采矿工程毕业设计（论文）-晋煤成庄煤矿180万ta矿井初步设计（全套图纸）.doc

1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 井田位置与范围全套图纸加153893706成庄煤矿（以下简称井田），位于沁水煤田南翼，晋城市西北20km处，跨泽州和沁水两县。工业广场位于泽州县下村镇史村,地理坐标为北纬353411353950,东经11236061124349。井田范围：根据中华人民共和国国土资源部于2002年10月14日颁发的成庄矿采矿许可证（副本）证号：1000000220020，有效期限28年9个月（2002年10月至2031年7月）。成庄井田北至大阳井田南界，南以纬线3941500为界，东以煤层露头及小窑为界，西以经线51500为界，东西倾斜长约3.4km，南北走向长约6.5km，面积21.5km2。山西省煤炭工业局于2005年6月9日颁发的成庄矿煤炭生产许可证（副本）（证号：G040502004G3），矿井生产能力180万t/a，有效期限2005年6月9日至2007年12月30日。1.1.2 交通条件太（原）焦（作）铁路由井田东10余km处通过，侯（马）月（山）铁路从西南约7km处通过。矿井有铁路专用线经古书院矿与太焦铁路接轨，距古书院矿18km。207国道（太原洛阳）在成庄矿东侧约20多km处通过，晋（城）长（治）、晋（城）阳（城）、晋（城）焦（作）、长（治）邯（郸）、太（原）长（治）高速公路已建成通车。交通极为便利。交通示意图见图11。图11 交通示意图1.2地质特征地层井田内含煤地层主要为上石炭统太原组（C3t）和下二叠统山西组（P1s）。1.2.1地层太原组（C3t）K1石英砂岩（相当于晋祠砂岩）底或相当层位至K7砂岩底。连续沉积于本溪组之上，为主要含煤地层之一。由灰色中、细粒砂岩，灰黑色粉砂岩、泥岩，灰色粘土泥岩、石灰岩、硅质岩、菱铁矿及煤组成。属海陆交互相沉积。自下而上K2、K3、K5三层石灰岩普遍发育，层位稳定，是对比煤层的良好标志层。自下而上编号依次为：16、14、13、11、8、7、6、5号，5号煤层薄而不稳定，属不可采煤层，根据规范要求。其余七层煤均为不可采煤层。煤层总厚7.79m。K1石英砂岩：灰灰白色，细粒结构，含少量泥质及星散状黄铁矿，硅质胶结，分选性良好。沉积不稳定。厚0m-5.43m，平均3.30m。K2石灰岩：深灰色、厚层状，致密坚硬，块状，性脆，裂隙充填方解石脉。上部质纯，含有燧石条带，底部含较多的泥质、有机质及星散状黄铁矿。靠下部常夹有薄层钙质泥岩。含小泽蜒、似纺锤蜓及腕足类等动物化石。厚7.10m-14.13m，平均9.85m。位于太原组下部。K3石灰岩：为13号煤顶板。灰深灰色，厚层状，致密坚硬，性脆，夹少量燧石条带，含腕足类及蜓类等动物化石。沉积稳定，厚0.20m-6.19m，平均2.80m。K4石灰岩：为11号煤顶板，深灰色，含泥质较多，沉积不稳定，厚0m-0.90m，平均0.49m。K5石灰岩：位于本组上部，为7号煤顶板。深灰色，致密坚硬，质不纯，含星散状黄铁矿及腕足类动物化石，沉积稳定，厚1.00m4.48m，平均2.35m。山西组（P1s）K7砂岩底（或相当层位的粉砂岩）至K8砂岩底，与下伏太原组呈整合接触，为主要含煤地层之一。由灰白灰色，中、细粒砂岩，灰黑色粉砂岩，泥岩及13层煤组成，其中主要煤层一层，编号3号，平均厚度6m，是本组唯一可采煤层。本组滨岸为过渡相沉积，在成庄、段都、坪头一带，均有零星出露。本组厚39.45m73.08m，平均49.83m，分上下两层段叙述如下：（1）下段：K7砂岩底至K砂岩底，厚20m左右，以灰色、深灰色细粒砂岩，灰黑色粉砂岩、泥岩及3号煤层组成。3号煤层以下岩层常夹有不规则菱铁矿结核，具水平层理及不规则的水平层理，含保存不好的植物化石。K7砂岩：灰色、深灰色细粒砂岩，富含煤粒及暗色矿物，具缓波状层理，夹泥质包裹体，局部为中粒砂岩、粉砂岩。厚0.35m14.09m，平均3.98m。3号煤层：赋存于本段上部，结构简单、沉积稳定，为本区主要可采煤层之一。厚4.75m7.15m，平均厚6m。（2）上段：K砂岩底至K8砂岩底，一般厚30m左右，以灰白色中粒砂岩，灰色薄层细砂岩，灰黑色粉砂岩及泥岩组成，间夹不稳定的薄煤层12层。K砂岩：为山西组中部的一层砂岩，灰白色、中粒、钙质胶结。斜层理，沉积稳定，厚0.36m29.00m，平均8.04m。1.2.2地质构造山西省地处华北古板块内部，属典型的板内构造。根据山西省区域地质志按断块构造学说的划分方案，晋城矿区位于华北断块中的吕梁太行断块沁水块坳东部次级构造单元沾尚武乡阳城北北东向褶带南段。沁水块坳是山西省最大的四级构造单元，总体呈北北东向展布，沁水煤田的范围与块坳相当。沁水块坳是一个被断裂围限的矩形断块，主体部分出露二叠系和三叠系，周缘翘起，下古生界出露。沁水块坳形成于中生代，是受水平挤压形成的坳陷。相对周缘构造单元而言，沁水块坳较稳定，变形强度由边缘向内部减弱。块坳主体部分发育开阔的北北东向短轴褶曲，两翼岩层倾角一般小于20，边缘断层多为逆冲性质，尤其是东西两侧边缘均向外侧逆冲，显示了水平挤压特征。沁水块坳东侧以晋（城）获（鹿）断裂带与太行山块隆相接。该断裂带是一条区域性的大断层，省内延展超过320km，总体走向北北东。有迹象表明，晋获断裂带生成时间较早，中生代燕山运动中“死而复苏”，表现为由西向东位移的逆冲断裂带。由于变形强度的差异，尤其是后期隆升剥蚀和改造的差异，晋获断裂带表现为分段特征。黎城以北基岩露头区，逆冲断裂保存完好，变质基底逆冲于下古生界之上。黎城以南线形构造仍然十分清楚，南段庄头断层至晋城之间地表出露为由古生界组成的线形褶皱。本井田位于太行山复背斜西翼，沁水盆地东翼南端。为阳城山字形构造体系脊柱部分南端东侧及马蹄形盾地的北侧与新华夏构造体系的复合部位。北西向压扭性开阔背向斜褶曲伴有少数与褶曲轴向近似垂直的张性断裂和与褶曲轴向斜交的扭性断裂。井田内构造主要为走向北北东（北部）逐渐转折为北东向（南部），倾向北西的单斜构造。井田内地层平缓，倾角310，一般在6以内。在此基础上发育着波幅不大两翼平缓，开阔的背向斜褶曲构造，褶曲轴向大多为北西南东向,使井田内地层呈波状起伏。伴有少数落差较小，延伸长度较短的高角度正断层。断层走向多为北东向，倾向多为北西。所见断层落差均未超过20m，属小型断层。落差小于5m的断层和小型陷落柱较为发育。但在矿井生产过程中未发现岩浆岩活动。总的说来，本井田构造仍属简单类。1.2.3水文地质成庄井田东缘为长河冲积洪积河谷地带，井田地势西北高、东南低、东西向沟谷发育，沟谷水流注入长河。长河为沁河支流，由东北向西南从井田东缘流过 。史村河、河底河等长河支流由西北向东南注入长河（这些河流均为石盒子组泉水补给，其补给面积小）为季节性河流。长河全长约20km，两岸发育有狭窄的阶地，河谷内建有南庄水库。井田内的史村河、河底河的上游分别建有刘村，常坡两座水库。河流、水库渗漏段、地表水补给地下水。成庄井田从水文地质单元上来讲，属延河泉域。延河泉是我省较大的岩溶大泉之一，它位于阳城县东冶乡延河村北沁河西岸。高出河面约5m，出露地层为奥陶系中统上马家沟组灰岩，泉水沿上马家沟组灰岩底部涌出，其单泉平均流量为3.1m3/s。延河泉泉口出露标高463.78m，泉水流量受降水影响大，不稳定系数为2.3。由于受地层岩性、地质构造、岩溶、地形和水文网的控制，整个泉域构成一个完整的从补给、径流到排泄的地下水流域。中奥陶统厚层石灰岩是组成延河泉域的主要含水层，沁水向斜使泉域地层构成南部向北，东西两侧向中间倾斜的储水构造。泉域的东边界为晋获断裂带；西边界为震旦系变质岩；南边界为山西与河南间的天然分水岭（老地层出露段）；北边界为寺头断层。延河泉域东邻晋城三姑泉域，东北靠长治辛安泉域、北倚洪洞广胜寺泉域，总面积为2990km2，其中奥陶系出露面积1316km2。成庄井田位于长河上游一带，在区域水文地质上，属长河径流带的中上游。井田内上、下马家沟组岩溶十分发育，有大的溶洞，据钻孔揭露，溶洞内有大的涌沙现象。岩溶地下水的补给来自东部和东北部高平一带的灰岩裸露区和浅埋区的降雨入渗补给，以及丹河上游径流灰岩区和断裂的渗漏补给。由于晋获断裂带（延河泉域东边界）以大阳为界，分为南北两段，南段为阻水断裂，北段为透水段，在高平一带为导水断裂，岩溶地下水处于分流状态，一部分地下水补给成庄地区，一部分流向三姑泉。因此，成庄井田内的岩溶地下水资源极其丰富。井田内岩溶地下水供水井出水量极其可观，单井出水量达22002800m3/d。井田内的区域地下水，除奥陶系岩溶水外，还有石炭系薄层中厚层石灰岩裂隙水和二叠系砂岩裂隙水，以及第四系冲积层孔隙水。但这部分地下水分布范围局限，一般水量不是很大。现简述如下：（一）第四系冲积层孔隙潜水主要分布于盆地及河、沟谷地带，含水量变化较大，7-9月份为富水期， 1-4月份为贫水期，靠大气降水及季节性水流补给，仅供当地人畜饮用水用。在无污染地区，水质一般良好，多为重碳酸硫酸钙镁型水，PH值7.127.8左右，总硬度181.62309.42mg/L。受污染区则水质变坏。（二）二叠系砂岩裂隙水和石炭系裂隙岩溶水，赋存于二叠系砂岩及石炭系灰岩中的裂隙岩溶中。二叠系含水层主要是厚层砂岩中裂隙含水，隔水层为底部的泥岩和砂质泥岩。在二叠系分布较广的山区，其沟谷及两岸常有下降泉出露，泉水出自砂岩层中，水量随季节性变化很大。在无污染地区水质良好，常作为当地供水水源。水源类型为重碳酸硫酸钾钠钙镁型水，PH值7.47.8，总硬度：56.16237.6mg/L，井下资料428.04mg/L。石炭系含水层分布在层位稳定，厚度大，岩溶裂隙发育程度变化较大的厚层石灰岩中，其富水性变化也很大。一般与石灰岩所处位置及岩溶发育程度有关，岩溶发育程度又与地形地貌、地质构造、地下水动力条件有关。所以，富水段多分布于盆地、沟谷及地质构造较为发育地区，区内在上覆地层厚度大于50m，且距河谷较远的地段，往往富水性很少。水质多为重碳酸硫酸钙型水，局部受煤系地层中尤其是煤中的硫分的影响，水质发生变化，多为硫酸重碳酸钙镁型水。PH值7.4，总硬度122.76309.42mg/L。（三）奥陶系石灰岩岩溶水主要赋存于中奥陶统上、下马家沟组石灰岩中，尤其赋存于下马家沟组石灰岩中。该组石灰岩厚度巨大，岩溶裂隙发育，溶蚀强烈，层位稳定，补给充分，富水性极强。地下水总的径流方向是由东北、西南、西部向延河泉水排泄带流动。富水性也是由东北、西南、西部向延河泉水排泄带渐渐变强。中南部好于其它部位。相对隔水层为中奥陶统底部之含石膏脉的泥质灰岩。水质类型属重碳酸钙型或重碳酸硫酸钙镁型水，PH值7-7.5左右，总硬度162.6441.07mg/L。井田内奥陶系峰峰组基本不含水。（四）矿井涌水量预测“核实报告”未提供矿井开采预计涌水量，根据矿提供的数据，次设计将矿井正常涌水量定为180m3/h。1.3煤层特征1.3.1煤层井田内主要有可采煤层一层，分别为3煤层。3号煤层全区可采。煤层稳定程度属稳定类型详见采煤层特征表12。表12 可采煤层特征表煤组煤层一般厚度（m）煤层结构顶底板岩性稳定性可采程度倾角（）容重（t/m3）夹石层数夹石厚度顶板底板下石盒子组3#5.86.35普遍含一层夹石一般为0.3m左右泥岩或粉砂粉砂泥岩较稳定局部不可采4左右1.3561.3.2煤质煤质特征见表1-3。表12 煤的工业分析表序号煤层名称牌号水分（）M灰分（）A挥发分（）V含硫量（）S发热量MJ/KgQ备注13#WY1.6215.27.80.07734.911.2.3其它开采技术条件1.瓦斯由于瓦斯的比重小于空气和向压强小的空间运移的特性，导致煤层中的瓦斯会在漫长的地质年代里，透过煤层和顶板及上覆岩层的空隙、裂隙向上运移扩散。煤层埋深愈深，瓦斯向空气扩散的行程（煤及上覆岩、土层）愈长，所受阻力愈强，瓦斯愈难扩散而易保存。由此可知，煤层埋藏越深以及向斜轴部的瓦斯含量相对较高；反之，煤层埋藏越浅以及背斜轴部的瓦斯含量较低。在同一层煤中，随着埋深的增加，瓦斯含量亦会逐渐增加。由此可知，井田西部3号煤层埋深比东部大，因而井田西部3号煤层的瓦斯含量比东部高。日后，成庄矿矿井的瓦斯含量将会随着开采深度的增加而“与时俱增”。瓦斯的运移、扩散除与埋深、盖层厚度有关外，与其上覆岩层的透气性、孔隙大小，孔隙率，裂隙大小、断层等关系更大。陷落柱、断层附近、背斜轴部受张力影响，煤岩层会形成不同的程度的裂隙，增加其透气性使瓦斯含量不同程度地降低。煤层顶板为粗、中、细粒砂岩的地方透气性较好，瓦斯含量相对来说也会降低一些。封闭型的向斜构造轴部有利于封存瓦斯。闭合而完整的背斜加上覆盖着不透气的地层是良好的储集瓦斯构造，在其轴部煤层内往往积存高浓度瓦斯，形成“气顶”。在倾伏背斜的轴部，通常也比相同埋深的翼部瓦斯储量高。但是当背斜的顶部岩层为透气岩层或因张力形成连通地面的裂隙时，瓦斯会大量流失，轴部瓦斯含量反而比翼部小。在陷落柱、断层的周围和软煤区瓦斯涌出也会发生异常。由于本区小型断层发育，小型断层破坏性差，不能形成良好的通道，因而不能使瓦斯扩散释放出来，这是造成本矿瓦斯含量高的主要原因。2.煤尘爆炸据地质报告和成庄矿3号煤层测试数据，3号煤层无爆炸危险性；虽然煤尘无爆炸性，但是，煤尘是井下生产环节中一种极其有害的物质，它在一定条件下会引起燃烧，爆炸，甚至危害生产人员的健康，因此在煤矿生产中必须高度重视煤尘的防治。3.煤的自燃据成庄矿3号煤层测试成果，自燃性发火倾向级，为不易自燃煤层。1.4井田勘探程度1959-1975年曾多次在本井田内及外围进行过地质勘探工作，为矿井开发与建设提供了可靠的地质资料。成庄井田面积为74.3338km2，其中东部49.88km2为精查区，西部24.51 km2为备用区，备用区只进行了详查勘探。井田内以往地质勘探工作如下：1959年晋城煤矿筹备处152队提交了阳城矿区普查地质报告，1962年复审降为概查地质报告。本井田属概查区的东北部分。同年施测了1：1万地形地质图772.6 km2，1962年复审分别降为1:2.5万与1:5万精度使用。1965年5月1966年6月114队在长河区进行了普、详查勘探，提交了长河勘探区普、详查地质报告，本井田属长河勘探区之东北部分。山西省煤管局于1966年12月以第8号文批准普详查地质报告。1966年2月114队在本井田（未包括备用区）进行精查勘探施工，同时进行了成庄区水源勘探及1:10000地质测量，面积127 km2。同年12月114 队提交成庄井田精查地质报告，山西省煤管局于1969年8月以（69）晋革煤地字第1号文批准精查报告。1973年2月1973年12月114队在长河区进行详查勘探，并提交长河勘探区详查地质报告。山西省煤管局于1974年4月以02号文批准。1974年8月1975年9月114队在本井田（未包括备用区）进行了精查补充地质勘探，并提交了成庄井田精查（补充）勘探地质报告。山西省煤管局于1977年以第1号文批准。1995年5月晋城矿务局地测处调绘，山西煤田地质综合普查队1995年10月采用航测成图，完成了井田1：5000地形地质图（不包括备用区）。1989年12月1997年3月由中煤三十一处和川煤九处施工井筒检查孔7个，钻探总进尺1315.32m。2 矿井储量、生产能力及服务年限2.1 井田境界井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素，进行技术分析后确定。一般以下列情况为界：1以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界；2以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界；3以相邻的矿井井田境界煤柱为界；4人为划分井田境界。成庄井田北至大阳井田南界，南以纬线3941500为界，东以煤层露头及小窑为界，西以经线51500为界，东西倾斜长约3.4km，南北走向长约6.5km，面积21.5km2。井田沿走向长度最大为6.7km，最小为6km，平均为6.5km。沿倾向最大为3.7km，最小为3.2km，平均为3.4km。2.2 井田储量2.2.1 储量计算基础1、根据呼和乌素井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；2、依据生产矿井储量管理规程：煤厚能利用储量最低可采厚度为0.7m，煤的灰份指标能利用储量灰份最高不大于40%（含40%），暂不能利用储量灰份最高不大于50%（含50%）超过51%则不计储量,暂不能利用储量厚0.6m；3、依据国务院过函（1985）5号文关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；4、储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；5、井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法；6、煤层容重：煤层容重为1.35t/m3；2.2.2 工业储量计算井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法；煤层容重：煤层煤的平均容重1.35t/m3，平均倾角4。 矿井煤层的投影面积：S=21.5km2 矿井煤层的实际面积：S =21.5km2cos4=21.55km2 矿井的工业储量：Zg=SM=21.5561.35=174.56Mt2.2.5 矿井永久保护煤柱损失量矿井设计储量为矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量。而在该井田范围内只有煤田境界煤柱和断层煤柱。（1）井田边界保护煤柱井田边界保护煤柱留设20m宽，则井田边界保护煤柱损失量为： Zb=LBM/cos 式中： Zb井田边界保护煤柱煤量，Mt； L边界长度，19.93km； B煤柱宽度，m； M煤层平均厚度，煤层平均总厚为6 m； 煤的平均容重，t/m3，为1.35t/m3； 煤层平均倾角，4。 Zb =19.932061.35/cos4o=3.24(Mt)则井田边界保护煤柱损失量为：Zb =3.24(Mt)（2）断层保护煤柱根据煤层底板等高线图可知，矿井有4条断层，断层两侧留设50m保护煤柱。同边界保护煤柱计算公式：Zd=LBM/cos=0.22761.35/cos4o=1.79(Mt)（3）工业场地保护煤柱表土平均厚度为30m。工业场地占地面积，根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中第十五条，工业场地占地面积指标见表2-2。表2-2 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1.0120-1801.245-901.59-301.8工业场地按II级保护留维护带宽度15m，矿井拟定产量为180万t/a，故工业场地面积由表2-2确定，故本矿井工业场地的面积为18公顷，由于长方形便于布置地面建筑，所以初步设定工业广场为长方形，即长方形长边为600m，短边为300m。本矿井地质条件及冲击层和基岩移动角见表2-3。表2-3 岩层移动角广场中心深度煤层倾角煤层厚度冲积层厚度MMM297463045727269用作图法求出工业广场保护煤柱量，工业广场保护煤柱留设见图2-3。由此根据上述已知条件，画出如图2-3所示的工业广场保护煤柱的尺寸，并由图可得出保护煤柱的尺寸为： S=梯形面积=(上宽+下宽)高/（2cos2） S=（725+673）1036/（2cos4）=0.73 km2则：工业广场的煤柱量为： Z=SMR 式中：Z工业广场煤柱量； S工业广场面积：0.73 km2； M煤层厚度：6m； R煤的容重：1.35t/m3；则：Z=0.7361.35=5.91(Mt)图2-3 工业广场保护煤柱图（4）大巷保护煤柱大巷中心距离为30 m，大巷两侧的保护煤柱宽度各为30 m，则大巷保护煤柱损失量为3.6Mt。（5）井筒保护煤柱主、副井井筒保护煤柱在工业广场保护煤柱范围内，而风井井筒保护煤柱大部分位于井田边界保护煤柱范围内，故井筒保护煤柱损失量为0。各种保护煤柱损失量见表2-3。2.2.6 矿井设计储量矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失量后的储量。 =- 式中：ZS矿井设计储量 =174.56-3.24-1.79 =169.53(Mt)2.2.7 矿井可采储量矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算： Zk=（P）C 式中：Zk矿井可采储量，Mt； P工业场地保护煤柱、井筒、井下主要巷道及上、下山保护煤柱等留设的 保护煤柱损失量，Mt； C采区采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85。则矿井设计可采储量：Zk=(169.53-5.91-3.6)0.75=120.02(Mt)2.3 矿井生产能力及服务年限2.3.1 确定依据煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定：1、资源情况：煤田地质条件复杂，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；2、开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好的应加大开发强度和矿区规模,否则应缩小规模；3、国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；4、投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模；2.3.2 矿井设计生产能力由于新阳矿井田范围大，煤炭储量丰富，地质构造较简单，煤层生产能力大，开采技术条件好，应建设大型矿井，初步确定矿井生产能力为1.8Mt/a。2.3.3 矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为： 式中：T矿井服务年限，a； Zk矿井可采储量，Mt； A设计生产能力,Mt； K矿井储量备用系数，取1.4；则矿井的服务年限为：T=120.02/1.81.3=51.3a50a符合煤炭工业矿井设计规范要求。2.3.4 井型校核按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：1、煤层开采能力井田内首采3号煤层平均6m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采工作面保产。2、辅助生产环节的能力校核矿井设计为大型矿井，开拓方式为主副立井单水平开拓，主井采用箕斗运煤，副立井采用罐笼辅助提升、下放物料，辅助电机车的运输能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经顺槽胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，再经主斜井胶带运输至地面，提升能力大，自动化程度高。 3、通风安全条件的校核矿井煤尘有爆炸危险性，瓦斯涌出量不大，属低瓦斯矿井，矿井采用中央并列式通风，可以满足通风需要。4、矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足煤炭工业矿井设计规范要求。见表2-4。表2-4 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（Mt/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456及以上70403560351.22.4503025200.450.90402520153 井田开拓3.1 概述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煤体，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。本矿井开拓方式的确定，主要考虑到以下因素：地形起伏不大，属于山地丘陵地区；煤层埋深较浅，且表土层不厚；该井田位于阿达线公路西南侧，交通运输方便；本矿井为低瓦斯矿井。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤、高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。合理开发国家资源，减少煤炭损失。必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。3.2 井田开拓3.2.1 确定井筒形式、数目、位置及坐标（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。平硐开拓受地形埋藏条件的限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业广场和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类型井型水平服务年限要求。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，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受井底板含水层的威胁；主提升胶带机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。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、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的条件下，立井井筒短、提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别法则的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是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。本矿井煤层倾角小，平均4，为近水平煤层；表土层薄，无流沙层；水文地质情况比较简单，涌水量小；井筒不需要特殊施工，因此可采用斜井开拓或立井开拓。经后面方案比较确定井筒形式为立井，即立井开拓。 （2）井筒位置的确定井筒位置的确定原则：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，石门工程量少；有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；井田两翼储量基本平衡；井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；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威胁；工业广场宜少占耕地，少压煤；距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。由于井田中部地势平缓，考虑到断层对布置工作面的影响，故把井筒位置选择在井田中部附近。经后面方案比较确定主、副井筒位置在井田中央。本井田煤层赋存条件比较好，属于近水平煤层，采用带区式开采。由于井田走向和倾向，差距不大，选择通风方式为：中央并列式通风。故在设计中采用中央并列式通风，设置一个中央回风井。 风井井口位置的选择，应在满足通风要求的前提下，与提升井筒的贯通距离最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。风井布置在工业广场中，不留煤柱，从而减少了煤柱损失。（3）井筒标高的确定根据已有资料确定井口标高均为+930m。3.2.2 工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部。工业场地的形状和面积：根据表2-1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，长边平行于井田走向，长为600 m，宽为300 m 。3.2.3 主要开拓巷道设计开采3煤为厚煤层，且赋存稳定，底板起伏不大，为近水平煤层，煤层厚度变化不大，且煤质硬度较大。考虑到矿井服务年限较长，故矿井运输大巷、辅助大巷布置在3煤层底板岩层中，留大巷保护煤柱，大巷间距40m。由于矿井瓦斯涌出量大，所以布置一条主运输大巷，一条辅助运输大巷，一条专用回风大巷，共三条大巷。为了减少煤柱损失和便于维护巷道，将运输大巷布置在距离煤层30m处的3#煤层底板岩石中。考虑到3#煤层不具有自燃发火倾向，且煤质为比较坚硬的无烟煤，将巷道布置在煤层中维护并不困难。所以将回风大巷布置在3#煤层中。大巷位于井田中央，沿走向布置，辅助运输大巷坡度随煤层而起伏，一般5-7，主运输大巷坡度为3，主运输大巷上仓段局部10。3.2.4 方案比较根据第二章所核算矿井及第一水平服务年限，全矿井服务年限为51a ，本矿综合以上因素，本设计开拓方案只设一个水平。（1）提出方案根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案有下列三种：方案一：双立井开拓方案主、副井均为立井，布置于井田中央；大巷布置于井田中央，将井田以带区为主要准备方式进行划分，中央并列式通风，如图3-1所示。图3-1 方案一方案二：由于地面至第一水平只有300米左右,故可考虑用用主斜副立开拓。但经过论证地面属丘陵地带，用此方案两井筒地面联系比较困难，不紧凑。工业广场布置复杂，不适合大型矿井连续运输的宗旨，所以在技术上予以淘汰。方案三：双斜井开拓方案。主、副井均为斜井，布置于井田中央；大巷布置于井田中央，将井田以带区为主要准备方式进行划分，中央并列式通风，如图3-2所示。图3-2 方案三（2）方案比较由于方案和方案在第一水平内的准备方式和采煤方法都完全相同，方案比较法在对不同的开拓方案进行比较时，一些相同的部分可以不进行比较，于是我们在对方案和方案两个方案进行比较时，可以只将两个方案中有差别地方进行比较，相同方案未参与比较。别的基建工程量、基建费用、生产经营费用及费用汇总表分别计算汇总于表31、表32、表33和表34。通过费用汇总表在经济上来比较两方案的优越。表3-1 基建工程量时期项目方案方案早期主井井筒/m294+20907副井井筒/m296+5809井底车场/m15860+1626019800+12090主石门/m150运输大巷/m30003000表3-2 基建费用表方案项目方案方案工程量/m 元/m用/万元工程量/m单价元/m费用/万元初期主井井筒29499593293.0190735920325.79副井井筒297118503351.4180938572312.05井底车场3232027220874.313189028459907.56石门1504065281.3运输大巷100019490584.7100019490584.7小计2397.632343.10共计2397.632343.10表3-3 生产经营费用项目方案生产经营费用/万元项目/万元提升1.212816.92940.85384.35提升1.212816.99060.48=669.58井筒维护294180.0029=15.3296180.0029=15.5井筒维护907180.00809180.0025=36.4排水1802436554.70.310-42587.53排水18024365542846.28合计3002.68合计3593.06表3-4 费用汇总表方案项目方案方案费用/万元百分率/费用/万元百分率/基建工程费2397.63102.32343.10100生产经营费3002.6883.63593.06100总费用5400.3190.975936.16100从前面表格中的计算可以看出，方案的总费用要比方案的低出9.03，很明显方案要比方案优越的多，故决定采用方案。立井单水平开拓。综上比较可知方案的总费用超过了方案的10，故决定采用方案。即采用两立井一水平。第一水平位于620m，采取带区准备方式开采。3.3 井筒特征矿井共有三个井筒，分别为一个主立井、一个副立井、一个风井。井筒特征表较表3-5。表35 井筒特征井筒名称主井副井风井井口坐标X（m）394499839449283944848Y（m）517460517480517342Z（m）914.21916.54921.38用途提煤提料、矸、人、进风回风提升设备16t箕斗1.5t双层四罐笼井筒倾角（）909090断面形状圆圆圆支护方式混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁井筒壁厚（mm）400 450 400提升方位角（）270180井筒深度（m）294297270断面积净（）33.16638.46523.746掘（）38.46544.15628.2601、主井位于井田中央工业场地之中，担负矿井1.8Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备多绳16 t侧卸式箕斗两套带平衡锤；井筒采用混凝土支护，直径6.5 m，净断面积33.18 m2，支护厚度450 mm，掘进断面35.6 m2；两侧钢丝绳罐道；每天提升16小时。井筒断面布置如图3-5。图3-5 主井断面图2、副立井位于井田中央工业场地之中，与主井相距约100 m，担负全矿的材料、人员、设矸石的提升；兼做进风井。装备一对多绳1.5 t矿车双层四车窄罐笼和一个1.5 t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤；安装行人梯子，并有足够的安全间隙；分别有一躺输水、排水管路和两躺主干动力电缆。井筒混凝土支护，直径7 m，净断面积38.46 m2，支护厚度500 mm（表土段壁厚1400 mm）。井筒断面布置如图3-6。图3-6 副井断面图3、风井风井位于矿井中央工业广场保护煤柱内，备有安全出口。圆形断面，井筒净直径5.5 m，净断面23.74 m2，采用预制管柱支护方式，井壁厚度达450mm，风井布置如图3-7。根据后面通风设计部分的风速验算，各井筒风速均符合煤炭功业设计安全规范和煤矿安全规程规定。图3-7 风井井筒断面图3.4 井底车场3.4.1 井底车场形式矿井为立井开拓，煤炭由运输大巷运输至井底煤仓，再由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在车场由蓄电池电机车牵引至工作面，少量矸石由矿车直接排运到非通行的巷道横贯中。（1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井只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、提矸石、下料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据煤炭工业设计规范4.2.1要求：井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、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的围岩条件等因素，经技术经济比较确定，并符合下列规定：大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。当井底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，并应与采区装车站形式相协调。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式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，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。根据矿井开拓方式，立井和大巷的相对位置关系，确定为卧式环形井底车场，井下矸石、大巷材料及设备辅助运输采用蓄电池电机车牵引固定式矿车，工作面斜巷采用无极绳绞车牵引，井底车场形式和布置方式如图3-9。图3-9 井底车场布置图3.4.2 计算依据主井净直径6.50m，装备有一对16t箕斗，副井净直径7m，装备一对1.5t双层四车罐笼。井下主要运输大巷采用皮带运煤，辅助运输采用10t架线式电机车牵引。1.5t固定式矿车（每列车由19辆矿车组成）。矸石辆占矿井产量的15，由副井提升。掘进煤辆占5，由皮带运至井底煤仓从主井提升。矿井为高沼气矿井，最大沼气含量14m3/t，矿井总进风量250m3/s，主、副井同时进风，风井回风。大型矿井的副井空重车线的长度应为1.5倍列车长。一列矿车为20个车厢，采用1t固定箱式矿车，型号为MG1.1-6A,外形尺寸（长宽高）：20008801150（mm），故取调车线长度为70 m。车场形式，初步设计已确定为立式环形，南北两翼来车均由主石门进入井底车场。车线长度，副井空、重车线长原则上按1.5列车长考虑，设计取100m。副井进车线不受主井的影响，出车线受人车线的影响，比较长，可达100m。材料车线按20辆1.5t材料车考虑。主、副井中心线间距离，南北70m，东西20m。设计采用30Kg/m的钢轨。系统采用5号道岔和4号道岔。曲线半径为20m。皮带大巷和轨道大巷断面均为17.1m2，巷道采用锚喷支护，主要硐室及交岔点采用混凝土或料石砌碹。3.4.3 井底车场各存车线长度的确定由于本矿设计运输大巷采用胶带运输机，井底车场只负担辅助运输任务，所以车场结构和线路结构可以简化，这里只需对副井空、重车线长度以及马头门和材料车线长度进行计算即可。（1）副井空、重车线长度计算 式中：L储车线长度，m；m列车数；n每列矿车数，辆； 一辆矿车长度，m；2m 电机车长度，m； 电机车制动距离，一般取1215m。则： L=1192.44.515=97m.（2）材料车线长度计算 L=ncLc+nSLS 式中： L一材料车线长度，m； L材 一辆材料车长，m； 所以 L=152.7+52.7=54m. （3）马头门线路长度计算 图3-7 马头门线路布置 由上图可以看出：马头门的空、重车线的长度计算为：LO=LSLN =（a/2bcef）（a/2+b+e+f） =（5.29/2+7+4+10+9.89）（5.29/2+5+5+9.89） =56.17m 取LO=57m. 式中： a罐笼长度，5.29mb、b摇台摇臂长。900轨距摇臂长，取b=5m,b=7mc摇台摇臂轴中心与单式阻车器轮挡面之间的距离。取4m。e单式阻车器轮挡面到对称道岔与直线