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根据井田概述和井田地质开采研究设计书1.1 矿区概况1.1.1 地理位置与交通图1-1 交通位置图1.1.2 地形、地貌本区属于海河流域，永定河水系，桑干河支系，主要河流如下：1. 十里河：位于大同市西南，为大同煤田北部之最大河流，发源于左云县曹家堡，流域面积1304km2，全长89.3km，河床宽50-600m，河流弯曲系数1.33，坡度0.02-10。树枝状水系，一般流量0.52m3/s，小站水文站1954年7月测得最大洪峰量224m3/s，1952年测得最小流量0.003m3/s，冬季河床结冰。2. 口泉河：位于大同市西南，发源于左云县水窑乡，该河流经本井田，流域面积495km2，全长57.5km，河宽20-150m，坡度12.5，树枝状水系，为间歇性河流，径流量甚小，平时以矿坑排水补给及大气降水为主，河床潜水位很深，是地表水补给地下水的渗透性河谷。据1964年白洞水源勘探设站观测，日径流量0-0.22m3/s，1988年7月12日，据大同市水利局口泉河水文观测站测得洪峰流量600m3/s，矿跨河桥观测站测得最高洪水水位1316m。3. 鹅毛口河：位于大同煤田南部，流域面积110km2，全长12km，河宽80-130m，河床坡度1.8，树枝状水系。1954年在高崖店、王卞庄、窑子头观测日常流量0.043m3/s。1.1.4 气象及地震本区属于中温带，大陆性气候。冬季严寒，夏季炎热，气候干燥，风沙严重。现就大同气象台19962000年的气象资料分述如下：1. 气温：历年年平均气温6.8-8.8。年极端最高气温37.2。年极端最低气温-26.5。季温和昼夜温差显著。2. 降水量：历年年降水量280.8-431.5mm,其中6-9月份降水量最多，约占全年降水量的80%。3. 蒸发量：历年年蒸发量1885.1-2386.3mm，其中5-7月份蒸发量最大，约占全年蒸发量的50-60%。4. 风：大同地区素以风沙多而著称，西北风几乎贯穿全年，历年大风天为3-31天，其中最大飓风天为1998年3月8日，风速达18.0m/s，风向为西北。5. 湿度：历年年平均相对湿度为46-52%。6. 冻土：历年冻土月份为11月份至第二年3月份，最大冻土深度179cm。7. 最大积雪深度：历年积雪时间为11月份至第二年3月份，最大年积雪深度为1996年3月23日，积雪深度为9cm。8. 年霜冻期：历年年霜冻期为177-218天，一般为每年的9月至翌年的4月。9. 年结冰期：历年年结冰期为177-209天，一般为每年的10月至翌年的4月。据山西通志地震志（1991年4月第一版），将1949年以前大同及周围地区发生的5级以上地震列表1.3。1949年以后，直到1989年发生大同县-阳高县地震为止，除1952年10月8日22时24分在崞县（北纬39.0，东经112.7）发生过5.5级地震(震中烈度八度)之外,大同及周围地区地震以众多的小震形式出现，绝大多数为无感地震，没有造成什么破坏。1989年10月18日22时57分起，在大同县与阳高县之间发生了大同、阳高震群型地震。据大同日报1989年10月30日登载局长胡俊杰文称：“截至10月26日16时，共发生大小地震2739次”。地震震中在大同县册田乡和阳高县友宰乡之间（北纬39.9，东经113.8）震源深度为地下13-15km，震中烈度为八度（大同日报1989.10.30）。“此次地震使4县20乡69个村庄蒙受重大灾难；20人死亡，74人受重伤，2590头牲畜毙命，44086间房屋倒塌，58720间房屋成危房，21300户、83100人无家可归”（山西日报1989年11月7日报道）。此后，1996年3月26日2时02分43.7秒，大阳地震区又发生5.8级地震（为大阳地震晚期强余震508次，其中3级以上7次，最大一次余震为4.9级，大同日报1991年3月27日）。表1-1 1949年前雁北地区5级以上地震表地震时间北纬东经参考地点震级震中烈度512年5月38.9112.8山西代县、原平间7.5101022年4月39.8113.1山西大同-应县间6.581038年1月9日38.4112.9山西定襄-忻县一带7.251.01305年5月3日39.8113.1山西怀仁、大同间6.591467年6月9日39.6112.3山西朔县、威远堡间5.571580年9月5日39.5112.3山西平鲁5.751582年3月40.1113.2山西大同561583年5月18日39.7114.0山西浑源、广灵之间5.571626年6月28日39.4114.2山西灵丘7.091673年10月18日40.5113.5山西天镇西6.571683年11月22日38.7112.7山西原平（崞县）7.091898年9月22日39.1113.0山西代县5.757本区地震烈度根据GB18306-2001图A1，地震防设烈度为7，设计地震加速度0.10g。1.1.5 水源及电源1)供电：雁崖一矿井田两回路电源线路分别引自四老沟变电站（35kv）和碾子沟变电站（35kv）母线。两回路通至本矿内东侧35/6kv变电所，线路截面为LGJ120，供全矿用电。2)供水：本矿区生活用水和工业用水主要由时庄冲积层潜水由时庄泵站加压送到四老沟矿，再由四老沟矿加压通过12寸管送至本矿消防水池，再次加压至2.5寸管送往工业广场水塔和常胜沟水塔，然后用2寸水管至工业广场和家属区。还有一部分井下机组冷却及灭尘洒水由井下废水净化利用。1.2 井田地质特征1.2.1 井田地质构造雁崖一矿井田位于大同向斜中段，正处于向斜轴自EW向NE延伸的转折处。大同向斜轴由F7、F14断层构成的地堑中通过，轴向NE，轴迹呈“S”形，枢纽波状起伏，两翼倾角较陡，一般为1015，最大可达20。断层F7西北地区煤岩层的倾角变缓，一般为35，地层波状起伏，形状为一组帚状褶皱，收敛于南西，向北东撒开。断层F14东南地区，地层向北倾伏，倾角35，较平缓，局部有轴向东西的小型波状起伏。在本井田范围内地表出露与钻孔揭露的地层从老到新有古生界石炭系中统本溪组（C2b），上统太原组（C3t）；二迭系下统山西组（P1s），下石盒子组（P1x），上统上石盒子组（P2s）；中生界侏罗系下永定庄组（J1y），中统大同组（J2d）、云岗组（J2y）；新生界第四系上更新统（Q3）与全新统（Q4）。现将侏罗系以上地层主要地质特征由老到新叙述如下，见表1-2。地质综合柱状图如图1-2所示。表1-2 区域地层划分及主要特征表地层系统代号厚度(m)主要岩性新生界第四系全新统Q4010由砂土、砂砾石混堆积组成上更新统Q3020马兰黄土为主，浅黄、黄褐色，分选性好，结构疏松，垂直节理发育，局部含钙质结核中生界侏罗系中统云岗组J2y143.31仅残留下部的灰白色中粗粒砂岩，砾岩，局部夹煤线，底部有一层25米的含砾石英质砂岩或砾岩大同组J2d191.36241.47一套陆相砂岩、粉砂岩、泥岩夹多层煤层的沉积建造下统永定庄组J1y46.3758.42灰色、灰白色中、细砂岩夹砂质页岩，底部有一层含砾中砂岩或粗砂岩，交错层理与透镜体发育，角度不整合覆盖于上石盒子组地层之上古生界二迭系上统上石盒子组P2s48.2069.21黄绿色、灰黄色砂质页岩及灰白色中、细砂岩为主下统下石盒子组P1x57.42103.79灰白色含砾粗砂岩、中粒砂岩夹少量砂质页岩，顶部常发育13层紫红色砂质页岩山西组P1s56.4287.15底部以一层厚度变化较大但层位稳定的灰浅灰色含砾粗中砂岩整合覆盖于太原组之上，下部以深灰色砂质页岩夹细砂岩及12层煤线或薄煤层，上部为中粒砂岩、细砂岩和砂质页岩互层石炭系上统太原组C3t84.7186.44本组为一套河流、湖泊、沼泽相含煤建造，下部厚约26米，为深灰色、灰黑色砂质页岩、灰色细砂岩及煤层；中下部厚约20米，以灰色、灰褐色中粗粒砂岩为主夹砂质页岩及煤线或薄煤层；上部与中上部厚约39.77米，为深灰色砂质页岩、粉砂岩、炭质页岩及34层、中厚煤层，其底为一层厚为22米的含砾粗砂岩。本组地层与下伏本溪组地层呈整合接触。中统本溪组C2b5.7515.75黑色砂质页岩、灰色细砂岩及其互层，夹12层1.022.46米厚浅灰色石灰岩断层：区内断层较发育，发现 1020米的1条。按照断层走向可分为三组：第一组为走向NE20左右的断层，包括F1、F2、F3、F6、F22、F24、F25、F37、F38、F44等断层。其中F1、F2、F3、F6位于井田西北角，相互平行，大都位于舒缓褶皱轴部；F22、F24、F25位于井田中部，断层落差1.704.50米，F37、F38、F44位于井田东部，断层落差39米，倾向西，成阶梯排列。第二组为走向NE70左右，包括F5、F7、F14、F15、F40、F41、F42等断层。其中F5、F7、F14、F15位于井田西北，F7倾向南，落差34米，F14倾北，落差760米，均为高角度正断层，构成一地堑。F5位于F7北侧，向北，倾角80，落差2.86.6米，与F4构成一个小型地垒。F15位于F14南侧，倾向南，倾角74，落差5米，与F14构成一个小型地垒。F40、F41、F42位于井田西部边缘，平行排列，F41、F42倾向相背，落差相近，构成一小型地垒形态。第三组断层的走向为ESE100，这组断层主要分布在井田的中部及东部，且多见于下部煤层中。包括F18、F35、F43等断层。断层延伸长度数百米至一千米，倾角大于70，落差15米。岩浆岩：本井田未发现有岩浆岩侵入。陷落柱：本井田未发现陷落柱。1.2.2 水文地质井田处于口泉河北岸，平均流量为30004000m3/d，雨季洪水期流量在345.0m3/s,水位标高在1304m,1988年最高洪峰流量600 m3/s，最高洪水水位在1316m。井田北部矿界是口泉沟与云岗沟的分水岭。从分水岭向南发育着很多冲沟，贯穿于井田，在井田南界与口泉沟垂直相汇，呈树枝状分布，沟谷深2060m,地表水较利于通过煤层露头等渗入井下。侏罗系煤层无明显隔水层也无强含水岩层。水文地质条件简单。区内主要含水层:有第四纪冲、洪积层潜水含水层，风化壳潜水含水层，煤系层间裂隙含水层，古火区裂隙、含水层及古窑采空区积水。1、第四纪冲、洪积潜水含水层，主要分布于口泉沟、杏儿沟及其它支沟。口泉沟河谷潜水发育较好，河谷潜水量400800 m3/d。2、风化壳潜水含水岩组，由大气降水或河谷潜水补给，含水量不大，涌水量一般4050 m3/d。3、煤系层间裂隙含水层，多为承压水，在11-14煤层间，预计在矿井西部巷道掘进中会发现涌水，水量不大，在5080 m3/h。4、火烧区裂隙水，井田2、3、4、8、11-2号煤层均发现靠近煤层露头部分被火烧掉，煤层顶板陷落，产生大量裂隙，地表水补给条件好，即富水饱和。预计矿井的涌水量为48006600 m3/d。1.3 煤层及煤质1.3.1 煤层本井田侏罗系大同组共含煤19层，煤层总厚度20.22米，含煤系数9.53%，可采煤层13层，煤层总厚17.84米，含煤系数8.4%。煤层倾角一般为210，一般3，煤质较坚硬。本设计计算储量的煤层为2层，即11-2、14-3号煤层，总厚度为7m，其中11-2号煤层厚度为4m，14-3号煤层厚度为3m。各可采煤层特征见表1-3。煤层编号煤厚最小最大平 均(m)间距最小最大平 均(m)夹矸层数可 采情 况煤层稳定性顶底版特性顶板底版230.10-3.571.517.15不可采煤层不稳定细砂岩粉砂岩30.10-4.571.219.93-34.0027.80局部可采薄煤层不稳定粉砂岩粉砂岩450.33-1.701.1416.14-20.2817.71-2局部可采薄煤层不稳定粉砂岩砂质泥岩70.48-2.331.0214.74-38.2025.961-4局部可采薄煤层不稳定细砂岩中粒砂岩80-1. 760.467.71-18.1713.521不可采煤层不稳定中粒砂岩细砂岩90-1. 130.578.60-30.6319.8局部可采薄煤层不稳定中砂岩细砂岩100.15-1.250.676.43-30.2913.60局部可采薄煤层不稳定细砂岩粉砂岩1110-2. 930-3. 0.940.96-25.416.050-2局部可采薄煤层不稳定细砂岩粉砂岩1123.60-4.504.000-16.674.991-2可采中厚煤层稳定细砂岩粉砂岩1220-1. 750-2. 0.77.6-43.2421.020-2薄煤层极不稳定细砂岩细粉砂岩1432.0-3.53.000-13.256.720-2可采中厚煤层较稳定细砂岩粉砂岩150.10-13.601.032.360-13.79.01局部可采薄煤层不稳定细砂岩细粒砂岩表1-3 可采煤层特征表1.3.2 煤层顶、底板2煤层：一般无伪顶，与煤层直接顶接触的是砾岩或含砾砂岩，层厚0.30.4米，砾岩上部为灰白色粗砂岩，厚度为2254米，含石英砾岩；3煤层：伪顶为深灰色粉砂岩，层厚0.30.5米，直接顶为深灰色粉细砂岩与中砂岩互层，层厚4.0米，老顶为灰白色中细砂岩，层厚715米，底板一般为粉砂岩，层厚1米；4-5号煤层：一般无伪顶，直接顶板为细砂岩粉砂岩互层，致密坚硬，层厚48米，老顶为粉砂岩、细砂岩互层，层厚10米，底板为粉砂岩，层厚14米；7-37-4号煤层：老顶为中粒砂岩，层厚6米，直接顶板为中、细粒砂岩，局部为粉砂岩，层厚1.83米，无伪顶，底板为粉砂岩，层厚9米；8号煤层老顶为中粒砂岩，层厚8.8米，直接顶板为粉砂岩、细粒砂岩互层，层厚2.8米，伪顶0.2m厚粉砂岩，极易冒落，底板为粉砂岩，层厚12米；9号煤层：老顶为粉砂岩，层厚8.8米，直接顶板为薄层状细粒砂岩，节理发育易冒落，层厚3米，伪顶为0.15m厚深灰色页岩，易冒落，底板为粉砂岩和细砂岩，层厚25米；10号煤层：老顶为细粒砂岩粉砂岩互层，层厚8米，直接顶板为细粒砂岩，层厚3.5米，伪顶为0.10m厚深灰色页岩，极易冒落，底板为粉砂岩、细砂岩，层厚3米；11-111-2号煤层：无伪顶，直接顶板为粉砂岩、细砂岩互层，层厚1330米，底板为粉砂岩，层厚1.55.0米；12-2号煤层老顶：为粉、细粒砂岩，层厚11米，伪顶为0.10.30m厚灰色页岩，易冒落，直接顶板为粉砂岩、细砂岩互层，层厚3米，底板为鲕状泥质细砂岩，层厚5米；14-3号煤层：直接顶板为细砂岩，层厚412米，直接底板为褐色泥岩，层厚3米，老底为粗砂岩，层厚2.5米，一般无伪顶，局部有0.10.20m厚薄层粉砂岩；15号煤层：老顶为灰白色砂岩，层厚810米，直接顶板为粉砂岩，层厚28米，一般无伪顶，局部有0.050.10m厚粉砂岩、砂质泥岩，极易冒落，底板为粉砂岩、中粗粒含砾砂岩，层厚23米。1.3.3 煤质井田煤层为低特低灰、特低中硫，优质动力煤。根据国家标准（GB575186）煤层为不粘煤（BN）。各煤层煤质特征见表1-4。表1-4 各煤层煤质特征见表原煤工业分析%发热量(Qgrvd) MJ/Kg容重结焦性能水分灰分挥发分全硫磷XmmYmm2-23.389.2132.892.050.00433.621.32042-33.9811.4832.620.800.00526.151.295235.416.9531.130.360.00432.211.315343.958.5432.410.350.00532.901.2802.675.553.258.1432.870.340.0031.42037343.5310.4031.100.550.02733.031.3102.22.582.9913.0532.830.440.01632.021.39046.593.3812.3831.291.230.01032.741.32038.25103.5713.6532.280.390.03233.561.37541112.188.5826.500.320.10613.461.2903.1461122.688.6030.610.370.02233.061.3203.362.671212.4113.4131.440.990.03730.701.32581432.4815.9528.410.670.42035.801.3802.520.5152.1815.6530.340.770.00237.451.3976.831.3.4 瓦斯、煤尘爆炸及煤的自燃瓦斯绝对涌出量9 m3/min，相对瓦斯涌出量为1.6m3/t。各层煤层均具无爆炸危险性；各煤层存在自燃因素，自燃发火期612个月。第2章 矿井储量、生产能力及服务年限2.1 井田境界云冈东矿井田位于山西省大同市西郊云冈沟内，距城区18Km，隶属于大同煤矿集团责任公司的国有大型矿山企业，主管部门是山西省人民政府。井田南北宽4.205Km，东西长5.945Km，井田面积24.998725Km2。井田东与晋华宫井田、吴官屯井田及 云冈石窟保护煤柱相邻，南与煤峪口井田、忻州窑井田相邻，西与姜家湾井田及大同市 社队小窑区相邻，北与大同市北郊区小煤窑区相邻。煤层倾角最大18，最小12，全区煤层平均倾角15，井田面积约为24.998725Km2。2.2井田储量2.2.1井田储量的计算原则1) 按照地下实际埋藏煤炭储量计算，不考虑开采、选矿及加工时的损失。2) 储量计算的最大垂深与勘探深度一致。对于大、中型矿井，一般不超过1000m。3) 精查阶段的煤炭储量计算范围，应与所划定的井田边界范围相一致。4) 凡是分水平开采的井田，在计算储量时，也应该分水平计算储量。5) 由于某种技术条件的限制不能采出的煤炭，如在铁路、大河流、重要建筑物等两侧的保安煤柱，要分别计算储量。6) 煤层倾角不大于15时，可用煤层的伪厚度和水平投影面积计算储量。7) 煤层中所夹的大于0.05m厚的高灰煤（夹矸）不参与储量的计算。8) 参与储量计算的各煤层原煤干燥时的灰分不大于40%。2.2.2 矿井工业储量矿井工业储量计算 矿井的工业储量是进行矿井设计的资源依据,一般即列入平衡表内的储量，也即勘探地质报告中提供的能利用储量中的A、B、C三级储量。根据A+B+C工业储量计算公式：Qa=H.L.D.r/cos式中:Qa 工业储量,t; H 煤层厚度,m; L 井田走向长,m; D 井田倾斜长,m; r 煤岩的容重，t/m3; 煤层平均倾角，;各煤层工业储量具体计算如下：11#煤层工业储量：Qa1=4.85400039001.28/cos3=202238762 t14#煤层工业储量： Qa2=3.5400039001.29/cos3=162238762t全矿井两层可采共计工业储量：Qa=Qa1+Qa2=202238762 +162238762 =364477523 t即约合364.48Mt。表2-1 煤层工业储量表 煤层号煤厚/m倾角/平均面积/Km工业储量/Mt11#4.851525121.8514#3.51525120.792.2.3 矿井的设计储量矿井的设计储量是指矿井的工业储量减去井田境界、断层保护煤柱等永久煤柱量。 井田境界留设保护煤柱： 井田境界预留30m的边界煤柱，以避免邻矿开采对本矿造成影响，有利于本矿的安全生产。井田境界留设保护煤柱：因矿井东南部无矿权设置，所以将矿井地面工业场地布置在矿区东南部，井田边界以外。矿井开拓方式采用双斜井回风立井单水平上、下山开拓。风井井口布置在井田范围以外的工业广场北侧角落，远离办公区与公寓区。为了降低主扇的噪音，可在工业广场多植树，多搞绿化；也可在风井靠近采空区植树造林。该地春秋会吹扬沙，也为响应国家“三北防护林”工程的政策号召，植树造林有助于放风固沙，优化工作环境。工业广场保护煤柱：工业场地布置在井田边界外，工业场地面积由表2.1确定，取2.4公顷，工业场地保护煤柱如图2.3所示，则工业场地保护煤柱压煤量为0万t。大巷保护煤柱：大巷中心距离为60米，大巷两侧的保护煤柱压煤量各为60米，运输石门与5#煤层留有5米的安全距离，则运输石门和大巷保护煤柱损失量为380.8万t。井筒保护煤柱：主、副井井筒保护煤柱在工业场地保护煤柱在工业场地保护煤柱范围之外，双斜井井筒之间相距40m,井筒两侧各留20米维护带(根据巷道必须位于采动影响范围之外而确定）。井筒故井筒保护煤柱损失量为14.3万吨。各种保护煤柱损失量见表2.2. 表2.2. 保护煤柱损失量煤柱类型储 量 /Mt井田边界保护煤柱7.343断层保护煤柱0工业场地保护煤柱0石门和大巷保护煤柱3.808井筒保护煤柱0.143合计11.2942.2.4 矿井的设计可采储量矿井的设计可采储量是指矿井设计储量减去工业广场保护煤柱、主要巷道保护煤柱量后乘以采区回采率。即： Z =（Zs-P）*C （2-2）式中： Z矿井可采储量 Zs矿井设计储量 P永久保护煤柱损失 C采区采出率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.8；薄煤层不低于0.85； 矿井设计可采储量的计算： Z =（Zs-P）C =（364.48-11.294）0.75=264.89Mt经计算，矿井设计可采储量为264.89Mt。2.3 矿井年产量及服务年限矿井设计规范第2.2.3条规定：“矿井设计生产能力按年工作日330d，每天净提升16h”计算。每天三班作业，综采工作面可采用每日三班作业，每班工作八小时。2.3.1 矿井年产量按矿井设计生产能力主要有以下三类井型：表2.3井型设计生产能力（Mt/a)大型1.21.51.82.43.04.05.06.0及以上中型0.450.600.90小型0.090.150.30除上述类型外，不应出现介于两种生产能力的中间井型。（1）矿井的年产量： 矿井的设计年生产能力宜按工作日330天算，每日三班作业，两班生产，一班检修准备，每天净提升时间为16小时，根据设计，工作面长约为210m，采煤机滚筒截深采用865mm，一个工作面生产，一天进刀8刀，煤的容重为1.28t/m3 。 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240万t/a井型的条件。 2、从矿井提升角度分析，主斜井装备1600mm皮带可满足2.4Mt/a的生产能力需要，副斜井可满足防爆无轨胶轮车辅助运输的需要。 3、拟在井下装备一个综采工作面。根据3#煤的赋存条件，综采工作面单产能力2.4Mt/a，矿井井型宜确定为2.4Mt/a。 4、矿井各煤层均为优质的动力用煤，供不应求。虽然建设规模与保有资源储量相比，但亦符合目前的煤炭开发政策，可以充分利用目前好的市场，争取较大的经济效益。 综上所述，设计推荐矿井井型为2.4Mt/a。2.3.2 矿井的服务年限 毕业设计一般为新建矿井，本矿井的年产量是2.4Mt,根据煤炭工业矿井设计规范规定：矿井设计生产能力为2.4Mt/a,其服务年限不得小于60年。由矿井的服务年限计算公式:T=Z/(AK)式中： T矿井的服务年限：a。 Z矿井设计可采储量：万t。 A矿井的生产能力：万t/a。 K储量备用系数:矿井设计一般取1.4，地质条件复杂的矿井及矿区总体设计可取1.5，地方小煤矿可取1.3。 K=1.4 T = 264.89 /（2.41.4）= 63（年）所以本矿井的设计服务年限符合规定。2.3.3 矿井的增产期和减产期，产量增加的可能性建井后产量出现增大，其可能性为：（1）矿井的各个生产环节有一定的储备能力，矿井投产后，由于技术装备和管理水平的提高，能够突破设计能力，从而引起矿井年产量的增加。（2）工作面的回采率提高，导致在相同的条件下，产量也会增加。（3）煤层的局部变化以及开采技术的发展,落煤损失,煤柱损失的减少，都有可能是矿井产量增加。3 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；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 确定井硐形式、位置及数目1）井硐形式的确定目前我国井筒一般为立井、斜井和平硐三种形式，一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。下面就几种形式进行技术分析，然后进行确定采用哪种开拓方式。表3-2-1开拓方式的比较 井筒形式优点缺点适用条件平硐1）运输环节和设备少、系统简单、费用低。2）工业设施简单。3）井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用。4）施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。5）煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：1）井筒施工工艺、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。2）地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便。3）主提升胶带化有相当大提升能力。能满足特大型矿井的提升需要。4）斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：1）井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限。2）通风线路长、阻力大、管线长度大。3）斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。 立 井1）不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。2）井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3）当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。4）井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求。1）井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水准。2）井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。本井田煤层倾角平均为12，为近水平煤层，埋藏深度5395m；地表到煤层平均厚度为53m，无流沙层；水文地质情况简单，涌水量少；井筒不需特殊法施工，因此可采用斜井开拓或立井开拓。经后面方案比较可确定井筒形式为“双斜井回风立井”综合开拓。2）确定工业广场及井口位置井筒位置的确定原则 （1）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，石门工程量要尽量少； （2）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； （3）井田两翼储量基本平衡； （4）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； （5）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； （6）工业广场宜少占耕地，少压煤； （7）水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。由于铁路从井田东北部边界穿过，为便于地面辅助运输及合理利用，主副斜井可以布置在井田边界，以便于地面运煤，也可以将主副井布置于井田中央附近。经方案比较确定主副斜井均布置于井田边界中央，且工业场地不压煤。工业场地位置主副井井口附近，工业场地的形状和面积根据工业场地占地面积指标，结合本区现有工业基础设施，确定地面工业场地的占地面积为15公顷，形状为500m300m的矩形。3）井筒数目根据开拓布置，新建矿井前期布置三条井筒，即主斜井、副斜井和回风立井；随生产发展，后期开凿一回风立井，布置在带区中央。其中主斜井担负井下煤炭提升并兼作矿井入风井和安全出口；副斜井作为全矿矸石、材料、设备及人员辅助运输提升井，同时兼入风井和安全出口；回风立井作为全矿专用回风井兼作安全出口。由于矿井开采时采用带区布置，工作面推进长度较长，后期在带区中央布置一回风小立井，这样有利于矿井的安全生产，并且解决了矿井在掘进过程中通风困难的问题，安全效益和社会效益较高，所以确定为后期采用四条井筒。3.2.2 开采方式的确定井田开采煤层为11号煤层，煤层平均倾角为1.5的近水平煤层，且11号煤煤层顶板距14号煤煤层底板平均间距42m左右，采用集中运输大巷的布置方式。集中运输大巷布置在14号煤层底板，回风大巷布置在14号煤的煤层顶板中。煤层中均设有主运大巷、辅运大巷和回风巷，主井与集中运输巷通过井底车场相连，集中运输大巷通过进风行人斜巷和带区煤仓与各煤层主运大巷相连，采用胶带输送机运输；煤层中的辅运大巷均通过石门与副井相连，采用无轨胶轮车运输；回风大巷之间通过回风回风上山与回风立井联系。首采煤层为11号煤层，由于是大工作面，布置一个工作面就能满足设计能力的要求。 3.2.3矿井开拓方案的确定根据第二章计算的矿井储量，第三章所核算服务年限。加上认真分析，现对该矿井提出以下四种开拓方案，分述如下：方案一：双立井开拓主副井筒均为立井，布置于井田中央，第一水平布置在中部的11号煤层，第二水平布置在14号煤层,14号煤层设置辅助水平，辅助运输采用无轨防爆胶轮车，大巷布置在煤层中，主运大巷和回风大巷沿底板掘进，辅运大巷沿顶板掘进。独立风井回风，位于井田中央呈中央并列式通风，内设排水管路，兼作安全出口，如图3.2.1所示。图3.2.1 方案一立井集中单水平开拓1-主井；2-副井；3-风井方案二：双斜井开拓(井筒位于井田中央)主、副井井筒均为斜井开拓，布置于井田中央，主运大巷、辅运大巷和回风大巷布置在岩层中布置在煤层中，沿煤层底板掘进。独立风井回风，采用中央并列式，内设排水管路，兼作安全出口，如图3.2.2所示。图3.2.3 方案三主斜副立单水平集中开拓1-主井；2-副井；3-风井方案三：双斜井开拓(井筒位于井田边界中央)主、副井井筒均为斜井开拓，布置于井田边界中央，主运大巷布置在煤层中，沿煤层底板掘进，辅运大巷和回风大巷布置在岩层中，其中回风大巷在煤层顶板中，辅运大巷在底板中。独立风井回风，位于井田中央呈中央并列式通风，内设排水管路，兼作安全出口，如图3.2.4所示。 图3.2.4 方案三双斜井开拓(井筒位于井田中央) 1-主井；2-副井；3-风井方案四：双斜开拓双回风立井(井筒位于井田边界东北部)主、副井井筒均为斜井开拓，布置于井田中央东北部边界，集中运输大巷布置在14号煤层底板中、回风大巷布置在14煤层顶板岩层中，沿煤层顶板掘进。其中集中大巷通过进风行人斜巷煤层主运大巷相联系。独立风井回风，矿井初期采用中央并列式，后期在带区中央开一回风立井，呈对角式通风，内设排水管路，兼作安全出口，如图3.2.5所示。 图 3.2. 5方案四 斜井单水平集中开拓(井筒位于井田东北部)1-主井； 2-副井；3、 4-风井 1）开拓方案技术比较根据煤层地质情况，考虑井田范围较大、埋藏较浅、井型较大。主井为立井很难满足提升要求，副井采用立井不能满足矿井的大型设备的运输，而且立井建设费用高，井底车场复杂。依据以上因素，采用立井开拓在技术上不可行，因此，方案一舍弃。根据煤层赋存情况，埋藏较浅且倾角较小，为近水平煤层。方案二提出采用主斜井副立井开拓形式，主井能满足提升要求，但副井很难满足提升要求，不能满足矿井大型设备的运输。在技术方面，增加了难度，施工困难；并且井口分散增加了管理难度。依据以上因素，采用主立井副斜井开拓在技术上不可行，因此，方案二舍弃。开拓方案经济比较，其他二个方案费用粗略经济估算：见表3-1表3-2 表3-1 方案三粗略经济估算方案四：双斜井开拓（井筒位于井田边界中央）项 目计算单价费运（万元）备注基 建费 运（万元）主井开凿420.8115010-448.392倾角16副井开凿951105010-499.85倾角7立风开凿116300010-434.81车场及硐室31080010-424.8运料斜上510105010-45355倾角7大巷掘进2400380010-457603条巷道小计6021.392生产费用（万元）主斜提升1.25093.90.4570.381061.53顺槽运输1.25093.91.50.322934.08大巷运输1.25093.91.00.352139.44排水费运11024365510.581376.0大巷维护1.22326326.822.44小计7533.49总 计13554.88 表3-2 方案四粗略经济估算方案五：双斜井开拓（井筒位于井田边界中央）项 目计算单价费运（万元）备注基 建费 运（万元）主井开凿420.8115010-448.392倾角16副井开凿951105010-499.85倾角7立风开凿（116+86）300010-460.62车场及硐室31080010-424.8运输石门506105010-45313倾角7大巷掘进2400280010-438402条大巷溜煤眼120115010-413.8联络石门100105010-4105小计4126.77生产费用（万元）主斜提升1.25093.90.4570.381061.53顺槽运输1.25093.91.50.322934.08大巷运输1.25093.91.00.352139.44排水费运11024365510.581376.0大巷维护1.22326326.822.44小计7533.49总 计11660.26对方案三和方案四再进一步做详细比较。在设计中方案三和方案四的差别在于井筒的数目的不同，方案三为三条井筒，采用集中布置，利用斜上开采4号煤层，由于是近水平煤层，辅助运输采用无轨胶轮车运输。方案四为四条井筒，一条井筒布置在井田中央，一条布置在带区边界中央，利用石门开采4号煤层，这样有利于辅助运输的运输，通风也比较容易。布置开拓现就两方由相对比较结果可知：方案三和方案四的总费用相近，考虑到方案四有以下缺点： （1）由于用斜上联系开采，辅助运输较困难，井筒大巷的辅助运输费用，均按占运输费用的20%进行估算，采用石门联系减少运输费运，降低吨煤费运。从掘进方面来说，掘进斜上比掘进石门费运高，所以采用石门比较优。 （2）采用斜上联系开采时，通风有下行风存在，所以对矿井生产不利。 （3） 从经济比较方案三费用大于方案四所需费用，选择方案四为优。在上述经济比较中，需要说明以下几点： （1）主、副井及风井均布置在岩层中，维护费用较低，故未对比其维护费用的差别。 （2）井筒大巷的辅助运输费用，均按占运输费用的20%进行估算。 （3）主、辅运输大巷断面不同，大巷维护费用按平均维护费用估算。由对比结果可知，方案三和方案四的总费用差别不大，考虑到运输问题，将井田位置布置在井田东北边界中央，再者也减少了工业广场的压煤，而且降低了通风费运，提高了矿井的安全性。综合以上技术经济和社会效益的比较，确定矿井开拓方式为斜井单水平集中开拓方式（井筒位于井田东北边界中央），即采用方案四。3.3 井筒特征根据开拓布置，本矿井前期设计三条井筒，即主斜井、副斜井和回风立井。后期随生产发展在带区中部开凿一回风立井。 其中主斜井担负井下煤炭提升并兼作矿井入风井和安全出口；副斜井作为全矿矸石、材料、设备及人员辅助运输提升井，同时兼入风井和安全出口；回风立井作为全矿专用回风井兼作安全出口。3.3.1 主斜井主斜井布置在工业广场中部，进风兼安全出口。井口标高+1175m，井底标高+1050m，考虑胶带输送机主运输，倾角为16，井筒斜长420.8m。井筒断面为半圆拱形，净宽4900mm，净断面积15.79m2。表土段采用混凝土砌碹，支护厚度300mm，掘进断面积19.02m2；进入稳定基岩后，采用锚杆喷射混凝土支护，锚杆类型为树脂锚杆，锚深2000mm，间排距见特征表，喷射混凝土厚度150mm，掘进断面积18.83m2。为方便撤煤清理，巷道底板铺设厚170mm混凝土。井筒内部装备有带宽1200mm的胶带输送机运煤，敷设有通讯、照明电缆和消防洒水管路。为方便检修，在井筒左侧设有检修道，巷道中间设行人台阶。主斜井筒断面表土段特征见图3.3.1所示，基岩段特征见图3.3.2所示，表土段材料消耗见表3-3-1，基岩段材料消耗见表3-3-2，主井特