淮北桃园矿毕业设计.doc

中国矿业大学2008届本科生毕业设计一般部分 1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 矿区地理位置桃园井田位于淮北平原中部，区内地势平坦，大多为农田，朱曹王庄位 图11 桃圆矿交通位置示意图于区内，人口较多，采区范围内地面标高+22.99+24.9m，人工沟渠较多，有二沟、三沟、四沟流经本区，进矿公路穿过其间。本矿北距宿州市约12km，淮北市约70km,南距蚌埠市75km,京沪铁路从东北部穿过,且附近有宿县,凌家桥,西寺坡三个车站,宿蚌(206国道)公路自南经西侧穿过,交通极为便利,如图1.1所示。供电：本矿位于宿县矿区南部，矿井供电从南坪220/110/35kv专用供电.1.1.2 矿区气候条件本区属季风暖温带湿润气候，年降水量平均900mm左右，无霜期约200天，年平均温度15，最高气温40，最低气温-23，土壤冻结深度150mm。据史料记载，本区属于46级地震区，地震烈度为7级。1.1.3 矿区的水文情况浍河从本区以南约2.5km处流过，为常年有水河流。在工业广场和工人村附近作过洪水位调查，最高洪水位出现在1963年，位于曹家小队村西。洪水一般在暴雨后形成，低洼处积水一般0.200.50m，雨后13天即可退落。1.2 井田地质特征矿井范围南以皖北矿物局祁南矿为界，北以煤层边界为界，西以煤层露头为界，东以煤层-1250标高为界，东部开采边界有扩大的可能，因为煤层赋存较深有可能有未探明的储量，水平投影线，呈类似矩形。井田走向长度为7.91-8.23km，平均走向长度为8.1km，倾斜宽为2.86-3.22km，平均为3.1 km，平均倾角为18度，井田水平宽度为2.71-3.04 km，水平面积为23.24km2。1.2.1 煤系地层本区为巨厚松散层覆盖的隐蔽煤田，新生界松散层厚278.7288.38米，平均284.33m。地层由老到新有奥陶系、石炭系、二叠系、第三系和第四系, 区内煤岩层基本为走向南北、倾向东的单斜构造，煤层倾角1620，由南向北逐渐变大，大多在18左右，产状变化不大。1.2.2 水文地质特征1矿井含、隔水层（组、段）水文地质特征1)新生界松散层含、隔水层（组、段）水文地质特征本区含煤地层均被新生界松散层所覆盖，松散层由第四系和上第三系组成，其厚度受古地形控制。松散层两极厚度275288.4m，平均厚284.3m。通过松散层岩性组合特征及水文地质特征，可分为四个含水层（组）和三个隔水层（组），现自上而下分述之。(1)第一含水层（组）一般自地表垂深35m起，底板埋深25.0027m，平均26m。岩性主要由 图1.2 地质综合柱状图浅黄色少量浅灰色粉砂，粘土质砂、细砂夹48层粘土或砂质粘土组成。近地表为褐黑色耕植土壤，呈疏松状，含钙质砂礓结核。垂深20m左右普遍发育有一层灰黑色富含腐植质的粘土或砂质粘土，厚约11.5m，含螺蚌化石或碎片。该组上部为潜水，下部水具弱承压性，为一复合型潜水弱承压含水层（组）。(2)第一隔水层（组）底板埋深3439m，平均埋深36.5m。隔水层厚912m，平均10.5m。岩性由暗黄色、浅黄色中厚薄层状粘土或砂质粘土夹12层砂或粘土质砂组成，富含钙质或铁猛质结核。粘土或砂质粘土粘性好，塑性较强，一般隔水性能较好，但在局部地带隔水层较薄，使其具有弱透水性。(3)第二含水层（组）底板埋深6899m，平均埋深83.5m。层厚3460m，平均47m。岩性以褐黄、棕黄色细砂、粉砂为主，本组为一孔隙型复合承压含水层。二含与一含在水08孔和82孔进行了混合抽水，另外在补67孔单独对二含进行了抽水，s=28.03m，q=0.00425l/s.m，含水性较弱，k=0.014m/d，静止水位标高为+21.64m，水质类型为hco3-na.mg型，矿化度0.59g/l，ph值7.7，全硬度16.01德国度。(4)第二隔水层（组）底板埋深96104m，平均埋深102.6m。层厚528m，平均厚19.1m。岩性由棕黄色、浅棕红色粘土、砂质粘土夹12层薄层砂层组成，隔水层一般塑性好，膨胀性强，结构致密，分布较稳定，隔水性能一般较好。(5)第三含水层（组）底板埋深156172m，平均埋深166.6m。层厚6068m，平均64m。岩性由棕黄色、灰白色中砂、细砂、粉砂夹粘土或砂质粘土组成，砂层呈松散状，分选较好，单层厚度较大，主要矿物成分为石英，次为长石及云母片。本组中上部一般含有13层透镜状钙质胶结的砂岩（盘），厚13m，较坚硬，局部有溶蚀现象。下部砂层质不纯，含泥质量增高。据水08孔对三含抽水试验资料，s=16.5112.18m，q=0.4930.555l/s.m，k=1.211.31m/d，静止水位标高+21.85m，水质类型为hco3.so4-na.ca型，矿化度为0.98g/l，全矿度为25.42德国度。(6)第三隔水层（组）底板埋深269276m，平均埋深274.6m。层厚103113m，平均108m。主要岩性为灰绿色、棕红色粘土和砂质粘土，间夹17层砂层。粘土质纯细腻，具45静压滑面，粘土塑性指数17.737.8，砂质粘土的塑性指数为8.315.3。本组上部岩性质纯，局部呈半固结状，中下部粘土可塑性好，膨胀性强，部分地带钙质含量高，有钙质粘土或泥灰岩分布。三隔分布广泛，沉积稳定，厚度大，是矿内重要的良好的隔水层（组），由于它的存在，使其以上的各含水层及地表水、大气降水与其下的四含和煤系水失去水力联系。(7)第四含水层（组）底板埋深275288.4m，平均埋深284.3。层厚4.9513.87m，平均9.7m。岩性较复杂，有砾石、砂砾、半胶结砾岩、粘土质砾石、砂层及粘土质砂等，其间夹有16层薄层状粘土夹砾石、粘土、砂质粘土，钙质粘土及泥灰岩等隔水岩层。据水08、水04、补51和4-56四孔抽水资料，s=33.8247.11m，q=0.001060.166l/s.m，k=0.0090.54m/d。据工广内的94观孔观测，目前水位已降至米。水质类型为hco3.so4-na或so4.cl-ca.na型，矿化度为1.0152.42g/l。2）二迭系主采煤层间含、隔水层（段）(1)46煤间隔水层（段）此层段间距为7090m，以灰色泥岩、粉砂岩为主，夹13层薄层砂岩。岩性致密完整，裂隙不发育，穿过此层段的钻孔只有个别孔发现冲洗液消耗量大的现象，此层段隔水岩层厚度较大，隔水性能较好。(2)69煤间含水层（段）此层段间距6080m。61、71、82煤层为可采煤层。7煤、8煤的顶底板岩性主要为砂岩、泥岩、粉砂岩，个别地带有岩浆岩侵入。有砂岩14层，厚度2030m。精查勘探时，在710孔对78煤组砂岩含水层进行了抽水试验，s=31.43m，q=0.00359l/s.m，k=0.0078m/d。矿化度为2.03g/l。水质类型为so4.cl.hco3-na.ca.mg型。(3)9煤10煤上隔水层（段）此层段间距一般60m左右，主要岩性为泥岩、粉砂岩夹12层砂岩。在9煤下15m左右矿内普遍有一层铝质泥岩（k2）和粉砂岩，岩性致密，厚度较大。该层段分布稳定，隔水性能良好。(4)10煤顶、底板砂岩裂隙含水层（段）10煤顶、底板砂岩较为发育。在构12孔附近6m处施工的补26孔对此层位进行了抽水试验s=38.87m，q=0.0949l/s.m，k=0.45m/d。矿化度为2.08g/l。水质类型为so4.cl-na.ca型。(5)10煤下至太原组一灰顶隔水层（段）该层段岩性以泥岩粉砂岩为主，夹12层砂岩，部分钻孔见有砂泥岩互层及海相泥岩，其岩性致密，厚度较大。本区及附近有6个钻孔揭露，厚度55.0462.73m，平均厚59.41m。开采10煤时，此层段能起到一定隔水作用。3）太原组灰岩岩溶裂隙含水层（段）本段含灰岩11层，单层厚度0.3919.04m，以第三、四、五层和第八、十一层灰岩最厚，太原组总厚约135m，灰岩厚度占全组厚度的40%左右。第一至第四层灰岩处于浅部露头带岩溶裂隙发育，含水丰富，且水动力条件较好，因此在开采10煤层时，一至四灰水是其主要的补给水源。据83孔对太灰抽水试验，s=5.4413.49m，q=1.9241.189l/s.m，k=1.741.18m/d。水位标高-50m。水质类型为so4-ca.na型。矿化度为2.45g/l。据95观1孔观测 ，水位标高-50m。依据补66孔资料，该处隔水层厚62.7m，水压58kg/cm2，10煤层按综采考虑，计算突水系数为1.05。4）奥陶系石灰岩岩溶裂含水层（段）区域厚度500多米，矿井内揭露最大厚度20.03m，据98观1孔抽水试验资料，s=5.887.71m，q=1.59l/s.m，k=1.92m/d。水质类型为so4-ca.na型。矿化度为1.282g/l。奥灰水具有水压高，水量大的特征，是矿井开采的重要安全隐患之一。5）各含水层的补给、迳流、排泄、水力联系及矿坑主要充水因素分析(1)新生界第一、第二、三含水层（组）本区由于有分布稳定，隔水性能良好的三隔的存在，使一、二、三含水层水与煤系水失去水力联系。(2)第四含水层（组）四含直接覆盖在煤系地层之上，与下伏各含水层均有一定的水力联系，（主要在各基岩含水层露头带）。煤矿开采以后，四含水已通过浅部裂隙带和塌陷露头带渗入矿坑，四含水位已明显下降，工广内的94观1孔水位已降至-86m。总体上看，本区四含厚度较小，水平迳流及补给微弱。(3)二迭系主采煤层间砂岩裂隙含水层（段）二迭系岩性一般较致密，砂岩裂隙不发育，渗透性弱，主要受区域层间迳流补给，同时浅部露头带接受新生界四含水缓慢入渗补给。由于井巷的开拓和煤层的开采，二迭系砂岩裂隙水以突水、淋水和涌水的形式向矿坑排泄。由于区域范围内二迭系含水层补给水源缺乏，水平迳流微弱，以静储量为主，故本区二迭系含水层水对本区开采影响不大。(4)太灰、奥灰岩溶裂隙含水层（段）以层间迳流、补给为主，在浅部露头带接受四含水的补给，区域范围内迳流、排泄、补给明显。北二采区开采10煤层已多次发生底板突水，太灰水是矿井充水的最主要水源。2矿井涌水量本矿井最大涌水量为670m3/时，正常涌水量为300 m3/时。1.3 煤层特征1.3.1 可采煤层本矿井可采煤层有6、72、8、10四个煤层，52煤为局部可采煤层，72煤、10煤为本区主采煤层，63煤全区不可采,其煤层特征见表1-1。1 可采煤层特征1) 52煤层位于下石盒子组中上部，煤厚01.76m，平均厚0.72m，可采指数0.57m，煤厚变异系数57.1%，煤层结构较简单，局部含一层夹矸，夹矸厚00.05米，顶底板为泥岩。综上所述52煤为结构较简单，局部可采的极不稳定煤层。2) 6煤层位于下石盒子组中下部，上距52煤20m左右，煤厚01.11m，平均厚0.75米，可采指数0.8，煤厚变异系数47.7%，区内可采，煤层结构简单，顶底板为泥岩。综上所述，61煤为结构简单，大部分可采的不稳定薄煤层。3) 72煤层位于下石盒子下部，煤层厚度2.653.68m，平均厚3.5m，由北向南煤层逐渐变薄，可采范围主要布在6-7线以北，煤层结构简单，煤层稳定，可采性指数1.0，煤厚变异系数16%，直接顶为粉砂岩，直接底板为泥岩。综上所述，72煤层为全区可采，结构简单较稳定中厚煤层。4) 8煤层位于下石盒子组下部，上距72煤22m，厚度02.32m，平均厚0.6m，煤层由北向南逐渐变薄，直至尖灭，煤层结构较简单，可采性指数1.0，煤厚变异系数37%。直接顶板为中粒砂岩，底板为泥岩。综上所述，82煤层为大部分可采，结构较简单较稳定薄煤层。5) 10煤层位于山西组，上距82煤105m，为本区主要可采煤层，全区稳定可采，煤厚2.423.58m，平均厚3.2m。10煤层可采性指数为1，煤厚变异系数为12%。煤层含一层夹矸，夹矸为泥岩，厚00.57m。直接顶多为中粒砂岩，局部地区在中粒砂岩下有一层泥岩，直接底板为泥岩。综上所述，72、10煤层为全区可采，结构较简单的较稳定中厚煤层,下面的设计只针对这两层煤。表1-1 可采煤层特征表煤层层间距厚度/ m变异系数1%稳定类型顶、底板主要岩性最大最小平均/ m最大最小平均/ m5201.760.7257.1极不稳定顶板泥岩、粉砂岩底板泥岩为主610.228.101.110.7547.7极不稳定顶板泥岩为主底板以泥岩为主2072981182.653.683.516较稳定顶板砂岩、粉砂岩底板砂岩、粉砂岩102.482030.202.320.637极不稳定顶板为中粒砂岩底板为泥岩221063.0115105.22.423.583.212稳定顶板泥岩、粉砂岩为主底板砂岩、细砂岩2、岩石力学性质 各煤层顶底板力学试验成果见下表1-2表1-2 各煤层顶底板力学试验成果煤层号顶底板岩石名称抗剪强度(mpa)抗压强度(mpa)单向抗拉强度(mpa)3045正应力剪应力正应力剪应力自然状态平均变异范围平均变异范围平均变异范围平均变异范围平均变异范围平均变异范围72顶板粉砂岩泥岩65.634.5116.331.71.02.0中砂岩3.42.34.35.74.17.314.813.815.714.813.815.7165.8105.4219.43.73.53.9底板泥岩粉砂岩41.340.542.010顶板粉砂岩泥岩12.04.722.220.98.238.628.628.661.029.095.52.41.15.4底板砂岩、细砂岩10.56.318.518.110.931.826.123.931.526.123.931.590.442.2136.81.81.12.21.3.2 煤的特征本区可采煤层为低变质气煤，煤种牌号单一，煤质各项指标变化较小。1煤的物理性质褐黑色黑色，沥青玻璃光泽，局部暗煤和亮煤互成条带状，各煤层多为阶梯状断口，少数可见贝壳状断口。52煤以碎块状为主；61煤以粉末状和碎块状为主；8煤以粉末状为主，煤层较软；72、 10煤成块状，硬度较大。2煤岩特征有机组分以凝胶化基质为主，其次是丝炭化物质及少量角质物质。形状为条带状，少量为块状，并保存有较明显的木质组织，属腐植煤类。各煤层以亮煤为主，暗煤次之，其中上部煤组暗煤含量大于下部煤组。宏观煤岩类型属半暗半亮型煤。矿物杂质以泥质粘土物质为主，呈单独块状和分散存在，少数呈浸染状分布，并含有微量粒状和脉状黄铁矿以及碳酸盐类。变质阶段大部分为气煤。3煤的化学性质1）有害组分各煤层的有害组分见下表。表1-3 煤层有害组分统计表煤 层m.ad(%)a.d(%)st.d(%)p.d(%)52原煤 1.57-2.36 2.0817.92-24.3620.1 0.17-0.31 0.24 0.006精煤 1.45-2.04 1.73 9.2-12.25 10.246原煤1.15-2.36 1.7522.59-22.8322.710.190.005精煤 1.55-2.31 1.93 8.82-9.08.91 72原煤1.8-2.47 2.016.95-51.9829.25 0.19-0.89 0.390.004精煤 0.97-2.531.61 7.58-11.23 9.52 0.00168原煤 1.81-2.12 1.9719.06-25.14 22.1 0.44-0.70.540.005精煤 1.63-1.94 1.79 8.68-13.43 11.550.001910原煤 0.7-1.79 1.1514.93-40.89 21.5 0.45-0.70.590.003精煤 1.25-1.98 1.38 5.75-11.38 8.2(1)水 分各煤层原煤水分含量相差不大，平均值多在1.50%2.00%之间。精煤分析样水分含量一般较原煤低。(2)灰 分a灰分产率52煤、61煤、8、10煤层为中灰煤。72煤层原煤灰份高，灰分产率平均在29%以上。各煤层精煤灰分产率大大低于原煤，平均多在8%11%之间。b灰成分及灰熔点各煤层灰成分基本相同，主要以酸性化合物的sio2和al2o3为主，次为碱性化合物fe2o3及cao，少量mgo、so3、tio2，其中10煤层灰成分中so3含量较其它煤层高，主要由其沉积环境所致。各煤层灰成分组成见下表。表1-4 煤层灰成分统计表煤层sio2(%)al2o3(%)fe2o3(%)caomgo(%)so3(%)5252.52-55.1853.8029.63-33.5531.142.85-6.584.812.24-4.673.600.51-0.900.720.98-2.051.37655.84-58.7057.2730.40-32.7331.573.34-4.253.801.74-2.692.220.57-0.590.580.70-0.920.817253.32-57.5455.9726.17-30.6928.075.23-7.076.292.96-4.613.650.47-1.380.862.74-2.942.83847.66-49.7248.6930.70-33.0731.893.26-7.795.413.99-8.786.610.25-1.851.151.86-5.383.181042.25-58.0749.9020.88-32.6326.265.12-8.946.652.64-11.776.880.40-4.781.332.08-6.523.95(3)硫 分本区82、10煤平均硫分含量多在0.41.00%之间,属低硫分煤,其余煤层平均硫分含量45）0.50.60.60.40.40.5最低灰分%4050本矿井设计对72，10煤层进行开采设计，它们的厚度分别为3.5、3.2边界露头线为-290m，-1250m以下的煤炭储量尚未探明，作为矿井的远景储量。本次储量计算是在精查地质报告提供的1：5000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。1)井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量是由煤层面积、容重及厚度相乘所得，其公式一般为：zg=smr 2-1其中：zg矿井的工业储量； s 井田水平面积，23.24km2； m煤层的厚度，6.7m； r 煤的容重，1.4t/m3；则：zg=23.2410000001.46.7/10000/cos18 =204.2231mt2)分水平计算工业储量 第一水平标高为-590，由精查地质报告提供的1：5000煤层底板等高线图估算得：zg1=8.1100011001.46.7/10000=73.5758mt第二水平标高为-900，工业储量为：zg2=8.1100010001.46.7/10000 =69.978mt第三水平标高为-1200，工业储量为：zg3=8.110009001.46.7/10000 =62.3802mt2.2.2 矿井可采储量1）边界煤柱可按下列公式计算 z=lbmr 2-2 其中：z边界煤柱损失量； l边界长度 b边界宽度；50m m煤层厚度；6.7m r煤的容重，1.4t/m3则井田的边界煤柱为：8.110-4506.71.4103+23.1506.71.410310-4 =67.067mt断层：5050081.46.710-4=0.2344 mt；2）工业广场煤柱根据煤炭工业设计规范第5-22条规定：工业广场的面积为0.8-1.1平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为1.80mt/a，所以取工业广场的尺寸为400m450m的长方形。煤层的平均倾角为18度，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为-590m，该处表土层厚度为280-300m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按级保护留维护带，宽度为15m。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表2-1。表2-2 岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m冲击层厚度/m-700186.729045707557由此根据上述以知条件，画出如图2-1所示的工业广场保护煤柱的尺寸： 图2-1 工业广场保护煤柱由图可得出保护煤柱的尺寸为：s=梯形面积=（上宽+下宽）高/（2cos18） 2-3=1412494.67则：工业广场的煤柱量为： zi=smr式中：zi-工业广场煤柱量； s -工业广场压煤面积，1412494.67； m -煤层厚度， 6.7m； r -煤的容重, 1.4t/m3。则：zi=1412494.676.71.410-4 =13.2492mt3）总煤柱量 边界煤柱: 6.7067mt; 断层：5050081.46.710-4=0.2344mt； 工业广场煤柱:13.2492mt;总煤柱量=670.67+23.44+1324.92 =20.1903mt4）矿井的可采储量矿井的可采储量按下式计算： zk=(zg-p)c 2-4其中：zk-矿井的可采储量；mt zg-矿井的工业储量，207.2266mt； p -保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱损失量，20.1903mt； c -采区采出率，厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.80，薄煤层不低于0.85，本矿取0.80则： zk=（22922.31-2019.03）0.80 =145.22624mt5) 分水平计算可采储量 第一水平标高为-590，由精查地质报告提供的1：5000煤层底板等高线图估算得： 边界煤柱：10010501.46.7/10000 =0.9849mt 断层煤柱：505001.46.7/10000 =0.2344mt 工业广场煤柱：2.7135mt第一水平可采储量： zk1=（zg1 -98.49-23.44-271.35）0.8 =53.7144mt第二水平标高为-900，可采储量为： 边界煤柱：10010001.46.7/10000 =0.938mt 工业广场煤柱：10.5357mt第二水平可采储量： zk2 =（zg2 -93.8-1053.57）0.8 =45.60344mt第三水平标高为-1200，工业储量为：62.3802mt 边界煤柱：508.110001.46.7/10000+ 1009001.46.7/10000 =4.6431mt第三水平可采储量： zk3 =（zg3 -464.31）0.8 =44.98968mt2.2.2 矿井储量计算汇总表表2-3 矿井储量计算汇总表水平数工业储量/mt可采储量/mt第一水平-590m73.575853.7144第二水平-900m69.97845.60344第三水平-1200m62.380244.98968合计205.934144.30752 3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1 矿井工作制度按照煤炭工业矿井设计规范中规定，参考关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明，确定本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，三八制作业（两班生产，一班检修），每日两班出煤，净提升时间为16h。3.2 矿井设计生产能力及服务年限1.矿井设计生产能力因为本井田设计丰富，主采煤层赋存条件简单，井田内部无较大断层，比较合适布置大型矿井，经校核后确定本矿井的设计生产能力为180万吨/年。2.井型校核下面通过对设计煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型加以校核。(1)矿井开采能力校核桃园矿区72、10煤层均为中厚煤层，煤层平均倾角为18度，地质构造简单，赋存较稳定，但矿井瓦斯含量及涌水相对较大，工作面长度不一过大，考虑到矿井的储量可以布置两个综采工作面同采可以满足矿井的设计能力。（2）辅助生产环节的能力校核本矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓，主井提升容器为两对9吨底卸式提升箕斗，提升能力可以达到设计井型的要求，工作面生产原煤一律用带式输送机运到采区煤仓，运输能力很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。辅助运输采用罐笼，同时本设计的井底车场调车方便，通过能力大，满足矸石、材料及人员的调动要求。所以辅助生产环节完全能够满足设计生产能力的要求。（3）通风安全条件的校核本矿井煤尘具有爆炸性瓦斯含量相对较高，属于高瓦斯矿井，水文地质条件较简单。矿井通风采用对角式通风，矿井达产初期对首采只需先建一个风井即可满足矿井的通风需求，后期再建一个风井，可以满足整个矿井通风的要求。本井田内存在若干小断层，已经查到且不导水，不会影响采煤工作。所以各项安全条件均可以得到保证，不会影响矿井的设计生产能力。（4）储量条件校核井田的设计生产能力应于矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服务年限。矿井服务年限的公式为：t=zk/(ak) 3-1其中：t -矿井的服务年限，a； zk-矿井的可采储量，144.30752mt； a -矿井的设计生产努力， 1.80mt/a； k -矿井储量备用系数，取1.3。则：t=144.30752/（1.801.3） =61.7a既本矿井的开采服务年限符合规范的要求。注：确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力，矿井达产后，产量迅速提高，局部地质条件变化，使储量减少，有的矿井由于技术原因使采出率降低，从而减少储量，为保证有合适的服务年限，确定井型时，必须考虑备用系数。5）第一水平服务年限校核 由本设计第四章井田开拓可知，第一水平到达-590m，可采储量由第二章计算知为6371.44万吨。第一水平的服务年限的计算公式为：t1=53.7144/(1801.3) =24.95a即本设计第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求。4 井田开拓4.1 井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入媒体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。1.确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；2.合理确定开采水平的数目和位置；3.布置大巷及井底车场；4.确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；5.进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；6.合理确定矿井通风、运输及供电系统。本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：1）本井田煤层埋藏较深，煤层可采线在-290m，最深处到-1250m表土层厚度大，平均厚度为280m。2)本井田瓦斯及涌水比较大,对开拓方式的选择影响较大。3）本矿地表地势平坦，且多为农田，无大的地表水系和水体，地面平均标高为+24.5m。4.1.1 井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。由于本矿表土层较厚，水文地质条件比较复杂，井筒需要才用特殊法施工，故第一水平采用立井开拓。根据矿井提升的需要与本矿的地质条件及煤矿安全规程的规定，在本井田的中上部设立主副井筒各一个。主井用来提升煤炭，副井用来运送人员、材料、矸石及通风等。本矿井的瓦斯含量比较大，井田的走向长度比较长，平均为8.1km，经比较采用对角式通风，矿井第一水平生产初期在第一水平的南一和南三两采区边界连接处布置南风井，后期另在北二和北四两采区的边界连接处打北风井,担负整个矿井的回风任务。4.1.2 井筒位置的确定本矿井走向长度较大地势平坦,主副井筒布置在储量中央,且两井筒的地面标高大于历年最高洪水位标高。风井井筒位置的选择应在满足通风条件的前提下，与提升井筒的贯通位置最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。本井田东西无其它矿井决定将本矿井的风井布置在井田上部边界不压本井田的煤层。4.1.3 工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田西翼中部。工业场地的形状和面积：根据表4.1工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为18公顷，形状为矩形，长边垂直于井田走向， 长为450m,宽为400m。表4-1 工业场地占地面积指标井 型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.84.1.4 开采水平的确定本矿井主采煤层为72, 10号煤层，其它煤层属急薄且不稳定煤层，近期暂不开采可作为后备储量。72, 10号煤层属缓斜煤层，平均倾角为18,煤层露头标高-290m，煤层埋藏最深处达-1250m，垂直高度达960m，因此必须采用分水平开采。根据煤炭工业设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200350m，针对于本矿井的实际条件，决定煤层的阶段垂高为300m左右。由于本矿井瓦斯,涌水及煤层倾角比较大,所以否定了上下山的开采方案,考虑到阶段垂高不能太大,所以本矿井最终采用三水平的开采方式。采用三个水平划分时，立井开拓第一水平,二、三水平的延伸可以考虑采用立井延伸或暗斜井延伸以及另开主副井。4.1.5 运输大巷和井底车场的布置1）运输大巷的布置运输大巷的布置考虑以下四种技术上可行的方案: 分煤层布置各煤层大巷 分煤层底板布置各岩石大巷 布置一条岩石集中大巷在10煤层底板岩石中 布置一条煤层集中大巷在10煤层中下面对以上四种方案进行经济比较: 掘进费用表4-2 掘进费用方案一方案二工程量(m)单价(元/m)费用(万元)工程量(m)单价(元/m)费用(万元)60002(煤层大巷)24132895.660002(岩石大巷)2702.532433004(石门)2702.53219.94004(石门)2702.5432.4小计3219.93675.4方案三方案四6000(岩石大巷)2702.51621.5600024131447.84400(石门)2702.5432.434002702.5324.3小计2053.91772.1表4-3 维护费用方案一方案二工程量(m)单价(元/am)费用(万元)工程量(m)单价(元/am)费用(万元)60001778.81.21778.871.460.6=91687.8960001240.11.21240.171.460.6=63920.6方案三方案四60001240.11.211240.171.460.6=63920.70660001778.81.21778.871.460.6=91687.896表4-4 损失煤柱费方案一方案二损失煤柱量(t)单价(元/t)费用(万元)损失煤柱量(t)单价(元/t)费用(万元)7060001.46.7=3939600300118188000方案三方案四0007060001.43.2=188160030056448表4-5 运输费方案一方案二工程量(tm)单价(元/tm)费用(万元)工程量(tm)单价(元/tm)费用(万元)1.26442.353.2/6.7300=1107699.580.38142.21.26442.353.5/6.7200+1.26442.353.2/6.7500=2653805.7740.381101.11方案三方案四1.26442.35(3.5/6.7800+3.2/6.7500)=5076902.8870.381193.431.26442.35(3.5/6.7600+3.2/6.7300)=3530708.660.381134.52表4-6 费用总计方案一方案二方案三方案四总费用(万元)213137.8967067.21666168.036139125.576经经济比较可看出方案三的费用最少,所以采用方案三,在10煤层底板岩石中布置一条集中大巷,距煤层底板30m处的砂岩中，使大巷不受煤层开采的影响。优点是巷道维护条件好，巷道施工条件够按要求保持一定方向和坡度；在开采上下阶段时可跨大巷开采，不留设保护煤柱，减少煤柱损失，同时便于设置煤仓。2）井底车场的布置第一水平井底车场布置在煤层顶板煤层顶板，第二,三水平井底车场布置在煤层底板中，以上布置经过详细的论正,在以下章节中有经济和技术比较。4.1.6 矿井开拓方案比较1）阶段划分由于本矿井倾向平均斜长3.1km,考虑的矿井瓦斯,涌水及煤层倾角比较大,且否定了上下山的开采方案,考虑到阶段垂高不能太大及现有的辅助运输设备,本矿井最终采用三水平的开采方式。2）矿井开拓延伸方案本矿井开拓延伸可以考虑以下两种方案：立井延伸；暗斜井延伸。3）方案说明由于本井田地势平坦,表土层较厚,所以第一水平采用立井开拓而不能采用斜井开拓,又因本矿井瓦斯,涌水以及煤层倾角大,使用下山开采在技术上困难较多,故阶段内只采用上山开采。根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案。如图41所示。（1）立井第一水平，暗斜井延伸第二,三水平；（2）立井第一二水平，暗斜井延伸第三水平；（3）立井三水平；（4）立井第一二水平水平，主暗斜井延伸第三水平，新打一副井；开拓方案一二的的区别在于第二水平的延伸方式是立井延伸还是暗斜井延伸, 方案三四的区别在于第三水平的开拓方式。（a）（b） (c) (d)图41 技术上可行的四种开拓方案4）开