吕梁永宁煤业煤矿毕业设计说明书.docVIP

第 1 章 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1井田位置井田位置位于吕梁市离石区北部下安村一带，行政区划属吕梁市离石区管辖，其地理坐标为东经 11105541110753，北纬 373318373454。井田范围由以下9个坐标点依次连线圈定（6带坐标）：1X=4160910 Y=195087002、X=4161160 Y=195100503、X=4160420 Y=195104004、X=4161000 Y=195110005、X=4160000 Y=195115006、X=4159660 Y=195111607、X=4159660 Y=195120008、X=4158200 Y=195116009、X=4158775 Y=19509125井田形状为不规则形，东西宽约2.9km，南北长约2.5km，井田面积6.4km2。1.1.2交通条件永宁煤矿位于吕梁市离石区北部，南距吕梁市离石区12km。矿区向西有简易公路与国道209公路干线相衔接；向南经吕梁市约13km可达307国道公路和军渡离石汾阳高速公路；向西南 17km 可达孝柳铁路交口集运站，向西可通陕西，向东可通汾阳、孝义，直至全国各大中城市。交通极为便利（见交通位置图）。1.1.3地形与地貌井田位于吕梁山西侧，地表大面积为黄土掩盖区，经长期切割冲蚀，沟谷纵横，地形复杂，为中山区。纵观井田，为西高东低的剥蚀黄土地貌，以黄土梁、峁为主，沟谷较发育，井田内发育三条大型沟谷（东沟）位于井田北、中、南部，自北西向南东方向发育。沟谷两侧由于不断的侵蚀形成许多小冲沟。井田内最高点位于井田中西部山顶上，高程为 1223.7m；地形最低点位于井田东南部的河谷阶地，高程为 935.5m，相对高差达 293.2m。1.1.4水系井田内无常年性河流发育，仅在雨季时，沟谷中汇集雨水形成洪流，流入北川河，北川河在离石区西与东川河、南川河汇集，向西流入黄河。本区属黄河流三川河水系。1.1.5气象与地震该区位于晋西黄土高原，属温带大陆性气候，其特点为四季分明，昼夜温差大，冬季少雪干旱，春季多风，夏季雨量集中，秋季阴雨天较多。据19821990年离石县城关镇气象资料，年最大降水量为744.8mm（1985 年），最小降水量为327.3mm（1986年），年平均降水量 507.0mm，降水量多集中在7、8、9三个月；最高气温32.5，最低气温-21.7，年平均气温8.9。年蒸发量为14821941mm，蒸发量大于降水量。每年11月份结冰。次年3月份解冻。最大冻土深度0.85m，全年无霜期平均为186d。冬季多西北风，夏季多东南风，最大风速日平均值为 3.1m/s。据山西省地震局发布的地震烈度表，本区属六级烈度区。据史料记载，1829年（清道光九年三月）离石地区曾发生过5级以上地震。震中在离石区东部。1.2 井田地质特征1.2.1地层井田范围内地表基岩大部出露，二迭系上统石千峰组、上石盒子组，二迭系下统下石盒子组地层在井田内有出露，石炭系中统本溪组、奥陶系中统峰峰组在井田外侧西部有出露。根据井田内地层出露情况及井田内钻孔、井筒揭露情况，对井田地层由老到新分述如下：1、 奥陶系中统峰峰组（O2f）为含煤地层之基底，为灰色、黑灰色，厚层状石灰岩夹浅灰或灰黄色泥灰岩，厚度约80100m，平均90m。2、 二、石炭系中统本溪组（C2b）本组地层岩性为灰色粉砂岩、灰黑色泥岩、灰色粘土岩、浅灰色石灰岩及灰白色、深灰色碎屑状铝土矿。其底部铝土矿及粘土岩中含黄铁矿结核，含植物化石。厚度 27.0548.71m，平均32.80m。与下伏地层呈平行不整合接触。 三、石炭系上统太原组（C3t） 本组地层由灰白色各粒级砂岩、灰色、灰黑色砂质泥岩、泥岩、黑色炭质泥岩、浅灰色石灰岩及煤层组成，含植物化石。为主要含煤地层之一，厚度 76.8698.52m，平均 86.87m。与下伏本溪组地层为整合接触。 四、二迭系下统山西组（P1s） 本组地层岩性由灰白色各粒级砂岩，灰色灰黑色砂质泥岩、泥岩及煤层组成。地层厚度 57.063.0m，平均总厚度约58.96m，与下伏地层呈连续沉积。 五、二迭系下统下石盒子组（P1x） 本组地层岩性由灰白浅黄色各粒级砂岩，灰色黄绿色砂质泥岩、泥岩组成。地层厚度 74.2083.50m，平均总厚度约79.71m，与下伏地层呈连续沉积。 六、二迭系上统上石盒子组（P2s） 本组地层岩性由浅黄黄绿色各粒级砂岩，杂色、砖红色、紫色砂质泥岩、泥岩组成。地层最大残留厚度约 140m，与下伏地层呈连续沉积。 七、第三、四系（N+Q） 上部淡黄色黄土、砂土、亚砂土、质软、疏松、垂直节理发育，局部含砾石层。厚度一般为010m，平均8.50m左右。中部为棕黄色砂土、粘土、棕红色粘土，含条带状钙质结核层，厚度一般为040m，平均25m左右。 下部为棕红色砂质粘土，砾石层夹有钙质结核，底部见半胶结砾石层，砾石为石灰岩及少量片麻岩。与下伏地层呈角度不整合接触。厚度一般为40170m左右。1.2.2含煤地层 井田内含煤地层为石炭系上统太原组（C3t）及二迭系下统山西组（P1s），现分述如下： 一、石炭系上统太原组（C3t） 该组地层为K1砂岩之底至L5灰岩之顶，为一套海陆交互相含煤沉积，岩性由灰白色各粒级砂岩、灰色、灰黑色砂质泥岩、泥岩、黑色炭质泥岩、浅灰色石灰岩及煤层组成，本组平均厚度约86.87m。共含煤5层，自上而下编为6、7、8、10、11号，其中，10号煤层为全井田可采煤层，其余煤层不稳定，不可采，本组地层底部发育一层较稳定的中粒砂岩（K1），与下伏本溪组地层呈整合接触。 二、二迭系下统山西组（P1s） 该组为一套陆相碎屑含煤地层，岩性由灰白色各粒级砂岩，灰色灰黑色砂质泥岩、泥岩及煤层组成， 本组平均厚度58.96m，共含煤7层，自上而下为01、02、03、2、3、4、5号，其中，4#煤层为井田稳定可采煤层，5 号煤层为大部可采煤层，03号煤层为局部可采煤层，其它为不可采的薄煤层，本组地层底部发育一层稳定的中粒砂岩（K2），与下伏太原组呈整合接触。1.2.3井田构造 井田构造简单，总体为一宽缓向斜，向斜轴轴向为近南北向。岩层走向为北东南西向，地层倾角38之间。井田内断层、陷落柱不发育，未见岩浆岩侵入现象。井田构造类型为简单，一类。1.3 煤层及煤质1.3.1煤层 一、含煤性 井田内含煤地层为山西组、太原组，主要含煤地层为太原组，现将其含煤性自上而下叙述如下： （一）山西组（P1s） 本组共含煤57层，自上而下为01、02、03、2、3、4、5号，其中，4#煤层为井田稳定可采煤层，5号煤层为井田稳定大部可采煤层，03号煤层为局部可采煤层，其它为不可采的薄煤层，煤层平均总厚 3.84m，本组平均厚度58.96m，含煤系数6.51%。 （二）太原组（C3t） 为井田内主要含煤地层，共含煤5层，煤层编号6、7、8、10、11号，井田内10号煤层稳定可采煤层，6 号煤层不稳定零星可采，其余煤层不稳定不可采煤层（7、8、11 号煤层）。根据井田内钻孔揭露，太原组平均厚 86.87m，煤层平均厚5.43m，含煤系数达6.37%。 二、可采煤层 井田内稳定可采煤层有4、5、10号，不稳定局部可采煤层03、6号煤层，井田内批准开采煤层为4、5、10号。自上而下分述如下： 14#煤层 位于山西组中下部，下距5号煤层约15.20m。厚度1.481.97m，平均厚度1.62m,不含夹矸，属稳定可采煤层。顶板为中砂岩、砂质泥岩，底板为泥岩。 25号煤层 位于山西组下部，下距太原组10号煤层50.30m左右，厚度0.311.39m,一般为1.02m左右，含01层夹矸，属稳定大部可采煤层，顶板为泥岩，底板为泥岩。 310号煤层 10号煤层赋存于太原组下段中部，厚度一般为2.507.30m，平均 4.34m，发育04层夹矸，稳定可采，顶板为L1灰岩；底板为细砂岩、砂质泥岩。 三、煤层对比 1对比方法和依据 本区含煤地层太原组和山西组沉积旋回清楚，岩性、岩相各具特色，标志层特征明显，横向稳定性好，地层厚度、间距、岩性变化不大，规律性较好，岩性组合及测井曲线有一定的规律，加之各煤层厚度、结构及煤质变化具有一定的规律，为煤层的对比提供了可靠的依据。 2各煤层对比标志 14#煤层 位于山西组中下部，下距5号煤层约15.80m，下距L5灰岩约18.5m；上距K4中粒砂岩40.5m左右。厚度1.481.97m，平均厚度 1.62m,不含夹矸，属稳定可采煤层。顶板为中砂岩、砂质泥岩，底板为泥岩。 25号煤层 位于山西组下部，下距太原组10号煤层50.30m左右，厚度0.311.39m,一般为1.02m左右，含01层夹矸，属稳定大部可采煤层，顶板为泥岩，底板为泥岩。下距L5灰岩约1.5m 310号煤层 10号煤层赋存于太原组下段中部，厚度一般为2.507.30m，平均4.34m，具有04。下距K1砂岩约27.6m，综上所述，各煤层对比标志明显，对比结果可靠。1.3.2煤质 一、物理性质及煤岩特征 本次生产矿井地质报告的编制对物理性质及煤岩特征引用山西省离石区白家庄煤矿扩建勘探（精查）地质报告中资料，叙述如下： （一）煤的物理性质： 各煤层主要为黑色、褐黑色，条带状结构，玻璃和强玻璃光泽，硬度一般为23，有一定韧性，不规则状，阶梯状断口，比重稍大；内生裂隙发育。 （二）煤岩特征 1、宏观煤岩特征： 各煤层的宏观煤岩特征基本相近，宏观煤岩组分以亮煤为主，次为暗煤，镜煤、少量丝炭、宏观煤岩类型主要为半亮型和半暗型，光亮型次之，少量暗淡型。条带状结构，线理状结构，层状构造，次为均一状结构，块状构造。 2微观煤岩特征： 4、10号煤的显微煤岩组分以有机组分为主，无机组分次之；其中有机组分中又以镜质组为主，丝质组次之，无机组分主要为粘土岩，少量石英及硫化物类。镜质组油浸最大反射率（RMax）：4#煤为 1.36%，10号煤为1.311.59%，平均1.49%。 二、煤的化学性质和工艺性能 根据钻孔资料和该矿采样分析结果，对井田4、5、10号煤层化学性质和工艺性能评述如下： 4#煤层 水分（Mad）：原煤0.393.76%；平均1.09% 浮煤0.481.29%；平均0.84% 灰分（Ad）：原煤14.7732.04%；平均18.43%； 浮煤3.219.10%；平均6.85%。 全硫（St.d）：原煤0.430.48%；平均0.46%； 浮煤0.470.56%；平均0.52%。 挥发分（Vdaf）：原煤20.3427.70%；平均22.19%； 浮煤21.1730.27%；平均24.25% 磷（Pd）：原煤0.004%。 发热量（Qvd.grd） ：原煤 31.12MJ/kg； 胶质层厚度（Y）13.020.5mm。 粘结指数（GR.I）87.594.2。 元素分析中的碳（Cdaf）氢（Hdaf）氮（Ndaf）和氧（Odaf）分别为 90.41%、4.79%、1.49%和 2.73%。据煤炭质量分级GB/T152242004 标准，该煤层属特低灰低灰、低硫、低磷、高热值、强粘结性焦煤。 5号煤层 水分（Mad）：原煤0.560.98%；平均0.78% 浮煤0.501.30%；平均0.74% 灰分（Ad）：原煤17.6330.23%；平均23.40%； 浮煤0.5916.49%；平均11.80%。 全硫（St.d）：原煤 0.280.61%；平均 0.46%； 浮煤 0.630.72%；平均0.68%。 挥发分（Vdaf）：原煤14.4127.23%；平均19.22%。 浮煤20.3123.97%；平均22.80%。 磷（Pd）：原煤0.005%；浮煤0.002%。 发热量（ Qvd.grd）：原煤32.4335.91MJ/kg；浮煤0.002%。 胶质层厚度（Y）10.016.5mm。 粘结指数（GR.I）91.7。 元素分析中的碳（Cdaf）氢（Hdaf）氮（Ndaf）和氧（Odaf）分别为88.45-89.85%、4.47-5.18%、1.51-1.58%和3.03-4.06%。据煤炭质量分级GB/T152242004 标准，该煤层属特低灰低灰、低硫、低磷、高热值、强粘结性之焦煤 。 10号煤层 水分（Mad）：原煤0.282.57%；平均1.15%； 浮煤0.221.50%；平均0.65%。 灰分（Ad）：原煤13.3020.31%；平均19.26%； 浮煤5.7111.19%；平均7.40%。 全硫（St.d）：原煤2.404.75%；平均2.81%； 浮煤0.352.65%；平均2.11%。 挥发分（Vdaf）：原煤 17.6121.23%；平均18.94%； 浮煤15.4824.93%；平均18.82%。 磷（Pd）：浮煤0.0040.029%；平均0.015%。 发热量（Qvd.grd） ：原煤26.6935.79MJ/kg； 平均28.43MJ/kg。 胶质层厚度（Y）5.517.0mm。 元素分析中的碳（Cdaf）氢（Hdaf）氮（Ndaf）和氧（Odaf）分别为88.98-90.03%、4.48-4.99%、1.28-1.37%和 0.77-2.87%。据煤炭质量分级GB/T152242004 标准，该煤层属特低灰低灰、中高特高硫、低磷、特高热值瘦煤。 三、煤的可选性 南部白家庄煤矿扩建勘探地质报告中可选性试验资料，采取4、10号煤层进行了筛分、浮沉试验，其结果可供本矿使用。（见表 34、表 3 5、表 36、表37）。 4、10号煤层均为中等可选。 四、煤的工艺性能 1煤的发热量（Qgr.d） 1、4 号煤层原煤发热量均值为31.12MJ/kg，5号原煤发热量均值为28.23MJ/kg，10 号煤层发热量 33.43MJ/kg 左右，均属高热值煤。 2煤的粘结性和结焦性 4、5号煤层粘结指数（G）均值大于65，胶质层厚度（Y）大于10-30mm，均属强粘结性煤。 10号煤层粘结指数（G）62.1mm，胶质层最大厚度（Y）介于017.0mm，属弱粘结性煤。 3焦炭性能 焦炭灰分为9.60%，焦炭硫分为1.95%，焦炭抗碎强度M40为69.0，耐磨强度M10为 13.5。10 号煤层由于硫分含量高，而耐磨强度也达不到冶金焦要求，则该煤层不宜直接用于炼焦。 四、煤的风化与氧化 根据地表岩层出露情况和该矿开采揭露资料，井田外部西北4#煤层有隐伏露头，煤层风化、氧化，风化后的煤层质地疏松、水分、灰分增高，风化严重者颜色变浅。五、煤类和煤的用途 1、煤类 依据中国煤炭分类国家标准GB575186 标准，以浮煤挥发分（Vdaf）、粘结指数（GR.I） 、胶质层指数 Y（mm）等指标，确定井田 4、5 号煤为焦煤，10 号煤为瘦煤。2、煤的用途 本区各煤层属炼焦煤范畴，4、5号煤可作良好的主焦煤，10号煤脱硫后可作炼焦煤及动力用煤。 六、有益矿产 煤系地层中广泛发育各类沉积型粘土岩，其中煤层底板粘土岩和煤层夹矸粘土有一定的开采价值，此外，尚有石灰岩和砂石等有益矿产。 1、粘土岩 发育有粘土岩，含植物化石，致密块状，具层理。该粘土岩矿物主要成份为高岭土，少量伊利石、地开石。煤层底板粘土岩一般Fe2O3、TiO2等有害元素含量高，不利于粘土岩的利用。 2、本溪组底部的“G”层铝粘土岩 本溪组普遍发育的风化壳型含铝粘土岩，本区厚25毫米，呈灰白色，致密块状，层位稳定，在矿区内皆有分布，普遍含菱铁矿及赤铁矿结核。“G”层含铝粘土岩的主要矿物成份为高岭石，少量硬铝石、地开石、伊利石，有较多菱铁质鲕粒及赤铁矿、黄铁矿、有机质等，Al2O3含量达28.47%，Fe2O3、TiO2、MgO有害元素含量较高，不利于粘土岩的利用，其烧失量为12.75%，耐火大于1600。 3、石灰岩 煤系和下伏岩层中发育多层石灰岩，但太原组和本溪组的石灰岩因层薄、含泥较高，经济价值甚低，唯西部出露的奥陶系灰岩可烧制石灰和当建筑料石使用。些外，由山西组、 石盒子组底部厚层砂岩可当建筑材料使用。第2章 井田境界与储量2.1 井田境界永宁煤矿0井田范围由以下9个坐标点依次连线圈定（6带坐标）： 1X=4160910 Y=19508700 2、X=4161160 Y=19510050 3、X=4160420 Y=195104004、 X=4161000 Y=19511000 5、X=4160000 Y=195115006、 X=4159660 Y=19511160 7、X=4159660 Y=195120008、 X=4158200 Y=19511600 9、X=4158775 Y=19509125 井田形状为不规则形，东西宽约3.89km，南北长约2.9km，井田面积12.4km2。2.2 矿井资源储量块段内煤厚采用块段内各见煤点，生产实测煤厚的算术平均值，各见煤点储量估算煤厚按以下确定。 Zg=Sh (2-1) S块段面积k(m)2。 h块段的煤层资源/储量估算平均厚度m。 r煤层的视(相对)密度t/m3。据井下煤层样测试结果，4#煤层容重1.45 t/m3。4#煤 Zg=12.44.201.45=75.51Mt2.3 矿井设计资源/储量矿井设计储量计算；矿井设计储量=矿井工业储量-永久煤柱损失1边界煤柱:井田边界长度取14779m，边界保护煤柱30m，则边界煤柱损失;P1=14779304.201.45=2.70Mt2工业广场煤柱压煤:表2-1 矿井工业场地占地面积指标井型与设计能力（万吨/年）占地面积指标（公顷/10万吨）2403000.70.81201800.91.045901.21.39301.5备注：占地面积指标中小井取大值、大井取小值。由上表可知，设计生产能力0.9Mt/a的矿井所占工业场地面积为;0.91.2/10=10.8公顷则工业广场为；300360的矩形。根据本矿地质资料，表土层厚度取100m，井口位于井田中央地面标高比较的大位置。矿井工业广场围护带宽度取20m，则工业广场地面占地面积为：340400m2井筒及工业广场煤柱按岩层移动角留取。根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程有关规定,，采用垂线法计算。所做的工业广场保护煤柱面积：得： S=272000 并且已知： R平均=1.45 t/m3 H煤厚=4.20m 保护煤柱压煤量为：P2=2720001.294.20=1.65Mt4其他煤柱煤炭损失:其他煤柱煤炭损失P3，按工业储量的5%计算。P4= Zg5%=3.78Mt所以，总设计煤炭损失储量为P=P1+P2+P3+P4=2.70+1.65+3.78=8.13Mt 矿井设计储量;矿井设计储量=矿井工业储量-永久煤柱损失 =75.51-8.13 =67.38Mt 经计算，矿井设计储量为67.38Mt。矿井设计储量既为工业储量减去设计计算的断层煤柱，防水煤柱，井田境界煤柱和地面建筑物、构筑物的保护煤柱，所占煤柱损失后的储量。因矿区内村庄全部搬迁，无须保护煤柱。井田境界保护煤柱一般为2030m，在此处可取30m;井田内断层煤柱一般为3050米，在此处取30m；井下主要巷道保护煤柱取30m。矿井设计储量减去工业场地保护煤柱，矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率即是矿井设计可采储量。矿井中设计可采储量：Z可采=（Z工业-P）C （式2-2）式中：Z可采矿井设计可采储量，万tZ工业矿井工业储量，万tP永久煤柱，工业场地，主要巷道保护煤柱之和，万tC采区采出率，取0.75。2.4 矿井设计可采储量矿井可采储量按下式计算：Zk=(Zg-P)C (2-2)式中：Zk矿井可采储量； Zg矿井工业储量； C采出率，厚煤层取0.75； Zk=（75.51-8.13）0.75=50.54Mt 72第3章 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度本矿井设计年工作日为330天。每天三班作业，其中二班生产、一班检修。每班工作8h，每天净提升时间14h。3.2 矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井设计生产能力矿井生产能力主要依据矿井地质条件，煤层赋存情况，处理开采条件，设备供应以及国家需煤等因素确定。对于储量丰富、地质构造简单、煤层生产能力大、开采条件好的矿井应建设大型矿井。当煤层赋存深，表土层很厚，井筒需要特殊施工时，为扩大井田开采范围，减少开凿井筒数具节约建井工程和降低吨煤设资，以建设大型矿井为宜，而对于条件稍差的情况应考虑设计中型矿井。根据矿井实际情况：地质构造相对较简单，储量丰富，煤层赋存较稳定，为近水平煤层，主采煤层为4#煤层，平均厚度为4.2m，属于低瓦斯矿井。依据井田资源条件和对资源的分析，具备中型矿井开发条件，同时结合按期生产，采掘接替应变能力，稳产和增产，为保障可持续发展的创造条件，综合评价初期投资少，吨煤投资和万吨掘进率低，经济效率好等技术条件，参考煤矿设计手册各类矿井型特征，初步确定矿井设计生产能力为0.9Mt/a。3.2.2矿井服务年限初步设计矿井生产能力为0.9Mt/a，矿井服务年限的计算公式为：矿井服务年限：T式中：T矿井设计服务年限，a； 矿井可采储量，Mt； A矿井设计年产量，Mt/a；K储量备用系数，K1.3。即得：T=18.344/（0.91.3）=43.16年按设计规范规定，井型为0.450.9Mt/a的新建矿井服务年限不得小于40年。符合规定。表3.1 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限表矿井设计生产能力/万ta-1矿井设计服务年限/a第一开采水平服务年限/a煤层倾角45600及以上7035300500603012024050252020459040201515930各省自定第4章井田开拓4.1 井田开拓方案4.1.1 开拓方式比较平硐、斜井与立井开拓的优缺点比较平硐开拓的优点是运输环节少，设备少，系统简单，费用低，但受地形及埋藏条件限制，只适用于赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地带，并且要便于布置工业场地。斜井开拓与立井开拓相比，井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延深施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。与立井开拓相比，斜井开拓的缺点是：斜井井筒长，辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大，管线长度长；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。对井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需特殊法施工的缓斜和倾斜煤层，一般可采用斜井开拓。根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑超化矿的实际情况，采用立井开拓较好。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，在本井田的中部设立主，副井筒各一个。主井用来提升煤炭、通风等，副井用来运送人员、材料、矸石及通风等。本矿井的瓦斯含量较小，属于低瓦斯矿井。矿井必须保证矿井通风，确定采用中央并列式通风。4.1.2 确定井硐形式、数目、位置及坐标 1、井筒位置的确定原则（1）有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门的工程量要尽量少；（2） 有利于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区要尽量少迁村或不迁村；（3） 井田两翼的储量基本平衡；（4） 井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破坏带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；（5） 工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水的威胁；（6） 工业场地宜少占耕地，少压煤；（7） 水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。2、井筒位置的确定考虑以上井筒位置确定原则，并结合矿井实际情况，最终确定主、副井筒和风井井筒位于井田的中部，位于储量中心。4.1.3 确定工业场地位置、形状和面积矿井工业场地属于一级保护建筑，工业场地的选择主要考虑以下因素。（1） 尽量位于储量中心，使井下有合理的布局。（2）处于当地主导风向的上风向，避免空气污染。（3）占地面积尽量小，尽量做到不搬迁村庄。（4）尽量布置在地势比较平坦、地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于历年最高洪水位。（5）尽量减少工业广场压煤量。根据以上原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，工业广场面积约10.8公顷，定为300m360m的正方形。4.1.4 开采水平的确定及采区划分本矿井煤层最高标高880m，煤层埋藏最深处达760m，垂直高度120m，井田面积较大属近水平煤层。对于本矿井开采水平的确定，可考虑设为单水平开采。4.1.5 主要开拓巷道4#煤层平均厚度为4.2m，赋存较稳定，煤层厚度变化不大，故矿井开拓大巷布置在煤层中，留煤柱护巷，大巷间距30m。设置一条轨道运输大巷，一条胶带运输大巷，一条回风大巷共三条大巷。大巷基本沿煤层布置，局部半煤岩及岩巷，巷道坡度不随煤层而起伏。4.1.6 井田开拓方案的比较本井田开拓方式的选择，主要考虑超化煤矿的具体情况。因此，提出以下两个方案：方案一：立井单水平，大巷布置在820m水平。方案二：斜井单水平，大巷布置在820m水平。两种开拓方案的开拓示意图见图4-1图4-1方案一图4-2方案二方案技术比较；方案一、二方案之间不同主要是井田井筒的布置方式。方案一双立井开拓，建井工程量小，投资省，建井快，有利于早出煤、早见效。立井井筒短，各种管线布设长度小，通风线路短，通风阻力小，减少了费用。立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利。立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平。井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。方案二斜井井开拓，斜井建井快，有利于早出煤、早见效。用胶带做主井运输时，效率高，效益好。斜井井筒长，建井工程量大，投资大，维护量大，成本高。各种管线布设长度大，通风阻力大，增加了费用。以上一、二方案均属技术上可行的方案，准备方式和采煤方法都完全相同，两者要通过经济比较才能确定其优劣。2、 经济比较由于方案一和方案二之间的不同是矿井井筒的开拓方式，故只需要比较井筒开拓巷道的经济费用。方案一：井筒长度：700m 单价：20000元/m，费用：1400万元；方案二：井筒长度：1700m 单价：15000元/m，费用：2550万元通过技术、经济比较可以看出，方案一开拓建井工程量小，投资省，提升速度快，提升能力大，。方案二建井工程量大，投资大，维护量大，成本高。各种管线布设长度大，通风阻力大，增加了费用。所以采用方案一。4.2 矿井基本巷道4.2.1 井筒1主井 主井主要用于提煤和回风。井筒直径5.0米，采用1对6t提煤箕斗，井筒采用混凝土支护，井筒壁厚700mm。2、副井 副井主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作进风、排水。为防止断绳事故，设有防坠器。井筒净直径5米，采用混凝土支护，井筒壁厚700mm，采用1吨矿车双层单车普通罐笼。井筒内还设有玻璃钢梯子间，并敷设有排水管、消防洒水管、压风管、动力电缆和信号电缆。3风井风井主要用于回风兼作矿井的安全出口。配备有梯子间及管路、电缆等。采用砼支护，井壁厚度为300mm，井深330m。4.2.2 井底车场及硐室一、井底车场概述井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸、下料、供电和升降人员等各项工作服务。井底车场首先必须保证矿井生产所需要的运输能力，并应满足矿井不断持续增产的需要。为此，井底车场的设计通过能力应大于矿井生产能力3050。其次，在满足井底车场通过能力的前提下应尽量减少其掘砌体积，而且井底车场应便于管理和安全操车。初步设计已确定为立井卧式，两翼来车均由轨道大巷进入井底车场。图4-3井底车场布置图（1）井底煤仓：井下煤仓上接胶带输送机，下连箕斗装载硐室。通常为一条较宽的巷道，其中分成两个隔间，一个用以存煤，另一个为人行通道。容量按两小时输送机的运送量取值，400t。（2）箕斗装载硐室：其内安设箕斗装载设备，将煤仓之煤按定量装入箕斗。本硐室上接煤仓，并与立井井简直接相连，位于井底车场水平之下。（3）主井清理撤煤硐室及斜巷：箕斗装裁时，部分煤炭撤落到井底。为了清理需设置清理撤煤硐室，其中安设提升绞车，并经清理斜巷将矿车或小箕斗送入井底。清出的煤炭提升至运输水平，然后由矿车运至副井送到地面。（4）马头门：它是副井井简与车场巷道相连接的部分。材料、设备和人员都要通过它进出罐笼。在马头门附近为便于矿车进出罐笼，要安设推车机、阻车器等设备。（5）中央变电所：中央变电所硐室是全矿井下电力总配电站，为了节约输入，输出电缆线，配电均衡，安装维护方便和便于提供新鲜风流等目的，宜将变电所置于副井与井底车场连接的附近。变电所必须采用不燃性材料支护，如选用混凝土或料石砌碹，条件许可也可采用不燃性锚喷支护。硐室必须设置易关闭的既防水又防火的密闭门，门内可设向外开的铁珊门，但不能妨碍门的关闭。从硐室出口防火门起5米内的巷道应砌碹或用其它不然性材料支护。变电所的地平，应比副井重车线侧的硐室通道与车场巷连接点处的标高高出0.5米。硐室不应有滴水现象，电缆沟应设一定坡度，以便将积水随时排除室外。中央变电所应根据规定，设置灭火器材，如配备灭火设备和充足的沙箱，为此在硐室设计尺寸时，应留出相应的位置。（6）中央水泵房：水泵房硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全运行关系重大，故水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素：管线敷设最短，不仅节约管线电缆，而且管道阻力和电压降最小。一旦井下发生水患，人员，设备便于撤出，或便于下放排水设备，增加排水能力，迅速排除事故，恢复生产。要求具有良好的通风条件。根据以上要求，硐室位置应选在井底车场与副井连接处附近空车线一侧，以便于设备运输，与中央变电所硐室组成联合硐室，即使有特殊原因也要尽可能靠近副井。中央水泵房硐室必须采用不燃性材料支护，如砌料石或混凝土碹，在坚固的岩层中也可是用锚喷支护，但不得有淋水。出口通道处需设置向外开启的能防水防火的密闭门。从硐室出口密闭门起5米内的巷道，应砌碹或采用其它不燃性材料支护。泵房硐室的地平应高出通道与车场连接处地板0.5米，设有流水坡，以防硐室积水。水泵工作的总能力应满足20小时内排出矿井24小时的正常涌水量。（7）井底水仓：井底水仓是按照矿井正常涌水量计算的，煤矿安全规程规定，当矿井正常涌水量在1000立方米/小时以下，主要水仓有效容积能容纳8小时的正常涌水量。同时主要水仓的有效容积不得小于四小时的矿井正常涌水量。矿井主要水仓必须含有内水仓和外水仓，当一个水仓清理时，另一个水仓能正常使用，特殊情况应设多条水仓。本矿井水仓断面为半圆拱形，用混凝土砌碹，考虑到支架间隙亦可储水，水仓净断面应乘以1.2的系数。为使淤泥易于沉淀和清理，水仓向配水仓方向设立反坡，其坡度常为12，在水仓最低点既清理斜巷底部附近应设积水窝，在清理水仓时能将积水排出，以方便清理工作。（8）等候室:在副井井筒附近应设置等候室，作为工人候跟休息的场所。等候室多和工具房相邻，以便于工人领取工具。（9）其他硐室其他硐室主要有：调度室、电机车库及电机车修理间、防火门硐室、火药库等。4.3 带区划分及接替4.3.1 煤层开采顺序首采带区为401带区，首采工作面为40101工作面，然后依次开采下一个相邻工作面，具体如下：401014010240103401044.3.2 带区划分及接替本次设计将井田的4#煤层划分六个带区，先开采顺序为401带区，402带区，403带区，404带区，405带区，406带区最后回收煤柱。5 准备方式5.1首采带区基本情况5.1.1 首采带区位置选择首带区位置的依据：（1）首带区初期投产和达产的靠近主、副井(安全煤柱）,能够缩短工期和降低投资。（2）首带区地质条件优越，煤层厚度大且较为均匀，倾角平均3，在首带区内无断层。（3）首带区工作面推进长度较为一致，且只需一个工作面生产，更能保证稳定生产。矿井投产区为井田北部的403带区，排水容易。5.1.2 首采带区煤层特征首采的403带区倾向长1300m，走向长度为1350m左右。平均煤厚4.2米。在该带区内无断层，水文地质条件良好。首采带区资源储量=130013504.21.45=1069万吨。5.2 带区巷道布置及生产系统5.2.1 带区范围及划分本矿井沿倾向划分为四个带区，每个带区走向长度11701350m，倾斜长度840m1300m，每个带区内再划分为58个采煤工作面，工作面长200m。5.2.2 带区巷道布置采用沿空掘巷的无煤柱护巷方式，开采的顺序为依次开采。由于走向长壁采煤法巷道布置简单，在主井和副井开凿至开采水平标高后，布置井底车场，沿煤层走向开掘大巷，继而开掘带区工作面运输轨道平巷和必要的硐室车场。 本设计带区煤层赋存比较稳定，沿走向在煤层底板岩石中布置两条大巷，一条皮带大巷，一条轨道大巷。由于开采的煤层为单一厚煤层且回采巷道的服务年限较短，根据煤层赋存条件可以知道顶板板岩石比较稳定，维护条件较好，所以决定将回采巷道布置在煤层中，为了减少煤层厚度的损失，回采巷道和采煤工作面开切眼均应沿煤层底板布置。带区的生产能力应根据地质条件；煤层生产能力，机械化程度和带区内工作面接替关系等因素确定，本矿的煤层赋存条件较好，机械化程度高。带区内工作接替紧凑。本矿采用综合机械化采煤，一个工作面的生产能力可达到90万吨。5.2.3 带区内工作面的接替顺序403带区工作面开采顺序为依次开采，先采40301工作面，接着采40302工作面，40303工作面的回风顺槽采用沿空留巷的无煤柱方式开掘，依次采完403带区。区段依次回采与跳采方式相比，区段依次回采工作面变迁距离短，工程量小，生产系统集中，不会出现“孤岛”现象，充分开采可开采煤层；与之相比的跳采方式巷道掘进工程量少，在带区内区段数目布置比较方便，但是跳采方式的生产系统分散，相邻区段采空后回采中间区段时，出现“孤岛”现象，矿山压力显现强烈，因此一定要加强矿压观测。所以，结合本矿条件综合考虑选择了依次回采方式。5.2.4 带区生产系统1）运煤系统 综采工作面（刮板输送机）带区运输巷（皮带输送机）皮带运输大巷（皮带运输机）井底煤仓主井（箕斗）地面。2）运料系统地面副井（罐笼）井底车场（1.5t固定厢式矿车）轨道大巷（1.5t固定厢式矿车）带区轨道巷工作面。3）运矸系统综采工作面（掘进头）带区回风巷（1.5t固定厢式矿车）轨道大巷（1.5t固定厢式矿车）井底车场副井（罐笼）地面。4）行人系统地面副井（罐笼）井底车场（载人车）大巷区段平巷工作面。5）通风系统根据带区巷道布置及生产安排，主要进风巷为轨道大巷，运输大巷；主要回风巷为回风大巷。通风路线：副井井底车场轨道大巷（运输大巷）区段运输平巷综采工作面区段回风平巷回风大巷风井。6）排水系统根据带区巷道布置，工作面污水经水沟流经工作面轨道巷，再经轨道大巷由井下中央泵房排至地面。7）供电系统高压电缆由井底中央变电所，经运输大巷至带区变电所，经降压后的低压电通过进轨道由低压电缆分别引向回采和掘进工作面的配电点以及分带运输巷输送机，带区轨道巷绞车等用电地点。8）供水系统采掘工作面、斜巷及带区运输巷输送机转载点所需的防尘喷雾用水，由地面储水池以专用管道送至带区用水地点。5.2.5 带区巷道掘进工艺1、采掘比 根据矿井生产能力，带区巷道布置、煤层赋存条件选择确定巷道的掘进方法为综掘。当某一回采工作面将要采完时，必须把另一个接替回采工作面准备好，以确保矿井的正常生产。故需要配置足够的巷道掘进队，并安排好掘进工作面的接替。2、回采巷道掘进方式回采巷道的作用在于切割出新的采煤工作面并进行生产，包括开切眼，回风顺槽和运输顺槽。传统的煤巷掘进方法是钻研爆破法，这种方法有不少缺点，例如工序多，劳动强度大，效率低，月进尺只维持在200m左右。它和传统的炮采工作面日产300t，月推进度约50m。但随着回采机械化的发展，普采、高档普采、综采工作面和高产高效放顶煤工作面的不断出现，传统的钻眼爆破法掘进煤巷已远远不能适应矿井生产衔接的需要。因此考虑煤巷综掘机和连续采煤机两种方案，进行技术方案比较。煤巷综掘机成套设备费用较低，它能掘各种形状的断面，配备大功率掘进机可施工各种煤巷、半煤岩巷道，适应能力强，综掘机后配有胶带转载机和可伸缩胶带输送机，可实现长距离单巷掘进，但掘进速度较慢，一般月进尺为500m左右。连续采煤机设备多为进口，设备费用较高，该设备在神东矿区已得到比较广泛的应用，积累了丰富的技术管理和生产经验，主要用于矩形巷道断面掘进。其优点是既可用于边角煤的回采，又可用于煤巷掘进。用于掘进时一般掘、锚、装、运平行作业，掘进速度快、工效高，易保持顶板完整性，支护及时。跟随连续采煤机一般配备梭车运输，同时进行多头掘进，效率更高。设备适应性强，搬迁容易。综掘机投资相对于连采机来说，投资大大减少。投资一台连采机及配套设施共需3700万元，而投资一套综掘机设备仅需703万元；而且其运营成本相比，一台连采机每年配件维护费用约400万元，而综掘机仅50万元。因此综合技术经济两个方面，本次设计选用综掘机掘进煤巷。3、 掘进通风方式当采用压入式通风时，局部通风机及其附属的电气设备均布置在新鲜风流中，污风不通过局部通风机，安全性好，且由于工作面的推进长度较长，约为1500m，压入式通风风筒出口风速和有效射程均较大，可以防止瓦斯的层状积聚，且因风速较大而提高散热效果，压入式通风时，掘进巷道瓦斯随风流进入工作面，安全性较好，压入式通风可采用柔性风筒，其成本低、重量轻，便于运输。基于上述分析，掘进通风采用局部通风机压入式通风。且局部通风机和启动装置必须安装在进风巷中，距回风口不得小于10 m。5.2.6带区生产能力1、保证年产量的同采带区数和工作面数本矿采用综合机械化一次采全高采煤工艺，一个工作面的生产能力可达到60万t。2、矿井达到产量时工作面个数（1）确定达到设计产量时工作面总线长： BA/（MrLK3） （5-1）式中：B采煤工作面总线长，m； A矿井设计年产量，t/a；取0.9Mt/a； M同采煤层总厚度，m；取4.2m； r煤层容重，t/m3；取1.45t/m3； K3工作面回采率，取88%； L年推进度，L330.n.I；其中：330矿井年工作日，天； n日循环数，个；6个； I循环进度，m；0.6m； L330nI33060.61180m故：BAx/（MrLK3） 900000/（4.21.4511800.8）=157m。（2）矿井产量的验算根据所配置同采工作面的具体条件，验算投产初期矿井年产量，验算公式如下： （5-2）式中：An矿井同采工作面产量总和，万t； mi第i号工作面采高，m； Li第i号工作