陈四楼1.2 Mt-a新井设计

中国矿业大学2012届本科生毕业论文第页摘要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为陈四楼1.2Mt/a新井设计。陈四楼煤矿位于河南省永城市西北郊区，交通较为便利。井田倾向（东西）长约2.8km，走向（南北）长约5km，井田总面积为14.00km2。主采煤层为2号煤层，平均倾角为9.73°，煤层平均厚度为7.53m。井田地质条件较为简单。井田工业储量为156.10Mt，矿井可采储量99.105Mt。该矿井服务年限为63.72a，涌水量不大，矿井正常涌水量为894m3/h，最大涌水量为1200m井田为立井单水平上下山开拓；长壁放顶煤采煤法；矿井通风方式为中央并列式。矿井年工作日为330d，工作制度为“三八”制。一般部分共包括10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工作制度及设计生产能力、服务年限；4.井田开拓；5.准备方式-盘区巷道布置；6.采煤方法；7.井下运输；8.矿井提升；9.矿井通风与安全技术；10.矿井基本技术经济指标。专题部分的题目为巷道掘进防尘技术浅析，主要针对降尘机理和效果，提出了部分防治措施。翻译部分主要内容煤与瓦斯突出预报研究现状综述，英文题目为：TheSummarizedStatusQuoOfTheCoalAndGasProminentForecastingStudy

ABSTRACTThisdesignincludesofthreeparts:thegeneralpart,specialsubjectpartandtranslatedpart.ThegeneralpartisanewdesignofChensiloumine.Chensilouminelinesinnorth-westofYongchenginHenanprovince.Thetrafficofroadandrailwayisconveniencetothemine.Thewidthoftheminefieldis2.8km,thewidthisabout5.00km，wellfarmlandtotalareais19.00km2.Thetwoisthemaincoalseam,anditsaveragedipangleis9.73degree.Thethicknessofthemineisabout7.5minall.Theprovedreservesoftheminefieldare156.10Mt.Therecoverablereservesare99.105Mt.Thedesignedproductivecapacityis1.2Mtpercentyear,andtheservicelifeofthemineis63.72years.Thenormalflowofthemineis894m3percenthourandthemaxflowofthemineis1200mThewellfarmlandistwolevelsinverticalshaftdevelopment;thecolemineisthelongwallmining;thecentralizedventilation.Theworkingsystem“three-eight”isusedintheChensiloumine.Itproduced330d/a.Thisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofpanels;6.Themethodusedincoalmining;7.Transportationoftheunderground;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnorms.SpecialsubjectpartsoftopicsisAnalysisthedisastermechanismandpreventionbrieflywhenthecoalfacecomeatthefaultplace.Mainlyaimsatthedisastermechanisminthefaultplace,proposingthepartpreventionmeasure.TranslationpartofmaincontentsesisMechanismandcontrolofgroundresidualdeformationoverlongwallgoaf.Englishtopicis:TheSummarizedStatusQuoOfTheCoalAndGasProminentForecastingStudy.

一般部分

1矿区概述及井田地质特征1矿区概述1.1.1矿区地理位置永城矿区陈四楼井田位于河南省永城市境内，为城厢、陈集、顺和乡所辖。井田中心南距永城老县城8km；地理坐标：东经116º22´20"，北纬矿区北靠陇海铁路，东临京沪铁路，青（龙山)阜（阳）铁路从矿区东南约20km处穿过，西有京九铁路商阜段。永城老县城距商丘车站95km，至徐州车站97km，宿州车站1.1.2自然地理概况井田位于黄淮冲积平原东部，地势低洼平坦，自西北向东南微微倾斜，地面标高+32.49m~+36.50m，一般在+32m区内地表水系不甚发育，最大的河流—沱河在井田南部2km处流过。井田内用于灌溉的沟渠纵横交错。沱河属淮河水系，发源于商丘市东北之响河，向东南流入安徽省的新汴河，全长120km，其流量受大气降水控制，年平均流量1~2m3本区属半湿润、半干旱的大陆性气候，冬春干早，夏秋多雨，四季分明。据永城县气象站资料：气温：1974~1984年观测，月平均最高气温26.89℃（7月份），最低-0.32℃，年平均卫14.3℃。日最高气温41℃(降雨量：最大降雨量1022.5mm（1977年），最小为630.4mm，年平均813.6mm；日最大降雨量207mm(1957年7月I4日蒸发量：历年最大蒸发量1985.7mm（1978年），最小1603.2mm，(1975年相对湿度平均68%~73.16%。冬春季多西北风，夏季多东北风偶有东南风，最大风速183m/s(1982每年12月至翌年3月为降雪和冰冻期，最大冻土深度19据《中国地震烈度表》载，本区属六度地震区.河南省地震局受永城煤炭工业图1-1陈四楼矿井交通位置图图1-1陈四楼矿井交通位置图联合公司委托，提出“永城县地震基本烈度鉴定意见书”（（84）豫震烈字第002号文)，该文在分析了地质构造及本区地震史之后，认为.“本区不可能发生六级左右地震，主要是受邻区强震影响，其地震基本烈度六度是最适宜的。”又提出“鉴于永城煤炭储量丰富，现已投入建井，将来发展远景可观，据此建议，对特别重要的工程和建筑物，可提高1度设防。”煤炭部基建司对陈四楼矿井方案设计审查意见明确：“建筑物地震烈度均按6度设防，但对六大要害系统按7度的构造措施设计。”1.1.3矿区开发历史及生产建设规划矿区现有生产矿井葛店煤矿、新庄煤矿、车集煤矿等8处。另外，矿区已经逐步形成了煤矿产业链，除部分大件煤矿机械外，基本可以满足煤矿建设需要。1.1.4矿井建设的外部条件矿井工业场地至矿区集配站的铁路专用线正线里程15.86km。新、老两条永矿井永久电源由永城220kV变电站供给。地方集资兴建的永城110kV变电站，可作为本矿井建井期的施工电源。为确保施工安全，另一回电源可取自新庄矿井。矿区热电站应尽快建设。经初步勘探证实，上第三系孔隙承压水，无论其水量和水质均可满足本矿井永久水源的要求。矿区北部的芒山生产白灰、石子、料石等土产材料。水泥、钢材木材等建材亦可通过公路运至本矿。矿井建设的外部条件比较优越、可靠。1.2地质特征1.2.1地层永城煤田为华北型沉积，地层分区属华北区、鲁西分区、徐州小区的范畴。本井田无基岩出露，全都被新生界冲积层所覆盖，缺失上奥陶统至下石炭统、三迭系至第三系古新统两段。钻探揭露的基岩地层上至石千峰组（平顶山砂岩)，下至中奥陶统马家沟灰岩，厚度约1100m1、中奥陶统马家沟组(O2m)，由白云质灰岩、灰岩组成，井田内揭露厚度30~45.202、石炭系(C2~3)，假整合于中奥陶统之上；中统本溪组（C2b)，由铝质泥岩及山西式铁矿组成，厚度2~22m，平均8.78m；上统太原组（C3t），由9~11层薄至中厚层状灰岩和泥岩、砂质泥岩及粉、砂岩组成，间夹不可采煤层3~5层，厚度93~3、二迭系(P)，揭露厚度961.2m，下统齐全，上统K6标志层以上多被剥蚀；下石盒子组（P1x），厚度48.63~112.27m，平均74.92m，由泥岩、砂质泥岩、砂岩及三煤组组成，以山西组（P1S），厚度89.94~131.78m，平均106.43m，由泥岩、砂质泥岩、砂岩及煤层组成。二2煤层赋存于中部，下以K3上石盒子组（P2s），钻孔穿见厚度728.98m，共分四段，每段底部都以一层稳定的砂岩标志层相分界（K5~K9），4、新生界（R2）井田内覆盖层中，仅有上第三系和第四系，缺失下第三系。厚度300~430m，平均详见井田地层划分表1-1。（后附矿井综合柱状图）1.2.2地质构造新华夏体系及东西向构造构成永城煤田的骨架，本煤田有永城背斜及北部的孔庄—芒山背斜组成。陈四楼井田位于永城隐伏背斜之西冀，大致呈单斜构造，总体走向NNW，倾向SWW。受多期构造运动的影响，褶曲、断裂均较发育。地层倾角在露头处局部较大，向深部逐渐变小，一般为3º~10º，局部10º~15º。1、褶曲井田内褶曲比较发育，近东西向的自南向北有八里庙向斜、吕庄向斜等。2、断裂井田内断裂构造均为正断层，据葛店煤矿井下及芒山地表所见，推定断层面倾角均为70º。发现并已被控制的断层4条，以NNE向断裂为主，近东西向断裂也较发育。断层情况详见表1-2。3、岩浆活动据侧定，井田内岩浆岩活动大致有两个期次：基性岩为华力西运动晚期产物；酸性岩为燕山运动早~晚期产物。基性岩主要为辉绿岩，一般在三煤组中顺煤层侵入三4、三、三5煤层中，呈岩脉或岩席产出；酸性岩主要为闪长岩类及花岗岩类，呈岩墙及岩席产出。受岩浆岩侵入影响地段，使煤层结构复杂，或变为天然焦，降低了煤层的经济价值。1.2.3水文地质

表1-1井田地层划分表地层系统厚度（m）最小-最大界系统组段符号标志层代号平均新生界第四系|第三系R2300-430348.73古生界二叠系上二叠统石千峰组—P2Sh1K9残厚51上石盒子组四P2S4K8172三P2S3K7200二P2S2K6233—P2S1K581.65-150.68124.08下二叠统下石盒子组P1xK448.53-112.2774.92山西组P1s89.94-131.78106.43石炭系上统太原组CatK3K2123.09-201.86151.54中统本溪组CabK12.0-22.08.78奥陶系中统马家沟组Ozm揭穿40表1-2断层特征及控制情况断层延展方向倾角（°）长度（m）落差（m）可靠度编号性质F1正东西531900.5033AF2正东西70800.1410AF3a正东西59566.800-27AF3b正东西59950.5327BF4正东西58-682004.4617-107B1、含水层及隔水层特征自上而下分为四个含水组：1）新生界孔隙含水组：区内松散地层沉积为冲积及湖积，其厚度受古地形影响而东薄西厚、南薄北厚。含水砂层一般为1~12层，平均厚86.34m。浅部以大气降水垂直渗入为主，中部及深部以水平侧向渗透为主。属孔隙承压水，不易疏干，q=0.004~7.0/s·m，K=0.6~23m/d。含水砂层之间及其与基岩之间有厚度比较稳定的粘土层，形成天然的隔水屏障，局部地段与基岩处有透镜状砂层，即所谓“2）二迭系砂岩裂隙，孔隙含水组：主要由上、下石盒子组及山西组砂岩裂隙孔隙承压水组成，其补给方式以水平侧向渗透补给为主，渗透能力差，富水性弱，迳流滞缓，静储量为主，易于疏干。q=0.1213/s·m，K=0.568~3.91m/d，水质类型为SO4-Na3）石炭系灰岩岩溶裂隙含水组：主要含水岩层为石灰岩(11层)。灰岩以L2、L3、L4、L7、L8、L9、L10七层比较稳定，岩溶裂隙比较发育，但多被泥质或钙质充填。补给方式为远方侧向渗透。q=0.000685~2.068/s·m，K=0.00492~7.473m/d。水质类型SO4~CaNa，矿化度>24）奥陶系岩溶裂隙含水组：区域范围内，在安徽省闸河煤田东西两侧出露，本煤田仅在芒山有局部出露。岩溶发育，富水性强。补给方式以远方水平渗透为主。=0.000685~15.7/s·m，0.002~7.473m/d。水质类型SO4~CaNa，矿化度2.206~4.43g/l2、井田水文地质条件本井田水文地质类型为中等—简单，其主要依据是：1）直接充水含水层，三煤层和二煤层顶板砂岩含水性弱，单位涌水量一般小于0.01/s·m，为简单类型；2）上复新生界含水层与基岩界面之间有厚度大于303）下伏太原组灰岩含水层与二2煤层之间有砂岩和泥岩组成的隔水层，厚度在50m以上，正常地段二4）井田内断层富水性及导水性弱，q<0.001/s·m；5）主采煤层顶底板岩层稳定；6）矿床远离地表水体。3、矿井预计涌水量井田南部和西部均以断层构成阻水边界，东部煤层露头与粘土隔水层相接，只有北界F1断层使二2煤与对盘太原组灰岩相接，可视为弱补给边界。通过采用“集水廊道”法计算，矿井预计正常涌水量894m3/h（其中：K5砂岩328m3/h，三煤组291m3/h，二煤组275m31.3煤层特征1.3.1煤层井田内含煤地层自下而上为石炭系上统太原组、二迭系下统山西组，下石盒子组及二迭系上统上石盒子组。共含煤17~20层。煤层总厚15.85m。其中有经济价值的为下二迭统的山西组及下石盒子组。该两含煤地层总厚度平均186m，煤层总厚12.42m，含煤系数58%。其中山西组的二2煤层为主要可采煤层，下石盒子组中局部可采的煤层有三1二2煤层为一稳定~较稳定、结构简单(偶含泥岩夹矸一层)的厚煤层。全区稳定可采。三1煤层，层位稳定，平均厚度1.30m，其可采范围集中在08线以南。各煤层特征见表1-3。1.3.2煤质各煤层均为高变质阶段的无烟煤。二2煤层低灰分，特低硫，高发热量；理论分选比重1.7时，可选性为易至极易选；化学活性好；抗碎强度及热稳定性中等，可作动力及民用煤，亦可用于气化。三煤组各煤层煤质的共同点是：中至富灰分(三1煤为富灰)，特低硫，高熔点；中至高发热量；理论分选比重1.7时，可选性中等；化学活性一般不佳；热稳定性差~中等；强结碴，不易磨。可作动力、发电及民用煤。各煤层煤质主要特征见表1-4。1.3.3开采技术条件1、煤层顶底板二2煤层顶板以砂岩为主，完整性和稳定性较好，顶板较易管理，底板一般不会发生“底鼓”；三煤组各可采煤层由于层间距小，砂岩厚度薄且稳定性较差。2、瓦斯井田内瓦斯含量普遍较低，一般小于1cm3/g；瓦斯风化带分布很广很深，除个别富集点之外，都属瓦斯风化带，直至-800m将本矿井定为低沼气矿井管理是有充分依据的。3、煤尘无爆炸性到具弱爆炸性。4、各煤层均无自然发火倾向。5、地温：二2煤层在-650m以深，除63至65线范围地温低于31℃，其余均高于31℃，属一级热害区；三井田内其余地段地温均属正常。1.3.4勘探程度及存在问题本井田自1957年普查找煤开始，至1986年4月提交精查地质报告，历时30年，并于1993年3月提交了《河南省永夏矿区陈四楼矿井首采区地震补充勘探报告》。共施工钻孔88个，成14条勘探线。统一为东西方向。平均每平方公里近3.9个钻孔，钻探工程量47380.9全国储委煤炭专业委员会于1986年5月24日至27日对该报告进行了审查，地质11队根据审查意见，对报告进行了修改补充，于7月22日该井田地质勘探工作基本符合《煤炭资源地质勘探规范》的规定，勘探手段的确定基本合理，报告对井田地质构、地层、煤层、煤质、水文地质及开采技术条件等方面的研究，基本上达到了精查勘探的要求。正式批准后的“陈四楼井田精查地质报告”可作为矿井设计和建设的依据。报告存在如下不足之处:(1)经高分辨率地震仪解释，F2断层以东，0306~0408孔连线附近有一条落差35~48m的“入”字形断层（F3、F4(2)上石盒子组底部K5砂岩与三4煤层的间距仅为27m，应为三(3)测井使用的人工放射性仪器未作线性标定，仪器常处于超线性范围工作，影响到对煤层及夹歼厚度解释的准确性，审查中有较多见煤点测井资料降级。(4)1980年前钻孔封孔质量不好，1980年后封孔质量有所改进，但也难作出评价。设计建议:（1）对于先期开采地段的地质遗留问题补充部分勘探工作(见第二章第三节)，列为基本建设投资。（2）地震解释断层F3、F4，应在生产勘探中证实（3）对封孔质量问题，生产建设中应引起注意，及时采取有效措施，以预防因封孔质量不好而造成水害。表1-3表1-3各煤层特征表

表表1-4主采煤层煤质特征表

2井田境界和储量2.1井田境界陈四搂井田总体走向NNW，倾向SWW。东至二2露头线；西至“环状断裂”；北达F38断层和岩浆侵入所造成的天然焦边界；南靠城郊煤田边界。井田南北走向最大5.40km，平均5.00km；东西宽最大3.14km，最小1.93km，平均2.80km；井田面积约14.00km2。该井田北部如经勘探论证可以开采，则其北部边界可以扩展；西部可根据市场的需要开发天然焦，开阔边界。井田赋存情况如示意图2-1。图2-1井田赋存状况示意图2.2矿井工业储量2.2.1构造类型煤层内倾角为3°~15°，褶曲与断层均较发育，无岩浆活动，为中等构造地区，属于第二类。2.2.2煤层稳定类型工作区内煤系地层共含煤17~20层。煤层总厚20.85m。具有对比意义的为5层，其中二2、三组煤层为可采煤层，主要可采煤层为二2煤层，为本次勘查的主要工作对象，该煤层全区发育，厚度变化较小，为7.00～8.10m，平均为7.5m。层位稳定，煤厚变化相对较小，变化规律明显，钻孔见煤点数Km>0.95，表2-1煤层稳定类型的主、辅指标煤层类型稳定煤层较稳定煤层不稳定煤层极不稳定煤层主要指标辅助指标主要指标辅助指标主要指标辅助指标主要指标辅助指标薄煤层Km≥0.95γ≤25%0.95≥Km≥0.80<25%γ≤35%0.8>Km>0.6035%<γ<55%Km<0.60γ>55%中厚和厚煤层γ≤25%Km≥0.9525%<γ≤40%0.95>Km≥0.8040%<γ<65%0.8>Km≥0.65γ>65%Km<0.65特厚煤层γ≤30%Km≥0.9530%<γ<50%0.95>Km≥0.8550%<γ<75%0.85>Km≥0.70γ>75%Km<0.70：2.2.3矿井工业储量井田内含煤地层自下而上为石炭系上统太原组、二迭系下统山西组，下石盒子组及二迭系上统上石盒子组。其中二2、三组煤层为可采煤层，主要可采煤层为二2煤层，其它为不可采煤层。二2煤层为一稳定~较稳定，结构简单(偶含泥岩夹矸一层)的厚煤层。全区稳定可采。该煤层全区发育，厚度变化较小，为7.00～8.10m，平均7.5m。层位稳定，煤厚变化相对较小，一般不含夹矸，结构简单，基本全区可采，属于较稳定煤层,储量丰富，其容重为1.46t/m根据《煤炭工业设计规范》，求得以下各储量类型的值：矿井地质资源量矿井地质资源量可由以下等式计算：（2-1）式中：——矿井地质资源量，Mt；——二2煤层平均厚度，m；——二2煤层底面面积，m3；——二2煤容重，t/m3。已知=7.5m，=14.4km2，=1.46t/m3，将其代入（2-1）式中可得：==157.68（Mt）其中包括探明的资源量（60%），控制的资源量（30%），推断的资源量（10%），地质块段划分如图2-2。2矿井工业储量矿井工业储量可用下式计算：（2-2）式中：——矿井工业储量，Mt；——探明的资源量，Mt；——控制的资源量，Mt；——推断的资源量，Mt；——可信度系数，取0.7～0.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定的矿井，取0.7。该式取0.9。因此：=（Mt）2.3矿井可采储量由于陈四楼井田地质构造简单，地面无大的水域和河流，且基层上覆表土层厚，含水砂层之间及其与基岩之间有厚度比较稳定的粘土层，形成天然的隔水屏障，渗透能力差，富水性弱，迳流滞缓；下伏太原组灰岩含水层与二2煤层之间有砂岩和泥岩组成的隔水层，厚度在50m以上，正常地段二2煤层的开采不存在底板突水的威胁；地面村庄密布，为充分开发煤炭资源，本设计不留设村庄煤柱及防水煤柱，采用长壁冒落法进行迁村采煤。因此该井田永久煤柱只留井田边界保护煤柱和断层保护煤柱。本设计对井田内厚度7.50m的二2煤层进行开采设计，因此，井田内的各种永久煤柱损失按二2.3.1井田边界保护煤柱根据陈四楼井田实际情况，其井田边界保护煤柱宽度取30（2-3）式中：——井田边界煤柱宽度，m；——井田边界煤柱长度，m；——煤层厚度，m；——煤层容重，t/m3；——井田边界保护煤柱损失，Mt。已知=30m，=7894.57m，=1.46t/m3，=7.5m，因此代入（2-3），可得：=307894.577.51.46×0.000001=2.59（Mt）2.3.2工业广场煤柱根据《煤炭工业设计规范》有关条文，不同井型与其对应的工业广场面积见表2-2。结合本设计井型（1.2Mt/a），应该是14.4公顷，即0.14km2，但是考虑到近些年来建筑技术的提高，建筑物不断向空间发展，所以，工业广场的面积都有缩小的趋势。本设计取0.70的系数，则工业广场的面积约为0.1km2。设计长轴定为300m，短轴定为300m。采用垂直剖面法计算工业广场的压煤损失，围护带的宽度取20表2-2工业场地占地面积表井型/万t·a-1占地面积/公顷（10万t）-1≥2401.0120～1801.245～901.59～301.8表2-3陈四楼井田地质条件及岩层移动角煤层厚度/m煤层倾角α/°围护带宽度/m表土层移动角/°7.509.731541走向移动角δ/°上山移动角γ/°下山移动角β/°—71.57067—由此可得工业广场保护煤柱面积：（2-4）式中——工业广场保护煤柱平面面积，m2；——梯形面的高，m；——煤柱上边长度，m；——煤柱下边长度，m。已知=1241.31m，=1175.27m，=1326.76m，代入公式（2-4）可得：=0.51241.31（1175.27+1326.76）=1552972.49（m2）所以煤层底板面积：=1552972.49m2；则工业广场压煤为：Mt。2.3.3井筒保护煤柱井筒布置在工业广场中央，包括在工业广场保护煤柱中，不再累计。2.3.4井田现已查明四条断层，即F1，F2，F3-a，F3-b。其中F1，F2可靠且可控制，故其两侧各留30（2-5）式中：——F1，F2煤柱损失，Mt；——F1，F2长度，m；——二2煤层厚度，m；——煤层容重，t/m3。已知m，m，t/m3，m，代入（2-5）可得：=2.16（Mt）F3-a,F3-b断层做井田边界，煤柱损失计入边界损失。2.3本设计共有两条煤层大巷，即轨道运输大巷和胶带运输大巷，前者布置在煤层底板岩层中；考虑后者布置在厚煤层中，受采动影响较大，故煤柱留设宽度为60m，沿大巷走向。基于以上公式（2-5），可以得到煤柱损失量为4.59总上，可汇总永久保护煤柱损失量如表2-4：表2-4永久保护煤柱损失量煤柱类型储量/Mt井田边界保护煤柱2.59断层保护煤柱2.16大巷保护煤柱1.21工业广场保护煤柱17.6合计23.562.3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：（2-7）式中：——矿井可采储量，Mt；——保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，Mt；——采区采出率，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。则矿井设计可采储量为：=99.405（Mt）矿井储量汇总见表2-5：表2-5矿井储量汇总煤层工业资源储量/Mt矿井资源储量/Mt永久煤柱损失/Mt设计可采储量/Mt二2125.1462.5718.77208.5739.64125.13图2-4工业广场保护煤柱

3.矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据按照《煤炭工业矿井设计规范》中规定，确定本矿井设计生产能力按年工作日330d计算，三八制作业（两班生产，一班检修），每日两班出煤，净提升时间为16h。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：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模，否则应缩小规模；3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2矿井设计生产能力由地质资料可知：本井田储量丰富、地质结构简单、煤层稳定、开采技术条件好，有足够的条件建成大型矿井，结合本井田的工业储量和可开采储量最终选定矿井设计生产能力1.2Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井设计生产能力通常指矿井设计的年生产能力，是煤矿生产建设的重要指标，是选择井田开拓方式的重要依据之一。矿井可采储、设计生产能力、矿井服务年限力三者之间的关系为：（3-1）式中：——矿井服务年限，a；——矿井可采储量，Mt；——设计生产能力，Mt；——矿井储量备用系数，取1.3。确定井型时需要考虑备用系数的原因是，矿井各生产环节有一定的储备能力，矿井投产后，产量迅速提高；局部地质条件变化，使储量减少；有的矿井由于技术原因，使采出率降低，从而减少了储量。则，矿井服务年限为：=99.405/（1.2×1.3）=63.72（a）服务年限符合要求。参看表3-1。表3-1我国各类井型的新建矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力（Mt/a）矿井设计服务年限（a）第一水平设计服务年限煤层倾角<25°25°～45°>45°6及以上7035——3-56030——1.2-2.4502520150.45-0.9402015103.3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有二2煤层可采，总煤厚7.5m，为厚煤层，赋存稳定，厚度稍有变化。煤层倾角平均9.73°，地质条件简单，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采放顶煤工作面。2）辅助生产环节的能力校核矿井设计为大型矿井，开拓方式为立井两水平开拓。煤炭大巷采用胶带输送机运煤，工作面生产的原煤经斜巷胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，运输能力大，自动化程度高，机动灵活；大巷辅助运输采用矿车运输，运输能力大，调度方便灵活。3）通风安全条件的校核本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯涌出量低，煤尘爆炸性低，矿井投产前后期均采用中央并列式通风。辅助运输大巷进风，煤炭运输大巷回风，工作面采用后退式U型通风，通过第九章的通风设计知可以满足通风需要。4）矿井的设计生产能力与服务年限相适应，才能获得好的技术经济效益。《煤炭工业矿井设计规范》给出了井型和服务年限的对应要求，见表3-1。

4井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在一个某井田范围内，为矿井和开采水平服务所进行的巷道布置及开掘工程。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，要技术上可行，经济上合理，生产上安全高效。井田开拓的内容包括：井筒形式、数目、位置，开采水平划分，大巷布置，准备方式等。开拓问题解决的好坏，关系到整个矿井生产的长远利益，关系到矿井的基建工程量、初期投资和建设速度，从而影响矿井经济效益。因此，在确定开拓方式是要遵循以下原则: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、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的状态。5、要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，应为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综合机械化、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、位置及坐标1.井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。具体见表4-1。本矿井煤层倾角小，平均9.73°，为缓斜煤层；表土层厚约300m，无流沙层；水文地质情况中等—简单，涌水量较大；井筒需要特殊施工2.井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此，井筒位置的确定原则：沿井田走向的有利位置表4-1井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平硐1运输环节和设备少、系统简单、费用低。2工业设施简单。3井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用。4施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。5煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：1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。2地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延伸方便。3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。4斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：1井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限。2通风线路长、阻力大、管线长度大。3斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。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1不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。2井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。4井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求。1井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平。2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。当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延伸井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。3）有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的工程量，节省投资和缩短建井工期。4）地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒不穿过或少穿过流沙层，较大的含水层，较厚冲积层，断层破碎带，煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及高应力区。5）井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。6）井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。由于本井田倾角平缓，厚度变化小，且距离东部国道近。故把井筒置于井田中央，即工业场地之中。3.井筒数目为了满足井下煤炭的提升，需设置一主井，辅助提升及进风设置一副井。因为用主井回风存在主井漏风严重的问题，所以不安排主井进回风；井田面积较小，表土层厚度大，不宜用边界式通风，因此设置中央回风井，用于前后期回风。共计三个井筒。4.1.2工业场地的位置工业场地的具体位置及坐标见图2-4。工业场地的形状和面积：根据表2-2工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为12公顷，其形状为一矩形，长度方向和煤层的走向方向平行，宽度方向和煤层倾向方向平行；长轴400m，短轴300m；地面标高+44.1.3开采水平的确定及带（采）区划分1.开采水平划分依据及原则开采水平的划分将影响矿井建设时期的技术经济指标，影响建井初期工程量，影响基建投资。所以，开采水平的划分要合理。其所遵循的原则如下：1）具有合理的阶段斜长合理的阶段斜长要便于煤炭的运输，便于辅助提升，方便行人。同时还要考虑要有合理的区段数目。2）要有利于采区的正常接替为保证矿井均衡生产，一个采区开始减产，另一个新的采区应投入生产，必须提前准备好一个新采区。所以，一个采区的服务年限应大于一个采区的开拓准备时间。由此可见，阶段斜长越长，采区储量多，采区的服务年限就越长，越有利于采区的接替。3）经济上有利的水平垂高我国多年的生产建设实际表明，开采水平垂高过小，将造成严重的采掘失调。合理的加大开采水平垂高，可以增加水平储量和服务年限，有利于集中生产，提高开采水平的生产能力，减少开采水平和同时生产的水平数目。故在运输、通风、排水、巷道维护等技术条件能够达到的情况下，可以适当加大水平垂高，减少水平数目。井田主采煤层为二2煤层，三组煤层由于赋存条件复杂，作为储备资源，后期根据需要可采用延伸井筒方式开采二2煤层以下煤层。二2煤层倾角较平缓，为3～15°，一般9.73°，为缓斜煤层，故设计为单水平开采，水平标高-560m。采区式和带区式开采相结合。二2煤层生产能力：可采储量为125.13Mt，服务年限为64.174.1.41.提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：立井单水平上下山（岩石大巷）主、副井及回风井筒均为立井，布置于井田中央，三条煤层上山，均沿煤层底板掘进，回风巷布置在煤层底板岩层之中。方案二：立井单水平上下山（煤层大巷）主、副井及回风井筒均为立井，布置于井田中央，回风大巷布置在煤层当中，沿底板掘进；运输大巷布置在煤层底板岩层之中。方案三：F1断层以北煤田采用采区开采方案四：F1断层以北煤田采用带区开采如图4-1(a)。2.技术比较方案一、二中，有所区别的是轨道大巷的布置。方案一中轨道大巷布置在岩层中，这样就导致岩石掘进量高，开拓费用增加，开拓准备时间增加，但其优点突出：①维修费用低；②可以定向取直，有利于辅助运输工具的使用；③安全性高；④保护煤柱少。有利于提高煤炭采出率。方案二中，轨道大巷布置在煤层中，掘进容易，速度快，费用低；开拓准备时间短。但后期的维护费用较高；保护煤柱损失大。经粗略估算，方案四比方案三高出28.25个百分点，故两方案中暂取方案一。详见表4-2。方案三、四中，有所区别的是采用带区开采还是采区开采，采用带区开采，增加了大巷在岩层中的掘进量，但距离较短；采用采区上山开采，要掘进枚巷，也会增加维护成本，所以，三、四方案需进行详细经济比较。3.经济比较方案一、二有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别汇总于表4-3～表4-7中。在上述经济比较中需要说明以下几点：1.两方案大巷布置数目及位置相同；2.由于勘探精确问题，两方案中各采（带）区均有遇大断层需搬家的问题，总费用相同，故未对此计算；

图4-1各种开拓方案剖面图3.井筒大巷的辅助运输费用均按占运输费用的20%经行估算；4.主、副井及风井布置在岩层中，维护费用较低，故未对比其维护费用的差别；5.方案中相同部分未做比较分析，仅对不同之处进行了计算对比。由对比结果可知，确定矿井开拓方式为：立井单水平上下山开拓（井筒位于井田中央），选用方案三。表4-2各方案粗略估算费用表项目方案方案三方案四基建费/万元大巷4200×1574.8×10-4=661.42大巷4616.9×1574.8×10-4=727.07上下山2519.4×655.4×10-4=165.17上下山0小计826.59小计727.07总计费用/万元22246.87费用/万元21196.52百分数(%)113.69百分数(%)100方案一方案二基建费岩石轨道大巷4616.9×1574.8×10-4=727.07煤层轨道大巷4616.9×1299.9×10-4=600.15维护费岩石轨道大巷1.2×4616.9×64.16×20×10-4=710.93煤层轨道大巷1.2×4616.9×64.16×35×10-4=1244.12总计费用/万元1438费用/万元1844.27百分数(%)100百分数(%)128.25表4-3建井工程量项目方案三方案四初期主井井筒/m560+45560+45副井井筒/m560+30560+30井底车场/m10001000开拓大巷/m46164616表4-4生产经营工程量项目方案三项目方案四运输提升/万t·km工程量运输提升/万t·km工程量中央带区1.2×1.107×3144.20=3526.30中央带区1.2×1.47849×3144.20=3526.30北一采区1.2×3.664×1218.75=5358.6北一带区1.2×2.885×1218.75=4219.31西二采区1.2×1.193×1719.39=2461.44西二采区1.2×1.14236×1719.39=2461.44南二采区1.2×1.607×2223.31=4287.43南二采区1.2×1.03548×2223.31=4287.43南四采区1.2×1.846×1493.14=3307.60南四采区1.2×0.7756×1493.14=3307.60南六采区1.2×1.014×900.84=1096.14南六采区1.2×1.47868×900.84=1096.14大巷维护/万·a·ｍ1.2×4200×63.72×10-4=32.11大巷维护/万·a·ｍ1.2×4616.9×63.72×10-4=35.30立井提升1.2×9900×0.590=7009.2立井提升1.2×9900×0.590=7009.2排水/万ｍ3894×24×365×63.72×10-4=49901.94排水/万ｍ3894×24×365×63.72×10-4=49901.94表4-5基建费用表项目方案方案三方案四工程量单价费用工程量单价费用(ｍ)(元/ｍ)(万元)(ｍ)(元/ｍ)(万元)初期主井井筒5904827.60285.835904827.6285.83副井井筒5705708.90325.415705708.9325.41井底车场10001830.90183.0910001830.9183.09轨道大巷1249.831830.90228.8314701830.9269.14运输大巷1249.831830.90228.8314701830.9269.14小计1251.991254.56后期轨道大巷2450.331830.90448.633154.231830.90718.71运输大巷2450.331830.90448.633154.231830.90590.41小计897.62148.53总计2149.593403.09项目方案三项目方案四运输提升/万t·km工程量基价/元·t-1·km-1费用/万元运输提升/万t·km工程量基价/元·t-1·km-1费用/万元中央带区3526.300.351234.2中央带区3526.300.351234.2北一采区5358.60.351875.51北一带区4219.310.351476.76西二采区2461.440.35861.5西二采区2461.440.35861.5南二采区4287.430.351500.6南二采区4287.430.351500.6南四采区3307.600.351157.66南四采区3307.600.351157.66南六采区1096.140.35383.65南六采区1096.140.35383.65大巷维护/万·a·ｍ32.1120640大巷维护/万·a·ｍ35.3020706立井提升7009.21.611214.7立井提升7009.21.611214.7排水/万ｍ349901.940.629941.16排水/万ｍ349901.940.629941.16表4-7费用汇总表项目方案方案三方案四费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期基建费1251.99100.001254.56100.20生产经营费48808.98100.6848476.23100总费用50958.57100.0051879.32101.814.2矿井基本巷道4.2.1井筒矿井共有三个井筒，分别为主井、副井、中央回风立井。主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径5.5m，断面积33.18m²，井筒内装备一对12t的双箕斗，井壁采用砌碹支护方式。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通迅信号电缆，人行台阶等设施。井筒断面布置如图4-2。副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.0m，断面积40.71m²，井筒内装备一对1.5t双层单车多绳罐笼，井壁采用砌碹支护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道，电缆道。井筒断面布置如图4-3。中央回风井位于井田中央工业场地之中，与主井东西相距约80m，担负全矿前后期的回风。备有安全出口。圆形断面，井筒净直径4.5m，净断面28.27m²，采用预制管柱支护方式。井筒断面布置如图44.2.2开拓巷道(1)胶带运输大巷此巷内有钢丝绳芯胶带输送机运输煤炭，并铺设有轨道，用架线式电机车牵引，以便于胶带输送机的的维修，同时也作回风大巷使用，断面需要满足一定的要求。不设专用人行道。B1=b+d1+d2+d3+c（4-2）式中：B1——运输大巷宽度，mm；b——输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取500mm，采区巷道一般取300~500mm；d1——胶带输送机宽度，d1＝1400+120mm；d2——架线电机车的宽度，d2＝1060mm；d3——架线电机车与皮带机间距，d3＝310mm； c——矿车与巷壁距离，取810mm。B1＝500+1520+1060+310+810＝4200mm运输大巷的断面和特征表如图4-5。(2)轨道大巷此巷为一条双轨道大巷，并作进风巷使用，设人行道。B2=a+b+d1+d2+c（4-3）式中：B2——轨道大巷宽度，mm；a——人行道宽度，取1200mm；b——车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取580mm，采区巷道一般取300~500mm；d1、d2——架线电机车的宽度，d1＝d2＝1060mm；c——架线电机车的间距，300m。B2=1200+580+1060+1060+300＝4200mm轨道大巷的断面和特征表如图4-6.4.2.3矿井为立井开拓，煤由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，由电机车运到采区或带区。1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。2）空重车线长度大型矿井的副井空重车线的长度应为1.0~1.5列车长。辅助运输采用MG1.7-6A型1.5t定厢式矿车运输，其尺寸为2400×1050×1200。电机车选用ZK10-6/550直流架线式电机车，其尺寸为4500×1060×1550。每列车15节车厢。一列车的长度：L＝4500＋2400×15＝40.5m副井空重车线的长度L1：L1≥40.5×1.5=60.75m所选车场的副井空重线的长度均130m，长度均大于60.75m，所选的车场符合要求换装站硐室用于材料、设备的换装，长度为80m，可同时对两套电机车进行换装，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电动葫芦桥式起重机用于支架等重型设备的换装。3）调车方式运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。图4-2主井图4-3副井图4-4中央风井图4-5胶带运输大巷表4-11巷道特征表断面/m2设计掘进尺寸喷射锚杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm厚度/mm形式外露长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm12.814.644403770120树脂100三花80022002013.6

图4-6轨道运输大巷表4-12巷道特征表断面/m2设计掘进尺寸喷射锚杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm厚度/mm形式外露长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm12.814.644403620120树脂100三花70022002013.6图4-7井底车场示意图

5准备方式——带区巷道布置根据中央带区煤层地质情况，本设计采用带区准备方式。具体如下：5.1煤层地质特征为了有利于矿井早投产，资金早回笼，缓解前期建设资金的紧张状况，本设计选用中央带区2102分带为首采区，设计如下：5.1.1带区位置中央带区走向长平均2215.6m，倾向长平均1954.22m。带区内划分为12个倾斜分带，分带平均长1600m。设计首采带区（中央带区）位于井田中央，接近井底车场，F3断层北侧。5.1.2带区煤层特征带区内含煤地层自下而上为石炭系上统太原组、二迭系下统山西组，下石盒子组及二迭系上统上石盒子组。共含煤17~20层。煤层总厚15.85m。其中有经济价值的为下二迭统的山西组及下石盒子组。该两含煤地层总厚度平均186m，煤层总厚12.42m，含煤系数58%。其中山西组的二2煤层为主要可采煤层，下石盒子组中局部可采的煤层有三1、三、三二2煤层为一稳定~较稳定、结构简单(偶含泥岩夹矸一层)的厚煤层。全区稳定可采。该煤层倾角在3°～15°，平均9.73°；无烟煤，容重为1.46t/m3，硬度2.5左右；井田内瓦斯含量普遍较低，一般小于1cm35.1.3煤层顶底板岩石构造情况二2煤层顶板以砂岩为主，完整性和稳定性较好，顶板较易管理，底板一般不会发生“底鼓”。具体见表5-1。表5-1煤层顶底板岩石构造顶板顶底板名称岩石名称厚度（m）岩石特征老顶中粒砂岩4.45～4.564.5浅灰色，主要成分为石英，斜层理发育，泥质胶结，层面含碳质。直接顶砂质泥岩0.92～5.13.01深灰色，含植物化石碎片，局部夹薄层中粒砂岩。伪顶泥岩0.3～0.60.4灰色，含植物化石碎片及菱铁矿结核。底板直接底砂质泥岩0.4～2.01.2灰色，薄层状，层理发育，层面含碳质。老底中细砂岩7.57～17.69.03浅灰色，碎屑成分以石英为主，次为长石，泥质胶结，条带状结构，斜层里发育。5.1.4水文地质井田南部和西部均以断层构成阻水边界，东部煤层露头与粘土隔水层相接，只有北界F1断层使二2煤与对盘太原组灰岩相接，可视为弱补给边界。采用“集水廊道”法计算，矿井预计正常涌水量894m3/h（其中：K5砂岩328m3/h，三煤组291m3/h，二煤组275m5.1.5地质构造带区内地质构造简单，煤层整体呈东高西低的单斜构造，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，局部变化较大，煤层倾角平均2°～8°，局部10°，总体呈近水平。经初步勘探无断层，具体有待开采过程中确认，煤层赋存情况较好。5.1.6地表情况带区对应地面有零星坐落的几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，采取全部搬迁措施，特殊地带运用条带开采的特殊采煤方法。沱河及其支流长河经过井田中部，无大的地表水系和水体。5.2带区巷道布置及生产系统5.2.1带区准备方式的确定带区准备方式优点：1）巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低、投产快；2）运输系统简单，占用设备少，运输费用少；3）由于工作面的回采巷道既可以沿煤层掘进，又可以保持固定方向，故使采煤工作面长度保持等长，从而减少了因工作面长度的变化给生产带来的不利影响，对综合机械化采煤非常有利。4）通风线路短，风流方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物也相应减少。5）对某些地质条件的适应性较强。6）技术经济效果显著。国内实践表明，带区准备方式工作面单产高、巷道掘进率低、采出率高、劳动生产率高和吨煤成本低。本设计矿井胶带运输大巷布置在煤层中，辅助轨道大巷布置在煤层底板稳定岩层中，辅助运输采用1t固定式矿车。带区准备方式存在的问题：1）长距离的倾斜巷道，使掘进、行人比较困难；2）现有设备都是按走向长壁工作面的回采条件设计和制造的，不能完全适应倾斜长壁工作面生产的要求；3）大巷装车点多，特别是当工作面单产低，同采工作面个数较多时，这一问题更加突出；4）有时存在着污风下行的问题。上述问题采取措施后可以逐步得到克服。5.2.2带区巷道布置针对首采带区，其参数设计如下：1.带区煤柱由后面第9章通风设计确定工作面采用一进一回的布置方式，每个工作面共布置两条斜巷，一侧布置一条：一条进风兼辅助运输，一条回风兼运煤。为提高掘进速度，节省掘进费用，并结合煤层赋存情况，设计采用沿空掘巷施工，采空区一侧留设32.区段要素首采带区位于中央带区一带区南侧，紧邻F3断层；倾向长1090m，平均厚7.5m，赋存稳定；根据理论计算和实践统计得知，综采放顶煤工作面长度在160～200m之间，吨煤生产成本最低，故工作面长度取为180m；两斜巷设计均为矩形断面，其中运煤斜巷宽为4.5m，高为3.2m；回风斜巷宽4m，高B=180+4.5+4=188.5（m）。3.开采顺序首采区为中央带区，然后依次开采北一带区、南二采区、西二采区、南四采区、南六采区。由于一带区沿空掘巷，各分带之间跳采，首采工作面为2101工作面，然后依次开采下一个不相邻分带，具体如下：2101→2103→2102→2104→2106→2108→2105→2107→2109→2111→处理边角煤→2112其中培训和组建专责的边角煤采煤队，积极开展技术创新，提高边角煤采出率。4.带区通风带区内各工作面采用一进一回U型通风系统。5.带区运输带区内分带运输斜巷铺设B=1000mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，集中到井底煤仓，由主井箕斗提升至地面；带区内辅助运输采用连续牵引车运输，材料车从井底车场出来，经轨道大巷至通风行人斜巷，再井田巷道布置图见图5-1。图5-1井田巷道布置图5.2.3带区生产系统带区生产系统包括运煤系统、辅助运输系统、通风系统、排矸系统、供电系统、排水系统等，具体设计如下：1.运煤系统煤由工作面刮板运输机→斜巷转载机、破碎机→斜巷胶带输送机→大巷胶带输送机2.辅助运输系统工作面设备材料经副井罐笼至井底车场，由矿车经大巷，转由连续牵引车运至工作面。运输路线如下：辅助运输大巷→工作面轨道斜巷→工作面3.通风系统带区2101工作面风流路线为：副井┓┫→轨道大巷→21012巷→2102工作面→21011巷→胶带运输大主井┛巷→中央风井通风系统风流路线如图5-2图5-2通风系统风流路线图4.排矸系统胶带运输大巷巷道沿煤层底板掘进，矿井投产后，基本不产生矸石；轨道大巷在煤层底板岩层中掘进，产生大量矸石，前期用于地面铺填，后期一方面用于采空区充填，一方面用连续牵引车排弃在井下废旧巷道中，矸石不出井，但在地面仍需设一定的排矸系统。5.供电系统供电：地面变电站→副井→中央变电所→轨道运输大巷→辅助运输斜巷→工作面6．排水系统在工作面21012巷敷设一趟6寸管路，在21012巷低洼处建一水窝，水由工作面排到水窝，再由水窝通过排水管排出。在水窝处备两台55KW水泵，一台使用，一台备用。水流方向：工作面→21012巷→辅助运输大巷→副井井底水仓→地面5.2.4带区内巷道掘进方法带区内所有工作面斜巷均沿底板掘进，主要采用部分断面掘进机掘进，锚杆及时支护相配合；部分巷道采用炮掘巷道快速掘进技术，主要通过实现炮掘工艺中掘、支、运三大工序的爆破深孔化、支护合理化、装运机械化及其之间的优化配置，从而最大限度提高单进水平和劳动效率，改善安全环境和工程质量，降低巷道成本的实用技术。主要包括：中深孔爆破、锚杆成套支护等。铲车完成材料、设备的运送、搬移以及巷道浮煤的清理工作。锚杆钻机配合锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。掘进通风：采用局扇为掘进面供风。每个掘进工作面配备两台FD-Ⅱ型2×55KW局扇，通风方式为压入式。掘进面通风系统如图5.2。5.2.5带区生产能力及采出率1.带区生产能力由于7.5m综采放顶煤工作面产量大，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。1）工作面的采煤机生产能力，按下式计算：（5-1）式中：——工作面采煤机生产能力，Mt/a；——采煤机割煤高度，m；——煤层容重，t／m3；——工作面长度，m；——采煤机截深，m；——工作面昼夜进刀次数，取4次；——工作面割煤回采率，取0.97。已知=2.8m，=1.46t／m3，=180m，=0.686m，=4，=0.97，将各值代入公式（5-1），可得：=330×2.8×1.46×180×0.686×4×0.97×10-6=0.646（Mt/a）2）工作面年放煤量，按下式计算：（5-2）式中：——工作面年放煤量，Mt/a；——顶煤高度，m；——煤层容重，t/m3；——工作面长度，m；——放煤步距，m；——工作面昼夜放煤次数，取4次；——工作面放顶煤回采率，取0.75。已知=4.7m，=1.46t／m3，=180m，=0.686m，=4，=0.75，将各值代入公式（5-2），可得：=330×4.7×1.46×180×0.686×4×0.75×10-6=0.838（Mt/a）总上，工作面年产量=1.484（Mt/a）3）准备掘进和端头放顶煤生产能力工作面共布置两条斜巷：运煤斜巷宽为4.5m，高为3.2m；回风斜巷宽（5-3）式中：——准备掘进和端头放顶煤生产能力，Mt/a；——运煤斜巷宽度，m；——回风斜巷宽，m；——煤层厚度，m；——巷道长度，m；——煤层容重，t／m3；——综合考虑掘进和放顶煤回采率，取0.70。已知=4.5m，=4m，=7.5m，=1473.47m，=1.46t／m3，=0.70，将各值代入公式（5-3），可得：=（4.5+4）×7.5×1473.47×1.46×0.70×10-6=0.096（Mt/a）总上，矿井设计井型为1.2Mt/a，带区生产能力1.58Mt/a，能满足矿井的产量要求。2.带区采出率带区内的煤炭损失主要包括初采、末采丢煤，工艺损失，端头损失，保护煤柱损失等，因此带区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。带区内实际采出煤量与带区内工业储量的百分比称为带区采出率。按下式计算：带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量×100%（5.3）带区内工业储量为：2.478Mt带区内实际采出煤量为：2.127Mt则：带区采出率=2.127/2.478×100%=85.8%根据《煤炭工业设计规范》规定：采（带）区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采带区采出率为85%，符合《煤炭工业设计规范》规定。5.3带区车场选型设计带区煤层倾角小，平均5°，为近水平煤层。轨道大巷位于煤层底板约23m处，大巷采用由架线式机车牵引1t固定式矿车运输，因此，轨道斜巷与大巷连接处需设立车场：连接处转角30°，曲线半径15m；设15°斜巷，长约100m，顶端设一部SDJ—28A绞车，用于辅助提升；在距绞车15m处转角30°，曲线半径为15m，开石门，连接到运输平巷，长75由于工作面斜巷与大巷都采用胶带运输，故运煤斜巷直接与胶带运输大巷相连，不设带区煤仓。井底中央变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，不布置带区变电所。

6采煤方法本设计针对首采带区2102煤层赋存情况，采取带区准备方式，采用综采放顶煤一次采全高的采煤方法，具体设计情况如下：6.1采煤工艺方式6.1.1带区煤层特征及地质条件首采带区属二2煤层，为一稳定~较稳定、结构简单(偶含泥岩夹矸一层)的厚煤层。全区稳定可采。带区内煤层倾角在3°～8°之间，局部10°，平均5°；无烟煤，容重为1.46t/m3，硬度2.5左右；瓦斯含量普遍较低，一般小于1cm3煤层顶底板情况见表5-1。6.1.2采煤工艺方式选择根据带区地质条件及煤层特征，可选择倾斜长壁分层综采工艺、放顶煤综采工艺，其各有优缺点，进行如下比较：1.分层综采工艺的特点优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便；采高一般为2.0～3.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到93～97%缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层；管理难度较大。2.放顶煤工艺优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；缺点：煤损多，工作面回收率低；煤尘大，放煤时煤和矸界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。比较上述2种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，并结合煤层地质情况确定选择放顶煤回采工艺，全部垮落法管理顶板较合理。6.1.3回采工作面参数根据前面开拓、准备的巷道布置，首采工作面沿走向布置，倾向推进；工作面长度为180m，分带斜长108