新集一矿毕业设计说明书(全)-图文

本科毕业设计说明书新集一矿开拓开采与通风设计及综采面瓦斯综合治理技术专题研究THEDESIGNMINEPITDEVELOPMENTMININGDESIGNANDMINEVENTILATIONDESIGNOFTHEFIRSTMINEOFXINJIANDTHEGASTECHNOLOGYFORFULLYMECHANIZEDWORKINGFACE学院（部）：能源与安全学院专业班级：安全D09-1班学生姓名：赵专指导教师：张树川老师2013年05月26日安徽理工大学毕业设计任务书1．设计题目新集一矿开拓开采与通风设计（专题）综采面火灾防治技术专题研究2．设计原始资料：新集一矿初步设计说明书;13-1煤底板等高线。3．设计文件：图：开拓平面图前后期；矿井剖面图；五采区平、剖面图；通风系统立体示意图前后期；通风网络图前后期。新集一矿毕业设计说明书一份。4.设计任务下达日期：3月25日。5.设计完成日期：6月5日。6.设计各章节答疑人：部分部分部分部分部分部分7.指导教师张树川老师8.教研室负责人9.系负责人新集一矿开拓开采与通风设计及综采面瓦斯综合治理技术专题研究摘要矿井是一个复杂的动态系统，具有与其他工业不同的特点，局部地区而言，除了某些地区因为煤层埋藏较浅或埋藏于山中采用露天开采或平硐开拓外，其主要特点是地底作业，工作环境恶劣，因此通风和安全措施显得尤为重要。全局而言，各煤田所处的经济地理位置不同，煤层地质条件多种多样，开采方法也就多种多样。随着煤矿资源的深度开采以及开采规模的扩大，煤矿开拓开采水平与安全生产技术措施水平都有了很大的提高。本次设计按照《煤矿设计规范》、《矿井设计指南》、《煤矿安全规程》等规范的要求，对国投新集集团新集一矿进行开拓开采与通风设计。设计针对新集一矿具体的条件，内容包含：井田概况及地质特征、矿井开拓开采设计、通风设计、安全生产措施,以及专题部分等。井田概况主要包括矿区的地理、地形和交通；矿井的地理位置、井田范围；矿区的气象条件、地震烈度、电源和水源的概况；井田地质特征、煤层及煤质概况以及水文地质条件概况等。矿井开拓分别论述了主井、副井、混合井的位置选择、采区的划分、水平的划分以及开采顺序、采区的布置及各巷道的布置等。通风设计主要包括矿井通风系统的选择、矿井所需风量的计算及分配、矿井容易时期、困难时期的通风阻力计算以及对通风设备的选择等。安全技术措施包括井下瓦斯预测和抽采、开采突出危险煤层的安全措施、粉尘防治、防火措施、防水措施以及矿井降温措施等。关键词：矿井设计，开拓开采，通风安全THEDESIGNMINEPITDEVELOPMENTMININGDESIGNANDMINEVENTILATIONDESIGNOFTHEFIRSTMINEOFXINJIANDTHEGASTECHNOLOGYFORFULLYMECHANIZEDWORKINGFACEABSTRACTThemineisacomplicateddynamicsystem,havingremarkabledifferentcharacteristicsfromotherindustry,speakingofthepartialregion,apartfromsomeregionsadoptingopen-airminingorevenwayopeningupbecausethecoalseamburiesshalloworinthemountain,itsmaincharacteristicisworkingunderground,badworkingenvironment,sotheventilatingandthesafetymeasureisofparticularimportance.Onthewhole,wehavevariousminingmethodsbasedonthedifferenceofeconomicgeographicalposition,thevariousgeologicalconditionofthecoalseam.Alongwithcoalmineresourcesdepthminingaswellastheminingscaleexpansion,thecoalminedevelopmentmininglevelandthesafetyinproductiontechnologymeasurelevelallhadtheverybigenhancementThisdesignaccordingtothedesignspecification,thecoalminedesignguidelines,thecoalminesafetyproceduresofspecification,huainanmininggroupintegratingcoalminingonpioneeringandventilationdesign.Thedesignaimsatthefirstcoalmineofxinji,thecontentincludesthegeneralsituationoftheminefieldanditsgeologicalcharacteristics,theopeningupofthemine,theventilatingdesignandthetechnologicalmeasureofthecoalminesafety.Thegeneralsituationoftheminefieldmainlyincludesthegeography,thetopographyandthetrafficoftheminearea;Thegeographicalpositionofthemine,therangeoftheminefield;Themeteorologicalconditionoftheminingarea,thegeneralsituationofearthquakeintensity,thepowerandthesourceofwater;andthegeologicalfeatureoftheminefield、thecoalseam、theoutlineofthecoalqualityandthegeneralsituationofthehydrogeologicalcondition,etc.Theopeningupsectionofthecoalminediscussedseparatelyonthechoiceofpositionofthemainmine、theauxiliarymine、themixedmine、thedivisionofthelevelandtheexploitingareaandtheexploitingorder、thedisposalofminingareaandthetunnel,etc.Thecoalmineventilationdesignmainlyincludesthechoiceoftheventilatingsystemofthemine、thecalculationandthedistributionofthenecessarywindquantityofthemine、thecalculatingoftheventilationobstructionofthewholemineandchoiceoftheventilationfacilitiesofeasyperiod,difficultperiod,etc.Thesafetytechniquemeasuresincludethesafetymonitoringcontrolsystem;thesafetymeasuresofpreventingthegasandtheexploitingofthedangerousburstingcoalseam;thepreventionandcureofthedustofthecoal;thefirepreventionmeasures;waterproofmeasures;thedecreasingtemperaturemeasures;pitshaftfrost-proofmeasures;theroofmanagement;upgrade,transportationandelectricityusagesafety;industrialandcivilconstructioncontradictingearthquakeetc.KEYWORDS：minedesign,exploitation,ventilaitionsafety目录摘要................................................................................................................................1ABSTRACT........................................................................................................................2绪论................................................................................................................................71矿井概况和地质特征................................................................................................81.1矿井概况..........................................................................................................81.2井田地质特征................................................................................................112矿井生产能力及井田开拓......................................................................................162.1井田境界及储量............................................................................................162.2矿井生产能力及服务年限............................................................................222.3矿井开拓........................................................................................................282.4采区设计........................................................................................................403矿井通风设计..........................................................................................................463.1矿井通风系统................................................................................................463.2矿井风量计算与分配....................................................................................483.3矿井通风阻力计算........................................................................................573.4选择主要通风机和电动机............................................................................613.5通风机电费概算............................................................................................654安全措施..................................................................................................................674.1概述................................................................................................................674.2矿井瓦斯特点................................................................................................674.3瓦斯突出治理措施........................................................................................684.4热害防治........................................................................................................774.5火灾防治........................................................................................................784.6防尘措施........................................................................................................814.7防治水措施....................................................................................................834.8顶板事故防治措施........................................................................................844.9提升、运输及供电安全措施........................................................................845新集一矿开首采面111301工作面防火专题设计................................................865.1矿井火灾的分类.....................................................................................865.2防止瓦斯、煤尘爆炸灾害预防措施.....................................................875.3自燃发火预测预报措施..........................................................................885.4防火措施.................................................................................................885.5发生火灾时的预防措施.........................................................................94结论..............................................................................................................................95参考文献......................................................................................................................96致谢..............................................................................................................................97绪论毕业设计是对学生大学四年所学知识的综合检验和总结，是对以前知识的提升，也是参加工作前的一次实战演习。同时通过毕业设计将自己所学知识再一次的复习巩固，可将大学四年所学的知识融会贯通，提高自身分析和解决实际问题的能力，为以后的工作和学习打下坚实的基础。本次设计是针对新集一矿13-1煤层进行开拓开采设计的，设计前在新集一矿进行了为期一个月的毕业实习，通过收集与整理资料，对该矿的地理位置、矿井地形及水文地质有了较为全面而系统的认识，并且对该矿可采煤层和采煤通风、安全措施等方面有了更详细明确的了解。在本次毕业设计中，根据新集一矿的自然地理条件，综合在课堂上所学的理论知识，在原始数据条件下对该矿作矿井初步设计。设计内容包括：矿井开拓开采，具体采区设计，矿井通风系统设计，对矿井进行风量计算、配风并计算通风阻力，主要通风设备和电动机的选择及费用计算，编写该矿主要灾害的防治措施，同时专题部分对综采面瓦斯综合治理技术进行了一些研究等。设计的主要依据：在新型、高效的基础上选择回采方法，选用最经济的设备，在符合《矿井设计指南》、《煤矿安全规程》、《采矿设计手册》、《煤炭工业设计规范》的情况下设计最优的通风方案，在有可能的情况下提出多个方案并对其进行经济、技术上的比较，选择优者。本次设计共分两部分：第一部分：新集一矿初步设计其分为四个章节：1、矿井概况及井田地质特征；2、矿井开拓开采设计；3、矿井通风设计；4、安全生产措施；第二部分：综采面瓦斯综合治理技术专题研究本次设计受到了安全教研室各位老师特别是张树川老师以及吕品、穆朝民老师的精心指导和同学们的帮助，在此对他们表示衷心的感谢！由于本人所学有限，实践经验也比较少，本次设计必然存在众多不足之处。敬请各位领导、老师给予批评、指正。1矿井概况和地质特征1.1矿井概况本矿井田位于淮南煤田颖凤勘探区的中部，行政区划属凤台县新集镇，距凤台城西17Km处，井田走向长6.85Km，南北宽3.65Km，面积约25Km2，原始能利用储量65736.3万吨，截止2011年12月31日新集一矿累计查明资源量58482.4万吨，2011年末保有资源储量51019万吨。矿井采用立井多水平开拓，西风井与新中央风井混合式通风系统，工业广场内布置混合井（直径7.2m）、副井（直径6.5m）、主井（直径5.5m）、新中央风井（直径6.5m）四个井筒。混合井配有17吨双箕斗主提和双层双车单罐副提，兼做进风。矿井-250水平为进风水平，-450m、-550m水平为生产水平。现生产采区为一、三、四、五、六采区，准备和开拓采区为二、八采区。矿井原设计为0.9Mt/a，93年7月1日正式投产，95年8月1日开工改扩建为3.0Mt/a的大型矿井,2007年经省经贸委核定生产能力为3.9Mt/a。自投产到2011年12月底共生产原煤6475.3Mt。矿井的开采方式为前进式开采，中央皮带石门运输。新集一矿位于凤台县城西约17公里处。西接规划中的连塘李井田，东邻新集二矿，北与张集煤矿相接，行政区划属凤台县新集镇及张集乡管辖。矿井范围：西起14勘探线，东止1勘探线，南自1煤层与阜凤逆冲断层或下夹片断层交面线之垂直投影，北到勘探登记边界。东西走向长6.85公里，南北平均宽度3.65公里，面积约25平方公里。矿水陆交通方便。淮南－阜阳铁路从本矿中部通过，矿区中心的张集火车站到蚌埠141公里，西至阜阳69公里，分别与津浦、徐阜、京九铁路相接；潘集－谢桥、凤台－张集公路在矿井中部通过，且与凤台－颖上、凤台－利辛、凤台－蒙城、颖上－利辛等公路相接，可通往周围各县市。西淝河流经矿井东端，向东南注入淮河，常年有水，可通百吨的机帆船。凤台是较大的河港，内运外输极为方便。矿井主、副两个井筒位于井田的南部，主井坐标：X＝3619545.007，Y＝39456495.005，Z=+27.0002001年1月至2031年1月，矿井拐点座标见表1—1。新集五号井的划定由国土资源部批复，批准文号：“国土资矿划字（2006）030号”，有效期至2007年3月底，开采标高：-250米至-500米。图1—1新集一矿交通图新集一矿地处淮河冲积平原，地势低平，一般海拔22－26米，西高东低。沿西淝河两岸，地面标高多在19米以下。地表水系主要有淮河、西淝河及人工沟渠。淮河河床宽约250－300米，洪水季节最大宽度达800米，最大水深17米，常年水位+17～+18米，常见洪水位标高22～24米左右，历史最高洪水位标高+25.47米，（1954年7月27日破堤），1991年最高洪水位25.99米，（1991年7月3日），最大流量12700米3/秒（1954）。历史最低水值+12.36米，河床底部标高+10米左右。西淝河量两岸，有常年积水洼地，河东谓之花家湖，积水面积约22平方公里，丰水季节与西淝河连成一片。新集一矿位于淮南复向斜之谢桥向斜南翼，颖凤阜凤推覆构造的中段。构造线方向呈北西西向展布。矿井内总体构造形态是阜凤逆冲断层将外来系统由南向北推覆在原地系统（含煤地层）之上，由于受由南向北强大的压应力影响，阜凤推覆构造以上迭式分支断层形式发生全面推覆，形成迭瓦扇构造组合。本井田外的主要河流为淮河，其河床宽250～300m，汛期达800m；常年水位在+17.00～+18.00m，历史最低水位为+12.36m；常见洪水位标高在+22.00～+24.00m，历史最高洪水位标高为+25.99m（1991年7月3日），最大流量为12700m3/s（1954年）。井田内东北隅的西淝河两岸有常年积水洼地，河东为花家湖，积水面积达22km2，丰水期与西淝河连成一片。此外，井田内尚有纵横交错的人工沟渠。本区为暖温带半湿润气候，四季分明，夏季炎热，冬季寒冷。气温：年平均气温15.1℃，最高气温41.2℃（1966年8月8日），最低气温-22.8℃（1969年1月31日）。降雨量：年平均降雨量908.0毫米，最大降雨量1723.5毫米（1954年），最小降雨量389.8毫米（1966年），日最大降雨量173.1毫米（1968年6月31日）降雨多集中在6、7、8三月份，约占全年的40％左右。据历史记载自公元294年以来，许昌～淮南地震带发4.75级以上地震14次，其中1831年淮南北部的明龙山发生6.25级地震，震中烈度为8度。除此之外，淮南周围的较大地震对淮南也产生过不同程度的破坏和震撼，如1868年山东郯城8.5级大地震，波及到淮南，1979年固镇5级地震，1979年7月9日江苏溧阳6级地震，1983年10月7日山东荷泽5.9级地震，1984年5月21黄海6.2级地震，淮南均有不同程度的震感。建设部以建标[2001]156号颁发了《关于发布国家标准》（建筑抗震设计规范）的通知，按《设计规范》有关规定淮南抗震设防烈度为7度。根据2001年8月实施的《中国地震动峰参数区划图》（GB18306-2001）。本矿地震动反映谱特征周期为0.40s（2区），地震动峰值加速度为0.05g（2区）相应地震基本烈度为VI度。根据实测资料，本井田所在地的恒温带深度为自地表向下垂深20m，恒温带温度为17.1℃。已有测温资料表明：本井田平均地温梯度为3.236℃/hm，属地温异常区。一般西部地温梯度多低于3℃/hm，其它地段多高于3℃/hm，近向斜轴部地温梯度较低。从纵向上看，本井田地温有随深度的增加而增高的趋势，-400米以浅地温一般均小于31℃，-400～-650米间地温多为31～37℃，属一级热害区，-650米以深地温多高于37℃，属二级热害区。1.2井田地质特征新集一矿井田为全隐蔽含煤区，钻探所及地层由老到新依次有下元古界、寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系、第三系和第四系。井田位于淮南复向斜中谢桥向斜的南翼，受淮南推覆构造——阜凤逆冲断层的影响，基岩包括原地系统（阜凤逆冲断层或阜凤下夹片断层的下盘）、推覆体（阜凤逆冲断层的上盘）和下夹片三部分。原地系统由二叠系、石炭系及其下伏地层组成。二叠纪煤系的总体构造形态为一走向近东西～北西西、倾向北、倾角浅缓（5°～10°）深陡（25°～30°，局部50°以上）的单斜，其中中深部有一定数量的断层和宽缓褶曲，且沿走向还有波状起伏。推覆体呈近东西向分布于井田的中部和南部，主要由南部的下元古界片麻岩和北部的寒武系灰岩组成，二者以与阜凤逆冲断层近于平行的F02分支断层为界。推覆体地层走向近东西，总体倾向北，倾角变化大，局部直立倒转，并伴有一系列小褶皱和逆冲断层。因外来系统的下元古界片麻岩局部被剥蚀，故在井田的中南部形成了出露原地系统二叠纪煤系的“构造窗”。下夹片多位于井田南部，东部中段也有分布，剖面上多呈透镜状或勺状，主要由部分奥陶、石炭和二叠系组成，其地层紊乱，产状多变，岩石破碎，滑面发育，并伴有小褶皱和断裂构造。地质勘查、地震补充勘探和采掘资料综合表明：井田共发现谢桥向斜（位于井田北部边界附近）、刘卡背斜（位于井田中部）和前大刘家向斜（位于井田中南部）等褶曲构造3处；查出落差大于等于20m的断层26条，其中正断层17条，逆断层9条。若按断层的最大落差大小划分，分别有大于等于100m的8条，小于100m而大于等于50m的4条，小于50m而大于等于20m的14条。若按控制程度划分，则有查明断层16条，基本查明断层2条，初步查明断层4条，查出断层4条。断层的展布方向多为北东向、北西向和近东西向，其它方向甚少。此外，井田在生产阶段尚揭露最大波幅达20m的小褶曲若干个，落差小于20m的断层161条，由此表明井田内小构造比较发育，但井田未发现岩浆岩和陷落柱分布。总体来看，井田原地系统构造中等，但推覆体和下夹片构造复杂。根据《矿井地质规程》中地质因素复杂程度标准评定，本矿井地质构造复杂程度为Ⅱ类。1.煤系与煤层井田含煤地层为华北型石炭、二叠系，其中二叠系的山西组与上、下石盒子组为主要含煤层段。井田内二叠系含煤层段厚约756m，含煤35层，煤层总厚8.18m，含煤系数平均为5.05%。共有可采煤层11层，平均总厚23.21m；其中13-1、11-2、9、8和6-1为主要可采煤层，平均总厚14.84m；20、13-1下、7-2、7-1、1上和1为次要可采煤层，平均总厚8.37m。井田多为大部可采～基本全区可采的中厚～厚煤层，煤层结构单一～较复杂，煤层的稳定性以稳定～较稳定为主。除次要可采煤层个别点可能有串层现象以外，其余均对比可靠。根据《矿井地质规程》中地质因素复杂程度标准评定，本矿井煤层稳定程度为Ⅱ类。2.煤质井田可采煤层煤质稳定，变化不大，主要属低中灰～中高灰、低硫、特低磷～低磷、高挥发分、中高发热量、富焦油、易选～极难选的气煤和1/3焦煤，工业上可作动力用煤、炼油用煤和气化用煤，部分煤洗选后还是极好的炼焦配煤。井田煤层的风氧化带深度为自基岩顶界面向下垂深30m。1.水文地质条件及主要充水因素（1）地表水井田地形比较平坦，地面标高一般在+22.00～+26.50m，总体为西高东低。东北隅的西淝河两岸地势低洼，地面标高+19.00m左右，雨季大面积积水；另有纵横交错的西淝河小支流和人工沟渠。河、渠常年有水，水位一般低于地表2～4m，雨季水位较高，但排泄较快，不致溢出两侧2～3m高的河堤。因此，地表水不会对井下生产构成威胁。（2）新生界松散含、隔水层（组）井田新生界松散层两极厚度介于60.20～311.29m之间，平均161.28m，总体变化趋势为中部较薄，南、北两侧较厚。根据沉积物的组合特征及含、隔水性能的不同，可将新生界自上而下大致分为一含、一隔、二含、二隔、三含、三隔、四含计4个含水组和3个隔水组。一含顶部为砂质粘土和粘土，下为松散状粉砂和粘土质砂与粘土互层组成的复合潜水含水层，下部具承压性；砂、土厚度极不稳定，一般砂层厚约10m，富水性中等。一隔由浅黄或浅棕色砂质粘土与粘土组成，局部夹1～2层砂层透镜体，厚度变化较大。二含由浅黄、灰黄色中、细砂和少量粉、粗砂组成，砂层累厚平均约47m，间夹多层粘土，其中一层厚层粘土将该组分为上、下两部分，总体富水性中等～较强。二隔主要由杂色粘土组成，局部夹1～2层砂层透镜体；粘土结构致密，塑性较强，局部含钙；该组厚度变化较大，局部缺失处二含直覆于基岩之上。三含主要由灰黄、灰白色中、细砂或粉、粗砂与杂色厚层含砾粘土或钙质粘土相间组成，局部钙质富集成泥灰岩；该组中上部多为砂类，下部多为粘土类，砂类含量较低，富水性中等～较弱，井田中部局部缺失。三隔主要由粘土、砂质粘土夹中、细砂或粘土质砂组成，其中粘土、砂质粘土致密，具膨胀性，隔水性能良好。因受古地形控制，厚度变化大，介于0～134.64m之间，除在中部和东北部有所缺失以外，其它地段分布稳定，粘土平均厚度40m左右，系其上、下含水层间的良好隔水层。四含分布范围小，富水性极弱。正常情况下，新生界松散层水不致对矿井生产构成威胁。但“天窗”所在地段，若受采动影响，则很可能致二、三含孔隙水向下溃漏。（3）基岩含水层（组）1）原地系统A.二叠纪煤系砂岩裂隙含水层（组）二叠纪煤系砂岩裂隙含水组以中、细粒砂岩为主，厚度变化大，不能明显地划分含、隔水层，只能按可采煤层的位置，大致分为20煤上部、17-1煤上部、13-1煤顶底板、11-2煤顶底板、8煤顶底板、6-1煤顶底板和1煤顶底板等7个砂岩裂隙含水层；砂岩一般裂隙发育不均，富水性弱，以储存量为主，且因间夹泥岩、粉砂岩和煤层，含水层之间在自然状态下无密切的水力联系。但是，若被断层切割或受采动影响而致地下水水力均衡遭到破坏，上、下含水层有可能互相沟通，引发局部砂岩突水。二叠纪煤系砂岩裂隙水是矿井的直接充水水源，但绝大部分具静储量消耗的疏干型特点。B.石炭系太灰岩溶裂隙含水组石炭系太灰岩溶裂隙含水组总厚约126m，主要由自上而下编号的13层灰岩与其间的泥岩、粉砂岩和薄煤层组成，灰岩累厚约占组厚的45%，其中3、4和12灰厚度较大，分布稳定。该组富水性不均，但总体为中等，是开采1煤层的底板直接充水含水层。因其上距1煤层较近，介于7.84～24.45m之间，平均16.41m，且灰岩水压较高，如果直接开采1煤层，很可能引发底板突水事故。C.奥陶系灰岩岩溶裂隙含水组据淮南矿区资料，奥陶系总厚约250～270m，主要由石灰岩和白云质灰岩等组成，岩溶发育，溶洞的最大高度达9.15m，含水丰富，系太灰的主要补给水源。2）外来系统A.寒武系灰岩岩溶裂隙含水组本组主要由灰岩、白云质灰岩和鲕状灰岩等组成，间夹泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，其中灰岩含量南部低，中、北部高。该组顶界面起伏较小，但底界面变化较大，富水性差异明显，一般顶部和中上部较强，下部较弱。由于中段寒武系灰岩底界下距13-1煤层90m以上，因而，正常情况下对井下开采不致造成严重影响；但在西段和东段，寒武系灰岩底界下距13-1及其下伏煤层较近，甚至局部与煤层直接接触，开采时很可能以顶板进水的方式向矿井充水。该含水组基本呈近东西向条带分布于井田中部。B.下元古界片麻岩裂隙含水组本组主要由灰～灰绿色角闪片麻岩和肉红～紫红色花岗片麻岩组成，岩石致密、坚硬；上部为厚度20～50m的风化带，裂隙较发育；中部为裂隙较小的完整带，且多为钙质充填；下部为厚度0～20m的破碎带。总体来看，相对富水部位多在中上部，且富水性不强，也不均一。该含水组基本呈近东西向覆盖在井田南部的下夹片、13-1和11-2煤层之上，但由于中下部富水性较弱，因而，对下伏煤层开采不致造成危害，中部的完整带甚至还能起到一定的隔水作用。3下夹片岩溶、裂隙含水带本带主要由奥陶、石炭和二迭系的灰岩、砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤等组成，其中灰岩富水性弱～中等，局部岩溶裂隙发育处富水性较强。该含水带主要集中在井田南部的阜凤逆冲断层与其下夹片断层之间，寿县老人仓断层为其中、东段的南界，平面上大致呈长条带状分布，剖面上基本为一向南开口的楔形，使得该带与原地系统的石炭、奥陶系的石灰岩广泛接触而获得水源补给。4断层的富、导水性井田断层带大多为泥质充填或胶结，除阜凤逆冲断层局部富水又导水以外，其余断层在正常情况下大多富水性较弱，导水性较差，断层带往往具有一定的阻水作用。但是，当断层两侧不同层位的含水层彼此对接，且断层带又未被泥质和岩屑充填，或受采动影响而致断层局部活化，破坏了地下水的水力均衡，断层很可能成为地下水突溃的主要途径。综上所述，本井田新生界松散层孔隙水、原地系统的二叠纪煤系砂岩裂隙水与石炭系太灰岩溶裂隙水、外来系统的寒武系灰岩岩溶裂隙水和下夹片岩溶、裂隙水对井下开采均有一定程度影响。但是，只要在可采煤层的浅部对新生界松散含水层、寒武系灰岩岩溶裂隙含水层和下夹片岩溶、裂隙含水带留设必要的防水煤柱，新生界松散层孔隙水、寒武系灰岩水和下夹片水一般不致溃入矿坑而对井下开采构成大的威胁。这样，原地系统的二叠纪煤系砂岩裂隙水和石炭系太灰岩溶裂隙水便成为矿井开采的主要充水因素。2.矿井涌水量根据国投新集能源股份有限公司新集一矿《矿井水文地质类型划分报告》，本矿井-550m水平以上矿井涌水量采用2006～2010年生产均衡期内实测矿井涌水量，即正常矿井涌水量328m/h，最大矿井涌水量551m/h。-700m延伸水平正常涌水量采用地下水动力学公式法估算结果即555m3/h，最大涌水量采用比拟法估算结果即867m3/h，作为-700m水平开采设计矿井排水设备时参考。3.矿井水文地质类型根据《矿井水文地质类型划分报告》，本矿井开采上、下石盒子组煤层时水文地质条件条件为中等类型。另外，矿井后期开采山西组煤层时，应补充专门水文地质工作，按照《煤矿防治水规定》重新确定水文地质类型，并采取相应的措施，确保安全开采。332矿井生产能力及井田开拓2.1井田境界及储量1.井田范围及开采界限新集一矿位于淮南新集矿区罗园-八里塘区中部，西接连塘李井田，东邻新集二矿，北与张集煤矿相连，地理坐标介于东经116°29†28‡～166°34†35‡和北纬32°41†28‡～32°44†24‡之间。井田境界：西起14勘探线，东止1勘探线，南自1煤层与阜凤逆冲断层或下夹片断层交面线之垂直投影，北到采矿权登记边界。井田范围由表2—1中7个拐点围合而成。井田范围见表2—1。注：1、本表资料源于新集一矿采矿许可证；2、表中坐标为1980年西安坐标系。2.可采边界线（1）相邻钻孔在可采点与不可采点之间以插入法求得，沉缺点与可采点之间取1/2作为零点，然后再以插入法求得可采边界。（2）煤类界线：取不同煤种相邻两点的中点作为煤种界线，资源量估算时略有简化和归并。（3）风氧化带界线：风化带在松散层底界面下各为垂深30m。（4）断层两侧留的资源量块段：跨越已经查明断层圈定高级资源量时，分别在断层落差≥50m和落差30～50m的断层两侧各留50m和30m的水平宽度作为推断的资源量。（5）保安煤柱留设1阜凤逆冲断层和阜凤下夹片断层，下垂留设80米。阜凤下夹片断层中浅部地段据生产部门意见可按防水岩柱考虑，不再留设防水煤柱。2新生界留设100米。3工业广场煤柱留设：以工业广场边界以35度角外切至新生界底界，再以70度角下切至各煤层4铁路保安煤柱：根据合肥设计院提供各参数。以铁路为中心，两侧各留25米，各层段下切角分别为：新生界∠φ=35°，基岩段：岩层走向投影角∠δ=70°，顺地层倾向下切角∠γ=70°，逆地层倾向下切角∠β=70°—1/2∠α（∠α为地层倾角）。各地质剖面上基岩段所采用的∠α´、∠β´均已换算。计算公式：ctgα´=ctgβ´=式中∠θ=岩层走向与保安边界的锐夹角。3.井田尺寸井田东西走向长约6.85km，南北倾斜宽平均3.65km左右，面积约25.261km2。井田的水平面积按下式计算S=H³L式中S----井田的水平面积，m2；H----井田的平均水平宽度，m；L----井田的平均走向长度，m;则井田的水平面积为：S=6.85³3.56=25.261km21.工业储量的计算矿井主采煤层为13煤层，采用地质块段法。其他可采煤层可查询有关资料。（1）资源量估算划分三个水平：一水平：-550m以浅；二水平：-550～-800m；三水平：-800～-1000m划分资源量块段时，充分地考虑矿井的地质构造、煤层厚度、产状等自然因素，尽量利用勘探线、煤柱边界线、矿井和采区边界线、巷道、水平标高线，底板等高线等，使资源量块段形状简单，估算方便。各煤层块段编号各自独立，均用四位数表示。第一位数表示估算水平，二、三位数表示该水平的块段号，最后一位表示资源量类别。块段编号是由东向西到北，先浅后深。各块段的块段号、采用倾角、平均煤厚、资源量类别、永久性煤柱、平面积（m2）及资源量数据等均反映在储量图上的块段符号内。A：探明的，B：控制的，C：推断的，D：预测的；同时铁路煤柱用“T”，防水煤柱用“S”，大巷煤柱用“H”，工广煤柱用“G”，断层煤柱用“F”表示。块段内或块段附近见煤点厚度以算术平均法求得平均厚度。当与不可采边界接触时，适当增加最低可采厚度参加平均。（2）确定采用厚度的原则1煤层中夹矸的单层厚度≤0.05m时，夹矸与煤可合并估算，不需扣出。但全层的灰分或发热量指标应符合规定的标准。2煤层中夹矸的单层厚度大于所规定的煤层最低可采厚度时，被夹矸所分开的煤层作为独立煤层。3煤层中夹矸的单层厚度小于所规定的煤层最低可采厚度时，煤分层不作为独立煤层。煤分层厚度等于或大于夹矸厚度时，上下煤分层加在一起，作为煤层的采用厚度。4复杂结构煤层，当各煤分层的总厚度等于或大于所规定的最低可采厚度，同时夹矸的总厚度不超过煤分层总厚的1/2时，以各煤分层的总厚度作为煤层的采用厚度。5煤层特厚点的处理：当某见煤点的煤层厚度与其周围见煤点的厚度差别很大时，此点视为特厚点，此点厚度与其周围点厚度的算术平均值作为此点的利用厚度。66-1煤层，906、503、303孔等为临界可采点，不可采范围极小，本次未圈出可采边界。块段倾角采用块段或相邻块段50m等高距的平均宽度经三角函数计算求得。为各煤层测试点的平均值（去掉异常值），经回归计算检查，二者相对误差最小为0，最大为0.04，一般在0～0.02之间，具有规律性。因此，本矿井各层煤的实测视密度值是可靠的，能够满足资源量估算的需要。各煤层的平均视密度见表2—2。根据地质勘探情况，将矿体划分为17个块段，在各个块段范围内，用算术平均法求得没个块段的储量，煤层总储量即为各个块段储量之和。由矿井地质图计算各块段面积S1；S2------S17。（3）按下式计算：Zi=Si³Mi³ri式中：Zi------各块段储量，Mt；Si------各块段的面积，m2；Mi------各块段内煤层的厚度，m；ri-------各块段内煤的体积质量，1.41t/m3。由上式可算得13煤层的工业储量为：Z=115.295Mt2.可采储量的计算（1）安全煤柱留设原则1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。2各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩石移动角确定工业场地、村庄煤柱。3护带宽度：风井场地20m，村庄10m，其他15m。4断层煤柱宽度30m，井田境界煤柱宽度20m。5工业场地占地面积，根据《煤矿设计规范中若干条文修改决定的说明》中第十五条，工业场地占地面积见表2—3：（2）矿井永久保护煤柱损失量1铁路保护煤柱：井田边界保护煤柱留设25m宽，则铁路保护煤柱损失量为：241.1Mt。2断层保护煤柱：断层保护煤柱留设宽20m，则断层保护煤柱损失量为：2904.4Mt。3工业场地保护煤柱：工业场地面积80万m2，则工业场地保护煤柱压煤量为：1025.2Mt。各保护煤柱损失见表2—4：（3）矿井可采储量的计算矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，按下式计算：Zk=（Zg－P³C³（1-n）式中Zk----矿井可采储量，Mt；P----保护煤柱的储量，Mt；C----采区采出率，取0.75；n----地质及水文地质损失系数，取0.05。则矿井13煤层设计可采储量为：Zk=8214.8万t，其计算如下表2—5。其他煤层储量也采用估算法，同样可得出煤层的工业储量及可采储量。其他煤层及全矿井分水平、分煤层煤层储量分类汇总如表2—6；2—7；2—8；2—9。表2—6：-550以上可采储量情况表单位：万吨表2—7：-550～-800可采储量情况表单位：万吨表2—8：-800～-1000可采储量分布表表2—9：全井田可采储量分布表1.作业制度采用“二九一六”作业方式，其中早班检修6小时，中夜班生产各9小时。2.循环方式及循环进度循环方式：每完成一次割煤、移架、推溜、清理浮煤为一个循环，循环进度800mm。中夜班各完成3个循环，一次全面检修为一个正规循环。3.工作面劳动组织表2—10:（1）本工作面所有进行操作和指挥的人员都必须学习和严格执行本作业规程、《煤矿安全规程》、所从事工种的操作规程及《生产矿井质量标准化标准》的有关规定。（2）各特殊工种都必须学习目前工作面所采用的设备使用说明书和操作规程，了解设备的性能和操作注意事项。（3）各工种的操作人员必须参加班前会，了解工作面情况和接受任务；下井前必须穿戴齐全劳保服和用品，进入工作面前携带齐全必用的工具、材料、备品、配件等；到达工作面或工作岗位后必须认真检查作业范围内的顶帮、采空区、瓦斯、支护及其它设施的情况，按规定交接班，妥善处理好安全隐患和存在问题。（4）必须按照作业规程和工程规格质量要求进行作业，不许擅自改变操作顺序，对所在岗位的安全和质量工作负责。（5）作业过程中要随时注意操作对象及环境的变化情况，发现问题必须及时妥善处理。（6）作业中要遵守下列规定：1采煤工作面回风流中瓦斯浓度超过0.8％或CO2浓度超过1.5％时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。2采煤工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到0.8％时，必须停止用煤电钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8％时，严禁装药爆破。3采煤工作面及其他作业地点风流中、电机或其开关安设地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.3％时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。4采煤工作面内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0％时，附近20m以内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。（7）工作面遇到下列情况必须停止工作，人员撤到安全地点并向矿调度汇报，经处理确认安全后，方可恢复工作。1工作面顶板显著来压，导致严重片帮冒顶；2风量突变，风向改变；3空气突然变热或变冷；4有害气体超限，有异味；5空气湿度和雾气突然增加，顶帮淋水和涌水量突然增大。、（8）当本工种工作时将与相邻岗位的作业人员发生干扰，必须事先主动联系，确认不影响他人安全时，方可作业。（9）非所属操作项目的人员，严禁擅自开动、移设他人操作范围的设备、管线、支护等。爱护防尘、通风设施、排水设施。（10）工作面所有设备执行谁开谁停的原则,工作面电气设备检修时严格执行“谁停电谁挂牌，谁送电谁摘牌”的原则。（11转载机起桥下卧底时，高度不允许超过3.0m，在人员进入起桥下部时，在起桥下必须加强支护，在施工时，在转载机旁设专人监护。4.落煤措施（1）采煤机司机要经过专业培训，熟悉本作业规程，经考试合格后，方可持证上岗作业。（2）采煤机司机要严格执行《煤矿安全规程》第69条的有关规定和采煤机司机操作规程。（3）开机前，司机要对采煤机、刮板输送机、工作面顶板及支架、电缆、水管、机头、机尾、采煤机各部油位、各处螺丝是否紧固、操作手把是否灵敏可靠等进行检查，确认无误后方可开机。（4）正常开机时，煤机司机必须使用遥控器操作，非特殊情况严禁在架前直接使用操作站控制采煤机。（5）接班试机前，必须先巡视采煤机四周，确认对人员无危险后，方可试机。开机前应先检查采煤机闭锁、工作面刮板输送机和信号系统是否灵敏可靠，如有问题，应首先及时处理，待处理好后方可开机。（6）采煤机割煤时，要掌握上下滚筒高度，顶板要割平，不飘刀，不啃底，严防割顶梁及护帮板。（7）割煤过程中要注意支架、顶板情况，防止冒顶掉矸砸伤人员损坏设备。（8）在割煤中若发现采煤机上方刮板输送机内有大块煤、岩或物料时，要及时闭锁刮板输送机，进行处理，处理完后方准开机，严防伤人及顶坏采煤机。（9）煤机由专职煤机司机操作，注意力要集中。割煤过程中，刮板输送机道内、距滚筒5m范围内的架前严禁有人。电缆要设专人看护，防止挤、压、拉坏电缆。（10）割煤时煤机内外喷雾、负压喷雾同时开启，洒水灭尘。（11）割煤过程中，若发生片帮、冒顶超过规定，必须停机维护，维护好后方可继续割煤。（12）检查滚筒等需在机道内作业时，必须将工作面刮板输送机停电闭锁，切断煤机电源，脱开滚筒离合器，非作业人员严禁进入机道。（13）工作中遇到电机过载、滚筒卡死、机器发出异响、剧烈震动等现象，应立即停止割煤，进行检查处理。（14）交班前，将采煤机摇臂下垂，加强润滑，并停电闭锁，脱开滚筒离合器，打扫煤机上的煤矸，清理机身。停机时采煤机不得停在上下出口5m范围内。（15）非煤机司机，严禁操作煤机。（16）端头斜切进刀要保持足够的进刀距离，以前滚筒为准不小于25m。（17）煤机停机检修时，应停放在顶板完好处。（18）煤机割煤时，人员应站在支架前后立柱之间的安全地点，并要集中精力，观察煤壁和顶板，防止煤壁片落的煤块伤人。（19）采煤机司机要爱护机电设备，严禁不按规程操作损坏设备。（20）煤机在端头作业时，在距端头5m处的巷道内安专人警戒，严禁人员进入。（21）煤机运行中，安设专人看护煤机电缆。（22）工作面去锚杆、钢带等物件措施：1采煤机割煤至机头机尾时，煤机司机要密切注意端头情况，认真控制煤机滚筒，严禁用煤机滚筒硬割锚杆、钢带等金属件。2拿锚杆、钢带等物件前，应先使用煤机滚筒震松锚杆、钢带，然后立即控制煤机退出，将煤机停放在至少距离锚杆等物件5m外，煤机停电；将工作面刮板输送机停电、闭锁后方可拿去锚杆、钢带等。3若锚杆、钢带缠在煤机滚筒上时，应立即停止煤机滚筒，将煤机停放到至少距离端头5m外处，然后停煤机电，脱开煤机滚筒离合器，工作面停电闭锁，否则严禁靠近滚筒。4当发现有锚杆、钢带等物件进入工作面运煤系统时，如果在工作面刮板输送机上，应立即闭锁工作面刮板输送机，然后人员站在老塘侧，将锚杆、钢带等物件拿出；如果在皮带机上，应停止皮带机，拿出锚杆、钢带等物件。待拿出锚杆、钢带等物件后，方可继续作业。5人员拿锚杆、钢带等物件时，液压支架伸缩梁必须打至煤壁，护帮板必须护住煤帮后，方可进行作业。6完成拿锚杆、钢带等物件作业后，必须待人员进入安全地点，并确认无误后方可开机。1.确定依据矿区规模可依据以下条件确定：（1）资源情况：煤田地质条件简单，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。条件好者，应加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模。（3）国家要求：对国家煤炭需求量（包括煤种、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：投资小、工期短、生产成本底、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.矿井设计生产能力新集井田储量丰富，顶板条件好，断层带附近煤层暂不采，其他位置煤层赋存稳定，褶曲少，倾角小于25°，煤层为厚煤层，且厚度变化不大，开采条件简单，技术装备先进，经济效益好，煤质为优质焦煤和气煤，井田临近阜淮铁路，交通便利，市场需求量较大，适宜建立大型矿井。确定新集一矿矿井设计生产能力为3Mt/a。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：T=Zk/AK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/a；K----矿井储量备用系数，取1.4。则矿井服务年限为：T=25316.9÷（300³1.4）=60.3a符合《煤炭工业设计规范》要求。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矿井井型进行校核：（1）煤层开采能力。井田内13煤层为厚煤层，煤层厚度较大赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井〝一矿一井一面〞的发展模式，可布置一个大采高综采工作面来保证生产。（2）辅助生产环节的能力校核。矿井设计为特大矿井，开拓方式为立井多水平开拓，主井采用槽钢组合罐道设置箕斗提升煤炭，副井采用槽钢组合罐道设置罐笼作为辅助运输，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经顺槽胶带输送机到大巷胶带输送机到井底煤仓，再经主井提升箕斗提升至地面，运输能力大，自动化程度高。大巷采用有轨电车牵引矿车运输，运输能力大，调度方便灵活。（3）通风安全条件的校核。矿井煤尘爆炸指数为：42.78%～57.34%；矿井绝对瓦斯涌出量为59.47m3/min，矿井相对瓦斯涌出量为8.43m3/t，涌出量较大，属于煤与瓦斯突出矿井。（4）矿井的设计生产能力与整个矿井的可采储量相适应，保证有足够的服务年限，满足《煤炭工业矿井设计规范》要求，见下表2—11。2.3矿井开拓井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓的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案进行技术比较才能确定。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须认真研究：(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。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的技术政策，为早出煤﹑出煤好﹑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。要建设完善的通风﹑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，以及其他有益矿物的综合开采。1.井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐﹑立井﹑斜井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最为复杂。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﹑丘陵或河谷地区，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，不易受地板含水层的威胁；主提升胶带有相当大的提升能力，可满足特大矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦出现透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点：斜井井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限；通风线路长，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，在深度相同的条件下，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复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点：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，基建投资大。本矿井煤层倾角较小，平均10°～25°，为缓倾斜煤层；煤层埋藏较深，上覆有流沙层含水层等；且煤层产状较为复杂，水文条件比较复杂矿井涌水量较大；因此矿井井筒需要特殊支护和施工。经比较采用立井多水平开拓方案。2.井筒数目：一个井田可以采用两个井筒、三个井筒或多个井筒。(1两个井筒规程规定，一个矿井必须有两个通向地面的出口，以策安全和通风需要。一般主井担负提煤和回风，副井担负升降人员、材料、设备、矸石等辅助作业和通风。两个井筒工程量少，投资省，但漏风多，通风费用大，一般用于低瓦斯的中小型矿井。(2三个井筒主井提煤，副井辅助提升和进风，风井回风。克服了两个井筒在通风方面的缺点。三个井筒开拓的一个突出优点是可以缩短整个矿井的建设工期。在建设期间，风井一般断面小，无装备，建设时间短，见煤层后，可提前开拓采区。同时主副井和风井对头掘进贯通，缩短工期。在主副井停止提升进行安装时，风井可以使井下掘进继续进行，因此，目前大型矿井多采用此方式，在建设时缩短工期，在生产中有利通风。风井的位置可以和主副井同在一个工业场地，为中央并列式布置；另一种方式为风井设在井田上部边界，为中央边界式布置。两者各有优缺点，需要在具体矿井中根据地面、井下布置情况具体比较确定。(3多个井筒多个井筒分以下两种情况：一种情况是通风需要，除主副井，开凿两个或两个以上的风井，当两翼采区通风线路长或瓦斯很大时，根据通风方案确定两翼各开风井的对角式通风方式。另一种情况是特大型矿井井田分区开凿的需要，应用多井筒开拓。本设计开拓三个井筒：主井、副井、中央风井。在工业场地内布置三个井筒，主井担负提煤，副井辅助提升兼作进风，中央风井担负全矿井回风。3.井筒位置的确定(1井筒位置确定的原则：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，石门工程量小；2有利于首采面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井筒不宜穿过后表土层厚含水层断层破碎带煤与瓦斯突出煤层或软岩层；5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；6工业场地易少占耕地，少压煤；7据水源﹑电源较近，矿井专用铁路线路短，道路布置合理。(2根据以上分析提出三种井筒位置的方案，分述如下：方案一：井筒布置于井田走向中央且位于南翼边界坐标：主井：X=3619534.650Y=39456608.329Z=+27.000副井：X=3619498.308Y=39456702.436Z=+27.000井田北部有阜淮铁路通过，交通便利；对于13煤层此处煤层倾角较小，井筒和工业广场压煤量较小。如图2—1图2—1井筒位置方案一方案二：井筒布置于井田中央坐标：主井：X=3621843.540Y=39456408.446Z=+27.000副井：X=3621898.308Y=39456420.436Z=+27.000井田中央有一定的范围煤层不可采，井筒布置于这个范围内可以减少压煤，减少煤炭损失。如图2—2图2—2井筒布置方案二方案三：井筒布置于井田的走向中央位于北翼边界坐标：主井：X=3619556.470Y=39455822.329Z=+27.000副井：X=3619513.340Y=39455816.450Z=+27.000井田内煤层南高北低，如若把井筒布置于南翼则容易布置上山开采，且通风线路较短。如图2—3图2—3井筒布置方案三对于方案一前期工程量较大，初期投资大，石门较长，后期通风线路长，所需通风机能力大；对于方案二由于井田中央位于断层带，若把井筒布置于此处井筒通过断层井筒维护困难，易出现透水等事故，相对于方案一交通不便；对于方案三由于煤层倾角相对于其他方案角度大工业广场压煤量大，交通不便。综上所述，井田南部边界距阜淮铁路较近，故交通便利，利于地面运输和工业场地布置，且压煤量小。经方案比较确定主副井筒位于井田南部边界走向中央，选择方案一。4.工业场地的位置工业场地的位置选择在主副井口附近，即井田南部边界走向中央。工业场地的形状和面积：根据表2—3所列工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为30公顷长边平行于走向长700m，宽450m。5.开采水平的确定井田主采煤层为13号、11号、9号、8号、7号、6号煤层，其他煤层由于各种原因暂不可采，本设计仅针对13号煤层。13号煤层倾角平缓，为缓倾斜煤层，采用立井多水平开采。水平标高通过下述方案对比采用第一水平-620m；第二水平-1000m。第一水平的可采储量为12802.8万t，服务年限30.5a。6.主要开拓巷道本设计主要针对13号煤层，13号煤层平均厚度5.03m,赋存稳定，地板起伏不大，为缓倾斜煤层，煤层厚度变化不大，且煤质较好。由于开采水平较深，上浮岩层压力较大，为缓解巷道支护难度，把矿井开拓大巷布置于煤层底板岩层内，大巷间距60m。布置一条运输大巷、一条轨道大巷（辅助运输大巷）、一条回风大巷三条大巷。巷道坡度保证水能自流至井底车场的中央水仓，一般为3‟的坡度。7.方案比较(1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：立井多水平开拓（第一水平-450m；第二水平-750m；第三水平-1000m。）主、副井筒均为立井，布置于井田走向中央矿井南翼边界，设置三个水平，第一水平-450m；第二水平-750m；第三水平-1000m。大巷布置在岩石中，大巷与主副井筒采用石门及卧式井底车场连接。如下图2—4所示：图2—4立井开拓剖面图方案二：立井多水平开拓（第一水平-620m；第二水平-1000m。）主、副井筒均为立井，布置于井田走向中央矿井南翼边界，设置三个水平，第一水平-620m；第二水平-1000m。大巷布置在岩石中，大巷与主副井筒采用石门及卧式井底车场连接。如下图2—5所示：图2—5立井开拓剖面图方案三：立井多水平开拓（第一水平-550m；第二水平-800m；第三水平-1000m。）主、副井筒均为立井，布置于井田走向中央矿井南翼边界，设置三个水平，第一水平-550m；第二水平-800m；第三水平-1000m。大巷布置在岩石中，大巷与主副井筒采用石门及卧式井底车场连接。如下图2—6所示：图2—6立井开拓剖面图(2技术比较以上所提出的方案井筒类型、井筒位置、大巷布置均相同，区别在于水平划分及数目以及部分基建、生产费用不同。对于方案一设三个水平一水平-450m；二水平-750m；三水平-1000m。方案二设两个水平一水平-620m；二水平-1000m。方案三设三个水平一水平-550m；二水平-800m；三水平-1000m。方案一、方案二均三个水平需设三套井底车场、石门及大巷投资费用大，且阶段斜长较短。对于第一水平服务年限计算如下：方案一：T=Zk/Ak=7108.4÷(300³1.4=16.9a方案二：T=Zk/Ak=12802.8÷(300³1.4=30.5a方案三：T=Zk/Ak=9477.9÷(300³1.4=22.6a与矿井井型及第一水平服务年限表可知方案一、方案三的矿井第一水平服务年限小，不符合《煤炭工业矿井设计规范》。注：矿井分水平煤层储量如下表2—12通过上表可计算出-450m以上矿井可采储量Z1；-620m以上矿井可采储量Z2；及-550m以上矿井可采储量Z3。Z1={9477.9÷(550-150）}³(450-150）=7108.4万tZ2={11874.6÷(800-550}³(620-550+9477.9=12802.8万tZ3=9477.9万t通过上述计算分析得出由于方案二、方案三井底车场、石门及大巷投资费用多且第一水平服务年限较小不符合《煤炭工业矿井设计规范》在这三个方案中选风井位置应充分考虑地面因素、地下因素及矿井通风系统。本设计矿井采用中央并列式通风方式，进风井与回风井都位于井田中央的同一个工业广场内。一般利用主副井作进风井单设中央风井作为回风井。这种布置方式称为中央并列式，其优点是工业场地布置集中，管理方便，井筒保护煤柱损失少，缺点是通风线路长，通风助力大，井下漏风多。和主、副井相似，大多数条件完全一致，如地质条件、煤柱煤量、勘探程度、初期工程量、占地面积、交通达输以及防洪设计标准等；都要共同遵守。风井与主副井区别，多数没有提升设备。不受运输条件制约只需解决施工临时运输。选择位置时主要应按通风要求，并尽量与总回风道直接沟通，以减少通风工程和阻力消耗。依据上述原则可确定本井田风井位置其坐标如下：1.主井井筒主井井筒净直径7.0m，井筒深640m,井口标高27m，主井内装备两套16t双箕斗，四个