采矿工程毕业设计（论文）-鹤煤四矿1.2Mta新井设计.doc

第一章 矿井概况及井田地质特征11.1矿区概况11.1.1地理位置与交通11.1.2地形地貌及水系11.1.3气象21.1.4地震21.2井田地质特征21.2.1地层21.2.2构造51.2.3水文地质特征71.3煤层及煤质81.3.1煤层81.3.2 煤质91.4井田勘探程度10第二章 矿井储量、年产量112.1井田境界112.2 井田储量112.2.1矿井工业储量112.2.2矿井设计储量12第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限143.1 矿井工作制度143.2 矿井设计生产能力及服务年限14第四章 井田开拓154.1 井田开拓的基本问题154.1.1 确定井筒形式、数目、位置154.1.2 方案比较174.2 矿井基本巷道214.2.1 井筒214.2.2 井底车场244.2.3 上山27第五章 准备方式带区巷道布置305.1 煤层的地质特征305.1.1 采区煤层特征305.1.2 煤质特征305.1.3 煤层顶、底板条件305.1.4 水文地质305.1.5 地质构造305.1.6 地表情况315.1.7 煤尘的爆炸性和自燃发火危险性315.2 带区巷道布置及生产系统315.2.1 首带区的详细设计315.2.2 带区巷道布置315.2.3 带区生产系统315.2.4 带区内巷道掘进方法325.2.5 带区生产能力及采出率325.3 带区主要硐室布置33第六章 采煤方法346.1 采煤工艺方式346.1.1 采煤工艺的确定346.1.2 机械化程度356.1.3 确定回采工作面长度、工作面推进方向和推进度356.1.4 工作面推进方向356.1.5 采煤工艺及设备366.1.6 端头支护及超前支护方式416.1.7 采煤工艺436.1.8 各工艺过程安全注意事项456.1.9 回采工作面吨煤成本466.1.10 工作面劳动组织和作业循环图表486.2 回采巷道布置506.2.1 回采巷道布置方式506.2.2 回采巷道参数50第七章 井下运输547.1 概述547.2 带区运输设备选择547.2.1 带区运煤设备选择547.2.2 带区辅助运输设备的选择567.3 大巷运输设备选择587.3.1 主要运输大巷运输设备58第八章 矿井提升608.1 概述608.2 主副井提升608.2.1 提升方式的确定608.2.2 设备选型60第九章 矿井通风与安全619.1 矿井通风系统的确定619.1.1 矿井概况619.1.2 选择矿井通风系统原则619.1.3 通风方法的确定629.1.4 确定矿井的通风方式629.1.5 带区通风639.1.6 工作面通风系统639.1.7 矿井通风网络649.1.8 通风系统立体图与网络图649.2 矿井所需风量699.2.1 回采面所需风量的计算699.2.2 掘进工作面所需风量709.2.3 硐室所需风量719.2.4 备采工作面所需风量719.2.5 系数K及其他巷道所需风量Q其它719.2.6 矿井总风量及其分配719.3 全矿井通风阻力的计算739.3.1 矿井通风阻力739.3.2 矿井总风阻、等级孔计算759.4 矿井主要通风机选型769.4.1 矿井自然风压769.4.2 主要通风机选型779.4.3 电动机选型789.4.4 矿井主要通风设备的配置及要求799.5 防治特殊灾害时期的安全措施80第十章 矿井基本技术经济指标82专题部分85梁北矿工作面瓦斯治理与防治85摘 要85第一章 二1煤层概况及瓦斯地质分析861.1瓦斯赋存状况861.1.1 煤种861.1.2 瓦斯地质分析871.1.3 工作面瓦斯赋存状况881.2煤与瓦斯突出状况881.2.1动力现象发生情况881.2.2突出鉴定891.3通防系统现状891.3.1通风系统891.3.2矿井瓦斯抽采系统90第二章煤层瓦斯参数及突出参数测定912.1瓦斯含量测定912. 2 瓦斯放散初速度DP测定952.3煤的坚固系数测定95第四章自燃倾向性测试983.1测试原理983.2测试仪器993.3测试标准993.4测试结果99第五章工作面煤层瓦斯治理1014.1预抽工作面煤层瓦斯措施1014.1.1预抽煤层瓦斯目的1014.1.2顺层孔预抽设计1014.1.3预抽效果考察1054.2工作面回采期间煤层瓦斯治理1074.2.1工作面浅孔抽放1084.2.2工作面水力超前卸压防突1154.2.3顶板高位钻孔瓦斯抽放1204.2.4老塘埋管瓦斯抽放（提高吸气口）123第六章防突及瓦斯抽放效果分析1265.1防突效果检验1265.1.1预测突出危险性敏感指标确定1265.1.2防突效果检验1285.2抽放效果分析1325.3小结135英文原文1371 FRAGMENTATION1372 BLASTHOLE CHARGING METHODS1383 CONTROLLED BLASTING TECHNIQUTES1394 TUNNEL BLASTING1401 破岩理论1432 装药方法1433 控制爆破1444 井巷爆破145致 谢148第70页中国矿业大学09届毕业生毕业设计第一章 矿井概况及井田地质特征1.1矿区概况1.1.1地理位置与交通鹤壁四矿位于鹤壁矿区北部。东经为11447001145029，北纬355845360115。鹤壁四矿交通便利，矿区贮煤仓铁路专线东距京广线的汤阴火车站22.5KM，距二等列车编组站鹤壁北站1.8KM，矿区内公路与豫北公路网相联结，南北东西四通八达，见鹤壁四矿交通位置示意图（图1-1）。图1-1 鹤壁四矿交通位置示意图1.1.2地形地貌及水系本区为丘陵地貌，地势西高东低，地面标高+187287m。本区属海河流域卫河水系，羑河（鹤壁河）为区内季节性河流，洪水水位标高一般为+199.7+200M，最高水位为+201201.8M，干旱季节流量最小，一般为0.001m3/s，多雨季节流量最大，一般为35.88 m3/s，正常情况下，矿井排入河流中的水量为0.023 m3/s，荒河洪水水位标高一般为+201.3+216.3M，最高水位为+202.3+217.3M，干旱季节一般流量为0.0001 m3/s，多雨季节最大流量为19.9 m3/s，矿井排入该河流中的水量一般为0.05 m3/s。这些河流不管其流量大小，一般为间歇性河流，雨季期间，水往上涨，干旱季节，均呈干河沟或滞水坑。井田内尚有季节性小泉、小溪和小型水库。1.1.3气象本区属北温带大陆性干旱型季风气候，年平均气温最高15.3（1963年），最低13.1（1964年），一般14.5。气温极值最高42（1964年7月8日），最低-15（1966年10月11日）。据鹤壁市气象局1988年至1999年气象资料，年降水量371.88825.71mm，平均635.26mm，年蒸发量1637.42016.6mm，平均1711.25mm，年平均相对湿度为60.43%。据历年统计资料，8月至来年2月多为北风，最大风速23m/s，3月至7月多为南风，最大风速14m/s。1.1.4地震据华北地区地震目录记载，近600年来，波及本区烈度达级以上的地震有20余次。1.2井田地质特征1.2.1地层本矿位于华北地层区豫北分区太行山小区。区内地层自老到新发育有奥陶系中统峰峰组、石炭系中统本溪组和上统太原组、二叠系下统山西组和下石盒子组及上统上石盒子组、新第三系鹤壁组、第四系。其中太原组、山西组和上、下石盒子组为含煤地层，太原组和山西组为主要含煤地层。附有井田综合柱状图1-2。 奥陶系中统峰峰组（O2f）本组为含煤地层沉积基底，由灰色青灰色厚层巨厚层状石灰岩组成，结构致密，含燧石，具溶蚀现象，缝合线发育，裂隙内充填方解石脉。厚度大于100m。 石炭系（C）a. 本溪组（C2b）为灰色深灰色泥岩、沙质泥岩、铝质泥岩，含鲕粒及黄铁矿结核。间夹粉砂岩、细粒砂岩和不稳定一0煤层。本组厚26.3558.25m，平均厚33.16m。与下伏奥陶系呈平行不整合接触。b. 太原组（C3t）主要由石灰岩、深灰色泥岩、沙质泥岩、粉砂岩和薄煤层等组成，局部夹有细粒砂岩和炭质泥岩。本组厚93.51135.67m，平均厚121.83m。与下伏本溪组整合接触。根据其岩性组合，本组可分为下部石灰岩段，中部砂泥岩段和上部石灰岩段。上段由深灰灰色、黑灰色泥岩、沙质泥岩石灰岩及一8、一9煤层组成，局部夹细粒砂岩和粉砂岩。共含石灰岩3层（L7、L8、L9），石灰岩中含大量蜓科动物化石，具黄铁矿结核及燧石团块。其中L8石灰岩厚度大，层位稳定，为全区标志层之一。该段厚35.1849.20m，平均厚42.34m。中部由深灰色黑灰色泥岩、沙质泥岩、薄层状粉砂中粒砂岩、石灰岩、煤层等组成。含不稳定石灰岩三层（L62、L61、L5、）和六层不稳定煤（一72、一71、一62、一61、一52、一51煤）。该段厚30.21m，平均厚43.69m。下段由深灰色黑灰色泥岩、沙质泥岩、中厚层状石灰岩、煤层等组成。夹薄层粉砂岩和细粒砂岩。含石灰岩四层（L4、L3、L2、L1），石灰岩中含蜓科及蜿足类动物化石及燧石团块，其中L石灰岩厚度大，层位稳定，为全区标志层之一。含煤37层，其中一11煤层厚02.00m，平均厚1.35m，属大部可采煤层，一22煤层厚01.07m，平均厚0.72m，属局部可采煤层，其余煤层均不可采。该段厚28.1240.36m,平均厚35.80m。 二叠系（P）a. 山西组（P1sh）上部为灰深灰色泥岩、沙质泥岩和鲕状铝质泥岩，含植物化石碎片夹砂岩薄层；中部为深灰灰黑色泥岩，沙质泥岩、煤层及中细粒砂岩组成；下部为深灰色泥岩、沙质泥岩、粉砂岩和中细粒砂岩和煤层组成。本组发育煤层有二3、二2、二1和二0煤层，其中二1煤层为全区普遍可采的厚煤层。本组厚76.38146.66m，平均112.10m。与下伏太原组呈整合接触。b. 下石盒子组（P1x）本组地层由灰、浅灰、灰绿色泥岩、沙质泥岩为主，局部具紫斑，产植物化石碎片。中夹灰、灰绿灰白色中粗粒石英砂岩。本组厚208.19342.56m，平均269.49m。第一岩性段：为灰紫、灰绿、灰色泥岩、沙质泥岩，局部含铝质较高，具紫斑及鲕粒，产少量植物化石碎片。中部夹灰绿灰白色中粗粒石英砂岩，具斜层理。平均厚94.06m。第二岩性段：为灰绿灰白色中粒石英砂岩，成分主要为石英、次为少量硅质岩屑，分选中等，呈次棱角状，含泥岩包裹体，具波状层理，硅泥质胶结。底部含细砾。平均厚10.50m。第三岩性段：为灰、紫灰、灰绿色泥岩及沙质泥岩，含铝质，具紫斑及鲕粒，产少量植物化石碎片。中部夹灰绿灰白色中细粒石英砂岩，底部含砾石，具斜层理。平均厚73.01m。第四岩性段：为浅灰青灰色中细粒石英砂岩，含少量岩屑及长石，分选中等，次棱角状，具斜层理。含泥岩包裹体，孔隙式硅泥质胶结。层面含炭质。平均厚6.50m。第五岩性段：为灰色、青灰色、泥岩及沙质泥岩，含铝质，具紫斑及菱铁质鲕粒，产少量植物化石碎片。中夹23层青灰色、灰绿色中细粒长石石英砂岩，具斜层理。平均厚71.52m。第六岩性段：为浅灰色铝土质泥岩，致密块状，呈蜡状色泽，局部具紫斑，中下部夹菱铁质鲕粒及豆状结核。具镜检资料，有凝灰岩和火山碎屑岩岩屑，俗称A层铝土。平均厚4.81m。第七岩性段：为浅灰灰色泥岩，局部为深灰色，含铝质，盛产植物化石碎片。层面含炭质，夹薄层细粒长石石英砂岩。平均厚4.49m。第八岩性段：为绿灰浅灰色，中细粒石英砂岩，含少量燧石和深灰色泥岩包裹体，上部为粉砂岩，底部为砾岩，具冲涮面，硅泥质胶结，呈交错层理。称砂锅窑砂岩，是与下伏山西组分界之砾岩。平均厚4.60m。c. 上石盒子组（P2s）岩性主要为灰、灰绿色，局部夹灰紫色泥岩、沙质泥岩，灰色中粒砂岩。底部田家沟砂岩为灰绿灰白色中厚层状中粒石英砂岩，底部含砾岩，砾径23mm，具泥岩包裹体及交错层理，分选性差，硅质交接。视电阻率曲线呈高祖反映，为一良好分界标志层。该组平均厚268.71m，与下伏石盒子组整合接触。d. 石千峰组（P2sh）本组平均厚338.56m。与下伏上石盒子组整合接触。根据岩性沉积特征分为四段，自上而下为：一段：为灰绿、浅灰灰白色、中细粒长石岩屑砂岩和中细粒长石岩屑杂砂岩，由23个分层组成，成分主要为石英、次为肉红色长石和暗色岩屑，分选较差，次棱角状，接触式钙泥质胶结。底部颗粒较粗，含石英砾岩，局部为砾岩。含泥质包裹体。间杂暗紫色、灰绿色泥岩、沙质泥岩。该组砂岩厚84.16m，为一良好标志层，俗称平顶山砂岩。二段：为紫红、灰绿、暗紫色泥岩及沙质泥岩，含钙质及少量铝土质，局部夹薄层细粒砂岩。三段：为紫红紫灰色中细粒石英砂岩，含少量白云母片，硅泥质胶结。具交错层理，分选性好、含泥岩包裹体及砾石，砾径为310mm。间夹紫红、灰绿色泥岩及沙质泥岩。四段：为紫红色细粒砂岩、粉砂岩，主要成分为石英、次为长石和暗色岩屑，含泥质包裹体，具波状层理，钙泥质胶结。间夹薄层砂质泥岩。本段中下部有数层同生砾岩，砾径210mm。 新第三系上统鹤壁组（N2h1）上部为褐黄、棕黄、浅棕色粘土，下部为粘土夹砾石，局部夹薄层砾石层。本系厚75260m，平均155.00m。与下伏基岩呈角度不整合接触。 第四系（Q）区内为第四系广泛覆盖，岩性主要为褐黄色黄土，下部为砾石层。本系厚2.5034.00m，平均16m。与下伏第三层呈角度不整合接触。1.2.2构造 区域构造鹤壁煤田位于华北古板块南缘，太行构造区西部太行断隆带，构造形迹以断裂为主，伴有发育烈度不同的褶皱，并有岩浆岩侵入煤层及喷出岩。总的构造形态为走向NNE、倾向SE、倾角540的单斜构造。区域构造线展布方向以NE、NNE向为主发，近SE向断层次之，煤田南部发育EW向构造，构造线多呈雁行式、地垒、地堑构造相间出现。 井田构造鹤壁四矿位于鹤壁煤田东部太行断隆的东缘，总体构造形态为地层走向近SN，倾向E，倾角038 ，一般为16左右的单斜构造。主要构造形迹为轴向近EW、向E倾伏的一系列宽缓背、向斜与煤矿中部近SN、NE向德小型背、向斜相复合和NE、NNE向正断层。a. 褶曲经采掘揭漏和钻孔控制的褶曲有5条，向斜3条背斜2条。有张庄向斜、82-11背斜、71-1482-4向斜、71-15向斜、74-7背斜。井田地层综合柱状图见图1-2。图1-2 地层综合柱状图1.2.3水文地质特征根据以往区域水文地质研究，本矿所处区域水文地质单元西界北起铜冶，向南经天喜镇、鹤壁集、许家沟一线为界，为一仅南北向延伸的中奥陶统与中石炭统的岩层接触带。东部以青羊口断裂为界，南端在新村一带与西部边界相交，该边界在深部起阻水作用。该单元北界尚未查明。本单元主要由石炭系、二叠系与新第三系碎屑岩组成，含水组岩性主要为灰岩、砂岩和砾岩，相对隔水岩为泥岩、沙质泥岩等，是一个以裂隙岩溶水和裂隙水为主的多层含水结构。下伏中奥陶统裂隙岩溶含水组水量丰富，水压力高。单元内断裂发育，岩层走向近南北，向东缓倾斜。本单元与西部水文地质单元的小南海天喜镇泉域、许家沟泉域两个二级水文地质单元由水力联系。本矿位于该水文地质单元的中部。 地表水区内地势西高东低，为丘陵地貌，地表被第四系黄土和第三系粘土及砾石层覆盖。流经井田的河流有羑河和荒河，发源于距井田34km的西部山区，流向由西向东注入卫河的支流汤河。两河流域均属季节性河流，旱季河床干枯，雨季羑河最大洪水流量40.4m.3/s，洪水位标高+201201.8M，荒河最大洪水流量20m3./s，洪水位标高+202.3+217.3M，井田内河床基底为3050m第三系粘土，阻水性能极佳，使得地表水与基岩地下水不发生水力联系，对矿床开发无影响。 含水层根据以往勘探资料（岩性、结构、富水性、赋存特征等）及二煤层开采已来的生产实践，将矿井范围内含水层划分成五个，分述如下：a. 中奥陶统灰岩含水层O2f灰岩含水层位于二1煤层下102.39183.50m，矿区西部山区广泛出露，补给条件好。矿区内有20个钻孔揭露该层，揭露最大厚度123.4m（76水源孔），据区域资料：O2f灰岩含水层厚度397.97m。岩溶发育的大致规律是：0100m以裂隙为主，有少量溶洞，洞内充填有铝土质砂岩；100200m，裂隙和溶洞都不发育；200300m，岩洞发育，以溶洞为主。该层厚度大，补给充足，富水性强，水头高，是二1煤层底板威胁最大的间接充水水源。据76水源孔抽水实验资料：q=0.541L/s.m，水质类型为HCO3Ca型水。b. 太原组下段L2灰岩含水层C3L2灰岩含水层位于二1煤层下83.9135.32m，厚度一般58.5m，是二1煤层底板间接充水含水层。该层厚度小，补给条件一般，岩溶裂隙发育中等，富水性中等，含岩溶裂隙承压水。据大35孔抽水试验资料：原始水位标高112.86m，q=0.0146L/s.m，K=0.0978m/d，水质类型为HCO3Ca型水。c. 太原组上段L8灰岩含水层C3L8灰岩含水层位于二1煤层下，一般间距2035m，因断层影响，间距最小值出现在76-4（8.25m）、76补4（5.38m）两个孤立点位，C3L8灰岩厚度一般3.55.5m，属二1煤层底板直接充水含水层。由于其厚度小，补给条件差，以静储量为主，本区揭露该层的钻孔，无一孔发生漏水，裂隙不发育，富水性较弱，含岩溶裂隙承压水。据大46孔抽水试验资料：原始水位标高114.37m，K=0.137m/d,q=0.0123L/s.m，水质类型以HCO3CaMg型水为主。d. 二1煤层上60m砂岩含水层该层由二1煤层上60m范围内的中、粗粒砂岩组成，其中以S10为主，厚度1.528.6m，一般厚度8.4m，是二1煤层顶板直接充水含水层。其补给条件差富水性很弱，一般与其它含水层无水力联系，裁决揭露时均为滴水或淋水，并很快自行干枯，因此对开采无影响。据大35孔资料，原始水位标高104.12m。e. 第三、四系含水层包括第三系砾岩中裂隙水和第四系沙砾卵石层中的孔隙潜水。以接受大气降水补给为主，水量丰富，动态随季节变化。No浅22孔抽水试验资料：原始水位标高128.08m，K=2.72m/d，q=0.18L/s.m，水质类型以HCO3CaMg型水为主。 隔水层第三系底部粘土岩隔水层，分布广，厚度均匀，能有效阻隔第三系李岩中裂隙水和第四系沙砾卵石层中的孔隙潜水向下渗透。C3L8灰岩含水层与二1煤层一般间距2035m，由砂岩和砂质泥岩、泥岩组成，砂岩含水性差，砂质泥岩和泥岩隔水性良好，正常情况下，可以起到隔水作用。C3t中段沙泥岩互层，隔水性良好，正常情况下，可以起到阻隔太灰上、下段两水层的水力联系作用。C2b铝土质泥岩厚度一般10m以上，泥质成分高，隔水性良好，正常情况下能有阻隔O2f灰岩水向矿井充水。 含水层的水力联系及断层导水性a. 含水层间的水力联系各含水层间因具有相对稳定的隔水层，越流补给量小。从历年来已开采区的出水点资料看，二1煤层顶、底板砂岩和灰岩含水层出水点，出水持续时间都不太长，并自行疏干。由此说明在无断层影响下，区内C3L8、C3L2和O2f间屋水力联系。b. 断层导水性评价F40、F44断层带使奥灰与二1煤层及C3L8灰岩对接，郝荒矿在此带附近发生奥灰突水淹井并向本矿区透水，足以说明此带导水、富水性极佳，也是本区地下水的主要补给通道。在F618附近的10-1孔C3L8漏水，且形成局部一级高温区，说明该断层具有一定导水性，深部高温水沿此带向上顶托排泄。根据生产实践所揭示，区内NNE、NE方向断层导水性好，当断层落差较大沟通C3L2和O2f灰岩时，将形成富水带，给开采带来威胁。勘探阶段所进行的断层抽水试验揭示的断层导水性、富水性差，属天然状态下情况。而在生产条件下，因开采而导致原始平衡被打破，在形成新的平衡过程中，某些断层可能会由不导水转变为导水。经综合分析预计矿井的正常涌水量为180m3/h，最大涌水量为230m3/h。1.3煤层及煤质1.3.1煤层本区含煤地层包括石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组和上统上石盒子组，其中山西组二煤组和太原组一煤组为本区主要含煤地层。含煤地层总厚805.29m，含煤22层，总厚10.71m，含煤系数1.33%。可采煤层厚8m，可采含煤系数1.1%。详见表1-3。表1-3 含煤地层含煤特征表含煤地层煤层厚度(m)含煤地层厚度(m)含煤系数(%)备注上石盒子组0268.710下石盒子组0269.490山西组7.62112.16.8含煤4层,其中二1煤全区可采太原组3.07121.832.52含煤17层,均不可采本溪组0.0233.160.06含一0煤层不可采合计10.71805.291.33共含煤22层本区可采煤层主要为山西组二1煤层。其特征详见表1-4。表1-4 可采煤层及顶底板岩层特征表序号名称煤厚(m)倾角围岩性质煤牌号硬度容重煤层结构及稳定性最小最大平均顶板底板1二14.7213.518.010黑色泥岩或砂质泥岩泥岩或砂质泥岩贫瘦煤31.38条带状稳定二1煤层位于二叠系下统山西组的下部，层位稳定，其顶板为黑色泥岩或砂质泥岩，老顶为细中粒砂岩（俗称大占砂岩），为本区良好标志层；煤层底板为泥岩或砂质泥岩，老底为灰色细中粒长石石英砂岩。1.3.2 煤质 物理性质二1煤：黑色，条痕为褐色或黑灰色，强玻璃金刚光泽。以粉状、碎块状煤为主，夹少量块状煤。视密度1.38t/m3，真密度1.48t/m3，孔隙率6.8%。 煤岩特征二1煤：宏观煤岩类型以半亮型及半暗型次之。据镜下鉴定，二1煤层有机组分含量平均为90.4%，其中镜质组、半镜质组为80.6%，占有机组分的89.2%，并以镜质组为主，镜质组多呈均匀无结构镜质体，偶见木镜质体，呈微透镜状，有时分布有矿物及丝炭碎片，胞腔结构明显而完整。半镜质组结构呈不均匀状，偶显团粒状，并有较强的反射力。半丝质组和丝质组为9.8%，占有机组分的10.8%。具有明显的木质结构，胞腔中常充填有粘土矿物及少量微粒状硫铁矿，方解石、石英颗粒偶尔见及，镜质组平均最大反射率（Rmax）为1.612.21%，平均1.86%。无机组分含量为9.6%，并以粘土类为主，占无机组分85.4%，其次为碳酸盐和氧化物，硫化物和其它含量甚微。表1-5 煤的工业分析表序号名称牌号水分（）灰分（）挥发分%含硫%含磷%胶质层厚（m）发热量（MJ/kg）1二1贫瘦煤0.281.757.7033.3812.9219.640.610.620.0160.03010.5014.9633.731.4井田勘探程度鹤壁煤田早在1950年就由当时的平原省工业厅探矿队进行过初步勘探，其范围仅限于当时的鹤壁一、二井田（今鹤壁一矿）和小西天矿附近。1953年初，鹤壁矿井由省营改为中央国营，拉开了矿区大规模建设的序幕，大规模的地质勘探工作由此开始。“一五”期间，先后在陈家庄、杨家庄、校场、梁峪、罗村、陈家湾等井田进行了勘探，提交供建井用精察地质报告7个，共探明能利用储量5.08亿吨。与鹤壁四矿相关的地质勘探情况如下：1956年，中南煤田地质勘探局127勘探队在梁裕普查地质报告的基础上，直接对该区进行精查勘探，勘探手段为钻探，勘探范围：浅部为二1煤层露头，深部至-350m等高线，北以F41断层为界，勘探面积6.7km。于79年5月提交了四矿深部精查勘探地质报告，提交二1煤层A2+B+C1级储量7551.68万吨。19831986年，河南煤炭地质三队对原三、五、四矿深部进行详查，其范围西起原三、五、四矿深部边界（三、四矿为-350m，五矿为-400m煤层底板等高线），东止-880m煤层底板等高线，南以张庄向斜轴与八矿分界，北到中山断层F3，面积约21km2。勘探方法采用钻探与测井相结合的综合勘探方法，同时进行了1：10000的地质填图，最终提交了河南省鹤壁煤田三、五、四矿深部勘探区详查地质报告，获得总储量24753.32万t，其中二1煤层储量21469.35万t。该报告1988年5月由河南煤炭工业管理局审查批准.第二章 矿井储量、年产量2.1井田境界本井田南以二矿边界线为界，西以F1断层为界与九矿相邻，北以推定二1煤层底板等高线-450M水平为界与深部井田相邻，东以29-7，274-34两孔连线至-450M等高线，推至红11断层与二矿深部及龙宫井田相邻。井田南北走向4.6km，东西倾斜宽3.2km，井田面积12.2km2。2.2 井田储量2.2.1矿井工业储量 计算储量的工业指标 根据煤炭工业部颁发的生产矿井储量管理规定规定，计算储量的煤层工业指标如下：a. 最低开采厚度在煤层倾角小于25时取0.80m，2545时取0.70m；b. 最高灰分指标为40；c. 夹矸剔除厚度，0.05m。 储量级别根据矿井地质条件类别，即地质构造中等，二1煤层稳定较稳定类型，结合井田生产补探的实际工程网度，本次储量计算采用小于375m工程网度圈定A级储量，以不大于750m工程网度圈定B级储量，小于1500m圈定C级储量。落差大于20m断层两侧3050m级公园广场和井筒保护煤柱作为永久煤柱储量。地质和水文条件复杂及控制程度较差的区段作为尚难利用储量。 储量块段划分划分各级储量块段原则上以相应控制程度的勘探线，煤层底板等高线，构造线等分界，对于小而孤立的块段，虽达A级或B级，未单独划分。倾角相差较大，划分为不同块段。 储量计算方法在计算储量时，选用地质块段法，由于矿区内煤层倾角的变化范围一般介于712之间，采用斜面积和真厚度，采用的计算公式为：式中： 储量 万t平面积 m2块段煤层平均倾角 M块段煤层平均真厚，md容重 ， 均采用1.38 t/m3经计算：核实获得工业储量为15352.95 万t表2-1矿井工业储量汇总表煤层名称工业储量(万t)备 注ABA+BCA+B+C二1煤层3668.05 4364.17 8032.22 5078.9113111.132.2.2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；井田边境煤柱：井田边境保护煤柱在井田边境留设40m的保护煤柱，则其煤柱损失量为：Q边=609.26万t井田及工业场地保护煤柱的计算：按规范规定，年产120万t/a的大型矿井，工业场地占地面积指标为1.2公顷10万吨。故可算得工业场地的总占地面积：S=1.212=14.4公顷=144000 m2。根据垂直剖面可计算工业广场的保护煤柱的留设：计算如下所示：工业广场占地面积为400360m2,平面形状为矩形。煤层地质条件为：煤层倾角10，煤层在受保护范围内中央的埋深H0=500m，地面标高180m，煤层地板标高-320m，松散层厚50m，此处煤厚8.0m。查的本井田各参数如下：45 55 73其中：表土层移动角； 煤柱上山移动角； 走向方向移动角； 煤柱下山移动角； 煤层倾角；用垂直剖面法留设工业广场保护煤柱如下图所示：图2-1工业广场保护煤柱作图求出工业广场保护煤柱损失为Q工保=944.56万吨 边界保护煤柱损失为Q边=609.26万t故矿井的设计开采储量Q可：Q设Q工Q边Q工广=13111.13944.56609.2611557.31万tQ可（Q设Q工保Q边）*759833.347万t 第三章 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 3.1 矿井工作制度由煤炭工业矿井设计规范第223条规定，矿井的设计生产能力按300d计算，矿井设计年工作日300 d，每日3班工作，每班工作8 h，2班生产，一班检修；掘进3班作业；昼夜净提升时间为16 h。根据本矿井的实际情况，本矿采用“三八制”作业方式，这种制度适合本矿采掘作业的特点，有利于保护工人的健康，提高工时利用率，提高设备和工作面的 利用率。搞好安全生产，稳定和提高采掘队，因此，本矿设计生产实行“三八制”作业方式。 3.2 矿井设计生产能力及服务年限本矿井田精查补充勘探后获得的地质储量为15106.94万t，而实际开采储量为14058.24万t，因此，储量丰富，而且井田内煤层赋存稳定，地质构造，及水文地质条件简单，开采技术条件较好，煤层生产能力大。同时，鹤壁矿务局的各矿实际生产能力都在120万t以上，各矿均为机械化采煤，并取得较好的技术经济效果，该局已积累了管理大型矿井的经验。另外考虑到矿井有增产的可能，故本矿初步设定为120万t/a。矿井服务年限按下式计算：T=式中：T矿井设计服务年限，a；矿井可采储量，Mt；ZK =9833.347MtA矿井设计年产量，Mt/a；A=1.2 Mt/aK储量备用系数，K=1.31.5。K=1.4T=9833.347/(1.4*120)=58.5a根据大型矿井的矿井设计服务年限为50a以上，而本矿的服务年限大于50a，故符合建立大型矿井。 第四章 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。（一）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。（二）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：1、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。2、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。3、合理开发国家资源，减少煤炭损失。4、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。5、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。6、根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.1.1 确定井筒形式、数目、位置（一）井筒形式的确定一般情况下，井筒的开拓方式式有立井、斜井和平峒三种。其使用条件和优缺点比较如表4.1。表4.1 井筒开拓形式的使用条件和优缺点比较井筒形式立井开拓斜井开拓平硐开拓煤层条件埋藏深表土厚为缓倾斜煤层倾角小于25表土层薄无流沙层倾角较小，地形复杂优点井身短，通过井筒的各种管线长度小，提升速度快，机械化程度高，对辅助提升有利，人员提升快；井筒断面大，通风阻力小；生产经营费用低，有利于井筒维护，适应性强，技术可靠，不受煤层瓦斯煤层等限制开拓部署能适应产量大、生产集中的要求，主斜井不受长度限制，井筒装备及井底车场，地面设施简单；施工简单，掘进快，初期投资少，延伸方便，安全出口好最简单的开拓方式，技术、经济最有利，主运输环节少，设备少，地面工业广场简单，水可自流，无水仓施工条件好，掘进速度快缺点井筒施工复杂，装备复杂，其建井投资大，井筒延伸困难井身长，通过井筒各种管线长，生产经营费较高，维护难，串车提升能力小，对地质条件适应性差对井田地质构造和自然条件有一定限制适用条件生产能力大，煤层埋藏深，表土厚或水文条件复杂，开采煤层不受条件限制，凡不适合斜井、平硐、综合方式时均可采用立井开拓地质构造简单井田走向较短山岭、丘陵、沟谷地区煤层埋于山中（二）井筒沿煤层倾向的有利位置在倾向上井筒宜布置在中偏上的位置，同时考虑到减少煤损，尽量让工业广场保护煤柱圈住一些影响生产的地质构造和断层。1、有利于矿井初期开采选择井筒位置要与选择初期开采区密切结合起来，尽可能使井筒靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道工程量，节省投资和缩短建井期。2、尽量不压煤或少压煤确定井筒位置，要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱，做到不压煤或少压煤。为了保证矿井投产后的可靠性，在确定井筒位置时，要使地面工业场地尽量不压首采区煤层。3、有利于掘进与维护（1）为使井筒的开掘和使用安全可靠，减少其掘进的困难及便于维护，应使井筒通过的岩层及表土层具有较好的水文、围岩和地质条件。（2）为加快掘进的速度，减少掘进费用，井筒应尽可能不通过或少通过流沙层、较厚的冲积层及较大的含水层。（3）为便于井筒的掘进和维护，井筒不应设在受地质破坏比较剧烈的地带及受采动影响的地区。（4）井筒位置还应使井底车场有较好的围岩条件，便于大容积硐室的掘进和维护。4、便于布置地面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。为了便于地面系统之间互相联接，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，应尽量避免穿过村镇居民区、文物古迹保护区、陷落区或采空冒落区、洪水侵入区；要尽量少占农田、果园经济作物区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。为考虑长期运输的行车安全和管理，要尽量避免与公路或其他农用道路相交，力求使接轨点位于编组站配线一侧。另外，井口标高应高于历年的最高洪水位；还要考虑风向的影响，防止污染。总之，选择井筒位置要统筹井田全局，兼顾前期和后期、地下与地面等各方面因素。不仅要考虑有利于第一水平，还应兼顾其他水平，适当考虑筒延伸的影响。根据以上确定原则，结合井下开拓布置及地面要求，本着尽可能节省建设投资，缩短建井工期，为矿井提供最有利的生产条件，以获得最佳经济效益，特别是初期经济效益，把主副井井筒设在井田中央靠近煤层的上部。4.1.2 方案比较（一）提出方案根据以上分析，现提出以下三种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：双立井单水平开拓，如图4.1。图4.1 双立井单水平开拓平剖面示意图 方案二：双斜井单水平开拓。如图4.2 。图4.2 双斜井单水平开拓平剖面示意图方案三：主斜副立单水平开拓。如图4.3 。图4.3 主斜副立单水平开拓平剖面示意图（二）经济比较鉴于方案一和方案二主、副井布置形式相同。故方案一和方案二进行费用粗略估算比较。具体比较如表4.2。表4.2 各方案粗略估算费用表方案一:双立井单水平开拓项 目数量(m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段16010328.1166.11452.78基岩段4206825.3286.67副井开凿表土段16015250.3244.01648.85基岩段4159755.2404.84井底车场岩巷10104187.4422.93422.93小计1524.56生产费用(万元)立井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)8212.810.99833.350.581.6排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)3689.71180876058.50.4大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t.km)4377.811.29833.351.060.35小计16280.33合计费用(万元)17804.89方案二:双斜井单水平开拓项 目数量(m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段5327062.5375.731304.89基岩段13107092.8929.16副井开凿表土段3667062.5258.49897.55基岩段9017092.8639.06井底车场岩巷10104187.4422.93422.93小计2625.37生产费用(万元)斜井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)8359.131.19833.351.840.42排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)3689.71180876058.50.4大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t.km)4377.811.29833.351.060.35小计16426.65合计费用(万元)19052.02方案三:主斜副立单水平开拓项 目数量(m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段5327062.5375.731304.89基岩段13107092.8929.16副井开凿表土段16015250.3244.01648.85基岩段4159755.2404.84井底车场岩巷10104187.4422.93422.93小计2376.67生产费用(万元)斜井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)8359.131.19833.351.840.42排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)3689.71180876058.50.4大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t.km)4377.811.29833.351.060.35小计16426.65合计费用(万元)18803.32（三）技术比较 以上四个方案中水平布置方式均为单水平，矿井采用中央分列式通风方式。区别在于井筒开拓方式不同，从而导致基建费用和运输费用等不同，如表4.3所示。表4.3 开拓方案汇总表方案方案一方案二方案三名称双立井单水平开拓双斜井单水平开拓主斜副立单水平开拓基建费用(万元)1524.562625.372376.67生产费用(万元)16280.3316426.6516426.65合计(万元)17804.8919052.0218803.32百分比100%107%105%在经济比较中需要说明以下几点： 1、各种方案采用同一种通风方案，所以在经济上没有区别，所以对回风大巷和回风费用不再对比。2、本次经济对比只比较各个方案中不同的开拓系统 ，开拓系统中相同的部分不再对比。 如各个方案中的大巷运输费用，基建费用等不再进行比较。3、以上所提出三个方案通风系统、大巷数目布置均相同，区别在于井筒开拓方式的不同和井筒形式的不同。以上三个方案中经济差别不是很大，都没有超过10%。所以可以认为经济上近似相等。在技术上进行下列比较： 1、方案一和方案二对比：方案一、二主井井筒形式不同。方案一主副井均为立井，井口位置接近于井田中心，井下为双翼生产，易于保证矿井产量 ，对地质条件的适应性较强，提升能力大，机械化程度高，易于自动控制。方案二主副井均为斜井，斜井井筒大