和长度，应能满足最小泥砂颗粒在进入吸水井前达到沉淀的要求。多条水仓组成 2~3组，每

组应能独立工作。每条(组)水仓容积应能容纳 2~4h正常涌水量。井下主要水仓的总容积应能容纳 6~8h正常涌水

量。

第二节 井下排水设备

第 15.2.1条 井下主要排水设备必须由工作、备用和检修水泵组成。其中工作水泵的能力，应能在 20h内排

出矿井24h包括充填水及其他用水等的正常涌水量。备用和检修水泵各不得少于一台。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。

第 15.2.2条 水泵选择应根据流量、扬程和水质情况，优先选用水平中开式多级泵。当涌水量较小或水平中

开式多级泵的扬程不能满足要求时，可选用普通多级泵。

第 15.2.3条 对于 pH值小于 5的酸性水，可进行酸性水处理或选择性能良好的耐酸泵。

第 15.2.4条 确定水泵扬程时，应计入水管断面淤积后的阻力损失。对于较混浊的水，应按计算管路损失的

1.7倍选取。对于清水，可按计算管路损失选取。水泵吸入扬程应按水泵安装地点的大气压力和温度进行验算。

第三节 井下排水管路

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第 15.3.1条 井筒内应装设两条排水管，其中一条工作，一条备用。排水管全部投入工作时，应能在 20h

内排出 24h的最大涌水量。

第 15.3.2条 排水管应选用无缝钢管或焊接钢管。管壁厚度应根据压力大小来选择。

第 15.3.3条 在竖井中，管道应敷设在管道间内，并应按法兰尺寸留有检修及更换管子的空间。

第 15.3.4条 在管子斜道与竖井相联的拐弯处，排水管应设支承弯管。竖井中的排水管长度超过 200m时，

每隔 150~200m应加支承直管。

第 15.3.5条 对于 pH值小于 5的酸性水，应采取在排水管道内衬塑料管、涂衬水泥浆或其他防腐涂料等防

酸措施，也可采用耐酸材料制成的管道。

第 15.3.6条 管道沿斜井敷设，管径小于 200mm时，可用支架固定于巷道壁上。当架设在人行道一侧时，

净空高度不应小于 1.8m；管径大于 200mm时，宜安装在巷道底板专用的管墩上。

第 15.3.7条 每台水泵应能分别向两条或两条以上排水管输水。排水管道最低点至泵房地面净空高度不应小

于 1.8m，并应在管道最低点设放水阀。

第四节 井底水窝排水

第 15.4.1条 井底水窝应有两套排水装置，一套工作，一套备用。当涌水量很少时亦可采用压气排泥罐排水。

第 15.4.2条 竖井井底水窝最高水面距托罐梁、楔形罐道井底清理平台或钢绳罐道拉紧重锤的距离不应小于

1.5m；距尾绳环最低点的距离不应小于 5m。井底水窝最高水面距井底的深度不应小于 5m。

第 15.4.3条 井底水窝排水宜采用自动控制，亦可根据水位信号在井底车场处人工控制。

第五节 井下排泥

第 15.5.1条 非充填法开采的矿山，可设沉淀与贮水合一的水仓，充填法开采的矿山，充填量大、泥浆比重

轻不易沉淀时，在水仓前应设专用的主沉淀池。有条件时还可设采区沉淀池。

第 15.5.2条 充填法开采的矿山，水仓和专用主沉淀池的排泥工作，应采用机械化清理。

第 15.5.3条 泥砂清理与排泥，可采用下列方式：

(1)泥砂清理量少，泥砂密度小，可采用喷射泵清仓排泥，水压不应小于 1.5MPa。

(2)泥砂清理量在 1000m3/a以上，服务年限长的矿井，宜采用压气罐与密闭泥库或压气罐与 u形管联合排泥。

(3)开采深度浅，泥砂质软，可采用新型高效碴浆泵串联排泥。串联排泥时，泵的机械强度，均应能承受最

后一段的压力要求。

第 15.5.4条 采用高压水排泥的水泵扬程计算，泥浆水密度可取 1150~1300kg/m3，密闭泥库压力损失可取

0.10~0.15MP。

第六节 露天矿排水

第 15.6.1条 露天矿应尽量采用自流排水。无自流条件，涌水量不大，宜采用露天坑内集中排水，涌水量很

大时，宜采用露天坑内分段排水，或采用井巷排水。

641

第 15.6.2条 暴雨量较小的地区，在同一阶段上应选用同一规格的水泵；暴雨量很大的地区，亦可选用两种

不同规格的水泵。

第 15.6.3条 大型露天矿确定排水能力时，应进行贮排平衡计算。在暴雨期间，采用露天排水时，坑底淹没

时间应小于 7d，采用井巷排水方式时应小于 5d，其淹没高度均不得超过两个阶段。

第 15.6.4条 正常工作的水泵能力，应能在 20h内排出露天坑内 24h正常降雨径流量与地下涌水量之和，备

用和检修水泵的能力不应小于正常工作水泵能力的 50％。所有水泵全部开动，应能在设计预定淹没深度下，在

允许的时间内排除坑内暴雨时的涌水量。

第 15.6.5条 移动泵站水泵的扬程，不宜超过 l00m。

第 15.6.6条 露天排水泵站的阶段水池或底部水池的最小容积，应能容纳 0.5h以上的水泵排水量。

第 15.6.7条 露天排水管不得少于两条，其中一条检修时，另一条应能够满足正常排水的要求；全部排水管

投入工作时，应能满足排出暴雨时最大排水量的要求。

第 15.6.8条 管路埋设时，非冰冻地区管顶埋深不应小于 0.7m；冰冻地区应埋在冻土层以下，当埋深超过

lm时，应采用其他防冻措施。管路坡度大于 150 时，管道下面应设挡墩支承。当排水管路很长，且沿地形起伏

敷设时，在管路最高点应设排气阀，最低点应设泄水阀。

第 15.6.9条 水位变化幅度为 10~35m，水位变化速度不大于 2m/h的一、二类露天矿，宜采用浮船泵站。

642

附录 本规范用词说明

为了正确执行本规范的条文，对表示严格程度的用词作如下说明，以便执行过程中按不同要求区别对待。

一、表示很严格，非这样做不可的用词；

正面词采用“必须”；

反面词采用“严禁”。

二、表示严格，在正常情况下都应这样做的用词；

正面词采用“应”；

反面词采用“不应”或“不得”。

三、表示允许稍有选择，但在条件许可时首先应这样做的用词；

正面词采用“宜”或“可”；

反面词采用“不宜”。

643

中国有色金属工业总公司标准

有色金属矿山井巷

工程设计规范YSJ 02l 一 92

(试行)

644

1993 北京

关于颁发《有色金属矿山井巷工程设计规范》

(试行)的通知

(93)有色投字第 0484 号

由北京有色冶金设计研究总院主编、昆明有色冶金设计研究院参与的《有色金属矿山井巷工程设计规范》，

经审查，现颁发给你们，作为中国有色工业总公司标准(YSJ021—93)，自 1993年 10月 1日起试行。各单位在执

行中要注意总结经验，积累资料，如有意见和建议，请与中国有色金属工业总公司工程建设标准规范管理处联系。

中国有色金属工业总公司

1993年 6月 28日

编 制 说 明本规划是根据 1988年 5月中国有色金属工业总公司(88)中色基设字第 36号《关于下达标准、规范、定额、

指标和业务建设计划的通知》要求编制的。

本规划编制过程中，编制组在总结国内多年实践经验，并在吸取国外有益经验的基础上，进一步调查研究，

收集资料，先后提出了征求意见稿。初稿和送审稿，经广泛征求意见，反复讨论修改，最后通过审查定稿。

本规划共分 10章 50节 354条，其主要内容包括：总则，基本规定，竖井，斜井，平巷与平硐，溜井，溜槽

装卸矿硐室，地下破碎系统，硐室，锚矸喷射混凝土支护，地下动力设备基础。

645

《有色金属矿山井巷工程设计规范》编制组

1993年 6月

目 录第一章 总则

第二章 基本规定

第一节 基础资料

第二节 岩石力学工作

第三节 井巷工程布置与支护原则

第三章 竖井

第一节一般规定

第二节 断面设计

第三节 井筒装备

第四节 井颈与井筒支护

第五节 井筒底部结构与井底水窝

第六节 箕斗矿仓、装矿硐室及粉矿回收

第七节 盲竖井

第八节 风井

第九节 电梯井、设备井及管缆井

第十节 竖井延深

第四章 斜井

第一节一般规定

第二节 井筒设施

第三节 井颈

第四节 井筒

第五节 无轨斜坡道

第五章 平巷与平硐

第一节 一般规定

第二节 断面设计

第三节 支护

646

第四节 硐口及硐门

第五节 水沟

第六节 平巷交岔点

第七节 井底车场

第六章 溜井、溜槽与装卸矿硐室

第一节 溜井、溜槽结构与加固

第二节 卸矿硐室

第三节 装矿硐室

第四节 安全设施

第七章 地下破碎系统

第一节 一般规定

第二节 破碎系统平面及竖向布置

第三节 破碎系统硐室

第八章 硐室

第一节 一般规定

第二节 水泵硐室

第三节 中央变电硐室

第四节 水仓

第五节 井下爆破器材库及炸药发放硐室

第六节 通风机硐室

第七节 电机车修理硐室及充电硐室

第八节 无轨设备中央维修硐室

第九节 防水闸门硐室

第十节 其他硐室

第九章 锚杆喷射混凝土支护

第一节 一般规定

第二节 锚杆支护

第三节 喷射混凝土支护

第十章 地下动力设备基础

第一节 一般规定

第二节 破碎机基础

647

第三节 板式给矿机基础

第四节 提升机基础

第五节 岩石锚杆基础

附录一 应力与位移的监测方法

附录二 岩体分类

第一章 总则第 1.0.1条 为统一有色金属矿山井巷工程设计技术要求，推动技术进步，提高设计质量，特制定本规范。

第 1.0.2条 本规范适用于新建一、二类有色金属矿山井巷工程设计，三类矿山和改扩建矿山设计可参照执

行。

第 1.0.3条 有色金属矿山井巷工程设计，应从技术方案、材料选用及结构设计等方面，做到技术先进、经

济合理、安全适用。

第 1.0.4条 有色金属矿山井巷工程设计必须坚持安全第一、预防为主的方针，认真贯彻执行《矿山安全法》、

《矿山安全条例》、《矿山安全监察条例》、《冶金地下矿山安全规程》、《有色金属矿山生产技术规程》等国家现行

的有关法规。

第 1.0.5条 有色金属矿山井巷工程设计，除应执行本规范外，尚应符合国家现行有关标准规范的规定。

648

第二章 基本规定

第一节 基础资料

第 2.1.1条 井巷工程应根据矿区地质变化规律和生产工艺要求进行设计，对竖井、斜井和其他重要工程

设计，尚应取得工程地质和水文地质验证资料。

第 2.1.2条 竖井、斜井施工图设计必须有工程地质检查钻孔资料，对于已有勘察资料表明，地质条件简

单和不通过含水冲积层的井筒，符合下列条件之一者，可不打工程地质钻孔。

(1)在竖井井筒周围 25m范围内有勘察钻孔，并有符合检查钻孔要求的工程地质和水文地质资料；

(2)矿区已有生产矿井，掌握新设计井筒通过的岩层物理性质、水文地质及其变化规律，并经主管部门确

认。

第 2.1.3条 工程地质检查钻孔布置及数量，应符合下列要求：

(1)竖井：

①水文地质条件简单时，可在井筒中心或距井筒中心 10~25m范围内布置一个检查钻孔；水文地质条件复

杂时，检查钻孔的位置和数量应依据具体条件而定；

②两条竖井相距不大于 50m时，可在两井筒间打工程钻孔；

③专为探测溶洞或施工特殊要求的检查钻孔，可布置在井筒圆周范围内；

④在任何情况下，检查钻孔不应布置地井底车场巷道的上方。

(2)斜井：

①检查钻孔应沿斜井轴线方向布置，其数量不应少于三个：一个在井口，附近一个在井筒中部；另一个在

井底平巷连接处附近。

②距离不大于 50m的两条平行斜井，钻孔应布置在两条井中间的平行线上；当只有一条斜井时，钻孔应布

置在距井中心线 10~20m的平行线上。

第 2.1.4条 工程地质检查钻孔的技术要求，应符合下列规定：

(1)钻孔深度应大于设计井深(斜井底板以下)3~5m；终孔直径不宜小于 91mm，采用金刚石钻机进时，其终

孔直径不得小于 70mm。

(2)检查钻孔偏斜率应控制在 1.5％以内。

(3)工程地质检查钻孔应采用全孔取芯，其岩芯采取率：在冲积层与岩层中不宜小于 75％；在破碎带及软

649

弱夹层中不宜小于 60％。

第 2.1.5条 工程地质检查钻孔应提供下列工程地质和水文地质资料：

(1)有关岩石力学和地表建筑物设计的技术参数；

(2)对主要含水层提出岩层的渗透系数、涌水量及水质分析等水文资料。

(3)岩芯 RQD值的质量指标；

(4)检查钻孔地质柱状图；

(5)垂直深度超过 600m的井筒，应提供地温、地应力变化及岩爆资料。

第二节 岩石力学工作

第 2.2.1条 在地质条件复杂的重要工程中，应做岩石力学工作。在各设计阶段中，岩石力学的工作深度

应符合下列要求：

(1)可行性研究阶段，应配合地质勘察工作，对工程作出岩石力学的可行性论证；

(2)初步设计阶段，通过实地测绘和岩体稳定性分析、评价，为井巷设计提供依据，必要时应进行补充勘察

工作；

(3)施工图设计阶段，应提出合理的岩石力学参数及支护型式；

(4)在基建期间，岩石力学工作应着重记录和量测巷道开挖后的失稳及其地压显现规律。

第 2.2.2条 初步设计阶段，根据钻孔岩芯质量指标 RQD值，宜按表 2.2.2进行岩体质量分级。

表 2.2.2 岩体质量分级

PQD值（%） 岩体质量分级

90-100

75-90

50-75

25-50

<25

极 好

好 的

中等的

差 的

极差的

第 2.2.3条 井巷工程设计所需的岩石基本参数应有抗压、抗拉、抗剪等极限强度和弹性模量、泊松比、

内聚力、内摩擦角等参数。

第 2.2.4条 根据地质构造，应对井巷工程设计提供优势节理组合及其围岩破坏模式。

第 2.2.5条 原岩应力宜采用钻孔应力解除法进行实地量测。量测地点应布置在受量测工程的附近，避开

应力崎变区和干扰源。量测深度宜为巷道掘进半径的 3~5倍，并应穿过巷道松动圈。

第 2.2.6条原岩应力场中的垂直应力应等于自重应力；最大水平应力与垂直应力之比可取 1~2；两个水平应

力之比可取 0.3~0.8。

第 2.2.7条 井巷工程开挖后的围岩松动圈，中等稳定岩体可取巷道掘进半径的 2~3倍；不稳定岩体可取

巷道掘进半径的 4~8倍。

第 2.2.8条 井巷地压可按下列公式计算

650

(1)钻孔应布置在变形地压：

P1=（C ctgΦ+P0）（1-sinΦ） ( )-C ctgΦ

式中 P1——围岩与支护相互作用下的压力值(MPa)；

P0——原岩应力(MPa)；

r0——巷道的掘进半径(mm)；

R——塑性区半径(mm)；

C——岩体内聚力(MPa)；

φ——岩体内摩擦角(0)。

(2)松动地压：

q=10-3∑rihitg2( - ) (2.2.8-2)

式中 q——松动地压(MPa)；

ri——各岩层重力密度(kN/m3)；

hi——各岩层厚度(m)；

φ/——计算处的岩层内摩擦角(0)。

第 2.2.9条 用于工程稳定性计算的岩体强度，应根据岩石的试验指标，按下列公式或系数进行折减：

(1)C值折减法：

①在中等以下的坚硬沉积岩层中，用φucenko的 C值折减公式：

Cm= (2.2.9-1)

式中 Cm——折减后的岩体内聚力(MPa)；

Ck——岩石试验的内聚力(MPa)；

H——岩体破坏高度系指工程至地表的垂高(m)；

L——节理裂隙间距(m)；

a——岩石强度与岩体结构面分布的特征系数可按表 2.2.9选用。

表 2.2.9 特征系数

岩石名称及结构面特征 岩石的内聚力(MPa) 系数 a

651

不大密实的有些裂隙的砂质粘土沉积岩,强风化的完全高岭土化的火成岩

以垂交裂隙为主的密实的砂质粘土沉积层,强烈高岭土化的火成岩

以斜斗裂隙为主的密实的砂质粘土沉积岩,高岭土化的火成岩

以垂交裂隙为主的坚硬层状岩石

以正交裂隙为主的坚硬火成岩

垂交裂隙较发育的火成岩

0.4-0.9

5-8

10-15

15-20

>20

>30

0.5

2

3

4

5-7

10

②在坚硬的火成岩和变质岩中，用M.Georgi的 C值折减公式：

Cm=Ck[0.114E-0.48(i-2)+0.02] (2.2.9-2)

式中 Cm——折减后岩体内聚力(MPa)；

Ck——岩块试验的内聚力(MPa)；

E——岩石的弹性模量(MPa)；

I——岩体的节理裂隙密度(条/m)。

(2)岩石内摩擦角折减系数，可取 0.8~0.9折减后为岩体的内摩擦角。

(3)岩石弹性模量折减系数，可取 0.1~0.2折减后为岩体的弹性模量。

(4)受地下水影响的岩石强度软化折减系数，可取 0.65~0.85软化折减后为岩体强度。

第 2.2.10条 大硐室的稳定性宜采用数值计算法确定。在计算中应正确地选择计算剖面、确定计算模型和

岩体力学参数、选择单元类型及网格细度等，计算结果应为井巷支护设计提供围岩的位移矢量和应力分布。

第 2.2.11条 重要工程的复杂特殊地段，应进行监测设计。监测方法及布点要求，应符合本规范附录一的

规定。

第 2.2.12条 井巷围岩类别划分，应符合本规范附录二的规定。

第三节 井巷工程布置与支护原则

第 2.3.1条 竖井、斜井、主斜坡道及主平硐的出口，均应布置在设计的矿床开采最终移动范围以外，当

条件所限必须布置在矿床开采最终移动范围以内时，应采取措施。井口或硐口的建筑物和构筑物，应不受地表滑

坡、滚石、雪崩、山洪和泥石流的危害，并应符合保护带要求，保护带宽度应按其等级确定：I级为 20m，Ⅱ级

为 15m，Ⅲ级为 l0m。

第 2.3.2条 井口、硐口的位置应有足够面积的生产工业场地和施工工业场地。井口、硐口的标高应在历

年最高洪水位 lm以上。

第 2.3.3条 风井井口位置的选择，应符合下列要求：

(1)进风井井口位置应避开有害物质污染区，并应布置在当地常年主导风向的上风侧；

(2)回风井井口位置应远离居民区和生产区，并应选择在当地常年主导风向的下风侧。

第 2.3.4条 巷道、硐室的布置应符合下列要求：

(1)巷道、硐室的布置方位，应使其轴线与矿区最大主应力向平行或成小角度相交；

(2)节理发育的岩体中，巷道、硐室的轴线宜与潜在的不连续面的交线走向成直角；

652

(3)高应力区中，巷道、硐室的最佳形状，宜使跨度与高度之比近似或等于最大水平主应力与垂直主应力之

比。

第 2.3.5条 井巷工程支护设计应符合下列要求：

(1)支护设计方法，应以工程类比法为主，必要时，可用理论验算法验算；

(2)支护设计应充分利用围岩自身的承载能力，改善巷道或硐室的周边应力条件，减少支护量；

(3)支护设计应优先采用锚喷支护，不用或少用木材支护；

(4)在塑性岩体中，可采用先临时后永久的两次支护方法，必要时应采用监控量测的手段进行设计。

第 2.3.6条 井巷工程支护材料的强度等级，应符合下列要求：

(1)竖井、主斜井及提升机硐室、地下破碎硐室、装卸矿硐室、主平硐口等重要工程，当采用混凝土或钢筋

混凝土支护时，其强度等级不应小于 C20。

(2)斜井、风井、平巷等井巷工程，当采用混凝土或钢筋混凝土支护时，其强度等级不应小于 C15。

(3)设备基础和地坪的混凝土强度等级，不应小于 C10~C15。

(4)在井巷工程中，当采用锚喷或喷射混凝土支护时，其混凝土强度等级，不应小于 C20；当采用石材支护

时，其强度等级不应小于MU40；当采用混凝土预制块支护时，其强度等级不应小于 C25。

第 2.3.7条 在地震烈度大于或等于 7度的地区，竖井、斜井、通风井、平硐等井巷出口的支护设计，应

进行抗震验算。

653

第三章 竖 井

第一节 一般规定

第 3.1.1条 主副井之间布置破碎系统时，两井之间距离不得小于 50m。

第 3.1.2条 井筒断面为圆形时，在一般情况下，净直径应按 0.5m模数进级，当井筒净直径大于 5.0m或

井深超过 600m时，可按 0.1m模数进级，矩形井筒应按 0.1m模数进级。

第 3.1.3条 圆形竖井设计，应标出竖井中心坐标、提升中心坐标以及井口标高，在竖井及马头门的平面

图上应分别标出方位角。

第 3.1.4条 箕斗井不得兼作进风井。混合井作进风井时，必须采取有效的净化措施，保证风源质量。

第二节 断面设计

第 3.2.1条 断面设计应根据提升容器、井简装备、安全间隙、竖井延深方式及通风等要求确定。

第 3.2.2条 竖井提升容器之间以及提升容器与井壁或罐道梁之间的间隙，必须符合表 3.2.2的规定。

表 3.2.2 竖井安全间隙（mm）

罐道和井梁布置容器和

容器之间

容器和

井壁之间

容器和

罐道梁之间

空器和

井梁之间备注

罐道布置在容器一侧 200 150 40 150 罐道和导向槽之间为 20

罐道布置在容器两侧

木罐道

钢罐道

-

-

200

150

50

40

200

150

有卸载滑轮的容器，滑轮和

罐道梁间隙增加 25

罐道布置在容器两侧

木罐道

钢罐道

200

200

200

150

50

40

200

150

钢丝绳罐道 450 350 - 350设防撞绳时，客器之间的最

小间隙为 200

第 3.2.3条 专用风井的风速不得大于 15m/s。兼作通风的竖井断面，应进行风速验算，其风速不得超过下

列规定：

(1)专用物料提升井为 12m/s；

654

(2)提升人员和物料的井筒及修筑中的井筒为 8m/s。

第三节 井简装备

第 3.3.1条 木罐道宜采用材质致密、强度高的红松制成。

当采用其他木材时，其顺纹、横纹的抗压强度不得低于东北红松，收缩率不得大于东北红松。

第 3.3.2条 木罐道的截面可按表 3.3.2选用。钢罐道结构上能满足要求时，可按经验选取。

表 3.3.2 木罐道尺寸(mm)

罐笼型号与配重 1-3#罐笼（单、双层） 4-5#罐笼（单、双层） 1-5#罐笼平衡锤

罐道截面 180×160（150） 200×180 150×120

注：此表适用于罐道梁层间距不大于 3m。

第 3.3.3条 罐道接头位置应符合下列要求：

(1)钢罐道或型钢组合罐道接头应在罐道梁上，接头间应留有 2~3mm的伸缩间隙。木罐道接头位置宜设在

梁上，当不在梁上时，木罐道应有补强措施；

(2)同一提升容器的两根罐道接头，不得设在同一水平上，当两根罐道安装在同一根梁上时，两根罐道的接

头也必须错开。

第 3.3.4条 罐道梁设计应符合下列规定：

(1)罐道梁的层间距：木罐道 2~3m；金属罐道 4~6.5m；

(2)采用悬臂梁时，其梁的长度不宜超过 600mm；

(3)罐道梁的截面选择，应按现行的钢结构设计规范有关规定设计，罐道梁的挠度与跨度之比不大于 1

/400~1/500。

第 3.3.5条 马头门(井筒与井底车场连接处)高度，应根据提升容器及上下材料长度确定，一、二类矿山为

5m，三类矿山为 3.5~4.5m。马头门长度应为 5m。

第 3.3.6条 马头门处应设安全门、栅栏、信号硐空及双侧人行道，人行道宽度应为 1.2m。

第 3.3.7条 对采用双层罐笼同时上下人员，并兼负下放长材料的马头门，应设双层平台及上下人员的梯

子。马头门高度应根据上层平台站立人员允许高度确定。马头门宽度应满足井口机械化及人行道要求。

第 3.3.8条 双侧马头门在井筒旁边应设人行绕道，其宽度不应小于 0.8m，高为 2.0m。

第 3.3.9条 梯子间设计及管缆敷设应符合下列要求：

(1)梯子间上下两层平台间距不大于 6m；梯子坡度不大于 800 梯子宽度不小于 0.4m；梯子蹬间距为 0.3m。

梯子上端应高出平台 1m，梯子下端距井壁不应小于 0.6m；上下两层梯子出口必须错开；梯子出口尺寸不应小于

0.6m×0.7m；

655

(2)梯子间与提升间、管子间、电缆间之间应设置安全格网。安全网材料可用玻璃钢、金属及木材；

(3)梯子平台板必须防滑；

(4)管道布置应便于安装、检修与更换。管缆安装安全间隙应符合安全规定。

第 3.3.10条 罐道梁与井壁的联结，井筒正常段的钢梁与井壁之间可采用快硬水泥砂浆锚杆或树脂锚杆联

结，锚杆直径应通过计算确定。托板可采用厚度为 15~20mm的钢板，但对井筒内淋水大于 6m3/h或集中出水的

地方，必须处理淋水，方许用锚杆方式联结。马头门的托罐梁、井底装矿点钢梁及楔形罐道梁等，必须插入井壁

内(或预留梁窝内)，插入深度不应小于支护厚度的 2/3，且不得小于梁的高度。

第 3.3.11条 竖井内所有金属部件、木质部件及各种联接件，均应进行防腐蚀处理。

第四节 井颈与井筒支护

第 3.4.1条 井颈的厚度，应根据井口附近的建筑物、构筑物、设备及其他荷载施加的垂直力和水平力，

以及井颈围击产生的侧压力等计算确定。井颈应分为 2~3梯段，上段厚 1.0~1.5m，深 3~6m，中段厚 0.6

~0.9m，下段厚 0.4~0.7m。井塔基础与井颈分开时，井颈的厚度可为一段。

第 3.4.2条 井塔基础直接作用于井颈上时，基础下的井颈可视为深埋单根管桩，按弹性桩基理论“m”法计

算。

第 3.4.3条 井颈的最小深度，应根据表土层厚度、井颈内各种装置及各种孔洞之间的最小距离要求确定。

井颈壁座应进入稳定岩层中 2~3m。

第 3.4.4条 井颈为混凝土或钢筋混凝土整体结构，井颈上开孔边长大于 1.5m时，必须对孔的四角及跨中

的弯矩进行计算。当边长小于 1.5m时，可不进行计算，应在孔的周围配以构造钢筋。

第 3.4.5条 井筒宜采用整体浇注混凝土支护，当井筒涌水量小于 6m3/h时，可采用喷射混凝土支护。

第 3.4.6条 井筒支护厚度应根据围岩条件、井筒直径、支护材料等因素，通过理论计算与工程类比相结

合的方法确定。井壁支护厚度宜采用等厚井壁，个别地段强度不足时，可采用配筋或打锚杆等方法补强。

第五节 井筒底部结构与井底水窝

第 3.5.1条 井筒底部结构深度应根据井筒用途、提升设备、提升方式、罐道类型、井底水窝排水及清理

方式确定。井筒最下部阶段至井底应设梯子或爬梯。

第 3.5.2条 采用罐笼提升时，井底应设置 1/80斜度的整体式楔形罐道，其位置应在发生过卷时，下行提

升容器应比上行提升容器先进入楔形罐道，楔形段长度应小于或等于过卷高度。

第 3.5.3条 楔形罐道的下端，应设置底座梁，其截面应经过计算选取。

第 3.5.4条 井筒下部防撞梁应设在楔形罐道底座梁的下部，可与底座梁合为一体，若单独设置时，应在

防撞梁上设置缓冲装置。

第 3.5.5条 提升容器有平衡尾绳时，应在防撞梁下设木挡梁或金属挡梁隔离装置。当采用钢丝绳罐道时，

罐道绳与尾绳间尚应设隔离装置。

656

第 3.5.6条 井底深度大于 5.0m时，应设简易排水泵房，当井底深度小于 5.0m时，水泵可布置在马头门

内；当有井底清理斜巷时，可将水泵布置在斜巷附近。水窝较浅涌水量小时，可用自溢排水。

第 3.5.7条 罐笼井水窝，可利用简易罐笼、吊桶或其他机械清理，条件许可时，也可采用平巷或斜巷清

理水窝。

第 3.5.8条 井底水窝底部宜用混凝土浇筑成球面形。球面半径应为 7~l0m，球面矢高不得大于井径的 1

/10。

第 3.5.9条 一、二类矿山箕斗井的积水，可在井底粉矿回收水平设置水仓及沉淀池，用水泵将水排至上

部中段。

第六节 箕斗矿仓、装矿硐室及粉矿回收

第 3.6.1条 箕斗矿仓有效容积可按 4h提升量计算。当提升高程受限制时，其容积不得小于 2h的提升量。

第 3.6.2条 矿仓与井筒间应留有不小于 8m的安全岩柱。矿仓内部及其底板可敷设钢轨或钢板。

第 3.6.3条 装矿硐室的尺寸应按箕斗装载设备及其安装、检修、操作要求确定。装矿闸门两侧应留不小

于 0.8m宽的操作空间，并应设置 1.2m高的安全栏杆。箕斗装矿硐室到卸矿阶段应设置人行天井，也可在井筒内

设有梯子作通道，混合井应在带式输送机水平设停罐点。

第 3.6.4条 粉矿仓的容积，不宜小于 7d正常提升时的撒矿量。撒矿量宜按底卸式箕斗装矿量的 3‰或翻

转式箕斗装矿量的 15‰确定。

第 3.6.5条 混合井或其他有人行格的井筒，其粉矿仓与提升间、人行格之间，必须严格隔开。粉矿漏斗

底板坡角应大于 500。延深的主井，其粉矿漏斗可用钢板制作，不延探的主井可用井筒本身作为粉矿仓。

第七节 盲竖井

第 3.7.1条 天轮平台板可按等效均布荷载计算，平台梁宜采用工字钢或槽钢。天轮平台板可用花纹钢板

或普通钢板，当用普通钢板时，其表面应采取防滑措施。

第 3.7.2条 天轮梁设计应符合下列要求：

(1)天轮梁埋入井壁深度应大于 300mm；

(2)梁的设计应按简支梁计算，其荷载应包括钢丝绳破断力、天轮总重量及天轮梁自重等；

(3)天轮梁的挠度：天轮直径小于 2.0m时，不得超过 L/600；直径大于 2.5m时，不得超过 L/750；

(4)天轮梁等金属构件，必须进行防腐蚀处理。

第 3.7.3条 天轮硐室断面形状可为拱形或矩形，其平面尺寸应满足检修场地和人员进出通道的要求。硐

室内应设起重梁或起吊锚环。

第 3.7.4条 盲竖井头部应设置过卷设施及挡罐梁。盲竖井的最上一个阶段至天轮平台，应设置人行梯子。

第 3.7.5条 上部挡罐梁位置，应使下放容器先落在井下挡罐梁上，而上升容器顶部还未碰到井上挡罐梁，

其所受应力应为提升钢丝绳破断力之和。

657

第 3.7.6条 上部楔形罐道的总长度和过卷高度相同，楔形罐道的斜度应为 1/100，其材质宜为东北红松。

楔形罐道梁应作强度计算，单绳提升荷载应按钢丝绳破断力；多绳提升时应按破断力的总和进行计算。

第 3.7.7条 多绳提升机硐室，应有与阶段平巷相通大件道，兼作安全出口。当硐室无设备通道时，可在

提升机硐室与最近的马头门之间，设置电梯井，其断面规格应满足提升机或吊车最大不可拆卸件的运输要求。大

件道至卷扬机硐室内应铺设轨道。

第 3.7.8条 多绳提升机的提升层、导向轮层、罐道绳拉紧层或悬挂装置层之间，应设钢梯，梯子宽 400mm，

倾角宜为 450。梯子孔周围应设 1.2m高的安全围栏。

第 3.7.9条 多绳提升机硐室的上层楼板，应设置提升最大件的吊装孔，并留有 400~500mm的安全间隙。

吊装孔周围应设置 1.2m高的活动栏杆。

第 3.7.10条 单绳提升机绳道底板倾角应与卷筒下部钢绳出绳仰角相等。绳道内应设有人行道、台阶和扶

手，台阶宽度不小于 0.8m。绳道底板距下部钢丝绳不应小于 0.5m，顶板距上部钢丝绳不应小于 0.3m。绳道宽度

尚应满足运送天轮的要求。

第 3.7.11条 提升机硐室的布置应满足机械、电气设备安装、运转、检修以及电气设备通风的要求。

第 3.7.12条 提升机硐室宜采用混凝土砌碹或喷锚网联合支护，大型提升机硐室的支护应进行计算。硐室

内部建筑装修应力求经济、实用。

第 3.7.13条 提升机硐室地面应高出邻近运输巷道轨面 0.2m，其厚度为 0.1m，并应向运输巷道方向作 3％

的下坡坡面。

第 3.7.14条 提升机硐室通道应设置向外开启的铁栅栏门，在有火灾危险的矿井，还应设防火门。

防火门全部敞开时，不得妨碍运输最大部件的通过。

第 3.7.15条 与提升机配套的配电硐室，应靠近提升机硐室布置，配电硐室地面应高出提升机硐室地面 0.1

~0.2m。

第八节 风 井

第 3.8.1条 主回风井可作为矿井的安全出口，井深在 300m以内时，应设封闭式梯子间；井深超过 300m

时，应增设紧急提升设施。

第 3.8.2条 装有扇风机的风井井口必须严格封闭。

第 3.8.3条 在有风道的情况下，为减少通风阻力，风道与风井连接处应做成圆弧形，其夹角应为 400

~500，风道应减少转角。

第 3.8.4条 风井井底与井底巷道连接时，应做成圆弧形，其曲线半径应为 6~8m，圆心角为 350~450，连

接处长度不小于 3.5m；连接处应用非燃烧材料砌筑，并应设栅栏门。

第 3.8.5条 专用作风井的井底可不留井底水窝；需延深的风井井底应留 15~20m深水窝，其底部应设置壁

座。

658

第 3.8.6条 风井安全出口设计应符合下列要求：

(1)风井的安全出口应布置在梯子间一侧，与风道成 900，并应位于风道口以上不小于 2m处，风道内应设

置风门；

(2)安全出口与风井连接处应有 4~6m一段平巷，平巷标高与风井内梯子平台标高相适应；

(3)安全出口应用非燃烧材料砌筑，出口宽不小于 1.2m，高不小于 2m。通到地表的斜道部分应设人行踏步；

(4)无提升设备的主风井井口，当不作为安全出口时，可采用永久性密封井盖。

第 3.8.7条 通风机直接坐落在风井口上时，其风机基础梁可直接坐于井颈上，井口必须用钢筋混凝土板

进行密封，并应对井颈进行计算。

第九节 电梯井、设备井及管缆井

第 3.9.1条 电梯井设计应符合下列规定：

(1)电梯井内应设梯子间及管缆间，梯子应与各阶段相通；

(2)电梯井的提升机硐室必须有两个安全出口，硐室内不得漏水和渗水；

(3)电梯井提升机硐室内应设置起吊设施，硐室底板应设有吊装孔，在孔口处应安装活动盖板；

(4)电梯井内的金属部件应作防腐处理；

(5)电梯井井底应埋设固定缓冲器的钢板；

(6)电梯井井底积水应作导出处理。

第 3.9.2条 设备井设计应符合下列规定：

(1)设备井断面大小应由设备的最大外形尺寸、梯子间、管线布置等因素确定；

(2)设备井内设置两根稳绳，在有梯子间时，应将稳绳布置在梯子间一侧；

(3)设备井为多中段服务时，各中段均应设置联系信号，各阶段马头门设计应考虑设备大件进出方便，

(4)设备井的提升机硐室，可设在井的最上部，亦可放在井底马头门内。

第 3.9.3条 管缆井内应设人行梯子间，以便检修。管缆井的断面布置应满足管缆安全间距及维修方便的

要求。

第十节 竖井延深

第 3.10.1条 根据矿山竖井工程地质条件和矿山持续生产要求，竖井延深工程设计应提出竖井延深方案。

第 3.10.2条 竖井延深工程设计，应符合下列要求：

(1)竖井延深工程，应确保竖井持续生产和安全施工；

(2)竖井延深工程，必须预留保护岩柱或构筑人工保护盘等安全保护措施；

(3)竖井延深工程，应设置废石提升、人员材料运送、通风、排水、压气管线等综合配套设施。

第 3.10.3条 竖井延深方法应符合下列要求：

(1)利用梯子间作提升格时，应按提升与卸岩方式，对梯子间进行改造；

659

(2)利用箕斗延深竖井时，必须设有防止箕斗撒矿的措施；

(3)在竖井延深地段内，有可利用的巷道时，可采用从下向上的延深方法。

第四章 斜 井

第一节 一般规定

第 4.1.1条 斜井倾角和斜坡道坡度应符合下列规定：

(1)箕斗、台车斜井倾角宜大于 300。

(2)矿车组斜井(包括材料斜井)倾角不宜大于 250。

(3)带式输送机斜井倾角，向上输送物料时不应大于 150；向下输送物料时不应大于 120。

(4)吊桥斜井倾角应大于或等于 200。

(5)斜坡道坡度，用于输送矿石时，不宜大于 10％；用于输送材料、设备时，不宜大于 15％；服务年限短

时，在确保安全的前提下，坡度可适当加大。

第 4.1.2条 斜井安全间隙应符合表 4.1.2的要求。

表 4.1.2 安全间隙（mm）

运输方式 设备之间 设备与支护之间

有轨运输

无轨运输

带式运输

≥300

-

≥400

≥300

≥600

≥600

第 4.1.3条 有人员上、下的斜井，当倾角小于 300，垂直深度超过 90m；倾角大于 300，垂直深度超过 50m

时，在斜井内应安设运送人员的机械设备。

第 4.1.4条 斜井人行道必须符合下列规定：

(1)采用有轨运输时，人行道的宽度不应小于 1m。

(2)人行道的垂直高度，不应小于 1.9m。

(3)专为行人斜井的宽度不应小于 1.8m。

(4)带式输送机斜井的人行道宽度不应小于 1.0m。

660

(5)设有人车的斜井，在井口上部及下部应设乘车平台。平台长不应小于一组人车长的 1.5~2倍，平台宽不

得小于 lm。

(6)斜井倾角为 100~150 时，应设人行踏步；150~300 时应设踏步及扶手；大于 300 时，应设梯子及扶手。

第 4.1.5条 运输物料的斜井兼作人行井时，车道与人行道之间应设安全隔离设施。

第 4.1.6条 井口为平车场的矿车组提升斜井，应在井口车场设置阻车器，井筒内设置防跑车装置，下部

车场，应设躲避硐室。

第 4.1.7条 在带式输送机斜井内，带式输送机的一侧，应平行敷设一条运输轨道和一条检修人行道。当

利用该运输道兼作辅助运输时，应在运输道和带式输送机之间加设隔离设施。

第 4.1.8条 钢丝绳牵引的带式输送机斜井，兼作运送人员时，其设计应符合下列规定：

(1)在上、下人员的 20m区段内，胶带面到斜井顶板高不得小于 1.4m；行驶区段内的净高不应小于 1m；利

用下胶带运送人员，上、下胶带间的净高不得小于 1m；

(2)在上、下人员的地点，必须设置平台和照明设施，平台长度不应小于 5m，宽度不应小于 0.8m，并设置

栏杆。在平台处，不得有带式输送机的悬挂装置。下人地点应有明显的标志或信号。在人员下机前方 2m处，应

设有能自动停车的安全装置。

第二节 井筒设施

第 4.2.1条 斜井道床型式的选用，应符合下列规定：

(1)石碴道床适用于提升速度小于 3.5m/s，斜井倾角小于 100 的三类矿山；

(2)整体道床宜用于服务年限超过 20a的一、二类矿山。带式输送机斜井的检修道宜采用整体道床；

(3)简易整体道床宜用于倾角小于 300 的二、三类矿山；固结道碴的水泥砂桨标号不宜低于M10。

第 4.2.2条 当斜井倾角大于 100 时，对轨道必须采取防滑措施。

第 4.2.3条 斜井水沟设计应符合下列规定：

(1)服务年限长，涌水量较大的斜井，必须设置水沟，并加盖板；

(2)服务年限较短，井筒底板岩石稳定、坚硬，涌水量在 5~10m3/h的斜井，可沿井筒墙边挖顺水槽，不设

水沟；

(3)服务年限短，井筒底板岩石稳定，且涌水量在 5m3/h以下的斜井，可不设水沟；

(4)水沟宜设在人行道一侧，坡度与斜井坡度相同；

(5)斜井内除设纵向水沟外，应根据井筒涌水量大小，在井筒内每隔 30~50m设一道横向截水沟，其坡度不

得小于 3％。在含水层下方，阶段与斜井井筒连接处附近，应设横向截水沟。

第 4.2.4条 斜井内管缆敷设应符合下列规定：

(1)充填管道严禁敷设在主、副斜井内；

(2)当管道及电缆都敷设在人行道同一侧时，电缆应设在管道上方，电缆不应直接挂在管子上，电缆与管子

661

间距应在 300mm以上；

(3)当管道敷设在人行道侧，托管梁伸入人行进道上部空间时，梁底离斜井底板的垂直高度不应小于 1.9m；

(4)管子采用落地式敷设在人行道侧时，管于不应侵占人行道的有效宽度；

(5)缆线悬吊点间距离不应大于 3m；

(6)架空式托管梁间距及落地式管座间距不应大于 5m。

第三节 井 颈

第 4.3.1条 井颈设计应符合下列规定：

(1)在斜井井口设置井门时，其设计要求应符合本规范第五章第四节的有关规定；

(2)在井颈部位设防火门时，在防火门侧面应留有人员安全出口和通风道，在寒冷地区进风井应留有暖风道；

(3)井口建、构筑物不得与井颈相连，当必须相连时，应留沉降缝。

第 4.3.2条 井颈长度应根据工程地质、水文地质条件确定，并应延伸到稳定岩层内 3~5m。

第 4.3.3条 井颈支护应符合下列要求：

(1)井颈支护在软、硬岩分界地段或软岩层内，斜井断面在跨度的变化处，应设置沉降缝；在井口以下的

20~30m范围内，必须采用非燃烧材料支护；

(2)表土或围岩稳定性较差，应采用钢筋混凝土支护，有底鼓时，并应设置底拱；

(3)当斜井倾角大于 300 时，井颈部位墙的基础宜采用台阶式，台阶的长度应大于 lm，宽度应按地基承载力

确定；

(4)井颈墙的基础应埋入冻结线以下 250mm。

第四节 井 筒

第 4.4.1条 矿车组斜井与阶段连接型式及其适用条件，应符合表 4.4.1要求。

表 4.4.1 连接型式及其适用条件

连接形式 适用条件

甩车道连接斜

高低差吊桥连接

吊桥式甩车道联接

阶段吊桥连接

井倾角小于 250 的二、三类矿山

斜井倾角在 200~250 的二类矿山

斜井倾角在 200~350 的二、三类矿山。其自溜坡度宜取 10%，

自溜坡的水平长度取 1.5倍列车长

斜井倾角在 200~350 的二类矿山

第 4.4.2条 甩车道车场存车线长度，应根据阶段平巷的运输方式确定，当电机车运输时，存车线长度宜

为 1~1.5倍列车长。

第 4.4.3条 甩车道的提升牵引角不宜大于 100。主要提升斜井的平曲线半径应大于 20m。竖曲线半径应大

于 30m，并应满足长材料运输要求。

第 4.4.4条 在箕斗装矿点 5m范围内的斜井底板，应浇灌混凝土垫层。

第 4.4.5条 箕斗斜井装矿硐室的结构尺寸，应根据装矿闸门的类型及其配置型式确定。硐室内应设置安

662

全出口及通风除尘设施。安全出口通道的倾角不宜大于 300，并应设置踏步和扶手。

第 4.4.6条 箕斗斜井贮矿仓的最小容积应为箕斗 l~1.5h的正常提升量，或不小于阶段运输两列车的卸矿

量。

第 4.4.7条 箕斗斜井贮矿仓宜布置在岩层稳固地段，其倾角应大于 600，支护混凝土强度等级，宜为 C15

~C20，厚度不宜小于 0.3m。局部可用钢轨或锰钢板作内衬。

第 4.4.8条 箕斗斜井井底应设排水设施、水仓及粉矿回收设施。

第 4.4.9条 盲箕斗斜井卸矿硐室内应设置人行道及安全出口，人行道宽度不宜小于 lm，并安设高度不小

于 1.2m的安全栏杆。硐室内应设置喷雾除尘及通信、信号设施。

第 4.4.10条 带式输送机斜井兼作进风井时，风速不得超过 4m/s；带式输送机斜井不应兼作回风井使用。

第 4.4.11条 带式输送机驱动装置硐室内，应留有足够的检修场地；各类设备相互间的通道不应小于 0.8m；

起重梁上缘距硐室拱顶的距离不应小于 0.5m。

第 4.4.12条 带式输送机斜井的配电硐室，应靠近驱动装置硐室，并应符合本规范第八章有关变电硐室的

规定。

第 4.4.3条 带式输送机斜井的卸矿硐室尺寸，应根据装载机架，矿仓卸矿口和卸矿硐室的布置形式确定。

卸载机架外缘距筒室墙间距不应小于 0.5m；当作为人行道时，其宽度不应小于 1.0m；起重梁上缘距拱顶间距不

应小于 0.5m；当硐室内设有其他管缆或提升钢绳等通过时，上述各处的间隙尚应相应增大。

第 4.4.14条 带式输送机斜井的装矿硐室尺寸，应根据给矿机、给矿闸门安装尺寸、操作平台结构及检修

起吊设备的工作高度等因素确定，各安全间隙应满足下列要求：

(1)给矿设备活动部位的最高点与硐室拱顶间隙不应小于 lm；

(2)吊车梁上缘离拱顶的距离不应小于 0.5m；

(3)硐室内带式输送机两侧均应设人行道，操作平台上应设保护栏杆及人行梯子；

(4)应设通风除尘设施。

第 4.4.5条 带式输送机重锤拉紧硐室高度，应根据重锤行程和上部平台的起吊高度确定，硐室壁上应设

爬梯；重锤区四周应设置 1.2m高的栏杆。

第 4.4.16条 带式输送机车式拉紧硐室尺寸，应按拉紧装置的配置要求确定。

第 4.4.17条 带式输送机盲斜井的胶带硫化装置硐室，应设在驱动装置硐室附近，硐室尺寸应根据设备的

外形和起吊系统的布置要求确定，硐室内工作台的两侧，应留有 0.7m以上的操作通道。硐室应用非燃烧材料支

护，并应设防火及通风设施。

第 4.4.18条 管道斜井兼作进风井时，应以风量和风速进行校核。在管道斜井内，应设置人行道、管道材

料运输道及照明设施。

第 4.4.19条 充填斜井不宜兼作回风井。井内设置的充填管和冲洗管，不应与电缆线、电信线同侧布置。

663

第 4.4.20条 人车斜井的断面，应以人车最大外形尺寸、人行道、各安全间隙以及敷设管缆等要求确定。

当兼作进风井时，应进行风量及风速校核。

第五节 无轨斜坡道

第 4.5.1条 无轨斜坡道线路设计，应符合下列要求：

(1)应根据运输要求、设备规格、行车密度、运行速度、线路坡度等因素确定；

(2)斜坡道形式，宜采用直线式或折返式，不宜采用螺旋式；

(3)斜坡道的曲线段、连接处及安设风门处，应设指示标志。

第 4.5.2条 无轨斜坡道断面设计，应符合下列要求：

(1)无轨设备和人员经常通行的斜坡道，应设人行道，宽度不应小于 1.0m。斜坡道内车辆不多，可不设人

行道而设躲避硐室。

(2)断面宽度的确定应按下列公式计算：

①有人行道时，斜坡道的宽度为：

B=A+a+b (4.5.2-1)

式中 B——斜坡道宽度(m)；

A——无轨设备外缘最大宽度(m)；

a——人行道宽度(m)，取 1.0m；

b——无轨设备至斜坡道墙壁最小距离，取 0.6m。

②无人行道时，斜坡道宽度为：

B=A+2b (4.5.2-2)

(3)斜坡道的高度，应按下式计算；

H=c+e (4.5.2-3)

式中 H——斜坡道断面的净高(m)；

c——无轨设备的总高度(m)；

e——运输设备外形与拱部或悬挂物的最小间距，取 0.6m。

第 4.5.3条 无轨斜坡道的坡度，应根据斜坡道的用途、类型、运输量及服务年限确定。设计时按表 4.5.3

选取。

表 4.5.3 斜坡道路度（%）

斜坡道用途、类型 坡度

主斜坡道（运输矿岩的大型矿山，车辆行车密度大，运量大，

运距长）

辅助斜坡道（运送人员、材料和设备）

联络斜坡道（阶段间或采准联络道）

其他斜坡道（带式输送机和无轨设备共用的斜巷）

7-10

10-20

15-25

20-27

664

第 4.5.4条 无轨斜坡道的平曲线半径：主斜坡道宜大于或等于 20m；辅助斜坡道大于或等于 15m；联络

斜坡道大于或等于 10m。

第 4.5.5条 斜坡道曲线段处的加宽值，可按下式确定：

B=RH-RBH-d+k (4.5.5)

式中 B——路面曲线段的加宽值(m)；

RM——车轮转弯的外半径(m)；

RBH——车轮转弯的内半径(m)；

d——无轨设备的宽度(m)；

k——平曲线段巷道宽度增加值，取 0.3~0.5m。

注：运行频繁、行车速度快，k取大值，反之取小值。

第 4.5.6条 斜坡道平曲线段的外侧超高，应使横向坡度控制在 2％~10％，当行车速度大，弯道半径小，

路面条件差时，取大值；曲线段超高和加宽部分与正常车线之间的超高缓和段，宜取 4~6m。

第 4.5.7条 斜坡道的竖曲线半径，宜采用 20~25m。

第 4.5.8条 斜坡道的路基与路面，应根据斜坡道的用途、服务年限、无轨设备运行速度和运量等综合考

虑，并应符合下列要求：

(1)斜坡道路基应采用岩石路基，当斜坡道位于表土层或围岩条件较差时，路基软弱地段必须处理。

(2)斜坡道道路等级可按表 4.5.8-1选用。

4.5.8-1 斜坡道道路等

斜坡道分类 行车速度(km/b) 运量(万 t/a) 道路等级 路面等级

主斜坡道30

20

240-1300

<240

2

3

高级或次高级

次高级或中级

辅助斜坡道15-20

8-15

-

-

3

4

次高级或中级

中级或低级

联络斜坡道 - - 4 中级或低级

(3)当路基条件好时，路面可不设基层和垫层，只设面层。斜坡道路面面层可按表 4.5.8-2选用

表 4.5.8-2 路面面层类别

路面等级 面层类型

高级路面

次高级路面

中级路面

低纸路面

沥青混凝土、水泥混凝土、厂拌沥青碎石

沥青贯入式碎、砾石，路拌沥青碎、砾石，沥青表面处治碎、砾石（泥结或配级），

不整齐石块，其他粒料

粒料加固土，平整的底板

第 4.5.9条 根据涌水量大小，在斜坡道两侧应设置排水沟或顺水槽。

665

第五章 平巷与平硐

第一节 一般规定

第 5.1.1条 安全间隙应符合本规范第 4.1.2条的规定。

第 5.1.2条 人行道设置应符合下列要求：

(1)运输巷道的一例，必须设置人行道。人行道不宜穿越动输线路；

(2)远输线路之间及溜口或卸矿口一侧，不设人行进。

第 5.1.3条 矿用溜轨枕应优先采用预制钢筋混凝土轨枕。

第 5.1.4条 矿用道床应采用道碴道床或整体道床。在一、二类矿山主溜井装矿硐室，带式输送机运输巷

道及马头门处的巷道均宜采用整体道床。

第 5.1.5条 道碴道床应遵守下列规定：

(1)水平及倾角小于 100 的永久性路基，，应铺以碎石或砾石道碴，轨枕下面的道碴厚度不应小于 90mm，轨

枕埋人道碴深度，不应小于轨枕厚度的 2/3；

(2)道碴道床上部宽度应大于轨枕长度 50~l00mm。

第二节 断面设计

第 5.2.1条 平巷宽度及高度，应根据运输设备及通过大件的尺寸，运输设备之间、运输设备与支护(或管

缆)之间的安全间隙，人行道、架线、管缆敷设等要求确定。计算后的平巷宽度和高度应以 10mm为模数取整，

并应进行风速校核。

第 5.2.2条 人行道宽度应符合表 5.2.2的规定。

表 5.2.2 人行道宽度（mm）

运输方式或地点 电机车 无轨运输 带式输送机 人力运输 人车停车处的巷道两侧 矿车摘挂勾处巷道两侧

人行道宽度 ≥800 ≥1000 ≥1000 ≥700 ≥1000 ≥1000

666

第 5.2.3条 平巷弯道加宽，应符合下列规定：

(1)车辆在弯道上远行时，巷道应加宽，加宽值应符合表 5.2.3的要求。

表 5.2.3 弯道加宽值（mm）

运输方式 内侧加宽 外侧加宽 线路中心距加宽

电机车运输

人力运输

100

50

20

100

200

100

(2)弯道加宽段应向直线段延伸，其长度应按下式计算：

L1≥ (5.2.3)

式中 L1—延伸长度(mm)；

L一车辆长度(mm)；

Ls—轴距(mm)。

第 5.2.4条 平巷高度的确定，应符合一列规定：

(1)当采用装配式支架时，平巷的高度应留有 l00mm的下沉量；

(2)采用架线式电机车运输的平巷高度，应满足滑触线悬挂高度的要求，滑触线悬挂高度(从轨面算起)必须

符合下列规定：

①运输平巷，电源电压低于 500V时，悬挂高度不低于 1.8m；电源电压高于 500V时，不低于 2m。

②井下调车场、架线式电机车道与人行道交岔点，当电源电压低于 500V时，架线高度不低于 2m；当电源

电压高于 500V时，不低于 2.2m。

③从竖井的阶段马头门或斜井的井底到运送人员车场处的架线高度，不低于 2.2m。

④电机车的受电弓子到巷道支护的安全间隙，不应小于 300mm。

(3)用蓄电池电机车或用其他有轨运输方式时，轨面至巷道顶板(支护)的高度不应小于 1.9m。

(4)无轨运输时，车辆顶部至巷道顶板(支护)的距离不应小于 0.6m。

(5)平巷高度应满足人行道的净高不小于 1.8m的要求。

第 5.2.5条 巷道断面形状可按表 5.2.5选择。

表 5.2.5 断面形状和适用条件

断面形状 适用条件

梯形

三心拱

圆弧拱

半圆拱

圆形、椭圆形

用于围岩稳固，服务年限短，跨度小于 3-4m的巷道

用于顶压较小平巷

用于顶压小、无侧压或侧压小于顶压平巷

用于顶压、侧压较大，服务年限长的巷道

用于围岩松软，有膨胀性、顶压和侧压很大且有底压的巷道

第 5.2.6条 拱形巷道拱高和墙高的确定，应符合下列规定：

(1)拱形巷道的拱高，应根据岩石的稳固性，取巷道净宽的 1/2、1/3或 1/4；

667

(2)拱形巷道的墙高，应按架线高度、人行道高度、安全间隙及所选高等因素计算确定。

第 5.2.7条 平巷底板至轨面高度，经计算后应以 l0mm为模数取整。当采用钢筋混凝土轨枕时，平巷底板

到轨面的高度可按表 5.2.7选取。

表 5.2.7 平巷底板至轨面高度

轨型（kg

/m）9 11、12

15 1822、30

高度（mm） 320（260） 320（270） 350 350 400

注：(1)括号内数字系人力运输的高度。

(2)9、12、15、22、30kg/m为 YB(T)23—86《低合金钢轻轨》。

第 5.2.8条 管缆布置应符合下列要求：

(1)管道布置：

①管道宜布置在人行道一侧，管道架设宜采用托架、管墩及锚杆吊挂。

②在架线式电机车运输的平巷内，管道应避免在乎巷底板架设。

③管道与管道呈交叉或平行布置时，应保证管子之间有足够的更换距离。管子架设在平巷顶部时，不应防

碍其他设备的维修和更换。

(2)电缆布置：

①人行道一侧不宜敷设动力电缆；

②动力电缆和通讯电缆不宜敷设在巷道同一侧，当条件限制时，应将动力电缆设置在通讯、照明电缆的下

面，其间距不应小于 l00mm；

③电缆与风水管路平行敷设时，电缆应悬挂在管路上方，其间距应大于 300mm；

④电缆悬挂的位置应高于矿车高度。

第三节 支 护

第 5.3.1条 当巷道围岩 fkp 小于 6~9时应支护，支护型式可按表 5.3.1选择。

表 5.3.1 支护型式及适用条件

支护型式 服务年限(a) 适用条件 不适用条件

喷射混凝土 不限 fkp≥4,裂隙等级小于或等于 4

大面积渗林水或属部漏水,遇水膨胀的

岩层,有较大的腐蚀介质影响,与混凝土

(或砂浆)不粘结的岩层.大断层破碎带

锚杆 不限 fkp≥4,裂隙等级小于或等于 3节理裂隙特别发育及风化松软岩层

(裂隙等级为 4)

锚喷 ≥5 fkp≥2,裂隙等级小于或等于 4 同喷射混凝土

钢筋混凝土支架 5-10 fkp≥4,裂隙等级小于 3m 有动压、有膨胀性岩层

整体式

支护

砌体 ≥5 fkp≥4, 裂隙等级等于或小于 4

钢筋混凝土 ≥5 岩层松软,有动压极不稳岩层

668

注：(1)裂隙等级见《冶金工业建设工程地质勘察技术规范》；

(2)fkp 为岩石坚固系数。

第 5.3.2条 当巷道采用混凝土、混凝土块及料石等整体式支护时，其厚度可按表 5.3.2选取。特殊情况下

应进行支护结构计算。

表 5.3.2 混凝土、混凝土块、料石支护厚度

巷道净宽(mm)

支护厚度(mm)

fkp=4-6 fkp=3

混凝土 混凝土块 料石 混凝土 混凝土块 料石

3000

3500

4000

4500

5000

5500

＞5500

200

250

250

300

300

300

350

250

300

300

350

350

350

350

250

300

300

350

420

250

300

300

350

350

350

400

250

300

350

350

350

300

350

420

420

注：采用混凝土块和料石支护时，壁后应充填 50mm厚的混凝土层，混凝土强度等级为 C5~C10。

第 5.3.3条 支护材料的强度等级应符合本规范第 2.3.6条的规定。特殊地段应考虑抗渗及抗侵蚀要求。

第 5.3.4条 当采用预制钢筋混凝土支架时，构件的混凝土强度等级应为 C20~C30。受力钢筋可用Ⅱ、Ⅲ级

钢筋。梁柱结合处应加防腐木垫板或橡胶垫板。支架间距宜为 0.3~1.2m，支架背面应铺设背板，背板与围岩间应

用废石充填密实，各支架间应有横撑。

第四节 硐口及硐门

第 5.4.1条 硐口设计应符合下列规定：

(1)主平硐口必须设置硐门，硐门宜与硐口中心线正交或接近正交。

(3)当地形等高线与硐口巷道斜交，且岩石条件许可时，可采用斜交型硐门，硐门端墙与巷道中心线交角不

应小于 450。

(3)硐口边坡、仰坡的开挖高度及坡度，应根据工程地质、水文地质条件确定。但最大开挖高度不宜大于15m，

坡度不宜大于 1:0.3。

(4)硐门必须加强支护，加强段的最小长度不宜小于 5m。

第 5.4.2条 硐门的端墙、翼墙应按重力式挡土墙设计。

第 5.4.3条 硐门的结构应符合下列要求：

(1)硐门的结构应适应地形、工程地质、水文地质条件和硐门建筑设计要求；

(2)硐门端墙、翼墙的结构设计，应便于墙后积水迅速排出，必要时应在墙后设泄水导管或排水沟；

(3)翼墙应在工程地质情况变化处(段)设置沉降缝，

(4)端墙的高度确定，除保证硐口巷道的净高外，还应考虑巷道上部岩层覆盖的厚度及水沟挡墙的高度；

669

(5)翼墙为浆砌毛石时，高度不宜超过 7m。

第五节 水 沟

第 5.5.1条 水沟设计应符合下列要求：

(1)水沟的位置宜设在人行道一侧，当非人行侧宽度允许时，也可设在非人行侧；

(2)在专用排水巷或有底拱的巷道中，以及在铺设整体道床的巷道中水沟也可设在巷道中间；

(3)水沟的位置应避免或少穿越运输线路。

第 5.5.2条 在一般情况下，水沟坡度应和巷道一致，不应小于 3‰，在井底车场或巷道平坡线段内，水沟

坡度应按排水要求设计。水沟中的水流速度，不得小于 0.5m／s。

第 5.5.3条 水沟断面形状宜采用梯形，侧邦坡度宜取 1:0.1—1:0.25。断面尺寸应根据流量、坡度、水沟壁

面粗糙程度及水流速度确定。

第 5.5.4条 水沟盖板宜采用钢筋混凝土预制板，其厚度不应小于 50mm，宽度宜大于水沟上宽 200mm，

混凝土强度等级应为 C20。

第六节 平巷交岔点

第 5.6.1条 交岔点平面尺寸应符合下列要求：

(1)平巷交岔点应根据道岔型号、运输设备、线路布置、线路最小曲线半径、巷道断面规格、巷道的外侧加

宽、安全间隙等因素确定；

(2)交岔点断面形状应与相连接的巷道相同；

(3)交岔点弯道转弯半径应按下式确定：

Rmin=CLB (5.6.1)

式中 Rmin——线路允许最小曲线半径(m)；

LB——车辆轴距(m)；

C——系数，当行车速度 V≤1.5m/s时，C≥7；V>1.5m/s时，C≥10；V≥3.5m/s时，C≥15；线路弯道

转角大于 900 时，C≥10；对于带转向架的大型车辆(如梭车、底卸式矿车等)不得小于车辆技术文件

的要求。

(4)道岔与曲线线路连接时，应插入直线段，其长度应大于通过车辆的轴距；

(5)交岔点弯道外巷道断面的加宽，应符合本规范第 5.2.3条的规定。

第 5.6.2 交岔点墙高，在符合安全规程规定的各部位安全间隙的前提下，应随巷道宽度的增加而逐渐降低，

降低值为 200~500mm。

第 5.6.3条 当采用混凝土支护时，其厚度宜按交岔点断面最宽处确定；当交岔点较长时，也可分段采用

不同支护厚度。交岔点柱墩处，均应用混凝土或料石砌筑。

第七节 井底车场

670

第 5.7.1条 井底车场型式，应根据矿山井筒类型、矿井生产能力、运输方式以及车场内主要硐室布置的

要求等因素，经方案比较确定。

第 5.7.2条 车场线路设计应将合下列规定：

(1)箕斗竖井空、重车线的长度，应为 1.5~2.0倍列车长度。当采用曲轨卸载或翻笼卸载矿车不摘钩时，空

重车线的长度为 1.1~1.2倍列车长度；

(2)罐笼井作主、副井时，重车储车线不宜小于 1.5~2.0倍列车长度，空车储车线不宜小于 1.5倍列车长度；

当年产矿石 30万 t 以下时，储车线可按 1.0~1.5倍列车长度确定；

(3)副井空、重车线长度，应为 1.0~1.5倍列车长度，并应考虑 15~30m长的材料、设备的临时占用线；用

人车运送人员时，应设置 15~20m的专用线；

(4)矿车组斜井的空、重车储车线长度宜为提升矿车组长度的 2~3倍。

(5)一般情况下，调车线的长度，应为一列车长。

第 5.7.3条 井底车场弯道最小曲线半径的选取，应符合本规范第 5.6.1条的规定。

第 5.7.4条 线路坡度设计应符合下列规定：

(1)井底车场线路坡度应根据车场型式、矿车卸载方式、调车作业以及设备配置要求，经计算确定；

(2)井底车场标高应进行闭合计算，作为线路标高闭合计算的±0点，可按下列不同情况选取：

①当采用罐座时；应取罐笼轨面；当采用摇台时，应选取进车摇臂转轴点轨面；

②翻笼轨面、卸载站轨面；

③斜井井底车场竖曲线起点轨面。

第 5.7.5条 井底车场巷道断面应符合下列规定：

(1)井底车场巷道断面设计，应符合本规范第 5.2.1条的规定。

(2)井底车场处人行道的布置，应符合下列要求：

①主井空、重车线均应设置单侧人行道，同时考虑电机车进入的范围；

②副井空、重车线应设置双侧人行道；

③材料车线及马头门线段，应设置双侧人行道；

④车场绕道及调车线应设置单侧人行道，但调车线需在两侧进行摘钩作业时，应设置双侧人行道；

⑤人车车场处应设双侧人行道。

671

第六章 溜井、溜槽与装卸矿硐室

第一节 溜井、溜槽结构与加固

第 6.1.1条 溜井、溜槽的结构应避免断面突变，溜井应优先选用单段式直溜井。

第 6.1.2条 溜井断面形状的选择，直溜井宜选用圆形；斜溜井宜选用矩形或半圆拱形；溜槽宜采用梯形

断面。

第 6.1.3条 溜井、溜槽断面尺寸设计，应符合下列规定：

(1)溜井直径应为矿石最大块度的 4~8倍，且不得小于 2m；溜井直径或最小边长宜符合表 6.1.3的规定。

表 6.1.3 弯道加宽值（mm）

溜放矿石最大块度(mm) 非贮矿段直径或最小边长(mm)贮矿段直径或最小边长(mm)

无粘性矿石 粘性较大矿石

350

500

750

1200

＞2000

＞2500

＞3000

＞4000

＞3000

＞3500

＞4000

＞5000

≥5000

≥5000

≥5000

≥6000

(2)溜槽底宽为矿石最大块度 3-5倍，且不宜小于 2m，溜槽两侧坡角宜为 600~750 溜槽起点深度应为 3m，

并应由起点按 1/12—1/30坡度加深。

第 6.1.4条 溜槽底板坡度，在贮矿段应为 550~750；非贮段应为 450~550。溜槽斜长不宜大于 200m。

第 6.1.5条 斜溜井坡度的选择，在贮矿段应大于矿(岩)的流动角，当溜放不粘结矿石时，宜为 550~700；

溜放粘结性矿石，宜为 650~800；在非贮矿段斜溜井坡度不宜小于 550。

第 6.1.6条 溜口宽度不应小于矿石最大块度的 2.5倍。溜口宽高度应为溜口宽度的 0.8倍。

第 6.1.7条 溜口底板倾角应为 450~500；顶板倾角应大于矿石流动角。溜口斜脖长度，应为 0.5~2m。

第 6.1.8条 双溜口中心距离应为矿车长度的整数倍。

第 6.1.9条 溜井井口、溜井井筒穿过不良地层段、矿流冲击点、溜井井筒的变坡或转向处、斜溜道、溜

672

口、额墙、排矿口等部位，一般情况下均应加固。

第 6.1.10条 溜井应根据实际情况选挥加固类型和加固材料。当采用刚性加固时，加固材料的连接型式和

固定方法，应做到连接可靠和施工方便。

第二节 卸矿硐室

第 6.2.1条 卸矿硐室不应布置在主要运输巷道和通风巷道中。

第 6.2.2条 卸矿口应设有格筛，其两侧和卸矿方向对侧，应留有便于人行和处理大块矿石的平台，平台

宽应大于 1.0m，卸矿口应设置 1.2m高的护栏。

第 6.2.3条 卸矿口应加固，卸矿口尺寸和形式应与卸矿方式相适应，并应满足中心落矿要求。

第 6.2.4条 翻车机硐室设计应符合下列要求：

(1)单车翻车机硐室宜采用直筒式卸矿口；双车翻车机硐室宜采用矩形槽卸矿口；

(2)翻车机基坑至操作平台应设爬梯，翻车机两侧应设护拦；

(3)翻车机硐室高度应满足翻车机起吊、搬运和安装的要求；

(4)翻车机驱动装置硐室净高应大于 1.8m；翻车机两侧留人行道，其宽度宜大于 0.8m；有让车线时，翻车

机与电机车之间安全间隙应大于 0.4m。

第 6.2.5条 曲轨卸矿硐室宜采用矿槽式卸矿口，卸矿槽长度必须大于卸矿曲轨长度 0.5m以上。曲轨外侧

人行道宽度宜大于 0.8m。

第 6.2.6条 底卸式矿车卸矿硐室设计应符合下列规定：

(1)硐室高度应按起重高度要求确定；硐室宽度应满足卸矿槽宽度和两侧人行道宽度要求；

(2)矿槽挡墙、托滚基础均应采用钢筋湿凝土结构，托滚基础面、地沟基础面应作二次浇灌。

第 6.2.7条 底侧卸式矿车卸矿硐室的设计，除应符合底卸式矿车卸矿硐室的规定外，对底侧卸式曲轨还

要增设支点，并应作强度计算。

第三节 装矿硐室

第 6.3.1条 装矿硐室设计应符合下列要求：

(1)硐室长度由下式确定：

L二 b+s+C (6.3.1)

式中 L——装矿硐室长度(m)；

b——装矿溜口宽度(m)；

s——双溜口中心距(m)；

C——溜口两侧间隙之和为 1.2~2m。

(2)硐室宽度应根据运输线路的布置、装矿设备最大尺寸及与墙壁之间的安全间隙、放矿闸门和操作硐室布

置要求确定。

673

(3)硐室高度应根据检修平台高度、设备起吊高度、气缸伸长最大高度和操作高度要求确定。

第 6.3.2条 装矿硐室的装矿设备与车辆相关尺寸可按表 6.3.2选取。

表 6.3.2 装矿设备与车辆相关尺寸

矿车规格（m3）活动溜槽或

振动台板伸入矿车距离（mm）

活动溜槽或

振动台板高于矿车距离（mm）

0.50,(0.55.0.75)

1.2,2.0

(3.5).4.0

6.0.(9.0)

准轨矿车

150-200

200-300

250-300

300-400

>300

≥200

>250

>300

>300

>350

注：括号内为非定型矿车系列产品。

第 6.3.3条 溜井额墙应采用钢筋混凝土结构，厚度不宜小于 0.5m，并宜采用钢轨、钢板、锰钢板及高锰

钢板等材料加固。

第 6.3.4条 两个相邻装矿硐室之间的保安岩柱宽度，应根据围岩稳固程度确定，一般情况下应大于 8m。

第四节 安全设施

第 6.4.1条 溜井井口格筛应采用倾斜布置，当采用侧卸式矿车或翻车机卸矿时，其倾角可取为 300；采用

翻斗车卸矿时，倾角可取 150~300。格筛孔或条筛间距应按矿石最大块度尺寸确定，且不宜小于 lm，并应留处理

大块矿的操作空间。

第 6.4.2条 矿山主溜井的装卸矿硐室，应设操作硐室或操作平台。操作硐室应有正压新鲜风流供应，并

将污浊风流经通风系统排人回风巷，操作硐室设计应符合下列要求：

(1)操作硐室位置应便于观察装、卸矿情况；

(2)装矿操作硐室必须有两个安全出口，一个出口通装矿室，另一个出口经安全通道至运输平巷。安全通道

出口应设在进车侧，距装矿硐室边缘 20m~30m，底板标高应高出运输平巷轨面 0.3~0.5m。硐室应有良好照明。

第 6.4.3条 当采用无轨运输时，在溜井或溜槽上口应设置挡车装置。挡车装置设计应符合下列要求；

(1)车挡应采用钢结构或钢筋混凝上结构，一类矿山宜采用可拆卸的钢结构型式；

(2)车挡高度应大于汽车轮胎直径的 2/5；

(3)车挡最小长度应按汽车宽度、同时卸车的台数和其安全间隙确定。

第 6.4.4条 溜井井口和溜槽口上部及两侧，应设防排水设施。

674

第七章 地下破碎系统

第一节 一般规定

第 7.1.1条 地下破碎系统应包括卸矿硐室、上下部贮矿仓、破碎硐室、给矿硐室及与破碎生产工艺配套

的辅助硐室和通道。

第 7.1.2条 地下破碎系统应设有单独的通风除尘系统。

第 7.1.3条 破碎硐室应设两个出口。

第 7.1.4条 破碎硐室至卸矿水平和计量硐室，应设有人行通道。

第 7.1.5条 破碎系统硐室宜采用整体混凝土或锚喷支护，地面采用混凝土抹面。

第二节 破碎系统平面及竖向布置

第 7.2.1条 平面布置应符合下列要求：

(1)当采用主、副井开拓，且两条井相距不远时，破碎硐室与副井间应设联络通道；

(2)大件道应直接与主要提升运输的井巷及破碎硐室检修场地连通；

(3)破碎硐室的平面布置，宜优先采用端部布置型式。

第 7.2.2条 平面尺寸确定应符合下列要求：

(1)破碎硐室到箕斗井(或混合井)的岩柱厚度应大于 8m。

(2)破碎机排矿口中心到上部矿仓或溜井中心距 L应按下式计算：

L=b+d+ (7.2.2)

式中 b——破碎机排矿口中心到硐室端墙或侧墙的距离(m)；

d——额墙厚度(m)；

D——上部矿仓直径(m)。

(3)当设有两个上部矿仓时，两个矿仓间的岩柱厚度应大于 8m。

第 7.2.3条 地下破碎系统竖向布置总高度，应根据上部矿仓、下部矿仓、给矿硐室等高度确定。其总高

675

度宜为采矿阶段高度的整倍数。

第 7.2.4条 破碎硐室、大件道等主要工程，应布置在车场、运输阶段上。

第 7.2.5条 上部矿仓的容积，不应小于两列车的矿石量和 1h破碎量，下部矿仓的容积应满足箕斗 4h的

提升量。当高度受限制时，不得小于 2h的提升量。

第三节 破碎系统硐室

第 7.3.1条 破碎硐室内应设置起吊装置，并应设有检修场地。

第 7.3.2条 破碎硐室长度、宽度和高度，应分别按下列公式计算：

(1)破碎硐室长度：

单机端部布置：L=b1+b2+b3 (7.3.2-1)

双机两端布置：L=2(bl+b2)+b3 (7.3.2-2)

单机侧向布置：L=a+b4+b5+b3 (7.3.2-3)

双机侧向布置：L=2a+2b4+bs+b6+b3 (7.3.2-4)

式中 L——破碎硐室长度(m)；

a--破碎机基础宽度(m)；

b1——破碎机排矿口中心到硐室端墙距离(m)；

b2——破碎机排矿口中心到设备基础最外缘距离(m)；

b3——检修场地的长度(m)；

b4——破碎机的电动机风扇最突出部分到破碎机基础外缘距离(m)；

b5——破碎机基础外缘到硐室端墙距离(m)；

b6——电动机基础或电动机风扇最外缘到硐室端墙距离(m)。

(2)破碎硐室宽度：B=Bl+2C (7.3.2-5)

式中 B——破碎硐室净宽度(m)；

B1——吊车跨度(m)；

C——吊车轨道中心到硐室边墙安全间距(m)。

(3)破碎硐室高度：H=h+h1+f0 (7.3.2-6)

式中 H——破碎硐室高度(m)；

h——硐室地面到吊车轨面高度(m)；

h1——吊车桁架高度(m)；

f0——硐室拱矢高(m)。

第 7.3.3条 破碎硐室吊车梁设计应符合下列要求：

(1)吊车吨位应按检修设备的最大部件重量确定；

676

(2)吊车梁、柱的计算，应符合国家现行的《冶金工业厂房钢筋混凝土吊车梁设计规程》的规定；

(3)硐室围岩稳定时，可采用间断式或连续式岩壁锚杆牛腿。

第 7.3.4条 大件道设计应呈水平布置，其断面应满足最大部件运输要求，大件道与箕斗井相连部分宜按

马头门形式设计。

第 7.3.5条 变电硐室应布置在进风侧，地面应铺设混凝土，并高出破碎硐室地面 300~500mm。

第 7.3.6条 除尘硐室应设在回风侧，且不宜布置在破碎机硐室内。

第 7.3.7条 操作硐室应布置在破碎硐室进风侧、易观察的部位，并应与尘源隔离。

第 7.3.8条 带式输送机巷道设计，应符合下列规定：

(1)断面尺寸应根据带式输送机的规格及检修方式、人行等要求确定，应设双侧人行道，其宽度一侧为 lm，

另一侧为 1.5m；

(2)与破碎硐室之间应设置人行、通风联络道；

(3)应按排水坡度做成混凝土地面；

(4)带式输送机中心线，应与箕斗受矿方向中心线相重合。

677

第八章 硐 室

第一节 一般规定

第 8.1.1 中央变电硐室和其他机电硐室应用非燃烧材料支护。硐室内不应渗水。电缆沟应无积水。

第 8.1.2 硐室内设备之间距离，应满足设备运输和检修要求。设备到墙壁间的距离，应大于 0.5m。

第 8.1.3条 硐室底板宜做混凝土或砂浆抹面，厚度不应小于 50mm，并应设 3‰左右的排水坡度。

第二节 水泵硐室

第 8.2.1条 水泵硐室应靠近井筒敷设排水管道的一侧，并与井下中央交电硐室毗邻。

第 8.2.2条 水泵硐室应有两个出口，一个出口通往井底车场，并应设置防水门；另一个出口通往井筒的

管子斜道。

第 8.2.3条 水泵硐室地面应比入口处的井底车场巷道轨面高出 0.5m，并应低于变电硐室地面 0.3m；

斜井井底车场水泵硐室通道与设有高低道的储车线相连接时，水泵硐室应设于高道一侧，其地面应高于高

道轨面 0.5m；当为潜没式水泵硐室时，其硐室地面应低于井底车场巷道轨面 4~5m。

第 8.2.4条 水泵硐室的吸水井、配水井应采用混凝土砌碹。硐室地面应铺设厚度为 0.1m的混凝土，并应

考虑排水坡度。电缆沟应用混凝土砌筑，沟底纵向坡度为 3‰，坡向集水坑或吸水井。

第 8.2.5条 水泵硐室应敷设轨道，并在硐室内设置转盘。硐室内的轨道轨面应与水泵硐室混凝土地面标

高一致。硐室应设与井底车场连通的通道，通道的断面应满足设备最大件的运输要求。

第 8.2.6条 水泵硐室应设置起重设施。

第 8.2.7条 管子道宜布置在水泵硐室端部，管子道倾角不应大于 300；潜没式水泵硐室管子道倾角应小于

450。管子道出口应高于马头门地面 7m以上。管子道断面宽度，应根据排水管数量、规格、布置型式、安装要

求及人行踏步的宽度确定。管子道断面高度不应低于 2m。

第 8.2.8条 管子道设施应符合下列要求：

(1)管子道应设托管梁或管墩，有电缆通过时，应设电缆架；

678

(2)管子道与竖井连接处的平台长度应大于 2m，并应使人员能从平台进入梯子间；

(3)在管子道与竖井连接处的平台顶板，应设起重梁或吊环；

(4)人行台阶宽度应大于 600mm，高度不应大于 300mm。

第 8.2.9条 水泵硐室配置成有配水井及配水巷型式时，吸水井底板应低于配水井(巷)底板 lm左右。

第 8.2.10条 水仓与配水井或配水井与吸水井之间应设置不小于 300mm厚的混凝土挡水墙，配水井底板

应低于水仓底板。

第 8.2.11条 潜没式水泵硐室的分水巷，应设置分水闸阀硐室，并应安装操作平台，其高度不宜低于 4.5m。

进水巷应设置钢筋混凝土挡水墙并应采取防渗漏措施。

第三节 中央变电硐室

第 8.3.1条 中央变电硐室与水泵硐室不毗邻时，其地面应高出井底车场运输巷道与硐室通道交点轨面

0.5m。

第 8.3.2条 中央变电硐室长度超过 6m时，应在两端各设一个出口并装有外开的铁栅栏门。当与中央水泵

硐室联合布置时，则一个出口通井底车场，另一个出口可通中央水泵硐室。

第 8.3.3条 中央变电硐室与中央水泵硐室之间，应设置防火门或栅栏门。

第 8.3.4条 硐室电缆沟应用混凝土砌筑，沟底纵向坡度应为 3‰左右，坡向集水坑或吸水井。

第 8.3.5条 中央变电硐室在通往井底车场的通道中，应设密闭防水门和不妨碍防水门关闭的铁栅栏门。

防水门外 5m范围内巷道应用混凝土砌碹或用其他非燃烧材料支护。通道断面应能通过变电硐室内最大设备。通

道底板坡度宜采用 3‰，坡向出口。

第四节 水 仓

第 8.4.1条 水仓的布置形式应根据井底车场型式、泵站位置及围岩稳定条件确定。水仓入口应靠近井底

车场或运输巷道的最低点。

第 8.4.2条 水仓应由两组独立的巷道组成，水仓长度及断面大小应根据水仓容量、围岩条件和清仓设备

外形尺寸确定。水仓顶板标高应低于水泵硐室底板 lm以上，并应低于水仓入口水沟底板标高，其平面和立面布

置尺寸应进行闭合计算。当清仓采用矿车运输时，水仓通道内应能存放一定数量的矿车。

第 8.4.3条 每条水仓的容积应能容纳 2~4h的矿井正常涌水量。两条水仓总容积，应能容纳 6~8h的矿井

正常涌水量。

第 8.4.4条 水仓进水口应设置蓖子。采用充填采矿法的矿山，在水进入水仓之前应设沉淀池。

第 8.4.5条 水仓宜采用喷锚网联合支护或混凝土支护；在稳固围岩中，服务年限不长的水仓可不支护。

水仓清泥量大，底板松软时，水仓底板应铺设混凝土。

第 8.4.6条 两条水仓之间的岩柱不应小于 8m，且不得漏水。水仓的坡度不宜小于 3‰，向吸水井方向上

坡。水仓最低点应设在斜巷的下部，并应设集水窝。水仓的平曲线半径宜为 8~l0m。消理斜巷倾角宜为 100

679

~200。

第五节 井下爆破器材库及炸药发放硐室

第 8.5.1条 井下爆破器材库应包括炸药及起爆器材存放库、辅助硐室和通向库房的一组巷道等。辅助硐

室中应有雷管检选、发放炸药、放炮工具存放、管理人员室等专用硐室。

第 8.5.2条 井下爆破器材库的位置，应选择在岩层稳固地段，不得设在含水层及破碎带内。井下爆破器

材库的布置型式应根据矿山规模确定。炸药消耗量较大的一、二类矿山，宜采用硐室式库房；炸药消耗量较小的

三类矿山，可采用壁槽式库房。

第 8.5.3条 井下爆破器材库的布置，应符合下列要求：

(1)库房距井筒、井底车场和主要运输巷道的距离：硐室式库房不小于 l00m，壁槽式库房不小于 60m；

(2)库房距经常行人巷道的距离：硐室式库房不小于 25m；壁槽式库房不小于 20m；

(3)库房的联络巷道必须拐三个直角弯，联通巷道在拐弯处应延长 2m，断面不小于 4m2；

(4)井下爆破器材库应设两个出口；

(5)贮存雷管及硝化甘油类炸药的硐室或壁槽应设金属网门；

(6)贮存爆破器材的硐室、壁槽之间应留有足够的殉爆安全距离。

第 8.5.4条 井下爆破器材库必须有单独的通风风流，并应保证每小时有 4倍于爆破器材库总容积的风量。

回风风流应直接进入矿山的回风巷道内。

第 8.5.5条 发放硐室及 15m以内的连接巷道，应采用混凝土或非燃烧材料支护，库房内应采取防潮措施。

库房地板应铺 0.1m厚的混凝土，并应在其上铺设木地板或胶板。

第 8.5.6条 库房内必须备有足够数量的消防器材和高压水管。出入口处必须设置向外开的防火铁门。

第 8.5.7条 井下爆破器材库的贮存量：单个硐室贮存炸药量不得超过 2t；单个壁槽贮存的炸药量不得越

过 400kg。其库容量不得超过该矿井 3昼夜的炸药需要量和 10昼夜的起爆器材需用量。

第 8.5.8条 有矿尘爆炸危险的矿井井下爆破器材库附近，必须设置岩粉棚并定期更换岩粉。

第 8.5.9条 贮存爆破器材的硐室或壁槽内不得安装灯具；电源开关箱应设在辅助硐室里；有可燃性气体

和粉尘爆炸危险的井下库房必须使用防爆型电灯和安全电筒；其他井下库房可使用蓄电池灯、安全手电筒等作为

移动式照明。

第 8.5.10条 井下爆破器材库的辅助硐室布置，应符合下列要求：

(1)火药发放硐室应在发放通道内加设一道带发放窗口的栅栏门；

(2)雷管检选硐室应布置在发放硐室一侧的尽头巷道内；

(3)放炮工具存放硐室和消防器材硐室，应布置在发放硐空前面的通道一侧或利用尽头巷道，其规格应满足

存放消防器材的堆放要求；

(4)电气设备硐室宜设在防火门与栅栏门之间的通道一侧。

680

第 8.5.11条 每个爆破器材库应有两个便于运送炸药和行人的出口。其中一个出口，可铺设轨道至炸药库

第一个直角弯处。卸炸药地点应设置平台。

第 8.5.12条 多阶段开采的矿山，并下爆破器材库距采区工作面超过 2.5km或井下不设爆破器材库时，可

在各阶段设置井下爆破器材发放硐室。

第 8.5.13条 发放硐室设计应满足下列要求：

(1)发放硐室应有专用通风巷道；

(2)发放硐室存药室距经常行人的巷道不应小于 25m，至少拐一个直角弯与行人巷道相联；

(3)发放硐室存放的炸药不得超过 500kg，雷管不得超过一箱；炸药与雷管必须分开存放，并用砖或混凝土

隔墙隔开，墙厚度不小于 250mm；

(4)发放硐室通道入口处应设置防火门和栅栏门，回风道处应设置调节风门，硐室内应配备必要的消防器材；

(5)发放硐室支护，应符合本规范第 8.5.5条规定。

第六节 通风机硐室

第 8.6.1条 选择通风机硐室的位置，应使供风距离最短。

第 8.6.2条 通风机硐室应包括通风机室、变电室、入风道和出风道等。

第 8.6.3条 硐室内应设置起重设施。

第 8.6.4条 在寒冷地区入风温度低于 2℃时，应采取预热空气措施。

第 8.6.5条 硐室宜采用整体砌筑；当采用砌块砌筑时，应抹 20mm厚水泥砂浆面层。必要时应采取消声

措施。

第 8.6.6条 通风机硐室入风巷道和出风巷道断面，应根据总风量、风速确定。当入风巷道兼作大件道时，

入风巷道的尺寸尚应满足设备最大件运输的要求。

第 8.6.7条 机电硐室与通风硐室相互贯通时，应安装密闭门。

第七节 电机车修理硐室及充电硐室

第 8.7.1条 电机车修理硐室的位置应设在井底车场或主要巷道进出车方便、岩层稳固的地点。

第 8.7.2条 电机车修理硐室的尺寸，应根据电机车规格、行人及检修宽度、电机车起吊高度和电机车数

量确定。

第 8.7.3条 工作机车台数在 10台以下，电机车修理硐室可设一个机车出口，并应有兼作人行道的通风道

作为第二个出口，其宽度应在 1m以上，高度不小于 1.8m。

第 8.7.4条 工作机车台数在 10台以下时，可设置一个修理坑；超过 10台时，应设两个修理坑，并根据

修理坑的位置、数量，设置相应的人车线。

第 8.7.5条 电机车修理硐室内应设起重设施、钳工工作台、工具保管箱、工具架及手摇钻台等。

第 8.7.6条 电机车修理硐室布置型式，应符合下列要求：

681

(1)架线式电机车：当巷道围岩稳定性为中等时，宜采用硐室型车库；当岩石稳固，电机车数量不多，使用

年限不长时，车库可设在运输巷道加宽部分，其间以隔墙或栅栏分隔开。

(2)蓄电池电机车：主要运输巷道采用蓄电池电机车运输时，应设交流室、充电室和修理间，并应采用联合

布置。当不能联合布置时，充电室与交流室间的距离不宜大于 l00m。

第 8.7.7条 对有淋水的围岩，修理间、交流室和充电硐室的支护应有防水措施，各硐室的进出口应设栅

栏门。当变流室变流设备为整流变压器时，变流室的进出口应增设向外开的防火门。各硐室内应备有灭火器材。

第 8.7.8条 充电硐室尺寸应根据充电台的布置型式(单排式或双排式)、蓄电池机车规格、数量、电池箱规

格、充电台数量、人行道宽度以及起重设施高度等确定。

第 8.7.9条 当充电硐室设置 1~6个充电台时，可设置 1个电机车出口；6个以上充电台时，应设置两个电

机车出口。

第 8.7.10条 充电硐室应选在井底车场附近的新鲜风流处，且必须有单独风流通风。充电硐室与变流室串

连通风时，充电硐室应布置在下风侧位置。

第 8.7.11条 三类矿山蓄电池机车的充电硐室，可设在地面井口附近，条件适合且运距较远时，也可设在

井下。当井下不设充电硐室和变流室时，在修理间内，应布置更换电池箱的存放台。

第 8.7.12条 采用平硐开拓的矿山，修理间、充电室和变流室可设在地面；当平硐较长时，变流室的位置

应经方案比较后确定。

第 8.7.13条 充电硐室内应用混凝土铺底，厚度不小于 0.1m，并采用整体道床。硐室地面向外部巷道应有

3‰的下坡，检修境内地面向集水坑应有 3‰~5‰的下坡。

第八节 无轨设备中央维修硐室

第 8.8.1条 无轨化的一类矿山，主要运输阶段应设中央维修硐室。其位置应设在井底车场附近主要巷道

进出车方便、岩层稳固的地点。

第 8.8.2条 中央维修硐室应设有车辆检修室、液压件检修室、电器仪表检修室、备件库、油脂室、轮胎

室、蓄电池室、燃油室和维修值班室等，并应设车辆冲洗场地和停车场地。

第 8.8.3条 车辆检修室应设检修坑，其数量可视井下车辆多少而定。检修坑的尺寸应根据车辆及机修要

求设置。检修坑的底板必须用混凝土抹平并设 3‰的坡度。在最低端应设 300mm深的集油坑。

第 8.8.4条 车辆检修室的宽度应满足一台最大车辆在检修，另一台车辆可以从另一侧通过，并应符合安

全间隙的要求。硐室高度应放起吊设备最大件及起吊设施的要求确定。

第 8.8.5条 车辆检修室，应考虑压气、供水、供电等各种预埋管件的配置。

第 8.8.6条 车辆检修室的进出口，应设铁皮安全门及信号标志。

第 8.8.7条 中央维修硐室底板应做混凝土地面。地面应高于出入门处阶段运输巷道路面 300mm。

第 8.8.8条 油脂室、燃油室的位置，宜设在维修硐室的下风向部位，室内设集油槽、集油坑，并应设明

682

显的严禁烟火标志及防火门。

第 8.8.9条 中央维修硐室应设消防设施。

第九节 防水闸门硐室

第 8.9.1条 防水闸门硐室位置的选择，应将合下列要求：

(1)防水闸门硐室应设置在坚硬、稳固、完整、致密的岩层中；

(2)防水闸门硐室宜设在隔断有突然涌水可能的地段或井底车场附近主要运输巷道内；

(3)防水闸门硐室应设在小断面和直线巷道中。

第 8.9.2条 防水闸门硐室所承受的最大水压值，应按下列情况考虑：

(1)按最高静止水位与开采水平间的高差作为最大水压；

(2)矿井延深水平的防水闸门和硐室所承受的最大水压，当保留原有水平的排水能力时，可取原有水平与延

深水平间的高差作为最大水压，并应留有余地。

第 8.9.3条 防水闸门硐室前后 5m范围内，必须用混凝上或钢筋混凝土砌筑，壁后应注浆填实。

第 8.9.4条 在来水方向的巷道底板，应铺设不小于 5m长的混凝土地面，地面不得高于附近巷道底板；当

巷道设有轨道时，应铺设便于拆除的短节轨道。

第 8.9.5条 防水闸门硐室通道内的水沟，应与设有阀门的水管相通，并应在进水管口设置铁蓖子。

第 8.9.6条 防水闸门应向来水方向打开，闸门前应设置两根起重梁。硐室墙壁应埋设观测孔、放水孔所

用的钢管和阀门。

第 8.9.7条 通过防水闸门硐室墙的电缆孔，应在里侧封堵密实，以防漏水。

第 8.9.8条 防水闸门硐室密闭厚度应按现行的《混凝土结构设计规范》计算确定。

第 8.9.9条 防水闸门硐室宜采用素混凝土浇筑，当水压较高时，应在门框周边及背后按构造配置钢筋或

工字钢框架。

第十节 其他硐室

第 8.10.1条 一、二类矿山，宜在井底车场或采区设置工具、备品保管硐室。其尺寸宜为：宽 2~4m，高

2.3~3m，长 3~7m。

第 8.10.2条 一、二类矿山应设置井下医务室，其位置宜布置在副井井底车场。医务室内地面应高出相邻

运输巷道底板 0.3m。

第 8.10.3条 在采用机械提升设备运送人员的一、二类矿山，应在主要运输阶段的副井井底车场设置井下

等候室。等候室应有两个通道与井底车场连通，并应符合下列要求：

(1)等候室与井筒间的岩柱不应小手 8m；

(2)等侯室内应无滴、漏水现象。

第 8.10.4条 一、二类矿山井下工人集中生产作业阶段，应设井下食堂，其设计应符合下列要求：

683

(1)井下食堂硐室的位置，除考虑岩层稳固条件外，应选择在交通便利的新鲜风流处；

(2)食堂设备及建筑可参照地表食堂标准进行设计；

(3)食堂硐室地面应高出相邻运输巷道轨面 0.3m。

第 8.10.5条 各生产阶段应设置井下卫生间。

第 8.10.6条 井下调度室设计应符合下列要求：

(1)一、二类矿山井下调度硐室应设在井底车场附近运输车辆来往频繁的地方，并应有良好的通风条件；

(2)调度硐室的支护必须有防潮、防火的措施。硐室底板应高出运输巷道底板 0.3m。硐室内部应适当装修。

第 8.10.7条 一、二类矿山的每一生产阶段均应设置凿岩机修理硐室，其位置可设在井底车场或阶段凿岩

机作业集中地点。

第 8.10.8条 采区变电硐室设计，应符合下列要求：

(1)变电硐室长度超过 6m时，应在两端各设一个出口，并装有向外开的铁栅栏门；

(2)硐室的高度由设备的要求决定，但不得小于 2.5m；

(3)硐室的电缆进、出线或穿过墙壁部分，应以金属管保护；

(4)硐室内应考虑设置消防器材的位置；

(5)采区变电硐室地面应高于入口处巷道轨面 0.2m；

(6)采区变电硐室除符合第 8.1.1条~第 8.1.3条要求外，还应选择在通风良好、采区用电负荷集中的地方。

第 8.10.9条 采区保养站设计，应符合下列规定：

(1)采用无轨设备的矿山，每个阶段或采区应设一个小型的无轨设备保养站；

(2)保养站由保养间、油脂、燃油间和保养材料库等组成。

第 8.10.10条 消防材料硐室设计，应符合下列要求：

(1)消防材料硐室应设置在每个阶段的井底车场或主要运输巷道附近；

(2)消防材料硐室应设两个出口，一条为进出车线，另一条为人行通道，出入口处均应设栅栏门；

(3)消防材料硐室内应设停车线，停车线一侧应设有材料、消防器材堆放平台，硐室内应设排水沟。

684

第九章 锚杆喷射混凝土支护

第一节 一般规定

第 9.1.1条 在采动影响下的工程，宜采用钢纤维喷射混凝土支护；在塑性流变岩体中，宜采用先柔后刚

的组合支护。

第 9.1.2条 下列岩体及地段，不宜采用单一的锚喷支护：

(1)膨胀性岩体；

(2)严重湿陷性黄土层；

(3)大面积淋水地段；

(4)严寒地区的冻胀岩体；

(5)严重腐蚀地段；

(6)未胶结的松散岩体。

第 9.1.3条 岩体分类应按本规范附录二执行。

第 9.1.4条 采用喷射混凝土或砂浆锚杆支护，应优先选用硅酸盐水泥，特殊情况下采用特种水泥。水泥

标号不应低于 425号，其性能应符合现行水泥标准。

第二节 锚杆支护

第 9.2.1条 砂浆锚杆支护应符合下列规定：

(1)宜用于 I~Ⅳ类围岩中；

(2)砂浆锚杆杆体可采用螺纹钢筋，其机械性能应符合表 9.2.1的要求；

(3)钻孔直径宜大于杆体直径 15mm，杆体直径宜为 14~22mm，锚杆长度应超出围岩(危岩)松动范围，锚杆

应呈梅花交错布置；

(4)水泥砂浆强度不应小于M20；

685

(5)锚杆设计锚固力不应小于 50kN。

表 9.2.1 锚杆钢筋类别及机械性能

钢 号 代 号 直 径(mm) 设计抗拉强度(MPa) 设计抗压强度(MPa) 延伸率(%)

3号钢

20锰钢

25锰钢

5号钢

A3、Ay3

20MnSi

25MnSi

40Si2MnV

14-25

10-25

10-25

10-25

210

310

340

500

210

310

340

400

25

16

14

19

第 9.2.2条 早强砂浆锚杆支护，应符合下列要求：

(1)宜用于软弱、破碎、自稳时间短的围岩支护中；

(2)早强砂浆可用硫铝酸盐早强水泥，加砂后掺入早强剂；

(3)早强砂浆应在 2~4h内具有 50kN以上的锚固力。

第 9.2.3条 快硬水泥卷锚杆支护，应符合下列要求：

(1)宜用于 I~Ⅳ类围岩中；

(2)快硬水泥卷可用于全长锚固或内锚固段；

(3)锚杆钻孔直径应大于卷径 4~5mm；

(4)作内锚固时，内锚头长度宜为 300~400mm。

第 9.2.4条 树脂锚杆支护应符合下列要求：

(1)树脂锚杆宜用于 I~Ⅳ类围岩中；

(2)树脂锚杆可作为全长锚固或内锚固段；

(3)作内锚固时，内锚头长度应为杆体直径的 10倍，宜为 200~250mm；

(4)树脂宜为高分子合成树脂或不饱和聚脂树脂；

(5)树脂锚杆杆体直径应为 16~22mm；

(6)树脂锚杆固化时间应小于 10min。

第 9.2.5条 缝管式锚杆支护应符合下列要求：

(1)宜用于 I~Ⅳ类围岩，多用于临时支护；

(2)缝管式锚杆杆材应采用屈服强度不低于 350MPa的合金钢材，采用壁厚 2~2.5mm的 16Mn或 20MnSi带

钢轧制而成；

(3)缝管直径宜为φ38~45mm，缝宽 14mm，抗拉断力不应小于 120kN，托板尺寸宜采用 120mm×120mm×

6mm；

(4)挡环宜采用φ12~φ14mm圆钢；

(5)锚杆长度应为 1.2，1.5，1.8，2.0，2.5m；

(6)缝管式锚杆作为永久支护时，管内应灌入有膨胀性的水泥砂浆。

9.2.6条 楔管式锚杆支护应符合下列规定：

686

(1)宜用于 I~Ⅳ类围岩的临时支护；当用于永久支护时，应待围岩应力调整和变形稳定后，灌注有膨胀性的

水泥砂浆；

(2)开缝异径管宜采用φ40~φ45mm，开缝长 lm，缝宽小于 20mm，钢材用 Q235，壁厚 2.75~3.25m；

(3)上楔、下楔宜采用长 100mm，φ26mm圆钢；

(4)定位销宜采用φ6×35mm的现行标准件；

(5)挡环宜采用φ12~φ14mm圆钢；

(6)托板尺寸为 120mm×l20mm×6mm普通碳素钢板；

(7)楔管式锚杆锚固力应大于 25kN。

第 9.2.7条 端头锚固式锚杆支护应符合下列规定：

(1)宜用于 I~Ⅳ类围岩中作临时支护；

(2)杆体材质宜用 Q235、20MnSi；

(3)杆体直径可按表 9.2.7选用；

(4)托板宜采用 150mm×l50mm×6mm的 Q235钢板；

(5)内锚头锚固力不应低于 50kN；

(6）服务年限大于 5a的工程，锚头锚固型的锚杆应在孔内注满水泥砂浆。

表 9.2.7 端头锚固型锚杆杆体直径

锚杆型式机械锚固

树脂锚固 快硬水泥卷锚固楔缝式 胀壳式 倒楔式

杆体直径(mm) 20-25 14-22 14-22 16-22 16-22

第 9.2.8条 预应力式锚杆(索)支护，应符合下列要求：

(1)锚固深度大、锚固支护抗力高的特殊工程部位，宜采用预应力锚杆(索)。

(2)锚索宜采用高强钢丝或多股钢绞线，其性能可按表 9.2.8-1选取。

表 9.2.8-1 高强钢丝与多股钢绞线

种类 直径(mm) 截面积(mm) 设计抗拉强度(MPa) 设计抗压强度(MPa) 伸长率(%)

钢绞线

9

12

15

50.3

89.5

140

1130

1070

1000

360

360

360

＞4

纲 丝4

5

—

—

1130

1070

400

4004

(3)根据围岩松动范围和围岩产状，选择锚杆(索)长度及方向，锚固角度应避免在+100~-100 之间。

(4)锚头宜采用胶结锚固或机械锚固型式。胶结锚固段长度可取 3~5m。

(5)锚杆预加应力应按表 9.2.8-2选取。

表 9.2.8-2 预加应力

687

永 久 锚 固 临 时 锚 固

≤0.8拉力荷载

≤0.9屈服荷载

安全系数≤2.5

≤0.85拉力荷载

≤0.9屈服荷载

安全系数≤1.5

(6)受拉杆件的粘结应力应按表 9.2.8-3选用。

表 9.2.8-3 砂浆允许粘结应力

砂浆标准强度等级 M20 M24 M30

允许粘结应力(MPa) 1.0 1.2 1.35

第三节 喷射混凝土支护

第 9.3.1条 喷射混凝土设计强度等级不应低于 C15，要求 1d后的抗压强度不低于 5MPa。

第 9.3.2条 喷射混凝土设计强度，应符合表 9.3.2规定。

表 9.3.2 喷射混凝土设计强度

强度种类喷射混凝土强度等级

C15 C20 C25 C30

轴心抗压(Mpa)

弯曲抗压(MPa)

抗拉(MPa)

弹性模量(Pa)

7.5

8.5

0.9

2.2×104

10

11

1.1

2.55×104

12.5

13.5

1.3

2.8×104

15

16.5

1.5

3.00×104

第 9.3.3条 速凝剂使用前，应按标准做相容性试验和水泥净浆凝固效果试验，掺入量应为水泥重量的 2.5％

~5％。

第 9.3.4条 喷射混凝土厚度，应大于 50mm，最大厚度不宜超过 150mm。钢筋网喷射混凝土最小厚度应

为 l00mm，最大不宜超过 200mm。

第 9.3.5条 钢纤维喷射混凝土，应使用φ0.3~φ0.5mm，长度 20~25mm的普通碳素钢纤维，渗入量宜占

混合物料重量的 3％~5％。

第 9.3.6条 设计选用钢纤维混凝土的强度等级不应低于 C25，抗拉强度不应低于 2MPa。

第 9.3.7条 钢筋网喷射泥凝土的钢筋宜采用直径为φ6~16mm的 I、Ⅱ级钢筋，钢筋间距宜为 150

~300mm，钢筋保护层厚度应大于 20mm，水工隧硐的保护层应大于 50mm。钢筋搭接长度应符合现行有关规程

要求。

第 9.3.8条 在大变形的不良岩层中，宜采用U型钢、钢管、型钢等可缩性钢支架与喷射混凝土组合支护，

钢架背背后使用喷射混凝土密实充填。

688

第十章 地下动力设备基础

第一节 一般规定

第 10.1.1条 动力设备基础设计，应取得下列资料：

(1)动力设备的型号、规格、重量、重心位置及其轮廓尺寸图；

(2)动力设备的功率、转速及传动方式；

(3)设备基础平面轮廓尺寸图，图上应注明沟(槽)、孔洞、地脚螺栓、预埋件等的尺寸和位置；

(4)当基础需要进行振动计算时，应取得设备的动荷载及作用位置和设备质量惯性矩等资料，

(5)基础场地的工程地质、水文地质及其有关物理力学性质资料。

第 10.1.2条 动力设备基础与相邻构筑物或设备基础必须分开。

第 10.1.3条 动力设备基础宜采用混凝土或钢筋混凝土建造，当其设置在整体性较好的基岩上时，可采用

锚杆基础。

第 10.1.4条 动力设备底座边缘至基础边缘的距离不宜小于 100mm，在设备底座下应预留不小于 25mm的

找平层或二次浇灌层。

第 10.1.5条 大块式或不直接承受冲击力的墙式基础采用的混凝土强度等级不应低于 C10，框架式或受冲

击力的墙式基础混凝土强度等级不应低于 C15，有防水、防油要求的基础，其混凝土强度不应低于 C20，二次浇

灌的混凝土强度可比基础的混凝土强度提高一级。

第 10.1.6条 设备基础的配筋，宜采用 I级或Ⅱ级钢筋，不得使用冷轧钢筋。受冲击力较大的部位成采用

热轧变形钢筋。

第 10.1.7条 动力设备基础地脚螺栓的设置，应符合下列规定：

(1)地脚螺栓埋置深度，当混凝土强度等级大于或等于 C15时，不应小于 20倍螺栓直径，锚杆式地脚螺栓

不应小于 15倍螺栓直径，构造螺栓可不受上述限制；

689

(2)螺栓中心线距基础边缘不应小于 4倍螺栓直径，预留孔边距基础边不应小于 100mm，不能满足要求时，

应采取加强措施；

(3)预埋地脚螺栓底面下的混凝土净厚度不应小于 50mm，预留孔孔底混凝土净厚度不应小于 100mm。

第 10.1.8条 机组(包括设备、基础和基础上的回填物)的总重心与基础底面形心，宜位于同一垂直线上。

当有偏心，地基容许承载力大于 147kN/m2 时，偏心距与偏心方向的基底边长的比值不得大于 5％。

第 10.1.9条 设备的垂直扰力宜作用在通过基础的重心线上，设备的水平扰力宜作用在通过基础重心的平

面内。

第 10.1.10条 设计基础时，应使机组的自振频率和机器正常工作的扰力频率相差 25％左右。

第 10.1.11条 低频设备基础的自振频率，应高于设备的扰力频率，使机组处在共振前工作。

第 10.1.12条 基础传至地基的静压力，应包括设备及辅助设备、基础及其上的回填物、支承在基础上的

平台、管架及其他结构构件的重量。

第 10.1.13条 基础下地基的承载力，应通过计算确定。

第二节 破碎机基础

第 10.2.1条 基础的布置及构造尺寸应符合下列规定：

(1)墙式基础的墙厚不应小于 400mm，墙基深度不应小于墙厚；

(2)墙式基础的墙宜与破碎机扰力方向平行，墙的高(净高)厚比不宜大于 6。如墙与破碎机扰力方向相垂直

时，墙的高厚比不宜大于 4。

第 10.2.2条 基础的振动计算，可考虑水平扰力方向的振幅，不考虑垂直分力的影响。水平扰力方向的允

许振幅可按表 10.2.2采用。

表 10.2.2 破碎机基础顶面允许振幅值

机器转速 n(r/min) N≤300 300＜n≤750 ＞750

允许振幅(mm) 0.25 0.2 0.15

第 10.2.3条 基础的强度计算荷载，应包括构件、设备自重和 3倍的扰力值。

第 10.2.4条 破碎机扰力值及作用点，应由设备制造厂提供。当不能提供时，可根据下列原则确定：

(1)旋回式圆锥破碎机可仅考虑动锥体(包括平衡块)绕垂直轴线作水平回转时所产生的扰力。

(2)复摆颚式破碎机可只考虑动颚(包括平衡块)在偏心轴带动下所产生的扰力；简摆颚式破碎机除考虑动颚

在偏心轴带动下所产生的扰力外，尚应考虑连杆的扰力。

(3)颚式破碎机的扰力具有水平和垂直两个方向的分量，扰力幅值在动力计算中对水平和垂直两个方向的

量，可不同时考虑。

第 10.2.5条 基础静力计算应考虑撞击力的影响。动力计算应按机器空转时的扰力进行。

第 10.2.6条 基础的配筋设计应符合下列要求：

(1)当大块式基础体积小于 40m3 时，可不配筋，仅在开孔或切口尺寸大于 600mm的孔壁及切口周边，以及

690

局部被削弱部分配置构造钢筋。当体积大于 40m3 时，除满足上述要求外，还应在基础顶、底面配置构造钢筋。

(2)当墙式基础墙的高厚比不满足第 10.2.1条规定时，必须通过计算确定配筋量。

(3)顶面的配筋应由计算确定，当顶面有较大开洞时，宜采用梁的配筋形式。

(4)框架基础各构件的配筋，应由计算确定。

第三节 板式给矿机基础

第 10.3.1条 基础设计除本规范第 10.1.1条所述资料外，尚应取得下列资料：

(1)板式给矿机受矿方式、受矿仓的尺寸、溜口位置、溜口形状和尺寸图；

(2)被输送的矿石容重、平均块度及矿石的内摩擦角。

第 10.3.2条 基础形式宜采用墙式、框架式或柱式基础。

第 10.3.3条 基础设计应按现行的《动力机器基础设计规范》有关规定进行强度和稳定性验算。其荷载应

包括：

(1)板式给矿机各部分的自重；

(2)板式给矿机链板上矿石自重；

(3)松散矿石在矿仓溜口处链板上的矿柱自重。

第 10.3.4条 墙式基础设计应符合下列要求：

(1)结构尺寸：纵墙厚应大于 400mm，高厚比不得大于 6；横墙厚应大于 500mm，高厚比不得大于 4，底板

厚宜大于墙厚；

(2)当满足结构尺寸要求时，可按构造配筋；当满足不了结构尺寸时，配筋应通过计算确定；

(3)当地基较差时，应增设加强锚杆或锚桩。

第 10.3.5条 框式基础设计应符合下列要求：

(1)结构尺寸：顶板厚度应为计算跨度的 1/8；柱截面边长不宜小于 500mm，细长比不应小于 1/4，底板厚

不得小于柱截面边长；

(2)各构件配筋宜按计算和构造要求确定。顶板及底板最小配筋率为 0.1％；

(3)当孔洞直径或边长大于 300mm时，应沿其四周配置钢筋。

第 10.3.6条 柱式基础设计应符合下列要求：

(1)柱的截面尺寸不宜小于 400mm×400mm，长细比宜小于 14；

(2)基础配筋宜按矩形截面偏心受压构件计算。

第四节 提升机基础

第 10.4.1条 基础设计时，除本规范第 10.1.1条所述资料外，尚应取得提升机钢丝绳的破断拉力和工作拉

力、钢丝绳出绳角、提升机主轴至基础顶面的高度等资料。

第 10.4.2条 基础宜采用具有联合底板的块式基础，将卷筒电机和减速机安装在同一基础上。基础最小埋

691

深应大于或等于 lm。

第 10.4.3条 提升机基础设计，应对地基承载能力及在钢绳最大拉力作用下的滑动和倾覆稳定进行验算。

抗滑动的安全系数宜取 1.3，抗倾覆的安全系数宜取 1.5。

第 10.4.4条 提升机基础应在固定卷筒支架和制动闸下的螺栓孔壁处配置水平钢筋网，在孔洞稳定性削弱

严重部位应用钢筋做局部加固，其他部位不宜配筋。

第五节 岩石锚杆基础

第 10.5.1条 当符合下列条件时，可采用锚杆基础：

(1)岩石的单轴饱和极限抗压强度大于或等于 30MPa，且地质构造影响轻微，节理、裂隙不发育，无粘土质

层理夹层，整体性较好的岩石；

(2)动力设备运行的，产生较大地拉力或水平力。

第 10.5.2条 锚杆基础应与基岩连成整体，可不做共振计算。

第 10.5.3条 锚杆基础设计应符合下列要求：

(1)锚杆孔直径，宜取 3倍的锚杆直径，但不应小于 1倍锚杆直径加 50mm；

(2)锚杆孔中心距，不应小于 6倍的锚杆直径；

(3)锚杆插入上部基础的长度，必须符合钢筋锚固长度的要求；插入基岩深度，不应小于 40倍的锚杆直径；

(4)锚杆应采用螺纹钢筋。水泥砂浆(或细石混凝土)强度等级不宜低于M30。灌浆前，应将锚杆孔清理干净；

(5)锚杆的安全系数应大于或等于 2。

第 10.5.4条 大块式基础的锚杆总截面应按基础底面积的 0.05％~0.12％均匀布置，且不应小于设备地脚螺

栓的总截面。

第 10.5.5条 墙式或框架式基础的锚秆总截面，不应小于墙内主筋截面的总和。

附录一 应力与位移的监测方法

监测方法与布点要求 附表 1.1

监测项目 监测方法 测点布置测读时间

附 图15d 30d ＞30d

巷道收敛使用收敛计。当位移量大于 100mm

时，宜用带钢尺或测杆测试断面隔 10-30m,宜布置 5个点，应在开挖后 48h内埋设

每天一次

每两天一次

每周一次

顶板下沉小巷道中用伸缩测杆量测垂直变位，大硐室用拱顶位移计

测试断面隔 10-30m，测一点或一条垂直线

围岩变位 多点位移计

每隔 200-500m设主测断面，测点宜为 3-5点，尽量与收敛量测一致。多点位移计长度为巷道半径 2-3倍，每个多点位移计的锚固点宜为 4点以上

围岩压力 压力盒，应力计 沿巷道周边径向布置，间隔 1.5-3m

支护层应力量测

应力计，压力盒 沿巷道周边切向布置,间隔 1.5-3m

底鼓 水准测量，多点位移计 在底板设测点

锚杆轴向力量测

电阻式或钢弦量测锚杆 量测锚杆应长于普通锚杆

198

附录二 岩体分类

围岩类别划分 附表 2.1

主

要

类

别

主要工程地质特征

巷道稳定情况岩体结构

构造影响程度，结构面发育情况和

组合状态

岩石强度指标 岩体声波速度岩体强度

应力比单轴饱和

抗压强度(MPa)

点荷载强度

(MPa)

岩体纵波速度

(km/s)

岩体完整性

指标

Ⅰ整体状及层间结合

良好的厚层状结构

构造影响轻微，偶有小断层，结构

面不发育，仅有两到三组，平均间

距大于 0.8m。以原生和构造节理为

主，多数闭合，无泥质充填，不贯

通，层间结合良好，一般不出现不

稳定块体。

＞60 ＞2.5 ＞6 ＞0.75

巷道掘进宽

度 5-10m时，

长期稳定一般

无碎块掉落

Ⅱ

同Ⅰ类围岩结构 同一类围岩特征 30-60 1.25-2.5 3.7-5.2 ＞0.75巷道掘进宽

度 5-10m时，

围岩能较长时

间 (数月至数

年)维持稳定，

仅出现局部小

块掉落

块状结构和层间结

合较好的中厚层或

厚层状结构

构造影响较重，有少量断层，结构

面较发育，一般为三组，平均间距

0.4-0.8m，以原生构造节理为主，

多数闭合，偶有泥质充填,贯通性较

差，有少量软弱结构面，层间结合

较好，偶有层间错动和层面张开形

象

＞60 ＞2.5 3.7-5.2 ＞0.5

Ⅲ

同Ⅰ类围岩结构 同Ⅰ类围岩特征 20-30 0.85-1.25 3.0-4.5 ＞0.75 ＞2 巷道掘进宽

度 5-10m时，,

围 岩 度

5-10mm时 ，

围岩能维持一

同Ⅱ类围岩块状结

构和层间结合较好

的中厚层或厚层状

结构

同Ⅱ类围岩块状结构和层间结合较

好的中厚层或厚层状结构特征30-60 1.25-2.5 3.0-4.5 0.5-0.75 ＞2

199

层间结合良好的薄

层和软硬岩互层结

构

构造影响较重，结构面发育，一般

为三组，平均间距 0.2-0.4m，以构

造节理为主，节理面多数闭合，少

有泥充填，岩层为薄层或以硬层为

主的软硬岩互层，层间结合良好，

少见软弱夹层、层间错动和层面张

开现象

＞60(软岩＞20) ＞2.5 3.0-4.5 0.3-0.5 ＞2

个月以上的稳

定 ,主要出现

局部掉块、塌

落

碎裂镶嵌结构

构造影响较重，结构面发育，一般

为三组以上，平均间距 0.2-0.4m，

以构造节理为主，节理面多数闭合，

少数有泥质填，块体间牢固咬合

＞60 ＞2.5 3.0-4.5 0.3-0.5 ＞2

IV

散块状结构

构造影响严重，一般为风化卸荷带，

结构面发育，一般为三组，平均间

距 0.4-0.8m，以构造节理、卸荷、

风化裂隙为主，贯通性好、多数张

开，夹泥，夹泥厚度一般大于结构

面的起伏高度，咬合力弱，构成较

多的不稳定块体

>30 >1.25 2.0 >0.15 1

巷道掘进宽

度 5m时，围

岩能维持数日

到一个月的稳

定。主要失稳

形式冒落或片

帮

层间结合不良的薄

层、中层和软硬岩

互层结构

构造影响严重，结构面发育，一般

为三组以上，平均间距 0.2-0.4m。

以构造、风化节理为主，大部分微

张 （ 0.5-1.0mm）， 部 分 张 开

（>1.0mm），有泥质充填，层间结

合不良，多数夹泥，层间错动明显

>30（软岩>

10）>1.25 2.0-3.5 0.2-0.4 >

碎裂状结构

构造影响严重，多数为断层影响带

或强风化带，结构面发育，一般为

三组以上平均间距 0.2-0.4m，大部

分 微 张 (0.5-1.0mm)， 部 分 张 开

（>1.0mm），有泥质充填，形成许

多碎块体

>30 >1.25 2.0-3.5 0.2-0.4 >1

200

V 散状体结构

构造影响很严重，多数为破碎带、

全强风化带、破碎带交汇部位。构

造及风化节理密集，节理面及其组

织杂乱，形成大量碎块体，块体间

多数为泥质充填，甚至呈石夹土状

或土夹石形状

<2.0

巷道掘进宽

度 5m时，围

岩稳定时间很

短，约数小时

至数日

注：（1）围岩按定性分类与量指标分类有差别时，一般以低者为准；

（2）本表声波指标以孔测法测试值为准。用其他方法测试时，可通过对比试验，进行换算；

（3）层状岩体按单层厚度可划分厚层大于 0.5m；中厚层 0.1~0.5m；薄层小于 0.1m；

（4）一般条件下，确定围岩类别时，应以岩石单轴湿饱和抗压强度为准，当硐跨小于 5m、服务年限小于 10a的工程，确定围岩类别时，可采用点荷载强度指标代

替岩块单轴饱和抗压强度指标，可不做岩体声波指标测试；

（5）测定岩石强度，做单轴抗压强度，可不做点荷载强度。