潞安矿业集团五阳矿240万ta新井设计

摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分是潞安矿业集团五阳矿 240 万 t/a 新井设计。全篇共分为十个部分：矿区概述及井田地质特征、井田境界和储量、矿井工作制度和设计生产能力及服务年限、井田开拓、准备方式采区巷道布置、采煤方法、井下运输、矿井提升、矿井通风设计和矿井基本经济技术指标。五阳矿位于山西省长治市，矿井总面积约为 69.33km2，井田走向平均长 8.36km，倾向平均宽 8.6km。井田内有 3#和 15#煤可采，平均厚度为7.4m，煤层赋存稳定，为缓倾斜煤层，倾角 515 ，平均 12。井田内工业储量为 197.5Mt，可采储量为 142.51Mt。矿井正常涌水量 400 m3/h，属于低瓦斯矿井，煤尘有爆炸危险，没有自燃发火现象。五阳矿设计年生产能力为 240 万 t/a，服务年限为 74.44 年。工作制度为“四六”制。矿井的采煤方法为倾向长壁综合机械化放顶煤开采。矿井为两水平开拓。矿井有一对立井：主井主要用于提煤，副井用于提升材料、人员和矸石。开拓水平设置在+580m 和+230m 。矿井一个工作面达产，采用综放工作面，年生产能力为 240 万 t/a。工作面长度为 280m，煤的运输采用轨道运输，辅助运输也采用矿车。矿井通风方式为区域式通风。专题是一篇论文，文章主要阐述了煤巷锚杆支护技术及其在煤矿中的具体应用。翻译部分是将一篇有关煤炭科技的英文翻译成汉语。英文题目是“Why Longwall in India has not Succeeded as in other Developing Country Like China”。关键词：综放；矿车运输；长壁开采；锚杆AbstractThis design consists of three parts: the general part, the special part and the translated part.The general part is a new design of WuYang Mine in ChangZhi coal department. It has ten chapters: an outline of the mine and mine field geology, boundary and reserves, productive capacity and service life and working area, transportation of underground, mine lifting, mine ventilation and safety, and the economic and technologic index of the mine.The WuYang Mine field lies in the ChangZhi city of ShanXi province, The total area of the mine is 69.33 km2. The boundary of the mine field runs 8.36km on north south and 8.6km on west east on average. There is two exploring layer: No.2 and No.15 and the average thickness of the seam is7.4m. It is stable and fluty inclined. It s dip angle is from 5 degree to 15 degree, and is 12 degree on average. The normal flow of the mine is 400m3/h. The coal dust has explosion hazard, and the seam hast self-combustion tendency.The productive capacity ofWuYang Mine is 2.4 million tons per year, and its service life is 74.44 years. Only one working system is used in the mine. The mine has two level. It gets two vertical shafts: the main shaft is for lift coal and the subsidiary is for lift material and personals. The designed development level should be located at the level of +580m and +230mThere is only one working area in the mine. It is used comprehensive mechanized coal face and its productive capacity is 2.4 million tons per year. The length of the longwall face is 280m. The coal is transported by carrage and the solid car is used in the ancillary transport. The method of mine ventilation in this shift is zone.The special part is a paper that the technique of rock bolting in coal roadway and the concrete use of this technique in mine.The translated part is to translate a paper about mining technology into Chinese. And its title is “Why Longwall in India has not Succeeded as in other Developing Country Like China”.Keywords：transported by carrage；Longwall Mining ； bolt目 录一 般 部 分1 矿区概述及井田地质特征(1)1.1 矿区概述 (1)1.2 地质特征 (1)1.3 煤层及煤质 (2)1.4 开采技术条件 (3)1.5 水文地质条件 (4)1.6 当地天气气候和降水量 (7)1.7 交通位置 (7)2 井田境界和储量 (9)2.1 井田境界 (9)2.2 矿井工业储量 (9)2.3 矿井可采储量 (11)3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限(14)3.1 矿井工作制度 (14)3.2 矿井设计生产能力及服务年限 (14)4 井田开拓(16)4.1 井田开拓的基本问题 (16)4.2 矿井基本巷道 (26)4.3 主要开拓巷道(32)5 准备方式采区巷道布置(36)5.1 煤层地质特征 (36)5.2 采区巷道布置及生产系统 (36)5.3 采区车场选型设计 (39)6 采煤方法(42)6.1 采煤工艺方式 (42)6.2 回采巷道布置 (57)7 井下运输(60)7.1 概述 (60)7.2 采区运输设备的选择 (61)7.3 主要石门运输设备的选择 (63)8 矿井提升(65)8.1 概述 (65)8.2 主副井提升 (65)9 矿井通风设计(68)9.1 矿井通风系统选择 (68)9.2 采区及全矿所需风量 (76)9.3 全矿通风阻力的计算(82)9.4 通风机选型 (86)9.5 防止特殊灾害的安全措施 (91)10 矿井基本技术经济指标(94)专题部分题目：煤巷锚杆支护技术的研究及应用(96)1 引言(96)2 煤巷锚杆支护技术(97)2.1 锚杆支护理论(97)2.2 锚杆支护设计方法(101)2.3 锚杆支护监测技术(103)2.4 特种锚杆与锚索支护技术(105)3 煤巷锚杆支护技术的应用(108)3.1 煤巷锚杆支护技术在徐庄矿的应用(108)3.2 煤巷锚杆支护技术在石台矿的应用(113)4 锚杆技术的前进方向(117)参考文献：(118)翻译部分参考文献：(132)11 矿区概况与井田地质特征1.1 概况五阳矿是潞安矿区最北部的一对大型矿井。行政区划隶属襄桓县所辖，矿井范围北以两川断层为界，南以文王山断层为界，西起勘探区边界，东至 15-3号煤层露头，南北长约 8.35km，东西宽约 8.3km，矿井面积为 69.33 km2，该矿距襄桓车站 3.5km，距长治 45km ,太焦线穿越矿区，交通方便。区内地势属丘陵，交差不大。地面标高一般 930m 左右。1.2 地质特征1.2.1 地层矿区内地层发育比较齐全，自老到新发育地层有：中奥陶统峰峰组：为灰岩，白云质灰岩及石膏等岩层组成。文王山北断层下盘有出露。中石炭统本溪组：岩性以铝土泥岩为主，底部发育山西式铁矿。厚3.529.90m 平均 6.70m。在矿区南部有出露。上 石炭统太原组：主要岩性为深灰灰黑色泥岩,沙质泥岩灰白色中砂岩，石灰岩及煤等。厚度 89.2129.02m，平均 105m。零星分布于五阳村东部地段。下二迭统山西组：主要岩性灰白色砂岩，黑色泥岩，粉砂岩及煤。厚度 59.2085.85m 平均 70m 含主要可采煤层 3 号煤。矿井东部五阳村东有零星出露。下二迭统下石盒子组：以灰色泥岩及灰白色砂岩为主，顶部发育铝土质泥岩，厚 83.46151.90m。上二迭统下石盒子组：岩性以黄绿，灰绿砂岩及灰绿夹紫色泥岩。第四系：为黄土，红土夹砂层，在漳河一带有河床砾石层。厚 088.17m,一般 32.73m.1.2.2 构造矿井构造特征是：宽缓褶曲相伴生大，中型交角度正断层和次级小型断裂。构造线方向多为南北方向，褶曲主要天仓向斜，呈北东纵贯矿井中央，两翼倾角一般 10 度左右，局部达到 20 度，幅达 200m，与其相伴生的次级褶曲有崔村向斜，大郝沟向斜，十字道背斜，五阳背斜。其轴向大致与天仓向斜一致。只是规模上，幅度上都小于天仓向斜。与褶曲相伴生较大的构造主要有控制矿井范围的西川断层，文王山断层及发育在矿井内的王家庄断层，小黄庄断层。崔家庄 1.2.3 号断2层，走向多呈北东方向，落差均在 100m 以上落差在 10100m 的断层有东南上断层，仓上号断层，1505 断层，仓上 2 号断层，西王桥断层，五阳断层等。其产状与较大断层基本一致。矿井内无陷落柱。1.3 煤层及煤质矿井主要含煤地层为二迭统山西组及上石炭统太原组煤系厚度：山西组：59.2085.85m,太原组：89.2129.02m。共含煤 15 层，其中山西组 4 层（14 号）太原组（515 号煤）含煤系数为 6.7%。煤层倾角为 515平均倾角为 12煤质的硬度为 f=23 中等硬度。主要可采煤层特征见表 1.3-1；煤质特征见表 1.3-2；煤工业价值分析见表 1.3-3。表 1.3-1 主要可采煤层特征最小最大煤号 厚度平均夹石层数 稳定性3 1.357.905.82 稳定15-1 0.101.880.6302 稳定15-3 0.462.061.602 不稳定表 1.3-2 煤 质 特 征 由于 15-3 号煤层平均厚度为 0.63m 小于最薄可采煤层，并且分布不稳定，所以定位为不可采煤层。除以上主要可采煤层外，还有5，9，10，11，13，15-3 等局部可采煤层。胶质层 元素分析 熔 点煤层 Xmn Ymm Cdaf Hdaf Ndaf Odaf T1 T2 T3煤种3 25 14 90.0 5.04 1.68 3.23 1500 1500 1500 瘦煤15-1 23 8 1500 1500 1500 贫煤15-3 19.6 8.5 86.1 4.04 1.45 5.34 1230 1230 1240 贫煤31.4 开采技术条件1.4.1 煤层顶底板岩性特征主要开采对象 3 号煤层顶板一般为砂岩，泥岩，伪顶，直接顶，老顶通常同时存在。伪顶多为黑灰色泥岩,厚 0.080.20m ，随着采煤冒落。直接顶有灰黑色泥岩、粉砂岩、细砂岩组成，厚度为 1.33.6m 其抗压强度在 75905kg/cm 2,一般在搬移支柱后即冒落，为 类稳定中等顶板。老顶多为砂岩，硬度大，厚度不稳定，一般厚为 6.59.0m 最大可达 28m，其单向抗压强度 3801310kg/cm 2，一般不易冒落，会造成周期来压。表 1.3-3 工业价值分析地板多无伪底，只有直接底，岩性对为黑色泥岩，厚度达 0.20.6m 老顶多为砂岩，其抗压强度为 4191918kg/cm 2 硬度为 4815-3 号煤层顶板多为泥岩及粉砂岩，厚度变大，中等硬度，属于易冒落顶板。顶板以泥岩及粉砂岩为主，老底多为细砂岩，胶结为中等胶结。煤层的埋深及顶底板岩层见综合柱状图 1.4-11.4.2 煤尘瓦斯本矿井煤层瓦斯绝对涌出量为 1.205.43m 3/min 相对涌出量为0.452.64m 3/t 因此本矿井属于低瓦斯矿井。Mad% Ad% St.d% Pd% Vduf%煤 号 原 净 原 净 原 原 净3 0.87 1.59 13.2 9.0 0.34 0.002 17.8115-1 3.02 1.77 20.9 1.07 0.09215-2 3.37 1.53 28.7 11.5 1.66 0.002 18.10Mad% Ad% St.d% Pd% Vduf%煤 号 原 净 原 净 原 原 净3 0.87 1.59 13.2 9.0 0.34 0.002 17.8115-1 3.02 1.77 20.9 1.07 0.09215-2 3.37 1.53 28.7 11.5 1.66 0.002 18.1041.4.3 煤尘和自燃五阳煤矿煤类为焦煤，瘦煤和贫煤。煤的脆性较大，在机械化采煤程度高的今天，采煤作业过程中容易形成大量的煤尘。有对 3 号煤层的取样试验，反向火焰长度为 550mm，一般为 10mm 左右；爆炸指数为 17.6321.45%，一般为 1819%属于危险型矿井。3 号煤层的自燃倾向性等级鉴定结果表明属于不自燃发火煤层。生产矿井测量井下温度 16左右，地温为 1/100m属于地温正常地区。1.5 水文地质条件本区主要河流为浊漳河南源和西源，属于海河水系漳河流域。浊漳河由南向北经过矿区南部边缘，其支流有洚河，岚水河和青河等。浊漳河西源由西向东流经矿区北缘，其支流有淤泥河。浊漳河南源流入漳泽水库与其支流汇合，再向北与西源汇合。南、西二源汇合绕过五阳至襄桓城东与浊漳北源汇合。浊漳河河床宽达 70110 m 长年流水，流量为 1m3/s 。而矿区内基本无地表河流。矿井涌水量一般为 400m3/h 左右，含水系数为 3.1 左右。井田内共有 11个含水层：为灰岩裂隙溶洞含水层；为砂岩裂隙含水层；为风化壳及砂砾孔隙含水层。矿井涌水主要来源于煤层顶板以上各含水层。通过回采后形成的导水裂隙带和冒罗带涌入矿井。矿井水 PH 值为 78 属于弱碱性。各水层分布见含水层情况表 1.5-1。5粉 砂 岩 1.35 7.90两 极 厚 度 （ m） 一 般 厚 度 （ m）岩 石 名 称综 合 柱 状 煤 (3#)煤 (4#)煤 (4#)煤 (15（ -） #)煤 (15（ -3） #)黑 色 泥 岩黑 色 粉 砂 岩粉 砂 岩深 灰 色 粉 砂 岩黑 色 粉 砂 岩灰 黑 色 粉 砂 岩泥 岩黑 灰 色 粉 砂 岩细 砂 岩大 青 灰 岩火 成 岩黑 色 铝 土 质 粉 砂 岩粗 粒 砂 岩粉 砂 岩细 砂 岩粉 砂 岩粉 砂 岩粉 砂 岩 10.76 29.6710.63 1.4.2 8.63.8 5.5.8 10.2 4.70 12.870 7.431.9 .5046 206 .740 2.9 .8.4 15.86.9 10.35.36 1.380 2.75.89 .650 .2.0 1.3 . 1.3 5.0.685.80.35.341.61.73.87.2512.50.473.3.855.115.7.523.20.530.291.66.481.4.64.75.94图 1.4-1 综合柱状图6表 1.5-1 含水层情况表厚度（小大） 水位标高名称 代号平均岩性原始 现在QL/S.mKm/d溶洞水 400 厚质灰岩 688.53 686.56 0.207 0.841.763.1112.01裂隙溶洞水7.3L1灰岩751.53 686.56 0.30.00260.00460.0070.935.49裂隙溶洞水3.1L2灰岩761.52 686.56 0.30.00120.00562.985.50裂隙溶洞水4.2L3灰岩761.52 686.56 0.0012 0.005606.65裂隙溶洞水3.1L4灰岩856.53 686.56 0.0012 0.00562.132.6裂隙溶洞水11.1S3砂岩856.53 0.0714 0.1321.4428.4裂隙溶洞水8.2S4砂岩856.53 0.0714 0.1321.9522.4裂隙溶洞水9.9S5砂岩856.53 0.0714 0.1323.5030.1裂隙溶洞水13.4砂岩 856.53 0.0714 0.1325.324.70裂隙溶洞水12.47砂岩 856.53 0.0714 0.13235.045.0潜水 40.0风化壳冲积层872.53 0.3185 1.11271.6 当地天气气候和降水量该区事故于温暖带大陆性气候，年平均气温为-6.9（一月） ，最高气温为 22.8（七月） 。极端最低气温为-29.1（1972 年 1 月 27 日） ，日最高温度为 37.4（1972 年 7 月 5 日） 。年降雨量为 414917mm 年平均为 583.9mm 年蒸发量为 1493.81996.3mm，年平均为1713.84mm。降雨量多集中在 7、8、9 三个月。日最大降雨量为109.7mm（1972 年 7 月 7 日） 。风向多为西北风，最大风速为1416m/s 。冻土期为每年十月至每年四月。最大冻土深度为 75cm。1.7 交通位置潞安矿区地处山西省东南部沁水煤东部边缘中段，地跨长治。太（原）焦（作）铁路纵贯矿区东部。邯（郸）长（治） ，太（原）焦（作）铁路在长治北站交会。太（原）焦（作）线北接石太、同蒲线，南接陇海线。矿区至太原，长治，邯郸，洛阳等地都有汽车相通，交通极为方便。长治到各周边主要城市铁路间距离见表 1.7-1；长治到各周边主要城市铁路间距离见表1.7-2；长治交通位置见图 1.7-1表 1.7-1 到各周边主要城市铁路间距离名称 起至站 距离（公里）太（原）焦（作）线 长治太原 280太（原）焦（作）线 长治新乡 217邯（郸）长（治）线 长治邯郸 220表 1.7-2 长治到各周边主要城市铁路间距离名称 起至站 距离（公里）长（治）太（原）线 长治太原 250长（治）邯（郸）线 长治邯郸 185长（治）临（汾）线 长治临汾 1718公 路铁 路长 治 市 交 通 位 置 图离 石乡 宁 侯 马 临 汾大 同朔 州 沂 州太 原 市 榆 次 阳 泉长 治 焦 作运 城图 1.7-1 长治市交通位92 井田境界和储量2.1 井田境界2.1.1 井田边界五阳矿是潞安矿区最北部的一对大型矿井。行政区划隶属襄桓县所辖，矿井范围北以两川断层为界，南以文王山断层为界，西起勘探区边界，东至 15-3号煤层露头。矿井开采的上限标高+830 米，由于矿井南北是以断层为界，西以勘探线为界，所以矿井下部开采边界在技术与经济进一步发达的情况下任然可以进一部探明，以扩大下部开采边界，增加井田的可采储量，延长服务年限，提高全矿的经济效益。矿井南北倾向长度最长为 8.35km，最短为 6.35 km，平均长度约为 7 km；而东西走向最长约为 8.3km，最短约为 5.2 km，平均长 6 km。矿井总面积约为 42 km2。由于本矿井的煤层倾角为 815，平均为 12属于缓倾斜煤层，除去井田内有一大的断层影响，煤层赋存基本稳定，井田的水平宽度约为 5 km，井田的水平面积约为 40km2。2.2 矿井工业储量2.2.1 井田勘探类型、钻孔及勘探情况自 1957 年以来，先后有 17 个单位施工钻孔 241 个，总进尺113297.54m。现分述如下：（一） 普查阶段的勘探工作1. 长治市地质队 19571959 年在李石门一带施工钻孔 3 个，进尺是1064.80m。2. 原省工业厅在 1957 年在漳河沟南施工 3 个岩芯孔，进尺是952.16m。3. 原山西省第一工业厅第一勘探总队 561 队于 1957 年元月十月，在黄土岗一带施工 15 个钻孔，总进尺是 4316.55m。（二）提交过精查报告的勘探工作1. 河山西煤田 3 队于 1968 年元月12 月在云架岭井田的精查报告重施工 75 个钻孔，有 31 个在本井田，进尺是 17865.22m 可采煤层的取样率是 17.87。102. 煤炭部一二九队于 1975 年元月11 月编制显德旺井田的精查报告中施工 135 个钻孔，有 17 个在本井田，共进尺是 6270.09m，岩芯取样率仅 6.77，可采煤层的取样率是 79.75。（三） 生产补充勘探1. 本局地质队于 1962 年1982 年在井田内施工 80 个钻孔，共进尺是37783.19m，岩芯总取样率 57.15，可采煤层的取样率是 57.59，基本为全取芯，岩性描述内容较多。2. 煤田二队于 1981 年 9 月到 1982 年 6 月完成 7 个钻孔，进尺4214.07m，全取芯有 2 个孔，其余的是煤系取芯，分层细致，描述详细，内容较多，满足了生产矿井的需要。（四） 地质冶金部门的勘探资料1. 山西地质局十二队于 1970 年 12 月1977 年 4 月，在井田西北角施工 22 个钻孔，进尺 12187.46m，终可到奥灰，平均岩芯取样 率 42.9，但是分层较粗，描述简单。2. 冶金部门施工钻孔冶金五一七队于 1968 年 4 月1979 年 3 月在李石门一带施工 14 个水源孔，在云架岭周围施工 6 个奥灰水文观测孔 20 个，总进尺十11609.41m。冶金五一八队于 1965 年1969 年在西南部及西北部施工 2 个观测孔，5 个水源孔，总进尺是 3599.42m。吉林冶金 608 队于 1973 年 11 月1974 年元月在云架岭一带施工 2 个观测孔，进尺是 880.57m，全孔取芯，描述简单，煤系资料可以参考。山西冶金 217 队于 1973 年 12 月1974 年 2 月在井田的西南部施工 2个观测孔进尺 1118.42m。仅有简单的分层记录，岩性没有描述，煤层资料只能参考。华北冶金勘探公司 520 队在罗义村南施工找矿孔 1 个，进尺717.65m，终孔为火成岩，层位不清。2.2.2 矿井工业储量的计算及储量等级的圈定五阳矿矿井总体范围不大，煤层较厚。可采煤层 3#和 15#煤层共平均厚度为 7.4m，井田内有落差 100 多米的大断层 K1 贯穿其中，煤层倾角平均=12，大部分标高位于+830+220m 之间。煤层平均容重 1.3t/m3。矿井工业储量：在 1：10000 的开拓图上每 mm2 表示 25m2。煤容重取 1.3 t/m3，煤层倾11角平均 12，煤厚平均为 7.4m。工业储量的计算公式见下式Zc=100SMr/cos (2.2-1)式中： Zc工业储量， 万 t；S井田面积， km2；M煤层平均厚度，7.4m；r煤的平均容重，1.3t/m 3；煤层平均倾角，12；故工业储量为：Zc=1600000257.41.3/cos12=38480 万 t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 A+B+C 级储量。根据地质勘探资料显示，其中高级储量为：30572 万 t，约占工业储量的 79.4 %，符合设计要求。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. 工业广场保护煤柱；2. 井田边界煤柱损失；3. 采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失；4. 建筑物、河流、铁路等压煤损失；5. 其它各种损失。2.3.2 各种煤柱损失计算1. 工业广场煤柱损失本矿井设计年生产能力为 240 万 t/a，按煤矿设计工业规范 ，占地面积应在 2400.8/102401.1/10 之间，即 19.226.4 公顷之间，本设计工业广场取 20 公顷，长、宽分别为 500m、400m，工业广场布置在井田的中央位置。2 号煤层倾角 12，五阳庄矿工业广场地面标高+580m，松散层厚度为 50m，移动角 =45，上覆岩层的边界角 =75，下山移动角 =66.6，上山移动角 =70。12 m 1hn1m2 n2c dC(k3) qk 1 1q2 k23 3+930580+0 - -150 +50qkmn2 2 D(k2)B(q2)A(q3) ba图 2.3-1 工业广场保护煤柱工业广场围护带宽度为 20m，根据垂直剖面法所作的工业广场保护煤柱的尺寸计算如图 2.3-1 所示：图 2.3-1 工业广场保护煤柱保护煤柱的水平面积 S1 (8.81+9.505)840.12100/2768600m 2则工业广场压煤为：Q 1= S1Mr/cos (2.3-1)7686007.41.3/ cos12=740 万 t3. 井田边界保留的边界煤柱 井田边界长为 31500m，煤柱留宽 30m，则井田边界压煤量为：Q3=315007.4301.3/cos12=909.09 万 t (2.3-2) 4. 断层保护煤柱由于断层落差较大，贯穿整个井田，长度为 16200m，断层两边各留煤柱 500m，则断层保护煤柱损失是：Q4162002507.41.3/cos12 131558.44 万 t (2.3-3)5. 永久保护煤柱总量为：QQ 1+Q2+Q3+Q4=740+909.09+1558.44+=3207.53 万 t2.3.3 矿井可采储量可采储量的计算公式为：Z=(ZcQ)C (2.3-4)式中： Z矿井可采储量，Mt；Zc矿井工业储量，Mt；Q永久煤柱损失，Mt；C煤炭采出率，放顶煤取 0.8；所以本矿井的可采储量为：Z=(ZcQ)C (2.3-5)=（38480 2541.53 ）0.75=26800 万 t由于本矿井为+580m 和+220m 二水平开拓，主采 3#煤层，平均倾角12，为缓倾斜煤层，其矿井的储量表见表 2.3-1。表 2.3-1 矿井储量分配表（单位：万吨）煤层名称 地质储量 工业储量 可采储量 高级储量 远景储量3# 32750 30160 21011 23968 1757215# 9034 8320 5789 6604 4841143 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1 矿井工作制度本矿井年工作日为 300 天，采用“四六”工作制，即三班采煤，一班检修，每班工作 6 小时。根据煤炭设计规范，矿井日净提 L 确定为 14 小时。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矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、开采条件、设备供应及国家需煤等因素确定。五阳矿的实际情况：地质构造相对较简单，储量丰富，煤层赋存较稳定，为缓倾斜煤层（倾角 12） ，两水平开拓，主采 3#煤层，平均厚度为5.8m；瓦斯和水涌出量较小，采用综采放顶煤的开采方法。所以根据以上条件和五阳庄煤矿的最初设计，确定本矿井的年设计生产能力为 240 万 t/年。3.2.2 矿井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 层煤，均厚 5.8m，平均倾角 12 ，赋存较稳定，为单水平开拓。水平服务年限的计算公式：T = (3.2-1)式中：T水平服务年限，a；Z可采储量，Mt；A矿井设计年生产能力，为 2.86Mt；K矿井备用系数，取 1.5。所以矿井的服务年限为：T= = =74.44aZ4.25186 因为 74.4460 年，符合 2003 年我国设计规定的大型矿井（120240万 t/年）服务年限至少在 60 年以上的标准，满足设计要求。第一水平服务年限为：KAZ15T= = =54.6aKAZ4.25196 也符合水平服务年限。第二水平服务年限为：T= = =19.8aAZ4.25170水平储量及服务年限见表 3.2-1表 3.2-1 水平储量及服务年限名称 储量（亿吨） 服务年限（年）第一水平 1.96 54.6第二水平 0.72 19.83.2.3 井型校核通过对实际煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型加以校核：1. 煤层开采能力五阳矿井田 3#煤层赋存稳定的厚煤层，倾角为 515，地质结构简单，易于采用放顶煤开采。据实习矿井生产实际，可布置一个综采放顶煤工作面保产，煤层开采能力能满足矿井设计生产能力。2. 辅助生产系统能力校核本设计的矿井为大型矿井，开拓方式为双立井二水平开拓。主井采用2 对 8t 箕斗，提升能力大，能满足提升方面的要求。大巷采用 3t 底卸式矿车运煤，运输能力也能达到要求，且机械化程度高。辅助运输采用 1.5 吨固定厢式矿车，本设计中井底车场采用刀把式车场。调车和通过能力均能满足要求，各辅助生产环节都能满足要求，不会影响生产能力。3. 安全条件校核本矿井瓦斯涌出量为 1.4m3/t，属于低瓦斯矿井。煤尘无爆炸性危险。水文地质条件简单，涌水量较小（400 m3/h） 。矿井采用区域式通风方式，经通风设计表明：通风满足要求。井田内小断层较少，只有一些较大的断层，对于开拓有一定的影响，但是，对于影响生产的小断层较少。所以，各项安全条件均可得到保证，不会影响矿井的年生产能力。4. 储量条件校核16规范规定，矿井的设计生产能力应与矿井的储量相适应，以保证足够的服务年限。井田的可采储量为 268Mt，服务年限为 74.44 年，可以满足矿井的设计生产能力。174 井田开拓井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充资料，具体体现在总体设计合理原则，将主要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程。其中包括确定，主、副井和风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采（带）区划分以及开采顺序与通风运输系统。4.1 井田开拓的基本问题4.1.1 井筒形式、数目的确定1. 井硐形式的确定斜井与立井开拓的优缺点比较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、井筒装备、井底车场及垌室都比立井简单，井筒延深施工方便，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。与立井开拓相比，斜井开拓的缺点是：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，管线长度长；斜井井筒通过富含水层、流砂层施工技术复杂。对井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需特殊法施工的缓斜和倾斜煤层，一般可采用斜井开拓。根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑五阳煤矿的实际情况：(1) 表层土较薄，平均为 50m，风化不太严重； (2) 地势起伏不平，地面标高平均+930m 左右，煤层埋藏较浅，距地面垂深在 100700m 之间，平均为 300 左右；(3) 矿井年设计生产能力为 240 万 t/a，为大型矿井。综上所述，立井开拓和斜井开拓在本矿都可以采用。4.1.2 主、副井井筒位置的选择(1)井筒沿井田走向方向的有利位置18本井田形状比较对称，储量分布比较均匀，在井田中上部存在一条落差比较大横穿井田的大断层 K1，将井田天然地分为上下两翼，故井筒的有利位置应在井田走向的储量中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可以使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立井开拓时，考虑到有一大断层 K1 横穿井田，初期应先采断层下部的储量，所以井筒应沿倾向偏下部布置，立井井筒位于井田倾斜方向的中部略靠下部。(3)尽量不压煤或少压煤合理布置井筒确定井筒位置，要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱。为了减少工业广场所压煤柱，使铁路煤柱和工业广场保护煤柱有一部分重合会减少保护煤柱的面积。所以工业广场可布置在铁路附近，并且可以保证在井田走向的中央。(4)地质及水文地质条件对井筒布置的影响要保证井筒、井底车场及硐室位于稳定的围岩中，应使井筒尽量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、煤与瓦斯突出煤层、较软煤层及高应力区。(5)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及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相联接，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，专用线短，工程量小及有良好的技术条件。综合以上六方面的因素，结合矿井实际情况，提出本矿井井筒布置位置如下：主井井筒中心位置：经距 19685.2m，纬距 76757.0m副井井筒中心位置：经距 19673.0m，纬距 76657.3m4.1.3 风井位置的选择本井田煤层赋存条件比较好，属于缓倾斜煤层，中部靠上位置有一大断层 K1 将井田分为上、下两部分，上部受条件限制采用采区式开采。大断层 K1 上部煤层埋深较浅，最浅处离地表只有 70m 左右，如果掘总回风道，则需要 3000m 左右，所以只有一个技术、经济上可行的方案：区域式通风。故在设计中采用区域式通风，共设计 3 个风井：北风井服务大断层 K1上部煤层的第一采区和第二采区；南 1 风井服务第三采区；南 2 风井服务19大断层 K1 上部煤层的右翼；考虑到断层下部右翼可以满足矿井初期的开采要求，在此精确提出东风井的位置。东风井井筒中心位置：经距 21931.4m，纬距 78853.9m4.1.4 工业广场的位置、形状和面积的确定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；2. 占地要少，尽量做到不搬迁村庄；3. 尽量布置在地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪水位；4. 尽量减少工业广场的压煤损失。根据以上原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，其面积及保护煤柱的大小详见第二章第三节内容，工业广场面积 20 公顷，定为 500m400m 的矩形。4.1.5 开拓方案及其比较一. 开拓方案根据地质勘探资料，本井田只有 2#煤层为可采煤层，煤层埋深主要分布在830m+230m 左右，倾角在 515之间，平均 12，为缓倾斜煤层。考虑到技术和经济的合理性，本设计采用单水平或两水平开拓都能满足要求。煤层平均厚度在 7.4m 左右，所以布置煤层大巷较困难，特别是以后的维护，且需要很大的保护煤柱，所以采用岩巷布置。本井田延深方案有两种：立井延深和暗斜井延深。这两种延深方案在经济和技术上都可行，故都可以采用。综上，提出以下四个方案：方案一：立井两水平上下山开采方案二：立井单水平加暗斜井延深方案三： 立井三水平方案四：立井两水平加暗斜井延深二. 方案比较四种开拓方案的开拓示意图：方案一：立井两水平上下山开采，见图 4.1-120160 m+930 +830图 4.1-1 两水平立井延深方案二：立井单水平加暗斜井延深，见图 4.1-2+930 +8301680 m图 4.1-2 立井单水平加暗斜井方案三：立井三水平，见图 4.1-3 +930 +830图 4.1-3 立井三水平方案四：立井两水平加暗斜井延深21图 4.1-4 立井两水平加暗斜井延深这四种方案在技术上都是可行的，所以要进行经济比较才能确定其可行性，下面先进行粗略的经济比较，淘汰掉两个方案，然后进行详细的经济比较，最终确定最优方案表 4.1-1 阶段主要参数服务年限阶段数目 斜长 垂高水平出煤量水平 采区区段个数区段斜长区段出煤量13.6 4 300 1224414.8 4 300 1332414.3 3 300 171632100 440 1.96 54.611.9 4 200 107142770 160 0.72 19.8 19.8 3 260 2400313.6 4 300 122448.9 3 280 106831200 250 1.12 318.5 3 280 10203840 175 0.78 22.1 22.1 3 280 265233840 175 0.78 22.1 22.1 3 280 2652322表 4.1-2 各方案粗略估算费用表方案项目 方 案 一 方 案 二立井开凿 22303000104 =138 主暗斜井 开凿 14771050104 155.1石门开凿 1455800104 =116.4 副暗斜井 开凿 14771150104 169.9井底车场 1000900104 =90 上下斜井 车场 （300500）900104 72基建费/万元小 计 344.4 小 计 397立井提升 1.25965.710.550.85=3346.78暗斜井提升 1.25965.711.4770.52=5498.28石门运输 1.25965.711.4550.381=3968.55立井提升 1.25965.710.321.02=2336.65立井排水 2002436534.580.152510-4=924.04排水（斜、立井） 2002436534.58(0.063+0.127)104 =1151.26生产费/万元小 计 8239.37 小 计 8986.19费用/万元 8583.77 费用/万元 9383.19总计百分率 100% 百分率 109.3%方案项目 方 案 三 方 案 四立井开凿 23203000104 =192 斜井开凿 210941150104 251.62井底车场 1000900104 =90 上下斜井 车场 500900104 45基建费 /万元小计 282 小计 296.62立井提升 1.2142510.320.85=4651.53斜井提升 1.2142511.0940.24=4490.09立井排水 2002436573.10.152510-4=1953.09斜井排水 2002436573.10.19310-4=2471.77生产费/万元小计 6604.62 小计 6961.86总计 费用/万元 6886.62 费用/万元 7258.4823百分率 100% 百分率 105.4%方案 1、2 的区别仅在于第二水平是用暗斜井开拓还是直接延深立井。两方案的系统都简单可靠。两方案的费用相差不多，考虑到方案 1 的提升、排水、通风工作的环节少，人员上下较方便，所以决定选用方案 1。方案 3、4 的区别也仅在于提升是用立井还是用斜井。粗略估算两方案的费用差不多，但方案 4 的费用终究要高 5.4%，且方案 3 的通风路线较方案 4 要短，所以决定选用方案 3。余下的 1、3 方案均属技术上可行，水平服务年限也都符合要求。两者相比方案 1 的总投资要多一些，但是方案 1 的生产经营费用可能要低一些。因此，两方案还需要通过经济比较，才能确定其优劣。对四个方案的粗略经济比较见表 4.1-2对方案 1 和 3 进行阶段划分以便进行详细的经济比较见表 4.1-1开拓方案经济比较：第 1，3 方案有差别的建井工程量，基建费，生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总于下表 4.1-3，表 4.1-4，表 4.1-5，表 4.1-6，表 4.1-7表 4.1-3 建井工程量项 目 方 案 一 方 案 三主井井筒 35020 32020副井井筒 3505 3205井底车场 1000 1000运输大巷 1500 1500初期轨道大巷 1500 1500主井井筒 350 350副井井筒 300 350井底车场 1000 21000主石门 1600 1600+780运输大巷 5600 1125后期轨道大巷 7100 11100024表 4.1-4 生产经营工程量 项目 方案 1 项目 方案 3运输提升万 t/km工程量 运输提升万 t/km工程量上下山运输：一区下七和上二区下山六区上山三区二水平 ：一区二区1.2489630.3=30241.2280020.32=40321.2280010.32=20161.2428420.3=17281.2240010.3=864采区上山：一区二区三区二三水平 ：一区二区1.2489630.3=30241.2489620.3=20161.2489610.3=100821.226000.282=3494.421.2260020.28=3494.4大巷及石门运输：一水平二水平1.2196003.9=917281.272003.5=30240大巷及石门运输：一水平二水平三水平1.2112003.4=456961.278002.9=271441.278003.5=32760立井提升：一水平二水平1.2196000.35=82321.272000.7=6048立井提升：一水平二水平三水平1.2112000.35=47041.278000.525=49141.20.77800=6552维护采区上山（万元/a.m）1.2242210014.6510-4=59.071.221277014.6510-4=5.41维护采区上山（万元/a.m）1.262120011.310-4=19.531.26284012.110-4=14.6425排水：一水平二水平4002436554610-4=19131.844002436519.810-4=6937.92排水：一水平二水平三水平400243653110-4=10862.44002436522.110-4=7743.844002436522.110-4=7743.84表 4.1-5 基建费用表方 案 一 方 案 三方案项目 工程量/m 单价/元m -1 费用/万元 工程量/m 单价/元m -1 费用/万元主井井筒 340 3000 102 340 3000 102副井井筒 325 3000 97.5 325 3000 97.5井底车场 1000 900 90 1000 900 90运输大巷 3070 800 245.6 3070 800 245.6轨道大巷 3070 800 245.6 3070 800 245.6初期小 计 780.7 780.7主井井筒 230 3000 69 3000副井井筒 230 3000 69 3000井底车场 1000 900 90 900主 石 门 1455 800 116.4 800运输大巷 5600 800 448 1125 800 90轨道大巷 5600 800 448 2350 800 188后期小 计 1240.4 278总计 2021.1 1058.7矿井的基建费用只是矿井初期投产前所需要的费用，不能反映矿井在整个服务年限中费用的多少。因为矿井的生产经营费用才是矿井费用的主要方面，所以要从经济方面说明问题，必须还要从以后生产经营费用的多少来说明问题。下面是对矿井在整个服务年限中从运输，提升，通风，排水等各方面对起进行详细的经济比较，可能在单价方面不是很准确，但是是在同一时期，