采矿工程毕业设计（论文）-郭家河煤矿3.0Mta新井设计

中国矿业大学2012届本科毕业设计第页目录一般部分第一章概述及井田地质特征 11.1、矿区概述 11.1.1矿井位置、范围 11.1.2自然地理 11.1.3矿区水文情况 21.1.4矿区所在地经济概况 21.2井田地质特征 41.2.1地层 41.2.2构造 51.2.3煤层 51.2.4煤质 61.2.5煤的化学特征 71.2.6井田的水文地质特征 8第二章井田境界及储量 102.1井田境界 102.1.1井田位置与坐标 102.2资源/储量计算 102.2.1矿井地质资源量 10第三章矿井设计生产能力及服务年限 143.1矿井工作制度 143.2矿井设计生产能力 143.3井型校核 14第四章井田开拓 164.1井口及工业场地位置选择 164.1.1影响井口及工业场地位置选择的主要因素 164.2井筒形式的对比 164.2.1井筒形式的确定 164.3开拓方案的对比 184.3.1开拓方案 184.3.2开拓方案比较 194.4矿井的基本巷道 234.4.1井筒 234.4.2主要开拓巷道 24第五章准备方式——带区巷道布置 315.1煤层地质特征 315.1.1带区位置 315.1.2带区煤层特征 315.1.3煤层顶底板岩石构造情况 315.1.4水文地质 315.1.5地质构造 315.2带区巷道布置及生产系统 315.2.1带区准备方式的确定 315.2.2带区巷道布置 325.2.3带区生产系统 325.2.4带区内巷道掘进方法 335.2.5带区生产能力及采出率 335.3带区车场选型设计 34第六章采煤方法 366.1采煤工艺方式 366.1.1带区煤层特征及地质条件 366.1.2确定采煤工艺方式 366.1.3确定工作面长度 366.1.4回采工作面破煤、装煤方式 366.1.5进刀方式 366.1.6移架方式 376.1.7移运输机方式 376.1.8放煤方式 376.1.9采煤工艺 386.2设备 386.2.1液压支架 396.2.2采煤机 406.2.3工作面主运输设备 416.3顶板管理 446.3.1支护设计 446.3.2工作面顶板管理 446.3.3工作面上、下端头及出口的顶板管理 456.4劳动组织和工作面成本 466.4.1劳动组织 466.4.2工作面成本 466.5回采巷道布置 486.5.1回采巷道布置方式 486.5.2回采巷道参数 48第七章井下运输 507.1概述 507.1.1井下运输的原始条件和数据 507.1.2井下运输系统 507.2煤炭运输方式和设备选择 507.3辅助运输方式和设备选择 517.3.1选择电机车 517.3.2设备选择 52第八章矿井提升 548.1矿井提升的原始数据和地质条件 548.2主副井提升 548.2.1主井提升 548.2.2副井提升 56第九章矿井通风及安全 589.1矿井通风系统选择 589.1.1矿井概况 589.1.2矿井通风系统的基本要求 589.1.3矿井通风方式的确定 589.1.4主要通风机工作方式选择 599.1.5带区通风系统的要求 609.1.6带区通风方式的确定 609.2带区及全矿所需风量 619.2.1采煤工作面实际需要风量 619.2.2掘进工作面需风量 629.2.3硐室需风量 639.2.4其它巷道所需风量 639.2.5矿井总风量计算 639.3.6风量分配 639.3矿井通风总阻力计算 649.3.1矿井通风总阻力计算原则 649.3.2确定矿井通风容易和困难时期 649.3.3矿井最大阻力路线 649.3.4矿井通风阻力计算 659.3.5矿井通风总阻力 669.3.6两个时期的矿井总风阻和总等积孔 669.4选择矿井通风设备 699.4.1选择主要通风机 699.4.2电动机选型 709.4.3矿井主要通风设备及装备要求 719.5防止特殊灾害的安全措施 719.5.1瓦斯管理措施 719.5.2煤尘的防治 729.5.3预防井下火灾的措施 729.5.4防水措施 72第十章设计矿井基本技术经济指标 74专题部分参考文献 76综放沿空巷道矿压显现规律与支护办法概述 781绪论 781.1综述的问题及背景 781.2国内外研究现状 791.2.1沿空巷道煤柱的留设研究现状 791.2.2沿空掘巷矿压显现规律研究现状 811.2.3沿空掘巷围岩控制与支护技术研究现状 812沿空掘道围岩控制理论研究 832.1沿空掘巷围岩变形破坏机理分析 842.1.1煤层巷道失稳力学机理 842.1.2综放沿空巷道破坏形式 852.2沿空掘巷合理位置的选择 862.3煤柱宽度理论分析 882.3.1煤柱极限强度计算 882.3.2煤柱承受荷载的计算 892.3.4合理煤柱宽度的弹塑性力学分析 903沿空巷道围岩应力分布规律 923.1采场侧向支承压力分布规律 923.2煤层走向支承压力分布规律 934沿空巷道围岩变形分析 934.1煤柱与巷道围岩的相互关系 934.2煤柱应力和应变的一般特征 934.3沿空巷道围岩变形分析 945沿空巷道的支护方式 94参考文献 95翻译部分英文原文 97LocalisationofMobileUnderground 97I.INTRODUCTION 97II.WIFI-BASEDLOCALISATION 98III.WIFITESTINGCONFIGURATION 100V.DISCUSSION 104VI.SUMMARY 105中文译文 107利用无线以太网定位地下采矿移动设备 107Ⅰ.简介 107Ⅱ.基于WIFI的定位 108Ⅲ.Wifi测试方式 109Ⅳ.用于定位的信号处理方法 110Ⅴ.讨论 112Ⅵ.总结 113致谢 114一般部分第一章概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿井位置、范围郭家河井田位于陕西省麟游县北部，行政区划属丈八、招贤、天堂和两亭四个乡镇管辖。井田东西长约12.5km，南北宽约4.4km，面积约59.0km2，呈不规则矩形。井田范围：按照2000年7月国土资源部批准的采矿许可证（证号：1000000020041）坐标范围为准，大致为：北以2、3煤层露头；南止于F16断层；东以41勘探线与千秋矿和跃进矿为界；西部以F5101断层与杨村矿相接。地理坐标东经111°44′30″～111°47′0″；北纬34°42′30″～34°44′0″。井田东南距西安150km，其西有S210省道（宝鸡～灵台）相通，距宝鸡二电厂80km，距宝鸡100km；中部丈八乡至麟游县及各乡镇有县级公路相通；东部阁头寺至崔木与S306省道（两亭～麟游～永寿）、312国道和福（州）～银（川）高速公路相接。新规划的凤翔经麟游至铜川的高等级公路从矿井南部通过。陇海铁路从矿区南侧东西向通过，宝鸡～中卫铁路从矿区西侧南北向通过，在宝鸡市陈仓与陇海线相接，并在凤翔县长青镇设有编组站。凤翔至井田的矿区铁路已纳入陕西省“十一五”规划。总体而言，矿井交通条件尚属便利。矿井交通位置详见图1-11.1.2自然地理1）地形地貌本井田位于页岭以北，属陇东黄土高原南部边缘地带，总的地形特征呈南高北低态势。南部页岭平均海拔1250m，最高海拔1528m(高庙)，北部山岭逐渐降低，平均海拔1100m，河谷最低，海拔1040m(岭家沟)。相对高差一般200m左右。本井田属沟岭相间的残塬沟壑梁峁相间复杂的地貌类型。复杂多样的地貌形态是由新构造运动和外营力作用造成的，表现为强烈切割，山川蜿蜒曲折，延绵不断。2）河流水系井田水系属泾河的三级支流，发源于页岭，自南而北汇入甘肃灵台县境内的达溪河。井田内较大的河溪有长益川、小庵川、郭家河，均处于各河溪之上游位置，河谷呈“V”字型，比降8.0%～27.0%。属泾河的三级支流，发源于页岭，自南而北汇入甘肃灵台县境内的达溪河。3）气象本井田地处西北内陆，属温带半湿—湿润季风气候区，立体气候显著，热量分布不足，干湿度变化明显，温差大，致使有些地区无夏季。四季分明，夏短冬长。春季冷热交替，多寒潮、霜冻、大雾天气；夏季凉爽，降水较集中，多大暴雨、冰雹并伴有大风；秋季气温下降迅速，多连阴雨、大雾；冬季干燥寒冷，多西北风，降水稀少。据麟游县气象局1960～2001年观测资料，区内年平均气温8.9℃，极端最高气温37.5℃，最低气温-22.1℃。多年平均降水量641.6mm，最大降水量987mm(1984年)，最小降水量374.5mm(1987年)。受海拔高度和植被的影响，海拔高度越高，降水量越大。每年自4月份开始，降水量迅速增加，10月份明显减少，7、8、9三个月相对多雨，历年4～10月年内降雨量292.6～889.6mm1.1.3矿区水文情况区内较大河流为常村河，庵川河属泾河Ⅲ级支流，据本次观测结果，常村河流量0.0062～0.1597m3/s（2004.08.08），庵川河流量0.004-0.015m3/s(2004.08.08)，无色、无味、无嗅、清澈、透明，水质类型HCO3—Ca·Mg，矿化度0.217g/L。因地处上游河段，动态不甚稳定，只能作为煤矿建设的临时性水源。本地区是严重缺水地区，随着矿井开采矿井排水量有逐步增大趋势。建设节水型社会，是解决水资源短缺问题最根本、最有效的措施，将矿井排水处理回用是达到节水与治污同步，实现水资源可持续利用，提高水资源利用效率的正确抉择，符合国家的节能减排政策。因此，本设计确定将处理过的矿井排水作为矿井及选煤厂的供水水源，多余的矿井排水经处理后达标排放。2008年8月，郭家河煤矿取得麟游县建设局建设用地的批复和麟游县水利局建设项目取水的批复。1.1.4矿区所在地经济概况麟游县隶属宝鸡市管辖，为全国重点贫困县。受自然条件制约，农村经济十分落后。当地群众多居于土窑洞，全县以农业、林业和牧业为主导经济，工业基础薄弱，矿产资源开发程度低，土地贫瘠，农业广种薄收，产量很低，加之伐木当薪，水土流失严重。农业生产在全县经济中占有重要地位，农业人口7.6万人，占总人口的86.8％，耕地面积30.6万亩，宜林荒山130万亩，宜牧草坡70万亩，发展林牧业的条件得天独厚；粮食作物以小麦、玉米、高梁和薯类为主，经济作物有油菜、胡麻等。目前井田内无工业布局，也无生产矿井。可以预见，随着矿区煤炭资源的开发和利用，区内经济必将得到迅速发展，人文环境也会得到较大改善。图1-1交通位置示意图图1-1交通位置示意图1.2井田地质特征1.2.1地层井田内大部分地区被第四系黄土及第三系红土所覆盖，沿主要沟谷出露白垩系下统洛河组，仅在两亭折灵沟及阁头寺北菊花沟内出露侏罗系中统安定组。依据钻孔揭露及地质填图资料，井田内地层由老至新依次有：三叠系上统铜川组（T2t），侏罗系下统富县组（J1f）、中统延安组（J2y）、直罗组（J2z）、安定组（J2a），白垩系下统宜君组（K1y）、洛河组（K1l），上第三系（N）及第四系更新统（Q2-3）、全新统（Q4）。现由老至新分述如下：1、三叠系中统铜川组（T2t）下部为灰绿～黄绿色块状～厚层状中、细粒长石石英砂岩，夹灰绿色～灰色泥岩。上部为灰绿色中厚层状中、细粒长石石英砂岩与灰～灰绿色粉砂岩、泥岩互层，向上渐以泥岩为主，夹灰黑色页岩与煤线，产软体动物及蕨类植物化石。2、侏罗系下统富县组（J1f岩性多为紫杂色花斑状含铝质泥岩夹铝质粉、细砂岩，含菱铁质鲕粒。底部常见角砾岩，角砾成分多为三叠系砂岩及泥岩碎块，一般厚10～20m，最大67.25m(5-4孔)。3、侏罗系中统延安组（J2y）延安组为含煤地层。岩性为灰～深灰色泥岩、砂质泥岩、粉细砂岩与灰白色中粗粒砂岩互层，中夹炭质泥岩及煤层。厚度0～95.58m(G15-4孔)，平均48.50m，与下伏富县组呈平行不整合接触，或超覆于三叠系之上。4、侏罗系中统直罗组（J2z）根据岩性、岩相旋回分为上下两段：下段为泥质中～粗粒砂岩夹砂质泥岩、粉细砂岩。颜色以灰绿色为主，多带黄绿色，底部为一层灰白色含砾中粗粒砂岩或细砾岩，特征显著，比较稳定，是划分直罗组与延安组界限的标志层。上段为砂质泥岩、泥质粉砂岩夹细～中粒砂岩。颜色以灰绿色为主，常见杂色泥岩夹层，偶见泥质灰岩薄层，顶部较细，颜色较深。本组厚度5.63～76.63m(G34-3孔)，平均39.44m5、侏罗系中统安定组（J2a地表出露于折灵沟、菊花沟内。下部为暗紫红色砂质泥岩，夹灰绿色各种粒级的砂岩，底部为一层厚度较大的灰紫色含砾粗砂岩及细砾岩与直罗组为界；上部为紫红色泥岩、砂质泥岩，夹中～粗粒砂岩及粉红色钙质泥岩，富含钙质结核。本组厚度73.15～194.41m(X27号孔)，平均144.15m6、白垩系下统宜君组（K1y）西部由外围的林家河依次向东出露于西川沟的毛鹿山、折灵沟沟口南北两侧及东部的菊花沟等地。为氧化环境下洪积相与河流相沉积。岩性为灰紫～紫红色巨厚层状粗砾岩夹砂砾岩及粗砂岩薄层或透镜体。砾石成分以花岗岩为主，变质岩次之，含少量石英岩与石灰岩。砾径一般5～8cm，最大50cm以上，分选差，次园状，钙质胶结，坚硬。本组厚度不稳定，厚度6.48~127.13m(G35-5孔)，平均37.84m。横向上，岩性与厚度变化较大，下与安定组呈平行不整合接触。7、白垩系下统洛河组（K1l出露于各主要沟谷两侧陡坡地带，为干旱氧化环境下的平原河流相沉积。岩性为棕红色中～细砂岩，夹同色砂砾岩及砾岩层。砂岩成分为石英、长石，分选较好，胶结疏松。具板状层理及大型交错层理，夹暗棕红色泥岩薄层，东北部的常村河见褐黄色与淡黄色砂岩。砾岩为巨厚层状粗砾岩。砾石成分与宜君砾岩相同，砾径较大，一般0.20～2m，分选极差，以次圆状为主，亦见次棱角～棱角状者。砾石表面因砂泥质充填呈紫红色，胶结疏松。本组由南到北，厚度增大。由东往西，由南而北岩性变化大，一般向北向西，砾岩减少，向东向南，砾岩增多。地表呈峡谷或陡坎，厚35.83～338.09m(C1号孔)，平均162.65m8、白垩系下统华池组(K1h)出露于井田西部长益川。岩性为紫红色、紫灰色与灰绿色泥岩、砂质泥岩夹粉—细砂岩，间夹蓝灰色，为黄褐色与紫杂色等，局部地段夹有巨厚层状中—粗粒砂岩。泥质岩具水平层理及变形原理，见有龟裂纹，裂隙面有石膏薄层，为干旱环境下的湖泊相沉积夹河相沉积，地表出露可见厚度约30m。9、上第三系（N）全区广泛出露。岩性为浅棕红色亚粘土、粉砂质粘土，含钙质结核及石英小砾石、夹多层钙质结核层，底部有厚度不稳定的底砾岩沉积。区内无完整剖面，最大厚度127m，平均120m左右。下与各组呈不整合接触。10、第四系上更新统（Q2+3）分布广泛。岩性为浅棕黄色亚粘土及淡黄色砂质粘土，中下部夹有较密集的棕红色古土壤层，具直立性。本组顺山势南薄北厚，西薄东厚。南北向梁峁两侧，西薄东厚为其分布最大特点。厚度一般120～180m，平均160m，不整合于各组地层之上。11、第四系全新统（Q4）为河流一级阶地、河漫滩冲积层及沟谷坡积层堆积物，厚度5～10m。1.2.2构造1）构造概况本井田位于阁头寺背斜以北。地表大面积为新生界土层所覆盖，沟谷中出露的白垩系地层产状平缓。地质填图及钻孔揭露表明，白垩系构造层走向NE，倾向NW。侏罗系构造层大部分隐伏，仅在井田西部边缘折灵沟及东南部边缘菊花沟出露安定组，分别为两亭背斜及阁头背斜轴部位置。侏罗系构造总体为一走向NEE的缓倾斜褶曲，并伴有少量走向近东西，落差约50m左右的正断层。三叠系中统铜川组为含煤地层的沉积基底，上覆的侏罗系各组起伏形态与其顶面起伏具明显的承袭关系。成煤初期，多表现为不规则的古隆起地貌，线性特征不明显。总之，本井田以发育宽缓的褶曲为主，含煤地层沿走向、倾向的产状变化不大，发育张性断裂构造，无岩浆活动影响。因此，本井田地质构造中等。2）断层地面白垩系地层中有2条断层，本井田深部有断裂构造。1.2.3煤层本地区含煤地层为侏罗系中统延安组，依据岩性、岩相、旋回结构及煤层特征等划分为三段，自下而上依次为第一段、第二段和第三段。1、延安组第一段（J2y1）底部为灰褐色铝质泥岩或铝质粉砂岩，团块状。成分以水云母、高岭石为主，含褐铁矿与菱铁矿质鲕粒，顶部见植物根系化石。中部为厚煤层(3号煤层)，为区内主要可采煤层。上部为深灰色泥岩、砂质泥岩、夹细砂岩薄层，具水平层理、波状层理，含植物叶部化石。结合煤岩特征，该段在煤系地层沉积初期，由高位泥炭沼泽向低位沼泽演变，成煤物质沉积与盆地下沉速度比较稳定，形成巨厚煤层。后期由于盆地沉降速度加快，沉积物质以粗碎屑、泥质为主，结束了成煤过程。井田东部外围为普化古河道区，岩性相变为粗碎屑岩，上部为灰～灰黑色泥岩、砂质泥岩夹粉细砂岩与煤线，中下部为灰白色中粗粒砂岩与含砾粗砂岩，横向与铝质泥岩、厚煤层成同期异相沉积。本段沉积较广，厚度0～59.04m(G15-4号孔)，一般30m左右。2、延安组第二段（J2y2）岩性为深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩与各种粒级的砂岩互层，夹炭质泥岩及次要可采煤层(2煤层)。底部为一层厚度较大的中～粗粒砂岩，与第一段为界。第二段岩性岩相变化较大。中～粗粒砂岩色浅粒粗，成分为石英、长石，分选差，含石英砾石、泥砾，局部钙质、硅质胶结，坚硬。粉细砂岩为浅灰色，分选中等，胶结疏松，具小型斜层理、斜波状层理、波状层理与脉状层理，其中以斜波状层理为特征，含植物化石碎片、碎屑，为河漫相沉积。泥质岩灰—深灰色，具水平纹理，含植物化石，为河漫及局部泥炭沼泽相沉积。本段沉积普遍，受后期冲刷剥蚀，保存厚度不全。厚度0～52.63(G33-7号孔)，一般35m左右。3、延安组第三段（J2y3）受后期强烈剥蚀，在局部地段残留。仅见于井田东部低洼地带的X6、X9、X10、X12、X14、X15号孔及中部低洼地带的个别孔。岩性为灰白色中—粗粒砂岩与灰色粉细砂岩夹砂质泥岩，顶部出现玫瑰红色含铝泥岩。第三段岩性与沉积特征与第二段相似。其差异为：砂岩中石英含量减少，长石与碎屑含量增高，成熟度变差，泥岩中铝质含量增高，特别是顶部紫杂色的出现，标志着成煤环境的结束。本段厚0～25.78m(X10号孔)，平均18.56m1.2.4煤质1)煤的物理性质本井田各煤层属低变质烟煤，物理性质相似，各煤层物理性质见表1-1.由表可见，各煤层的物理性质变化不大，均为黑色，条痕褐黑、棕褐色，沥青光泽，内生裂隙不甚发育，裂隙被方解石脉或黄铁矿薄膜填充。2号煤层为细条带状，均一状结构，3号煤层为条带状，线理状，似均一状结构。层状构造，具贝壳状、阶梯状断口。2)煤岩特征宏观煤岩组分①宏观煤岩组分：2号煤层以暗煤为主，次为亮煤，夹镜煤条带或透镜体，3煤层以亮煤、暗煤为主，夹镜煤条带。各煤层局部丝炭比较富集，呈薄片状或细条带状夹于其它组分之中。②宏观煤岩类型：2号煤层以半暗型煤为主，夹半亮型煤，3号煤层以半亮型煤为主，其顶部为半暗型煤，底部为半暗、暗淡型煤。③显微煤岩组分：各煤层的显微结构具有多种类型，主要有条带状、透镜状、细条带状、线理状等，线理状多出现于3号煤层中。表1-1煤层的物理性质煤层物性2煤3煤3-1煤颜色黑色黑色黑色条痕褐色棕色棕色光泽沥青沥青沥青结构细条带状、均一状条带状、均一状、线理状条带状、均一状、线理状构造层状层状层状内生裂隙(条/cm)5-6/57-10/57-10/5断口贝壳状贝壳状、阶梯状贝壳状、阶梯状火焰红焰、黑烟、不膨焰长、烟浓、微膨～不膨焰长、烟浓、微膨～不膨视密度1.421.431.41真密度1.521.591.50普氏硬度系数0.982.02.0岩石类型半暗型半亮、半暗型半亮、半暗型1.2.5煤的化学特征1）煤的化学成分1．灰分灰分产率：各煤层原煤灰分产率平均值变化在16.22%～18.43%之间，属中灰分煤。经1.4密度液浮选后，各煤层灰分产率平均值为6.15%～6.31%。现将各煤层灰分产率及其变化情况叙述如下：2煤层：原煤灰分产率6.09%～39.18%，平均值18.43%，标准差11.02，依据国家GB/T15524.1-2004评价,属灰分产率变化大的中灰分煤。浮煤灰分产率3.48%～15.56%，平均值6.31%。2煤层主要形成于河流体系之泛滥平原上，由于分布面积小，受多期河流干扰的影响，煤体形态为条带状及透镜状，厚度小，连片性差，主要分布在井田东部及西部，区内大部分样点为低、中灰煤，井田西部部分样点为高灰煤。3煤层：原煤灰分产率7.95%～28.68%，平均值16.22%，标准差3.94，依据国家GB/T15524.1-2004评价,属灰分产率变化小的中灰分煤，浮煤灰分产率4.26%～9.30%，平均值6.15%。3煤层主要发育在河间湿地沼泽体系背景下的聚煤作用，分布面积大，厚煤层与巨厚煤层的赋存较稳定，原煤灰分平面上变化较小，井田区内大范围面积为低灰，只是在成煤隆起周边及井田内中部为中灰分煤，井田东部个别样点为特低灰煤。2．硫分2煤原煤全硫变化在0.20～2.04之间，平均值0.70%，标准差0.45，依据国家GB/T15524.2-2004评价,属硫分变化小的低硫煤；浮煤全硫平均0.36%。2煤层分布于井田东部及西部，连片性差，全硫平面上的变化为，井田东部主要为低硫煤，井田西部少数样点为特低硫及中硫煤；3煤原煤全硫变化在0.07%～2.26%之间，平均0.56%，标准差0.45，依据国家GB/T15524.2-2004评价,属硫分变化小的低硫煤。浮煤全硫平均值0.23%。3煤层全硫在垂向上的变化特点一般为煤层顶、底部较高，中部低。平面上的变化规律：井田内大范围为特低硫煤，只是沿中部边界小范围为低—中硫分煤，成煤隆起周边有孤立的中高硫分样点。3．磷分2煤层原煤磷含量0.001～0.034%，平均值0.011%，属低磷煤；3煤层原煤磷含量0～0.093%，平均值0.020%，属低磷分煤。各煤层浮煤磷含量平均值为0.008%～0.011%，工业用煤质量要求煤中磷分含量小于0.050%。4．氯、砷、氟各煤层氯含量较低，为0%～0.056%之间，平均值0.017%～0.019%均属特低氯煤。原煤氟含量平均值59～80μg/g，浮煤氟含量平均值33μg/g，参考国外资料，自然界煤中氟含量平均值在100μg/g左右，含氟量超过300μg/g的煤属高氟煤，说明本井田各煤层氟含量较低。各煤层砷含量极微，在0～12μg/g之间，平均值3μg/g，浮煤砷含量平均值2μg/g，属Ⅰ级含砷煤，符合酿造和食品工业燃烧用煤要求。对极个别原煤砷含量较高的样点，经浮选后砷含量仍降止8μg/g以下。碳酸盐二氧化碳来源于煤中的碳酸钙、碳酸镁和碳酸亚铁等矿物质。当煤燃烧或加热到高温的过程中，这些矿物质会全部分解，放出二氧化碳。在元素碳分析和挥发分测定中使所测值偏高。由于碳酸盐的分解是吸热反应，对发热量测定结果也有影响。本井田各煤层碳酸盐二氧化碳含量较低，平均值变化在0.53%～2.00%之间。对煤质评价没有影响。2）煤的工艺性能（1）发热量：煤的灰分和水分的影响，将综合反映在发热量的高低上，因此发热量是评价动力用煤的重要指标，本井田各煤层干燥基高位发热量(Qgr,d)平均值在25.75～26.37MJ/kg之间，依据国家GB/T15524.3-2004评价,属高热值煤。各煤层干燥基低位发热量(Qnet,d)平均值为24.98～25.42%MJ/kg，各煤层的浮煤干燥基高位发热量(Qgr,d)平均值为30.01～30.62MJ/kg。（2）可磨性：煤的哈氏可磨性指数是评价粉煤锅炉用煤成粉难易程度的重要参数。该指标与煤的细度、水分和粒度等有关。本井田各煤层原煤哈氏可磨性指数平均值为62%，属中等可磨性煤。（3）煤灰熔融性：本井田各煤层煤灰软化温度(ST)综合平均值1256～1278℃，为中等软化温度灰，其中2煤层以中等软化温度灰为主，次为较低软化温度灰及较高软化温度灰；3煤层主要为中等软化温度灰，次为较低软化温度灰。（4）粘结性与结焦性：各煤层粘结指数(GRI)为0，原煤焦渣特征为1～2，浮煤大部分样点焦渣特征为2～3，说明勘查区煤层粘结性、结焦性差。（5）热稳定性：井田各煤层6～13mm粒度空气干燥的煤样在850℃电炉中加热30分钟测得大于6mm残焦占各级残焦重量(TS+6)为62.3%～66.9%，属较高热稳定性煤。1.2.6井田的水文地质特征区域水文地质特征：井田地表水均属泾河三级支流。较大的河溪为自北向南的郭家河。自北向南流出井田。郭家河流量0.0940m3/s,为常年流水，其它支流多为间歇性小溪，第四系特征：①第四系全新统冲～洪积层孔隙潜水含水层（Ⅰ）呈条带状展布于郭家河河谷中，厚0～15m。具典型的二元结构特征，上部以砂质粘土、粘土及粉砂为主，下部为含水的砂及砂卵砾石层。地下水水位埋深1～4m，含水层厚度3～4m。泉流量0.03～0.22l/s。水质类型HCO3—Ca∙Mg型，矿化度0.50g/l，水温13℃②第四系中上更新统黄土孔隙～裂隙潜水含水层（Ⅱ）分布广泛，谷地山坡均可见到，厚度因地而异，梁峁区5～10m，残塬区厚度大于150m。主要由黄土、砂黄土、古土壤组成，底部有一层厚度变化较大的砂砾石层，属孔隙～裂隙含水层。于沟谷地带普遍出露，泉流量0.008～1.0l/s。川道区水位埋深一般小于5m，含水层厚0.5～1.5m；梁峁残塬区水位埋深10～54m，一般20～30m，含水层厚1.5～10m。水质类型HCO3—Ca，HCO3—Ca∙Mg，矿化度0.468～0.659l/g，水温12～16根据计算结果，矿井开采地段正常涌水量为260.42m3/h。最大涌水量340.6m3

第二章井田境界及储量2.1井田境界2.1.1井田位置与坐标郭家河井田位于陕西省宝鸡市麟游县北部，属陕西省黄陇侏罗纪煤田永陇矿区麟北区。井田北部与丈八井田相邻，西部以长益川为界与园子沟勘查区相邻，南部、东部外围均属规划的麟游区2号勘查区。井田地理座标为：东经107°31′47″～107°42′00″，北纬34°48′00″～34°52′22″。根据国土资源部划定的矿区范围，郭家河井田由8个拐点坐标圈定，开采深度由980m至590m，井田东西长约14.8km，南北宽约8.4km，面积约94.7km2，呈不规则矩形。井田境界拐点坐标详见表2-1。表2-1井田境界拐点坐标一览表序号纬距（X）经距（Y）序号纬距（X）经距（Y）13858437.0036457310.0053856089.0036477100.0023856411.0036458221.0063858665.0036474744.0033853781.0036462009.0073859652.0036467261.0043853760.0036468423.0083859107.0036461486.002.2资源/储量计算2.2.1矿井地质资源量1、资源概况根据《陕西省黄陇侏罗纪煤田永陇矿区郭家河井田勘探地质报告》，本井田可采煤层有2煤及3煤层，其中2煤层分布范围很小，且煤层较薄，有一定开采价值；3煤层属大部分可采煤层。依据国土资源部颁发的标准，郭家河井田的边界示意图2-1-1。根据其规划确定井田内煤层资源量估算的工业指标如下：1)最低可采厚度0.80m；2)原煤最高灰分（Ad）40%；3)原煤最高硫分（St,d）3%；4)原煤最低发热量（Qnet,d）17.0MJ/kg。根据《陕西省黄陇侏罗纪煤田永陇矿区郭家河井田勘探地质报告》，井田各类资源量总计521.49Mt，其中探明的（331）117.41Mt，控制的（332）194.57Mt，推断的（333）170.86Mt。矿井资源量汇总见表2-2。表2-2矿井资源量汇总表单位：Mt煤层331332333合计比例(%)2煤0.000.0020.0220.024.223煤117.41194.57170.86448.6794.643-1煤5.355.351.14总计117.41194.57196.23474.04100.002、矿井工业资源/储量本设计在设计可采煤层时只考虑3号煤层，其中3号煤层可采厚度变化范围在0.8～16.83m，平均厚度为7m，平均倾角30，总体呈近水平分布，所以不分块计算储量。根据《陕西省黄陇侏罗纪煤田永陇矿区郭家河井田勘探地质报告》，井田内3煤层资源量估算总面积为5909.00×104m2，本矿井无边际经济基础储量2M11或2M22。因此，矿井工业资源/储量按下式计算：矿井工业资源/储量=111b+122b+333kk—可信度系数，本矿井地质构造中等，煤层赋存较稳定，k值取0.80。经计算，矿井工业资源/储量为448.67Mt。3、矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量为矿井工业资源/储量减去设计计算的防水煤柱、井田境界煤柱、地面建(构)筑物煤柱等永久煤柱损失量后的资源/储量。Zs=（Zg-P1）式中：Zs——矿井设计资源/储量，万t；P1——断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建(构)筑物煤柱等永久煤柱损失量后的资源/储量之和。1）井田边界保护煤柱井田边界保护煤柱留20m宽，cad中测出井田边界周长为32679m，则井田边界保护煤柱损失量为642.0723万t。2）断层保护煤柱断层F1与F2留设煤柱50m宽，两断层总长7600m，则断层保护煤柱损失量为：1117.23）其他保护煤柱对于井田内的输电线路、公路等，均不考虑留设煤柱，而采取井上、下的综合技术措施和加强维护进行处理。村庄煤柱：井田内村庄数量较多，但比较分散，规模较小，设计村庄不留煤柱，按搬迁考虑。经计算矿井设计资源/储量为431.08Mt。见表2-3。表2-3矿井设计资源/储量计算表单位：Mt煤层工业资源/储量永久煤柱损失矿井设计资源/储量井田境界断层煤柱合计3煤448.676.4211.1717.59431.084、矿井设计可采储量矿井设计资源/储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘采区回采率为矿井设计可采储量。Zk=（Zs-P2）×C式中：Zk——矿井可采储量，万t；P2——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和；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。1）工业广场保护煤柱工业广场按=1\*ROMANI级保护留围护带宽度20m，工业广场面积由设计规范确定，取30公顷。设计根据计算对其留设保护煤柱，本矿的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-4。表2-1矿井地质条件及冲积层和基岩层移动角广场中心煤层深度煤层倾角α煤层厚度冲积层厚度冲积层移动角Φ走向移动角δ下山移动角γ上山移动角βm°mm°°°°700378045757570由此根据上述已知条件，画出如图2-1所示的工业广场保安煤柱的尺寸，并由图得出保护煤柱的尺寸为：图2-1工业广场保护煤柱如上图所示.从开拓平面cad中圈出保护煤柱面积为94.30×104m2，经计算，则工业广场保护煤柱压煤量为924.14万t。2）主要井巷保护煤柱主要井巷指井筒、井底车场、大巷、石门等，由于井筒和井底车场位于工业广场内，则不计算煤柱。而煤层厚度大，大巷煤柱的留设按主要井巷的两侧各留设50m保护宽度。从开拓平面cad图测的保护煤柱的面积为200×104m2，经计算可得保护煤柱为1965.8976万t。3）开采损失根据设计规范，依据本矿井开采条件和各煤层赋存厚度情况，采区回采率按75％～85％计。其中厚煤层不小于75%，薄煤层不小于85%。本设计取75%。经计算矿井设计可采资源/储量为301.44Mt。见表2-5。表2-5矿井设计可采资源/储量估算表单位：Mt煤层矿井设计资源/储量工业广场煤柱主要井巷煤柱小计开采损失矿井设计可采储量采区回采率损失煤量可采储量301.443煤431.819.2419.6529.8975%100.48

第三章矿井设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度矿井年工作日330d，工作制度采用三八制，每天二班生产，一班检修，每天净提升时间为16h，矿井的服务年限为75a。3.2矿井设计生产能力根据前面的计算，本矿井设计生产能力为3.0Mt/a。设计在分析资源条件、外部建设条件、市场供需情况、开采条件、技术装备、煤层及工作面生产潜力与经济效益等基础上，认为矿井生产能力确定为3.0Mt/a是适宜和可靠的，其理由如下：1)矿井资源/储量丰富矿井资源储量是决定矿井设计生产能力的主要因素之一。本井田拥有工业资源/储量448.67Mt，扣除各种煤柱和开采损失以后，可采储量为301.44Mt。按生产能力为3.0Mt/a计算，考虑1.40的备用系数，矿井的服务年限为75a；2)外部建设条件较好，煤炭用户可靠本矿井电源拟取自宝鸡电网在郭家河工业场地新建的110kV郭家河区域变电站，水源取用经处理后的矿井排水，目前郭家河矿井已与地方有关部分签定了供水和供电协议，电源水源均比较可靠，地方政府对项目建设大力支持，凤翔至招贤（马家沟门）的矿区铁路已经纳入陕西省“十一五”规划，矿区煤炭可沿该铁路运至长青工业园，外部建设条件较好。郭家河煤矿的用户为长青工业园，该工业园未来将建成以宝二电公司为核心的电力能源产业群和东岭集团ISP项目为核心的冶金化工企业群以及宝鸡煤化工基地。根据长青工业园的发展规划预计，到2020年，仅长青工业园一年的煤炭需求量就达到10.0Mt。矿区煤炭资源的开发有着广阔的市场前景，郭家河煤矿作为麟北区第一对建设的大型现代化矿井，目标用户市场可靠。3)煤层赋存条件好、开采技术条件优越本井田主要开采3煤，平均厚度7m，为厚煤层，倾角绝大部分区域在6°以下，为近进水平煤层，赋存稳定。区内断裂构造少，地质构造复杂程度属中等，水文地质条件简单，瓦斯含量低，煤层顶底板条件一般。综合来看，井田煤层赋存稳定，开采技术条件优越，有利于大型采掘设备生产能力的发挥，有利于建设现代化的安全高效矿井。根据国内相似条件的矿井生产经验，矿井可以保证3.0Mt的设计生产能力。综上所述，设计认为本矿井资源比较丰富，外部建设条件好、煤层条件较好、煤质优良、市场潜力大，开采技术条件较好，适于建设大型矿井。根据煤层工作面生产潜力和矿井可采储量，结合矿区总体规划，矿井设计年生产能力确定为3.0Mt/a。3.3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3号煤层平均7m，为厚煤层，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，可以布置一个综放工作面保产。2）辅助生产环节的能力校核矿井设计为特大型矿井，开拓方式为双立井单水平开拓，主立井采用箕斗运煤，副立井也采用罐笼辅助运输，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平巷胶带输送机到带区煤仓，再到大巷到井底煤仓，再经主立井箕斗提升至地面，运输能力大，自动化程度高。副井运输采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用电机车运输，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，瓦斯涌出量小，属低瓦斯矿井。矿井前期采用中央并列式通风，后期采用中央分列式通风，东区、西区各布置一个风井，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不同矿井设计生产能力时矿井服务年限表矿井设计生产能力（万t/a）矿井设计年限（a）第一水平设计服务年限煤层倾角<25°25°-45°>45°600及以上7035300-5006030120-2405025201545-9040201515

第四章井田开拓4.1井口及工业场地位置选择4.1.1影响井口及工业场地位置选择的主要因素1）、地面地形条件本井田位于页岭以北，属陇东黄土高原南部边缘地带，总的地形呈南高北低之势，地面山川蜿蜒曲折，连绵不绝，属沟岭相间的残塬沟壑地貌。地形较复杂，仅在井田中部偏北处较宽缓。2）、外部条件陇海铁路从矿区南侧东西向通过，宝鸡～中卫铁路从矿区西侧南北向通过，在宝鸡市陈仓与陇海线相接，并在凤翔县长青镇设有编组站。西安～平凉铁路从矿区北侧东西向通过，规划的宝鸡二电厂铁路专用线经过矿井。西（西安）宝（宝鸡）高速公路从矿区南部东西向通过，S210省道从矿区西部南北向通过，S306省道从矿区南部东西向通过。矿区范围内现有道路等级较低。根据宝鸡电力部门制定的永陇矿区110kV变电站电网规划方案，确定在麟游县新建1座区域性郭家河110kV变电站。矿井电源拟取自宝鸡电力部门规划的郭家河110kV变电站。3）、矿区总体规划根据永陇矿区总体规划，本井田的煤炭用户主要为长青工业园，运输方向为西南，规划的矿区铁路专用线、场外公路均沿井田西部的长益川布置。4）、工程地质条件井田井巷围岩为各粒级砂岩及砂泥岩，属层状沉积岩类。岩性变化较大，岩体以层状～薄层状结构为主，岩体质量一般～特好，工程地质条件中等类型。斜井与立井开拓都能适应。5）、煤层开采技术条件及水文地质条件本井田瓦斯含量低，煤层顶底板稳定性较差，水文地质条件简单。井口及工业场地位置的选择受煤层开采技术条件和水文地质条件的影响和制约较小。井田内可采煤层为3煤层，煤层倾角一般为6°以下。井田内煤层厚度自井田中央向边缘逐渐变薄，总体均匀。在井田煤层分布较广的北部区域，煤层赋存大体北高南低。因此，从煤层赋存特征看，井口位置应靠近井田北部布置。6）、勘查程度及高级资源量分布井田内勘探程度较高的区域集中在井田中部偏北区域，南部煤层厚度较薄，勘探程度较低，因此，从井田资源勘探程度分布来看，井口位置应靠近井田中部偏北布置。总结上述条件，本矿井的工业场地选取在井田中部偏北的宽缓地带，井口布置在工业场地内。4.2井筒形式的对比4.2.1井筒形式的确定1）井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。具体见表4-1。本矿井煤层倾角小，平均3°，为近水平煤层；表土层厚约80~130m，无流沙层；水文地质情况中等—简单，涌水量不大。表4-1井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平硐1运输环节和设备少、系统简单、费用低。2工业设施简单。3井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用。4施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。5煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：1井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少。2地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便。3主提升胶带化有相当大提升能力。能满足特大型矿井的提升需要。4斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：1井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限。2通风线路长、阻力大、管线长度大。3斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井1不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。2井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。4井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求。1井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平。2井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。2）井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此，井筒位置的确定原则：1）沿井田走向的有利位置当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。3）有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的工程量，节省投资和缩短建井工期。4）地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒不穿过或少穿过流沙层，较大的含水层，较厚冲积层，断层破碎带，煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及高应力区。5）井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。6）井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。由于本井田倾角平缓，厚度变化小，且距离东部国道近。故把井筒置于井田中央，即工业场地之中。3）井筒数目为了满足井下煤炭的提升，需设置一主井，辅助提升及进风设置一副井。因为低瓦斯矿井，但井田面积较大，表土层厚度大，通风难度较大，所以再另设中央风井，后期在东西两井田边界各开设两风井用做回风。共计五个井筒。4.3开拓方案的对比4.3.1开拓方案经过分析，提出了以下四种开拓方案，分述如下：方案一：立井单水平开拓主、副井筒均为立井，布置于井田中央偏北少许，只设一个水平(标高+680)。运输大巷布置在煤层中，沿底板掘进，见下图4-1。方案二：斜井单水平开拓主、副井筒均为斜井开拓，井口布置于井田中央偏北，只设一个水平（标高+590）。运输大巷布置在煤层中，沿底板掘进。见下图4-2。方案三：立井两水平开拓主、副井筒均为立井开拓，布置于井田中央偏北，第一水平标高+680，通过暗立井延伸到标高+590的第二水平。运输大巷布置在煤层中，沿底板掘进。见下图4-3。方案四：立井两水平加暗斜井开拓主、副井筒均为立井开拓，布置于井田中央偏北，第一水平标高+680，通过暗斜井延伸到标高+590的第二水平。运输大巷布置在煤层中，沿底板掘进。见下图4-4。4.3.2开拓方案比较1）、基价查询在进行开拓方案比较前，从《煤炭建设井巷工程概算定额》（2007基价）中查出相应各部分的基价。其中主立井井筒直径7.8m，副立井井筒直径7.8m，主斜井净断面面积为15.5m2,倾角162）、粗略经济比较以上所提前方案一和方案二大巷布置以及水平数目均相同，区别在于井筒形式和位置以及水平标高不同，以及部分基建、生产费用不同。方案一和方案二主井形式不同。方案一主井为立井，立井开拓不受煤层倾角、厚度、瓦斯及水文等自然条件的限制。斜井开拓虽然掘进速度快，但本矿井表土层相对较厚，不利于立井施工，同时煤层埋深较大，斜井井筒过长导致压煤过多。井田内3号煤厚度大、倾角小、赋存稳定，涌水量小，立井的优点突出，所以方案一相对方案二更适合本井田的开拓。通过计算方案一和方案二的粗略估算费用，分别见表4-2和4-3。表4-2立井单水平开拓粗略估算费用表项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段8135870108.69403.86基岩段32.391385295.17副井开凿表土段8219626175.70482.69基岩段30.899672306.99井底车场岩巷12024226290.71290.71小计/万元1177.62生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元·t-1·km-1费用/万元立井提升1.2301004031.623116.80排水涌水量/m3·h-1时间/h服务年限/a基价/元·h-1·m-3费用/万元260.428760750.284790.69小计/万元27907.49合计/万元29084.75表4-3斜井单水平开拓方案估算费用表项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段24.364168155.92800.87基岩段125.751309644.95副井开凿表土段24.164168155.92793.17基岩段124.251309637.25井底车场岩巷11024226266.48266.48小计/万元1860.52生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元·t-1·km-1费用/万元斜井提升1.2301001.4500.4221997.08排水涌水量/m3·h-1时间/h服务年限/a基价/元·h-1·m-3费用/万元260.428760750.325475.07小计/万元27472.15合计/万元29332.67以上所提方案三和方案四井筒形式、位置以及水平划分一致，区别在于第一水平向第二水平延伸时所选择的方式。方案三采用立井直接延伸而方案四采用暗斜井延伸。下面对这两方案进行粗略经济比较，分别见表4-4和4-5。表4-4立井两水平开拓项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段8135870108.69495.24基岩段42.391385386.55副井开凿表土段8219626175.70579.41基岩段40.599672403.67井底车场岩巷12041874418.74402.48二水平石门岩34689.34小计/万元2256.45生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元第一水平1.2114000.4021.68798.98第二水平1.2187000.5091.618275.14排水涌水/m3时间/h服务年限/年基价/元费用/万元2608760750.46832.86石门运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元费用/万元二水平石门1.2110831.590.48458.54小计/万元40801.40合计/万元43057.85表4-5立井两水平暗斜井延伸开拓项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段8135870108.691261.81基岩段42.391385386.55斜井段149.451309766.55副井开凿表土段8219626175.701345.52基岩段40.599672403.67斜井段149.451309766.55井底车场岩巷10041874418.74418.74小计/万元3026.77生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元立井提升1.2301000.4021.623232.38暗斜井提升1.2110380.1100.42614.44排水涌水/m3时间/h服务年限/年基价/元费用/万元2608760750.46832.86小计/万元30679.76合计/万元33779.49通过上述表格中的数据比较说明，方案四相比于方案三虽然在基建费用上要多出一些，但二水平利用斜井提升大大节约了提升成本，使生产费用更为合理，所以方案四更为经济适用。经过以上技术分析、比较，在结合粗略估算费用结果，在方案一、二中选择方案一：立井单水平开拓。在方案三、方案四中选择方案四：立井两水平暗斜井延伸开拓。下面再对初选方案一和方案四作进一步详细经济比较。3）、详细经济比较通过示意可知初选方案中方案一、方案四的主要差别在于：（1）方案一为立井单水平开拓，而方案四为立井两水平暗斜井延伸开拓，二者后期基建费用不一样。（2）方案一、方案四的大巷工程量不同，且选取的位置和数目也不一样，所以二者的运输费用不同。（3）方案一后期采用暗斜井延伸，提升费用不同。分别计算出两方案初期、后期基建费、生产经营费并列表如下：表4-6立井单水平开拓项目数量/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8135870108.69403.86基岩段32.391385295.17副井开凿表土段8219626175.70482.69基岩段30.899672306.99井底车场岩巷12024226290.71290.71小计/万元1177.62生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元·t-1·km-1费用/万元立井提升1.2301000.4031.623116.80排水涌水量/m3·h-1时间/h服务年限/a基价/元·h-1·m-3费用/万元260.428760750.284790.69大巷运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元·t-1·km-1费用/万元1.2301003.10.444788.80上山运输系数煤量/万t平均运距/km基价/元·t-1·km-1费用/万元1.256171.10.43558.93小计/万元76255.22合计/万元77432.84表4-7立井两水平暗斜井开拓项目数量/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8135870108.69403.86基岩段32.391385295.17副井开凿表土段8219626175.70482.69基岩段30.899672306.99井底车场岩巷11024226290.71290.71小计/万元1177.62后期基建费用主井开凿斜井段149.451309766.50766.50副井开凿斜井段149.451309766.50766.50二水平大巷2360418704940.669861.32小计/万元11414.32生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元费用/万元立井提升1.2301000.4021.623232.38暗斜井提升1.2110830.1100.42614.44排水涌水/m3时间/h服务年限/年基价/元费用/万元260.428760750.47057.05运输系数煤量/万t运输距离/km基价/元费用/万元一水平大巷1.2190173.20.429210.11二水平大巷1.2110833.00.415959.52二水平大巷维护系数数量/10m服务年限/年基价/元费用/万元1.22360362702.32765.30小计/万元76838.84合计89430.78将两方案的初期基建费用、后期基建费用以及生产费用汇总如下表：表4-8费用汇总表项目方案方案一方案四费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期基建费用1177.621001177.62100后期基建费用0011414.32100生产费用76255.2210076838.85100.7总费用77432.8410089430.78115由以上对比结果可知，方案四的费用明显高于方案一的费用，且方案一的系统更简洁，综上所述，选取最终方案为：立井单水平开拓。开拓平面图见图4-5。4.4矿井的基本巷道4.4.1井筒矿井共有五个井筒，分别为主立井、副立井、中央风立井、东回风立井、西回风立井。1）、主立井位于矿井工业场地，担负全矿井3.0Mt/a的煤炭运输。井筒内装备两对20t箕斗。井筒断面为圆形，直径7.8m,表土层段掘进毛断面面积为80.12～93.31m2,基岩掘进断面面积为62.21m22）、副立井位于矿井工业场地，担负全矿的材料和设备提升。井筒内设有两趟排水管路，并敷设动力电缆。井筒断面形状为圆形，直径7.8m,表土层掘进断面面积为80.12～93.31m2,基岩掘进毛断面面积为62.21m2,井筒断面布置如图3）、中央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4-8。4）、东回风立井位于矿井井田边界东部，担负矿井东区的全部回风，井筒净直径为6.6m，净断面面积为34.21m2，表土层掘进毛断面积为62.21～65.04m2，基岩段掘进毛断断面积49.02m2，井深400m。5）、西回风立井位于井田边界西部，担负矿井西区的全部回风，井筒净直径为6.6m，净断面面积为34.21m2，表土层掘进断面积为62.21～65.04m2，基岩段掘进断面积49.02m2，井深400m。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。4.4.2主要开拓巷道辅助运输大巷和主运输大巷分别沿煤层底板岩层和煤层内掘进，巷道坡度为3‰～5‰。主、辅运输大巷均为锚梁网索喷支护拱形断面，掘进宽度为4.8m，高为3.9m设计掘进断面为14.2m2和16.2m2。辅助运输大巷和主运输大巷断面特征如图4-9和图4-10。

图4-5开图平面图图4-6主井井筒断面

图4-7副井井筒断面

图4-8中央风井井筒断面图4-9胶带运输大巷断面图图4-10轨道大巷断面图

第五章准备方式——带区巷道布置根据西二带区煤层地质情况，本设计采用带区准备方式。具体如下：5.1煤层地质特征为了有利于矿井早投产，资金早回笼，缓解前期建设资金的紧张状况，本设计选用西二带区3205分带为首采区，设计如下：5.1.1带区位置西二带区走向长平均2416.5m，倾向长平均1910.5m。带区内划分为10个倾斜分带，分带平均长1860.6m。设计首采区（西二带区）位于井田西北部，接近井底车场，由井底车场至大巷120m5.1.2带区煤层特征带区内含煤地层为3号煤，煤层平均厚度7.2m左右。煤层为较稳定、结构简单，局部含一层泥岩夹矸，偶见两层夹矸的中厚煤层。全区稳定可采。该煤层倾角在3°～5°；容重为1.4t/m3，硬度2.0左右；井田内瓦斯含量普遍较低，一般相对瓦斯涌出量小于1.732m35.1.3煤层顶底板岩石构造情况3煤层顶板以砂岩为主，完整性和稳定性较好，顶板较易管理，底板一般不会发生“底鼓”。5.1.4水文地质矿井预计正常涌水量260.42m3/h。5.1.5地质构造带区内地质构造简单，煤层倾角平均4°，总体呈近水平。经初步勘探无断层，，煤层赋存情况较好。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布置在煤层中，辅助轨道大巷布置在煤层底板稳定岩层中。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5m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；倾向长1972.6m，平均厚7.2m，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210m；两斜巷设计均为矩形断面，其中运煤斜巷宽为4.5m，高为3.2m；进风斜巷宽4.1m，高3.2m；分带宽B=210+4.5+4.1=218.6（m）。（3）开采顺序首采带区为西二带区的3205分带，然后依次开采西四带区、西六带区、西八盘区、东一盘区、东三带区、东五带区、东七带区。；由于带区采用沿空掘巷，各分带之间跳采，首采工作面为3205工作面，然后隔3个分带开采3209工作面。特别注意开采“孤岛”工作面的时候加强支护。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，由主井箕斗提升至地面；带区内辅助运输采用无极绳绞车5.2.3带区生产系统带区生产系统包括运煤系统、辅助运输系统、通风系统、排矸系统、供电系统、排水系统等，具体设计如下：（1）运煤系统煤由工作面刮板运输机→斜巷转载机、破碎机→斜巷胶带输送机→大巷胶带输送机。（2）辅助运输系统工作面设备材料经副井罐笼至井底车场，由矿车经大巷，转由绞车拉至工作面。运输路线如下：副井→轨道大巷→进风运料斜巷→3205工作面。（3）通风系统带区3205工作面风流路线为：副井→轨道大巷→运料进风斜巷→3205工作面→运输回风斜巷→胶带运输大巷→中央风井。（4）排矸系统胶带运输大巷巷道沿煤层底板掘进，矿井投产后，基本不产生矸石；轨道大巷在煤层底板岩层中掘进，产生大量矸石，前期用于地面铺填，后期一方面用于采空区充填，一方面用连续牵引车排弃在井下废旧巷道中，矸石不出井，但在地面仍需设一定的排矸系统。（5）供电系统供电：地面变电站→副井→中央变电所→轨道运输大巷→回风运输斜巷→工作面。（6）排水系统在工作面进风运料斜巷敷设一趟6寸管路，同时在其低洼处建一水窝，水由工作面排到水窝，再由水窝通过排水管排出。在水窝处备两台55KW水泵，一台使用，一台备用。水流方向：工作面→进风运料斜巷→轨道大巷→副井井底水仓→地面。见带区开拓图示意图4-2。5.2.4带区内巷道掘进方法带区内所有工作面斜巷均沿煤层内掘进，主要采用掘进机掘进，锚杆及时支护相配合；部分岩石斜巷采用炮掘巷道快速掘进技术，主要通过实现炮掘工艺中掘、支、运三大工序的爆破深孔化、支护合理化、装运机械化及其之间的优化配置，从而最大限度提高单进水平和劳动效率，改善安全环境和工程质量，降低巷道成本的实用技术。主要包括：中深孔爆破、锚杆成套支护等。铲车完成材料、设备的运送、搬移以及巷道浮煤的清理工作。锚杆钻机配合锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。掘进通风：采用局扇为掘进面供风。每个掘进工作面配备两台FD-Ⅱ型2×55KW局扇，通风方式为压入式。5.2.5带区生产能力及采出率（1）带区生产能力由于7.2m综放工作面产量大，只布置一个工作面即可满足矿井产量要求。1）工作面的采煤机生产能力，按下式计算：（5-1）式中：——工作面采煤机生产能力，Mt/a；——综采面煤层高度，m；——煤层容重，t／m3；——工作面长度，m；——采煤机截深，m；——工作面昼夜进刀次数；——工作面割煤回采率，取0.95。已知=7.2m，=1.4t／m3，=210m，=0.8m，=6，=0.95，将各值代入公式（5-1），可得：=330×7.2×1.4×210×0.865×6×0.95×10-6=3.185（Mt/a）工作面年产量=3.255（Mt/a）2）准备掘进和端头生产能力工作面共布置两条斜巷：运煤斜巷宽为4.2m，高为3.2m；回风斜巷宽4.1m，高（5-3）式中：——准备掘进和端头生产能力，Mt/a；——运煤斜巷宽度，m；——回风斜巷宽，m；——煤层厚度，m；——巷道长度，m；——煤层容重，t／m3；——综合考虑掘进和回采率，取0.70。已知=4.2m，=4.1m，=7.2m，=1990m，=1.4t／m3，=0.70，将各值代入公式（5-3），可得：=（4.2+4.1）×7.2×1990×1.4×0.70×10-6=0.120（Mt/a）总上，矿井设计井型为3.0Mt/a，带区生产能力3.375Mt/a，能满足矿井的产量要求。（2）带区采出率带区内的煤炭损失主要包括初采、末采丢煤，工艺损失，端头损失，保护煤柱损失等，因此带区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。带区内实际采出煤量与带区内工业储量的百分比称为带区采出率。按下式计算：带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量×100%带区内工业储量为：4.52Mt带区内实际采出煤量为：3.94Mt则：带区采出率=3.94/4.52×100%=87.3%根据《煤炭工业设计规范》规定：采（带）区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采带区采出率为85%，符合《煤炭工业设计规范》规定。5.3带区车场选型设计带区煤层倾角小，平均4°，为近水平煤层。轨道大巷位于煤层底板约23m处，大巷采用由架线式电机车牵引小矿车运输，因此，轨道斜巷与大巷连接处需设立车场：连接处转角30°，曲线半径15m；设15°斜巷，长约100m，顶端设一部SDJ—28A绞车，用于辅助提升；在距绞车15m处转角30°，曲线半径为15m，开石门，连接到运输由于工作面斜巷与大巷都采用胶带运输，故运煤斜巷直接与胶带运输大巷相连，不设带区煤仓。井底中央变电所至首采带区的供电系统电路压降不大，不布置带区变电所。带区下部车场如下图5-1所示。1-轨道大巷2-胶带运输大巷3-材料斜巷4-绞车房5-带区轨道斜巷6-绞车房回风巷图5-1带区下部车场图5-2带区巷道布置图第六章采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1带区煤层特征及地质条件带区所采煤层为3#煤层，平均厚度7.2m,，煤层倾角3～5°，为近水平煤层，结构单一，赋存稳定。带区内无大断层影响。普氏硬度系数为2.0，煤的容重为1.4t/m3。煤层直接顶为砂质泥岩，厚度4～9m；老顶为砂岩，厚度2～5m；直接底为粉砂质泥岩，厚度1.2m；老底为细砂岩，厚度4.25m。首采区瓦斯涌出量为1.173m3/t，煤无自燃倾向性，煤尘无爆炸性。正常涌水量为260m3/h.6.1.2确定采煤工艺方式根据带区地质条件及煤层特征，选择综合放顶煤回采工艺，其优点如下：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；6.1.3确定工作面长度影响工作面长度的因素：1）地质因素，包括煤层厚度、倾角、围岩性质、地质构造；2）技术因素，包括采煤机、输送机、顶板管理、工作面通风巷道布置；3）经济因素。综合机械化采煤工作面长度一般为150~250m，每个工作面长度尽可能保持一致。以首采带区为例，带区走向长度1972m，工作面长为210m。6.1.4回采工作面破煤、装煤方式工作面采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入溜槽。双滚筒采