采矿工程毕业设计（论文）-姚桥煤矿3.0Mta新井设计

中国矿业大学2016届本科生毕业设计第I页目录一般部分1矿井概况及井田地质特征 11.1矿区概况 11.1.1地理位置与交通情况 11.1.2地形、地貌 21.1.3气象与地震 21.1.4井田位置、井田面积及相邻矿井边界关系 21.2井田地质特征 21.2.1井田地质概况、地层、含煤地层及构造情况 21.2.2水文地质情况及开采技术条件 31.3煤层特征 52井田境界和储量 72.1井田境界 72.1.1井田边界 72.1.2可采煤层 72.1.3井田尺寸 72.2矿井工业储量 82.2.1储量计算基础 82.2.2安全煤柱留设原则 82.2.3矿井地质储量 92.2.4矿井工业资源储量 102.3矿井煤炭设计储量 102.3.1永久煤柱损失量 112.3.2矿井设计储量 112.4矿井设计可采储量 122.4.1工业广场煤柱 122.4.2主要井巷保护煤柱煤量 132.4.3矿井设计可采储量 133矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 143.1矿井工作制度 143.2矿井设计生产能力及服务年限 143.2.1确定依据 143.2.2矿井设计生产能力 143.2.3矿井服务年限 143.2.4井型校核 154井田开拓 174.1井田开拓的基本问题 174.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标 174.1.2工业广场的位置 194.1.3开采水平的确定和带区的划分 194.1.4主要开拓巷道 194.1.5矿井开拓延深及深部开拓方案 204.2矿井基本巷道 254.2.1井筒 254.2.2井底车场 274.2.3大巷 295准备方式—带区巷道布置 325.1煤层地质特征 325.1.1带区位置 325.1.2带区煤层特征 325.1.3煤层顶底板岩石构造情况 325.1.4水文地质 325.1.5地质构造 325.2带区巷道布置及生产系统 325.2.1带区准备方式的确定 325.2.2带区巷道布置 325.2.3带区生产系统 335.2.4带区内巷道掘进方法 355.2.5带区生产能力及采出率 365.3带区车场选型 376采煤方法 396.1采煤工艺方式 396.1.1带区煤层特征及地质条件 396.1.2采煤工艺方式确定 396.1.3回采工作面参数 406.1.4回采工作面破煤、装煤方式 406.1.5采煤工作面支护方式 436.1.6端头支护及超前支护 456.1.7采放比、放煤步距、放煤方式 466.1.8各工艺过程注意事项 476.1.9回采工作面正规循环作业 486.2回采巷道布置 506.2.1回采巷道布置方式 506.2.2回采巷道支护参数 517井下运输 537.1概述 537.1.1井下运输原始数据 537.1.2运输距离和货载量 537.1.2井下运输系统 547.2煤炭运输方式和设备的选择 557.2.1煤炭运输方式的选择 557.2.2带区设备的选型与验算 557.3大巷运输设备选择 567.3.1运输大巷设备选型 567.3.2辅助运输大巷设备选型 578矿井提升 598.1矿井提升概述 598.2主副井提升 598.2.1主井提升 598.2.2副井提升 619矿井通风及安全 639.1矿井概况、开拓方式及开采方法 639.1.1矿井地质概况 639.1.2开拓方式 639.1.3开采方法 639.1.4变电所、充电硐室、火药库 639.1.5确定工作制、人数 639.2矿井通风系统的确定 639.2.1矿井通风系统的基本要求 639.2.2矿井通风方式的选择 649.2.3矿井主要通风机工作方式的选择 649.2.4带区通风系统的要求 659.2.5工作面通风方式的选择 659.3带区及全矿所需风量 669.3.1采煤工作面实际需要风量 669.3.2备用面需风量的计算 679.3.3掘进工作面需风量 679.3.4硐室需风量 689.3.5其它巷道所需风量 699.3.6矿井总风量的计算 699.3.7风量分配 699.4矿井通风总阻力计算 709.4.1矿井通风总阻力计算要求 709.4.2矿井最大阻力路线 709.4.3计算矿井通风阻力 719.4.4矿井通风总阻力 739.4.5总等积孔 739.5矿井通风设备选型 749.5.1主要通风机选型 749.5.2自然风压 749.5.3主要通风机工作风压 759.5.4初选通风机 759.6防止特殊灾害的安全措施 779.6.1瓦斯管理措施 779.6.2煤尘的防治 779.6.3预防井下火灾的措施 789.6.4防水措施 7810矿井基本技术经济指标 79参考文献 81专题部分 浅析高应力临空巷道围岩变形特征和控制机理 82参考文献 98英文原文 99中文译文 1122.1巷道埋深 832.2巷道围岩基本的物理力学性质 843高应力临空巷道围岩变形破坏形式和特征 863.1巷道围岩变形破坏形式 863.2高应力邻空巷道塑性区分布特征 893.4巷道围岩应力分布特征 924高应力临空巷道变形控制机理 934.1围岩体物理力学性能优化 934.2破碎围岩体完整性 945结论 96致谢 1231矿井概况及井田地质特征1.1矿区概况1.1.1地理位置与交通情况姚桥煤矿座落在江苏省沛县和山东省微山县境内，昭阳湖西畔，距江苏省徐州市西北大约82km，距沛县县城约17km，距微山县县城约10km。区内铁路交通方便，有徐（州）沛（屯）铁路专用线，在沙塘与陇海铁路线接轨，支线直达姚桥煤矿。沛屯集配站距各大城市距离见表1-1。表1-1沛屯集配站距各大城市距离铁路沛屯集配站至单位：km沙塘徐州连云港上海浦口北京兖州石臼所63.382.4305833422893243.4543.4井田区内公路交通也十分方便，徐州至济宁省级公路从矿井西侧穿过，东与京沪高速公路相连。京杭大运河从矿区东部通过，可供100吨级机船常年航行，水路交通也较为方便。矿井交通位置图见图1-1。图1-1矿区概况1.1.2地形、地貌姚桥井田地貌属黄淮冲积平原，为第四系地层覆盖地区，矿井陆地部分地势平坦，略向东倾斜，陆地地面高程33.54～37.47m。1.1.3气象与地震（1）气象姚桥煤矿所在地气候属北温带鲁淮区气候，具有长江流域和黄河流域过渡性特点。冬季多在大陆性冷高压控制下，天气寒冷干燥；春季冷暖气团交错，天气多变，干旱少雨夏季处于副热带高压边缘，高温多雨；秋季阳光充足，天高气爽，四季分明。年平均降雨量789.2mm，平均降水日81.8d，雨季开始6～7月，极端降水1178mm/a（1971年）和492.4mm/a（1981年），最大日降水量393mm/d（1971年）。年平均气温13.8℃，七月最热（27℃），一月最冷（-1.1℃）霜期约170d。（2）地震姚桥煤矿位于大地构造体北断块区的南部，秦岭东西构造带东段，新华夏系第二隆起带的西侧，东距郯城庐江断裂带约150km，西距聊城断裂带约160km，附近有丰邳断裂、沛县断裂、微山断裂等次一级断裂构造。矿区具有发生五级左右地震的条件。较大地震条件不明显，造成破坏性影响的主要是来自邻区的大震。国家地震局1976年9月地震烈度区划资料本区属七度地震区。1.1.4井田位置、井田面积及相邻矿井边界关系井田处于江苏省沛县杨屯镇与山东省微山县张楼乡境内，北与上海大屯能源有限公司龙东煤矿接壤；南与上海大屯能源股份有限公司徐庄煤矿相邻；西北徐州矿务集团三河尖煤矿毗邻，东为山东微山崔庄煤矿。姚桥井田的范围：以国土资源部2009年2月19日批准的采矿许可证中10个拐点坐标圈定的范围为准，井田面积走向长度9.32km，倾斜长度3.44km，采矿登记面积为32.0608km2，开采深度为-350m～-950m。由于本井田范围第四系冲积层较厚，无小煤矿及老窑。姚桥煤矿矿区范围拐点坐标见表1-2。表1-2姚桥煤矿矿区范围拐点坐标点号XY点号XY点号XY1386030035487400238616503548743033865930354885704386720035489850538697003549094063869050354934007386575035492550838636703549156093860300354907800386025035488840981.2井田地质特征1.2.1井田地质概况、地层、含煤地层及构造情况该井田第四系冲积层广泛分布，为全掩盖式煤田，最老地层为寒武系凤山组（∈3f），最新地层为第四系（Q）。现将地层由老至新分述如下：（1）寒武系凤山组（∈3f）：最大厚度60.78m，岩性主要为浅灰～灰色泥晶灰岩、鲕粒灰岩、夹少量竹叶状灰岩。与上覆地层整合接触。（2）奥陶系（O）：奥陶系地层最大厚度为569.30m，灰色、厚～中厚层状，以白云岩、白云质灰岩为主,多具水平层理。与上覆地层假整合接触。（3）石炭系（C）=1\*alphabetica．本溪组（C2b）：两极厚度26.64m～41.46m，平均厚度37.40m左右，中下部由泥岩、砂质泥岩组成，夹薄层灰岩；上部以浅灰～灰白色石灰岩为主，夹薄层灰绿色泥岩。与上覆地层整合接触。=2\*alphabeticb．太原组（C3t）：本组地层两极厚度为146.29m～182.63m，平均厚度160m左右，为一套海陆交互相含煤沉积地层。本组有灰岩14～15层，全井田稳定。可采煤层17号和21号位于本组中下部。与上覆地层整合接触。（4）二迭系（P）=1\*alphabetica．山西组（P11sh）：该组地层为井田内主要含煤地层，两极厚度64.16m～130.83m，平均厚度105m左右，砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤组成，富含植物化石，含煤4层，其中7、8号煤层位于本组地层中下部，为井田内主要可采煤层。与上覆地层整合接触。=2\*alphabeticb．下石盒子组（P21xs）：该组地层两极厚度200.57m～297.13m，平均厚度242m左右，岩性主要由砂质泥岩、泥岩及砂岩组成，底部是一层厚而稳定的中、粗砂岩，平均厚度10m左右，下距山西组7号煤层60m左右。与上覆地层整合接触。=3\*alphabeticc．上石盒子组（P12ss）：该组地层最大残厚为211.95m，岩性以砂质泥岩、泥岩为主；底部发育一厚层状中、粗粒砂岩。与上覆地层不整合接触。（5）下白垩～上侏罗统（K1+J3）井田内该地层最大残厚为448.76m，为一套干燥气候条件为主的内陆盆地沉积。与上覆地层不整合接触。（6）第四系（Q）井田内该地层两极厚度为80.60m～226.86m，平均厚度163m左右，自东向西，由南至北，该地层有逐渐增厚的趋势，岩性主要由粘土、砂质粘土、混粒土及各种粒级的砂组成。井田内断裂构造较发育，断层总共有3条。姚桥井田由于受区域构造的影响，断裂构造较发育，南、北、西边界皆为落差较大的断层，总体为一向北西倾斜的单斜构造，地层走向在陆上的西部为N15°E左右，中部和东部为N30°～40°E，靠近北部袁堂断层附近为NE向。地层在走向和倾向上均有起伏变化。从采掘资料来看，以7勘探线为界，西翼浅部地层倾角为12°～16°，中部及湖区地层倾角为5°～8°。如图1-2所示。1.2.2水文地质情况及开采技术条件（1）水文地质情况姚桥井田南、北、西三面被大断层切割，为补给不畅的相对隔水边界，但在袁堂断层局部及井田东南、西南煤层露头区存在水源补给，为一相对独立的封闭～半封闭的水文地质单元。井田内主要含水层自上而下有：第四系松散砂层含水层、下白垩上侏罗统砾岩含水层、下石盒子组底部分界砂岩含水层、7煤顶底板砂岩裂隙含水层、太原组灰岩含水层、奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层。图1-2姚桥煤矿综合柱状图第四系粘土层发育，其中3隔、4隔岩性主要为粘土，厚度平均为33.56m、13.79m,且分布稳定，隔水性强，有效地阻隔了大气降水、地表水、第四系中上部砂层水与第四系底部含水层水、基岩地下水的水力联系。井田内7、8煤层距L4灰距离较大，其间地层主要为砂质泥岩、细砂岩、粉砂岩、泥岩、薄层灰岩组成，可以作为良好的隔水层，一般对7、8煤开采没有威胁。受袁堂断层的影响，断层下盘奥灰强含水地层与上盘煤系地层对接，奥灰含水层在袁堂断层局部区段与煤层顶板砂岩裂隙含水层及L4灰含水层产生水力联系，对矿井充水。由上述可知，矿井不仅接受直接揭露的含水层水的补给，同时也接受与之有水力联系的其它含水层水的间接补给。矿井历年年平均涌水量为325m3/h,年平均最大涌水量为465m3/h，1993年以来年平均涌水量为355m3/h。矿井月平均最大涌水量577m3/h。－400m水平平均涌水量200m3/h，最大涌水量577m3/h；－650m水平平均涌水量100m3/h，最大涌水量193m3/h。排水系统根据2003年矿井地质报告预计正常涌水量为508m3/h，最大涌水量为609m3/h。井田水文地质条件复杂程度，综合评定为中等类型。（2）开采技术条件=1\*alphabetica．7号煤层的直接顶板为灰黑色、深灰色砂质泥岩或泥岩，局部为中、细砂岩，一般厚度为3~4m，其上多发育一层灰～灰白色中细粒砂岩，7号煤层顶板稳定性较好，以中等稳定为主，局部为稳定型。底板一般为深灰色砂质泥岩、泥岩，厚度一般为2～6m，以中等稳定型为主。=2\*alphabeticb．8号煤层直接顶板多为泥岩、砂质泥岩或炭质泥岩，局部为中细砂岩，以中等稳定型为主，局部为稳定型；直接底板为泥岩、砂质泥岩或泥岩，个别孔为细砂岩，一般厚度3m左右，以中等稳定型为主，局部为稳定型。=3\*alphabeticc．17号煤顶板岩性为灰黑色泥岩，一般厚度3～6m左右，为不稳定型；老顶为L9灰岩，平均厚度1.48m左右，抗压强度高；底板岩性多为灰岩，局部为泥岩、粉砂岩，一般厚度3m左右，为稳定～中等稳定型底板。=4\*alphabeticd．21号煤直接顶板为L12灰岩，厚度一般5.0m左右，为稳定型顶板；底板一般为泥岩、砂质泥岩，厚度2.5m左右，为中等稳定～不稳定型底板。=5\*alphabetice、姚桥矿矿井瓦斯成份以二氧化碳为主，甲烷含量很低。瓦斯相对涌出量远远小于10m3/t，属低瓦斯矿井。=6\*alphabeticf．姚桥煤矿各主要可采煤层的可燃基挥发分都较高，均有爆炸性危险，且太原组各主要可采煤层的可燃基挥发分的平均较大，因此煤尘爆炸性更大。=7\*alphabeticg．姚桥矿投产至今，已发生多次煤层自燃现象，发火原因多是因为采空区封闭不好、漏风等引起煤层自燃，处理方法多采用封闭、注浆、注水等方法灭火。=8\*alphabetich．恒温带深度为30m，恒温带的温度为16℃。地温梯度平均约为2.35℃/百米，属于地温正常区。1.3煤层特征姚桥井田含煤层有太原组、山西组、下石盒子组，平均地层总厚503米，含煤20余层，煤层总厚10.42m，可采煤层只有山西组7号煤，含煤系数3.1％。截至2005年底查明资源储量56543.8Mt。7煤层两极厚度3.38m～9.86m，平均厚度8.5m，煤厚变异系数24%，7号煤层厚度大多在7.5m～8.5m之间，7号煤层结构简单，局部含夹矸2～3层，厚度0.04～2.42m，夹矸层位一般位于7号煤层中下部，为全井田可采的稳定型厚煤层。8煤层位于山西组地层下部，煤层厚度0～1.95m，平均厚度1.32m，煤厚变异系数35%，煤层厚度变化无明显规律，煤层结构简单，多为一层，局部为两层，夹矸两极厚度为1～2.73m。17煤层厚度0～2.65m，平均厚度1.14m，煤层可采性指数为0.70，结构简单，夹矸一层，局部两层，厚度0.05～0.92m，岩性多为泥岩、炭质泥岩，为大部分可采的较稳定煤层。21煤层厚度0～2.66m，平均厚度1.36m，以中厚煤层为主，21号煤层结构简单，一般含夹矸一层，少数含矸两层，厚度0.20～0.30m，岩性以泥岩为主，为大部分可采的稳定煤层。姚桥井田可采煤层只有7号煤层，煤性脆，易碎成粉末状，坚硬程度多为松软级。天然焦为黑色～钢灰色，光泽暗淡，硬度大，变质程度高者不染手。姚桥井田煤层属于中等偏低变质的烟煤，各层挥发份产率普遍较高，7号煤的平均挥发份产率为38.88%，8号煤的平均挥发份产率为36.56%，17号煤的平均挥发份产率为42.89%，21号煤的平均挥发份产率为44.92%。姚桥井田各煤层原煤水分含量为1.30～1.67%，属低水分煤层。各煤层原煤灰分普遍较低，7号煤层平均灰分为14.31%，8号煤层平均灰分在11.57%左右，17号煤层平均灰分在15.87%左右，21号煤层平均灰分在12.52%，以上各煤层均为低灰煤。原煤中的硫分主要以有机硫和黄铁矿形式存在。7号煤层原煤全硫含量为0.74%，为低硫煤；8号煤层原煤全硫含量为0.93%，为中硫煤；17号煤层原煤全硫含量均2.08%，为中高硫煤层；21号煤层全硫含量3.86%为高硫煤层。7号煤层高位发热量为28.03MJ/Kg；8号煤层高位发热量为29.35MJ/Kg，17号煤层高位发热量为28.34MJ/Kg；21号煤层高位发热量为29.76MJ/Kg；各煤层的发热量均属特高热值煤。煤的工业分类按照《中国煤炭分类国家标准（GB5751--86）》进行分类确定。7、8、17号煤层为气煤（QM）。21号煤层为肥煤（QF）。7、8号煤层可作为炼焦配煤和良好的动力用煤。17、21号煤层的工业用途基本与7、8号煤层相同。但由于两煤层含硫分较高，应采取相应的脱硫措施。2井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田边界井田位于江苏省徐州市沛县杨屯镇与山东微山县张楼乡境内，南面与上海大屯能源股份有限公司徐庄煤矿相邻；西北与徐州矿务集团三河尖煤矿相邻；北面与上海大屯能源股份有限公司龙东煤矿相接壤；东面是山东微山崔庄煤矿。由于本井田范围第四系冲积层较厚，无小煤矿及老窑。姚桥煤矿矿区范围内拐点坐标见表2-1。表2-1姚桥煤矿矿区范围拐点坐标点号XY点号XY点号XY1386030035487400238616503548743033865930354885704386720035489850538697003549094063869050354934007386575035492550838636703549156093860300354907800386025035488840982.1.2可采煤层姚桥井田范围内含煤层有下石盒子组、山西组、太原组，平均地层总厚503米，含煤20多层，煤层总的厚度是16.13m，可采煤层是山西组的7号煤，其他煤层均不可采，含煤的系数是3.1％，同时7号煤层容重是1.38t/m3。7号煤层两极厚度在1.38m～9.86m之间，它的平均厚度是8.5m，煤厚的变异系数为24%，7号煤层结构较简单，为全井田可采的稳定型厚煤层。夹矸层一般位于7号煤层中下部，局部含夹矸2～3层，厚度0.04～2.42m。8煤层位于山西组地层下部，煤层厚度0～1.35m，平均厚度1.02m，煤厚变异系数55%，煤层厚度变化无明显规律，煤层结构复杂，夹矸两极厚度为1～1.02m，为不可采的煤层。17煤层厚度0～1.13m，平均厚度0.86m，煤层可采性指数为0.70，结构复杂，夹矸多，厚度0.45～1.0m，岩性多为泥岩、炭质泥岩，为不可采的煤层。21煤层厚度0～0.74m，平均厚度0.6m，以薄煤层为主，21号煤层结构复杂，为不可采的煤层。其中主采煤层是7号煤，8号煤、17号煤和21号煤由于较薄只作为储备资源开采。矿井设计只针对7号煤层。2.1.3井田尺寸矿井井田沿煤层延伸方向上的长度最大是10.20km，长度最小为6.44km，平均的长度值是9.32km。井田沿煤层倾斜方向的长度最大3.74km，长度最小是2.54km，平均的长度是3.44km。井田煤层的最大倾角是21.3°，最小是6.6°，平均倾角为10°。矿井煤田的水平面积计算公式如下：（2-1）式中：——矿井井田水平面积值，;——矿井井田沿倾斜方向上的平均宽度值，km；——井田的平均走向长度值，km；将侧向的数据值带入上面的计算公式得出水平面积是：。井田边界及煤炭的储存情况如图2-1所示。图2.1井田赋存状况示意图2.2矿井工业储量2.2.1储量计算基础（1）按照煤矿井田的地质勘探报告所表明的煤层储量计算图来计算。（2）储量计算厚度：如果夹矸厚度不大于0.05m，则与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹矸厚度不超过每分层厚度的50%时，那么各煤分层厚度作为储量计算厚度。（3）井田内煤层稳定，煤层产状平缓，厚度变化不大，而且煤层分布比较均匀，可采用地质块段法计算。（4）煤层容重：7号煤层容重为1.38t/m3。2.2.2安全煤柱留设原则（1）如果村庄的面积很大，则需要在村庄下留保护煤柱，对与分布不集中而且面积小的村庄不需要留保护煤柱。矿井的井筒和工业广场都是需要留保护煤柱的。（2）可以依据岩层移动角采用垂直剖面的方法来确定留设的保护煤柱范围。（3）对于这个矿井，断层每侧留的保护煤柱50m，井田境界每侧留煤柱30m。（4）井田地面维护带宽度：风井场地20m宽，工业广场留20m宽，大巷之间留设的保护煤柱为25m。（5）参照《煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明书》中第十五条，工业广场需要的占用面积详细数据见表2-2。表2-2工业场地占地面积指标井型(Mt/a)占地面积指标（ha/0.1Mt）2.4及以上1.01.2～5～9～.3矿井地质储量本矿井主要开采的煤层为7号煤，采用的计算方法是地质块段法。参照一些地质勘探的情况，因此把井田内区域划分为A、B、C、D四块，先用平均算术法求出所划分块段的煤炭储量，则井田内部全部的煤层储量即为各个块段所计算的储量相加之和，划分块段范围如图2-2所示。图2-2井田储量块段划分在CAD中计算出各块段的面积依次别为：A块段：，平均的煤层角度是9°。B块段：m2，平均的煤层角度是13°。C块段：，平均的煤层角度是10°D块段：，平均的煤层角度是16°。参考矿井地质资料得出如下数据：煤的平均容重为：。煤的平均厚度为：。储量计算公式按下式计算得出：（2-2）式中：——各块段煤炭资源储量，Mt；——各块段得水平面积，m2；——煤的平均容重，t/m3——煤的平均厚度，m；θ——各块段煤层的平均倾角，°。通过计算各块段地质资源储量分别为：A块段：；B块段：；C块段：；D块段：；那么7号煤层总的地质储量为：Mt2.2.4矿井工业资源储量参照矿上的地质勘探报告，矿井工业资源/储量可按下面表达式计算出来因此矿井工业资源储量的计算公式如下：Wg=W111b+W122b+W2M11+W2M22+W333k（2-3）式中：Wg——矿井工业资源储量，Mt；W111b——探明的资源量重经济的基础储量，Mt；W122b——控制的资源量中经济的基础储量，Mt；W2M11——探明的资源量中边际经济的基础储量，Mt；W2M22——控制的资源量中边际经济的基础储量，Mt；W333k——推断的资源量，Mt；k——可信度系数，取0.7～0.9，地质构造比较简单，煤层赋存相对稳定的矿井，k可以取0.9；地质构造复杂、煤层赋存很不稳定的矿井，k取0.7。依据第一章姚桥矿实际地质勘探条件可知，井田内地质构造简单，煤层赋存稳定，因此k取0.9。参照地质的勘探报告，本矿井地质资源分类情况见表2-3。表2-3地质资源分类表地质资源储量探明的资源储量控制的资源储量推断的资源量经济的基础储量边际经济的基础储量经济的基础储量边际经济的基础储量推断的储量111b2M11122b2M2233360%30%10%那么矿井的煤炭工业资源储量即为：Mt2.3矿井煤炭设计储量矿井煤炭设计储量是在矿井煤炭工业储量的基础之上减掉井田边界煤柱、防水煤柱、断层留设煤柱、地面建（构）筑物煤柱等永远不可回收的煤柱量。2.3.1永久煤柱损失量（1）井田边界煤柱计算公式如下：（2-4）式中：——井田边界煤柱损失量，t；——井田边界长度，m；——井田边界煤柱宽度，边界煤柱留30m宽；——煤的容重，取平均容重1.38t/m3；——煤层平均厚度，m；那么井田边界煤柱损失量为：Mt。（2）断层煤柱井田内总共有三条落差大于5m的断层，分别是F1、F2、F3，倾角分别是72°、64°、70°，落差分别是27m、26m、18m。根据矿上的地质资料，得到矿井涌水量小，瓦斯涌出量低的信息，因此断层保护煤柱留50米宽，两侧均留保护煤柱。那么断层的保护煤柱损失量是：Mt（3）防水煤柱的留设参考矿上地质资料，井田范围内又无较大水系，井田内的地表水一般不和地面下的含水层发生水力相互联系，并且各含水层之间均有一定厚度的隔水岩层。而且7号煤层顶底板稳定性和岩层致密性较好，起到了阻隔水的良好效果，因此，无需留设防水煤柱。井田各个留设的保护煤柱损失量见表2-4。表2-4保护煤柱损失量煤柱类型损失量（Mt）井田边界保护煤柱8.82断层及防水保护煤柱3.68合计12.50综合以上所有计算数据，井田总的保护煤柱损失量：。2.3.2矿井设计储量矿井设计储量按下式2-5计算：（2-5）式中：——矿井设计煤炭资源储量；——矿井工业煤炭资源储量；——井田境界煤柱、断层留设煤柱、防水煤柱、地面建（构）筑物等永久煤柱损失量总和；那么井田设计煤炭资源量是：Mt2.4矿井设计可采储量矿井设计可采储量是在矿井煤炭设计储量的基础上减掉工业广场和主要井巷煤柱所损失的煤量之后后乘以工作面采出率后得到的储量。2.4.1工业广场煤柱工业广场所留的面积和井型相对应关系见表2-5，本矿井设计生产能力为3.0Mt/a，参考《煤炭工业设计规范》，第5-22条规定，所以取工业广场的面积是30公顷，选取工业广场的尺寸为500m×600m的长方形。选取工广位置，工广中心位于井田中央，此处的煤层平均倾角为10°，其中心处的见煤深度为-580m，该处表土层厚度为163.0m，为了减少保护煤柱损失量，将主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。参照矿上条件，工业广场按Ⅱ级保护留维护带，留设的宽度是20m。表2-5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1.0120-1801.245-901.59-301.8岩层移动角的数据可参考部分矿区的岩层移动角数据，见表2-6。表2-6部分矿区的岩层移动角地质采矿条件基岩移动角/(°)松散层移动角/(°)矿区主要岩层松散层厚度/m倾角/(°)采厚/m采深/m淮南砂岩，页岩18~12820~84667066-22sin41徐州砂岩，页岩30~7010~304~8.57469-0.478-0.7840~50枣庄页岩，砂质0~3010~1136~300767687-45阜新砂岩，砂质10~312250~350727573（<10）83-0.950根据表格数得出基岩沿走向方向的移动角δ，上山方向的移动角γ，和下山方向的移动角β。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-7。表2-7岩层移动角广场中心深度/m煤层平均倾角煤层厚度/m松散层厚度/mδγβ-58010°8.0163m74°65°70.2°由此根据上述以知条件，画出如图2-3所示的工业广场保护煤柱的尺寸：由CAD量得梯形的面为1420478m2工业广场所留设煤柱量为（2-6）式中：QUOTEZi——工业广场煤柱量，万t；——工业广场压煤面积，m2；——煤层厚度，8.5m；——煤的容重，1.38t/m3。(万t)图2-3工业广场保护煤柱2.4.2主要井巷保护煤柱煤量因为矿井设计考虑到开采结束时要对大巷的保护煤柱进行回收开采，所以大巷保护煤柱将不计入永远丢失的煤柱损失量。2.4.3矿井设计可采储量矿井设计煤炭可采储量计算公式如下：(2-7)式中：——矿井设计煤炭可采储量，Mt；——工业场地和主要井巷煤柱损失之和；——采区采出率，煤层厚采出率不小于75%，中厚煤层不小于80%，薄煤层不小于85%。本矿所采的煤层为7号煤，厚度是8.5m，属于厚煤层，因此取75%。Mt。3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度由《煤炭工业矿井设计规范》相关规定了解到，矿井工作制度采用“三八制”，就是每天只有三班次进行生产作业工作，其中每班工作8h，矿井每昼夜净提升时间总计为16h。两个班次生产，一个班次准备，并规定矿井设计年工作日为330天。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据查询《煤炭工业矿井设计规范》，参照其第2.2.1条规定：矿井的设计生产能力受到很多因素的控制和制约，其中包括资源条件、回采对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、经济效益、技术装备、外部建设条件、煤层及采煤工作面生产能力等多方面因素，因此矿井的设计生产能力需要经很多个提案比较后才可以确定下来。井田规模大小可通过如下条件因素确定：（1）国家需求：国家对煤炭需求的大小的准确预测是限制矿区规模大小的一个重要影响因素。（2）资源情况：如果井田的地质条件比较简单，同时煤炭储量有十分丰富，那么应考虑加大井田规模，建设大型的矿井。相反，如果地质条件复杂，储量有限，井田因此不能将用太大的规模。（3）开采条件：井田所处地理位置、用户、供电、供水、建筑材料、交通及劳动力来源等条件都会影响矿井开采。如果矿井都能很好的满足这些条件，也应该考虑加大开发强度和矿区规模；否则相反。（4）投资效果：如果矿井的投资少、工期短、生产成本不高、效率高、投资回收期较短，那么应该考虑加大矿区规模，反之缩小规模。3.2.2矿井设计生产能力参照矿上所给出的地质报告的相关资料，该矿井田内煤层赋存简单，地质条件较好，煤层平均厚度8.5m，平均倾角10°，局部倾角最大的地方为20°，属近缓倾斜煤层。根据所计算出的本矿区的煤炭储量和服务年限的有关规定，最终确定了本矿井设计生产能力为3.0Mt/a。3.2.3矿井服务年限查阅相关资料，得出了矿井可采储量、设计生产能力和矿井服务年限三者之间存在一定的关系，表达公式如下：（3-1）式中：——矿井服务年限，a；——矿井可采煤炭储量，258.77Mt；——矿井的设计生产能力，3.0Mt/a；——矿井储量备用系数，取1.3。一般情况下，在矿井真正投产之后，矿井年产量会得到提高，因此矿井各生产环节都要具有一定的储备能力。例如由于地质条件的局部变化，使储量减少；或者矿井因为开采技术，使矿井的采出率降低，因此降低了储量。因此，需要考虑储量备用系数。参照《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.6条规定：在计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数应该采用1.3～1.5。依据本设计矿井的具体实际情况，确定矿井储量备用系数是1.3。把计算数据代入上述公式得出矿井服务年限：3.2.4井型校核对井型的校核主要考虑因素包括：设计的煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素。（1）矿井开采能力校核姚桥矿井主要开采7号煤，它的平均厚度8.50m，煤层倾角平均值为10度，赋存较稳定，而且矿井瓦斯的含量小，水文地质条件中等，采用综合机械化放顶煤开采可以满足要求，而且也是很好的选择方式。一般情况下现代化矿井都是“一矿一井一面”的情况，因此确定可以布置一个综放工作面来满足矿井的设计生产要求。（2）通风安全条件的校核参考矿井勘探报告了解到本矿井的煤尘具有一定的爆炸性，瓦斯、二氧化碳含量低，本矿属于瓦斯矿井，水文地质条件中等。矿井通风采用中央并列式的通风方式，这种方式经计算是满足矿上通风要求的。本井田内只含有三条断层，已经被勘测到经验证并不导水，不会影响采煤工作。所以各项安全条件均可以得到保证不会出现问题，不会影响矿井的设计生产。（3）辅助生产环节的能力校核本矿井为设计为大型矿井，开拓方式为立井两水平开拓，主井提升容器为两对16t多绳箕斗，提升能力可以达到设计井型的要求，工作面开采出来的煤统一采用带式输送机运送到带区区煤仓，这样胶带运输能力很大，自动化程度很高，开采出来的煤运送到地面很容易。辅助运输采用罐笼，同时本设计的井底车场调车容易，运输通过能力大，能够满足矸石、材料及人员的调动运输要求。所以辅助生产环节完全能够满足设计生产要求。（4）储量条件校核总的来说，矿井井田的设计生产能力应该和矿井的可采储量相一致，这样矿井才有足够的服务年限。由以上计算可得出本矿井服务年限为66.35a，因此本矿井的开采服务年限符合规范的要求。（5）第一水平服务年限校核参照本设计中的第四章井田开拓内容可知，矿井开采方式是立井两水平开采，水平分别在在-620m和-925m，并计算得出第一水平服务年限为38.25年。观察表3-1可知道，设计出第一开采水平的服务年限完全满足矿井设计规范的的要求。表3-1我国各类井型的新建矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力/Mt/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°6.0及以上70353.0～5.060301.2～2.4502520150.45～0.9040201515由上表可知：因为本矿井内煤层倾角低于25°，矿井设计生产能力为3.0～5.0Mt/a时，矿井设计服务年限不宜小于60a，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25°，设计生产能力为3.0Mt/a，矿井服务年限为66.35a，一水平服务年限38.25a，符合《规范》的相关规定。

4井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指整个矿井和水平开采进行的总体性的井巷布置，工程实施和开拓部署。井田开拓解决的是矿井全局性的生产建设问题，是矿井开采的战略部署。井田开拓的内容如下:（1）首先确定井筒的形式、数目和配合方式，并合理地确定井筒及工业广场的具体坐标位置。（2）其次是进行井田内的再次划分，包括阶段、开采水平、采区和盘区或带区，确定开采水平的高度、数目和位置。（3）然后布置井下主要大巷以及井底车场。（4）接着合理确定矿井的开采顺序，同时做好开采水平之间的交接。（5）合理确定矿井开拓延深和技术改进的方案。（6）最后合理确定矿井的通风、运输及供电系统。矿井开拓方式的优劣直接关系到矿井后续的生产以及利益，所以在井田开拓方案的确定过程中，不仅要兼顾到国家的一些相关政策，而且还要综合全面地考虑井田地质、开采技术等等各种条件，在经过全方位的比较后再确定经济技术合理的开拓方案。在此过程中，需要遵循一下原则：（1）严格遵守国家发布的有关煤炭工业的技术政策，为尽早产煤、产好煤的创造良好的条件。与此同时在确保生产可靠和安全的前提下应该减少开拓基建量；特别是初期建设工程量，加快矿井建设的进度，尽快投产。（2）矿井开拓部署要尽可能的集中，使生产系统尽可能的简单，生产尽量不要分散，确保尽可能的集中生产。（3）合理开发煤炭资源，最大程度地减少煤炭不必要的损失。（4）必须严格遵守《煤矿安全生产规程》的有关规定。要确保通风、运输、供电系统没有任何问题，确保拥有良好的生产条件，尽可能地减少巷道维护量，经常维护主要巷道，使其能保证正常工作。（5）要根据当前国家煤炭科技的技术水平和设备情况，尽可能地为采用新技术和新的生产工艺、为发展机械化和自动化产煤创造条件。（6）根据不同的用户需要，按其要求开采不同种类的煤质，并且在采煤过程中也要确保其它有益矿物的合理开采。4.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标（1）井筒形式的确定矿井井筒形式基本有三种形式，即为平硐、斜井、立井。一般情况而言，平硐是最简单井筒，斜井中等，立井是最复杂的井筒形式。下面对各个井筒进行粗略的说明和比较，见表4-1。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、延伸方便。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。因为在本矿井井田范围内煤层倾角较小，平均的倾斜角度是10°，为缓倾斜煤层；矿上的水文地质状况也比较简单，涌水量小；地面的平坦地势较，所以本矿井的开拓方式为立井开拓。（2）主副井筒位置的确定=1\*alphabetica．确定井筒位置的一些规则：=1\*GB3①.首先井筒的位置要有利于第一水平的煤炭开采，同时能照顾到井田其他水平；=2\*GB3②.井筒确定后的首采区将布置在井筒富锦含煤炭资源多的地方，尽量满足首采区少迁村或者不迁村的要求；=3\*GB3③.工业广场应该少站用耕地面积，留设少的保护煤柱；=4\*GB3④.矿井专用铁路线长度短，同时道路总体铺设合理，水源、电源等必须资源里主副井较近，。=2\*alphabeticb．井筒沿井田向走方向的有利位置该矿井井田形状规则，储量分布也较均匀，这样井筒的有利位置应放置在井田走向上的储量中央，这样总的通风线路较短，通风阻力将会变小。=3\*alphabeticc．有利于矿井初期开采的井筒位置为了矿井很快达产，矿井的设计它的初期工程量不会很大，这样才能获得经济效益，综上所述井筒布置的最佳位置在第一水平的位置最优处。=4\*alphabeticd．尽量不压煤或少煤压合理布置井筒由于断层两侧留设有保护煤柱，工业广场也留设有保护煤柱，不妨将工业广场布置在断层附近，这样两者的保护煤柱有一部分重合，可以减少一些煤柱损失。与此同时，可将井筒布置在工业广场内部，这样就可以免去井筒的保护煤柱。=5\*alphabetice．地质及水文条件对井筒布置的影响为了减少维护的费用和生产安全，要将井筒、井底车场和硐室全部布置在稳定的岩石中，尽量避免井筒传过岩层不稳定或者受力集中的地方。该矿井水文地质条件较简单，涌水量也较小，在矿井设计时将井底车场布置在7号煤层下部的岩层中。=6\*alphabeticf．井口位置应便于布置工业场地井口附近要布置主、副生产系统的建筑物和铁路专用运输线路。=7\*alphabeticg．地质及水文条件对精通不值得影响为了使井筒施工和维护容易，应该尽量避免井筒少穿过或不穿过流沙层，含水层、冲击层等其他不利地层。本矿井的地质条件比较好，不含流沙层以及涌水量也较少，但是在综合考虑后期的运输费用时，还是决定将井筒布置在井田中央，将会穿过断层，此时要注意采用特殊施工法进行井筒的开凿。综合以上因素，结合矿井实际情况，因此把井筒置布置在田井中央，即工业场地之中。4.1.2工业广场的位置综合考虑之后将工业广场的位置布置在主、副井井口附近，就是在井田中部。工业广场的形状和面积的确定参照工业场地占地面积规定：1.0公顷/10万吨，确定地面工业场广的地占面积为30公顷，形状为矩形，长度为600m，宽度为500m。4.1.3开采水平的确定和带区的划分开采水平划分的依据：（1）阶段斜长要合理；（2）阶段内的分带、区段数目要合理；（3）开采水平服务年限和储量要合理；（4）水平高度在经济上要合理在划分开采水平的时候，水平垂高和段阶斜长应符合要求，并以此为基本依据，联系上、下山开采与辅助水平来正确确定满足矿井具体的地质和开采条件。本矿井煤层标高为-300~-950m，垂直高度达650m，参照《煤炭工业矿井设计规范》规定要求，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200~350m，因此必须采用多水平开采，故将本井田划分为两个水平，每个阶段的垂高在300m左右变化，满足规定的要求4.1.4主要开拓巷道（1）运输大巷的布置加入岩石大巷和煤层大巷的优缺点比较因为运输大巷要为上下两个水平的务服，查看柱状图得知煤层的顶底板都是泥岩，为利于巷道维护和使用，将第一水平的大巷布置在距煤层底板大约20m处的细砂岩中，第二水平大巷也布置在距煤层底板大约20m处的细砂岩中。把大巷不知道岩石当中的好处就是减少了巷道的维护费用，提高了巷道的服务年限。（2）井底车场的布置矿井的井底车场是要为整个矿井服务的，因此它的服务时间是比一般的巷道使用寿命要长，因此选择将井底车场布置在较坚硬的岩层中。4.1.5矿井开拓延深及深部开拓方案该矿井开拓延深可以考虑二种可行的方案，即为立井延深和暗斜井延深。提出方案方案在技术上可行，现有如下四种开拓方案，全部都是岩层大巷分述如下：方案一：立井双水平上下山，暗斜井延深此方案的主、副井全部都是立井，井筒位于井田中央，大巷布置煤层底板岩石当中，分两个水平进行煤炭开采，第一开采水平为-620m，第二水平为-925m，二水平之间的延深方式为暗斜井石门延深，通风方式采用中央并列式，如图4-1所示。图4-1方案一方案二：立井双水平上下山直接延深主、副井全部是立井井，井筒布置于井田倾向中央，大巷布置在岩层当中，分两个水平进行开采，第一开采水平为-620m，第二开采水平为-925m，二水平之间的延深方式采用直接延深，通风方式为中央并列式，如图4-2所示。图4-2方案二方案三：立井三水平上下山直接延深主、副井均为立井井，井筒倾向位于井田中央，大巷布置在煤层底板岩石当中，分三个水平进行开采，第一开采水平为-550m，第二开采水平为-750m，第三开采水平为-925m，三水平之间通过暗斜井延深，通风中央方式为并列式通风，如图4-4所示。图4-3方案三方案四：立井三水平上下山暗斜井延深矿井的主、副井全部是立井井，井筒位于井田中央，大巷布置在煤层底板岩石当中，分三个水平进行开采，第一开采水平为-550m，第二开采水平为-750m，第三开采水平为-925m。三水平之间为直接延伸，通风方式是中央并列式，如图4-4所示图4-4方案四（2）开拓方案技术比较在上述所提出的四个方案中，大巷全部都是岩层大巷，这是这四个方案的相同之处，因此不进行方案在这方面的比较，他们的不同之处是大巷的水平位置、开采水平的划分水平、井筒位置喝延深方式以及部分基建、生产经营费用不同。方案一与方案二的区别主要在二水平延深是暗斜井延深还是直接延深，两个方案生产系统都比较简单可靠，基本相同的立井掘进和井底车场布置费用没有进行比较。通过比较，方案一在经济上具有一定优势，因此选择方案一。方案三与方案四的主要区分点事三水平的延深方式是暗斜井延深还是立井延深的问题，两方案生产系统相对而言都比较简单可靠，立井开掘和井底车场布置费用不用进行比较。再经济上的比较结果是方案三更占有优势，因此选择方案三。表4-2各方案粗略估算费用表(单位：万元)方案一方案二基建费用暗井开凿1718×1050×10-41718×1150×10-4180.39197.57立井开凿2×300×3000×10-4180.00石门2×165×800×10-426.4石门2×1600×800×10-4256.00井底车场800×900×10-472.00井底车场1000×900×10-490.00小计477.97小计526.00生产费用立井提升1.2×13075.71×0.655×1.0210483.06立井提升1.2×13075.71×0.935×0.8512510.32暗斜井提升1.2×12801.29×1.718×0.4812667.75暗斜井提升00石门运输1.2×13075.71×0.165×0.381965.70石门运输1.2×13075.71×1.600×0.3819364.40排水325×24×365×30.13×（0.63+1.27）×10-416298.22排水325×24×365×30.13×1.525×10-413081.47小计40414.73小计44956.19合计费用(万元)40892.70费用(万元)45482.19百分率100%百分率11.2%方案三方案四基建费用暗斜井开凿850×1050×10-4850×1150×10-489.2597.75立井开凿2×150×3000×10-490.00石门2×165×800×10-426.40石门2×1600×800×10-4256.00斜井车场800×900×10-472.00立井车场1000×900×10-490.00小计285.4小计436.00生产费用立井提升1.2×7057.37×0.785×1.026781.00立井提升1.2×7057.37×0.935×0.856730.61暗斜井提升1.2×7057.37×0.85×0.483455.29斜井提升00石门运输1.2×7057.37×0.165×0.381532.39石门运输1.2×7057.37×1.600×、0.3815162.61排水325×24×365×21.08×（0.53+1.4）×10-411582.85排水325×24×365×21.08×1.525×10-49152.25小计22351.53小计24045.47合计费用(万元)22636.93费用(万元)24481.47百分率100.0%百分率8.1%（3）开拓经济方案详细比较方案一和方案三的主要区别在建井工程量、生产经营工程量、基建费和生产经营费，并对这三个区别点分别计算，计算结果见表4-3～表4-6，并汇总于表4-7中。表4-3方案1和3的建井工程量项目方案一方案三初期主井井筒表土/m163163主井井筒基岩/m472+20=492472+20=492副井井筒表土/m163163副井井筒基岩/m472+10=482472+10=482风井/m645645石门/m0800m大巷/m39503950后期主井井筒基岩/m300500副井井筒基岩/m300500石门/m1701m3100m大巷/m2570+2330=49002570+3500+2000=8070表4-4方案1和3生产经营工程量项目方案一项目方案三运输提升/万t·km工程量运输提升/万t·km工程量立井提升1.2×0.5×23628.48+1.2×0.8×15722.97=29271.14立井提升1.2×0.4×23199.563+1.2×0.65×11917.96+1.2×0.9×4233.927=25004.44排水325×24×365×60.5×10-4=17224.35排水325×24×365×60.5×10-4=17224.35石门运输1.2×15722.971.701=32093.726石门运输1.2×23199.563×0.8+1.2×11917.96×0.8+1.2×4233.927×2.3=45398.461大巷运输1.2×23628.48×(3.95+2.57)/2+1.2×15722.97×2.33=136396.04大巷运输1.2×23199.563×(3.95+2.57)/2+1.2×11917.96×3.50+1.2×4233.927×2.0=150973.55表4-5方案1和3的基建费方案项目方案一方案三工程量单价费用工程量单价费用(ｍ)(元/10ｍ)(万元)(ｍ)(元/10ｍ)(万元)初期主井井筒表土163123211200.83163123211200.83主井井筒基岩39291385358.2329291385266.84副井井筒表土163176902288.35163176902288.35副井井筒基岩382129802495.84282129802366.04风井井筒表土26394636248.8926394636248.89风井井筒基岩173.9472280125.72173.9472280125.72石门034064080034064272.51运输大巷3950369851460.913950369851460.91轨道大巷3950349401380.133950349401380.13回风斜巷1003406434.061003406434.06小计4592.974644.29后期主井井筒基岩30091385274.1650091385456.93副井井筒基岩300129802389.41500129802649.01运输大巷4900369851812.278070369852984.69轨道大巷4900349401712.068070349402819.66回风斜巷1003406434.061003406434.06延深石门170134064579.433100340641055.98小计5056.868000.33总计9649.8312644.62表4-6方案1和3的生产经营费项目方案一方案三工程量/万t·km单价/元·（t·km）-1费用/万元工程量/万t·km单价/元·（t·km）-1费用/万元立井提升29271.141.646833.8225004.441.640007.10排水17224.350.15252626.7117224.350.15252626.71石门运输32093.7260.38112227.7145398.4610.38117296.81大巷运输136396.040.681837.62150973.550.690584.13合计143525.87150514.76表4-7方案1和方案3费用汇总项目方案一方案三费用/万元百分率%费用/万元百分率%初期建井费基建工程费（初期+后期）生产经营费4592.979649.83143525.87100%100%100%4644.2912644.62150514.76101.12%131.03%104.87%总费用157768.67100%167803.67106.36%由对比结果可知，方案一和方案三的总费用相差很大，为6.36%，且方案一前期基建投入比方案三少1.02%，总基建费用比方案三少31.03%，所以在经济上方案一明显优于方案三，从开采水平接续来看，方案三需延深两次，方案一仅需延深一次立井，对生产的影响少于方案三。综上所述，可以人为方案一在技术和经济方面两个方面都比方案三合理，所以决定采用方案一，因此矿井采用立井两水平暗斜井延深的开拓方式：第一水平位于-620m，第二水平位于-925m。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒根据上一节确定的开拓方案确定了主、副井都为立井，通风方式为中央并列式，并风井布置在在工业广场内。一般情况下，立井井筒断面形状一般有圆形、矩形两种，圆形断面立井比矩形的服务年限长，承压性能更好，通风阻力小，维护费用少而且施工起来更加容易，因此，主、副立井和风井都是圆形断面的井筒。（1）主井主井井筒是立井，布置在中央井田工业场地之中，担负矿井3.0Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备两对16t多绳箕斗，井筒采用混凝土支护。圆形断面，净直径7.5m，净断面积44.18m²，基岩段毛断面积58.09m²，表土段毛断面积70.88m²，井壁混凝土壁厚500mm。主井断面如图4-5，主要参数见表4-8。图4-5主井井筒断面图表4-8主井井筒特征表井型3.0Mt/a提升容器两对16t多绳箕斗井筒直径7.5m井深609.5m井筒支护钢筋现浇混凝土表土段800~950mm·基岩段550mm净断面积44.18m2基岩段毛断面积58.09m2表土段毛断面积70.88m2（2）副井副井井筒是立井形式，圆形断面。装备一套5t双层单车罐笼和带平衡锤，一套一大罐笼5t双层单车和一个小罐笼。安装行人梯子，并有足够的安全间隙；分别有一躺输水、排水管路和两躺主干动力电缆。井筒混凝土支护，直径8.0m，净断面积50.26m2，混凝土基岩段厚550mm，表土段1200mm，充填混凝土50mm，基岩段毛断面66.47m2，表土段毛断面86.59m2。副井井筒断面如图4-6所示，主要参数见表4-9。图4-6副井井筒断面图表4-9副井井筒特征表井型3.0Mt提升容器一套5t双层单车罐笼和带平衡锤一套一大罐笼5t双层单车一个小罐笼井筒直径8.0m井深552.5m井筒支护钢筋现浇混凝土表土段1200mm·基岩段550mm净断面积50.26m2基岩段毛断面积66.47m2表土段毛断面积86.59m2（3）风井风井采用立井型式，圆形断面，净直径为6.5m，净断面积为m2，风井同样布置在工业广场内，不需要留单独的保护煤柱。井筒采用混凝土支护，井壁厚度450mm。风井井筒断面如图4-7所示，主要参数见表4-10。表4-10风井井筒特征表井型3.0Mt净断面积33.18m2井筒直径6.5m基岩段毛断面积44.18m2井深表土段毛断面积63.62m2图4-7风井井筒断面图根据后面通风设计部分的风速验算，各井筒风速均符合《规范》和《规程》的规定。4.2.2井底车场根据之前设计矿井为立井开拓，通过主井箕斗将煤炭提升到地面，工作人员则从副井乘坐罐笼进入井下井底车场的候车区域，再乘坐人车到达各自的工作区域；材料也通过副井罐笼运至井底车场，在井底车场换装，再通过电机车牵引矿车运至各需要的区域；矸石运至井底车场，换用矿车经副井罐笼运至地面。井底车场的平面布置如图4-8所示。（1）井底车场的形式和布置方式依据矿井的开拓方式，并参考主井、副井和大巷的相对位置，确定采用立井环形井底车场；与副井连接的井底车场铺设轨道，利用矿车进行辅助运输；大巷辅助运输采用架线电机车牵引矿车运输，在井底车场设调车线存车线，以满足井底矿车调度。大巷运煤采用胶带输送机，在井底车场设置胶带运输斜巷将大巷和井底煤仓相连，保证煤的连续运输。（2）空、重车线长度辅助运输使用固定式矿车运输的大中型矿井，空、重车线的长度应为1.0～1.5列车长。辅助运输采用MG3.3-6型5.0吨底卸厢式矿车运输，其尺寸3450×1200×1400mm。电机车选用ZK10-6/250直流架线式电机车，其尺寸为4500×1060×1550mm。每列车14节车厢，一列车的长度，空、重车线的长度应不小于52.80m。副井提升矸石，同时运输材料，为了让它的长度有一定的调整余地，并考虑排除矸石图4-8井底车场平面布置图不均匀、工作不连续的因素，因此决定空、重车线一般不小于1.5列煤车长度。这也就要求井底车场空、重车线的长度应不小于1.5L，即79.20m。所选车场的空车线的长度L副空＝96.00m>52.80m，所选车场的重车线的长度L副重＝96.00m>79.20m，符合要求。（3）调车方式矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。（4）硐室=1\*alphabetica、井底煤仓主井井底煤仓为一垂直断面煤仓，位于井底车场胶带运输斜巷和主井之间的位置，煤仓直径为，有效的装煤高度为，经过详细计算煤仓容量为，工作面的最大出煤能力为，主井运输能力为，两者的差值是，因此主井井底煤仓的设置缓解了主井运输能力的压力。井底煤仓的有效容量可按下式计算：(4-1)式中：——井底煤仓有效容量，t；——矿井设计日产量，t；0.15～0.25——煤仓系数，中型矿井取大值，大型矿井取小值。井底煤仓的有效容量基本和矿井设计日产量的15%~25%一致，而且一般大型矿井取小值。本矿设计为大型矿井。因本矿井日产量为10170t，取煤仓容量系数为0.15，则需要煤仓容量为：0.15×10170＝1525.5t。设置一个直径为8m，高30m的圆筒煤仓，总容量约2080t，能够满足矿井生产的要求。=2\*alphabeticb、水仓布置及清理正常涌水量为508m3/h，最大涌水量为609m3/h。井田水文地质条件复杂程度，综合评定为中等类型。水仓布置在井底车场空重车线的一侧，矿井正常涌水量为508m3/h，最大涌水量为609m3/h，所需水仓的容量为：m3根据水仓的布置要求，水仓的容量为：(4-2)式中：——水仓容量，m3；——水仓有效断面，30m2；——水仓长度，170m。则：m3由以上计算可知：，因此，设计的水仓容量满足要求。除煤仓、装卸载硐室等采用现浇混凝土支护外，井底车场巷道及其他的硐都使用锚喷支护，在围岩破碎的地方需要加金属网支护。=3\*alphabeticc、各个主要硐室见图4-8井底车场平面布置图。4.2.3大巷 将运输大巷和辅助运输大巷全部布置在在煤层底板的岩层中，而且距离煤层地板岩层距离为20m左右，岩巷全部为水平大巷，有利于用矿车辅助运输。两条大巷断面都是拱形断面，支护方式是锚喷支护。运输大巷断面如图4-9所示，巷道特征见表4-11，每米材料消耗量见表4-12；辅助运输大巷断面如图4-10所示，巷道特征见表4-13，每米材料消耗量见表4-14。图4-9运输大巷断面图表4-11运输大巷巷道特征表围岩类别断面设计/m2设计掘进尺寸喷射厚度/mm净周长/mm净设计掘进宽度/mm高度/mm岩19.821.653004900150锚杆形式外露长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm顶帮顶帮顶帮树脂50交错240020002018表4-12运输大巷每米工程量及材料消耗量围岩类别计算掘进工程量/m3材料消耗量水沟长度/m锚杆数量喷射材料/m3金属网/m2药卷数量金属网/片巷道墙角顶两帮岩21.60.3611.257.51.813.6434.6851图4-10辅助运输大巷断面图表4-13辅助运输大巷巷道特征表围岩类别断面设计/m2设计掘进尺寸喷射厚度/mm净周长/mm净设计掘进宽度/mm高度/mm岩15.517.64800420010015.0锚杆形式外露长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm顶帮顶帮顶帮树脂100交错210021001616表4-14辅助运输大巷每米工程量及材料消耗量围岩类别计算掘进工程/m3材料消耗量水沟长度/m锚杆数量喷射材料/m3金属网/m2药卷数量粉刷面积/m2巷道墙角岩17.60.055.410.41

5准备方式—带区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1带区位置设计首采带区（东一带区）位于井田东翼，井田上部边界。5.1.2带区煤层特征带区内布置对7号煤层开采，该煤层的结构相对简单，赋存的比较稳定，煤层主要特征是煤性脆，坚硬程度属于松软级。煤层平均厚度8.5m，煤层平均倾角10°。煤的容重1.38t/m3。7煤层两极厚度1.38m～9.86m，平均厚度8.50m，煤厚变异系数24%，7号煤层厚度大多在7.5m～9.5m之间，7号煤层结构简单，局部含夹矸2～3层，厚度0.04～2.42m，夹矸层位一般位于7号煤层中下部，为全井田可采的稳定型厚煤层。姚桥矿矿井瓦斯成份以二氧化碳为主，甲烷含量很低。瓦斯相对涌出量远远小于10m3/t，属于瓦斯矿井。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况7号煤层的直接顶板为灰黑色、深灰色砂质泥岩或泥岩，局部为中、细砂岩，一般厚度为3～4m，其上多发育一层灰～灰白色中细粒砂岩，7号煤层顶板稳定性较好，以中等稳定为主，局部为稳定型。底板一般为深灰色砂质泥岩、泥岩，厚度一般为2～6m，以中等稳定型为主。5.1.4水文地质带区内水文地质条件较简单，涌水来源主要为7煤顶底板砂岩裂隙含水层。矿井历年年平均涌水量为325m3/h,年平均最大涌水量为465m3/h，排水系统根据2003年矿井地质报告预计正常涌水量为508m3/h，最大涌水量为609m3/h。井田水文地质条件复杂程度，综合评定为中等类型。5.1.5地质构造带区内地质构造简单，煤层倾角6.6°~21.3°，平均10°。由于受区域构造的影响，断裂构造较发育，只含有