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煤矿采矿工程毕业设计目 录前 言内容摘要第一章 井田概况和地质特征1第一节 矿区概况 11、 矿区地理位置及交通条件 12、 矿区的地形与气象 2第二节 井田地质特征 21、 综述 22、 煤系地层 23、 井田水文地质概况 5第三节 煤层的特征 7 1、 煤层 7 2、 煤层对比 10 3、 煤质 10 4、 瓦斯、煤尘、自燃性、地温 12第四节 水源情况 13第五节 电源情况 13第二章 井田境界与储量 14第一节 井田境界 14第二节 地质储量的计算 14第三节 可采储量的计算 15第三章 矿井工作制度及生产能力 17第一节 矿井工作制度 17第二节 矿井生产能力及服务年限 17第四章 井田开拓 18第一节 井田开拓的基本问题 181、 井田开拓方式的确定 182、 开拓方案的技术经济比较 19第二节 达产时的盘区数目、位置和工作面生产能力计算 20第三节 矿井基本巷道 211、 井筒 212、 井底车场 263、 主要开拓巷道 27 第四节 巷道掘进 291、 巷道断面和支护形式 292、 掘进工作面数目及装备 293、 矿井生产时的采掘比例关系，掘进率的预计 30 第五章 准备方式采（盘）区巷道布置 31第一节 煤层的地质特征 31第二节 采（盘）区巷道布置及生产系统 311、 采（盘）区巷道位置 312、 巷道布置 323、 采（盘）区生产系统 32第三节 采（盘）区车场选型设计 33 1、 采（盘）区车场形式 332、 采（盘）区车场设备 33第六章 采煤方法 34第一节 采煤方法的选择 341、 采煤方法的选择 342、 采煤工艺的确定 343、 工作面主要设备选型 344、 工作面长度、采高及推进度的确定 375、 盘区及工作面采出率 396、 生产时主要材料消耗指标 39第二节 确定采（盘）区巷道布置和要素 40第三节 回采工艺及劳动组织 40 1、 回采工艺 40 2、 劳动组织 42第四节 采（盘）区的准备与工作面接替 42第七章 井下运输 43第一节 运输系统和运输方式的确定 43第二节 运输设备的选择 431、 矿车、材料车和人车 432、 主运输方式选择 433、 辅助运输方式选择 43第三节 主运输设备选型 451、 设计依据 452、 选型 47第四节 辅助运输设备选型 511、 大巷辅助运输设备 512、 人员运输 533、 矿车 54第八章 矿井提升 55第九章 矿井通风与安全 56第一节 风量的计算 561、 矿井总风量的计算 56第二节 矿井通风系统和风量分配 591、 拟定矿井通风系统 592、 矿井总风量分配原则及方法 593、 风量的分配 60第三节 计算负压及等积孔 601、 计算原则 602、 计算方法 61第四节 选取主扇风机 631、 选择主扇 632、 选择电动机 63第五节 安全生产技术措施 641、 矿山救护 642、 矿井保健设施 643、 煤尘爆炸的防治措施 654、 煤与瓦斯突出的预防措施 655、 矿井水灾预防措施 676、 火灾预防措施 697、 预防冒顶事故的措施 728、 避难硐室和避灾路线 73第十章 矿井基本经济技术指标 78第一节 矿井设计概算 781、 井巷工程概算的编制依据 782、 井巷工程概算的编制方法 793、 矿建工程费用的计算方法 80第二节 劳动定员和劳动生产率 801、 定员范围 802、 定员依据 803、 定员方法 814、 计算劳动生产率 82第三节 原煤生产成本 821、 煤矿生产经营成本计算 822、 折旧费 833、 维简费 834、 摊销费 835、 安全费用 83第四节 主要技术经济指标 84参考文献 88致谢 89 中国矿业大学成人教育学院本科毕业设计（论文） 第56页第一章 井田概况及地质特征第一节 矿区概况一、矿区地理位置及交通条件井田位于山西长治市北32.5公里，地跨长治郊区和潞城县，隶属长治市管辖，是潞安矿区最早的一对生产矿井。根据潞煤地字（1987）第26号文，山西省政府晋政发（1984）第14号文，结合潞煤生、地字（1988）第198号文，确定石圪节煤矿9号及10号煤层边界。南北走向长约5.0公里，东西倾向宽约3.2公里，呈不规则长方形，井田面积约15.6平方公里。石圪节矿交通条件尚为方便。铁路专用线至长治北站与太焦铁路线接轨，相距15公里，矿区公路与太长公路相连。矿区对外交通有太（原）焦（作）铁路、邯（郸）长（治）铁路和太（原）洛（阳）公路。太焦铁路经矿区东部由北向南通过，太焦铁路的夏店站距潞矿集团约7km，距五阳站16km。以夏店站为起点距太原市约230km，距焦作市约204km，距邯郸市约216km。交通比较方便。图1.1 交通位置示意图 二、矿区的地形与气象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。第二节 井田地质特征一、综述潞安矿区位于沁水煤田东翼中部，地处我国东部新华夏系第三隆起带中段西缘，即太行山西麓。东西分别受二级构造带即晋获褶带和武阳凹褶带控制。区内总体为一复式向斜，由一系列次一级的宽缓的向、背斜和断裂带组成。地层走向呈南北，倾向西，倾角平缓，多在3度6度间，呈一单斜构造。二、煤系地层石圪节井田大部分地区为第四系表土层所覆盖，仅在冲沟处岩零星出露，基本为一全掩盖区。根据钻孔揭露，地层由老至新有：1）奥陶统峰峰组（O2F）；2）中石炭统本溪组（C2B）3）上石炭统太原组（C2T）；4）下二迭统山西组（P1S）；5）下二迭统下石河子组（P2X）；6）上二迭统上石河子组（P2S）；7）第四系（Q）。其中上石炭统太原组和下二迭统山西组为主要含煤地层，合称石炭二迭纪含煤岩系。厚度巨大的中奥陶统地层为煤系沉积之底，上下石河子组及第四系表土层为煤系上覆盖层。下面仅就煤系地层叙述于后：石炭系上统太原组（C2T）此组与下伏的本溪组为连续沉积，为井田内主要含煤地层之一。厚度为101.02127.47米，平均113.41米。底部以一层厚约2.7米的细砂岩K1砂岩（相当于太原西山晋祠砂岩）作为太原组与本溪组之分界，其间为整合接触关系。本组地层为典型的海陆交互相含煤沉积，旋迥结构明显，岩性每旋迥多由灰岩、泥岩、砂岩和煤层组成，共有四个沉积旋迥，有标志层石灰岩四层即K2、K3、K4、和K5石灰岩，含煤611层，尤以下部煤炭发育较好，含煤系数为6.52%。本组地层含植物化石。各标志层特征如下：K1砂岩灰、灰白色，岩性为具花岗变晶结构的中细粒石英砂岩，桂质胶结，岩性不稳定，有时相变为砂质泥岩或泥岩，其底板距15-3号煤约9.66米。K2灰岩灰深灰色，隐晶质，含星散状黄铁矿颗粒及燧石结核，产蜓类和腕足类化石及其碎片，厚2.217.95米，平均厚7.78米。层位稳定，是太原组中下部可靠对比标志，亦为13号煤层的直接顶板。下距15-3号煤约11.13米。K3灰岩第二层灰岩，深灰色，隐晶质，含动物化石碎片，厚1.364.77米，全区普遍发育，为12号煤层的直接顶板，上距11号煤约4.25米。K4灰岩第三层石灰岩，深灰色，隐晶质，略含泥质，并含少量黄铁矿及动物化石，厚3.385.97米，平均厚4.85米。层位稳定。为一不可采的薄煤层直接顶板，上距9号煤、10号煤约16.94米及5.74米，下距11号煤约4.78米。K5灰岩第四层石灰岩，灰色、隐晶质，含少量黄铁矿及动物化石碎片。厚04.11米，平均3.20米。为局部发育的8号煤层的直接顶板。下距9#、10#煤层分别为13.26及23.94米。1 迭系下统山西组（P1S）连续沉积于太原组地层之上，为本区主要含煤地层之一，岩性为一套由砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成的河流湖泊、泥岩沼泽等陆相沉积。颜色由下部为深灰、灰黑色的含煤地层，向上逐渐变为浅灰、灰白色为主，表明古气候逐渐由潮湿变为干燥，不利于成煤。本厚组26.1391.01米，平均67.70米，含煤13层，总厚度7.08米，含煤系数为10.46%。3号煤层位于本组中下部，厚度大，层位稳定，本组标志层除煤层外尚有本组底部分界砂岩及煤层老顶砂岩。图1.2 煤系地层综合柱状图三、井田水文地质概况（一）地面水文地质1、地形、地势、气象石圪节井田大部分为第四系黄土覆盖，仅在井田中、北部基岩零星出露，出露面积约占10%。地形较复杂，多为冲沟深谷切割。地势高差颇大，以井田中部的良才寺村为最高，海拔标高为+1067.6米，四周变低，平均在所不9001000左右，以西白兔村最低，海拔标高仅898.6米。井田内最大高差169 .0米，一般相对高差50100米。本区属典形大陆半干燥性气候。历年来夏季绝对最高气温可达37 2度，67月份最热；冬季最低气温可降至-19.6，元月份最冷。年平均温度15 左右。10月份开始结冰，翌年四月解冻，冰冻最大深度为0.73米。积雪厚度0 .12米（平均值）。每年7、8、9月份为多雨季节，年平均降雨量594 .8mm ，年蒸发量平均为1738.6mm。矿区主要风向为“南东南”向，最大风速1416米/秒。2、地表水系及水体浊漳河是本区最大的一条河流，在井田东部边界以外由南向北蜿蜒流过，水深一般在0 30.5m，上游被漳泽水库所截，水库放水季节水深在11.5m，其年径流量为12. 7亿m3。由于漳河流向与3#煤层露头线近似平行，且远离露头线，故对煤层开采无直接影响。（二） 矿井充水水源矿井水主要来源于：含水层水、大气降水及老窑水。1、含水层水 根据钻孔揭露资料，井田内自下而上共发育有11个含水量水层。(1)、中奥陶统石灰岩岩溶含水层组该含水层组为煤系地层沉积基底。含水量裂隙溶洞发育，富水性强，为本区良好的生活饮用水源，水位标高+670米左右。属层间裂隙岩溶承压水，地下水多作层流运动，动态稳定，动水量也较稳定。(2)、上石炭统太原组石灰岩岩溶含水层组：该含水量组共含四层灰岩含水层，即：II、III、IV、V含水层，裂隙溶洞也较发育，含水层层间距较小，相夹的泥岩、砂质泥岩具有较好的隔水性能。正常情况下，各含水层间水力联系较弱。(3)、二迭系砂岩裂隙含水层组该含水层包括VI、VII、VIII、IX等四个含水层，裂隙较发育，含水性与岩性，区域性裂隙的发育程度有关。各含水层间经相对不导水的泥岩砂质泥岩相隔，水力联系微弱。(4)、基岩风化裂隙含水层本含水层(x号含水层)为风化带岩层，厚度约20m，节理殖裂隙发育，为良好透水层，混合抽水试验结果，Q=0.38公升/秒，k=0.0303m/日。因其距地表近，直接受降水或第四系含水层补给，补给区与分布区一致。(5)、第四系松散岩类含水层组分上下两部分。上部为黄土层，颗粒细致，微含水，单位涌水量为2.985 56升/秒，是附近农村生活民用水，水量、水位季节性变化明显。下部为红土层，土质较粘，含土性不佳，相对上部黄土层，有着一定隔水作用。2、大气降水井田地形复杂，地势高差颇大，大气降水多呈地表径流流失，不利于对地下水的补给。再之，年蒸发量大于年降雨量，也不利于大气降水渗透。但因采后地表裂隙的出现，不同程度上沟通了大气降水与含水层间的水力联系，成为矿井涌水的间接来源。3、老窑水井田处于煤层浅部。据统计，仅开采范围内，8座小煤窑与我矿井下巷道沟通，向我矿新、旧采区常年排水，其排水量约占矿井总涌水量的1520%，成为矿井充水的又一直接来源。（三） 矿井涌水量变化规律1、矿井涌水量大小据多年来井下涌水实际资料分析,矿井主要的直接充水水源为VII、VIII号砂岩裂隙含水层水，它包括顶板直接出水和因老空积水两部分。前者多在上分层采掘过程中，含水层因未受或仅小部分受到破坏，涌水量小，主要表现为渗水、滴水，仅在2115工作面运输巷和一下山配风巷掘进过程中有少部分淋水，水量最大达5立方米/小时，一般小于2立方米/小时。后者常于中、下分层采掘过程中和已回采完毕的新、旧采空区，含水层已部分或全部遭到破坏，涌水量较大，且持续时间较长，为矿井充水的主要水源。如出一辙2113工作面下分层回风巷掘进时，由于中、上分层老空积水，在掘进初始，窝头涌水量最高达1015立方米/小时，影响了正常掘进进度。后经较长时间排水，水量逐渐减小，稳定在23立方米/小时。又比如，在2111下分层工作面回采初期，假顶初次垮落之后，中上分层老空积水集中涌向工作面老塘，加之工作面所处位置平缓，老空积水淹及工作面，给生产带来一定困难。据测定，池时工作面涌水量为68立方米/小时，若能持续正常排水，一般不致影响生产。另外比较突出的还有117下分层工作面，八六年回采初期水量最高达10立方米/小时，大量中上分层老空积水以淋水落石出形式涌入工作面，一度影响回采被迫超前50米另开新切眼。这是采掘过程中出现的老空积水。另外在已回采完毕的新旧采空区，老空积水满后则自流出来，比如西二及一、二上采区和一下山少部分回采完毕的工作面，涌水量一般为510立方米/小时。另一直接充分水水源为小窑及旧巷来水，如西南大巷变电所附近的一条旧巷，常年向矿井排水，水量较稳定，经测定，多在510立方米/小时，据分析，绝大部分水是处在其高处的西沟小窑所排污水。类似情况，在一、二上山采区也有出现。根据历年矿井涌水量资料统计，石圪节矿井正常涌水量为600800立方米/日，最小涌水量为400立方米/日，最大可达1000立方米/日。属水文地质条件简单型矿井，防治水工程简单。第三节 煤层的特征一、煤层井田内共发育有煤层714层，平均厚度约14.74米，其中可采煤层约6层，总厚度平均12.15米，从上而下编号分别为3#、9#、10#、13#、15#、煤层，现分析如下：3号煤层：位于山系组中下部，为井田内主要可采煤层之一，也是目前石圪节矿生产所采煤层，距石炭二迭分界砂岩顶板平均为9.56米，上距VII含水层约9.31米。煤层厚度大且层位稳定，自2.897.91米，平均厚度为6.68米。根据煤层结构情况分三个自然层：脑煤厚2.202.40米，含夹石13层，岩性为泥岩、页岩，夹石厚度变化较大，一般厚0.10米0.30米，最厚可达1.0米，变化趋势多表现为北厚南薄；中煤厚2.20米，一般不含夹石，煤质最佳，以其顶面一层约0.050.1米的酥煤与脑煤分开，以下部的第一个夹石做其底面的标志；底煤厚2.02.10米，含夹石23层，岩性为页岩或泥岩，厚0.100.50米，此外，夹石层在底煤中常呈分布不匀的串殊状出现。 9号煤层：俗称“黄煤”。位于太原组中上部K5灰岩与K4灰岩之间，上距K5灰岩约13米，下距10#煤层约10.68米。该煤层厚度变化大，从1到3.61米，平均厚度为3.15米，含夹石两层，厚0.100.30米，总体变化趋势为北厚南薄。中东部及中部绝大部分地区无煤，可采范围不大，且几乎全部集中在井田中南部，北部仅有零星地可采。该煤层可采系数指数KM为0.92，属稳定可采煤层。10号煤层：该煤层位于9号煤层之下，K4灰岩之上，距K4灰岩约5.74米，煤呈黑色，块状或粉末状，偶有分叉现象，厚度从2.03.0米，平均厚度2.52米，南薄北厚。含夹石12层，厚0.050.20米。可采性指数KM=0.96，属稳定可采煤层。11号煤层：俗称“银煤”。厚度2.04.15米，平均3.85米。位于K4、与K3灰岩之间，上距K4灰岩4.78米，下距K3灰岩4.25米，层位稳定，局部发育，属稳定煤层。13号煤层：俗称“三节煤”。直接伏于K2灰岩之下，15-1号煤组之上，距15号煤约3.69米。厚度变化从00.92米，平均0.63米。层位稳定，分布广，零星地段可采，属极不稳定局部可采煤层。15号煤：位于太原组底部，现分析如下：上距K2底板4.32米，距13号煤层底板约3.69米，结构简单，在本区为主要可采煤层之一，井田内除南部、中部三个独立不可采块段外，其余绝大部分达到可采厚度，仅在井田东北角露头线附近，有一小块无煤区。平均厚度3.18米。层位较稳定，大部分可采，仅有极个别钻孔厚度低于可采厚度。复杂结构，含夹石12层米。该煤层可采性指数KM=0.95，变异系数R=55%，属较稳定可采煤层。见煤层综合特征一览表。表1.1 煤层综合特征一览表地 层系 统煤层名称煤层结构稳定性程度新编号旧编号俗名两极厚度平均厚度结构类型夹石层数可采性指数km变异系数Y统组312香煤2.8-7.916.68简单或较复杂1 - 518.8%上距VII号含水层8.41米下距C3P1分界砂岩9.56米下二迭统山西组上石炭统太原组98黄煤1-3.613.15简单偶夹具石0.9253%上距K5灰岩13.26米下距10号煤10.68米1072.0-3.002.52简单偶夹具石0.9649%与下K4灰岩约5.74米116银煤1-4.153.85简单无上距K4灰岩4.78米下距K3灰岩4.25米134三节煤0-0.920.63简单无直接伏于K2灰岩之上151四节煤0-5.903.18较复杂1 - 20.9555%太原组底部二、煤层对比这次对比是仍以一九七五年十一月召开的“华北区二迭系专题会议纪要”和我局潞煤革地字（1987）第196号文为依据，主要采用标志层和层间距的对比方法，将石圪节井田74个钻孔资料统一了地质划分及煤层标志层编号。（1）、各类煤层对比标志1号煤：上距K8砂岩14.28米，夹于黑色泥岩中。层位极不稳定。2号煤：上距K8砂岩25.33米，下距3号煤层22.91米，夹于黑色或砂质泥岩中。层位极不稳定。3号煤：位于山西组中下部，煤层厚、稳定，同其他煤层是最好的对比标志层。5号煤层：上距燧石层7.96米,下距K5石灰岩17.88米。厚度很不稳定7号煤层：于K5石灰岩顶面。8号煤层：直接伏于K5石灰岩之下，厚度极不稳定。9号煤层：位于K5与K4石灰岩之间，上距K5石灰岩底面13.26米。10号煤层：位于K5与K4石灰岩间，下距K4石灰岩顶面5.74米。11号煤层：位于K4与K3石灰岩间，上距K4石灰岩底面4.78米，距 K3石灰岩顶面6.95米。12号煤层：K3石灰岩下伏，不稳定、不可采。13号煤层：K2石灰岩下伏，厚度变化大。15 号煤层：K石灰岩下4.32米，其上覆岩层为黑色泥岩，局部变为砂质泥岩或粉砂岩，泥岩内含植物化石及少量黄铁矿。这亦是很好的对比标志 （2）、煤岩对比存在的问题： 1）、煤岩没统一分类、命名，岩芯鉴定时粒度、颜色、成分、结构、构造描述不规范，定性定名不准确，给煤岩对比带来一定困难。2）、太原组目前还没进行开采，无采掘资料证实，虽然依据标志层能加以控制，有时难免错层，在今后工作中应加强煤层、层间距、物性以及变化规律方面的研究，以利对比准确。三、煤质 3#煤层颜色呈黑色，具金属光泽。条带状结构明显，常具棱角状或不平坦状断口，性较脆，内生裂隙较发育，易碎，莫氏硬度为2度左右。一般有23组解释，在井下常见节理面形成片帮。该煤层硫含量低，且粘性好。由以上煤质化验表可以看出，3号煤层挥发分钻孔煤样，原煤为15.9417.94%，平均16.82%，精煤为14.6417.21%，平均为15.98%。 原煤灰分15.9417.94%，平均16.82%硫：原煤全硫0.270.66%，平均0.38%磷：0.00170.0108%，平均0.0087%。可燃基弹筒发热量82098778大卡/KG，平均8579.4大卡/KG煤灰矿物成分分析结果：SIO245.6051.99%，AL2O332.5238.98%，灰熔点（T2）13801500OC。该煤层属低灰中灰、特低硫，特低磷、高发热量、高熔点灰分之瘦煤，为炼焦配煤，或做动力燃料。根据精查、生产阶段煤质化验结果，石圪节井田煤质变化规律：1）、随着埋藏深度的增加，地温与压力的增大，对于不同煤层，浅部较深部结胶性为佳，深部煤层煤质程度高。例如，3号煤层挥发分均在15.9417.94%之间，胶质层Y均在014MM之间，牌号为瘦煤。13#15-3#（臭煤）其挥发份（VV）亦在1024%之间，胶质层Y值则多为0MM，牌号为贫煤(及少为瘦煤)含硫量高。2)同一煤层，浅部比深部结胶性好。参见：3号煤层煤质变化示意图。3)同一煤层，浅部较深部煤质为佳，钻孔分层取芯分析化验结果可明显看出，下分层胶质层厚度大于上分层。4)、根据生产煤样分析结果，上分层灰分较下分层低。现将其主要指标综合情况列于下表。表1.2 各煤层主要指标综合情况表煤层号挥发份小大平 均胶质层厚 度（Y）体积曲线坩 锅粘结性初 定煤 种容 重9#13.5918.5016.480 1310平滑下降4 6瘦煤1.3610#14.2518.4116.600 179平滑下降4瘦煤1.3613#13.2825.9316.820 131平滑下降1 4贫煤1.4215#-113.7921.2015.110平滑下降及波型1 4贫煤1.4211#13.9319.3516.800 168平滑下降2 5瘦煤1.42四、瓦斯、煤尘、自燃性、地温石圪节井田9#煤层埋藏较浅，瓦斯含量低。10#煤层瓦斯含量也低。 矿井瓦斯最大涌出量10.24立方米/分，最小1.88立方米/分、平均2.28立方米/分、绝对涌出量8.371.00立方米/分，平均7.7立方米/分。二氧化碳相对涌出量10.311.64立方米/分，平均4.60立方米/分，绝对涌出量11.941.76立方米/分，平均7.0立方米/分。属低瓦斯矿井。东部煤层露头浅部，废弃的老窑较多，故在生产中要注意安全，预防瓦斯集聚。3号煤层煤尘有爆炸危险，故井下应做好除尘工作，预防煤尘事故发生。其余各层煤自燃性不强，属于不易自燃煤层。在井下各采区运输巷、风巷、工作面进行测定温度均在1318度，地温无异常现显，属恒温矿井。第四节 水源情况矿井生活用水一般取自第四系浅层潜水，井下生产用水有利用矿井涌水。根据地质报告，邻近供水井奥陶系含水层水位为+670m左右，为区域内主要含水层，并具承压性，水质良好。水质重碳酸硫酸钙镁型，估计本区水位埋藏300m左右，可以开掘奥陶系水井，找到富水性强的岩溶含水层，成为理想的供水水源。矿井井下正常涌水量为150m3/h，经处理后的水量、水质均能满足矿井井下消防洒水用水要求，故把井下水作为其供水水源，生活污水经地埋式污水处理装置处理后，用于井下黄泥灌浆及选煤厂生产补充用水。根据水源情况以及矿井生产、生活用水的特点，按照“清污分流、一水多用、节约用水、用污排清”的原则，对矿井用水进行统筹安排，采取分质供水及废水处理复用等节水措施安排矿井用水。第五节 电源情况本矿井位于山西长治市北部，属长治县电力公司管辖。本地区电网结构较为薄弱，电源规模较小。目前，境内有长治、潞城等2座110kV变电站，有翟店等多座35kV变电站。据了解，为解决本地区电网结构薄弱、为矿井供电能力不足的问题，长治市专门成立煤矿第二电源办公室。该机构计划将原翟店35kV变电站扩建为110kV变电站，作为本地区煤矿第二电源。根据当地的电网现状和规划，本矿井周围适合做为本矿井电源的变电站只有2座，分别为潞城110kV变电站和翟店110kV变电站，因此矿井电源可靠。第二章 井田境界与储量第一节 井田境界一、井田境界及划分根据潞煤地字（1987）第26号文，山西省人民政府晋政（1984）第14号文，结合潞煤生，地字（1988）第198号文确定石圪节煤层井田边界。本井田范围由以下9点坐标连线圈定：表2.1 井田范围坐标点点号XY141278040322642412718403200034127324029338441299441293045413000402749764132454127500741434040272598416000402724094160004032230该井田北临漳村井田，西靠王庄井田，东部和南部都为人为边界。井田范围内走向基本呈南北方向，西低东高倾斜。南北走向约为5.0公里，东西倾斜宽约3.2公里，呈不规则长方形，井田面积约为15.6平方公里。第二节 地质储量的计算本设计煤层为9#及10#煤层。9#煤层平均厚3.15米，10#煤层平均厚2.52米，容重为1.36吨/立方米。矿井地质储量是指矿井技术边界范围内的全部煤炭储量，包括能利用的储量和尚难利用的储量，是进行矿井设计和生产建设的依据。矿井储量可分为矿井地质储量、矿井工业储量和矿井可采储量。根据地质条件及开采情况，矿井开采期间储量计算及核实工作量尽可能小，并考虑到计算的自动化，储量计算采用地质块段法与算术平均法相结合的计算方法，计算公式是：Q=SMD式中：Q储量（吨）S块段面积（平方米）M块段平均厚度（米）D煤的容重（吨/立方米）其中 S=15.6平方公里 M=3.15+2.52=5.67米 D=1.36吨/立方米故9#及10#煤的地质储量Q=15.61005.671.36=12029万吨第三节 可采储量的计算1、矿井设计可采储量 矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量为矿井工业资源储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱（30m）、井田境界煤柱、地面建（构）筑物等永久煤柱损失量后的资源/储量。 煤柱留设矿井永久煤柱损失考虑了井田境界、地面永久建（构）筑物、采空区及风井场地留设保安煤柱的损失。井田内无其它文物古迹，重要工业建筑，井田属低山地带，无村庄住户，范围小。根据煤炭工业矿井设计规范、建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程，矿井工业场地围护带宽度为15m，然后按照各岩层的移动角计算出各岩层的水平移动长度，所有岩层水平移动长度之和即为围护带外煤柱的宽度，松散表土层及基岩厚度参照邻近钻孔的资料确定，松散层的移动角取45，基岩移动角走向取73，上山取73，下山取73-0.6。根据有关规程规范的要求，在井田范围内留设井田境界煤柱，由于没有邻近矿井采空区及其积水压力的资料，煤矿煤柱宽度暂按20m留设。本矿井采空区多含有积水，采空区与大巷煤柱参照煤矿防治水规定：“在水淹区下或老窑积水区下掘进时，巷道与水体之间的距离，不得小于巷道高度的10倍”计算，主要大巷高度为3.0m，因采空区的区域和水量是一种动态变化过程，为确保矿井安全，采空区煤柱宽度取40m。井下主要大巷煤柱按下式进行计算：S1=式中：S1 巷道保护煤柱的水平宽度，m； H 巷道的垂深，m（设计取平均深250m）；M 煤层厚度，m（设计取平均厚2.8m）；f 煤的强度系数，t/m3。S1=20.62m经计算，主要大巷之间留设30m煤柱（巷中尺寸），大巷两侧各留30m煤柱。经计算，矿井设计资源/储量120.29Mt。5、矿井设计可采储量设计可采储量为设计资源/储量减去工业场地和主要井巷保护煤柱的煤量后乘以采区采出率所得的储量。9、10号煤层为中厚煤层，采（盘）区采出率取80。矿井可采储量按下式计算 ZK=（Z-P）C式中：ZK矿井可采储量，Kt； Z矿井工业储量，Kt； P永久煤柱损失量，Kt。永久煤柱损失约占工业储量的8%；C采区回采率，9#、10#煤层为中厚煤层，取0.8。其中ZK=12029万吨，P=120298%=962.32万吨，C=0.8。经计算，全矿井可采储量Z=（12029-962.32）0.8=8853.34万吨。第三章 矿井工作制度及生产能力第一节 矿井工作制度矿井设计年工作日为330d，每天三班作业，两班采煤，一班检修。边采边准，每天净提升时间为14h。第二节 矿井生产能力及服务年限综合以上几个方面的比较，设计矿井设计生产能力0.9Mt/a，其可行性进一步分析如下：(1) 矿井煤层赋存条件和开采技术条件良好，外运渠道畅通，具备建设0.90Mt/a井型的条件。(2) 矿井各可采煤层地质及水文地质条件简单，属低瓦斯矿井，开采技术条件比较优越，适宜于综合机械化开采。 (3) 结合本井田的煤层赋存条件，借鉴国内同类矿井的经验数据，设计综采工作面单产0.90Mt/a；配备三个掘进工作面，完全可以保证矿井0.90Mt/a的设计生产能力。 (4) 从矿井提升角度分析，本井田煤层埋藏浅，矿井采用斜立综合开拓，完全可以满足矿井0.90Mt/a的煤炭提升要求。(5) 矿井工业场地布局合理，水源、电源可靠，能够满足矿井0.90Mt/a井型的场地要求。综合考虑煤炭储量、煤层赋存情况、地质构造、开采技术条件以及开发条件、市场需求等因素，结合本矿外部条件和国家产业技术政策，经过技术分析比较后，确定矿井生产能力为900kt/a。则矿井服务年限为：矿井服务年限按下式计算：T=Z/（AK）=8853.34/（901.4）=70.26a符合规范要求。第四章 井田开拓第一节 井田开拓的基本问题一、井田开拓方式的确定根据该矿地面地形地质条件，考虑工业广场的选择，同时考虑井下的布局和矿井通风系统，本次资源开采设计提出如下两个开拓方案：方案一设计采用斜井、单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采。主副斜井及回风井位于井田中央，采用中央并列式通风。方案二设计采用主斜井、副立井、单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采。主斜井，副立井位于井田中央，两个回风井对称位于井田两侧，每个回风井服务几个采区，为分区式通风。将两方案各要素分别陈列对比如下。1、井筒的位置、形式、数目及矿井通风方式方案一 主副井位于井田中部，