六家煤矿0.9Mta新井设计

目录TOC\o"1-5"\h\z\o"CurrentDocument"目录 1\o"CurrentDocument"1矿区概述及井田地质特征 6\o"CurrentDocument"1.1矿区概述 61.1.1交通位置 61.1.2地形、地貌 6气象 67K文 7\o"CurrentDocument"1.2井田地质特征 7地层 77.2.2地质构造 81.2.37火文地质 10\o"CurrentDocument"1.3煤层特征 13煤层 13煤质 14\o"CurrentDocument"2井田境界及储量 18\o"CurrentDocument"2.1井田境界 18\o"CurrentDocument"2.2矿井储量 182.2.1矿井地质资源储量 19图2.1储量块段划分图 212.2.2矿井工业资源储量计算 212.2.3矿井可采储量计算 222.2.4设计可采储量计算 22\o"CurrentDocument"3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 24\o"CurrentDocument"3.1矿井工作制度 24\o"CurrentDocument"3.2矿井设计生产能力及服务年限 243.2.1确定依据 243.2.2矿井设计生产能力 253.2.3矿井服务年限 253.2.4井型校核 25\o"CurrentDocument"4井田开拓 26\o"CurrentDocument"4.1井田开拓的基本问题 264.1.1确定井筒形式、数目、位置 274.1.2主要开拓巷道 284.1.3采区及煤层间接替 29\o"CurrentDocument"4.2方案简述与比较确定 294.2.1方案简述 294.2.2技术比较 304.2.3经济比较 31\o"CurrentDocument"4.3矿井基本巷道 384.3.1井筒 384.3.2井底车场 404.3.3主要开拓巷道 45\o"CurrentDocument"5准备方式一一采区巷道布置 48\o"CurrentDocument"5.1煤层的地质特征 485.1.1煤层埋藏条件 485.1.2煤质特征 485.1.3煤层顶、底板条件 485.1.4煤层的含瓦斯、煤尘的爆炸性和自燃发火危险性特征. 487次文地质特征 485.1.6地质构造 495.1.7地表特征 49\o"CurrentDocument"5.2采区巷道布置及生产系统 495.2.1首采采区概况 495.2.2采煤方法及工作面长度的确定. 495.2.3巷道布置 495.2.4工作面接替顺序 49525采区通风 5052.6采区生产系统 505.2.7巷道特征 505.2.8巷道掘进 515.2.9采区生产能力与回采率 54\o"CurrentDocument"5.3采区车场选型 555.3.1采区上部车场选型 555.3.2采区中部车场选型 555.3.3采区下部车场选型 555.3.4采区主要桐室布置 56\o"CurrentDocument"6采煤方法 57\o"CurrentDocument"6.1采煤工艺方式 576.1.1采区煤层特征及地质条件 576.7.2确定采煤工艺方式 57工作面推进方向 60工作面设备选型 606.1.5回采工作面的控顶设计 636.1.6端头支护及超前支护方式 656.1.7采煤工艺 666.1.8各工艺流程注意事项 679.3.5矿井总风阻和等积孔 779.4矿井主要通风机选型 779.4.1矿井自然风压 779.4.2主要通风机选型 789.4.3电动机选型 819.4.4矿井主要通风设备的配置及要求. 829.5防止特殊灾害时期的安全措施 8310设计矿井基本技术经济指标 85软岩开拓巷道支护研究 871软岩巷道综述 871.1软岩的概念 871.2软岩巷道的特征 881.3软岩巷道支护困难原因分析 892软岩支护原理 892.1软岩巷道支护原理 892.2软岩巷道支护的原则 912.3软岩巷道锚喷网支护机理 933软岩巷道支护 953.1软岩巷道支护形式 954软岩巷道支护设计方法 964.1设计方法的种类 964.2我国现场常用的设计方法 985软岩巷道底鼓的治理 985.1巷道底鼓机理 995.1.1巷道底鼓的特征 995.1.2巷道底鼓的机理 1005.1.3影响底鼓的主要因素 1005.2卷道底鼓的综合治理 1015.2.1底鼓巷道的分类 1015.2.2治理底鼓的方法 1025.2.3加固巷道帮、角控制底鼓 1036软岩开拓巷道支护实例 1046.1概况 1046.1.1北翼运输大巷地质概况 1046.1.2北翼运输大巷原支护状况 1046.1.3北翼运输大巷围岩破坏原因 1046.1.4北翼运输大巷加固总体方案 1066.1.5化学注浆加固技术 1076.2注浆材料 1076.2.1注浆工艺 1086.3底板组合锚索支护技术 1106.4巷道注浆参数设计 1106.4.1注浆孔布置 1106.4.2注浆量预计 1116.4.3注浆压力 1126.5底板预应力组合锚索施工方案 1126.5.1施工设备 1126.5.2底板组合锚索规格及钻孔参数设计. 1126.5.3锚索布置 1126.5.4施工工艺 1146.6注浆施工安全技术措施 1146.7井下主要观测参数与仪器 1157结论 115STUDYONTOPCAVINGCOALMININGPARAMETER 116放顶煤开采参数研究 121参考文献： 126徐永圻.《采矿学》.徐州：中国矿业大学出版社，2003 126[5]东兆星、吴士良.《井巷工程》.徐州：中国矿业大学出版社，2004 126[7]《煤矿工业矿井设计规范》.北京：中华人民共和国建设部，2005 126蒋国安、吕家立.《采矿工程英语》.徐州：中国矿业大学出版社，1998 126[13]能源部.《煤矿安全规程》.北京：煤炭工业出版社，1992 126[15]刘吉昌.《煤矿施工设计基础》.太原：山西人民出版社，1983 126[17]章玉华.《技术经济学》.徐州：中国矿业大学出版社，1995 126[19]张国枢.《通风安全学》.徐州：中国矿业大学出版社，2000 126[21]《巷道断面图册》.徐州：中国矿业大学采矿工程系，2003 126[23]《液压支架图册》.徐州：中国矿业大学采矿工程系，2003 126致谢 1271矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1交通位置平庄矿务局古山立井位于平庄煤田古山矿区东北部，属内蒙古自治区赤峰市所辖。地理位置为东京119°15'52〃至119°20'30〃。北纬42°03'48"至42°06'30〃。区内有叶赤铁路通过，北至赤峰市49km与京通铁路相连。南至叶柏寿98km与锦承铁路相接。公路北至赤峰市，南至朝阳市均为沥青路面。交通方便。图1.1六家煤矿交通位置示意图LL2地形、地貌本区地势南高北低，西高东低，为山前倾斜冲积平原;海拔最高为+630m最低为+480m。六家煤矿位于古山东翼，地势呈西南高，东北低，为山前倾斜坡地与冲积平原交汇地形。古山顶最高为海拔+726.3m,区内约为+630m,最低东部冲积平原标高为+485米左右。沿古山有较大冲沟5条，多呈"V”和"U"字型，与平原人工渠相连，流入老哈河。1.1.3气象本区气候属大陆性气候，冬季寒冷干旱，春秋两季多风，主风向为西北，据赤峰气象台资料，最大风速33.3m/s（1962年3月8日）;最高气温42.5°C（1955年7月），最低气温-31.4°C（1955年1月）；年最大降水564.0mm（1954年），最小降水量为205.1mm（1950年）；年最大蒸发量2315.3mm（1961年），年最小蒸发量1311.6mm（1954年）；潮湿系数为0.19,属温度过低带；冻结期11月末至翌年4月末，最大冻结深度2.01米（1977年3月）。自80年代以来，气候条件有所改变，气象资料表明各项资料均未超过上述极值。1.1.4水文矿区东部约3.5km,有老哈河自南向北流过，该河源于河北省平泉光头山一带，流经宁城、黑水、乌敦套海至哲里木盟门齐卡庙附近与西拉木伦河汇流，全长455km,流经面积33075km2，河床平坦，沉积大量淤泥细砂，最大洪峰流量9840m3/s（1962年7月26日）1.2井田地质特征1.2.1地层根据勘探钻孔控制及野外地质调查，井区地层层序自上而下为：第四系全新统、更新统、第三系上中新统、白垩系下统和侏罗系上统。现分述如下：1） 第四系本井区大部分地段被第四系地层覆盖，主要分两个层段，上部全新统（Q4）风积砂土，次生黄土及现代冲积层，厚度0-50米。下部更新统（Q1-3）冲积砂和砂砾石层，夹粘土及亚粘土或亚砂土含钙质结核，于基岩界面处赋存冲洪积坡积砂砾石层，含巨砾，厚0-110米，为平庄地区主要含水层，含水丰富，在六家矿工业广场周围，含水层厚5-10米，为半承压水。2） 第三系上新统（N?）在平庄煤田由西南向东北呈台地断续分布，以喷发-溢流相熔岩产出，在区域上称赤峰玄武岩，可见多次喷发旋回，间夹薄层沉积岩，厚0-80米。岩性为灰绿、黑褐色，具气孔状、杏仁状构造，裂隙发育为喷出岩体。与下伏地层呈不整合接触，钻孔控制最大厚度84.54米（968孔）。中新统（N1）哈尔脑组：该组地层为1984年发现命名。赋存于喷发玄武岩之下。可分为上下两段，上部为河床相砂岩或粉砂岩松散，下部为湖泊相泥岩或砂质泥岩，层理发育，下部为砾岩，在古山矿区古山敖包山一带普遍存在，含大量双子叶被子植物群，厚0-8米，可与赤峰、山东、吉林等地层对比。白垩系下统孙家湾组(Kls)该组地层在区域上与阜新孙家湾砾岩对比，在井区以北赋存。主要分布于矿区北部四家-黑水一线，最厚达550米，为一套冲积紫红色砂砾岩--砾岩夹薄层灰白色砂岩、泥岩。安家楼组(Klan)该组为熔岩、火山碎屑岩组，该组地层为1993-1996年野外地质调查组多次研究而确认的，上部为灰白色粗砂岩砂砾岩，松散，厚50-110米；下部为一组玄武质火山熔岩、安山质凝灰岩、碎屑岩、凝灰质集块岩、砂质泥岩组成。钻探及地表出露可见厚度180-200米。元宝山组(J；)该组地层可分为上下两段元宝山组上段为水泉组(J「)该组岩性以灰、灰绿色砂岩为主，夹灰紫色砂质泥岩或紫红色砂砾岩薄层，砾石成分以花岗岩及各种变质岩砾石，磨圆较好，泥质胶结，松散。下部夹煤线，为一套冲--洪积相地层，厚度50-250米，与下伏地层无明显界面，以平庄水泉沟及其以东发育。元宝山组下段(J/)该段是该井区主要含煤段。上部岩性较粗，以灰-灰白色砂岩、砂质泥岩及砂砾岩组成。含数层薄煤层，厚度70-100米。中部含主要煤层，以灰、深灰色泥岩砂质泥岩、灰白色砂岩、砂砾岩及中厚煤层组成。岩性厚度变化由浅部至深部，由南至北逐渐增厚岩性也随之变粗，厚度70-110米，一般厚90米。含5、6、7三个复煤层组共计13个分煤层，累计最大煤层16米，该组下部以灰白色粗砂岩砾岩为主。杏园组(J：)该组地层可分上中下三段，据36个钻孔控制和主副井井筒及井巷工程揭露。其岩性为灰白色中粒砂岩、砂砾岩、灰黑色泥岩及砂质泥岩组成。中上部夹数层薄煤层，局部达可采，厚2-3米。岩性由南向北逐渐变粗，7线以南泥岩厚度大，层理发育，7线以北泥岩厚度变薄，碎屑岩比例增大。泥岩和砂质泥岩含植物种子化石。1.2.2地质构造六家煤矿位于平庄煤田东部边缘，总体上井田地层呈北北东向展布，倾向北西，呈单斜构造，井区内地层由于受断裂构造的影响，地层产状产生较大变化，9线以南地层走向为北20-45度东，倾向北西，倾角25-40度。9线以北走向逐渐转为南北，局部偏西，倾向西或南西，倾角5-25度。总观全井区地层形状除受区域构造控制外，更直接的受井区断裂控制。井区内构造以断裂为主。断层本次储量复核地质报告是在建井移交报告和以往地质勘探报告的基础上，结合矿井建设、生产过程井巷工程实见资料，连同边界断层共组合断层29条，按其特征均属北东向走向或斜交正断层，大致可分为两组，一组为北北东向(SN-N24°E),主要有F5、F6、F10、Fll、F19、F22、F31、F32o上述断层相互斜交，部分NNE向切割NE或NEE向的断层。本次报告所组合的断裂构造中未发现明显的NW向断裂。古山矿一、三井实践说明NW向断裂属较小型断裂且系主断裂的派生构造。如表1.1所示：表1.1 断层一览表断层标号性质断层产状落差评价走向倾向倾角F5走向正断层N22°ESE66°0〜35推定F6走向正断层S20°WN14°WSE43°〜63°0-160可靠F10走向正断层N34°ES5°Wsw50°-57°0-70可靠F11走向正断层S28°EN18°ENE55°-63°0-75推定F19走向正断层S32°WN2°WSE62°-65°0-110可靠F22走向正断层N17°ESE40°-50°0-24可靠F31斜角正断层N30°WSW51°78推定F32斜角正断层N67°WNE12°60推定关于同沉积构造平庄矿区经20多年的生产实践证明，含煤地层粗碎屑岩发育，煤组间沉积形成有3-5层以上较厚层砾岩或砂砾岩。古山矿三井浅部自下而上受同沉积剥蚀严重，形成层间剥蚀，有小的不整合构造面，煤层沉积期间有风化现象，并有红层呈团块沉积。含煤地层中砾岩作构造标志说明含煤地层形成期间构造活动剧烈。自五家--西露天至本矿区煤系地层层间见有隐伏断层。据邻井和本井揭露有层间滑动构造现象，上断下不断等构造现象，证明含煤地层形成期间有同沉积构造。岩浆岩本井区岩浆岩在垂直剖面上可见有喷出玄武岩(明)，凝灰质熔岩(Klan)及侵入辉绿岩(Bu)o上述三个层位不同时期均部分采样作过绝对年龄鉴NT。定，其中第三系(2)喷出玄武岩，在西露天哈尔脑玄武岩和风水沟矿二采区玄武岩取样鉴定，其绝对年龄在16.2和23.35百万年。喷出玄武质熔岩凝灰岩组(Klan),所采样品的位置是平庄安家楼组最底部之玄武岩和9002号钻孔267米深之同部位玄武岩，其绝对年龄为72.1和70.7百万年。侵入辉绿岩于古山一井80-10号孔于150米深取样鉴定绝对年龄为83.4百万年。玄武岩(N?)呈黑灰色，风化后呈黑褐色及灰紫色，具有气孔及杏仁状构造，裂隙发育层间夹有细砂岩，此玄武岩分布于井田西南部，形成中高山。对煤层无影响。辉绿岩(B")呈黑灰色，致密块状，隐晶质结构，产状呈倾伏状岩床岩墙，此侵入体分布于古山矿二井南端至6线深部消失。走向为北东东方向，呈带状分布，与煤系地层走向呈5-40度夹角。精查补充勘探对辉绿岩对煤层的影响有了进一步了解，于968、966、963号钻孔控制，证明侵入体底界面倾角较缓，使煤层保存面积有所扩大，并了解侵入体是由南向北至本井区隐伏于深部，范围得到进一步的控制。在14-6线之间对煤层有一定破坏和蚀变吞蚀作用，对煤质有一定影响。1.2.3水文地质含水层4(1)杏园组砂岩、砂砾岩的孔隙和裂隙承压含水层(尸)该层分布于F1断层以东无煤区，为F1号断层上升盘，由井间-1号孔见该含水层厚度为240.87m,第四系地层直接不整合于侏罗系杏园组之上，其杏园组地层形成于元宝山组煤系地层之前，为煤系下伏地层。含水层段以粗砂岩、砂砾岩孔隙含水为主，基岩倾向EW,露头于ES,与第四系冲洪积砂砾石层不整合接触，基岩风化带及裂隙渗透补给，水渗方向ES-WN,逐渐向深部渗透。井间-1号钻孔135.72m以上岩性主要以砂岩为主，135.72-167.44m为泥岩隔水层，由此该含水层分为上、下两个段。第I段含水层由粗、中、细砂岩组成，夹砂砾岩薄层、岩性较为松散,局部夹泥岩，含水层厚度49.85-52.02m。补检号钻孔对该层进行抽水试验，单位涌水量为0.0143公升/秒•米，渗透系数为0.0221m/do第II段含水层以砂砾岩为主，多为泥质胶结，砾石成分以石英岩、花岗岩为主。含水层厚度为179.48-188.45m,补检号钻孔对该层进行了抽水试验，其单位涌水量为0.071公升/秒•米，渗透系数为0.033m/d。通过井间-1号孔对I、II段进行混合抽水，其单位涌水量为0.195公升/秒•米，渗透系数为0.0794m/do（2） 元宝山组下段含煤地层孔隙、裂隙承压含水层该含水层为井田内直接充水含水层，上部为元宝山组上段（安家楼砾岩）和煤层顶板砾岩层。该层由粉、细、中、粗砂岩、砂砾岩、砾岩组成。井田内±0水平以上最大厚度为239.78m,最小厚度为61.3m,平均厚度为82.50m。为了解其含水层特征，精查阶段利用951号钻孔对该层进行了抽水试验，其承压水标高为+485.834m,单位涌水量为0.00238公升/秒•米，渗透系数为0.001903m/日，故属承压弱含水层，水化学类型为重碳酸钙钠型水。（3） 煤系顶部砾岩孔隙、裂隙承压含水层该含水层在本井田内较育，平均厚度84.34m,由砾岩、砂砾岩夹泥岩组成。砾岩、砂砾岩大部分为泥质胶结，通过362号孔抽水，单位涌水量为0.01023公升/秒•米，渗透系数为0.0135m/日，为本区内弱含水层。（4） 元宝山组上段（水泉组）孔隙、裂隙承压微弱含水层该砾岩层属煤系上覆含水层，全区普遍发育，最大厚度为589.56m,平均厚度为249.98m,靠近井田深部较厚，靠近露头处较薄。该层以杂色砾岩、砂砾岩为主，夹薄层粉、细、中、粗砾岩和紫红色泥岩。该层的砾岩、砂砾岩的主要成分以花岗岩、石英岩为主，砾岩占其中50%左右。据钻孔抽水试验资料，其单位涌水量为0.0032-0.01163公升/秒•米，渗透系数为0.0015l-0.00356m/日,平均涌水量为0.00724公升/秒•米，平均渗透系数为0.002615m/日。通过816号钻孔抽水试验，816号付孔观测，第四系潜水与砾岩无水力联系。（5） 第四系冲洪积砂砾石层孔隙潜水含水层该层主要分布于井田东部老哈河河谷平原地带，上部覆盖有l-7m亚粘土、亚砂土。该含水层由砾石、砂砾、粗、中、细砂组成，夹薄层亚粘土,厚度一般7.50-23.77m,平均厚度12.5m。据钻孔抽水试验资料，其单位涌水量为8.75-15.05公升/秒•米，渗透系数为71.30-97.7m/日。（6） 第四系冲洪积承压含水层主要分布于井田内含水砂砾石零点边界线以东，下伏于亚粘土隔水层以下，主要由砂砾、卵石、中粗砂组成。井田内厚度3.86-5.34m,单位涌水量为0.250-0.48公升/秒•米，渗透系数为10.63-14.45米/d。（7） 辉绿岩裂隙承压含水层该含水层主要分布在西二采区以西大部地区，最大厚度为287.07m。利用311号孔对该层进行抽水试验，其单位涌水量为0.08617公升/秒•米，渗透系数为0.09877m/日，为井田内西二采区直接充水含水层。2） 断层水本区较大的断层分别为Fl、F4、F6为了解其导水性，1967年104队利用371、372号钻孔分别对Fl、F4断层进行了抽水试验，371孔抽水试验单位涌水量为0.054公升/秒•米，渗透系数0.0127m/日，372号孔抽水试验单位涌水量为0.0000425公升/秒•米，渗透系数0.000859m/d,虽然F1断层比F4号断层导水性较强，但总的来看导水性都很弱。因为F1及F4透水性很弱，尤其F1断层使含水层断开，致使F1下盘杏园组含水层段与上盘元宝山组弱含水层段错断接触，使井检区内F1下盘含水层在西北部封闭，从以上数据分析来看，区内断层导水性都很弱。3） 隔水层该区没有沉积稳定的隔水层，厚层的风成黄土不整合于中生界及第三系地层之上，黄土由亚砂土、亚粘土所组成，透水性弱，为本区相对隔水层。4） 井田充水因素该井田虽然北部境界距老哈河较近，据816号孔抽水及第四系潜水水位变化情况，第四系潜水与基岩含水层无明显水力联系，因此该井田主要为大气降水补给，通过井田外部的煤层露头和裂隙涌向矿井。5） 生产期涌水情况该矿床属孔隙、裂隙充水矿床，矿床位于第四系潜水之下，且第四系潜水与基岩无水力联系，基岩水水头压力虽然较高，但通过对各个含水层的抽水试验表明，基岩富水性弱，从井下实见多处断层不同程度的涌水、淋水和滴水现象证明，该井田水文地质类型以裂隙水充水为主，水文地质条件简单，定为“二类一型”。1.3煤层特征1.3.1煤层1） 含煤性元宝山组下段主要煤层富集于该段的中下部。含煤系数由南向北逐渐降低，由30%-2%o煤带分布为北东东方向。井田内局部可采煤组有6-10及杏4煤组。因范围小，埋藏深，储量小，未计算储量。井田内不可采煤组有4、5下、6-1及杏1、杏2、杏3、杏5、杏6、杏7煤组。5煤组:分布于5线-9线之间。共有24个钻孔见到此煤层，煤厚0.14-3.08米，仅在6线-9线间，399、3009、391、944、930等5个钻孔见有可采煤层。可采厚度1.03-3.08米。呈小块或零星点分布，无经济价值，未计算储量。6煤组：该煤组沉积不稳定，在2线、4线至5线及9线至13线间有煤沉积。共有41个孔见此煤组。煤厚0.10-2.69米。仅71-7、58、320、330、339、935、397、910、959、348等10个钻孔煤厚达可采，可采厚1.00-2.69米。呈零星小块或零星点分布，经济价值不大，未予计算储量。7煤组：分布于6线-10线间，由浅部至深部共有24个钻孔见此煤层，煤厚0.16-3.58米，多数为不可采，仅在8线-9线间有391、915、916、913、962、3009等6个钻孔见有可采煤层，可采厚度1.01-3.58米，由于受F6断层破坏，能成块的面积甚小，故未予计算储量。杏园组煤层：分布于井田的北部1-9线间，见煤钻孔21个，多为薄煤层，经分析可划分7个层组。其中杏1、杏2、杏3煤组均以煤线及薄煤层出现很不稳定，无可采点；杏4、杏5、杏6、杏7煤组局部见有可采点。各点不能连片，未予计算储量。2） 煤层厚度及结构变化本区煤层按厚度及结构变化可分三个带。一为较稳定带。煤层厚度大,较稳定，结构简单。向北延展，二为煤层分叉厚度变化急剧带，煤层分叉、变薄，煤层向北延展呈马尾状撒开。三为煤层分叉变薄尖灭带，煤层结构更复杂，煤厚变薄至尖灭，煤层间距变大，岩性变化由南向北逐渐变粗。岩性几乎全为泥岩，6线以北到4线岩性以砂岩为主，有少许砂砾岩，4-1线以砂砾岩为主。3）煤层对比精查（补充）报告，建井移交报告，通过测井曲线、煤层厚度特征、结构、层间距进行煤组及分煤层对比，通过矿井建设、生产中井下实践和重编对比，认为原报告煤层对比是比较可靠的。但4线以北煤层变薄尖灭，无论从电测曲线和煤层都难以找到标志层，可靠程度差。（1） 对比依据从全区垂向电测曲线特征可以由上至下分为三大层段，即元宝山组上段（砂砾岩层段），中段含煤段，下段泥岩、砂砾岩互层段（杏园层段）。它们的特性各异，曲线形态特点差异比较明显，容易区分。上述层段具有一定标志层作用，依此认定断层构造及断失层位。（2） 分煤层对比本报告对2个主要可采煤层进行了对比，现分述如下：6-1煤层6煤组的最上部为6-1煤组，由3-5个薄煤层组成，不稳定，一般不可采，人工放射性曲线呈尖齿状。6-2煤层该层分布于3-14线间，空间上位于含煤地层中部，赋存于6煤组上部,与6-1煤间距10-30米。，可采煤厚4.11-7.74米。顶底板岩性多为砂岩、砂砾岩。6-3煤层分布全区，与6-2煤层间距6线南为12.7-18米，变化规律同上层。顶板以细砂岩为主，底板为泥岩、砂岩、砂砾岩。1.3.2煤质1）煤的物理性质总观各煤层的物理性质没有显著变化。煤的颜色一般为黑褐色、黑灰色、黑色或深褐色。略经风化即为灰黑色或深褐色。光泽多为弱油脂光泽、沥青光泽，次为暗淡色光泽或无光泽，风化后均为无光泽。条痕呈褐色。煤的吸水性强，极易风化和自燃发火，块煤遇水有响声，立即破碎。煤的原生裂隙和次生构造裂隙均不甚发育，半亮煤和光亮煤有时存在垂直于层面的裂隙，裂隙比较平坦，裂隙有时被钙质薄膜或黄铁矿薄膜充填。煤的断口，光亮型、半亮型煤常见贝壳状或阶梯状断口，半暗型煤常见不平坦状断口，暗淡型煤断口为参差状或纤维状。镜煤与丝炭的脆性大，暗煤则具有一定韧性。煤的结构为各种宏观煤岩组分在煤层中相互交替出现，多构成1-3毫米的细条带状，少数为3-5毫米的中条带状结构及40毫米左右的宽条带状结构，或为断续的细条带状结构及透镜状结构，局部具有纤维状结构。其层理为连续的，有时有少许断续的水平或缓波状层理。煤的密度：精查地质报告共有28个钻孔取样，测试110个样点，各层煤测试结果为如表1.2所列：表1.2 钻孔取样表层号测试点数平均密度(g/cm3)6-271.576-371.57视密度：精查地质勘探共采取视密度样179块，经东煤地质局化验室测定，视密度的计算是各测点采用测定块数的平均值。各采样孔中同一煤组的厚度加权平均值，然后进行全区分煤层的算术平均，所得平均值代表这一煤层的视密度值。测定视密度时未测定视密度煤样的灰分，没有无灰视密度，凡是大于1.35g/cm3,少于1.15g/cm3的视密度样点，舍弃不予利用。其各煤层视密度结果见储量计算第一节。煤岩特征煤的显微煤岩组分和显微煤岩类型，未采煤样专门分析测定，但纵观区内宏观煤岩类型，多为亮煤和暗煤，镜煤和丝炭以条带状或透镜状不均匀地夹在亮煤和暗煤之间。2)化学性质及工艺性能该井区在精查勘探中，在58个钻孔中采取煤样505个，245个煤样由东煤公司煤田地质局化验室化验，从钻孔煤质化验结果看，各层煤质没有显著地变化，在分布上也没有明显的变化规律。水分(Mad%)原煤的最小水分为4.90%,最大水分为17.02%,平均值为12.08%,一般为10-14%o精煤的最小水分为5.35%,最大值为18.26%,平均值为12.65%。原煤灰分产率(Ad%)原煤灰分产率为最低，最小值为6.57%,最大值为29.42%,加权平均值为13.59%。5煤组的原煤灰分产率为最高，最小值为5.79%,最大值为30.34%,加权平均值为16.74%,全井田平均灰分产率为15.14%挥发分(Vda必)原煤挥发分最小值为36.71%,最大值为48.27%,平均值为41.60%。精煤的挥发分最小值为40.05%,最大值为41.81%,平均值为40.88%。有害组分硫(St%)磷(Pd%)原煤含硫量最小0.22%,最大值为2.40%,平均值为0.93%,属于低硫煤。磷(Pd%)：均有磷指标的测定，其最小磷含量为0.002%,最大磷含量为0.018%,一般磷含量在0.006-0.015%之间，按“规范”本井田磷含量在分级表中0.01-0.015%之间，故应属低磷煤和特低磷煤。发热量本井田原煤发热量(Qb,ad)为22.84MJ/kg；最低为5煤组，发热量为21.40MJ/kg；全井田平均发热量为22.23MJ/kg,(Qnet.ar)的最小值为17.33MJ/kg,最大值为20.91MJ/kg,平均值为19.08MJ/kg。煤灰熔融性(FT)全井田煤灰熔融性温度最小值为1090°C,最大值1455°C,平均值为1243°C,煤灰熔融性温度大于1250°C(7)低温干馅在精补阶段曾做过低温干馅试验，干基焦油产率最低6.15%,最高8.97%,全井田平均干基焦油产率为7.15%,因此，本井田应属含油煤(见表3-3)o煤的可选性通过原煤筛分试验结果(见附表3-5)和50-0.5mm浮沉试验结果可看出，大于50mm煤占全样26.72%,小于50mm煤各粒级分布比较均匀，而且煤质比较均匀，小于0.5mm煤灰分增高，易泥化。浮沉试验中可看出，分选密度1.5时±0.1含量6.14%,属极易选煤。工业分析指标：Mt=12.52% Ad=18%挥发分指标在41.03-43.45%区间，焦渣特征为粉状，不粘结。分煤组灰熔融性成果详见表1.3所示：表1.3 分煤组灰熔融性成果表-iZZ .灰溶点")' 最小值 最大值 平均值6-21130137012156-31140143212094） 煤质及工业用途评述综前所述，本井田从煤的物理性质及化学特征来看，煤的水分含量最小为4.90%,最大为17.02%,平均值为12.08%,可燃基挥发分最低为35.11%,最高为44.46%,平均值为40.88%；煤的透光率最小为32%,最大为62%,平均值为43%；蛆锅粘结性为1；根据中华人民共和国国家标准GB/T15224.1—2004（煤炭质量分级），根据中国煤的分类（以炼焦煤为主）衡量本井田煤质牌号属于褐煤。本区煤种划分依据如下，褐煤、挥发分（Vdaf）在40.88%,透光率（PM）在43%O平庄能源有限公司所生产的褐煤，历来均作为发电用煤及民用煤,又鉴于本井田煤的以上化学特征和目前工业用煤的特定要求，井田煤的用途，适宜于火力发电及民用煤。5） 其它有益矿产本井田发现铀元素异常点，一般厚度在0.5米左右。分布在元宝山组上、下段及杏园组泥岩、砂砾岩中，但品位低，只个别点达到可采品位。因工作量不足，未能做出详尽评价。同时，对煤层中错、铉元素含量测定，均未达到工业品位的要求。2井田境界及储量2.1井田境界1）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。根据《采矿手册》规定一般井田划分的原则有以下几条:（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） 以相邻矿井井田境界煤柱为界；（4） 人为划分井田式：煤层倾角较小，特别是进水平煤层，用一垂直面来划分井田边界；在倾斜或急斜煤层中，沿煤层的方向，常以主采煤层底板等高线为准的水平面划分。根据以上原则及井田的实际情况，确定井田的四周范围，采矿许可范围的地理座标为（四角）：1#〜东经119°19’49〃北纬42°06’05〃17#〜东经119°18'20〃 北纬42°06’26〃10#〜东经119°19'12〃 北纬42°04'06〃7#〜东经119°17'59〃北纬42°04’06〃矿区东部有国铁叶赤线通过，设有古山乘降所，该矿南4km为平庄车站，北49km赤峰站与京通线相接，南98km叶柏寿站与锦承铁路相接。公路北至赤峰，南至朝阳、锦州、沈阳，自平庄转平双公路可达承德、北京等地，交通方便，见图1.1所示：2.2矿井储量矿井储量是在划定的井田范围内，根据勘探资料计算而得，是进行矿井设计和生产建设的依据。本井田内可采煤4层，其编号自上而下分别为：6-1、6-2、6-3号煤层，本矿只有6-2和6-3煤层具有开采价值，6-1由于薄及地质条件复杂不具有开采价值，故不参与储量计算，其中6-2和6-3号煤为主要可采煤层，此矿井设计只针对6-2和6-3号煤层。本次矿井储量计算是在精查地质报告提供的1：5000的煤层底板等高线上计算的，储量计算可靠。井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，根据(《矿井设计指南》中矿大出版社陈吉昌主编)计算矿井工业储量。6-2和6-3煤层，采用块段法计算工业储量。地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，在圈定的块段法范围内可用算术平均法求得每个块段的储量。煤层总储量即为各块段储量之和，每个块段内至少应有一个以上的钻孔。2.2.1矿井地质资源储量根据储量计算公式z=sxmxrIcosa (2.1)式中：z—地质储量，万t；S——井田面积，m2；M 厚度，m；Y 容重，1.35t/m3。本井田内主要可采煤层为6-2和6-3,其平均厚度为5.5m。煤层倾角在10度左右。根据地质勘探情况，将矿体划分为12个块段(见图2.1),在各块段范围内，用算术平均法求得每个块段的储量，煤层总储量之和。6-2和6-3煤层储量计算表见2.1表2.1 储量计算表地质块段号块段投影面积(itf)平均倾角(°)块段实际面积(itf)平均厚度(m)煤层容重(t/m3)块段储量(T)I186,764.168.12188,655.544.561.51,350,622.74

II1135872.28.97302,232.396.241.572,960,910.28III537,104.8412.42549,975.784.501.573,885,578.89IV409,251.0418.24430,902.255.841.573,950,856.55V357,569.3520.38381,446.535.961.573,569,271.47VI853,822.107.91862,023.864.641.576,279,671.42vn139,622.929.12141,410.565.491.571,218,860.04vm215,183.4915.78223,610.715.551.571,948,431.92IX342,583.376.76344,981.715.811.573,146,819.66X271,517.3514.34280,249.055.971.572,626,746.32XI229,373.407.10231,145.845.211.571,890,703.63xn709,930.279.901,623,074.005.181.5713,199,811.61总计4,551,258.415,559,708.2246,028,284.53备注：六家煤矿矿6-2煤层储量计算结果：46,028,284.53(T);矿井地质资源储量为:92,056,569.06(T)

图2.1储量块段划分图2.2.2矿井工业资源储量计算矿井工业资源储量详见表2.2所列：表2.2 工业资源储量表工业资源储量探明资源储量55233941.44经济基础储量Hlb0.844187153.15边际经济基础储量2mll0.211046788.29次边际经济基础储量1122b控制资源储量27616970.72经济基础储量122b0.822093576.57边际经济基础储量2m220.25523394.144次边际经济基础储量2s22推断资源储量9205656.906333k0.82813351.16合计85664263.31工业储量Zg=lllb+2Mll+122b+2M22+333k (2.2)式中：Zg——工业储量，万t;111b——探明的经济基础储量，万t;2M11——探明的边际经济基础储量，万t;122b——控制的经济基础储量万，t;2M22——控制的边际经济基础储量，万t;333——推断的资源量，万t。K——系数，取k=0.8。Zg=lllb+2Mll+122b+2M22+333k=(3772.99+943.25+1886.50+471.62)+86.04X0.8=8566.43万t2.2.3矿井可采储量计算设计储量Zs=Zg—pi—p2—pn (2.3)式中：Zg——工业储量，万t;pl——井田边界煤柱损失，万t;p2——断层边界煤柱损失，万t;pn——永久保护煤柱，如村庄、公路、铁路等保护煤柱损失，本矿井中无村庄、公路、铁路故不用考虑。矿井煤柱留设方法见表2.3所示：煤柱留设方法表表2.3矿井煤柱留设表名称留设方法T\11/亡怀根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱与压煤开采规程》第72条：工业广场维护带宽度为15m井田边界边界煤柱50m断层断层煤柱每侧50m大巷大巷煤柱每侧30m2.2.4设计可采储量计算zk=(zs-p)XC (2.4)式中：Zk——设计可采储量，万t;Zs——设计资源储量，万t;P——井筒、工广、大巷煤柱损失，万t;C——采区回采率；厚煤层不小于0.75,中厚煤层不小于0.80,薄煤层不小于0.85o故设计可采资源储量Zk=(8566.43-1686.33)X0.8=5504.08万t工业广场煤柱留设根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱与压煤开采规程》第72条:工业广场维护带宽度为15m。根据《煤炭工业设计规范》，工业场地占地指标如表2.4。表2.4 工业场地占地指标表井型2.4及以上 1.2〜1.8 0.45〜0.9（Mt/年）0.9〜0.3占地指标八，工 1.0 1.2 1.5（公顷/10万t）1.8注：（1） 占地指标中包括围墙内铁路站线的占地面积；（2） 在山区，占地指标可适当增加；（3） 附近矿井有选煤厂时，增加的数值为同类矿井占地面积的30〜40%；（4） 占地指标单位中的10万t指矿井的年产量。由于本设计将工业广场设在井田西部不在井田范围内因此无工业广场煤柱煤柱损失。3矿井工作制度'设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度按照《煤炭工业矿井设计规范》相关规定：确定矿井设计年工作日330d,工作制度采用“三八制”，每天三班作业，二班生产，一班准备，每班工作8h。矿井每昼夜净提升时间为16h,这样充分考虑了矿井的富裕系数,防止矿井因提升能力不足而影响矿井的增产或改扩建。因此本矿设计每昼夜净提升时间为16ho3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据《煤炭工业设计矿井设计规范》第2.2.1条规定：矿井设计生产能力，应根据资源条件、外部建设条件、回采对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案的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：煤田地址条件简单，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，则不能将矿区的规模定的太大。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（包括煤种、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。3.2.2矿井设计生产能力六家煤矿煤矿井田资源储量有限，煤层赋存稳定，顶底板条件好，断层褶曲少，倾角小，厚度变化不大，开采条件较简单，煤质为褐煤，交通运输便利，初步确定矿井生产能力为0.9Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应矿井服务年限的计算公式为：T=Zk/（A・K） （31）式中：T——矿井的服务年限，a；Zk——矿井的可采储量，万t；K——矿井储量备用系数，取K=1.4；A 矿井设计生产能力，万t/a。由第二章计算结果可知：矿井可采储量为5124.93万t,则矿井服务年限为T=5504.08/90xl.4=47a〉40a本矿井开拓方式为单水平上下山式开拓，水平服务年限即为矿井服务年限均为41a,经过矿井及水平服务年限的核算，二者均符合《煤炭工业矿井设计规范》之规定。3.2.4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6-3和6-4号煤层平均5.41m,为中厚煤层,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，可以布置一个一次采全高的工作面保产。2） 辅助生产环节的能力校核。矿井设计开拓方式为立井单水平开拓，工作面生产的原煤经顺槽胶带输送机到大巷，后由架线式电机车配三吨底卸式矿车运到井底煤仓，再经主井提升到地面，运煤能力和设备下放均可以达到设计井型的要求。3） 通风安全条件的校核。矿井煤尘无爆炸危险性，瓦斯涌出量不大，属低瓦斯矿井。矿井采用中央并列式通风方式，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，满足《煤炭工业矿井设计规范》的要求，因此最终确定矿井的生产能力为0.9Mt/a。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。4.1.1确定井筒形式、数目、位置1）井筒形式的确定井筒形式有三种：平酮、斜井、立井。一般情况下，平酮最简单，斜井次之，立井最复杂。平酮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、井底车场及酮室都比立井简单，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；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等,人员可迅速从井筒撤离。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。本矿井煤层倾角平均12°,为缓倾斜煤层；表土层较厚，含流沙层；井筒需要特殊施工方法，采用冻结法施工，因此采用立井开拓。经后面方案比较确定井筒形式为双立井。2）井筒位置的确定井筒位置的确定原则：有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；井田两翼储量基本平衡；井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁；工业广场宜少占耕地，少压煤；距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。本设计矿井属冲击平原，周围人口聚集区少，故工业广场可选位置较多，设计中由于矿井储量较小，考虑减少工业广场保护煤柱，节约能源，所以将工业广场选在井田西部。井田主采煤层为6-2、6-3号、煤层倾角为7。〜20。，平均为12。，采区式开采。两煤层生产能力0.9Mt,可采储量为54.32Mt，服务年限为47a。工业广场长为400m,宽为337.5m,面积为13.5平方公顷。4.1.2主要开拓巷道6-2煤层平均厚度为5.05m,6-3煤层与6-2煤层平均间隔15m,煤层厚度及其他地质条件与6-2煤层基本相似。由于构造影响把煤层切割成阶梯状，使煤层在倾斜方向不连续。煤层瓦斯较低，此矿井为低瓦斯矿井。结合本设计矿井的地质条件和实际情况，为满足生产中运输、通风等要求，每组大巷共设置两条，即大巷、一条轨道运输大巷、和一条回风大巷。大巷坡度取3%。〜5%。。4.1.3采区及煤层间接替1） 采区接替顺序西二采区——南二采区——东一采区2） 煤层间接替顺序6-2煤层——6-3煤层4.2方案简述与比较确定4.2.1方案简述根据以上分析，提出以下四种技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：立井单水平中央并列式通风上山开采主、副井设在井田西部，均为立井开拓。井底车场为刀式，采用三吨底卸式矿车运输。水平标高-80。采用中央并列式通风，设一对平行巷道分别为主要运输大巷和主回风大巷各一条。如图4.1所示；方案二：立井单水平中央边界式通风上山开采主、副井位置、井底车场形式、主要运输方式、水平标高与方案一相同。矿井采用中央边界式通风。在井田东南部设风井。主要运输大巷在-80水平，主回风大巷在+160水平。如图4.2所示；方案三：立井单水平中央并列式通风上、下山开采主、副井位置、井底车场形式、主要运输方式与方案一相同。采用中央并列式通风，主要运输大巷和主要回风大巷在±0水平，采取采用上、下山开采。如图4-3所示；方案四：立井单水平中央边界式通风上、下山开采主、副井位置、井底车场形式、主要运输方式与方案一相同。采用中央边界式同风，主要运输大巷在±0水平，主要回风大巷设置在+160水平。风井设在井田东南部，与主回风大巷相连。如图4.4所示；图4.1立井单水平中央并列式通风上山开采

图4.2图4.2立井单水平中央边界式通风上山开采薰富盘5盘嚣嚣嚣提案嚣::S普*岩碧言图4.3图4.3立井单水平中央并列式通风上、下山开采“嚣嚣^薰指颁4.2.2技术比较分析以上所提出的四个方案井筒位置及开拓方式、形式均相同。区别在于开采水平的不同及通风方式不同所导致的回风大巷的不同。方案一和方案三均采用中央并列式通风。这种方式的优点是工业广场布置集中，管理方便，工业广场保护煤柱小。缺点式通风阻力大，井下漏风多。结合本矿实际情况，井田面积小，瓦斯小，从技术上采用中央并列式通风可行。方案一和方案三的不同式点式，方案一的主要运输大巷和回风大巷是在-80水平，米区内是米用上山开米。方案三主要运输大巷及回风大巷在±0水平，采区内按上、下山开采准备方式布置。方案二和方案四均选用中央边界式通风方式。这种通风方式的优点是:通风线路较短，通风阻力较小，井下漏风较少，回风井位于井田东部边界,工程量比方案一和方案三少240m。缺点是：工业场地比较分散，井筒及工业场地保护煤柱较大，当井下转入深部开采后，需要维护较长的上山回风道。根据本矿井实际情况，采用中央边界式通风风井据首采区较远，初期工程量大，回风大巷维护时间较长。在对首采区开采前需开掘一条回风巷道与后期采区的上山联系，后期采区的两条上山作为首采区的回风巷道。这样使首采区的回风线路相对较长，在技术角度考虑与方案一和方案三比较此方案不可选。其中方案二的主要运输大巷的水平标高为-80,采区内采用上山式开采。方案四主要运输大巷的水平标高为±0水平，采区内采用上、下山式开采。矿井主要回风大巷及风井位置，方式相同。4.2.3经济比较1）粗略比较四个方案建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费等粗略比较结果，下列表中：见表4.1、表4.2、表4.3、表4.4、表4.5所列。表4.1 方案一、立井单水平中央并列式通风上山开采项目数量(10m)基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用主井开凿表土段16.00145905233.45587.63基岩段49.0072282.00354.18副井开凿表土段16.00170466272.75699.30基岩段49.0087051.00426.55井底车场硬岩58.0052607.00305.12305.12运输大巷岩巷70.0028113.00196.79196.79回风大巷岩巷65.0028113.00182.73182.73采区岩巷194.0027744.00538.23538.23

上山小计2509.81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）6792.961.25443.080.651.60排水涌水量（m3）时间（h）服务年限（年）基价（元/t.km）967.2183.98760.0047.000.28运输大巷系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元/t.km）768.651.22614.470.700.35上山运输系数煤量（万t）提升高度（km）基价（元/t.km）0.001.22614.470.970.42小计8528.83合计费用（万元）11038.64表4.2 方案二、立井单水平中央边界式通风上山开采项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用主井开凿表土段16.00145905233.45587.63基岩段49.0072282.00354.18副井开凿表土段16.00170466272.75699.30基岩段49.0087051.00426.55风井开凿表土段16.00132934212.69587.94基岩段49.0076581.00375.25井底车场硬岩58.0052607.00305.12305.12运输大巷岩巷260.0028113.00730.94730.94采区上山LXJ卅石巷144.6027744.00401.18401.18小计3312.10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）6792.961.25443.080.651.60

排水涌水量（m3）时间（h）服务年限（年）基价（元/t.km）967.2183.98760.0047.000.28运输大巷系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元/t.km）878.461.22614.470.800.35上山运输系数煤量（万t）提升高度（km）基价（元/t.km）1278.161.22614.470.970.42小计9916.80合计费用（万元）13228.90表4.3 方案三、立井单水平中央并列式通风上、下山开采项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用主井开凿表土段16.00145905233.45529.80基岩段41.0072282.00296.36副井开凿表土段16.00170466272.75629.65基岩段41.0087051.00356.91井底车场硬岩58.0052607.00305.12305.12运输大巷岩巷81.0028113.00227.72227.72回风大巷LXJ卅石巷84.0028113.00236.15236.15采区上山lXj4zh.石巷194.0027744.00538.23538.23小计2466.68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）6792.961.25443.080.651.60排水涌水量（m3）时间（h）服务年限（年）基价（元/t.km）967.2183.98760.0047.000.28运输大巷系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元/t.km）1240.83

1.22614.471.130.35上山运输系数煤量（万t）提升高度（km）基价（元/t.km）1278.161.22614.470.970.42下山排水涌水量（m3）时间（h）服务年限（年）基价（元/t.km）83.98760.002.000.2841.16⑥小计10279.17合计⑦费用（万元）12745.84表4.4 方案四、立井单水平中央边界式通风上、山开采项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用主井开凿表土段16.00145905233.45587.63基岩段49.0072282.00354.18副井开凿表土段16.00170466272.75699.30基岩段49.0087051.00426.55风井开凿表土段16.00132934212.69587.94基岩段49.0076581.00375.25井底车场硬岩58.0052607.00305.12305.12运输大巷岩巷275.0028113.00773.11773.11回风大巷LXJ卅石巷84.0028113.002361492.00采区上山lXj4zh.石巷144.6027744.00401.18401.18小计3354.27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）6792.961.25443.080.651.60排水涌水量（m3）时间（h）服务年限（年）基价（元/t.km）967.2183.98760.0047.000.28

运输大巷系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元/t.km）878.461.22614.470.800.35下山排水涌水量（m3）时间（h）服务年限（年）基价（元/t.km）41.1683.98760.002.000.28上山运输系数煤量（万t）提升高度（km）基价（元/t.km）1278.161.22614.470.970.42⑥小计9957.96合计费用（万元）13312.23表4.5 开拓方案粗略比较汇总表方案方案一方案二方案三方案四名称立井单水平开拓主斜副立单水平开拓斜井单水平开拓斜井单水平开拓（井筒位于井田中央）（井筒位于井田边界）基建费用（万元）2509.813312.102466.683354.27生产费用（万元）8528.839916.8010279.179957.96合计（万元）11038.6413228.9012745.8413312.23百分比100.00119.84100.00104.44通过对四个方案的粗略比较方案二和方案四的总费用要比方案一和方案三的总费用分别高出1.26%和4.39%,故决定采用方案一和方案三。2）精细比较将粗略经济比较后选出的方案一和方案三进行精细比较，以选出更为优化的方案。下面分别通过表4-6、表4-7、表4-8表示。表4-6 方案一立井单水平中央并列式通风上山开采项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）初期主井表土段16145905233.45587.63基建开凿基岩段4972282354.18

费用（万元）副井开凿表土段16170466272.75699.30基岩段4987051426.55井底车场硬岩5852607305.12305.12小计1592.05后期基建费用（万元）运输大79196.79回风大巷16528113182.73182.73小计379.53生产费用（万元）立井提升系数煤量（万t）提升高度（Km）单价（元/t.km）6792.961.25443.080.651.6排水涌水量（m3）时间（h）服务年限（年）单价（元/t.km）967.2183.98760470.28顺槽运输系数煤量（万t）平均运距（Km）单价（元/t.km）82.881.2185.221.130.33大巷运输系数煤量（万t）平均运距（Km）单价（元/t.km）1482.401.22614.471.350.35大巷维护系数大巷长度大巷数量单价（元/a.m）4.341.21350126.8小计9329.80合计11301.38表4.7 方案三：立井单水平中央并列式通风上、下山开采项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）初期基建费用（万元）主井开凿表土段16145905233.45529.80基岩段4172282296.36副井开凿表土段16170466272.75629.65基岩段4187051356.91井底硬岩5852607305.12305.12

车场小计1464.58后期基建费用（万元）运输大72227.72回风大24160.24小计387.96生产费用（万元）立井提升系数煤量（万t）提升高度（Km）单价（元/t.km）6792.961.25443.080.651.6排水涌水量（m3）时间（h）服务年限（年）单价（元/t.km）967.2183.98760470.28顺槽运输系数煤量（万t）平均运距（Km）单价（元/t.km）82.881.2185.221.130.33大巷运输系数煤量（万t）平均运距（Km）单价（元/t.km）1811.831.22614.471.650.35大巷维护系数大巷长度大巷数量单价（元/a.m）5.311.21650126.8小计9660.19合计11512.73表4.8 开拓方案费用汇总表方案方案一方案三名称立井单水平中央手山开%F列式通风上立井单水平中央并列式通风上、下山开采项目费用（万元）百分比（％）费用（万元）百分比（％）基建费初期基建费1592.05108.71464.58100.0后期基建费379.53100463.86122.2生产费9329.801009660.19103.5总费用11301.3810011588.64102.5通过上述经济术比较后最终决定本矿井选用方案一，即立井单水平中央并列式通风上山开采开拓方式。4.3矿井基本巷道4.3.1井筒井田工业广场位置岩层中硬稳定，无断层陷落柱等构造，含水层顶底岩层均为隔水层，。设计主副井采用圆形断面，砌磕支护，表土段适当加大厚度。详见表4.9所示：表4.9 井筒特征表井筒名称井筒直径/m井筒净断面积/Itf掘进断面捌Irf井筒支护井筒装备主井5.523.7631.1737.49砌石宣9t箕斗1对副井633.1841.8549.02砌石宣风井519.6326.4132.15砌硝1） 主井井筒直径5.5m,井深650m,净断面积23.76m2,立井多绳提升采用9t箕斗一对。罐道采用槽钢组合和空心钢罐道。井筒断面见图4.5。2） 副井井筒直径6.5m,井深650m,净断面积33.18m2,故选用安装布置比较简单、通风阻力较小的钢丝绳罐道，装备一对2JK-5/11.5型多绳l.Ot双层单车罐笼，钢丝绳单侧布置，并设防坠绳，以便于罐笼平稳运行和大型设备的升降。平行罐笼布置管子间与梯子间，使相互靠近以便于维修，管子间考虑留有增设管路的余地。井筒断面见图4.6。图4.5主井断面图图4.6副井断面图4.3.2井底车场1）井底车场形式和布置方式《煤矿设计规范》第5.1.1规定：井底车场布置应根据地质条件、大巷运输方式、运量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相对位置，以及地面生产系统布置等条件确定。井底车场巷道和主要碉室的位置，应选择在稳定坚硬的岩石中，并避开较大断层、含水层、松软层、煤与瓦斯突出危险煤层。本设计矿井地质简单，井底车场位置处无断层、含水层。围岩稳定，设计井型0.9M/ao井底车场设计在-80水平，采用立式环形车场。井底车场采用立井环形立式井底车场。工作面来煤经过运输大巷运至井底煤仓，箕斗在井底煤仓装煤后提升到地面。砰石经轨道大巷运至井底车场后由副井提升至地面。材料经地面运送到井底车场，经过绕道后由运输大巷运送到使用地点。井底车场主要酮室有中央水泵房、水仓、中央变电所、机车修理车间、乘人车场、调度室、医务室、散煤处理酮室、联络巷等。井底车场平面布置见图4-9。调车方式设计采用顶推调车方式：电机车牵引重列车驶入车场调车线，电机车摘钩，驶过道岔，经错车线，过道岔绕至列车尾部，将列车顶入主、副井重车线。然后，电机车经过道岔进入主、副井空车线，牵引列车驶向石门、运输大巷。井底车场碉室主井系统酮室主井系统酮室有推车机及翻车机酮室、底卸式矿车卸载站酮室、井底煤仓装载酮室、清理撒煤酮室及水窝泵房等。上述酮室布置主要取决与地质及水文地质条件。确定井筒位置时，要注意将箕斗装载酮室布置在坚硬稳定岩层中。清理井底撒煤斜巷的出口要尽量布置在主井重车线侧。副井系列酮室副井系列酮室主要有：中央变电所、水仓、机电车库与机电维修酮室、调度室、等候室、医务室、井下防火门酮室、火药库等。井下中央变电所及水泵房为了节约管材、缆线及方便管理，并有利于安全，主变电所和水泵房均布置在副井附近。建立联合布置酮室。为方便设备的检修及运送，水泵房靠近副井空车线一侧，水泵房与变电所之间用耐火材料砌筑隔墙，并设铁门。为防止井下突然涌水，水泵房与变电所的底板标高应高出井筒与井底车场联络处底板标高0.5m,水泵房与变电所通往井底车场的通道设置密闭门。水泵房管子道和井筒相连，管子道与井筒相连处高出水泵房底板标高7m以上，管子道倾角25°〜30°，保证水泵房与副井运输巷道之间有10m以上的岩柱。管子道断面大小保证能够敷设排水管，并留有增设排水设备的余地。水仓水仓是低于井底车场标高的一个井底酮室。一般有两条断面相同的、相互隔开的巷道组成，一条清理时，一条正常工作。水仓入口应布置在空车线车场标高最低处。水仓内的最高水位线低于水泵房标高1〜2m。水仓容量按矿井8h的正常涌水量计算。本设计矿井的正常涌水量为600m3/h,所以水仓的容量为8X600=4800m3。机电车库与机电维修酮室机电车库及机电维修酮室设在井底车场内通风良好、便于进出车辆的地方。本设计将这个酮室设在副井附近的一个分叉酮室上面。调度室调度室设在井底车场重列车出入井底车场必须经过的地方，便于调度人员及列车运行。等候室等候室设在副井井底车场附近，供工人上下班候车。为方便人员出入,应由两个通道分别通向井筒两侧。井下防火门酮室井下防火门酮室设在进风井与井底车场连接的巷道内，应备有两道容易关闭的铁门。火药库考虑安全性，火药库设在靠近每个采区大巷旁边的酮室内。在井底车场开凿一个火药库，供开拓巷道和开采边角煤时使用。验算井底车场空重车线长度①主井空重车线长度验算大型矿井的主井空重车线的长度应为1.0〜1.5列车长。运煤采用MD3.3-6型底卸式矿车，其尺寸为3450X1200X1400(mm)(长X宽X高)。电机车选用ZK10-6/250直流架线式电机车，其尺寸为4500X1060X1550。主井：L=mXnXLi+L2+L3 (4.1)=1.5X10X3.45+4.5+15=71.25m其中：L——空、重车线长度；M——列车数；N——列车组成，即一列车的矿车数；Li——矿车长度；L2 电机车长度；L3 制动距离；主井空重车线长度71.25m,符合规范要求。②副井空重车线长度验算设计辅助运输采用l.Ot固定箱式矿车MG1.1-6A型，其外形尺寸为：2000X880X1150(mm)(长X宽X高)，电机车选用ZK10-6/250直流架线式电机车，其尺寸为4500X1060X1550。参考煤矿现场生产经验，一列车一般为20辆矿车，副井：L=mXnXL+L+L3 (4.2)=1X20X2+4.5+15=60m副井空重车线长度也均大于60,符合规范要求。经验算所选车场的主副井空重车线长度均大于1列车的长度，符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。183t底卸式重列车O-3t底卸式空列车•-1.5t煤列车（掘进出煤）183t底卸式重列车O-3t底卸式空列车•-1.5t煤列车（掘进出煤）-—1.5tFF石列车—1.5t空列车-1.5t材料车•〜一1.5t煤砰混合列车井底车场1-主井；2-副井；3-底卸式矿车卸载站；4-翻笼卸载站； 5-井底煤仓； 6-箕斗装载铜室;7-中央变电所；8-主排水泵房；9-管子道； 10-水仓；11-清仓绞铜室； 12-信号碉室；13-医疗室；14-等候室；15