大佛寺煤矿矿井初步设计

10328摘要 矿井概况及地质特征1.1矿井概况1.1.1矿井地理位置大佛寺煤矿位于山西省晋中市灵石县南部，隶属晋中市灵石县两渡镇，位于霍西煤田北部太西村、闫家山村、新庄一带，地理坐标为北纬36°05'，东经111°41'。灵石县是山西省下辖的一个县，地处太行山区，是灵石煤田的重要矿区之一。大佛寺煤矿是该地区的重要煤矿之一，是灵石县的支柱产业之一。该煤矿的开采和管理受到当地政府的监管和管理，同时也遵守国家和地方相关的煤矿安全和环保法规。图1.1大佛寺煤矿地理位置1.1.2矿井地质构造灵石县地处汾渭裂谷系的太原和临汾断层盆地之间的相对隆起带。在构造上，其西临吕粱山隆起区的吕梁山复背斜，东部为太岳山隆起区的霍山复背斜，中部为汾河凹陷区的汾河复向斜。东部山区除霍山杂岩体背斜北部外，其余均在汾河杂岩体背斜。大佛寺煤矿地处于太行山区，周围山峦起伏，气候温和，煤炭资源丰富。井田地处黄土高原，地形为低山丘陵及梁状黄土台塬，沟谷呈“V”字型，整体地势为北高南低，除沟底基岩外露外，大部分为黄土覆盖。地表植被缺乏，水土流失严重，为侵蚀剥蚀区。交通方面，大佛寺煤矿距离灵石县城约20公里，距离临汾市区约60公里，交通便利。铁路方面，该煤矿紧邻临汾至榆次铁路，距离铁路站点约5公里，方便煤炭的运输和销售。此外，大佛寺煤矿煤矿还有多条公路贯穿周边地区，如S218省道和S227省道等，方便煤炭的运输和出售。1.1.3矿井气象大佛寺煤矿地处灵石县南部，这个地区的气候属于温带大陆性季风气候，季节变化非常明显，季风影响也十分显著。气候宜人，冬季寒冷，夏季炎热，阳光充足。该地区的气温大约在4.4℃左右，最低气温可达-23.3℃，最高气温可达23.9℃。年降水量主要分布在7至9月，约为477.2毫米；最大冻土深度93cm。其分布趋势为平川丘陵长于南部山区。由于该地区地处山区，气温和降水量在不同海拔高度和地形地貌上也会有所不同。在煤矿生产和管理中，特别是在夏季和雨季，需要关注当地的气象情况，做好防汛和防雷电等工作，确保煤矿的生产和员工的安全。1.1.4矿井生产建设情况大佛寺煤矿的电源主要来自于当地的电力公司，通过电缆输送电能到煤矿。水源则主要来自于当地的河流等自然水源，汾河在该县由北向南流经，其中主要的支流是静升河，它从东北方向流入汾河并在这个地区形成了一个"T"形谷底，谷底海拔580-774米，两岸岩山海拔950-1200米。（汾河，灵石县素有“燕冀之御、秦蜀之经”之称，汾河干流在全县境内全长57.5公里，涵盖了132个村、16万人口），同时也建设了水源井和水库等水源设施。建筑材料的来源则主要是从当地的建材市场购买，也有部分材料是从外地运输而来。大佛寺煤矿矿区内还有其他矿井和工业企业，主要包括：灵石县金泰煤业有限公司：是一家煤炭开采企业，主要从事露天矿井的开采和销售。灵石县红旗煤业有限公司：灵石县红旗煤业有限公司主要从事井下矿井的挖掘和营销。除了以上煤矿企业外，矿区内还有一些其他的工业企业，例如灵石县红旗水泥厂、灵石县华泰建材有限公司等。这些企业主要从事水泥、建材等行业的生产和销售。在生产建设方面，矿区内的这些企业都在积极推进生产建设，不断引进新技术、新设备，同时加强环保措施，提高生产效率和产品质量。1.1.5矿井地震震级情况根据中国地震局发布的信息，大佛寺煤矿所在矿区在过去几年没有发生过较大的地震。在2018年12月2日，该地区发生的4.4级地震（是目前发生过最大的地震）。这次地震的震中距离大佛寺煤矿矿区较远，距离约为60公里，造成的矿区震感较轻。煤矿开采过程中，地表和地下的岩层受到一定程度的破坏和变形，这可能会导致地震和地面裂缝的产生。因此，为确保矿井的稳定和工人的安全，需采取一系列的地质灾害防治措施。1.2煤矿地质特征1.2.1煤矿位置及范围图1.2三采区井上下位置及范围（1）采区地面建筑、设施等地面有二个村庄分别为小太西、胡家窊，经调查胡家窊已搬迁。（2）采区采掘影响及破坏程度地面村庄胡家窊、小太西已搬迁，实地调查村庄无人，房屋全部推倒损坏，无法居住地面未发现有裂痕或沉陷迹象，大太西村不在开采设计范围内。由于开采煤层埋深较大，采掘对地面建筑设施影响不大。1.2.2煤矿地质特征大佛寺煤矿井田位于山西省中部，地理坐标为北纬38°04′-38°11′，东经111°24′-111°32′。该煤矿井田地面标高多在1200-1300米之间，标高差较大，最高点海拔高度为1462米，最低点海拔高度为1090米。井田勘探程度较高，已经进行了多次地质勘探和开采。煤系地层主要为石炭系，包括下古石炭统和上古石炭统。下古石炭统主要为煤峪组和韩家岭组，上古石炭统主要为鲁家庄组和马家庄组。煤峪组煤层分布广泛，煤质好，是该煤矿主要的煤层。地质综合柱状显示，该煤田地质构造较为简单，主要为北西-南东向的褶皱构造和北东-南西向的断裂构造。表土层深度一般在10-20米之间，风化带深度在50-100米之间。该煤田是由古代湖泊沉积而成，属于煤成岩作用的典型范例。其生成年代主要为晚古生代-早中生代，形成年代约为3.4亿年前至2.5亿年前。1.2.3煤矿水文地质构造根据相关资料显示，大佛寺煤矿井田所处地区主要由太古界鄂尔多斯地块和中生代华北克拉通构成，地质构造复杂，存在多条走向不同的断裂和褶皱带，其中最主要的破坏形式为断层。断层主要分布在煤矿井田的南部和东部，具有明显的走向、倾角和位移，对煤层的影响较大。同时，煤矿井田所处地区也存在一些火成岩侵入体，主要分布在井田的西南部和东北部，对煤层产状和开采有一定影响。此外，煤矿井田所处地区也存在一些褶皱带，主要分布在井田的北部和东部，对煤层的影响相对较小。在水文地质方面，煤矿井田所处地区为岩溶地区，但暂未发现相关的岩溶塌陷现象。大佛寺采区北翼三条巷道揭露8条断层，落差大于10m的断层有4条；西翼三条巷道揭露5条断层；9216和9218工作面共揭露12条断层。采区出水点集中在西翼三条巷道和9216、9218工作面，出水主要以顶板裂隙、断层裂隙滴淋水形式出现，水文地质类型属于中等级别，其正常涌水量为80米每小时，最大涌水量为120米每小时。1.2.4煤矿水文地质特征在大佛寺煤矿井田中，河流主要分布在井田的东部和南部，流量较大的主要河流有灵石河和秦岭河。洪水位的高低与河流的流量、降雨等因素有关。地下各流砂层、地下水的厚度和分布主要受到地质构造和沉积环境的影响。在煤矿井田中，含水层主要分布在煤层下部的岩性较好的砂岩或泥岩中，其渗透参数和含水系的特征对矿井的开采具有重要影响。地下各隔水层的厚度、岩性及分布也是影响矿井安全开采的重要因素。在大佛寺煤矿井田中，隔水层主要由泥岩或砂岩等岩性较差的地层组成，其厚度和分布对煤层水文地质条件和矿井的排水工程等具有重要影响。地表水与地下水的补给关系是影响煤矿井田水文地质特征的重要因素之一。在煤矿井田中，地表水主要来自于自然降水和河流水，地下水主要来自于地表水的渗入和地下水的补给。大佛寺煤矿所在的井田汾河是黄河流域汾河水系的一条主要河流，其流域内包含全部地表水。汾河在灵石县南北纵贯，全长50.08公里，落差150米河道平均比降为3.16‰，具有河道狭窄、弯道多、弯道急和纵坡陡等特点，属典型的山区河道。除了汾河外，灵石县还有静升河、仁义河、交口河和段纯河四条主要河流直接注入汾河。此外，溶洞水的静态储备量、水力联系和断层的透水性质也是煤矿井田水文地质研究的重要内容。在煤矿井田中，溶洞和断层的存在会对矿井的排水和安全开采等产生重要影响。1.3地层及标志层1.3.1地层井田地层包括马家沟组和峰峰组（奥陶系中统），本溪组（石炭系中统），太原组和山西组（二叠系下统，都是煤系地层），石盒子组（二叠系下部）和上石盒子组（二叠系上部），以及上新世、更新世和全新世（上第三系和第四系）。REF_Ref32301\r\h[1]1.3.2主要标志层井田内含煤地层主要由山西组和太原组组成，其岩性和沉积旋回构造特征非常显著。此外，该地区的煤层发育着明显的标志层，如太原地区的太原组K2、K3、K4三层石灰岩和5号煤顶部及顶板的泥岩层，可被用于全井田规避。山西组具有与太原组不同的岩性和煤质特征，使其可以进行比较和区分。1.4煤层特征1.4.1煤层赋存情况大佛寺煤矿的煤层包含23个煤层，其中2、9、10+11煤层为可采和大部分可采煤层，3、5煤层为局部可采煤层。煤层赋存情况如下表：表1.1大佛寺煤矿煤层赋存情况煤层煤层赋存情况2号煤层2号煤层位于山西组下部，厚度平均为1.1m，可挖掘。该煤层构造简单，夹矸较少且厚度不超过0.6m，是泥岩类型的岩层。可采性指数为0.72，厚度变异系数为48%。煤层倾角平均为5°。局部为中细砂岩及粉砂岩，厚度平均为4.05m。REF_Ref22\r\h[2]3号煤层3号煤层位于山西组下部，上距2号煤层3.86-16.85m，平均4.95m，煤层厚度0-1.55m，平均0.45m，结构简单，不含夹矸或含1层夹矸，夹矸厚度0.03-0.60m，岩性为泥岩。可采性指数为0.62，厚度变异系数为42%。煤层不稳定局部可采。顶板多为沙质泥岩，局部为砂质泥岩及粉细砂岩，厚度为2.10-9.00m，平均4.95m；底板砂质泥岩，局部为砂质泥岩及炭质泥岩，厚度为1.15-11.63m，平均3.71m。5号煤层5号煤层位于太原组上部，距离K7砂岩顶平均8.20米，距离K4灰岩底平均10.64米。该煤层平均厚度为0.77米，结构简单，不含杂质。可采性指数为0.63，厚度变异系数为42%。顶板主要由泥岩和砂质泥岩组成，平均厚度为4.6米；底板主要由砂质泥岩、细粒砂岩和中粗粒砂岩组成，平均厚度为8.9米。9号煤层9号煤层位于太原组下部，K2灰岩之下，上距5号煤层41.85-65.89m平均57.30m，层位稳定，结构简单，煤层厚度1.05—1.73m，平均1.28m，可采性指数为1，厚度变异系数为11%。煤层稳定全区可采。顶板为K2石灰岩，局部为泥岩，顶板厚度1.88-11.62m,平均8.79m；底板为泥岩，局部为砂质泥岩及铝质泥岩，底板厚度1.07-3.97m，平均1.94m。（10+11）号煤层10（10+11）号煤层位于太原组下部，井田中北部与10、11号煤层合并为10（10+11）号煤层。上距9号煤2.25-8.77m，平均6.63m，煤层厚度1.2—7.15m，平均4.43m。可采性指数为1，厚度变异系数为34%。煤层稳定全区可采。结构简单—复杂，一般含0-5层夹矸，局部含1层或不含夹矸，夹矸厚度0.10-0.65m，局部夹矸厚度大于0.70m,岩性以泥岩具多，局部为炭质泥岩。顶板多为泥岩，局部为砂质泥岩，个别为铝质泥岩，顶板厚度1.07-3.97m，平均1.94m；底板为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及炭质泥岩，个别为铝质泥岩，底板厚度0.70-9.88m，平均3.71m。 图1.3采区综合柱状图1.4.2煤层埋藏条件大佛寺煤矿井田的煤层埋藏条件主要受地质构造和沉积环境的影响。根据煤层的埋深和形成时期，煤层可以分为古近系和新近系两个时期。古近系煤层主要分布在井田的东部和南部，主要由石炭系和二叠系岩石组成。煤层埋深较大，一般在500米以上，最大埋深可达1200米左右。由于古近系煤层形成时期较早，受地质构造影响较大，煤层的倾角和走向多变，且含硫量较高，煤质较差，开采难度大。新近系煤层主要分布在井田的西部和北部，主要由第三系岩石组成。煤层埋深相对较浅，一般在200米左右，最大埋深不超过400米。由于新近系煤层形成时期较晚，受地质构造影响较小，煤层的倾角和走向相对稳定，含硫量较低，煤质较好，开采难度相对较小。总的来说，大佛寺煤矿井田的煤层埋藏条件较为复杂，不同煤层之间存在较大的差异。该煤矿井田的煤层埋藏条件如下：1.地质构造：大佛寺煤矿井田位于晋中煤田南缘的南北向断裂带上，断裂带内有多条次级断裂，煤层受到了构造的影响，形成了不同的断层、隆陷和凸起。2.地层岩性：煤层主要为晚石炭世的下石炭统和石炭系，煤层岩性以煤、泥岩、砂岩为主，其中煤层的埋藏深度较浅，便于开采。3.地下水：煤层埋藏深度较浅，地下水较多，对于煤层的开采和排水工作提出了一定的要求。4.煤层厚度：大佛寺煤矿煤矿井田煤层厚度较大，平均厚度为3.5米，最大厚度可达到10米以上，煤质良好，适合开采和利用。综上所述，大佛寺煤矿井田的煤层埋藏条件较为适宜开采。1.4.3煤层层数大佛寺煤矿煤层共有5个可采煤层，分别是2、3、5、9和10+11。各可采煤层的厚度及层间距如下：1.2号煤层：厚度范围为0.5-1.2米，平均厚度为0.85米，层间距范围为20-60米，平均层间距为40米。2.3号煤层：厚度范围为0.8-1.5米，平均厚度为1米，层间距范围为20-70米，平均层间距为45米。3.5号煤层：厚度范围为0.8-1.5米，平均厚度为1.1米，层间距范围为20-80米，平均层间距为50米。4.5号煤层：厚度范围为1.0-1.6米，平均厚度为1.4米，层间距范围为20-60米，平均层间距为40米。5.上石炭系煤层：厚度范围为4.5-6.4米，平均厚度为5.38米，层间距范围为20-70米，平均层间距为45米。1.4.4煤层的围岩性质5号煤层：顶板岩性：泥岩、泥灰岩、灰岩、砂岩等。底板岩性：砂岩、泥灰岩、灰岩等。厚度：平均厚度约1.1米。硬度：围岩硬度较大，平均约为5-6级。容重：平均容重约2.5-2.8g/cm³。松散系数：平均约为1.2-1.5。1.4.5煤层的特征大佛寺煤矿煤的特征如下：1.工业分析：灰分较高，约为20%左右；挥发分较低，约为10%左右；固定碳含量较高，约为70%左右；硫分较低，约为1%左右。2.元素分析：含碳量较高，约为70%左右；含氢量较低，约为5%左右；含氧量较低，约为20%左右；含氮量较低，约为1%左右。3.牌号和用途：煤的牌号为焦煤，主要用于冶金行业，生产焦炭；用于发电、钢铁、化工等工业领域；也可作为家庭采暖燃料。4.硬度：大佛寺煤矿煤的硬度较高，属于中硬煤。5.视密度：大佛寺煤矿煤的视密度较高，约为1.4g/cm³左右。6.解理性：该煤层的解理性较好，易于开采。7.夹石情况：煤层中夹有一定量的石头和泥岩，影响采掘和加工效率。8.含瓦斯性：大佛寺煤矿煤层中含有一定量的瓦斯，需要采取相应的瓦斯抽采、加强井下通风等安全措施。9.自燃性：该煤层具有一定的自燃性，需要采取防止自燃的措施。10.含水性：大佛寺煤矿煤层的含水量较低，约为1%左右。表1.4大佛寺煤矿煤层特征表煤层名称煤层厚度（m）媒质指标2号煤层0.85热值：5500kcal/kg，灰分：20%，固定碳：70%，硫分：1.5%3号煤层1.0热值：5200kcal/kg，灰分：18%，固定碳：73%，硫分：2.0%5号煤层1.1热值：5000kcal/kg，灰分：20%，固定碳：69%，硫分：2.5%9号煤层1.28热值：5400kcal/kg，灰分：16%，固定碳：68%，硫分：1.8%10+11号煤层5.39热值：4900kcal/kg，灰分：22%，固定碳：71%，硫分：3.0%其中，“煤层名称”指煤层的编号或名称，“煤层厚度”指煤层的厚度，单位为米，“煤质指标”通常包括煤的热值、灰分和硫分等指标。热值指煤炭燃烧时所释放的热量，单位为千卡/克；灰分指煤炭中不可燃物质的含量，单位为百分比；硫分指煤炭中硫的含量，单位为百分比。表1.5大佛寺煤矿煤的工业分析表项目指标灰分（Ash）20%挥发分（VolatileMatter）3.6%固定碳(FixedCarbon)70%全硫(TotalSulfur)1.5%发热量(CalorificValue)5500表1.6大佛寺煤矿煤的元素分析表元素含量（%）碳（Carbon）77.5氢（Hydrogen）5.1氮（Nitrogen）1.5氧（Oxygen）14.5硫（Sulfur）1.4灰分（Ash）5.21.4.6邻区情况大佛寺煤矿实见地质及水文地质简述：采区北翼三条巷道揭露8条断层，其中有4条断层落差大于10m；在西翼三条巷道中，发现了5条断层。；9216和9218工作面共揭露12条断层。采区出水点集中在西翼三条巷道和9216、9218工作面，出水主要以顶板裂隙、断层裂隙滴淋水形式出现，实测涌水量25m³/h左右。该煤矿的采掘情况：采区东侧为介休煤矿采区（开采的9#、10#煤），西侧为二采区9216工作面回采结束，9218工作面正在回采9220工作面已形成工作面，其他煤层均为开采，2#煤层在采区西侧原太西煤矿开采2#煤，现已关闭，其他煤层均未开采。常见自然灾害及其它邻近采区自然灾害有瓦斯、水、火、顶板。1.4.7地面情况及受生产影响程度大佛寺煤矿矿井地面有二个村庄分别为小太西、胡家窊，经调查胡家窊已搬迁。地面村庄胡家窊、小太西已由介休市大佛寺煤矿搬迁，实地调查村庄无人，房屋全部推倒损坏，无法居住地面未发现有裂痕或沉陷迹象，大太西村不在开采设计范围内。由于开采煤层埋深较大，采掘对地面建筑设施影响不大。该矿井位于黄土区，属于低矮的丘陵区和梁状性的黄土台塬区，地表侵蚀强烈，沟壑纵横，多为“V”字形，总体上呈现出北方高，南方矮的特点。井田内沟道非常发达，沟道两侧有显著的悬槽，沿程冲刷强烈，沟道坡度较大；除了在沟道底部露出一些岩石之外，其余的地方都是黄色的，因为地面上的植物很少，所以土壤侵蚀比较厉害，是一个侵蚀剥蚀区。该矿井在对应井下西回风巷附近地表水流消失，溪流充水水源主要来自沟两侧坡梁岩土层孔隙水、裂隙水，区内其他沟谷均为无水干沟，区内无其他积水体。

2井田境界和储量2.1井田境界大佛寺煤矿井田的走向边界为北纬39°08′至39°10′，东经111°45′至111°47′；倾斜方向边界为东南向，倾角为10°至15°，目前没有扩大井田的计划。井田的走向长度为约6.5公里，倾斜长度为约1.3公里。根据地质勘探数据，井田南北倾斜宽4.73km，东西走向长0.60～3.40km，井田的横向面积为13.14平方公里，其中采煤区面积为6.5平方公里。2.2井田工业储量大佛寺煤矿井田的勘探类型主要为地面勘探和钻探勘探。地面勘探主要包括地质测量、地质剖面测量、地球物理勘探等；钻探勘探主要包括钻探、岩心分析、地下水勘探等。井田内钻孔和勘探线分布密集，覆盖了所有采煤区域和井田边界。其中钻孔主要集中在采煤区域，勘探线则沿着井田边界和主要煤层分布区域进行。根据勘探数据，大佛寺煤矿井田中的各煤层的工业储量按照不同标高分别为：-500米标高：3.2亿吨-600米标高：2.1亿吨-700米标高：1.5亿吨-800米标高：1.0亿吨高级储量所占比重为20%。根据勘探数据，目前高级储量已经足够，不需要补充勘探。 2.3井田可采储量大佛寺煤矿井田各可采煤层的可采储量汇总于表2.1表2.1各煤层可采储量煤层倾角斜面积（m2）平均厚度（万吨）储量（万吨）可采储量（万吨）254225040.8553.245.2234573801166.356.355546585011.110185.859510582251.28189.6161.1610+11510467015.38788.3591.225注：标高为海拔高度，工业储量指全部可开采的煤炭储量，可采储量指在考虑煤层开采损失的情况下，实际可开采的煤储量。

3矿井生产能力、服务年限及工作制度3.1生产能力及服务年限3.1.1储量估算参数设计矿井的生产能力为120万t/年。3.1.2工业储量、可采储量计算煤层厚度为钻孔，按相关规定要求，将煤层中厚度大于等于0.05米的夹石所占的厚度从煤层的测量总厚度中排除，得到真实的煤层厚度。块段煤层厚度是根据所选取的煤层在不同区域或井眼中的平均厚度计算得出的。分块区域煤层每个分块区域的水平投影区域由龙软软件在煤层底板等高线和资源量估计图表上由计算机直接求到。各可采煤层视密度采用钻孔煤芯样化验结果。资源储量估算公式为：3.1.3储量计算基础及汇总表3.1采区储量计算表层块段级别编号倾角函数斜面积（m2）平均厚度（m）容重(t/m³)储量(万吨)回采率（％）可采储量(万吨)23335cosɑ4225040.851.4853.28545.2233334cosɑ47380111.466.38556.355（续表3.1）53334cosɑ6585011.11.41018585.8593315cosɑ10582251.281.4189.685161.1610+113315cosɑ10467015.381.4788.375591.225合计36597321198.4930.33（1）矿井工业储量计算矿井工业储量：式中：所以该矿井总煤层工业储量为：Zg=9.61×3659732×1.4=4924万吨。3.1.4储量分析各种类型的煤柱：边界煤柱、断层煤柱、护巷煤柱。2号煤矿界煤柱储量为4.9万吨；3号煤矿界煤柱储量为0.24万吨；5号煤矿界煤柱储量为3.2万吨；9号煤矿界煤柱储量为7.2万吨；10+11号矿界煤柱储量为27.8万吨；三下压煤：村庄压煤量有4处，分别为太西村、胡家窊。2煤村庄压煤储量为5.6万吨（大太西）。5煤村庄压煤储量为6.8万吨（大太西村）。9煤村庄压煤储量为8.7万吨（大太西村）。10+11煤村庄压煤储量为36.8万吨（大太西村）。厚薄煤层比例：6.33:1。综上，该矿总煤柱损失量为：4.9+0.24+3.2+7.2+27.8+5.6+6.8+8.7+36.8=101.24万吨。可采储量计算矿井的可采储量计算公式为：3.1.5采区服务年限采区服务年限按下式计算：经计算三采区服务年限约为94年3个月。根据国家煤矿设计规程、规范的规定，煤矿的服务年限应该在20年以上。因此，大佛寺煤矿的服务年限应该在20年以上。矿井设备的寿命：矿井设备的寿命也是确定矿井服务年限的重要因素之一。一般来说，矿井设备的寿命为10年左右，因此，矿井的服务年限应该在设备寿命的两倍以上，即20年以上。综合考虑以上因素，可以初步确定大佛寺煤矿矿井的服务年限符合煤矿设计规程、规范的规定。3.1.6采区生产能力1、首采工作面参数对采区的采高、容重和采煤面长等基本参数进行了简单的描述，并对采区的生产能力进行了分析。表3.2首采工作面参数表编号可采走向长（m）倾斜长（m）平均厚度（m）容重t/m³采高（m）工业储量（万t）回采率﹪可采储量（万t）97741601.281.41.45189.697151.682、采煤工作面单产日产量计算：3、采区生产能力（1）采区投产时，一个工作面进行回采，两个掘进工作面同时进行施工。回采工作面单产综采工作面的生产方式是“轮流进行12小时采掘作业，每24小时准备一班次”的工作制度，日割煤10刀，每刀进度为0.6m，每年工作276天，有效率80%，则工作面年推进度为：10×0.6×276×0.80=1324.8（m/a）。∑A=160×1.28×1324.8×1.4×0.97=36.8（万t/a）即9号煤层的工作面生产能力为36.8万t/a。两个掘进头年进尺8000m。掘进煤年产量为：∑A1=8000×4.0×1.28×1.4/10000=5.7（万t）。AB=36.8+5.7=42.5（万t）采区年生产能力为42.5万t可以初步确定大佛寺煤矿矿井的设计生产能力为每年产煤42.5万吨。3.2矿井工作制度按照《煤炭工业矿井设计规范》2.2.1条的要求，该煤矿每年的工作时间约为276个工作日，实行“三八制”，每天三个轮班，两个轮班生产开采，一个轮班准备检修。每个轮班工作时间大约为8个小时。矿山每天16个小时的净提升时间（取决于矿井的深度和提升设备的性能）。

4井田开拓4.1概述4.1.1现有开拓系统大佛寺煤矿现有的开拓系统主要包括采区、通风系统、运输系统和排水系统。采区主要分为两个部分，分别是东采区和西采区。其中，东采区已经开采了多年，采用的是传统的采煤工艺，包括掘进工作面、支护工作面、回采工作面等。而西采区则是近年来新开发的采区，采用的是更为先进的采煤工艺，包括液压支架采煤、综采等。通风系统由主风井和辅助风井组成，主风井为煤矿的主要通风井，辅助风井主要作为备用通风井。运输系统主要由皮带输送机和轨道运输设备组成，皮带输送机主要用于将采出的煤炭运输到地面，轨道运输设备主要用于运输人员和物资。排水系统主要由井下泵站和地面泵站组成，井下泵站主要用于将采区内的水排出，地面泵站主要用于将井下泵站抽出的水排出到排水沟。图4.1开拓系统剖面图对于现有开拓系统的评述，可以从以下几个方面进行说明：采区布局合理，支护设备完备，保证了采煤工作的安全和高效。通风系统运行稳定，能够满足煤矿通风需求，但存在主风井和辅助风井距离较远，通风阻力较大的问题。采煤效率较低：由于采用传统的采煤工艺，东采区的采煤效率较低，回采率不高，导致煤炭资源的浪费。因此，需要对现有开拓系统进行改造和升级，提高采煤效率。设备老化：东采区的设备已经使用多年，部分设备已经老化，需要及时更换或维修。而西采区采用的先进设备相对较新，但也需要定期检修和维护，以保证设备的正常使用。安全隐患：由于东采区采用的是传统的采煤工艺，存在一定的安全隐患，如瓦斯爆炸、顶板坍塌等。因此，需要加强安全管理，确保煤矿生产的安全。旧有设备的利用情况方面，目前东采区的设备大部分仍在使用，但由于老化等原因，部分设备已经无法满足生产需要，需要更换或维修。而西采区的设备相对较新，正在正常使用中。综上所述，对于大佛寺煤矿的改、扩建或延深设计，需要考虑运输系统和排水系统的设备更新和升级，以提高运输效率和排水效率。同时，需要优化通风系统的布局，减小通风阻力，提高通风效果。在新的设计中，可以充分利用现有的采区布局和支护设备，尽可能节约投资，减少资源浪费，提高设备的使用效率。4.1.2影响设计矿井开拓方式的主要因素（1）矿床地质条件：矿床的地质条件是矿井开拓方式的重要因素之一，包括矿体形态、产状、岩性、构造、断裂、岩浆活动、地下水等，它们会对采矿工作和矿井开拓方式产生重要影响，对于不同的地质条件需要采用不同的开采方式、采矿技术和采矿设备的选择。矿床的矿物组成、矿物赋存状态、矿体形态和大小、矿体倾向和倾角等，也会直接影响矿井开拓方式的选择。不同类型的矿床具有不同的地质特征，如煤矿、金属矿、非金属矿等，对于不同的矿床类型也需要采取不同的开采方式。（2）矿井规模和深度：矿井规模和深度是影响矿井开拓方式的重要因素之一，矿井规模包括矿井长度、宽度、高度等参数，矿井规模和深度越大，采矿方式和采矿设备的选择就越有限，采矿难度也越大。（3）环境因素：环境因素是影响设计矿井开拓方式的重要因素。环境因素包括矿井周围的地形、气候、水文等，对于不同的环境因素需要采用不同的开采方式。（4）经济效益：经济效益是影响矿井开拓方式的重要因素之一，矿井开拓方式应该符合经济效益原则，考虑矿井开采成本、矿石品位、市场需求等因素，采用经济适用的采矿设备和技术，保证矿井的生产效益和经济效益。（5）安全要求：安全要求是影响矿井开拓方式的重要因素之一，矿井开拓方式应该符合安全要求，采用安全可靠的采矿设备和技术，确保矿工的生命安全和生产安全。（6）技术水平：矿井开采技术的不断发展和提高，对设计矿井开拓方式也产生了重要影响，高新技术的应用可以大大提高矿井开采效率和安全性。（7）环境保护要求：环境保护要求是影响矿井开拓方式的重要因素之一，现代矿井开拓方式应该符合环境保护要求，采用环保型采矿设备和技术，减少对环境的影响。4.1.3确定井田开拓方式的原则井田的开拓方式直接影响矿井的基础建设规模、初期投资和建设时间，进而对矿井的经济和社会收益产生重要影响。在确定矿井开拓方式时，应遵循下列原则：执行煤炭技术政策，增加产量和效率，同时降低采矿工程成本以节约投资，确保生产安全。集中资源开发，精简生产系统，避免分散开发，合理利用资源，减少煤炭损失。建立通风、运输、供电系统，提供良好的生产条件，使主要巷道长期保持良好状态。推广新技术、新工艺，发展采煤机械化、综合机械化、自动化和智能化。考虑不同煤质和煤层开采类型，以及其他有益矿产的综合开发。4.1.4确定井田开拓方式井田的开拓方式按主、副井筒（硐）可以分为立井开拓、斜井开拓、平硐开拓和混合开拓四种形式。其适用条件和优劣势比较如下表表4.1井田开拓形式的使用条件和优缺点比较井筒形式立井开拓斜井开拓平硐开拓混合开拓煤层条件埋藏深表土厚为缓倾斜煤层倾角小于25°表土层薄，无流沙层倾角较小，地形复杂井田范围较大优点井身短，通过井筒的各种管线长度小，提升速度快，机械化程度高，对辅助提升有利，人员提升快；井筒断面大，通风阻力小；生产经营费用低，有利于井筒维护，适应性强，技术可靠，不受煤层瓦斯煤层等限制开拓部署能适应产量大、生产集中的要求，主斜井不受长度限制，井筒装备及井底车场，地面设施简单；施工简单，掘进快，初期投资少，延伸方便，安全出口好最简单的开拓方式，技术、经济最有利，主运输环节少，设备少，地面工业广场简单，水可自流，无水仓施工条件好，掘进速度快主斜胶带运输能力大，井筒不受长度限制缺点井筒施工复杂，装备复杂，其建井投资大，井筒延伸困难井身长，通过井筒各种管线长，生产经营费较高，维护难，串车提升能力小，对地质条件适应性差对井田地质构造和自然条件有一定限制综合立井和斜井的优缺点（续表4.1）适用条件生产能力大，煤层埋藏深，表土厚或水文条件复杂，开采煤层不受条件限制，凡不适合斜井、平硐、综合方式时均可采用立井开拓地质构造简单井田走向较短山岭、丘陵、沟谷地区煤层埋于山中矿井生产能力大根据以上分析并结合本矿的实际情况，考虑到大佛寺煤矿地质条件的复杂性和煤层的倾斜角度较大，建议采用立井开拓方式，根据具体地质条件选择平峒、斜井、混合式等开采方式，以最大限度地利用煤层资源，提高开采效率。同时，要加强对开采过程中地质条件的监测和预测，及时调整合适的开采方法，确保安全高效地开采煤炭资源。4.1.5开拓方案比较在已确定的井田边界及井田地质地形图基础上，由地质勘查得出的煤层底板等高线平面图及相关的地质结构，决定采取主副井立井开拓方法，现对主、副井、工业广场、风井的开拓方法进行了探讨，并给出了四种开拓方案。表4.2开拓方案具体内容开拓巷道及工业广场剖面图方案一：立井单水平上下山开拓主、副井井筒均为立井，布置于井田中央，设一个水平，采用上、下山开采。该水平沿煤层底板岩层中作一条回风大巷。由于辅助运输采用无极绳绞车，爬坡能力强。大巷布置在岩层中。方案二：立井两水平石门连接上下山开拓主、副井井筒位于井田中部，连接第一个水平。作石门和第一条水平巷道，。主副井延伸到深处，形成两条第二水平巷道，均采用上下山开采。第一水平沿煤层底板岩层作回风巷道。而第二水平巷道则通过斜巷与之相连，将回风输送至主井。方案三：立井暗斜井两水上下山开拓主、副井井筒都设于井田中部，做到第一水平井底车场，然后做石门及第一水平大巷，采用上、下山开采，再由主副井延伸两条暗斜井并作第二水平大巷。第一个水平沿煤层底板岩层中作一条回风大巷，第二水平回风经过联络斜巷进入第一水平运输大巷至主井回风。方案四：立井三水上山开拓主副井井筒位于井田中部，建有第一水平井底车场和石门，采用上山开采方式。主副井井筒向外延伸形成两个石门，并建造第二、第三水平大巷，也采用上山开采方式。同时，在第一个水平层中挖掘回风大巷，服务于煤层底板岩层。第二水平回风通过联络斜巷进入第一水平运输大巷并返回主井，第二水平回风通过联络斜巷进入第二水平运输大巷并返回主井。方案技术比较表4.3技术比较表优缺点优点缺点方案一1.井筒短，初期工程量小。2.提升能力大，机械化程度高。3.出煤早，见效快。1.-550下都要采用下山开采，提升和掘进工作量较大。2.开采-550下采用下山开采时，通风、排水更困难，费用增高，管理相对复杂。方案二1.掘进量相对较小，基建投资减小。2.车场布置简单，易于掘进及生产管理。1.井筒较长，延伸困难。2井筒太深有透水危险。方案三1.井筒较短。2.车场布置简单，易于掘进及生产管理。3.第二水平井底车场简单。1.相对复杂，提升环节较多。煤炭上运，运输费用高，效率低。2.暗斜井开拓困难大而且较长，费用高。3.第二水平向上排水困难。方案四1.没有下山开采，通风、排水等管理相对复杂。2.上山较短。(1)开拓巷道工程量大，掘进率较低。(2)需要开拓三条主石门，掘进费用高。(3)需要建设三组井底车场，费用也提高。(4)井筒太深有透水危险。方案一的开采距离较长，造成掘进、提升、通风和排水等工作量大且效率低，增加了运输成本和管理难度。方案四工程量相对复杂且搬迁次数增加限制生产能力。据经济比较表，方案三最佳，生产系统简单、后期工作少且整体费用低。因此，采用立井两水平暗斜井上下山的开采方式。表4.4各方案粗略估算费用表方案二基建费(万元)工程数量（10m）基价（元）费用（万元）主井开凿表土段5.014088070.4400基岩段90.689786813.4612副井开凿表土段5.015273976.3695基岩段88.097552858.4576井底车场岩巷20025803516.0600一水平石门岩巷54.024464132.1056二水平石门岩巷169.024464413.4416小计2880.3355生产费用(万元)立井提升系数煤量（万t）提升高度（km）基价(元/(t*km))费用(万元)第一水平1.25134.40.6891.66792.1951第二水平1.24314.60.9661.68002.3749排水涌水量(m³)时间(h)服务年限(a)基价(元/(t*km))费用(万元)536876056.20.410555.1693石门运输系数煤量(万t)平均运距km基价(元/(t*km))费用万元第一水平1.25134.40.2840.4699.9214第二水平1.24314.60.8960.41855.6232小计27905.2839合计30785.6194表4.5各方案粗略估算费用表方案三基建费(万元)工程数量（10m）基价（元）费用（万元）主井开凿表土段5.014088070.4400基岩段74.989786672.4971副井开凿表土段5.015273976.3695基岩段74.397552724.8114井底车场岩巷20025803258.0300一水平石门岩巷54.024464132.1056二水平石门岩巷25.32446461.8939二水平暗斜井岩巷148.4030750456.3300小计2452.4775生产费用(万元)立井暗斜井提升系数煤量万t提升高度km基价(元/(t*km))费用万元第一水平1.25134.40.6891.66792.1951暗斜井1.24314.60.7740.421683.1082立井部分1.24314.60.7491.66204.7400排水涌水量(m³)时间(h)服务年限a基价(元/(t*km))费用(万元)536876056.20.4311346.8069石门运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/(t*km))费用(万元)第一水平1.25134.40.2840.4699.9214第二水平1.24314.60.1440.4298.2252小计27024.9968合计29477.4743表4.6各方案粗略估算费用表方案四基建费(万元）工程数量（10m）基价（元）费用（万元）主井开凿表土段5.014088070.4400基岩段93.789786841.2948副井开凿表土段5.015273976.3695基岩段91.297552889.6742井底车场岩巷30025803774.0900一水平石门岩巷124.524464304.5768二水平石门岩巷36.22446488.5597三水平石门岩巷194.324464475.3355小计3520.3405生产费用(万元)立井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/(t*km))费用(万元)第一水平1.23063.30.6041.63552.4477第二水平1.23048.00.8091.64734.3974第三水平1.23337.70.9791.66273.8079排水涌水量(m³)时间(h)服务年限(a)基价(元/(t*km))费用(万元)536876056.20.4511874.5654石门运输系数煤量(万t)平均运距（km）基价(元/(t*km))费用(万元)第一水平1.23063.30.6200.4759.6984第二水平1.23048.00.2310.4337.9622第三水平1.23337.71.0220.41637.3421小计29170.2211合计32690.5616方案四的费用超出预算，因此被排除。现在将对方案二和方案三进行详细的经济比较，包括初期和后期基建成本以及运营费用等方面的总结。表4.7经济技术比较表方案二立井两水平项目工程数量(10m)基价(元)费用(万元)初期基建费(万元）主井开凿表土段5.014088070.4400基岩段64.089786574.6304副井开凿表土段5.015273976．3695基岩段64.197552625.3083井底车场岩巷10025803258.0300一水平石门岩巷54.024464132.1056小计1736.8838后期基建费(万元）主井开凿基岩段25.789786230.7500副井开凿基岩段23.597552229.2472井底车场岩巷10025803258.0300二水平石门岩巷169.024464413.4416小计1131.4688生产费(万元）提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元)第一水平1.25134.40.6891.66792.1951第二水平1.24314.60.9661.68002.3749排水涌水量m³时间(h)服务年限(a)基价(元)536876056.20.410555.1692石门运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元)一水平1.25134.40.2830.4697.4568二水平1.24314.60.8960.41855.6232小计27902.8192合计30771.1718表4.8经济技术比较表方案三立井两水平加暗斜井项目数量(10m)基价(元)费用(万元)初期基建费（万元）主井开凿表土段5.014088070.4400基岩段64.089786574.6304副井开凿表土段5.015273976.3695基岩段64.197552625.3083井底车场岩巷10025803258.0300一水平石门岩巷54.024464132.1056小计1736.8838后期基建费(万元)主井开凿立井9.08978680.8074暗斜井77.427007209.0341副井开凿立井8.859755286.3335暗斜井70.9630750218.2020井底车场岩巷10025803258.0300二水平石门岩巷25.32446461.8939小计914.3009生产费(万元)提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元)第一水平1.25134.40.6891.66792.1951暗斜井1.24314.60.7740.421683.1082立井部分1.24314.60.7491.66204.7400排水涌水量m³时间(h)服务年限(a)基价(元)536876056.20.4311346.8069石门运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元)一水平1.25134.40.2830.4697.4568二水平1.24314.60.1450.4300.2962小计27024.6032合计29675.7879表4.9开拓方案费用汇总表方案方案二方案三名称立井两水平立井两水平加暗斜井项目费用(万元)百分比/%费用(万元)百分比/%初期基建费1736.8838100%1736.8838100%后期基建费1131.4688100%914.300980.81%生产费用27902.8192100%27024.603296.85%总费用29780.1540100%29675.787996.65%由经济比较表可以得出，综合生产系统简单、后期工程量小和整体费用较低等因素考虑，方案三被确定为最佳方案，本次设计将采用立井两水平暗斜井上下山开采的方式。4.2井筒位置的确定4.2.1确定井筒位置（一）井筒位置的确定在井田内布置一对主副立井，在井田边界北部中间布置一个风井，采用中央边界式通风方式。遵循《设计规范》2—13条选择井筒的依据，应遵循以下原则：本矿井位于平坦区域，煤层深埋。为了确保通风、提高产量，浅部开采采用立井方式。为此，设计了三个井筒：主井、副井和西风井。在选择井筒位置时，需要考虑多个因素，包括地面和井下设施等。选择合适的位置既有利于开采，又便于建设和维护井筒，还要充分利用地形，在减少占地面积、减少工程量、降低运输成本等方面进行优化。（1）井筒沿井田走向的位置井筒沿着井田走向的最佳位置是在中部，特别是当储量分布不均时。这样可以避免在一侧增加通风路线导致风压过大，同时也能减少井下运输的工作量。另外，在中部布置井筒还能使产量和通风更均匀，通风网络更短，通风阻力更小。井筒布置在井田中央时。两侧分布均匀，故两侧工作量大致相同。而当井筒布置偏于其中一侧时，出现一侧工作量已完成另一侧仍在进行掘进工作，相互产生影响，从而增加工作量，影响整体生产量。在实际开采过程中，考虑到井田内的地质情况及其它原因，在尽量保持两侧分配平衡的前提下，可以把井筒设置在较近的高储量区域，使得该采区在开采初期具有较好的地质结构，且具有较强的稳定性。这样，在矿井建成投入生产后，才有了潜在的储量，才有了更好的生产环境，才能更快地到达预计产量。（2）井筒沿煤层倾向的位置立井开拓过程中，沿着煤层方向布置井筒的原则。将井筒布置在井田内，可以最大限度地缩短石门长度，减少石门沿路搬运的工作量。当井筒布置于浅层时，尽管石门的整体工作量要大一些，但是前期（第一水平）的工作量要小一些，而且建井周期也要短一些。井筒布置的深度越深，前期工作量越大，钻孔全长越长，石门的搬运工作量也越大，但对于煤系基底部含有超大含水量的地层，井筒不能通过此地层时，该技术能将井筒延长至较深，有利于扩大井田开采的深度，并能使其更深更广。而在浅中部位，井筒仅能到达第一和第二水平，更深部位则需要采用暗井或暗斜井进行开采，因此，其开采体系更加复杂，工序更加繁杂。从防护井筒及采区的煤柱损耗情况来看，离浅层越近，煤柱粒径越小，离深层越近，煤柱粒径越大。（3）对掘进与维护有利的井筒位置在走向方向上，井筒应该选择井田储量分布较平均的位置，以便两侧开采作业、通风和运输等。在倾斜方向上，井筒应该选择井田倾向储量中部，以防止石门太长或过多压煤的情况发生。图4.2双立井暗斜井两水平上下山开采（二）井筒数目的确定根据目前的技术和经济条件，采用立井开拓时，至少布置两个以上的立井。同时由本井田地质条件和其他影响因素可知，为了保证井田的正常运作，只需建造两个立井。在本次矿井的初步设计中，主井、副井、北回风立井和南回风立井共计四个井筒将用于前期工程。4.2.2井筒用途、规格、特征（一）井筒特征该矿井使用立井开拓方式，在地面上建造了主井和副井。主井运输煤炭，副井则运输材料、机械设备和矸石。此外，还有两个回风井分别位于井田的东南部和东北部，以保证整个矿井的通风。通风系统为两翼对角式。表4.10主、副、风井特征表井筒名称井口标高（m）井底标高（m）井筒长度（m）井筒倾角(o)井筒直径(m)井筒断面(m2)砌壁净净厚度mm材料主井+180－618.8798.8905.533.17500钢筋混凝土副井+180－612.7729.7906.542.31500钢筋混凝土风井+180－270450906.019.63400钢筋混凝土（二）井筒用途、规格主井提升煤、进风，副井运输人员、材料和矸石、进风，风井总回风。副井和风井设有梯子间以保证人员安全出入井下。1、主井：名称作用主井该场地使用JDG-16/120×4标准底卸式四绳12t箕斗作为主井的提升装备，主井采用圆形断面，并设有组合罐道和山形式的罐道梁布置，罐道与罐道梁之间采用钢轨连接。此外，该场地的运输任务为每年1.2Mt的煤炭运输。井筒支护采用混凝土厚度350mm，充填混凝土50mm罐道梁中心线间距，可用下式求得：主井井筒平面布置图见下图：图4.3主井井筒平面布置图2、副井：名称作用副井在矿井工业场地，该井既用作材料和设备的提升、人员升降，也兼任进风井。副井井筒采用刚性罐道装备(刚性罐道)，其罐道梁以工字钢和通梁式布置，并通过钢轨连接。根据规定，使用一对单层双车(3吨)罐笼。副井提升设备为三吨单层双车多绳摩擦提升罐笼(GDGY-1×2/75×4型)，并按照矿车规格和《设计规范》的要求进行验算。罐道采用38.45kg的钢轨，罐道梁采用20b工字钢。副井井筒断面选用圆形断面1、2号罐道梁中心线间距根据以下公式计算：在井筒中布置梯子和管路。最终使用图解法来计算出井筒的直径为6300毫米，并确定罐笼在井筒中的位置。3、北回风立井：名称作用北回风井位于矿井北部井田边界中部的井筒，主要负责矿井北区和中部部分的回风任务。基于总回风量及梯子间的布置，它的净直径为6米，深度为480米，并且内设玻璃钢梯子间作为安全出口。M、S、T与罐笼井筒一样，取决于梯子间的布置和结构尺寸。4、南回风立井名称作用南回风井位于矿井南部井田边界中央，负责矿井南区和中央部分的回风工作。其井筒的断面形式与北回风立井一致。4.3开采水平设计4.3.1水平高度的确定开采水平及阶段的划分原则：1.各阶段斜长要合理，是指在满足当前技术的可行性和经济的合理性的情况下的阶段斜长。REF_Ref1044\r\h[4]需考虑以下因素：煤的运输、辅助运输、行人等相关因素如果阶段斜长太长，均不利于煤的运输以及辅助运输（开采近水平煤层或采用倾斜长壁开采时，阶段斜长一般可达1500米至1800米），不利于人员相应的作业。2.要有合理的区段数为保证采区的正常生产和接替，需要有合理的区段数。一般选择5个近似水平的煤层区段数量，因为过长的斜坡长度会不利于巷道维修、煤炭运输和人员作业等方面，并且这种做法有助于保证采矿正常生产并顺利进行工作面接替。3.要有利于采区的正常接替为了保证矿井正常的生产平衡，再同一时间内必须有一个工作面进行生产，当斜长较长时，会增加采区储量，增加矿井的服务年限，还会减少吨煤的开拓准备的工程量。4.要保证开采水平储量的充足性以及服务年限的合理性证开采水平储量的充足性以及服务年限的合理性，这是水平划分最关键的环节。5.水平高度在经济上有利选取合适的水平高度可以带来更好的经济效益，这涉及到技术和经济方面的考虑。最佳水平高度的确定需要对不同项目的成本进行比较，例如开采量、巷道维护费用、煤炭提升费用和排水费用等。除此之外，还应该考虑管理和安全因素，以便制定出最优的方案。大佛寺煤矿现开采2、9号煤层，2号煤层布置有两个采区，一采区210工作面正进行安装，212及214工作面尚未掘进。2号煤二采区尚未开采。9号煤层现开采两个水平，即+470m水平和+410m水平。+470m水平分为一采区和四采区两个采区。一采区北部9109工作面正在回采，9121工作面正在掘进，一采区南部已采完。四采区尚未开采。北部9216工作面已采完，9218工作面正在回采，9220工作面已掘出，备用，其余工作面尚未采掘。三采区尚未开拓。4.3.2设计水平的巷道布置运输大巷和总回风巷的布置及与煤层间的联系方式运输大巷的布置与煤层间的联系可选择不同的布置方式，包括分层运输巷石门、集中运输巷石门以及分组集中运输巷主石门，在煤层数量和间距的不同下。然而，当煤层间距小于50米时，一般采用分组集中运输巷布置，且组间距离必须在70米以上，而不采用集中运输巷布置。如果部分煤层由于断层切割或分散条件不稳定等原因只能部分回采，且储量较小，那么不宜单独开辟运输大巷，可以与相邻层分组布置。岩石运输巷应选择坚硬、稳定、厚实的岩石，如砂岩、石灰岩、砂质页岩等，并保持与煤层20-30米的距离，以避免支撑压力对煤层产生不利影响。针对煤层底部岩层的水文地质条件复杂的情况，需要制定相应的方案和措施来应对。总回风巷的布置及其与煤层的联系当矿井通风系统要求设置总回风巷时，布置方式同运输大巷基本相同，当井田上部标高不一致时，总回风巷可按不同标高分段设置，但分段不宜过多，当井田上部冲击层厚，含水丰富，留有防水煤柱时，总分巷可以布置在防水煤柱中。煤层群分组为了合理开发煤炭，多煤层开采时，应首先考虑煤层群分组，煤组一般根据以下原则划分。⑴将层间距近的煤层划分为一组，但要注意各煤层的倾角、厚度，顶底板岩性的一致性，以及地质构造方面的情况，以利于开采。⑵对不同煤种和煤质，根据国家需要和个人需求，可考虑分别划组，以便分采分用，保证煤质。 ⑶对有涌水或突水的煤层或层间距较大的煤层，可以考虑单独布置。 ⑷对瓦斯涌出量很大，有煤与瓦斯突出危险的煤层，应划分为一组联合布置巷道，以便采取开采相应的措施。4.4采区划分井田内共有4个采区：东南部、西北部、东北部和西南部，其中2号煤层使用主要水平和辅助水平进行开采，辅助水平高度为+555m，主要水平高度为+470m。9、10和11号煤层在主要水平上布置，运输和轨道大巷沿着10号煤层布置，回风大巷沿着9号煤层布置。目前，井田正在一采区开采2号煤层和二采区开采9号煤层。4.5采区开拓及巷道布置4.5.1采区开拓及巷道布置北翼轨道巷、北翼皮带巷、北翼回风巷继续向正北方向延长掘进。原北翼轨道巷沿9号煤顶板延长掘进；原北翼皮带巷先以8°上坡掘进见9号煤顶板后，再沿9号煤顶板延长掘进；原北翼回风巷沿9号煤顶板延长掘进。开拓巷道总长度287m（半煤岩）。沿三采区南部边界由南往北依次布置三采区轨道巷、三采区皮带巷、三采区回风巷，以上三条准备巷均沿9号煤顶板正东、正西方向布置，三采区的轨道巷和回风巷之间的距离为1395m，且轨道巷比皮带巷长17m。回风巷长度均为1332m。采区东侧低洼点设置一处采区水仓。三采区轨道巷与北翼回风巷之间布置一瓦斯抽放泵房。北翼回风巷与三采区轨道巷、皮带巷交叉部位挑顶布置风桥。三采区回风巷与9303材料巷以及9301、9305、9307、9309、9313各面运输巷、材料巷交叉部位均挑顶布置风桥。9315材料巷回风联巷、9315运输巷回风联巷与三采区轨道巷、皮带巷交叉部位均挑顶布置风桥。在巷道交叉部分分别布置过桥。三采区内各工作面材料巷、运输巷与三采区皮带巷交叉部位均布置过桥。4.5.2设计方案方案一：（1）采区开拓巷道与准备巷道布置北翼轨道巷、北翼皮带巷、北翼回风巷继续向正北方向延长掘进。原北翼轨道巷沿9号煤顶板延长掘进88m；原北翼皮带巷先以8°上坡掘进见9号煤顶板后，再沿9号煤顶板延长掘进，掘进长度88m；原北翼回风巷沿9号煤顶板延长掘进112m。开拓巷道总长度287m。REF_Ref1378\r\h[6]沿三采区南部边界由南往北依次布置三采区轨道巷、三采区皮带巷、三采区回风巷，以上三条准备巷均沿9号煤顶板正东、正西方向布置，三采区轨道巷与三采区皮带巷以及三采区皮带巷与三采区回风巷间距均为20m。三采区轨道巷长度1353m，皮带巷长度1335m，回风巷长度均为1332m。采区开拓和准备巷道的布置兼顾了后续开采10号煤，能实现9、10号煤层的联合开采布置。（2）区段划分及开采顺序采区共划分为七个区段。沿三采区走向从西至东依次布置9303、9301、9305、9307、9309、9313、9315共七个综采工作面，七个综采面走向长度均为160m。六个综采面顺槽均沿9号煤顶板正北方向布置，切眼均沿9号煤顶板正东正西方向布置。相邻两个采面均留设宽度20m煤柱。三采区开采顺序：9301综采面→9303综采面→9305综采面→9307综采面→9309综采面→9313综采面→9315综采面。（3）工程量及工期采区首采面投产时，井巷工程量为6814m。工期约需约19.6个月。方案二：（1）北翼轨道巷、北翼皮带巷、北翼回风巷继续向正北方向延伸掘进。原北翼轨道巷沿9号煤顶板延长掘进1004.0m；北翼皮带巷沿9号煤延伸掘进，掘进长度977.0m；原北翼回风巷沿9号煤顶板延长掘进977.0m。北翼轨道巷、北翼皮带巷、北翼回风巷继续向正北方向延伸掘进段分别为三采区轨道巷、三采区皮带巷、三采区回风巷。采区开拓和准备巷道的布置兼顾了后续开采10号煤，能实现9、10号煤层的联合开采布置。（2）区段划分及开采顺序采区共划分为六个区段。沿三采区走向从北至南依次布置9301、9303、9305、9307、9309共五个综采工作面，五个综采面走向长度均为160m。五个综采面顺槽均沿9号煤顶板正北方向布置，切眼均沿9号煤顶板正东正西方向布置。相邻两个采面均留设宽度20m煤柱。三采区开采顺序：9301综采面→9303综采面→9305综采面→9307综采面→9309综采面。（3）工程量及工期采区首采面投产时，井巷工程量为3758m。工期约需10.8个月。4.5.3方案对比为了充分利用矿井现有生产系统，本着合理、简单、安全可靠的原则，进行9号煤三采区开拓和准备巷道的设计。表4.11方案比选表序号比较内容方案一方案二1采区可采储量（万t）161.1694.02采区服务年限（a）3.82.23采区投产时井巷总工程量（m）681437584采区投产时开拓巷道及准备巷道工程量（m）433629585采区投产时回采巷道工程量（m）24788006采区首采面投产时需工期（月）19.610.87技术可行性采区准备巷下山布置，下行开采采区准备巷上山布置，上行开采8优缺点比较方案一相比方案二优点：采区可采储量方案一比方案二多出61.17万吨。按采区年产量42.5万吨计算，方案一比方案二服务年限多出1.6年。方案一相比方案二缺点：首采面投产时，方案一比方案二工期长出约9个月。通过以上的对比，9号煤三采区的开拓和准备巷道的布置选择方案一。4.5.4采煤工作面布置沿三采区走向从西至东依次布置9303、9301、9305、9307、9309、9313、9315共七个综采工作面，七个综采面走向长度均为160m。七个综采面顺槽均沿9号煤顶板正北方向布置，切眼均沿9号煤顶板正东正西方向布置。相邻两个采面均留设宽度20m煤柱。9301工作面巷道工程量2540m，9303工作面巷道工程量2680m，9305工作面巷道工程量2052m，9307工作面巷道工程量1726m，9309工作面巷道工程量1402m，9313工作面巷道工程量1074m，9315工作面巷道工程量1424m。三采区回采巷道总长度12898m。三采区布置9301工作面为首采面。4.5.5采区工程量该采煤区总共需要开挖6097米的工程量，其中287米是用于开拓新的巷道，4049米是为准备回采而挖掘的巷道，2478米是用于回采的巷道。此外，还需要开挖6814米的半煤岩。采区投产时主要巷道工程量表如下。表4.12采区投产时主要巷道工程量表序号巷道名称断面形式支护方式工艺巷道类别岩性巷道长度（m）巷道坡（º）1北翼轨道巷矩形帮锚网喷综掘开拓半煤岩88-12北翼皮带巷三心拱锚网索喷炮掘开拓半煤岩338矩形帮锚网喷炮掘开拓半煤岩55-23北翼回风巷矩形锚网索喷炮掘开拓半煤岩111-2小计2874三采区轨道巷矩形帮锚网喷综掘准备半煤岩1352-25三采区皮带巷矩形帮锚网喷综掘准备半煤岩1332-26三采区回风巷矩形帮锚网喷综掘准备半煤岩1335-27三采区水仓矩形帮锚网喷综掘准备半煤岩300小计404989301运输巷矩形帮锚网喷综掘回采半煤岩10882-599301材料巷矩形帮锚网喷综掘回采半煤岩10882-5109301切眼矩形帮锚网喷综掘回采半煤岩1600119303材料巷矩形帮锚网喷综掘回采半煤岩1202129301轨道联巷矩形帮锚网喷综掘回采半煤岩220小计2478半煤岩巷合计6814总计68144.6井底车场布置4.6.1井底车场概述井底车场是在矿井中连接井口和井下主要运输巷道的通道和硐室。它是矿井生产的重要节点，需要考虑其运输能力、安全性、工程便利性和节省绕道工程等方面的因素来进行设计。以下是井底车场线路平面布置的要求：建议井底车场采用更多的直线轨道，减少弯道，以提高运输效率和安全性。同时，线路布置应简化、方便施工，并减少工程量，可使用现成的设备进行铺设和维护。此外，直线轨道上使用重型设备进行装卸也是可行的，可以节省时间和人力成本。4.6.2井底车场选择原则选择合适的车场可以确保作业安全，方便调度和施工，并最大程度地减少工程量。这将有助于提高生产率，满足矿井的生产需求。在选择车间时，应考虑多种因素，如地理位置、设备可用性、人力资源和成本效益等。同时，井底车场应有30%的通过能力富裕系数。4.6.3井底车场的设计依据立井开拓方式每年能产出120万吨煤炭，每年工作日数为330天，采用每班工作16小时的“三八”制度，其中两个半班用于开采，半班用于维修。该矿山的矸石占比为20%。该煤矿的主井和辅助井距离为85.8米。主井使用一对12吨的箕斗，而辅助井则使用双层单车3吨的普通罐笼。煤炭通过传送带运送到地下，并由固定的1.5吨矿车辅助，每列矿车由15辆组成。该矿井这是一个低瓦斯矿井。4.6.4井底车场的线路设计副井空、重车线长度的确定（1）副井空、重车线长度的确定副井空、重车线即存车线的长度一般取整数，即取60米（2）材料车线的有效长度材料车线的有效长度一般取整数，即取60米（3）人车线有效长度人车线有效长度取43米4.6.5马头门线路的平面布置计算马头门线路是副井重车线的末端，起点距离重车线阻车器轮檔至材料车线进口变正轨距离处。马头门线路的计算公式如下：L0=a+b+b′+c+d+e+2f=4.0+2.0+2.5+10.4+4.0+2×10.67=44.24m。取45m式中图4.4副井码头门图4.6.6井底车场的调车方式井底车场使用甩车调车方法，先用电机车牵引列车进入重车线，然后摘下钩子，在道岔N1加速通过机车，经过道岔N2进入副井空车线，绕到空列车或材料车的尾部，并用牵引力将其移动到采煤区。4.6.7井底车场各硐室的布置1、井底煤仓及装载硐室立式煤仓优点有以下几个方面，例如可以设计成椭圆形，不需要在煤仓底部布置其他设备，没有拐角以减少堵塞风险，而且煤粉含量低。煤仓容积：根据《煤炭工业设计规范》规定，大型矿井的煤仓的容积应该满足矿井1到2个小时的煤炭运输量，煤仓内壁直径一般为3到8米。设置该矿井的煤仓容积为350，煤仓内壁直径为6米，则这个煤仓的高可用下列公式计算得：箕斗底部是一个矩形，放在下煤口漏斗上，与水平面呈60度夹角。箕斗使用钢筋混凝土支撑，混凝土的强度等级为C20，厚度为400毫米。图4.5箕斗装载硐室和井底煤仓布置形式 2、水仓水仓位于井底车场稳定底板岩石中，分为主和副两个，每次只清理其中一个，另一个保持使用。水仓可存储涌入的矿井水，并使其沉淀澄清，最终通过水泵排出地面。该水仓容量为4288m³，能够处理八小时内536m³/h的涌水量。清理方式采用射流泵清洗和沉淀浆排泥。水箱设计有双轨通道，有效横截面（S）为12平方米。水可以自行从水箱中流出。水仓的总长度为:水仓断面形状采用拱形，锚喷支护。3、中央水泵房（1）水泵房尺寸：a.水泵房长度确定将各数据代入公式，计算出水泵房长度为30m。b.水泵房宽度确定所以，将各数据代入公式，计算出水泵房宽度为4.2mc.水泵房高度需要根据水泵叶轮直径确定水泵房的高度，以便在进行检修时能够满足起重要求。简单来说，就是要确定水泵房的高度，以方便维修人员使用吊车等设备进行维护。所以本次设计取H=4.5m。4、中央变电所中央变电站的硐室是一个三中心拱形截面，宽度为4.5米，长度为22米。硐室内部最大净高度为3.5米。为了方便供电维护和管理，它与主排水泵站一起布置。连接硐室和井底车场的地面比联合通道高0.5米。在通往井底车场的通道上有一个可以方便关闭的防水防火门。35kV变电站已完成供电系统自动化建设。5、调度室和医务室调度室和医务室一起布置，使用扩散通风系统，有一个5米长的混凝土地板。房间规格为净宽6.0m，净高3.0m，净长10m，采用半圆拱形设计，并有混凝土支撑结构。6、井下火药库根据《煤炭工业设计规范》，火药库距主要井巷及硐室死亡距离符合规定要求。井下火药库采用壁槽式，布置在距调度室外侧的轨道大巷一侧，与轨道大巷垂距50m，有两个便于运送火药和行人的出口与轨道大巷相连，库房规格为A×B=50×31,全混凝土支护，容积600公斤。REF_Ref2282\r\h[15]7、工具硐室硐室形状取直墙半圆拱，宽3m，高3m，长3m。8、等候硐室布置在副井井筒附近，有两个通路与井底车场相连。9、电机车库及电机修理间布置在井底车场或大巷等进出车方便、干燥的地方，此矿井布置在机车绕道旁。4.7井底车场甩车场线路设计车场：在三采区轨道巷中段布置一车场，设计长度70m。规格：净宽5.5m（毛宽5.7m），净高2.4m（毛高2.5m），净断面13.20m2（毛断面积14.25m2）。1、斜面线路联接系统参数计算采出物存放的甩车场存车线采用双轨道布置，使用轨距为600mm、铁轨型号为22kg/m的线路，在该矿区开采倾角为4°的近距离煤层。使用1t载重量的矿车进行单钩提升，每次可提升3个矿车。斜面线路的布置采用二次回转方式。(1)道岔选择及角度换算由于是辅助提升故道岔均选择DK622-4-12(左)道岔。道岔参数为斜面线路一次回转角α1=14°15′斜面线路二次回转角δ=α1+α2=14°15′+14°15′=28°30′一次伪倾斜角β′=arcsin(sinβcosα1)=arcsin(sin16°cos14°15′)=15°29′42″二次伪倾斜角β″=arcsin(sinβcosδ)=arcsin(sin16°cos28°30′)=154°1′6″图4.6中部甩车场线路计算草图（2)斜面平行线路联接点参数确定如图：图4.7斜面平行线路联接本设计采用中间人行道，线路中心距S=1900mm，为简化计算，斜面联接点距中心距与线路中心距相同，曲线半径取R′=9000mm，则各参数计算如下：B=Scotα=1900×cot14°15′=7481mmm=S/sinα=1900/sin14°15′=7719mmT=Rtan(α/2)=9000×tan(14°15′/2)=1125mmn=m-T=7719-1125==6594mmc=n-b=6594-3500=3094mmL=a+B+T=3340+7481+1125=11946mm(3)竖曲线相对位置竖曲线相对参数：高道平均坡度：ia=11‰,rg=arctania=37′49″低道平均坡度：id=9‰,rd=arctanid=30′56″低道竖曲线半径：Rd=9000mm取高道竖曲线半径：高道竖曲线参数：hg=Rg(cosrg-cosβ′)=20000(cos37′49″-cos15°29′42″)=725.71mmLg=Rg(sinβ′-sinrg)=20000(sin15°29′42″-sin37′49″)=5123.08mmTg=Rg×tan(βg/2)=20000×tan(14°51′53″/2)=2609.03mmKg=Rg×βg/57.3°=5188.38mm低道竖曲线参数：βd=β′＋rd=15°29′42″-30′56″=16°38″hd=Rd(cosrd-cosβ′)=9000(cos30′56″-cos15°29′42″)=326.75mmLd=Rd(sinβ′-sinrd)=9000(sin15°29′42″＋sin30′56″)=2485