河南省神火集团新庄煤矿设计煤矿毕业设计说明书

文档可自由编辑打印文档可自由编辑打印文档可自由编辑打印目录引言 11矿区概况及井田地质特征 21.1井田概况 21.1.1交通位置 21.1.2自然地理 21.1.3煤田开发历史 21.1.4附近的厂矿企业和农业情况 41.1.5水源、电源、劳动力及建材来源 41.2井田地质特征 41.2.1地层 41.2.2地质构造 51.2.3煤层及其顶地板岩性特征 51.2.4水文地质特征 71.2.5瓦斯、煤尘与自然 81.2.6煤质、煤的牌号与用途 111.3井田勘探程度 122矿井储量、年产量及服务年限 142.1井田境界 142.2井田储量 142.2.1矿井工业储量 142.2.2矿井设计储量 152.2.3矿井设计可采储量 162.3矿井年产量及服务年限 162.3.1矿井工作制度 162.3.2矿井服务年限 173井田开拓 193.1概述 193.1.1生产矿井的开拓方式概述及评价 193.1.2影响立井开拓的主要因素分析 193.2井田开拓 193.2.1对井田开拓中若干问题分析 193.2.2方案的提出及技术比较 203.2.3方案经济比较 223.2.4确定方案 243.3井筒特征 243.3.1主井 253.3.2副井 253.3.3风井 273.4井底车场 273.4.1概述 273.4.2线路总平面布置设计 283.4.3井底车场各存车线长度的确定 313.4.4井底车场线路总平面布置如下图 363.4.5井底车场通过能力计算 373.4.6确定井底车场主要巷道断面 413.4.7确定各井底车场硐室位置 413.5开采顺序及带区、采煤工作面的配置 443.5.1开采顺序 443.5.2保证年产量的同采采区数和工作面数 443.6井巷工程量和建井周期 463.6.1概述 463.6.2井巷工程量和建井周期的各计算图表 474采煤方法 504.1采煤方法的选择 504.2采区巷道布置及生产系统 504.2.1带区走向长度的计算的确定（以第一水平第一阶段内带区为例） 504.2.2确定分带走向长度及分带数目 504.2.3回采巷道的布置（分带斜巷的布置） 504.2.4联络巷的布置 504.2.5带区硐室 514.2.6带区千吨掘进率、带区掘进出煤率及带区回采率 524.2.7确定带区巷道掘进方法、设备数量及掘进工作面数 534.2.8带区生产系统 544.3回采工艺设计 554.3.1综采工作面的主要设备(见表4-3) 554.3.2工作面循环方式和循环作业图表的编制 575矿井运输、提升及排水 605.1矿井运输 605.1.1井下运输系统和运输方式的确定 605.1.2带区运输设备的选型 605.1.3大巷运输设备 615.1.4列车组成的计算 615.1.5电机车台数的计算 655.2矿井提升 675.2.1设计依据 675.2.2提升设备的选型计算 685.3矿井排水 795.3.1概述 795.3.2排水设备选型计算 806矿井通风与安全技术措施 896.1矿井通风系统的选择 896.1.1通风设计的基本依据 896.1.2矿井通风系统要符合下列要求： 896.1.3矿井通风系统的确定 906.2风量机算及风量分配 906.2.1采煤工作面实际需风量 906.2.2掘进工作面所需风量 926.2.3峒室实际需风量 926.2.4风速验算： 936.3全矿通风阻力计算 946.3.1计算原则 946.3.2计算方法 956.3.3计算矿井的总风阻及总等积孔 986.4扇风机选型 996.4.1选择主扇 996.4.2选择电动机 1016.5矿井安全技术措施 1026.5.1预防瓦斯爆炸的措施 1026.5.2防尘措施 1036.5.3预防井下火灾的措施 1036.5.4为防止井下水灾的措施 1047矿山环保 1057.1矿山污染源概述 1057.1.1大气污染 1057.1.2废水排放 1057.1.3固体废弃物排放 1057.1.4噪声污染 1057.2矿山污染源的防治 1067.2.1大气污染防治 1067.2.2矿山水污染的防治 1067.2.3矿渣利用 1077.2.4噪声的控制 107结论 109致谢 110参考文献 111附录A 112附录B 117引言采矿毕业设计是采矿专业全部教学进程中的最后一个环节。它是在我们完成本专业教学计划规定的学习内容之后，通过综合运用各学科的理论知识，根据某一矿井的实际情况,对其进行的系统化设计，这对提高我们理论分析和解决采矿工程技术问题的能力有着现实的实践意义，所以这也是采矿专业的核心。本次毕业设计是据在河南省神火集团新庄煤矿进行的毕业实习中所收集的矿井生产图纸和资料，并作了一些改动以后，对矿井进行的初步设计。设计是在我们搜集、整理和运用资料的基础上，通过贯彻执行《矿产资源法》、《煤炭法》、《煤炭工业技术政策》、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿业设计规范》之后，再进行井田开拓、准备方式及采煤方法的选择和矿山运输、提升、排水及通风的设计计算。所有这些都能培养我们分析问题、解决问题的综合能力和撰写技术文件、绘制工程图件的基本技能。衷心感谢院领导和采矿教研室的老师的帮助和辅导，尤其要感谢我的导师——郭文兵老师，在这三个月里，正是他认真、耐心、详细的辅导，才使我能按时、按质的完成毕业设计。由于本人知识水平和知识范围的限制，设计中难免有不当和错误之处，恳请批评指正。1矿区概况及井田地质特征1.1井田概况1.1.1交通位置新庄矿井位于商丘地区永城市境内，属苗桥乡所辖。地理位置为东经116°37′，北纬33°56′。井田东西走向3公里，南北走向5公里。井田东与安徽省刘桥井田相连，西以王庄断层与双庙勘探区分界。矿井西距永城市24公里，由永城至陇海铁路商丘站96公里，至津浦、陇海铁路之枢纽站徐州市92公里，东距符夹线濉溪站15公里。均有柏油路相连，交通便利。见图1—1交通位置图。1.1.2自然地理区内地势平坦，属黄淮冲积平原。地面标高+30.0m左右。井田南约6公里有沱河向东注入安徽省汴河，井田中南部有南引河，最大排洪量12.278m3/s。1973年7月14日最高水位：王引河+30.63m，水深2.7m，曹沟+30.42m,水深1.96m。王引河、曹沟均属人工渠道，水位随季节变化，冬季有干枯现象。工厂附近前松、后松村庄一带历史最高洪水水位标高不大于+31.69m。近十多年来因大搞水利建设，内涝基本排除。1.1.3煤田开发历史新庄矿井系河南省商丘地区永城煤田中的一个井田，永城煤田出新庄矿以外，其它还有刘桥煤矿一号井、二号井、葛店、车集、陈四楼、城郊六对生产矿井，刘河、薛湖、新桥三对基建矿井，这些都为迅速开发永城矿区提供了条件。新庄矿井从1961年开始，首先由原河南省煤田地质局107队在本井田进行找矿工作，提交有〈〈永城煤田苗桥矿区找矿报告〉〉，而后，安徽省地质局325队和煤田三队也都在此区的南部、西部和东部进行过工作，到1974年8月由河南省地质十一队正式提交〈〈河南省永城煤田新庄井田地质勘探报告〉〉，勘探程度为精查，并经河南省地质局批准，河南省煤矿设计院于1977年7月完成新庄矿井初步设计。由于原报告尚存在不图1—1交通位置图足之处，又经过补做工作，河南省地质局十一队于1983年9月又提出〈〈河南省永城煤田新庄井田补充验证报告〉〉，并经批准。新庄矿于1978年动工兴建，1980年因故停建。以后又经江苏省煤矿设计院设计，于1985年初复建，1992年简易生产，1995年12月18日正式投产，当年产量达95万吨。矿井按1984年设计-650m以上水平，设计生产能力60万吨/年，但主要装备按90万吨/年设计。1996年产量达120万吨，继而在1997年根据井田地质条件交好，井田深部边界-800m水平，经郑州煤矿设计院设计，矿井改扩建为180万吨/年，现生产能力为240万吨/年。1.1.4附近的厂矿企业和农业情况新庄煤矿附近的厂矿企业主要有：位于东南部的刘桥一号、二号井，南部的葛店煤矿，西部的神火工业园，永煤集团车集煤矿；这一区域属黄淮冲积平原，区内地势平坦，主要农作物有：小麦、大豆、玉米等一年一熟作物。1.1.5水源、电源、劳动力及建材来源在井田内有远景供水水源价值的，有两个含水组：即新生界中上部粉细砂含水组与石炭系灰岩含水组，其水量：新生界含水组20—50吨/时，碳系含水组30吨/时，水化学类型为重碳酸水硫酸水，水质一般较好，可做工业用水，农灌用水和饮用水，但新生界上部含水层中的水，含大肠杆菌数超过饮用水标准，并含底氟，需加以处理后才能使用。矿井主要电源为：淮北电厂渠沟变电所至工厂的35KV线路，经葛店矿井引入的35KV线路，永城电厂35KV输电线路，矿区110KV主变电所。由于本矿井地处平原地带，在附近有丰富的劳动力资源，其工人主要从永城和淮北境内招用；主要建筑材料砖、石、石灰、瓦等，可由永城及邻近的安徽省淮矿区供应，运输方式可用汽车或人力运输。沙，水泥需由外地供给。1.2井田地质特征1.2.1地层本区含煤地层由下至上简述如下：1.太原组（C3）：厚134—149m。岩性主要由隐晶质灰岩、泥岩组成。其次为砂质泥岩及砂岩。顶部灰岩稳定，厚2m左右，为K3标志层，底部灰岩厚13—17m,一般15m,为K22.山西组(P15)：厚110m，由灰至灰黑色泥岩、砂质泥岩及灰白色粗粒砂岩组成。3.下石河子组（P1X）：厚73—113m，平均108m，由砂岩、砂质泥岩、泥岩组成。底部为鲕状铝质泥岩，为K4标志层。4.上石河子组（P2）：厚度大于400m，底部为K5砂岩标志层与下石河子组分界，上部紫色斑块泥岩夹吼层砂岩，以K6长石英砂岩较稳定为标志。1.2.2地质构造本区属秦岭纬向构造之东延部分，与新华夏系反接复合。在区内形成永城背斜，背斜轴在芒山柏山一线，呈北东15度方向。在永城葛店至安徽白善一带形成白善帚状构造。本区属白善帚状构造的一部分。因而其构造形态亦受该帚状构造所控制。地层倾向北北西至北北东，倾角8—10度，向深部倾角变缓为4—5度，其规律是：在-200m水平以上12度左右，在-200—-650m水平逐渐变为5—4度。在走向的变化是：在2线以西4度，2—4线逐渐变为39度，4—5线326度，至省界变为348度，整个井田为简单的单斜构造，有次一级的舒缓波状起伏。区内共见断层五条，近南北者以正断层为主，近东西向以逆断层为主。详见表1—1主要地质构造表。1.2.3煤层及其顶地板岩性特征本井田煤系地层总厚760m，含煤27层。其中可采煤层为山西组二2煤、下石盒子组的三2、三3、三5煤，共计四层。山西组含煤系数3.24％，下石盒子组含煤系数3.3％。共划六个煤组：一煤组位于太原群，含煤多达10层，一般5－7层；二煤组位于山西组中部，含煤最多4层，一般2层；三煤组位于下石盒子组，最多7层，一般2－5层；四煤组位于上石盒子组下部，含煤最多3层，一般2层；五、六煤组均位于上石盒子组中部，五煤组含煤最多3层，六煤组含煤1层。普遍可采者二2表1—1主要地质构造表断层名称性质走向倾向倾角落差（m）备注王庄断层正北北东北西西70．180—250落差南小。为西部边界小新庄断层逆北东北西38．46土楼断层正北东南东70．30谷小桥断层逆北东南东50．25黄李庄断层正65．101勘探线103孔见煤及三2煤层局部可采者一4煤，三3、三5煤层局部不可采。余者偶见可采点，多属不可采煤层。其中二2煤层为本设计的主采煤层。井田构造简单，煤层间距及厚度稳定，标志层明显。二2煤层，伪顶位于煤层之上的极薄的松软岩层，一般为灰质泥岩，随采随落，厚度0—0.4m，平均0.1m，局部有复合顶板；直接顶位于伪顶之上，有泥岩、砂质泥岩组成，有时为砂岩，采动后随回柱自动跨落，厚约0.7m左右；老顶位于直接顶之上，由砂岩和砂质泥岩组成，不能随直接顶跨落，厚度14—15m；直接顶位于煤层之下，一般有强度较低的泥岩组成，灰黑色，富有植物根部化石，团块状构造，支撑力较弱，易于钻底，厚度0.5m左右；老顶位于直接顶之下，由砂质泥岩及中细粒砂岩组成，致密坚硬，对支护的支撑力较强，厚15m左右。煤层的老顶和老底有砂岩裂隙水赋存，掘进回采过程中有顶底版砂岩水渗出，但均以静储量为主，随着时间的推移，一般可疏干，但在回采中有太灰水补给的可能。详见表1—2可采煤层及顶底版岩层特征表。1—2可采煤层及顶底版岩层特征表煤组煤层一般厚度（m）煤层结构顶底板岩性稳定性可采程度倾角（°）容重（t/m3）夹石层数夹石厚度顶板底板下石盒子组三50－1.90普遍含一层夹石一般为0.3m左右泥岩或砂质泥岩泥岩较稳定局部不可采5°左右，近露头处变陡，为10°左右1.431.11三30－1.70一般含一层夹石厚0.3m左右泥岩泥岩不稳定局部可采5°左右，近露头处变陡，为10°左右1.431.01三20－2.80无夹石砂岩泥岩和砂质泥岩较稳定可采5°左右，近露头处变陡，为10°左右1.431.83山西组二20.88－4.43无夹石泥岩、砂质泥岩有时为砂岩泥岩和砂质泥岩不稳定可采5°左右，近露头处变陡，为10°左右1.433.061.2.4水文地质特征⑴含水层①奥陶系灰岩含水层：距二2煤层180m左右，据区域资料，单位涌水量0.112—3.152l/s·m，渗透系数0.169—5.0195m/d，为硫酸型水。②太原群灰岩含水层（Ⅰ）：含灰岩8—10层，平均累厚64m，据301孔混合抽水资料，单位涌水量1.073l/s·m，渗透系数1.98m/d，308孔对上部四层灰岩混合抽水，单位涌水量0.00046l/s·m，渗透系数0.001487m/d，为硫酸钾钠型水。309孔对上部四层灰岩混合抽水资料，，单位涌水量3.69l/s·m，渗透系数9.046m/d，为硫酸钙钾钠型水。总的看来，该组灰岩以2、3、4、8层灰岩较厚，尤以2、4、8层富水性较强，K3灰岩富水性较弱。浅部及靠近风氧化带水量较大，深部较小。③砂岩含水组（Ⅱ）：山西组砂岩：1—3层，总厚度2—27m，据403孔抽水资料：单位涌水量0.048l/s·m，渗透系数0.371m/d，为硫酸型水；下石河子组砂岩：一般含砂岩5—6层，北部最多达18层，南部可见1—2层，厚5—95.88m，据2203孔抽水资料：单位涌水量0.036l/s·m，渗透系数0.064m/d，为硫酸钠型水；上石河子组：为4—6层，厚度50m左右，其中以K5、K6两层砂岩厚度较大，一般为14m和33m左右，含水丰富，据付井检查孔抽水资料：K6砂岩单位涌水量为0.672l/s·m，渗透系数2.33m/d，K5砂岩单位涌水量为0.12l/s·m，渗透系数0.568m/d，主、付井检查孔均在此层发生严重漏水；风化带裂隙水：一般含水性弱，据301孔抽水资料：单位涌水量0.023l/s·m，渗透系数0.118m/d，为硫酸钠镁型水。④新生界砂砾石孔隙含水组（Ⅲ）：下部为粘土、粉细砂和泥钙质胶结的砂卵砾石含水层，一般埋藏在90m以下，据403孔抽水资料：单位涌水量0.00798l/s·m，渗透系数0.029m/d，为硫酸、重碳酸型水；中部以褐黄色粉细砂和黄色粉细砂、细中砂为主。埋藏在20—90m，含水砂层2—4层，厚7.06—32.8m，平均18.33m，含水丰富，单位涌水量0.64—0.72l/s·m，渗透系数3.61—4.9m/d；上部主要为埋藏在20m以内的粉细砂，含砂1—2层，平均厚10m左右，经民井简易抽水，单位涌水量1.561—60713l/s·m。⑵断层导水性：井田东南部土楼断层，据六桥井田14—9孔抽水实验，单位涌水量为0.0012l/s·m，水量小而断流，其它均无抽水资料，西界王庄断层属张扭性，构造落差大，可能含水丰富。详见图1—2综合地质柱状图。1.2.5瓦斯、煤尘与自然三5煤－250m水平以上为N2～CO2带，CH4含量为0.001cm3/g近-400m水平为N2～CH4带，CH4含量为3.71cm3/g图1—2综合地质柱状图三2煤－300m水平以上为N2及N2～CO2带，CH4含量不大于0.05cm3/g，-400m水平为CH4带，CH4含量达7035cm3/g。二2－300m水平以上为N2～CO2带，CH4含量为0.14cm3/g，－300m水平以下为N2～CH4带，CH4含量为4.9cm3/g，因此，根据煤炭资源地质勘探规范的规定，应属低瓦斯矿井。通过二2煤的煤尘采样试验，均具有爆炸性危险。煤尘试验成果表见表1—3。表1—3煤尘试验成果表孔号样号煤层号火焰长（mm）加岩粉量（％）有无爆炸性109M3二2无火508M3二21055有005M1二2550有109M2三3无火508M2三2火量多50有109M4三5根据实验室采用“着火温度降低值测定法”结果还原与氧化着火温度差在3℃－6℃，不具有自燃性，自燃性试验结果表1—4自燃性试验结果表孔号样号煤层燃点温度备注原样氧化还原109M3二2409400还原未测005M1二2388386389△T=3508M3二2386384389△T=5109M2三2401396还原未测508M2三2389387393△T=6109M4三2402401还原未测1.2.6煤质、煤的牌号与用途本井田各煤层均为低磷、低硫、中等灰分的无烟煤。详见表1—5煤质特征表。表1—5煤质特征表煤层号变化情况原煤分析结果Wf%Ag%Vr%Sg%发热量(卡/克)焦渣特征Pg%容重Qg/DTQg/DT二2最大0.799.447.670.326230820010.0031.37最小2.6125.4010.840.827690858430.0091.47一般102714.349.530.437000840030.0061.41三2最大0.7315.518.140.386420825010.0051.41最小3.3623.9711.610.957020848030.0091.45一般1.3418.059.840.506807836020.0071.42精煤分析结果煤层号变化情况Wf（%）Ag（%）Vr（%）焦渣特征精煤回收率二2最大0.882.796.5719.06最小1.846.7310.12373.33一般1.364.767.57246.97三2最大0.844.397.5716.27最小2.338.648.68324.29一般1.385.347.97314.68根据永城煤矿基建巷道中用放炮的方法采取的二2煤层的筛分大样、筛分结果快煤占24.22%。在筛分大样中采取了半工业实验。实验结果详见表1—6工业分析结果表。表1—6工业分析结果表煤层名称分析煤样Wf（%）Ag（%）Vr（%）Sg（%）Pg（%）Q/DT（卡/克）粘结性二2原煤0.79～2.619.44～25.407.67～10.840.32～0.820.003～0.0096230～76901、2、31.27（29）14.34（29）9.53（29）0.43（18）0.006（13）7000（22）精煤0.88～1.842.79～6.736.57～10.121、2、31.364.767.57三2原煤0.73～3.3615.51～23.978.14～11.610.38～0.950.005～0.0096420～70201、2、31.3418.059.840.500.0076807精煤0.84～2.334.39～8.647.57～8.681.385.347.971.3井田勘探程度通过74年精查勘探和83年补勘工作，查明了区内的构造形态，煤层产状及可采煤层的层数、层位、厚度、结构及可采范围等。基本查明了各煤层煤质特征，对开才技术条件也作了明确论述。对水文地质条件等方面都作了基本的了解。总的看来，可作为设计依据。该报告存在的主要问题市：1.基本资料内容不够齐全；2.钻孔虽有测斜资料，但在剖面和平面图上没有进行校正和反映；3.三2、三5煤层对比的可靠性差，部分钻孔勘探质量较低，不易圈定高级储量；4.三组煤没有正式筛分资料；5.水源未有正式资料。鉴于该报告存在的问题，在今后的工作中应加以主意。

2矿井储量、年产量及服务年限2.1井田境界井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素进行技术分析后确定。一般以下列情况为界：1．以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界；2．以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界；3．以相邻的矿井井田境界为界；4．人为划分井田境界。根据新庄井田地质勘探资料，结合构造和省界关系，确定新庄井田境界如下：南起二2煤层露头；北暂以二2煤－700m底板等高线为界；东以省界与刘桥煤矿二号井相毗连；西以王庄断层为界与双庙勘探区相邻。井田东西走向长约3km，倾斜走向长约5.5km，井田面积约16.5km2。2.2井田储量2.2.1矿井工业储量矿井储量是指矿井井田边界范围内，通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量，又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资源的埋藏量，还表达了煤炭的质量。本井田采用的块段法计算的各级储量，块段法是我国目前广泛使用的储量计算方法之一。块段法是根据井田内钻孔勘探情况，由几个厚度相近的钻孔连成块段，根据此段的面积、煤的容重、平均厚度计算此块段的煤的储量，再把各个计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量。矿井工业储量是勘探（精查）地质报告的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和，其中高级储量A、B之和所占比例应符合表2—1的规定。由煤层底板等高线及储量计算图上提供的资料可计算出来设计矿井工业储量。见表2—2矿井工业储量汇总表。表2—1矿井高级储量比例地质开采条件储量级别比例（％）简单中等复杂大型中型小型大型中型小型中型小型井田内A+B级储量占总储量的比例4035253540202515一水平内A+B级储量占本水平储量的比例70604060503040不作具体规定第一水平内A级储量占本水平内储量的比例4030153020不作具体规定不要求表2—2矿井工业储量汇总表煤层名称工业储量（万吨）备注ABA+BCA+B+C二2煤层2992856384830826930符合总计2992856384830826930符合2.2.2矿井设计储量矿井设计储量为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、构造物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量。而在该井田范围内只有井田境界煤柱和断层煤柱。可暂时按工业储量的5﹪—7﹪计入，本设计取5﹪，故： 式中：Z——矿井设计储量；——矿井工业储量；P——永久煤柱损失量，可暂按工业储量的5％－7％计入，本设计取5％；由此：矿井设计储量＝6930×（1－5％）＝6583.5万吨2.2.3矿井设计可采储量矿井设计可采储量为矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率所得到的储量。各种主要巷道的保护煤柱及可采储量见表2—3井可采储量汇总表；矿井工业广场保护煤柱留设见图2—1场保护煤柱计算图；工业广场保护煤柱计算参数见表2—4业广场保护煤柱设计参数表。表2—3矿井可采储量汇总表开采水平煤层名称工业储量(A+B+C)(万吨)矿井设计储量（万吨）矿井可采储量（万吨）永久性煤柱损失设计储量设计煤柱损失可采储量断层境界工业广场井下巷道其他Ⅰ二26930154.29135.976639.74168.4234无6237.34表2—4工业广场保护煤柱设计参数表煤层倾角（°）煤厚（m）Φ（°）γ（°）β（°）δ（°）埋深（m）72.87457569753702.3矿井年产量及服务年限2.3.1矿井工作制度根据设计大纲规定以及结合矿井实际情况，规定该设计矿井年工作日为330d，每天净提升16h,每天三班工作。综采工作面可采用每日四班作业，每班工作六小时。2.3.2矿井服务年限初步设计该矿井设计年产量为0.90Mt/a，根据公式：式中：T——矿井服务年限，Z——矿井可采储量，万吨；A——矿井生产能力，万吨/年；K——储量备用系数，K=1.3～1.5，此处取1.4。由此验算服务年限如下：=61.1>50年符合要求。图2－1工业广场保护煤柱计算图3井田开拓3.1概述3.1.1生产矿井的开拓方式概述及评价矿区内生产矿井采用的是立井开拓方式，暗斜井延伸。由于本矿井表土冲击层厚，含水丰富，并有流沙层，矿井走向短等特点，所以井筒施工方式采用立井开拓。立井开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件的限制。立井的井筒短、提升能力大、对辅助提升特别有利。对于煤层赋存较深、表土层厚、水文情况比较复杂、井筒需要特殊法施工或多水平开采急斜煤层的矿井，一般都应该采用立井开拓。3.1.2影响立井开拓的主要因素分析影响设计矿井开拓方式的主要因素包括精查地质报告、所确定的煤层自然产状、构造要素、顶底板条件、冲积层结构、地形以及水文地质条件等。其中以煤层赋存深浅和冲积层的水文地质条件对开拓方式的影响最大。3.2井田开拓3.2.1对井田开拓中若干问题分析⑴井田开拓方式由于本井田地势平坦，表土层厚且有流沙层，所以确定采用立井开拓方式，并按照工业广场少压煤，至少不压好煤和井下生产费用较低的原则确定了主、副井筒位于井田偏南部的井田走向中央。为了避免采用箕斗井通风时封闭井塔困难和减少穿越流沙层，决定开凿一个风井。并采取中央边界式通风，风井位于南部煤层露头处，这样由于煤层露头处的煤不采，风井就不需要留设保护煤柱，减少了煤柱的损失。同时为了减少煤柱损失和保护大巷维护条件，把运输大巷设在二2煤底板下垂距为30m左右砂泥岩或砂岩中。根据新庄井田二2煤层赋存条件和设计规范的有关规定，本井田可以划分为2－3个水平（即3－4个阶段）；阶段内采用带区式或采区式准备。水平划分及位置在后面的方案中进行详细说明。⑵井硐形式、数目及其配置①井硐形式选择由于新庄矿区地势平坦，表土层较厚，流沙层较多井筒需要特殊凿岩法施工，从而确定采用立井开拓方式。立井开拓井筒短，提升速度快，提升能力大，通风有效断面大，能够满足矿井通风的需要。②井筒数目因为新庄井田走向长度不大，且为低瓦斯矿井，前面已经确定采用立井开拓方式，故只需开凿一对提升井筒和一个风井即可。后期可以在井田的北部东西边界开设一个风井用于第二、第三水平的回风。③井筒位置选择根据井田地形和地质条件，从首先满足第一水平的开采，缩短贯通距离，减少井巷工程量考虑，将主、副井筒设置在井田走向的中央处。该处的地质构造清楚、简单、开采条件好。⑶运输大巷和总回风巷的布置为了减少煤柱损失和便于维护巷道，将运输大巷布置在距离二2煤层30m考虑到二2煤层不具有自燃发火倾向，且煤质为比较坚硬的无烟煤，将巷道布置在煤层中维护并不困难。所以将回风大巷布置在二2煤层的南部煤层露头处的风氧化带中。3.2.2方案的提出及技术比较根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案有下列三种：⑴立井两水平，见图3－1；图3－1立井三水平开拓方式⑵立井一、二水平加暗斜井三水平，见图3－2；图3－2立井一、二水平加暗斜井三水平开拓方式⑶立井一水平加暗斜井二、三水平，见图3－3；图3－3立井一水平加暗斜井二、三水平开拓方式从以上方案的简图可以对方案Ⅰ和方案Ⅱ进行比较，二方案的生产系统均简单可靠，但是方案Ⅰ比方案Ⅱ多开设立井井筒（2×150m），阶段石门（2606m）和立井井底车场，且本矿区含水层丰富，立井延伸比较困难；并相应的增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用所以在方案Ⅰ和方案Ⅱ中决定选择方案余下的Ⅱ、Ⅲ两个方案均属技术上可行的方案，水平服务年限也均符合要求（中型矿井第一水平服务年限应大于20年，故确定其阶段斜长分别为1461m和1000m）。3.2.3方案经济比较由于方案Ⅱ和方案Ⅲ在第一水平内的准备方式和采煤方法都完全相同，方案比较法在对不同的开拓方案进行比较时，一些相同的部分可以不进行比较，于是我们在对方案Ⅱ和方案Ⅲ两个方案进行比较时，可以只将两个方案中有差别的基建工程量、基建费用、生产经营费用及费用汇总表分别计算汇总于表3－1、表3－2、表3－3和表3－4。通过费用汇总表在经济上来比较两方案的优越。

表3－1基建工程量时期项目方案Ⅱ方案Ⅲ早期主井井筒/m420+20420+20副井井筒/m420+5420+5井底车场/m13051305主石门/m1100700运输大巷/m29002900后期主井井筒/m1703000副井井筒/m1703000井底车场/m10351035主石门/m2275+1230/运输大巷/m2700+26002700+2600表3－2基建费用表方案项目方案Ⅱ方案Ⅲ工程量/m单价/费用/万元工程量/m单价/费用/万元早期主井井筒4408944393.544408944393.54副井井筒4259271390.024259271390.02井底车场10354482494.5910354482494.59主石门11004418485.987004418309.26运输大巷290043991275.71290043991275.71小计3039.842863.12后期主井井筒1708944152.05300042291289.7副井井筒1709271157.61300042291289.7井底车场10354482494.5910354482494.59主石门227544181005.1///运输大巷530043992331.47530043992331.47小计4140.825405.46共计7180.668268.58表3－3生产经营费用项目方案Ⅱ生产经营费用/万元项目方案Ⅲ生产经营费用/万元石门运输1.2×2859.8×1.1×0.241＝909.761.2×2618.37×2.275×0.241＝1722.7石门运输1.2×45478.17×1.1×0.241＝1742.72提升1.2×5478.17×0.412×0.843＝2283.191.2×2618.37×0.17×0.843＝450.291.2×1225.9×1.23×0.324＝586.25提升1.2×5478.17×0.412×0.843＝2283.191.2×1392.47×0.82×0.324＝443.941.2×1225.9×1.23×0.324＝586.25排水365×24×8160.61×10-4＝7148.7排水365×24×5953.41×10-4＝5215.19合计13100.89合计10271.29表3－4费用汇总表方案项目方案Ⅱ方案Ⅲ费用/万元百分率/％费用/万元百分率/％基建工程费7180.6686.848268.58100生产经营费13100.89127.5510271.29100总费用20281.55109.3918539.87100从前面表格中的计算可以看出，方案Ⅱ的总费用要比方案Ⅲ的高出9.39％，很明显方案Ⅲ要比方案Ⅱ优越的多，故决定采用方案Ⅲ。3.2.4确定方案综上比较可知方案Ⅱ的总费用超过了方案Ⅲ的9.39％，故决定采用方案Ⅲ。即采用立井一水平加暗斜井二、三水平延伸：第一水平位于-380m，采取上下山开采；第二水平位于-550m，采取上山开采；三水平位于-700m，采取上下山开采3.3井筒特征在矿井开拓方式确定以后，还应对矿井主要井筒（包括主井、副井、风井）的横断面布置形式、井筒装备、井筒断面尺寸、井筒支护材料等特征进行说明。3.3.1主井主井主要用于提煤。井筒直径5.0m，采用6t多绳摩擦式提煤箕斗进行煤炭提升。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度：基岩段450mm，冻结段800mm。井筒装备有钢丝绳罐道，井深主井井筒断面布置如下：图3－4主井断面布置图3.3.2副井井筒直径6.0m，用作全矿井升降人员、下材料、设备及作为辅助提升。亦作为全矿井新鲜风流入口，井筒装备一对一吨双层四车罐笼，并兼作排水。为防止断绳事故，设有防坠器。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度：基岩段500mm，冻结段1000mm。井筒内装备有钢丝绳罐道、梯子间、电缆线和水管管道等。井深为425副井井筒断面布置如下：图3－5副井断面布置图副井风速校核：式中：——通过井筒的风速，m/s；——通过井筒的风量，m3/s；——井筒净断面积，m2；——井筒的有效断面系数，圆形井取0.8；——《安全规程》规定的允许最大风速；由此：＝2.5m/s<8m/s所以井筒选择符合要求。3.3.3风井风井主要用于回风兼作矿井的安全出口。配备有梯子间及管路、电缆等。采用砼支护，井壁厚度为750mm，井深182风井井筒断面布置如下：图3－6风井断面布置图3.4井底车场3.4.1概述井底车场是连接矿井主要提升井简和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井简提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下物料、表3－5井筒特征表井筒名称主井副井风井井口坐标X（m）3755415.0003755460.0003753587.000Y（m）39464955.00039464907.00039464705.000Z（m）32.30032.30032.500用途提煤提料、矸、人、进风回风提升设备9t箕斗1t双层四车罐笼——井筒倾角（°）909090断面形状圆圆圆支护方式混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁井筒壁厚（mm）基岩段：450冻结段：800基岩段：500冻结段：1000750提升方位角（°）9797180井筒深度（m）440425182.3断面积净（）19.628.315.9掘（）27.338.528.3通风、排水、供电和升降人员等各项工作任务。它是井下运输的总枢纽。3.4.2线路总平面布置设计1.井筒相互位置的确定本矿井所在地地形平坦，井筒位置不受地面限制，主井中心坐标为（，），副井中心坐标为（，），两井筒垂直于存车线方向的距离H为45m，平行于存车线方向的距离L为48m。如图3－图3－7设计依据：⑴设计矿井基本概况，见表3－6⑵主副井的提升概况提升设备：主井：9t箕斗一对。副井：1t矿车双层二车普通罐笼。表3－6设计矿井基本概况1开拓方式立井开拓2生产能力0.9Mt/a3年工作日330d4日提升时间16h5矸石系数0.20⑶大巷运输设备的型号及外形尺寸本设计矿井大巷主要布置运输、轨道大巷。大巷布置在煤层的底板岩层中，有利于布置巷道的方向，大巷尽量布置直线，大巷坡度要符合《煤矿安全规程》规定。大巷运输设备的型号及外形尺寸见下表3－7所示2.地面布置及生产系统地面工业场地比较平坦时，车场形式的选择主要取决于井下的条件。表3－7设备型号及外形尺寸运送载体运输方式运输设备型号外形尺寸（长×宽×高）mm质量kg运材料1t材料车MC1--6A2000×880×1150494运矸石1t固定矿车MGC1.1--6A2000×880×1150592运设备1t平板车MC1.1--6A2000×880×1150464牵引电车架线电机车ZK10--6/2504500×1060×1550根据以上车场形式选择的原则和本设计矿井的实际情况。确定矿井的井底车场形式为立井刀式环形井底车场，车场形式见图3－8所示:图3－8车场形式图3.4.3井底车场各存车线长度的确定井底车场线路包括存车线和行车线。存车线为存放空、重车辆的线路，它由主井重车线、主井空车线、副井重车线、副井空车线及材料车线组成。行车线为调度空、重车辆的线路，如连接主、副井空、重车线的绕道和调车线。副井马头门线路也用于行车线。除上述主要线路外，在井底车场内还有一些辅助线路，如通往各硐室的专用线路和硐室内铺设的线路。当运输大巷采用列车运行时，主、副井空重车线长度应符合《设计规范》规定：主井空、重车线长度应能够容纳1.5～2列车，副井进、出车线长度，应能够容纳1～1.5列车。材料车线应能够容纳10个以上材料车到一列车。井底车场线路由直线线路和连接部分所组成，连接部分包括曲线线路和道岔。直线线路就是指存车线和行车线以及调车线。本矿井主要运输大巷采用3t底卸式矿车运煤，故主、副井空重车线长度均需计算。1.主井空、重车线长度L=mnL1+L2+L3式中：L—主井空、重车线长度，mm—列车数，列数，取1.5列；n—每列车的矿车数，辆，取20辆；L1—一个矿车长度，m，34L2—电机车长度，m，4500mm；L3—列车制动距离，m，取13m；L=mnl1+L2+L3=1.5×20×3.45+4.5+13=122.副井空、重车线长度L=mnL1+L2+L3式中：L—副井空、重车线长度，mm—列车数，列数，取1.5列；n—每列车的矿车数，辆，取22辆；L1—一个矿车长度，m，20L2—电机车长度，m，4500mm；L3—列车制动距离，m，取13m；副井辅助运输采用1t固定矿车，型号为MGC1.1--6A，外形尺寸2000×880×1150mm，自重592kg。电机车选用ZK10--6/250L＝mnL1+L2+L3=1.5×22×2000+4500+13000＝83500m，取843.材料车线长度L=10L材式中：L—材料车线长度，m；L材—一辆材料车长度，m，20本矿井选用1t材料车，型号为MC1--6AA，外形尺寸2000×880×1150。L=10L材=10×2000=20000mm取L=20m4.马头门线路长度马头门线路指副井重车线的末端至材料车线进口变正常轨距的一段线路，线路布置图如下图3－9所示：图3－9马头门线路布置马头门线路Lm可有下式进行计算确定：L0＝a＋2b＋c＋d＋e＋f＋e′＋g＋h＋i＝Ls＋Ln式中：L0—马头门线长度，m；Ls—马头门重车线长度，m；Ln—马头门空车线长度，m；a—从复式阻车器的前轮挡到对称道岔基本轨起点之间的距离，取2.0m；b—基本轨起点至对称道岔连接系统末端之间的距离，其长度取决于对称道岔的型号。本对称道岔选型为DC624-5-20，b＝2.734m；c—对称道岔连接系统的末端与单式阻车器轮挡面之间的距离。取两辆矿车长，4.0m；d—单式阻车器轮挡面至摇臂中心线间距离。一般取2.0～3.0m，取2.0m；e、e′—摇台的摇臂长度。600mm轨距摇臂长度;e＝2.3m，e′＝2.8m；f—罐笼长度，取4.36m；g—出车方向摇台摇臂轴中心线至对称道岔连接系统的末端之间的距离，取3.0m；h—缓和线长度，取2.0m；i—基本轨起点到单开道岔平行线路连接系统终点的长度，从《窄轨道岔线路连接手册》中查得i＝6.0m；计算得：L0＝33.928m5.道岔及弯道的连接尺寸计算：1）.线路概述井底车场线路包括存车线和行车线。存车线为存放空、重车辆的线路，它由主井重车线、主井空车线、副井重车线、副井空车线及材料车线组成。行车线为调度空、重车辆的线路，如连接主、副井空、重车线的绕道和调车线。副井马头门线路也用于行车线。除上述主要线路外，在井底车场内还有一些辅助线路，如通往各硐室的专用线路和硐室内铺设的线路。井底车场线路由直线线路和连接部分所组成，连接部分包括曲线线路和道岔。直线部分为存车线和行车线，以及其他辅助线路。2）.曲线线路曲线线路亦称弯道，在矿井轨道线路中，所采用的曲线都是圆曲线。在线路连接计算中，曲线半径R是一个主要的参数。600毫米轨距的电机车运行线路，其R不小于12米，一般取15—20米。在标准设计中，1吨系列矿车采用15米。在井底车场施工图中，曲线线路由下列参数确定；曲线半径R及曲线线路的转角δ、曲线的切线长度T和曲线的长度K。3）.道岔矿井窄轨道岔是线路连接系统中的基本元件，其作用是使车辆由一条线路驶向另一条线路。根据所确定的车场形式、线路布置方式以及运行的车辆类型，选择钢轨型号为24kg/m，轨距600mm，弯道曲率半径15m，5号道岔。各种道岔选择见道岔选择一览表3－8：表3－8道岔一览名称α(mm)a(mm)b(mm)L(mm)V速度(m/s)DK624-5-1511025’16”32584142116881.5～3.5DX624-5-151611025’16”3258414210701.5～3.5DK624-5-2011055’30”2046273475051.5～3.52）.单开非平行道岔线路连接计算如图3－10已知：道岔DK624-5-15，a＝3258mm，b＝4142mm，α＝11°25′16″，R＝20000mm，δ＝45°。查表得：m＝11218mm，n＝8884mm，H＝6282mm，T＝6034mm，Kp＝11721mm。图3－10单开道岔非平行线路连接3）.渡线道岔连接计算如图3－11已知：DX624-5-15，a=3258mm，b=4142mm，α=11025’16”S=1400mm，求：L0，L，D，C查表知：L0=6930mm，L=13446mm，D=12092mm，C=1070mm图3－11渡线道岔连接计算4）.对称道岔连接计算如图3－12已知：DC624-5-20，a=2046mm，b=2734mm，α=18055’30”，R=20000mm求：C，n，L，D查表知：C=243m，n=3016mm，L=7505mm，D=5440mm。图3－12对称道岔连接计算3.4.4井底车场线路总平面布置如下图图3－13井底车场总平面图线路布置如上图所示：经投影验算，在开始所计算的主井和副井空、重车线长度各车线的长度：主井空车线：X1=121m；副井空车线：84主井重车线：X2=121m；副井重车线：84m满足要求。经计算井底车场左右长度，上下长度也可闭合。故线路长度能够闭合。3.4.5井底车场通过能力计算⑴区段划分见下图（图3－14）：Ⅰ：1-2；Ⅱ：2-3；Ⅲ：3-4-5；Ⅳ：5-6-7；Ⅴ：7-8；Ⅵ：8-1；图3－14区段划分图⑵调度图表的编制3t底卸式煤列车运行时间及作业程序见表3-9表3－93t底卸式煤列车运行时间及作业程序表序号作业名称运行距离（m）运行速度(m/s)所需时间(s)各区段的时间(s)1列车1号道岔到2号道岔不停车解体88.92.045Ⅰ452单机过道岔13.41.59Ⅱ93单机运行601.540Ⅱ404单机运行2582.5103.2Ⅲ103.25挂钩起动换向20Ⅲ206拉列车2582.5103.2Ⅲ103.27拉列车752.038Ⅱ388拉列车88.92.045Ⅳ45表3－10煤矸混合列车运行时间及作业程序表序号作业名称运行距离（m）运行速度(m/s)所需时间(s)各区段的时间(s)1列车1号道岔到2号道岔不停车解体88.92.045Ⅰ452机车摘钩20Ⅰ203机车过二号道岔换向至③351.523.5Ⅱ23.54单机运行88.92.045Ⅳ455单机换向过一号道岔181.512Ⅳ126挂钩起动20Ⅰ207顶列车801.080Ⅰ808顶矸石车88.91.089Ⅱ899摘钩换向20Ⅱ2010单机运行291.520Ⅱ2011换向单机运行201.526Ⅱ2612单机运行2582.5104Ⅲ10413挂钩起动换向20Ⅲ2014拉空列车2582.5104Ⅲ10415拉空列车752.038Ⅱ3816拉空列车88.92.045Ⅳ45调度图表见下图（图3－15）图3－15调度图表⑶通过能力计算：式中：Mjd——井底车场年通过能力，t；Qjd——每一调度循环进入井底车场的所有列车的净载煤量，120t；Tjd——每一调度循环时间，25.8min；=130.66万吨/年因此，通过能力系数=130.66/90=14.5〉1.33.4.6确定井底车场主要巷道断面⒈巷道断面形状选择井底车场巷道服务年限长，要求将井底车场巷道布置在稳定的岩层中，因此，一般井底车场巷道采用拱形断面。⒉巷道支护方式井底车场巷道一般多采用喷射混凝土支护。⒊巷道断面尺寸的确定巷道断面的尺寸要符合《煤矿安全规程》规定：巷道净断面，必须满足行人、运输、通风、设备安装、检修和施工的需要。因此，巷道断面尺寸主要取决于巷道的用途；存放或通过它的机械、器材或运输设备的数量与规格；人行道宽度与各种安全间隙以及通过巷道的风量等。各巷道断面规格如下：⑴副井重车线巷道巷道断面为半圆拱形，锚喷支护，单轨布置，净断面积9.141m2，掘进断面12.1m2⑵副井空车线巷道巷道断面为半圆拱形，锚喷支护，材料车线处为双轨布置，净断面13.2m2，掘进断面15.7m2，其他地方单轨布置，净断面积8.55m2，掘进断面10.7m2⑶主井重、空车线巷道巷道断面为半圆拱形，锚喷支护，单轨布置，净断面积9.141m2，掘进断面12.1m2轨道运输石门巷道断面为半圆拱形，锚喷支护，双轨布置，净断面积14.69m2，掘进断面17.13m23.4.7确定各井底车场硐室位置⒈井下中央变电所⑴硐室位置中央变电所硐室是全矿井下电力总配电站，为了节约输入输出电缆线、配电均衡、安装维护方便和便于提供新鲜风流等目的，宜将变电所置于副井与井底车场连接的附近。其断面按所选的具体变压器型号确定，同时，应满足有关规定的要求，不得违反有关规程。⑵支护形式和特殊要求变电所必须采用不燃性材料支护，如选用混凝土或料石砌碹，条件许可也可采用不燃性锚喷支护。硐室必须设置易关闭的既防水又放火的密闭门，门内可设向外开的铁珊门，但不能妨碍门的关闭，从硐室出口防火门起5m内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护。变电所的地坪，应比副井重车线侧的硐室通道与车场巷连接点处的标高高出0.5m。硐室不应有滴水现象，电缆沟应设置一定坡度以便将积水随时排出室外。中央变电所应根据规定，设置灭火器材。如配置灭火设备和充足的砂箱，为此在硐室设计尺寸时，应留出相应的位置。⒉中央水泵房硐室⑴水泵房硐室是井下主要硐室之一，能否正常安全运行关系重大，故水泵房硐室位置的选择应考虑以下因素：①管路敷设最短，不仅节约管路电缆，而且管道阻力和电压将最小。②一旦井下发生水患，人员、设备便于撤出，同时便于下放排水设备，增加排水能力，迅速排除事故恢复生产。③具有良好的通风条件。根据以上要求，硐室位置应选在井底车场与副井连接处附近空车线一侧，以便于设备运输，与中央变电所硐室组成联合硐室，即使有特殊原因也要尽可能靠近副井。⑵硐室支护与特殊要求①中央水泵房硐室必须采用不燃性材料支护，如砌料石或混凝土碹，在坚固的岩层中也可采用锚喷支护，但不得有淋水。②出口通道处须设置向外开启的能防水防火的密封门，从硐室出口防火门起5采煤内的巷道应砌碹或用其它不燃性材料支护。③泵房硐室的地坪应高出通道与车场连接处地板0.5m，设置流水坡，以防硐室积水。④水泵工作的总能力应能满足20小时内排出框架24小时的正常涌水量。⑶水仓容量与数量水仓是按矿井正常涌水量计算的，《煤矿安全规程》规定，当矿井正常涌水量在1000立方米/小时以下，主要水仓有效容积能容纳8据以上可知，本设计矿井正常涌水量为350立方米/小时，小于1000立方米式中：V——水仓容积，立方米；Q——矿井正常涌水量，立方米/小时；由此：V=0.8×350=280设定设有主副水仓，每个水仓承担一半涌水量，则有2800/2=1400立方米。若用净断面为L=1400÷10=14⑷水仓的支护形式和特殊要求本设计水仓断面为半圆拱形，用混凝土砌碹，考虑到支架间隙亦可储水，水仓净断面应乘以1.2的系数，为使淤泥易于沉淀和清理，水仓向配水房方向设立反坡，其坡度常为1‰～2‰。在水仓最低点即清理斜巷地不应设积水窝，再清理水仓时能将积水排出，以方便清理工作。⒊等候室在副井井筒附近设置等候室，作为工人候车跟休息的场所，等候室和工具房相邻，以便工人领取工具。⒋其它峒室井下调度室位于车场中部的运输石门中，靠近副井重车线入口；架线式电机车修理间位于副井东侧的车场绕到之中；消防列车库与装载机检修道在运输石门中合用一条入口。3.5开采顺序及带区、采煤工作面的配置3.5.1开采顺序《安全规程》规定：不是突出矿井、低瓦斯矿井低斯区域的采煤工作面，采用前进式的采煤方法。结合本井田的实际情况，本设计拟采用带区式准备、上下山的开采方式，上下山带区采用后退式的开采方式，即上山带区采用俯斜开采、下山带区采用仰斜开采。3.5.2保证年产量的同采采区数和工作面数1.保证年产量的同采采区和工作面数采取的生产能力根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采区内工作面接替关系等因素确定：当采用综合机械化采煤时，采区生产能力一般为0.6Mt/a～1.0Mt/a；采用机采时，采区生产能力一般为0.4Mt/a～0.8Mt/a；爆破落煤时，采区生产能力一般为0.2Mt/a～0.6Mt/a。各类矿井正常生产的采区个数一般按下表3－11取表3－11矿井同时生产的采区个数矿井设计生产能力（Mt/a）采区个数2.4、3.02～31.5、1.82～31.2及以下1～2因为设计矿井年产量为0.9Mt/a,因此，本矿井生产采区为一个，保证年产量的工作面为一