平顶山一矿1.5Mt-a新井设计-矿井小区域构造及防治水综合协同探测研究

PAGE第109页中国矿业大学2011届本科生毕业设计目录一般部分1矿区概述及井田地质特征 11.1矿区概述 11.1.1交通位置及交通条件 11.1.2地形特点 11.1.3矿区工农业及材料供给 11.1.4矿区气候条件 11.1.5矿区水文及地震情况 21.2井田地质特征 21.2.1井田地形地势以及井田的勘探程度 21.2.2井田地层 21.2.3井田煤系地层概述 31.2.4井田地质构造 41.2.5井田水文地质 71.3.1可采煤层特征 71.3.2煤的特征 81.3.3地温 102井田境界和储量 112.1井田境界 112.1.1井田边界的确定 112.1.2井田赋存特征 112.2矿井工业储量 122.2.1井田钻孔及勘探分布情况及勘探类型 122.1.2井田赋存特征 122.2.1井田钻孔及勘探分布情况及勘探类型 122.2.2煤层可采厚度 142.3矿井地质储量 142.3.2各种煤柱损失计算 152.3.3矿井永久保护煤柱损失量 152.3.4矿井可采储量计算 163矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 173.1矿井工作制度 173.2矿井设计生产能力及服务年限 173.2.1矿井设计生产能力的确定 173.2.2确定依据 173.2.3各水平的服务年限 173.2.4井型校核 184井田开拓 204.1井田开拓的基本问题 204.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标 204.1.2工业场地的位置 214.1.3开采水平的确定及采区划分 214.1.4主要开拓巷道 224.1.5方案比较 224.1.6开拓布置 264.2矿井基本井筒巷道 274.2.1井筒 274.2.2井底车场及硐室 274.2.3主要开拓巷道 285准备方式—采区巷道布置 375.1煤层的地质特征 375.1.1煤层埋藏条件 375.1.2煤的特征 375.2采区巷道布置及生产系统 375.2.1确定采区巷道布置及生产系统的原则 375.2.2确定采区巷道布置 385.2.3采区巷道布置参数确定 385.2.4采区生产能力确定 395.3采区车场选型设计 406采煤方法 416.1采煤工艺方式 416.1.1采煤方法确定 416.1.2工作面长度及推进长度确定 426.1.3采煤工艺 426.1.4支护 436.1.5各工艺流程安全布置注意事项 446.1.6劳动组织和循环作业图表 466.1.7工作面成本(C)计算 466.2回采巷道布置 476.2.1采区巷道布置 476.2.2回采巷道布置 486.2.3煤柱尺寸的确定 487井下运输 507.1概述 507.1.1矿井设计生产能力及工作制度 507.1.2煤层及煤质 507.1.3运输距离和货载量 507.1.4矿井运输系统 507.2采区运输设备的选择 527.2.1设备选型原则： 527.2.2工作面刮板输送机选型和验算 527.3主井运输设备选择 537.3.1主运输设备选择 537.3.2辅助运输大巷设备选择 547.3.3运输设备能力验算 558矿井提升 568.1矿井提升概述 568.2主副井提升 568.2.1主井提升 568.2.2副井提升设备选型 579矿井通风及安全技术 599.1选择矿井通风系统 599.1.1矿井概况 599.1.2矿井通风系统的基本要求 599.1.3矿井通风类型的确定 609.1.4矿井主扇工作方法的选择 619.1.5工作面通风方式的选择 619.2矿井风量计算 619.2.1矿井总风量计算 619.2.2工作面所需风量的计算 629.2.3备用面需风量的计算 639.2.4掘进工作面需风量 639.2.5硐室需风量 649.2.6其它巷道所需风量 649.2.7矿井总风量 649.2.8风量分配 659.3矿井风量计算 669.3.1通风容易时期和通风困难时期最大阻力路线的确定 669.3.2矿井通风阻力计算 689.3.3矿井通风总阻力 709.3.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔 719.4选择矿井通风设备 719.4.1选择主扇 719.4.2电动机选型 749.5安全灾害的预防措施 759.5.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 759.5.2预防采空区失火 759.5.3防水措施 7610设计矿井基本技术经济指标 77参考文献 78专题部分矿井小区域构造及防治水综合协同探测研究 791前言 791.1工程地质概况 792主要物探仪器 802.1矿井巷道地质探测仪KDZ1114-6B30 802.2WBD系列网络并行电法仪 812.3瞬变电磁仪器YCS40(A) 812.4pulseEKKOPRO专业型地质雷达 823瞬变电磁法前方探测水 833.1探测地球物理条件 833.2基本原理 833.3矿井瞬变电磁探测特点 853.4仪器设备 853.5现场探测布置及数据采集 863.6矿井瞬变电磁数据处理结果 873.7瞬变电磁仪水探测结果分析 893.8建议 894矿井巷道地质探测仪探测小区域方法 904.1简介 904.2震波勘探技术的原理 904.2.1单点探测 904.2.2反射共偏移探测 914.3现场探测布置及数据采集 924.4工作面隐伏地质构造探测 934.4.1探测方法及数据采集 934.5波形处理与分析 944.6地质探测仪结果分析 954.7方法选择及参数选择的重要性 954.8小断层的对比方法 965结论 97参考文献 97翻译部分英文原文 98中文译文 104致谢 1091矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1交通位置及交通条件矿井位于平顶山市区的北部，其地理座标为：东经113°11′45″～113°22′30″，北纬33°40′15″～33°48′45″。平煤股份一矿至平顶山站9公里，通过矿区专用铁路可直达漯宝铁路。漯宝铁路连接京广、焦柳两大铁路干线。平顶山站至京广铁路70公里，至焦柳铁路28公里。以平顶山市为交通枢纽，有柏油公路沟通各县市，交通极为方便，见图1-1。1.1.2地形特点平煤股份一矿位于平顶山矿区中部，平顶山、落凫山位于井田中部，二山南陡北缓，基本呈单面山形，走向近东西，地势北高南低，形成本井田范围内的分水岭。南北两侧冲沟发育，多为季节性冲沟。主、付井口位于落凫山南麓，主井口标高为+75.0米。平顶山海拔+411.13米，落凫山海拔+492.70米，井田内山间冲沟发育。图1-11.1.3矿区工农业及材料供给本矿井建设期间，所需要建设材料，除钢材、木材和部分水泥需由国家计划供应外，其它砖、石、砂等土产材料，均由当地供应，均能满足建设需要1.1.4矿区气候条件本区为大陆性半干旱气候，年蒸发量大于降雨量，四季分明，夏季炎热，冬季寒冷。1、气温最高气温+42.6℃（966年7月19日），最低气温-18.8℃（1955年1月3日），历年平均气温+14.9℃。2、降水量年最大降水量1323.6mm（1964年），最小降水量373.9mm（1966年），年平均降水量742.6mm，月最大降水量357mm（1957年7月），连续最大降水量285.2mm，最长连续降水天数9天（1964年4月13-21日）。雨季集中在7、8、9月。3、蒸发量年最大蒸发量2825mm（1959年），年最小蒸发量1490.5mm（1964年），月最大蒸发量408.9mm（1959年7月），月最小蒸发量40.7mm（1957年1月）。4、冻土平均绝对湿度13.5mm，平均相对湿度67%,冰冻期是11月到第二年3月，最大冻土深度14cm。5、风速最大风速24m/s，平均风速2.8m/s，常年主风向为北东向。1.1.5矿区水文及地震情况1、河流井田内没有大的河流，无常年性河流，只有季节性小溪冲沟，雨季有水、晴后断流，在三水平井田范围内有竹园水库一个，南侧冲沟汇集入湛河，北侧冲沟汇集入竹园水库（目前为平顶山电厂排灰场），在井田西北角有姚孟电厂排灰场2、地震据历史记载，河南省有8次大地震，7次对本地区有较大的破坏，1556年叶县地震时的记载有“声如擂鼓，山裂石飞，毁屋人死”的强烈破坏。1820年在许昌地区发生的一次大地震震级6级，震中烈度8度，破坏房屋无数，受灾169个村庄。地震基本烈度：一九七零年九月二十五日中国科学院中南构造研究鉴定平顶山地区基本烈度为七度强，一九七七年七月国家地震局南京地震大队再次确认平顶山地区基本烈度为七度1.2井田地质特征1.2.1井田地形地势以及井田的勘探程度1.地形与地势：平煤股份一矿位于平顶山矿区中部，平顶山、落凫山位于井田中部，二山南陡北缓，基本呈单面山形，走向近东西，地势北高南低，形成本井田范围内的分水岭。南北两侧冲沟发育，多为季节性冲沟。主、付井口位于落凫山南麓，主井口标高为+75.0米。平顶山海拔+411.13米，落凫山海拔+492.70米，井田内山间冲沟发育。2.井田的勘探程度：全区经过普查、详查、精查勘探及使用综合勘探的精查补充勘探后，使完成勘探线21条，平均间隔500m；钻孔119个，共计工程量为40639.57m，其中水文钻孔6个，共计工程量为3732.65m。根据勘探情况，矿区的地质条件已基本清楚。1.2.2井田地层1、太古界-太华群依据岩性划分为赵案庄组和铁山庙组。零星出露于平顶山煤田南部鲁叶断层以北，厚度>2950m。2、上元古界-震旦系出露于平顶山煤田南部鲁叶断层以北，厚2100-3940m，自下而上分为：1)、下统（1）马家河组，相当熊耳群，灰绿、紫红色变质安山玢岩，杏仁状变质安山玢岩夹绢云母绿泥片岩，变质凝灰质砂砾岩。与下伏地层不整合接触。厚1580-2220m。2)、中统依据岩性划分为云梦山组、白草坪组、北大尖组。厚580-1000m。3)、上统依据岩性划分为崔庄组、三教堂组、洛峪组、罗圈组。厚约810m。3、寒武系出露于平顶山煤田韩庄矿、梁洼矿以西，常王村四周及白龟山水库北侧。主要由灰色灰岩、中细粒石英砂岩、砂质泥岩及粉砂岩组成，厚度375-1250m。由下而上依次为：1）下统:辛集组、馒头组。2）中统：毛庄组、徐庄组、张夏组。3）上统：崮山组。4、石炭系（C）本区域内仅发育有本溪、太原组地层。由深灰色铝土泥岩、灰岩、泥岩、砂质泥岩、砂岩及煤层组成。间夹菱铁质泥岩，含海绵针化石的硅质泥岩薄层，灰岩5-9层，一般7层，含煤10-17层，其中可采一层。底部为灰-深灰色铝土泥岩，具鲕状结构，含黄铁矿结核。与下伏地层假整合接触。厚30-85m。5、二叠系（P）区内二叠系平均厚850m。分上、下二统，下二叠统又分为山西组及下石盒子组，上二叠统又分为上石盒子组及石千峰组，主要由灰色中细粒砂岩、粉砂岩、深灰色砂质泥岩、泥岩和煤层组成，含煤34-60层。现从老到新如下：1）下统（P1）：山西组、下石盒子组。2）上统（P2）：上石盒子组、石千峰组。6、三叠系（T）主要由浅红色中细粒砂岩、紫红色粉砂岩及砂质泥岩、泥岩组成，厚约1600m。由下而上为：1）下统（T1）：刘家沟组、和尚沟组。2）中统（T2）：二马营群（T2E）。3）上统（T3）：延长群（T3Y）。7、第四系（Q）主要由卵石、亚粘土及粘土组成，厚0-150m。1.2.3井田煤系地层概述井田内地层出露较差，含煤地层为上石炭统太原组、二叠系山西组、下石盒子组、上石盒子组，其中以二叠系山西组及下石盒子组为重要含煤地层。1、石炭系中统本溪组（C２ｂ）底界以铝土泥岩与下伏寒武系呈平行假整合接触。岩性以深灰色铝土泥岩和薄煤层组成，含菱铁矿，煤厚0-0.4m。2、石炭系上统太原组（C3t）为含煤地层最下含煤段。底界以底部铝土泥岩与下伏寒武系呈平行假整合接触。岩性以深灰色石灰岩、黑色泥岩、深灰色砂质泥岩和浅灰色细、中粒砂岩，煤层组成，间夹菱铁质硅质泥岩薄层化石。含煤4-8层，其中一4煤沉积稳定，井田内普遍可采，本段顶界止于泥灰岩之上的黑色海相泥岩之顶。平均厚度79m。3、山西组（P1sh）平均厚度85m，与下伏太原组地层连续沉积。岩性由深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细-中粒长石石英砂岩和煤层组成。本段含煤3-5层，其中二2(己15)、二12(己16)、二11(己17)煤层部分发育较好，为井田内次要可采煤层。二煤组煤层在井田内沉积连续性较差，在-240m水平以深出现了大片薄煤层带和无煤带，属不稳定煤层。4、下石盒子组（P1x）1）、三煤组平均厚度92m。由深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、灰白色细、中粒砂岩和劣质薄煤组成，劣质薄煤2-3层。2）、四（戊）煤组平均厚度146.0m。由深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、灰白色细、中粒砂岩和煤层组成，含煤5-9层，其中四3（戊8）、四22（戊9）、四21（戊10）为井田内主采煤层。该煤组沉积较稳定，发育良好，全区内普遍开采。3）、五（丁）煤组平均厚度84m。由紫色泥岩、砂质泥岩、灰色粉砂岩、灰白色细-中粒长石石英砂岩和煤层组成。含煤3-5层，五21煤为井田内主要可采煤层；五22煤层局部可采，属较稳定煤层；丁4煤层井田内偶见可采点，属不稳定煤层。含煤段上部为细、中粒砂岩，颜色灰白-纯白，含杂色较少；泥岩和砂质泥岩中含紫色斑和暗斑；含煤段下部具紫斑和暗斑、含米黄色大鲕粒及豆粒和不规则的菱铁质结核。4）、六(丙)煤祖平均厚度93m。由灰-深灰色泥岩、砂质泥岩，灰-灰白色细-中粒砂岩和煤层组成。含煤2-5层，六2煤层部分可采。本段砂岩内含杂质比五煤组稍高，泥岩和砂质泥岩中，局部具紫斑、含菱铁质鲕粒。5、上石盒子组（P2sh）七、八、九煤组平均厚度293m，由灰绿色、浅灰色泥岩、灰绿色粉砂岩、灰色细、中粒砂岩和煤层组成。九煤组虽含煤多层，但均为薄煤层或炭质泥岩。八煤组虽也含煤多层，但只是薄煤层、煤线或炭质泥岩。1.2.4井田地质构造

图1-2综合柱状图

本井田位于主体构造李口向斜西南翼中段。基本构造为一走向N55°-75°W，向NNE倾斜的平缓单斜构造。地层倾角5°～12°，一般6°～8°，井田内26～29勘探线深部最大倾角22°。井田内构造简单，褶皱一般不发育。煤层沿走向虽有小的起伏，但大断层稀少，仅在井田中、深部发现落差在20-40m的正、逆断层四条，并伴有次一级宽缓向斜和背斜，井田内小断层较发育。1）褶皱1、郭庄背斜位于尹充村野猪岭一线，走向北60°西，向北西倾伏，东北翼倾角8°～15°，西南翼倾角6°～11°倾伏端在28勘探线东侧岳家小窑附近出露较明显，向东南沿至十矿，区内延展长度800m。26-8孔、26-6孔、和27-16孔有控制。2、牛庄向斜位于丁家村及老沟村一线。轴向与郭庄背斜大致平行。呈北西向展布。由十矿进入本井田，倾伏于老沟附近。区内延展长度600m。地表全被黄土掩盖，从26、27勘探线剖面图看，26-12孔、27-15孔、27-9孔，井下四2+3—21171采面、四2+3—21151采面、四2+3—21191采面、四3—21210采面均有控制。2）断层1、牛庄逆断层（F1）走向N35°-45°W，倾向NE，倾角40°，落差9～25m，井田内延展长度1600m，西北端消失在28勘探线西侧附近，东南端延伸至十矿井田内。该断层钻孔控制严密，26-12孔、27-9孔28-13孔均有控制。本井田五四煤三东大巷、车场、五四煤三轨道、皮带上山及十矿井田巷道内均有揭露。2、竹园逆断层（F2）走向N35°W，倾向NE，倾角40°，落差7-20m。30-14孔，五21—21150采面和五煤一下山、四煤一下山均有揭露。四煤组煤层落差比五煤组煤层大。井田内延展长度1000m。表1。1主要断层一览表编号名称及性质走向倾向倾角落差(m)延展长度(m)控制程度F1F2牛庄逆断层竹园逆断层N35-45WN35WNENE40409-2513-2015001000可靠可靠据井田内五、四煤已开采的采区揭露情况看，本井田内小断层较发育，在这些断层中，以高角度小断层的正断层为主，逆断层较少。断层密度3.2条/万m2。走向多为NE向和NW向。从小断层的分布情况看，由西向东发育程度减弱，由浅入深断层密度有减小的趋势，但断层落差有变大的趋势。从小断层的延展长度可以看出：走向断层落差越大，延展长度也较大，但条数少。斜交断层落差变动幅度较大，延展长度100～700m，一般200～300m。3）构造对煤层开采的影响1、断层对煤层的影响表现为煤层的连续性遭到破坏，在一定程度上影响采面划分和采掘生产。由于断层的影响，使原设计的巷道改变方向，穿断层增加了掘进难度，降低掘进效率。遇到落差大的断层，造成丢三角煤，甚至较大面积的煤无法开采，降低了回采率。2、井田内NW向断层具张扭性，可视为开放性断层，小断层的发育，增加了瓦斯涌出量，在生产中，随着开采深度的增加，应加强对断层附近瓦斯涌出量的监测预报工作。3.4.4岩浆活动本井田一水平未发现岩浆岩侵入，二水平五煤一采区21130和21150采面及四煤一采区21191和21210采面发现多处岩浆岩侵入，侵入形式为岩墙，侵入最宽2～3m，走向大致N45°E，现发现延伸长度240m左右。侵入时代为燕山运动期，侵入岩为基性橄榄玄武岩。由于岩浆岩的侵入破坏了煤层的连续性，对采掘有一定的影响。但对煤质影响不大。有时在岩脉附近有天然焦出现。岩浆岩在井田内侵入范围：29勘探线以西300m，以东100m，五21煤层-200～-275m水平，四煤组煤层-290～-360m水平。1.2.5井田水文地质井田内主要含水层为中、上寒武系、上石炭系太原组碳酸盐裂隙岩溶含水岩组，其次为五、四、二煤组顶板砂岩及平顶山砂岩裂隙含水层和第四系沙砾石层。近十年来由于采掘范围的不断扩大，人为疏放的增强，五、四煤层顶板砂岩含水层地下水多被疏放或局部疏干，一般以滴淋水为主，寒灰岩溶及上石炭系太原组碳酸盐裂隙岩溶含水在一矿开采五、四煤下部，对其开采影响不大，加之加强了水害预报及探放水工作，未曾发生突水事故，确保了矿井的安全生产。1.3煤层特征1.3.1可采煤层特征1、含煤性本井田含煤地层为石炭系太原组、二叠系山西组和上、下石盒子组。自上而下划分为甲、乙、六（丙）、五（丁）、四（戊）、二（己）、一（庚）等七个煤组。含煤地层总厚780米，含煤七组43层（有编号的煤层23层），其中甲、乙、丙、丁煤组无可采煤层。煤层总厚约20米。含煤系数为3.3%，可采煤层3组4层，总厚约10米，可采含煤系数为1.92%。2、煤层性质①六2（丙3）煤层位于下石盒子组六（丙）煤段中部，上距田家沟砂岩（B12）47米，煤厚0.20-1.75米，平均煤厚0.90米。煤层结构简单，局部含夹矸厚0.05-0.55米，属不稳定煤层。在26-29勘探线间大面积不可采，33-36勘探线间-350米以线为不可采区。②五21（丁5）煤层位于下石盒子组五（丁）煤段中上部、上距六（丙）3煤层84米。该煤层一水平已全部采动，二、三水平部分可采。煤厚0.1-0.55米，平均煤厚0.3米，属较稳定煤层。在29勘探线-500米以深、30-32勘探线-400米以深出现大面积不可采区，二水平中部及35勘探线-300米左右各有一不可采区。煤层结构简单，偶见一层夹矸0.1-0.55米厚。③五22（丁6）煤层为本井田主要可采煤层之一，位于下石河子组五（丁）煤段中部，上距五21（丁5）煤层十米左右，沉积稳定，发育良好。该煤层一水平已全部采完，二、三水平煤厚0.2-0.75米，平均煤厚0.4米，属全区可采稳定煤层。该煤层结构简单，含夹矸0-2层，厚0.1-0.2米。④四（戊）煤组位于下石河子组四（戊）煤段中上部。本井田四（戊）组煤层最为发育，厚度大，为主要可采煤层，但结构复杂，分叉合并现象普遍，其变化情况按其范围可分为以下几种类型（夹矸厚度0.7米为分合层线）：一类：四3（戊8）、四22（戊9）、四21（戊10）均为独立煤层（四（戊11）独立分层，不可采），分布在26-30勘探线之间-250米以下、30-34勘探线间-350米以下及34-36勘探线-50米以下。四3（戊8）煤层：上距五2（丁6）煤层80米，煤厚0.25-3.81米，平均煤厚1.93米。属较稳定煤层。煤层结构简单，仅在26-29线间-300米以深含1-2层夹矸（厚0.05-0.41米）。四22（戊9）煤层：上距四3（戊8）煤层0.7-18.5米，煤厚0.35-2.88米，平均煤厚1.07米，属较稳定煤层。煤层结构简单，仅在27-29勘探线-550米以深存在一不可区。四21（戊10）煤层：上距四22（戊9）煤层0.7-16.0米，煤厚0.85-4.15米，平均煤厚2.42米，为较稳定煤层。含夹矸1-4层，常见1-2层夹矸厚0.01-0.54米。井田内全部可采。二类：四3（戊8）、四22（戊9）、四21（戊10）合层区（四（戊8-10））：在26-34勘探线，从风化带至-250米之间，煤厚3.99-8.90米，平均4.5米，含夹矸3-7层，煤层层位和厚度稳定，沉积连续性好，全部可采，变异系数17%，为稳定煤层。三类：四22（戊9）、四21（戊10）合层区（四（戊9-10））：分布在30-34勘探线-250-350米之间，煤厚1.99-7.34米，平均4.34米（含夹矸3-5层）。全部可采，变异系数40%，为较稳定煤层。1.3.2煤的特征1、煤质及其类别：2、煤的用途：3、煤的容重：4、瓦斯含量：5、煤尘及其爆炸性：6、煤的自燃性表1.2可采煤层特征表煤层号厚度（m）顶板岩性底板岩性最小～最大平均戊组3.7～4.7砂质泥岩、泥岩、粉、细砂岩砂质泥岩、泥岩、细砂岩4.21、煤质及其类别：本区煤质稳定，根据井田内各煤层挥发份、粘结指数、胶质层最大厚度，结合《中国煤炭分类国家标准（GB5752－86）》，对照中国煤炭分类简表，山西组戊组，己组煤属气煤，为中硫低灰分。其煤质分析见表1-3-2。表1.3各煤层的煤类及主要煤质指标煤层煤类原煤工业分析精煤工业分析AdVdaf(%)Qnet.ad(MJ/Kg)St.dAdVdaf(%)Qnet.ad(MJ/Kg)St.d戊组气煤17.9437.8626.330.656.8338.1530.680.522、煤的用途：根据本矿的煤质情况及当地市场的需求，本矿生产的原煤和经加工的块煤主要用于电厂、热电厂和分散客户，可主要作为电力、船舶、锅炉用煤及其他工业用煤，另外还可作为良好的炼焦用煤。3、煤的容重：经过化验分析得出戊组煤为1.4t/m3，己组煤为1.41t/m3。硬度中硬,普氏硬度为3～4。4、瓦斯含量：区内各主要可采煤层CH4平均含量为0.039～0.124cm3/g可燃质；CO2各煤层平均含量为0.346～0.503cm3/g可燃质。各主要可采煤层瓦斯自然成分以N2为主占64.91～77.24％；CO2次之，19.28～33.62％，CH4含量仅占3.38～9.11％。全矿井相对瓦斯涌出量为3.9m3/t.d，绝对瓦斯涌出量为1.2m3/min，根据2001版《煤矿安全规程》，本矿井应属低瓦斯矿井。5、煤尘及其爆炸性：根据勘探资料及临矿的生产经验，综采、炮采、炮掘、机掘最大煤尘浓度和平均浓度分别为137.8mg/m3、63.8mg/m3、16.3mg/m3、16.7mg/m3、37.4mg/m3、10.4mg/m3、35.4mg/m3、16.2mg/m3。各煤层仰制煤尘爆炸最低岩粉量均在20％以上，煤层无爆炸性。表1.4各煤层瓦斯涌出量及煤尘爆炸指数煤层名称绝对瓦斯涌出量（m3/min）相对瓦斯涌出量（m3/t·d）煤尘爆炸指数（％）戊煤0.560.8813.011、水份各煤层原煤分析基水份平均在0.79-1.4%之间。生产中煤样所测全水份含量一般在2.5-3.5%之间，生产大样则为6.5-8.5%。2、灰份(1)六2（丙3）煤层：原煤灰分产率约28.72%，属中灰煤，经洗选煤的质量明显提高，浮煤灰分产率11.66%。(2)五21（丁5）煤层：原煤灰分产率28.14%，属中灰煤，经洗选煤的质量明显提高，浮煤灰分产率10.83%。(3)五2（丁6）煤层：原煤灰分产率23.76%，属中灰煤，经洗选煤的质量明显提高，浮煤灰分产率9.7%。(4)四3（戊8）煤层：原煤灰分产率26.95%，属中灰煤，经洗选煤的灰分产率下降2-3倍，浮煤的灰分产率10.88%。(5)四22（戊9）煤层：原煤灰分产率16.96%，属低中灰煤，经洗选煤质明显提高，灰分产率9.02%。各煤层灰分总的变化特点：大体上由上而下逐渐降低，灰分的主要成分是SiO2、Al2O3、Fe2O3、CaO等。3、硫本井田除强还原环境下形成的一5（庚20）煤层，属高硫煤外，六2（丙3）煤层属中高硫煤，其余各煤层均属特低硫煤。(1)六2（丙3）煤层：原煤含硫量约2.98%，属中高硫煤，经洗选硫含量有所下降，但仍比其它煤层高。(2)五（丁）、四（戊）煤层：原煤全硫含量0.33-0.48%，属特低硫煤，经洗选全硫含量又有所下降。煤中硫成分分布的特点是：在垂向剖面中，以四（戊）煤组煤层较低，自此向上向下逐渐增高，形成一个马鞍形。各煤层全硫含量少于1.0%者，以有机硫为主，大于1.0%者，则以黄铁矿硫占多数，黄铁矿易脱硫，有机硫脱硫效果不佳。4、磷、氯、砷、氟本井田煤层含磷量大都低于0.01%，属特低磷煤，仅四21（戊10）煤在肥煤区出现低磷煤点。氯：各煤层含量均小于规定指标在（规定0.3%），实际最大0.22%。砷：各煤层含量一般都低于规定标准（8PPM），但五2（丁6）、二11（己17）、一5（庚20）煤层中的砷含量不甚稳定，有时大大超过规定。氟：以一5（庚20）煤层含量最高（最高达209.7PPM），其次为五2（丁6）、四3（戊8）、二12（己16）、二11（己17）。5、煤的工业用途评价煤的工业牌号及用途，见表2-1。6、煤质化学分析矿井范围内各煤层化学分析主要指标特征，见表2-2.1.3.3地温本井田恒温带温度为17.2°C，深度为25米。地温梯度平均值为3.02°C/百米，属地温异常区。丁6煤层一级高温区-300～-500米之间，二级高温区在-500米以下，戊10煤层一级高温区在-200～-500米区间内，二级高温区在-500米以下，己组煤层在-400米以下属二级高温区，-800米以下达50°C以上。75-13孔进行了井温的测定，成果如下：表1.5井温测定表孔深（m）6007008009001000温度（°C）25.426.7283033

2井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田边界的确定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、要充分利用自然条件划分，在可能的条件下，应尽量利用地形、地物、地质构造、水文地质以及煤层特征等自然条件，以减少煤柱损失，提高资源采出率，充分保护地面设施；2、要有与矿区开发强度相适应的井田范围，要保证井田范围与矿井生产能力相适应，有足够的储量和服务年限及合理的尺寸；3、照顾全局，处理好与临矿的关系；4、直线原则，井田的划分应尽量采用直线或折线，有利于矿井的设计和生产管理工作的开展。根据以上划分原则，以及考虑到平煤矿区煤田内地质构造强度大等原因，本井田在能满足生产开发强度的前提条件下，主要考虑了自然条件原因，将平顶山井田四周境界定为：矿井东以26勘探线为界与十矿相邻，西以36勘探线为界与天安四矿、六矿相邻，五（丁）组煤层南起老窑采空区下界（+45～+110m之间），北至-500米等高线；四（戊）组煤层南起露头北至-550米等高线；二（己）组煤层南起-240米北至-800米等高线。东西走向长5.6公里，南北倾斜宽4公里，最大面积22.4平方公里。南邻二矿，开采深度由50米至-800米标高，有效期60年。具体范围以2001年领取的证号为1000000140058的采矿许可证圈定范围为准。2.1.2井田赋存特征根据以上划分本井田走向长5.4km，井田倾向长5.6km，面积28.6km井田范围内共含有两层别为戊组己组煤层，煤层编号为22，9号煤层。1.根据平顶山井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；2.依据《煤炭资源地质勘探规范》关于化工、动力用煤的标准：计算能利用储量的煤层最低可采厚度为0.8m，原煤灰分不大于40%。计算暂不能利用储量的煤层厚度为0.7—0.8m；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。6.煤层容重：戊组煤层容重为1.4t/m3。2.2矿井工业储量2.2.1井田钻孔及勘探分布情况及勘探类型本井田地质勘探工作始于1953年9月，先后由中南地质局401勘探队、河南省地质局、中南煤炭工业管理局煤田地质125勘探队、126勘探队、河南省地质局五队、平顶山矿务局地测处勘探队、煤炭部129勘探队等七个单位，在该井田内进行了地质勘探工作，共施工钻孔142个，钻探进尺80700.6m。401队于1955年提交了《河南省宝、叶、襄郏煤田平顶山矿区地质勘探报告》，1987年一二九队提交了《河南省平顶山煤田一、四、六矿深部扩勘地质探报告》，2002年至今,矿井生产井下地质工作描述地质剖面89638m，编制完成采区地质说明书4份，掘进地质说明书213份，采面地质说明书176份，地质预报417份，水文地质观测378次。2.1.2井田赋存特征根据以上划分本井田走向长5.4km，井田倾向长5.6km。井田面积28.6km2，本井田范围内共含有两层煤，分别为戊煤己组煤层，煤层编号为22，9号煤层。1.根据平顶山井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；2.依据《煤炭资源地质勘探规范》关于化工、动力用煤的标准：计算能利用储量的煤层最低可采厚度为0.8m，原煤灰分不大于40%。计算暂不能利用储量的煤层厚度为0.7—0.8m；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。6.煤层容重：戊煤煤层容重为1.4t/m3。2.2.1井田钻孔及勘探分布情况及勘探类型表2.1矿井各煤层边界拐点坐标一览一（庚）煤段坐标点号XY坐标点号XYA01013737213.0038437535.00A01123738013.0038435156.00A01023741200.0038438765.00A01133737672.0038434934.00A01033741960.0038437440.00A01143737483.0038435150.00A0103A3742000.0038436935.00A01153737134.0038435292.00A01043742235.0038436465.00A01163737047.0038435653.00A0104A3742245.0038435935.00A01173737316.0038435772.00A01053742415.0038435480.00A01183737314.0038435895.00A01063742840.0038434060.00A01193737674.0038436076.00A01073741510.0038433650.00A01203738040.0038436020.00A01083739438.0038432990.00A01213738155.0038436100.00A01093739102.0038435412.00A01223737765.0038436555.00A01103738960.0038435377.00A01233737475.0038437059.00A01113738933.0038435451.00标高:从-140米至-800米二（己）煤段坐标点号XY坐标点号XYB01013737490.0038437620.00B01143738198.0038435152.00B01023741395.0038438825.00B01153738160.0038435201.00B0102A3741975.0038437967.00B01163737991.0038435124.00B01033742175.0038437510.00B01173737672.0038434968.00B0103A3742280.0038437010.00B01183737496.0038435177.00B01043742445.0038436538.00B01193737158.0038435316.00B01053742450.0038436000.00B01203737080.0038435637.00B0105A3742870.0038435355.00B01213737346.0038435754.00B01063743165.0038434195.00B01223737340.0038435880.00B01073741510.0038433650.00B01233737677.0038436046.00B01083739644.0038433056.00B01243738196.0038435971.00B01093739612.0038433700.00B01253738190.0038435807.00B01103739348.0038433617.00B01263738565.0038435907.00B01113739102.0038435412.00B01273738309.0038436300.00B01123738960.0038435377.00B01283738075.0038436750.00B01133738933.0038435451.00标高:从-60米至-800米四（戊）煤段坐标点号XY坐标点号XYC01013736810.0038437415.00C01113740440.0038433298.00C01023741520.0038438870.00C01123738050.0038432550.00C0102A3742063.0038438000.00C0112A3737935.0038433150.00C01033742478.0038437055.00C01133739800.0038433655.00C0103A3742655.0038436073.00C01143739710.0038434040.00C01043743000.0038435365.00C01153738535.0038433680.00C01053743325.0038434250.00C01163738550.0038433560.00C01063743165.0038434195.00C01173737935.0038433380.00C01073741510.0038433650.00C01183737300.0038434998.00C01083740962.0038433465.00C01193737297.0038435522.00C01093740968.0038433310.00C01203737050.0038436440.00C01103740442.0038433185.00标高:从130米至-650米五（丁）煤段坐标点号XY坐标点号XYD01013737170.0038437525.00D01073741510.0038433650.00D01023741600.0038437525.00D01083738455.0038432655.00D0102A3742390.0038437525.00D01093738252.0038433615.00D01033742655.0038437525.00D01103738115.0038434146.00D01043742970.0038437525.00D01113737808.0038434610.00D0104A3743185.0038437525.00D01123737785.0038435690.00D01053743650.0038437525.00D01133737480.0038436570.00D01063743165.0038437525.00标高:从150米至-600米六（丙）煤段坐标点号XY坐标点号XYE01013739037.00,38438100.00E01063743775.0038434350.00E01023741955.0038439000.00E01073743190.0038434170.00E01033742655.0038437658.00E01083740815.0038433430.00E01043743115.0038436805.00标高:从150米至-600米E01053743550.0038435285.002.2.2煤层可采厚度井田范围内含有煤层有两层煤，分别为戊煤、己组煤层，己煤层最小可采厚度为1.3m。戊煤煤层最小可采厚度为3.7m，最大可采厚度为4.7m。平均可采厚度为4.2m2.3矿井地质储量矿井主采煤层为戊煤煤层，采用地质块段法。煤层工业储量计算根据地质勘探情况，将矿体划分为A、B、C三个块段，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。块段划分如图2.2。图2-3-1井田划分储量块由图计算各块段面积分别为：Sa=18Mm2；Sb=5.1Mm2；Sc=4.5Mm2；按下式计算：Zi=Si×Mi×ri （2.2）式中：Zi——各块段储量，万t。Si——各块段的面积，m2。Mi——各块段内煤层的厚度，m。Ri——各块段内煤的容重，均为1.4t/m3。A块段储量：Za=18×4.2×1.40/cos5=10624（万t）B块段储量：Zb=5.1×4.2×1.40/cos6=3015（万t）C块段储量：Zc=4.5×4.2×1.40/cos16=2752（万t）则戊煤煤层工业储量：Zg1=Za+Zb+Zc=10624.2+3015.9+2752.3=16392.4（万t）2.3.1计算可采储量时，必须要考虑以下储量损失1、工业广场保安煤柱；2、井田境界煤柱损失；3、采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失；4、建筑物、河流、铁路等压煤损失；5、其它各种损失。2.3.2各种煤柱损失计算1.工业场地、井筒留设保护煤柱，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、村庄煤柱。岩层移动角为70°，表土层移动角为45°；3.维护带宽度：风井场地20m，村庄10m，其他15m；4.断层煤柱宽度30m，井田境界煤柱宽度为20m；5.工业场地占地面积，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2.2表2.2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1.0120-1801.245-901.59-301.82.3.3矿井永久保护煤柱损失量1.井田边界保护煤柱井田边界保护煤柱留设50m宽，则井田边界保护煤柱损失量为681.4万t。2.断层保护煤柱断层煤柱留设40m宽，则断层保护煤柱损失量为：112.2万t。3.工业广场保护煤柱因为本矿井采用井田边界斜井开拓，因此工业广场在井田边界，所以在井田范围内不留工业广场煤柱。4.大巷保护煤柱由本井田采用斜井方案三开拓，利用斜井布置工作面，在开采后期北部三角煤阶段布置带区开采，布置大巷留煤柱60m，大巷的保护煤柱为95万吨。5.井筒保护煤柱主、副井井筒保护煤柱根据采动影响关系，需要留大煤柱，风井井筒保护煤柱在煤层中留400m，故井筒保护煤柱损失量为334.3。各种保护煤柱损失量见表2.3表2.3保护煤柱损失量煤柱类型储量（万t）井田边界保护煤柱681.4断层保护煤柱112.2大巷保护煤柱95井筒保护煤柱334.3合计1222.6工业工场煤柱设计图2-312.3.4矿井可采储量计算工业工场煤柱设计图2-31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：Zk=（Zg-P）×C（2.5）式中：Zk——矿井可采储量，万t；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，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；地方小煤矿不小于0.7。则，矿井设计可采储量：Zk=（16392.4-1222.6）×0.75=11376.3（万t）Z111b——探明的资源量中的经济的基础储量；Z122b——控制的资源量中的经济的基础储量；Z2M11——探明的资源量中的边际经济的基础储量；Z222——控制的资源量中的边际经济的基础储量；Z333——推断的资源量。

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》相关规定，确定矿井设计年工作日为330天，由于本矿井采用了联合集中布置，且煤层埋深较大，因此大部分巷道布置在岩石中，为了减少提升人员时间，增加副井的提矸时间；以及采区走向较长导致个人上下班时间较长，生产设备先进，工人劳动强度低等因素，设计认为采用“三八”工作制，其中二班半采煤，半班准备，每班工作8小时最为合理。矿井每昼夜净提升时间为14小时3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井设计生产能力的确定本矿井的生产能力主要考虑了以下几点：1、生产强度与地质条件的符合，本矿井地质构造简单，储量丰富，煤层赋存稳定，煤层属于中厚煤层，煤层倾角较小；2、矿井生产能力与工业储量符合《煤炭工业设计规范》要求；3、当地煤炭市场需求情况，目前煤炭市场供不应求，本矿井的煤质属于市场紧缺煤种。平顶上井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，断层褶曲少，倾角小，厚度变化不大，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，媒质为优质无烟煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井。鉴于以上因素确定本矿井的年设计生产能力为150万t/a。3.2.2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。3.2.3各水平的服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为：ZZk（3-1）式中：T——矿井服务年限，a；ZK——矿井可采储量，11376.3t；A——设计生产能力，1.5Mt/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：符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。3.2.4井型校核按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：1.煤层开采能力井田内戊煤煤层平均4.2m，为特厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个大采高工作面保产。2.辅助生产环节的能力校核矿井设计为特大型矿井，开拓方式为双斜井两水平开拓，主斜井采用胶带输送机运煤，副斜井采用无轨胶轮车辅助运输，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顺槽胶带输送机到大巷胶带输送机运到区段溜煤眼进入斜井运输，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。副井运输采用无轨胶轮车提运输、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷运输采用辅助无轨胶轮车运输，运输能力大，调度方便灵活。3.通风安全条件的校核矿井煤尘无爆炸危险性，瓦斯涌出量不大，属低瓦斯矿井，无须采取预抽瓦斯措施。矿井采用中央分列式通风，设一条回风大巷，南区布置一个进风井，可以满足通风需要。4.矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足《煤炭工业矿井设计规范》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（a）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

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。平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，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；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。本矿井煤层倾角小，平均4.8°，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双斜井。2.井筒位置的确定井筒位置的确定原则：有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；井田两翼储量基本平衡；井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁；工业广场宜少占耕地，少压煤；距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。由于井田南部边界距侯月铁路很近，故为便于地面运输及工业广场布置，主井井筒位置布置方案也可以选择在井田南部边界附近。经后面方案比较确定主、副井筒位置在井田南部，可以布置在井田范围之外，减少工业广场煤柱损失。表4.1井筒坐标坐标XY主井83.864552.6587副井83.904152.7900南风井87.163458.21314.1.2工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田南翼中部。工业场地的形状和面积：根据表2.1工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为16公顷，形状为矩形，长边垂直于井田走向，长为400m,宽为400m。4.1.3开采水平的确定及采区划分井田主采煤层为戊煤煤层,戊煤煤层倾角平缓，为4°～16°，一般5°，为近水平煤层，故设计为两水平开采。水平标高-230m，二水平标高为-350m采区式开采。戊煤煤层生产能力为1.50Mt/a：可采储量为160Mt，服务年限为58a。根据本井田条件及矿井设计规范有关规定，本矿井可初步划分为2个水平即3～4个区段；阶段内宜采用采区布置方式，每个阶段划分为1～2个采区。4.1.4主要开拓巷道戊煤煤层平均厚度为4.2m，赋存稳定，底板起伏不大，为近水平煤层，煤层厚度变化不大，且煤质硬度大。故矿井开拓斜井布置在煤层底板中，留大煤柱护斜井，斜井间距50m。由于矿井瓦斯涌出量不大，为满足回风需要，布置一条回风斜井即可满足矿井通风需求。由主斜井担负运煤任务，副井提升物料设备乘人任务，为便于布置采区，斜井布置在煤层底板下30m，与煤层倾角相同，同时采区巷道布置溜煤眼，由主斜井运至地面，，回风斜井布置在煤层底板当中。主副斜井布置在井田南部，中间布置联络巷，主副斜井倾角为5°。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（立井位于井田中央，兼进风井）主、副井井筒均为立井，布置于井田中央，设置两个水平，第二个水平后期延深。由于辅助运输采用无轨胶轮车，爬坡能力强。大巷布置在岩层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷，如图4.1。方案二：主斜副立水平开拓（立井位于井田中央，兼进风井）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。大巷布置在岩层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷，如图4.2。方案三：斜井两水平开拓（井筒位于井田中央边界，在二水水平车场开凿进风立井）主、副井井筒均为斜井开拓，布置于井田中央，主副斜井布置在煤层底板下30m与煤层倾角基本相同，沿底板掘进，如图4.3。方案四：斜井两水平开拓（井筒位于井田边界，穿煤层顶板）主、副井井筒均为斜井开拓，布置于井南西部边界，主副斜井倾角大于煤层倾角，斜井在煤层上方穿顶板掘进，局部半煤岩及岩巷，如图4.4。本矿井提出四个方案均采用两水平开拓，其中二水平开拓布置均采用暗斜井延深，因此不参与方案比较。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，进风井和井筒位置不同，及部分基建、生产费用不同。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，可满足特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。井田内戊煤煤层厚度大、倾角小、赋存稳定，涌水量小，立井的优点不突出，而斜井的提升能力大的特点很适合150Mt的特大型矿井的需要。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（见表4.1），在方案一、二中选择方案二：主斜副立两水平开拓。方案三、四主要区别在井筒的倾角长度与位置的不同，方案三井筒位于井田中央的储量中心，井筒倾角与煤层倾角相同，可以在开掘井筒的同时布置工作面投资省，建井快，有利于早出煤，早见效，并且初期生产系统简单，生产成本低。方案四井筒位于井田南部边界附近，方案四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；，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、四中选择方案三：斜井两水平开拓（井筒位于井田边界，沿煤层底板布置）。方案一立井两水平开拓方案二主斜副立两水平开拓方案三双斜井两水平开拓（边界）方案四主副斜井两水平开拓（井田中央）3．经济比较第一、二、三，四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4.2、表4.3、表4.4、表4.5和表4.6。表4.2各方案粗略估算费用表(单位：万元)项目方案一立井两水平开拓方案二主斜副立两水平开拓基建费用/万元主井开凿387.6×1.22834476.1主斜井开凿1650×0.255420.75副井开凿387.6×1.56747607.6副立井开凿387.6×1.56747607.6井底车场1200×0.14819×1.05186.72井底车场1100×0.14819×1.05171.16小计1270.376小计1199.5生产费用/万元立井提升1.2×18290×0.387×0.927826.7斜井提升1.2×18290×1.65×0.227967.4排水120×24×365×61×0.178×10-41141.4排水120×24×365×61×0.178×10-41141.4小计8968.1小计9108.74合计费用/万元10238.47费用/万元10308.2百分率101.1%百分率101.8%方案三斜井两水平开拓（井田边界）方案四斜井两水平开拓（井田中央）基建费用/万元主斜井开凿1650×0.255420.75主斜井开凿948×0.395374.2副斜井开凿1650×0.255420.75副斜井开凿817×0.394322.5井底车场1000×0.14819×1.05155.60井底车场1000×0.14819×1.05155.60小计997.1小计852.2生产费用/万元斜井提升1.2×18290×1.65×0.227967.4斜井提升1.2×18290×0.948×0.228322.913排水120×24×365×61×0.178×10-4×1.04351154.22排水120×24×365×61×0.18×1154.22小计9121.56小计9477.13合计费用/万元10118.66费用/万元10329.3百分率100%百分率102.8%表4.3建井工程量(单位：m)项目方案二主斜副立两水平开拓方案三斜井两水平开拓初期副井井筒387.61650井底车场12001000表4.4生产经营工程量项目方案二主斜副立单水平开拓项目方案三斜井两水平开拓运输提升万t.km工程量运输提升万t.km工程量顺槽运输1.2×685.4×1240=6119.1顺槽运输1.2×685.4×1240=6119.1煤层上山1.2×529.4×0.335×81=17238.32煤层上山01.2×529.4×0.335×77=16387.050斜井提升1.2×685.4×6×0.8=3947.7斜井提升1.2×685.4×6×0.8=3947.7斜井维护1.2×2×1746×4×42×10-4=82.97斜井维护1.2×2×1746×4×42×10-4=82.97排水120×24×365×61×10-4=6412.32排水120×24×365×53.6×10-4=6412.324.5基建费用表(单位：万元)方案方案二主斜副立两水平开拓方案三斜井两水平开拓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16502330.3384.501052.12330.3384.5副井井筒387.611004.6426.5416502714.3447.9井底车场12002122.6254.71210002122.6212.26小计1065.751044.62后期运输上山16501521250.97000合计1106.721044.62表4.6生产经营费(单位:万元)项目方案二主斜副立两水平开拓方案三斜井两水平开拓工程量万t/km单价元/t·km费用万元工程量万t/km单价元/t·km费用万元运输提升顺槽运输6119.10.088538.56119.10.088538.5斜井维护82.9720165816387.050.088×1.041499.74斜井提升3947.740.22868.503947.740.22868.50合计10881.510723.24上山维护费82.974033160200排水费6412.320.125801.546412.320.125×1.0435837.61合计11998.0411560.85表4.7费用汇总表方方案项目方案二主斜副立两水平开拓方案三斜井两水平开拓费用（万元）百分率（%）费用（万元）百分率（%）初期建井费1030.82101.8%1011.87100%基建工程费1106.72105.9%1044.62100%生产经营费11998.0103.7%11560.85100%总费用23412.95100.3%22724.13100%在上述经济比较中需要说明以下几点：1.两方案斜井布置数目相同，井筒形式不同而辅助运输、运输斜井均布置在煤层底板下方岩石中，回风斜井均布置在煤层中；2.井筒大巷的辅助运输费用均按占运输费用的20%进行估算；3.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；由对比结果可知，方案二与方案三均采用两水平开拓，后期布置相同前期井筒形式与位置不同，后期均采用相同的布置方式开采深部煤炭资源。而采用双斜井开拓可以少以最快的速度开采煤炭资源，所以经济效益好回收资金快，符合现代化矿井建设要求，所以确定方案三采用斜井开拓。4.1.6开拓布置由于本矿前期开采埋深较浅，且为了减少大巷护巷煤柱损失减少维护费用，大巷采用集中岩石大巷，即布置在距离戊煤底板30米左右的细砂岩中。第一水平布置-230水平，为了节省开拓工程量，设置首采工作面为第一采区，由主副斜井开拓一定距离即掘进首采工作面，尽快是矿井达产，利用区段运输平巷在主斜井布置区段溜煤眼，直接运送至主井胶带输送机运输，第二水平采用上下山布置，上山于第一水平的下山对应布置，利用一水平的回风斜井回风，同时为了减少掘进工程量，二水平的上下山均靠近布置，共用采区煤仓，开采下山时利用煤层运输下山回风。4.2矿井基本井筒巷道4.2.1井筒矿井共有四个井筒，分别为主斜井、副斜井、进风立井、回风井。1.主斜井位于矿井工业场地，担负全矿井150万t/a的煤炭运输兼进风。井筒内装备B=1400mm胶带输送机；设有一趟消防洒水管路和一趟压风管路，靠近机尾段铺设检修轨道。井筒断面为半圆拱形，净断面面积为17.5m2,倾角5°，表土层段掘进断面面积为21.7m2,基岩掘进断面面积为19.1m2,井筒断面布置如图4.5、图4.6。2.副斜井位于矿井工业场地，担负全矿的材料和设备提升。副斜井内采用无轨胶轮车运输。井筒内设有两趟排水管路，并敷设动力电缆。井筒断面形状为半圆拱形，倾角5°，净断面面积为17.8m2,表土层掘进断面面积为23.9m2,基岩掘进断面面积为19.9m2,井筒断面布置如图4.7、图4.8。3．进风立井进风立井位于矿井工业场地，井筒净直径7m，担负矿井部分进风风量，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，煤炭由主斜井胶带输送机运至地面；物料经副斜井运至井底车场，经过井底车场，由无轨胶轮车运到采区工作面；少量矸石由铲斗车直接铲装到运输车上，再由胶轮车运出地面。因为采用无轨胶轮车运输，在第一水平车场尽布置胶轮车调车硐室巷道，不敷设轨道运输空重车线。1.井底车场的形式和布置方式根据矿井开拓方式，主斜井、副斜井和大巷的相对位置关系，确定为折返式井底车场，副斜井、井底车场铺轨以无轨胶轮车辅助运输，大巷辅助运输为无轨胶轮车，在井底车场的大巷内布设胶轮车调车及装卸硐室，以满足矿用材料的在无轨胶轮车之间的调换，井底车场布如图4-11。2.在第二水平开采空重车线长度由于在煤矿采深加大，煤层倾角变化，胶轮车不适应大倾角，因此在车场内布置换装站，以满足井下设备材料人员的运输能力，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1.5t固定箱式矿车，型号为MG1.7-9B,外形尺寸（长×宽×高）2400×1150×1150（mm），故取调车线长度为70m。换装站硐室用于材料、设备的换装，长度为80m，可同时对两套胶轮平板车进行换装，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.调车方式第二水平