南阳坡煤矿90万吨矿井初步设计采矿专业

PAGEiPAGEi太原理工大学阳泉学院毕业设计说明书毕业生姓名：专业：采矿工程学号：指导教师所属系（部）：采矿工程

太原理工大学阳泉学院毕业设计评阅书题目：南阳坡煤矿90万吨矿井初步设计采矿工程系采矿工程专业姓名设计时间：2013年3月23日~2013年6月15日评阅意见：成绩：指导教师：（签字）职务：2013年月日

太原理工大学阳泉学院毕业设计答辩记录卡采矿工程系采矿工程专业姓名答辩内容问题摘要评议情况记录员：（签名）成绩评定指导教师评定成绩答辩组评定成绩综合成绩注：评定成绩为100分制，指导教师为30%，答辩组为70%。专业答辩组组长：（签名）2013年月日

前言毕业设计是采矿工程专业最后一个教学环节，其目的是使本专业学生运用大学阶段所学的知识联系矿井生产实际进行矿井开采设计，并就本专业范围的某一课题进行较深入的研究。以培养和提高学生分析和解决实际问题的能力，是学生走上工作岗位前进行的一次综合性能力训练，也是对一个采矿工程技术人员的基本训练。此次毕业设计是根据国家煤炭建设的有关方针、政策，结合设计矿井的实际情况，遵照采矿专业毕业设计大纲的要求，在收集、整理、查阅大量资料的前提下，运用自己所学的专业知识独立完成设计的。通过本次设计，我看到了许多以往自己欠缺的地方，提高了综合能力，知识水平有了一定的提高，由于本人水平有限，错误难免，恳请各位老师指正。本次设计的指导老师为姜有老师，在许多方面给予了宝贵意见，为了帮助我们顺利、正确地完成毕业设计，经常加班加点，牺牲了大量的工作时间和业余时间，在此表示衷心的感谢和深深的敬意！由于本人水平有限，设计中难免存在错误和不足，恳请各位老师不吝指正。学生：任书毅2013年6月PAGEv目录TOC\o"1-2"\h\z摘要 iiiAbstract iv第一章井田概述和井田地质特征 1第一节矿区概述 1第二节井田地质特征 3第三节煤层的埋藏特征 10第二章井田境界与储量 20第一节井田境界 20第二节地质储量的计算 20第三节可采储量的计算 21第三章矿井工作制度及生产能力 22第一节矿井工作制度 22第二节矿井生产能力及服务年限 22第四章井田开拓 24第一节井田开拓方式的确定 24第二节达到设计生产能力时工作面的配备 27第五章矿井基本巷道及建井计划 29第一节井筒、石门与大巷 29第二节井底车场 30第三节建井工作计划 31第六章采煤方法 32第一节采煤方法的选择 32第二节确定带区巷道布置和要素 34第三节回采工艺及劳动组织 34第四节帯区的准备与工作面接替 36第七章井下运输 38第一节运输系统和运输方式的确定 38第二节运输设备的选择和计算 39第八章矿井提升和排水设备 41第一节提升设备 41第二节排水设备 46第九章矿井通风与安全 50第一节风量的计算 50第二节矿井通风系统和风量分配 53第三节计算负压和等积孔 54第四节选取扇风机 56第五节安全生产技术措施 58第十章经济部分 61参考文献 69致谢 70摘要本次设计是开采南阳坡煤矿3-1、3-2、4上、4下、6号煤层，设计图纸共六套，说明书共十章。根据采矿工程的需要和特点，重点设计为第四、六、九章，其他如井底车场、井下运输及提升设备仅做一般的选型计算。南阳坡煤矿位于山阴县西北部马营乡山峡村北侧。井田靠近偏(岭)一马(营)公路，距马(营)一岱(岳)公路约2.5km，与大运公路相连；距北同蒲北固庄车站约17公里；距山阴车站约25km，与北同蒲铁路相连，交通尚为方便。本井田内有多层煤，但此次设计只考虑3-1、3-2、4上、4下、6号煤层，3-1号平均厚度为2.60m，为高灰，特低硫-中高硫，低磷，低热值的长焰煤及气煤。3-2号煤平均厚度为2.28m,为中灰-高灰，特低硫-中硫，低磷，中热值的长焰煤（CY）及气煤（QM）。4上号煤平均厚度1.98m，为中灰-高灰，特低硫-中硫，中热值的气煤(QM)。4下号煤平均厚度2.03m,为中灰，特低硫，低磷，中热值的长焰煤。6号平均厚度为3.12m,为中灰，低硫-中硫，低磷，高热值的气煤(QM)。本区煤主要作为动力用煤和民用煤。瓦斯绝对涌出量为6.67m3／min，相对涌出量3.52m3／t。CO2绝对涌出量为12.35m3／min，相对涌出量6.52m3/t。属于低瓦斯矿井.各煤层均有爆炸性，3-l、3-2、4上、4下号煤层为自燃煤层，6号煤层为容易自燃煤层。井田面积为7.58km2，工业储量13196.55万吨，可采储量9501.52万吨。矿井设计生产能力为90万吨。本井田每层煤划分为2个带区，15个分带，开拓方式为：主、副井采用斜井，回风井为立井。回采工艺采用后退式、一次采全高综合机械化采煤法，采用“三八制”作业制度。工作面的设备有双滚筒采煤机、液压支架、可弯曲刮板运输机、破碎机、转载机等。顶板管理采用液压支架，采空区采用全部垮落法管理顶板。矿井运输大巷采用皮带运输作为主运输，采用柴油机胶套轮齿轨车作为辅助运输，矿井通风方式为中央分列式，通风方法为抽出式。关键词：采煤、机械化开采、顶板管理AbstractThedesignswereminingslopeinNanyangcoalmine,3-1、3-2、4up,4down,6thcoalseamsunder,drawingatotalofsixsets,ManualChapterten.Accordingtotheneedsandcharacteristicsofminingengineering,withafocusondesignforDisi、Liu、JIU,otherssuchasthepitbottom,undergroundtransportandliftingequipmentonlygeneralcalculation.NanyangcoalmineinshanyingMultilayervectorintheminefield,butthistimeonthedesignconsiderations,3-1、3-2、3-1、3-2、4up,4down,6thcoalseamsbelow,averagethicknessof2.60M,3-1,high-ash,low-sulfurhighsulfur,lowphosphorus,lowheatingvalueofgascoalandlongflamecoal.Averagethicknessofcoal,3-22.28m,-highashtoash,sulfurinultra-low-sulfur,low-phosphorusandlongflamecoalcalorificvalue(CY)andgascoal(QM).4averagethicknessofcoalon1.98m,ash-highash,sulfurinultra-low-sulfur,gascoalcalorificvalue(QM).4averagethicknessofcoal,2.03m,ash,lowsulfur,lowphosphorus,andlongflamecoalcalorificvalue.Averagethicknessof3.12m,6th,ash,lowsulfur-sulfur,low-phosphorusandhighcalorificvaluegascoal(QM).Thisareamainlyforpowercoalandcoalforcivilianuse.Gasabsoluteemissionrateof7.26m3/min,3.52relativeemissionm3/t.AbsoluteemissionCO28.37m3/min,6.52relativeemissionm3/t.Lowgasmine.coal-bedmethaneisexplosive,3-l,3-2,4up,4downforcoalseamspontaneouscombustionincoalseam,6thcoalseamsforeasyspontaneouscombustioncoalseam.Minefieldcoversanareaof7.58km2,industrialreservesof131.97milliontons,95.02milliontonsofrecoverablereserves.Mineproductioncapacityof900,000tons.Themineisdividedinto2bands,15bars,whichopenupthewayfor:inclinedshaftofmainandauxiliaryshaft,returnairshafttoshaft.Retreatminingtechnology,highcuttingfullymechanizedminingmethod,theuseof"38"operatingsystem.Equipmentinfullymechanizedfacehydraulicsupport,flexibledouble-drumShearer,scraperconveyors,crushers,reproduced,...Roofcontrolusingslidingbrackets,useofallfallenlawingoafroof.Minetransportationroadwayadoptsbelttransportationastheprimarytransportation,withdieselRaillocomotivesasasecondarytransport,Centralbreakdownformineventilation,ventilationmethodforextractiontype.Keywords:mechanizationofcoalmining,mining,roofmanagement太原理工大学阳泉学院毕业设计说明书PAGE70第一章井田概述和井田地质特征第一节矿区概述一、矿区地理位置及交通条件南阳坡煤矿位于山阴县西北部马营乡山峡村北侧，地理坐标为：东经112°43′58″—112°45′03″，北纬39°44′16″—39°44′48″。井田靠近偏(岭)一马(营)公路，距马(营)一岱(岳)公路约2.5km，与大运公路相连；距北同蒲北固庄车站约17公里；距山阴车站约25km，与北同蒲铁路相连，交通尚为方便。见图一。图一

二、矿区工农业生产建设概况本区以农业为主，主要农作物有谷子、攸麦、豆类及油料等，近年工矿企业发展较快，主要为煤矿、化肥、建材、机械加工及制造业，其中煤矿为该区重要的支柱行业三、矿区电力供应基本情况矿井供电采用双回路供电方式，主电源引自元宝湾变电站,距离本矿4km；备用电源引自玉井变电站，距离本矿15km。本矿已与两变电站达成协议，两变电所容量均可以满足本矿生产用电量的要求。四、矿区的水文简况本区没有较大河流，沟谷多为干沟，暴雨过后，形成急流。本区外围有两条季节河。l、马营河，由东向西自偏岭经本井田东南侧，流经马营村至右玉县境内流入源子河。常年无水，雨季有急流。2、大西沟，为左云县大南河的源头支沟。由本井田西侧山峡村周围冲沟中的泉水汇集为小溪。常年有水。由南向北流入大南河。五、矿区的地形及气象本井田位于洪涛山脉的西侧，属梁峁状黄土丘陵地带。为缓坡丘陵，是黄土覆盖在波状起伏的丘陵古地形上而成。区内地形相差不大，东北高，西南低。区内最高点为1650m，最低点为1495m，最大相对高差155m。本区气候属大陆性干燥气候，为雁北高寒地带，气候寒冷干燥。11、12及次年l、2、3月份月平均气温为-15℃－2.6℃，5、6、7、8、9月份气温为14.3℃－19℃，4、10月份气温为4.7℃－5.8℃，极端最高气温可达到36℃(1961．6．11)，极端最低气温达-40.4℃(1971．1．21)。日温差可达20℃。平均降水量11、12及次年l、2、3月份为1.7—8.5mm。最高年降水量662.0mm(1959)，最少降水量为193.3mm(1965)。年平均相对湿度约为60％，7－9月份较为潮湿，月平均相对湿度为60－75％，3－5月份最为干燥，为45％左右。无霜冻期为103－105天。最大冻土厚度为1.61m。冬春多刮西北风。最大风速可达到17m／s。六、地震本区地震烈度为6—7度。历史记载1022一1582年大同、怀仁、应县发生地震多起，烈度为4—7度。近期1962年6月5日左云地震，烈度为4度，震中位置为北纬40°，东经112°06′。1977年2月2日右玉地震，烈度为7度，震中位置北纬40°11′，东经112°15′。根据中华人民共和国标准GB50011-2001《建筑抗震设计规范》本地区地震设防烈度为7度，设计基本加速度值0.l0g。第二节井田地质特征一、井田所在的位置本井田位于大同煤田西南部。井田东与芍药沟煤矿相邻，西南与安平联营煤矿接壤，北与左云县长春矿毗连。井田南北最宽3200m，东西长3580m，面积为7.58km2。二、井田勘探程度《山西省山阴县南阳坡煤矿井田勘探地质报告》由山西省煤炭地质公司于2006年8月编制完成。2006年11月27日山西省煤炭工业局以晋煤规发[2006]857号文审查批准。地质报告基本查明了井田内的地层、构造及煤层的可采情况，对可采煤层的煤质特征进行评述，并且初步分析了井田水文地质、煤层顶底板岩性和煤层顶底板力学性质等开采技术条件。三、地质层位的概述本区黄土广布，仅在沟谷中有零星的基岩出露。井田综合地质柱状图见图二。

图二据邻区钻孔揭露情况，由老至新叙述如下：1、奥陶系中统（O2）据《左云南普详查勘探区地质资料》的3个岩溶孔揭露，奥陶系中统为上马家沟组和下马家沟组。下马家沟组(O2x)：厚度为100.3l—127.23m。岩性为厚层状灰色至深灰色石灰岩，浅灰色至灰色白云质石灰岩，夹少许泥质灰岩。上马家沟组(O2s)：厚度为22—60.4m。岩性为厚层状灰色、浅灰色石灰岩、白云质石灰岩夹少量泥灰岩。底部有一层厚约2m左右的灰黄色角砾状石灰岩。2、石炭系中统本溪组（C2b）底部为山西式铁矿，即铁铝层，与下伏地层呈平行不整合接触。岩性为深灰色泥岩、砂质泥岩夹数层浅灰色中砂岩及l一2层灰色石灰岩。厚度为32.00—39.OOm，平均34.0m。3、石炭系上统太原组（C3t）底界为K2中砂岩，与下伏地层呈整合接触。为本区主要含煤层段之一。岩性为浅灰色中粗砂岩、深灰色至黑色泥岩、砂质泥岩及煤层，下部夹有一层不稳定的薄层泥灰岩。厚度为71.30—118.13m，平均为92.71m。4、二叠系下统山西组（P1s）底界为K3中、粗砂岩，与下伏地层呈整合接触。为本区含煤层段之一。岩性为深灰色砂质泥岩、泥岩、浅灰色中、粗砂岩及煤层组成。厚度为38.28—58.90m，平均53.32m。5、二叠系下统下石盒子组（P1x）底界为K4中粗砂岩，与下伏地层呈整合接触。K4砂岩厚度可达10余米，为长石石英砂岩，泥质胶结，风化后呈灰黄色，为疏散状。下部为灰绿色砂质泥岩夹薄层状中、细砂岩，厚度约30—40m；上部为灰绿色砂质泥岩夹有紫斑状铝质泥岩数层，风化后紫色增多，厚度30—40m。本组地层厚度为71.70—83.80m，平均为76.90m左右。6、二叠系上统上石盒子组（P2s）底界为中、粗砂岩(K6)，与下伏地层呈整合接触。岩性为紫红色砂质泥岩夹黄绿色或暗紫色中粗砂岩。本井田出露厚度约63.2m。7、第四系中、上更新统(Q2＋3)下部为浅红色亚粘土、亚砂土夹钙质结核(离石组Q21)。上部为土黄色亚砂土(马兰组Q3m)，广布于丘陵之顶及斜坡之上，厚0—16m。8、全新统（Q4）为冲积层，由砂、卵石及次生黄土组成，分布于井田北部大沟及马营河两岸，厚度0—20m。四、井田内煤系地层的主要地质构造1、区域构造大同煤田位于天山一阴山纬向构造带和新华夏系的复合部位。北部天镇东西向构造带与南部洪涛山背斜(北北东向，新华夏系)控制着大同煤田的南北边界。大同煤田总体上为一个北北东向的向斜。在此背景上发育有次一级北西西向的断裂和褶曲。本井田位于大同煤田西南部。2、井田构造本区位于洪涛山背斜的西翼，为一个走向北东向、北西倾斜的单斜构造，倾角2°－4°，并伴有次级波浪状起伏。除此以外，区内未发现有其它构造。综上所述，井田内构造简单，属Ⅰ类。五、井田的水文地质条件井田大面积为新生界地层覆盖，仅在沟谷中有上石盒子组(P2s)地层出露，山西组及其以下地层均埋藏于侵蚀基准面以下。地表水及地下水水量很小。水文地质条件简单。(一)、地表水本区东南侧的马营河由东向西从井田外围流过，区内有三条干涸的冲沟。仅在暴雨时形成急流，排泄积水。冲沟距含煤地层在100m以上，一般情况下，即使是洪水季节对矿井开采也不会带来威胁。雨季在冲沟两侧可出现泉水，为下降泉，多集中在北部山村附近，流量均很小。出水层位为上石盒子组(P2s)中的中粗砂岩。山峡村和庄窝村都有水井，据访问水量逐年减小。山峡村水井为上石盒子组(P2s)下部砂岩涌出，井深为1.3m，涌水量为0.05L／s。(二)、含水层1、奥陶系中统石灰岩岩溶含水层组该含水层组埋藏深，本区没有出露。左云南普详查勘探区有三个岩溶孔揭露，上下马家沟组厚168.17m。下马家沟组厚度为100.31—127.23m，为灰色、青灰色、深灰色厚层状石灰岩和浅灰色、灰黄色白云质石灰岩夹少许泥灰岩。含有2个富水带，厚7-l0m，在富水带内岩溶、孔洞裂隙发育。两富水带之间间距30-80m，由于没有进行抽水试验，涌水量不详。水位标高左云县树儿里附近的609号孔为1200.57m，右玉县元堡子村附近的201号孔为1199.OOm，据1957年《大同中部煤田概查报告书》资料，鹅毛口36号孔涌水量为0.7L／s，227号孔裂隙少，涌水量为0.08L／s。由此可见奥陶系中统岩溶水的富水性与岩溶、裂隙发育程度密切相关。上马家沟组厚22-60m，岩性为灰白色石灰岩、白云质灰岩夹少量泥灰岩。本组小溶洞、溶孔裂隙发育，富水性好，但不稳定。2、石炭系上统太原组砂岩裂隙含水层组本含水层主要为6号煤层顶板粗砂岩，厚10余米，为直接充水含水层。据左云南普详查勘探区609号孔抽水试验，水位标高为1317.13m，单位涌水量为0.0047L／s.m，渗透系数为0.036lm／d。距本区较近的1001号孔(山峡村北约1.5km)为涌水孔。该孔孔口标高为1498.19m，钻至该层段孔口涌水量由0.32L／s增至0.60L／s，净增0.28L／s。水质类型为HCO3CL—Na型，矿化度为500mg／L，硬度为276.68mg／L。3、二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层组本含水层主要为底部K3砂岩，为中粗砂岩夹不稳定砂质泥岩。分布稳定，该砂岩带厚度可达13.0m，为4号煤层的直接充水含水层。在邻区安平煤矿主斜井掘进揭露该砂岩层有泉水涌出，涌水量为4.5m3/d，泉水标高为1508.57m。水质类型为HCO3-Ca.Mg型，矿化度为262mg/L，总硬度为199.88mg/L。4、二叠系下统下石盒子组砂岩裂隙含水层组本含水层组有2层砂岩层段，即(1)底部K4砂岩，为粗砂岩，底部为砾岩，泥质胶岩，厚约十余米。(2)中部含砾粗砂岩层段（K5），厚25m。据1001号孔揭露，该孔钻至该层孔口涌水量由0.22L/s增至0.32L/s，净增0.10L/s。水质类型为HCO3-Ca.Mg型，矿化度为356mg/L，总硬度为210.45mg/L。5、二叠系上统上石盒子组砂岩裂隙含水层组本含水层组也有2层砂岩带，即(1)底部为K6砂岩，为含砾粗砂岩，厚度为4.5m。(2)中部含砾中粗砂岩带，厚度为25m，本区西北部山峡村附近有泉水溢出，涌水量为0.05L/s。向北左云县降家村一带有大量的泉水出露，涌水量较大，约为0.45L/s。水质类型为HC03-Ca.Mg型，矿化度为200-300mg/L，总硬度为178.5-214.2mg/L。6、第四系砂砾孔隙含水层本含水层主要为马营河两侧砂砾石层，呈窄分带分布，厚度为2-5m。富水性很小。(三)、隔水层1、本溪组和太原组底部隔水层本层主要由泥岩、铝质泥岩、砂质泥岩和煤层组成。系奥陶系中统岩溶水与石炭系上统太原组砂岩裂隙水间的隔水层。局部地段夹有薄层石灰岩和砂岩。厚40-50m。岩石致密，分布稳定，隔水性良好。2、石炭系和二叠系砂岩裂隙含水层间的隔水层该隔水层为泥岩、含铝质泥岩、砂质泥岩和煤层组成。夹在各层砂岩裂隙含水层之间构成平行复合结构，厚度为数米至数十米，起层间隔水层作用。煤层采空后，因顶板裂隙发育，其隔水性变差，各含水层及其与地表水之间可相互沟通。（四）、断层、老窑的水文地质条件本井田内未发现有古窑分布。据以往勘探资料，区内亦无断层分布。但邻近矿井开采中揭露有小断层，且具导水性，如安平煤矿F1断层面有2处突水点。（五）、充水条件分析及矿井充水类型1、本区4、6号可采煤层的老顶为厚层状中粗砂岩，直接充水含水层为裂隙含水层类。据邻近矿井开采资料，含水量很小，涌水量为60L/s，水文地质条件简单，据井下穿水点观测，由煤层顶板直溢出，进水方式为直接充水型。2、周边矿井开采后形成的采空区内会有大量的积水，这些积水会沿岩层裂（孔）隙充入本矿井，是将来井下充水的主要因素之一。矿井充水类型为水文地质条件简单的裂、孔隙水直接充水型矿井。（六）、下伏奥陶系中统岩溶水突水条件分析据鹅毛口资料分析，奥陶系中统岩溶水可能是比较丰富的。但埋藏较深，推断本区水位标高约为1220m，而最低可采煤层(9下号)底板最低标高为1250m，后者高于前者约30余米。所以奥陶系中统岩溶水对矿井开采不会造成较大的威胁。(七)、矿井涌水量本区及其周边均没有系统的抽水试验资料，预算矿井涌水量的各类参数无法确定。只能根据邻近安平煤矿目前矿井实际原煤产量的排水资料，采用含水系数法预以推算。计算公式：Q=P×Kp（1）其中：Q──矿井未来涌水量，m3／h；P──原煤产量，t／h；Kp──含水系数(m3／t.h)安平煤矿现采4号煤层，实际年产量为30×104t/a，日排水量为930m3/d。本矿井的设计生产能为90×104t/a，则日涌水量为：Q=90×930／30=2790m3／d=117m3／h上述计算适用于煤产量起主要作用的矿井。本区直接充水含水层富水性弱。根据其它矿井资料，矿井初期涌水量较大，随着开采时间的延长，而逐渐减小。含水系数也随着年产量的提高而减小。(八)、供水水源本区目前没有永久性水源，但据山峡村北1001号涌水孔的涌水量资料分析，孔深108.70-115.20m（P1x），涌水量为0.32L/s，孔深186.00-210.90m(C3t)，涌水量为0.6L／s，太原组含水量较丰富，而且水质也好，开采太原组的砂岩裂隙水，也可作为供水水源。奥陶系中统岩溶水水量丰富，但该含水层取水困难。如选择适当的成井方法，解决取水设备，可以作为本区永久性水源勘探对象。综上所述，本井田水文地质类型为简单类型。第三节煤层的埋藏特征煤层的赋存特征本区位于洪涛山背斜的西翼，为一个走向北东向、北西倾斜的单斜构造，倾角2°-4°，并伴有次级波浪状起伏。除此以外，区内未发现有其它构造。二﹑煤层本区含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，现按地层顺序自上而下叙述如下：1、山西组（1）3-1号煤层该煤层为全区较稳定大部可采煤层，厚度变化大，为薄一中厚煤层，厚度1.64—3.22m，平均厚2.60m。JKl号孔最薄（1.64m），511号孔最厚（3.22m）,厚度变化为井田中部厚、东西两边变薄，煤层结构复杂，含夹矸0-2层。顶板为泥岩、砂质泥岩或细砂岩，底板为泥岩、砂质泥岩。（2）3-2号煤层该煤层全区稳定可采,上距3-1号煤层0-4.45m,平均2.73m,煤层厚度变化不大,为中厚煤层。煤层厚度一般为1.40-4.20m,平均2.28m。JK2号孔最薄(1.40m)，补2号孔最厚(4.20m)，厚度变化不明显。煤层结构复杂，含夹矸0-2层。顶板为砂岩或砂质泥岩、泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩或细砂岩。2、太原组 （1）4上号煤该煤层全区稳定可采，上距3-2号煤层8.31-30.60m，平均23.75m，煤层厚度变化不大，为中厚--厚煤层。厚度1.66-2.30m，平均1.98m.1001号孔最薄(1.66m),S2号孔最厚(2.30m）。（2）4下号煤该煤层全区稳定可采，上距4上号煤层1.53-3.90m,平均2.75m.在JKl与S2号孔一带与4上号煤层合并。厚度2.25-3.18m，平均2.03m。补2号孔最薄(2.25m)，JK2号孔最厚（3.18m)。含夹矸0-2层，结构简单。顶板为泥岩、砂质泥岩或细砂岩，底板为砂质泥岩或中砂岩。（3）6号煤该煤层全区稳定可采，上距4下号煤层14.95-54.34m，平均27.36m。煤层厚度变化不大，为厚煤层。煤层厚度2.68-4.13m,平均3.12m,JK1号孔较薄（2.68m），补1号孔最厚（4.13m）。JK1号孔与JK2号孔一带较薄，其它区段较厚。煤层结构较复杂，含夹矸0-6层。顶板为砂岩，含砾砂岩或粉砂岩、底板为砂质泥岩或细砂岩。三、煤层围岩性质（一）顶、底板条件井田内各可采煤层顶板条件类型根据钻孔揭露，叙述如下：3-1号煤层的老顶为中粗砂岩或细砂岩，厚度为3.3-5.93m,顶板类型属III类。3-2号煤层的直接顶板为砂岩、砂质泥岩夹薄煤层。顶板类型属I类。来压比较稳定，随煤层回柱垮落，基本填满采空区。4上号煤层顶板为中、细粒砂岩老顶，有时直接顶为泥岩，砂岩厚2.22-4.05m,致密坚硬，顶板冒落性属中等，为II类顶板。4下号煤层顶板为泥岩、砂质泥岩、厚度约2.70m左右。6号煤层的顶板为含砾粗砂岩老顶，厚度为9.OOm左右，致密坚硬，岩石完整，极难垮落，属III类顶板。表1煤层厚度及煤层间距统计表地层煤层厚度(m)间距(m)夹矸稳定性可采性顶底板岩性最小～最大平均最小～最大平均顶板底板山西组3-11.64～3.222.600～4.452.738.31～30.6023.751.53～3.902.7514.95～54.3427.360-2稳定全区可采泥岩砂质泥岩细砂岩泥岩砂质泥岩3-21.40～4.202.280-2稳定全区可采砂岩砂质泥岩砂岩砂岩砂质泥岩细砂岩太原组4上1.66～2.301.980-2稳定全区可采砂岩泥岩砂岩砂质泥岩细砂岩4下2.25～3.182.030-2稳定全区可采泥岩砂质泥岩泥岩砂质泥岩62.68～4.133.120-3较稳定全区可采砂岩含砾砂岩粉砂岩砂质泥岩细砂岩

（二）顶底板物理力学试验本项勘查工作在补2号孔对3-2号、4上、6号煤层顶板进行了岩石物理力学试验，试验结果见下表。由上表可知：3-2号顶板为软质-硬质，不坚固-中等坚固类岩石，4上号顶板为软质-硬质，不坚固-中等坚固类岩石，6号顶板为软质-硬质，不坚固-中等坚固类岩石。表2岩石力学试验结果汇总表顶、底板岩石名称力学性质试验抗压强度（MPa）抗拉强度（MPa）抗剪强度（MPa）3-2号顶板中砂岩25.1～42.936.11.37～2.271.942.97～4.003.414上号顶板含砾中砂岩17.2～31.724.70.78～1.220.962.27～2.422.346号顶板中砂岩18.7～38.926.70.59～1.700.982.42～2.032.48（三）与煤层伴生的其他有用矿物的情况本区其它有益矿产有高岭石、砂岩及石灰石。四、煤类、煤质与煤的用途(一)煤类及其分布规律按照中国煤炭分类国家标准（GB5751-86）（1986年颁发）进行分类，分类指标采用净煤挥发分（Vdaf）、粘结指数GRI,及Y值。区内主要分布有长焰煤、气煤。3-1号煤：净煤挥发分（Vdaf）为40.51-42.28%，粘结指数GRI为13.0-37.0，Y值为5.0-8.0mm，煤类为长焰煤（CY）及气煤（QM）。3-2号煤：净煤挥发分（Vdaf）为40.67-41.79%，粘结指数GRI,为12.0-37.0，Y值5.0-10.0，煤类为长焰煤（CY）及气煤（QM）。4上号煤：净煤挥发分（Vdaf）为40.36-41.10%,粘结指数GRI为45.0-62.2，Y值为7.0-8.5mm，煤类为气煤（QM）。4下号煤：净煤挥发分（Vdaf）为38.05-38.59%，粘结指数GRI为30.0-31.0，Y值为7-lOmm，煤类为长焰煤（CY）。6号煤：净煤挥发分（Vdaf）为37.49-40.19%，粘结指数GRI为36.0-43.5,Y值8.5-9.Omm,煤类为气煤（QM）。各煤层煤质特征如下：3-1号煤为高灰，特低硫-中高硫，低磷，低热值的长焰煤(CY)及气煤（QM）。3-2号煤为中灰-高灰，特低硫-中硫，低磷，中热值的长焰煤（CY)及气煤（QM）。4上号煤为中灰-高灰，特低硫-中硫，中热值的气煤(QM)。4下号煤为中灰，特低硫，低磷，中热值的长焰煤。6号为中灰，低硫-中硫，低磷，高热值的气煤(QM)。本区煤主要作为动力用煤和民用煤。（二）物理性质及煤岩特征（l）宏观煤岩特征据本次勘查钻孔煤芯鉴定成果同时结合《左云南普详查勘探地质报告资料，按煤的平均光泽强度、煤岩成分的含量及其组合情况将煤的宏观煤岩类型分四种：光亮型煤、半亮型煤、半暗型煤、暗淡型煤。4上、4下、6号煤以半亮型煤为主，沥青-玻璃光泽，碎块状，较坚硬，参差-阶梯状断口。3-1,3-2,9上、9下号煤以半亮型煤为主，弱玻璃光泽，碎块状-块状，质较硬，参差状断口，光亮型煤及暗淡型煤在各煤层中含量很少，多为较薄的夹层。（2）显微煤岩特征本次勘查未进行镜下显微煤岩鉴定，采用《左云南普详查勘探区地质报告》中各煤层的煤岩鉴定结果，对各煤层煤的显微煤岩特征叙述如下：3-l号煤：煤中显微组分以镜质组和丝质组为主，平均含量分别为48.6％、46.30％，半镜质组占4.40％，稳定组分含量很少，仅占0.7％，煤中矿物以粘土为主，占6.7％，有少量黄铁矿和方解石，各占0.5％，3-1号煤的镜质组最大反射串为0.659％。3-2号煤：煤中显微组分以镜质组和丝质组为主，平均含量分别为47.9％、39.42％，稳定组分含量较少，占8.21％，半镜质组占4.47％，煤中矿物以粘土为主，占23.92％，有少量方解石，占1.15％。黄铁矿和石英含量甚微，各占0.59％、0.39％。3-2号煤的镜质组最大反射为0．6798％。6号煤；煤中显微组分以镜质组为主，平均含量68.70％，镜质组主要以基质镜质体为主，少量均质镜质体，见个别结构镜质体；丝质组含量为21.16％，主要以半丝质体、粗粒体为主，有少量微粒体和丝质体，见个别菌类体；稳定组占7.21％，上要是角质体，有少量小孢子体。煤中矿物主要以粘土为主，占ll.59％，有少量黄铁矿、方解石和石英。6号煤的镜质组最大反射率为0.653％。（三）煤的化学性质。3-1号煤：原煤水分（Mad）为2.04-2.74%，平均2.33%，浮煤水分（Mad）为2.80-3.08%，平均2.97%；原煤灰分（Ad）29.07-35.95%，平均32.55%，浮煤灰分（Ad）9.36-11.40%，平均10.56%；原煤挥发分（Vdaf）36.28-41.58%，平均39.45%,浮煤挥发分（Vdaf)40.51-42.28%,平均41.34%；原煤硫分（St.d）0.18-1.28%,平均0.64%，浮煤硫（St.d)为0.28-0.53平均0.38%；原煤发热量为Qgr.d为19.94MJ/kg。焦渣特征(CRC)：原煤4，浮煤5；胶质层厚度（Ymm）：5-8，平均6.5；粘结指数（GRI）13-37平均21.3；浮煤回收率（％）22.00-38.00；磷：（Pdaf）：0.021%元素分析碳（Cdaf）81.84%,氢（Hdaf）5.18%,氮（Ndaf）1.36%,氧（Odaf）11.24%。3-2号煤：原煤水分（Mad)为2.45-2.63%，平均2.53%，浮煤水分（Mad）为2.85-4.02%，平均3.38%；原煤灰分（Ad）为25.70-33.90%，平均29.58%；浮煤灰分(Ad)为8.37-11.94%，平均10.38%；原煤挥发分（Vdaf）为34.12-44.16%,平均39.47%；浮煤挥发分（Vdaf）为40.67-41.79%，平均41.18%；原煤硫（St.d）为0.36-1.35%，平均0.71%；浮煤硫分0.47-0.50%，平均0.49%；原煤发热量（Qgr.d)为23.83MJ/kg。焦渣特征(CRC)：原煤4，浮煤5-6，平均5.5；胶质层厚度(Ymm）：5-10，平均7.5；粘结指数（GRI）：12-37，平均23.7；浮煤回收率（％）13.50-27.20，平均20.35%;磷（Pdaf）0.020%。元素分析碳（Cdaf）81.98%，氢（Hdaf）5.56%，氮（Ndaf）1.39，氧（Odaf）10.52%。4上号煤：原煤水分（Mad）为2.16-4.06%，平均3.04%，浮煤水分（Mad）为2.74-2.86%，平均2.80%；原煤灰分（Ad）为16.89-29.19%，平均23.71%，浮煤灰分（Ad）为6.34-8.79%，平均7.57%；原煤挥发分（Vdaf)40.90-45.06%，平均42.71%,浮煤挥发分（Vdaf）为40.36-41.10%,平均40.73%；原煤硫分（St.d）为0.45-1.42%，平均0.78%，浮煤硫分（St.d）为0.47%；原煤发热量（Qgr.d)为28.13MJ／kg。焦渣特征(CRC)：原煤4-5，平均4.5，浮煤5；胶质层厚度(Ymm）：7.0-8.5，平均7.8；粘结指数（GRI）45.0-62.2平均53.6；浮煤回收率（％）52.46-64.0。4下号煤：原煤水分(Mad)1.52-2.34%，平均1.93%,浮煤水分(Md)2.80-2.86%，平均2.83%；原煤灰分（Ad)22.08%，浮煤灰分(Ad)10.72-11.20%，平均10.96%；原煤挥发分（Vdaf)39.50-46.79%,平均43.15%,浮煤挥发分（Vdaf）38.05-38.59%，平均38.32%；原煤硫分（St.d）0.29-0.37%，平均0.33%，浮煤硫分（St.d）0.41-0.53%，平均0.47%；发热量（Qgrd）原煤25.42MJ/kg。焦渣特征(CRC)原煤2-4，平均3，浮煤5；胶质层厚度(Ymm）7-10，平均8.5；粘结指数（GRI）30-31，平均30.5；浮煤回收率（％）44.70-52.50，平均48.45；磷（Pdaf）0.019%；元素分析：碳（Cdaf）81.90%，氢（Hdaf）5.03%，氮（Ndaf）1.46%，氧（Odaf）11.15%。6号煤：原煤水分（Mad）为2.23-3.14％，平均2.61％，浮煤水分（Mad）为2.71-3.42％，平均2.97%；原煤灰分（Ad）为16.38-21.31％,平均19.56%,浮煤灰分(Ad)为7.38-9.79％，平均8.83％；原煤挥发分（Vdaf)为38.03-39.76％，平均39.09％；浮煤挥发分（Vdaf）37.49-40.19％，平均38.97％；原煤硫分（St.d）为0.68-1.54%，平均0.98%；浮煤挥发分（St.d）0.60-0.66%，平均0.63%；原煤发热量（Qgr.d)为25.76MJ/kg。焦渣特征(CRC)原煤4.5-5，平均4.8，浮煤5；胶质层（Ymm）8.5-9，平均8.8；粘结指数（GRI）36-43.5，平均40.0；浮煤回收率（％）52.95-55.33，平均54.14；磷（Pdaf）：0.021-0.023%，平均0.022%元素分析：碳（Cdaf）82.47%，氢（Hdaf）5.16%，氮（Ndaf）1.29%，氧（Odaf）10.37%（四）煤的可选性据本区西南约4Km处的803孔的可选性资料对各煤层煤的可选性予以评述，以供参考。3-1号煤：3-1号煤中矿物含量为7.70％，以粘土为主，原煤灰分(Ad)为32.63％，净煤灰分(Ad)为9.36％；原煤全硫(St．d)l.28％，净煤全硫(St．d)为0.37。浮沉试验结果净煤回收率为27.88％，属低等，中煤产率为33.79％，属极难选煤。当灰分变化在9-12％时，13-0.5mm及±0.1，产率为13.0-23.0％，可易选-中等可选。3-2号煤：3-2号煤中矿物含量为26.05％，以粘土为主，原煤灰分(Ad)为33.90％，净煤灰分(Ad)为8.37％；原煤全硫(St.d)为1.35％，净煤全硫（St.d）为0.49％。浮沉试验结果净煤回收率为17.53％，属低等，中煤产率为35.72％，属极难选煤，当灰分变化在9-12％时，13-0.5mm±O.l产率为21.0-22.0％，为中等可选。6号煤：6号煤中矿物含量为13.07％，以粘土为主，原煤灰分(Ad)为21．0％，净煤灰分(Ad)为7.38％；原煤全硫(St.d)为l.54％，净煤全硫(St.d)为0.63％。浮沉试验结果净煤回收率为26.47％，属低等，中煤产率为31.55％，属极难选煤。

表3煤的工业分析表（煤质特征表）煤层编号原、精煤水分(Mad)(%)灰分(Ad)(%)挥发分(Vdaf)(%)硫分(St.d)(%)发热量(Qgr.d)(MJ/kg)GRI煤类3-1原2.04～2.742.3329.07～35.9532.5536.28～41.5839.450.18～1.280.6419.9413～3721.3QM/CY浮2.80～3.082.979.36～11.4010.5640.51～42.2841.340.28～0.530.383-2原2.45～2.632.5325.70～33.9029.5834.12～44.1639.470.36～1.350.7123.8312～3723.7QM/CY浮2.85～4.023.388.37～11.9410.3840.67～41.7941.180.47～0.500.494上原2.16～4.063.0416.89～29.1923.7140.90～45.0642.710.45～1.420.7828.1345～62.253.6QM浮2.74～2.862.806.34～8.797.5740.36～41.1040.730.474下原1.52～2.341.930.64～3.221.6439.50～46.7943.150.29～0.370.3325.4230～3130.5CY浮2.80～2.862.8322.0838.05～38.5938.320.41～0.530.476原2.23～3.142.6116.38～21.3119.5638.03～39.7639.090.68～1.540.9825.7636～43.540.0QM浮2.71～3.422.977.38～9.798.8337.49～40.1938.970.60～0.660.63（五）瓦斯本矿瓦斯绝对涌出量为6.67m3／min;瓦斯相对涌出量3.52m3／t。CO2绝对涌出量12.35m3/min，CO2相对涌出量6.52m3／t，属于低瓦斯矿井。（六）煤尘爆炸性根据山西省煤炭工业局综合测试中心对本矿各煤层煤尘爆炸性检验结果，各煤层均有爆炸性。（七）煤的自燃发火性根据山西省煤炭工业局综合测试中心对本矿各煤层自燃性检验结果，各煤层属于容易自燃煤层和自燃煤层。

表4煤层自燃性汇总表煤层吸氧量（cm3/g）自燃倾向性等级自燃倾向性3-10.5149II自燃3-20.6426II自燃4上0.6808II自燃4下0.6248II自燃60.7354I容易自燃由上表可知，3-l、3-2、4上、4下号煤层为自燃煤层，6号煤层为容易自燃煤层。(八)地温、地压据《左云南普详查勘探区地质报告》中的两个测温孔的资料分析，该区平均地温梯度为3.2°／100m。恒温带深度为35m。煤系地层一般不存在高温异常区。在6号煤层之下有一个较高的地温梯度层段，即地温梯度达6°／100m。这一问题需要做进一步的研究。五、存在的主要问题1、本井田未进行专门的水文地质勘探，应尽快补做。2、矿井涌水量以邻近矿井资料得出，在今后生产过程中应加强水文地质及开采技术条件方面的工作，以保证矿井安全生产。第二章井田境界与储量第一节井田境界本井田位于大同煤田西南部。井田东与芍药沟煤矿相邻，西南与安平联营煤矿接壤，北与左云县长春矿毗连。井田边界有下列六点连线划定：x=4005800;y=19649160x=4004880;y=19649160x=4004880;y=19650860x=4002600;y=19650860x=4002600;y=19652740x=4005800;y=19652740井田南北最宽3200m，最窄920m,东西最长3580m，最短1700m,面积为7.58km2。第二节地质储量的计算一、储量计算范围及指标参与储量计算的煤层有3-1、3-2、4上、4下、6号共5层煤，计算范围以井田边界，可采边界线所限定。储量计算工业指标按《煤、泥炭地质勘查规范》中长焰煤、气煤的标准确定，能利用储量的最低可采厚度长焰煤为0.8m，气煤为0.7m。最高可采灰分40％；最高硫分3％。二、储量计算方法资源/储量估算中3－1、3-2、4上、4下、6号煤层，视密度为本项勘查中煤芯煤样化验测试成果的算术平均值。3-1号煤层1.33t/m3；3-2号煤层1.54t/m3；4上号煤层1.47t/m3；4下号煤层1.45t/m3；6号煤层1.47t/m3。由于井田内主要可采煤层厚度变化不是太大，地层平缓，其倾角均小于15°，故采用煤层铅垂厚度和水平投影面积来估算资源量。估算公式为：M=s.h.d式中：M—资源量ts—水平投影面积m2h—煤层厚度md—容重t/m3三、储量计算结果3-1号煤层为：7580000×2.60×1.33=26211640.00吨；3-2号煤层为：7580000×2.28×1.54=26614896.00吨;4上号煤层为：7580000×1.98×1.47=22062348.00吨；4下号煤层为：7580000×2.03×1.45=22311730.00吨;6号煤层为:7580000×3.12×1.47=34764912.00吨;地质储量M为：M=26211640+26614896.00+22062348.00+22311730.00+34764912.00=131965526.00吨第三节可采储量的计算矿井可采储量：Z=（Zc–P）×C（1）式中Z——表示矿井可采储量Zc——表示矿井工业储量P——表示保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留置的永久煤柱损失量，本矿井按储量的10%计算C——表示采区采出率，中厚煤层取C=0.8即，本矿井可采储量为：Z=131965526.00×0.9×0.8=71401174.4×0.9+137304688.5×0.9=95015178.72吨第三章矿井工作制度及生产能力第一节矿井工作制度矿井正常工作的制度对其管理及生产的正常、高效运转都是非常重要的。依据《规范》矿井设计生产能力宜按年工作日为330天计算，每天净提升16h。关于工作制度，按每班完成的循环次数应为整数，即每一个循环不要跨班完成，否则不便于工序之间的衔接，施工管理也比较困难，不利于实现正规循环作业。本设计采用三八制，每天三班作业，每班工作八小时，两班生产，一班维修。第二节矿井生产能力及服务年限一.矿井生产能力根据实际情况、井田境界、煤层赋存条件、煤炭需求量及生产的需要和设计任务书，确定本井田年产量为90万t/年。二.矿井服务年限的计算：矿井生产能力及服务年限是衡量矿区开拓的主要内容，它的大小体现了矿井的开采程度，它不但影响一个矿井的开采技术经济效果，而且影响到整个矿区乃至国民经济的发展。如果矿井生产能力确定过小，其服务年限可能过长，将大量积压已勘探的煤炭资源，反之若生产能力过大，可能造成矿井长期达不到设计产量或生产分散，接替紧张以致矿井服务年限过短，矿井很快报废，机械设备不能发挥其应有的能力，造成投资大收益小，且过短的服务年限会影响到其它工业的协调发展。因此《规程》规定了大，中，小型矿井的服务年限以及生产能力与服务年限的关系式：P=Z/(AK)式中：P—矿井服务年限，aZ—矿井可采储量，万t。(Z=9501.517872万吨)A—矿井设计生产能力，万t/年。K—储量备用系数，一般取1.4矿井服务年限：P=9501.517872/（90×1.4）=75.4（a）则，P=75.4年符合《设计规范》对中型矿井的有关规定。表1我国各类井型的矿井和服务年限设计生产能力(万t/a)矿井服务年限第一开采水平服务年限(a)煤层倾角<25º600及以上8040300，400，5007035120，150，180，2406030905025第四章井田开拓第一节井田开拓方式的确定一、确定开拓方式的主要原则1、确定井筒的形式、数目及其配置，合理选择井筒及工业场地的位置；2、合理地确定开采水平数目和位置；3、布置大巷及井底车场；4、确定矿井开采程序，作好开采水平的接替；5、进行矿井开拓延深，深部开拓及技术改造；6、力求简化生产系统，尽量减少井巷工程量；7、尽可能提高机械化程度，提高生产效率，实现安全高效；8、投资少，工期短，见效快；二、开拓方案的确定：1、工业场地的确定本井田位于洪涛山脉的西侧，属梁峁状黄土丘陵地带。为缓坡丘陵，是黄土覆盖在波状起伏的丘陵古地形上而成。区内地形相差不大，东北高，西南低。区内最高点为1650m，最低点为1495m，最大相对高差155m.本井田为全隐蔽式煤田,煤层埋藏深度为150m左右，可供选择的工业场地在山峡村北部地势平坦靠近公路的地方。地面开阔，有足够的场地布置主、副井地面生产系统；目前已具备较好的供电条件；靠近两条公路，地面运输条件良好；供水距离较近，征地费用较便宜；并且位于井田储量的中央，对井下开拓布置有利，矿井运输和通风较有利。2、井筒形式确定工业广场位于山峡村北部，本井田为全隐蔽式煤田,煤层埋藏深度为150m左右，可供选择的井筒形式有立井和斜井。斜井与立井相比，其缺点是：当表土深，有较厚的含水冲积层或流沙时，斜井通过较复杂、较昂贵；同样开采水平，斜井比立井长，维护费用高，当围岩条件差时维护困难；采用绞车提升时，速度低，能力小，钢丝绳磨损严重，动力消耗大，提升费用高。当井田倾斜很长需要多段提升时则转换环节多，系统复杂，效率低，成本高；由于斜井较长，因此各种管线敷设长度大，通风阻力大，增加了费用；人员进出井和材料设备等辅助运输时间长，上述这些缺点都随着开采深度和斜井斜长的加大而逐步突出。但是，近20年来，现代化大型带式输送机的发展和广泛运用，新型辅助运输方式的逐步推广，以及长距离斜巷掘进技术的改进，使斜井开拓方式的优越性更为突出，使范围大为扩展，装备带式输送机的斜井显示了以下的突出优点：提升能力大。运输距离长，提升高度大，改变了用钢丝绳提升矿车的斜井只适用于埋藏较浅煤层的情况。延深改造和扩大生产能力较为简单。可以实现煤炭从工作面到地面的连续运输，效率高，成本低。一井可以两用。在环境方面：立井井塔很高、而斜井则低矮。设计规范规定，“煤层赋存较浅，表土层较薄、水文地质条件简单的缓倾斜、倾斜煤层宜用斜井开拓方式”。本井田内煤层埋藏不深、表土层不厚、水文地质条件简单、井筒不需特殊法施工的近水平煤层，矿井设计生产能力大，运输量大，为方便大型综采设备下井，所以主要考虑斜井开拓。方案一：采用主、副斜井及回风立井开拓方式主斜井井筒内铺设胶带输送机，作为主提升井，担负全矿井的煤炭提升任务，井筒方位角为270°，井筒倾角为16°，兼作进风井，同时布置所需综合管线，主井内铺设台阶并安装扶手作为矿井的安全出口。方案二：采用双立井开拓，主立井内设置多绳提煤箕斗，风井为专用回风井。3、开采水平的划分根据本矿井开采近水平煤层及煤层厚度及煤层间距统计表，提出二个方案：方案一：布置三个水平，第一水平布置在3-2号煤层中，第二水平布置在4下煤层中，第三水平布置在6号煤层中。方案二：采用主井和副井均为立井的开拓方式。两方案比较可见：虽然方案二掘进距离短、工业场地煤柱占用少，但掘进技术复杂且不能实现连续化提升。方案一掘进技术简单，提升能力大容易实现自动化管理。综合比较后选择方案一。4、运输和回风大巷位置的确定根据《煤矿安全规程》第一百一十三条：低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的帯区，必须设置1条专用回风巷。所以本矿井每个水平都有胶带运输大巷、轨道运输大巷和专用回风巷。各个水平的胶带运输大巷和轨道运输及回风大巷沿煤层底板布置。5、矿井通风系统确定本矿井煤层赋存较浅，井田范围较小，所以，在井田边界附近开掘回风立井构成中央并列式通风系统。6、开拓方案的确定（一）技术比较根据开拓方式布置原则、工业场地位置的选择和煤层赋存条件，设计提出了技术上可行的两个开拓方案进行比较，方案分述如下：方案一：采用斜井开拓。工业广场位于山峡村北部，自然地形标高+1545～+1555m,高差10m左右，本工业场地较为开阔，地形平坦，场内建筑物依现有的公路布置，分区明确，布局合理，功能齐全，主斜井井口标高为z=+1550m，x=4404950,y=19650360.井底标高+1378m,井筒垂深172m。主斜井井筒内铺设胶带输送机，作为主提升井，担负全矿井的煤炭提升任务，井筒方位角为270°，井筒倾角为16°，斜长624m,采用锚喷支护，兼作进风井，主井内铺设台阶并安装扶手作为矿井的安全出口。副斜井井口标高为+1550m,x=4405010,y=19650360,井底标高+1405m,井筒垂深145m,井筒方位角为270°，井筒倾角为20°,斜长405m，采用锚喷支护方式，井筒内铺设双轨道，担负全矿井的矸石、材料、人员，同时布置所需综合管线，铺设台阶并安装扶手作为矿井的安全出口。回风立井井口标高z=+1550m,x=4405400,y=19650925,井底标高.+1401m,垂深149m.净直径5m。第一水平标高+1405m,第二水平标高+1377m,第三水平标高+1349m.每个水平的下层煤布置轨道大巷和运输大巷及回风大巷。方案二：采用立井开拓。

表1开拓方案技术比较表方案一方案二优点掘进技术简单；可以实现连续化运输；易于实现自动化管理；1、初期工程量小；2、占用煤柱少；缺点1、初期工程量大；2、占用煤柱多；掘进技术复杂；不能实现连续化运输不易于实现自动化管理；（二）经济比较方案一的掘进工程量大约是方案二的三倍，由于斜巷和立井的掘进费用不同，以及其他维护费用，方案一和方案2的总费用近似相同。所以，还需进一步作综合比较。（三）开拓方案综合比较从前述技术经济比较结果来看，虽然方案一比方案二要投入多一点钱，但方案一更利于生产，便于管理。综上所述，所以决定采用方案一，即矿井采用斜井开拓。分为三个水平，第一水平位于+1405m,第二水平位于+1377m。第三水平位于1349m，每个水平划分为二个带区，15个分带。第二节达到设计生产能力时工作面的配备回采工作面的个数、产量设计采用一个综采工作面和两个掘进工作面保证矿井0.90Mt/a产量，首采综采工作面布置于3-1号煤层中，3-1号煤层平均厚2.60m,采高2.60m,工作面长200m。回采工作面生产能力按下列公式计算：Q=L×VO×M×r×C（2）式中：Q—工作面年产量，t/a;L—工作面长度，200m;VO—工作面年推进度，1267m;M—工作面采高，2.60m;r—煤的容重，1.33t/m3;C—采煤工作面采出率，中厚煤层取0.95；则3－1号面产量Q=200×1267×2.60×1.33×0.95=832444.34t/a矿井年生产能力Qa=k1×Q=1.1×832444.34=915688.774t/a=91.5688774万t/ak1：帯区掘进出煤系数取为：1.1一个综采工作面和两个掘进工作面产量为91.5688774万t/a>90万吨，满足设计生产能力要求。工作面的机械配备工作面的机械配备见带区巷道布置及机械设备配备平面图。第五章矿井基本巷道及建井计划第一节井筒、石门与大巷一、井筒数目及用途矿井移交生产至达到设计生产能力时，开凿3个井筒，即主斜井、副斜井、回风立井。各井筒用途分述如下：主斜井：担负全矿井煤炭提升任务，并兼作进风井和安全出口。副斜井：担负全矿井人员升降、提升矸石、下放材料、设备等辅助提升任务，并兼作进风井和安全出口。回风立井：回风和安全出口。表1井筒特征表井筒名称主斜井副斜井回风立井井口坐标纬距X（m）4404950.004405010.004405400.00经距Y（m）19650360.0019650360.0019650925.00标高(m)井口Z＋1550.00＋1550.00＋1550.00井筒倾角16°20°90°井筒方位角270°270°0°井筒斜长(m)624405深149井筒净断(m2)15.1117.7219.63井筒净宽(m)4.95.0直径5.0井筒装备胶带输送机双钩串车设梯子间井筒用途煤炭提升，兼进风和安全出口材料、设备、人员提升，兼进风、安全出口回风、安全出口二、大巷1、回风大巷根据《煤矿安全规程》第一百一十三条：低瓦斯矿井开采煤层群和分层开采采用联合布置的采区，必须设置1条专用回风巷。所以回风大巷为专用回风。2、轨道大巷做辅助运输，运送材料和运出矸石等。运输量不大，考虑错车等因素，大巷设计为双轨线路。3、运输大巷运输大巷为胶带输送机运输，考虑检修，设置检修道。第二节井底车场一、井底车场形式由于主斜井和运输大巷均采用胶带输送机运输，井底车场较简单，只在副斜井井底设车场，车场采用顶推调车。井底车场运行1.5t矿车及重型平板车，担负材料、矸石、小型设备及液压支架等大型设备的运输工作，井底设有操车系统。井底车场采用600mm轨距、30kg/m的钢轨，混凝土轨枕，道床高度为410mm，道渣高度为220mm。二、井底车场硐室井底硐室设在副斜井井底，主要设有：主变电所、水泵房、水仓、管子道、消防材料库、等候室等。根据煤层顶板岩石情况，井底车场巷道采用锚网喷支护，局部破碎地段采用混凝土或料石砌碹支护，主要硐室采用料石砌碹支护。1、井下变电所及水泵房本设计井下主变电所和水泵房采取联合布置，均布置在3-2号煤层顶板岩层中，副井井底轨道大巷一侧。变电所和泵房底板标高高出井底车场底板0.5m，变电所和水泵房净宽5.3m，总长45m，其中变电所长19.4m，泵房长25.6m，中间利用防火门隔开，两硐室各有一条通道与井底车场相连接。在两硐室的通道内都设有防火门和栅栏门。两硐室与井底车场并联通风。在水泵房掘一个2×1.2m的长方形吸水井，混凝土浇筑。水泵房布置有三台水泵，一台工作，一台备用，一台检修。2、水仓矿井在水泵房附近布置主、副水仓，布置在3-2号煤层顶板岩层中。为了减少水仓内的泥污量，在水仓入口段设溢水式沉淀池，水仓采用一部调度绞车牵引矿车清理，沉淀池人工清理井底水仓共布置两条，按8h矿井正常涌水量设计，水仓总容量为1000m3。第三节建井工作计划一、矿井建设方式矿井建设考虑采用一次设计，一次建成的方式，主要理由如下：1、分期建设、分期投产方式生产与施工相互干扰，对生产组织不利；2、有利于尽早向集团公司提供足量的煤炭。二、施工方法在矿建、土建、设备安装三类工程的施工中，应尽力提高机械化水平，三类工程的施工应充分利用时间和空间，采取平行交叉作业，