采矿工程毕业设计（论文）-五阳一矿2.4Mta新井设计.docx

华北科技学院毕业设计目录前言一般部分51 矿区概述及井田地址特征91.1 矿区概述91.1.1 交通位置91.1.2 地形地势101.1.3气象及地震101.1.4 水源和电源111.2 地质特征111.2.1区域地质构造111.2.2 地层111.2.3 井田地质构造121.3 煤层及煤质121.3.1 煤层121.3.2煤质131.4 其他开采技术条件161.4.1瓦斯161.4.2 煤尘161.4.3煤的自燃161.4.4地温171.5 水文地质171.5.1含水层及其水文地质特征171.5.2井田内主要隔水层182 井田境界和储量202.1 井田境界202.1.1井田范围202.1.2井田尺寸202.2矿井工业储量212.3 井田可采储量212.3.1安全煤柱留设原212.3.2永久保护煤柱损失计算222.3.3矿井可采储量223 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限243.1 矿井工作制度243.1.1 矿井年工作日数的确定243.1.2 矿井工作制度的确定243.1.3 矿井每昼夜净提升小时数的确定243.2 矿井设计生产能力及服务年限243.2.1 矿井生产能力的确定243.2.2 矿井服务年限243.2.3 井型校核254 井田开拓264.1井田开拓基本问题264.1.1井硐形式的选择、数目及配置274.1.2 井筒位置的确定284.1.3 工业场地的位置284.1.4方案比较284.2 矿井基本巷道374.2.1 井筒374.2.2 井底车场394.2.3 井底车场硐室414.2.4 矿井主要开拓巷道425准备方式-带区巷道布置465.1煤层地质特征465.1.1带区位置465.1.2带区煤层特征465.1.3 水文地质465.1.4 地质构造465.2带区巷道布置及生产系统465.2.1确定工作面推进方向465.2.2带区准备方式的确定475.2.3 带区巷道布置475.2.4带区生产系统485.2.5 带区生产能力及采出率486采煤方法506.1采煤工艺方法506.1.1带区煤层特征及地址条件506.1.2确定采煤工艺506.1.3回采工作面参数516.1.4采煤工作面破煤、装煤方式516.1.5 采煤工作面支护方式536.1.6循环放煤步距及采放比556.1.7各工艺过程注意事项556.1.8采煤工作面正规循环作业566.2回采巷道布置576.2.1 回采巷道布置方式576.2.2 回采巷道参数577井下运输617.1概述617.1.1矿井设计生产能力及工作制度617.1.2 运输距离及载货量617.1.3 矿井运输系统617.2 带区运输设备选择627.2.1 设备选择原则627.2.2 带区煤炭运输设备选择及验算627.3 大巷运输设备选择647.3.1 运煤设备选择及验算657.3.2 辅助运输设备选择668 矿井提升708.1 立井提升708.1.1 设计依据和主要内容708.1.2 提升容器的选型计算708.1.3 提升钢丝绳的选择计算728.1.4 提升机选择738.2 副井提升749 矿井通风与安全769.1 矿井通风系统选择769.1.1 选择通风系统的原则769.1.2 矿井通风方式的选择779.1.3 矿井主要通风机工作方式789.1.4 带区通风系统要求799.1.5 工作面通风方式的选择809.2 全矿及带区所需风量的计算819.2.1 工作面所需风量的计算829.2.2 掘进工作面需风量839.2.3 硐室需风量849.2.4 其他巷道所需风量859.2.5 矿井总风量859.2.6风量分配859.3 全矿通风阻力计算869.3.1 矿井通风阻力计算869.3.2 两个时期的矿井的总风阻和总等积孔899.4 通风机选型909.4.1 矿井通风设备的要求909.4.2 选择主要通风机919.4.3 电动机选型939.5 防止特殊灾害的安全措施949.5.1 防治瓦斯949.5.2 防治煤尘949.5.3 防治火灾959.5.4 防治水9510 设计矿井基本技术经济指标97专题部分99煤矿瓦斯抽放技术991. 概述1012.我国煤矿瓦斯抽放技术的发展1033.适合我国煤层赋存条件的典型瓦斯抽放方法1044.瓦斯抽放技术装备1085、我国煤矿瓦斯抽放实例1085.1煤矿瓦斯抽放对我国煤矿生产的影响1085.2我国煤矿瓦斯抽放实践1096、我国煤矿瓦斯抽放技术存的展望及存在的问题1106.1瓦斯抽放技术的展望1106.2 存在的问题及解决办法111参 考 文 献115致 谢116一般部分前言通过在大学四年的学习和专业知识的掌握，以及本次毕业设计的考验，使我更了解了理论学习与实际实践的差距，更清楚的感受到了自己在专业课方面的弱点和不足，明白了以后的努力方向。本次设计对我们知识、能力进行了综合的锻炼和培养，是塑造我们理论联系实际、严肃认真的科学续态度和工作作风，是对自己所学知识和能力的综合考验；其次是让我们更加接近现场实际情况，深入现场实际的学习过程，培养我们深入了解专业知识、绘图、计算机应用能力，于此同时也使我们对煤炭工业方针、政策有了更进一步的了解。本设计是关于新矿井的建设，其中包括开拓方式、采煤工艺、支护方式、设备选型以及矿井的各个系统。本设计涉及到很多方面的内容，包括通风安全方面，采煤工艺方面，岩石力学方面以及CAD制图方面的知识。在设计时，需对矿井的地质情况，煤层的受力等情况进行分析，这样才能使建成的矿井更符合实际情况。通过本次设计使我们对所学专业知识有了更加深刻的理解和认识，同时通过做毕业设计也培养了我们个人发现问题、分析问题和解决问题的真实能力，培养我们实事求是的科学态度和严谨的工作作风，为将来在工作岗位上更好的发挥自己的能力奠定了坚实的基础。由于本人所学知识有限，对有些知识的掌握还不够准确，所以在设计中难免会出现些错误，希望各位老师、同学们给予批评指正。通过本次毕业设计，使我们学到更多的采矿专业知识，更重要的是，让我所学的理论知识与实践相互结合了起来，从而也为我们以后的工作打下了良好的基础。1 矿区概述及井田地址特征1.1 矿区概述1.1.1 交通位置五阳煤矿交通条件较为便利。太焦铁路线自北而南横穿井田，襄垣火车站、五阳火车站位于井田之内，本矿铁路专用线与五阳站相接。邯长、太焦铁路在长治北站交会。太焦线北接石太、同浦线，南接陇海线。图11 五阳煤矿交通位置图榆黄公路自本井田穿过，西距208国道1km。五阳煤矿距襄垣城约3km，距长治市约45km。距太原市约215km。潞安矿区的公路网连接着整个矿区，矿区至长治、太原等地均有汽车相通，交通真可谓“四通八达”。 长治至各主要城市间距离见表11。 表11 长治市距各主要城市距离简表名称起止线铁路/公路距离(km)太焦线长治太原铁路280太焦线长治新乡铁路217邯长线长治邯郸铁路220长太线长治太原公路250长邯线长治邯郸公路185长石线长治石家庄公路长北线长治北京公路长郑线长治郑州公路长天线长治天津公路长西线长治西安公路 1.1.2 地形地势潞安矿区位于太行山中段西侧，长治盆地之西部。隶属的五阳井田位于矿区东北部。纵观其地貌特征，属黄士高原的低山丘陵地带，地势较为平坦，呈南高北低，西高东低。大多为黄士所覆盖，局部零星出露中奥陶系地层及二叠系地层，冲沟发育。最高点位于本区南文王山北断层附近，海拔为+945.50m，最低点位于漳河河谷，海拔+854.00m，最大高差为91.50m。1.1.3气象及地震本区属典型大陆性气候，干燥多风，四季分明，年平均气温8.9，日最高气温37.4，最低气温-29.1。年平均降水量为583.3mm，最大917.0mm，最小414.0mm，雨季集中在7、8、9三个月，日最大降水量109.7mm。年平均蒸发量为1755.3mm(高于降水量2.01倍)；最高为1996.3mm，最低为1502.1mm。年主导风向为西北风，夏季风向为东南风，最大风速为17m/s，最大风压为350Pa。冰冻期为每年10月末到翌年4月，最大冻土深度为0.75m。根据1990年国家地震局对五阳、襄垣县地区地震基本烈度的划分意见，本区地震基本烈度为6度。1.1.4 水源和电源水源矿井工业用水采用井下排水处理后复用。生活用水原准备取自常村矿井水源地奥灰水，用约10.5km的长距离输水管送到矿井工业场地。由于生活饮用水水源过远，目前，潞矿集团正在矿井工业场地与矿井东风井场地之间进行水源勘探，积极查明第四系底砾层及中奥陶系O2f、O2s等地层的水文情况，如其水量、水质能满足饮用水要求和标准，则优先利用其作为矿井饮用水源。电源长治地区有华北电网主力电厂漳泽电厂一处，处于漳泽水库大坝东约2.5km，现装机已达1000MW。长治北有220kV变电站一座，容量290MVA，电压为220/110/35kV，目前以220kV线路与霍县电厂（400MW）、漳泽电厂并网，该变电站为电力系统的枢纽变电站。矿区现有电源三处：西白兔电厂，规模（36+12）MW；长治电厂装机23MW；五阳矿坑口热电厂装机225MW。常村矿设有110kV变电站，是矿区的一座中心变电所，电源两回引自位于常村矿井东南约3km的辛安开闭所，两回引自五阳电厂，装置3台31.5MVA变压器，电压为110/35/6kV。本矿井电源条件可靠。1.2 地质特征1.2.1区域地质构造潞安矿区位于沁水煤田东部中段，处于华北断块区吕梁太行断块沁水块坳东部次级构造单元的沾尚武乡阳城北北东向褶曲带中段，晋获断裂带西侧。矿区主体部分为新生代叠加的长治新裂陷，五阳井田位于新裂陷西北部。1.2.2 地层井田内及其外围广为第四系黄土覆盖，仅北部及西部沟谷中有二叠系上统上石盒子组，石千峰组及三叠系下统刘家沟地层出露。井田内地层从新至老有第四系(Q)、三叠系下统刘家沟组(T1L)、二叠系上统石千峰组(P2sh)、二叠系上统上石盒子组(P2s)、二叠系下统下石盒子组(P1x)、二叠系下统山西组(P1S)、石炭系上统太原组(C3t)、石炭系中统本溪组(C2b)、奥陶系中统峰峰组(Q2f)。1.2.3 井田地质构造矿区主构造线近南北，以褶曲为主，向斜紧密，背斜开阔，断裂较少，地层走向近南北，倾向西且略有起伏；倾角315o。井田内揭露的断层共33条，其中正断层10条，逆断层23条。落差大于30m的断层有9条(包括井田南、北边界断层)，3010m的断层有20条，落差小于10mm的有4条。褶曲以北北东南北向为主，贯穿全井田的褶曲自西向东依次有坪村向斜、余吾背斜、余吾向斜、苏村背斜及五阳向斜。其中以西部的坪村向斜和东部的苏村背斜构成井田内煤层起伏的基本形态。另外，还有东邓向斜和墙则背斜。此外，井田内有陷落柱6个。1.3 煤层及煤质1.3.1 煤层 3#煤层：位于山西组中下部，平均厚度7m，最薄点位于井中东部的五157孔，全区总体上稳定，无明显变化趋势(参见附图42五阳煤矿3#煤层等厚线图)，风化带内可见最小煤厚为0.22 m。含夹矸02层，夹矸厚度最大0.10m，最小0.01m，平均0.06m，纯煤厚度5.69m。夹矸岩性多为炭质泥岩，少数为泥岩。煤层顶板岩性为泥岩、砂质泥岩，局部为细砂岩。底板岩性为黑色泥岩、粉砂岩。属结构简单。该煤层全区稳定可采且厚度大，为本井田正在开采煤层，因此对该煤层的控制研究程度均很高。据上分析,确定3#煤层为稳定型。 15-1#煤层：位于太原组下部，上距K2灰岩5m左右，平均厚度0.92m,不稳定。含夹矸01层，一般夹矸厚度小于0.03m，岩性多为炭质泥岩，顶底板岩性多为泥岩，砂质泥岩。层位较稳定，井田内仅南峰扩区多不可采。控制研究程度均较高。据上分析, 确定15-1#煤层为不稳定型。 15-3#煤层：与15-1#同属15#煤组，位于太原组下部，上距K2灰岩10m左右，厚度0.742.92m，平均1.59m,较稳定。含夹矸03层，厚度0.050.20m平均厚度0.15m，局部呈透镜状厚度近0.47m。夹矸岩性多为炭质泥岩，顶底板岩性为泥岩、砂质泥岩。煤层层位稳定，全区可采，该煤层的控制及研究程度均较高。据上分析, 确定3#煤层为较稳定型。 其余6#、8#、9#、11#、12#、14#、15-2#煤层在全井田内属局部和偶尔可采。根据现行煤、泥炭地质勘查规范及有关规定,均属不可采煤层。1.3.2煤质研究煤岩、煤质特征对于进行煤层对比，评价煤的工业用途及煤的综合利用都十分重要煤的物理性质和煤岩特征1）煤的物理性质3#煤：为黑色，细中条带状结构，层状构造，条痕色为黑色，强玻璃光泽，裂隙较发育，呈阶梯状或贝壳状断口。经取样测试3#煤视相对密度为1.35，1.41；散密度为849950kg/m3；安息角为37.237.3度；摩檫角为2024。15-1#和15-3#煤：为黑色，细中条带状结构, 层状构造，条痕色为黑色，金刚光泽，裂隙发育，呈阶梯状或参差状断口。经取样测试15-1#和15-3#煤视相对密度为1.40和1.42。2）煤岩特征宏观煤岩特征：3#煤：煤岩组分以亮煤为主，暗煤次之，夹少量镜煤及丝炭条带。煤岩类型以半亮型为主，半暗型次之。15-1#和15-3#煤：煤岩组分以亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤条带和丝炭透镜体，含黄铁矿结核。煤岩类型以半亮型为主，半暗型次之。显微煤岩特征：各煤层的显微煤岩资料不多，根据南-14号孔煤芯样，3#煤的显微煤岩特征：有机组分以镜质组为主，惰质组次之，无机组分以粘土类为主，见硫化铁类，粘土类呈透镜状、浸染状，硫化铁类的黄铁矿呈颗粒状，偶见次生方解石。显微煤岩组分见表1-3。表1-2 显 微 煤 岩 组 分 鉴 定 表孔号煤层有机组分（%）无机组分（%）镜质组半镜质组惰质组合计粘土类硫化铁合计南-143#87.31.611.195.93.50.64.1煤的化学性质及有害、微量元素1）煤的化学性质.水分（Mad）各煤层原、浮煤水分变化不大，各煤层原、浮煤水分分析见表1-4。 .灰分（Ad）3#煤层原煤灰分较稳定，一般在1316%，仅少数点20%；15-1#煤层原煤灰分变化在14.4938.06%之间；15-3#煤层原煤灰分变化在7.6135.28%，各煤层原、浮煤灰分分析见表4-4。依据GB/T15224.1-2004煤炭质量分级（灰分）标准，各煤层灰分分级：3# 煤层属低灰煤；15-1#和15-3#煤层属中灰煤。各煤层煤灰分变化示意图1-2。各煤层经浮选后灰分下降幅度较大，3#、15-1#和15-3#煤层降灰率分别为38%、57%和53%。表1-3 各煤层煤质分析统计结 果 表煤层原 煤浮 煤质量分级水分Mad (%)灰分Ad (%)发热量Qgr,v,d（MJ/kg）水分Mad (%)灰分Ad (%)发热量Qgr,v,d（MJ/kg）灰分发热量3#0.191.410.80(59)9.1828.0214.92(59)26.9933.3930.71(28)0.242.420.90(46)6.2314.479.25(61)28.8833.4831.99(14)低灰煤特高热值煤15-1#0.234.531.16(40)14.4938.0625.13(40)22.2433.5429.97(13)0.464.241.15(29)6.2315.7410.74(37)30.0932.5331.95(5)中灰煤特高热值煤15-3#0.106.651.09(56)7.6135.2822.11(67)23.6235.6030.32(20)0.305.741.13(41)4.6720.7010.41(41)32.0633.2032.63(2)中灰煤特高热值煤注：表格中数据为 最小值最大值 平均值(点数) ，以下各表类同。图1-2各煤层灰分变化示意图挥发分（Vdaf）五阳煤矿各煤层挥发分产率Vdaf在15%左右，在垂向上随着煤层埋藏深度的增加，挥发分产率逐渐降低。挥发分分析见表4-5。硫分（St,d）各煤层硫分化验结果见表4-5。依化验数据分析3#煤层原煤全硫含量0.5%，15-1#、15-3#煤原煤全硫含量变化较大0.526.51%。依据GB/T15224.2-2004煤炭质量分级（硫分）标准，用实测各煤层发热量数据折算干燥基全硫，结果见表4-3。依据该标准进行煤的硫分分级：3#煤属特低硫煤；15-1#煤属中高硫煤；15-3#煤属中硫煤。各煤层硫分变化示意图1-3。表1-4 各 煤 层 煤 质 化 验 统 计 结 果 表煤层浮煤挥发分Vdaf（%）全硫St,d（%）按标准折算后的全硫St,d(%)质量分级原煤形态硫（%）原煤浮煤全硫St,d硫铁矿硫Sp,d硫酸盐硫Ss,d有机硫So,d3#12.6419.9915.79(61)0.110.650.37(43)0.250.590.36(24)0.29特低硫煤15-1#10.7619.6314.77(36)0.716.513.07(21)1.153.202.17(7)2.46中高硫煤图1-3各煤层硫分变化示意图形态硫仅五-194孔15-3#煤层有化验资料，形态硫中以硫铁矿硫含量为主，占77%，有机硫含量次之，占22%，硫酸盐硫含量很少，仅为1%。 山西组3#煤层全硫含量低于太原组15-1#、15-3#煤层，15-1#和15-3#煤层全硫经洗选后硫含量均有较大幅度降低，脱硫率分别为29%和44%。因此，在对本区太原组中高硫煤的开采过程中，采取适宜的脱硫方法将提高太原组煤层的利用价值，同时也能带来更加可观的社会效益和经济效益。发热量（Qgr,v,d）影响煤的发热量主要是水分和灰分。各煤层原、浮煤高位发热量达29.97MJ/Kg以上，依据GB/T15224.3-2004煤炭质量分级（发热量）标准，对各煤层发热量进行分级：3#、15-1#和15-3#煤层均属特高热值煤。结果见表1-4。洗选后各煤层发热量有不同程度的增高，如图4-3所示。 图1-4 各煤层发热量示意图1.4 其他开采技术条件1.4.1瓦斯根据五阳井田勘探(精查)地质报告有关瓦斯含量资料和3号煤层甲烷含量等值线图，采用抚顺煤科分院的科研成果“分源计算法预测矿井瓦斯涌出量”的计算方法，经计算五阳矿井的相对瓦斯涌出量为1.25m3/t，五阳矿井属低瓦斯矿井。地质报告中采用煤科总院抚顺分院的计算方法，计算出3号煤层属非突出危险煤层。1.4.2 煤尘各煤层火焰长度在315mm之间，扑灭火焰的岩粉量为550%。各煤层煤尘均无爆炸危险性。1.4.3煤的自燃3、9号煤层属不自燃煤层，15-2号煤层属易自燃煤层，15-3号煤层属不易自燃至易自燃煤层。1.4.4地温井田内恒温带深度约为40m，温度为9.5，略高于该地区常年平均气温 (8.9)，本井田平均地温梯度为1.8/100m，属地温正常区。1.5 水文地质1.5.1含水层及其水文地质特征井田内钻孔揭露的含水层为10层，其中中奥陶统峰峰组石灰岩岩溶裂隙含水层()、二叠系下统山西组3号煤顶板砂岩裂隙含水层组()、基岩风化带裂隙含水层()对建井和开采3号煤层有一定影响，第四系孔隙含水层()对立井施工有较大影响。其它5个含水层属弱含水层，对矿井开采影响甚微。对矿井施工和开采有影响的5个含水层自下而上分叙如下：中奥陶统峰峰组O2f石灰岩岩溶裂隙含水层()本含水层埋藏深度为512.21m799.29m，含水层厚度平均198.8m，由灰岩、泥岩等组成。上部60m岩溶裂隙不发育，下部有串珠状小溶孔；但连通性差。结合区域和井田资料分析，井田内奥灰岩溶裂隙含水层富水性弱，水循环交替滞缓，地下水滞流或迳流不畅，但因受构造影响，局部有富水的可能。井田内奥灰延深孔除701号孔因发生孔内事故外，其余见明显含水层的钻孔水位标高均与区域水位标高一致(600m)而未见明显含水层的钻孔则水位标高差异较大，详见表15：表1-5 有关钻孔奥灰水静水位标高 见明显含水层未见明显含水层孔号701903908110185348535853670690290611021406水位标高(m)690.51661.74656.31657.31657.69659.35658.70674.79726.78667.10693.88767.96二叠系下统山西组含水层组()本含水层组为碎屑岩裂隙含水层组，包括K7()、3号煤层顶板()及K8砂岩裂隙含水层，厚4.4734.31m，平均22.23m，岩性以中、细粒砂岩为主，该含水层是3号煤层直接充水含水层。根据抽水试验及邻矿排水资料，该含水层富水性弱。基岩风化带裂隙含水层()由于基岩风化程度受构造、岩性、埋藏深度及气侯等条件的影响，其富水性差异较大，裂隙发育程度也不同，厚度一般为5070m，沿绛河两岸可达150m，由于被第四系覆盖，此含水层局部具承压性，局部地段直接与第四系含水层发生水力联系或出露地表，受大气降水影响明显。邻近的常村矿井，井筒施工至本含水层时，涌水量达278m3/h。第四系孔隙含水层()除井田北部基岩裸露区外广泛分布，由北到南逐渐加厚，最大厚度达139.48m，平均44.53m，由粘土、砂质粘土及粗粉砂及砂砾组成。富水性由砂、砾层发育程度而定，井田内水位动态变化受大气降水影响明显。1.5.2井田内主要隔水层石炭系上统太原组底部及中统本溪组隔水层由泥岩、铝质泥岩、铁质泥岩及局部夹砂岩透镜体组成、透水性差，厚度为8.3244.45m，平均20.76m。不整合于峰峰组灰岩岩溶裂隙含水层之上，阻隔其与上覆含水层的水力联系。二叠系砂岩含水层层间隔水层主要由泥岩、砂质泥岩组成，单层厚度为0.5017.22m，透水性差，呈层状分布于各含水层之间，形成平行复合结构。2 井田境界和储量2.1 井田境界在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有： 井田范围内的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应； 保证井田有合理尺寸； 充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等； 合理规划矿井开采范围，处理号相邻矿井间的关系。2.1.1井田范围五阳井田属潞安矿区。潞安矿区位于华北地台山西台背斜，沁水煤田中东部边缘。地层发育与华北地台其它地区一样，结晶基底为太古界、下远古界地层，其上发育了寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系、三迭系、侏罗系、上第三及第四系等地层，缺失上奥陶统、志留系、泥盆系、下石炭统、白垩系、下第三系等地层。区域内各时代地层均有所出露。2.1.2井田尺寸井田的走向最大长度为4.1km，最小长度为3.2km，平均长度为3.7km；井田倾斜方向的最大长度为4.75km，最小长度为6.9公里，平均长度为4.25km；煤层倾角最大为12，最小为3，平均倾角8井田平均水平宽度为7km。井田水平面积按下式计算： S = H L式中 S井田水平面积，km2； H井田平均水平宽度，km； L井田的平均走向长度，km。则井田水平面积为S3.74.115.2（km2）2.2矿井工业储量本次储量计算是在精查地质报告提供地1：5000煤层底版等高图上计算的，储量计算结果可靠。矿井储量是煤的密度，煤层面积，煤层厚度的乘积ZcSh式中：S井田面积煤的平均容重h煤层总厚则 Zc=152000001.414.1 297.92M t 2.3 井田可采储量2.3.1安全煤柱留设原工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱.各类保护煤柱安垂直断面法或垂线法确定。用岩层移动脚确定工业场地、村庄煤柱。岩层移动脚为70，表土层移动脚为45。维护带宽度：风井场地20m，村庄10m,其他15m.断层煤柱宽度30m,井田境界煤柱宽度20m.工业场地保护煤柱：工业场地安级保护，维护带宽20m工业广场占地面积，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2-1表2-1工业广场占地面积指标井型/M占地面积指标2.4及以上1.01.2-1.81.20.45-0.91.50.09-0.31.82.3.2永久保护煤柱损失计算井田境界煤柱井田境界煤柱每侧留20m宽，长度为15500m，故保护煤柱损失储量为:Z1=1550020141.4=6.07Mt断层煤柱境界内断层煤柱每侧留30m宽，断层与煤柱相交处的总长为2000m，谷保护煤柱损失储量为：Z2=200060141.4=0.28Mt陷落柱保护煤柱陷落柱保护煤柱留设20m宽，陷落柱面积为14400m2则陷落柱保护煤柱损失储量为：Z3=14400141.4=0.22Mt工业场地保护煤柱 工业场地维护带宽度为20m，则工业场地保护煤柱损失储量为： Z4=1/2(700+900)86014.11.4=13.5Mt总的保护煤柱损失煤量为:Z=6.07+0.28+0.22+13.5=20.7Mt2.3.3矿井可采储量矿井可采储量:Z（ZcP）C式中 Z矿井可采储量Zc矿井工业储量P各种总处煤柱损失之和C带区采率，取0.85，故矿井可采储量为 Z（297.92-20.7）0.85 235.6Mt3 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3.1.1 矿井年工作日数的确定按照煤炭工业矿井设计规范规定：矿井设计生产能力按年工作日300天计算。所以，本矿井设计年工作日数为300天。3.1.2 矿井工作制度的确定矿井工作制度设计采用“三八”工作制，即两班采煤，一班准备，每班净工作时间为6个小时。3.1.3 矿井每昼夜净提升小时数的确定按照煤炭工业矿井设计规范规定：矿井每昼夜净提升时间16小时。这样充分考虑了矿井的富裕系数，防止矿井因提升能力不足而影响矿井的增产或改扩建。因此本矿设计每昼夜净提升时间为16小时。3.2 矿井设计生产能力及服务年限3.2.1 矿井生产能力的确定设计矿井生产能力为2.4Mt/a。3.2.2 矿井服务年限矿井可采储量Zk，设计生产能力A和矿井服务年限T三者之间的关系为：T式中T矿井的服务年限，a；Zk矿井的可采储量，Mt；K矿井储量备用系数，取K=1.4；A矿井设计生产能力，Mt/a。则矿井服务年限为：T23501（2401.4）70（a）一水平工业储量：13328.77Mt一水平煤柱损失：116.6546.66187.2350.54万t一水平可采储量：（13328.77350.54）0.810382.58万t一水平服务年限：T10382.58（2401.4）31（a）3.2.3 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： 煤层开采能力。井田内3号煤层平均7.0m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化小。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，布置一个高效综放工作面保产。 辅助生产环节的能力校核。矿井设计为大型矿井，开拓方式为双立井两水平开拓，主井采用两对12t箕斗提升，副井采用对1.5t矿车双罐笼，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤从刮板输送机经转载机到带区运输巷胶带输送机，再有胶带输送机到带区煤仓，再由矿车运到井底煤仓由主井提升到地面。大巷采用电机车牵引矿车进行辅助运输。 安全通风条件校核。矿井瓦斯涌出量小，属于低瓦斯矿井。矿井采用中央边界式通风，设回风大巷，以满足通风需要。 矿井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3-1。表3-1 我国各类井型的新建矿井和第一水平服务设计服务年限矿井设计生产能力/ Mta1矿井设计服务年限/a第一开采水平服务年限/a煤层倾角456.0及以上80403.05.070351.22.4603025200.450.90502520154 井田开拓4.1井田开拓基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向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合称为开拓方式。合理的开拓方式需要对技术上可行的几种开拓方式进行技术经济比较才能确定。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。 合理集中开拓布置，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的状态。 要适应当前国家的技术水平和设备的供应情况，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，应照顾到不同煤质，煤种的煤层分别开采，以及其他有益矿物的综合开采。 井田开拓主要研究如何布置开拓巷道的问题，具体有以下几个问题需要研究: 确定井筒形式、数目和配置，合理选择井筒及工业广场位置。 合理确定开采水平的数目及位置。 布置大巷及井底车厂。 确定矿井开采程序，做好开采水平的接替。 进行矿井开拓延伸、深部开拓及技术改造。 确定矿井通风、运输及供电系统。4.1.1井硐形式的选择、数目及配置 井筒形式的确定平硐开拓受地形及埋藏条件限制，要求地形条件合适，即在煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。 斜井开拓和立井开拓相比，井筒施工工艺、施工设备和工序比较简单，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，不易受底板含水层威胁；主提升胶带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：斜井井筒场，辅助提升能力小，提升深度有限；痛风路线长，阻力大，管线长度达；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，提升能力达，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，对深井开矿极为有利；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复杂的井田，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，基本建投资大。1） 煤层赋存和地形等其存平不同开拓条件时，应首先考虑采用平硐开拓。当平不同以上煤层高或斜长过大时，多开地面出口有利时，可采用阶梯平不同开拓。2） 对于煤层赋存较浅，表工层不厚，水文地质情况简单的缓倾斜，倾斜煤层，应尽量采用斜井开拓。3） 对于有条件的矿井，在急需煤炭地区，其浅部可先采用片盘斜井开拓，提前出煤，由小到大，然后集中斜井开拓，片盘斜井可一个片盘生产，一个片盘准备。4）采用立井开拓的条件一般为：煤层赋存较深或冲积层厚时水文地质条件复杂，井筒需要特殊施工时多水平开拓的急倾斜煤层其他井筒形式无法开拓的条件根据井田特点，结合地面布置，采用单一的开拓方式不能满足通风，安全生产，掼开，运输时，或单一开拓不合理时，可采用平不同一立开，平硐一斜井，斜井一立井等综合开拓方式。根据以上优缺点及本矿实际情况初步采用立井开拓。本矿井属于低瓦斯矿井，设1个风井。井筒数目3个。4.1.2 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，石门工程量小。 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。 井筒两翼储量基本平衡。 井筒不宜穿过厚表土层，厚含水层，断层破碎带，煤与瓦斯突出的煤层或软弱岩层。 工业场地应充分利用地形，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。 工业场地少占耕地，少压煤。距水源，电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。因此决定将井筒位置定在井田中央，这样有利于矿井各个地方的运输提升。 4.1.3 工业场地的位置 工业场地位置选择在主、副井井口附近，即井田中央。工业场地的形状和面积：确定工业场地面积为24公顷，形状为矩形，长为600m，宽为400m。4.1.4方案比较方案提出1）提出方案方案一：立井单水平（加暗斜井）主副井位于井田中央，采用暗斜井延伸，暗斜井位于煤层底板岩层中，见图41。主要数据见表4-1，表4-2，表4-3，表4-4，表4-5。主立井表4-1 主立井数据名称净直径/m厚度/m支护形式煤岩类别支护厚度表土段6.520混凝土砌璧800基岩段6.5240混凝土中硬岩450 主暗斜井（混凝土）表4-2 主暗斜井数据名称倾角断面形状长度/m掘进断面/m2煤岩类别支护厚度基岩段10半圆拱形167620中硬岩300副立井表4-3 副立井数据名称净直径/m厚度/m支护形式煤岩类别支护厚度表土段720混凝土900基岩段7240混凝土中硬岩450副暗斜井（混凝土）表4-4 副暗斜井数据名称倾角断面形状长度/m掘进断面/m2煤岩类别支护厚度基岩段10半圆拱形167620中硬岩300 井底车场表4-5 井底车场数据名称长度/m断面/m2支护形式煤岩类别支护厚度平巷及硐室150025喷射混凝土中硬岩120方案二：立井两水平主、副井井筒均为立井，布置在井筒中央，设两个水平。见图4-2，其具体数据见表4-6，表4-7，表4-8。主立井表4-6 主立井数据名称净直径/m厚度/m支护形式煤岩类别支护厚度表土段6.520混凝土800基岩段6.5240混凝土中硬岩450 副立井表4-7 副立井数据名称净直径/m厚度/m支护形式煤岩类别支护厚度表土段720混凝土900基岩段7240混凝土中硬岩450 井底车场表4-8 井底车场数据名称长度/m断面/m2支护形式煤岩类别支护厚度平巷及硐室150025喷射混凝土中硬岩120方案三：主斜副立两水平斜井运煤能力大，立井辅助运输能力大，为此提出主井采用斜井开拓。见图43，及其数据见表4-9，表4-10，表4-11。 主斜井表4-9 主斜井数据名称倾角断面形状长度/m掘进断面/m2支护方式支护厚度基岩段10半圆拱形11721.7混凝土砌碹460表土段10半圆拱形141117喷射混凝土120副立井表4-10 副立井数据名称净直径/m厚度/m支护形式煤岩类别支护厚度表土段720混凝土900基岩段7240混凝土中硬岩450井底车场表4-11 井底车场数据名称长度/m断面/m2支护形式煤岩类别支护厚度平巷及硐室150025喷射混凝土中硬岩120原始资料：立井提升单价：1.6元/tkm；斜井提升单价：0.42元/tkm；石门运输单价：0.4元/tkm；排水单价：0.4元/tkm。基价查询：见表4-12表4-12 基价表项目主立井表土段主立井基岩段副立井表土段副立井基岩段价格（元/10m）1358709138515786099672项目主副暗斜井主斜井表土段主斜井基岩段井底车场价格（元/10m）54742574653361241874技术比较以上四个方案大巷布置及水平数目均相同，区别在于井筒形式和部分基建、生产费用不同。考虑到本井田涌水量中等，如使用下山开采在技术上的困难较多，所以否定了单水平上下山开采的开拓方案。方案一、方案二的区别在于第二水平是用暗斜井开拓还是直接延深立井。两方案生产系统较简单可靠。方案二多开立井井筒）,阶段石门和立井井底车场；相应增加了井筒和石门的运输，提升和排水费用。而方案一多开暗斜井和暗斜井上下部车场，相应增加了斜井提升和排水费用。粗略估算（见表413）表明：两方案费用相差不大。考虑方案二提升，排水工作环节少，人员上下较方便，优先考虑方案二。方案一、方案三的主井井筒形式不同。方案一主井为立井，立井开拓不受煤层倾角，厚度，深度，瓦斯及水文等自燃条件限制，主要缺点是井筒施工技术复杂，掘进速度慢，基建投资大。方案三主井为斜井，斜井的运输提升能力比立井大，可以满足大型矿井主提升的要求，但是斜井长度大，维护费用高，不利于开采深部煤层。由于本井田煤层埋藏较浅，一水平定在630m，所以采用斜井开拓线路较长，并且矿井涌水量大，不利于斜井的开拓，因此方案一和方案三相比，选用方案一。各个方案估算费用表见表4-13表4-13 估算费用项目方案一方案二方案三基建费用/万元暗斜