采矿084设计矿业1矿区概况及地质情况

矿区概况及地质情 气象............................................................................................................................................. 1.2.1地质构 地 煤 煤 瓦 煤 地 2境界和储 2.1境 2.1.1境界划分的原 2.1.2境 2.3尺 4开 4.1开拓的基本问 井 采煤方 井下概 带区设备选 7.2.1设备选型原 大巷设备选 矿井提 概 确定矿井通风容易和时 矿井最路 参考文 引 小 小 结 参考文献 英文原文 中文译文 参考文 致 矿区概交通位城郊矿位于省永城市境内，覆盖城关乡、城厢乡的全部及侯岭、双桥、十12km1km103km2四楼，南接新桥，地理坐标为：116°17′30″~116°25′21″范围北起F6断层，南至F20断层，西起边界线，东至煤层隐伏露头95km62km；东100km75km55东省山江苏河砀商丘芒南夏安徐州顺茴城郊淮北永城亳省徽宿涡省图铁 公地形、本区位于淮海冲积平原北部，地势平坦开阔，总体为西北高，南东低。最高海拔标高40.20m，最低32.30m，一般34.00~3.0m。河流及本区属淮河水系，地表水体不发育，主要河流为内的人工河-沱河。该河枯水季节关闸后抬高了上游水位，用于农灌，下游长期少水，只是在洪水季节开闸放水，排洪泄涝。平均年流量一般为1~2m3/384m3/34.79m，30.07m。气877.4mm1518.6mm，年最小降水量为556.2mm，降水多集中于7、8、9月三个月。多年平均蒸发量为1811.12mm，蒸发量大于降水量。每年7、8月最热，1、2月最冷，最高气温为+41.5℃，风速3.4m/s，最大风速20m/s。冰冻期为每年11月初至翌年3月底，最大冻土深度为0.21m。永城市属郯城~庐江带影响范围，烈度小于6。据有关记载，公元925年以来，永城市东部省境内萧县、宿县一带曾发生38次强烈。1668年山东郯城曾发生8.3级，永城市受到影响。2001，矿区经济概永夏矿区地处黄淮平原北部。矿区工业以煤炭、电力、冶金、建筑材料为主，农业以种植小麦、玉米、大豆为主，经济作物主要有花生、棉花、芝麻等。矿井建设所需钢材、木材从外地采购，经铁路和公路直接运至工业场地，砖、瓦、沙、石及水泥均可就地供应。本区地处黄淮冲积平原的北部，土地肥沃，人口稠密，在矿区范围内分布有城关乡、城厢乡等多个小村庄，征地和拆迁工作对矿井生产不会有一定影响。永煤已建成的矿区中心居住区及机修、器材供应等辅助设施均可为矿井建设和水源及区内第三、四系松散孔隙承压水含水层，砂层厚度大，分布稳定，富水性较好，水质符合饮用标准，可作为矿井供水水源。另外，井下排水经处理后也可作为矿井供水水源。永城市水利局对矿井生产、生活用水、取水已给予。地质地质构在区域构造体系中，本区位于华北台块东南隅、山东台背斜折带中；秦岭-昆城郊矿位于北北东向的永城隐伏背斜的西翼中段，北北东向断层构造居主导地 东南部地层为北北东向，状起伏，变化较大。地层产状总趋势向南西西方向倾斜，地层倾角一般在8°~15°，个别地段（东南部蒋阁向斜一带）达20°~30°。褶皱和断裂构造呈北北东向和近东西展本区处于华北板块南部，嵩杞构造区东缘永夏断隆带。中新代时期由于太平洋板块向欧亚板块俯冲，形成了郯庐断裂系，本近邻该断裂系，区域构造格架严格受其控制。和本区和华北地台区一样，经过多次构造运动，于燕山期形成了现在的构造格局。区内以北北东-北东向构造为主体，东西向（近东向西）构造次之，局部地段亦发育有北西向构造，伴随有岩浆岩活动。永城煤田煤系地层的展布形态，受上述两组构造的严格控制。永城隐伏背斜是区内最大的褶皱构造，表现明显，为控制永城煤田的主体构造。北端由豫、皖接界的芒砀山一带延入本区。在区内展布于永城市东的丁集、演集、柏山一带，呈北东10°～15°方向延伸，有向北倾伏之趋势，向南继续延伸进入省境内。北转折端被北西西方向的太平集断层所截。轴部由于受断层的影响，形成地垒状抬升，有寒武、奥陶系灰岩组成，并伴有酸性-基性岩浆岩侵入。两翼由石炭～二叠纪含煤岩系组10°～20°村勘探区，内含车集，葛店煤矿，新庄煤矿，在往东是省的煤矿；背斜西翼由南往北有新桥勘探区，内含新桥、城郊、陈四楼、顺和及勘探区，在往西是蒋口普查找煤区。背斜西翼在城郊勘探区内有一系列呈雁行排列的向斜和背斜，自南东至西北依次为蒋阁向斜，陈四楼向斜，柏窑背斜，向斜，张庄向斜等，与永城隐伏背斜轴一致，属于与永城隐伏背斜同期形成的次一级构造。近东西向褶曲相对不甚发育，自南向北依次有郏城～双桥向斜、胡桥～背斜、太平集～火店向斜、孔庄～芒山背斜等较大的平缓、开阔隐伏褶曲。北北东向北东向断层自东向西较大的有：王庄断层、葛店断层、刘河断层、F37与F38断层、断层、F2（城郊边界断层）等；近东西向断层较大的有F20断层（城郊与新桥边界断层）F8断层与F132断层。内断裂构造不甚发育，落差大于百米者为数不多。在范围内，仅有大小断200.1920100m8条，50~100m的有5条，30~50m的有5条小于30m的有2条。内北北东的断裂构造按照精查报告结论，构造类型为二类，根据补勘及井巷工程实际地质资料岩浆岩主要集中在31勘探线以北F4断层移动与陈四楼毗邻处，内影响42222F4、F6、F14三条断层限定的地永城煤田的区域地层属华北地层区，分区，徐州小区。上奥陶统至下石炭统，地层基本和区域地层相一致，根据钻孔自下而上可分为奥陶统，中、上石中奥陶统在内穿见最大厚度达490.42m，可能包括部分下奥陶统中石炭统、本溪组上石炭统太原组由较稳定的薄厚层状灰岩、泥岩、砂质泥岩组成，局部夹有铝土泥岩。含煤最多时100.18~0.75m0.40m135.70~15.20m145.82m9~1L1~L1。其中L2、L8L1厚度稳定，其余各层为较稳定和不稳定。下二叠统山西组主要由泥岩、砂质泥岩、砂岩及煤层组成，厚度72.40~130.10m，平均102.54m，含煤3层，位于该组中部的二2煤层为本的主要可采煤层。45.03~105.00m69.63m，含煤5~7层，其中三1、三22、三4为可采煤层，是内又一重要的含煤地层。747.59m76.10~170.16m99.41m，底部局部有次生炭酸岩沉积，中上151.69~192.97m171.57m，以细、中砂为主，与粘土、亚粘45.20~79.50m59.76m，由粉砂、细砂与粘土、亚粘土及少27.18~48.90m34.17m，以粘土、亚粘土为主，夹细砂及亚水文地基本为四周受断层切割，造成相对的隔水边界，形成一个与外部水利联系微弱， 后抬高了上游水位，用于农灌，下游长期少水，只是在洪水季节开闸放水，排洪泄涝。1～2m3/384m3/34.7930.0776m3/h，矿井水文地质条件类型属于中等类型。根据含水层、隔水层在垂直序列上的沉积特征，自上而下划分为四个含水组，九个含水层段，并对风氧化带和断层破碎带含水性、导水性分别加以阐述如下：第四系全新统孔隙潜水含水段8.27m。呈北西～南东向带状分布，单层厚度变化大，分布不稳定，在内砂层为中间水流向南东，直接受大气降水补给，与沱河为互补关系，在上游大体上平水期与枯水期浅层水补给地表水，洪水期地表水补给水。这种互补关系又受地面高差，及沟渠切割地势所控制，即沱河河床以北受水补给，河床以南又补水，下游多为水补给河水，但补给量不大。该含水段循环交替强烈，富水性具差异性。1.1～44.24m12.56m该层水水位标高为30.69～29.75m，变化幅度受大气降水直接影响，由于近年气候偏干旱，水位具明显的下降趋势。单位涌水量0.87～2.28L/s·m，渗透系数53.66～123.2m/d，水化学类型为HCO3-CaMg0.58～1.15g/L15～16℃。是民用和农灌的主要水源。第四系更新统孔隙承压含水段90～110m1～43.43～33.13m，平均17.38米，内砂层为东、西两向变薄，中间较厚或呈透镜状，具冲击沙洲沉积特征。4.05～56.30m17.46m1.07L/s·m1.62m/d23.85mHCO3-Na0.8g/L19.5第三系上新统孔隙承压含水段约埋深为240～270m，砂层6～11层，以细、中砂为主，夹粗砂层，厚度55.58~113.65m，平均80.16m，沉积稳定、连续、厚度大，在内呈中间厚，向东、西钻孔多处有漏水现象隔水层为粘性土、致密、含钙质结核，厚度为1.25～73.00m，平均14.32m33线一带，1976年以前为自流带，而今下降为负水头。垂直越流甚微，以开采为排泄据内2204（2）孔及生产供水井资料，单位涌水量1.12～1.45L/s·m，渗透系～2.81m/d。水位标高30.90～21.75m，水化学类型为HCO3SO4-Na型水，次为HCO3SO4-Ca1.0～1.3g18℃。是本区主要工业用水水源。240～270m0～7层，有两层沉积较稳定，多呈透镜状砂体。以细、中砂为主，夹粉砂或粗砂。砂层厚度为0～33.03m，平均13.86m，在内砂层呈东薄西厚的趋势，在2109孔至3128孔一带缺失。具湖泊沉积特征，水流向与现代一底部见有次生碳酸盐，已成岩，呈透镜状，具蜂窝状溶蚀现象，弱含水，封闭性好。厚度为0～25.49m。据2403（2）孔抽水结果，单位涌水量为0.001L/·m，渗透系数为0.003m/d17.43mSO4-Na4.2g/L，在本区未作含隔水层为粘性土夹亚砂土，含钙质及钙质结核或石膏晶体是与风氧化带相隔的良好隔水层，厚度约2.5～135.00m，平均44.29m含封闭水。该含水未作抽水试验，据相邻的陈四楼6201（2、1212二孔资料，单0.15～0.56L/s·m1.72～3.6m/d31.93～35.08m，水化学类型为SO4-Na型水，故水量中等，水质也佳，不宜作为民用，农灌及工业用水水源。水流向自西北向东南，以水平侧向补给为主，据6406（2）孔（在陈四楼内）长期观测资料证实，该段水高水位期在每年2月份。低下水位期在11～12月份，近几年有处于大幅度下降的趋势，下降幅度（19852月～198712月）3.13米，平均年下降幅度1.10m。明显的反映出水径流滞缓，补给不足。二叠系裂隙承压含水组上石盒子组裂隙承压含水段含水层岩性以细、中粒砂岩为主，少见粗粒砂岩，与隔水性较好的泥岩、砂质泥岩1～222.0～1.7m26.14m。6、5是该段主要含水砂岩，厚度变化大，其中：60.50～49.6m13.12m；50.75～34.90m，平均9.6m，据钻孔，裂隙比较发育，大部分地段漏水或严重漏水，漏失量达170～200L/min5（30多米5砂岩段进行00080.041升/秒.0.757米/日，29.30米，水化学类型为S-a2.1克/250。下石盒子组裂隙承压含水段0～7层，以细粒砂岩为主，局部有中、粗粒砂岩，厚度0～33.06米，平均14.31米。沿断层带两侧部分钻孔有漏水现象，漏失量最大200升/2403（1）0.008升/0.053米/30.73米。水化学类型为SO4-Na型水，矿化3.3克/240C2403（1）孔长期观测资料看，198132.08米，198729.600.38米，至今没有回升趋势，说明以消耗静储量为主。沿裂隙水平侧向补给不足，径流滞缓，对矿床排水很有利，易于疏干。山西组裂隙承压含水组21～138.04～76.440～90～4215.14中粒砂岩，其间为泥岩、砂质泥岩或粉砂岩交替沉积并起相对隔水作用。沿断层两侧部分钻孔，二2煤顶板砂岩有漏水现象。漏失量100～200升/分。裂隙较发育，但多泥质或方解石脉充填。据2007孔、016孔、3514孔抽水试验：单位涌水量为0.001～0.005升/秒.0.001～0.027米/29.81～27.34米，水化学类型为SO4-Na型水，矿化度3.4～4.5克/升，水温19～240C。水补给为本层水平运移，动态变化据0426孔（陈四楼）长期观测资料，自年月至年月，一直处于0.531.39米，至今未见回升迹象。据永城煤田葛店1965年2202主孔抽水：水位标高31.04米，地质矿产局地1983162、163+0.94米，底板为-20.9930.1052.11米，这充分说明了该充水岩层富水性极弱，径流几乎处于停滞状态，随着矿山开采排水而大量消耗静储量，易于疏干。在期间的长观民井1、2、3、619129、150、159、101号观测资料相比较，前后水位标高相石炭系太原组岩溶裂隙承压含水组本组是二2煤底板间接充水岩层，全段有灰岩11层，总厚40.40～76.2253.47米，上段（L11～L8）17.5～29.3421.74米；中段（L7～L4）24.08米，平均15.24米；下段（L3～L1）厚1.6～20.59米，平均19.091～61.91～3.291.50L10、L8L4L240～70弱，且多被方解石脉充填或半充填，部分钻孔各层灰岩不同程度都有漏水现象，最大漏失量达200升/分。富水性受岩溶裂隙发育程度、水运动、可溶盐成分等因素所控制。内石炭系灰岩埋深大，上有（p1s）泥岩不透水层相隔，形成储水构造，具强承压性、富水性中等到强,从实际情况分析，城郊的北翼2、4采区石炭系灰岩富水性中等，东翼112（1）采区石炭系灰岩富水性较强。从灰岩化学成分看，CaO含量40～5287%，SiO20.35～23.12%，属微溶的碳酸盐类岩石。由于受区域地质构造的控制，水水平运移较滞缓，补给不足，交替性不佳，水化学类型多为SO4-Na型K3（L11）0.23～3.261.64二2煤底板为13.50～85.61米，平均50.36米，一般情况下对二2煤层不大，但当受断裂构造、垂向裂隙较发育地段，如、及2015为断层穿见孔，1采区2101L84.10～16.9510.49米，厚度大，较稳定。岩溶裂隙较发育，CaO52.56～52.87%，高于其他层灰岩。SiO20.3～0.73%，低于其他层灰岩。L8上距K3（L11）一般平均在30米左右，期间又有泥岩、砂质泥岩相隔，基本无水力联系，一般不宜造成突水。但在内局部地段，如F4断层以西，L820225孔穿见断层，L826.82米。故通过F4断层也有突水的可能性。水动态变化，据6201（1）孔（位于陈四楼）长期观测资料：高水位期每年的2月份，低水位期大致在7～9月份，由于今年来气候偏干旱，水位变化自1986年4月后处于大幅度下降状态。总下降幅度为2.43米，1.46石炭系灰岩与下伏奥陶系灰岩，在东部偏北二2煤层露头处，直接接触，沿裂隙发生水力联系是可能的。边界F20断层南奥陶系灰岩上升，在断层北3514孔石炭系3505孔奥陶系灰岩水位，几无变化，说明二者无水力联系，可认为F20断层在自然状态下不导水。奥陶系灰岩裂隙承压含水组奥陶系灰岩在内最大厚度489.42米002孔）穿见钻孔1个，具厚层状岩溶裂隙随垂深增加而减弱，发育不均，承压性受各处静水压力控制，强弱不一。富水性差异也大，自远方大气降水补给而水平运移到本区，补、排、径不一致，循环交替条件较好。据3326孔抽水试验：单位涌水量0.9升/秒.米，渗透系数.38米/30.73米（灰岩穿见厚度48.97米。水化学类型一般为HCO3SO4-Na型水，矿化度1.1克/220C。40.42.7918.80积物充填，对新生界底部砂岩水下渗或侧向渗透有一定的作用，本层富水性极弱，径流处于停滞状态。在与煤层露头接触部位（如0005孔处）有垂渗的可能性，但影响不2204孔抽水试验：单位涌水量0.002升/秒.米，渗透系数0.019米/30.60米，水化学类型为SO4-Na0.9克/260C720条（57个断点）断层破碎带岩性为断层泥和断层角砾岩。岩石硬度低，固结程度很差，裂隙不发育。穿见断层钻无漏水现3433%，漏水层位主要为P1x、P2（个别孔为P1。说明主断层两侧次一级构造裂隙较为发育，也是巷道和工作面突水的主要通道，同时增加开采煤层时顶、底板管理的难度，应予以引起高度的注意，要留足够的断层保护煤柱。据内断层带抽水结果，以及与邻近断层带的抽水资F1450极弱，导水性也差，可视为相对的隔水层。但由于有断层的存在，毕竟破坏了上下含水2煤层通过断层破碎带时，应该引起高度的重视，防止灰岩水（静水压力大）顺断层或断层两侧次一级构造、主要导水裂隙造成突水。 断层富水性微弱，具有一定的隔水性能，一般情况下不会发生大的导 综上所述，本是一个与外部水力联系微弱，补给不足的较完整的独立水文地质57.45m3/h376m3/h地质勘探程1957年被地质局三二五队发现以来，先后有多家地质勘探单位进行过地1.1959年3月～11月，原煤田地质局一０七队开展普查工作，于同年11月提交了《省永城煤田普查地质报告，初步查明了勘探区的基本构造轮廓。2.1976年～1982年，省地矿局十一队开展详查工作，于1983年4月提交了《河南省永城煤田城郊煤田详查地质报告，基本查明了构造形态，控制了内大的断3.1957年～1984年，先后有省地矿局物探队等四家单位在永城煤田开展了电法、勘探工作。受仪器、方法和资料处理等方面的限制，资料利用价值不高。4.1992年10月～1993年3月，煤田地质局物探测量队在城郊矿井面积约的首采区（第03与第36地质勘探线之间）进行了二维高分辨补充勘探，同年8月提交了《省永夏矿区城郊矿井初级采区补充勘探报告，查明了区内落差大于10米2煤层隐伏露头位置，地质效果明显。5.1988年11月由省地质矿产厅地质十一队提交的《省永城煤田城郊煤田详查地质报告》经省矿产储量“豫储决字（1989）09号”文批准。6.2000年10月～2001年7月，省煤田地质局物测队开展了省永城煤电（集团）城郊矿东112采区三维高分辨勘探工作。7.2000年1月10日永城煤电城郊矿与中国矿业大学、中国煤田地质物探研究院签订了《永夏矿区城郊矿北三维三分量勘探合同书。中国矿业大学（、中国煤炭地质地球物理勘探编制了《省永城煤电（）城郊矿北三维三分量（3D3）勘探设计。8.2001年1月6日～2月28日中国矿业大学、中国煤田地质物探研究在现场历时近两个月完成了三维三分量任务，2001年3月完成数据处理，2001年6月完成地质解释与成图，2001年8月提交了《省永城煤电（）公司城郊矿北三维三分量（3D3C）勘探报告。该历经29勘探，施工钻孔35个，总进尺191546.1m，平均每平方公里.3个。其勘探类型确定合理，勘探工程间距适宜，勘探工程量充足，可满足相应级别储量的控制要求。对含煤地层作了较深入的研究和探讨，地层对比清楚，初步查明了岩浆岩的岩性、侵入层位、分布范围及对煤质影响。对边界断层除F9外，其他断层控制严密，第一水平内落差大于30m的断层、背向斜及煤层产状已经查明。查明了主要可采煤层的层数、厚度、结构及可采范围；煤层对比可靠。水文地质查明了内含水层组的水文地质条件，预计矿井涌水量的计算方法合理。对煤层顶板、底板、瓦斯、煤尘、自燃、地温等开采地质条件作了大量的研究工作，结论可靠。储量计算方法和选用的各种参数综上所述，设计认为该已达到精查勘探的要求，可以作为矿井设计及建设的煤层特煤本含煤地层自下而上为上石炭统太原组，下二叠统山西组、下石盒子组，上二叠统上石盒子组，含煤情况差别较大。太原组含煤1～10层，称一煤组，单层煤层厚度0.18～0.75米，平均厚度0.4米，内钻未见可采点，煤层总厚度2.17米，含煤系数1.5%3层、41.13米、1.19米，含煤系数分别为0.8%、0.5%，可采层数为零，钻孔一般为煤线或碳质泥岩。下石盒子组，称为三煤组，含煤7层，其中3层煤为较稳定可采层，一层为局部可采，山西组含煤3层，称为二煤组，其中一层稳定可采。山西组和下石盒子组为主要山西组K3K4K4底。主要由泥岩、砂质泥岩、砂岩和煤层组成。厚度72.4～130.10米，平均102.54米，含煤3层，赋存于该组中部的二2煤层为本井2煤层以下主要由灰色砂岩、黑色泥岩、灰黑色砂质泥岩、碳质泥岩和薄煤层（1煤）碎片和硅质菱铁矿结核。上段主要为薄层状砂岩，水平层理较发育，层面含碳质及白云1525米左右，局部为煤层直接底板。2煤层以上主要为砂岩、砂质泥岩、泥岩加不稳定的薄煤层（3煤下细上粗的特点，偶见薄层菱铁矿，中部为一层中粗粒长石石英砂岩，称为“砂下石盒子组K4K5标志层底。主要由深灰色、灰色泥岩，砂质泥岩和浅灰色砂岩，鲕铝土泥岩及煤层组成，厚度45.03～105.00米，平均69.63米，含煤7层，其中3层煤为较稳定可采层，一层为局部可采，是该又一重要含煤地层。4标志之底山西组分界。4为灰～浅灰色鲕状铝土泥岩含大量菱铁质鲕粒，1.4331.510.0定，易于对比。其厚度变化：在00线一带厚，一般在15米左右向斜附近较薄，大1010（50～10r，一般发育在4上部与视电阻率幅值相对应。自然伽码异常，厚度在2米左右曲线界面清晰。为的重要标志层。本组下部为砂泥岩段，砂岩发育，见大量交错层理，泥岩富含植物化石碎片；中部以泥岩，砂质泥岩为主，砂岩大部分分布于5～73米左右，岩性以泥岩、砂质泥岩为主，少量细中粒砂岩，煤层段泥岩植物化石碎片及丰富的根座化石，菱铁质鲕粒在局部层段比较密集，水平层理发育。上部为细、中粒砂岩与砂质泥岩及薄煤层多旋回交替出现，砂岩层呈透镜体状，近南北向展布，分布面积较小。砂泥岩互层，局部可见细砂岩。本组的厚度变化和沉积环境有关，分流河道沉积厚度较大，其两侧分流间弯的沉积厚度较小。本共含煤15～23层，其中可采煤层1层（参见煤层情况一览表，为山西组的二2煤层。主采煤层为山西组二2煤层。（米含煤情况系统组（米编号40无（米含煤情况系统组（米编号40无30无70组31系0无煤层顶、底25~10m。老顶为细粒、中粒砂岩，厚度2.35~19.70m。直接底板主要为砂质泥岩、粉砂岩，厚度0.76~32.73m1.18~12.71m，岩石致密，分布连续稳定。顶、底板抗压强度细粒砂岩以上的一般46.80~130.20MPa，砂质泥岩、粉砂岩15.87~57.30MPa、泥岩12.40~46.27MPa；顶底板抗拉强度细粒砂岩以上的一般1.10~5.77MPa、砂质泥岩、粉砂岩0.50~4.80MPa、泥岩0.57~2.10MPa。可见砂质泥岩、板。在断层发育处，岩石原生结构遭到破坏，裂隙较发育，强度降低容易造成冒顶及片煤可采煤层均以高变质年轻的无烟煤为主，次为天然焦及少量的贫煤。煤的物理各无烟煤均为黑灰—灰黑色，少量呈铅灰色；似金光泽（ 光泽）条痕为灰2部多呈块状，层状构造，脆度较小；中下部常为碎屑状及块状，脆度较大，易碎，煤质较上部差；可见贝壳状断口，视电阻率在30-130Ω.M之间；视为1.47。三煤组各煤层多为粉末状，层状构造，块状较小；常见参差状及贝壳状断口；视电阻率在.M之间；视略高于二2煤层，三1、三22、三4煤层分别为1.54、1.49、1.50。各煤层的天然焦呈灰色—钢灰色，条痕黑色，纯者为似金属光泽、坚硬，气孔及裂隙发育，煤层的结构构造均被破坏。视高于同煤层的煤。形态上多呈块状，有时可见粒状。块状焦的裂隙常被次生的碳酸岩矿物所充填。燃烧时燃点高、无焰、常有轻微热爆性，并伴随有响声。22煤层以亮煤、镜煤为主，暗煤次之，丝炭少量。镜煤呈薄层状或小透镜状与亮煤及暗煤组成条带状结构。属半亮及光亮型煤。镜下鉴定，有机质含量占77.3～89.6%。其中以凝胶化物质为主，占有机质的84～98%2～16%82～93%酸盐类、氧化硅类含量较少。二2煤层中的镜煤最大反射率为.977，平均反射率为2.648%235.5。内各可采煤层中无烟煤和贫煤，原煤水分一般在0.5～2%之间，少量小于0.5%，2%3～7%。116%以上。天然焦的水分和同层的无烟煤相近。各煤层无烟煤及贫煤的精煤可燃基挥发分产率分别在7.8～.39%、1.41～10.74%之间。但在煤层露头附近，因受风化作用挥发分产率有不同程度的增加。三煤组的贫煤、2煤层。这和它的变质程度较低、埋深较浅、后期岩浆岩侵入28.88%48.15%，都明显降低。ATATATAT煤层A低灰T低灰低～A富灰T富灰A中灰T中灰富灰A中灰T中灰从城郊各可采煤层主要煤质特征汇总表及上表可以看出，无烟煤二２煤层原煤灰分产率在8.6～35.67%之间，均14.41%以低灰分为主，中灰分区主要在东、中011煤14.96～39.91%27.5%，以富灰分为主，以中灰分为主，中灰分2213.68～34.04%2.10%富灰分区主要分布在北中部F6断层南侧；三4煤层灰分产率在12.32～36.47%之间，平均为20.4%，以中灰分为主，富灰分煤零星分布于全。贫煤各煤层灰分产率平均2煤高2.27%229.36%47.69%。综上所述，二2煤层低灰分为主，有少量中灰分煤。三1煤层以富灰分为主，有少量中灰分煤。三22、三4煤层均以中灰分煤为主，有少量富灰分煤。各煤层中的天然焦是：2煤层属低～224煤层属中～不同煤类经1.5洗选后，精煤灰分产率普遍降低。二2煤层各煤类精煤灰分产率降低7.77～9.21%10%1煤17.76%、19.69%。灰成分和熔融性：内各煤层不同煤类的灰分均以SiO2、Al2O3为主，两者之和2270%180%以上。其次为Fe2O3、CaO，还有少量的K2O、Na2O、MgO、SO3、TiO2等。内无烟煤、贫煤的灰分产率中SiO2、Al2O370～80%12500C，属高熔至难熔灰分；少量天然焦因接触交代作用进行得较充分，焦中的Fe2O3和CaO明显增加，灰降至11500C°，为低熔灰分。硫：二2煤层硫的含量普遍低于1%（少数大于1%，平均值0.498%；三煤组各煤层210.64%220.62%4煤层0.61%。本的无烟煤、贫煤均为特低硫煤。0.01%0.01～0.04%之间，20.2～2.2PPm12～4PPm22231010PPm1.2～3.4PPm41.4～4PPm之间。内各煤层中砷含量大都大于8PPm，是酿造和业的理想。氟：内测试数据较少，各煤层中测得的含量是：二2煤层为36.6PPm，三1煤层75.8PPm2253.1PPm447.6PPm。ATATATATQfDT克QrDT卡克22241不同煤类发热量高低不同，贫煤高、无烟煤次之、天然低煤对CO2通过对内各可采煤层的无烟煤在11000C对CO2的反应性测试，二2煤层CO2还54.0～78.0%64.3%1CO245.8～71.2%之间，平54.7%22煤层CO236.2～76.1%56.2%4煤层CO2还原率在41.1～61.3%之间，平均为49.2%。在三22煤层测得贫煤CO2还原率52.5%、61.1%；56.8%；天然焦对CO271.2%。由测得数据可以看出，二2煤层对CO2的反应性比三煤组各煤层较好，三1煤层与三22CO2422CO2的反应性接近通过对各可采煤层的热稳定性进试，可知二2、三4煤层的无烟煤热稳定性本利用哈特对各煤层无烟煤进行了可磨性测定，根据测定结果，二2煤层的哈氏指数在57.46～95.51之间，其中60～70的占近50%，大于60者占总数92%。北于100者为易磨，小于100者为不易磨。故认为该煤层属不易磨煤。采用±0.1含量法进行评价，当理论分选确定为1.7时，二2煤层属易选至极易选122煤可选性较差。采用中国煤炭分类《GB5751-86》对二2煤进行分类，二2煤主要以无烟煤本二2煤层为无烟煤，首先可作为化工用煤，包括气化用煤及发生炉煤气用煤和化肥用煤，其次作为动力用煤及民用等。瓦CH40.5cm3/g，属低瓦斯矿井。2煤层瓦斯分布的基本情况如下：（1）-5000.5cm3/g3222孔瓦斯5.296cm3/g75.16%。（2）-500米以深瓦斯含量沼气浓度亦很低（大都在0.5cm3/g以下。仅 3612钻孔瓦斯含量和浓度稍高分别为：1.31cm3/g、1.31cm3/g、0.948cm3/g和59.07%62.44%、44.41%（3）23222、3323、36093612煤依据2002年8月22日煤炭科学研究总院重庆分院对永城煤电城郊煤矿煤样进行煤尘性鉴定的结果：各煤层均无煤尘。煤的自依据2002年8月22日煤炭科学研究总院重分院对永城煤电城郊煤矿矿区北翼煤样及矿区东翼煤样进行煤炭自燃倾向等级鉴定的结果：煤层自燃倾向等级属Ⅲ类（不易自燃91天。地25m16.5内地温仅随深度的增加而增加。的平均地温梯度为2.67℃/100m，从地温梯222煤层地温等值线图上看出，2煤层-500m30℃，-600m以深的地温除东南部小面积低温区外，一般为一级高温区。在3127孔-700m以深地段，3131℃。2境界和储2.1境2.1.1境界划分的原划分应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存状态、煤质分布规律、开采技术条件、矿井生产能力和开拓方式，并结合地貌地物等因素，进行技术经济比较后确定。在煤田划分为时，要保证各有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为的原则有直（折）2.1.2境的长度：最大值11.25km；最小值9.96km；平均值10.84km。6.17km4.94km5.95km。可采煤本含煤地层自下而上为上石炭统太原组、下二叠统山西组、下石盒子组、上二叠统上石盒子组，含煤情况差别较大。太原组含煤1～10层，称一煤组，单层煤层厚度0.18～0.75m，平均厚度0.4m，内钻孔未见可采点，煤层总厚度2.17m，含煤系数1.5%。上石盒子组四煤组、五煤组含煤总层数分别为三层、四层，平均总厚度分别为1.13m、1.19，含煤系数分别为0.%、0.，可采层数为零，钻孔一般为煤线或炭质泥岩。下石盒子组，称为三煤组，含煤七层，其中三层煤为较稳定可采层。山西组含煤三层，称为二煤组，其中一层稳定可采，山西组和下石盒子组为主要含煤地层，172.17m10.21m5.93%。25.50m42.3尺的平均长度10.84km。5.95km。 式中S——的水平面积H——的平均倾向宽度L——的平均长度，m； 2-12-1矿井储储量计算基根据城郊矿地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算储量计算厚度：夹矸厚度不大于0.05m，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的50%时，以各煤分层厚度作为储量计算厚度。21.50t/m3安全煤柱留设原20m。立井保护煤柱一般采用垂直剖面法设计。15m。工业场地保护煤柱用移动角法设计。50m40m15m。2-1ⅠⅡⅢⅣ52-22-22.401.20-0.45-0.90-矿井地质储矿井主采煤层为二2煤层，采用地质块根据地质勘探情况，将矿体划分为Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ四个块段，在各块段范围内，用算术平均法球的每个块段的储量，煤层地质总储量即为各块段储量之和，块段划分如图22-2Ⅰ块段 ㎡，平均角度Ⅱ块段 ㎡，平均角度Ⅲ块段 ㎡，平均角度 ㎡，平均角度3.88°； ㎡，平均角度3.38°； ㎡，平均角度4.75°；煤的平均容重为：R平均=1.50t/m3。煤的平均厚度为：H煤厚=5.50m。ZSRH

（2-Z——各块段储量，Mt；S——R平均——煤的平均容重，t/m3；H煤厚——煤的平均厚度，m；2Z=ZⅠ+ZⅡ+ZⅢ+ZⅣZⅤZⅥ=107.96+74.83+104.19+59.00+62.63+62.81=471.42Mt矿井工业资源储2-3计算ZgZ111bbZ122bZ2M11Z2M22Z333式中Zg——

（2-k——可信度系数，取0.7～0.9，地质构造简单，煤层赋存稳定取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定取0.7。根据本矿实际条件，地质构造中等，煤0.8。2-32-3量量矿井设计储2-4

ZsZgP1

（2-Zs——P1——断层煤柱、防水煤柱、境界煤柱、地面建筑物、地面构筑物煤柱等按照《煤矿安全规程》规定，由本矿井实际情况取境界煤柱为50m，断层保护煤40m2-4所示：2-4面积（㎡（t/煤厚压煤量F5Zs=（Zg-P1）=461.99-（13.93+0.91+1.66）=445.49Mt矿井设计可采储2-5Zk=(Zs- (2-式中Zk——P2——工业场地和主要煤柱损失之和C——75%80%，薄煤层不小于85%25.50m75%。井筒及工业广场煤柱按岩层移动角留取。根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》有关规定和永城地区其他矿井的经验数据，各参数选取如下：上山移动角：γ＝69º-0.4α下山移动角：β＝78º-0.78α移动角：δ＝74º保护煤柱根据上述参数，采用垂计算。所做的工业广场保护煤柱如图2-3所示。经块得：S= R平均=1.50t/m3；H煤厚=5.50m；θ=4°；由2-1可得工业场地保护煤柱压煤量为： 60m，大巷两侧的保护煤柱宽度各60m。布置三条大巷，则大巷保护煤柱压煤量为Z3=3×60×5912×5.50×1.50/由上得P2=13.77+23.62+8.80=46.19Mt则由2.5计算可得矿井设计可采储量为Zk=(Zs-P2)C=(445.49-2-33Mt/a2-2-5矿井工作（GB50215-2005）相关规定，确定矿井设计年工作日330d6h16h矿井设计生产能力及服务矿井设计生产能力是与划分紧密联系的，并相互适应，是矿区开发规划研究解决的重要原则问题。矿井设计生产能力反映矿井生产技术面貌和生产建设的规模，应根据地质条件、国民经济发展需要和国内外市场需求，技术装备和管理水平，充分考虑科学技术进步等因素，依照投资少、出煤快、经济效益好的原则合理确定。资源/储量：资源/储量是范围内供开采的煤炭的数量。它是矿井设计生产能力的基础，以保证有足够（规定）的矿井和水平服务年限。矿井生产能力应与的储量相适应。地质和开采条件：地质和开采条件是确定矿井设计生产能力的基本条件。煤层赋存、地质构造、煤层瓦斯涌出量、煤与瓦斯突出、冲击地压、涌水量与突水及自然发火等因素均制约着矿井设计生产能力，设计时必须综合考虑这些不利因素的影响。技术装备与管理水平：技术装备是提高矿井生产能力的技术。矿井设计生产能力的基础是采煤工作面的单产和数目。技术装备水平不同，采煤工作面的单产水平不同。管理水平对矿井设计生产能力发挥着重要作用，应重视培训。设计在确定矿井设计生产能力时，对技术装备与管理水平应充分考虑科学技术进步的因素。矿井与水平服务年限：为发挥投资效益和保证矿井正常生产和稳定发展，3-1的数值。矿井设计生产能（1）2.40Mt/a、3.00Mt/a4.00Mt/a三个矿井83.19a、66.56a49.91a。井型确定2.40Mt/a，服务年限与规范规定的50a相比，服务年限偏长，不能充分利用4.00Mt/a50a，不满足规范规定下限（2）内煤层赋存稳定，储量丰富，可采储量达299.48Mt，且主要集中在二2煤层。煤层厚度为5.50m，有建设3.00Mt/a矿井的煤层和资源条件。矿井有较好的投资效益和较合理的服务年限。设计对2.40Mt/a、3.00Mt/a4.00Mt/a三种不同的井型进行了采区个数、回采工作面个数、井巷工程量、建井工期、单位生产成本、矿井服务年限、吨煤投资等方面的技术经济比较。2.40Mt/a3.00Mt/a相比，3.00Mt/a时，投资效益较好。3.00Mt/a和4.00Mt/a相比，移交生产时，4.00Mt/a井型的矿井一般需两个综放工作经上述分析论证，根据本的开采技术条件及规范要求，矿区总体设计所确定矿井服务年矿井的设计生产能力与设计服务年限在数学上成反比。为了获得好的技术经济效果，要求两者相适应，实现矿区均衡生产，充分发挥附属企业的效能，避免出现矿井接续紧张。的设计生产能力应与矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服务年限。为了保证设计矿井在生产期间有足够的储量和服务年限，设置储量备用系数。ZkAT三者之间在数学上的关系式中T

T=

（3-K1.3~1.51.5。T=299.48/(3.00×1.5)=66.562005（GB50215-2005）对各类井型的矿井3-1所示。第一水平服务年根据矿井地质构造及煤层赋存条件，初步确定本矿井采用立井开拓，多水平上下山开采，一水平设在-485m3-1135.69Mt，第一水平服务年限32.30年，符合《煤炭工业矿井设计规范》对第一水平服务年限的要求。井型校25.50m4°较稳定，瓦斯及水文地质条件简单。根据《煤炭工业矿井设计规范》中规定，矿井设计3.00t/1~2160m，可以满足矿井的设计生产能力。3.00t/，属于大型矿井，开拓方式为立井开拓，主井提升容－20T输送机运到采（带）区煤仓，能力较大，操作简单且自动化程度较高。辅助采用电机车牵引矿车，矿井井底车场调车方便，通过能力大，可以满足材料、矸石及人员的调动要求。本矿井瓦斯涌出量相对较低，属于低瓦斯矿井，水文地质条件简单，煤尘具有矿井初期通风采用并列式通风，通风能力可以达到矿井需求23-1矿井设计生产能力/Mt·a-6.003.00-1.20-0.45-4开4.1开拓的基本问开拓设计是研究确定由矿井地面进入煤层通达开采区的主要井巷布置和开掘工程。它要保证矿井生产时开采、掘进、、提升、通风安全、排水和动力供应等井巷布置和开掘工程包括设计和开掘由地表通达采区、盘区或带区的各种井巷。开采部署是对内各开采煤层的开采方法和顺序做出总体性的安排。开拓解决的是矿井全局性的生产建设问题，是矿井开采的部署开拓方式应根据矿井地形地貌条件、地质条件、煤层赋存条件、开采技术开拓所要解决的问题是，在一定的矿山地质和开采技术条件下，根据矿区总体设计的原则规定，对矿井开拓巷道和生产系统的技术方案做出抉择，对内各部分煤层的开采做出原则性安排，主要内容是：确定井筒（硐）确定井筒（硐）确定大巷和总回风道位置、数目、装备、断面、支护、方向和坡度开掘井筒、井底车场、主石门、大巷、总回风道、采区石门等为全矿或开确定各煤层、各采区、盘区或带区的开采顺序、采掘和配采方式确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质和开采技术等诸多条件，经全面比较后确定。在解决开拓问题时，应遵循以下原则。（1）执行国家有关煤炭工业的技术政策，在保证生产可靠和安全的前提条件下，良好的使用和状态。井筒（硐）成多种类型 开拓方式，而井筒（硐）形式 开拓方式中最重要的标志井筒形式、数目、位置及坐井筒（硐）是井下与地面出入的咽喉，是全矿井生产的枢纽。井筒（硐）形式选择，对于建井期、基建投资、矿井劳动生产率以及吨煤生产成本都有重要影响。立井、斜井和平硐三种井筒（硐）形式各有特点，在一般情况下，立井最为复杂，斜井次之，平硐最为简单。现对三种井筒（硐）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。对地质构造和煤层产状均特别复杂的，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，成井速度较慢，开凿费用较高，基本建设投资大。对冲积层厚、水文地质条件复杂的矿井，多水平开采急（倾）斜煤层的矿井，以及煤层赋存深的矿井，一般应采用立井开拓。当的地形地质条件不利于采用平硐或斜井开拓时都可以考虑采用立井开拓。对于倾斜长度大的，采用立井多水平开拓能较合理地兼顾浅部和深部的开采。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；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒缺点是：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；相同煤层条件下，斜井井筒长度比立井井筒长，围岩不稳定时，井筒费用高；由于斜井的井筒长，相应的通风线路和管缆也较长；对瓦斯涌出量大的大型矿井，为满足通风的要求，有时需增开风井。内煤层赋存不深、表土层不厚、无流沙层、水文地质条件简单、开采缓（倾）煤田浅部 面积小、储量有限、煤层露头发育良好、表土层不厚、水文地质件简单、倾角不大（≯35°）需要，有利于的合理开拓布置，适于煤层倾角与井筒装备要求的倾角相一致的条件。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。矿井设计生产能力为3.00Mt/a矿井开采深度范围为-300m~-950m，东部含断层，为正断层，倾角为20-45m376m3/h，矿井水文地质类型属于中等类型。井筒（硐）2个能行人的通达地面的安全出口。矿井必须有两个通向地面的出口，以策安全和通风需要。主井担负提煤，副井担负升降人员、材料、设备、矸石等辅助作业和进风，风井回风。城郊矿两翼通风线路较长，根据通风方案确定两翼各开风井的对角式通风方式。煤层露头较浅，可将风井设在采区露头部分，既通风方便，线路短，风阻小，又可井筒（硐）合理确定井筒（硐）位置，对于井下开拓部署、地面设施布局及线路布置有着井筒（硐）沿有利的位沿的有利位置是井筒（硐）布置在，当两翼储量分布不均匀时，宜布置在储量分布的，使两翼储量分布比较均衡。尽可能避免井筒偏于一井筒（硐）布置在，双翼开采较单翼开采有以下优点沿的工作量最小，费用最少；配风量比较均衡，通风线路较短，通风阻力较小；两翼产量比较均衡，两翼开采的年限和结束的时间均较接近，有利于水平。沿倾向有利的位对不同开拓方式的矿井，沿倾向有利的井筒位置分不同的情况平硐开拓主要取决于地形条件；斜井井筒沿倾向的位置主要是选择合适的层位、倾角、井口和井底位置。立井开拓时，确定井筒沿倾向位置的原则是：石门工程量少，少压煤，有利于第一水平开采。井筒位于浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于中部时，石门较短，沿石门的工程量较小；井筒位于的下部时，石门长度和沿石门的工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采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。因此，一般井筒位于倾向方向中偏上的位置为便于井筒开凿施工，减少掘进及费用，应使井筒通过的表土和岩层具有较好井筒应尽可能不通过流沙层、较厚的冲积层及较大的含水层。井筒应避开受地质破坏比较剧烈的地带及可能受采动影响的地段。井筒附近要布置主、副井生产系统的建筑物及引起铁路线。要求井筒位置附近综观本地质条件及煤层赋存情况，经方案比较后，确定主、副井筒位置布置于工业场地的位置、形状和面要便于供电、供水及与外部的联系，附近有便于建设居住区、拍排矸场的要避免井筒和工业场地水患，井筒位置应高于当地最高洪水位，且井筒位置能不受洪水。充分利用地形，使工业场地布置及地面合理，并使平整场地的工程量较少。选择井筒及工业场地位置既要力求做到对井下开采有利，又要注意使地面布置合理，还要便于井筒的开凿和工业场地的位置选择在主井、副井井口附近，即中部2-230公顷，形状选择为矩形，长边平行。按700m×450m布置，如图2-3所示。开采水平的确定及采盘区划开采水平划分的目的是有计划、按顺序、安全合理地开采煤层，减少煤炭损失；布置开采水平大巷、井底车场；减少同时掘进的巷道工程量及减少巷道工程量；利于生产组织和管理，获得好的技术经济效果。根据斜长或垂高大小、开采煤层数目多少、层间距远近和倾角陡缓的不同内可设一个或多个开采水平。合理的采区上、下山长度（或带区连续推进长度生产矿井的实际情况而言，采区上、下山（带区）长度对主已无太大的影响2综观内的围岩情况，二2号煤层倾角平缓，为3°～5°，平均4°，为缓倾斜煤层，229.48Mt66.56a。主要开拓巷2.50，赋存稳定，底板起伏较小，为缓倾斜煤层，煤层厚度变化不大，煤质硬度中等。矿井轨道大巷、大巷、回风大巷均布置在岩石中，大巷间距60m。矿井瓦斯涌出量较小，属低瓦斯矿井。轨道大巷，大巷回风大巷共3条岩石大巷。大巷分别位于第一、二水平，沿方向布置，大巷、风大巷巷道坡度随煤层而起伏,一般3°-5°，轨道大巷巷道水平掘进坡度为3‰-5‰，便于排水。方案比按《煤炭工业矿井设计规范》规定的大型矿井服务年限要求，T60a，储量备用系1.5，求矿井设计的生产能力A。 T

299.483.34Mt根据煤层赋存情况和矿井可采储量，按《煤炭工业矿井设计规范》规定，将矿井设计生产能力A3t/，再计算矿井服务年限： A

299.4866.56a在计算矿井服务年限时，考虑矿井投产后，可能由于地质损失增大，采出率降低和矿井增产的原因，使矿井服务年限缩短，设置了备用储量Zb，备用量为：ZZk0.5299.480.5 在备用储量中，估计约有50%为采出率过低和受未预知地质破坏影响所损失的储量。299.48-根据条件和《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定，本可划分为2~3个阶段，1-3个开采水平。阶段内采用带区式准备方式。阶段划分和开采水平设置有两个方案，1：立井两水平开拓井口及工业广场选择在内场地，立井两水平开拓开发全矿井。主、副井口标40m，主、副井落底后下设-485m水平折返式梭式井底车场；主、副井采用暗斜井延深至-760m水平，-760m-485m水平、-760m2煤层底板掘进，大巷与井底车场之间采用轨道石门、进风石门连接。矿井初期采用并列式通风系统、抽出式通风方式，矿井后期在西部4-1所示。2井口及工业广场选择在外的场地，斜井两水平开拓。主、副井口标高+39m，布置-485m水平、-760m水平。-485m水平、-760m水平均设置环形式立式车场，两水平间主、副井采用暗斜井延深。-485m水平、-760m3‰流水坡度掘进，胶带采用并列式通风系统、抽出式通风方式，矿井后期在西部再凿一回风井。如图4-2所示。3：立井三水平开拓（暗斜井延深井口及工业场地选择在内场地，立井三水平开拓（暗斜井延深）开拓全矿井。主、副井口标高40m-450m-70m水平、-900m-450m水平至-700m水平采用暗立井延深，石门连接700m轨道大巷与胶带大巷；-700m用暗斜井直接延深至-900m水平。-450m-700m、-900m32接。矿井初期采用并列式通风系统、抽出式通风方式，矿井后期在西部再凿一4-3所示。4：立井三水平开拓（暗立井延深井口及工业场地选择在内场地，立井三水平开拓（暗立井延深）开拓全矿井。主、副井口标高+40m，划分-450m水平、-700m水平、-900m水平三个水平开采。-450m水平、-700m水平、-900m水平之间直接采用暗立井延深，石门连接轨道大巷与胶带大巷。-450m水平、-700m、-900m2掘进，大巷与井底车场之间采用轨道石门、进风石门连接。矿井初期采用并列式通风系统、抽出式通风方式，矿井后期在西部再凿一回风井。如图4-4所示。4-11（立井两水平开拓4-22（斜井两水平开拓4-33（立井三水平开拓（暗斜井延深4-44（立井三水平开拓（暗立井延深4-1、表4-24-34-4所列。4-11数量基价（元费用（元费用（元（万元（万元（万元煤量提升高度基价（元时间服务年限基价（元大巷煤量平均运距基价（元4-22数量基价（元费用（元费用（元（万元（万元煤量提升高度基价（元时间服务年限基价（元（万元大巷煤量平均运距基价（元4-33：立井三水平开拓（暗斜井延深数量基价（元费用（元费用（元（万元（万元（万元煤量提升高度基价（元时间服务年限基价（元大巷煤量平均运距基价（元4-44：立井三水平开拓（暗立井延深数量基价（元费用（元费用（元（万元（万元煤量提升高度基价（元时间服务年限基价（元大巷煤量平均运距基价（元（万元1、21主、副井两水平均为立井，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2主、副井均为斜井，斜井的提升能力比立井大，有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒长辅助提升能力小，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。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（4-1、4-21、21方案3、4的主、副井井筒形式相同，区别在于第三水平是用立井直接延深还是采用3、44-34-446.87%10%4的提升、排水等3更少，即生产系统更为简单可靠一些。方案经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（4-3-43、44：立井三水平（暗立井延深。4-5项 主井井筒副井井筒风井井筒井底车场开拓大巷 00风井井筒井底车场0石门开拓大巷 4-6项提升石门大巷04-7项 (元(万元(元(万元辅助大0000辅助大4-8项(万元(万元石门大巷004-9百分率百分率由对比结果可知，方案一比方案三的总费用少21.91%。综合以上技术经济比较，确定本矿井的开拓方式为：立井多水平上下山开拓（前期并列式通风，选用方案一。矿井基本井位于矿井工业场地，担负全矿井300万t/a煤炭兼进风。井筒内装备－20T7.5m面积为44.18m2,500m，表土层厚220m表土层段掘进断面面积为70.88m2，基岩58.09m24-5。位于矿井工业场地，担负全矿的材料和设备提升兼进风。副立井提升容器为GDGK1.5×2×4（宽）GDG1.5×2×4（窄）型罐笼一对。井筒内设有两趟排水管路，并敷设动力电缆。井筒断面形状为圆形，490m，井筒直径8.0m，净断面面积为50.26m286.59m266.47m2，井筒断面布置4-6。位于矿井工业场地，担负矿井东区的全部回风，井筒净直径为6.5m33.18m2，表土层掘进断面积为63.62m2，基岩段掘进断面积44.18m2，500m，内设玻4-7。位于矿井工业场地，担负矿井东区的全部回风，井筒净直径为6.5m33.18m2，表土层掘进断面积为63.62m2，基岩段掘进断面积44.18m2，760m，内设玻4-8。根据后面通风设计部分的风速验算，各井筒风速均符合《煤炭工业设计规范》和井底车场及硐矿井为立井开拓，煤炭由主立井箕斗运至地面；物料经副立井罐笼运至井底车场，1.5t固定厢式矿车运到带区；矸石由单轨吊经带区斜巷运至轨道大巷，根据矿井开拓方式，主立井、副立井和大巷的相对位置关系，确定为折返式井底车场，井底车场、轨道大巷铺轨以矿车辅助，带区斜巷辅助为单轨吊车。井底车4-9。）2400×150×150（mm70m。80m，可同时对两套胶轮平板车进行换装，240m10t电动葫芦桥式起重机用于物料与一般设备换装，另一220t电动葫芦桥式起重机用于支架等重型设备的换装。井底车场内设2台电牵引机车（轨道机车牵引，重车顶入换装站，空车返回井底车场存车线。大巷来的材料胶轮平板车直接倒入换转站一端等待换装。井底车场硐室主要有：井底换装站、井底煤仓、主变电所、主排水泵房、消防材料库井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、室、机头硐室联络巷等。用于材料、设备的换装，长度为70m，可同时两套胶轮平板车，硐室内一端布置2台40m行程的10t电动葫芦桥式起重机用于物料与一般设备换装；另一端布置2台一组的20t主井井底煤仓为一垂直圆断面煤仓，坐落于主井底段，煤仓直径为8.0，有效装煤高度为24.8m，经计算煤仓容为1800t。带输送机能力为2500t/h，主井箕斗提升1600t/h900t/h煤仓采用上装式布置，通过检修清理斜巷清理。376m3/h，所需水仓的容量为根据水仓的布置要求,水仓的容量为 式中Q—S—由上面计算得知：QQ0，故设计的水仓容量满足要求。井底车场车场巷道及硐室除煤仓、装卸载硐室等采用现浇混凝土支护外，采用锚喷支护，遇围岩破碎的地方加金属网支护。主要开拓巷辅助大巷和主大巷基本沿二2号煤层底板布置，属岩层大巷，巷道坡度随煤层而起伏，一般2°-5°，辅助大巷坡度为3‰-5‰，主大巷上仓段局部10°。主运输大巷铺设混凝土底板，厚度100mm，辅助大巷铺设混凝土底板，厚度200mm。主、辅大巷均为锚支护半圆拱断面，主大巷掘进宽度为5.30m，高为4.90m，巷道净断面19.80m2，掘进断面面积21.60m2。辅助大巷掘进宽度为4.80m，高为4.45m，巷14.3m216.6m2。辅助大巷和主大巷断面特征如图4-10和4-11 4-5 4-6城郊矿风井井筒断面布置

图4-7城郊矿回风立井井筒断面布置

4-84-9城郊矿轨道大巷断面布置

图4-10辅助大巷断面布置城郊 大巷断面布置

图4-11城郊矿主大巷断面布置煤层地质带区位设计首采带区（北一带区）位于北部偏东，大巷北部带区煤层特2煤层，其煤层特征：黑色，亮煤为主，具有金属玻璃光泽，煤层5.50m3～5°4°1.50t／m3。带区平均瓦斯涌出量小于0.50m3/t，瓦斯涌出量不大。煤尘无自燃倾向性，无性煤层顶底板岩石构造情7—8m。灰色，含铝土质，具鲕粒及暗斑，局部夹镜煤条带。5—6m，灰色，成份以石英为主，具有水平层理。0.45m，灰黑色至深灰色，块状，富含植物根部化石。13—14m，灰色，成份以石英为主，具有水平层理。水文地城郊矿是一个与外部水力联系微弱，补给不足的较完整的独立水文地质单元，开采57.45m3/h376m3/h地质构带区内地质构造简单，煤层整体呈北高南低的单斜构造，在此基础上发育了一系列宽缓褶曲，造成煤层底板有小的波动，但变化不大，煤层倾角平均2°～4°。一、三盘区内无较大断层，二盘区内有一落差较小，但影响范围广的逆断层，四盘区内有一落差大，影响范围较广的断层。带区内地质构造简单，总体构造形态呈一北西西的单斜构造，在此基础上发育了一系列宽缓褶曲，造成煤层底板有小的波动，但变化不大，煤层角度7°～12°倾角平均10°。沿东西贯穿整个有一相对倾角较大的褶曲。各带区均未布置于断层中。带区巷道布置及生产系带区准备方式的确带区准备方式优点，不需要开掘上山，大巷掘出后便可以掘带区平巷、开切眼和必要的硐室车场，因此巷道系统简单；系统环节少，费用低，系统简单，设备、数量和辅助人员少；工作面长度可保持等长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果显著，国内实践表明，在工作面单产、巷道掘进率、采出率、劳动生产率和吨煤成本等几项指标方面，都有显著提高和改善。本设计矿井大巷布置在岩层中，辅助采用轨道，电机车牵引带区准备方式存在的问题，如带区布置受煤层倾角较大，采取一定的技术措施后可12°~17，故采用带区准备方式，以下就带区巷道布置及其生产系统进行说明。带区巷道布工作面采用副井进风，风井回风的布置方式，每个工作面共布置两条斜巷，一侧布路之后就可以布置回采巷道，但工作面产量大，通风线路较长，前期采用并列式通风，后期采用两翼对角式通风，轨道大巷、大巷和回风大巷均布置在岩石中。掘分带斜巷采用连续采煤机掘进掘进速度快。工作面连续开采，相邻两工作面各留20m煤柱。首采带区北一带区位于大巷北侧，长平均3900m，倾向长平均1770m。带区内划分13个区段，区段平均长1770m，宽280m，工作面长250m。分带斜巷和轨道斜巷4.70m宽，3.40m高。首采带区为北一带区，然后依次带区，南四采区，东三带区，东五带区，西21052104工作面。带区内各工作面采用一进一回U5.带区带区内区段斜巷铺设1400mm的胶带输送机，煤炭到带区煤仓，然后经大巷皮带机到主煤仓。带区内辅助采用单轨吊，柴油机车牵引，材料车从井底车场出来，经轨道大巷到运料斜巷，然后到分带回风斜巷，再到工作面。带区生产系煤由工作面刮板机→分带斜巷机、破碎机→分带斜巷胶带输送→分带煤仓→大巷胶带输送机→石门→主煤仓→主井箕斗提升机→地面辅助系工作面设备材料经副井罐笼运至井底车场，由轨道经辅助巷道运至运料斜巷，经无极绳绞车提至工作面。路线如下：带区2201工作面路线为副井→井底车场→轨道石门→轨道大巷→进风行人斜巷→分带斜巷→工作面→分带回风斜巷→回风大巷→回风石门→风井。通风系统路线如图5-1巷道沿煤层掘进，矿井投产后，基本不产生矸石，在局部掘进穿越岩层和施工风桥、平巷机机头硐室时产生的少量矸石，采用矿车将矸石运到废弃巷道中，因此在地面不设排矸系统。供电：