采矿工程毕业设计（论文）-鹤壁矿务局鹤壁四矿0.9Mt新井设.doc

中国矿业大学银川学院毕业设计 中国矿业大学银川学院本 科 毕 业 设 计（ 2013 届）题 目 鹤壁矿务局鹤壁四矿 0.9Mt 新井设计 系 别 矿业工程系 专业班级 09 采矿一班 学生姓名 指导教师 2013年5月10日1内 容 摘 要鹤壁四矿2#矿井隶属于鹤壁矿务局，位于河南省北部，太行山东侧，其煤层赋存丰富，地质条件复杂，顶、底板稳定，且底板为坚硬的砂岩。另外，其便利的交通条件为煤的开采和外运带来许多方便。本矿井的设计以鹤壁四矿原有的地质资料、二1煤层底板等高线、地质勘探剖面图和地质综合柱状图为依据的。设计中所用到的数据、图表等都是严格按照地质资料和指导老师的规定进行的。依据原有的地质资料可知：矿区内可采煤层有二1煤、八煤二层，其煤层厚度分别为7.77m和2.26m；煤层的层间距为二1煤与八煤之间平均为140，其中二1煤层属特厚煤层，八煤属于中厚煤层；井田的走向长为5km，倾斜长为3.5km；煤层的平均倾角为12；该矿井的井型设计为90万吨/年。根据以上基本条件，本矿井设计采用机械化程度较高的综采放顶煤进行开采，这样可以充分发挥综采机械化的优点，既适合技术先进，又有利于企业的经营和管理；采煤方法为倾斜长壁采煤法；开拓方式采用立井暗斜井多水平开拓，立井采用箕斗提煤，副井采用罐笼提升材料和运送人员；矿井通风采用两翼对角抽出式，风机选用离心式风机排风。通过对各方案的技术分析和多方面的经济比较，可知，本设计的开拓方案和采煤方法不但在技术上是可靠的，而且经济上也是合理的，所以能够满足本矿井的开采的需要和要求。关键词：鹤壁四矿2#矿井；倾斜长壁；立井暗斜井开拓；综采；放顶。目录1 井田概况及地质特征11.1 井田概况11.1.1交通位置11.1.2矿区规模及产量11.1.3地形地势21.1.4矿井概况21.2 地质特征21.2.1地质构造21.2.2 煤层及煤质61.2.3瓦斯、煤尘及煤的自燃性61.2.4水文地质71.2.5 其它有益矿产122 矿井储量、生产能力及服务年限142.1 井田境界142.2 井田储量142.2.1矿井工业储量142.3 矿井设计生产能力及服务年限152.3.1 矿井工作制度152.3.2矿井设计的生产能力及服务年限153井田开拓173.1 概 述173.2 井田开拓173.2.1 井口数目及位置的选择173.2.2 方案比较173.3井筒特征243.3.1主立井井筒断面的确定243.3.2主暗斜井断面设计273.4 井底车场283.4.1井底车场形式的选择283.4.2空重车线长度的确定293.4.3要线路长度及其线路布置。303.4.4井底车场硐室。333.4.5井底车场主要巷道硐室的支护方式及材料343.5主要开拓巷道353.5.1采区巷道设计353.5.2锚杆支护364 采煤方法404.1 采煤方法的选择404.1.1煤层地质特征404.2采煤方法和回采工艺424.2.1采煤方法的确定424.2.2采高确定434.2.3 回采工艺流程444.2.3 装煤及运煤方式465.2.4 顶板管理474.3 采煤工艺设计504.3.1工作面作业形式504.3.2循环方式：504.3.3劳动级织和技术经济指标505 矿井通风及安全535.1 矿井通风系统的选择535.2 风量计算及风量分配565.2.1 采区及全矿所需风量575.3全矿通风阻力计算625.3.1 计算原则：635.3.2设计依据：635.4扇风机的选型：645.5防止特殊灾害的安全措施655.5.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施655.5.2高沼矿井的预防措施655.5.3预防火灾665.5.4水害预防665.5.5自救器的配置665.5.6安全监测系统666 矿井运输、提升及排水676.1矿井运输676.1.1 大巷运输方式的选择676.1.2电机车的选型696.2 矿井提升746.2.1 主井提升766.2.2副井提升816.3矿井排水856.3.1概述856.3.2 排水设备选型计算856.3.3管路的确定：876.3.4校验计算：877 技术经济指标897.1技术经济分析897.2主要技术经济指标89致谢9111 井田概况及地质特征1.1 井田概况1.1.1交通位置鹤壁煤田位于河南省之北部，京广线以西的鹤壁市，太行山之东侧，南北长80余km，东西宽520km，面积约840km2。鹤壁四矿(2)井位于鹤壁矿区北部，鹤壁市区北12公里。地理位置（深部勘探区）：东经1144700 ”1145029 ”，北纬355845 ”360115 ”。鹤壁四矿(2)井交通便利，矿区储煤仓铁路专线东距京广线汤阴火车站22.5km，距二等列车编组站鹤壁北站1.8km，矿区内公路与豫北公路网相连，四通八达，见鹤壁四矿(2)井交通位置 图1-1 鹤壁四矿(2)井交通位置图 1.1.2矿区规模及产量鹤壁矿务局现有中，小型矿井八对，设计年生产能力420万吨，1986年产煤491.68万吨。1.1.3地形地势本区属山区向平原过渡的低山丘陵地貌，相对高差5060m，海拔高程为178240m之间。区内有季节性小泉及小溪，此外还有杨吕寨、贾吕寨、赵家荒等小型水库。本区属暖温带半湿润型季风气候，四季分明，光照充足，温差较大。年平均气温1315。年均降水量621673mm，雨季多集中于七、八月份。1.1.4矿井概况四矿(2)井始建于1958年3月，1960年11投产，1962年10月生产能力调整为45万吨的水采矿井，用一对立井开拓。第一水平标高51米，矿井核定年生产能力55万吨，1986年产煤65万吨，86年末职工3885人，全员效率0.97吨/工，是鹤壁矿务局经济效率较好的矿井，有进一步扩建增产的潜力。1.2 地质特征1.2.1地质构造（一）煤田和井田地质构造及其相互关系鹤壁煤田除西部山区基岩出露较好外，其余几乎全被第三、第四系地层所覆盖。根据地表及钻孔揭露的地层，由老到新依次有：前震旦系、震旦系、寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系、第三系及第四系。除上述者外，尚有侵入岩及喷出岩出露。（二）地质年代、地层层序、沉积厚度及其岩石特征本井田位于鹤壁煤田之北部，据钻孔和井巷工程所揭露的地层由老到新依次有：奥陶系中统马家沟组，石炭系中统本溪组、上统太原组，二叠系山西组、下石盒子组、上石盒子组和石千峰组，新第三系和第四系。其中太原组和山西组为本井田主要含煤地层，现由老到新简述如下：1奥陶系中统马家沟组（O2）由一套深灰色厚层状石灰岩组成，含珠角石化石，岩溶发育，富水性强，为本区主要含水层，厚度在380420m之间，平均厚度400m，为煤系地层之基底，矿区浅部出露甚广。2石炭系中统本溪组（C2）由灰及浅灰色泥岩，砂质泥岩，鲕状铝土质泥岩及14层深灰色薄层状石灰岩组成，泥岩含黄铁矿结核，底部偶可见山西式肾状赤铁矿。石灰岩赋存于中上部，含蜓科化石，厚度不稳定。本组地层厚度14.0440.60m，平均厚约25m，为一套海陆交互相沉积，与下伏地层奥陶系中统马家沟组呈平行不整合接触。3石炭系上统太原组（C3）由灰深灰色中厚层状石灰岩（69层）、砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层及煤线组成。砂岩为灰灰黑色，中细粒钙质胶结，层理发育。灰岩层数较多，厚度变化不稳定，以C3L2，C3L8灰岩发育较好且稳定。C3L2灰岩厚4.67.5m，平均6m。C3L8灰岩厚4.56.1m，平均5m。灰岩中含石燕、长身贝及大量蜓科化石等。本组含煤层、煤线共14层，其中一11煤（八煤）、一22煤（六煤）在本区内发育良好，厚度稳定，属可采煤层。本组为一套典型的海陆交互相沉积，厚约101.04167m，平均135m。以一11煤（八煤）下的浅灰色铝土质泥岩底作为与本溪组之分界，与下伏地层整合接触。4二叠系下统山西组（P11）由灰深灰色砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层和煤线组成。砂岩层面富含白云母片，灰色，粗至中粒，局部具连续波状层理及斜层理，含煤24层，其中二1煤层厚度大且稳定，为本区的主采煤层。本组植物化石丰富，常见有羊齿、苛达、轮木等。本组厚为50122m，平均厚度为65m，以底部一层厚砂岩S9底板为本组的地层分界。本组与下伏地层石炭系上统呈整合接触。5二叠系下统下石盒子组（P12）由灰绿色砂岩、砂质泥岩、紫斑状泥岩所组成。泥岩多含铝土质，局部为鲕状结构。砂岩中细粒，成分以石英为主，长石次之，多为钙质胶结，黑、白及棕色云母片较为富集，所含化石多为带羊齿。本组厚50120m，平均65m。底部与山西组的地层界限为S13砂岩底板，与下伏地层呈整合接触。6二叠系上统上石盒子组（P21）本组多为灰白、灰绿色中粗粒砂岩、砂质泥岩。砂岩中的矿物成分以石英为主，长石次之。砂质泥岩多呈灰紫色，局部含铝土质并具鲕状结构。以浅灰色含白云母的S15层砂岩底板作为与下石盒子组之分界。本组厚度222480m，平均294m，与下伏下石盒子组整合接触。7二叠系上统石千峰组（P22）为一套暗紫色、紫红色泥岩、砂质泥岩及砂岩所组成，厚度不均，0369m，与上伏第三系呈角度不整合接触。8新第三系（N）由黄色及杂色砂质粘土、砂岩、砾岩及泥质灰岩所组成，厚度为0303m，平均厚约102m，与下伏地层呈不整合接触。9第四系（Q）以黄土为主，夹钙质结核，底部有厚0.35m左右的砾石。第四系地层厚度030m，平均10m，与下伏地层呈不整合接触。（三）煤系地层走向、倾斜、斜角及其变化规律鹤壁矿区位于新华夏系太行山隆起带南段东侧之斜坡带上。太行山褶皱带因燕山运动而升起，在其东侧形成了巨大的凹陷地带，本区位于此凹陷带的南端。从整体情况看，矿区煤层形态特征为一向东倾伏之单斜构造，煤层走向北东或近南北向，局部为北偏西走向。煤层倾角变化在8至30多度，一般倾角为20左右。矿区范围内煤层自南而北，倾角变化由陡而缓图1-2 煤层综合柱状图（四）断层及褶皱1断层 表1-1 四矿(2)井主要断层特征一览表序号名称性质走 向倾 向倾角（度）落差(m)长度(m)14F105正断层NE30NW702513002红5正断层NE10NW507510026003红11正断层NE30NW701602褶皱四矿(2)井井田范围内中小型宽缓褶皱甚多，基本上可分为NE、NW两组，当两组褶皱跨接时，在其轴部相交部位经常形成一些小型盆地、穹隆以及鞍状构造。在向斜轴相交处往往形成小盆地；在背斜轴相交处往往形成小穹隆；在背斜与向斜相交处往往形成鞍状构造。1.2.2 煤层及煤质本井田共含煤层及煤线1618层（太原组14层，山西组24层）。其中煤层有3层：二1煤（大煤），一11煤（八煤），一22煤（六煤），总厚度为11.01m，1.2.3瓦斯、煤尘及煤的自燃性 1、瓦斯 矿井瓦斯绝对涌出量为6090m/分，相对涌出量为2446m/吨，-250水平相对瓦斯涌出量为31.7m/吨.日,属高沼气矿井.表1-2 煤层特征表煤层煤层厚度(m)煤层间距(m)夹石围岩稳定性倾角()容重(t/m)备注最小最大平均最小最大平均层数(层)总厚(m)顶板底板大煤3.210.267.7713214814040.6泥岩砂质泥岩稳定131.4可采八煤1.864.442.26270.3石灰岩泥岩稳定141.41可采2、煤尘煤尘有爆炸危险，煤尘爆炸指数：14.9822.06%.3、自燃性煤层自然发火，自燃发火期为半年至一年。1.2.4水文地质(一) 区域水文地质概况区域内地表属于低缓剥蚀残丘地貌，四周高，中间低，受水面积大，但地表基岩仅零星出雾，沙丘广布，气候干旱少雨，区内既无深大断裂，也无较大的地表水系，地下水补给来源贫乏，水文地质条件简单。（二） 地表水西天河为区内唯一常年地表水流，流量4.43Ls66.8Ls，平均流量为16.59LS，含氧量5.5mg/L，水矿化度2.88g/L，水质差，其支河回民巷冲沟，斜穿本区西北部，上游狭窄，下游宽阔平缓，平时无水，暴雨时有暂时性的地表水流。（三） 含水层井田内较稳定的含水层有8个。在这8个含水层中，第三系砾岩孔隙裂隙含水层仅在矿区内的部分沟谷顶部及斜坡上出露，受水面积小，含水量一般不大。石炭系砂岩裂隙含水层和二叠系石盒子组砂岩裂隙含水层缺乏补给来源，裂隙不甚发育，含水量不大。较重要的有第含水层（O2），第含水层（C3L2），第含水层（C3L8）现分述如下：表1-3 四矿(2)井井田含水层情况表含水层编 号含水层名称代号备注奥陶系中统马家沟组碳酸盐岩，岩溶裂隙含水层石炭系上统太原组二层灰岩，岩溶裂隙含水层C3L2煤顶板石炭系上统太原组砂岩裂隙含水层石炭系上统太原组八层灰岩，岩溶裂隙含水层C3L8二叠系下统山西组九层砂岩裂隙含水层S9二1煤老底二叠系下统山西组十层砂岩裂隙含水层S10二1煤老顶二叠系石盒子组砂岩裂隙含水层第三系砾岩孔隙裂隙含水层1奥陶系中统马家沟组碳酸盐岩岩溶裂隙含水层（O2）本含水层由深灰灰色厚层状石灰岩，下部为白云质灰岩及泥灰岩所组成，层厚400m左右，为煤系地层之基底，岩溶裂隙发育。矿区西部广泛出露地表组成低山地形，沟谷发育，有利于大气降水的补给和地下径流的聚集，是矿区的主要含水层。本含水层岩溶裂隙发育，不仅在地表露头可以观测到，而且从井田内施工的钻孔中同样可得到证实。1968年施工的2号沉淀池水源孔，孔深482.7m，在O27进尺20m见一溶洞1.2m，最初涌水量Qmax=200m3/h，6个月后稳定涌水量Q=80 m3/h，5年后涌水量Q=120 m3/h，目前正常涌水量Q=80 m3/h。1977年在-30水平施工的水源孔，孔深676.5m，终孔在O25，因溶洞所致（钻具空穿2.5m），最初涌水量Qmax=250m3/h，稳定后涌水量Q=160m3/h。槐树岭煤矿井筒延伸至C3L2时，由于断层的影响，使得C3L2和 O 2相接，涌水量达500 m3/h，经水质化验，证明所涌出的水含有该含水层的混合水。1988年在工人村施工的水源孔，孔深550.9m，终孔为O23，涌水量Qmax=35m3/h，正常涌水量Q=30m3/h。与本矿相邻的一矿，1971年5月在南翼+54石门石炭系二层灰岩的放水试验中，由于放水块段的C3L2与F4断层上升盘中O2灰岩含水层相接触，故放水开始15分钟后发现与其相距1260m和1400m的71-2和13-2奥灰水文观测孔，其水位均发生明显下降，所有这些都说明含水层岩溶裂隙发育，连通性好。 本含水层中的岩溶裂隙含水丰富，由于河谷深切，当其下切深度到达其岩溶发育带时，则本含水层中的水常以上升泉涌出。如矿区北部善应河谷的小南海泉群，南部淇河河谷的许家沟泉群等，泉水出露标高介于+121+137M之间，相当于当地现在的侵蚀基准面标高。 本含水层上距煤2955m，平均45m；距煤一般为3965m，平均55m。由于断层的影响，往往缩短了本含水层与煤、煤之间的距离，破坏了岩层的完整性，在矿压、水压等其它条件作用下，容易涌入矿井，从而使本含水层对开采煤和煤构成严重威胁。本含水层上距二1煤160m，一般在二1煤开采深度不大的情况下对其威胁较小，但当有较大的断层或其它因素存在，导致含水层与二1煤的层间距缩短时，应引起高度重视。本井田内，1956年127勘探队于梁18孔作抽水试验，结果表明，涌水量Q=0.0470.064L/s，平均0.055 L/s，单位涌水量q=0.0180.019 L/s.m，平均0.0187 L/s.m，渗透系数k=0.007m/昼夜，与整个矿区相比数值偏低。邻近一、九矿本含水层抽水试验较多，其结果为q=0.01774.948 L/s.m，k=0.02389.230m/昼夜。水质分析及邻近矿井资料证明，本含水层中的水矿化度一般小于1.26mg/L，pH=6.48.3，水质类型为重碳酸硫酸钙镁型水，是本区内生活和工业用水的主要供水水源。2石炭系上统太原组二层灰岩岩溶裂隙含水层（C3L2）本含水层岩性为灰深灰色中厚层状石灰岩，厚2.8511.73m，平均6.2m，为煤直接顶板，岩溶裂隙发育，含水丰富。矿区西部有少量露头接受大气降水和地表水的补给，补给条件不甚好，一般情况下易疏干。当有断层存在使其与第含水层相接触，并接受其补给条件时，涌水量会明显增加。3.本井田该含水层的水源孔有3个，1966年在喂煤机洞室中施工一个C3L2水源孔，涌水量Q=204m3/h，水压为20kg/cm2，稳定后涌水量Q=150 m3/h，水头压力为18 kg/cm2。1988年在工业广场内施工一C3L2水文观测孔，水位在+125+128m。本含水层为为煤之直接顶板，下距煤只有7.5m，当有构造破坏或其它因素使其与O2含水层沟通时，很容易涌入矿井，从而形成对开采煤、煤的严重威胁。上距二1煤125152.3m，平均135m，当无大断层或其它因素影响时，对开采二1煤影响不大。据井田内12个涌水钻孔的统计，其漏失量均在121m3/h。梁6孔抽水试验结果表明，本含水层涌水量Q=0.3470.73L/s，平均0.62 L/s，单位涌水量q=0.10.106 L/s.m，平均0.104 L/s.m。水质分析结果表明，其矿化度m=0.351.011g/L，一般小于0.5g/L，pH=7.38.2，属硫酸钙镁型水，因其矿化度稳定，H2S含量较大，只能作为工业用水。4号钻孔抽水试验结果表明，本含水层单位涌水量q=0.179L/s.m，渗透系数k=3.446m/昼夜，涌水量Q=0.38m3/s，矿化度m=0.6410.894g/L，pH=8.4，属重碳酸硫酸钙镁型水4石炭系上统太原组八层灰岩岩溶裂隙含水层（C3L8）本含水层为灰色石灰岩，微晶质结构，质地较纯，含蜓科及海百合茎化石，岩溶裂隙发育，厚度为3.57.66m，平均4.4m。在矿井生产中，揭露本含水层的突水点有20多处，其中钻孔突水1次，突水量72m3/h，其余的均为岩溶裂隙或断层裂隙突水，突水量介于0.684 m3/h之间，1971年11月在主下山掘进过程中，揭露一个C3L8溶洞，直径0.08m，突水量30 m3/h。1972年1月，在主下山掘进时又揭露一溶洞，直径0.32m，突水量达75 m3/h，由此造成了主下山被淹的沉痛教训，其底板积水，一年后才疏干。本含水层上距二1煤19.1353m，平均44m，由西向东层间距由大变小，下距第含水层（O2）120140m，区内补给条件不好，目前二水平已基本被疏干，故对二1煤的开采影响不大。但当遇到断层或巷道直接揭露时会造成短期淋水，成为巷道涌水的一种来源。（四）隔水层各含水层之间，均有相对隔水层，现分述如下：1本溪组和石炭系上统太原组底部隔水层本组由浅灰灰色砂质泥岩、鲕状铝土质泥岩、细粗粒砂岩及石灰岩组成。石灰岩为深灰色，有14层，泥岩含黄铁矿结核，下部岩层偶见山西式肾状赤铁矿，致密，裂隙不发育。本层厚度较稳定，一般为14.455.6m，平均40m，是阻隔奥灰水与上部含水层相联系的良好隔水层。2石炭系上统太原组下部隔水层本层由细粒砂岩、砂质泥岩、泥岩、石灰岩（15层）及煤层组成。砂质泥岩和泥岩多呈致密块状。本层厚约30m，是阻隔C3L2与上部含水层相联系的隔水层。3二1煤隔水层本层由灰黑色砂质泥岩、泥岩和二1煤组成。泥岩中富含植物化石碎片，砂质泥岩中富含白云母碎片，致密，裂隙不发育。本层厚15m，是阻隔S9与S10含水层发生水力联系的隔水层。4石炭系上统太原组中部隔水层本层由灰岩、泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩及煤线组成。灰岩多为灰色，泥岩多为灰黑色，致密，裂隙不发育。本层厚约50m，是阻隔C3L8与下部含水层相联系的隔水层。（五）断层导水性井田内的断层大都为压扭性高角度正断层，对于大中型断层其结构面大多可见断层泥，井下较大的突水点除直接揭露含水层外，一般与断层关系不大。在生产过程中，即使是断层出水，其涌水量也不很大，一般为0.612m3/h，并且很快疏干。但是，并不是所有的断层都不导水。如红5断层，落差大于100m，位于井田中部，因其处于背斜的轴部，裂隙相对发育，由于力学条件的变化，使其表现为导水断层。西翼皮带巷在掘进过程中揭露红5断层，便发生突水。1980年5月断层导水，涌水量达49.8m3/h。1980年68月份，该断层3次将C3L8含水层的水导出，涌水量分别为34.8 m3/h、12 m3/h和55.2 m3/h，到目前为止，该巷道仍有出水点存在，总涌水量约70 m3/h。另一方面，在矿井开采过程中，由于矿压、水压等其它因素的影响，会使断层的导水性有明显的改变。如西翼皮带巷，1980年5月在掘进过程中，因断层影响揭露C3L5灰岩出水，涌水量为23 m3/h，数月后稳定在10 m3/h。1984年8月7日，涌水量突然增大至100 m3/h，三天后稳定在2025 m3/h，10月14日又增至6575 m3/h，轨道底鼓变形0.20.5m，顶压、侧压日趋严重。总之，除个别断层（如红5断层）外，井田内的断层大部分突水性和导水性差，对矿井的正常生产影响不大。(六) 小煤窑和采空区积水目前，在四矿(2)井浅部有15对小煤窑星罗棋布，其开采深度、开采范围及排水能力不祥。许多直接排入四矿(2)井的浅部采空区，对矿井的安全生产构成很大威胁。如赫荒煤矿和杏树岭煤矿由于越界开采，破坏煤柱，不仅使本矿水量进入四矿(2)井，而且造成闭坑后一矿的积水经该矿流入四矿(2)井。有些小煤矿由于越界开采，破坏煤柱，使得四矿(2)井回风巷、运输巷、风机房产生严重变形，造成很大隐患。另外，四矿(2)井浅部采空区积水严重，与之相邻的一矿已经报废，由于其主采煤层有和煤，C3L2作为其顶板，含水量较丰富，且一、四矿隔离煤柱已遭破坏，对以后四矿(2)井的安全生产有很大影响。四矿(2)井北部的九矿、建设矿都发生过O2灰岩含水层突水淹井事故，造成严重后果，这一点应引起足够重视。1.2.5 其它有益矿产鹤壁四矿(2)井及其附近出露地层中，碳酸岩盐、铝土泥岩、粘土岩均较发育。其中可作为建筑材料的主要有石灰岩和粘土，作为化工原料的主要有石灰岩和白云岩，作为耐火材料的主要有耐火粘土和铝土泥岩。 华北石炭二叠系地层中所含A、B、C、等数层铝土泥岩，本区发现有A、G两层存在。A层分布于二叠系山西组顶部，距二1煤85m左右，厚06.20m，平均厚度2.02m。G层分布于石炭系中统本溪组中部及下部，常有23个分层，厚25m。铝/硅比高者可作铝矿石炼铝，或作磨料、溶剂、水泥及耐火材料等。这方面的内容应作进一步研究，以便提出其工业用途。六 地质勘探程度及存在问题四矿(2)井浅部生产实践证实，构造比较复杂，小断层较多，大部分钻孔采用无岩芯钻进，部分钻孔未测井，因此对构造的分析可靠性较差，施工岩巷要考虑超前煤巷以便探清构造。四矿(2)井浅部生产实践证实，构造比较复杂，小断层较多，大部分钻孔采用无岩芯钻进，部分钻孔未测井，因此对构造的分析可靠性较差，施工岩巷要考虑超前煤巷以便探清构造。本区钻孔多在77年前施工，封孔层段少于现行标准的规定，对于终孔二灰及奥孔应在井巷施工前逐孔核对，发现问题应透孔重新封闭，避免透水事故。区内陷落柱对采掘影响大，井巷施工时应加强观测，配合钻探尽早查明范围，性质。405向斜以西倾角较大地段，曾发生岩层整体顺层滑动，在这里布置巷道应采取特殊安全措施和特殊支架型式。 红5 断层的水文情况不清，因此过红5 断层前地质部门要探清情况，采取措施严防二灰和奥灰突水。本区钻孔多在77年前施工，封孔层段少于现行标准的规定，对于终孔二灰及奥孔应在井巷施工前逐孔核对，发现问题应透孔重新封闭，避免透水事故。区内陷落柱对采掘影响大，井巷施工时应加强观测，配合钻探尽早查明范围，性质。405向斜以西倾角较大地段，曾发生岩层整体顺层滑动，在这里布置巷道应采取特殊安全措施和特殊支架型式。 红5 断层的水文情况不清，因此过红5 断层前地质部门要探清情况，采取措施严防二灰和奥灰突水。2 矿井储量、生产能力及服务年限2.1 井田境界西北以F7断层与鹤壁九矿、汤阴矿为邻，东南以红红11断层与二矿深部相接。西部以63年中南煤炭管理局批准的一、四矿边界线，一矿分界。西至老窑采空区及大煤+100等高线，深部到-450m 大煤底板等高线。井田南北走向长5km，东西倾斜3.5km,面积约12.6km。四矿井田的边界范围已经过多次变更，本次计算包括四矿的二1煤、八煤即现在的井田范围：东部以四矿与贺驼矿划定的井田边界线和红11断层为界；南部及东南部以一、四矿和二、四矿划定的技术边界线为界；西以F7断层为界；北以龙宫井田二1煤底板等高线-450m水平为界。井田深部水平，依钻孔资料，二1煤厚度3.2010.29m，平均厚度7.77m，均大于最低可采厚度，灰分小于40%，夹矸厚度大于0.05m的剔除，最低发热量不小于3000千卡/kg。2.2 井田储量2.2.1矿井工业储量根据底板等高线法，我们通过对1：5000的四矿底板等高线进行区段划分，测量及计算，现将其储量分布列表如下：表21 矿井储量汇总表 单位：万吨煤 层水 平A+B煤的损失回采率可采储量备 注二1煤-503737.33373.7375%2522.70可采-2506087.07608.714108.77-4506754.56675.464559.33合计16578.961657.8911190.80-250634.5663.46485.44-450704.2570.43538.75合计1728.41172.841322.23八煤-501087.05108.7185%782.68可采-2501770.50177.051274.44-4501964.65196.471414.55合计4822.20482.223471.67全矿总计2312.572322.9514662.47其中：煤的损失按10%进行计算回采率依据煤层厚度如上表所示可采储量=（A+B）-煤的损失*回采率 容重=1.4t/m3 2.3 矿井设计生产能力及服务年限2.3.1 矿井工作制度矿井设计生产能力按年工作日300天计算，矿井每日三班工作，每日净提升时间为14小时。2.3.2矿井设计的生产能力及服务年限对于矿井生产能力的确定，我们依据以下的公式进行： 其中：T矿井设计服务年限 Zk 矿井可采储量（万吨） A矿井设计生产能力 万吨/年 K 储量备用系数，一般1.31.5,此处取1.3依据上面的储量计算结果，矿井总的可采储量：Zk=14662.47万吨，第一水平可采储量：Z=2522.7+782.68=3305.38万吨当A=120万吨/年时 T=93.99年60年t=21年50年t=28年25年当A=60万吨/年时 T=188年50年t=42年25年 其中： T矿井总的生产服务年限 t矿井第一水平的生产服务年限依据煤炭工业设计规范可知：当A=120万吨/年时，第一水平不能满足设计要求，故不可取。当A=90万吨/年及60万吨/年时均能满足设计要求，但我们为了增大开采强度，我们选用A=90万吨/年,即日生产能力3000吨/日,进行矿井的开采设计。3井田开拓3.1 概 述井田内地质构造、煤层及水文条件对开采的影响本矿井煤层三层，分别为大煤、六煤和八煤。其中，大煤较厚，六、八煤较薄，且六煤为不可采煤层,大煤和八煤煤层间距为140m。其中间含有含水层和隔水层，其涌水量最大为7000t/m,最小为2000t/m，其平均涌水量为3600t/m，为涌水量较大的含水层，在设计井田开拓时要考虑涌水量的影响。3.2 井田开拓因本矿区位于太行山与华北平原之间的过渡地带，属于平原地形,且大煤与偏八煤之间有两个含水层，且涌水量较大，所以，井筒不考虑平硐开拓而用立、斜井开拓3.2.1 井口数目及位置的选择 井口主要有主井，副井及风井，其中主井主要布置在储量的中央。3.2.2 方案比较（一）预提开拓方案方案一：全矿分三个水平进行开采，其中一水平采用立井拓，二水平采用斜井进行开拓。 图4-1 第一方案剖面图方案二：全矿分三个水平进行开采，采用立井三水平进行开拓图 42 第二方案平面图方案三：全矿采用三个水平进行开拓，其中第一，二水平采用立井开拓，而第三水平采用斜井进行开拓 图4-3 第三方案剖面图 方案四：全矿井采用三个水平进行开拓，其中第一，二水平采用立井开拓，而第三水平采用斜井进行开拓，具体主井位置有别于方案三。： 图4-4 第四方案剖面图94 方案对比第一方案第二方案第三方案第四方案优点1， 井口位置接近于井田中心，井下为双翼生产，易于保证矿井产量。2, 井底车场位于储量中心，井下运营费用低。3, 二，三水平采用斜井施工，掘进及施工设备简单，初期投资少，多水平开拓，石门长度短。4, 避免了井筒穿越含水层的情况。5, 设有斜井安全出口。6, 斜井的防震条件较立井好。1， 井口位置接近于井田中心，井下为双翼生产，易于保证矿井产量。2， 井底车场位于储量中心，井下运营费用低。3， 立井提升距离短，提升速度快，提升费用低。4， 立井长度短，通风阻力小。1， 井口位置接近于井田中心，井下为双翼生产，易于保证矿井产量。2， 井底车场位于储量中心，井下运营费用低。3， 三水平采用斜井，施工设备简单，石门长度短。1， 工业场地布置在井田的一侧，保安煤柱少。2， 避免了穿越含水层的情况，减少了施工难度。3， 立井提升能力大，距离短，速度快。缺点1， 工业场地、排风井及回风石门压大量的开采条件好的煤柱。2， 斜井线路长，管道铺设工程量大，费用高。3， 斜井线路长，通风阻力大。1， 工业场地、排风井及回风石门压大量的开采条件好的煤柱。2， 穿越含水层，需采用反井施工，施工工程量大，难度大，工人工作条件恶劣。3， 石门较长，有一定的工程量。1， 工业场地、排风井及回风石门压大量的开采条件好的煤柱。2， 穿越含水层，需采用反井施工，施工工程量大，难度大，工人工作条件恶劣。1， 井口位置位于井田一侧，不利于双翼生产。井下运营费用高。2， 石门长度大，井筒掘进技术复杂，掘进速度慢。4-1 各 方 案 技 术 经 济 分 析 表通过上面的分析可以看出，对于第一方案，可以看出，其主要井筒的布置不要穿过含水层，故在技术上难度不大，属于可行方案。对于第二方案，由于含有含水层，必须采用反井法进行施工，其工程量大，且劳动环境十分的恶劣，技术难度大，实现有一定的难度。而第三方案则不同，虽也要采用反井法施工，但其采用反井法时的巷道可以作出以后开采时的上山，并不会增加太多的工程量，故有一定的可行性。对于第四方案，由于其在井田一侧，不能位于储量中心，初期石门特别长，工程量大，投资太大，故不决定采用因此，我们为了选择最优的方案，须对第一方案及第三方案进行各方面的比较，以找出最优的方案，其比较过程以下面的步骤进行。（三）开拓方案经济比较1,各方案设备费用明细表I方案设备费用明细表表4-2井筒名称设备名称型号长度费用（万元）主立井箕 斗90吨200489746主副井罐笼3吨200149245总计638991(2) III方案设备费用明细表表4-3井筒名称设备名称型号长度费用（万元）主斜井皮带9吨650506891副斜井串车3吨6038742总计9744012,井巷工程费用计算(1) I方案井巷费用明细表表4-4巷道名称支护方式巷道长度(m)掘进断面积(m2)单价(元/m)费用(万元)一水平石门锚喷支护30008.8271813000二水平车场喷射混凝土75111.4408306408二水平暗斜井锚喷支护125016.712015000小 计1134408(2) III方案井巷费用明细表表4-5巷道名称支护方式巷道长度(m）掘进断面积（m2）单价(元/m）费用（万元）一水平石门锚喷支护17508.8271474250二水平立井喷射混凝土40022.051821728400二水平车场喷射混凝土100211.4408408816小 计16114662， 各方案经营费用计算（1） I方案经营费用明细表表4-6运输经营费用名称长度(m)年运量(万吨)年限(年)总运量(万吨)单 价(元/吨公里)年运费(元)总运费(万元)一水平石门2375902825200.4722662375074546.5000二水平斜井625904641400.4721221300056179.8000小 计131726.3000（2） III方案经营费用明细表表4-7运输经营费用名称长度(m)年运量(万吨)年限(年)总运量(万吨)单 价(元/吨公里)年运费(元)总运费(万元)一水平石门3010902825200.472207436858554.9084二水平立井200904641401.01836280038468.8800小 计97023.78843费用汇总 表4-8名称方案一方案三设备费63899197.4401井巷开拓费113.4408161.1466经营费 131726.300097023.7884总计131903.639197283.5025百分比100%73.75%通过对以上各项比较可以看出，III方案要优于I方案，故我们考虑采用方案III进行开采设计。3.3井筒特征 井筒在采矿中的作用是不言而喻的，它是整个矿井的进口和出口，井筒决定于它的用途、服务年限等因素，井筒的断面大小更是整个矿井的关键因素，它决定了矿井的用途、井型、服务年限。同时，井筒穿过的岩层性质及涌水情况、选择的支护方式及施工方法等因素也决定了井筒的断面形状。本井田设计生产能力为90万吨，采用主副立井、暗斜井开拓。据煤矿工业设计规范知，主立井采用箕斗提升，副立井采用罐笼提升。井型为90万吨，主井井筒直径设计为5.0m，井深为286.35m，采用JKM2.84型号绞车提升，提升速度为9.7m/s，提升容器为一对9T箕斗，终端装载为24吨。副井井筒直径设计为6.5m，井深为286.35m，提升容器为一对3 T矿车双层单车普通罐笼，井筒采用混凝土井壁厚400mm,充填混凝土50mm，罐道规格设计为38KG/m钢轨，罐道梁规格为工30，罐道梁层间距为4168mm。3.3.1主立井井筒断面的确定井筒断面设计，主要是选择断面开头和确定断面尺寸，其合理与否直接影响到煤矿生产的安全和经济效果。设计的原则是，在满足安全与技术要求的条件下，力求提高断面利用率，缩小断面、降低造价并有利于加快方式速度。我国煤矿巷道常用的断面形状是梯形和直墙拱形，其次是矩形；只是在某些特定的岩层或地压情况下，才选用不规则形、封闭拱形、椭圆形或圆形。这里由于服务年限长，围岩较稳定，所以，采用半圆拱形。煤矿安全规程规定：巷道净断面，必须满足行人、运输、通风、安全设施、设备安装、检修和施工的需要。因此，巷道尺寸主要取决于巷道的用途；存放或通过它的机械、器材或运输设备的数量与规格；人行道宽度与各种安全间隙以及通过巷道的风量。表5-1 井筒特征表井筒名称井口坐标井口标高(m)提升方位角()井筒倾角()井筒深度或斜长(m)经距纬距第一水平第二水平第三水平主井513.993984.8+235.35-509090285.35200650副井512.903984.2+235.35-509090285.35200650风井井筒名称井筒直径或宽度(m)井筒断面(m2)砌壁井筒装备备注净掘进净掘进厚度(mm)材料主井5.05.4519.6323.33450混凝土箕斗副井6.56.9533.1837.94450混凝土罐笼斜井4.55.212.416.7350混凝土皮带风井混凝土 根据第364条规定，提升容器的罐耳与罐道之间的间隙，钢轨罐道每侧不得不得超过5mm，木罐道每侧不超过10mm，组合罐道的附加安全滑动罐耳，每侧间隙为10-15mm，钢丝绳罐道滑套直径不得大于罐道绳直径5mm。 图5-1 副井平面图5-2 主井平面按矿井所需风量进行验算：矿井所需风量为13166.05m3/mim。主井净断面为19.63m2，副井净断面为33.18m2，主井副井除运煤运料运人之外，兼作进风井。风速V=；Q-矿井所需风量，m3/s；S1-主井断面积，m2；S2-副井断面积，m2；算得最大风速为4.14m/s。根据，井筒充许最大风速为8m/s，井筒断面符合设计标准。3.3.2主暗斜井断面设计本矿二三水平采用暗斜井开拓，主斜井采用胶带运输提煤，副斜井采用串车运送材料、设备、上下人员、提升矸石等或兼作通风、排水等用途。根据煤矿安全规程规定胶带输送机外缘与井壁间隙400mm，煤炭工业设计规范规定500mm。人行道的宽度700mm；提升容器与井壁间隙200mm，井筒净宽按公式 B=A1+A2+a+a1+c 确定；井筒断面尺寸按图(5-3)所示。符合设计标准。胶带运输长度为二水平675m，三水平675m，运物速度为2.23m/s，驱动方式为三电机双滚筒，传动滚筒直径1000mm，电动机型号JB3280M-4，电动机功率375千瓦，拉紧方式为重载车式