采矿工程毕业设计（论文）-邹庄矿井2.4Mta新井设计

中国矿业大学2013届本科生毕业设计第页1.2.2地质构造井田位于淮北煤田东南部，处于北东向的双堆断层、南坪断层所夹持的断块内。区内总体构造形态为一较宽缓轴向北东向西南仰起的向斜，其东翼被双堆断层切割，西翼被南坪断层及F1断层所夹一系列断层切割。区内断层较为发育，。（1）褶曲区内F1断层以东，双堆断层以西范围内，为一较宽缓、轴向北东、向西南仰起的向斜构造。向斜两翼浅部地层倾角较大，深部较平缓。向斜西翼地层走向近南北，浅部倾角一般在15°～25°，深部倾角平缓0°～10°，断层不甚发育。向斜东翼地层走向浅部近东西，深部转向北东，地层倾角一般11°左右，发育有F2等一系列北东向断层。（2）断层在井田勘探报告中井田组合断层4条，其中正断层3条，逆断层1条。按断层落差分：落差≥100m的断层2条，50m＞落差≥20m的断层2条。断层的展布方向以北东向为主，少数为北西和近南北向，与区域构造线一致。详见断层情况一览表1-1。表1-1断层情况一览表层名性质走向倾向倾角（°）落差（m）延展长度(m)错断层位控制程度F1正NNESEE30～600～25>10003～C可靠F2逆NESE30～600～30>20003～10可靠F3正NENW0～350>10045003～C可靠双堆断层正NESE50～70>5005003～C可靠断层的构造格局符合区域构造规律，本区断层的特点：①在煤层埋藏浅部和向斜转折端断层较为发育。②本区逆断层不发育，且落差较大，倾角变化大，延展长。③区内断层走向多为北东、北北东及近南北向。区内总体构造形态为一较宽缓的向西南仰起的向斜，地层产状一般较为平缓，沿走向和倾向有一定起伏变化，地层倾角一般15～25°左右。因此综合评价本区的构造复杂程度为简单。1.2.3井田水文地质井田内地形平坦，地面标高一般在+20.50～+24.88m，平均+23m。区内无较大地表水体，只有浍河的支流及人工沟渠密布，浍河由西北向东南流经相邻钱营孜井田中部。浍河属淮河支流，河床蜿蜒曲折，宽50～150m，深3～5m，两岸有人工河堤，每年7～9月为雨季，河水位较高，流量较大，每年10月至次年3月为枯水期，干旱严重时甚至断流。浍河属中小型季节性河流，五、六十年代曾发生过三次较大水灾（1954年7月17日、1963年6月30日，1965年7（一）松散层含、隔水层（组、段）井田内新生界松散层厚218.65～338.40m，平均厚264.63m，其厚度变化受古地形控制，大致是从北向南，从东向西逐渐增厚。根据区域水文地质资料与钻探取芯、测井资料进行分析对比，按其岩性组合特征，自上而下划分四个含水层（组）和三个隔水层（组）。其水文地质特征如下：1、第一含水层（组）底板埋深27.00～35.40m，平均29.81m，主要为浅黄色粉砂、细砂、粘土质砂，占层厚的68.62%。砂层纯厚5.00～20.92m，平均14.66m，分布稳定，该含水层（组）为一多层结构的复合含水层，上部为潜水，下部为弱承压水，上下部水力联系密切，地下水位埋深一般在2～3m。上部近地表0.5m左右为浅褐黑色耕植土。据区域和邻近祁东矿水1孔抽水试验资料：水位标高17.32m，q＝0.57～3l/s·m，K=2.9094m/d，矿化度0.356g/l，全硬度12德国度，富水性中等，水质为重碳酸钠镁钙型，是该区生活饮用和农田灌溉的主要水源。2、第一隔水层（组）底板埋深40.60～56.35m，平均48.80m，岩性主要为灰黄、暗灰色的粘土、砂质粘土，占层厚的73.59%，和多层细砂、粘土质砂、粉砂，占层厚的26.41%。顶部富含砂礓块和铁锰质结核。隔水层纯厚5.10～20.30m，平均厚度13.98m，分布稳定，可塑性强，隔水性能较好。3、第二含水层（组）底板埋深73.75～93.95m，平均86.62m。灰黄色的粘土质砂及细砂占层厚的42.21%，局部地区夹薄层粉砂和中砂，占组厚的7.22%，粘土与砂质粘土占层厚的50.57%。其含水层纯厚3.75～31.25m，平均厚18.69m，与粘土及砂质粘土层相间分布，砂层发育不均一。据区域抽水试验资料：q＝0.1～3l/s·m，富水性中等，水质为重碳酸钠或重碳酸、硫酸钠镁型。4、第二隔水层（组）底板埋深88.80～120.85m，平均108.03m。主要岩性为棕黄、深黄及棕红色的粘土及砂质粘土组成，占组厚的73.58%，其次为细砂与粘土质砂等,占组厚的26.42%。隔水层纯厚6.55～25.70m，平均厚15.78m，可塑性强，分布稳定，隔水性能较好。5、第三含水层（组）底板埋深145.30～196.10m，平均171.47m，自南向北，自西向东由深变浅，与新生界松散层厚度分布趋势相同。在中下部普遍发育1～2层厚度10～20m左右的厚层粘土把含水层（组）分为上、下两部分。含水层主要由上部灰黄、灰白色的细砂、中砂和下部灰黄色、灰绿色的粘土质砂、细砂组成，上下含水层总厚占层厚的50.66%。含水层纯厚11.90～59.40m，平均厚度32.89m。上部据邻近祁东矿水3和26-2711孔三含上段抽水资料：水位标高19.40～19.79m，q＝0.78～0.87l/s·m，K=6.414～6.768m/d，矿化度0.662～0.776g/l，全硬度16.42～21.04德国度，富水性中等，水质为重碳酸钠镁和重碳酸硫酸钠镁水，水质较好，是今后矿井取水的主要供水层位之一。下部据邻近祁东矿水2孔抽水资料：水位标高19.22m，q＝0.14l/s·m，K=4.587m/d，矿化度1.113g/l，全硬度31.44德国度，水质为硫酸重碳酸钠镁钙水，富水性较上部弱，水质较上部差。6、第三隔水层（组）底板埋深202.05～296.60m，平均248.79m。岩性上中部由灰绿色粘土和砂质粘土组成，下部为砂质粘土和少量钙质粘土组成。隔水层纯厚25.70～100.10m，平均厚度68.33m，占层厚的88.21%。全区除684、257两孔隔水层厚度分别为25.70m和27.15m较薄外，该组厚度大，分布稳定，隔水性能好，基本阻断了上部含水层与下部含不层之间的水力联系，为区内重要的隔水层（组）。7、第四含水层（组）该含水层（组）是直接覆盖在煤系地层之上，含水岩性主要由土黄、深黄和杂色的粘土质砂、细砂及少量粘土砾石、中砂、粉砂、砂砾层和砾石层组成，占层厚的64.22%，两极厚度0～31.10m，平均厚9.47m。由于受古地形的制约，含水层厚度变化较大，岩性较复杂，局部呈半固结状。据区内103和207两孔抽水试验资料：水位标高12.11～15.63m，q=0.00524～0.0088l/s.m，K=0.0304～0.08491m/d，矿化度2.312～3.209g/l，水质类型均为SO4～Na·Mg，富水性较弱。（二）二叠系煤系地层含、隔水层（段）二叠系煤系地层主要由泥岩、粉砂岩及砂岩夹数层煤层组成，一般不能明显地划分出含、隔水层（段），主要依据地层岩性的组合特征和可采煤层的赋存位置，结合区域水文地质资料，划分为三个含水层（段）和四个隔水层（段）。各含、隔水层水文地质特征如下：1、32煤顶底砂岩裂隙含水层（段）含水层总厚为0.00～17.53m，平均7.67m。主要由3～5层的细砂岩和中砂岩组成，裂隙不发育，钻探揭露32煤上细砂岩时222、237孔泥浆消耗量大，分别为1.65m3/h和1.00m3/h；揭露32煤下细砂岩时237、244孔消耗量为0.5～2.40m3/h；揭露32煤下中砂岩时251孔泥浆消耗量为1.00m3/h，272孔漏水，漏失量为19.20m3/h；其它钻孔揭露该隔水层时泥浆消耗量一般为0～0.16m3/h。据212和246两孔抽水试验资料：水位标高8.80～11.50m，q=0.009～0.0248l/s.m，K=0.0468～0.183m/d，富水性较弱，矿化度为0.480～4.129g/l，水质类型分别为HCO3·SO4～Ca·Na2、72煤顶板砂岩裂隙含水层（段）含水层厚为0～62.07m，平均18.09m，主要由2～3层中细砂岩组成，岩性致密，裂隙不发育，在237孔揭露82煤上、下细砂岩时泥浆消耗量分别为0.5m3/h和0.75m3/h，钻探钻进时泥浆消耗量一般为0～0.16m3/h，只有151孔在揭露72煤上细砂岩泥浆消耗量较大，为4.80m3/h。据井田内225孔抽水试验资料：水位标高4.97m，q=0.0035l/s.m，K=0.0298m/d，矿化度1.988g/l,水质类型为SO3、太原组石灰岩岩溶裂隙含水层（段）井田内无钻孔揭穿太原组全部地层，有20个钻孔揭露太原组地层，一般见灰即停钻，其中揭露1～4灰的钻孔7个，区内无钻孔系统揭露，据区域资料，总厚117～135m，含石灰岩9～12层，灰岩总厚48～71m，占地层总厚的48～60％，其中三、四、十一层石灰岩较厚，分布稳定，富水性不均一，富水性的强弱，取决于岩溶裂隙发育的程度，一般规律是浅部露头带岩溶裂隙发育，富水性强，而深部相对较弱。钻探揭露1灰时，258孔泥浆消耗量较大，为0.74m3/h；揭露2灰时237孔发生漏水，漏失量为12.00m3/h；揭露3灰时无漏涌水现象；揭露4灰时157孔泥浆消耗量较大，为0.80m3/h。据102孔抽水试验资料：水位标高18.00m，q=0.0053l/s.m，K=0.01542m/d，矿化度2.597g/l，水质为重碳酸硫酸钠型水，富水性弱。而邻近桃园煤矿83孔抽水试验资料：水位标高22.70m，q=1.508l/s·m，K=1.423m/d，矿化度4、本溪组铝质泥岩隔水层（段）井田内无钻孔揭露资料，据区域资料该隔水层厚度在15m左右，岩性主要有铝质泥岩、泥岩夹薄层灰岩组成，正常情况下，能起一定隔水作用。5、奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层（段）井田内无钻孔揭穿，厚度不详。据区域资料，总厚500m，岩溶裂隙发育具不均一性，在浅部风化带和构造破碎带附近较发育，富水性较强，而在深部或远离构造破碎带地段则不发育，富水性弱。据区域抽水试验资料：q＝0.019～45.56l/s·m，水质为重碳酸钙镁或硫酸重碳酸钙镁和重碳酸硫酸钠钙型，正常情况下距主采煤层较远，一般奥灰水对矿坑无直接充水影响。6、断层的富水性和导向性井田内断层发育，共查出断层4条，其中正断层3条，逆断层1条。断层破碎带岩性以煤系泥岩及粉砂岩块为主，夹少量砂岩碎屑，所有钻孔穿过断层带时，均未发生漏水现象。据232孔对F20断层带抽水试验资料：水位标高17.20m，q＝0.00432l/s·m，K＝0.0334m/d，富水性弱，矿化度0.402g/l，水质类型为HCO3～Na·Mg·Ca。从区域和邻近生产矿井来看，断层一般是富水性弱，导水性差。据淮北生产矿井所揭露的断层水文地质特征分析，由于采掘比钻孔揭露的面积大，破坏程度高，破坏了原来的地质、水文地质天然平衡条件，使某些断层的导水性有所增强（采掘中大部分落差大于2m的断层有淋水、滴水及渗水现象，少数具导水现象），若沟通了富水岩层，而隔水层厚度小且较破碎时，就可能产生突水。预防断层的突水重点应放在与富水层“对口”部位。（三）矿井主要充水因素分析各矿井在建井和生产中，一般情况下突水有两种情况：一是煤系砂岩裂隙水，多呈淋水、滴水，局部出现突水，水量均不是太大，因煤系水补给不足，往往消耗自身的储存量。二是有四含或太灰的补给，其突水量往往开始较大，以后经过处理，水量变小或呈常流水。1、主要充水因素分析井田内有多个含水层（组、段），相应的也有多个隔水层（组、段），不同的含水层地下水对矿井充水影响明显不同。由于有隔水良好的松散层第三隔水层（组）的存在，大气降水、地表水和新生界松散层一、二、三含水层地下水对矿井充水没有影响。其主要充水因素有以下几个：1）新生界第四含水层（组）地下水，在浅部沿风化裂隙带，采空塌陷裂隙带或顺煤层进入矿井，在不留防水煤柱情况下，是煤层开采的补给水源。2）各可采煤层顶底板砂岩裂隙水是矿井开拓和煤层开采的直接充水水源，是矿井涌水量的主要组成部分。煤系砂岩和岩浆岩裂隙发育不均一，一般富水性较弱，以储存量为主，补给量不足。3）太原组石灰岩和奥陶系石灰岩岩溶裂隙水在一般情况下对矿井无直接充水影响，但在有断层或岩溶陷落柱导水时，则有可能对矿井产生突水。4）在自然状态下，井田内断层一般富水性弱，导水性差，但在井巷开拓和煤层开采时，会破坏地下水的天然平衡状态，使断层的导水性有所改变，若断层沟通了富水含水层时，也有可能产生突水。5）矿内大部分钻孔封闭良好，封孔段为松散层第四含水层顶界面上30m至孔底全封闭。封闭不良钻孔统计见表1-3-8。矿井生产时遇到上述钻孔如不采取措施，则有可能突水，会对矿井产生充水。本矿井涌水量不大，正常涌水量为375m3/h1.3煤层特征1.3.1可采煤层井田内主要含煤地层为二叠系的上、下石盒子组和山西组，区内揭露地层总厚约974.20m。仅72、32煤层可采。（一）煤层顶、底板力学性质32、72主采煤层顶底板岩性为泥岩、粉砂岩、砂岩。煤层顶底板岩石力学性质见表1-2。表1-2岩石物理力学性质试验成果汇总表岩性项目顶板底板泥岩粉砂岩砂岩泥岩粉砂岩砂岩真密度（kg/m3）含水率（%）孔隙率（%）抗压强度（MPa）抗拉强度（MPa）泊松比（μ）1.3.2煤的特征1、可采煤层区内二叠系含煤地层含可采煤层2层，即32、72煤层各煤层情况如下：32煤层：位于上石盒子组下部，上与2号煤层平均间距119.8m，煤层厚4.06～8.22m，平均煤厚5.85m。可采面积15.34km2，可采系数达100%。煤层结构较简单～复杂，69个可采见煤点中夹矸1层的有39个点，2层的有14个点，3层的有3个点。夹矸以泥岩和炭质泥岩为主，少数为含炭泥岩。顶板、底板岩性以泥岩为主，少数为粉砂岩和细砂岩。为全区可采的较稳定的主要可采煤层。72煤层：位于下石盒子组下部，上与32煤层平均间距230m，煤层厚1.11～19.61m，平均5.23m。62个钻孔穿过点中，正常可采点59个，断缺点3个。可采面积18.52km2，可采系数为100%。煤层原生结构为简单～较简单，含1层夹矸12个点，2层夹矸4个点，夹矸以泥岩为主，次为炭质泥岩。顶板以泥岩为主，次为粉砂岩，个别为细砂岩，底板以泥岩为主，次为粉砂岩及细砂岩，为全区可采的较稳定煤层。2、物理性质及煤岩类型各可采煤层均以黑色为主少量灰黑色；以块状～粉末状为主，少量粒状；条痕黑色，少量黑褐色；弱玻璃光泽为主，少量沥青光泽；内生裂隙发育。宏观煤岩成份主要以亮煤、暗煤为主，少量镜煤，煤岩类型为半暗～半亮型煤。天然焦灰黑色、亮灰黑色，块状，性脆，较硬，光泽暗淡，内生裂隙发育，断口平坦状。3、煤的化学性质（1）原煤水分（Mad）各可采煤层原煤空气干燥基水分平均值在1.21-1.40%之间，以32、72煤层较低，10煤层较高，但变化不甚明显。（2）灰分（Ad）①原煤灰分各可采煤层原煤干燥基灰分平均值为19.51～28.64%，煤层均属中灰煤。②浮煤灰分各可采煤层浮煤灰分平均值在7.86～9.75%之间。32、72煤层属低灰煤，因此，其浮煤是较为理想的冶炼用炼焦精煤。③灰成分及灰熔融性各煤层的煤灰组成基本相同，主要为酸性氧化物，平均含量在80.28～86.31%之间，以SiO2为主，其次是Al2O3。碱性氧化物平均含量在9.55～14.69%之间，以Fe2O3和CaO为主，其次是MgO、TiO2和K2O。碱酸比为0.091～0.179，结渣指数为0.045～0.167，结污指数为0.038～0.091，其污垢程度均属低等，可使锅炉正常出渣。各煤层煤灰熔融性软化温度（ST）平均值均大于1373℃（3）浮煤挥发分（Vdaf）各煤层浮煤干燥无灰基挥发分平均值在33.05～37.42%之间，其余煤层均属中挥发分煤。总体有从上部煤层到下部煤层挥发分降低的趋势。各可采煤层原煤干燥无灰基挥发分平均值在33.20～37.84%之间，比浮煤挥发分略高。（4）全硫（St.d）各煤层原煤干燥基全硫平均值在0.31～1.08%之间，通过与各煤层干燥基高位发热量折算后的基准发热量干燥基全硫平均值在0.26～1.08%之间，其余煤层均属特低硫煤。原煤全硫中各种硫以有机硫和硫化铁硫为主，硫酸盐硫含量极少。各可采煤层浮煤干燥基全硫平均值在0.31～0.78%之间，32、72煤层属低硫分煤。浮煤全硫中各种硫以有机硫为主，次为硫化铁硫，硫酸盐硫含量极少。（5）磷（Pd）各煤层原煤磷含量平均值在0.007～0.021%之间，其余煤层均属特低磷煤。（6）氯（Cld）、砷（Asd）各煤层原煤氯含量平均值在0.009-0.028%之间，均为特低氯煤，不会造成对锅炉、管道和碳化室壁的强烈侵蚀或腐蚀。原煤砷含量平均值在0.7～9.58ppm之间，除32煤层属三级含砷煤，52煤层属二级含砷煤以外，其余煤层均属一级含砷煤。4、煤的工艺性能（1）发热量（Qbd）区内各可采煤层原煤干燥基发热量平均值在24.41～28.34MJ/kg之间，由原煤干燥基发热量换算出干燥基高位发热量（Qgr.d），其平均值在24.51～28.26MJ/kg之间，32、72煤层属高热值煤。（2）低温干馏区内各可采煤层焦油产率（Tar.ad）平均值在7.89～9.82%之间，均属富油煤。半焦产率平均值在81.58～87.69%之间，焦型特征为A～Gx。（3）粘结性和结焦性粘结指数（GR.I）：各可采煤层粘结指数平均值在78.2～85.0之间，各煤层均属强粘结性煤。胶质层最大厚度（Y）：各可采煤层胶质层最大厚度平均值在15.2-19.6mm之间，各煤层均属中等结焦性煤。焦块特征属部熔～完全熔合状态，以完全熔合状态为主。5、煤的可选性本区共采取了24个简易可选性煤样，其中主要煤层22个，大多为32、72煤层，其它煤层2个。所有可选性煤样均进行了筛分和浮沉试验。（1）筛分同一煤层的13-6和6-3mm粒级的产率和灰分都相近，32煤层3-0.5和<0.5mm粒级的产率和灰分也相差不大，但72煤层3-0.5mm粒级的产率明显比<0.5mm粒级的产率低，而灰分稍微偏高。对于不同煤层，32煤层各粒度级灰分比72煤层灰分都偏高，而72煤层各粒度级的产率和灰分相差不大。粉煤筛分试验结果表明，同一煤层随着粒度级的减小，产率呈递减趋势，而灰分则相差不大。不同粒度级的各煤层其产率相近，但32煤层的灰分明显比72煤层相同粒度级的灰分高。（2）浮选以浮煤灰分10%（个别煤层小于10%）确定各煤层的理论分选密度为1.35～1.85g/cm3，其±0.1含量为0.82～90.12。32煤层为较难选～极难选煤，72煤层为易选～极难选煤。粉煤可选性试验表明，32煤层为难选～极难选煤，72煤层为极难选煤。综合可以看出，32煤层为较难选～极难选煤，72煤层易选～极难选煤，。6、煤类本区可采煤层煤类总体以1/3焦煤为主，气煤次之，另有少量的弱粘煤。32，72煤层：全区均为1/3JM。1.3.3瓦斯、煤尘及自燃（一）瓦斯区内共有84个瓦斯样点的测试资料，其中可采煤层共有80个，剔除不合格样点后，报告实际利用80个可采煤层样点资料，具体为：32煤层32个，72煤层38个。测试结果汇总见表1-3-15。本区CO2-N2带分界不明显，N2-CH4带约距基岩垂深60m以下，CH4带深度约在距基岩界面垂深130m以下。表1-3瓦斯测试成果汇总表煤层水平(m)基岩盖层平均厚度(m)瓦斯成分(%)瓦斯含量(m3/t)CH4+C2H6CO2N2CH4CO232-700m以浅255.860.00-89.300.75-34.635.60-99.250.00-8.430.08-2.4336.83(19)8.93(19)54.24(19)2.19(19)0.52(19)-700～-1000m514.474.55-93.581.08-81.062.39-87.200.11-10.500.08-1.8548.62(13)12.89(13)38.50(13)3.85(13)0.65(13)72-700m以浅256.096.03-94.622.49-18.311.13-82.600.03-8.260.12-2.5761.15(10)6.93(10)31.92(10)3.75(10)0.59(10)-700～-1000m643.180.00-95.501.24-67.540.69-95.910.00-12.900.13-1.9440.66(25)9.84(25)49.49(25)4.49(25)0.77(25)-1000m以深800.307.67-90.150.80-7.172.68-91.040.78-14.700.11-1.3154.59(3)3.09(3)42.32(3)7.52(3)0.51(3)32煤层瓦斯合格样点共32个，采样深度从-292.73m～-794.64m，瓦斯含量为0～9.50m3/t，其中瓦斯含量＜3的20个，3≤含量＜5的5个，5≤含量＜10的6个，含量≥10的1个（222孔10.5m372煤层瓦斯合格样点共38个，采样深度从-323.05m～-1036.88m，瓦斯含量为0～10.50m3/t，其中瓦斯含量＜3的16个，3≤含量＜5的7个，5≤含量＜10的11个，含量≥10的4个。以上瓦斯含量均为勘探地质报告提供数据，建议以后以建井期间实测数据为准。2、煤与瓦斯突出危险性预测本矿井瓦斯涌出量小，无煤与瓦斯突出危险。（一）煤尘各煤层火焰长度从15到550mm不等，岩粉量为35%～85%，均显示无煤尘爆炸危险性。（二）煤的自燃发火倾向根据勘探地质报告各可采煤层的自燃倾向等级为：32、72煤层为无自燃倾向。（三）地温全区共有测温钻孔22个，其中近似稳态测温钻孔4个（184、227、244、24-252），简易测温钻孔18个，简易测温深度为0～1115m，近似稳态测温深度为0～1070m。根据邻近祁东煤矿地温资料，确定本区恒温带深度为33m，温度为17.9℃本区地温梯度1.2～2.9℃/百米，平均为2.17℃/百米，深度每增加46.08m，地温增加本区属于地温正常区，一级高温区(≥31℃)在-567～-589m以下，二级高温区(≥37℃)在-823～-864m以下，-700m水平温度在2井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田边界井田范围为：东以双堆断层及F3断层为界，西以F1断层为界；南以石炭系太原组顶部第一层灰岩露头线为界，北以27勘探线与宿州市钱营孜井田为界。钱营孜矿井已试运转，2010年5月份投产。2.1.2开采界限井田内主要含煤地层为二叠系的上、下石盒子组和山西组，区内揭露地层总厚约974.20m。自上而下含1、2、3、4、5、6、7、8、10和11等十个煤（层）组，含煤30余层。其中可采煤层7层，为32、51、52、62、72、82和10煤层。其中32、62、72、82为主要可采煤层，51、52、10为次要可采煤层，主要可采煤。32、72煤全区可采，51、52、62、82煤为部分可采，10煤为局部可采。1、2、4、11煤组煤层不稳定，变化大，易相变为炭质泥岩或尖灭，煤层难以对比，为不可采煤层。本矿井只对32、72煤层进行开采设计。因此；开采上限为32煤层、开采下限为72煤层。2.1.3井田尺寸井田赋存状况示意图见下图2.1井田的走向最大长度为4.1km，最小长度为3.0km，平均长度为3.75km。井田倾斜方向最大长度为4.72km，最小长度为2.03km，平均长度为4.11km。井田的水平宽度为5.01km，最小长度为2.0km，平均长度为4.05km。井田的水平面积按下式计算：S=H×L（2-1）（2-1）式中：S—井田的水平面积，km2；H—井田的平均水平宽度，km；L—井田的平均走向长度，km。则井田的平均水平面积为：S=3.75×4.11=15.41km2。图2-1井田赋存状况示意图2.2矿井工业储量2.2.1井田地质勘探探矿权以坐标点圈定，实际探矿权储量计算范围考虑了矿井边界的划分。矿井边界充分利用了断层、煤层露头及煤层底板等高线，和北邻的钱营孜矿划分以勘探线做边界也是合理的。2.2.2工业储量1）矿井地质储量由表2-1可知32煤层最低可采厚度为1.06m，72煤层最低可采厚度为1.1.m。表2-1可采煤层情况统计煤层号煤厚(m)夹矸点可采系数%可采性煤层结构煤层稳定性最小~最大平均一层二层三层321.06~8.225.8539143100全区简单～复杂较稳定721.11~19.615.23124100全区简单～较简单较稳定本矿井可采煤层为32、72煤层，采用地质块段法计算地质储量，由勘探情况将煤层分为A、B、C三个块段，具体的分块情况见下图2-2。图2-2矿井块段划分井田地质储量计算面积划分示意图，根据每个面积小块的等高线水平间距和高差计算出面积小块的煤层倾角，用CAD命令计算面积小块的水平面积，由此可计算得出每个块段的不同储量，矿井地质总储量即为各块段储量相加之和。矿井地质资源量可由下式计算：(2-2)式中：Z——矿井地质资源量，Mt；m——3(32、72)煤层平均厚度，m；sq——3(32、72)煤层水平面积，m2；γ——3(32、72)煤容重，t/m3；取1.40t/m3；α——煤层平均倾角，(°)。计算结果见表2-2。表2-2地质储量计算煤层分块密度煤厚水平面积倾角工业储量合计32A1.455.854593455.49920.241.46276.01B5.854646045.23416.441.08C5.856105092.9933.851.9072A1.425.234411881.9627.934.86B5.238004595.1114.461.27C5.236104727.233.845.44则矿井的地质储量为Z=276.01Mt2）矿井工业储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源/储量由式计算。矿井工业储量可用下式计算：（2-3）式中：Zg——矿井工业资源/储量；Z111b——探明的资源量中经济的基础储量；Z122b——控制的资源量中经济的基础储量；Z2M11——探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2M22——控制的资源量中边际经济的基础储量；Z333——推断的资源量；K——可信度系数，取0.7~0.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井，取0.7。该式取0.9。115.97（Mt）57.99（Mt）49.70（Mt）24.85（Mt）24.85（Mt）因此将各数代入式2-3得：Zg=273.37（Mt）2.3矿井可采储量2.3.1断层保护煤柱井田32煤层现已查明断层六条，即F1、F2、F3、F4、F5和双堆断层，由于F1、F5和双堆断层在井田的边界，留取煤柱时煤柱只留设在井田一边。72煤层现已查明断层五条，即F1、F2、F3、F4和双堆断层，由于F1、F5和双堆断层在井田的边界，留取煤柱时煤柱只留设在井田一边。我国井工开采时段保护煤柱留设经验汇总见表2-3表2-3断层保护煤柱留设断层落差H留设尺寸H50m50m30mH50m30mH<30m不留设煤柱根据表2-3断层保护煤柱的留设要求由2-4公式计算断层保护煤柱（2-4）式中：Pf1——井田内Fa断层煤柱损失t；Pf2——井田内Fa断层煤柱损失t；——Fa断层长度，m；m——煤层厚度，m；——煤层容重，t/m3；B——保护煤柱宽度断层煤柱损失见下表2-4表2-4断层保护煤柱煤层断层名称断层落差保护煤柱宽度断层长度断层煤柱损失合计32F10-25301735334343.1759924247.975F20-30000F30-3505026161680387.6双堆断层>1000502380764396.572F10-25302745684081.45F20-605049044073752.8F30-350502353977318.55双堆断层>10005035061456217.1则由表可知断层保护煤柱P1=9.92Mt2.3.2井田境界煤柱根据邹庄矿的实际情况，按照《煤矿安全规程》的有关要求，井田边界内侧暂留30m宽度作为井界煤柱，由于井田边界有一部分是以断层为边界，上面计算断层保护煤柱已留设保护煤柱，因此这部分边界不另行留设边界保护煤柱。井田边界保护煤柱的损失按下式计算。（2-5）式中：P——井田边界保护煤柱损失，万t。H——井田边界煤柱宽度，30m；L——井田边界长度，32煤层7869m,72煤层8335m；m——煤层厚度，32厚4.43m,72煤层5.85m；r——煤层容重，32煤层2.43t/m3,72煤层5.85t/m3；代入数据得：P2=30×7869×4.43×1.45+30×8335×5.85×1.42=3.59(Mt)2.3.3工业广场保护煤柱矿井井型设计为2.4Mt/a，因此由表2-5以确定本设计矿井的工业广场为2.4km2。根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》第14条和第17条规定工业广场属于Ⅱ保护，需要留设15m的围护带。本设计选定工业广场长为500m，宽为480m垂直剖面图如图2-3所示。表2-5工业广场占地面积指标表井型/Mt·a-1占地面积指标/ha·0.1Mt-12.4及以上1.01.2～1.81.20.45～0.91.50.09～0.31.8邹庄矿的的地质条件及岩层移动角（表2-6）根据公式2.6计算工业广场保护煤柱为：表2-6邹庄井田地质条件及岩层移动角煤层厚度/m松散层平均厚度/m围护带宽度/m表土层移动角/°5.85/5.232641545走向移动角δ/°上山移动角γ/°下山移动角β/°煤层倾角/°7373.37310由剖面图2-3可知S3煤=1558138.61S4煤=1859685.91Z工=S×M×R(2-6)式中：Z工工业广场煤柱量，吨；S工业广场压煤面积，㎡；M煤层厚度，32煤4.43m，72煤5.85m；R煤的容重,32煤1.45t/m3、72煤1.42t/m3。则Z4煤=1558138.61×5.85×1.45÷cos(10)=10887093.57（吨）Z6煤=1859685.91×5.23×1.42÷cos(10)=17011063.17（吨）Z工=10887093.57+17011063.17=27.89(Mt)图2-3工业广场保护煤柱2.3.4井筒保护煤柱井筒布置在工业广场中央，包括在工业广场保护煤柱中，不再累计。2.3.5大巷保护煤柱取大巷保护煤柱的宽度40m计算可得大巷保护煤柱总量为：6.11Mt表2.5永久保护煤柱损失量煤柱类型储量/Mt井田边界保护煤柱3.59断层保护煤柱9.24大巷保护煤柱6.11工业广场保护煤柱27.89合计46.83则煤柱损失量P=46.83Mt2.3.6矿井可采储量矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算：Zk=(Zg-P)C(2-7)式中：Zk—矿井可采储量，Mt；P—永久保护煤柱损失量，Mt；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0.85。则矿井的设计可采储量为：Zk=(273.37-46.31)×0.75=170.30Mt矿井储量汇总见表2-6表2-6矿井储量汇总煤层工业资源储量/Mt矿井工业资源储量/Mt永久煤柱损失/Mt设计可采储量/Mt二2115.9757.9949.7024.8524.85273.3746.83170.303矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据《煤炭工业矿井设计规范》2.2.3条规定，矿井设计宜按年工作日330d计算，每天净提升时间宜为16h。矿井工作制度采用“3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定：1)资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井，煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；2)开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模，否则应缩小规模；3)国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；4)投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2矿井设计生产能力由地质资料可知：本井田储量丰富、地质结构简单、煤层稳定、开采技术条件好，有足够的条件建成大型矿井，结合本井田的工业储量和可开采储量最终选定矿井设计生产能力2.4Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井设计生产能力通常指矿井设计的年生产能力，是煤矿生产建设的重要指标，是选择井田开拓方式的重要依据之一。矿井可采储Zk、设计生产能力A、矿井服务年限力T三者之间的关系为：(3-1)式中：T——矿井服务年限，a；Zk——矿井可采储量，Mt；A——设计生产能力，Mt；K——矿井储量备用系数，取1.3。确定井型时需要考虑备用系数的原因是，矿井各生产环节有一定的储备能力，矿井投产后，产量迅速提高；局部地质条件变化，使储量减少；有的矿井由于技术原因，使采出率降低，从而减少了储量。则，矿井服务年限为：T=170.30/(2.4×1.3)=54.58a>50a第一水平服务年限为：T1=83.229/(2.4×1.3)=26.67a>25a符合《煤炭工业矿井设计规范》要求，具体规范参看表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-1矿井设计服务年限/a第一开采水平服务年限煤层倾角<25°煤层倾角25°～45°煤层倾角>45°600及以上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煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较才能确定。井田开拓具体有下列几个问题需要确定：1)确定井筒的形式、数目和配合，合理选择井筒及工业广场的位置；2)合理确定开采水平的数目和位置；3)布置大巷及井底车场；4)确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；5)进行矿井开拓延深、深部开拓和技术改造；6)合理确定矿井通风、运输及供电系统。开拓问题解决的好坏，关系到整个矿井生产的长远利益，关系到矿井的基建工程量、初期投资和建设速度，从而影响矿井经济效益。因此，在确定开拓方式是要遵循以下原则：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)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的状态。5)要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，应为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综合机械化、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eq\o\ac(○,1)井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井，各井筒形式优缺点比较及适用条件见表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。本井田为全隐蔽型井田，新生界地层较厚，一般在218.65～338.40m，煤层埋藏深，一般在300～1000m，故采用立井开拓方式。eq\o\ac(○,2)井筒数目的确定本井田煤层埋藏较深，井田面积较小，煤层煤层倾角不大，瓦斯涌出量小。根据上述特点，对初期工业场地内的井筒数目提出了如下方案：工业场地内布置主井、副井、风井。其中主井井筒主要承担矿井煤炭提升及兼进部分风；副井井筒主要担负矸石、人员、设备及材料等辅助提升和进风，井筒内装备梯子间，作为矿井的安全出口，井筒内布置有压风管、洒水管、动力电缆和通讯电缆。eq\o\ac(○,3)井筒位置的确定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。本井田西部，煤层倾角大，一般在16°～24°，块段小，因此井位选择宜考虑工广煤柱与构造煤柱、难采块段等相结合，尽量不压煤，少压好煤。同时，井位选择应避免井筒穿断层和不良地质带，并且受深部地温影响，矿井首采块段尽可能考虑在井田的浅部本矿井井筒坐标：主井(3703020，39488718)副井(3702952，39488684)风井(3703065，39488737)工业场地为长500m宽480m的矩形，面积24公顷。4.1.2开拓方案比较本井田煤层埋藏深，在300～1050m，倾角平均为12.6°左右，根据《煤炭工业矿井设计规范》的有关规定，可设2个开采水平。由此提出了四个在技术上可行的方案：方案一：立井两水平直接延伸开拓(岩石大巷)主、副井筒和风井均布置在井田中央，大巷布置在煤层地板岩层中。第一水平标高-700m，第二水平标高-900m。见图4-14-1方案一立井两水平直接延伸(岩石大巷)方案二：立井两水平加暗斜井开拓(岩石大巷)主、副井筒和风井均布置在井田中央，大巷布置在煤层地板岩层中。一水平标高-720m，二水平标高-900m。见图4-2图4-2方案二立井两水平暗斜井延伸(岩石大巷)方案三：立井两水平直接延伸开拓(煤层大巷)主、副井筒和风井均布置在井田中央，大巷布置在煤层中。一水平标高-680m，二水平标高-880m。见图4-3图4-3方案三立井两水平直接延伸(煤层大巷)方案四：立井两水平加暗斜井开拓主、副井筒和风井均布置在井田中央，大巷布置在煤层中。一水平标高-680m，二水平标高-880m。主、副井筒和风井均布置在井田中央，大巷布置在煤层地板岩层中。见图4-4图4-4方案四立井两水平暗斜井延伸（煤层大巷）先对各个方案进行粗略的经济比较见表4-2表4-2各方案粗略估算费用表方案一方案三基建费岩石大巷（4×3899.2+2263.5×2）×（3181+5862）×10-4=18197.95煤层大巷（4×3406.5+1947.4×2）×（3181+5862）×10-4=15844.6维护费岩石大巷(3181×26.67+5862×27.91)×1.2×3×20×10-4=1788.81煤层大巷(3181×26.67+5862×27.91)×1.2×3×20×10-4=3130.416总计费用/万元19986.76费用/万元18975.02百分数(%)105.33百分数(%)100.00方案二方案四基建费岩石大巷（4×3899.2+2263.5×2）×（3181+5862）×10-4=18197.95煤层大巷（4×3406.5+1947.4×2）×（3181+5862）×10-4=15844.6维护费岩石大巷(3181×26.67+5862×27.91)×1.2×3×20×10-4=1788.81煤层大巷(3181×26.67+5862×27.91)×1.2×3×20×10-4=3130.416总计费用/万元19986.76费用/万元18975.02百分数(%)105.33百分数(%)100.00由经济比较可知岩石大巷比煤层大巷总费用约高5.33%，两者相差不到10%，仍可视为近似相等。考虑到煤层大巷维护较困难，保护煤柱损失较大，岩石大巷更有利于辅助运输，综合以上的情况，选择岩石大巷。方案一和方案二主要区别在于方案一二水平采用直接延伸，方案二二水平采用斜井延伸，两者在建井工程量、生产经营工程量、基建费、和生产经营费有差别，对各项费用的计算结果见下表。表4-3方案一和二的建井工程量建井工程量项目方案一方案二前期主井井筒/m263+507175+255副井井筒/m263+457263+445井底车场/m11001100主石门/m00运输大巷/m31813181后期主井井筒/m200860副井井筒/m200492井底车场/m1100500主石门/m0960运输大巷/m58625862表4-4方案一和方案二基建费用比较表基建费用表项目方案方案一方案二工程量/m单价/元/10m费用/万元工程量/m单价/元/10m费用/万元初期主井井筒/m263507212675913851022.66263507212675913851022.66副井井筒/m2634572845171188371291.362634572845171188371291.36井底车场/m110029199321.19110029199321.19主石门/m02478400247840运输大巷/m3181389921240.343181389921240.34小计3875.553875.55后期主井井筒/m20091385182.7786056283484.03副井井筒/m200118837237.6749252343257.53井底车场/m110029199321.1950029199146.00运输石门/m024784096024784237.93运输大巷/m5862389922219.375862389922219.37小计29613344.86合计6836.557221.41表4-5方案一和方案二的生产经营工程量项目方案一方案三运输提升/万t·km工程量工程量二水平石门运输01.2×8807.1×0.96=10145.78立井及暗斜井提升1.2×8807.1×0.2=2113.701.2×8807.1×0.86=9088.93排水/万ｍ3375×24×365×27.91×10-4=9168.44375×24×365×27.91×10-4=9168.44表4-6方案一和方案二的生产经营费用生产经营费项目方案方案一方案二工程量/万t·km单价/万元/t·km费用/万元工程量/万t·km单价/万元/t·km费用/万元提升费用二水平2113.701.63381.929088.930.423817.35石门运输二水平00.4010145.780.33043.73排水费二水平9168.440.43667.389168.440.43667.38合计7049.3010528.46表4-7方案一和方案二费用汇总表费用汇总表项目方案一方案二费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期建井费3875.551003875.55100后期工程费6836.551007221.41106生产经营费7049.3010010528.46149总费用17761.410021625.42122由详细的经济比较可知方案一在经济上明显优于方案三，所以最终选择方案一立井两水平直接延伸（岩石大巷）。4.2.1井筒矿井共有三个井筒，分别为主井、副井、风井。（1）主井位于井田中央工业场地之中，担负矿井2.4Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备一对16t箕斗带平衡锤；井筒采用混凝土支护，直径6.5m，净断面积33.18m2，支护厚度450mm，掘进断面35.6m2（2）副井位于井田中央工业场地之中，与主井东西相距约85m，担负全矿的材料、人员、设矸石的提升。装备一对双层3t罐笼和一个双层两车3t罐笼带平衡锤；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7.2m，净断面积40.71m2，支护厚度500mm（表土段壁厚(3)风井井筒风井净直径Φ6.5m，井筒装备有6.0m层间距密闭式全玻璃钢梯子间，井筒回风并作为矿井的第二安全出口。图4-5主井井筒断面布置图表4-8主井井筒特征表井型2.4Mt/a提升容器一对16t箕斗带平衡锤井筒直径6.5m井深760m井断面积33.18m井筒支护混凝土井壁厚45充填混凝土50基岩段毛段面积44.18m表土段毛段面积44.18m图4-6副井井筒断面布置图表4-9副井井筒特征表井型2.4Mt/a提升容器一对双层3t罐笼一个双层两车3t罐笼带平衡锤井筒直径7.2m井深720m井断面积40.17m井筒支护混凝土井壁厚500mm表土段井壁厚1000~1400mm基岩段毛断面积66.47m表土段毛断面积78.54m图4-7风井井筒断面布置图表4-10风井井筒特征井型2.4Mt/a井筒直径5.0m净断面积19.63m2基岩段毛断面积26.42m24.2.2开拓巷道布置一条运输大巷，一条轨道大巷和回风大巷均布置在煤层底板中，大巷水平间距30m，共两三大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，大巷位于井田中央，沿走向布置，坡度控制在3‰以内。运输、轨道大巷均为锚喷支护半圆拱断面，局部锚索组合梁支护，喷射厚度120mm。运输大巷掘进宽度为4440mm，高为3820mm，设计掘进断面14.8m2；轨道大巷掘进宽度为运输大巷、轨道大巷和回风大巷断面特征如图4-8、4-9和4-10。图4-8运输大巷断面布置图表4-11运输大巷巷道特征表断面/m2设计掘进尺寸喷射锚杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm厚度/mm形式外露长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm12.814.644403770120树脂100三花80022002013.6图4-9轨道大巷断面布置图表4-12轨道大巷巷道特征表断面/m2设计掘进尺寸喷射锚杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm厚度/mm形式外露长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm12.414.644003700100树脂100矩形80022002013.8图4-10回风大巷断面布置图表4-13回风大巷巷道特征表断面/m2设计掘进尺寸喷射锚杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm厚度/mm形式外露长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm17.318.652404120120树脂100三花70022002015.94.2.3井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤炭由运输大巷运至井底煤仓，后经箕斗提升运至地面；物料经副井运至井底车场，经井底车场由电机车牵引运到采（带）区；生产中产出的矸石由矿车运输至井底车场，经副井提升至地面。1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据《煤炭工业设计规范》4.2.1要求:井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较后确定，并符合下列规定：（1）大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。（2）当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。（3）当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。（4）采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。根据矿井开拓方式，主井、副井和大巷的相对位置关系，确定采用环形井底车场。该车场利用主要运输巷道作为调车线和通过线，车场巷道工程量小，交叉点及弯道少。井底车场布置如图4-11。2）空重车线长度井底车场空、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1t固定箱式矿车，型号为MG1.1-6A，外形尺寸（长×宽×高）：2000×880×1150（mm），故取调车线长度为3）硐室井底车场硐室主要有：井底煤仓、中央变电所、主排水泵房、消防材料库及工具室、井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、推车机硐室、医疗室、机头硐室，联络巷、箕斗装载硐室等。图4-11井底车场平面图表4-14井底车场巷道名称1主井9等候室2副井10主、副井联络巷3轨道大巷11主井清理硐室4运输大巷12副井重车线5水仓13副井空车线6水泵房14材料车线7中央变电所15调车线8信号硐室16井底煤仓5准备方式——采区巷道布置5.1煤层的地质特征5.1.1首采区位置设计首采区要考虑到煤层的地质构造，优先选择煤层赋存较稳定、生产能力大、初期工程量少、建井工期短的块段。综合以上的原则本矿井设计首采西二采区，位于井田西翼，距离工业广场较近。5.1.2采区煤层特征采区所采煤层为3号煤层，其煤层特征为：煤层稳定，厚4.06~8.22m，平均5.85m，煤层结构较复杂，全区可采。煤层以黑色为主少量灰黑色；以块状～粉末状为主，少量粒状；条痕黑色，少量黑褐色；弱玻璃光泽为主，少量沥青光泽；内生裂隙发育。宏观煤岩成份主要以亮煤、暗煤为主，少量镜煤，煤岩类型为半暗～半亮型煤，容重为1.45t/m3。采区瓦斯涌出量较小，属于低瓦斯。煤层没自燃发火倾向。5.1.3地质构造采区内地质构造简单，煤层整体呈南高北低的单斜构造，一条落差小于30米的断层。煤层倾角平均13.8°。5.1.4顶底板岩石岩性顶底板岩性为泥岩、粉砂岩、砂岩。顶底板的岩性特征见下表表5-1岩石物理力学性质试验成果汇总表岩性项目顶板底板泥岩粉砂岩砂岩泥岩粉砂岩砂岩抗压强度（MPa）抗拉强度（MPa）泊松比（μ）5.1.5地表情况采区内对应地面有少数几个的几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，所以采取全部搬迁措施。采区内无河流、铁路等故无需另外留设保护煤柱。5.2采区巷道布置及生产系统5.2.1采区巷道布置的依据和要求1）地质条件如煤层赋存条件，顶底板条件，煤质条件等；2）设计资料如年产量。开拓方式等；3）有利于矿井合理集中生产，使采区有合理的生产能力，增产能力；4）安全生产条件好，符合《煤矿安全规程》规定；5）要技术先进，经济合理，尽量简化巷道系统，利于采区的正常接替；6）煤炭损失少，利于提高采区采出率；7）要有合理的服务年限及良好的经济效益；8）保证完善的生产系统，能充分发挥机电设备的效能。本设计矿井大巷布置在煤层中，辅助运输采用电机车。5.2.2首采区参数设计首采区上部为双翼采区，下部由于工业广场的影响，布置为单翼采区。位于井田西翼，走向长度平均为2900m，倾斜长度为1840m，依据规范规定：综采工作面长度不小于160m。结合本矿实际情况及设计生产能力，确定工作面长度为235m。首采区沿倾斜长度继续划分为八个区段，其中区段上下平巷巷道宽度取为5m，单巷掘进，区段保护煤柱的宽度为3m。故区段斜长为248m。5.2.3采区上山布置首采区属于生产能力大的厚煤层采区，服务年限较长，故运输上山及轨道上山均布置在距32煤层底板15米的岩层中，回风上山布置在煤层中起到探煤的作用。5.2.4采区工作面接替顺序区段平巷采用单巷掘进，区段间留设3m保护煤柱，故可以采用依次顺序接替。图5-1工作面接替图32201→32202→32203→32204→32205→32206→32207→32208→32209→32210→32211→32212→32213。5.2.5确定采区的运输系统1）运煤系统工作面→刮板输送机→区段运输平巷→采区运输上山→采区煤仓→运输大巷→井底煤仓→主井→地面。2）辅助运输系统工作面设备材料从地面（经罐笼）→井底车场→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区上部车场→区段回风平巷→工作面。3）通风系统副井→井底车场→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→区段运输平巷→→工作面→上区段回风平巷→采区上部车场→回风上山→回风大巷→风井。4）排矸系统掘进工作面掘出的矸石→区段回风平巷→采区上部车场→轨道上山→采区下部车场→轨道大巷→井底车场→地面。5）供电系统供电：地面变电站→副井→井下中央变电所→采区变电所→移动变电站→工作面。6）排水系统工作面上下平巷→运输大巷→井底车场→中央水泵房→副井→地面。5.2.6采区内巷道掘进方法采区内所有工作面平巷均沿煤层底板岩层中掘进，采用综合机械化掘进，选用EL—90型掘进机、ES—650型转载机、SSJ650/2×22（SJ—44型）可伸缩带式输送机、STD800/40型（SD—40P型）带式输送机、JD11—4调度绞车、JBT—52—2局部扇风机和梯形金属支架组成的成套设备。巷道的拐弯半径必须与所选机型能达到的拐弯半径相吻合，因为可伸缩带式输送机的最小铺设长度为80m，所以，在初始掘进的80m巷道中，机后的物料运输不能采用可伸缩带式输送机只能采用矿车。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：采用压入式局部通风机通风方式。图5-2运输上山断面图表5-2运输上山断面特征表围岩类别断面/m2设计掘进尺寸喷射锚杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm厚度/mm形式外露长度排列方式排间距/mm岩石12.814.64240392010080013.6图5-3轨道上山断面图表5-3巷道特征表围岩类别断面/m2设计掘进尺寸喷射锚杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm厚度/mm形式外露长度排列方式排间距/mm岩石12.814.64440362012080013.6图5-4回风上山断面图表5-4巷道特征表围岩类别断面/m2设计掘进尺寸喷射锚杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm厚度/mm形式外露长度排列方式排间距/mm煤层17.818.65240412012080015.95.2.7采区生产能力及采出率1）采区生产能力本矿井设计生产能力为2.4Mt/a，采用综采一次采全高工艺，由于综采一次采全高产量大，因此，布置一个采面完全可以满足矿井的产量。以首采工作面为例计算：（1）工作面生产能力计算工作面长度235m，煤层厚度5.85m，采煤机截深0.6m，工作面工作制度采用“四六”工作制，即三班采煤，一班检修。双向割煤，每刀进尺0.6m，往返一次割两刀，即两个循环，每班2个循环，每日共进行6个循环。设计割煤高度5.85m，每年生产330天。工作面生产能力按下式计算：（5-1）式中：A0——工作面采煤机生产能力，Mt/a；H——采煤机割煤高度，5.85m；γ——煤层容重，1.45t/m3；L——工作面长度，235m；a——采煤机截深，0.6m；n——工作面昼夜进刀次数，取6次；C——工作面回采率，厚煤层取0.93。把数据带入式5-1得：（2）采区生产能力计算采区生产能力按下式计算：（5-2）式中：A——采区生产能力，Mt/a；K1——工作面不均衡系数，采区内同采的只有一个工作面，因此取1；K2——采区内掘进出煤系数，取1.1；A0——工作面日生产能力，2.2Mt/a。把数据带入公式5-2得：矿井设计井型为2.4Mt/a，首采区生产能力为2.42Mt/a，完全能够满足矿井的产量要求。2）采区采出率采区内留设有煤柱，有一部分可以回收，有的煤柱往往不能完全回收，故有煤柱损失，其中包括工作面回采落煤损失、区段隔离煤柱损失，还有其它不可预知的煤炭资源损失，因此采区实际采出煤量低于采区工业储量。采区实际采出煤量与采区工业储量的百分比称为采区采出率。按下式计算：采区采出率=（采区工业储量—开采损失）/采区工业储量×100%（5-3）东一采区工业储量为：41.63Mt。开采损失包括以下损失：（1）边界煤柱（2）上山煤柱损失上山间距为10m，上山两侧煤柱各宽15m，即上山保护煤柱的总宽度为50m。（3）区段煤柱损失采区煤炭总损失为：（5-4）式中：P'—工作面落煤损失。P=1.314+0.78+0.402+2.739=5.235Mt则有：采区采出率=(41.63－5.235)/41.63×100%=87.4%根据《煤炭工业设计规范》（2005年版）规定：采区采出率：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。设计首采采区采出率为0.874，符合规定。5.3采区车场选型设计5.3.1确定采区车场形式采区上部车场基本形式有平车场、甩车场和转盘车场三类。结合本煤层具体条件，采用岩石工程量较小的甩车场，其优点还有通过能力大，调车方便，劳动量小等。具体如图5-5。图5-5采区上部车场1-运输上山；2-轨道上山；3-回风上山；4-甩车道；5-区段回风平巷；6-绕道采区中部车场基本形式有：甩车场、平车场。在近水平煤层采用小绞车运输时常采用平车场。本采区选用甩车场。具体如图5-6。图5-6采区中部车场1-运输上山；2-轨道上山；3-回风上山；4-甩车道；5-区段运输平巷；6-绕道采区下部车场通常设有装车站、绕道、辅助提升车场和煤仓等。根据装车站位置不同，下部车场可分为大巷装车式、石门装车式和绕道装车式三种形式。本矿井为大巷装车式下部车场，当煤层倾角小于12°，一般采用底板绕道，煤层倾角加大后采用底板绕道，由于首采区煤层倾角为13°，因此采用底板绕道。如图5-7。图5-7采区下部车场1-运输上山；2-轨道上山；3-回风上山；4-下部车场；5-轨道大巷；6-回风大巷；7-运输大巷5.3.2采区主要硐室布置1、采区煤仓根据《采矿工程设计手册》第2877页关于采区煤仓容量的计算，当采区上山和运输大巷采用输送机连续运输时，煤仓容量为上山输送机0.5h的运量。本采区运输大巷和运输上山有一定高差，宜采用垂直圆形煤仓。用混凝土砌碹支护，壁厚300mm，其容量为：（5-4）式中：Q——煤仓容量，t；Q0——防空仓漏风留煤量，取10t；L——割煤机半小时运行距离，120m；M——煤层厚度，5.85m；B——进刀深度，0.6m；γ——煤的容重，1.45t/m3；C0——工作面的采出率，取0.93。采区煤仓断面直径取6.5m，煤仓高度20.7m，煤仓容量为630.5t，能够满足要求。2、绞车房绞车房布置在岩层中，断面为半圆拱形，用全混凝土砌碹或混凝土供料石墙砌筑。设两个安全出口，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的运输要求，宽度一般为2.0~2.0m，本矿取2.5m；二是通风巷道，宽度一般为1.2~2.5m，本矿取2.0m。硐室高度应根据安装和检修起吊设备高度的要求确定，宽度一般为3