隆化煤矿初步设计说明书

1、 第一章 井田概述和井田地质特征1.1矿区的地理位置及交通条件1.1.1交通位置隆化井田位于山西省翼城县西部、沁水煤田沁水盆地西南边缘，行政区划属翼城县隆化镇管辖。其地理位置为北纬353845355000，东经11148451120152.5。区内交通十分方便。翼城县乡间公路(三级)从选定的矿井工业场地南缘通过，进场公路直接与该公路相接。经此公路往西南方向行约6km在北张村与晋（城）韩（城）公路相连，继而可通向全国各地。矿区的工农业生产建设概况：本区工业主要有采煤、焦化、水泥、耐火材料、陶瓷等。农作物有玉米、谷子、药材、果品等。近年来林牧业有所发展。矿区电力供应基本概况：矿区电源一趟引自35k

2、V变电站，另一趟引自翼城县110kv变电所。1.1.2 矿区的水文概况井田内无常年性河流，只有几条冲沟在雨季汇集雨水向西流出井田，最终汇入汾河。1.1.3 矿区地形 隆化井田属黄土高原地带，地势总体上南北高、中间低，最高点位于井田东南部山包，标高+1105.3m，最低点位于井田西部边界，标高+844.8m，最大相对高差260.5m。地貌类型属黄土垣、梁、峁及冲沟，地形复杂，地面切割剧烈，沟谷纵横，地表多为新生界黄土所覆盖，常见有黄土陡岩，黄土峭壁节理发育。冲沟多呈“V”字型，沟底有零星基岩出露。1.1.4矿区气象本区属大陆性气候。一年内四季分明，夏季午间较热，早晚凉爽。据翼城县气象站资料表明：

3、年平均气温12.5左右，一月为零下3.5；七月为25.5。年降水量约550mm，无霜期190d。1.2井田地质特征隆化井田位于山西省翼城县西部、沁水煤田沁水盆地西南边缘，行政区划属翼城县隆化镇管辖。其地理位置为北纬353845355000，东经11148451120152.5。1.2.1 地层在普查勘探区内，自南向北，从中奥陶统峰峰组至上二迭统石千峰组地层依次广泛出露于各沟谷中。第三、四系地层不整合覆盖在这些不同时代的基岩地层上，构成垣、梁、峁及冲沟等黄土地形。本井田地层根据钻探资料和地面出露情况现由老到新叙述如下：1、中奥陶统峰峰组（O2f）本统为煤系地层之基底,出露于井田的西部,呈鱼脊状南

4、北延伸，厚度不祥。岩性质纯性脆，含网格状及树枝状宽度不一的方解石脉。裂隙、节理均较发育，顶部风化呈土灰色。在个别钻孔中见到顶部具薄层状黄铁矿，为本溪组沉积物。2、石炭系中统本溪组（C2b）平行不整合于峰峰组灰岩侵蚀面之上，因受剥蚀面控制，厚度由025.98m，平均为10.37m，为海陆交互相沉积。岩性自下而上为含砾粗粒砂岩、砂质泥岩、薄层泥灰岩（含海百合茎化石）、煤层厚0.5m及黑灰色泥岩。下部以灰白、深灰色致密，半硬质鲕状结构的铝土矿为主，浅部夹山西式铁矿，深部为黄铁矿，在铝土层中局部富集，尤以铝土矿底部较多。3、石炭系上统太原组（C3t）分布于本井田东西两侧，与下伏本溪组为整合接触。以基底

5、砂岩（K1）底至山西组底部砂岩（K7）底为界，该组厚86.88114.10m，平均为98.38m，为海陆交互相沉积。本组是井田内主要含煤地层之一，其层位厚度均较稳定，根据沉积旋回特征分为三段现分述如下：下段（C3t1）：由10号煤层之下第一层砂岩（K1）底至K2石灰岩顶或其上的中粒砂岩底，厚5.5151.03m，平均为26.95m，由北往南逐渐变厚。自下而上岩性为深灰及黑灰色砂岩、泥岩、铝土泥岩、煤层、石灰岩等组成以中粒砂岩、砂质泥岩、石灰岩为主。中段（C3t2）：由下段顶至K4石灰岩之上砂岩（相当于七里沟砂岩）底，厚8.6554.62m，平均为27.28m，岩性为灰、深灰及黑灰色中粒砂岩、砂

6、质泥岩、石灰岩、煤、泥岩等组成，其中以K3、K4上石灰岩及9号煤层沉积稳定。上段（C3t3）：由中段顶至山西组底部砂岩（K7相当于北岔沟砂岩）底，厚22.8676.97m，平均44.15m，岩性多为灰、深灰及黑灰色石灰岩、泥岩、砂质泥岩，中细粒砂岩组成，含薄煤层13层。其中以K6灰岩及其之下5m左右的薄层灰岩沉积稳定，其它岩层互为相变。尤其K6灰岩常相变为铁质或硅质胶结的黑色泥岩。4、二叠系（P）按其岩性特征，含植物化石情况分为山西组、上石盒子组和下石盒子组。现分述如下：（1）二叠系下统山西组（P1s）与下伏太原组为整合接触，为本井田主要含煤地层之一。以底砂岩（K7相当北岔沟砂岩）底至2号煤层

7、之上的第三层砂岩（K8相当于骆驼脖子砂岩）底为界，厚56.0477.09m，平均67.98m，岩性由灰白、淡灰、灰黄、深灰色，以灰白色为主的中、细粒砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层等组成，且以中、细粒砂岩为主。层理类型较复杂，富含植物化石，尤以2号煤层之上15m左右的深灰色砂质泥岩中常见保存完整的pleopterissp.cordoitessp.细羊齿、苛达狄木等化石为特征。（2）二叠系下统下石盒子组（P1x）与下伏山西组为整合接触，自2号煤层之上第三层砂岩（K8相当于骆驼脖子砂岩）底至桃花泥岩顶之上的砂岩（K10）底为界。厚50.0693.98m，平均为79.48m。本组岩层出露广泛，多分布于晋普

8、山周围，由黄绿色砂岩、黄绿色、杏黄色、灰色砂质泥岩及泥岩组成。砂岩一般具交错层理，但常呈大的透镜体。顶部有一层灰紫、桃红、淡黄色具鲕粒状铝土泥岩（钻孔中为淡灰色）俗称桃花页岩，作为划分上、下石盒子组地层的辅助标志层。但在此区发育很不稳定，常被黄绿色砂质泥岩所代替。（3）二叠系上统上石盒子组（P2s）与下石盒子组为整合接触，按其岩性特征把上石盒子组分为三段。自下而上分述如下：下段(P2s1)：本段自下石盒子组顶界至上石盒子组上部一层黄绿色中粒砂岩底作为与上石盒子中段（P2s2）的分界，厚88.72109.93m，平均为99.32m，出露于晋普山的周围，分布广泛，岩性以黄绿色砂岩和砂质泥岩、黄绿色

9、砂质泥岩与泥岩互层所组成。砂岩为泥质胶结松散，具交错层理，横向变化不稳定，常变薄或尖灭。中段（P2s2）：底界为P2s1的顶界，本段顶界常以一层灰白色含砾石，分选性差，硅质胶结的中粗粒石英砂岩作为与P2s3的分界，厚82.07m。本段沿山脊呈长条状分布。岩性多以黄绿色砂岩及砂质泥岩为主。含锰铁质较多，节理面上呈铁锈色，砂岩为泥铁质胶结，易风化。上段（P2s3）：位于上石盒子组中段顶界之上，出露于晋普山顶。本段仅保留底部灰白色中、粗粒石英砂岩，硅质胶结、分选差。出露不全仅6m左右。5、第三系上新统（N2）零星出露于井田外张庄西南土岗及西部环秀村，于口村等地。岩性为深红紫红色含锰铁质斑点粘土，呈半

10、胶结状，粘性较好，稍具滑感，厚度出露不全仅2m左右。本统沉积于各不同时代的基岩之上，呈明显的角度不整合接触。6、第四系（Q）（1）中更新统（Q2）：分布于井田的中部和西南部。地层多为红色、淡红色亚粘土，夹有钙质结核12层，一般粘性不大，局部含砂质较多，在底部有砂层存在，砂层为黄绿色，呈半胶结状，砂砾成份为二迭系黄绿色砂质泥岩、砂岩等碎块，厚度为15m左右。（2）上更新统（Q3）：本统地层分布不甚广泛，仅沿沟谷两侧呈长条状分布。（3）全新统（Q4）：仅分布在沟谷，河床中，由砂土类物质组成，其岩性为冲积洪积物的粘土、砂、砾石等。1.2.2构造井田位于沁水盆地西南部，地层总体受一组宽缓褶皱控制，褶皱

11、轴向北东东，倾角07，两翼地层倾角一般为38。在井田西部发育一组由两条大型正断层形成的地堑，落差20140m，宽度约600700m，南北向贯穿井田。其余地段断裂构造较少，井田地质构造总体属简单类型。1.2.3岩浆岩本井田未发现有岩浆岩侵入。1.2.4水文地质本井田位于沁水盆地的西部边缘，其地表形态呈中间高四周低的侵蚀山丘，井田内无常年性河流，只有几条冲沟在雨季汇集雨水向西流出井田，最终汇入汾河。本井田内自下而上划分为中奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层、石炭系太原组裂隙含水层、二叠系山西组裂隙含水层、上、下石盒子组裂隙含水层和第三、四系孔隙潜水等三大类型五个含水组，这五个含水组情况分述如下1、中奥陶统

12、石灰岩O2为本区主要含水层，区内未发现井泉，含水层分布在古侵蚀面以下较远，是本层岩溶发育的重要特点。如L-24号孔距古侵蚀面86.80m，L-17号孔距古侵蚀面102.42m，水位标高+632.85+684.66m，为丰富含水层。2、上石炭统太原群K2石灰岩出露于南部沟谷中，出露泉量0.0620.485L/s（102、203号断层泉流量2.974.42L/s）为充气带裂隙水。钻孔抽水量0.00229L/sm，一般消耗量0.02m3/h。牢寨井田区南部，如L-7、 L-8、L-24号孔距K2石灰岩虽全部漏水，但埋藏在地下 水位+634m以上，故仍为较弱含水层。3、下二迭统山西组砂岩含水层分布在尧

13、都上石门等地，一般流量小于0.33L/s，为较弱含水层。4、上二迭统上石盒子组含水层为裂隙孔隙水，除中部K12砂岩在北、东部出露，泉流量为0.503.35L/s，为丰富含水层外，其余各砂岩的泉流量都不超过1L/s，为较弱含水层。下二迭统下石盒子组含水层为覆盖在2号煤层顶板上的K8砂岩，裂隙不佳。L-24号孔仅见1m左右的裂隙带。抽水涌水量0.0015L/s，出露泉流量0.040.138L/s，为较弱含水层。个别泉（52号等）由于受小窑采空区积水的补给，流量达10.26L/s。5、 第四系全新统砂层Q4 厚约10m，主要分布在史伯河、两坂河、西白驹、杨家庄的一级阶地。水位标高+640+838m，

14、根据小河口水库资料，渗透系数250m/d，北东南西流向，为丰富之空隙潜水。第四系上更新统砂砾层Q3分布在杨家庄、东白驹、东史伯等沟谷内。水位标高+740+905m，出露泉流量0.141.14L/s，为丰富含水层。第四系中更新统砂砾层Q2主要分布在隆化垣上，水位标高+1106+689m，为当地居民主要水井供水水源，地下水流向与地形、地貌密切相关，出露泉流量0.050.60L/s，为较弱之水隙潜水。第三系上新统砾石层N2分布在隆化垣南北冲沟中，半胶结，出露泉流量0.020.45L/s，为较弱空隙水。奥陶纪灰岩在本区东南部，中条山东北部西治村雪泉岭大面积出露，受水面积约30km2，形成补给区，本区4

15、个孔奥陶纪水位观测，高差51.81m，地下水流向为南东北西。 各含水层在垂直方向上无水力联系，如K2与O2水位高差6.69m，奥陶纪含水层分布距古侵蚀面较远，非裂隙溶洞部分还起着隔水墙的作用。K8砂岩为上部煤层（1、2号）主要充水层，对煤层的充水影响极小；下部煤层（9、10号）以K2石灰岩为主要充水层，根据对含水层的分析，含水较弱，充水影响也较小；奥陶纪石灰岩地下水在无断裂贯通的情况下，无充水影响。本区落差大于50m的断层2条，均位于井田西缘。断层导水性取决于断层带充填物及两侧地层岩性，泥岩一般含水性较弱，石灰岩则较强，故不能排除落差较大的断层附近有引起矿井突然涌水的可能。因此在开采过程中，应

16、对其留设足够的保安煤柱。 综合上述，上组煤层（1、2号）和下组煤层（9+10号）水文地质条件都比较简单，由此初步推测隆化井田水文地质条件也比较简单。根据地质报告提供的矿井涌水量计算结果，矿井达到1.5Mt/a设计生产能力时，预计矿井正常涌水量150m3/h，最大涌水量为250m3/h。1.3 煤层的埋藏特征1.3.1煤系地层井田内主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组，共含煤11层，煤层总厚10.9m，含煤系数9.1%。主要可采煤层为山西组2号煤层和太原群9+10号煤层。1.3.2 可采煤层2号煤层：结构简单、埋藏稳定，直接顶为泥岩或炭质泥岩、煤线与粉砂岩复合层，老顶为K8砂岩，底板

17、为泥岩或砂岩。在本井田范围内，煤层厚度为0.464.37m，一般厚3.20m，井田大半部可采，东部不可采。9+10号煤层：为9号、10号煤层的合并层，全区稳定可采。井田内煤厚一般在3.416.73m，一般厚4.25m。含夹矸一层，结构较复杂。顶板为K2石灰岩，底板为泥岩。1.3.3 煤质据地质报告，本井田2号原煤工业分析指标为：水分（Mad）1.05%，灰分（Ad）17%，挥发份（Vdaf）1017%，全硫（St,d）0.40%，发热量34.31MJ/kg，为特低硫、低中灰、高发热量之优质贫瘦煤，为良好的炼焦配煤、电厂用煤和动力用煤。9+10号原煤工业分析指标为：水分（Mad）1.35%，灰分

18、（Ad）1220%，挥发份（Vdaf）10%，全硫（St,d）3.0%，发热量33.72MJ/kg，为富硫、低中灰、高发热量之贫煤，经脱硫技术处理、降低煤中的硫分后，可做电厂用煤和动力用煤。1.3.4 瓦斯、煤尘、煤的自燃性及地温根据翼煤发（2002）第86号“关于对牢寨煤矿等43座矿井瓦斯等级鉴定结果的报告”，本区2号煤层瓦斯相对涌出量一般0.925.7m3/t，绝对瓦斯涌出量为1.293.3m3min，均为低瓦斯矿井，由此推测隆化矿井也应为低瓦斯矿井。该区未作过煤尘爆炸性指数及煤的自燃倾向试验测试，但据可燃基挥发分在1113之间，推断煤尘爆炸性较弱。据对邻近生产矿井调查，本区从未发生过煤尘

19、爆炸事故及煤的自燃现象。本井田未作这方面的工作，参照邻近生产矿井井温资料，9+10煤层最高温度为23，属地温正常区，恒温带深度在70m左右。本次设计对象为全井田的所有稳定可采煤层，即2号。2号煤层容重分为1.40t/m3 ，可采面积为49.5km2。1.3.5 其他有益矿产本井田除具有丰富的煤层以外，还赋存有石灰岩、铝土泥岩、山西沉积残余式铁矿、黄铁矿等有益矿产，由于对其它有益矿产所做的工作量太少，故仅将有关情况简述如下：一、石灰岩：分布于本井田西侧的奥陶系及太原组各层石灰岩，其中以奥陶系石灰岩及太原组底部K2石灰岩，层位稳定，厚度较大，从岩性特点来看，以质纯、致密、坚硬为其特点，根据晋城铁厂

20、高炉利用结果证明，在瞬时抗压强度，块度及磨损方面性能良好，除可用作民用建筑材料和烧制石灰原料外，还可供冶金熔剂材料。二、铝土泥岩：位于本溪组底部，区域上称之为G层铝土，呈灰白及灰黄色、块状，有时具鲕状构造，含砂质较多，具滑感和较强的可塑性及粘结力，厚度变化较大，05.95m，有时被砂质泥岩代替。三、山西式铁矿：赋存于本溪组底部奥陶系峰峰组侵蚀面之上，属风化壳的沉积物，它与铝土泥岩共生致使层位极不稳定，呈透镜状、鸡窝状，厚度不稳定，变化很大，由00.98m，当地老百姓以此来炼铁。四、黄铁矿：赋存于本溪组底部，呈结核状、团块状、厚度变化很大，且不稳定。五、本井田尚有铁锰矿层分布但很不稳定，也无工业

21、价值，对于河床细砂及铁矿碴均可用来作建筑材料及铁路之用。第二章 井田储量与工作制度2.1 井田境界井田边界的描述。边界确定的依据及性质（自然边界和人为边界，有无扩区的可能）；井田走向长度和倾向长度（包括最大最小和平均值）、井田的面积: 隆化井田位于山西省翼城县西部、沁水煤田沁水盆地西南边缘，行政区划属翼城县隆化镇管辖。其地理位置为北纬353845355000，东经11148451120152.5。隆化井田由以下9个坐标点连线圈定，拐点坐标如下：1.X= Y=2.X= Y=3.X= Y=4.X= Y=5.X= Y=6.X= Y=7.X= Y=8.X= Y=9.X= Y=井田南北走向长6.559.

22、50km，东西倾斜宽1.586.60km，面积49.5km2。井田内2号煤层埋藏深度为255665m。 图2.1 煤层赋存状况图 2.2储量计算2.2.1储量划分原则（1）、隆化井田地质勘探程度达到勘探，详细查明了煤层的地质特征及开采技术条件，可靠程度为探明；可行性评价为可行性研究；煤炭市场较好，产品供不应求，经济意义为经济的。根据矿产资源储量套改技术要求（GB/T17766-1999），开采范围均圈定为探明的（可研）经济基础储量，编码为111b。（2）、跨越断层圈定探明的（可研）经济基础储量时（111b）。在断层两侧各划出50m的范围圈定为探明的内蕴经济资源量，编码为333。（3）、村庄、高

23、速公路、水体、工业广场等保护煤柱的块段，圈定为探明的（可研）边际经济基础储量，编码为2M11。（4）、无法布置正规工作面的小块段、边角煤圈定为探明的（可研）边际经济基础储量，编码为2M11。2.2.2井田尺寸 井田尺寸：井田南北走向长6.559.50km，东西倾斜宽1.586.60km。井田内2号煤层埋藏深度为375665m。煤层的倾角最大10，最小为2，平均为6。 井田的水平面积利用计算机自动计算： 井田的水平面积为S=49.5（k） 2.3矿井储量 2.3.1储量计算基础 （1） 根据隆化井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算。 （2） 储量计算厚度：夹矸厚度不大于0.05m，与煤分层合

24、并计算，复杂结构煤层的夹矸厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层厚度作为储量计算厚度。 （3）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。 （4）煤层容重：2 #煤层体积质量为1.41t/m3。 2.3.2 安全煤柱留设原则 （1）工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱。 （2）各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定，用岩层移动角确定工业场地，村庄煤柱。 （3）断层煤柱宽度40m，井田境界煤柱宽度50m。 （4）维护带宽度：风井场地20m，村庄10m，其它15m。 （5）工业场地占地面积，根据煤

25、矿设计规范中若干条文件修改决定的说明书中第十五条，工业场地占地面积指标见表2.1。 表2-1 工业场地占地面积指标井型(Mt/a)占地面积指标（ha/0.1Mt）2.4及以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.82.3.3 矿井地质储量 矿井主采煤层为2#煤层，采用地质块段法。根据地质勘探情况，将矿体划分为若干个块段，在各块段范围内，用算术平均法球的每个块段的储量，煤层地质总储量即为各块段储量之和，根据计算结果，矿井地质储量为221.76Mt吨。2.3.4 矿井工业资源储量 矿井工业资源储量按下式2.3计算: Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z3

26、33k （2.1） 式中 Zg矿井工业资源储量，Mt； Z111b探明的资源量重经济的基础储量，Mt； Z122b控制的资源量中经济的基础储量，Mt； Z2M11探明的资源量中边际经济的基础储量，Mt； Z2M22控制的资源量中边际经济的基础储量，Mt； Z333推断的资源量，Mt； k可信度系数，取0.70.9，地质构造简单，煤层赋存稳定取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定取0.7.根据本矿实际条件，地质构造简单，煤层赋存较稳定，故取0.9。 根据勘探地质报告，本矿井地质资源分类如下表2.2所示： 表2-2 地质资源分类表地质资源储量探明的资源储量控制的资源储量推断的资源储量经济的基础储量

27、边际经济的基础储量经济的基础储量边际经济的基础储量推断的储量111b2M11121b2M2233360%30%10%则矿井工业资源储量为： Zg=Z60%+Z30%+Z10%0.9=219.54Mt。 2.3.5 矿井设计储量 矿井设计储量按下式2.4计算： Zs=（Zg-P1） （2.4） 式中 Zs矿井设计资源储量，Mt； P1断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑物、地面构筑物煤柱等永久煤柱损失量之和，Mt； 按照煤矿安全规程规定，由本矿井实际情况取井田境界煤柱为50m，断层保护煤柱为40m，则保护煤柱量如下表2.3所示： 表2.3保护煤柱压煤量名称面积（m3）比重（t/m3）煤厚（

28、m）压煤量（Mt）井田边界煤柱346871.403.215.54工业广场以及村庄保护煤柱188841.403.28.46断层煤柱72541.403.23.25则矿井设计资源量为： Zs=（Zg-P1）=219.54-27.25=192.29Mt。 2.3.4 矿井设计可采储量 矿井设计可采储量按下式2.5计算： Zk=(Zs-P2)C (2.5) 式中 Zk矿井设计可采储量，Mt； P2工业场地和主要煤柱损失之和，Mt； C采区采出率，厚煤层不小于75%，中厚煤层不小于80%，薄煤层不小于85%。本矿2#煤厚3.2m，属于中厚煤层，故取0.8。 （1）工业场地煤柱 井筒及工业广场煤柱按岩层移动

29、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翼城地区其他矿井的经验数据，各参数选取如下： 表土层移动角：40o 上山移动角： 70o 下山移动角： 70o-0.7 走向移动角： 76 o 保护煤柱根据上述参数，采用垂线法计算。所做的工业广场保护煤柱如图2.3所示： 经块段法得： S= 并且已知： R平均=1.41 t/ m3 H煤厚=3.2 m 由公式2.1可得保护煤柱压煤量为： Z=1.413.2=8.12Mt （2）主要井巷煤柱 主要井巷煤柱是指大巷保护煤柱，大巷中心距离为50m，大巷两侧的保护煤柱宽度各为50m，井田走向长度为6-9km。布置三条大巷，则大巷保

30、护煤柱压煤量为45075003.21.41=6.76Mt 由上得P2=8.12+6.76=14.88Mt。 则由公式2.5计算可得矿井设计可采储量为： Zk=(Zs-P2)C=（192.29-14.88）0.8=141.93Mt 图2.2 工业广场保护煤柱计算图2.4 矿井工作制度依据规范矿井年工作日为330天。关于工作制度，按每班完成的循环次数应为整数，即每一个循环不要跨班完成，否则不便于工序之间的衔接，施工管理也比较困难，不利于实现正规循环作业。本设计采用“三八”制，每天三班作业，每班工作八小时，两班生产，一班维修,每天净提升14h。2.5 矿井生产能力及服务年限2.5.1 确定依据 煤炭

31、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，经多方案比较后确定。 矿区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。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定的太大。 （2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市）、交通（铁路、公路、水运）、用户、供电、供水、建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模。 （3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括每种、煤质、产量等）

32、的预测是确定矿区规模的一个重要依据。 （4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之缩小规模。 2.5.2 矿井设计生产能力 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1.20Mt/a、1.5 0Mt/a和1.80Mt/a三个生产能力方案，其服务年限分别为84.5a、67.6a和56a。生产能力1.5 Mt/a比较合适。 2 、主要开采煤层为2#煤层，煤层厚度平均3.2m，一般倾角215，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，矿井距离缺煤的华东地区较近，煤炭需求紧张，宜加大矿井设

33、计生产能力。 4 、从经济效益分析，提高矿井生产能力，可以减少吨煤投资，提高经济效益。综合比较，生产能力1.2Mt/a，矿井服务年限偏长，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1.80Mt/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，需投产二个采区，井巷工程量大，投资高；生产能力1.50Mt/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推荐1.5 0Mt/a。 2.5.3 矿井服务年限 矿井服务年限必须与井型相适应。 矿井设计可采储量Zk，设计生产能力A和矿井服务年限T三

34、者之间的关系为： T=Zk/AK (3.1) 式中 T矿井服务年限，a； Zk矿井可采储量，Mt； A设计生产能力，Mt； K储量备用系数，取1.3。 则矿井服务年限为： T =14193/（1.51.4）=67.6a 符合现煤炭工业矿井设计规范要求。 2.5.4 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3.2m，为中厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据井田形状分为两翼开采，前期首采区在一翼，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。 （4）矿井的设计生产能力

35、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2.4。 表2.4我国各类井型的新建矿井和第一水平设计服务年限 矿井设计生产能力/Mt/a矿井设计服务年限/a第一开采水平服务年限/a煤层倾角25煤层倾角2545煤层倾角456.0及以上70353.05.060301.22.4502520150.450.9040201515第三章 井田开拓3.1 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

36、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

37、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。 3.2 井田开拓3.2.1 技术可行方案隆化井田位于山西省翼城县

38、西部、沁水煤田沁水盆地西南边缘，行政区划属翼城县隆化镇管辖。其地理位置为北纬353845355000，东经11148451120152.5。隆化井田属黄土高原地带，地势总体上南北高、中间低，最高点位于井田东南部山包，标高+1105.3m，最低点位于井田西部边界，标高+644.8m，最大相对高差460.5m。地貌类型属黄土垣、梁、峁及冲沟，地形复杂，地面切割剧烈，沟谷纵横，地表多为新生界黄土所覆盖，常见有黄土陡岩，黄土峭壁节理发育。冲沟多呈“V”字型，沟底有零星基岩出露。纵观全井田地势，工业广场选择较困难，根据实地勘查，考虑地形条件结合煤层赋存情况，工业广场可选择为由以下坐标圈定X= Y= X=

39、 Y=X= Y= X= Y=X= Y=X= Y=如此选择工业广场，工业广场工广地面开阔，有足够的场地布置主、副井地面生产系统；目前已具备较好的供电条件，地面运输条件良好，供水距离较近，征地费用较便宜。并且位于井田储量的中央，对井下开拓布置有利，矿井运输和通风较有利。工业广场位于如上坐标圈定点，该处煤层埋深约300m左右，可供选择的井筒形式有立井，斜井，斜井加立井。方案一采用立井开拓方式，主立井作为主提升井，副立井作为运送材料、提升矸石之用。一水平开采，水平标高450m，主要开采方式为盘区式开采。所有的大巷布置在2号煤层中，沿号2煤层底板掘进，巷与巷之间的距离留50米，因为所有的巷道在同一煤层中

40、，所以需要搭接风桥来连接回风大巷， 2号煤层各工作面直接或通过进风斜巷与运输大巷相联、通过轨道材料斜巷与轨道大巷相联。方案二采用斜井开拓，主斜井井筒倾角为15o ，铺设胶带输送机，担负全矿井的煤炭提升任务；副斜井铺设双轨，采用防爆柴油机卡轨车牵引1.5t矿车担负全矿井的材料、设备、矸石等全部提升任务，并兼作进风井，同时布置所需综合管线，铺设台阶并安装扶手作为矿井的一个安全出口。全矿井一水平开采，水平标高450m，主要开采方式为盘区式开采。所有的大巷布置在2号煤层中，沿号2煤层底板掘进，巷与巷之间的距离留50米，因为所有的巷道在同一煤层中，所以需要搭接风桥来连接回风大巷， 2号煤层各工作面直接或

41、通过进风斜巷与运输大巷相联、通过轨道材料斜巷与轨道大巷相联。方案三采用主斜井、副立井开拓方式，主斜井作为主提升井，铺设胶带输送机，作为主提升井，担负全矿井的煤炭提升任务，井筒方位角为180，井筒倾角为15。兼作进风井，同时布置所需综合管线，主井内铺设台阶并安装扶手作为矿井的安全出口。副立井井筒方位角为90。采用料石砌碹支护方式，井筒内装有罐笼，担负全矿井的矸石、材料、人员提升。一水平开采。水平标高450m，主要开采方式为盘区式开采。所有的大巷布置在2号煤层中，沿号2煤层底板掘进，巷与巷之间的距离留50米，因为所有的巷道在同一煤层中，所以需要搭接风桥来连接回风大巷， 2号煤层各工作面直接或通过进

42、风斜巷与运输大巷相联、通过轨道材料斜巷与轨道大巷相联。3.2.2开拓方案的技术比较以上所提三个方案大巷布置均相同，区别在于井筒形式不同及部分基建、生产费用不同。方案一主斜井、副立井开拓，斜井开拓井筒施工工艺、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。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

43、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。方案二主、副井均为斜井，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。方案三主、副井为立井，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，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

44、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。经过以上技术分析、比较，初步选择方案一：主斜井副立井一水平开拓。 图3.1 开拓方案比较图3.2.3开拓方案的经济比较由于方案一、方案二、方案三准备方式和采煤方法都完全相同，方案比较法在对不同的开拓方案进行比较时，一些相同的部分可以不进行比较，于是我们在对方案进行比较时，可以只将三个方案中有差别的基建工程量、基建费用、生产经营费用及费用汇总表分别计算汇总于

45、表。通过费用汇总表在经济上来比较三个方案的优越。表3.1 基建工程量项目方案1方案2方案3主井井筒65111131113副井井筒6511113651井底车场900900900运输大巷200020002000风井井筒113111311131表3.2 基建费用表 万元项目方案1方案2方案3主井井筒/m277968968副井井筒/m287968287井底车场/m400400400运输大巷/m250025002500风井井筒/m387387387表3.3 生产经营费用项目方案1 /万元方案2/万元方案3/万元提升400524261400排水398223561692合计798747823092表3.4

46、费用汇总表方案1方案2方案3费用/万元费用/万元费用/万元基建工程费533362575795生产经营费798747823092总费用133201103988873.2.4开拓方案的综合比较综合以上各表的内容来看：方案一费用较少，且从长期来看，采用主立井有进一步提升运输能力的可能，并且可以最大限度地缩短菅井工期，减少建井费用。所以最终确定使用方案一。3.3井筒特征矿井移交生产至达到设计能力时，先开凿3个井筒，即主立井、副立井、1#回风立井，后期再开2#风井和3#风井。各井筒用途分述如下:（一）、主立井：主井筒内安设12t箕斗，作为主提升井，担负全矿井的煤炭提升任务，井筒方位角为90，。兼作进风井

47、，同时布置所需综合管线，主井内铺设梯子间作为矿井的安全出口。（二）、副立井：井筒方位角为90。，采用料石砌碹支护方式，采用1t单层加宽双车罐笼，担负全矿井的矸石、材料、人员辅助提升任务，并兼作进风井和安全出口。（三）、风井：主要用来回风。井筒特征见表3.5 表3.5井筒特征表井筒名称主井副井1#风井2#风井3#风井坐标纬距.经距标高井口715715847846870井底438448410436385井筒倾角9090909090井筒断面（m2）33.5638.46519.62519.62519.625井筒装备井筒内安设12t箕斗，作为主提升井双层加宽罐笼（1.5t）井筒用途主运输兼安全出口辅助运

48、输。并兼做进风井和安全出口回风井回风井回风井备注新开新开新开新开新开图3.2主立井井筒断面图图3.3 副立井井筒断面图图3.4 回风立井井筒断面图3.4 井底车场及硐室井底车场是井田开拓的重要内容之一，它与井型、大巷、井筒及位置都有密切的关系。 3.4.1 井底车场形式 副井井底车场采用立井折返式井底车场，其特点是空、重列车在车场内同一巷道的两股道上折返运行，从而简化井底车场的线路结构，减少巷道开拓工程。采用顶推调车。车场巷道采用半圆拱断面，锚喷支护。图3.4 车场巷道（双轨）断面图3.4.2 井底车场平面设计井底车场空、重车线调车线长度按1.5倍列车长度考虑，一列矿车为20个车厢，采用1.5

49、t固定箱式矿车，型号为MG1.7-9B,外形尺寸（长宽高）240011501150（mm），故取调车线长度为100 m。 图3.5 井底车场平面图3.4.3 调车方式 井底车场内设2台机车，材料设备和矸石空车从地面下来后，由机车顶入调车线，然后机车经过岔子，驶到列车前部，牵引列车经过绕道运行至工作面；材料设备空车和矸石重车从各工作地点运行至井底车场时，进入调车线，摘钩后，经道岔返回列车尾部，顶推列车前进。3.4.4 井底车场硐室在副井井底布置有水泵房、水仓、中央变电所等主要硐室。井底车场巷道和主要硐室均采用半圆拱断面，锚喷支护。 1、井下配电室及水泵房：本设计井下配电室及水泵房布置在副井井底2

50、号煤下的底板岩层中布置。配电室和泵房底板标高高出井底车场底板0.5m，配电室和泵房净宽3.6m，总长23.5m，其中配电室长11m，泵房长12.5m，中间利用防火门隔开，两硐室各有一条通道与井底车场相连接。在两硐室的通道内都设有防火门和栅栏门。两硐室与井底车场并联通风。在泵房掘一个21.2m的长方形吸水井，混凝土浇筑。2、水仓：矿井在泵房北侧布置主付水仓，布置在2#煤层底板岩石中。为了减少水仓内的泥污量，在水仓入口段设溢水式沉淀池，水仓采用一部调度绞车牵引矿车清理，沉淀池人工清理。主、副水仓采用联合布置的形式，即在2#煤底板岩石中掘一条巷，中间加隔墙。水仓是按矿井正常涌水量计算的，煤矿安全规程

51、规定，当矿井正常涌水量在1000立方米/小时以下，主要水仓有效容积能容纳8小时的正常涌水量。同时主要水仓必须含有主仓和副仓。据以上可知，本设计矿井正常涌水量为150立方米/小时，小于1000立方米/小时。故其容量V=Q8式中： V水仓容积，立方米；Q矿井正常涌水量，立方米/小时；由此：V=8150=1200立方米设定设有主副水仓，每个水仓承担一半涌水量，则有1200/2=600立方米。若用净断面为10平方米的半圆拱形断面，那末一条水仓长度为 L=60010=60m图3.6井底车场硐室剖面图3.5 开采顺序以及采区采煤工作面的配置3.5.1 开采顺序由于整个矿井的煤层倾角很小，符合采用倾向长壁采

52、煤法进行采煤，所以采用上下山带区开采，上下山带区均采用后退式开采方式，既上山采用俯斜开采，及下山采用仰斜开采。3.5.2 产量保证1、本设计矿井年产量1.5Mt，综合机械化采煤，一个工作面保证矿井设计年产量。综采工作面布置于2号煤层中。2#煤层平均厚3.2m，一次采全高，工作面长200m.回采工作面生产能力按下列公式计算：Q采=L.Vo.M.r.C式中：Q 工作面年产量， t/a； L 工作面长度， 200m； Vo工作面年推进度， 1980m； M工作面采高， 3.2m r-煤的容重， 1.40t/m3；C1采煤工作面采出率， 取0.93；则矿井年生产能力Q1 = L.Vo.M.r.C1=2

53、00*1980*3.2*1.40*0.93=164.99Mt/a一个工作面产量为164.99M t/a，满足设计生产能力要求。3.6 建井工程量和建井工期3.6.1 矿井建设方式矿井建设考虑采用一次设计，一次建成的方式，主要理由如下：1、分期建设、分期投产方式生产与施工相互干扰，对生产组织不利。2、有利于尽早向集团公司提供足量的煤炭。3.6.2 施工方法在矿建、土建、设备安装三类工程的施工中，应尽力提高机械化水平，三类工程的施工应充分利用时间和空间，采取平行交叉作业，加快建井速度，缩短建井工期。合理使用人、材、物力，提高矿井建设的经济效益，地面生产系统应与矿井同步建设，同步投入使用。3.6.3 矿井移交标准矿井移交标准如下：一个带区一个工作面，全部掘进设备安装到位。项目完成时井筒工程量460m左右，岩巷2500m左右，煤巷7500多米，同时，地面生产及辅助设施也应同步完成。3.6.4施工进度指标确定施工进度指标的确定以煤炭工业矿井设计规范为依据，同时参考了国内施工队伍的实际水平进行确定，井巷工程施工进度具体指标确定如下：立立井井筒表土段：20m/月主立井井筒基岩段：50 m/月回风立井井筒基岩段：70m/月副立井井筒基岩段：50m/月半煤岩锚喷巷道：250m/月半煤岩锚杆巷道：300m/月岩巷：150m/月煤巷：400m/月倾斜岩巷：100m/月硐