五阳煤矿240万吨新井设计

第96页1 矿区概况与井田地质特征1.1矿区概况1.1.1矿区地理位置五阳矿是潞安矿区最北部的一对大型矿井。行政区划隶属襄桓县所辖，矿井范围北以两川断层为界，南以文王山断层为界，西起勘探区边界，东至15-3号煤层露头，南北长约4.8km，东西宽约7.5km，矿井面积为38km2，该矿距襄桓车站3.5km，距长治45km ,太焦线穿越矿区，交通方便。区内地势属丘陵，交差不大。地面标高一般930m左右。1.1.2交通位置潞安矿区地处山西省东南部沁水煤东部边缘中段，地跨长治。太（原）焦（作）铁路纵贯矿区东部。邯（郸）长（治），太（原）焦（作）铁路在长治北站交会。太（原）焦（作）线北接石太、同蒲线，南接陇海线。矿区至太原，长治，邯郸，洛阳等地都有汽车相通，交通极为方便。长治到各周边主要城市铁路间距离见表1.1-1；长治到各周边主要城市铁路间距离见表1.1-2；长治交通位置见图1.1-1表1.1-1 到各周边主要城市铁路间距离名称起至站距离（公里）太（原）焦（作）线长治太原280太（原）焦（作）线长治新乡217邯（郸）长（治）线长治邯郸220表1.1-2 长治到各周边主要城市铁路间距离名称起至站距离（公里）长（治）太（原）线长治太原250长（治）邯（郸）线长治邯郸185长（治）临（汾）线长治临汾171图1.1-1 长治市交通位置图1.1.3当地天气气候和降水量该区事故于温暖带大陆性气候，年平均气温为-6.9（一月），最高气温为22.8（七月）。极端最低气温为-29.1（1972年1月27日），日最高温度为37.4（1972年7月5日）。年降雨量为414917mm年平均为583.9mm年蒸发量为1493.81996.3mm，年平均为1713.84mm。降雨量多集中在7、8、9三个月。日最大降雨量为109.7mm（1972年7月7日）。风向多为西北风，最大风速为1416m/s。冻土期为每年十月至每年四月。最大冻土深度为75cm。1.1.4矿区水文情况井田内主要河流有浊漳河西源和南源。西源由西而东流入矿区，而南源由西南汇入，并于矿区中部汇合。南、西二源汇合后，由南而北至襄垣城东流出矿区，总汇水面积约750(km)2 。并在井田外两河上游分别建有漳泽水库和后湾水库。而区内无大的地表水体。煤层露头附近有一条季节性河流淤泥河，自南而北流淌，一般流量为360 m3/h。另外，流经本井田的浊漳河南源，为一常年有水河流，其最高洪水位857.65 m（1953.6.15），最大流量224 m3/s，局部对煤层顶板含水层有明显的入渗补给。1.2井田地质特征1.2.1地层本井田广为第四系黄土所覆盖，局部地带有二叠系石盒子组地层，零星出露，据以往地质资料和新近资料，将本井田地层发育情况由老到新叙述如下： 1、奥陶系中统上马家沟组O2s井田钻孔揭露最大厚度为99.27米，岩性为深灰色巨厚层状石灰岩，浅灰色白云质灰岩、泥灰岩。局部夹石膏层。石灰岩呈豹皮状，含珠角石、腹足类，有孔虫等化石，分布于井田南部文王山北断层下。2、奥陶系中统峰峰组O2f该组厚度为120米左右，岩性为浅灰、深灰色厚层状石灰岩，灰色厚层状白云质灰岩，夹灰色中厚层状泥灰岩。与下伏地层呈整合接触。3、石炭系中统本溪组C2b该组厚度3.529.92米，平均8.5米。岩性以灰色块状铝土泥岩为主，局部发育灰白色中厚层状细粒石英砂岩，灰色砂质泥岩，底部为山西式铁矿层。有时见及不稳定的薄煤层或煤线。井田东南郭庄附近有出露。与下伏地层呈假整合接触。4、石炭系上统太原组C3t本组厚度89.2139米，平均厚度103米。是本区的主要含煤地层之一。岩性主要为灰、灰黑色石灰岩，灰、灰白色细粗粒石英砂岩，灰、灰黑色粉砂岩，砂质泥岩，泥岩，夹815层煤，其中可采煤层17层。泥岩多含铁质结核及植物化石碎片，致密坚硬；砂岩有时常相变为砂质泥岩及泥岩。本组发育四层较稳定的石灰岩及一层局部发育不稳定的石灰岩，属典型的海陆交互相沉积，旋回结构明显，且岩性岩相较为复杂。与下伏地层呈整合接触。5、二叠系下统山西组P1sh本组厚度59.2085.85米，平均厚度约70米。是本区主要含煤地层，岩性主要为灰白、灰色中-细粒石英砂岩，灰、灰黑色粉砂岩、砂质泥岩互层，含植物化石碎片，含煤14层。其中下部的3#煤层为主要可采煤层，平均厚度5.73米，底部以一层灰白色中厚层状细或中粒石英砂岩（K7）与太原组分界，为滨海三角洲沉积。与下伏地层呈整合接触。6、二叠系下统下石盒子组P1x本组厚度83.46151.90米，平均厚度约110米。岩性变化较大，顶部为紫红、紫灰色等杂色含鲕粒厚层状铝质泥岩，砂质泥岩。（俗称桃花泥岩）中，底部为灰白、灰色石英砂岩为主（K8）。岩层颜色由浅到深的变化反映气侯由温暖潮湿渐变为炎热干燥。为上三角洲平原冲积平原沉积。与下伏地层呈整合接触。7、二叠系上统上石盒子组P2s本组厚度一般在300米左右。岩性由紫红、紫灰等杂色泥岩或砂质泥岩及灰、灰白和黄绿色石英砂岩组成。为半干热气侯条件下，冲积平原沉积。与下伏地层呈整合接触。8、第四系Q其厚度080.17米，平均约32.73米。是本井田主要覆盖层，岩性为棕黄、浅黄色亚粘土，含砂质粘土，夹姜结石层,局部有砾石,顶部为植耕土，近漳河一带为古河床及河漫滩沉积。与下伏地层呈不整合接触。鉴于本井田历次地质资料的地层划分标准不甚统一，本次地层划分主以2001年五阳煤矿矿井生产地质报告中的地层划分为标准进行统一，区域地层基本与此一致。五阳井田历次进行分采区精查，补勘精查，对煤系地层的控制程度较高，但对含煤地层系统研究较差，特别是对本井田含煤地层沉积环境缺乏系统的分析研究。1.2.2构造矿井构造特征是：宽缓褶曲相伴生大，中型交角度正断层和次级小型断裂。构造线方向多为南北方向，褶曲主要天仓向斜，呈北东纵贯矿井中央，两翼倾角一般10度左右，局部达到20度，幅达200m，与其相伴生的次级褶曲有崔村向斜，大郝沟向斜，十字道背斜，五阳背斜。其轴向大致与天仓向斜一致。只是规模上，幅度上都小于天仓向斜。与褶曲相伴生较大的构造主要有控制矿井范围的西川断层，文王山断层及发育在矿井内的王家庄断层，小黄庄断层。崔家庄1.2.3号断层，走向多呈北东方向，落差均在100m以上落差在10100m的断层有东南上断层，仓上号断层，1505断层，仓上2号断层，西王桥断层，五阳断层等。其产状与较大断层基本一致。其中南丰正断层：位于南丰村南、大黄庄、十字道村南一线，大黄庄村西走向为北50东，倾向东南，倾角70，落差6075米，大黄庄村东，走向北82东，倾角70，落差725米，东在西王桥村北附近分叉尖灭，西在南45号钻孔附近尖灭。有地震测线和钻孔控制，井下生产巷道揭露，已查明。矿井内无陷落柱。五阳井田处于上述二级构造带之间，受晋获断褶带的控制和武阳凹褶带的影响主要形成低级，低序次的构造。本井田的基本构造特征为：向南西倾伏宽缓褶曲，伴有大中型、高角度正断层和次一级的小型断裂，构造线方向大致为北东东和北东方向褶曲；地层总体倾向南西，倾角一般为10。1.2.3水文地质特征 本区主要河流为浊漳河南源和西源，属于海河水系漳河流域。浊漳河由南向北经过矿区南部边缘，其支流有洚河，岚水河和青河等。浊漳河西源由西向东流经矿区北缘，其支流有淤泥河。浊漳河南源流入漳泽水库与其支流汇合，再向北与西源汇合。南、西二源汇合绕过五阳至襄桓城东与浊漳北源汇合。南、西二源在井田中央与西源汇合后，由南而北穿越井田，至襄垣城东与浊漳河北源汇合流出五阳井田。浊漳河河床宽达70110 m长年流水，流量为1m3/s 。而矿区内基本无地表河流。矿井涌水量一般为400m3/h左右，含水系数为3.1左右。井田内共有11个含水层：为灰岩裂隙溶洞含水层；为砂岩裂隙含水层；为风化壳及砂砾孔隙含水层。矿井涌水主要来源于煤层顶板以上各含水层。通过回采后形成的导水裂隙带和冒罗带涌入矿井。矿井水PH值为78属于弱碱性。各水层分布见含水层情况表1.2-1。表1.2-1 含水层情况表名称代号厚度（小大）岩性水位标高QL/S.mKm/d平均原始现在溶洞水400厚质灰岩688.53686.560.2070.841.76裂隙溶洞水3.1112.01L1灰岩751.53686.560.30.00260.00460.0077.3裂隙溶洞水0.935.49L2灰岩761.52686.560.30.00120.00563.1裂隙溶洞水2.985.50L3灰岩761.52686.560.00120.00564.2裂隙溶洞水06.65L4灰岩856.53686.560.00120.00563.1裂隙溶洞水2.132.6S3砂岩856.530.07140.13211.1裂隙溶洞水1.4428.4S4砂岩856.530.07140.1328.2裂隙溶洞水1.9522.4S5砂岩856.530.07140.1329.9裂隙溶洞水3.5030.1砂岩856.530.07140.13213.4裂隙溶洞水5.324.70砂岩856.530.07140.13212.47潜水35.045.0风化壳冲积层872.530.31851.11240.01.3煤层特征矿井主要含煤地层为二迭统山西组及上石炭统太原组煤系厚度：山西组：59.2085.85m,太原组：89.2129.02m。共含煤15层，其中山西组4层（14号）太原组（515号煤）含煤系数为6.7%。煤层倾角为512平均倾角为10煤质的硬度为f=0.81.5中等硬度。各煤层层位及特征见表1.3-1；主要可采煤层特征见表1.3-2；煤质特征见表1.3-3；煤工业价值分析见表1.3-4。表1.3-1 各地层层位及特征表地层单位煤层编号厚度(M)层间距(M)发育程度层位稳定性可采性开采状况备注山西组P1sh1#00.70局部不稳定局部0.078.862#00.60偶尔不稳定不可采0.1518.273#0.227.90全区稳定可采主采5.7526.20太原组C3t6#01.16局部稳定局部0.705.438#00.90局部不稳定偶尔0.2010.379#01.88局部不稳定局部0.569.3310#01.70局部不稳定局部0.4412.2611#00.90局部较稳定偶尔0.353.8012#01.09局部稳定局部0.307.6014#01.00大部稳定局部0.3023.50151#0.101.90全区稳定大部拟采0.921.72152#01.71大部稳定局部0.571.90153#0.742.92全区稳定可采拟采1.59表1.3-2 主要可采煤层特征煤号厚度最小最大夹石层数稳定性平均31.357.905.82稳定15-10.101.880.6302稳定15-30.462.061.602不稳定表1.3-3 煤质特征煤层胶质层元素分析 熔 点煤种XmnYmmCdafHdafNdafOdafT1T2T33251490.05.041.683.23150015001500瘦煤15-1238150015001500贫煤15-319.68.586.14.041.455.34123012301240贫煤由于15-3号煤层平均厚度为0.63m小于最薄可采煤层，并且分布不稳定，所以定位为不可采煤层。除以上主要可采煤层外，还有5，9，10，11，13，15-3等局部可采煤层。表1.3-4 工业价值分析煤 号Mad%Ad%St.d%Pd%Vduf%原净原净原原净30.871.5913.29.00.340.00217.811.3.1煤层顶底板岩性特征主要开采对象3号煤层顶板一般为砂岩，泥岩，伪顶，直接顶，老顶通常同时存在。伪顶多为黑灰色泥岩,厚0.080.20m，随着采煤冒落。直接顶有灰黑色泥岩、粉砂岩、细砂岩组成，厚度为1.33.6m其抗压强度在75905kg/cm2,一般在搬移支柱后即冒落，为类稳定中等顶板。老顶多为砂岩，硬度大，厚度不稳定，一般厚为6.59.0m最大可达28m，其单向抗压强度3801310kg/cm2，一般不易冒落，会造成周期来压。地板多无伪底，只有直接底，岩性对为黑色泥岩，厚度达0.20.6m底板多为砂岩，其抗压强度为4191918kg/cm2，普式硬度为48。15-3号煤层顶板多为泥岩及粉砂岩，厚度变大，中等硬度，属于易冒落顶板。顶板以泥岩及粉砂岩为主，老底多为细砂岩，胶结为中等胶结。煤层的埋深及顶底板岩层见综合柱状图1.3-11.3-1 综合柱状图1.3.2煤层瓦斯含量3#煤层瓦斯含量为1.56017.502mL/gr，平均5.725mL/gr，变化较大。二氧化碳含量为0.010.47mL/gr，平均0.21mL/gr。瓦斯含量变化随着煤层埋藏深度的增大，瓦斯含量也增大。五阳煤矿2003年按照煤矿安全规程的要求，又对3#煤层矿井瓦斯等级及二氧化碳进行鉴定，瓦斯相对涌出量8.99m3/t，二氧化碳相对涌出量4.81m3/t，属低瓦斯矿井，全矿其采煤工作面瓦斯涌出量为12.21m3/min，掘进工作面瓦斯涌出量为7.94 m3/min，采空区瓦斯涌出量为8.28m3/min。从近6年的矿井瓦斯及二氧化碳涌出量的情况统计见表1.3-5，可以看出矿井瓦斯涌出量较小，但是由于受各种因素的影响瓦斯赋存极不均衡，局部地方瓦斯涌出量仍然较大，瓦斯相对涌出量曾达到23m3/t，为高瓦斯区。3#煤层瓦斯参数测试结果见表1.3-6。表1.3-5 3#煤层瓦斯及二氧化碳涌出量表日期（年）绝对涌出量(m3/min)相对涌出量(m3/t)结论CH4CO2CH4CO2199815.9816.76.238.60低瓦斯矿井199917.0114.977.566.74低瓦斯矿井200015.1115.535.675.71低瓦斯矿井200114.185.03低瓦斯矿井200221.6116.056.584.15低瓦斯矿井20038.994.81低瓦斯矿井表1.3-6 3#煤层瓦斯参数测试结果表瓦斯参数年份煤的坚固性系数（f）瓦斯放散初速度（P）煤的等温吸附试验吸附常数ab20010.361930.0641.10420040.392228.84061.1011.3.3煤尘和自燃情况五阳煤矿煤类为焦煤，瘦煤和贫煤。煤的脆性较大，在机械化采煤程度高的今天，采煤作业过程中容易形成大量的煤尘。有对3号煤层的取样试验，反向火焰长度为550mm，一般为10mm左右；爆炸指数为17.6321.45%，一般为1819%属于危险型矿井。3#煤层的自燃倾向性等级鉴定结果表明：3#煤层煤尘具有爆炸性，属不易自燃煤层，但局部区段3#煤层有可能产生自燃。1.3.4矿井地温条件生产矿井测量井下温度16左右，地温为1/100m属于地温正常地区。2 井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田边界五阳矿是潞安矿区最北部的一对大型矿井。行政区划隶属襄桓县所辖，矿井范围北以两川断层为界，南以文王山断层为界，西起勘探区边界，东至15-3号煤层露头。矿井开采的上限标高+850米，由于矿井南北是以断层为界，西以勘探线为界，所以矿井下部开采边界在技术与经济进一步发达的情况下任然可以进一部探明，以扩大下部开采边界，增加井田的可采储量，延长服务年限，提高全矿的经济效益。矿井南北走向长度最长为4.95km，最短为4.6km，平均长度约为4.8km；而东西倾向最长约为8.1km，最短约为6.2km，平均长7.5km。矿井总面积约为38km2。由于本矿井的煤层倾角为煤层倾角为512平均倾角为10，属于缓倾斜煤层，除去井田内有一大的断层影响，煤层赋存基本稳定。 2.2矿井工业储量2.2.1井田勘探类型、钻孔及勘探情况自1957年以来，先后有17个单位施工钻孔241个，总进尺113297.54m。现分述如下：（一） 普查阶段的勘探工作1. 长治市地质队 19571959年在李石门一带施工钻孔3 个，进尺是1064.80m。2. 原省工业厅在1957年在漳河沟南施工3 个岩芯孔，进尺是952.16m。3. 原山西省第一工业厅第一勘探总队561队于1957年元月十月，在黄土岗一带施工15 个钻孔，总进尺是4316.55m。（二） 提交过精查报告的勘探工作1. 河山西煤田3队于1968年元月12 月在云架岭井田的精查报告重施工75个钻孔，有31个在本井田，进尺是17865.22m可采煤层的取样率是17.87。2. 煤炭部一二九队于1975年元月11月编制显德旺井田的精查报告中施工135个钻孔，有17 个在本井田，共进尺是6270.09m，岩芯取样率仅6.77，可采煤层的取样率是79.75。（三） 生产补充勘探1. 本局地质队于1962年1982年在井田内施工80个钻孔，共进尺是37783.19m，岩芯总取样率57.15，可采煤层的取样率是57.59，基本为全取芯，岩性描述内容较多。2. 煤田二队于1981年9月到1982年6月完成7个钻孔，进尺4214.07m，全取芯有2 个孔，其余的是煤系取芯，分层细致，描述详细，内容较多，满足了生产矿井的需要。（四） 地质冶金部门的勘探资料1. 山西地质局十二队于1970年12月1977年4月，在井田西北角施工22个钻孔，进尺12187.46m，终可到奥灰，平均岩芯取样 率42.9，但是分层较粗，描述简单。2. 冶金部门施工钻孔冶金五一七队于1968年4月1979年3月在李石门一带施工14 个水源孔，在云架岭周围施工6个奥灰水文观测孔20个，总进尺十11609.41m。冶金五一八队于1965年1969年在西南部及西北部施工2个观测孔，5 个水源孔，总进尺是3599.42m。吉林冶金608队于1973年11月1974年元月在云架岭一带施工2个观测孔，进尺是880.57m，全孔取芯，描述简单，煤系资料可以参考。山西冶金217队于1973年12月1974年2月在井田的西南部施工2个观测孔进尺1118.42m。仅有简单的分层记录，岩性没有描述，煤层资料只能参考。华北冶金勘探公司520队在罗义村南施工找矿孔1 个，进尺717.65m，终孔为火成岩，层位不清。2.2.2矿井工业储量的计算及储量等级的圈定五阳矿矿井总体范围不大，煤层较厚。可采煤层3#平均厚度为5.8m，井田内有落差90多米的大断层贯穿其中，煤层倾角平均=10，大部分标高位于+850+300m之间。煤层平均容重1.3t/m3。矿井工业储量：煤容重取1.3 t/m3，煤层倾角平均10，煤厚平均为5.8m。工业储量的计算公式见下式Zg=100SMr/cos (2.2-1)式中： Zg工业储量， 万t；S井田面积， km2；M煤层平均厚度，5.8m；r煤的平均容重，1.3t/m3；煤层平均倾角，10；故工业储量为：Zc=10036.75.81.3/cos10 =28016.7万t工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探厚度与质量均合乎开采要求，目前可供利用的列入平衡表内的储量，即A+B+C级储量。2.3 矿井可采储量2.3.1计算可采储量时，必须要考虑以下储量损失： （1） 工业广场保护煤柱；（2） 井田边界煤柱损失；（3）采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失；（4） 建筑物、河流、铁路等压煤损失；（5） 其它各种损失。2.3.2各种煤柱损失计算（1）工业广场煤柱损失本矿井设计年生产能力为240万t/a，按煤矿设计工业规范，占地面积应在2400.8/102401.1/10之间，即19.226.4公顷之间，本设计工业广场取22公顷，长、宽分别为550m、400m，工业广场布置在井田的中央位置。3号煤层倾角10，五阳庄矿工业广场地面标高+930m，松散层厚度为50m，移动角=45，上覆岩层的边界角=75，下山移动角=66.6，上山移动角=70。图2.3-1 工业广场保护煤柱工业广场围护带宽度为20m，根据垂直剖面法所作的工业广场保护煤柱的尺寸计算如图2.3-1所示：保护煤柱的水平面积S1(749+786)665/2510387.5m2则工业广场压煤为：Q1= S1Mr/cos (2.3-1)510387.55.81.3/ cos10=389.6万t（2）井田边界保留的边界煤柱 井田边界长为27234m，边界煤柱留宽30m，则井田边界压煤量为：Q3=272345.8301.3/cos10=623.7万t (2.3-2) （3）断层保护煤柱由于断层落差较大，贯穿整个井田，长度为4370m，断层两边各留煤柱50m，则断层保护煤柱损失是：Q443702505.81.3/cos10 333.6万t (2.3-3) （4）永久保护煤柱总量为：QQ1+Q2+Q3=389.6+623.7+333.6=1346.9万t2.3.3矿井可采储量可采储量的计算公式为：Z=(ZcQ)C (2.3-4)式中： Z矿井可采储量，Mt；Zc矿井工业储量，Mt；Q永久煤柱损失，Mt；C煤炭采出率，取0.75；所以本矿井的可采储量为：Z=(ZcQ)C (2.3-5)=（28016.71346.9）0.75=20002.35万t3 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年工作日为330天，采用“四六”工作制，即三班采煤，一班检修，每班工作6小时。根据煤炭设计规范，矿井日净提L确定为16小时。3.2 矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井设计生产能力的确定矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、开采条件、设备供应及国家需煤等因素确定。五阳矿的实际情况：地质构造相对较简单，储量丰富，煤层赋存较稳定，为缓倾斜煤层（倾角10），两水平开拓，主采3#煤层，平均厚度为5.8m；瓦斯和水涌出量较小，采用综采放顶煤的开采方法。所以根据以上条件和五阳庄煤矿的最初设计，确定本矿井的年设计生产能力为240万t/年。3.2.2矿井的服务年限根据矿井实际的地层和煤层特征，本矿井主采3号煤，均厚5.8m，平均倾角10，赋存较稳定，为单水平开拓。水平服务年限的计算公式：式中： T水平服务年限，a；Z可采储量，20002.35万t；A矿井设计年生产能力，为240万t；K矿井备用系数（1.3-1.5），取1.3。所以矿井的服务年限为：表3-1 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力（万t/a）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7040300500603512024050302520459040252015930各省自定因为59.5年50年，符合2003年我国设计规定的大型矿井（120240万t/年）服务年限至少在50年以上的标准，满足设计要求。第一水平（+650）服务年限为：T=31.1a也符合水平服务年限。第二水平（+300）服务年限为：T=33a水平储量及服务年限见表3.2-1表3.2-1 水平储量及服务年限名称储量（亿吨）服务年限（年）第一水平0.9731.1第二水平1.03333.2.3井型校核通过对实际煤层开采能力、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）煤层开采能力五阳矿井田3#煤层赋存稳定的厚煤层，倾角为512，平均10，地质结构简单，易于采用放顶煤开采。据实习矿井生产实际，可布置一个综采放顶煤工作面保产，煤层开采能力能满足矿井设计生产能力。（2）辅助生产系统能力校核本设计的矿井为大型矿井，开拓方式为双立井多水平开拓。主井采用2对12t箕斗，提升能力大，能满足提升方面的要求。大巷采用3t底卸式矿车运煤，运输能力也能达到要求，且机械化程度高。辅助运输采用1.5吨固定厢式矿车，本设计中井底车场采用刀把式车场。调车和通过能力均能满足要求，各辅助生产环节都能满足要求，不会影响生产能力。（3）安全条件校核本矿井瓦斯涌出量为8.99m3/t，属于低瓦斯矿井。煤尘无爆炸性危险。水文地质条件简单，涌水量较小（400m3/h）。矿井采用区域式通风方式，经通风设计表明：通风满足要求。井田内小断层较少，只有一个较大的断层，对于开拓有一定的影响，但是，对于影响生产的小断层较少。所以，各项安全条件均可得到保证，不会影响矿井的年生产能力。（4）储量条件校核规范规定，矿井的设计生产能力应与矿井的储量相适应，以保证足够的服务年限。井田的可采储量为200Mt，服务年限为64.1年，可以满足矿井的设计生产要求。4 井田开拓井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充资料，具体体现在总体设计合理原则，将主要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程。其中包括确定，主、副井和风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采（带）区划分以及开采顺序与通风运输系统。4.1井田开拓的基本问题4.1.1井筒形式、数目的确定1. 井硐形式的确定斜井与立井开拓的优缺点比较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、井筒装备、井底车场及垌室都比立井简单，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，可满足特大型矿井主提升的需要；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、流砂层施工技术复杂。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，综合考虑五阳煤矿的实际情况：(1) 表层土较薄，平均为50m，风化不太严重； (2) 地势起伏不平，地面标高平均+930m左右，煤层埋藏较浅，距地面垂深在100500m之间，平均为300左右；(3) 矿井年设计生产能力为240万t/a，为大型矿井。综上所述，立井开拓和斜井开拓在本矿都可以采用。4.1.2主、副井井筒位置的选择(1) 井筒沿井田走向方向的有利位置本井田形状比较对称，储量分布比较均匀，在井田中上部存在一条落差比较大横穿井田的大断层K1和天仓向斜，将井田天然地分为上下两翼，故井筒的有利位置应在井田走向的储量中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可以使井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。(2) 井筒沿井田倾斜方向的有利位置立井开拓时，考虑到有一大断层K1横穿井田，初期应先采断层下部的储量，所以井筒应沿倾向偏下部布置，立井井筒位于井田倾斜方向的中部略靠下部。(3) 尽量不压煤或少压煤合理布置井筒确定井筒位置，要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱。为了减少工业广场所压煤柱，使铁路煤柱和工业广场保护煤柱有一部分重合会减少保护煤柱的面积。所以工业广场可布置在铁路附近，并且可以保证在井田走向的中央。(4) 地质及水文地质条件对井筒布置的影响要保证井筒、井底车场及硐室位于稳定的围岩中，应使井筒尽量不穿过或少穿过流沙层、较大的含水层、较厚冲积层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层、较软煤层及高应力区。(5) 井口位置应便于布置工业场地井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相联接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，专用线短，工程量小及有良好的技术条件。综合以上六方面的因素，结合矿井实际情况，提出本矿井井筒布置位置如下：主井井筒中心位置：经距411850m，纬距4039300m副井井筒中心位置：经距411770m，纬距4039360m4.1.3 风井位置的选择本井田煤层赋存条件比较好，属于缓倾斜煤层，中部靠上位置有一大断层K1将井田分为上、下两部分，上部受条件限制采用条带开采。大断层K1上部煤层埋深较浅，最浅处离地表只有70m左右，所以采用两翼对角式通风，在浅部掘两个风井，风井深80米，在技术、经济上都比较好。故在设计2个风井：北风井服务大断层K1上部煤层的东五采区和东七带区；东风井服务东一采区和东三带区。考虑到断层下部右翼可以满足矿井初期的开采要求，在此精确提出东风井的位置。东风井井筒中心位置：经距414200m，纬距407100m北风井井筒中心位置：经距414200m，纬距407100m4.1.4工业广场的位置、形状和面积的确定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）占地要少，尽量做到不搬迁村庄；（3）尽量布置在地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪水位；（4）尽量减少工业广场的压煤损失。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，其面积及保护煤柱的大小详见第二章第三节内容，工业广场面积22公顷，定为550m400m的矩形。4.1.5开拓方案及其比较一 开拓方案根据地质勘探资料，本井田只有3#煤层为可采煤层，煤层埋深主要分布在850m+300m左右，倾角在512之间，平均10，为缓倾斜煤层。考虑到技术和经济的合理性，本设计采用单水平或两水平开拓都能满足要求。煤层平均厚度在5.8m左右，所以布置煤层大巷较困难，特别是以后的维护，且需要很大的保护煤柱，所以采用岩巷布置。本井田延深方案有两种：立井延深和暗斜井延深。这两种延深方案在经济和技术上都可行，故都可以采用。综上，提出以下四个方案：方案一：立井两水平直接延深 方案二：立井两水平加暗斜井延深方案三：立井三水平直接延深方案四：立井三水平加暗斜井延深二 方案比较四种开拓方案的开拓示意图：方案一：立井两水平直接延深，见图4.1-1 图4.1-1 立井两水平直接延深方案二：立井两水平加暗斜井延深，见图4.1-2 图4.1-2 立井两水平加暗斜井延深方案三：立井三水平直接延深，见图4.1-3 图4.1-3立井三水平直接延深 方案四：立井三水平加暗斜井延深，见图4.1-4 图4.1-4 立井两水平加暗斜井延深这四种方案在技术上都是可行的，所以要进行经济比较才能确定其可行性，下面先进行粗略的经济比较，淘汰掉两个方案，然后进行详细的经济比较，最终确定最优方案对四个方案的粗略经济比较见表4.1-1表4.1-1 各方案粗略估算费用表方案项目方 案 一方 案 二基建费/万元立井开凿22503000104=150主暗斜井开凿16641050104174.72石门开凿1525800104=122副暗斜井开凿16641150104191.36井底车场1256.3900104=113.06上下斜井车场（300500）90010472小 计385.06小 计438.08生产费/万元立井提升1.274000.630.85=4755.24暗斜井提升1.274001.6640.48=7092.63石门运输1.274001.5250.381=5159.5立井提升1.274000.381.02=3441.89立井排水2002436534.1310-4240310-4=1436.89排水（斜、立井）2002436534.1310-4(2064+630)104=1610.89小 计113516.63小 计12145.41总计费用/万元11736.69费用/万元12583.49百分率100%百分率107.2%方案1、2的区别仅在于第二水平是用暗斜井开拓还是直接延深立井。两方案的系统都简单可靠。两方案的费用相差不多，在10%以内，可以看作近似，考虑到方案1的提升、排水、通风工作的环节少，人员上下较方便，所以决定选用方案1。方案项目方 案 三方 案 四基建费/万元立井开凿21503000104=90主暗斜井开凿17101050104179.55石门开凿2000800104=160副暗斜井开凿17101150104196.5井底车场1256.3900104=113.06上下斜井车场（300500）90010472小 计363.06小 计383.05生产费/万元立井提升1.24122.350.630.85=2649.02暗斜井提升1.24122.351.710.48=4060.35石门运输1.24122.352.00.381=3769.48立井提升1.24122.351.710.480.92=3735.52立井排水2002436519.6110-4277810-4=951.81排水（斜、立井）2002436519.6110-4(2110+630)104=941.37小 计7370.33小 计8737.24总计费用/万元7733.54费用/万元9120.29百分率100%百分率117.9% 方案3、4经粗略估算后，两方案的费用相差较大，方案4比方案3高出17.9%，且方案3的通风路线较方案4要短，所以决定选用方案3。余下的1、3方案均属技术上可行，水平服务年限也都符合要求。两者相比方案1的总投资要多一些，但是方案1的生产经营费用可能要低一些。因此，两方案还需要通过经济比较，才能确定其优劣。对方案1和3进行阶段划分以便进行详细的经济比较见表4.1-2表4.1-2 阶段主要参数水平数目平均斜长（m）垂高（m）水平出煤量（亿t）服务年限（a）区段个数（个）区段斜长（m）区段出煤量（万t）水平采区（带区）220503001.2637.59.342502868.162502151762502585.1220026518002500.7422225250260314002000.9731.19.342502867.4625023111.8 62502632.6220025510002000.6119.519.5425026512001500.4213.513.55250266开拓方案经济比较：第1，3方案有差别的建井工程量，基建费，生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总于下表4.1-3，表4.1-4，表4.1-5，表4.1-6，表4.1-7表4.1-3 建井工程量工期项 目方 案 一方 案 三初期主井井筒3802028020副井井筒38052805井底车场12561256运输大巷12001000后期主井井筒250350副井井筒250350井底车场125621256主石门15252000运输大巷65008000表4.1-4 生产经营工程量 项目方案1项目方案3运输提升万tkm工程量运输提升万tkm工程量上山运输：一采区二采区三带区四带区二水平 ：一采区二采区1.231240.253=28111.226880.256=48381.250750.257=8881.21.217131.7=3494.521.242840.252=25701.231160.252=1869采区上山： 一采区 二采区 三采区 四带区二水平 ： 一采区 二采区三水平 ： 一采区 二采区1.2255330.25=22971.2181430.25=13601.2336050.25=50401.26721.5=12091.235200.252=17601.2320020.25=19201.223