120万吨新矿井设计-本科生毕业设计

第六十八页第一章矿区概况及井田地质特征1.1矿区概况1.1.1地理位置及交通条件白洞矿井田位于大同煤田向斜中段东南侧，为大同矿区总体发展规划中的同忻联合井田白洞分区南部。本区位于大同石炭系煤田的东部，口泉河的中游，其地理位置位于大同市西南约18km处，行政隶属于大同市南郊区所辖，地理坐标为：东经113°0′49″～113°4′3″，北纬39°58′37″～40°0′42″。本井田位于塔山井田的东北部，东邻高庄村面窑沟煤矿、白洞村面窑沟煤矿；北与同忻井田毗邻；南为国投大同能源有限责任公司塔山煤矿(见图1-1-1四邻关系图)。图1-1-1四邻关系图铁路：口泉铁路支线从白洞矿东南部穿过，并设有白洞站，自此向西沿口泉沟可达乔村站，向东北经平旺车站与北同蒲线及大秦线相接，南可达太原，东可至秦皇岛，并经大同北抵集宁、呼市、二连；东达北京等地。大同地区在口泉、西韩岭、湖东三地设编组站，煤炭货运及客运十分便利。公路：井田内主要有口泉至王村公路通过，向东北经口泉至大同市通往内蒙、北京、河北各地，亦可自口泉向东交于大(同)-运(城)公路干线，直达太原等地，区内尚有若干简易公路，公路交通十分方便。交通位置见图1-1-2。图1-1-2交通位置图1.1.2气象与地震及水文条件1．气象该区属于中温带、大陆性气候。冬季严寒，夏季炎热，气候干燥少雨，风沙严重，特点如下：（1）气温：年气温、日气温变化显著，年温差可达60℃，日温差为11.6℃～16℃。以6、7、8三个月温度最高，月平均温度24℃～30℃，极端最高气温36.6℃；以11、12、1、2月份温度最低，月平均温度-3.2℃～-10.9℃，历年极端最低气温-21℃～-25.9℃，冬季占全年时间近一半。（2）降水量：年降水量为247～499.2mm，降水时节强度极不均匀，以11、12、1、2、3、4六个月降水量较少，为34～61.6mm，占全年降水量的5%～21%；7、8、9三个月降水量较大，为248.9～388.6mm，占全年降水量70%以上。（3）蒸发量：年蒸发量1539～2367.5mm，以5、6、7三个月蒸发量最大，占全年蒸发量的50%～60%，蒸发量大于降水量4～9.5倍。（4）风力：有风日数占全年的75%以上，风向以北、北西向最多，年平均风速2.6～3.1m/s，各月最大风速17.0～30.5m/s。雁北之风沙驰名山西省，风力一般为3～5级。（5）结冰和解冻：每年初霜日期9月底或10月初，终霜日期翌年4月底或5月初，历时半年之久。土壤冻结在11月底或12月初，冻结深度为105～186cm。2．地震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。3．水文条件本区属海河流域、永定河水系、桑干河支系。本矿区内主要河流为口泉河。口泉河位于大同市西南，发源于左云县水窑乡，该河自西向东横穿该井田，流域面积600km2，全长50km，河宽20～150m，坡度12.5‰，树枝状水系，径流量甚小，为渗漏性、间歇性河流。河水靠矿井排水和大气降水补给，日常径流量0～0.22m3/s，洪峰流量为60m3/s，最大洪峰流量为691m3/s。（1964年5月31日实测）。1.1.3外部建设条件1．水源白洞矿生活饮用水由同煤集团统一供给，供水量3000m3/d；井下消防用水、井下酒水、筛分车间用水、绿化用水、浇洒道路、地面消防用水及生活设施用水利用矿井水，以上用水约需3500m3/d。目前侏罗系矿井排水量平均4800m3/d左右，可以满足现在和将来各方面的用水需求。2．电源本矿井建有35kv新白洞变电站，供电电源引自四老沟110kv变电站，为双电源供电。四老沟110kv变电站距新白洞变电站1.5km左右。目前供电电源完全能满足矿井延深后的生产需要。3．主要建筑材料供应条件本区属大型煤炭基地，长期以来形成了可靠的材料供应来源，并且当地也有部分的矿用材料加工厂，为矿井的建设提供了便利条件。1.2井田地质特征1．2.1井田地形及煤系地层井田内多为黄土覆盖，基岩仅出露于沟谷底部及山脊，根据以往及补充勘探地质资料，井田内发育地层由老到新为：太古界集宁群、寒武系、奥陶系、石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组、侏罗系下统永定庄组、中统大同组、云岗组、第四系中、上更新统、全新统。白洞矿井田位于大同煤田中、东部，经勘探及开采证实井田内赋存的煤系地层为侏罗系中统大同组、石炭系上统太原组、二叠系下统山西组。由于本井田批采的侏罗系煤层已经采空，二叠系山西组地层在本井田仅零星赋存于南部边缘，因此对侏罗系中统大同组地层和二叠系下统山西组不再叙述。石炭系上统太原组(C3t)为本区主要含煤地层，按岩性组合及沉积序列可分为三个岩段。上段在本井田顶部多受到剥蚀，岩性顶部为灰黑色、灰色、浅灰色中、粗砂岩、砂质泥岩，夹有不稳定1号煤层，中下部主要为灰白色细砂岩、粉砂岩、深灰色泥岩、砂质泥岩，含3号、5、6号煤层，以上组成太原组的第三旋回，主要以泥炭沼泽相、泛滥平原相为主。中段上部为粉细砂岩及砂质泥岩，下部为砂质泥岩及中、粗砂岩，含不稳定的7号煤层，井田局部地区夹有灰色铝土泥岩，为太原组的第二旋回，以分流间湾相、泛滥平原相为主。下段为太原组的第三旋回，为深灰色、灰黑色砂质泥岩、泥岩、细砂岩、粗砂岩、粉砂岩及8、9、10号煤层等组成，底部为一中粗石英砂岩(K2)，井田内平均厚3.07m，以河口沙坝相、泥潭沼泽相泛滥平原相为主。太原组的沉积标志：岩石类型中粗碎屑岩较本溪组增加，粉砂岩，泥岩含量较少，煤的含量最高。其物质成分，粗碎屑岩在底部为石英砂岩，中部为石英杂砂岩，上部为长石岩屑石英杂砂岩等；泥岩以高岭石，水云母为主。以上说明太原组沉积物经历的搬运及筛选作用较本溪组变弱，主要反映了过渡相－陆相的沉积。此外根据前述的沉积构造特征、古生物标志均可以得出，太原组的沉积环境为由三角洲前缘环境向河流环境的快速过渡。其垂向岩相序列见(图3-2-1)。本组厚53.70-106.07m，平均78.61m(见太原组地层厚度等值线图3-2-2)，含丰富的动植物化石，与下伏地层整合接触。1.2．2地质构造本区位于大同煤田的中东部，区内地层基本上呈向北倾斜的单斜，地层倾角1º-5º，内部有一些缓波状的起伏，东北部为一向北倾伏的向斜。井田内目前尚未发现有落差较大的断层，区内上部侏罗系煤层在白洞矿开采中，共揭露落差较大、延伸较长的断层1条。白洞矿在石炭系建井及试生产过程中共揭露落差大于1m的断层1条。在开采3号煤层时结露的其它较多的断层落差均在1m以下，而且很多断层只断开煤层，顶底板均未错断，属层间断层，故未将其下延。至此，白洞石炭系井田内目前共有断层2条，未见有陷落柱，地质构造简单。1．断层F1断层：位于井田中西南部，走向N30ºE，倾向S60ºE，倾角69º，落差12m，为西一盘区上升的正断层，延伸长度1057.61m，该断层为开采侏罗系煤层揭露，推延到石炭系煤层的断层。F2断层：位于井田的北部中央，断层走向N12ºE，倾向S80ºE，，倾角67º，落差6.5m,为西一带区上升的正断层，延伸长度927.76m。2.褶曲本井田内地层平缓，地层总体向北倾斜，倾角一般1º-5º，区内呈缓慢上升或下降，褶皱没有发育。3．岩浆岩大同石炭二叠系煤田中，岩浆活动主要是印支期的煌斑岩，以岩床的形式侵入煤系地层，对煤层破坏性大。在白洞井田内的勘探钻孔中目前尚未发现有煌斑岩侵入。区外的白15号钻孔中，见有煌斑岩侵入8号煤层，8号煤层中有4层，单层厚度0.13-0.81m。煌斑岩侵入处煤层受到烘烤变质，成为天然焦及其它变质煤，前者失去了工业价值，后者灰份增加，挥发份降低，发热量减少，难以洗选，其价值受到了极大的影响。4．断层、褶曲、岩浆岩对煤层开采的影响（1）断层大同石炭二叠系煤田，经受了印支期、燕山期、喜山期三次构造运动。由于受上述三期应力的作用，其构造形迹会发生继承、交接和转化作用，因而其中发育的断裂构造应较侏罗系地层的断裂构造复杂。而在白洞矿井田内无大的断裂构造，3号煤层已大面积开采，现井田内共发现落差大于1m的断层2条，其中有1条(F1)为侏罗系揭露下延至石炭系，另外1条为建井及生产中揭露，断层中落差最大的为F1，落差12m，为侏罗系揭露的断层，对煤层开采、工作面的布置会造成一定的影响。F2断层为开采3号煤层揭露，最大处落差6.5m，给煤层开采也造成困难，同时对煤层工作面的布置也会造成影响，但给顶板维护带来困难。总之，白洞矿井田内断层对煤层的开采影响不大。（2）褶曲井本田大部分地区的地层产状平缓，这种平缓的波状起伏构造对煤层的破坏作用不大，对煤层的开采也不会带来不利影响。（3）岩浆岩白洞矿井田内目前尚未发现岩浆岩以岩床形式的侵入。在8101、8103、8105、8107工作面发现了辉绿岩岩墙(βμ1)，以岩墙的形式侵入，岩墙宽9m，近直立状，由近SN向向北在8101工作面转为N25ºE向，岩墙侵入处两侧的煤层均受其烘烤，发生焦化变质。使煤层的灰分明显上升，挥发份大幅度下降，工业用途受到极大的影响。据白洞矿井下观测，岩墙对两侧煤层破坏的宽度一般3-5m。可见，岩墙对煤层的破坏作用轻微。1.2.3水文地质白洞矿井东界外为石灰岩出露区，区内石灰岩为石炭系煤系地层的基底，岩溶水位标高1010～1040m，石炭系可采煤层均为带压开采，本区位于岩溶水水文地质单元补给—迳流区。1.含水层的分布与特征（1）奥陶系石灰岩含水层奥陶系地层构成了本区煤系的基底，埋深300-550m，顶界标高770-890m，总体为一向斜构造，地层60m以上在本矿的中南部为粉砂质泥岩与灰岩互层，含水性极弱，北部钻孔揭露灰岩虽然破碎，但多属闭合裂隙，含水小，灰界顶界60m以下为主要含水层段，单位涌水量为0.03-0.086L/s·m。井田石灰岩含水层由于主要接受东部露头灰岩区大气降水的补给，补给量有限，井田石灰岩含水层富水性弱。（2）太原组含水层太原组含水层主要分布在5号煤层与8号煤层之间的砂岩带，岩性为不同粒级的砂岩，厚度15-20m，3号煤层与5号煤层之间砂岩少见，即使有砂岩赋存大部分为粉砂岩，太原组含水层由于埋藏深，岩石胶结致密，地下水的补给条件差，含水层富水性弱。（3）山西组含水层山西组地层仅分布于本矿南部，含水层富水性弱。（4）永定庄组含水层永定庄组地层在本区内广泛分布，上部为紫红色的泥岩夹砂岩，下部为厚层状的砂岩，砂砾岩，砂岩厚80-150m，是太原组3号煤开采时的直接充水含水层。永定庄组砂岩以钙质胶结为主，质硬，在裂隙发育地段，可以是良好的含水层，无裂隙处，含水性极弱。永定庄组含水层总体属于富水性弱的含水层，局部构造发育段，属于富水性中等的含水层，由于补给条件差，矿井排水主要消耗的是静储量。2．矿井水文地质类型白洞矿井位于大同煤田中东缘地段，总体为一轴向北东的向斜构造，地表黄土广布，为低山丘陵地貌。本区为双纪煤系，上部为侏罗系含煤地层，下部为石炭系含煤地层。侏罗系大同组煤层大部分已采空，在本区的东北部向斜的轴部有采空区积水赋存；永定庄组、山西组、太原组含水层是开采煤层的直接充水含水层，含水层的富水性弱，矿井涌水量一般小于3000m3/d；太原组下伏奥陶系岩溶裂隙含水层是煤系下伏间接充水含水层，灰岩含水层补给条件差，灰岩含水层岩溶发育弱，含水层富水性弱。虽然主采煤层3、5、6、8、9号煤层属于带压开采煤层，即使存在局部奥灰突水问题，其突水量也不会很大。本区5号煤层厚度大，煤层采后导水裂隙带将沟通东北部14号煤层的采空区积水，由于侏罗系采空积水范围较为清楚，开采5号煤层前，通过打探放水孔将采空区的水放掉，采空区积水的治理是比较容易的。综上所述：根据《煤矿防治水规定》，白洞井水文地质类型划分为中等类型。井田涌水量预测开采3号煤层时，矿井涌水量平均值为1423.42m3/d。最大涌水量可根据以往矿井涌水量最大值与平均值的比值进行预测。2002～2008年矿井涌水量最大涌水量与平均涌水量的比值为1.12～1.26，取最大值，则开采3号煤层时，最大矿井涌水量为1719.31m3/d。1.3煤层特征1.3.1煤层埋藏大同煤田为双纪煤田，即侏罗纪煤层和石炭二叠纪煤层重叠赋存。区域含煤地层为中生界侏罗系中统大同组、古生界二叠系下统山西组、石炭系上统太原组。侏罗系大同组为一套内陆河湖沼泽相沉积，由各种粒级的砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层沉积而成。煤层多、间距近、煤层分叉合并较为普遍，地层厚度一般234m，煤层总厚度26m，其中可采煤层14～21层，含煤系数11%，属弱粘结煤，原煤灰分10％左右，发热量一般为33MJ/kg，为优质动力用煤。二叠系下统山西组为一套内陆河流相沉积建造，由一套灰、深灰、灰白色、灰黄色中粗砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、煤层组成。地层厚度一般45m，含山1、山2、山3、山4四层煤，其中仅山4号煤层局部可采，煤层总厚0～15.85m，平均厚6.80m，含煤系数15％。石炭系上统太原组为网状河到泥炭沼泽相的沉积类型，为过渡相含煤建造。主要由灰、灰白色砂岩，灰黑色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤层组成。地层厚度0～130m，一般85m左右。共含煤10余层，煤层总厚0.11～51.13m，一般15-25m，平均20.26m，含煤系数达23.8％。煤类主要为气煤，局部为1/3焦煤和弱粘煤。原煤灰分一般为24.12%～28.67％，全硫除8号煤层大于1％外，其余均小于％。发热量一般为19.74～21.82MJ/kg。主要用于动力用煤，洗选后还可作为炼焦配煤。本区煤层埋藏深度较深，没有煤层露头，煤样化验资料未发现有风氧化现象。1.3.2煤层条件1．煤层井田内赋存中生代侏罗系大同组、二叠系山西组和石炭系上统太原组煤层，由于由于本井田批采的侏罗系煤层已基本采空，二叠系山西组地层在本井田仅零星赋存于南部边缘，石炭系上统太原组煤层是本次工作研究的对象，石炭系上统太原组地层厚53.70～106.07m，一般厚为78.61m，主要可采煤层分布较稳定，该组在本井田内共含煤10层，煤层平均总厚为21.90m，含煤系数27.9%，其中可采煤层为3、5、6、8、9号5层，其它为薄而不稳定，仅零星赋存，工业价值不大。区内太原组5个可采煤层分述如下:（1）3号煤层位于太原组上部，上距K3标志层0-9.90m，平均5.40m，井田南部、南东部赋存可采，向北西遭受冲刷变薄为零，有时直接位于永定庄组K8砂岩之下，含0-5层夹矸，一般2-3层。井田内煤层厚度0～1.37m，平均0.68m，赋存区内属稳定煤层，可采性差。顶板岩性炭质泥岩、细砂岩，底板为炭质泥岩。（2）5号煤层为太原组最厚一层煤，位于本组中上部，上距3号煤9.30-13.28m,平均11.84m。除井田西北部遭受剥蚀外，均有赋存并可采，煤层厚度4.1-4.9m，平均4.53m，含0-5层夹矸，属稳定型，顶板岩性炭质泥岩、高岭质泥岩，底板为炭质泥岩。（3）6号煤层上距5号煤层1.66～13.83m，平均5.52m，井田大部赋存，可采范围在中东部，向北西与南部变薄,属较稳定的大部可采煤层，煤层厚度0-5.45m，平均2.29m，煤层结构简单，含夹矸0-4层，顶板岩性为炭质泥岩、高岭质泥岩，底板为炭质泥岩、粉砂岩。（4）8号煤层上距6号煤层平均27.23m，8号煤层广泛分布于全井田，可采范围位于井田中部，煤层厚度0-6.41m，平均2.83m，向南东变薄至不可采，煤层结构简单，含夹矸0-4层，属较稳定型煤层，顶板为高岭质泥岩、粗粒砂岩，底板为炭质泥岩、细砂岩。（5）9号煤层上距8号煤层0.99～16.57m，平均7.31m。井田内煤层厚度0.42-7.20m，平均2.48m。煤层结构简单，含夹矸0-4层。广泛赋存于全井田，仅3个钻孔不可采，且都位于井田边部。区内煤层厚度变化不大，富煤带位于井田中部，属稳定煤层。煤层顶板为炭质泥岩、细砂岩，底板为炭质泥岩或粉砂岩。各煤层特征见表1-3-1煤层特征表表1-3-1煤层号煤层厚度最小~最大层间距最小~最大岩性夹矸稳定性可采性顶板底板平均平均30-1.370.689.30-13.2811.841.66-13.835.5213.12-50.5218.030.99-16.577.31炭质泥岩细砂岩炭质泥岩0～5层较简单大部可采稳定54.1-4.94.53炭质泥岩高岭质泥岩炭质泥岩0～5层较简单大部可采稳定60-5.452.29炭质泥岩高岭质泥岩炭质泥岩粉砂岩0～4层较简单大部可采较稳定80-6.412.83高岭质泥岩粉粒砂岩砂质泥岩细砂岩0～4层简单大部可采较稳定90.42-7.202.48炭质泥岩细砂岩炭质泥岩粉砂岩0～4层简单大部可采稳定1.3.3煤层围岩性质1．煤层顶、底板岩性特征（1）3号煤层伪顶：岩性为炭质泥岩，厚度0.2～0.5m，随巷道揭露塌落。直接顶：直接顶岩性为泥岩、炭质泥岩、高岭岩、粉砂岩，薄层状，水平或波状层理，性软，厚度2-5m，以双层结构和复层结构占的比例大，由北至南层数增加，由2层渐增为3-4层。老顶：3号煤层分布区均有老顶分布，岩性为中细砂岩、粗砂岩和砂砾岩，厚度1.6-12.00m，白2001-5、白2001-4、9802、洞5、白2008-4号孔连续以北、老顶直接覆盖在煤层上。砂岩、砂砾岩为中厚—厚层状，泥质、钙质胶结，软—坚硬。底板：岩性主要为泥岩、砂质泥岩、高岭质泥岩、炭质泥岩等泥岩类，局部为粉砂岩，厚度0.60-5.44m，质软。（2）5号煤层伪顶：零星分布于白2000-4、白2002-2、白2008-4钻孔，厚度0.2-0.4m，岩性为炭质泥岩。直接顶：分布于四10、白28、9802、洞5、白2008-3、白52连线以南，岩性为高岭质泥岩、砂质泥岩、泥岩和粉砂岩，薄层状，水平层理，质软，厚度1.2-6.00m，白2008-3、洞5、白2002-3、白2002-4、白2003-1连线以东，岩层主要为单层结构，局部为双层，三层结构，连线以西以复层结构为主，具由东至西结构复杂的特征。老顶：分布于四10、白28、9802、白2008-3、白2008-4、白52号孔连线以北，老顶直接覆盖在煤层上，岩性以砂岩为主，其次为中砂岩，粗砂岩，由东至西粒级变粗，厚层状，以泥质胶结为主，半坚硬，厚度1.3～11.0m。底板：岩性以泥岩、砂质泥岩、高岭质泥岩为主，局部为粉砂岩，中细砂岩，厚度0.6～6.12m。（3）6号煤层顶板以直接顶为主，仅白2002-3号孔有老顶分布，岩性为细砂岩，直接顶岩性为高岭质泥岩、泥岩、粉砂岩，岩层结构简单，多数为单位，局部有2层，3层结构类型，岩石质软，厚度0.8～5.2m。底板岩性主要为泥岩，高岭质泥岩，粉砂岩，局部为炭质泥岩，中砂岩、砾岩，底板以软弱岩石为主，厚度0.5～5.91m。（4）8号煤层直接顶：岩性以粉砂岩、砂质泥岩为主，其次为炭质泥岩、砂砾岩、厚度0.42-6.6m，薄层状，水平层理，波状层理，质软—半坚硬，顶板结构简单，多数为单层结构。老顶：8号煤层赋存范围均有老顶分布，西部白28、白2003-5、白2008-5及东部白2002-1、白2002-3、白2002-5、白2008-4、白49、白50、洞5号孔，老顶与煤层直接接触，东部靠近煤层剥蚀区，岩性以砾岩、砂砾岩为主，厚层状，泥质胶结，半坚硬，西部岩性为不同粒级的砂岩，矿物成分以石炭、长石为主，钙泥质胶结，半坚硬—坚硬，厚度1.0～8.2m。底板：岩性以粉砂岩、高岭岩为主，其次为泥岩、砂质泥岩、局部为中砂岩、质软—半坚硬，厚度0.8～7.3m。（5）9号煤层直接顶：分布于井田的东西两侧，中部缺直接顶，直接顶岩性主要为粉砂岩、高岭岩，其次为泥岩、炭质泥岩，薄层状，水平层理和波状层理，质软—半坚硬，厚度0.7-5.93m，西部岩层结构以单层为主，东部以双层为主。老顶：岩性以粗砂岩、砂砾岩为主，其次为细砂岩，井田的中部和东北角老顶直接覆盖在煤层上，砂砾岩多为泥质胶结；粗砂岩为钙质、泥质胶结，中厚层—厚层状，具交错层理，半坚硬—坚硬，厚度2.0～8.0m。底板：岩性为泥岩、粉砂岩、炭质泥岩、高岭质泥岩、砂质泥岩，质软，厚度0.3～4.8m。2．煤层顶、底板物理力学性质（1）顶板岩石物理力学特征井田及外围共有14个钻孔做了物理力学试验，其中井下5个，其分布见(图1-2-24)。由表5-1-1分析，由于沉积环境，埋深、岩石的矿物成分、结构、构造、胶结类型的差异，岩石的物理力学性质不尽相同，对于同一煤层而言，砂岩类：细颗粒的岩石总体比粗颗粒的岩石强度高，抗压强度以30-50MPa者居多，个别的小于30MPa或者在70-100MPa之间，泥岩类一般属于软岩，抗压强度多数小于20MPa。从埋深来看，同一粒级的砂岩类，粗砂岩、细砂岩，粉砂岩抗压强度没有明显的规律性，砂砾岩抗压强度变化不大，一般在30MPa左右，中砂岩具有由浅至深抗压强度变小的规律，如3号煤层中砂岩抗压强度在70-80MPa之间，8号煤层在40-50MPa之间，9号煤层在30MPa左右。（2）底板岩石的物理力学性质底板岩性总体强度不高，泥质岩类抗压强度多小于30MPa，粉砂岩、碎屑高岭岩强度要高些，可达到中等坚硬程度，抗压强度在40-60MPa之间。3．工程地质评价煤层底板物理力学性质一览表表1-3-2煤层号孔号岩石名称抗压强度MPa抗拉强度MPa抗剪强度MPa真密度Kg/m视密度Kg/m3白2003-1高岭岩17.01.2826043号底板孔泥岩32.013.8722406号底板孔炭质泥岩19.462.292.667号底板孔炭质泥岩18.872.61220052008-2高岭岩25.6-48.535.77号底板孔炭质泥岩46Tx203粉砂岩62.733.1-4-2.8010.415.40-17.36281627968Tx203粉砂岩47.841.8-51.82.472.2-2.617.85.54-11.76263426099白2003-2高岭质泥岩16.35.512.22煤层顶板工程地质分类方案表1-3-3顶板分类一类无周期来压顶板二类有周期来压顶板三类周期来压强烈顶板四类软弱破碎顶板五类坚硬砂岩顶板六类石灰岩顶板分类依据Rc＜20MPaKm＞2Km=0.4-2Km＜0.4Rc＜10MPa遇水泥化或崩解碎裂直接顶为坚硬砂岩Rc＞60MPa直接顶为石灰岩Rc＞50MPaRc=-30MPaKm＞3Km=0.8-3Km＜0.8Rc=30-40MPaKm＞4Km=1.2-4Km＜1.2Rc＞40MPaKm＞5Km=1.6-5Km＜1.6注：Rc为直接顶岩石单轴抗压强度；km为直接顶厚度∑h与采高(一般取2-3m)的比值，即km=。按上述分类方案：3号煤顶板属于Ⅱ类，6号煤层属于Ⅰ类或Ⅱ类，5号煤层、8号煤层、9号煤层属于Ⅱ类顶板。1.3.4煤质特征与用途1.物理性质各可采煤层以弱玻璃光泽为主，少数玻璃光泽或沥青光泽，结构有层状和均一状，块状构造，差参状断口，内生裂隙较发育，裂隙中充填碳酸盐类矿物。视密度在1.30t/m3～1.63t/m3，平均在1.44t/m3～1.48t/m3，真密度在1.44t/m3～1.77t/m3，平均在1.56t/m3～1.65t/m3。宏观煤岩按平均光泽类型划分，多以半亮型煤为主，半暗型煤为辅。半亮型煤以亮煤为主，与暗煤以条带状分布，中夹细条带状或线理状镜煤；半暗型煤中暗煤较多，与亮煤以条带状分布。8、9号煤含有星散状黄铁矿和黄铁矿结核2.煤类根据《中国煤炭分类国家标准(GB5751—86)》划分。各煤层测定的1.4密度级浮煤挥发分(Vdaf)绝大多数大于37.00％，粘结指数(GR.I)值绝大多数大于35，胶质层最大厚度(Y)值低于25mm，一般在10-15mm之间，本区各煤层煤类均以气煤为主；有零星1/3焦煤、1/2中粘煤、弱粘煤。3.工业用途评价本区各煤层总体煤质：3号煤为中灰-高灰，以中灰为主；高挥发分；低硫-中高硫，低热值-高热值，以中热值为主，煤类为气煤。5号煤为低灰-高灰，以中灰为主；高挥发分、特低硫-中高硫，以低硫为主；低热值-高热值，以中热值为主；煤类为气煤。6号煤为中灰-高灰，以高灰为主；中高挥发分-高挥发分；特低硫-中高硫，以低硫为主；低热值-高热值，以中热值为主；煤类为气煤。8号煤为中灰-高煤，以中灰为主；中高挥发分-高挥发分；低硫-高硫，以中高硫为主；低热值-高热值，以低热值为主；煤类为气煤。9号煤为低灰-高煤，以中灰为主；中高挥发分-高挥发分；低硫-中高硫，以中高硫为主；低热值-高热值，以中热值为主；煤类为气煤。此外各煤层的有害元素含量低，含油，化学反应性低，中等粘结性，煤灰难熔或高熔，煤的可选性差，煤的工业用途主要是动力用煤，也可作为气化用煤和炼焦配煤，还可考虑作液化用煤。1.3.5瓦斯、煤尘及煤的自燃、地温1．瓦斯3、5、6、7、8号煤瓦斯含量中CH4含量均小于1.00ml/g·可燃煤，最高0.56ml/g·可燃煤，9号煤CH4含量最高1.38ml/g·可燃煤。CO2含量最大0.85ml/g·可燃煤；瓦斯成分中CH4成分最大占61.20%，CO2最高占33.12%，各煤层瓦斯主要以氮气为主，甲烷和二氧化碳含量低，全区均处于瓦斯风化带之内，属于氮气-甲烷带。全矿井的瓦斯相对涌出量为0.60m3/t，二氧化碳相对涌出量为8.58m3/t；瓦斯绝对涌出量为1.35m3/min，二氧化碳绝对涌出量为19.11m3/min。本区虽然瓦斯含量低，但瓦斯的赋存受地质因素和地质条件影响较大，因此瓦斯赋存常有不均衡的一面，在将来的开采当中也会因采掘面的不断扩大瓦斯涌出量随之增高，以后还必须重视瓦斯的监测及预防，确保生产安全。2．煤尘本区内施工钻孔煤芯样煤尘爆炸危险性测试，大部分火焰长度在30mm以上，有部分甚至火焰长度大于400mm，加岩粉量多在50%-60%，部分在80%以上，鉴定结论均为有爆炸危险性。3．煤层自燃倾向性自燃倾向性检测各煤层吸氧量在0.53-0.60cm3/g，自燃等级为Ⅱ级，倾向性属于自燃，另有燃点测定结果(见表1-2-33)，原样燃点在341-362℃，氧化样燃点在319-357℃，还原样燃点在352-372℃，自燃倾向性等级为Ⅱ级，也属于自燃发火的煤层。据调查一般贮煤露天堆放6-12个月就有自燃发生。第二章井田开拓2.1井田境界与资源/储量2.1.1井田境界白洞矿井田位于大同煤田向斜中段东南侧，为大同矿区总体发展规划中的同忻联合井田白洞分区南部。本区位于大同石炭系煤田的东部，口泉河的中游，其地理位置位于大同市西南约18km处，行政隶属于大同市南郊区所辖，地理坐标为：东112°59′51″～113°04′03″，北纬39°58′28″～40°00′01″。井田四邻关系为：东邻高庄村面窑沟煤矿、白洞村面窑沟煤矿；北与同忻井田毗邻；南为国投大同能源有限责任公司塔山煤矿。井田南北宽2000～3100m，东西长4577～6975m，面积约为18.72km2。勘查深度从840-1000标高，本次设计开采5号煤层。其范围由以下7个拐点组成，井田境界拐点座标见表2-1-1。井田境界拐点座标表表2-1-1点号经距(Y)纬距(X)点号经距(Y)纬距(X)1547796.0004429895.5495542357.1294430746.4702548463.6284433000.0006543361.4404430388.6353543271.4104433000.0007544241.0664429895.5494542367.3054431726.1002.1.2工业资源/储量1．地质资源/储量本井田范围内18.72km2的石炭系太原组共5层煤层，即3、5、6、8、9号煤层。本次设计开采5号煤层，由于其它煤层平均厚度较薄，煤层赋存不稳定，而且5号煤层的储量能够满足服务年限的需要，故只设计5号煤层。由于该煤层地质构造简单，煤层倾角变化不大，且煤层厚度分布比较均匀，故采用块段法估算其面积。其中5号煤层估算面积及其标高见表2-1-2。5号煤层估算面积及标高表2-1-2煤层号资源/储量估算面积（m2）最小标高—最大标高518.72840-1000储量计算的工业指标为煤层厚度不小于最低可采厚度0.70m，绝对干燥灰分不大于40%，原煤硫分(St,d)不大于3%。5号煤层倾角大约为3°，煤层平均厚4.53m，其容重约为1.43。经计算，全区地质资源资源/储量121.43Mt。根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%是经济的基础储量，30%是边际经济的基础储量，则矿井的工业资源/储量由式(2-3-1)计算。Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k(2-3)式中：Zg——矿井工业资源/储量；Z111b——探明的资源量中经济的基础储量；Z122b——控制的资源量中经济的基础储量；Z2M11——探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2M22——控制的资源量中边际经济的基础储量；Z333k——推断的资源量。Z111b＝121.43×60%×70%＝51.00MtZ122b＝121.43×30%×70%＝25.50MtZ2M11＝121.43×60%×30%＝21.86MtZ2M22＝121.43×30%×30%＝10.93Mt由于地质条件简单，k取0.8。Z333k＝121.43×10%×k＝162.8×10%×0.8=9.72MtZg＝Z111b＋Z122b＋Z2M11＋Z2M22＋Z333k＝51.00+25.50+21.86+10.93+9.72＝119.01Mt因此，矿井的工业储量约为119.01Mt。2.2.3矿井设计可采储量矿井设计储量为工业储量减去设计计算的断层煤柱、冲积层防水煤柱、井田境界煤柱以及已有地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱。1、井田边界保护煤柱根据煤矿的实际情况，人为井田边界保护煤柱取20m，断层井田边界保护煤柱取20m，则井田边界保护煤柱的损失按下式计算：（式2-3）式中：P——井田边界保护煤柱损失，Mt。H——井田边界煤柱宽度，人为边界20m，；L——井田边界长度，人为边界18760.2mm——煤层厚度，5号煤层平均厚度为4.53m，r——煤层容重，5号为1.43t/m3；代入上式得20×18760.2×4.53×1.43=2.43Mt2断层和井筒保护煤柱根据地质报告中提供的断层情况，落差5～8m的断层留设10m的煤柱，落差8～15m的断层，留设20m的煤柱，落差大于15m的断层留设30m的煤柱。如在生产过程中发现断层情况与地质报告不符时，可根据实际情况适当调整煤柱留设尺寸。全井田共两条断层，一条落差12米，长1057.61m，留设20米宽煤柱，一条落差6.5米，长927.76m，留设10米宽煤柱。故共留设断层煤柱0.39Mt。主副井筒都在工业广场内，不需留设保护煤柱。3、工业广场保护煤柱根据《煤炭工业设计规范》不同井型与其对应的工业广场面积见表2-3。第5-22条规定：工业广场的面积为0.8～1.1平方公顷/10Mt。本矿井设计生产能力为1.2Mt/a，所以取工业广场的尺寸为420m×350m的长方形。煤层的平均倾角为3°，工业广场处在井田的中央，其中心处埋藏深度为+910m，该处表土层厚度为60m左右，主井、副井、地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按Ⅱ级保护留维护带，宽度为20m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-4。表2-3工业场地占地面积指标井型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.590-301.8表2-4岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m表土层厚度/mфδγβ+9103°4.536045o75o75o75o图2-2工业广场压煤计算由图可得出保护煤柱的尺寸为：由CAD量得梯形的面积为：S=478720.08m2（包括围栏面积）则：工业广场的煤柱量为：式中：P工——工业广场煤柱量，MT；S——工业广场压煤面积，m2；M——煤层厚度，5号煤4.53m；R——煤的容重，1.43t/m3；则：478720.08×4.53×1.43=3.10Mt综上，矿井的永久保护煤柱损失量汇总见表4-5表4-5永久保护煤柱损失量汇总保护煤柱形式损失量(MT)井田边界保护煤柱2.43断层保护煤柱0.39工业广场保护煤柱3.10合计5.92=115.51Mt3、矿井可采储量矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算：(式2-4)式中：ZK——矿井设计可采储量，Mt；Zg——矿井的工业储量，Mt；P——保护煤柱损失量，Mt；2％——矿井巷道压煤估算量C——采盘区采出率，厚煤层不小于0.75，中厚煤层不小于0.8，薄煤层不小于0.85。本矿5号煤层厚度为4.53m，属于厚煤层，故取0.75；ZK=(115.51－115.51×2％)×0.75=84.90Mt3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，矿井每昼夜净提升时间16小时。工作制度采用“三八制”，每天三班作业，两班生产，一班检修，每班工作8小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1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：煤田地质比较简单，储量十分丰富，可以适当扩大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质比较复杂，储量有限时，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。3.2.2矿井设计生产能力矿井石炭系煤炭赋存量较大，煤层开采条件优越、煤质优良，有着较好的市场前景。本区原煤为中灰～富灰、低～中硫煤，发热量均在30MJ/kg左右的气煤与肥气煤，主要可作动力用煤和民用煤。从当前市场形势看，低硫中发热量煤有大的用户，有着较好的市场前景。本井田资源丰富，主采煤层赋存条件比较简单，井田内部无断层，比较合适布置大型矿井，另外瓦斯含量低，属低瓦斯矿井，经校核后确定本矿井的设计生产能力为1.2Mt/a。3.2.3矿井服务年限及校核井田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。矿井服务年限的公式为：(3-1)其中：T——矿井的服务年限，年；——矿井的可采储量，84.90Mt；A——矿井的设计生产能力，1.2Mt/a；K——矿井储量备用系数，取1.3；则：T=84.90/(1.2×1.3)=54.42年由表3-1可得本矿井的开采服务年限符合规范的要求。注：矿井投产后，产量迅速提高，矿井各生产环节需要有一定的储备能力。例如局部地质条件变化，使储量减少；或者矿井由于技术原因，使采出率降低，从而减少了储量。因此，需要考虑储量备用系数。《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.6条规定：计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数宜采用1.3~1.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井储量备用系数选定为1.3。表3-1矿区建设规模和均衡生产服务年限矿区规模万t/a﹥800~1000﹥500~800﹥300~500﹥100~300最低服务年限a707060504井田开拓4.1井田开拓的基本问题为整个矿井和各水平开采进行的总体性的井巷布置、工程实施和开采部署称为井田开拓。井巷布置和工程实施包括设计和开掘由地表通达采区、盘区或带区的各种井巷。开采部署是对井田内各开采煤层的开采方法和顺序做出总体性的安排。井田开拓解决的是矿井全局性的生产建设问题，是矿井开采的战略部署。井田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，对矿井开拓巷道布置和生产系统的技术做出抉择，对井田内各个部分煤层的开采做出原则性安排，主要内容是：1、井田内的再划分，划分阶段、开采水平、采区、盘区或带区，确定水平高度、水平数目、水平位置标高和阶段斜长；2、确定井筒（硐）位置及工业场地位置；3、确定井筒（硐）形式、数目、功能、装备、断面、支护、深度（长度）及配置；4、确定井底车场形式、能力、线路和硐室；5、确定运输大巷和总回风道位置、数目、装备、断面、支护、方向和坡度；6、开掘井筒（硐）、井底车场、主石门、运输大巷、总回风道、采区石们等为全矿井或开采水平服务的开拓巷道；7、确定各煤层、各采区、盘区或带区的开采顺序、采掘接替和配采方式；9、确定并实施开拓延深方案；10、确定技术改造和改扩建方案。开拓方式中的每一项技术参数的确定得是否合理，关系到矿井的基建工程量、初期投资、建设速度及整个矿井生产的长远利益，从而影响矿井的经济效益。矿井开拓方案一经实施，再发现不合理而改动，则将耽误许多时间，浪费巨大投资。因此，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、贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。建立完善的生产、通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，使主要巷道经常保持良好状态。5、根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。6、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。4.1.1井筒（硐）的确定井筒（硐）形式与开采水平数目、上下山开采和不同的大巷布置方式交叉组合，形成多种类型的井田开拓方式，而井筒（硐）形式是井田开拓方式中最重要的标志。1、井筒（硐）形式的确定立井、斜井和平硐是井筒的三种不同形式，各有优缺点，一般情况下平硐最为简单，斜井较为复杂，立井最复杂。井筒（硐）形式必须从具体矿井的自然地质条件、技术条件和经济条件等方面综合考虑。立井、斜井和平硐比较见表4-1。表4-1立井、斜井和平硐比较井筒形式优点缺点适用条件平硐⑴运输环节和设备少、系统简单、费用低。⑵工业设施简单。⑶井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用。⑷施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。⑸煤炭损失少。平硐开拓受地形埋藏条件限制，受地形影响特别大有足够储量的山岭地带、煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区斜井与立井相比：⑴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。⑵地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁。⑶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。⑷斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从斜井井筒撤离。与立井相比：⑴井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限。⑵通风线路长、阻力大、管线长度大。⑶斜井井筒通过富含水层，流沙层施工维护技术复杂。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⑴不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。⑵井筒短，提升速度快，对辅助提升很有利。⑶当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。⑷通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，阻力小，对深井极为有利。⑴井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平。⑵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。白洞矿井田位于大同煤田向斜中段东南侧，地层总体呈向北倾斜的单斜构造，5号煤层地层产状一般为1°～5°，煤层平均倾角为3°。范围内煤层底板标高840～1000，垂深260～461。井田南北宽2000～3100m，东西长4577～6975m，面积约为18.72km2。厚度变化不大，勘探工程分布比较均匀。断层较少且落差小，无岩浆活动，无陷落柱发育，构造类型为中等构造地区，属于第二类。综合上述立井、斜井、平硐优缺点和适用条件比较以及白洞矿井田的实际自然地质条件，并且参考在施工中的技术条件和经济条件，本设计认为采用主斜井-副斜井的双斜开拓方式和立井开拓方式都是可行的，需要具体的技术经济比较后才能确定。2、井筒（硐）位置的确定当主副井筒（硐）形式与位置一经确定并实施后，在整个矿井服务期间极难更改。因此，合理确定井筒（硐）位置，对于井下开拓部署、地面设施布局及运输线路布置有着决定性的影响；不仅能减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少工业场地占地面积和煤炭损失，降低运输费用，节省投资，而且对矿井迅速达产和正常生产接替，提高矿井技术经济效益起着十分重要的作用。井筒（硐）位置的确定原则如下：①沿井田走向的有利位置沿井田走向的有利位置是井筒（硐）布置在井田中央，当井田两翼储量分布不均匀时，宜布置在储量分布的中央，使井田两翼储量分布比较均衡。尽可能避免井筒（硐）偏于一翼，形成单翼开采。井田双翼开采较单翼开采有以下优点：沿井田走向的运输工作量最小，运输费用最少。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较接近，有利于水平接替。②沿井田倾斜方向的有利位置对不同开拓方式的矿井，沿井田倾向有利的井筒位置不同分不同情况。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，确定井筒沿井田倾向位置的原则是；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，它可以延深井筒到深部，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。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。③井筒穿过地层的合理位置为了便于井筒开凿施工，减少掘进困难及费用，应使井筒通过表土和岩层具有较好的水文，围岩和地质条件。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。为减少保护井筒煤柱损失，也可将井筒设在井田内的薄煤带，无煤带或煤质较差的地段。④地面工业广场的合理位置为合理布置工业广场，应充分利用荒山，坡地，尽可能不占良田，少占农田，不妨碍农田水利建设，还要注意符合以下几点要求：要有足够的场地，便于布置矿井地面生产系统及建筑物和构筑物。要有较好的工程地质和水文地质条件，尽可能避开流沙，采空区等不良地段，既要便于施工，也有防止自然灾害的侵袭。要便于供电供水及与外部的运输联系，附近有便于建设居住区的地点。要避免井田和工业广场遭受水患，井筒位置应高于当地最高洪水位。要充分利用地形，使工业广场布置及地面运输合理，并使平整场地的工程量较少。⑤井筒及工业场地位置的选择综上所述，选择井筒及工业广场的位置既要力求做到对井下开采有利，又要注意使用地面布置合理，还要便于井筒的开凿和维护。综合白洞矿实际自然地质条件并结合井筒（硐）位置的确定原则，确定井底车场位于+900水平，即井筒大致位于井田走向的中央，倾向的中央偏上位置。4.1.2工业广场位置、形状的确定1、布置要求①工业广场应具有稳定的工程地质条件，避开法定保护的文物古迹，风景区、内涝低洼区和采空区，不受岩崩、滑坡、泥石流和洪水等地质灾害威胁；②工业场地应少占耕地，少压煤；③距水源，电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。2、工业场地位置结合以上要求，根据井筒位置，工业场地的布置：①井田走向的中央和倾向的中部偏上；②工业广场的长边与井田走向边界大致平行。3、工业场地形状、面积根据《煤炭工业设计规范》第5-22条规定：工业广场的面积为0.8-1.2平方公顷/10万。本矿井设计生产能力为120万，可设计宽350m，长420m的矩形。4.1.3开采水平的确定开采水平划分的目的是有计划按顺序安全合理的开采煤层，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维护工程量，利于生产组织和管理，获得好的技术经济效果。开采水平划分应根据煤层赋存条件﹑地质条件﹑开采技术与装备水平﹑资源/储量和生产能力等因素，综合比较确定。正确划分开采水平要分析合理的阶段斜长﹑上下山开采条件﹑辅助水平的应用。开采水平确定的依据：1、水平内是否有合理的阶段斜长；（1）合理的区段数；（2）煤的运输；（3）辅助提升运输2、阶段内是否有合理的分带数目；3、开采水平是否有足够的开采储量和服务年限；4、考虑经济上有利的水平垂高；5、参考开采水平垂高的发展趋势。白洞矿井田开采5号煤层，煤层赋存稳定，倾角为1°～5°，平均3°，煤层深部（+840）和浅部（+1000）高差为260，根据《煤炭工业设计规范》规定：缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200～350。从经济技术上考虑，本设计采用单水平开拓，水平标高为+900，即位于煤田储量丰富且中央位置。同时，在设计中要尽量保证巷道掘进费用，力求巷道系统简单。4.1.3主要开拓大巷在5号煤层中，煤层倾角为1～5°，平均为3°，属近水平煤层。故设计带区式开采（局部采用盘区）。瓦斯含量不高，但大巷布置比较长，所以布置专门的回风大巷，采用三条大巷开采。矿井的生产能力为：1.2Mt。设计可采储量为84.90Mt，服务年限为55a。岩层巷道的优点是：能适应地质构造的变化，便于保持一定的方向和坡度，可在较长距离内直线布置，弯曲转折少，利于提高列车的运行速度和上山的通过能力；巷道维护条件好，维护费用低，并可少留或不留煤柱，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；另外，岩石巷道布置比较灵活，且不受煤层开采的影响。煤层巷道的优点是：沿煤层掘进，掘进速度快，掘进费用低，有利于采用综掘，沿煤层掘进时能够进一步探明煤层的赋存情况，为开采提供地质资料。白洞矿所掘进的煤层倾角都很小，平均在3°，煤层的倾角盘区巷道的布置没有很大的影响，由于5号煤层煤质中硬，但煤层顶底板岩性质软，故其后期维护费用较高。故岩巷煤巷都可以布置，需要具体经济比较才能确定。4.1.4矿井开拓方案比较（1）提出方案方案一：双斜井单水平岩层大巷开拓布置主斜+副斜+回风立井，单水平开拓，以带区式开采为主，工业广场位于井田中央偏东，主斜井和副斜井的井底都位于+900水平，其中主斜井的倾斜角度为17°，倾斜长度为1178；副斜井的倾斜角度为22°，倾斜长度为891。回风立井位于井底车场上方，垂直高度为360，井底位于+900等高线上。其中运输大巷在岩层中。方案二：主斜副立单水平岩层大巷开拓布置主斜+副立+回风立井，单水平开拓，以带区式开采为主，工业广场位于井田中央偏东，主斜井和副立井的井底都位于+900水平，其中主斜井的倾斜角度为17°，倾斜长度为1178；副立井高度为360。回风立井位于井底车场上部，垂直高度为360，井底位于+900等高线上。其开拓大巷在岩层中。方案三：双立井单水平岩层大巷开拓布置主立+副立+回风立井，单水平开拓，以带区式开采为主，工业广场位于井田中央，主立井和副立井的井底都位于+900水平，三立井均位于工业广场范围内，主立井垂直高度380，副立井垂直高度360，风井垂直高度360，井底位于+900等高线上。其开拓大巷在岩层中。方案四：双立井单水平煤层大巷开拓布置主立+副立+回风立井，单水平开拓，以带区式开采为主，工业广场位于井田中央，主立井和副立井的井底都位于+900水平，三立井均位于工业广场范围内，主立井垂直高度380，副立井垂直高度360，风井垂直高度360，井底位于+900等高线上。其开拓大巷沿煤层底板掘进。方案一：双斜井单水平开拓主、副井筒均为斜井开拓，工业广场布置在井田中央偏东，大巷布置在岩层中，在煤层下方岩层中掘进，水平标高为+900。方案二：主斜副立单水平开拓主井为斜井开拓，副井为立井开拓，工业广场布置在井田中央偏东，大巷布置在岩层中，在煤层下方岩层中掘进，水平标高为+900。方案三：双立井单水平开拓主、副、回风井井筒均为立井开拓，工业广场布置在井田中央，大巷布置在岩层中，在煤层下方岩层中掘进，水平标高为+900。方案四：双立井单水平开拓主、副、回风井井筒均为立井开拓，工业广场布置在井田中央，大巷布置在煤层中，沿煤层底板掘进。（2）技术比较以上所提四个方案水平数目均相同，区别在于井筒形式和大巷布置位置不同，及部分基建、生产费用不同。方案一、二、三、的区别主要在于井筒形式不一样。方案一布置双斜井开拓，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，缺点是这种方式的通风线路长，通风阻力大，对风机要求高。方案二采用主斜副立的井筒开拓方案，主斜井运输提升能力比立井大，有相当大的提升能力，能够满足特大型矿井主提升的需要，同时副井为立井，井筒短，利于辅助提升，缺点是井口位置相距较远，压煤相对来说较多，且通风线路长。方案三布置双立井开拓，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，井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，通风简单，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。表4-1方案一经济费用表方案一项目数量（）基价（）费用（）费用（）基建费用（）主斜井开凿表土段19.782519.00162.56671.32基岩段98.151861.00508.76副斜井开凿表土段14.8582519.00122.54507.61基岩段74.2551861.00385.07岩巷10041684.00416.84416.84小计1595.77生产费用（）系数煤量（）提升高度（）基价（）费用（）1.284901.1630.424976.43排水涌水量（）时间（）服务年限（）基价（）费用（）2008760.00540.282649.02大巷运输系数煤量平均运距（）基价（）费用（）1.2084903.00.3510697.4小计18322.85合计19918.62表4-2方案三经济费用表方案三项目数量（）基价（）费用（）费用（）基建费用（）主立井开凿表土段616611599.67366.60基岩段3283415266.93副立井开凿表土段616611588.87349.92基岩段3083415244.25岩巷10041639416.39416.39小计1132.91生产费用（）系数煤量（）提升高度（）基价（）费用（）1.284900.361.03667.68排水涌水量（）时间（）服务年限（）基价（）费用（）2008760.00540.282649.02大巷运输系数煤量平均运距（）基价（）费用（）1.20849030.3510697.4小计17014.1合计18147.01表4-3方案粗略比较汇总表方案方案一方案三名称双斜井单水平煤层大巷开拓布置双立井单水平煤层大巷开拓布置基建费用(万元)1595.771132.91生产费用(万元)18322.8517014.1合计(万元)19918.6218147.01百分比109.7%100%结合粗略估算费用结果（见表4-1、表4-2、表4-3），立井井筒造价相对较低，虽然立井井筒施工比较慢，但结合实际经济比较，斜井后期通风费用高，一个风井不一定能满足通风，有可能还要在两翼开凿两个风井，同时斜井井筒长，保护煤柱大，同时井底车场还要另设煤柱，压煤量大，故选择双立井单水平开拓方案三。表4-4方案二经济费用表方案一项目数量（）基价（）费用（）费用（）基建费用（）主斜井开凿表土段19.782519.00162.56671.32基岩段98.151861.00508.76副立井开凿表土段616611588.87349.92基岩段3083415244.25岩巷10041639416.39416.39小计1437.63生产费用（）系数煤量（）提升高度（）基价（）费用（）1.284901.1630.424976.43排水涌水量（）时间（）服务年限（）基价（）费用（）2008760.00540.282649.02大巷运输系数煤量平均运距（）基价（）费用（）1.2084903.00.3510697.4小计18322.85合计19760.48表4-5方案四经济费用表方案三项目数量（）基价（）费用（）费用（）基建费用（）主立井开凿表土段616611599.67366.60基岩段3283415266.93副立井开凿表土段616611588.87349.92基岩段3083415244.25岩巷10041639416.39416.39小计1132.91生产费用（）系数煤量（）提升高度（）基价（）费用（）1.284900.361.03667.68排水涌水量（）时间（）服务年限（）基价（）费用（）2008760.00540.282649.02大巷运输系数煤量平均运距（）基价（）费用（）1.20849030.3510697.4小计17014.1合计18147.01表4-6方案粗略比较汇总表方案方案一方案三名称双斜井单水平煤层大巷开拓布置双立井单水平煤层大巷开拓布置基建费用(万元)1437.631132.91生产费用(万元)18322.8517014.1合计(万元)19760.4818147.01百分比108.8%100%结合粗略估算费用结果（见表4-4、表4-5、表4-6），立井井筒造价相对较低，虽然立井井筒施工比较慢，但结合实际经济比较，斜井后期通风费用高，同时斜井井筒长，保护煤柱大，压煤量大，并且主副井距离相对较远，对于地面运输，人员调配也不是很方便，故选择双立井单水平开拓方案四。通过对四个方案的粗略比较，显然立井开拓比斜井开拓综合性强，故方案三、四合理。方案三和方案四主要区别在于前者布置岩石大巷，后者布置煤层大巷，考虑到后期的维护费用，所以还要对方案三与方案四进行详细比较：表4-9建井工程量表方案方案三方案四初期岩巷2751.61×3200×3煤巷02820.71×3后期岩巷1911.97×3150×3煤巷2184.99×32184.99×3表4-9方案三岩层大巷项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)初期基建费用(万元)大巷岩巷275.161×3425713514.163514.16煤巷03806900小计3514.16后期基建费用(万元)大巷岩巷191.197×3425712441.832441.83煤巷218.499×3380692495.412495.41小计4937.24生产费用(万元)大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)单价(元/t.km)10697.41.2849030.35岩层大巷维护系数大巷长度年限单价(元/a.m)费用（万元）1.28254.8332（前期）20633.971.25735.9123（后期）20316.62煤层大巷维护系数大巷长度年限单价(元/a.m)412.961.26554.9715（后期）35小计12060.95合计20512.35表4-9方案四煤层大巷项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)初期基建费用(万元)大巷岩巷20×342571255.43255.43煤巷282.071×3380693221.453221.45小计3476.88后期基建费用(万元)大巷岩巷15×342571191.57191.57煤巷371.8×3380694246.224246.22小计4437.79生产费用(万元)大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)单价(元/t.km)8914.501.284902.50.35岩层大巷维护系数大巷长度年限单价(元/a.m)费用（万元）1.260032（前期）2046.081.245023（后期）2024.84煤层大巷维护系数大巷长度年限单价(元/a.m)费用（万元）1.28462.1332（前期）351137.311.24599.0323（后期）35444.271.26554.9715（后期）35412.96小计10979.96合计18894.63将方案二与方案四详细比较进行汇总可得表4-10：表4-10方案详细比较汇总表方案方案三方案四名称岩层大巷煤层大巷基建费（万元）初期基建费3514.163476.88后期基建费4937.244437.79生产费（万元）12060.9510979.96总费用20512.3518894.63通过对方案三和方案四的详细比较，方案四由于采用煤巷布置，在基建费上有很大优势，且布置巷道相对来说比较短，结合表格，故本次设计选择：方案四双立井单水平煤层大巷开拓方案。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒合理确定井筒的位置和形式对井下的开拓部署、地面设施布局及运输线路布置有着决定性的作用；不仅能减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少工业广场的占地面积和煤炭损失，降低运输费用，节省投资，提高矿井技术经济效益起着十分重要的作用，根据以上所述的井筒位置选择的一些基本原则和矿井开拓方案，由确定的开拓方案可知本设计的矿井共有3个井筒，分别为主立井、副立井、中央风立井。1）主立井位于矿井工业场地，担负全矿井1.2Mt/a的煤炭运输。井筒内装备两对12t箕斗。井筒断面为圆形，净断面面积为19.62㎡,井筒断面布置如图4-4。2）副立井位于矿井工业场地，担负全矿的材料和设备提升。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，净断面面积为19.62m2,井筒断面布置如图4-5。3）中央风立井风井位于矿井工业场地，井筒净直径5m，担负矿井出风风量，内设玻璃钢梯子间作为安全出口。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《煤矿安全规程的规定》规定。表4-5主井井筒特征表井型1.2Mt/a提升容器一对12t箕斗带平衡锤井筒直径5m井深360m净断面积19.62m2井筒支护混凝土井壁厚400mm充填混凝土800mm图4-4主井井筒断面图图4-5副井井筒断面图表4-6副井井筒特征表井型1.2Mt/a提升容器一对1.5t矿车双层四车窄罐笼一个1.5t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤井筒直径5m井深360m净断面积19.62m2井筒支护混凝土井壁厚550mm表土段井壁厚1000~1400mm三、风井风井井筒采用圆形断面，直径为5m，净断面19.63m2，掘进断面在表土段为34.21m2，基岩段为26.42m2，采用锚喷支护。其断面图如图4-7所示。图4-7风井断面图 表4-12井筒特征井型井筒直径井深净断面积基岩段毛断面积表土段毛断面积1.2M/at5m360m19.63m226.42m234.21m2井筒混凝土支护厚度基岩段400mm表土层段800mm4.2.2开拓巷道辅助运输大巷和主运输大巷沿煤层底板布置。主、辅运输大巷均为锚梁网索喷支护拱形断面，掘进宽度为4.8m，高为4.2m设计掘进断面为15.5m2和17.6m2。辅助运输大巷和主运输大巷断面特征如图4-7和图4-8。总回风大巷也沿煤层底板布置，断面为锚梁网索喷支护拱形断面，掘进宽度为4.74m，高为3.97m，设计掘进断面为和15.7m2，净断面为14.5m2。回风大巷断面特征见图4-9。图4-8运输大巷断面图图4-8轨道大巷断面图图4-9回风大巷断面图4.2.3井底车场以及硐室设计白洞煤矿为双立井带区开拓方式，工作面采出的原煤经过进风顺槽到达运输大巷，再进入井底车场内的井底煤仓，最后由布置在主井内的箕斗提升至地面；工作面所需的材料和设备以及人员的运输是由副井到井底车场，通过运输大巷进入回风顺槽到达工作面。1）井底车场的形式和布置方式根据矿井开拓方式，立井和大巷的相对位置关系，确定为卧式环形井底车场，副井、井底车场以无轨胶轮车辅助运输，大巷辅助运输为电机车，井底车场布如图4-7。2）空重车线长度井底车场空、重车线调车线长度按1.5倍列车长度考虑，一列矿车为20个车厢，采用1.5t固定箱式矿车，型号为MG1.7-9B,外形尺寸（长×宽×高）2400×1150×1150（mm），故取调车线长度为100m。3）调车方式井底车场内设2台电机车（轨道），车场内的材料设备、集装箱平板车由电机车牵引，重车顶入卸载站，机车返回井底车场存车线。大巷来的机车直接倒入卸载站然后运走。大巷驶入井底车场的电机人车在存车场存放，该处同时作为上、下井人员换乘点。4）硐室a.主井系统硐室立井系统硐室由东西两面上仓皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。为了保证矿井正常生产，充分发挥胶带运输机和箕斗提升的潜力，井底设置一个直径10m，高20m的圆筒煤仓，总容量约1800t。一个煤仓底下设给煤硐室装载胶带机巷和装载硐室定量仓。这种装载系统灵活可靠，能够确保大型矿井稳定高产的需要。b.副井系统硐室副井系统硐室由中央水泵房、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、调度室及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把中央变电所和中央水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门。水仓布置在井底车场最低处。c.其它硐室医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、火药库、卸载硐室、换矸硐室、乘人车场等。图4-9井底车场平面布置图2、硐室井底车场硐室主要有：井底煤仓、中央变电所、中央水泵房、消防材料库及工具室、井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、推车机硐室、医疗室、机头硐室，联络巷、装载硐室等。其它硐室的布置由线路布置决定。立井井底煤仓为倾斜圆断面煤仓，位于立井到达+900水平后向下延伸至+890的位置，井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%~25%来计算，一般大型矿井取小值。本设计中矿井的设计年产量为120万，按一年330个工作日计算，矿井的日产量为3636，所以需要煤仓容量为727.2，设置一个直径为10.0m，有效装煤高度为10m，总容量约1123（），能够满足矿井生产需要。本设计中中央水仓布置在井底车场副井的南侧，设计两个中央水仓，其中一条投入使用，另一条备用。水仓开口在调车线的中部。根据《白洞矿地质说明书》，可知白洞矿正常涌水量为，最大涌水量为260，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：—水仓容量，；—水仓有