东易煤矿180万t新井设计- 关于薄煤层综采技术高产高效的探讨

目录TOC\h\z\t"样式101,2,三级标题,3,一级标题,1,二级标题,2"1矿区概述及井田地质特征 页1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1地理位置山西朔州平鲁区茂华东易煤业有限公司位于朔州市平鲁区白堂乡东北约4km处的前进村旁，行政区划隶属平鲁区白堂乡管辖。井田地理位置：东经：112°22′44″—112°24′21″北纬：39°26′13″—39°27′37″详见交通位置图1.1。图1.1东易煤矿交通位置示意图1.1.2地形、地貌井田位于管涔山脉东麓，地表大部分为黄土覆盖，经长期冲刷切割，表现为低山丘陵地貌。综观井田，沟谷纵横，梁峁绵延，地形比较复杂。井田总的地势为北高南低，地势最高点为北部边界山梁，标高+1370.90m，地势最低点为井田南部边界河床，标高+1208.00m，地形最大相对高差1.1.3交通条件本井田东南距朔城区约17km，平鲁-朔州公路由井田西界外通过，沿此公路到大运高速公路27km，井田南距朔州火车站33km，距大新火车站约28km，距神头火车站约30km，井田与村庄间均有简易公路相通，并与平鲁区二级公路相连，从朔州火车站经北同蒲、神朔线、朔黄线可通往全国各地。朔州北至大同129km，南至太原226km，西至神木270km，东至黄骅港587km。交通较为便利。1.1.4气候、地震该矿井田位于晋西北黄土高原区，属温带大陆性气候，干燥、昼夜温差大、风沙多为本区气候主要特点。全区平均气温4.5℃，1月最冷，平均气温-12℃，最低气温-32.4℃。7月最热，平均气温20℃，最高气温38.2℃。平均降水量420mm，大多集中在7-8月，占全年降水量的50％以上。年平均蒸发量1375.60-2598.00mm，为年降水量的5倍。全年无霜期为100-120d，初霜期为9月下旬。冰冻期为本区风沙大，八级以上大风年平均有25d以上。一般风沙日在290d以上，多集中在冬春季节。风向以西北风最多，最高风速21m/s以上。据史料记载和地震台网测定，平鲁区历史上发生过两次5.5级的地震，分别为1407年6月9日和1.1.5水文情况井田内地表河流不发育，大小沟谷平时基本干涸无水，唯雨季时才汇集洪水沿沟排泄，辗转向东流入马关河。马关河为井田附近主要河流，于井田东界外由北向南流过，为季节性河流，属于海河流域桑干河水系。1.2井田地质特征1.2.1井田煤系地层本井田位于宁武煤田的北部东缘平朔矿区之内，地表大部分被新生界地层所覆盖，属典型的黄土丘陵地貌。井田内地层层序、厚度、岩性及其变化情况由老至新简述如下：(1)奥陶系中统上马家沟组(O2s)本组地层岩性主要由深灰色厚层石灰岩、白云岩、白云质灰岩组成，间夹灰黄色钙质泥岩。泥质灰岩风化后呈豹皮状，中下部夹数层同生角砾岩。本组地层出露于本井田外的东部及北部马营河一带，厚度为180.00m。(2)石炭系中统本溪组(C2b)岩性主要为灰色、深灰色、灰黑色砂岩、砂质泥岩及泥岩组成。含1—2层深灰色石灰岩，仅中下部一层石灰岩较为稳定，定为标志层K1，底部为山西式铁矿不甚发育，有时仅有杂色铝土泥岩。在井田外的东北部马营河河谷两侧也亦有零星出露。全层厚10.82～42.90m，平均为25.49m。(3)石炭系上统太原组(C3t)井田主要含煤地层，据钻孔揭露，本组厚度84.70—110.60m，平均厚96.56m，由灰白色、灰色砂岩、灰黑色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩组成，中下部夹1—2层泥灰岩、钙质泥岩。主要煤层赋存于本组顶部及底部，按岩性特征可分为上、中、下三段。下段为K2砂岩底至9号煤层顶，主要由煤层、砂岩、粉砂岩夹泥灰岩组成，平均厚38.06m，本段含9号、11号二层可采煤层。中段由9号煤层顶至4-2号煤层底，为一厚层砂岩带，在其顶部和中部含6号和7号煤层，其中6号煤层极不稳定，不可采，7号煤层不稳定，不可采。本段平均厚40.80m。上段为K3砂岩底至4-2号煤层底，赋存了井田可采的4-1、4-2号煤层，本段厚17.70m。(4)二叠系下统山西组(P1s)根据钻孔揭露，地层厚度为40.20—54.20m，平均48.21m，主要由灰色、灰白色砂岩、灰黑色泥岩、砂质泥岩和粉砂岩组成，中下部发育1—3层薄煤层，其中2、3号煤层有零星可采点。底部砂岩(K3)为灰白色细一中粒砂岩，局部相变为粉砂岩。(5)二叠系下统下石盒子组(P1x)底界以K4砂岩为界与下伏二叠系下统山西组分界，岩性为黄绿色、灰黄色、灰色粉、细粒砂岩及中粒砂岩、灰色、黄绿色砂质泥岩及泥岩组成，底部为一层灰白色含砾砂岩，局部相变为中粒砂岩，最厚可达11.63m，层位稳定。在井田内的沟谷中均有不同程度的出露。本组地层在井田内残留厚度为48—94.57m，平均55.67m。(6)二叠系上统上石盒子组(P2s)井田内本组上部多被剥蚀，仅残留其下部层段，岩性以紫红色、黄绿色、砂岩、粉砂岩为主，夹紫红色团块状泥岩，砂质泥岩。本组地层在井田内残留厚度为20—60.06m，平均36.30m。(7)上第三系上新统(N2)棕红色粘土和亚粘土，内含铁质斑点，中下部常夹3-5层钙质结核层。本组地层井田内厚度0—10.50m，平均厚8.00m。(8)第四系中、上更新统(Q2+3)主要为土黄色、浅红色、亚砂土和亚粘土组成，底部含有钙质结核，柱状节理发育。本组地层井田内厚度0—10.60m，平均厚9.40m。图1.2矿井地质综合柱状图1.2.2井田地质构造本井田位于区域构造马关河向斜西翼，井田主体构造为一走向NE向SE倾伏之单斜构造，局部有次一级小的起伏。地层倾角多在5-8°之间变化。井田东西长2.42km，南北宽2.10km。1）褶曲平朔矿区位于宁武煤田的北段，北以洪涛背斜与大同煤田相隔，其东、北、西出露奥陶系灰岩，构成三面环山的低山丘陵，周边出露隐伏煤层露头线，形成天然的赋煤边界：南部边界为近东西向的担水沟断层所切。矿区以NNW向的马关河向斜为主体构造框架，伴有NE及NEE轴向的次一级小型褶曲，自北而南依次发育平蕃缄向斜、二铺向斜、芦子沟背斜、太西向斜、下窑子向斜。这些褶曲的两翼地层倾角平缓，一般在10°以下。2）断层本井田位于区域构造马关河向斜西翼，井田主体构造为一走向NE向SE倾斜之单斜构造，局部有次一级小的起伏。地层倾角多在5°~8°。此外，煤矿生产过程中在井田西北部发现只有1条断层，倾向NW，倾角65°,落差12~20m,为正断层，井田内延伸约540m。井田内未发现陷落柱和岩浆岩侵入。本井田构造复杂程度属于简单构造。1.2.3井田水文地质特征1．井田主要含水层(1)奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层奥陶系灰岩在平朔井田外围广泛出露，岩性以石灰岩为主，其次为白云质灰岩、泥灰岩及角砾状灰岩等，灰岩岩溶发育程度和富水性很不均一。奥灰岩溶水属于神头泉域，泉口标高1058.99-1063.40m，多年平均泉流7.468m3/s。平朔井田外围广大灰岩出露区为其补给区，以大气降水为主，河谷渗漏次之。平朔井田西南部，处于该泉域的七里河强径流带部位。井田内尚无奥灰水文孔，根据井田南部边界外2km处S805号水文孔抽水试验资料，奥灰岩溶普遍发育，富水性达到强至极强程度，奥灰水位标高约为1065.29m左右，单位涌水量6.369—47.368L/s.m，水质优良，为弱碱性，微硬至硬的低矿化度HCO3-CaMg型水。主要含水层位是下马家沟组(02x)和亮甲山组(O1l)。奥灰水局部对太原组9号和11号煤层开采有底板突水影响的是上、下马家沟组(O2s和O2x)含水层。井田内O2s层较薄，富水不均匀，富水带不稳定。由于本井田内奥灰岩溶水具有承压性，为径流区。岩溶水由西北部向东南部径流，井田南部边界外2km处S805号水文孔奥灰水位标高约为1065.29m左右，神头泉在本井田的水力坡度0.4‰，所以确定本井田奥灰水位标高约为1066.00m左右，奥灰水局部对太原组9号和11号煤层开采有底板突水影响。(2)太原组砂岩裂隙含水层含水层段主要为4-9号煤之间的砂岩体，上部岩性以粗砂岩为主，下部岩性以粗、中、细砂岩为主，是太原组下段9号和1l号煤层开采的主要顶板充水含水层。本组含水层埋藏较深(一般为100一230m)接受上覆含水层组的越流和大气降水渗入，补给条件较差。其主要补给区，是在井田西界外的本地层条带零星露头区段，补给面积很有限。在本井田东北1.5km处东露天井田027、046号钻孔连线，承压区水柱高101.86-155.10m，含水层厚6.29-8.12m，单位涌水量0.0028-0.0186L/s.m。因此，本井田太原组裂隙含水层一般为极弱富水程度，只在靠近补给区的浅埋藏区局部达到中等程度，q值可达0.20L/s.m。本组含水层对矿床充水影响甚微。该含水层水化学特征明显不同于其上覆含水层组，为弱碱性，富含钙镁离子的重碳酸型或重碳酸、硫酸型的微硬低矿化水，其水温10°C一15°C，高于上覆含水层组水温，表明其循环深度较大，循环条件较差。(3)山西组砂岩裂隙含水层含水层主要位于下段的砂岩带，岩性以中、粗长石石英砂岩为主，底部粗砂岩(K3)局部变为细砂岩，厚度5-10m左右，是太原组4-1号煤层的直接顶板，是太原组上段煤层开采的主要顶板充水含水层。本层富水性不均匀，为极弱至中等程度，q值0.000157—0.479L/s.m。本层达到中等富水程度的部位，是补给条件较好的风化壳层或处于埋藏较浅的地段。而在背斜部和埋藏深的地段，本层富水性极弱。本层的水化学特征都是循环条件好近源补给的砂岩水特征，个别遇有重碳酸硫酸型及重碳酸、氯化物型的低矿化度水。(4)二叠系下统下石盒子组砂岩裂隙含水层本组地层在井田内沟谷两侧出露，构成井田内的主要风化壳，岩性主要为黄绿色中、粗砂岩、夹粉砂岩及砂质泥岩，底部及中部有2层厚砂岩，特别是中部的粗砂岩，厚度在30～50m左右，底部岩性为石英、长石云母等，为充填式胶结，颗粒分选及磨圆度差，有时夹细砾岩或含砾砂岩，透水性良好，为井田内主要的含水层。井田内不少泉水均出自本层，最大泉流量可达5.6L/s。本井田东北方向1km处平朔井田东露天矿D701钻孔抽水资料，单位涌水量q=0.0005L/s.m，渗透系数K=0.00228m/d，水位标高为1341.95m，总体富水性较弱，属无压—微承压含水层。(5)第四系全新统冲洪积含水层分布于井田内较大的沟谷以及河床附近一带，一般厚度为9m左右，水位埋深1.2-4.0m，岩性为砂砾石间夹少量粘土，孔隙发育，连通性好，透水性强，含水较丰富，为近地表的一个良好含水层。2．井田主要隔水层(1)石炭系中统本溪组主要由泥岩、铝土岩、砂岩、砂质泥岩等组成，厚20～50m，夹1～2层薄层灰岩及不可采薄煤，可视为隔水层。(2)石炭、二叠系砂岩含水层之间的泥质岩类，厚度大，沉积稳定，由抽水可知各含水层之间基本无水力联系，这些泥质岩类可视为隔水层。(3)第四系中、上更新统离石组黄土为微红色砂质粘土，夹棕褐色古土壤层，厚9m左右，沿沟谷边坡出露广泛，为隔水层。3．井田地下水的补给、径流、排泄条件(1)奥灰岩溶水井田内奥灰岩溶水在区域北西奥灰出露区接受补给，补给方式以大气降水入渗为主，河谷渗漏次之。井田内上覆较厚的非可溶性岩层，岩溶水具有承压性，为径流区。岩溶水由北东部向南西部径流，排泄区在神头泉一带，以泉群的形式泄出。(2)石炭、二叠系砂岩裂隙水砂岩裂隙含水层与泥质岩类隔水层相间成层，隔水性能良好，含水层间一般不发生水力联系，属层间裂隙承压水。其水位与含水层层位高低有关，即含水层层位高，则水位也高，其富水性随深度的增加而减弱，大气降水为其主要补给来源，补给方式以沿沟谷出露区及浅埋区下渗补给为主，受地形、盖层等条件的限制，补给条件不利，下渗补给有限，大部分消耗于土壤的蒸发和形成地表径流排出区外。4．矿井涌水量该矿井下涌水量不大，矿井生产能力达到设计产量时正常涌水量为50m3/h,最大涌水量为70m3/h。考虑灌浆泄水量及消防洒水汇水量：20m3/h。故矿井正常涌水量取70m3/h,最大涌水量取90m3/h。5．供水水源目前该矿生活用水主要取自平朔露天矿自来水，水质尚好，水量基本可满足该矿生活用水之需。该矿现开采9号煤层，直接充水含水层为山西组、太原组砂岩裂隙含水层，属弱一中等富水性。据该矿开采情况，井下涌水量为25—35m3／h，水量不大。综上所述9煤层为全区可采，结构较简单的较稳定厚煤层。下面的设计只针对9号层煤。表1.1可采煤层特征表含煤地层煤层编号见煤点厚度(m)最小-最大平均结构稳定性可采性顶板岩性底板岩性容重(t/m3)太原组912.98-13.9213.61简单～较简单稳定全井田可采砂质泥岩、泥岩、中粒砂岩1.411.3煤层特征1.3.1可采煤层赋存特征本井田主要可采煤层为4-1、4-2、9、11号煤层。根据本次勘查的钻孔资料，可采煤层叙述如下：1．4-1号煤层赋存于太原组顶部，煤层厚度5.48—7.36m,平均6.58m,属全井田稳定可采的厚煤层。该煤层结构简单—较简单，含夹矸1-3层，夹矸厚度0.19—0.46m,岩性多为高岭石、泥岩和砂质泥岩。本煤层直接顶为K3砂岩（中粒砂岩、细粒砂岩），底板为砂岩及泥岩。该矿对此煤层已进行了大部分开采。2．4-2号煤层位于太原组上部，上距4-1号煤层0.86—18.35m,平均6.77m，煤层厚度3.38—4.19m,平均3.83m,，为全井田稳定可采煤层。该煤层结构简单，含夹矸0-1层，夹矸厚度0—0.37m，夹矸岩性多为泥岩或炭质泥岩。该煤层直接顶板为泥岩及粉砂岩，底板为砂质泥岩、泥岩。3．9号煤层位于太原组下部，上距4-2号煤层26.00—41.20m,平均29.86m。煤层厚度12.98—13.92m，平均13.61m。为全井田稳定可采煤层。该煤层结构简单，含夹矸1-3层，夹矸厚度0.16—0.36m，夹矸岩性多为泥岩及炭质泥岩。煤层顶板为砂质泥岩、泥岩及中粒砂岩，底板亦为泥岩、砂质泥岩及粉砂岩。4．11号煤层位于太原组底部，上距9号煤层1.61—22.43m,平均9.02m。煤层厚度5.56—6.03m，平均5.78m。为全井田稳定可采煤层，该煤层结构简单，一般含夹矸0—1层，夹矸厚度0—0.55m，夹矸岩性为泥岩。该煤层顶板为泥灰岩、砂质泥岩、泥岩，有时有炭质泥岩伪顶。底板为砂质泥岩、中粒砂岩或泥岩。各可采煤层特征见表1.2。表1.2可采煤层特征表含煤地层煤层编号见煤点厚度(m)最小-最大平均煤层间距(m)最小-最大平均夹石层数结构稳定性可采性倾角(度)顶板岩性底板岩性容重(t/m3)太原组4-15.48-7.366.580.86-18.356.7726.00-41.2029.861.61-22.439.021-3简单～较简单稳定全井田可采5-8中、粗粒砂岩、砂质泥岩粉、细砂岩、泥岩1.404-23.38-4.193.830-1简单稳定全井田可采5-8泥岩、粉砂岩砂质泥岩、泥岩1.40912.98-13.9213.611-3简单～较简单稳定全井田可采5-8砂质泥岩、泥岩、中粒砂岩泥岩、砂质泥岩、粉砂岩1.41115.56-6.035.780-1简单稳定全井田可采5-8泥灰岩、泥岩、砂质泥岩砂质泥岩、泥岩、中粒砂岩、1.411.3.2煤质1．物理性质及煤岩特征4-1、4-2号煤层以暗煤为主，中夹少量亮煤及镜煤线理，沥青-弱玻璃光泽，条带均一状结构，块状构造，参差状断口，内生裂隙不发育，其宏观煤岩类型以半暗型煤为主，其次为暗淡型煤，少量半亮型煤。9号、11号煤层以亮煤和暗煤为主，玻璃光泽，条带结构，阶梯状-棱角状断口，内生裂隙较4-1、4-2号煤层发育，为半亮型-半暗型煤。真密度略低于4-1、4-2号煤层。4-1、4-2号煤层为混合质暗煤类型，9、11号煤层为混合质光亮煤类型。2．化学组成根据钻孔煤芯煤样化验资料和该矿采样分析结果，井田各可采煤层的化学性质和工艺性能如下：9号煤层水分(Mad):原煤0.54％—1.00％,平均0.76％;浮煤0.70％—3.10％,平均1.62％。灰分(Ad):原煤30.55％—37.09％,平均33.06％;浮煤8.56%—10.58%,平均9.94％。挥发分(Vdaf):浮煤37.66％—39.68％,平均38.81％。全硫(St，d):原煤1.28％—2.33％,平均1.90％;浮煤0.85%—1.74%,平均1.36％。发热量(Qgr，v.d)原煤19.12—21.33MJ／kg，平均20.65MJ／kg;浮煤30.31—30.91MJ／kg;平均30.58MJ／kg。胶质层：Y值5—7mm，平均6mm。粘结指数(GR.I)：36—54，平均47.14。9号煤层做为炼焦配煤时属低灰-中灰，中低硫-高硫的气煤。9号煤层做为动力用煤时属高灰、中硫—中高硫、低热值的气煤。1.3.3其它开采技术条件1．煤层顶底板岩石工程地质特征⑴顶底板的岩石特征、顶底板稳定性4-1号煤层伪顶为0.02—0.05m的炭质泥岩，裂隙发育，回采3—5日后自动垮落；砂质泥岩为直接顶板时，回采10余日后自动垮落；直接顶为中、粗粒砂岩时一般回采一年半后垮落；底板多为粉、细粒砂岩及泥岩。9号煤层伪顶为0.02—0.30m的炭质泥岩，回采后自动垮落；中、粗粒砂岩的老顶较多，回采4个月自动垮落，底板多为泥岩及粉、细粒砂岩。11号煤层伪顶为0.10m的炭质泥岩，直接顶板为泥灰岩及粉、细粒砂岩，底板为中粒砂岩及泥岩。本次两个钻孔中采取的力学样试验资料及马关河西区详查报告的工程地质勘查试验资料，9号煤层顶底板岩层物理力学性质见表1.3。表1.3煤层顶底板物理力学性质成果表单位：MPa煤层编号9顶板底板岩性泥岩中、粗砂岩粉、细砂岩泥岩抗压强度32.4443.5136.16-43.2223.32抗剪强度11.2727.348.33-17.74抗拉强度3.63根据上述资料表明，本井田顶底板工程地质条件中等，尤其4-1、9号煤回采一段时间后会垮落，故在生产过程中应该加强支护。2.瓦斯当矿井生产能力达到1.8Mt/a，回采9号煤层时推算矿井相对瓦斯涌出量为0.932m3/min，矿井为低瓦斯矿井。3．煤尘该矿2009年10月采取9号煤层煤样，2010年1月采取4-1、4-2号煤层煤样委托山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸性试验，结果为：4-1、4-2、9号煤层火焰长度均大于400mm，加岩粉量分别为75%、75%、80%，各煤层煤尘均具有爆炸危险性。另据平朔矿区东露天矿有关勘探资料，本井田各煤层的变质程度较低，煤的挥发分较高，煤尘均具有爆炸危险性。4．煤的自燃该矿2009年10月采取9号煤层煤样，9号煤层吸氧量为0.59cm3/g，自燃倾向性为Ⅱ类，属自燃煤层。5．地温、地压本井田煤层埋藏较浅102—320m。根据平朔露天煤矿勘查的资料本井田不存在高温区，因此根据勘探规范，本次工作未安排系统的井温测量工作。该矿及邻矿开采多年，井下未发现有地温及地压异常情况，本井田属地温及地压正常区。1.3.4煤的风化和氧化(1)风化带、氧化带分布范围井田内本次勘查未见风化带、氧化带。井田西北部外围见风化煤、氧化煤。(2)风、氧化煤煤质特征及利用井田西北部外风化煤：土状光泽，棕褐色，具有塑性、吸附性及滑感，质地均一，无可燃性，比重一般在2.40左右。以粘土矿物为主，含少量有机质粘土矿物。油浸反射光下呈黄、黄褐及黑棕色，不均匀过渡。泥质、角砾状、块状结构。风化裂隙发育，反光性弱，低突起。风化煤因无可燃性，可用于耐火材料及陶瓷工业。井田西北部外氧化煤：光泽暗淡，灰黑色，粉末-碎块状，具钙质薄膜，节理面可见铁锈色，疏松易碎，比重一般为1.75。组分类似未氧化的煤，但有机组分减少，反光性减弱，突起低平，裂隙增多。氧化煤与正常煤相比，水分及灰分产率和氧含量普遍增高，碳含量呈下降趋势。总腐植酸含量较高，平均大于10%。粘结性由弱到零，焦油产率低于7%，发热量下降，分析基低位发热量平均为17.8MJ/kg，属于低热值煤，有一定的利用价值，可作为腐植酸用煤的良好原料。1.3.5工业用途评价煤类和煤的工业用途：根据GB5751-86《中国煤炭分类》标准，4-1、4-2、9、11号均属于气煤。其主要用途如下：(1)作为动力用煤，特别适合电厂、机车、轮船等用煤。各煤层的灰分或硫分偏高，经过洗选后利用更好。用作民用燃烧是良好的燃料。(2)原煤入洗后，可作为炼焦配煤。(3)各煤层属富油煤，但由于丝质组含量较高，不适于干馏和液化。1.3.6其它有益矿产常与煤共生的有益矿产有黄铁矿、粘土矿、铝土矿和铁矿等。井田范围内未发现可综合利用的有益矿产。

2井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田范围山西朔州平鲁区茂华东易煤业有限公司开采4-1、4-2、9、11号煤层，采矿许可证(证号C1400002009121220047624),井田范围由下列1～10个拐点坐标连线圈定。见井田境界拐点坐标表2.1。表2.1矿区范围拐点(6°带)1954北京坐标系1980西安坐标系序号XY序号XYl196187004370630119618629.144370583.992196210004370300219620929.174370252.973196210004368500319620929.174368452.964196188454368500419618774.144368452.965196188454368900419618774.144368852.976196187004368900619618629.144368852.97井田走向长2.42km，倾向长2.10km，重组后井田面积4.4494km22.1.2开采界限井田可采煤层共有四层，自上而下分别为4-1、4-2、9、11号煤层。9号煤层结构简单，可采范围可达到80%以上，为本矿井的主采煤层。本次设计只针对9号煤层进行，其他作为备用资源。2.2矿井工业储量2.2.1储量计算基础1）根据本矿的井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；2）根据《煤炭资源地质勘探规范》和《煤炭工业技术政策》规定：煤层最低可采厚度为0.70m，原煤灰分≤40%；3）依据国务院过函（1998）5号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复》内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井，硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；4）储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；5）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层赋存较稳定，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。2.2.2井田地质勘探井田勘探类型和网度符合地质勘探规范要求和客观实际，各项勘探工程质量和勘探研究程度高，地质基础资料齐全、准确、可靠，对井田构造、可采煤层的厚度、结构、产状及分布已查明，煤的用途已评价，储量数据可靠，可以满足矿井设计的需要。2.2.3矿井工业储量计算本矿井主采煤层为9号煤层，采用地质块段法计算工业储量。地质块段法就是根据煤层倾角和厚度大体一致的原则，将井田划分为若干块段，在圈定的块段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。本井田划分为4个储量块，分块情况如图2.1所示。图2.1块段划分示意图1）矿井地质资源量矿井地质资源量可由下式计算： (2-1)式中：Zz—矿井地质资源量，Mt；mi—第i块段煤层平均厚度，m；Si—第i块段煤层平面面积，m2；γ—煤的密度，1.41t/m3；Ai—第i块段煤层的平均倾角，°。将各参数代入式2-1，可得表2.2。故矿井地质资源储量为：82.60Mt。煤层块段倾角/(°)块段面积/km2煤厚/m容重/t/m3储量/Mt煤层总储量/Mt915.40.985713.321.4118.6084.2927.20.843613.421.4116.0936.10.948712.951.4117.4243.71.673513.611.4132.18表2.2煤层地质储量计算2）矿井工业储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%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，则矿井工业储量由下式计算： Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k (2-2)式中：Zg—矿井工业储量，Mt；Z111b—探明的资源量中经济的基础储量，Mt；Z122b—控制的资源量中经济的基础储量，Mt；Z2M11—探明的资源量中边际经济的基础储量，Mt；Z2M22—控制的资源量中边际经济的基础储量，Mt；Z333—推断的资源量，Mt；k—可信度系数，取0.7~0.9，根据本矿实际条件取0.8。其中：Z111b=Zz×60%×70%=84.29×60%×70%=35.40MtZ122b=Zz×30%×70%=84.29×30%×70%=17.70MtZ2M11=Zz×60%×30%=84.29×60%×30%=15.17MtZ2M22=Zz×30%×30%=84.29×30%×30%=7.59MtZ333k=Zz×10%×80%=84.29×10%×80%=6.74Mt则矿井9煤工业储量：Zg=35.40+17.70+15.17+7.59+6.74=82.60Mt按比例计算整个矿井工业储量：Zg总=（13.61+6.58+3.83+5.78）÷13.6×82.6=180.86Mt2.3矿井可采储量2.3.1矿井保护煤柱损失量矿井设计资源储量按式（2-3）计算：（2-3）式中 ——矿井设计资源/储量 ——断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失量之和。按矿井工业储量的5%算。则：78.47（Mt）矿井设计可采储量式中 ——矿井设计可采储量； ——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储量的2%算； C——采区采出率，厚煤层不小于75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%。此处取0.85。则：57.68（Mt）根据厚度比例计算其他煤层可采储量得：27.89（Mt）（Mt）24.50（Mt）矿井总的可采储量：57.68+27.89+16.23+24.50=126.3（Mt）2.3.2工业广场煤柱根据《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/10万吨。本矿井设计生产能力为180万吨/年，所以取工业广场的尺寸为300m×500m的长方形。煤层的平均倾角为5度，工业广场的中心处井田西南部边界处，其中心处埋藏深度为+1030m，该处表土层平均厚度为17.4m，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15m。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1.0120-1801.245-901.59-301.8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/m松散层移动角ф走向移动角δ上山移动角γ下山移动角β+10305°12.817.445707565由此根据上述以知条件，画出如图2.2所示的工业广场保护煤柱的尺寸：图2.2工业广场保护煤柱由图可得出保护煤柱的尺寸：由CAD量出梯形的面积为362728.00m2S9煤=362728.00/cos5°=364113.56m2则：工业广场的煤柱量为：Z工=S×M×R式中：Z工工业广场煤柱量，万吨； S工业广场压煤面积，㎡；M煤层厚度，9煤12.8m；R煤的容重,1.41t/m3。则：Z工=364113.56×12.8×1.41×10-4=657.15(万吨)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《煤炭工业矿井设计规范》（2011年版）相关规定，确定本矿井年工作日为330d，工作制度采用“三八”制，每日两班生产，一班检修，每班工作8h。矿井每昼夜净提升时间为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矿井设计生产能力本矿井井田范围内煤层赋存简单，地质条件较好，首采煤层平均厚度13.6m，煤层平均倾角5~8°，属近水平煤层，易于发挥工作面生产能力。全国煤炭市场需求量大，经济效益好。结合本矿区的煤炭储量，确定本矿井设计生产能力为1.8Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井可采储量、设计生产能力和矿井服务年限三者之间的关系为：T=Zk/(A×K) (3-1)式中：T——矿井服务年限，a；ZK——矿井可采储量，126.3Mt；A——设计生产能力，1.8Mt/a；K——矿井储量备用系数。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。把数据代入公式得矿井服务年限：3.2.4井型校核按矿井的实际煤层开采能力，运输能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：（1）煤层开采能力的校核井田内9号煤层为首采煤层，煤厚13.6m，为特厚煤层，赋存稳定，厚度基本无变化。煤层倾角平均6.1°，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来满足井型要求。（2）运输能力的校核矿井设计为中型矿井，开拓方式为斜井单水平开拓，主斜井采用胶带输送机运煤，副斜井采用轨道辅助运输，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经运输斜巷胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，再经主斜井胶带运输机提升至地面，运输能力大，自动化程度高。副井运输采用双钩串车提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用无轨胶轮车运输，运输能力大，调度方便灵活。（3）通风安全条件的校核矿井属于低瓦斯矿井，煤层自然发火倾向属于Ⅱ类，采用中央边界式通风系统，抽出式通风方式，在东部井田边界布置一个回风井，可以满足通风要求。（4）储量条件的校核根据《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.5条规定：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。井型和服务年限的对应要求见表3.1。表3.1我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力万/t·a-1矿井设计服务年限/a第一开采水平服务年限煤层倾角<25°煤层倾角25°～45°煤层倾角>45°600及以上7035——300～5006030——120～2405025201545～90402015159～30各省自定由上表可知：煤层倾角低于25°，矿井设计生产能力为1.2~1.8Mt/a时，矿井设计服务年限不宜小于50a，第一开采水平设计服务年限不宜小于25a。本设计中，煤层倾角低于25°，设计生产能力为1.8Mt/a，矿井服务年限为53.79a，符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。

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，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：1）本井田煤层埋藏较浅，煤层可采线累计深度102~320m，平均深度196.81m，表土层厚度薄，为0~21.00m，平均为17.4m。2）本井田瓦斯及涌水比较小,对开拓方式的选择影响不大。3）本矿地表地势平坦，无大的地表水系和水体，但在井田西北部有一条断层。地面标高1208~1370.90m，平均标高为+1290m。4）本井田面积4.4494km2，储量小57.68Mt。走向2.42km，倾向2.10km。4.1.1确定井筒形式及位置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。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、延深方便。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。结合以上分析，本矿井煤层倾角小，平均6°，为近水平煤层；表土层薄，无流沙层；水文地质情况比较简单，涌水量小；井筒不需要特殊施工，因此可采用斜井开拓或立井开拓。经后面方案比较确定井筒形式为斜井。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：1）沿井田走向的有利位置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）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。综上所述，结合本矿的地质条件，地势平坦，中西部有一条断层，斜井布置在井田中央井筒需要穿断层且留边角煤不易开采；靠近井田边界浅部地带，压煤量少且交通便利，可以合理布置采（带）区，由于井田面积比较小，产生的通风、运输损耗不大，故决定将主、副井筒位置在井田边界。4.1.2工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近。工业场地的形状和面积：根据表2-3工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为15公顷，形状为矩形，长边基本平行于井田走向。根据制图规范1：2000的图按300m*500m绘制。4.1.3开采水平的确定及采（盘）、带区划分本矿井主采煤层为9号煤层，其它煤层近期暂不开采可作为后备储量。9号煤层属近水平煤层，平均倾角为6°,为近水平煤层，煤层垂高220m，故设计为单水平开采，水平标高+1080m，带区式开采。4.1.4方案比较1．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：立井单水平开拓，如图4.1。主、副、风井都采用立井，在井田中部位置9煤煤层底板岩层中沿走向布置三条+1080m水平岩石大巷，大巷距9煤层底板10m左右，同时掘进首采面的运煤斜巷、运料斜巷，大巷两侧采用带区布置。方案二：主斜副立单水平开拓，如图4.2。主井采用斜井，副、风井都采用立井，在井田中部位置9煤煤层底板岩层中沿走向布置三条+1080m水平岩石大巷，大巷距9煤层底板20m左右，同时掘进首采面的运煤斜巷、运料斜巷，大巷两侧采用带区布置。方案三：斜井单水平开拓（井筒位于井田中央），如图4.3主、副井井筒均为斜井开拓，布置于井田中央，在井田中部位置9煤煤层底板岩层中沿走向布置三条+1080m水平岩石大巷，大巷距9煤层底板20m左右，同时掘进首采面的运煤斜巷、运料斜巷，大巷两侧采用带区布置。。方案四：斜井单水平开拓（井筒位于井田边界），如图4.4主、副井井筒均为斜井开拓，布置于井田西部边界，在井田中部位置9煤煤层底板岩层中沿走向布置三条+1080m水平岩石大巷，大巷距9煤层底板20m左右，同时掘进首采面的运煤斜巷、运料斜巷，大巷两侧采用带区布置。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位置不同，及产生的部分基建、生产费用不同。方案一、二主要区别在于主井井筒形式不同。方案一主井为立井，立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，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；方案二主井为斜井，斜井的运输提升能力比立井大；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。井田内9号煤层厚度大、倾角小、赋存稳定，涌水量小，立井的优点不突出，而斜井基建速度快、投资少、提升能力大的特点很适合大型矿井的需要。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（见表4.2），在方案一、二中选择方案二：主斜副立单水平开拓。方案三、四主要区别在井筒位置不同，方案三井筒位于井田中央的储量中心，井下运输距离短，运输费用相对较低，但井田中央煤层距地表距离大，井筒长，基建费用多；方案四井筒位于井田西部边界附近，由于紧靠井田西部边界就是平鲁-朔州公路，可以减少地面运输距离及设备等费用，还可以利用部分井田边界煤柱，减少部分压煤。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（见表4.2），在方案三、四中选择方案四：斜井单水平开拓（井筒位于井田边界）。图4.1方案一立井单水平开拓图4.2方案二主斜副立单水平开拓图4.3方案三斜井单水平开拓（井筒位于井田中央）图4.4方案四斜井单水平开拓（井筒位于井田边界）3．经济比较1）粗略经济比较四种方案进行详细的经济比较步骤较多，因此把相近的一和二，三和四先分开分别进行粗略的经济比较（表4.2），选出经济上有明显优势的方案进行下一步的详细经济比较。表4.2各方案粗略估算费用表(单位：万元)项目方案一立井单水平开拓方案二主斜副立单水平开拓基建费用/万元主井开凿220×0.91385201.047主斜井开凿752.5×0.38619290.6080副井开凿210×1.06211223.0431副立井开凿210×1.06211223.0431井底车场1000×0.41874×1.05439.677井底车场900×0.41874×1.05395.7093小计863.7671小计909.3604生产费用/万元立井提升1.2×5768×0.22×1.62436.4032斜井提升1.2×5768×0.7525×0.422187.57排水90×24×365×45.7×0.4×10-41.4412排水90×24×365×45.7×0.4×10-41.4412大巷运输1.2×5768×0.35×1.102664.816大巷运输1.2×5768×0.35×1.102664.816小计5102.6604小计4853.8272合计费用/万元5966.4275费用/万元5763.1876百分率107.3百分率103.7方案三斜井单水平开拓（井田中央）方案四斜井单水平开拓（井田边界）基建费用/万元主井开凿752.5×0.38619290.6080主井开凿581.5×0.38619224.5695副井开凿761.9×0.41215314.0171副井开凿580.5×0.41215239.2531井底车场800×0.41874×1.05351.7416井底车场800×0.41874×1.05351.7416小计956.3667小计815.5642生产费用/万元斜井提升1.2×5768×0.7525×0.422187.57斜井提升1.2×5768×0.5815×0.421690.4624排水90×24×365×45.7×0.4×10-41.4412排水90×24×365×45.7×0.4×10-41.4412大巷运输1.2×5768×0.35×1.102664.816大巷运输1.2×5768×0.35×1.263052.4256小计4853.8272小计4744.3292合计费用/万元5810.1939费用/万元5559.8934百分率104.5百分率1002）详细经济比较第二、四方案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，分别计算汇总于下列表中：见表4.3、表4.4、表4.5和表4.6。表4.3建井工程量(单位：m)项目方案二主斜副立单水平开拓方案四斜井单水平开拓初期主井井筒752.5581.5副井井筒210580.5井底车场900800表4.4基建费用表(单位：万元)方案方案二主斜副立单水平开拓方案三斜井单水平开拓计算式费用（万元）计算式费用（万元）初期主井井筒752.5×0.38619290.6080581.5×0.38619224.5695副井井筒210×1.06211223.0431580.5×0.41215239.2531井底车场900×0.41874×1.05395.7093800×0.41874×1.05351.7416运输大巷142×3.1851452.2842142×3.1851452.2842小计1361.64461267.8484后期运输大巷82×3.1851261.178282×3.1851261.1782合计1622.82281529.0266表4.5生产经营费(单位:万元)项目方案二主斜副立单水平开拓方案三斜井单水平开拓计算式费用(万元)计算式费用（万元）运输提升大巷北一带区运输1.2×1097×0.55724.021.2×1097×0.46605.544大巷运输北三区1.2×1387×0.55915.421.2×1387×0.641065.216大巷运输南二区1.2×2552×1.13368.641.2×2552×1.13368.64斜井提升1.2×5768×0.7525×0.422187.571.2×5768×0.5815×0.421690.4624合计7195.656729.8624大巷维护费1.2×0.22×45.7×26.8323.33661.2×0.22×45.7×26.8323.3366排水费90×24×365×45.7×0.4×10-41.441290×24×365×45.7×0.4×10-41.4412合计7520.42787054.6402表4.6费用汇总表方方案项目方案二主斜副立单水平开拓方案三斜井单水平开拓费用（万元）百分率（%）费用（万元）百分率（%）初期建井费1361.6446107%1267.8484100%基建工程费1622.8228106%1529.0266100%生产经营费7520.4278106%7054.6402100%总费用10504.8952106%9851.5251100%需要说明的是：方案二与方案四中，由于其井筒位置不同，所以运距不一样，就对其运输费、通风费用和维护费做了比较。（2）本次费用估算基价在《开拓方案主要经济数据及毕业设计制图标准》（2008年版）中查得。（3）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，方案二比方案四的各项费用都要高，故经济上方案四优于方案二。综合技术、经济和安全三方面的考虑，选取最优方案为方案四，即斜井两水平开拓。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒由上一节确定的开拓方案可知，主、副井都为斜，矿井生产通风方式为中央边界式，在井田中部边界设置风井。一般来说，斜井井井筒横断面形状有圆形、半圆拱形、矩形和梯形等。由于锚喷支护的广泛应用，为了简化设计和有利施工，采用半圆拱形。1）主井位于井田边界工业场地之中，担负矿井1.8Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备胶带输送机；井筒采用混凝土支护，直径4.2m，净断面积13.65m2，支护厚度300mm，掘进断面18.65m2。井筒断面布置如图4.5。2）副井位于井田边界工业场地之中，与主井南北相距约70m，担负全矿的材料、人员、矸石的提升；兼做进风井。装备双钩串车，并有足够的安全间隙。分别有一趟输水、排水管路和两趟主干动力电缆。井筒混凝土支护，直径4.2m，净断面积13.2m2，支护厚度350mm。井筒断面布置如图4.6。3）风井风井位于矿井中央东部边界，均采用圆形断面，井筒净直径4.5m，净断面积为15.90m2，采用钢筋混凝土支护方式。风井井筒断面如图4.7所示。4.2.2开拓巷道(1)运输大巷此巷内有钢丝绳芯胶带机运输煤炭，并铺设有轨道，靠绞车牵引矿车，以便于胶带的维修，断面需要满足一定的要求。运输大巷单独通风，且不设专用人行道。运输大巷宽度计算公式如下： (41)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； d1——胶带机宽度，d1＝1400+120mm； d2——架线电机车的宽度，d2＝1050mm； d3——架线电机车与皮带机间距，d2＝310mm； c——矿车与巷壁距离，取810mm。关于b的取值有：主要运输巷道一般取500mm，采区巷道一般取300~500mm。B1＝500＋1520＋1060＋310+810＝4200mm运输大巷的断面和特征表如图4.8。(2)辅助运输大巷此巷为一条双轨大巷，并兼作进风大巷使用，设有人行道。 (42)式中 B2——辅助运输大巷净宽度，mm； a——非人行道宽度，取580mm； A1——架线电机车的宽度，取为1060mm； c——人行道宽度，取1200mm； t——双轨运输巷道中两辆对开列车最突出部分之间的距离，取为300mm；B2=580+2×1060+1200+300＝4200mm辅助运输大巷的断面和特征表如图4.9。（3）回风大巷回风大巷仅用于回风使用，其断面如图4.10。回风石门选用的断面与回风大巷相同。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按照运输设备的外形尺寸以及《煤矿安全规程》第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章。4.2.3井底车场及硐室矿井为斜井开拓，煤炭由运输大巷运至井底煤仓，后经胶带运至地面；物料经副井运至井底车场，经井底车场由电机车牵引运到采（带）区；少量矸石由矿车直接排运到非通行的巷道横贯中。（1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井主要提升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、升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据《煤炭工业设计规范》4.2.1要求:井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较后确定，并符合下列规定：1）大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。2）当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。3）当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。4）采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。根据矿井开拓方式，主井、副井和大巷的相对位置关系，确定采用刀式井底车场。该车场利用主要运输巷道作为调车线和通过线，车场巷道工程量小。井底车场布置如图4.11。（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1t固定箱式矿车，型号为MGC1.1-6A,外形尺寸（长×宽×高）：2000×880×1150（mm），故取调车线长度为70m。（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。（4）硐室井底车场硐室主要有：井底煤仓、中央变电所、主排水泵房、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、箕斗装载硐室等。主井井底煤仓为垂直圆断面煤仓，坐落于主井胶带大巷侧下段，煤仓直径为7.0m，有效装煤高度为21m，经计算煤仓容量为1200t；胶带输送机运输能力为1000t/h，工作面生产能力为456t/h，两小时为912t。据设计经验和规范，可知容量符合要求；煤仓采用上装式布置，通过检修清理斜巷清理。水仓布置在井底车场副井的东北侧，水仓开口在调车线的中部，矿井正常涌水量为90.0m3/时，所需水仓的容量为：Q0=90.0×8=720（m3）根据水仓的布置要求,水仓的容量为:(4-3)式中:—水仓容量，m3；—水仓有效断面积，10m2;—水仓长度，100m。则：=10×100=1000（m3）由上面计算得知：>，故设计水仓容量满足要求。

图4.5主井井筒断面图表4.7主井井筒特征表围岩普氏系数（f）断面/m2掘进尺寸/mm支护厚度/mm每米混泥土消耗量/m3铺底/m3粉刷面积/m3备注净掘基础宽高拱壁基础合计13.6518.650.154800440030053.471.689.8

图4.6副井井筒断面图表4.8副斜井井筒特征表围岩普氏系数（f）断面/m2掘进尺寸/mm支护厚度/mm每米混泥土消耗量/m3铺底/m3粉刷面积/m3备注净掘基础宽高拱壁基础合计6490039503502.501.050.263.819.6图4.7中央风井井筒断面图表4.9风井井筒特征表井型1.8Mt/a井筒支护钢筋混凝土井壁表土段井壁厚600~1400mm充填混凝土厚350mm井筒直径4.5m井深300m净断面积15.90m2基岩段毛断面积21.24m2表土段毛断面积37.39m2

图4.8运输大巷断面

图4.9辅助运输大巷断面

图4.10回风大巷断面图4.11井底车场图

5准备方式——带区巷道布置根据北三带区煤层地质情况，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，本设计选用北三带区9301分带为首采区，设计如下：5.1.1带区位置北三带区东西长平均1267.0m，南北长平均962.6m。带区内划分为7个倾斜分带，分带平均斜长946.7m。设计首采区（北三带区）位于井田东北部，接近井底车场；由井底车场至大巷64m处。5.1.2带区煤层特征位于太原组下部，上距4-2号煤层26.00—41.20m,平均29.86m。煤层厚度12.98—13.92m，平均13.61m。为全井田稳定可采煤层。该煤层结构简单，含夹矸1-3层，夹矸厚度0.16—0.36m，夹矸岩性多为泥岩及炭质泥岩。煤层顶板为砂质泥岩、泥岩及中粒砂岩，底板亦为泥岩、砂质泥岩及粉砂岩。该煤层倾角在5°～7°，平均6.1°；容重为1.41t/m3；回采9煤层时推算矿井相对瓦斯涌出量为0.932m3/min，瓦斯涌出量小；煤尘的爆炸性和自然发火倾向均较低。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况本井田顶底板工程地质条件中等，9号煤回采一段时间后会垮落，故在生产过程中应该加强支护。具体见表5.1。5.1.4水文地质井田内地表河流不发育，大小沟谷平时基本干涸无水，唯雨季时才汇集洪水沿沟排泄，辗转向东流入马关河。马关河为井田附近主要河流，于井田东界外由北向南流过，为季节性河流，属于海河流域桑干河水系。矿井预计正常涌水量90m3/h；最大涌水量120m3/h。5.1.5地质构造带区内地质构造简单，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，局部变化不大，煤层倾角平均5°～7°，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。

表5.1煤层顶底板岩石构造煤层编号9顶板底板岩性泥岩中、粗砂岩粉、细砂岩泥岩抗压强度32.4443.5136.16-43.2223.32抗剪强度11.2727.348.33-17.74抗拉强度3.635.1.6地表情况矿区内地势平坦，地表自然标高+1208m~+1370.9m左右，有自西北向东南倾斜趋势。基岩在西南处有小部分出露，基本均为新生界松散层覆盖。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。地表下潜水丰富，一般居民生活用水及部分工业用水皆取于此。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和辅助轨道大巷均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，使掘进及辅助运输、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3m（2）区段要素首采带区位于北三带区西侧；倾向长963.7m，平均厚13.6m，赋存稳定；根据理论计算和实践统计得知，综采工作面长度在150～250m之间，吨煤生产成本最低，因为是特厚煤层，故工作面长度取为150m；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3mB=150+4.5+4+3=161.5（m）。（3）开采顺序首采带区为北三带区，然后依次开采二带区、一带区。由于三区沿空掘巷，各分带之间跳采，首采工作面为9301工作面，然后依次开采下一个不相邻分带，具体如下：9301→9306→9303→9305→9302→9304→处理边角煤→9307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=1200mm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，由主井皮带提升至地面；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，经辅助运输大巷到回采工作面的辅助运输斜巷，再到工作面。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→大巷胶带输送机最后经由煤仓装运至主斜井皮带运至地面。（2）辅助运输系统工作面设备材料经副斜井至井底车场，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9301工作面风流路线为：副井→轨道大巷→工作面轨道斜巷→9301工作面→工作面运输斜巷→回风斜巷→回风大巷→风井（4）排矸系统胶带运输大巷和轨道大巷均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）排水系统在工作面轨道斜巷敷设一趟6寸管路，在工作面轨道斜巷低洼处建一水窝，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→工作面轨道斜巷→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。5.2.5带区生产能力及采出率（1）带区生产能力由于13.6m综采工作面产量大，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；——工作面割煤回采率，取0.8。已知=13.6m，=1.41t／m3，=150m，=0.8m，=4，=0.8，将各值代入公式（5-1），可得：=330×13.6×1.41×150×0.8×4×0.8×10-6=2.03（Mt/a）工作面年产量=2.03（Mt/a）2）准备掘进和端头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；轨道斜巷宽4（5-2）式中：——准备掘进和端头生产能力，Mt/a；——运煤斜巷宽度，m；——轨道斜巷宽，m；——煤层厚度，m；——巷道长度，m；——煤层容重，t／m3；——综合考虑掘进和回采率，取0.70。已知=4.5m，=4m，=13.6m，=980m，=1.41t／m3，=0.70，将各值代入公式（5-2），可得：=（4.5+4）×13.6×980×1.41×0.70×10-6=0.1118（Mt/a）总上，矿井设计井型为1.8Mt/a，带区生产能力2.14Mt/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%带区内工业储量为：13.87Mt带区内实际采出煤量为：11.14Mt则：带区采出率=11.14/13.87×100%=80.3%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80.3%，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6°，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处开石门，连接到回风斜巷，长75m；下部延伸7m，设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。1-运输大巷2-轨道大巷3-回风大巷4-材料斜巷5-绞车房6-绞车房回风巷7-带区轨道斜巷图5.1带区下部车场

6采煤方法6.1采煤工艺方式