超化煤矿1.2 Mt-a新井设计-综放工作面高产高效影响因素分析

题目：超化煤矿1.2Mt/a新井设计综放工作面高产高效影响因素分析

摘要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为超化煤矿1.2Mt/a新井设计。超化煤矿位于河南省郑州市管辖的新密市境内，交通便利。井田走向（东西）长约3.6km，倾向（南北）长约2.6km，总面积为9.36km2。主采煤层为二1煤，煤层倾角为7~21，平均总厚度为井田工业储量为12108万t，可采储量为8402万t。矿井设计生产能力为1.2Mt/a。矿井服务年限为53.8a，涌水量不大，矿井正常涌水量为500m3/h，最大涌水量为650m3/h。矿井瓦斯相对涌出量为3.84m井田开拓方式为立井两水平开拓，暗斜井延深。采用胶带输送机运煤，采用矿车进行辅助运输。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、矿区概述与地质特征；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；10、设计矿井基本技术经济指标。专题部分题目是综放工作面高产高效影响因素分析，主要是研究影响综放工作面的各种因素，并结合实例分析。翻译部分主要内容是关于爆破在煤巷掘进中的应用，英文题目为：APPLICATIONOFBLASTINGINDRIVINGTUNNEL。关键词：立井；暗斜井；两水平；带区；中央并列式通风；放顶煤采煤法；

ABSTRACTThisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,thespecialsubjectpartandthetranslationpart.ThegeneralpartisanewdesignforChaohuacoalmine.ChaohuacoalmineislocatedinXinmiwhichcomeswithinthejurisdictionofZhengzhouinHe’nanprovince.Itisveryconvenienttogettothemineintermsofbothhighwayandrailway.Thelengthofthecoalfieldis3.6km,thewidthisabout2.6km，andthetotalareais9.36km2.Thesecondisthemaincoalseam,anditsdipangleis7~2Therecoverablereservesofthecoalfieldare121.08milliontons,andtheminablereservesare84.02milliontons.Thedesignedproductivecapacityis1.2milliontonspercentyear,andtheservicelifeofthemineis53.8years.Thenormalflowofthemineis500m3perhourandthemaxflowofthemineis650m3perhour.Therelativeminegasgushis3.84Themineisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevelsandtheextensionofverticalshaft.ThecentrallanewayusesBeltConveyortotransitcoal,andtrolleywagonsareusedforaccessorialtransportationintheroadway.Theventilationmodeofthismineiscenterjuxtaposeform.The“three-eight”workingsystemisusedintheChaohuamine.Itproducesfor330daysayear.Thisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofpanels;6.Themethodusedincoalmining;7.Undergroundtransportationofthemine;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnormsofthedesignedmine.ThetopicofspecialsubjectpartsistheAnalysisofhighyieldandefficiencyfactorsincavingface.Themainworkingfaceistostudytheimpactofvariousfactors,combinedwithcaseanalysis.

TranslationpartismainlyaboutonblastinginCoalExcavation.TheEnglishtitleis“APPLICATIONOFBLASTINGINDRIVINGTUNNEL”.Keywords:Shaft;Blindinclinedshaft;twolevels;Panel;Centerjuxtaposesventilation;Coalcavingmining目录一般部分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地理位置与交通郑州煤业集团超化煤矿位于河南省新密市南部超化镇，距集团公司15公里处的超化、申沟一带，东与大隗乡接壤，东南与苟堂乡相邻，北与七里岗乡交界，东北与来集乡毗连，西接平陌乡，西南临禹州市，西北与城关镇为邻。其地理坐标为：东经113°22′47″～113°27′35″，北纬34°25′09″～34°26′58″。矿区交通位置见图1-1。图1-1矿区交通位置图矿区内有公路直达新密县城、登封、郑州。北邻汴洛高速公路，距新郑国际机场40公里，宋大、密杞两条铁路横贯东西，穿越6座站台，村镇公路四通八达。新（郑）密（县）铁路终点站位于密县七里岗全长38公里，在新郑与京广线接轨，畅通全国。矿区边缘有窄轨铁路至开封。矿区北部15km处的豫04公路以及东部40～45km处的107国道、京广铁路、京珠高速公路通达全国各地.本区地表属典型的丘陵地貌，地面多为村庄和乡镇小厂所覆盖。1.1.2地形地貌区内地形起伏不平，地势西高东低、南高北低，总体西南高、东北低。地面高程最高在南部归心寨处300.4m，最低在东边陈家窝处155.5m，相对高差144.9m。本区地貌成因类型属构造剥蚀地貌，地貌单元为丘陵。区内基岩裸露平面积约占勘查区总平面面积的10%，其它大部为第四系松散堆（沉）积物所掩盖，因此本区也可称为松散层半掩盖区或基岩半裸露区。1.1.3水系水源条件本区水系属淮河流域。区内无水库和常年性河流，仅有一条的季节性河流－麻河在雨季从矿区西南向东北穿过矿区中部流入矿区东北部的淮河二级支流双洎河，在正常年份或干旱季节往往断流而在矿区中部滞留并形成龟山寨泉池洼地，水量较小，其水源来自西南上游3km1.1.4气象及地震本区气候属暖温带半干旱大陆性季风气候区。年平均气温9.1～14.6℃，最高达44.6℃，最低为–18.2℃；年降雨量381.3～1059.6mm，平均606.2mm，降雨多集中在7、8、9三个月，并常伴有雷电；年蒸发量908～1976.2mm；年平均相对湿度60-70%；风向主要为东南向、西北向和西南向，风力在冬春季最大，达40m/s；最大积雪深度23cm（1964.12.31）；最大冻土深20cm（1966.12.30）；霜冻期11、12、1勘查区内主要有申沟、黄固寺、圣地庙等几个行政村，总人口约1万人。工业以建材（耐火粘土）、采矿、运输等为主，农业以小麦、玉米等为主。水电状况良好，区内经济相对发达。据密县志记载，新密市境内曾发生过三次地震，烈度不详（表1-2）。勘查区周围未发现大的活动性断裂和发震断裂。总体具有强度小、频度低的特点。另据《建筑抗震设计规范》（GB50011-2001）和中国地震动参数区划图（GB18306-2001）,新密市抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度值为0.10g，产生大震可能性不大，故地震对本区建（构）筑物影响不大。表1-1新密市地震记录表地震发生时间地震记载情况资料来源公历旧历1814清仁宗嘉庆18地震嘉庆22年密县志1815年11月清仁宗嘉庆20年10月大地震嘉庆22年密县志1911年秋清宣统三年秋地震民国12年密县志1.1.5矿区内煤矿分布、工农业生产情况及电力供应来源矿区东北部、西北部及二1煤层露头，生产小窑极多。矿区西北部有县营超化矿，东北部有黄固寺一矿、二矿、三矿，周岗一矿、二矿、三矿、新丰矿（原周岗四矿），大隗矿，超化乡三矿及申沟煤矿。矿区周围工农业生产以耐火材料和农作物种植为主。耐火材料是该区的新兴工业，生产为水泥、冶金、陶瓷、化工、机械等行业配套的各种耐火材料、高铝耐火砖、粘土耐火砖等。农业以小麦、玉米为主，兼种蔬菜、烟叶。矿区电力供应以平陌变电站经平—申双回路到地面35kv变电站，变电站配有8000kw主变压器两台。1.2井田地质特征1.2.1井田地质概况超化井田位于平陌—超化勘探区的东部，属新密煤田的一部分，在新密向斜南翼，西邻嵩山隆起，南侧为龙坡背斜。新密煤田位于中朝地台之西南，淮阳地台之北侧，秦岭地轴之东，密（县）荥（阳）大背斜之南翼，为大的单翼构造。主要构造线方向近东南，略偏北东，地层倾角平缓，一般在10º～30º之间，在区域内尚未发现火成岩及新运动构造之迹象。（《精查地质报告》）本构造以断裂为主，称超化断裂带，其特征以高角度正断层发育为基本特征，伴随有断层及宽缓褶曲。断层可分为两组：一组北西—南东向，为区内主要构造线，走向长、落差大，多为北降南升，构造阶梯状的断裂组，另一组为北东—西南向，走向短，落差小多为羽毛状断层。除断裂外，褶曲一般为宽缓起伏，改变着地层的产状。超化断层位于超化镇西，罗义湾河所截的奥陶系灰岩清晰可见其形态，北翼倾向北东，倾角6º，南翼倾向近南，倾角15º，为一不对称背斜，轴向近东西，向东倾伏至超化镇折向北东，被断层所破坏，它控制着超化井田浅部煤层露头及产状。除此，井田内有缓波起伏。本构造产生的年代以燕山期为主。图1-2综合柱状图1.2.2井田的勘探程度超化井田曾在1959年由中南煤田地质局125队进行过地质勘探工作，施工钻孔6个，进尺1333.77米1966年施工钻孔33个，进尺9530.44米，提交了《东方红勘探区（超化1968年该队又专门对超化井田（红旗井田）进行了水文地质勘探，施工钻孔12个，进尺2813.07米1982年河南省地质一队施工钻孔10个，进尺2760.45米，提交了《超化井田补钻资料》。1984年至1986年，郑州矿务局地测处又施工钻孔14个，进尺3664.42建井期间为了满足矿井基建阶段开拓设计和施工的需要，郑州矿务局地测处于1984至1986年初施钻孔14个，并将新补充资料进行综合整理，修改二1煤层底板等高线图，提交了《超化井田基建阶段补充勘探地质总结》。为了了解井巷开拓施工中地质及水文地质情况，防止意外事故发生，预防施工中出现二1煤及瓦斯突出以及地下水溃入，确切掌握二1及L7—8灰岩含水层的赋存规律，河南省矿业建设三公司又先后施工探煤（水）钻孔14个，总工作量442.5米沿二1煤层露头，老窑遗迹瞩目皆是，特别是1958年前后，由于受极左路线的影响，胡挖乱采成风，资源遭到破坏，不久停采，只剩矿区西部超化小井继续开采。近几年，本矿区东北部、西北部及二1煤层露头，生产小窑蓬勃发展。矿区西北部有县营超化矿，一对主井和一斜井开拓，开采范围东翼500米左右，西翼1000米左右，年产原煤东北部有黄固寺一矿、二矿、三矿，周岗一矿、二矿、三矿、新丰矿（原周岗四矿），大隗矿，超化乡三矿及申沟煤矿。其中仅黄固寺、周岗和超化乡六家的13个井占去矿井储量716.43万吨，直接影响和破坏超化井田储量1225.48万吨，这部分储量于1990年以〈90〉豫煤计资字759号文划给地方小煤窑。1.2.3地层新密煤田地层区划属华北地层区豫西地层分区之嵩箕地层小区。新密煤田属半掩盖类型，煤系地层多被新生界松散层所覆盖，仅在北部、西部、西南和南部有少量基岩出露。本矿区前震旦系、震旦系（Z）、寒武系（ε）、奥陶系（O）、石炭系（C）、二叠系（P）、三叠系（T）、第三系（R）、第四系（Q）地层均有出露。自下而上有（据1992年《河南省区域地层年代地层单位表》并参考2001年《中国区域年代地层表》）：1）寒武系（∈）主要出露于矿区西北超化背斜轴部和井田东南灰徐沟一带，出露和揭露地层主要为上统长山组（Є3ch），岩性主要为灰色、浅灰色厚层状白云质灰岩，顶部为薄层泥质灰岩。属浅海相沉积。揭露最大厚11.68m。2）奥陶系（O）只有中统马家沟组（O2m），中、上部岩性主要为灰色厚层状石灰岩、角砾灰岩，具缝合线，含黄铁矿结核等，下部多为钙质泥岩、泥岩和泥质灰岩等。为浅海相沉积。该组厚28.97～69.52m，平均厚46.60m，与下伏寒武系上统长山组呈平行不整合接触。3）石炭系（C）石炭系厚84.02m。中统本溪组（C2b）:岩性主要为灰、浅灰色团块状铝质泥岩，含黄铁矿结核和菱铁质鲕粒。为泻湖相沉积。该组厚度2.27～34.78m，平均9.81m，与下伏O2m呈平行不整合接触。上统太原组（C3t）：下自铝质泥岩顶上至L9灰岩或菱铁质泥岩顶。该组厚度56.56～89.33m，平均厚74.21m，与下伏C2b整合接触。4）二叠系（P）二叠系厚987.19m。下统山西组（P1s）：下自L9灰岩或菱铁质泥岩顶上至砂锅窑砂岩底。岩性主要由浅灰、灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细粒砂岩、中粒砂岩及煤等组成，局部含铝质泥岩和炭质泥岩。富产羊齿类植物化石。本组又名二煤组，为区内主要含煤地层，共含煤2层，其下部二1煤层为本次主要研究对象。按其岩性组合特征不同，本组又可自下而上划分为:二1煤层段、大占砂岩段、香炭砂岩段和小紫泥岩段。本组钻孔揭露厚61.39～98.35m，平均厚约73.03m,与下伏太原组地层整合接触。下统下石盒子组（P1x）：下自砂锅窑砂岩底上至田家沟砂岩底，根据岩性组合不同可分三、四、五、六共4个煤段。岩性主要由灰—深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、中-细粒砂岩和煤等组成。为滨海三角洲沉积。本段厚53.05～94.07m，平均厚74.15m。下石盒子组厚289.21m，与下伏山西组（P1s）整合接触。上统上石盒子组（P2s）:下自田家沟砂岩底上至平顶砂岩底。岩性主要由一套绿灰、青灰及灰色砂质泥岩和中、细粒砂岩组成，中夹煤层（线）。按岩性和含煤性可分为七、八、九计3个煤段。为滨海三角洲沉积。上石盒子组平均厚163.50m，与下伏下石盒子组（P1x）整合接触。上统石千峰组（P2sh）：根据岩性组合不同又分上、下两段。为陆缘近海湖沉积。本段厚59.25～84.47m，平均厚73.45m。石千峰组地层因遭剥蚀而厚度不全，厚度大于393.40m，与下伏上石盒子组（P2s）地层呈整合接触。5）三叠系（T）仅在井田南邻黄寨村出露少量下统圈门组（T1q）地层。岩性以灰紫、紫红色细粒砂岩为主，次为中粒石英砂岩、长石石英砂岩及钙质粉砂岩，多夹砂质、粉砂岩粘土岩或泥岩，俗称“红层”。底部为紫红色细－中粒长石石英砂岩，厚层状，交错层理，含少量泥砾，硅铁质胶结，特征明显，俗称“金斗山砂岩（Sj）”。本组因遭剥蚀而厚度不全，仅见底部的金斗山砂岩（Sj），出露厚度约75m，与下伏石千峰组地层整合接触。6）新近系（N）仅见下统洛阳组（N1l），出露于井田东南部灰徐沟和孙家沟一带，岩性多为灰白色泥质灰岩，具溶洞。据区域资料厚约0～22.10m7）第四系（Q）广泛覆盖于全矿区，岩性主要为黄土和粘土，间夹卵砾石。厚0～97.68m，一般厚约40m，与下伏各系、统、组地层呈角度不整合接触。其中矿区煤系地层为太原组、山西组、下石盒子组和上石盒子组，共九个含煤段，平均总厚约667.95m。本区地层对比常用组段厚度法、煤岩组合特征法、标志层法、古生物化石法等。1.2.4褶皱、断层及陷落柱1）褶皱（1）张沟向斜：该向斜近东西向横贯矿区南部，为平陌－超化向斜之东段，夹持于南部的风后岭背斜和北部的超化背斜之间，总体走向近东西，地面向斜轴之枢纽迹线在韩沟－张沟－圣地庙－龟山寨南坡－崔庄一线，并略向北东偏转，图幅内从西到东延长约6km，南北宽约1～2km，长宽比约6:1～3:1,应为一紧密向斜；该向斜在本区西部和中部两翼产状是北陡南缓，轴面向北倾斜，倾角70º左右，东端（即23采区三维地震所称“崔庄向斜”总之，该向斜应为一不完整、斜歪、倾伏、紧密向斜。该向斜成为本区主体构造格架，矿区主体位其北翼。它由地质填图、钻探和地震揭露和控制，二1煤储量估算图反映明显，控制基本可靠。它在总体上决定和影响着矿区开拓方式、采区划分、采煤工作面的布置等生产系统的选择。（2）超化背斜：矿区西北部位于其东部倾伏端，受其影响，矿区西北部地层和二1煤层走向皆发生东偏北的偏转，倾角变缓成4～21º。该背斜为一向东略偏北倾伏的宽缓平卧背斜，核部地层由O2m和∈3ch它由地质填图和钻探揭露和控制，二1煤储量估算图反映明显，控制可靠。它在影响着矿区开拓方式、特别是12和22采区采煤工作面的布置等生产系统的选择。（3）其它小褶曲：在超化煤矿工业广场3号水井、6号水井、2号水井和水仓等处，以及21051、21071等采区均发现煤岩层有倾斜、倒转等小褶曲现象，并不同程度伴生有小的断层等现象。2）断层（1）龟山断层：区域上位于风后岭背斜北翼和新密复向斜南翼转化带一线，本区位于井田南部张沟向斜核部，近东西走向。该断层控制可靠。它影响该矿区的划分，同时因富水、断距大等原因，将对断层两边特别是南部煤层的开采带来十分不利的影响，同时又成为矿区南部边缘富水、导水的边界和通道，也是矿区地下水的南部补给边界。（2）杨台逆断层：位于矿区西南，地面无出露。地下断失二1煤层交面线发端于超化煤矿35勘探线与龟山断层交汇处，向西大致沿二1煤层露头经王岗东坡向西出区，区内延长约2km，近东西走向，北升南降，倾向北，倾角10～40°，区内逆差约160～190m，东小西大。3204孔见九煤组后又重复见到P2sh2地层，3202孔见三煤组后又重复见到P2s组地层。该断层它影响该矿区的划分，同时因断距大等原因，将对断层南部煤层的开采带来不利的影响；同时因东北上升盘O2m+∈3灰岩含水层与西南下降盘二1（3）超化断层：位于井田北部，地表在葛庄－纪窝一线，区内延长约2km，向东西两端伸出区外，近东西走向，南升北降，正断层，倾向北，倾角55～65°，断距65～110m它影响矿区划分，对开采北部煤层不利，但却是矿区北部接受西部岩溶水和超化泉群地下、地表水的富水断层和导水通道，对矿井水的赋存和疏排起重要作用。3）滑动构造名字叫新庄滑动构造，在2004～2006年的超化井田外围煤详查时发现该滑动构造。西部发端于28勘查线，向东到超化煤矿的龟山断层；地表浅部沿南部的新庄断层伸展，深部向北交于龟山断层；滑动方向由南向北；该滑动系统可进一步分为上部的滑体、中部的滑面和下部的滑床三部分。滑体地层主要由二叠系上统地层组成，滑面主要沿上、下石盒子组、山西组地层软性岩层附近滑动并形成一定厚度的断层破碎带，滑面倾向北，倾角5～30°不等，上陡下缓；滑床主要由奥陶系和寒武系刚性地层组成，局部保留有二1煤层。控制基本可靠。1.2.5水文地质特征1）概况超化煤矿在水文地质单元上位于新密复向斜岩溶裂隙承压水水文地质区的西段南翼，即区域水文地质单元内有溶岩地下水的补给区转化为迳流区的地带。区域范围内出露和分布有基岩裂隙含水岩组、碳酸盐岩类岩溶裂隙含水岩组、碎屑岩类孔隙裂隙含水岩组和松散岩类孔隙含水岩组。其中碳酸岩类岩溶含水岩组的O2m、C3tL1-4、C3tL7-8灰岩含丰富的岩溶裂隙承压水，对采煤有较大影响，是研究的主要对象。区内的隔水层主要有C2b铝质泥岩和C3t中段砂泥岩等。区内地势西高东低，南北高，中间低，北部和西部以低山丘陵地为主，绝对标高200～500m，中部和东部为岗地和平原，绝对标高120～180m。双洎河自西向东流经区域的中部时最小流量0.5m3/s，一般20～30m3/s，洪水流量3280m3区内年平均降水量一般600～700mm,是地下水的主要补给来源。关于大气降水对第四系潜水的补给，全区普遍存在，特别是东部平原区，地形平坦，地表为渗透性较强的粉沙土分布，补给条件良好。区域内的碳酸盐岩类岩溶承压水，它的补给区大体上位于超化—任岗—白寨一线以西地区，这里碳酸盐岩广泛出露，地表岩溶裂隙发育，降水补给条件好，补给强度大。区内地势西高东低，发育一系列近东西向的区域性断层，致使区域地下水的流向为NWW～SEE，迳流通道为断层裂隙、层面裂隙和新老岩溶裂隙。本区岩溶裂隙水的排泄，除煤矿生产井的排水和一些工农业供水井的取水之外，其余主要向东排泄于新郑矿区东部含水层的隐伏露头区。2）含水层（1）寒武、奥陶系长山组和马家沟组（∈3ch+O2m）灰岩岩溶裂隙承压含水层（Ⅰ灰、兰灰、黄灰色厚层状石灰岩和白云质灰岩，溶蚀现象发育，马家沟组中下部多为角砾状灰岩，底部常夹灰黄色钙质泥岩。矿井及其外围共29个钻孔揭露该层，揭露厚度0.82（补12孔）～101.54m（3604孔），其顶面标高-12.8～-415.35m。矿井内遍布该含水层，埋藏深度西部和南部较深，最深880m左右，北部和东部较浅，最浅280m左右。（2）太原组下段灰岩（C3tL1-4）岩溶裂隙承压含水层（Ⅱ）该含水层由L1-4四层灰岩组成，中间夹杂砂质泥岩和煤层等。矿井及其外围共31个钻孔穿过该层，其厚度11.99（3604孔）-33.55m（40-补32孔）平均厚18.70m。L1-2灰岩常合为一层，厚度10～13m，层位较稳定，有较大水文地质意义。（3）太原组上段灰岩（C3tL7-8）岩溶裂隙承压含水层（Ⅲ）该层由L7和L8两层灰岩组成，矿井及其附近内共有110个钻孔穿过该层，灰岩厚0.77（20-4孔）-23.82m（长观水3孔），一般厚7～13m，平均厚8.51m。该含水层为二1煤层底板直接充水含水层，它往往通过断裂带与下伏C3tL1-4灰岩、甚至∈3ch+O2m灰岩发生水力联系，对二1煤层开采有较大影响。以往井下该含水层突水点水量0.04～88m3/min，稳定在0.52～88m3/min（4）二1煤层顶板砂岩孔隙裂隙承压含水层（Ⅳ） 该含水层由二1煤层之上的中—粗粒砂岩组成，一般不超过三层，据矿井内绝大多数钻孔揭露，一般总厚度约15m。该砂岩遍布全矿井，南部和西部较深，最深750m左右，东部和北部较浅，最浅150m左右。（5）石千峰组下段平顶山砂岩孔隙裂隙承压含水层（Ⅴ）平均厚73.45m，区内分布有限，富水性较弱，对二1煤矿床充水意义不大。（6）圈门组金斗山砂岩孔隙裂隙承压含水层（Ⅵ）仅在矿区南邻有少量分布，富水性较弱，对二1煤矿床充水意义不大。（7）新近系洛阳组泥质灰岩岩溶裂隙承压含水层（Ⅶ）仅在矿区东南外分布，富水性中等，对本区二1煤矿床充水影响不大。（8）第四系（Q）砾石层孔隙潜水含水层（Ⅷ）矿井及其外围的116个钻孔中，有82个孔第四系底部发育砾石层，厚2.22（4405孔）-69.41m（37-补25孔），平均厚22.89m，含孔隙潜水。据补7、补9孔抽水试验，单位涌水量0.041～0.157l/s.m，渗透系数0.1026～0.558m/d，水头标高160.68～175.05m，水化学类型为HCO3-Ca.Mg，矿化度0.305～0.315g/l。该含水层接受大气降水广泛对下伏各含水层越流渗透或通过断裂带向地下导水。3）主要隔水层（1）本溪组（C2b）铝质泥岩隔水层（2）太原组（C3t）中段砂泥岩隔水层（3）二1煤层底板砂泥岩隔水层（4）上、下石盒子组砂泥岩隔水层4）矿井涌水量矿井正常涌水量为500m3/h，最大涌水量为5）矿井供水水源评价本区北邻的主要水体双洎河水质已被严重污染，其它少量小型水库主要用于农田灌溉，均不能作为煤矿供水水源。利用第四系潜水，也存在与农业争水的问题。因此未来矿区供水必须着眼于区内O2m矿井内O2m灰岩岩溶地下水水位标高+79.5～+175.42m，埋藏深度11.20～125.62m，水量丰富，钻孔单位涌水量最大达28.43l/s.m，水物理性质一般表现为无色、无嗅、无味、透明。据邻区资料，水中溶解的普通盐类对人体无不良影响，矿化度0.299～0.333g/l，属淡水，呈弱碱性，多属硬水，适合饮用及洗涤衣物。邻区对O2超化煤矿矿井涌水量20年来的总平均值为532.29m3/h（12774.96m3/d）。出水点水物理性质表现为无色透明，少数呈灰黑色、黄色、微混或混浊。水化学类型以HCO3—Ca.Mg为主，部分表现为HCO3—Na，总硬度16.77～614.86德度，PH值为7.2～1.3煤层特征1.3.1煤层本矿井二1煤层赋存于二叠系下统山西组下部大占砂岩之下，距上部大占砂岩6.39m、砂锅窑砂岩约60m，距下部L7-8石灰岩平均12.07m，煤层厚度变化较大，煤层整体呈现东部厚西部薄，北部厚南部薄的趋势。煤层厚度最厚可达30m，最薄约1.2米，平均约7～10m，中部地段煤层结构复杂，局部有夹矸，夹矸最厚达4.27煤层局部受构造影响较为破碎、松软。煤层倾角变化较大，在7º～21º之间，平均为15º。二1煤黑色，受构造影响，该煤多呈粉末状，少量鳞片状，金刚光泽，宏观煤岩类型为半亮型或光亮型煤，煤的视密度1.45t/m3，视电阻率在80～315Ω/cm之间。1.3.2主采煤层的围岩性质1）煤层顶板伪顶：不发育。直接顶：为泥岩、砂质泥岩，深灰色，含植物化石，厚8.22米老顶：为中细粒砂岩，灰白色，长石石英砂岩，厚2.14米2）煤层底板直接底：为泥岩，砂质泥岩，深灰色，含植物根部化石，厚8.96米老底：为灰岩，煤线，泥岩，石炭系太原群地层。1.3.3煤的特性全井田二1煤层属低、中低灰，特低硫，低—中磷，高溶灰分之贫煤。变质程度随埋藏深度的增加而逐渐增高的趋势，煤层变异系数在70％以上，普氏系数在0.7～1.0，煤质较软。1）煤质特征表表1-2二1煤质特征表（爆炸实验）孔号水份灰份挥发份爆炸实验爆炸性%%分析煤样可燃基火焰长度岩份量结论30040.8512.6011.9113.70545有爆炸危险10020.8511.609.6711.051025有爆炸危险2）煤层露头及风氧化带本井田露头均被第四系粘土夹砾石所覆盖，又根据钻孔煤芯取样资料鉴定本区二1煤层没有风化现象，其氧化带的下限垂深经计算可达50米3）二1煤质（1）灰分（Ad）：二1煤原煤灰分（Ad）8.50～27.30％，平均14.86％（63点），介于10.01～16.00％、16.01～29.00％两区间。2006年5月该矿在21和22两采区所采煤层煤样测试结果为:原煤灰分（Ad）17.40～19.10%,平均18.3%。各地煤质具有不均一性。据GB/T15224.1-2004标准（动力用煤），应属低－中灰煤，总体属低灰煤。另，二1煤煤灰熔融性软化温度（ST）平均为1240－＞1400℃，总体大于1250～1350℃。据MT/T853.1-2000标准，应属中等软化温度灰（MST（2）全硫（St，d）：二1煤原煤全硫（St，d）0.14-2.05％，平均0.45％（22点），折算后的干燥基全硫St,d＝（基准发热量24.00/实测发热量35.45）×实测干燥基全硫0.45％＝0.30％，小于＜0.50％。2006年5月该矿在21和22两采区所采煤层煤样测试结果为:原煤硫分（Sd）0.36～0.38%,平均0.37%。据GB/T15224.2-2004标准（动力煤中无烟煤和烟煤硫分分级），总体属特低硫煤。（3）磷（Pd）：二1煤原煤磷（Pd）0.011～0.038％，平均0.022％，介于0.010～0.050％区间，按MT/T562-1996标准确定，总体为低磷分煤。（4）挥发分（Vdaf）：二1煤浮煤干燥无灰基挥发分（Vdaf）两极值为10.47～15.26%，平均12.90（64点）%，介于10.00～20.00％之间。2006年5月该矿在21和22两采区所采煤层煤样测试结果为:浮煤挥发分（Vdaf）12.10～12.40%,平均12.25%。据MT/T849-2000标准，应属低挥发分煤。（5）元素组成：二1煤的元素组成主要为碳、氢、氧、氮、硫，其中碳占绝大多数91.36％，其次为氢4.29％。氢碳比为0.047（表1-3）。表1-3二1煤元素分析结果汇总表（两极值/平均值/点数）浮煤元素分析（%）H/CCdafHdafNdafOdaf+Sdaf90.31-92.2191.36/94.05-4.444.29/91.22-1.791.58/92.24-3.282.81/90.047（6）发热量（Qgr，v，d）：二1煤原煤干基恒容高位发热量（Qgr，v，d）两极值33.64～36.08MJ/kg，平均35.45MJ/kg（40点），＞29.60MJ/kg。因此据GB/T15224.3-2004标准，该煤应属特高热值煤。但2006年5月该矿在21和22两采区所采煤层煤样测试结果为:原煤高位发热量28.30～29.04%,平均28.67%。据GB/T15224.3-2004该煤为高热值煤。考虑到钻孔煤质点较多，更具代表性，本报告赞同为特高热值煤。总之，二1煤属低灰、特低硫、低磷分、低挥发分、特高热值煤。4）煤类依据现行的《中国煤炭分类国家标准》（GB5751-86），浮煤干燥无灰基挥发分（Vdaf）及粘结指数（G）、胶质层最大厚度（Y）等为划分指标。二1煤层干燥无灰基挥发分（Vdaf）两极值为10.47～15.26%，平均12.90%，胶质层最大厚度Y值为0mm，焦渣特征为1～4（未测试粘结指数），据此判定本区二1煤应属贫煤（PM，数码11）。5）工业用途二1煤属低灰、特低硫、低磷、低挥发分、特高热值煤粉煤，同时具有中等软化温度灰。据此，本区二1煤层适宜火力发电及沸腾层发生炉用煤和民用型煤。1.3.4瓦斯、煤尘爆炸及煤的自燃1）瓦斯我国矿井瓦斯等级对照见表1-4。超化矿相对瓦斯涌出量为3.84m3/t，绝对瓦斯涌出量为11.22）煤尘有爆炸性危险（参见二1煤质特征表）。3）自燃新密地区二1煤含硫量均不太高，但本井田二1煤也有自燃的可能。发火等级为三、四级，发火期4个月—6个月。表1-4矿井瓦斯等级对照表矿井瓦斯等级相对瓦斯涌出量（m3/t）一级<5二级>5～10三级>10～15超级>15或具有煤和瓦斯突出的矿井4）地温据矿井实测，二1煤层底板温度一般在22～25℃左右，未发现热害现象。另据超化井田外围详查资料，外围二1煤层埋深在729.78～914.65m时底板温度为21.6～28.6℃；恒温带深度在25～90m之间，平均约为55m；恒温带温度13.8～18.4℃，平均16.2℃；地温梯度在0.9～1.4℃/100m之间，平均2井田境界和储量2.1井田境界超化煤矿位于河南省新密煤田西南部、平陌-超化矿区东部，行政区划主体位于河南省新密市超化镇申沟村，向北直距矿务局和新密市约12km和152.1.1井田境界划分的原则在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：1）井田的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；2）保证井田有合理尺寸；3）充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；4）合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。2.1.2井田范围在2005和2006年全省煤炭资源整合中，超化煤矿与新发煤矿和蓝盾煤矿达成一定协议并经省厅有关部门同意，超化煤矿将东部一部分范围划拨给新发和蓝盾两煤矿，所以本次资源/储量估算仅估算划拨后范围。划拨后的估算范围与原采矿许可证允许开采的矿区范围基本一致：西起于32勘查线，东到42与43勘探线之间即Y＝38448100～38448300，北起于河西断层和樊寨断层，南到龟山断层下盘，估算平面积约为9.36km2（表表2-1划拨后超化煤矿资源/储量估算范围拐点坐标一览表拐点序号平面直角坐标拐点序号平面直角坐标纬距X经距Y纬距X经距YG13812250.0038442990.00G133812790.0038447720.00G23812150.0038443845.00G143812790.0038447800.00G33812155.0038444135.00G153812350.0038447800.00G43812260.0038444550.0013812275.0038448100.00G53812425.0038444982.0023811700.0038448100.00G63812500.0038445285.0033811700.0038448300.00G73812500.0038445500.003′3810850.0038448300.00G83813550.0038445500.00G213810390.0038446675.00G93813350.0038446245.00G223810535.0038445500.00G103813209.0038446770.00G233810975.0038444500.00G293813725.0038446805.00G243811925.0038442990.00G303813707.0038447100.00G253813720.0038446275.00G313813500.0038447060.00G263813705.0038446395.00G323813470.0038447275.00G273813503.0038446380.00G113813268.0038447245.00G283813535.0038446290.00G123813245.0038447715.00根据以上划分原则以及本井田的整体规划以及邻近煤矿的实际情况，四周边界为：北部边界：北以超化断层为界；南部边界：南以龟山断层为界；西部边界：西部与金山集团超化煤矿相邻；东部边界：东以38448300经线为界。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矿井地质勘探二1煤层构造中等、煤层较稳定。采空区可视为进行过可行性研究是经济的，其储量为探明的（可研）经济基础储量（111b）；巷道所及的或钻孔探明的范围可视为进行过预可行性研究，其经济意义为经济的，可用500m的工程网度圈定探明的（预可研）经济基础储量（121b）；以1000m网度求钻孔控制的经济基础储量（122b）；以2000m的工程网度圈定推断的内蕴经济资源量（333）；同时断层两边30～100m和薄煤带周围30m也为推断的内蕴经济资源量（333）。煤层厚度最厚可达30m，最薄约1.2米，平均约7～10m，中部地段煤层结构复杂，局部有夹矸，夹矸最厚达4.27米。煤层局部受构造影响较为破碎、松软。煤层倾角变化较大，在7º～21º之间，平均为2.2.3矿井工业储量计算由地质勘探知，本矿井可采煤层只有一层二1煤，由于煤层产状、厚度、煤质比较稳定，本次储量计算采用地质块段法，即以块段面积乘以块段平均煤厚和煤层视密度，即得该块段的储量。根据地质勘探情况，将矿体划分为A、B、C、D、E、F、G、H、I九个块段，如图2-1所示，在各块段范围内，用算术平均法求得每个块段的储量，煤层总储量即为各块段储量之和。图2-1超化矿煤矿储量计算块段划分图A块段水平面积为1.223km2，倾角为15，二1煤平均厚度8.9mB块段水平面积为0.457km2，倾角为18，二1煤平均厚度8.9mC块段水平面积为0.767km2，倾角为11，二1煤平均厚度9.0mD块段水平面积为1.254km2，倾角为7，二1煤平均厚度9.0mE块段水平面积为1.286km2，倾角为8，二1煤平均厚度9.2mF块段水平面积为1.085km2，倾角为7，二1煤平均厚度9.1mG块段水平面积为0.954km2，倾角为12，二1煤平均厚度9.0mH块段水平面积为0.821km2，倾角为16，二1煤平均厚度8.8mI块段水平面积为1.150km2，倾角为17，二1煤平均厚度9.3m矿井工业储量利用下式计算：（式2-1）式中:m——各块段煤层平均厚度，m；——煤层容重，二1煤为1.45t/m3；S——各块段水平面积，km2；——各块段煤层的倾角；把各块段的数值带入式2-1得：则矿井工业储量：Z=ZA+ZB+ZC+ZD+ZE+ZF+ZG+ZH+ZI=121.08Mt（式2-2）2.3矿井可采储量2.3.1安全煤柱留设原则1）工业场地留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱。2）各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩层移动角确定工业场地煤柱。由于煤层为近水平煤层，故走向与上下山岩层移动角大致相等，取值：走向岩层移动角δ=73°，上山移动角γ=75°，下山移动角β=75°，表土层移动角φ=45°。3）围护带宽度是根据矿区建筑物的保护等级划定的。工业广场属Ⅱ级保护建（构）筑物，留设15m宽围护带。4）井田边界煤柱宽度为50m5）工业广场占地面积，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，工业广场占地面积指标见表22。表2-2工业广场占地面积指标表井型（Mt/a）占地面积指标（ha/0.1Mt）2.4及以上1.01.2～5～9～.2井田边界保护煤柱根据超化矿的实际情况，井田边界保护煤柱取50（式2-3）式中：P—井田边界保护煤柱损失，万t；H—井田边界煤柱宽度，50mL—井田边界长度，14082m—煤层厚度，二1煤层平均为9.0mγ—煤层容重，二1煤为1.45t/m3。代入数据得：2.3.3工业广场保护煤柱矿井井型设计为1.2Mt/a，因此由表2-2可以确定本设计矿井的工业广场为12×1.2＝14.4×104m2。取工业广场的尺寸为400m×360m的长方形。工业广场所在位置煤层倾角为12°，其中心处埋藏深度为-300m，该处表土层厚度为表2-3地质条件、冲积层及岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角/°煤层厚度/m风积沙层厚度/m/°δ/°γ/°β/°二1-300129.04045737575工业广场压煤计算示意图如图2-2所示：图2-2工业广场保护煤柱示意图根据以上条件和方法，可以求出工业广场所占煤柱面积为41.10/cos12°=42.02万m2。则工业广场的保护煤柱量为：（式2-4）式中：Zi—工业广场煤柱量，万t；M—煤层平均厚度，m；S—工业广场压煤面，km2。则：Z＝420.2×10³×9.0×1.45=548.36万t工业广场的保护煤柱损失量为548.36万t2.3.4断层保护煤柱按断层落差大小两侧各留一定水平宽度的安全煤柱。具体留设方法见表2-4。由于断层落差0-70m,因此局部需要留50m保护煤柱，结局需要留30m保护煤柱，局部不需要留保护煤柱。综合考虑断层平均留30m保护煤柱。则断层保护煤柱量为：Z=1750×30×9.0×1.45×2=137.25万t矿井的永久保护煤柱损失量汇总表见表2-5。表2-4断层保护煤柱留设方法断层落差H留设尺寸H≥50m50m30m≤H≤50m30mH<30m不留设煤柱表2-5永久保护煤柱损失量保护煤柱形式损失量（万t）井田边界保护煤柱918.85工业广场保护煤柱548.36断层和井筒保护煤柱137.25合计1604.462.3.5矿井可采储量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：（式2-5）式中：Zk——矿井可采储量，；Zg——矿井的工业储量，121.08Mt；P——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，万t；C——采区采出率。根据《煤炭工业矿井设计规范》2.1.4条规定：矿井的采出率，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。本设计矿井二1煤层厚度为9.5m，属于厚煤层，因此采区采出率选择0.803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330天计算，每天净提升时间宜为16小时。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矿井设计生产能力矿井设计生产能力确定主要从以下几方面进行分析论述。1）从设计生产能力和服务年限关系比较0.9Mt/a、1.2Mt/a和1.5Mt/a三个生产能力方案，其服务年限分别为71.8a、53.8a和43.12）主要开采煤层为二1煤层为矿井开采对象，煤层厚度平均9.0m，一般倾角7°～21°3）矿区专用铁路在新郑与京广铁路接轨，畅通全国；107国道从矿区东部通过，矿区内公路四通八达，交通十分方便。综合比较，生产能力0.9Mt/a，矿井服务年限偏长，矿井投资与生产能力1.2Mt/a相差不大，工作面没有达到最大能力，限制了工作面单产，相应吨煤投资高，经济效益差；生产能力1.5Mt/a，矿井服务年限偏短，按矿区目前生产水平，井巷工程量大，投资高；生产能力1.2Mt/a，服务年限适中，矿井保产、达产容易，有较长的稳产年限，收支比大，可获得较好经济效益，因此矿井设计生产能力推荐1.2Mt/a。综上，本矿井设计生产能力为1.2Mt/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：（式3-1）式中：T—矿井服务年限，a；ZK—矿井可采储量，8402.83万t；A—设计生产能力，120万t/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3-1得矿井服务年限：本矿井设计只开采一层煤，因此，矿井服务年限也是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二1煤层为首采煤层，煤厚9.0m，为厚煤层，赋存稳定。煤层倾角平均15°，地质条件简单，根据现代化矿井2）运输能力的校核本矿井设计为大型矿井，开拓方式为立井两水平开拓，主立井采用箕斗提煤，副立井采用罐笼辅助运输，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分带斜巷里的胶带输送机运到大巷，由大巷内的胶带输送机运至井底煤仓，再经主立井箕斗提升至地面，运输连续，能力大，自动化程度高。副井运输采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的运输。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矿井瓦斯涌出量小，属于低瓦斯矿井，矿井煤尘有爆炸危险性，需要采取防范措施。矿井前期采用中央并列式通风，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7040——300～5006035——120～2405030252045～90402520159～30各省自定由上表可知：煤层倾角低于，矿井设计生产能力为1.2～2.4Mt/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30a。本设计中，煤层倾角低于，设计生产能力为1.2Mt/a，矿井服务年限为53.8a4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煤体，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。井田开拓具体有下列几个问题需要确定：（1）确定井筒的形式、数目、和配合，合理选择井筒及工业广场的位置。（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、深部开拓和技术改造。（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。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。各形式井筒的优缺点及适应条件见如下分析：（1）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。（2）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。（3）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。本矿井煤层倾角小，平均15°，为缓倾斜煤层；表土层较厚，无流沙层；水文地质情况比较简单，矿井涌水量较大；井筒需要特殊施工，因此，井筒形式确定为立井。2）井筒位置的确定井筒位置的确定原则：（1）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；（2）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；（3）井田两翼储量基本平衡；（4）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；（5）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；（6）工业广场宜少占耕地，少压煤；（7）距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。依据本矿实际条件，同时满足井筒位置确定的原则，主、副井均布置在井田高级储量中心附近，沿走向位于走向中央，沿倾向位于中偏下位置。4.1.2工业场地的位置1）布置要求（1）工业广场地应具有稳定的工程地质条件，避开法定保护的文物古迹，风景区、内涝低洼区和采空区，不受岩崩、滑坡、泥石流和洪水等灾害威胁；（2）工业场地应少占耕地，少压煤；（3）距水源，电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。2）、工业场地位置结合以上要求，根据井筒位置，工业场地的布置：（1）井田走向的中央和倾向的中下部；（2）工业广场的长边与井田走向边界平行。（3）、工业场地形状、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14.4公顷，形状为矩形，长为400m，宽为360m4.1.3开采水平的确定开采水平划分的依据：1）是否有合理的阶段斜长；2）阶段内是否有合理的分带数目；3）要保证开采水平有合理的服务年限和足够的储量；4）要使水平高度在经济上合理。井田主采煤层为二1号煤层，其它煤层均不可采。设计中针对二1号煤层。二1号煤层倾角平缓，为7°～21°，平均15°，为缓倾斜煤层，故设计为立井两水平开采。一水平标高-150m，主要开采方式为带区式开采，二水平标高-450m二1号煤层生产能力：可采储量为8402.83万t，服务年限为主要开拓巷道二1号煤层平均厚度为9.0m，赋存稳定，底板起伏不是很大，为缓倾斜煤层，煤层厚度变化较大，煤质硬度不大。矿井轨道大巷、运输大巷布置均布置在岩石中，大巷间距40m。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，轨道大巷、运输大巷沿底板掘进，回风大巷沿煤层顶板掘进。大巷位于井田中央，沿等高线方向布置，局部半煤岩及岩巷，运输大巷巷道坡度随煤层而起伏，一般5°-12°，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：立井两水平开拓（立井延深）主、副井井筒均为立井，布置于井田中央，设两个水平。轨道大巷和运输大巷均布置在岩层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷。如图4-1。图4-1立井两水平开拓（立井延深）方案二：立井两水平开拓（暗斜井延深）主、副井井筒一水平均为立井，二水平为暗斜井延深，轨道大巷和运输大巷均布置在岩层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷。如图4-2。方案三：立井三水平开拓（立井直接延深）主、副井井筒均为立井开拓延深，布置于井田中央，轨道大巷和运输大巷布置在岩层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷。如图4-3。方案四：立井三水平开拓（暗斜井延深）主、副井井筒一水平均为立井开拓，二、三水平为暗斜井延深，轨道大巷和运输大巷布置在岩层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷。如图4-4。图4-2立井两水平开拓（暗斜井延深）图4-3立井三水平开拓（立井直接延深）图4-4立井三水平开拓（暗斜井延深）2）技术比较方案一、三主、副井均为立井，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，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。方案二、四主、副井一水平或二水平为立井，二水平或三水平为斜井，斜井的运输提升能力比立井大，有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；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。3）经济比较在经济比较中需要说明以下几点：（1）各方案大巷布置数目及位置相同；（2）主、副井布置在岩层中，维护费用较低，故未对比其维护费用的差别；（3）主、辅运输大巷断面大小不同，大巷维护费用按平均维护费用估算；（4）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。各方案的粗略估算费用表见表4-1～4-4。表4-1方案一费用粗略估算表项目数量（10m基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井井筒表土段417539270.1568402.9004基岩段28118837332.7436副井井筒表土段417539270.1568379.133基岩段26118837308.9762大巷开凿岩巷518366311897.48581897.4858井底车场岩巷10041874418.74418.74小计3098.2592生产费用（万元）立井提升系数煤量（万t）提升高度（km）基价5162.6987521.28402.830.321.6排水涌水量时间（h）服务年限（a）基价6598.032500876053.80.28大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价7587.755491.28402.832.150.35小计19348.48624合计费用（万元）22446.74544表4-2方案二费用粗略估算表项目数量（10m基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井井筒表土段46793927.1756636.1495基岩段8769997608.9739副井井筒表土段46793927.1756622.1501基岩段8569997594.9745大巷开凿岩巷518366311897.48581897.4858井底车场岩巷10041874418.74418.74小计3574.5254生产费用（万元）斜井提升系数煤量（万t）提升高度（km）基价3853.8739511.28402.830.910.42排水涌水量时间（h）服务年限（a）基价6598.032500876053.80.28大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价7587.755491.28402.832.150.35小计18039.66144合计费用（万元）21164.186844）详细经济比较通过粗略经济比较得知，方案一、二中，方案二比较经济，选择方案二。方案三、四中，方案四比较经济，选择方案四。方案二、四相比较，方案二的初期投资较方案四少，但是对于矿井后期生产费用可能会低。因此，对于方案二、四继续进行经济比较，才能确定最终的开拓方案。两方案的详细计算分别见表4-5、4-6。两方案对比汇总见表4-7。表4-3方案三费用粗略估算表项目数量（10m基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井井筒表土段46793927.1756188.1687基岩段2369997160.9931副井井筒表土段417539270.1568319.7145基岩段21118837249.5577大巷开凿岩巷600366312197.862197.86井底车场岩巷10041874418.74418.74小计3124.4832生产费用（万元）立井提升系数煤量（万t）提升高度（km）基价4356.0270721.28402.830.271.6排水涌水量时间（h）服务年限（a）基价6598.032500876053.80.28大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价7587.755491.28402.832.150.35小计18541.81456合计费用（万元）21666.29776表4-4方案四费用粗略估算表项目数量（10m基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井井筒表土段46793927.1756524.1543基岩段7169997496.9787副井井筒表土段417539270.1568890.1321基岩段69118837819.9753大巷开凿岩巷600366312197.862197.86井底车场岩巷10041874418.74418.74小计4030.8864生产费用（万元）斜井提升系数煤量（万t）提升高度（km）基价3176.269741.28402.830.750.42排水涌水量时间（h）服务年限（a）基价6598.032500876053.80.28大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价7587.755491.28402.832.150.35小计17362.05723合计费用（万元）21392.94363表4-5方案二详细费用计算表项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元初期主井开凿表土段421972287.89374.01基建基岩段28102187286.12费用副井开凿表土段424079296.32380.39基岩段26109258284.07井底车场岩巷10041874418.74418.74一水平石门岩巷70.431851224.23224.23小计/万元1397.37后期基建费用主井开凿斜井段115.942656494.38494.38副井开凿斜井段115.942656494.38494.38小计/万元988.77生产系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元费用立井提升1.28402.830.321.61032.54暗斜井提升1.23605.171.1590.425811.31上山运输1.2825.430.5280.42276.14排水涌水/m3时间/h服务年限/年基价/元费用/万元500876053.80.49425.76石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元一水平石门1.28402.830.3520.41419.74大巷维护大巷数量大巷长度服务年限/年基价/元245.242258517.726.8小计/万元18210.73合计20596.87表4-6方案四详细费用计算表项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）初期基建费用主井开凿表土段421972287.89374.01基岩段28102187286.12副井开凿表土段424079296.32380.39基岩段26109258284.07井底车场岩巷10041874418.74418.74三水平大巷岩巷249.831851795.64795.64一水平石门岩巷70.431851224.23224.23小计2193.01后期基建费用主井开凿斜井段173.942656741.79741.79副井开凿斜井段173.942656741.79741.79小计1483.58生产系数煤量（万t）提升高度（Km）基价（元）费用（万元）费用立井提升1.28402.830.321.65162.70暗斜井提升1.23605.171.7390.423159.77排水涌水量/m3时间（h）服务年限/年基价（元）费用（万元）500876053.80.49425.76石门运输系数煤量（万t）平均运距（Km）基价（元）费用（万元）一水平石门1.28402.830.3520.41419.74大巷维护服务年限大巷长度大巷数量单价（元）245.2417.72585226.8小计19413.22合计23089.80表4-7开拓方案费用汇总表方案方案二方案四名称立井两水平开拓暗斜井延伸立井三水平开拓暗斜井延伸项目费用（万元）百分比（%）费用（万元）百分比（%）初期基建费用1397.371002193.01156.9后期基建费用988.771001483.58150.0生产费用18210.7310019413.22106.6总费用20596.8710023089.8112.1由表4-7知，方案四的费用明显高于方案二，综合技术、经济和安全三方面的考虑，选取最优方案为方案一，即立井两水平开拓暗斜井延深（第一水平为-150水平，第二水平为-450水平）。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第一水平主、副井均为立井，暗斜井延深，在井田中央设置中央风井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但圆形断面的立井具有服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点，因此主井、副井及风井均采用圆形断面。1）主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径5.0m，净断面积19.63m²，基岩段毛断面积28.27m²，表土段毛断面积28.27m²。井筒内装备一对9t的箕斗，井壁混凝土壁厚500mm。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。主井断面如图4-5，主要参数见表4-8。表4-8主立井井筒特征表井型1.2Mt/a提升容器一对9t箕斗井筒直径5.0m井深320净断面积19.63m²井筒支护混凝土井壁厚500mm基岩段毛断面积28.27m²表土段毛断面积28.27m²2）副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为6.5m，净断面积33.18m²，井筒内装备一对1.0t双层四车加宽多绳罐笼，井壁采用混凝土支护方式，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，