王村斜井煤矿5.0 Mt-a新井设计-岩巷综掘设备的现状及其发展趋势

专业：采矿工程设计题目：王村斜井煤矿5.0Mt/a新井设计专题：岩巷综掘设备的现状及其发展趋势

摘要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为王村斜井煤矿0.45Mt/a新井设计。该矿位于陕西省澄城县县，交通便利。井田走向（东西）长约4.23km，倾向（南北）长约3.2km，井田总面积为13.5km2。主采煤层为5#煤，倾角平均3°。煤层平均厚度分别为2.5m。井田地质条件较为简单。井田工业储量为49.67Mt，矿井可采储量37.23Mt。矿井服务年限为55.1a，涌水量不大，矿井正常涌水量为172.59m3/h，最大涌水量为172.59m3/d。矿井相对瓦斯涌出量为0.157m3/t，为低瓦斯矿井。井田为双斜井单水平开拓。大巷采用胶带运输机运煤，辅助运输采用矿车运输。矿井通风方式为中央并列式通风。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、设计生产能力及服务年限；4.井田开拓；5.准备方式——带区巷道布置；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。专题部分题目为岩巷综掘设备的现在及其发展趋势。翻译部分题目为无人采煤机器人的发展和远程作业系统。关键词：斜井；带区，中央并列式通风

ABSTRACTThethreepartsisincludedinthisdesign,i.e.,thegeneralpart,specialsubjectpartandtranslation.Thegeneralpartisanewdesignofwangxieminewithaproductionof0.45milliont/a.wangxieminelinesinChengchengCounty,ShanXiprovince.Thetrafficofroadandrailwayisveryconveniencetothemine.Therunoftheminefieldis4.23km,thewidthisabout3.2km,wellfarmlandtotalareais13.5km2.No.5isthemaincoalseam,anditsdipangleofaverageis5°.Thethicknessofthemineareabout2.5mrespectively.Thegeologicalconditionsoftheminefieldisrelativelysimple.Theprovedreserveoftheminefieldis49.67Mt.Therecoverablereserveis37.23Mt.Thedesignedproductivecapacityis0.45Mt/a,andtheservicelifeofthemineis55.1years.Thenormalwaterflowofthemineis172.59m3/handthemaxflowofthemineis172.59m3/h.Therelativegasemissionrateofthemineralwellis0.157m3/t,forlowgasmineralwell.Thewellfarmlandisasinglelevelwithainclinedshafttoexpand.Thecoalistransportedbythebeltconveyerinthemainroadwayand1tminecarisusedastheauxiliarytransportationequipment.Thewayofmineventilationiscentralparalleventilation.Theworkingsystem“three-eight”isusedinwangxiemine.Itproduces330d/a.Thisgeneralpartincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.Developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofpanels;6.Themethodusedincoalmining;7.Transportationoftheunderground;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnorms.Specialsubjectpartoftopicsis:Ontheextractiontreatmenttechnologyforgasofthe15101fullymechanizedcavingfaceinShigangmine.Thetitleofthetranslationpartis:DevelopmentofanUnmannedCoalMiningRobotandaTele-OperationSystem.Keywords:inclinedshaft;miningarea;centralparallelventilation

目录一般部分1矿井概况及地质特征 页1矿井概况及地质特征1.1井田概况1.1.1位置交通王村煤矿斜井位于陕西省澄城、合阳两县交界处，隶属于合阳县王村乡和澄城县庄头乡管辖。矿区地理坐标位于东经109°58′33″～110°06′50″，北纬35°10′46″～35°14′35″，东距合阳县城11.4km，西距澄城县城8km，面积13.5km²。王村煤矿斜井位于王村煤矿西部，交通位置见图1-1（王村煤矿斜井交通位置图），西（安）—禹（门口）高速公路和108国道均由井田东南边缘通过，澄（城）—合（阳）公路经王村纵贯整个井田。西（安）—韩（城）铁路从井田东部通过，合阳火车站距矿区9km。公路、铁路形成了较密集的交通网，与主干线相连接可通往西安、渭南、铜川等地，交通便利。图1-1王村煤矿斜井交通位置图1.1.2地形地貌王村煤矿斜井位于渭北黄土高原中东部，属典型的黄土台塬侵蚀地貌，井内以黄土塬为主体，地势陡峻,黄土覆盖厚度达200余米，东西两侧以黄土侵蚀地貌为主，地表沟壑纵横，河床下切深度多在150m左右，河谷整体呈南北向分布，两侧发育冲沟。沟谷内局部基岩裸露，覆盖层厚度变化很大，从0m到200m不等。井田地势总体北高南低，除东西两侧沟谷地带外，地势较平坦，地面标高一般在+730~+750m左右。井田内最大标高+755.2m，最低标高562.5m，相对高差192.7m。1.1.3气象水文本区属大陆性半干旱气候，降雨量少，蒸发量大。根据合阳县气象站1962~2005年资料，年降水量431.5mm~814.9mm，平均564.1mm，年平均蒸发量1745.2mm。年平均气温10.9~12.1℃，最高温度40.1℃，最低气温-20.1℃，最大冻土深度47cm。雨季集中在7、8、9三个月，多为暴雨，三个月的平均降水量占全年降水量的54.1%。最大风力9级，最大风速18m/s，一般为2~3级，以东北风为主。大峪河流经本井田东部，为澄城县与合阳县的界河，发源于黄龙山区，自北向南汇入洛河，年平均流量0.2528m3/s，属常年性河流，以大气降水和第四系潜水补给，位于南坡村以西350m处有一水库，水源来自大峪河，常年蓄水。1.1.4地震根据《建筑抗震设计规范》（GB50011~2001），本区抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度为0.15g。历史记载曾有5.5级、4级地震发生过。1.2井田地质特征1.2.1地层王村井田井田范围内几乎全被第四系黄土覆盖，在河谷中有上、下石盒子组地层零星出露。根据钻孔揭露和地面观测资料，地层由老到新有中下奥陶统、中石炭统本溪组、上石炭统太原组、下二叠统山西组和下石盒子组、上二叠统上石盒子组及新近系上新统合第四系，见表1-1（王村井田地层系统表）。表1-1王村井田地层系统表界系统组接触关系新生界（KZ）第四系（Q）不整合古生界二叠系（P）上二叠统(P2)上石盒子组(P2sh)整合下二叠统(P1)下石盒子组(P1sh)整合山西组(P1S)整合石炭系(C)上石炭统(C3)太原组(C3t)整合中石炭统(C2)本溪组(C2b)假整合奥陶系(O)中下奥陶统(O1+2)1）奥陶系中统峰峰组（O2f）奥陶系峰峰组是煤系地层基底，区内钻孔未钻穿该层，厚度不详。一般钻孔揭露深度为5~10m，少数延伸钻孔揭露厚度30~135m。根据区域资料，峰峰组自下而上分为峰峰组一段（O2f1）和峰峰组二段（O2f2）。（1）峰峰组一段（O2f1）峰峰组一段下部为灰白色白云岩，夹泥岩薄层。上部为灰色、灰黑色钙质泥岩，夹泥灰岩。该层厚度平均为100m左右。（2）峰峰组二段（O2f2）峰峰组二段下部为浅灰色、灰色钙质白云岩；中部为灰色、深灰色灰岩；上部为灰色石灰岩，填充方解石脉；顶部为浅灰色、灰色石灰岩，裂隙发育，填充铝土泥岩。该层平均厚度160m。2）石炭系中统本溪组（C2b）本溪组地层假整合于奥陶系石灰岩之上，仅个别钻孔揭露，厚度0.94~3.36m。岩性或为灰色、灰绿色和紫灰色的铝质泥岩、泥岩及粉砂岩，内含黄铁矿，层理不清，多具团块状结构。3）石炭系上统太原组（C3t）太原组地层连续沉积于本溪组地层之上，是区内主要含煤地层。岩性主要由碎屑岩、泥岩、煤及石灰岩组成，厚度22.09~75.1m，一般厚度为45m。按岩性可分下、中、上三部分：下部由砾岩（或含砾砂岩）、铝质泥岩、石英砂岩、砂质泥岩及煤组成。该段含10号、11号煤。中部由深灰色粉砂岩和灰白色石英砂岩、黑色灰岩组成。石英砂岩为中细粒砂岩、致密坚硬，含黄铁矿结核，夹6号煤层。石灰岩夹7号、8号、9号煤层。上部由灰黑色砂质泥岩、泥岩、4号、5号煤层组成，含大量植物化石和黄铁矿结核。4）二叠系下统山西组（P1s）山西组地层连续沉积于太原组地层之上，厚度21.55~62.47m，一般厚度40m左右。下部为灰白色—深灰色的中粗粒砂岩（K4），成分以石英、长石为主，次为暗色矿物，岩屑及白云母，少数钻孔在其底部含砾石。该层砂岩厚度及岩性变化较大，局部为3号煤层的顶板，厚度0~33.15m，平均厚度10m左右。中部为灰色、灰黑色的粉砂岩、砂质泥岩及煤层。该段地层较薄，一般厚5~7m左右，岩性及厚度变化大。该段地层含有较多的云母片和少量的黄铁矿，有时和K4砂岩合并为一层。上部为灰色的细粒砂岩、粉砂岩或砂质泥岩，偶夹1号、2号煤层，该段地层岩性厚变化大，煤层仅在个别孔位可见。5）二叠系下统下石盒子组（P1sh）下石盒子组地层连续沉积于下山西组地层之上，厚度22.04~64.01m，平均厚度35m。本组地层在井田大峪河河谷中零星出露，由灰白、灰绿、灰色的砂岩、粉砂岩及灰紫杂色的砂质泥岩、泥岩组成。底部为灰白色、灰黄色的中粒砂岩，成分以石英、长石为主，局部地段底部含有石英历史。中上部为粉砂岩和砂质泥岩，夹1~3层灰绿色薄层砂岩，砂岩的岩性及厚度变化较大。6）二叠系上统上石盒子组（P2sh）上石盒子组地层连续沉积于下石盒子组地层之上，该段地层厚度0~255.67m，一般为140m。底部为中粗粒含砾砂岩，灰白色，以石英、长石为主，含有白云母片和较多的暗色矿物；中、下部由灰绿色砂岩和紫杂色泥岩、砂质泥岩组成；上部为黄绿、灰绿色砂岩、粉砂岩、泥岩互层。7）第四系（Q）下更新统（Q1）上部以棕红色、棕黄色亚粘土为主，中部为亚砂土、亚粘土、砂砾石互层，底部为较厚的砂砾石和砂层。与下伏地层不整合接触。厚度0~216.89m，自东向西逐渐增厚。中上更新统（Q2+3）上部岩性为浅灰—浅黄色砂土，厚度在15m左右，下部为亚砂土、亚粘土等。与下伏地层不整合接触，厚度80~150m。全新统（Q4）分布在各河谷中，为近代冲洪积物，厚度0~10m。王村斜井井田含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。太原组为主要含煤地层，含煤地层厚度18.76~90.55m，平均45m。自上而下含有4－1，4、5、5－2、6、7、8、10、11－1、11号等煤层共10余层。山西组为次要含煤地层，含1、2、3号煤。厚度0~0.9m。井田主要可采煤层为5号煤。煤层间的标志层自下而上依次编号为：K1、K2、K3、K4、K中及K5。1.2.2构造1）区域构造背景王村煤矿斜井井田隶属澄合矿区，澄合矿区大地构造位置处于鄂尔多斯地块东南部的渭北隆起东段，其东有近南北向的吕梁、太行隆起，北为鄂尔多斯地块主体，西为北北西—北西向的六盘山构造带，南邻东西向秦岭褶皱带。在渭北隆起与秦岭褶皱带之间，有后期发育的东西向渭河地堑系。澄合矿区构造，在合阳以东地层呈北东走向，在合阳以西，地层走向呈北东东至北西西方向，皆向北西、北北西至北北东方向倾斜，地层倾角5~25°，一般为10°左右。总体为一大单斜构造，沿倾向和走向发育有次一级的褶皱，伴有北东向、东西向及北西向断裂。1.2.3矿井水文地质（1）含水层1）第四系松散含水层第四系松散含水层地下水主要赋存于第四系冲洪积物和黄土中亚砂土、砂及粉砂层中，水位埋深一般为30~140m，属弱含水层。由现代河流冲洪积物组成的Q4含水层分布在河谷地带，以大气降水补给为主，水量随季节变化明显，富水性弱~中等。由黄土和亚砂土、砂及粉砂夹层构成Q1~Q3含水层在井田内广泛分布，覆盖在基岩之上，形成黄土台塬。Q2+3水位埋深一般在80m左右，根据民井抽水资料，单位涌水量q为0.119~0.2642L/s.m，渗透系数K为633m/d，水质属HCO3-Na•Mg型，矿化度0.67~0.74g/L。Q1含水层由北向南变厚，地下水位埋深30~145m，流向自东向西，根据钻孔、民井抽水资料，单位涌水量q为0.00012~0.671L/s.m，渗透系数K为0.00115~1.48m/d，水质属HCO3-Na•Mg型，矿化度0.33~0.86g/L。2）二叠系砂岩裂隙含水层二叠系砂岩裂隙含水层主要含水层为上石盒子组底部K5砂岩、下石盒子组底部砂岩及山西组底部K4砂岩，地下水赋存于砂岩裂隙中，富水性不均匀，各砂岩含水层被泥岩分隔，含水层之间一般无水力联系。二叠系砂岩含水层可以进一步划分为：①上石盒子组底部K5砂岩含水层K5砂岩岩性为灰色、浅灰色中粗粒砂岩，钙质胶结，裂隙发育，透水性较好。井田内该含水层厚度0.90~23.76m，平均7.50m。根据抽水试验，单位涌水量q为0.000102~0.40L/s.m，渗透系数K为0.00055~0.16m/d，水质属HCO3•SO4-Mg•Na型，矿化度较低。②下石盒子组底部砂岩（K中）含水层K中砂岩含水层岩性为灰白~灰黄色中粒砂岩，泥质胶结，坚硬，裂隙较发育，透水性较强。井田内该含水层厚度约0.80~24.48m，平均12.40m。含水层富水性变化较大。根据王村井田14-4号钻孔，水位标高+532.69m，埋深48.23m，单位涌水量q为0.0151L/s.m，渗透系数K为0.0303m/d，水质属HCO3•SO4-Mg•Na型，矿化度为0.893g/L。③山西组K4砂岩含水层K4含水层岩性为灰白色~深灰色中粗粒砂岩，含大量云母片，钙质胶结，坚硬且裂隙发育，透水性较好，井田内该含水层厚度为0.50~33.133m，平均8.23m。根据王村井田8-5号钻孔资料，K4水位标高+535.12m，水位埋深202.65m，单位涌水量q为0.0043~0.154L/s.m，渗透系数K为0.0142~1.04m/d。王村井田东部金水沟A119、A125两水文孔在钻进至该层时均发生涌水，水量为1L/s，A125号钻孔水头高出地表1.5m。根据董家河矿和澄合二矿资料，该含水层水质为HCO3•SO4-Mg•Na型，矿化度为0.94~1.12g/L。3）上石炭统太原组K2灰岩含水层K2灰岩致密坚硬，岩溶裂隙发育不均匀。厚度变化较大，一般为0~15.32m，平均5.80m。有的钻孔出现漏水等现象，有的钻孔岩心完整，不漏水，反应岩溶裂隙发育的不均匀性。含水层水位标高为+381m左右，单位涌水量q为0.00069~0.5695L/s.m，渗透系数K为0.0096m/d，在+350标高以上富水性较弱。水质为HCO3•Cl-Na•Mg型，矿化度0.5~1g/L。4）奥陶系灰岩含水层奥陶系灰岩垂向上可分为三组六段，即峰峰组两段、上马家沟组两段和下马家沟组两段。峰峰组二段灰岩含水层，是威胁王村矿区5号煤开采最重要的底板水源。中奥陶统峰峰组二段是本区煤系地层基底，岩性主要为灰~深灰色石灰岩、白云岩、白云质石灰岩，致密坚硬。王村井田施工专门水文地质孔4个（8-3、Y14、水5、水7号孔），揭露灰岩厚度为100.55m~122.95m。该段裂隙发育不均，局部地段有溶蚀裂隙及蜂窝状、网状溶孔，岩溶多被泥岩及方解石脉填充。近年来奥灰水位持续下降，目前水位标高+375m左右，根据水文孔资料奥陶系灰岩含水层单位涌水量q为0.264~36L/m.s，渗透系数K为0.245~29.33m/d，属于中等富水~弱富水。水质类型为SO4•Cl-Na•Ca型或Cl•SO4-Na•Mg型，矿化度0.22~2.52g/L。⑵隔水层各含水层之间的泥质岩类，裂隙、岩溶不发育的其他岩层起到隔水作用，使各含水层之间无水力联系或者水力联系微弱，形成隔水层或相对隔水层。本区隔水层自下而上分为以下几段：1）新近系上新统亚粘土隔水层位于第四系松散含水层之下，为亚粘土、亚砂土及砂砾石互层，厚度平均10m左右，松散层底板良好的隔水层。亚粘土层主要分布于新近系上统中上部，良好的隔水层。2）上二叠统上石盒子泥岩隔水层该段隔水层为松散含水层和K5砂岩含水层之间的相对隔水层，由泥岩、粉砂岩组成。3）下二叠统下石盒子组泥岩隔水层下石盒子组上部为泥岩、粉砂岩，下部以砂岩为主，夹泥岩或粉砂岩。为K5砂岩含水层和K中砂岩含水层之间的隔水层，厚度34m左右。4）下二叠统山西组K中砂岩至K4砂岩间隔水层。该层K中砂岩和K4砂岩之间的细砂岩、泥岩隔水段，厚度32m左右5）下二叠统山西组5号煤顶板隔水层该层为K4砂岩至5号煤层之间的煤、粉砂岩、细粒砂岩、中粒砂岩隔水段，厚度9m左右。6）5号煤底板至太原组灰岩隔水层该层为5号煤层底板至太原组K2灰岩之间的粉砂岩、石英砂岩、泥岩隔水段，厚度10m左右。7）上石炭统太原组底部隔水层该段隔水层为奥陶系灰岩之上、K2之下的太原组地层，有泥岩、砂质泥岩、铝质泥岩及煤层组成，厚度10~13.85m，平均11.04m，全区分布，隔水层性能良好。（3）断层带：在井田东部15-1南50m，揭露一北东东向断层组（正断层），倾向北东，倾角40°~75°不等，落差0~20m，沿倾向向南发展断层较小。（4）矿井涌水量预计采用解析法中“大井法”进行带压开采区域矿井涌水量的预测，“大井法”是矿井涌水量计算常用方法之一，它是把矿区水平坑道系统所占的面积看成是等价于一个理想的“大井”面积，整个坑道系统的涌水量就相当于“大井”的涌水量。对于煤层顶板砂岩含水层计算公式为承压转无压公式：式中：Q—涌水量（m3/h）；K—渗透系数（m/d）；M—含水层厚度（m）；H—水头高度（m）；R0—引用影响半径（m）；r0—引用半径（m）。底板太原组K2灰岩含水层涌水量计算公式采用承压水公式：式中：h为剩余水头高度(m)(当水位降至含水层底板时h=0)，其它参数同上。含水层概化为均质无限分布，水位近似水平，引用影响半径计R0计算公式为：R0=r0+RR=预测区域近似一个矩形，因此选择计算引用半径的公式为：引用半径（r0）:式中：a，b分别表示矩形预测区的边长。（4）参数确定及计算结果K5砂岩含水层：距5号煤层95.38m左右。渗透系数K为0.00055~0.16m/d。K中砂岩含水层：距5号煤层47.18m左右。根据14-4号钻孔，水位标高+532.69m，埋深48.23m，单位涌水量q为0.0151L/s.m，渗透系数K为0.0303m/d。K4砂岩含水层：距5号煤层9.03m左右。根据8-5号钻孔资料，K4水位标高+535.12m，单位涌水量q为0.0043~0.154L/s.m，渗透系数K为0.0142~1.04m/d。K2灰岩含水层：距5号煤层10m左右。含水层水位标高为+381m左右，单位涌水量q为0.00069~0.5695L/s.m，渗透系数K为0.0096m/d。涌水量预测范围5号煤开采标高最低为+390m，5号煤平均厚度2.5m。含水层厚度参照王村煤矿资料。王村煤矿斜井矿井5号煤开采涌水量预测参数取值及计算结果见表1-2（王村煤矿斜井5号煤开采涌水量预测参数取值及计算结果表）。

表1-2王村煤矿斜井5号煤开采涌水量预测参数取值及计算结果表项目K5K中K4K2含水层厚度M（m）5.0414.46.055.48静水位高度（m）+500.88+532.69+535.12+381渗透系数K（m/d）0.160.03031.040.0096距5煤距离78282.622含水层底面标高（m）488.38440.18402.03380（顶面）水柱高度H（m）12.592.51133.091水位降深S（m）12.592.51133.091残余水柱高度h（m）00010预测区长度（m）2000预测区宽度（m）1500引用半径r0（m）影响半径R=50.00161.031357.260.98引用影响半径R0=r0+R925.001036.032232.26875.98涌水量（m3/h）4.0615.41153.120.00顶板涌水量（m3/h）172.59底板涌水量（m3/h）0.00涌水量合计（m3/h）172.595号煤开采矿井涌水量主要为煤层顶板砂岩水，由于开采标高大于底板太原组灰岩水位，所以在非底板水带压区底板水不会直接进入矿井。通过预测未来三年5号煤开采正常涌水量为172.59m3/h。1.3煤层特征1.3.1煤层特征王村井田含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。太原组为主要含煤地层，含煤地层厚度18.76~90.55m，平均45m。自上而下含有4－1，4、5、5－2、6、7、8、10、11－1、11号等煤层共10余层。山西组为次要含煤地层，含1、2、3号煤。厚度0~0.9m。井田主要可采煤层为5号煤。煤层间的标志层自下而上依次编号为：K1、K2、K3、K4、K中及K5。1.3.2煤质指标5号煤黑色，色泽呈半亮型，多成块状，以镜煤、亮煤为主，光亮型，厚度1.95-3.44m,平均2.5m左右,不含夹矸，平均发热量28.18MJ/kg，普氏硬度1。5号煤以瘦煤为主，煤层变质程度均由西向东增高的趋势。表1-35号煤质指标Mt%Ad%Qgr.d/MJ·kg-1Std%T2摄氏度工业牌号0.826.228.182.51265PS1Mt—全水分Ad—干基灰分Qgr.d—平均发热量Std—干基全硫T2—灰熔点1.3.2煤的物理性质本区煤系主要在岸线附近的滨海平原及近海的内陆环境沉积，其中滨海波浪带及泻湖波浪带，最有利于成煤。煤的物理性质相似，一般为黑色，少量灰黑色，条痕褐黑色；油脂光泽～弱玻璃光泽；烟煤性软，天然胶性硬，燃烧有爆裂现象。烟煤视重比较轻。1.3.3煤层开采技术条件1)煤层顶底板情况5号煤顶板分为伪顶与直接顶，伪顶炭质泥岩，黑色厚度0－0.6m，质脆泥质胶结，稳定性极差。直接顶粉砂岩，厚度0.3m－2.6m，一般厚1.6m，黑灰色，砂质胶结，稳定性较差变化较大。普氏硬度6－8，围岩类型Ⅲ类。底板泥岩，厚度0－1.2m，一般厚0.4m，粉砂岩，灰黑色，砂质胶结，厚度1.6m－2.8m，一般厚度2.2m，普氏硬度8－10，围岩类型Ⅱ类。5号煤顶板粉砂岩富水性较弱。2）该矿5号煤瓦斯相对含量0.157ml/g，属于低瓦斯煤层，煤层瓦斯含量有明显规律及分带现象。3）对该矿取煤芯取样做煤尘爆炸实验，芯样火焰长均在250～300mm之间，有爆炸危险。4）自燃自燃实验原样煤着火温度为384℃，氧化样着火温度为347～362℃，煤的自燃等级为2～4级，均为不易自燃煤。5)地温该矿井地温正常，属“无热害区”井田。6）煤层综合柱状图图1-2煤层综合柱状图

2井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田范围矿区地理坐标位于东经109°58′33″～110°06′50″，北纬35°10′46″～35°14′35″，东距合阳县城11.4km，西距澄城县城8km，面积13.5km2。2.1.2井田尺寸井田的走向最大长度为4.59km，最小长度为3.87km，平均长度为4.23km。井田的倾斜方向的最大长度为3.5km，最小长度为2.9km，平均长度为3.2km。井田的水平面积按下式计算：S=H×L（2-1）式中S——井田的水平面积，m2H——井田的平均水平宽度，mL——井田的平均走向长度，m则井田的水平面积为：S=4.23×3.2=13.5km2，井田赋存状况示意图如图2-1所示。图2-1井田赋存状况示意图2.2矿井储量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，煤层产状平缓，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矿井地质储量计算矿井可采煤层为5#煤。由于矿井井田形状规整，本区矿井储量采用网格法，将井田分为A、B、C、D四个块段，具体分块情况见图2-2井田地质储量计算面积划分示意图，根据每个面积小块的等高线水平间距和高差计算出面积小块的煤层倾角，用CAD命令计算面积小块的水平面积，由此可计算得出每个块段的不同储量，矿井地质总储量即为各块段储量相加之和。再根据：（2-2）式中Z——矿井地质储量，tS——井田块段面积，m2m——煤层平均厚度γ——煤层的容重，1.4t/m3——各块段煤层的倾角图2-2矿井块段划分图由式2-2及矿井块段划分图，得各块段地质储量计算见下表2-1：表2-1矿井地质储量计算表块段名称倾角/°面积/m²煤层厚度/m储量核算/MtA34174067.52.514.63B337729002.513.23C63158967.52.511.12D123267328.252.511.7资源总储量50.68则矿井地质储量：2.2.3矿井工业储量计算矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探，煤层厚度与质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量是进行矿井设计的资源依据，一般也就是列入平衡表内的储量。矿井工业储量：地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部，归类为矿井工业储量。储量的分配探明储量、控制储量、推断储量按6：3：1分配，经济基础储量、边际经济基础储量按90%、10%分配，次边际经济基础储量不计。各种储量分配见表2-2：表2-2矿井工业储量计算表类别探明储量/Mt控制储量/Mt推断储量/Mt经济储量边际储量经济储量边际储量数量21.28569.122410.64284.56125.068合计225.1202375112.5601187Zg=111b+122b+2M11+2M22+333k（2-3）其中：k=0.8Zg=21.2856+10.6428+9.1224+4.5612+5.068×0.8=49.67Mt2.3矿井设计可采储量1.矿井设计资源/储量：矿井工业资源/储量减去设计计算的断层煤柱、河流煤柱、井田境界煤柱和地面建筑物、构筑物等永久保护煤柱损失量后的资源/储量；2.矿井设计可采储量：矿井设计资源/储量减去推断的资源量333的折减量、工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率的资源/储量。矿井设计可采储量=[矿井设计资源/储量-(333×可采量折减系数+工业场地和主要井巷煤柱煤量)]×采区回采率式中可采量折减系数采用0.1～0.33.采区回采率：根据设计布置，采区回采率为80%。2.3.1安全煤柱留设原则根据《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-94）第8.1.2之规定，工业场地按I级保护级别维护，场地周围围护带宽度取15m，下伏各煤层按表土层移动角φ=45°，基岩层移动角δ＝75°，β＝66°，γ＝70°计算保护煤柱范围。2.井田境界煤柱宽度取30m；3.落差大于100m的断层留100m煤柱，落差小于100m的断层根据断层的赋存情况分别留20～50m不等的煤柱。1.井田边界保护煤柱根据王斜煤矿的实际情况，按照《煤矿安全规程》的有关要求，井田边界内侧暂留30m宽度作为井界煤柱，则井田边界保护煤柱的损失按下式计算。（2-4）式中：P——井田边界保护煤柱损失，万t。H——井田边界煤柱宽度，30m；L——井田边界长度，15511.66m；m——煤层厚度，m；r——煤层容重，1.4t/m3；代入数据得：P=30×25980×2.5×1.4=1.63Mt2.断层保护煤柱断层煤柱留设20m宽，则断层保护煤柱损失量为：0.14Mt3.工业广场保护煤柱工业广场的占地面积，根据《煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明》中第十五条，工业场地占地面积指标见表2-3。表2-3工业广场占地面积指标表井型/Mt·a-1占地面积指标/ha·0.1Mt-12.4及以上1.01.2～1.81.20.45～0.91.50.09～0.31.8本矿井设计年生产能力为0.45Mt/a，按《煤炭工业矿井设计规范》，占地面积指标应在1.5公顷/10万吨之间。占地面积为4.5×1.5=6.75×。故设计工业广场的尺寸为350×200的长方形。工业广场位置处的煤层的平均倾角为，工业广场的中心处在井田走向中央，倾向中央偏于煤层中上部，主井、副井、地面建筑物均在工业广场内。工业广场按大型矿井I级保护留维护带，宽度为20m。本矿的地址条件及冲击层和基岩层移动角见表2-4：表2-4矿井地质条件及冲击层和基岩层移动角煤层倾角/°煤层厚度/m广场中心深度/m/°δ/°γ/°β/°62.543045757068图2-3-1工业广场保护煤柱由此根据上述已知条件，画出如图2-3-1所示的工业广场保护煤柱的尺寸，并由图得出保护煤柱的尺寸为：梯形面积：S=1/2(上底+下底)×高=1/2（546.9455+553.448）×706.847=388905m²则工业广场压煤：2.3.2井田的设计可采储量井田的设计可采储量Z按下式计算：式中：Q:矿井工业储量P：各种永久煤柱的储量之和P=1.63+0.14+1.36=3.13万tC:采区回采率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.80；薄煤层不低于0.85.设计可采的5号煤层属于中厚煤层，所以采区回采率取0.8。.则计算设计可采储量为：=（49.673.13）0.8=37.23Mt3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》2.2.3条规定，矿井设计宜按年工作日330d计算，每天净提升时间宜为16h。矿井工作制度采用“三八制”作业，两班生产，一班检修。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2.5m，煤层属近水平煤层，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0.45Mt/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：（3-1）式中：T——矿井服务年限，a；ZK——矿井可采储量，37.23Mt；A——设计生产能力，0.45Mt/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1.5。把数据代入公式3-1得矿井服务年限：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0.45～0.9Mt/a时，矿井设计服务年限不宜小于40a，第一开采水平设计服务年限不宜小于20a。本设计中，煤层倾角低于，设计生产能力为0.45Mt/a，矿井服务年限为55.1a，符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。本矿井设计为单水平开采，根据《煤炭工业矿井设计规范》，本矿井的服务年限及第一水平的服务年限符合要求。

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、位置及坐标1）井筒形式的确定井筒形式有平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。各形式井筒的优缺点及适应条件见如下分析：平硐：优点：井下运输环节少，系统简单，费用低，地面工业广场设施简单，施工条件好，施工速度快，井巷工程量少，加快建井周期，少留工业广场保煤柱。缺点：受地形迹埋藏条件限制。适用条件：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：优点：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，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；提升能力大，可做为安全出口。缺点：斜井井筒长，辅助提升能力小，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。适用条件：煤层赋存较浅，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需要特殊施工的缓倾斜、倾斜煤层。立井：优点：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。缺点：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。适用条件：不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制。本矿井表土层较厚，煤层埋藏较浅，所以考虑用立井、斜井或者是综合开拓。2）井筒位置的确定井筒位置的确定原则：a.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；b.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；c.井田两翼储量基本平衡；d.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；e.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；f.工业广场宜少占耕地，少压煤；g.距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理；h.经后面方案比较确定主、副井筒位置在井田中央。4.1.2工业场地的位置工业场地的位置选择在井田中央偏东处，主、副井井口位于工业场地东侧边部。工业场地的形状和面积：根据表2-3-1工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为6.75公顷，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为350m,宽为200m。4.1.3开采水平的确定及采盘区划分井田主采煤层为5#煤层，该煤层角度平缓，为3°～12°，为近水平煤层。5#煤层可采储量为37.23M万t，服务年限为55.1a。4.1.4主要开拓巷开拓巷道主要可分为煤巷和岩巷，其技术比较见表41。表41 煤岩巷的技术比较项目煤层巷道岩层巷道特征沿煤层掘进，随煤层等高线变化。在距煤层一定距离的岩层中，掘进中基本保证取直。优缺点掘进容易，施工速度快，便于机械化掘进，掘进中可以探明煤层变化和地质构造。生产期间，大巷维护困难，影响生产，两侧至少留设30～40m的保护煤柱，煤层有起伏变化时，大巷随之弯曲，不利于运输，采区发火时，不易封闭。可保持一定方向，弯曲少，有利运输，巷道维护条件好，不留设护巷煤柱，安全条件好，便于布置采区煤仓。工程量大，机掘有困难，机械化程度低、速度慢、费用较高。适用条件服务年限小的片盘斜井，煤层群中相距较远的单个煤层或中厚煤层，煤层底板岩层有含水溶洞时，不易开掘岩石巷道时。在距离煤层不太远的地方，又适合于开掘和维护巷道的煤层，煤层有瓦斯煤层突出和自然发火的巷道，大巷要呈直线布置。5#煤层平均厚度为2.5m，赋存稳定，底板起伏不大，为近水平煤层，煤层厚度变化不大，由于5号煤质地不坚硬，如果布置煤层大巷支护和维护都比较困难，所以考虑在+410水平布置岩石大巷。4.1.5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：立井单水平开拓主、副井井筒均为立井，布置于井田中央，只设一个水平。如图4-1。方案二：主斜副立单水平开拓斜井提煤运输能力大，立井辅助运输能力大，为此提出主井采用斜井开拓，副井采用立井开拓。如图4-2。方案三：斜井单水平开拓（井筒位于井田中央）主、副井井筒均为斜井开拓，布置于井田中央。如图4-3。方案四：斜井单水平开拓（井筒位于井田边界）主、副井井筒均为斜井开拓，布置于井田东部边界。如图4-4。2）技术比较以上所提四个方案大巷布置及水平数目均相同，区别在于井筒形式和井筒位置不同，及部分基建、生产费用不同。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．经济比较四个方案的经济比较见表4-1、表4-2、表4-3、表4-4。表4-1 立井单水平开拓项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计基建费用(万元)主立井表土段12.55143108179.60315.38基岩段15.7586209135.78副立井表土段12.55174730219.29385.88基岩段15.75105771166.59井底车场岩巷10041874418.74418.74费用合计(万元)1,120.00生产费用(万元)立井提升系数煤量(万吨)提升高度(km)基价(元/t.km)2022.931.237230.2831.6排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)2332.54172.59876055.10.28大巷运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)3127.321.2372320.35费用合计(万元)7482.79费用总计(万元)8602.79表4-2 主斜副立单水平开拓项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计基建费用(万元)主斜井表土段3755168204.12403.91基岩段4148729199.79副立井表土段14.5174760253.40393.02基岩段13.2105771139.62井底车场岩巷9041874376.87376.87费用合计(万元)1173.80生产费用(万元)斜井提升系数煤量(万吨)提升高度(km)基价(元/t.km)1463.591.237230.780.42排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)2332.54172.59876055.10.28大巷运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)3127.321.2372320.35费用合计(万元)6923.45费用总计(万元)8097.24

表4-3 斜井单水平开拓（井田中央）项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计基建费用(万元)主斜井表土段3755168204.12403.91基岩段4148729199.79副斜井表土段32.459241191.94388.45基岩段34.556960196.51井底车场岩巷8041874334.99334.99费用合计(万元)1127.36生产费用(万元)斜井提升系数煤量(万吨)提升高度(km)基价(元/t.km)1463.591.237230.780.42排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)2665.76172.59876055.10.32大巷运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)3127.321.2372320.35费用合计(万元)7256.67费用总计(万元)8384.02表4-4 斜井单水平开拓（井田边界）项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计基建费用(万元)主斜井表土段21.355168117.51326.07基岩段42.848729208.56副斜井表土段14.45924185.31256.87基岩段30.1256960171.56井底车场岩巷8041874334.99334.99费用合计(万元)917.93生产费用(万元)斜井提升系数煤量(万吨)提升高度(km)基价(元/t.km)1202.771.237230.6410.42排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)2665.76172.59876055.10.32大巷运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)4847.351.237233.10.35费用合计(万元)8715.87费用总计(万元)9633.81以上四个方案的粗略比较汇总见表4-5

表4-5 四方案粗略比较汇总方案方案一方案二方案三方案四名称立井主斜副立斜井(中央)斜井(边界)基建费用（万元）1,120.001173.801127.36917.93生产费用（万元）7482.796923.457256.678715.87合计（万元）8602.798097.248384.029633.81百分比106.24%100%103.54%118.98%方案一、二主井井筒形式不同。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，有相当大的提升能力，可满足大型矿井主提升的需要；斜井井筒也可作为安全出口，井下一旦发生事故，人员也可从主斜井迅速撤离。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（见表4-1和表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；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4-3和表4-4），在方案三、四中选择方案三：斜井单水平开拓（井筒位于井田中央）。以下需要对方案二、三进行详细技术经济比较。方案二与方案三的详细经济比较见表表4-6和表4-7，其最终汇总见表4-8。由经济比较可以看出，主斜井副立井综合开拓方式较之斜井开拓而言，其总费用仅多出0.6%，即从经济角度考虑，两方案差别不大，可以任选其一。从技术角度来讲，采用主斜井胶带有利于煤炭提升，而副井采用立井形式可以充分发挥其提升速度快、提升能力大的优势，对辅助运输非常有利但也有着压煤量大的劣势。综合以上分析，确定本矿井开拓方案采用双斜井单水平开拓方式。

表4-6主斜副立费用项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计初期基建费用(万元)主斜井表土段3755168204.12403.91基岩段4148729199.79副立井表土段14.5174760253.40393.02基岩段13.2105771139.62井底车场岩巷9041874376.87376.87基建费用合计(万元)1173.80后期基建费用（万元）项目数目长度(10m)基价(元)费用(万元)费用小计大巷2415.520090912.091669.48生产费用(万元)斜井提升系数煤量(万吨)提升高度(km)基价1463.59(元/t.km)1.237230.780.42排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价2332.54(元/吨)172.59876055.10.28斜巷运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价2501.86(元/t.km)1.237231.60.35大巷运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价3127.32(元/t.km)1.2372320.35大巷维护系数大巷长度大巷数目基价(元/a.m)26.721.24155226.8生产费用合计(万元)9452.03费用总计(万元)12295.30

表4-7双斜井费用项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计初期基建费用(万元)主斜井表土段3755168204.12403.91基岩段4148729199.79副斜井表土段32.459241191.94388.45基岩段34.556960196.51井底车场岩巷8041874334.99334.99基建费用合计(万元)1127.36后期基建费用（万元）项目数目长度(10m)基价(元)费用(万元)费用小计大巷2415.520090912.091669.48生产费用(万元)斜井提升系数煤量(万吨)提升高度(km)基价(元/t.km)1114.201.237230.59380.42排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)2665.76172.59876055.10.32斜巷运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)2501.861.237231.60.35大巷运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)3127.321.2372320.35大巷维护系数大巷长度大巷数目基价(元/a.m)26.721.24155226.8生产费用合计(万元)9435.86费用总计(万元)12232.70表4-8费用汇总表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1173.80104.1%1127.36100.0%基建工程费1669.48100.0%1669.48100.0%生产经营费9452.03100.2%9435.86100.0%总费用12295.30100.5%12232.70100.0%4.2矿井基本巷道4.2.1井筒矿井共有三个井筒，分别为主斜井、副斜井、回风立井。主斜井位于井田中央工业场地之中，担负矿井0.45Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备大倾角胶带输送机；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.副斜井位于井田中央工业场地之中，与主井东西相距约60m，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。分别有一躺输水、排水管路和两躺主干动力电缆。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．回风立井进风立井位于矿井工业场地，井筒净直径5m，担负矿井全部回风风量，内设玻璃钢梯子间作为安全出口，井筒断面布置如图4.9。根据后面通风设计部分的风速验算，各井筒风速均符合《煤炭工业设计规范》和《煤矿安全规程的规定》规定。4.2.2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4-7。（2）空重车线长度井底车场空、重车线调车线长度按1.5倍列车长度考虑，一列矿车为20个车厢，采用1t固定箱式矿车，型号为MG1.1-6A,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。斜井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630t/h，工作面生产能力为110t/h，两小时为220t。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。水仓布置及清理水仓布置在井底车场空车线的南侧，水仓开口在调车线的中部，矿井正常涌水量为172.59m3/h，所需水仓的容量为：Q0=172.59×8=1380.72m3据水仓的布置要求,水仓的容量为:Q=S×L (4-1)式中:Q—水仓容量，m3；S—水仓有效断面积，7.98m2;L—水仓长度，282.14m；则，Q=7.98×212.14=1692m3由上面计算得知：Q>Q0，故设计的水仓容量满足要求。水仓采用水仓清理机清理。井底车场车场巷道及硐室除煤仓、装卸载硐室等采用现浇混凝土支护外，采用锚喷支护，遇围岩破碎的地方加金属网支护。

图4-5主井井筒断面表4-9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13.6518.650.15480044003002.121.200.153.471.689.8图4-6副井井筒断面图表4-10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13.216.80.26490039503502.501.050.263.819.6表土段 图4-7风井井筒断面图表4-11风井井筒断面特征表井型0.45Mt/a井筒直径5m井深263.3m净断面积19.63m2基岩段毛断面积26.42m2表土段毛断面积26.42m2图4-8胶带大巷断面图图4-9轨道大巷断面图10105813151167914121243主斜井2-副斜井3-胶带大巷4-轨道大巷5-井底煤仓6-等候室7-管子道8-机头硐室联络巷9-中央水泵房10-水仓11-中央变电所12-等候室13-大巷起坡段14-回风石门15-中央风井图4-10井底车场图5准备方式——带区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1带区煤层特征带区所采煤层为5#煤层。其煤层特征：5号煤黑色，色泽呈半亮型，多成块状，以镜煤、亮煤为主，光亮型，局部含铁质结核,厚度1.95-3.44m,平均2.5m左右,不含夹矸，平均发热量28.18MJ/kg，普氏硬度1.5号煤以瘦煤为主，煤层变质程度均由西向东增高的趋势。5#煤层平均厚度2.5m，煤层平均倾角6°。煤的容重1.4t/m3，普氏系数为f=1，瓦斯涌出量为0.157m3/t，属于低瓦斯矿区。5.1.2煤层顶底板结构5号煤顶板分为伪顶与直接顶，伪顶炭质泥岩，黑色厚度0－0.6m，质脆泥质胶结，稳定性极差。直接顶粉砂岩，厚度0.3m－2.6m，一般厚1.6m，黑灰色，砂质胶结，稳定性较差变化较大。普氏硬度6－8，围岩类型Ⅲ类。底板泥岩，厚度0－1.2m，一般厚0.4m，粉砂岩，灰黑色，砂质胶结，厚度1.6m－2.8m，一般厚度2.2m，普氏硬度8－10，围岩类型Ⅱ类。5号煤顶板粉砂岩富水性较弱。5.1.3水文地质带区内5号煤开采矿井涌水量主要为煤层顶板砂岩水，由于开采标高大于底板太原组灰岩水位，所以在非底板水带压区底板水不会直接进入矿井。通过预测未来三年5号煤开采正常涌水量为172.59m3/h。5.1.4地质构造带区内地质构造简单，煤层起伏不大，煤层倾角为3°～6°，局部12°。总体为一大单斜构造，沿倾向和走向发育有次一级的褶皱，区域内没有较大的断层构造，故属于地质条件简单的区域。5.1.5地表情况本区属典型的黄土台塬侵蚀地貌，井内以黄土塬为主体，地势陡峻,黄土覆盖厚度达200余米，东西两侧以黄土侵蚀地貌为主，地表沟壑纵横，河床下切深度多在150m左右，河谷整体呈南北向分布，两侧发育冲沟。沟谷内局部基岩裸露，覆盖层厚度变化很大，从0m到200m不等。井田地势总体北高南低，除东西两侧沟谷地带外，地势较平坦带区巷道布置及生产系统5.1.6带区位置及范围首采带区为西二带区，位于井田西南方向位置，其中部分范围位于工业场地之下。选择该带区作为首带区的主要目的是为了能尽早出煤、达产。带区南、西部边界以井田边界为界，东、北部以人为划定的带区分界为界。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保护煤柱。由于首采区两侧均无采空区，故不留设保护煤柱。（2）区段要素首采带区位于西二带区南侧；最大斜长1656.8m，最小斜长1338.3m，平均厚2.5m。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，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4.6m，高为3.m；回风斜巷宽4.1m，高3m；分带宽B为：B=150+4.5+4=158.5m（3）开采顺序首采带区为西二带区，然后依次开西四带区、东三带区、东一采区。由于西二带区沿空掘巷，各分带之间跳采，首采工作面为5201工作面，然后依次开采下一个不相邻分带，具体如下：5201→5207→5202→5208→5203→5209→5204→5210→5205→5211→5206→5212→处理边角煤→5213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，由主井胶带提升至地面；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，经轨道大巷到回采工作面的分带材料斜巷，再到工作面。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、运料系统、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