古城矿2.4Mt新井设计

中国矿业大学2008届本科生毕业设计 第99页 1 矿区概述及井田地质特征 1 矿区概述 1.1.1 矿井地理位置、地形特点和交通条件概述 古城矿井位于兖州市之东，曲阜市以西，分属兖州、曲阜两市，坐标为东经11650′12″～11654′00″，北纬3533′12″～3536′10″。 矿井交通方便，京沪、新菏、兖石铁路在兖州交汇。307国道贯通井田，各村间均有简易公路相通。 井田范围内主要河流有泗水河和沂水河。 图一：古城矿位置交通图 1.1.2 矿区的气候条件 井田的气候温和，属温带季风区，海洋至大陆性气候，由于被鲁南山区所隔，受海洋影响较小，气候变化显著，四季明显，夏季炎热，冬季寒冷。根据曲阜、兖州两县气象站1963年至1982年的统计资料，年平均降水702.7mm，年最大降水量1179.3mm（1964年兖州）；月最大降水量405.5mm（1970年7月曲阜）最大降水量160mm（1972年7月6日兖州）雨量均集中在7~9月份，降水量占全年的61%。年平均蒸发量1719.5mm，最大蒸发时间约为4~9月份，约占全年蒸发量的80%。年平均相对湿度67.7%，绝对湿度12.7毫巴，年平均气温13.8摄氏度，最高气温达41摄氏度（1967年6月4日曲阜），最低气温-19.3摄氏度（1981年1月27日曲阜）。年平均风速7.9m/s。极端最大风速24m/s，最大风速的风向多为偏北风（1963年3月15日兖州）。风相随季节变化，一般春季为南风，夏季东南风，冬季东北风。雷暴雨一般出现在3~10月份。11月份到次年3月份为冻结期，最大冻土厚度45cm（1958年1月25日~26日兖州），降雪期从12月份开始至次年三月份结束，最大厚度19cm（1955年12月3日）。 1.1.3 矿区的水文情况 （1）含水层 井田内主要含水层有6层，自上而下分别为： 1、第四系砂砾松散孔隙含水层组： 该层厚度107.9～254.5m，平均为180.05m，其厚度变化从东北向西南逐渐变薄。 2、山西组3号煤顶板砂岩裂隙水含水层 该层厚度0.92～36.69m，平均17.46m，属于上煤组顶板直接充水含水层，煤在开采过程中，预计顶板冒落以后，导水裂隙带高度可达下石盒子组底部砂岩。 3、太原群第三层石灰岩岩溶裂隙含水层 该层厚度1.7～8.15m，平均4.86m，层位稳定，全区发育。三灰含水层以静储量为主，易于流干。本层上距3号煤5.36～20.82m，上距3号煤39.8～65.65m。 4、太原群第十层下石灰岩岩溶裂隙含水层 本层位于16号煤直接顶板外，在17号煤冒落带之内。是下煤组开采时的顶板直接充水含水层，富水性弱，单位涌水量0.0000687L/S.m，属重碳酸钠型水。 5、本溪群第十四层石灰岩岩溶裂隙含水层 该层厚度0.4～13.1m，平均4.95m。岩溶不发育，富水性弱。本层上距17号煤底板10.14m～48.04m，属于下煤组开采时底板直接充水含水层。 6、中奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层 奥陶系石灰岩是煤系的基底，是开采下煤组的间接充水含水层，从揭露奥陶系石灰岩岩性看，裂隙较发育，岩溶不够发育。 富水性在水平垂直方向上表现出极不均匀性，井田内在假整合面15m以下富水性强，平面分布上主要富水区段为西部和北部奥灰埋藏较浅地段以及东部构造复杂区，一般单位涌水平均在1L/S.m以上。 （2）隔水层 井田内各含水层间隔水层较多，主要有以下三层： 1、第四系底界隔水层 井田北部为煤系地层露头部位，但在此区段第四系底部有一层厚度2.93～12.4m较稳定的粘土类地层与下伏地层相隔可起到隔水作用。 2、下二迭系山西组以下隔水层组 井田内二迭系地层由北向南逐渐增厚，其岩性主要为泥岩、砂质泥岩、粘土泥岩、夹有细—粗粒砂岩，此段隔水层组可以防止上部裂隙水下渗补给其它含水层。 3、17号煤至奥灰隔水层组 井田内17号煤至奥灰顶面正常地段间距为32.75m～61.65m，该段岩性主要为粘土泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩及三层石灰岩，该层可以起到一定的隔水作用。未来矿井深部开采17号煤时，由于十四灰，奥灰都具有强大高水头压力，隔水层厚度难以承受，会给开采17号煤带来威胁。因此，应对十四灰、奥灰进行疏干降压。 （三）断层的导水性 从井田钻孔揭露，抽水资料及简单水文观测资料上看，井田断层富水性和导水性弱。 （四）水文地质类型 勘探查明，2上、3层煤的水文地质类型为二类一型，即以裂隙含水层为主，水文地质条件简单的矿床；16上煤、17煤为三类第一亚类一型，即以岩溶含水层为主的顶板进水，水文地质条件简单的矿床，当底鼓突水时，可以转化为水文地质条件中等～复杂的底板进水岩溶充水矿床。 1.2 井田地质特征 1.2.1 地形地貌、地质构造 井田内地势平坦，为一冲积平原。海拔标高为+48.77～+61.82米，一般高程在 + 50.00m左右，地势东高西低。 本井田位于兖州市向斜的东北隅，由于受滋阳、峄山两边界断层的影响，除保留了向斜构造形态外，其断裂构造发育，且地层倾角变陡为其特征。本井田范围内地层走向：南东—南北—北东，为一向南东东敞开的簸箕形单斜构造，地层倾角浅部陡，深部缓，浅部18～35，平均倾角23；深部8～15，平均10。构造以断层为主，主要断层的展布方向以北西方向为主，井田内共有落差大于10米的断层25条，矿井建设和生产过程中新发现落差3～10米的断层43条，并发现一定数量的小断层，断层发育程度为Ⅲa；井田内褶曲不发育，基本不影响采区或工作面的布置，定为Ⅰb；岩浆岩仅在井田西北部3—5号孔有所见，属小型侵入体的边缘部分，对井田内煤层无影响，定为Ⅰc。 1.2.2 地质构造 一、地层 本区为全掩盖区，经勘探查明的地层层序由下而上简述如下： （1）奥陶系中统马家沟组（O2） 厚度640～660m，岩性主要为灰岩，与下伏地层整合接触。 （2）石炭系中统本溪群（C2） 厚度为16.05～47.55m，平均厚度27.21m。 本群地层假整合于中奥陶系马家沟灰岩之上，底部一层褐红色含铁很高的铁铝质泥岩。 本群地层为一套滨海相铝质沉积，由泥岩、粘土岩、粉砂岩、铝土岩、石灰岩及薄煤层组成。石灰岩为十四灰、十三灰、十二灰，位于太原群中部和顶部。 （3）石炭系上统太原群（C3） 厚度143.3～193.5m，平均厚度173.37m。 本群地层由砂岩、泥岩、粘土岩、石灰岩及油页岩和煤组成，其中石灰岩11层，自上而下依次编号为二灰、三灰、四灰、五灰、六灰、七灰、八灰、九灰、十上灰、十下灰、十一灰。 本群含煤19层，其中可采或局部可采5层，即6、10下、15上、16上、17等煤层。 （4）二迭系下统山西组（P11） 该组是本区最主要含煤地层，厚度56.7～97.8m，平均厚度76.12m。岩层主要由灰色至灰黑色细砂岩、中砂岩、粉砂岩、夹砂质泥岩、泥岩和含砾砂岩组成。 本组含煤2～4层，可采煤层为2上和3煤两层。 （5）二迭系石盒子组（P） 为一套陆相碎屑岩，厚度东北薄，西南厚，一般厚度为280～320m，与下伏地层山西组为整合接触。 图二：地层综合柱状图 （6）侏罗系上统蒙阻组（J3） 分布于18勘探线以西及西南部，为砖红色、灰绿色的陆相碎屑岩沉积，厚度变化大，最薄为75.9m，最厚564.9m。 （7）下第三系（E） 分布于14勘探线以东，为断陷盆地沉积，为砂岩、粘土岩、泥岩，与下伏地层呈不整合接触。厚度变化大，为0～680.2m。 （8）第四系（Q） 主要由亚粘土、亚砂土及砂层组成，厚度107.9～254.5m，一般170～180m，由东北向西南逐渐变薄。 2）构造 本区位于兖州向斜的东北隅，由于受滋阳、峄山两边界断层的影响，除保留了向斜构造形态外，其断裂构造发育，且地层倾角变陡为其特征。 地层倾向南东-南东东，西南部由于受滋阳断层的牵引，地层走向由北东转为南东，因而本区的单独形态为一个轴向近东西的向斜，但东端由于被峄山断层切割，所以整个井田的构造形态呈一向南东敞开的簸箕形，地层倾角北翼陡，南翼缓，边缘陡，深部缓。北部边缘地层倾角15～29，F14断层以东倾角变缓约为10左右，F14断层以西，地层倾角一般10左右。 地层走向为F14断层以东，地层走向北40～50东，F14断层以西由近南北走向转为北30西。 构造以断层为主。地层沿走向显有波状起伏，由于受断层的拖引，局部有小的短轴背斜和向斜出现。井田内共有断层35条。 3）岩浆岩 仅在井田西北部3～5号孔有所见，为基性辉绿岩和辉绿玢岩，呈脉状沿F5断层带侵入太原群地层中，最大厚度10.22m，最小厚度0.22m。从岩浆岩的产状和围岩情况看，属小型侵入体的边缘部分，对井田内煤层无影响。 1.3 煤层特征 本井田含煤地层为华北型石炭、二叠系含煤建造。主要含煤地层为太原组和山西组。本井田内可采及局部可采煤层7层，分别为2上、3、6、10下、15上、16上、17煤。2上煤，煤厚0～1.01米，平均厚0.61米，为部分可采的不稳定煤层；3煤为本井田最重要的可采煤层，容重1.35t/m3，煤厚5.33～11.45米，平均厚8.49米，为全区可采的稳定煤层；其它5层煤由于硫分大于3%，其储量已划为暂不能利用储量。本井田煤层以3煤为主，煤层稳定性为Ⅰd。 1.3.1 煤层特征 本井田含煤地层为华北型石炭、二叠系含煤建造。主要含煤地层为太原群和山西组。含煤地层平均总厚为249m，共含煤24～26层，煤层平均总厚度19.82m。含煤系数为7.9%。其中可有可采煤层7层，厚为12.95m，主要可采煤层分述如下： （1） 2上煤：位于山西组中上部。距山西组顶界15～39m，平均25m，煤厚0-1.07m，平均0.61m，厚度变化较大。可采点多分布在3线以南及13线至16线之间；未发现有夹石，直接顶板常为厚3～5m的泥岩或砂质泥岩；老顶为灰白色中粒砂岩；底板多为厚4～6m的砂质泥岩，有时相变为粘土岩和细砂岩，下距3煤32m。属结构简单部分可采不稳定煤层。 （2）3煤：是本区最重要的可采煤层。位于山西组的下部，距山西组底界10m左右，距三灰50m左右；厚度5.33～11.45m，平均8.49m，层位稳定，厚度变化不大，全区可采。结构简单，有7个钻孔发现有夹石，厚0.03～1.25m。直接顶板为深灰色，厚3m左右的砂质泥岩，有少数孔伪顶为泥岩。老顶是灰白色含黑色矿物较多的中粒砂岩，底板为5～7m的且有清楚波状层理及生物扰动构造的细砂岩，常相变为灰黑色的砂质泥岩，有时为泥岩。 （3）6煤：位于太原群上部。属薄煤层：厚0-1.15m，平均0.72m。可采点主要分布在F19断层西南，F19与F21断层间之南部，厚度变化大，除30-1孔和13-2孔发现有0.25和0.06m厚的泥岩夹矸外，其余各孔无夹矸。顶底板多为深灰色的砂质泥岩，9线至14线间顶板多为中、细砂岩，底板往往相变为细砂岩和粉砂岩。6煤上距3煤40m左右；下距三灰10m左右，为结构简单，部分可采的较稳定煤层。 （4）10下煤：位于太原群中部，上距五灰和三灰各为16m及34m左右，煤厚0～1.1m，平均0.67m。属薄煤层，煤厚变化较大，可采点主要分布在15勘探线至F5断层之间，全区仅仅5个孔发现有夹石，夹石厚度均在0.05～0.15m，顶板多为深灰色的细砂岩或中砂岩，有时逆变成砂质泥岩，厚度约3.5m。10下煤属结构简单，部分可采的较稳定煤层。 （5）15上煤：薄煤层，位于太原群中下部，煤厚0～1.46m，平均0.76m。可采点主要分布在9线至14线间-800水平以浅和4线以南，26线以南深部多数钻孔未达层位或受构造破坏而断失，因而煤层控制程度较差。全区9点发现含有泥岩或砂质泥岩夹石一层，厚0.04～0.5m。煤层顶板为一薄层泥灰岩（九灰），厚0～1.82m，往往为砂质泥岩所代替，底板为比较厚的灰色细、中砂岩。厚10m左右，含炭屑和植物化石，下距十一灰岩28m左右。为简单结构，局部可采的不稳定煤层。（见表一） （6）16上煤：位于太原九下部，薄煤层。煤厚0～1.61m，平均0.8m，厚度变化较小，全区大部分可采。不可采点主要分布在15线以东、26线以南，-1000m以深的钻孔多未达层位，控制程度较差。含夹石1～2层，厚0.1～0.2m，直接顶板为十下灰岩，上距3煤160m左右，底板多为厚2m左右的灰黑色铝土质的泥岩，局部变成深灰色彩的砂质泥岩。15线以东大部可采，煤层本身层位稳定，厚度变化近于稳定，为结构较复杂的较稳定煤层。 煤层 顶板类别 顶板冒落性能 岩性 岩块试验单向抗压强度（104Pa） 3 II 中等冒落 砂质泥岩 细砂岩、泥岩 4811.8-9476.6 16上 III-IV 难冒落、极难冒落 石灰岩 9623.6-15356.6 17 III 中等冒落 砂岩 9555.0-11652.2 石灰岩 2126.6-5546.8 表一：可采煤层顶板特征表 （7）17煤：位于太原群下部，上距十下灰14m左右，层位稳定，全区大部分可采。煤层厚0.28～1.3m，平均0.9m，14线以东由于构造复杂，煤层常被断薄，26线以南及-1000m以深钻孔多未达层位，控制较差。含夹石1～2层，厚0.05～0.19m。顶板十一灰为薄层灰岩，一般厚1m左右，不稳定，常相变为粉砂岩或泥岩。底板为浅灰色具鲕状结构的泥岩。17煤属结构较复杂、大部分可采的较稳定—稳定煤层。 2 井田境界和储量 2.1 井田境界 2.1.1 井田境界确定 在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有： 1、要充分利用自然条件划分，在可能的条件下，应尽量利用地形、地物、地质构造、水文地质以及煤层特征等自然条件，以减少煤柱损失，提高资源采出率，充分保护地面设施； 2、要有与矿区开发强度相适应的井田范围，要保证井田范围与矿井生产能力相适应，有足够的储量和服务年限及合理的尺寸； 3、照顾全局，处理好与临矿的关系； 4、直线原则，井田的划分应尽量采用直线或折线，有利于矿井的设计和生产管理工作的开展。 根据以上划分原则，以及考虑到古城煤矿煤田内地质构造等原因，本井田在能满足生产开发强度的前提条件下，不但要考虑了自然条件原因，而且要考虑到矿区的整体规划，故将古城煤矿的井田范围：西以京沪铁路东侧煤柱线及兖州市煤柱线，即Z1～Z8、Z12～Z17各点连成为界，东至F33断层，北以F18断层及D1～D5各点连成与单家村煤矿为界，南以第31勘探线及-1200米煤层地板等高线为界，井田面积约15.75km2。储量计算范围为井田境界内各可采煤层。 2.2矿井工业储量 2.2.1 井田钻孔及勘探分布情况及勘探类型 钻孔及勘探分布情况：全区经过普查、详查、精查勘探及使用综合勘探的精查补充勘探后，成勘探线7条，平均间隔500m；全区可利用钻孔14个，其中达到可采厚度钻孔9个，达不到可采厚度钻孔4个。根据勘探情况，矿区的地质条件以基本清楚。 2.2.2 煤层最小可采厚度 本井田内煤层赋存条件良好，煤层较厚且煤层倾角平均在10度左右，属缓倾斜煤层，平均厚度8.75m，瓦斯涌出量较小，煤尘无爆炸性。 2.2.3 工业储量的计算 工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探厚度与质量均合乎开采要求，目前可供利用的列入平衡表内的储量，即111b+121b+2M11+2M22+333K (K=0.7~0.9)储量。 据统计，井田边界内完整的网格网数目为53个，不完整的有12个，由于井田的地势较为平缓，可视为一个平面，故完整的网格数目经计算为63个。（网格面积为500m500m） 地质总储量==190Mt 井田边界周长C=16455km；井田边界的煤柱留设为50m；断层留设的煤柱为30m；工业广场的煤柱留设20m 通过计算井田边界的煤柱损失为9.8Mt；断层的煤柱损失为3.6Mt；工业广场的煤柱损失为2.9Mt； P1=9.8+3.6=13.4Mt P1——为边界及断层的煤柱损失 矿井工业资源储量Zg=111b+121b+2M11+2M22+333K=170Mt (K取0.9) 2.3矿井可采储量 2.3.1 计算可采储量时，必须要考虑以下储量损失 1、工业广场保安煤柱； 2、井田境界煤柱损失； 3、采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失； 4、其它各种损失； 通过以上原则计算得知设计资源储量Zs=Zg-P1=15.5Mt 设计可采储量Zk=(Zs-P2) C =120Mt （2-1） C——采出率；取0.75 P2——井筒、工业广场及大巷的煤柱损失 2.3.2 各种煤柱损失计算 1、本矿井开采时，由于村庄稀疏且规模较小，开采初期时无影响，在后期开采时宜采用搬迁解决；井田内无铁路河流影响；并且井田内没有较大的断层和构造，因此煤柱损失只需考虑工业广场保安煤柱损失及井田边界煤柱损失。 S=梯形面积=(上宽下宽)高/2 (2-2) =(1169+1353)1195/2 =150.69（万m2） 则工业广场的煤柱量为： 工业煤柱量=梯形面积总煤厚容重 (2-3) 工广保护煤柱=150.6910.61.35=2156.37(万t） 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 根据《煤炭工业设计规范》规定矿井年工作日定为330d。矿井日净提升时间确定为14h。 由于本矿井采用了联合集中布置，且主要开拓巷道布置在岩石中，为了减少提升人员时间，增加副井的提矸时间；以及采区走向较长导致个人上下班时间较长，并且生产设备先进，为降低工人劳动强度，设计认为采用”三八”工作制，其中两班采煤，一班准备，每班工作8h较为合理。 3.2矿井设计生产能力及服务年限 3.2.1 矿井设计生产能力的确定 本矿井的生产能力主要考虑了以下几点： 1、生产强度与地质条件的符合，本矿井地质构造简单，储量丰富，煤层赋存稳定，煤层属于厚煤层； 2、矿井生产能力与工业储量符合《煤炭工业设计规范》要求； 3、根据煤炭市场需求情况，本矿井的煤质属于政府调节煤种； 鉴于以上因素，并且考虑到资源利用和矿井的长远发展，故将本矿井的年设计生产能力确定为2.4Mt/a。 3.2.2 水平的服务年限 根据矿井实际的地层和煤层特征，本矿井主采3#煤，赋存稳定。该水平采用立井单水平开拓，水平标高为-540 矿井服务年限的计算公式： （3-1） 式中 ： T——为水平服务年限，a; Zk——矿井可采储量，120Mt； A——矿井设计年生产能力，2.4Mt； K——矿井备用系数，取1.3。 T==65a 由上式计算得出矿井服务年限的服务年限为65 a。 4 井田开拓 4.1井田开拓的基本问题 4.1.1 工业广场及井筒的位置，形状及面积确定 1、工业场地的选择主要考虑以下因素： （1）尽量位于储量中心，使井下有合理的布局避免单翼开采，节省运输及通风费用； （2）占地尽量要少，减少压煤，且交通方便； （3）工业场地的标高要高于矿区历年最高洪水位； （4）主副井筒布置在地质条件较好的区域，确保井筒及井底车场的围岩稳定。 （5）综合考虑矿井的前期及后期生产，在保证总体工程量小的前提条件下，尽量减少初期投资。所以把井硐放在倾向长度的中央。 2、根据以上原则，结合本矿实际情况，工业广场布置在储量中心偏上，主要是考虑减少上山开采和地形的影响；充分利用无煤区减少压煤；另外此处地面标高高于历年的最高洪水位； -340 m水平车场及井筒均避免通过断层或构造，围岩稳定。因此此处是最佳位置。 3、根据《煤炭设计规范》要求，本矿井工业广场占地面积应在19.8～25公顷之间，本设计工业广场取22.5公顷，长、宽分别为500m、450m。 4.1.2 井筒形式，数目，位置及坐标确定 1、 井筒形式的选择：根据本矿井的实际情况：表土层平均厚120m；区内地势平坦；煤层埋深较小，浅部埋深100m。虽然煤层埋深不大，但表土层不稳定，不适用斜井与平峒开拓，确定本矿井采用立井开拓。 2、井筒数目：本矿井采用主井提煤，副井运料。由于矿井走向长度和倾向长度相差不大，而且矿井开采深度不大，故采用中央分列式通风。 3、为方便管理将主井与副井均布置在工业广场内，风井布置在煤层浅部。 4、设计井筒位置坐标见下表： 坐标 X Y 主井 2280.5531 586.1272 副井 2286.0876 571.6119 风井 2275.4134 601.386 表4 井筒坐标 4.1.3 阶段参数确定 井田主采煤层为3号煤层，矿井大致分为3个带区，三带区位于井田上部，期间有断层，所以定为后期考虑，前期为一二带区，前期煤层倾角变化较小，为10，缓倾斜煤层，为实现高产高效，要求巷道布置系统力求简单，掘进工程量要少，结合实际生产中带区布置与采区布置各自的优缺点及适用条件，分析比较可知本矿井采用带区式开采优势明显，故设计为带区式开采。 3号煤层平均厚度为8.75m，赋存稳定，煤层厚度变化不大，煤质硬度不大。故矿井开拓大巷布置在岩层中，留大煤柱护巷，大巷间距30m。由于矿井属低瓦斯矿井，为满足回风需要，单独建设回风立井。一条运输大巷，一条轨道大巷及一条回风大巷，共三条大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，运输大巷距煤层底板一定距离掘进。大巷基本保持与煤层同方向布置，局部半煤岩及岩巷，巷道坡度不随煤层而起伏，一般保持千分之三，胶带大巷上仓段局部10。 4.1.4 确定开拓方案 方案一：立井单水平开拓 主、副井筒均为立井，布置在井田中央，只设一个水平。主要石门及井底车场沿煤层底板掘进至-300，大巷布置在岩层中并沿底板掘进，局部半岩及岩巷。由于辅助运输采用电机车运输，如图4.1 方案二：主斜井、副立井单水平开拓 斜井提升运输能力大，立井辅助运输能力大，为此提出主井采用斜井开拓，副井采用立井开拓，大巷布置在岩层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷，如图4.2 方案三：斜井单水平开拓（井筒位于井田中央） 主、副井井筒均为斜井开拓，布置与井田中央，大巷布置在岩层中，沿底板掘进，局部半岩及岩巷。如图4.3 方案四：立井两水平开拓（井筒位于井田中央） 水平标高-300，二水平采用立井延伸，标高-540。如图4.4 方案一：立井单水平开拓 方案二：主斜井、副立井单水平开拓 方案三：斜井单水平开拓（井筒位于井田中央） 方案四：立井两水平开拓（井筒位于井田中央） 各种开拓方式的适应条件 井筒形式 立井开拓 斜井开拓 平硐开拓 主副斜井开拓 煤层 条件 埋藏深、表土厚为缓倾斜煤层。 倾角小于25表土层薄无流沙层 倾角较小，地形复杂。 井田范围较大。 优点 井身短，通过井筒的各种管线长度小，提升速度 快机械化程度高，对辅助提升有利，人员提升快，井筒断面大，通风阻力小，生产经营费用低，有利于井筒维护，实用性强，技术可靠，不受煤尘瓦斯水文等限制。 开拓部署能适应、产量大，生产集中的要求，主斜井不受长度限制的要求，井筒装备及井底车场地面设施简单，施工简单，掘进快，初期投资少，延伸方便安全出口好。 最简单的开拓方式技术经济最有利，主运环节设备少，地面工业广场简单，水可自流，无水仓施工条件好，掘进速度快。 主斜井胶带运输生产能力大，井筒不受长度限制。 缺点 井筒施工复杂，装备复杂，基建投资大，井筒延伸困难 井身长，通过井筒各种管线长，生产经营费用高，维护难，掉转提升能力小，对地质条件适应性差。 对井田构造和自然条件有一定限制。 综合立井和斜井两者缺点。 适用 条件 生产能力大，煤层埋藏深，表土厚或水文情况复杂，开采煤层不受条件限制，不适合斜井，平硐，综合方式时均可采用立井开拓。 地质构造简单，井田走向短。 山岭，丘陵，沟谷地区，煤层埋于山中，在山麓 开平硐开拓。 矿井生产能力大。 2．技术比较 以上所提出四个方案大巷及水平数目均相同，区别在于井筒形式和井筒位置不同，及部分基建、生产费不同。 方案一、三主井井筒形式不同。方案一主井为立井，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，主要缺点是井筒施工技术复杂，备用设备多，要求有较高的技术水平，掘进速度慢，基建投资大；方案三主井为斜井，斜井的运输提升能力比立井大，有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要，斜井井筒也可作为安全出口，井下一旦发生事故，人员也可从主斜井迅速撤离，但斜井开拓的工业广场比立井的工业广场大，带来的煤炭损失非常大。井田内3#煤层厚度大、倾角小、赋存稳定，涌水量小，立井的优点突出，选用大箕斗提升能力大很适合240Mt的特大型矿井的需要。经过以上技术分析、比较，在结合粗略估算费用结果（表4.1），在方案一、三中选择方案一：双立单水平开拓。 方案二、四主要区别在副井筒形式不同，以及设计的井筒位置。方案二井筒位于井田中央的储量中心，井下运输距离短，运输费用相对较低，但主斜井的提升能力大，副井罐笼提升也很大。方案四井筒位于井田边界，由于井田利用部分井田边界煤柱，减少部分压煤，但井田中央煤层距地表距离大，井筒长，基建费用多，经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果在方案二、四中选择方案二：主斜副井单水平开拓。 3．经济比较 第一、二、三、四方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总与下列表中：表4.1、表4.2、表4.3、表4.4、表4.5和表4.6。 表4.1各方案粗略估算费用表 方案一 立井单水平开拓（中央） 方案二 主斜副井单水平开拓 基建费用/万元 主井开凿 35222787.5 802.12 主井开凿 11259804.64 1103.02 副井开凿 35224077.7 823.46 副井开凿 35224077.7 823.46 风井 34220162.3 689.56 风井 34220162.3 689.56 小计 2315.14 2616.04 生产费用/万元 大巷运输 1.244630.088 471.2928 大巷运输 1.24463 0.088 471.2928 小计 471.2928 小计 471.2928 合计 费用 2786.4328 费用 3087.3328 百分率 100% 百分率 100.6% 表4.2各方案粗略估算费用表 基建费用/万元 方案三 双斜井单水平开拓（井田中央） 方案四 立井两水平开拓 主井开凿 11259804.64 1103.2 主井开凿 5409804.64 529．4505 副井开凿 9849804.64 964.78 副井开凿 5409804.64 529．4505 风井 34220126.3 689.56 井底车场 34220126.3 689.56 小计 2757.56 小计 1748.461 大巷运输 1.244630.088 471.2928 大巷运输 1.24463 0.088 471.2928 小计 471.2928 小计 471.2928 合计 费用 3228.8528 费用 2219.7538 百分率 100% 百分率 100.12% 通过以上粗略比较可以看出方案一和方案二在经济上优势明显，方案三和方案四费用比方案一和方案二高出许多。所以此处把方案三和方案四排除，所以以下为方案一和方案二做详尽的比较。 表4.3建井工程量 初期 方案一 双立单水平开拓 方案二 主斜副立单水平开拓 副井井筒 352 副井井筒 352 井底车场 300 井底车场 300 主井井筒 352 主井井筒 1125 风井 342 风井 342 后期 主井井筒 0 主井井筒 0 副井井筒 0 副井井筒 0 风井 684 风井 684 大巷 7000 大巷 7000 表4.4基建费用表 方案 方案一双立单水平开拓 方案二主斜副井单水平开拓 工程量 单价 费用 工程量 单价 费用 m 元/m 万元 m 元/m 万元 初期 主井井筒 352 22787.5 802.12 1125 9804.64 1103.02 副井井筒 352 24077.7 823.46 352 24077.7 823.43 风井 342 20126.3 688.32 342 20126.3 688.32 小计 2313.9 2614.77 运输大巷 8100 0.088 712.8 8100 0.088 712.8 合计 3026.7 3327.57 表4.5生产经营费 项目 方案一 双立单水平开拓 方案二 主斜副井单水平开拓 工程量 万t/km 单价 元/t.km 费用 万元 工程量 万t/km 单价 元/t.km 费用 万元 大巷运输 17238.32 0.088 1516.98 17238.32 0.088 1516.98 提升 16842.12 0.75 12631.59 20077.44 0.52 10440.25 合计 14148.48 11957.23 大巷维护费 82.97 20 1659.4 82.97 20 1659.4 排水费 5634.43 0.125 704.3 5634.43 0.1251.0435 734.94 合计 16512.18 16351.57 表4.6费用汇总表 方案 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 3170.5 100% 3471.4 109.5% 基建工程费 3026.7 100% 3327.57 109.9% 生产经营费 16512.18 100% 16351.57 99.0% 总费用 22709.38 100% 23150.54 101.9% 4.1.5综合比较 从以上经济技术比较来看：方案2虽然比方案1的生产系统简单一些，初期建井费也比方案1便宜，因此可认为方案1、2在经济方面不相上下，但方案1在技术方面要明显占有优势。综合平定所以最终的选择是方案1：既立井单平开拓。 4.2 矿井基本巷道 4.2.1井筒的选择 （1）井筒断面布置形式 根据第四章《井田开拓》可知，本矿井的井筒采用立井开拓即主，副井及风井均为立井，由于半圆拱形断面的井筒有利于采用混凝土，石料和锚喷等永久支护，同时半圆拱形断面具有承受地压性能好，通风阻力小，服务年限长维护费用少以及便于施工等优点，所以本矿井井筒形式均采用圆形断面。 （2）提升容器的选择 主井提升容器的选择是由井筒用处、井筒深度、矿井设计年产量和提升机类型决定的。本矿井水平为-380m，矿井设计年产量为2.4Mt/a，主井用提升煤炭兼下放大型设备，故提升容器选用箕斗，副井用作升降人员，材料设备和提升矸石，故选用罐笼。提升容器的规格祥见后面第八章的有关内容。 （3）井筒装备 立井井筒装备包括：罐道梁、罐道、梯子间、管路电缆间、过卷装置以及井口和井底的金属支撑结构。其中罐道梁、罐道是井筒装备的主要组成部分，它们是保证提升容器安全运行的导向设施，也是决定井筒设备安装工期的主要工作。各装备的布置情况见井筒平面图 （4）影响井筒直径的因素 井筒静直径主要根据提升容器的大小和数量、井筒装备、井筒布置和各个安全间隙来确定。确定静直径的井筒，如果用做通风时，还必须进行通风速度校核，在满足《煤矿安全规程》有关规定的条件下才算合格。井筒的掘进直径由井筒静直径与井筒永久支护厚度决定。井筒永久支护厚度的设计，经常采用计算与经验类比相结合的方法确定。根据本矿井的设计年生产能力，参考《井筒断面图集》，确定各井筒的断面尺寸如图4-1，4-2，4-3所示。1、主井：由于本井田地处平原，虽然煤层埋藏不深、表土层不是很厚，且表土层不稳定，不具备斜井与平峒的开拓条件，故而采用立井开拓。主井采用圆形断面，井壁采用锚喷支护,井筒直径6m，净断面28.4m2；掘进断面在表土段面积52.78m2,支护壁厚1100mm；掘进断面在基岩处面积为38.465 m2，支护壁厚500mm。主井采用一对16t箕斗提煤。其断面图如图4-2-1所示。 图4-2-1 主井断面图 表4-2-1 主井井筒特征 井型 井筒直径 井深 净断面积 基岩段毛断面积 表土段毛断面积 提升容器 2.4Mt 6.0m 368m 28.4m2 38.465 m2 52.78 m2 一对16t多绳箕斗 罐道形式 井筒混凝土支护厚度 组合钢罐道 基岩段500mm 表土层段1100mm 2、副井：井筒采用圆形断面,井壁采用锚喷支护,副井主要用来运输人员、设备、材料以及提升矸石，兼做通风、排水、供电用。直径7.2m，净断面40.69m2，掘进断面在表土段面积69.36m2，支护壁厚1100mm，基岩段面积52.78m2，支护壁厚500mm。副井采用一套6t双层单车罐笼。副井内设梯子间，作为安全出口。其断面图如图4-2-2所示。 图4-2-2 副井断面图 表4-2-2井 筒 特 征 井型 井筒直径 井深 净断面积 基岩段毛断面积 表土段毛断面积 提升容器 2.4Mt 7.2m 353m 40.69m2 52.78 m2 69.36 m2 1.5t双层四车罐笼 罐道形式 井筒混凝土支护厚度 钢丝绳罐道 基岩段500mm 表土层段1100mm 3、 风井：风井井筒采用圆形断面，直径为5m，净断面19.625m2，掘进断面在表土段为40.69m2，基岩段为28.26m2，采用锚喷支护。风井除了矿井回风之用，其断面图如图4-2-3所示。 图4-2-3 风井断面图 表4-2-3井筒特征 井型 井筒直径 井深 净断面积 基岩段毛断面积 表土段毛断面积 2.4Mt 5m 133m 19.63m2 28.26 m2 40.69 m2 井筒混凝土支护厚度 基岩段500mm 表土层段1100mm （5）确定井筒支护形式与风速校核 主井、副井、风井均采用混凝图砌碹支护形式，至于井筒风速的验算可参见第九章《矿井通风与安全》的有关内容可知：各井筒的风速均应低于有关规定的最低风速，即井筒断面尺寸满足要求。 4.2.2 井底车场 （1）井底车场的形式和布置形式 井底车场形式及线路要满足以下要求： ① 车场的通过能力，必须满足矿井设计生产能力，并有30%以上的富裕系数，使矿井具有一定的增产潜力。 ② 操作安全，符合有关规范、规程的要求； ③ 车场井巷工程量小，建设投资省，便于维护，成产成本低。 ④ 调车工作简单，机车运行可靠，管理方便； ⑤ 车场施工方便，各井筒间、车场巷道与主要运输巷道间能迅速贯通，缩短矿井建设时间； ⑥ 井底车场应开掘在易于维护的岩层内； ⑦ 合理布置各种硐室，尽可能减少巷道的交叉点。 目前我国大型矿井多采用底卸式矿车和带式输送机井底车场，由于本设计采用的运煤工具也是胶带输送机，所以采用带式输送机环形井底车场。 （2）井底车场硐室 1.主排水泵房及水仓 主排水泵房布置，共三台水泵，一台使用，一台备用，一台检修。水仓是低于井底车场标高开凿的一组巷道，一般由两条断面相同的互相隔开的巷道组成，一条清理一条正常工作，水仓的入口应布置在空车线车场标高最低处。水仓内的最高水位低于水泵房底板标高1—2m。 矿井正常涌水量为85m3/h，最大涌水量110 m3/h，水仓容量按能够容纳8小时矿井正常涌水量考虑，总容积为900 m3 2.主变电所 主变电所与主排水泵房联合布置，经通道与井底车场相通 3．井底煤仓 本矿开采的3#煤为优质无烟煤。 带区煤仓容量目前一般为50～500t。煤仓容量与带区生产能力的关系可参考下表： 表4-8煤仓容量与带区生产能力关系 煤仓容量与带区生产能力关系 带区生产能力（万t/a） <30 30～45 45～60 60～100及以上 带区煤仓容量（t） 50～100 100～150 150～250 250～500 诸多形式的煤仓中尤以圆形断面的煤仓利用率高，不易形成死角，便于维护施工方便，施工速度快。结合本带区煤层底板岩性综合考虑，本矿区选用圆形断面煤仓。 4.箕斗装载硐室 箕斗装载硐室采用“全上提式”布置。 1. 主井井底清理撤煤硐室 根据箕斗装载硐室的布置形式，主井井底清理撤煤硐室布置在副井井底车场水平通过撤煤清理巷与辅助运输大巷联系，撤煤经转载进入大巷煤流系统。 2. 爆破材料库 由于矿井主要巷道布置在煤层中，并采用综合机械化掘进，爆破材料主要用于回采工作面强行放顶，用量较小，故设计确定井下爆破材料库容量为600kg。 3. 其他硐室 井底车场内还布置有等候室、水仓清理绞车硐室，消防材料库及蓄电池机车检修硐室等。 4.2.3 主要开拓巷道 根据第四章《井田开拓》确定的开拓系统，选择初井底车场以外的主要开拓巷道（如主副运输大巷，回风石门，带区石门等）的断面形式和尺寸以及支护方式等。选择时，可根据巷道穿过的岩石性质，巷道用处，服务时间长短，运输设备的外形尺寸及通风要求，从《巷道断面设计图册》中选取，所选定的巷道静断面积除应满足《煤矿安全规程》的有关规定外，还应进行通风校验。 （1）巷道断面形状的的选择 本矿井主要巷道布置在煤层中。根据现行巷道主要掘进方法和流行的支护方式，该矿井的主要开拓巷道均采用锚喷支护。综合上述考虑情况，决定本矿井主要开拓巷道断面形状均采用半圆拱形。 （2）巷道断面尺寸的选择 《煤矿安全规程》规定：巷道静断面必须满足行人、运输、通风、安全设施、设备安装、检修及施工的需要，存放或通过它的机械器材运输设备的数量与规格，人行道宽与各种安全间隙以及通过巷道的风量来确定。 1.大巷及石门断面尺寸 本矿井设计年生产能力为2.4Mt，运输大巷内采用架线电机车，由于只有一条运输大巷，为了便利运煤，运料的方便，在大巷内需铺设轨道和各种设备规格见第七章《井下运输》有关内容。 图4—4 运输大巷断面图 图4—5 回风大巷断面图 （3）风速校核 根据《安全规程》规定：主要巷道允许最高风速为8m/s可用下式校验： ＜ 式中： V-----通过选定巷道的风速， m/s； Q-----根据通风要求，通过该巷道的风量，m3/s; S-----该巷道的静面积， m2； Vr-----《规程》规定的允许最高风速， m/s； 具体的通风验算结果见第九章第二节风速校验。演算结果表明所选巷道静面积满足要求。 5准备方式——带区巷道布置 5.1 煤层的地质特征 煤层平均厚度 8.75m 煤层结构 简单 煤层倾角 ∠7～22 开采 煤层 3煤 煤种 2#气煤 稳定程度 较稳定 煤 层 情 况 描 述 本工作面所采煤层为二叠系山西组3煤，位于山西组下部，距山西组底界10米左右，距三灰为50m。煤层结构简单；煤层平均厚度为8.75m，为厚煤层，煤层稳定；煤层倾角在∠7～22之间，平均为15，属缓倾斜煤层，内生裂隙发育。煤层硬度系数f=2～4。3煤为沥清～弱玻璃光泽，厚层状，视密度为1.35t/m3，以暗煤为主，亮煤次之，煤岩类型为亮暗煤，煤质牌号为低灰、低硫、低砷、低磷，高发热量的优质二号气煤，既可作为炼焦配煤，又可做为各种动力及民用燃料煤。 本带区的主要可采煤层为3#煤。 3煤容重1.35t/m3，煤厚5.33～11.45米，平均厚8.49米，位于山西组的下部，距山西组底界10m左右，距三灰50m左右；厚度5.33～11.45m，平均8.49m，层位稳定，厚度变化不大，全区可采。结构简单，有7个钻孔发现有夹石，厚0.03～1.25m。直接顶板为深灰色，厚3m左右的砂质泥岩，有少数孔伪顶为泥岩。老顶是灰白色含黑色矿物较多的中粒砂岩，底板为5～7m的且有清楚波状层理及生物扰动构造的细砂岩，常相变为灰黑色的砂质泥岩，有时为泥岩。是本井田最重要的可采煤层。 5.2 带区巷道布置及生产系统 5.2.1 带区的划分 该井田带区的划分主要是受井田大小和断层的影响，最终决定划分三个带区，除个别第三带区受断层影响外，其他带区形状大小基本相同。首采带区布置在井筒附近，以便矿井建设后能尽快投产。 带区走向斜长在1500～2500之间，大巷保护煤柱根据古城矿资料取两侧各30m，分带斜长为220m。 5.2.2带区通风、运输及其它系统 1运煤系统 其运输路线为： 工作面→ 分带运输斜巷 →煤层运输平巷→ 带区煤仓→装煤车场运输大巷→主井 2.运料系统 其运料路线为：副井→轨道大巷→运料斜巷→煤层运料平巷→分带回风斜巷→ 工作面 排矸系统： 其排矸路线为：工作面→分带回风巷→ 煤层运料平巷→运料斜巷 →换装站 →副井→地面 3.通风系统 采用抽出式通风方式，中央并列式通风系统 通风系统路线为： 副井→运输大巷 →进风行人斜巷→轨道大巷→分带运输斜巷→工作面→分带回风斜巷 →煤层运料平巷→回风石门→回风大巷 5.2.3确定带区各种巷道的掘进方法。 大巷是煤巷掘进，采用综掘，一边出煤，一边掘进，速度快。 图5-1 分带运料斜巷 图5-2 分带运输斜巷 5.2.4带区生产能力 本带区为一个工作面生产，一个工作面准备。 1）工作面的生产能力 V。= nxd （5-1） A。=LVmrC （5-2） 式中： L ——回采工作面长度，220m; V。—工作面进度， m/a; m —煤层厚度， 8.75m; r ——煤的容量， 1.39t/m3; C。—回采工作面回产率，取0.75； n——煤矿生产天数，取330天/年; x——每天循环进刀数， 取6刀； d——截深， 0.6m; 把以上参数代入两式得； V。=33060.6= 1180m/a; A。=20011808.751.390.75 = 2.368Mt 2）带区生产能力 考虑到在开掘时在煤层中掘进巷道，掘进煤量约占工作面产量的10%， 则本矿井生煤量为： A总= A。（1+10%） （5-3） 式中： A总————矿井总产煤量， 万t; A。————工作面出煤量，万t； 10%————掘进出煤量， 万t； 由6—4式，产量： A总=185.6（1+10%）=2.60 Mt 由此每天得出，每天进6刀是以保证采煤班的作业均衡，同时把满足年产量。 5.2.5 带区采出率 3#煤厚8.75m，决定采2.4m，放6.35m。 采放比为2.4/6.35=37.75% 采出＝2.40.37+6.350.75=5.65 采出率=4.5/5.31=64.7% 6 采煤方法 6.1 采煤工艺方式 6.1.1 采煤方法的选择 3#煤平均倾角10，属于缓倾斜煤层，煤层赋存条件较好，倾角缓，瓦斯含量小，井田内基本无断裂构造，仅发育有宽缓的褶曲，水文地质条件简单，煤层顶底板易管理等因素进行综合考虑，采煤方法采用走向长壁采煤法，回采方向为后退式，落煤方式为综合机械化放顶煤，顶板管理采用全部垮落法。 6.1.2 确定回采工作面长度、工作面推进方向和推进度 影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械装备及技术特征、巷道布置。 ①工作面长度的选择要与刮板输送机长度相适应，目见国产刮板输送机长度一般在200m以下，因此工作面长度一般不宜超过200m。 ②工作面长度的选择要有利于工作面单产和效率。合理的工作面长度应能为实现工作面高产、高效提供有利条件。加大工作面长度，一方面可以提高产量，提高效率，降低成本；但另一方面，工作面过长不易于管理，容易导致事故增多，反而不利于高产、稳产。 带区的煤层特征如上表6-1所示，其煤层赋存条件好，地质条件简单，该矿井设计为综合机械化程度高的现代化矿井，要求工作面有较大生产能力，故选用较长的采煤工作面。故这里选择工作面的长度为200m。 6.1.3 工作面的推进方向和推进度 由于后退式的工作面和巷道的维护条件好，工作面的推进方向为后退式。考虑到掘进煤量及综采面的生产能力，工作面日进6刀，日推进度为3.6m/d，工作面生产能力为8636.2t/d。采用全部跨落法管理顶板。由第五章的计算可知，矿井设计产量2.4Mt/a是合适的。 6.1.4 综放工作面的设备选型及配套 1）工作面配套设备的选择 工作面的关键参数见表6—2： 表6—2 工作面关键参数表 工作面长度 m 煤厚 m 煤层结构 所需支架类型 200 8.75 简单，无夹矸 支撑掩护式 三机标准型号见表6—2 2FSG4400-16/28型液压支架主要技术特征见表6—3 IMG250型采煤机主要技术特征见表6—4 SGZ—764/320w型刮板输送机主要技术特征见表6—5 表6—3三机标准型号表 液压支架 采煤机 刮板输送机 2FSG4400-16/28 IMG250 SGZ—764/320w 2）液压支架的校核 （1）支架工作阻力校核 支撑掩护式支架具有支撑能力大，切顶能力强，支撑效率高的特点，因此，设计决定采用支撑掩护式放顶煤液压支架