煤矿矿井总体设计说明书毕业论文.doc

*煤矿矿井总体设计说明书1.1 矿区概述1.1.1 矿区地理位置*矿位于山东省新泰市境内，井筒位于*。西距泰安市约70km，东距新泰市9 km，南距新汶矿业集团驻地10km，交通极为方便。其交通位置如图1.1所示图11 *矿交通位置图 矿井走向长约3.27km，平均走向长为5.7km，南北宽3.4km，水平面积为18.8 km2，倾斜面积为19.4km2。矿井井田、工业广场、生活区均位于新泰市*区划范围内，铁路专用线跨谷里、西张庄、*3个镇；矿井原水源地跨泉沟、*2个镇；翟良公路跨良庄、*2个镇。工农关系涉及5个镇48个自然村。矿区交通便利。泰新公路从此经过，南接京沪（福）高速公路，东连莱新高速公路。1996年12月建成通车的铁路专用线，与磁莱支线在谷里站接轨，西接京沪铁路通往全国各地。*井田是深部井田，井田内没有老窑、古空，只是在原井田内，划出三个地方矿。将井田西部划归小港煤矿开采，将井田东北部划归新泰市王家寨煤矿，将本矿工业广场煤柱线以北划归新泰市望新煤矿开采。*井田位于新泰市*镇境内，整个井田上部为农田和村庄，工业不发达，无大型厂矿企业。原材料供应均来自外部采购，矿区用电来自小港降压站。1.1.2 矿区气候条件本区气候温和，无严寒酷热，为半湿润的北温带气候。历年最高气温42.5（1955年8月11日），最低气温为：-21.6，（1951年11月12日），全年平均气温为1313.7。年总降雨量为713.351149.4mm，年平均降水量931.735mm，最高月平均降雨量67月份为73.07509.3mm，最低月平均降雨量12月份翌年3月份为10.9617.43mm。冻结期为11月翌年3月，冻结深度0.40.8m。全年主导风向为东风及西南风，北风较少，最高风速为14.3m/s。1.1.3 矿区的水文情况井田内无大河流，有自太古代片麻岩及第三系地层所形成的较大的冲沟分布于本区中部。冲沟宽一般30m50m，向南汇入小汶河。井田南部小汶河1957年7月19日发生特大洪水，水深23m。流速1.703m/s，流量为2810立方m/s。协庄、窑沟洪水水位达157m161.8m左右，据1955年1957年临汶及北望站观测，小汶河年平均总迳流量为101.64亿m3。夏天雨季有水，春冬干枯，成间歇性河流。矿区水源、水源勘探工作：1982年为解决建井初期临时生活及工业用水，在工业广场上游西北部约2000m，新汶局勘探队对第四系砂砾层进行了临时供水水源勘探，完成工程量共8孔71.89m，成井三眼。1984.6-1985.9，新汶局勘探队在井田北部莲花山断层与F11断层之间，西起崖头村，东至大王家寨村，对第三系砾岩含水层进行了详查勘探，共施工7个孔，共1973.06m，其中两个无水孔607.02m，最深孔400.02m，最浅孔207.03m，抽水试验6次，其中单孔抽水5次，群孔抽水1次，物探测点40个，最后成井4口，一个观测井，井深分别在250-300m间,井内均按要求下设了套管，基本达到了设计的要求。1.2 井田地质特征矿井以北以煤层深部边界，以-950等高线与望新井田为界；东以F23断层与王家寨井田为界；南以-250等高线为界，并有一部分风化带与良庄、协庄井田毗邻；西以F22断层与小港井田相邻，呈类似梯形。约3.27km，南北宽3.4 km，面积 19.4km2。勘探区位于柴汶河冲击平原的中部，区内地势平坦.1.2.1 地层本井田含煤地层属石炭二迭系，煤系地层平均总厚约260m。煤系地层上部由厚达117-958m的红色粘土质砂岩、红色砂岩和砾岩所覆盖。井田内地层特征由上而下分述如下：1、第四系：一般厚度18m，以黄色砂质粘土为主，河流两岸分布有流沙层。2、第三系：区内最大揭露厚度698.6m。多为赭红色细砂岩、粉砂岩、片麻岩、燧石及变质岩类为主。3、下二叠系上石盒子组：井田内残存厚一般160m，小者20m。主要有浅灰、灰绿色及杂质粘土岩、粉砂岩组成。系干燥环境下形成的大陆冲积相沉积。共含煤四层，均为薄煤层。4、下二叠系山西组、下石河子组：总厚约70m。其上界为一层煤之上厚10余m的粗中粒砂岩；主要有砂岩、粉砂岩、粘土岩及煤层组成。共含煤四层，可采者两层（2、4煤层），总厚8.8m。在2层和4层煤之上有一层浅灰至白灰色厚层状的河床相长石、石英中粒砂岩，厚度稳定，一般厚7m至15m，全区较发育，为良好的辅助标志层。5、奥陶系：济南石灰岩厚约800m，下为棕色、灰色白云质厚层状结晶灰岩，中含燧石条带及结核，上部除下段含有薄层石灰岩及泥岩互层外，其它均为厚层致密块状灰岩。顶部裂隙及溶洞发育，内含头足类及三叶虫等化石。地质综合柱状图如图1-2所示。1.2.2 地质构造*矿总体上为一走向近东西，向北倾斜的单斜构造。井田内仅有一F1断层，其余在中部有较小的波状起伏。F1断层倾角为4060，落差为025m。煤层倾角1015，平均倾角为13。在平面上西部缓，东部陡；在剖面上具有中部陡，浅部和深部缓之特点。1. 2. 3水文地质本矿通过地面水文地质调查及专门抽水试验，基本查明了水文地质条件。煤系上部由厚达117958m红色粘土质粉砂岩、红色砂岩及砾岩所覆盖，因而地面水补给条件不良；煤系本身所含一灰及四灰含水性微弱；本溪群徐灰、草灰虽然具有一定的含水性，但埋藏较深，地下水排泄流通不畅，基本是一个裂隙岩溶净水区域。故本矿水文地质条件属于中等至简单类型。本井田含水层自上而下简述如下：（1）含水层第三系含水砂砾层。本层分布面积约10 km2，厚度最大达4.96m，一般23m。抽水试验的单位涌水量2.484.291公升/s、m，富水性强而厚度不大，水柱不高（小于5m），因之总涌水量不大。由于其下有第三系和二迭系地层所隔，从地层沉积和构造上看，对煤层开采没有威协。水质属重碳酸钙淡水，受大气降水补给和地面水补给，循环条件较好。第三系红层本层厚117.6958.81m，以红色粘土质粉砂岩隔水层为主，上部夹砾岩多层，含裂隙水。北部F8断层和F11断层之间砾岩较发育富水性中等，水质属重碳酸钙型，循环条件较好。南部F8断层以南，单位涌水量仅0.00067公升/s、m，水质为氯化纳型，富水性弱，循环条件较差。本层与最上可采煤层间距较大，最大可达200m，采煤裂隙高度影响不到红层，但对局部间距较小者，在此区段内应注意采区防水措施。山西组2层煤及4层煤顶板砂岩含水层全矿有7个钻孔发现漏水，均位于断层附近。其中59号孔4层煤顶板砂岩漏水，用水泥堵漏。经抽水试验，单位涌水量0.02020.0382公升/s、m，水质为氯化纳型，富水性弱，是矿井充水的主要含水层。本层接受F11断层下盘奥灰水补给，F10断层处受阻，补泄条件差，因此，水位高于附近奥灰，水质比其下的奥灰水更差。四层石灰岩埋藏在250m水平以下岩性致密。据钻孔简易水文观测未发现漏水现象。单位涌水量0.0000167公升/s、m，基本无水。本溪群徐灰和草灰在预计首采区平均间距仅6m左右，全矿36个孔穿过徐灰，仅12号孔有泥浆消耗，33个钻孔穿过草灰，仅14号孔有漏水现象，其余各孔均无明显漏水现象，经350号抽水试验，漏水量为零。 图12 地质综合柱状图69.1m和350号孔延深至奥灰87.02m时才发现漏水。55号孔穿过砾岩和F11断层后钻进奥灰76.34m,和邻近47号孔砾岩抽水资料对照，认为55号孔抽的水为奥灰水，单位涌出量为0.0720.444公升/sm，富水性中等，北部边界F11断层外水质为重碳酸钙型，井田内为碳酸钙型。（2）断层导水性据勘探简易水文资料，有55个钻孔穿过断层，其中54个孔均未发现漏水现象。仅55号孔因在见断层之前已于砾岩中发现漏水，因此断层带是否漏水，无法观测。从这些资料看出，本矿断层导水性不强。由于矿内煤系含水层富水性均弱，因此，断层导水性弱是正常的。但遇到张力带时，应注意预防矿井突水。（3）矿井水量预计地质报告提供400水平正常涌水量为319.2498m/h，最大涌水量706.2m/h。原设计400水平矿井正常涌水量500m/h，最大涌水量700m/h，本设计考虑*矿井施工等实际情况，仍维持原设计矿井涌水量数据。 1.3煤层特征 1.3.1煤层埋藏条件：*矿总体上为一走向近东西，向北倾斜的单斜构造。井田内有16条断层，其中，落差大于100m一条，余在中部有较小的波状起伏。煤层倾角815，平均倾角为13。在平面、剖面上及浅部和深部都比较平缓之特点。煤层群：本井田含煤地层为二迭系山西组和石炭系太原组群，煤系地层平均总厚260m。共含煤20层，可采煤层7层（2、4、6、11、13、15、16层）厚度分布不稳定，其中2煤层为本矿井设计的主采煤层，煤层平均厚度为5.5m。2煤层为稳定煤层,为了保证矿井产量和正常效益，矿井以2煤层为主采煤层，因此本矿井设计主要为2煤层的开采设计。局部可采煤层4层（2上、4上、7、9层），在本井田分布零碎，连不成片。可采煤层特征表见图13 1.3.2煤层的围岩性质煤系地层与基底及盖层按由老至新的顺序简述如下：1）奥陶系：（济南灰岩）厚约800m，下部为棕色，灰色白云质厚层状结晶灰岩，中部含燧石条带及结核，上部除下段含有厚层状之灰岩及泥岩互层外，其它均为厚层致密块状灰岩，含水丰富。2）中石炭统（本溪组），厚40-60m，一般50m，主要由粉砂岩、粘土岩及石灰岩组成，含薄煤，不可采。3）上石炭统（太原组），厚175-205m，一般190m，属海陆交相沉积，由灰至灰黑色泥岩，粉砂岩和砂岩互层及灰色中细砂岩组成，并夹有2-5层石灰岩，共含煤12层，可采者5层。4）下二迭统（山西组）：厚0-85m，平均70m，主要由砂岩，粉砂岩，粘土岩及煤层组成，共含煤4层（1-4）可采者两层（2、4）。5）下二迭统（下石盒子组）：井田内残存0-180m，平均120m，一般南厚北薄，局部被剥蚀殆尽。6）第三系（官庄组）原井田范围钻孔揭露厚度最大为958.81m，位置在葛沟桥倾没向斜轴部，现井田范围内钻孔揭露厚度最大为664.5m，位置在今天西北部（七采）。该层厚196-664.5m，一般南厚北薄，平均386m。7）第四系：一般厚0-18m，以土黄色砂质粘土为主，河流两岸分布有流沙层。1.3.3煤的特征煤2、煤4、煤6为气煤，煤11为气肥煤，煤13、煤15为肥煤。其中2、4层有020.6夹矸，各种牌子的煤可广泛应用于生活及工业用。煤2：黑色，粉末呈褐色，容重1.34，硬度1.6，导电性弱，断口参差状，亮煤可见内生裂隙，亮煤和暗煤呈较厚的分层出现，镜煤呈凸镜状或条带状，条带结构明显，含少量丝炭，以半亮型煤为主。煤4：黑色，容重1.36，硬度1.7，具棱角状或不平坦状断口，性脆、易碎，亮煤和暗煤条带较宽，含少量丝炭，呈凸镜状，镜煤呈条带状，具有煤的组分互相交替而造成的条带状结构和层状构造，主要为半亮型煤。煤6：深黑色，容重1.32，硬度1.5，光泽较强，断口参差状或贝壳状，内生裂隙发育，主要为亮煤与夹于其中的镜煤，暗煤和丝炭的薄层交替而成，条带状结构明显。煤11：黑色，粉末呈褐色，容重1.41，硬度1.5，导电性弱。断口参差状和不平坦状，性较脆，条带结构明显，亮煤和暗煤呈较厚的分层出现，间夹镜煤和丝炭的条带，多为半亮型煤。煤13：黑色，容重1.29，硬度1.5，断口参差状，以亮煤为主，间夹暗煤，亮煤内生裂隙发育，为半亮型煤。煤15：黑色，容重1.4，硬度1.7，煤层上部亮煤条带较多，光泽较强，间夹薄层煤和丝炭。下部以暗煤条带为主，间夹亮煤和镜煤薄层，丝炭较多，光泽较弱，断口参差状，条带结构明显，内生裂隙不发育。煤层倾角815，平均倾角为13。1.3 .4 瓦斯，煤尘及自燃1）瓦斯根据以前矿井瓦斯等级鉴定，本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯涌出量较小，约为3.44m3/t,所以本矿井通风工作比较简单。2）煤尘和煤的自燃2层、13层、15层煤具有煤尘爆炸危险和自燃发火危险，煤尘爆炸指数为38%。4层、6层、11层易燃易爆性弱。 2井田境界与储量2.1 井田境界本井田煤层为缓倾斜煤层，井田境界采用垂直划分法，本井田划分的原则有：1) 井田范围储量、煤层赋存及开采条件要与矿井生产能力相适应；2) 保证井田有合理的尺寸；3) 充分利用现有的自然条件划分井田；4）合理规划矿井的开采范围，处理好相邻矿井之间的关系。根据以上规则和矿区总设计任务书的要求，结合煤层的赋层情况，地质构造，开采技术条件，并保证各井田都有合理的尺寸和边界，*矿的边界划分如下：东：以F23断层王家寨井田为界；西：以F22断层和小港井田相邻；南：以-250等高线为界，并有一部分风化带与良庄、协庄井田相邻；北：以煤层深部边界，以-950等高线与望新井田为界。矿井走向长约3.27km，平均走向长为5.7km，南北宽3.4km，煤层倾角为1015，平均倾角为13。水平面积为18.8 km2，倾斜面积为19.4km2。2.2 储量计算2.2.1 矿井工业储量本矿井设计中只对2煤层进行开采设计，边界煤层露头线为-250m，-950m以下的煤炭储量目前尚未探明，可作为矿井的远景储量。本次储量计算，是在由精查地质报告提供的1：5000煤层底板等高图上计算的，储量计算结果可靠。井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量由煤层面积、厚度及容重相乘所得，其计算公式一般为：Q=SM 21式中： Q为井田工业储量，万t；S-煤层的倾斜面积，19.4 km2；M煤层平均厚度，5.5m；煤的容重，t/m3。=1.35t/m3则：Zc=19.41.355.5=14405万t2.2.3矿井可采储量1）断层煤柱断层煤柱可按下式计算： Z =LbMR 22其中：L-断层的长度； b-断层煤柱的宽度； M-煤柱的平均厚度，5.5m；R-煤柱的平均容重，1.35t/m3；则井田边界断层煤柱：F23断层：1200505.51.35=44.6万tF22断层：2700505.51.35=100万tF16断层：820305.51.35=18.3万t断层煤柱总量为：44.6+100+18.3=162.9万 t2）工业广场煤拄工业广场的尺寸为400500m2的长方形，煤层的平均倾角为11，工业广场的中心处在井田走向中央，倾向偏于煤层中上部，其坐标为：2575.4，6927.1。该中心处表土层厚度为199m。主井、副井、地面建筑物均在工业广场内。工业广场按级保护留围护带宽度为15m。本矿的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-1：表21 矿井地质条件及冲积层和基岩层移动角广场中心深度 煤层倾角 煤层厚度 冲积层厚度 M m m -425 11 5 199 43 74.5 75. 65.2 由此根据上述已知条件，画出如图2-1所示的工业广场保安煤柱的尺寸，并由图得出保护煤柱的尺寸为：S=梯形面积=(上宽下宽) 高/2 23 =(1000+1100) 1000/2 =105（万m2）则工业广场的煤柱量为：工业煤柱量=梯形面积煤厚容重 24=1055.51.35=780（万t）3）防水煤柱由于松散层第四含水层直接覆盖在煤层露头之上，是矿井浅部开采的主要突水水源，因此，必须留设合适的防水煤柱防止矿井突水。导水断裂带的高度一般为： H=100m/（1.6m+3.6）5.6 25 对于本矿则：H=1005/（1.65+3.6）5.6=265.6结合矿井实际条件，留设防水煤柱的高度为50m，宽度75m，其倾斜长度为175m。则上边界留设防隔水煤柱量=37501755.51.35= 487.2 (万t)4）井田的可采储量井田的可采储量Z按下式计算：Z=(Q-P) C 26式中：Q矿井工业储量， P各种永久煤柱的储量之和， P=487.2+780+162.9=1430.1万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；本矿取0.8。则Z=(Q-P) C=（14405-1430.1）0.8=10380（万t）由此可得本矿井的可采储量为10380万t。 在备用储量中，估计约为50%为回采率过底和受未知地质破坏影损失的储量。井田实际采出储量用下式计算： Z实际=Z-Z（K-1）50%/ K 27 式中：Z实际-井田实际采出煤量，万t; Zk-矿井的可采储量，10380万t; K-矿井储量备用系数，取1.4；由23式，得： Z实际=10380- 10380（1.4-1）50%/1.4 =8897.1万t 图41 工业广场保护煤柱示意图即本设计矿井实际采出煤量为8897.1万t。矿井储量统计如下表所示：表22 矿井储量统计表煤层名称 水平序号 工业储量 永久煤柱损失 可采储量 工广 防水 断层 合计 2 1 8322.5 780 487.2 162.9 1430.1 5614 2 6082.5 0 0 162.9 162.9 4766 小计 14405 780 487.2 162.9 10380 3 矿井工作制度及设计生产能力，服务年限3.1 矿井工作制度按照煤炭工业矿井设计规范的规定，参考关于煤矿设计规范中若干条文修改决定的说明，确定本矿井设计生产能力按年工作日330a计算。四六制作业（三班生产一班准备检修）每天三班出煤，净提升时间为16h3.2 矿井设计生产能力与服务年限1）矿井设计生产能力本井田储量丰富，主采煤层赋存稳定，矿井总的工业储量为14405万t，可采储量为10380万t。因地质构造简单，同时煤田范围较大，故本设计初步确定矿井的设计年生产能力为150万t。2）井型校核下面按矿井的实际煤层开采能力，各辅助生产环节的能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：（1）煤层产出能力校核矿井的开采能力取决于回采工作面和采区的生产能力，根据本设计第四章矿井开拓与第六章采煤方法可知，该矿由于煤层地质条件较好，2层煤厚度较厚，布置一个放顶煤工作面完全可以达到本设计的产量。（2）辅助生产环节的能力校核本矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓，主井提升容器为两对12t底卸式提升箕斗，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤一律用带式输送机运到采区煤仓，运输能力也很大，自动化程度较高，原煤外运不成问题。辅助运输采用罐笼，同时本矿井井底车场只为副井服务，该车场调车方便，通过能力大，满足矸石，材料和人员的调动要求。所以各辅助生产环节完全可以达到设计生产能力的要求。（3）通风安全条件的校核本矿井瓦斯含量低，为低瓦斯矿井。矿井采用中央分列式通风，有专门的风井回风，可以满足通风要求。本井田存在若干小断层已经查到，不会影响采煤工作，所以各项安全条件均可以得到保证，不会影响矿井的设计生产能力。（4）储量条件校核矿井的设计生产能力应与矿井的工业储量相适应，以保证有足够的服务年限。矿井服务年限的计算：T = Z/(AK) 31式中：T-矿井设计服务年限，a； Z-矿井可采储量，10380万t； A-矿井设计生产能力，150万t/a； K-储量备用系数，取1.4；由31式得：T=10380/(1501.4)=50a；由于大型高产高效矿井由于大型高产高效矿井现已逐渐减少开采年限，因此，本矿井的开采年限较符合规范的要求。本设计中第一水平倾斜范围为-300-600，第一水平服务年限的计算公式为： t =5614/1501.4 =27 a 33 式中: t-第一水平服务年限，a由于新世纪现代化高产高效矿井的设计模式，已不在追求矿井的服务年限，随着矿井不断改扩建，随着生产以及提升能力的提高，矿井的生产能力会呈逐渐加大的趋势，因此，大体认为本矿井的设计服务年限符合规定。 4 井田开拓4.1 井田开拓的基本问题本井田开拓方式的选择，主要考虑以下几个因素：1)、煤层埋藏较深，煤层可采线为-425m，最深处达-950m，表土层厚度大，平均为199m；表地层内有6个含水层，其中山西组2层煤及4层煤顶板砂岩含水层是矿井充水的主要含水层。全矿有7个钻孔发现漏水，均位于断层附近。；2)、距2层煤底板220m处为一奥陶系承压含水层，含水量极大，直接影响着井筒位置；3)、本矿地表地势平坦，且多为农田，无大的地表水系和水体。4.1.1 井筒形式的确定由于本矿井表土层较厚，水文地质情况较复杂，井筒需要特殊施工，故只能采用立井开拓。根据矿井提升的需要与本矿的地质条件以及煤矿安全规程的规定，在本井田中上部设主副井筒各一个；主井用来提升煤炭，副井用来提升人员、材料、矸石以及通风。本矿井瓦斯不大，井田走向平均为5.7m，故采用中央分列式通风，在矿井南部防水煤柱之间打一眼立井风井，担负整个矿井的回风任务。4.1.2 井筒位置的确定1）井筒位置的确定原则（1）有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；（2）有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；（3）井田两翼储量基本平衡；（4）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出、煤层或软弱岩层；（5）工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁；（6）工业广场宜少占耕地，少压煤；（7）水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。2）井筒位置的确定本矿井在2、4层煤层底板下部220m处有一奥陶系承压含水层，压力大，水量大，设计时须使井筒、井底车场与该承压水之间有一定厚度的保护层，在确定延伸方式时应综合考虑，不能使井筒穿过该含水层。因此，为避开奥陶系承压含水层的影响，矿井开拓方式的不同，将会对应不同的井筒位置。风井井口位置的选择，应在满足通风要求的前提下，与提升井筒的贯通距离最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。本矿井防水煤柱为-250至-300m，且采用中央分列式通风，故将风井布置在防水煤柱内，从而减少了煤柱损失。经以下各种开拓方案的比较，可以得出井筒位置的坐标见表41。表41 井筒坐标井筒名称 X Y Z 主井 2558 7022 27 副井 2596 6955 27 风井 2406 6685 27 4.1.3 开采水平的确定本矿井煤层露头标高为-250m，煤层埋藏最深处达-950m，垂直高度达750m，因此必须采用多水平开采。根据煤炭工业矿井设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为150250m，针对于本矿井的实际条件，决定煤层的阶段垂高选为200m左右。对于第一水平以下，可考虑再划分两个水平或者三个水平。选用两个水平时，由于奥陶系承压含水层的影响，需用暗斜井延伸；或者井筒位置打在井田的靠下部位。三个水平时，可以考虑立井延伸二水平，暗斜井延伸三水平；或者立井延伸二、三水平，但井筒位置需打向煤层较深处。4.1.4 井底车场和运输大巷的布置1）运输大巷的布置由于运输大巷要为上下水平的开采服务，且本煤层厚度5.5m，为便于维护和使用，使大巷不受煤层开采的影响，所以将大巷布置在煤层底板下方30m处的砂岩中。其优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；在开采上下水平时，可以跨大巷开采，不留保护煤柱，减少煤柱损失，同时便于设置煤仓。2）井底车场的布置由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务时间较长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置可以选择在煤层顶板或者煤层底板中。煤层顶板为中硬的砂泥岩，底板为坚硬的砂岩。后者相对于前者维护费用较低，但对于不同的开拓方案还需进行技术与经济比较，以选择最优方案。4.1.5 矿井开拓延伸及深部开拓方案本矿井开拓延伸可考虑以下二种方案双立井延伸；双暗斜井延伸；采用双立井延伸时可充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单一，转运环节少，经营费低，管理较方便。但采用这种方法延伸时，受奥陶系含水层的限制，致使井筒需打在煤层较深处，增大井筒的保护煤柱量。同时，该方法使原有井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰，立井接井时技术难度大，矿井将短期停产；延伸两个井筒施工组织复杂，为延伸井筒需要掘进一些临时工程，延伸后提升长度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。采用两个暗斜井延伸时，原有井筒的位置，水平的划分，上山或下山开采的确定都不受奥陶系含水层的影响。暗斜井立井内铺设胶带输送机，系统较简单且生产能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延伸相互干扰少。其缺点是增加了提升、运输环节和设备，通风系统较复杂。4.1.6 方案比较根据以上分析，本设计提出以下四种方案，如图4-1、4-2所示。1) 两水平开采，双立井延伸，一、二水平均为上下山开采；2) 两水平开采，双暗斜井延伸，一、二水平均为上下山开采3) 三水平开采，二水平立井延伸，三水平暗斜井延伸，二、三水平均为上山开采；4) 三水平开采，立井延伸二、三水平，二、三水平均为上山开采； 方案1与方案2的区别在于第二水平是用暗斜井延伸还是直接延伸立井。两方案生产系统都比较简单可靠。两方案相比，方案1需要多开立井井筒（2325m）、阶段石门（215m）和立井井底车场，并响应地增加了井筒和石门的运输，以及提升排水费用。而方案2则多开暗斜井井筒（倾角13，21450m）和暗斜井上下部车场，并响应地增加了暗斜井的提升和排水费用。粗略估算表明，两方案费用相差不是很大，考虑到方案1初期工程量大，不不利于早期达产，以及石门长度较长，煤层顶板岩层为砂泥岩岩层，且工广煤柱较大等，故选用方案2。方案3、4的区别也仅在于第三水平是用立井还是暗斜井延伸。由于煤层下方220m处有一含水量极大的奥灰水，因此采用三水平开拓时，主井井筒须偏于井田下部才不至于穿透奥灰水。特别是方案4第三平用立井延伸时，井筒位置需打在井田下部与煤层交于-850m处，这样初期工程量极大，石门长度较长，不利于矿井初期投产，且位于顶板沙泥岩中，长期维护费用较高。经过粗略比较，方案4的总费用要比方案3约高5.2%。且考虑到延伸井筒时，原有井筒需同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰，立井接井时技术难度大，矿井将短期停产，延伸两个井筒施工组织复杂，为延伸井筒需要掘进一些临时工程，延伸后提升长度增加，能力下降，可能需要更换提升设备等因素，因此决定选用方案3。余下的方案2、3在技术上均可行。两者需进行详细经济比较方能确定其优劣。2）开拓方案经济比较对第2、3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，见上表中表4-4，表4-5，表4-6，表4-7和表4-8。在上述经济比较中需说明以下几点：（1）两方案中，各采区的划分与布置一样，故采区服务年限及各采区上山的总开掘长度一样，故两方案采区上山开掘费及维护费未进行经济比较。采区各车场也未进行比较。（2）井筒、井底车场、主石门、阶段大巷及回风巷均布置在中硬或坚硬岩层中，故未对其维护费用进行经济比较。但由于煤层顶板岩层为沙泥岩，方案3的较多石门均布置在顶板中，故巷道维护费将比方案2较多。（3）在采区运输费用中，方案2、3的区别仅在于方案2的第二水平下山阶段与方案3的第三水平的运输方式的不同，故采区运输费用仅对方案2的第二水平下山阶段与方案3的第三水平作了比较。（4）立井、大巷、石门及采区上下山的辅助运输费用均按占运输费用的20%进行估算。（5）两方案由于井筒位置不同，其井筒保护煤柱也不同。方案3井筒位置偏于煤层下部，因此方案3的煤柱损失将比方案2的多，在综合比较中须考虑到这一点。由对比结果可知，方案3的费用比方案2的费用多了3.3%，费用近似相同，但综合评价到方案3的井筒位于煤层的中下部，因此初期工程量较大，石门长度较长，不利于矿井的早期投产，特别是方案3的基建费比方案2净多出53%，故认为方案2比方案3相对较优。综上所述：方案2是最优方案，即该设计宜选用立井开拓一水平，暗斜井延伸二水平的开拓方案。煤层设计两个阶段开采，第一阶段为-250-600m，阶段斜长1440m，水平标高为-475m，第二阶段为-600m-900m，水平标高为-800m。两个阶段均采用上、下山开采。整个井田共分为10个采区，其中第一水平4个采区，上山、下山各2个双翼采区，上山采区斜长900m，分5个区段，区段斜长180m，下山采区斜长540m，分3个区段，区段斜长180m。第二水平6个采区，上山部分2个双翼采区，一个单翼采区，下山部分3个双翼采区。4.2 矿井基本巷道4.2.1 井筒 由前章确定的开拓方案可知第一水平主、副井都为立井，并在井田两翼中央上边界防水煤柱处设置一个风井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少以及便于施工的特点，因此，主、副立井及风井均采用圆形断面。1）主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径6.5m，断面积33.18m，井筒内装备两套12吨的双箕斗，井壁采用混凝土砌碹支护方式。此外，还布置有检修道、动力电缆、照明电缆、通迅信号电缆、人行台阶等设施。主井井筒断面和井筒特征表分别见图43和表49。2）副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.0m，断面积38.48m，井筒内装备一对1t双层四车多绳罐笼，井壁采用混凝土砌碹支护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备、矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道、电缆道。副井井筒断面和井筒特征分别见图4-4和表410。3）风井风井位于矿井中央上边界保护煤柱内，备有安全出口。圆形断面，井筒净直径6.5mm，净断面33.18m，采用混凝土支护方式，井壁厚度达400mm，风井井筒断面和井筒特征分别见图4-5和表411。4）风速验算所选定的副井作为进风井，风井作为出风井，其断面的大小必须符合风速要求。由第九章矿井通风与安全的风速验算可知，所选的井筒符合风速要求。4.2.2 井底车场从矿车在井底井场内的运行特点看，井底车场有两大类，即环形式和折返式。本矿井设计年产量为150万t/a，在巷道运输中采用3吨底卸式矿车运煤。根据底卸式矿车的运行特点及要求，选用折返式井底车场。为了保证矿井生产及安全的需要，一般井底车场设有各种硐室。井底车场线路布置、调车方式见图4-6。4.2.3 主要开拓巷道主要开拓巷道如运输大巷（图4-7）、主石门（同运输大巷）、总回风大巷（图4-7）均布置于底板砂岩之中。由于其服务时间长，为便于维护，并根据现场使用情况，其断面均采用半圆拱型，并采用锚喷支护。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及规程第19条、第20条有关安全间隙的要求而确定的，并按通风要求验算风速，验算结果见第九章。 5 采区巷道布置5.1 煤层的地质特征5.1.1 采区位置及范围矿井首采区位于井田西部第一水平上山部分，南以F16断层与协庄、良庄井田为界，西以F22断层和33，35，340，343号钻孔连线及泉189，23号钻孔连线与小港井田为界，东邻二采区，并被工业广场保护煤柱相隔，北部以-475m煤层底板等高线作为采区边界与下山部分相隔。采区东西走向平均长约2275m，南北倾向平均长约900m，面积2047500平方m，采区垂高为150m。 5.1.2 采区煤层特征本采区所采煤层为2煤层，其煤层特征见表5-1。表51 10煤层特征表煤层名称 煤厚 倾角 结构 稳定性 容重 硬度 牌号 2 5.5m 11 单一 稳定 1.35 中硬 FM 本采区煤层瓦斯含量相对较低，主要涌出气体为CH4，另有少量CO2，其相对瓦斯涌出量为3.44m3/t；煤尘有爆炸性，爆炸指数为38%；煤层有自燃发火倾向。5.1.3 地质构造该采区构造较简单，无大的构造影响生产，煤层走向起伏不明显，倾角11左右，无明显的变缓、变陡趋势。5.1.4 顶底板特性2煤层顶底板岩性特征如表5-2所示。表52 2煤层顶底板岩性特征表 伪 顶 直接顶 老顶 岩性 深灰色泥岩 泥岩 长石石英砂岩 厚度（m） 0.1 1.6 9.0 类别 类 级 5.1.5 水文地质本采区水文地质条件属简单型，第四系含水层直接覆盖在煤层露头之上，是浅部煤层开采的主要补给水源，故在该采区上部留设垂直高度50m的防水煤柱，预计不会对采区开采造成突水威胁。除此之外，煤系地层砂岩裂隙含水层是采区的主要充水水源。由于砂岩裂隙发育不均，一般富水性弱，只在局部相对较强，以静储量为主，补给源不足，在开采时可能表现为少量突水、淋水、滴水。地质报告提供采区内正常涌水量为200t/h，最大涌水量为314t/h，涌水量不大。5.1.6 地表情况本采区地表为农田、小水沟，没有大的地表水系和水体。5.2 采区巷道布置及生产系统5.2.1 采区走向长度的确定该井田走向长度约为5700m，仅在走向第二水平中央有一中等断层。煤层厚度、倾角变化不大，因此，采区的划分仅在第二水平受到地质条件的限制。又由于本矿井采用综合机械化开采，机械化水平较高，可设计一个采区满足矿井产量，故取较长的采区走向长度。本矿井采区走向长度定为2000m左右，第一水平沿走向上山、下山部分各划分为二个采区。第一采区即首采区走向长2275m。5.2.2 确定区段斜长和区段数目采区倾斜长度为900m，采区工作面长度定为170m，区段平巷采用单巷布置，在回采下区段时，采用留小煤柱的沿空掘巷。区段上下平巷的宽度约为4.5m，因此，区段斜长为179m（不包括区段煤柱），对该数进行调整，取为180m。采区区段数为5个。5.2.3 煤柱尺寸的确定采区内的煤柱主要是采区边界煤柱、采区上山保护煤柱以及水平大巷保护煤柱。该采区上部为松散层第四含水层，为了防止该含水层对采区开采造成威胁，留设垂高50m的防水煤柱，并可将回风大巷布置在防水煤柱的底板岩石中，不必再留设回风大巷保护煤柱。为防止采空区矸石的冒落，采区两边各留设10m的采区边界煤柱。水平运输大巷布置在距煤层底板30m下的稳定砂岩岩石中，考虑采用跨大巷开采，不必留设大巷保护煤柱。采区上山布置在岩层中，由于上山使用时间长，上山每侧各留设30m的上山保护煤柱。采区内地质构造情况简单，无大断层、大褶皱、陷落柱及其它影响回采的复杂地质构造，所以采区内不留设此类煤柱。区段平巷采用留小煤柱沿空掘巷的方法，在沿空掘进区段回风小平巷时，留2m宽的小煤柱，以利于巷道回风和支护。采区煤柱留设方法见表53。表53 采区煤柱尺寸煤柱 上边界防水煤柱 上山保护煤柱 采区边界煤柱 区段护巷煤柱 宽度（m） 175 302 10 2 5.2.4 采区上山布置由于采用中央分列式通风，因此第一水平东西两翼的上山要作为第二水平开采时的回风巷道，即该采区上山在矿井开采的整个时期都要保留。为了减少上山的维护费用，因此将上山布置在2煤层底板岩石中。由于该采区仅采2煤层，瓦斯涌出量不大，煤层赋存情况已基本探明，故确定采区上山的数目为二条，即一条运输上山，一条轨道上山。轨道上山距煤层底板15m，运输上山距煤层底板20m，两上山水平距离为20m。采区上山布置如图5-1所示。 该采区开采单一厚煤层，煤层厚度为5.5m，将区段平巷布置在煤层中。为达到设计产量，尽量集中生产，区段依次接替。由于采区的涌水量不大，煤层赋存稳定，且煤层采用综采放顶煤开采，工作面需等长布置，因此区段平巷采用单巷布置。为了防止掘进时巷道受采空区矸石窜入的影响，在掘平巷时留2m宽的窄小煤柱。区段平巷均采用矩形断面，锚网支护。5.2.6 采区内工作面的接替顺序为了能够在采空区上覆岩层稳定后再进行沿空掘巷，采区内工作面的接替顺序为左右两翼跳采接替，区段接替采用由上往下依次接替。5.2.7 采区通风、运输及其它系统1）运煤系统工作面运输平巷溜煤眼运输上山采区煤仓运输大巷主石门主井地面。2）运料系统副井井底车场主石门运输大巷采区下部车场轨道上山采区上部（中部）车场回风运料平巷工作面。3）回风系统新鲜风流：副井井底车场主石门运输大巷采区下部车场轨道上山采区中部车场运输平巷工作面污风风流：工作面回风平巷回风上山回风小石门风井地面。4）出矸系统掘进工作面回风运料（运输）平巷采区中部车场轨道上山采区下部车场运输大巷主石门副井地面。5）供电排水系统供电：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。排水：区段平巷采区中部车场轨道上山采区下部车场运输大巷主石门井底车场中央水泵房副井地面。如区段工作面内涌出的积水或区段平巷内的积水不能自流至中部车场时，应安设局部小水泵进行抽排。5.2.8 采区内各种巷道的掘进方法采区内巷道采用综合机械化掘进，选用AM50型掘进机，SEP160A转载机，SGB620/40（SGW40T）型刮板运输机，SSJ650/222（SJ44）型可伸缩带式输送机，JBT522局部扇风机。掘进时转载机接刮板运输机和可伸缩胶带输送机。掘进机前进时，延长刮板运输机，当延长到刮板运输机长度时，拆除刮板运输机中部槽，将其缩到2550m，并将可伸缩带式输送机延伸5075m，转载机与刮板运输机的搭接长度为12.5m。掘进通风方式为抽出式局扇通风。5.2.9 采区生产能力本采区为一个工作面生产。1） 工作面的生产能力 工作面生产能力由式51计算：A0=LV0MC0 51式中：L工作面长度，m； M煤层厚度，m； V0工作面年推进长度，m/a； 煤层容重，tm3； C0工作面回采率，取c0.80。则 A0=17015845.51.350.80=160万t/a2）采区生产能力 采区生产能力由式52计算：AB= k1 k2 A0i 52式中：AB采区生产能力； k1采区掘进出煤系数，取为1.1；k2工作面之间出煤影响系数，由于同采的工作面个数为1，故k2=1； A0i工作面生产能力；则 AB=1.11160=176万t/a。故采区将能满足矿井产量要求。5.2.10 采区采出率采区工业储量为：Q=SM=20475005.51.35=1520.2万t； 53S：采区面积M：煤厚：容重采区煤柱损失为P=（5.5900+25.52275+302900+20900+50900）1.355.5=129万t；注：该煤柱损失不包括防水煤柱；以下面公式计算采区采出率： 54采区开采过程中的煤柱损失主要有：工作面落煤损失，约占3