煤矿新井设计毕业设计

摘要本设计矿井为XX 市某煤矿新井设计，设计生产能力为1.2Mt/a，服务年限62.85a。根据设计要求，井田的工业资源储量为15751.59万吨,可采储量为105.58Mt。井田走向长8km，倾斜长5km，煤层平均倾角15，属于缓倾斜煤层。本设计矿井采用双立井的开拓，单层大巷布置方式。共划分十一个采区，其中首采区为211采区，布置一个工作面同时生产。采煤工艺为综采，大巷采用胶带输送机运煤。年工作日为330d，采用“三八”工作制，工作面长为180m，截深0.865m，班进两刀,第三班检修。由于井田走向较长，且为缓倾斜煤层，以及煤层地质条件等因素影响，决定本井田内全部采用走向长壁采煤法开采。主井装备：12t箕斗，钢丝绳罐道,箕斗由四根钢丝绳提升。副井采用1.5t罐笼提升。副井采用一套为1.5t矿车单层单车双罐笼提升设备，槽钢组合罐道。矿井通风方式为中央分列式，通风方法为抽出式。关键词：立井；上山开采；大采高；单巷掘进；中央分列式Abstract design of mine for XX in some mine Nii design, the design production capacity of 1.2Mt/a, length of service 62.85a. According to the design requirements, Ida industrial resources reserves 157515900 tons, recoverable reserves is 105.58Mt. Ida to long 8km, long 5km tilt, the average coal seam dip 15 , which belongs to the gently inclined seam.The design of double shaft mine development, single lane layout. Is divided into eleven districts, one of first mining area of 211 mining area, layout of a working face production at the same time. Mining technology for fully mechanized mining, roadway using belt conveyor coal. Years working for 330D, use three eight working system, working face length is 180m, cutting depth 0.865m, class two knives, third class maintenance.Due to long Ida, and gently inclined seam, and the seam geological conditions and other factors, decided the Ida all used to long wall mining mining.Main equipment: 12t skip, wire rope guide, skip the four wire rope hoist. Auxiliary shaft cage hoisting by using 1.5T. Auxiliary shaft adopts a set of 1.5T tramcar monolayer cycling double cage lifting equipment, steel composite cans.Mine ventilation for the central parade, ventilation method for extraction type.Keywords: shaft; exploitation; large mining height; single lane tunneling; central parade 1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 交通位置该矿井田位于XX省X县之西南约10 Km，井田外形为不规则菱形。其范围：西南以小煤矿（局部以9#煤层露头）和F40断层为界，西北及东北分别止于F2及F18断层，东以F22、F19、F34断层为界，东南止于F12断层南北长约8 Km，东西宽约5 Km，面积23.1Km2。京广铁路和京深高速公路及107国道由矿区东侧通过，工业广场至X车站8 Km，距X站10Km，矿区运煤专用铁路在X车站与XX线接轨，储煤场与107国道有公路相连，X到X市有9路公共汽车往返行驶，交通十分便利。矿区交通示意图如图1.11.1.2 地形、地貌及水系沙河井田位于太行山东麓中段，山前冲洪积倾斜平原之中。地形西高东低，海拔标高+80m+125m之间，西部山区山脉走向北北东，最高点位于皇寺镇西南，海拔标高+400m左右。东部为广袤平原，最低标高约+70m，地势平坦，西南白马河北岸，可见鱼脊状丘陵地带，海拔标高在+100m+130m之间。井田内共发育三条季节性河流，从北而南为李阳河、瞎马河、（又名小马河）和白马河，均属海河流域子河水系，受大气降水控制，平时水量微小或无水，雨季水量剧增数十或数百倍。根据邢台及内丘19842002年历年气象资料记载，矿区内年平均气温12，最高气温+40左右，一般出现在七月份。最低气温-21出现在12月或第二年1月。年正常降水量343mm849mm，一般在500mm左右。降雨集中在每年7、8、9月份，占全年降雨总量的80%左右。1963年八月连降大雨，降雨量。达770mm，造成百年以来的特大洪水。XX地区蒸发量为14532172mm，蒸发量远大于降水量，冻结期从11月到第二年2月，冻土深度大约为0.44m。全年最多的风向为南风，最大风速为18m/s。1.1.3 矿区地震情况根据国家地震局、建设部发办199260号文“关于发布中国地震烈度区划图和中国地震烈度区划图使用规范的通知”，邢台地区地震烈度为7度。1.1.4 矿区水源状况本矿区工业及生活用水的主要供水水源为奥陶系岩溶裂隙水和第四系顶部卵石层水，供水水源的取水方式采用管状井分散取水。1.2 井田地质特征1.2.1 矿井地质本井田位于太行山拱断束东翼边缘的断阶上，西侧为上升的太行背斜主体，东侧紧靠下降的华北断拗带的边缘，正处在构造上升与下降间的过渡地带，所以区内构造以剪切断裂构造为主，褶皱表现轻微。井田基本构造形态为一短轴向斜盆地和被断层复杂化了的平缓单斜层，地层产状总的趋势是：走向N2050E，倾向东南，倾角一般为525，局部达40。井田范围内所揭露的断层均属高角度正断层，断层倾角一般为6570。根据断层的延展方向，可将其分为三组，即南北向组、北东向组和东西向组（以北东向断层为主），纵横交错。由于断层发育，严重地破坏了煤系地层的连续性，并形成了一系列阶梯状的地垒和地堑及小型褶皱和小型盆地等复杂构造，致使采区和工作面都难以正常布置，经中煤总公司批准，本矿井地质条件类别属于类。1.2.2 矿井水文地质条件沙河井田内地势平坦，西北高东南低，地面标高在80m125m之间，其坡度西部为千分之七，东部为千分之四，地表径流良好，井田中部有瞎马河，西南部有白马河流过，两河均发源于变质岩山区，为季节性河流，属海河流域子牙河水系。 根据1963年资料，白马河北岸最高洪水位线设有5个洪水位点，记载最高洪水位为+111.48m+102.54m；瞎马河最高洪水位线两岸设有21个洪水位点，记载最高洪水位为+120.61m+87.24m。 白马河在XX山村以东河床下伏寒武、奥陶系碳酸岩地层，地表水在此可渗入河床补给岩溶地下水。本井田内含水层自上而下的水文地质特征为：1）中奥陶统碳酸盐岩岩溶裂隙承压含水层为本区主要含水层，巨厚，高水头，一般具有来势凶猛、涌水量大、持续时间长和造成损失严重等特点，是本矿区开采9#煤的主要危害。2）大青灰岩岩溶裂隙含水层大青灰岩为8#煤的直接顶板，层位和厚度较稳定，为开采8、9#顶板进水的主要含水层。岩性为灰色、深灰色石灰岩，质较纯，厚度为1.20m8.23m，平均厚度为4.46m左右。西南部为隐伏露头，东北部为埋藏区，埋藏深度100m1000m。由于厚度比较薄，被构造切割后，成为若干个不连续的短块。在自然状态下，大青灰岩与奥灰只在短裂带附近有较弱的水循环交替。本层层位稳定，涌水量不大，但含水性不一，为局部富水性强的溶洞裂隙承压含水层，是开采下组煤时正常涌水的主要充水水源。3）57#煤间砂岩、伏青灰岩裂隙岩溶含水层本层厚度变化大，常呈23层复结构的含水层组，总厚度由1.5m91.28m，一般厚度10m30m。砂岩多为细砂岩，局部为粗砂岩，多为泥质胶结，伏青灰岩一般厚1m2m。砂岩中含小砾石，裂隙发育，水多集中在此层。本层含水性极弱，属富水性极弱的裂隙岩溶承压含水层。野青灰岩、砂岩岩溶裂隙含水层层位稳定，厚度0.70m21.03m，一般厚6.8m13.2m，野青灰岩靠近露头处有溶洞和溶蚀现象，溶洞、裂隙多被新生界黄泥充填，深部溶洞逐渐消失。砂岩以中细砂岩为主，多为泥质胶结，富水性极不均一，从上到下逐渐减弱。本含水层为含水性弱的饿岩溶裂隙承压含水层。4）2#煤顶板砂岩裂隙含水层 该含水层层为稳定，但厚度变化大，为028.10m，一般厚度5m15m，岩性一中细砂岩为主，局部为粗砂岩，泥质胶结，本区裂隙不发育，该含水层为含水性弱，但局部可达中等的承压裂隙含水层。5）下石盒子底部砂岩裂隙含水 层位稳定，厚度019.90m，一般厚度5m8.6m，以中细砂岩为主，局部为粗砂岩，泥质胶结，为含水性弱的裂隙承压含水层。X0含水层：第四系底部砂卵砾石孔隙含水层卵石层厚度变化较大，井田西北部较厚，向东南变薄，南端的西侧有尖灭现象，最大厚度为89.65m，一般厚度为10-30m。北风井厚度为7.9m ，卵石滚圆度好，分选性较差，充填物为砂和粘土，本含水层由于充填物为砂和粘土，渗透性较差，上覆为厚度100m 余m的亚粘土，亚沙土层，隔断了与地表水的联系，该含水层为含水性较弱的孔隙承压含水层。6）X含水层：第四系顶部卵砾石孔隙含水层层位稳定，底面一般距地表2040m ,最小厚度为2.60m，最大厚度30.64m；一般厚度为515m；卵石以紫红色及白色石英岩为主，有时也见片麻岩，闪长岩，直径一般为30100间，最大者大于1000m,分选性差，孔隙间有不同粒径的砂充填，多为单层，有时呈两层以上的复结构。该含水层为本区主要含水层，含水丰富，渗透性好，直接接受大气降水补给，补给通道一是地表水下渗，二是西部山区补给，该含水层为富水性强的孔隙无压含水层。1.3 煤层特征1.3.1 煤层地层含煤性沙河煤层含煤地层为石炭二叠系，自上而下分别属于二叠系下统山西组（P1s）石炭系上统太原组及石炭系中统本溪组，总含煤18层，从厚度上讲有两个厚煤层，其余为薄煤层；从稳定性上讲，有两个稳定煤层，一个叫较稳定煤层，两个不稳定煤层，其余12个为极不稳定煤层，从可采性上讲，两个可采煤层，四个局部可采煤层，其余为不可采煤层。 山西组（P1s）地层厚度49.682.56m，平均67.56m，以灰色、深灰色粉砂岩，砂质泥岩与浅灰色、灰白色细粒至中粒砂岩为主。含煤37层，可采一层，平均煤层总厚5.43m，含煤系数8.04%。其中2#煤为稳定的厚煤层，是沙河矿的主采煤层，其他均为极不稳定的薄煤层，没有开采价值。太原组（C3t）地层平均厚度148.35m，含煤511层，平均煤层总厚度9.26m，含煤系数6.2%，其中9#煤为沙河煤矿稳定的厚煤层，是主采煤层，平均厚度6.19m，7#为较稳定的局部可采煤层，6#、8#煤为不较稳定的局部可采薄煤层，3#煤为不稳定的局部可采的薄煤层，其他均为极不稳定的、不具开采价值的薄煤层。本溪组地层平均厚度25.94m，含煤两层，编号为10及11，煤层平均厚度分别为0.34m及0.42m，煤层总厚度0.76m。含煤系数2.7%，均为极不稳定的无开采价值意义的煤层。1.3.2 可采煤层1）2#煤层：为于山系组下部，井田最小厚度1.23m，最大厚度6.78m，平均4.38m，纯煤平均厚度3.97m。全井田穿过煤层的钻孔155个，见煤厚度均在最低可采厚度之上，可采性指数（Km）为1。经计算，煤厚变异系数（）为17%，属稳定的厚煤层。2#煤在南部单斜区、中部断裂带、东部褶断带及北部波曲区浅部均为单一结构的煤层，不含夹矸。2）3#煤：最小厚度为零，最大厚度为1.00，经计算，煤层可采性指数Km为0.5,煤厚变异系数为29%，属极不稳定煤层。煤层中不含夹矸，结构简单，为局部可采煤层。3#煤位于野青灰岩之上，2#煤之下，为野青灰岩所控制。3#煤上距2#煤16.52m42.66m，平均29.76m 。3）6#煤：煤层最小厚度零，最大厚度1.82m，平均0.43m，为薄煤层。 可采性指数（Km）为0.67。经计算，煤层变异系数（）为45%，属不稳定厚煤层。煤层一般不含夹矸，结构简单，位于伏青灰岩之上。上距3#煤26.97m85.10m，平均48.72m。4）7#煤：最小厚度零，最大厚度2.06m，平均厚度0.98m，为薄煤层。 可采性指数（Km）为0.82。经计算，煤层变异系数（）为28%，为较稳定煤层。煤层一般不含夹矸，有时有一层泥岩夹矸，夹矸最大厚度0.29，平均0.05，为简单结构煤层。7#煤局部可采，位于伏青灰岩及大青灰岩之间，上距6#煤12.51m37.03m，平均21.11m。5）8#煤：最小厚度零，最大厚度4.96m，平均煤层厚度1.09m，为薄煤层。 可采性指数（Km）为0.7。经计算，煤层变异系数（）为66%，为不稳定煤层。煤层一般不含夹矸，为简单结构煤层。8#煤局部可采，其直接顶板为大青灰岩，下距9#煤0.47m32.94m，平均12.53m。6）9#煤：最小厚度4.02m，最大厚度12.17m，平均煤层厚度6.19m，为厚煤层。 可采性指数（Km）为0.99，煤层变异系数（）为23%，为稳定煤层。9#煤结构复杂，含夹矸06层，较厚者有两层，由上而下把9#煤分为91、92、93三个分层。 91煤：最小厚度零，最大厚度2.23m，平均煤层厚度0.85，纯煤最大厚度0.83，为薄煤层。 可采性指数（Km）为0.58。煤层变异系数（）为57.7%，为极不稳定煤层。煤层一般不含夹矸，简单结构。下距92煤0.2m3.52m，平均2.79m。92#煤：最小厚度0.32，最大厚度4.95m，平均煤层厚度2.29，纯煤最大厚度4.42，平均2.19，为中厚煤层。 可采性指数（Km）为0.98，煤层变异系数（）为25.5%，为较稳定煤层。煤层一般不含夹矸，为简单结构煤层。下距93煤0.15m2.80m，平均0.91m。 93#煤：最小厚度0.53，最大厚度5.53m，平均煤层厚度2.56，纯煤最大厚度2.58，为中厚煤层。 可采性指数（Km）为0.98，煤层变异系数（）为24.5%，为稳定煤层。煤层一般不含夹矸，为简单结构煤层。1.3.3 不可采煤层沙河煤田不可采煤层有12层之多，它们的共同特点是煤层薄，厚度极不稳定，根据它们的赋存特点，可分为两类：即层位较稳定类与层位不稳定类。层位不稳定类有21、22、5、61、及11煤。层位不稳定类有10、1、11、30、4、41及10#煤。余下的7个层位为不稳定类，见附表1（沙河井田煤层特征表）。 xx井田煤质特征表 表 11煤层灰分硫磷分发热量煤灰熔融性2低中特低低磷高热量高熔灰4低中高硫低高热量高熔灰6中灰中硫低磷高热量高熔灰7低中高硫中低高热量高熔灰8低中高硫低磷高量量高熔灰92#低中高硫低磷高热量高熔灰93#低中中高低磷中高热量高熔灰沙河井田属石炭二叠系煤，其中2#、9#煤为主采煤层。2#煤有两个煤类，气煤（QM）和1/3焦煤。以气煤为主，少量的1/3焦煤。气煤分布广泛，1/3焦煤呈零量小块夹在其间。9#煤有三个煤类，气煤 气肥煤和肥煤。以气肥煤为主，少量的气煤及更少的肥煤。气肥煤分布广泛，气煤以零星的小块夹在其间，井田西部则出现极少量的肥煤。 10#煤有四个煤类，气煤 气肥煤 1/3焦煤和肥煤。以气煤 1/3焦煤为主，其次是气肥煤和肥煤。气煤分布于井田的东部，呈南北方向的弧形带状，1/3焦煤比邻与气煤的西侧，亦是不规则的近南北向的弧形带状分布，气肥煤则在1/3焦煤带两侧不连续分布。 3# 、6#、 7#、 8#煤以气肥煤为主，气煤次之。他们的变质规律为：1） 由上而下变质程度递增。井田上部煤层变质程度浅，下部变质程度深，上部是气煤（QM45），极少量的1/3焦煤，下部是气肥煤和肥煤，还有储量很多的1/3焦煤。2）由东向西，煤的变质程度逐渐增高。井田东部变质程度较浅，井田西部煤层变质程度较深，东部是气煤，向西依次是1/3焦煤，气肥煤及肥煤。 经河北煤田地质局研究所，河北煤田第一勘测局测试中心测试，2#煤瓦斯成分CH4在12.3677.02之间，氮气在18.3876.76之间，沙河井田属氮气-甲烷或甲烷带。9#煤瓦斯成分CH4在42.6785.96之间，氮气在10.5242.62之间，属甲烷带或氮气甲烷带，钻孔煤样的瓦斯含量，无论是2#或9#煤都在0.357.07mg/g之间，应为低瓦斯区。（见表1、2，2#、9#煤钻孔瓦斯样测定结果汇总表） 2#煤钻孔瓦斯样测定结果汇总表 表12钻孔煤样深度瓦斯成分%瓦斯含量ml/g瓦斯分带CH4CO2N2CH4CO220011285.60285.7565.450.2829.821.480.07氮气甲烷带20012783.45783.6050.7916.5832.630.800.14氮气甲烷带20013601.366.1.5177.020.0818.380.750.20甲烷带20015326.00326.1512.3610.8776.760.180.17甲烷氮气带9#煤钻孔瓦斯样测定结果汇总表 表13钻孔煤样深度瓦斯成分%瓦斯含量ml/g瓦斯分带CH4CO2N2CH4CO220011366.90367.0582.120.0815.222.38微量甲烷带20012937.85938.0042.6714.7142.620.700.15氮气甲烷带20013776.60776.7584.230.1211.796.800.27甲烷带20015482.00482.0585.963.5210.524.440.20甲烷带沙河井田煤层具有自然发火倾向，其中2#、9#均为二类自燃。其中2#煤的自然发火期为612个月。由煤炭科学总院抚顺分院矿山安全开发中心坚定，沙河煤田煤尘具有爆炸性或爆炸危险性，特别是9#煤具有强爆炸性，应加强防尘，降尘措施。煤尘爆炸性试样坚定结果 表14煤层采样地点工业分析火焰长度（mm）岩粉用量(%)鉴定结论Wf%A g%Vr%2#东37孔2.5710.4137.0280090有爆炸危险性2#东71孔3.059.5537.7080090有爆炸危险性9#东37孔2.5011.3036.6080090有爆炸危险性9#东71孔3.107.2838.6470080有爆炸危险性2 井田境界及储量2.1井田境界XX煤矿西南以小煤矿、局部以9#煤层露头和F40断层为界，西北及东北分别止于F2及F18断层，东以F22、F19、F34断层为界：东南止于F12断层南北长约8 Km，东西宽约5 Km，面积24.90Km2。XX煤田为掩盖式煤田，一般埋深不超过800m，本次储量计算深度为800m，即水平标高-700m，唯西北部东49钻孔附近北程向斜轴部和东北第19勘探线东端部分地段，煤层埋藏较深，计算垂深超过800m，其超过部分均划分为-700m（即三水平）储量，这样，本次储量计算就涵盖了全部井田。2.2矿井工业储量计算井田参加储量计算的煤层主要有2#煤层和9#煤层，单斜层状构造，产状较稳定，倾角在516之间，煤层厚度较稳定，煤层变化不大，勘探工程数量较多。因此，储量计算在煤层底板等高线平面投影图上采用地质块段法，结合勘探线、等高线、工程点连线分水平计算，储量采用下列公式计算： (2.1)式中 Q资源储量(单位：万吨)；S平面积(单位：万m2)平均煤层倾角（单位：度）M平均煤层厚度(单位：m)；煤层视密度(单位：t/m3)上士中参数的确定：1、平面积的确定：在各煤层底板等高线平面图上，由计算机直接求取各地质块段的平面积，其精度远高于用求积仪求取的面积。由于部分块段煤层倾角等于或大于15，且使用煤层真厚度，故储量计算各个块段全部使用斜面积。2、平均煤层厚度确定：参与资源/储量估算的见煤点为钻探和测井之综合成果达可级以上的可采见煤点；用块段内所有见煤点纯煤真厚的算术平均值为块段平均煤厚。若块段内见煤点少，可用邻近块段见煤点煤厚参加本块段平均煤厚的计算。3、密度的确定：密度仍沿用原精查报告的数值，由于该区煤质较稳定，取各测点的平均值1.30。4、平均煤层倾角：用图解法在块段内不同地段求取煤层倾角，然后取其平均值作为该块段煤层倾角。5、最低可采边界线的确定：不可采见煤点与可采见煤点之间的最低可采边界线采用内插法求取。在可采见煤点与沉积无煤点间1/2处确定零边界点，再在零边界与可采点间用内插法求出最低可采点。本井田的储量是按块段结合等高线法计算的，其中的块段是以等高线，境界线，地质构造线划分的。本矿井2号煤层工业储量= =24.94.71.3/cos15 =15751.59（万t）其工业储量如表2.1表2.1 各块段工业储量计算表块段煤的容重倾角（）面积（km2）平均厚度（m）储量（万t）总储量（万t）块段（总）1.301524.94.715751.5915751.592.3矿井可采储量2.3.1安全煤柱留设原则（1）工业场地，井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设煤柱，对零星分布的村庄不留设煤柱。（2） 各类保护煤柱按垂直断面法或者垂线法确定。（3）断层煤柱留设50m，井田境界煤柱宽度为20m。（4）主要巷道两侧各留设10m煤柱。（5）陷落柱外侧留50m煤柱。（6）工业场地占地面积，根据煤矿设计规范中的若干条文件修改决定的说明中第十五条，工业场地占地面积指标见表2.2 。表2.2 工业场地占地面积指标井型/Mt.a-1 占地面积指标Ha.(0.1Mt)-1 2.4以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.82.3.2工业场地煤柱井筒及工业广场煤柱按岩层移动角留取。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有关规定和本地区其他矿井的经验数据，各参数选取如下： 表土层移动角：=45基岩部分：走向移动角=72下山移动角：=72上山移动角：=72-0.6= 72-0.615=63煤柱留设方法：煤柱设计计算采用垂直断面法。保护煤柱的留设过程，如图3-1所示：图3-1 用垂直断面法确定工业广场下安全煤柱（1）确定受保护面积。如图3-1所示，在开拓平面图上通过建筑物的四个角分别作平行于某煤层走向和倾斜的四条直线得矩形abcd。在矩形的外缘上加上15m宽的维护带，得受保护面积abcd。（2）确定保护煤柱边界。通过受保护面积中心作一沿煤层倾斜方向的倾斜剖面-，在这个剖面上，由维护带的边缘点m1,n1起在表土层以=45画两条保护线，即m1m2，n1n2。然后在基岩中于下山和上山方向按上山移动角=63和下山移动角=72作保护线，与煤层相交得n和k点，则通过n和k的走向线分别为保护煤柱的上部和下部边界。以同样的方法在平行煤层走向的剖面-上，按其走向移动角=72作保护线，求得沿走向的煤柱边界AB和CD，将nk和AB、CD均绘制到平面图上，即得保护煤柱边界ABCD。煤柱是一个梯形。（3）煤柱煤量计算工业场地煤柱煤量=梯形面积煤层平均厚度每层平均密度=8828614.71.3=539.43万t2.3.3矿井永久保护煤柱损失量采区回采率根据煤炭工业矿井设计规范（GB50215-2005）第2.1.4之规定，厚煤层采区回采率75%，薄煤层采区回采率85%，中厚煤层采区回采率80%。（1）井田边界保护煤柱：井田边界保护每注留设20m宽，则井田边界保护煤柱损失量为5.13Mt。（2）断层的保护煤柱为50m，则断层的保护煤柱损失为6.22Mt。（3）工业场地保护煤柱：工业场地按级保护，维护带宽度为15m，工业场地面积由上表确定，取30公顷，则工业场地压煤为539.43万t（4）大巷保护煤柱：轨道运输大巷布置在煤层下20m以外岩层中，故无需设保护煤柱，皮带运输大巷设置在煤层中，因其保护煤柱可回收，故无需计算。（5）井筒保护煤柱：主、副的保护煤柱在工业场地的保护范围，风井井筒的保护煤柱在主要巷道范围内，故井筒的煤柱损失为0 。关于原储量的标准，原储量标准包括地质储量、工业储量、设计储量和设计可采储量四个部分。 （1）地质储量：矿井地质储量为勘探地质报告提供的储量（A+B+C+D），包括能利用和暂不能利用储量两部分。（2）工业储量：矿井工业储量为勘探地质报告提供的地质储量中能利用的A、B、C三级。（3）设计储量:矿井设计储量为工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田边界煤柱以及已有地面建、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱。（4）设计可采储量求得各种永久煤柱的储量损失后，按下式计算矿井可采储量： Z=(Zc-P)C (2.2) =(15751.59-1674.43)0.75 =10557.87万t式中：Z矿井可采储量，万t； Zc矿井工业储量，万t； P各种永久煤柱储量损失之和，万t； C采区回采率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.80；薄煤层不低于0.85。把矿井储量汇总如表2.3所示。表2.3 矿井储量汇总表煤层名称工业储量/万t永久煤柱损失/万t采区回采率可采储量/万tA+B+C工业场地煤柱境界煤柱断层煤柱合计2#15751.59539.435136221674.430.7510557.873 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度矿井年工作日为330d，工作制度采用“三八制”，每天三班作业，两班生产，一班准备，每班工作8 h。矿井日净提升时间为14h。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定矿井生产力的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、外部建设条件、回采对煤炭资源配置及其市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较之后确定。矿井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。（2）开发条件：包括了矿区所处的地理位置、交通、用户、供电、供水、建筑材料及其劳动力来源等。条件好的，应加大开发强度和矿区规模；否则应当缩小规模。（3）国家要求：对国家煤炭需求量的预测是确定矿区规模的主要依据。（4）投资效果：投资少、工期短、生产干成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模建设，反之缩小。（5）矿井生产能力应与其储量相适应，以保证有足够的矿井和水平服务年限。我国对各类矿井和水平的设计服务年限要求参考煤矿开采学见表3.1表3.1 各类矿井和水平的设计服务年限要求表井型矿井设计生产能力/Mt.a-1 矿井设计服务年限/a第一开采水平设计服务年限/a开采025煤层的矿井5水平设计服务年限pingshejifuwunianxian开采2545煤层的矿井5水平设计服务年限pingshejifuwunianxian开采4590煤层的矿井5水平设计服务年限pingshejifuwunianxian特大=6.0080353.005.007030大1.202.4060252015中0.450.9050201515小0.090.30自定3.2.2矿井设计生产力矿井设计生产能力确定主要从以下几方面进行分析论述。 1）从设计生产能力和服务年限关系比较0.9 Mt/a、1.20 Mt/a和1.50 Mt三个生产能力方案，其服务年限分别为83.8 a、62.85 a和50.28 a。生产能力1.20 Mt/a比较适中。 2) 主要开采煤层为2#煤层为矿井开采对象，煤层厚度平均4.7 m，一般倾角515，顶底板条件好，易于管理，是较理想的高产煤层。 3）从市场需求分析，矿井地处缺煤的华东地区，煤炭需求紧张，宜加大矿井设计生产能力。 4）从经济效益分析，由于井田内表土层厚、井筒深，建设费用高，所以应尽可能提高矿井生产能力，减少吨煤投资，提高经济效益。生产能力1.20 Mt/a，井巷工程和投资与生产能力0.9 Mt/a相差不大，吨煤投资低。而生产能力1.50 Mt/a需要两个综采工作面同时生产保产，两个工作面宜分布在同个采区内，为了能够连续生产需增加多个掘进，增加工程量大，投资高。 综合比较，生产能力0.9 Mt/a，矿井服务年限偏长，矿井投资与生产能力1.20 Mt/a相差不大，工作面没有达到最大能力，限制了工作面单产，相应吨煤投资高，经济效益差；生产能力1.50Mt/a，矿井服务年限偏短，按矿区目前生产水平，矿井保产需要二个工作面，井巷工程量大，投资高；生产能力1.20 Mt/a，服务年限适中，矿井保产、达产容易，有较长的稳产年限，收支比大，可获得较好经济效益，因此矿井设计生产能力1.20 Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限按公式计算： （3.1）式中： T-矿井服务年限，a； Z-矿井可采储量，M t； A-矿井设计生产能力，Mt/a； K-储量备用系数，矿井设计一般取1.4，地质条件复杂矿井及矿区总体设计可取1.5，地方小煤矿可取1.3 。因此储量备用系数取1.4 。全矿井服务年限 第一水平服务年限 3.2.4井型校核 按煤矿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2#煤层平均4.7 m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据井田形状分为单翼开采，前期首采区布置在第一水平，布置一个综采工作面，保证达产。 2）辅助生产环节的能力校核。 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，为低瓦斯矿井，注意防尘和防瓦斯积聚。 4）矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证足够的服务年限，满足煤炭工业设计规范要求，见表3.1。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。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究：（1）确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置。 （2）合理确定开采水平的数目和位置。 （3）布置大巷及井底车场。 （4）确定矿井开采程序，做好开采水平的接替。 （5）进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造。 （6）合理确定矿井通风、运输及供电系统。 确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则： （1）贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。 （2）合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。 （3）合理开发国家资源，减少煤炭损失。 （4）必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。 （5）要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。 （6）根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。 合理的开拓方式要对技术可行的几种方案进行技术方案比较才能最终确定。4.1.1确定井筒形式，位置和数目一、确定井筒形式井筒形式有三种：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。三者主要的优缺点如下所述： 平硐开拓受地形埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。 斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。 立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。 本矿井煤层倾角小，为515，为近水平煤层；水文地质情况比较简单，由于煤层埋藏深度较深，受地压影响较大，斜井距离较长，倾角较小平硐无法实现开采，因此优先考虑采用立井开拓。二、确定主、副井筒的位置和数目井筒的位置是与井筒形式，用途密切联系，井筒对整个矿井生产起到至关重要的作用，应该认真分析比较井筒位置，以选最佳地点。在选取井筒位置时应遵循以下原则：（1）井筒在走向方向上井筒位于井田中央大巷运输工作量最小，两翼能均衡生产，生产能力大，两翼生产基本同时结束，较快转入下水平。井筒沿倾斜方向的位置主要选择层位和适合的倾角，利于运输，一般还是考虑井田的中央。（2）选取对掘进与维护有利的位置，井筒应该尽可能不通过或少通过流沙层、较厚的冲积层和较大的含水层。（3）有利于工业广场布置合理。不占或少占农田，避免河流改道，不占重要文物古迹及园林。有足够的场地，合理布置工业广场并留有余地，利于外接“国铁”。有好的工程地质和水文地质条件，避免滑坡、山崩等威胁，利于居民点建设。井口处于当地最高洪水位之上。（4）风井的布置 。通过对通风方式对比知中央并列式的优点是工业场地布置集中，管理方便，井筒保护煤柱损失少。缺点是通风线路长，通风阻力大，井下漏风多。一般适用于井田范围较小，生产能力不很大、瓦斯等级低的矿井。中央分列式优点式通风线路短，通风阻力较小，井下漏风较少，回风井位于上部边界，工程量增加不多。缺点是工业场地较为分散。一般适用于煤层赋存不太深的缓斜煤层矿井和煤层赋存较深、瓦斯涌出量大的矿井。对角式通风其优点是通风线路长度变化较小，风压比较稳定，有利于通风机工作。缺点是通风设备较多，工业场地分散，主副井与风井贯通需要时间长。但是这种通风方式适用于对通风要求严格的矿井如高瓦斯矿井，煤层易于自燃的矿井、煤与瓦斯突出危险的矿井。由于本井田地形平坦，表土较厚且有流沙层，所以确定采用立井开拓，并按流沙层较薄，井下生产费用较低的原则确定井筒位于井田走向中部流沙层较薄处。为了避免采用箕斗井回风时封闭井塔困难和减少穿越流沙层开凿风井的数目，决定采用分列式通风。所以确定矿井共有三个井筒，分别为主立井、副立井、风井。主、副井筒位置在井田中央， 回风井位于上部边界。4.1.2 工业场地的确定工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中央。 工业场地的形状和面积：根据表2.2工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为12公顷，形状为梯形。4.1.3 开采水平的确定和采区划分一、水平划分合理的开采水平垂高应以合理的阶段垂高（斜长）为前提，并使开采水平有合理的服务年限，有利于矿井水平和采区的接替，还要有较好的技术经济效果。确定合理的水平垂高应考虑如下因素：1、具有合理的阶段斜长；2、具有合理的区段数目；3、有利于采区的正常接替；4、要保证开采水平有合理的服务年限；5、经济上有利的水平垂高。对于本井田而言，因为地质构造简单，煤层单一，井田斜长又较大，故应考虑阶段斜长较大，综合考虑设四个水平，即-250水平，-450水平，-550水平,-750水平采用暗斜井上山开采。二、采区划分断层分布情况和村庄、铁路以及河流压煤是决定本矿井采区划分的重要因素。本次设计采区划分主要考虑以下几个原则：（1）尽可能利用较大的断层和永久性煤柱作为采区边界；（2）采区划分也适当考虑村庄的先后搬迁顺序；（3）适应高产高效工作面推进速度快的要求，尽可能加大采区走向长度；（4）尽可能考虑双翼开采，但如果双翼采区走向长度较短，应考虑单翼开采。根据井田开拓布局，全井田划分为四个阶段，第一阶段内地质条件简单，无断层、褶皱构造，全区煤层赋存稳定，但走向长度大，划分为一个采区，即211。第二阶段走向长度较大，本设计将其划分为二个采区。第三阶段分二个采区，第四阶段也分二个采区。即全井田划分为7个采区。根据开拓布局，首先开采第一水平211采区，221采区接替，再开采下一阶段的采区，依次按水平顺序接替开采。根据接替要求，一般应保证机械化化连续回采1a以上。按照目前我国集中化采煤水平、综合机械化回采面的一翼长度不小于10002000m。本矿第一水平的安排的首采区的走向长度就为1800m，采区中部布置上山，将采区为单翼。其余各采区以及以后各水平内布置的采区要根据其具体情况确定采区的长度和采区每一翼的长度。由于采区内只有一个工作面，所以在采区左右两翼进行跳采，即采区布置一个回采工作面和两个掘进工作面，当一翼回采即将结束时，掘进面已准备出另一个回采工作面，这样即可实现回采工作面的顺利接替。回采时先采最上区段的右翼然后再采同区段的左翼，当此区段采完时开采下一区段的右翼，然后再采同区段的左翼，以至把采区采完。4.1.4主要巷道 开拓2号煤层平均厚度为4.7m，赋存稳定，顶板和底板均较稳定，围岩较稳定，煤层倾角为515，煤层厚度变化不大。矿井轨道大巷、运输大巷布置均布置在煤层中，大巷间距50m。由于采用分列式通风，轨道大巷、运输大巷沿底板掘进，部分区域采用煤巷和岩巷掘进，位于井田中央，沿等高线方向布置。4.1.5方案比较由于本井田地质构造简单，煤层单一，井田斜长较大，根据井田地质条件和设计规范有关规定，本井田可划分为4个水平（即4个阶段），（水平划分的具体论述见下节）第一、二、三、四阶段内采用上山开采，第四阶段采用暗斜井下山开采的开拓方案。为减少煤柱损失和保证大巷维护条件，除轨道大巷设于2#煤层底板下垂距为20m的厚层砂岩内，皮带运输大巷和回风大巷均布置在煤层内。上阶段运输大巷留作下阶段回风大巷使用。采区内采用煤层上山准备，除中央采区上山位于距2#煤层底板10m以上的砂岩中并在采后加以维护留作下阶段回风大巷及安全出口外，其他上山均位于2#煤层中并在采区回采后加以报废。根据前述各项决定，本井田在技术上可行的方案有下列数种：方案一： 主副井筒都设于井田倾向中部，初期通过石门与第一水平大巷联络，第二、三水平由立井延伸，第四水平由暗斜井延伸。方案二：主副井筒都设于井田中部，初期通过石门与第一水平大巷联络，后期通过立井延伸至第二水平，因煤系基底有丰富的含水层，第三、四水平由暗斜井延伸。方案三：井田内采用主副井生产系统，井口位于井田中央，通过石门与第一阶段辅助运输大巷联络，采用上下山开采。井田深部用立井延伸，与第二阶段辅助运输大巷联络，并采用山下山开采。三个方案示意图如图4.1：开拓方案一剖面图开拓方案二剖面图开拓方案三剖面图图4.1 开拓方案示意图开拓方案技术比较方案技术比较如表4.2表4.2 开拓方案技术比较表方案优点缺点方案一1.井筒短，初期工程量小。基建投资小。2.提升能力大，机械化程度高。3.出煤早，见效快。4.工业广场距离煤层近，压煤少。1.第四水平要暗斜井开拓，延伸井筒长，提升设备较复杂。提升环节多。2.工业广场及井筒保护煤柱占用了部分初期投产采区储量。方案二1.相对石门总长度较小，掘进及运输费用小。3.避免了工业广场及井筒保护煤柱占用初期投产采区储量。1. 井田深部需用暗井和暗斜井延伸，生产系统较复杂，环节较多。2. 初期工程量相对较大。建井期较长。3. 工业广场距离煤层较远，煤柱损失大。方案三1. 井筒工程量相对较小，基建投资减小。2. 石门相对总长度最小，掘进及辅助运输费用小。3. 井底车场布置简单，易于掘进及生产管理。1. 提升相对复杂，暗斜井提升环节多。煤炭上运，运输费用高。2. 地面生产系统分散，不便管理。开拓方案一和方案二的基本思路是一致的，只是第三水平延伸方式的选择不一样，方案一井筒位于井田中部，且立井机械化程度高，提升能力大，但第二、三水平都要立井开拓，延伸井筒长，提升设备较复杂。提升环节多。方案二较方案一虽然立井井筒工程量较大，但其第三水平用暗斜井延伸，整体运输费用减小。便于后期生产管理。从压煤的角度分析，总体压煤量显然方案一小于方案二，但它占有了部分初期投产采区储量，不利于矿井初期生产。方案三从减少穿越流沙层开凿井筒数目的角度出发，提出用两个水平分别山下山开采，这虽然减少了井筒及石门的总体工程量，但井下运输相对复杂，暗斜井提升环节多。煤炭上运，运输费用高。对井塔封闭要求高，通风较困难。地面生产系统也较分散，不便管理。综合考虑，应该放弃方案三，将方案一和方案二进行经济比较。4.1.6 开拓方案经济比较将方案一和方案二进行经济比较，其初期基建费及工程量，维护费用，运输费用等经济比较结果汇总于下表。在比较中需要说明以下几点：1、两方案中阶段的划分和采区的布置均相同，故大巷和采区上山的开掘长度相同，费用也基本相同，故未对其进行比较2、两方案中井底车场的形式和建设费用虽稍有差别，但相对较小，故也未予以比较。3、一水平维护费用的计算只对主井、副井和石门进行了比较。4、运输费用中运距不包括准备巷道，只包括大巷和石门的运输。表4.3 初期基建费及工程量比较表深 度（M）断 面（M2）单 价(元/10M）费 用方案一主 井表土段14030.280255基岩段23030.235010805230副 井表土段14050.288448基岩段21050.239690833490石 门0000总计