纳林庙二矿Mta新井设计薄基岩浅埋煤层采场顶板运动规律研究全套cad图

中国矿业大学本科生毕业论文姓名：学号：学院：矿业工程学院专业：采矿工程论文题目：纳林庙二矿3.0Mt/a新井设计薄基岩浅埋煤层采场顶板运动规律研究专题：薄基岩浅埋煤层采场顶板运动规律研究指导教师：职称：副教授2010年6月徐州中国矿业大学毕业论文任务书学院矿业工程学院专业年级采矿工程2006级学生姓名任务下达日期：年月日毕业论文日期：年月日至年月日毕业论文题目：纳林庙二矿3.0Mt/a新井设计毕业论文专题题目：薄基岩浅埋煤层采场顶板运动规律研究毕业论文主要内容和要求：按照采矿工程专业毕业设计大纲要求，完成一般部分纳林庙二矿3.0Mt/a新井设计和专题部分薄基岩浅埋煤层采场顶板运动规律研究，英译汉中文字数3000以上。摘要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为纳林庙二矿3.0Mt/a新井设计。纳林庙二矿位于内蒙古自治区东胜煤田内，交通便利。井田东西长约6.38km，南北长约3.88km，井田总面积为22.40km2。主采煤层为4-1号煤、4-2号煤和6-2号煤，平均倾角为3°，煤层平均总厚为16.30m。井田地质条件较为简单。井田工业储量为34552万t，矿井可采储量23054万t。矿井服务年限为59.11a，涌水量不大，矿井正常涌水量为77.1m3/h，最大涌水量为131m3/h。矿井瓦斯涌出量低，为低瓦斯矿井。井田为双斜井单水平开拓。矿井年工作日为330d，工作制度为“三八”制。专题部分题目是薄基岩浅埋煤层采场顶板运动规律研究。翻译部分主要内容为关于锚杆的分析模型，英文题目为：Effectofgroutpropertiesonthepull-outloadcapacityoffullygroutedrockbolt。

Thisdesignincludesofthreeparts:thegeneralpart,specialsubjectpartandtranslatedpart.ThegeneralpartisanewdesignofNO.2ofNaLinmiaomine.TheNO.2ofNaLinmiaolinesinDongshengcoalfieldinNeiMengguAutonomousregion.Thetrafficofroadandrailwayisveryconveniencetothemine.Therunoftheminefieldis6.38km,thewidthisabout3.88km，wellfarmlandtotalareais22.40㎞2.Themaincoalseamofcoalfieldisthe4-1,4-2and6-2coal.anditsdipangleis3degree.Thethicknessofthemineisabout16.30minall.Theprovedreservesoftheminefieldare345.52milliontons.Therecoverablereservesare230.54milliontons.Thedesignedproductivecapacityis3milliontonspercentyear,andtheservicelifeofthemineis59.11years.Thenormalflowofthemineis77.1m3percenthourandthemaxflowofthemineis131m3percenthour.Themineralwellgasgushesthedeallower,forlowgasmineralwell.Thecoalfieldisasinglelevelinaninclinedwelltoexpand.Workingfacereliacesdownlinkonebyone.Uductionteamworkfor8hours.Itproduced330d/a.ThetopicsofspecialsubjectpartsisStudyRoofMovementruleswithShallowcoalseamandthinbedrock.Translationpartofmaincontentsesisananalysismodelconcerningrockbolts,Englishtopicis:effectofgroutpropertiesonthepull-outloadcapacityoffullygroutedrockbolt.目录一般部分1矿区概述及井田地质特征 11.1矿区概述 1交通位置 1地形、地貌 1河流及水体 2气象及地震 2矿区经济概况 2水源及电源 21.2井田地质特征 3井田地质构造 3水文地质特征 51.3煤层特征 8煤层 8煤层顶、底板 8煤质 9瓦斯、煤尘及煤的自然 112井田境界和储量 122.1井田境界 12井田境界 12井田尺寸 122.2井田工业储量 12矿井地质勘探 12矿井工业储量 132.3矿井可采储量 15安全煤柱留设原则 15矿井永久保护煤柱损失量 163矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 183.1矿井工作制度 183.2矿井设计生产能力及服务年限 18确定依据 18矿井设计生产能力 18矿井服务年限 18井型校核 194井田开拓 204.1井田开拓的基本问题 20确定井筒形式、数目、位置及坐标 20工业场地的位置 22开采水平的确定及盘区划分 22主要开拓巷道 22方案比较 224.2矿井基本巷道 28井筒 28井底车场及硐室 31主要开拓巷道 335准备方式——无盘区巷道布置 365.1煤层地质特征 36煤层特征 36煤层顶底板岩石构造情况 36水文地质 36地质构造 36地表情况 365.2无盘区巷道布置及生产系统 36无盘区准备方式的确定 36巷道布置 37生产系统 38区段巷道掘进方法 40生产能力及采出率 406采煤方法 426.1采煤工艺方式 42煤层特征及地质条件 42确定采煤工艺方式 42回采工作面参数 43回采工作面破煤、装煤方式 43端头支护及超前支护方式 46各工艺过程注意事项 47回采工作面正规循环作业 486.2回采巷道布置 50回采巷道布置方式 50回采巷道参数 507井下运输 527.1概述 52矿井设计生产能力及工作制度 52煤层及煤质 52运输距离和货载量 52矿井运输系统 527.2运输设备选择 53设备选型原则： 53运输设备选型及能力验算 537.3大巷运输设备选择 55主运输大巷设备选择 55辅助运输大巷设备选择 55运输设备能力验算 568矿井提升 578.1矿井提升概述 578.2主副井提升 579矿井通风及安全 599.1矿井概况、开拓方式及开采方法 59矿井地质概况 59开拓方式 59开采方法 59变电所、充电硐室、火药库 59工作制、人数 609.2矿井通风系统的确定 60矿井通风系统的基本要求 60、矿井通风方式的选择 61、矿井主扇工作方式选择 61、矿井通风系统的要求 62、工作面通风方式的选择 629.3矿井风量计算 63工作面所需风量的计算 63备用面需风量的计算 65掘进工作面需风量 65硐室需风量 66其它巷道所需风量 66矿井总风量 66风量分配 679.4矿井阻力计算 68矿井最大阻力路线 68矿井通风阻力计算 73矿井通风总阻力 74两个时期的矿井总风阻和总等积孔 749.5选择矿井通风设备 75选择主扇 75电动机选型 779.6安全灾害的预防措施 77预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 779.6.2预防井下火灾的措施 78防水措施 7810设计矿井基本技术经济指标 79专题部分薄基岩浅埋煤层采场顶板运动规律研究 81参考文献 107翻译部分英文原文 109中文翻译 125一般部分1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述交通位置内蒙古伊泰煤炭股份有限公司纳林庙煤矿二号井由原纳林庙二矿、纳林庙四矿、宏景塔三矿整合而成。位于内蒙古自治区东胜煤田勃牛川普查区内，其行政隶属内蒙古自治区鄂尔多斯市准格尔旗羊市塔镇管辖。矿区交通以公路为主，铁路为辅。矿井距曹羊公路14.5km，经曹羊公路40km与109国道相连。矿区距包神铁路石圪台集装站46km，距沙圪堵站42km，距包头189km，至东胜89km，交通运输条件比较方便。详见交通位置图图1.1。图1.1纳林庙交通位置图其地理坐标为：东经：110°31′12″——110°35′45″北纬：39°22′34″——39°25′05″地形、地貌矿区地形总体为西高东低，最高处位于矿区中西部南梁附近，海拔标高为+1415.2m；最低点位于矿区南部沟底Y19号钻孔附近，海拔标高+1250m，最大地形标高差为165m。区内具典型的高原侵蚀性丘陵地貌特征，植被稀少，枝状沟谷十分发育，地形较为复杂。河流及水体273.7～～2436.2mm1.1.4气象及地震本区属干旱、半沙漠高原大陆性气候，冬季寒冷且时间长，夏季炎热且时间短，温差变化大，据鄂尔多斯市气象局提供的气象资料：年平均气温6.1℃～8.8℃，最高气温38.3℃，最低气温-30.9℃。全年降水量小且多集中在7～9月份。降雨次数少，多为大雨或暴雨，年降水量273.7～544.1mm，平均398.8mm。蒸发量大于降水量，一般是降水量的3～7倍，年蒸发量1749.7～2436.2mm，平均2108.2mm。冬、春季多风，最大风速20m/s，平均风速2.3m/s，主要集中在4～5月和10～11月，常年风向以西北风为主。无霜期短，一般165天。霜冻、冰冻期长，有195天，结冰期一般从11月开始，次年3月份开始解冻，最大冻土深度1.50m。本区无地震历史资料，据“中国地震烈度区划图”划分，本区所处区域地震动峰值加速度为0.10g，地震烈度为7度，据了解本区近年来未发生过地震，为弱震区，在历史上无破坏性地震记载。矿区经济概况矿区地理位置偏僻，多年来由于受交通条件制约，经济比较落后，居民以从事农业为主，牧业次之，但由于土地贫瘠，可耕地少，农牧业均不发达。近几年来，随着东胜煤田南部矿区的开发，交通运输条件有所改善，煤炭开采业正逐步成为本地区的主导产业和重要经济来源之一。区内除煤炭开采行业外，无其它工业企业。水源及电源矿井用水取自井田西北勃牛川截伏流采工程，水量充足。采用管路输送至工业场分系统处理后使用。另在工业场地北侧约1.9km沟内已建有一水源井，涌水量约350m2/d，基本满足矿井生活用水，作为矿井补充用水。还有矿井涌水经处理后可作为生产用水。电力部门在矿井附近的川掌拟建一座110/35kV变电站，06年底可投入使用；另外在附近还有新庙110/35kV变电站。本矿井的通信与川掌乡电信局汇接，距离本矿井4km。1.2井田地质特征井田地质构造东胜煤田地层区划属于华北地层区，鄂尔多斯地层分区，煤田内大部被风积沙及黄土覆盖，基岩仅在乌兰木伦河，忽吉图沟以及地势较低或凸起处出露，依据地面地质及钻孔资料可知，区内地层由老至新有：上三迭统延长组(T3Y)、中下侏罗统延安组(J1-2y)、中侏罗统直罗组(J2Z)、中侏罗统安定组(J2a)、上侏罗—下白垩统志丹群、第三系(N2)及第四系(Q)。详见东胜煤田区域地层图(图1.2)。东胜煤田位于鄂尔多斯台向斜东胜隆起之东南边缘地带，基本构造形态表现为一单斜构造,地层走向N25°W，倾向S65°W，倾角1°～3°，具有宽缓的波状起伏，断层不发育。地层单位厚度(m)最小～最大平均岩性第四系Q全新统Q40～68.2416.41主要由风积砂层，次为河流淤积、洪积层。更新统Q3上部为淤积层，黑色土壤，底部为马兰黄土。第三系R上新统N20～10.144.43上部为砂质粘土、亚砂土，下部为灰砾岩夹砂岩。上侏罗、下白垩统志丹群J3～K1zh7.37～185.8585.86上部以细、粉砂岩为主。下部为杂色砾岩及含砾粗砂岩互层。中侏罗统J2安定组J2a11.26～48.7427.47灰紫色砂质泥岩。底部为浅黄色，向上变为浅紫色的巨厚层状砂岩。直罗组J2z15.56～161.8596.07上部为细、中粒砂岩。底部为厚层状粗粒砂岩，底部局部含1号煤层。中下侏罗统J1-2延安组J1-2Y上岩段J1-2Y339.70～84.0963.06上部主要由中、细粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及2号煤组成。底部为粉砂岩及泥岩。中岩段J1-2Y233.10～78.3063.77主要由粉砂岩、砂质泥岩、细砂岩和3、4号煤组组成。底部为厚层状中、细粒砂岩。下岩段J1-2Y113.66～96.9764.96主要为细砂岩、粉砂岩及泥岩、砂质泥岩、煤组成。含5、6号煤组。底部细中粒砂岩。上三迭统T3延长组T3y＞132.80由中粒石英砂岩组成，局部地段顶部有明显的风化壳产物。图1.2煤田区域地层图区内新生界分布广泛，含煤地层延安组沿沟谷两侧裸露地表。根据钻孔揭露成果和区域资料整理，区内沉积的地层从老至新有：上三叠统延长组(T3y)，中下侏罗统延安组(J1-2Y)，第三系上新统(N2)和第四系(Q)。地层特征如下：(1)上三叠统延长组(T3y)该组地层为煤系地层的沉积基底。岩性为灰绿、灰白色粗～中粒砂岩，局部地段为含砾砂岩，夹灰绿色、薄层状砂质泥岩和粉砂岩。揭露厚度为8.18～12.65米之间，平均为10.42米。普遍发育大型板状、槽状交错层理是延长组的一个显著沉积特征。结合区域性的沉积规律，说明本区延长组仍是典型曲流河沉积体系。(2)中下侏罗统延安组(J1-2Y)地层单位地层厚度(m)与下伏地层接触关系最小最大平均第四系全新统(Q)0.4515.204.97不整合第三系上新统(N2)10.8072.7035.16不整合侏罗系中下统延安组(J1-2Y)J1-2Y211.93109.6669.47整合J1-2Y152.28130.2281.71整合三叠系上统延长组T3Y8.1812.6510.42水文地质特征273.7mm～～2436.2mm(5)矿床充水因素分析涌水量预算1.3煤层特征煤层区内含煤地层为中、下侏罗统延安组(J1-2Y)，该组地层厚度为64.21～239.88米，平均厚度为16.4m，非全区发育，由于上岩段遭受剥蚀，厚度有一定变化。该组地层含煤1～8层，具有对比意义的6层。下部煤层发育较好，厚度较大、含煤性较好；上部煤层发育一般，煤层较薄。煤层倾角为1°4°,平均为3°。赋存情况见图1.2(煤层综合柱状图)区内煤层自上而下基本表现为五层煤，即4-1、4-2、5-1、5-2、6-2、7号煤层，其中4-1、4-2和6-2共三层煤达到可采，且6-2煤层为本区的主要可采煤层，在区内全部可采；其它三层煤在工作区内均不可采。位于中下侏罗统延安组(J1-2Y)中岩段的上部，主要在原宏景塔三矿范围内发育，由于遭受剥蚀在原纳林庙四矿、原纳林庙二矿范围内基本缺失。赋存区内煤层厚度平均4.0m，煤层结构较简单，含夹矸1～2层，一般为1层夹矸，个别含有3层夹矸，厚度为0.15～0.80m，平均0.64m。可采范围主要位于原宏景塔三矿范围内。区内煤层厚度变化规律性较明显，结构较简单，煤类仅零星点为长焰煤，其他均为不粘煤。4-2煤层：位于中下侏罗统延安组(J1-2Y)中岩段的下部，由于遭受剥蚀在原纳林庙四矿、原纳林庙二矿范围内大部分缺失。赋存区内煤层厚度平均为6.0m。。煤层结构简单，不含夹矸或含1层夹矸，厚度为0.20～0.65m，平均0.35m。可采范围主要位于原宏景塔三矿范围内。区内煤层厚度变化规律性较明显，结构较简单，煤类局部地段为长焰煤，大部分为不粘煤。6-2煤层：位于中下侏罗统延安组(J1-2Y)的下岩段的下部，全区发育。勘探资料中煤厚平均为6.3m。煤层结构简单，厚度变化不大，不含夹矸或含1～2层夹矸，岩性一般为泥岩和炭质泥岩。全井田可采，原可采面积为22.40km2。区内煤层厚度变化很小，结构简单，煤岩类型单一，为不粘煤。通过采掘实际揭露煤厚为6.10～6.40m，平均为6.30m。在距煤层底板向上之间局部发育一层的泥岩夹矸。5-1煤层位于中下侏罗统延安组(J1-2Y)的下岩段的上部，全层煤厚为0.10～0.69m，平均为0.38m。5-2煤层位于中下侏罗统延安组(J1-2Y)的下岩段的中部，全层煤厚为0.20～0.55m，平均为0.29m。7号煤层位于中下侏罗统延安组(J1-2Y)的下岩段的下部，全层煤厚为0.20～0.75m，平均为0.45m。三层煤均为不可采煤层。煤层顶、底板该煤层与6-2号煤层间距为68.3～75.5m，平均为71.67m。煤质瓦斯、煤尘及煤的自然(1)瓦斯勘探在钻孔中采集了瓦斯样，利用解吸法试验结果见表1-2-6，均含很低的残存瓦斯，经过室内脱气分析，瓦斯成分以氮气为主，其次为二氧化碳气，多数钻孔无甲烷气，为二氧化碳～氮气带。煤层号瓦斯含量(ml/g)自然瓦斯成分(%)瓦斯分带CH4CO2CH4CO2N26-20.00～0.010.00(5)0.00～0.110.04(5)0.00～4.830.97(5)7.22～12.039.08(5)87.95～92.3889.95(5)二氧化碳～氮气带(2)煤尘6-2煤层简选样煤尘爆炸鉴定结果：火焰长度均大于400mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为80%，其结论均为有爆炸性。煤层挥发份是煤尘爆炸的重要影响因素，区内6-2煤层挥发份较高，均在30%以上，所以本区6-2煤层有煤尘爆炸危险性。(3)煤的自燃据测区内6-2煤层自燃倾向等级属于易自燃煤，着火温度小于305℃。这是煤层露头自燃和开采后煤堆积自燃的主要因素。另据内蒙煤矿设计院对部分电厂用煤资料调查：东胜煤田煤自然发火期为40～60天，堆积高度、堆积方式均是煤堆自燃的影响因素。

2井田境界和储量2.1井田境界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：(1)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；(2)保证井田有合理尺寸；(3)充分利用自然条件进行划分，如地质构造(断层)等；(4)合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。井田尺寸矿区为一不规则多边形，东西最长6.38km，南北最宽3.88km，面积22.40km2。批准开采标高为+1164～+1300m，2.2井田工业储量矿井地质勘探综上所述，本区构造复杂程度及煤层稳定程度，依照《煤、泥炭地质勘查规范》关于勘查类型的划分原则，勘查类型确定为：构造复杂程度为简单型，煤层稳定程度为稳定型，即一类一型。矿井工业储量均为1.4t/m3因区内煤层倾角一般在15°以内，故采用水平投影面积、煤层的伪厚度估算煤层资源储量。

1.4；则4-1、4-2、6-2煤层总工业储量为：Q4-1+Q4-2+Q6-2=345.52(Mt)2.3矿井可采储量安全煤柱留设原则(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。用表土层移动角和岩层移动角确定工业场地、村庄煤柱；(3)维护带宽度：工业广场维护带宽度取15m；(4)落差超过100m的断层保护煤柱宽度50m，井田境界煤柱宽度为50m；(5)工业场地占地面积，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。井型(万t/a)占地面积指标(公顷/10万t)240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8矿井永久保护煤柱损失量(1)井田边界煤柱：万吨(2)煤层露头煤柱井田内4-1、4-2煤层有大范围的煤层出露地表，使煤层风化氧化；在井下开采过程中，部分地区的冒裂带进入地表，易造成地表水注入井下影响生产。同时，冒落产生的裂隙会成为漏风通道，引起自然发火。因此，煤层露头需留保护煤柱。煤层露头万t、879万t表2.2矿井设计资源/储量计算表单位：万t煤层名称工业资源/储量保护煤柱设计资源/储量井田边界煤柱煤层露头煤柱小计4-146989847557341254-210096.821387910929004.86-219757526.8526.819230.2合计34552837.8613542191.8632360(3)工业场地及井筒保护煤柱主副井筒在工业广场内，第四、第三系松散地层及侏罗系岩石移动角分别按45°、60°计算。考虑15m的维护带，保护煤柱面积为63.83(4)大巷保护煤柱经计算大巷两侧均留40m煤柱，加上大巷间煤柱，6-2煤层大巷煤柱宽度均为160m。大巷煤柱在开采后期可大部分回收。大巷穿过工业广场，故一部分保护煤柱与工广煤柱重合，且经计算主副斜井的保护煤柱被大巷保护煤柱覆盖。图2.5工业广场煤柱损失则工业广场保护煤柱净损失量；保护煤柱净损失量煤柱均为1.4。(5)开采损失按规范规定：6-2煤层为厚煤层取，25％。按上述方法计算，矿井6-2可采储量为13699.3。详见表2.3。表2.3可采储量计算表 单位:万t煤层名称设计资源/储量工业场地煤柱及开采损失开采损失可采储量工业场地煤柱大巷煤柱6-219230.2536.54284566.413699.34-1、4-2为厚煤层的可采储量采出率分别不小于75％，保护煤柱损失5％，取则可采储量分别为2939.1万t、6415.92万t。矿井可采储量为23054.32万t。

3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据《煤炭工业矿井设计规范》相关规定，确定矿井设计年工作日为330天，工作制度采用“三八制”，每天三班作业，两班生产，一班准备，每班工作8小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限确定依据《煤炭工业矿井设计规范》第条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。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)国家需求：对国家煤炭需求量(包括煤中煤质、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：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。矿井设计生产能力地质资料可知：本井田储量丰富、地质结构简单、煤层稳定、开采技术条件好，有足够的条件建成大型矿井，结合本井田的工业储量和开采储量最终选定矿井设计生产能力3.0Mt/a。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=T=Zk/(A·K)式中:T——矿井服务年限，a；Zk——矿井可采储量，万t；A——设计生产能力，万t；K——矿井储量备用系数，取1.3。则，矿井服务年限为：T=23054.32/(300×1.3)=59.11a6-2层煤层服务年限为：T=13699.3/(300×1.3)=35.13a符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。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：(1)煤层开采能力井田内6-2层煤层平均6.3m，为特厚煤层，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，可以布置一个大采高工作面保产。(2)辅助生产环节的能力校核矿井设计为特大型矿井，开拓方式为双斜井单水平开拓，主斜井采用胶带输送机运煤，副斜井采用无轨胶轮车车，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再经主斜井胶带运输机提升至地面，运输能力大，自动化程度高。副井运输采用无轨胶轮车提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升，运输能力大调度方便灵活(3)通风安全条件的校核矿井瓦斯涌出量小，属高低斯矿井，矿井采用中央式通风，设一条回风大巷，布置一个风井，可以满足通风需要。(4)矿井的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。

4井田开拓4.1井田开拓的基本问题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媒体，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。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需认真研究。(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；(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；(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，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。确定井筒形式、数目、位置及坐标(1)井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，只有在地形条件合适，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，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要。缺点是：斜井井筒长辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、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，在采深相同的的条件下，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，基本建设投资大。本矿井煤层倾角小，平均1～4°，为近水平煤层；纳林庙井田地面标高在+1250～+1400m，呈西高东低状，煤层标高为+1150～+1200m呈东高西低状，井田范围内是山岭地带；表土层薄，无流沙层；水文地质情况比较简单，涌水量小，因此可采用斜井开拓或立井开拓。(2)井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此，可以按以下原则确定：eq\o\ac(○,1)沿井田走向的有利位置当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。eq\o\ac(○,2)井筒沿井田倾斜方向的有利位置井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延伸井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。eq\o\ac(○,3)有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的工程量，节省投资和缩短建井工期。eq\o\ac(○,4)地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒不穿过或少穿过流沙层，较大的含水层，较厚冲积层，断层破碎带，煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及高应力区。eq\o\ac(○,5)井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。eq\o\ac(○,6)井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。根据以上原则，同时结合纳林庙井田的实际条件：a.全井田主要可采煤层6-2煤层厚6.3m，赋存稳定；b.本井田无断层，煤层平均倾角3°；c.本区属黄河水系，勃牛川从井田外西部通过，是区外的主要沟川。其支沟布尔洞沟、哈业乌素沟、石令家沟、花兔沟和王家沟等均为季节性沟谷，旱季多为干沟，雨季可形成地表溪流和洪流，水流汇入勃牛川，注入黄河。综上所述：确定井筒位置位于具体是在矿区中部沟底附近此处地势平坦，煤炭便于运输，省去排水设备，煤层埋藏较浅。工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部。工业场地的形状和面积：根据表2.1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，形状为矩形，长边垂直于井田走向，长为600m，宽为500m。开采水平的确定及划分井田主采煤层为6-2号煤层，4-1、4-2号煤层由于在矿区内发育不完全，近期暂不开采，后期采用暗斜井延伸布置集中大巷分层开采4-1、4-2号煤层，本设计只针对6-2号煤层。6-2号煤层倾角平缓，为1～4°，为近水平煤层，故设计为单水平开采。6-2号煤层生产能力：可采储量为15389.8万t，服务年限为35.13a。主要开拓巷道6-2号煤层平均厚度6.3m，赋存稳定，倾角为1～4°，为近水平煤层，煤层厚度变化不大，且煤质硬度大。故矿井开拓大巷布置在煤层中，留大煤柱护巷，大巷间距取40m。矿井瓦斯涌出量小，瓦斯主要成分以由于生产能力大，为简化生产系统，另布置一条回风大巷。再布置一条主运输大巷，一条辅助运输大巷，共三条大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，辅助运输大巷和主运输大巷沿底板掘进，回风大巷沿顶板掘进。大巷位于井田中央，沿东西向布置。方案比较(1)提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：斜井单水平开拓(井筒位于井田中央)主、副井井筒均为斜井开拓，辅助运输采用无轨胶轮车，副斜井为6°。设一个水平。风井为立井，回风大巷平行布置在主运输大巷和回风大巷的西侧。如图4.1图4.1斜井单水平开拓方案二：斜井单水平开拓(井筒位于井田边界)主、副井井筒均为斜井开拓，布置于井北部边界，大巷布置在煤层中，沿底板掘进，回风大巷平行布置在主运输大巷和辅运大巷的北侧。如图4.2图4.2斜井单水平开拓方案三：主斜副立单水平开拓斜井提煤运输能力大，立井辅助运输能力大，回风大巷平行布置在主运输大巷和回风大巷的西侧。如图4.3图4.3主斜副立单水平开拓方案四：立井单水平开拓主、副井井筒均为立井，布置于井田中央。回风大巷平行布置在主运输大巷和回风大巷的西侧。如图4.4图4.4立井单水平开拓(2)技术比较以上所提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井筒位置不同，及部分基建、生产费用不同。方案一、二主要区别在井筒位置不同，方案一井筒位于井田中央的储量中心，井下运输距离短，运输费用相对较低，但井田中央煤层距地表距离大，井筒长，基建费用多，估算费用见表4.1；方案二井筒位于井田北部边界附近，地表具煤层近，井筒短，但井下大巷运输距离长估算费用见表4.2。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果，见表4.5。在方案一、二中选择方案一：斜井单水平开拓(井筒位于井田中央)。方案三、四主井井筒形式不同。方案三主井为斜井，斜井的运输提升能力比立井大，有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒也可作为安全出口，井下一旦发生事故，人员也可从主斜井迅速撤离立，估算费用见表4.3；方案二主井为立井，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，主要缺点是井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，掘进速度慢，基建投资大估算费用见表4.4；。井田内6-2号煤层厚度大、倾角小、赋存稳定，涌水量小，立井的优点不突出，而斜井的提升能力大的特点很适合300万t的特大型矿井的需要。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果，见表4.5,方案三、四中选择方案三。表4.1 斜井开拓(井田中央)费用：万元项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计基建费用(万元)主斜井表土段7.25191237.23211.43基岩段43.340232174.20副斜井表土段14.45191274.75421.15基岩段86.140232346.40井底车场煤巷10032426324.26324.26费用合计(万元)956.84生产费用(万元)斜井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t·km)3917.011.215389.80.5050.42排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(a)基价(元/t)1371.3277.1876063.450.32大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t·km)9695.581.21535费用合计(万元)14946.91费用总计(万元)15903.75表4.2 斜井开拓(井田边界)费用：万元项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计基建费用(万元)主斜井表土段12.05171262.05159.01基岩段24.14023296.96副斜井表土段24.051712124.10316.41基岩段47.840232192.31井底车场煤巷10032426324.26324.26费用合计(万元)799.68生产费用(万元)斜井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t·km)2800.081.215389.80.3610.42排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(a)基价(元/t)1371.3277.1876063.450.32大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t·km)19391.151.215389.83.00.35费用合计(万元)23562.55费用总计(万元)24362.23表4.3 主斜副立开拓单位：万元项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计基建费用(万元)主斜井表土段7.25171237.23211.43基岩段43.340232174.20副立井表土段1.518023727.04140.16基岩段9.0125692113.12井底车场煤巷11032462357.08357.08费用合计(万元)708.67生产费用(万元)斜井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t·km)3917.011.215389.80.5050.42排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(a)基价(元/t)1199.9077.1876063.450.28大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t·km)9695.571.21535费用合计(万元)14812.48费用总计(万元)15521.24表4.4双立井开拓单位：万元项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计基建费用主立井表土段1.518023727.04152.74基岩段10.0125692125.70副立井表土段1.518023727.04140.16基岩段9.0125692113.12井底车场煤巷12032426389.11389.11费用合计(万元)682.01生产费用(万元)立井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t·km)9750.981.215389.80.331.6排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(a)基价(元/t)1199.9077.1876065.70.28大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t·km)9695.571.21535费用合计(万元)20646.45费用总计(万元)21328.46表4.5 方案粗略比较汇总单位：万元方案方案一方案二方案三方案四名称双斜井(井田中央)双斜井(井田北翼)主斜副立双立井基建费用(万元)956.84799.68367.54682.01生产费用(万元)14946.9023562.5514812.4820646.45合计(万元)15903.7524362.2315521.2421328.46百分比102%156%100%137%(3)经济比较方案一与方案三的详细经济比较见表表4.6和表4.7，其最终汇总见表4.8。由经济比较可以看出，斜井开拓较之主斜井副立井综合开拓方式而言，其总费用仅多出1%，即从经济角度考虑，两方案差别不大，可以任选其一。两者均采用主斜井运输，但是，由于辅助运输采用无轨胶轮车，灵活、方便，对辅助运输非常有利；但也有着压煤量大的劣势。而在本设计中，斜井保护煤柱一部分与工业广场保护煤柱重合，一部分与大巷保护煤柱重合。压煤量并比立井开拓并没有增多。综合以上分析，确定本矿井开拓方案采用斜井单水平开拓方式。表4.6斜井费用单价：万元项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计初期基建费用(万元)主斜井表土段7.25191237.23211.43基岩段43.340232174.20副斜井表土段14.45191274.75466.91基岩段86.140232346.40井底车场煤巷10032426324.26324.26基建费用合计(万元)956.84后期基建费用(万元)项目数目长度(10m)基价(元)费用(万元)费用小计大巷3600241301447.84343.4生产费用(万元)斜井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t·km)3917.011.215389.80.5050.42排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)1371.3277.1876063.450.32顺槽运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t·km)12927.41.215389.820.35大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t·km)9695.571.21535大巷维护系数大巷长度(m)大巷数目基价(元/a·m)43.21.26000320生产费用合计(万元)27953.60费用总计(万元)33253.84表4.7主斜副立井费用单价：万元项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计初期基建费用(万元)主斜井表土段7.25171237.23211.43基岩段43.340232174.20副立井表土段1.518023727.04140.16基岩段9.0125692113.12井底车场煤巷11032462357.08357.08基建费用合计(万元)708.67后期基建费用(万元)项目数目长度(10m)基价(元)费用(万元)费用小计大巷3600241301447.84343.4续表4.7主斜副立井费用单价：万元生产费用(万元)斜井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t·km)3917.011.215389.80.5050.42排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t)1199.9077.1876063.450.28顺槽运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t·km)12927.41.215389.820.35大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t·km)9695.571.21535大巷维护系数大巷长度(m)大巷数目基价(元/a·m)43.21.26000326.8生产费用合计(万元)27774.08费用总计(万元)32826.15表4.8 两方案详细比较汇总单位：万元方案方案二方案三名称斜井开拓主斜井副立井开拓项目费用(万元)百分比费用(万元)百分比初期基建费用(万元)956.84135%708.67100%后期基建费用(万元)4343.40100%4343.4100%生产费用(万元)27953.60100%27774.08100%总费用(万元)33253.84101%32826.15100%4.2矿井基本巷道井筒由前章确定的开拓方案可知主副井均为斜井，在井田中央设置中央风井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种。圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点。因此，风井采用圆形断面。而主副斜井则采用半圆拱形断面。(1)主斜井位于矿井工业场地，担负全矿井3.0Mt/a的煤炭运输兼进风，并作为安全出口。井筒内装备B=1400mm胶带输送机；设有一趟消防洒水管路，设有600mm轨距检修道。井筒断面为半圆拱形，倾角为12°，净断面面积为16.8m2。表土层掘进断面面积为24.8m2；基岩掘进断面面积为18.3m2。井筒断面布置如图4.5、图4.6所示。(2)副斜井副井井筒采用斜井，位于工业场地，以无轨胶轮车运输，担负全矿井设备、材料和人员的提升和进风作用。井筒断面是半圆拱形角度为6o，井长1005m，在500m处设一缓坡，坡长为20m，以便于无轨胶轮车运输，同时井口下每200m设一停车硐时，上下会车时，下行车进入硐室让上行车先行通过。井筒内铺设两趟排水管路，并铺设动力电缆及通讯电缆。净断面面积为18.8m2，表土层掘进断面面积为27.6m2，基岩掘进断面面积为20.6m2。井筒断面布置图如4.7、4.8所示。图4.9回风井断面图(3)回风立井为于矿井工业场地，担负全矿井的全部回风任务，井筒直径6.6m，净断面面积34.21m2，表土层掘进断面面积为58.08m2，基岩掘进断面面积为47.78m2。井深105m，内设梯子间作为安全出口，断面形状如图4.9。井底车场及硐室矿井为斜井开拓，煤炭由主斜井胶带输送机运至地面；物料由无轨胶轮车由地面经副井、大巷直接运至进风平巷内，少量矸石由脚轮车经大巷、副井运至地面。(1)井底车场本设计采用无轨胶轮车作为辅助运输工具，与斜井采用轨道运输方式相比，井底车场无需设空、重车线和换装站，脚轮车直接由副井进入大巷。井底车场布置图见图4.11。1—主井；2—副井；3—运输大巷；4—辅助运输大巷；5—回风大巷；6—主斜井联络巷；7—煤仓；8—井底清理斜巷；9—管子道；10—水仓；11—中央水泵房；12—中央变电所4.10井底车场(2)硐室eq\o\ac(○,1)井下车场硐室主要硐室有：主变电所硐室、井底煤仓、主排水系统硐室。主排水系统硐室：主要由主排水泵房、水仓、管子道等组成。跟据勘探报告，矿井的正常涌水量为77.1m3/h，因水量较小设计为减少工程量，水仓设计为净宽4m，净高3m，净容断面10.2m2,长度约110m，量满足8h矿井正常涌水量的要求。为满足施工及清理时运输要求，水仓入口通道坡度为8°，清理采用机械清理方式。管子道与副斜井相连，直接将排水管路进入副斜敷设。水仓所需容量：Q0=77.1×8=616.8m3根据水仓的布置要求，水仓的容量为： Q=S×L 式中 Q——水仓容量，m3； S——水仓有效断面积，m2； L——水仓长度，m。设计水仓断面积为10.2m2,，水仓长度为110m，则水仓容量为：Q=10.2×110=1122m3由上面计算得知，Q>Q0，故设计的水仓容量满足要求。eq\o\ac(○,3)车场巷道及硐室支护方式车场巷道及硐室均处于较坚硬的煤层中，车场巷道及部分硐室原则采用锚(网)喷+锚索联合支护方式，主要硐室采用砼或钢筋混凝土砌碹支护。主要开拓巷道辅助运输大巷和主运输大巷均沿6-2号煤层底板掘进，且均为煤巷。主运大巷和辅助运大巷铺设混凝土底板，底板厚度分别为100mm和200mm。两巷均采用锚粱网喷支护矩形断面，掘进宽度为5.2m，高为3.6。据通风和运输的要求，在主运大巷和辅运大巷北侧平行布置回风大巷，回风大巷沿煤层顶板布置，掘进宽度为5.2m，高为3.6m。所有大巷均沿煤层布置。少量破顶巷道出矸则由无轨车直接运出地面。根据运输和通风要求，辅助运输大巷和胶带输送机大巷沿煤层底板布置，回风大巷沿煤层顶板布置，以便于顺槽布置图4.12辅助运输大巷断面

5准备方式——无盘区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1煤层特征所采煤层为6-2号煤层，其煤层特征：黑色，煤层平均厚度6.3m，煤层倾角1～4°。煤层结构简单