采矿职称论文

1、太原理工大学阳泉学院毕业设计说明书毕业生姓名： 赵海兵专业： 采 矿 工 程学号： 指导教师: 蔡 永 乐所属系（部）： 资 源 系 二九年六月太原理工大学阳泉学院毕业设计评阅书题目： 资源系系 采矿工程 专业 姓名 赵海兵 设计时间：2009年03月15日2009年06月10日 评阅意见：成绩： 指导教师：（签字） 职务：200 9 年月日太原理工大学阳泉学院毕业设计答辩记录卡 资源系 系采矿工程 专业 姓名赵海兵答 辩 内 容问 题 摘 要评 议 情 况 记录员： （签名）成 绩 评 定指导教师评定成绩答辩组评定成绩综合成绩注：评定成绩为100分制，指导教师为30%，答辩组为70%。 专业

2、答辩组组长：（签名） 200 年月日前言毕业设计是对大学四年所学知识的一次综合考察，是对学生综合能力的一次系统训练。本次设计的内容是石圪节煤矿9号、10号煤层初步设计。是在石圪节煤矿井田概况和地质特征的基础上，结合搜集到的其它相关原始资料、运用所学知识、参考煤矿开采学、煤炭工业矿井设计规范、煤矿矿井开采设计手册等参考资料，在辅导老师深入浅出的精心指导下独立完成。在设计的过程中我受益非浅。设计包含说明书和图纸两部分。内容及结构依采矿工程毕业设计大纲、毕业论文补充规定及撰写规范完成。本设计结合实际、考虑国情、贯彻国策，力求达到矿井设计的终极目标经济、合理。通过这次设计，自己各方面能力都有所提高，获

3、益良多。但 自己水平仍然有限，错误疏漏之处恳请各位老师批评指正。 赵海兵 2009年6月内 容 摘 要石圪节煤矿位于沁水煤田东部，南北走向长约5.0公里，东西倾向宽约3.2公里，呈不规则长方形，井田面积约15.6平方公里。主要开采3、9、10、11号煤层，3号煤层煤尘有爆炸危险。9#煤层埋藏较浅，瓦斯含量低。10#煤层瓦斯含量也低。各层煤自燃性不强，属于不易自燃煤层。本设计的对象是9号和10矿井服务年号煤层。矿井地质储量14426.88万吨，可采储量10266.9万吨。限61年，设计生产能力120万t/a。两层煤分别为3.6米、3.2米厚，相距18米，倾角3到6度，距地面200米左右。采用斜井

4、、单水平、集中大巷开拓方式。沿井田走向布置三条大巷，回风大巷布置在9号煤层，水平标高820m，运输大巷、轨道大巷布置在10号层，水平标高800m。矿井移交生产至达到设计能力时，共开凿3个井筒，即主、副斜井、回风立井。主斜井装皮带，副斜井铺轨道。矿井移交生产时总工期为两年。工业广场位于井田中部。 本井田9号煤层划分为8个带区，采用带区式准备。设计采用倾斜长壁采煤方法开采。回采工艺采用后退式、一次采全高综合机械化采煤法。作业制度为“四六制”，三班采煤、一班检修。工作面的设备有双端可调双滚筒采煤机、液压支架、可弯曲刮板运输机、破碎机、转载机等。采空区采用全部跨落法管理顶板。矿井运输大巷采用皮带运输作

5、为主运输，轨道大巷采用电机车牵引矿车作为辅助运输，通风方式为中央分列式通风。矿井总风量为63m3/s，主扇工作方式为机械抽出式，风机型号为：FBD-14-26风机，n=430r/min，经计算电机功率为120KW。关键字：斜井 带区式 倾斜长壁采煤方法 ABSTRACTShigejie Coal Mine located in Qinshui coal field east, approximately 5.0 km north-south direction, having a width of about 3.2 km east-west orientation, an irregular

6、 shape, well field area of about 15.6 square kilometres. Major mining 3, 9, 10, 11 coal bed, the design target is on the 9th and 10th coal bed. Geological reserves of 120.29 million tons of coal, 88.5334 million tons of recoverable reserves. Because service 70.26, 0.9Mt/a design capacity. Two-tier c

7、oal respectively 3.15 metres, 2.52 metres thick, a distance of 20 metres and inclination 3-6 degrees, about 200 metres away from the ground. Using inclined shaft, single-level, focused in large alley. Because of the production to achieve design capacity, a total of drilling three pit shaft, owners,

8、Deputy inclined shaft, back to the wind Lijin. The inclined shaft with belts, the Deputy inclined shaft at track. The well field is divided into six 9th coal bed mining area, using a zone-type preparation. Determine whether more long-wall coal mining extraction methods. Stoping techniques used retre

9、at ceremony, a full-time comprehensive high mechanized coal mining law. Operating system for 3、8 two classes coal mining, a group overhaul. Equipment located a double-double-roller-scale sheer, hydraulic structures, can be curved rail transport planes, Breakers, reproduced plane. Extraction region u

10、sed up all across France management roof. Because transport large transport as the main transport lane use belts, the use of electrical vehicles towed orbit big alley tub as a complementary transportation. Parallel to the central ventilation-ventilation manner, the fans work out modalities for mecha

11、nical style. 目 录前言i内 容 摘 要ii第一章 井田概况和地质特征1第一节 矿区概述1第二节 井田地质特征2第三节 煤层的埋藏特征6第二章 井田境界与储量13第一节 井田境界13第二节 地质储量的计算13第三节 可采储量的计算14第三章 矿井工作制度及生产能力15第一节 矿井工作制度15第二节 矿井生产能力及服务年限15第四章 井田开拓16第一节 井田开拓方式的确定16第二节 达到设计生产能力时工作面的配备19第五章 矿井基本巷道及建井计划20第一节 井筒、石门与大巷20第二节 井底车场20第三节 建井工作计划21第六章 采煤方法22第一节 采煤方法的选择22第二节 确定采（盘

12、）区巷道布置和要素22第三节 回采工艺及劳动组织22第四节 带区的准备与工作面接替28第七章 矿井通风与安全30第一节 风量的计算30第二节 矿井通风系统和风量分配33第三节 计算负压及等积孔36第四节 选取扇风机40第五节 安全生产技术措施43第八章 井下运输46第一节 概 述46第二节 运输设备选择47第三节 大巷运输设备选择49第九章 矿井提升52第一节 矿井提升概述52第二节 主副井提升52第十章 经济部分55第一节 矿井设计概算55第二节 劳动定员和劳动生产率57第三节 原煤生产成本59第四节 主要技术经济指标60外文资料64参考文献72致 谢73第一章 井田概况和地质特征 第一节

13、矿区概述一 矿区地理位置及交通条件井田位于山西长治市北32.5公里，地跨长治郊区和潞城县，隶属长治市管辖，是潞安矿区最早的一对生产矿井。根据潞煤地字（1987）第26号文，山西省政府晋政发（1984）第14号文，结合潞煤生、地字（1988）第198号文，确定石圪节煤矿9号及10号煤层边界。南北走向长约5.0公里，东西倾向宽约3.2公里，呈不规则长方形，井田面积约15.6平方公里.石圪节矿交通条件尚为方便。铁路专用线至长治北站与太焦铁路线接轨，相距15公里，矿区公路与太长公路相连。矿区对外交通有太（原）焦（作）铁路、邯（郸）长（治）铁路和太（原）洛（阳）公路。太焦铁路经矿区东部由北向南通过，太焦

14、铁路的夏店站距潞矿集团约7km，距五阳站16km。以夏店站为起点距太原市约230km，距焦作市约204km，距邯郸市约216km。交通比较方便。二 矿区的地形与气象本区属典型大陆性气候，干燥多风，四季分明，年平均气温8.9，日最高气温37.4，最低气温-29.1。年平均降水量为583.3mm，最大917.0mm，最小414.0mm，雨季集中在7、8、9三个月，日最大降水量109.7mm。年平均蒸发量为1755.3mm(高于降水量2.01倍)；最高为1996.3mm，最低为1502.1mm。年主导风向为西北风，夏季风向为东南风，最大风速为17m/s，最大风压为350Pa。冰冻期为每年10月末到翌

15、年4月，最大冻土深度为0.75m。 第二节 井田地质特征一 综述潞安矿区位于沁水煤田东翼中部，地处我国东部新华夏系第三隆起带中段西缘，即太行山西麓。东西分别受二级构造带即晋获褶带和武阳凹褶带控制。区内总体为一复式向斜，由一系列次一级的宽缓的向、背斜和断裂带组成。地层走向呈南北，倾向西，倾角平缓，多在3度6度间，呈一单斜构造。二 煤系地层石圪节井田大部分地区为第四系表土层所覆盖，仅在冲沟处岩零星出露，基本为一全掩盖区。根据钻孔揭露，地层由老至新有：1）奥陶统峰峰组（O2F）；2）中石炭统本溪组（C2B）3）上石炭统太原组（C2T）；4）下二迭统山西组（P1S）；5）下二迭统下石河子组（P2X）；

16、6）上二迭统上石河子组（P2S）；7）第四系（Q）。其中上石炭统太原组和下二迭统山西组为主要含煤地层，合称石炭二迭纪含煤岩系。厚度巨大的中奥陶统地层为煤系沉积之底，上下石河子组及第四系表土层为煤系上覆盖层。下面仅就煤系地层叙述于后：石炭系上统太原组（C2T）此组与下伏的本溪组为连续沉积，为井田内主要含煤地层之一。厚度为101.02127.47米，平均113.41米。底部以一层厚约2.7米的细砂岩K1砂岩（相当于太原西山晋祠砂岩）作为太原组与本溪组之分界，其间为整合接触关系。本组地层为典型的海陆交互相含煤沉积，旋迥结构明显，岩性每旋迥多由灰岩、泥岩、砂岩和煤层组成，共有四个沉积旋迥，有标志层石灰

17、岩四层即K2、K3、K4、和K5石灰岩，含煤611层，尤以下部煤炭发育较好，含煤系数为6.52%。本组地层含植物化石。各标志层特征如下：K1砂岩灰、灰白色，岩性为具花岗变晶结构的中细粒石英砂岩，桂质胶结，岩性不稳定，有时相变为砂质泥岩或泥岩，其底板距15-3号煤约9.66米。K2灰岩灰深灰色，隐晶质，含星散状黄铁矿颗粒及燧石结核，产蜓类和腕足类化石及其碎片，厚2.217.95米，平均厚7.78米。层位稳定，是太原组中下部可靠对比标志，亦为13号煤层的直接顶板。下距15-3号煤约11.13米。K3灰岩第二层灰岩，深灰色，隐晶质，含动物化石碎片，厚1.364.77米，全区普遍发育，为12号煤层的直

18、接顶板，上距11号煤约4.25米。K4灰岩第三层石灰岩，深灰色，隐晶质，略含泥质，并含少量黄铁矿及动物化石，厚3.385.97米，平均厚4.85米。层位稳定。为一不可采的薄煤层直接顶板，上距9号煤、10号煤约16.94米及5.74米，下距11号煤约4.78米。K5灰岩第四层石灰岩，灰色、隐晶质，含少量黄铁矿及动物化石碎片。厚04.11米，平均3.20米。为局部发育的8号煤层的直接顶板。下距9#、10#煤层分别为13.26及23.94米。1 迭系下统山西组（P1S）连续沉积于太原组地层之上，为本区主要含煤地层之一，岩性为一套由砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成的河流湖泊、泥岩沼泽等陆相沉积。颜色由下

19、部为深灰、灰黑色的含煤地层，向上逐渐变为浅灰、灰白色为主，表明古气候逐渐由潮湿变为干燥，不利于成煤。本厚组26.1391.01米，平均67.70米，含煤13层，总厚度7.08米，含煤系数为10.46%。3号煤层位于本组中下部，厚度大，层位稳定，本组标志层除煤层外尚有本组底部分界砂岩及煤层老顶砂岩。三 井田水文地质概况（一）地面水文地质1、地形、地势、气象石圪节井田大部分为第四系黄土覆盖，仅在井田中、北部基岩零星出露，出露面积约占10%。地形较复杂，多为冲沟深谷切割。地势高差颇大，以井田中部的良才寺村为最高，海拔标高为+1067.6米，四周变低，平均在所不9001000左右，以西白兔村最低，海拔

20、标高仅898.6米。井田内最大高差169 .0米，一般相对高差50100米。本区属典形大陆半干燥性气候。历年来夏季绝对最高气温可达37 2度，67月份最热；冬季最低气温可降至-19.6，元月份最冷。年平均温度15 左右。10月份开始结冰，翌年四月解冻，冰冻最大深度为0.73米。积雪厚度0 .12米（平均值）。每年7、8、9月份为多雨季节，年平均降雨量594 .8mm ，年蒸发量平均为1738.6mm。矿区主要风向为“南东南”向，最大风速1416米/秒。2、地表水系及水体浊漳河是本区最大的一条河流，在井田东部边界以外由南向北蜿蜒流过，水深一般在0 30.5m，上游被漳泽水库所截，水库放水季节水深

21、在11.5m，其年径流量为12. 7亿m3。由于漳河流向与3#煤层露头线近似平行，且远离露头线，故对煤层开采无直接影响。（二） 矿井充水水源矿井水主要来源于：含水层水、大气降水及老窑水。1、含水层水 根据钻孔揭露资料，井田内自下而上共发育有11个含水量水层。(1)、中奥陶统石灰岩岩溶含水层组该含水层组为煤系地层沉积基底。含水量裂隙溶洞发育，富水性强，为本区良好的生活饮用水源，水位标高+670米左右。属层间裂隙岩溶承压水，地下水多作层流运动，动态稳定，动水量也较稳定。(2)、上石炭统太原组石灰岩岩溶含水层组：该含水量组共含四层灰岩含水层，即：II、III、IV、V含水层，裂隙溶洞也较发育，含水层

22、层间距较小，相夹的泥岩、砂质泥岩具有较好的隔水性能。正常情况下，各含水层间水力联系较弱。(3)、二迭系砂岩裂隙含水层组该含水层包括VI、VII、VIII、IX等四个含水层，裂隙较发育，含水性与岩性，区域性裂隙的发育程度有关。各含水层间经相对不导水的泥岩砂质泥岩相隔，水力联系微弱。(4)、基岩风化裂隙含水层本含水层(x号含水层)为风化带岩层，厚度约20m，节理殖裂隙发育，为良好透水层，混合抽水试验结果，Q=0.38公升/秒，k=0.0303m/日。因其距地表近，直接受降水或第四系含水层补给，补给区与分布区一致。(5)、第四系松散岩类含水层组分上下两部分。上部为黄土层，颗粒细致，微含水，单位涌水量

23、为2.985 56升/秒，是附近农村生活民用水，水量、水位季节性变化明显。下部为红土层，土质较粘，含土性不佳，相对上部黄土层，有着一定隔水作用。2、大气降水井田地形复杂，地势高差颇大，大气降水多呈地表径流流失，不利于对地下水的补给。再之，年蒸发量大于年降雨量，也不利于大气降水渗透。但因采后地表裂隙的出现，不同程度上沟通了大气降水与含水层间的水力联系，成为矿井涌水的间接来源。3、老窑水井田处于煤层浅部。据统计，仅开采范围内，8座小煤窑与我矿井下巷道沟通，向我矿新、旧采区常年排水，其排水量约占矿井总涌水量的1520%，成为矿井充水的又一直接来源。（三） 矿井涌水量变化规律1、矿井涌水量大小据多年来

24、井下涌水实际资料分析,矿井主要的直接充水水源为VII、VIII号砂岩裂隙含水层水，它包括顶板直接出水和因老空积水两部分。前者多在上分层采掘过程中，含水层因未受或仅小部分受到破坏，涌水量小，主要表现为渗水、滴水，仅在2115工作面运巷和一下山配风巷掘进过程中有少部分淋水，水量最大达5立方米/小时，一般小于2立方米/小时。后者常于中、下分层采掘过程中和已回采完毕的新、旧采空区，含水层已部分或全部遭到破坏，涌水量较大，且持续时间较长，为矿井充水的主要水源。如出一辙13工作面下分层回风巷掘进时，由于中、上分层老空积水，在掘进初始，窝头涌水量最高达1015立方米/小时，影响了正常掘进进度。后经较长时间排

25、水，水量逐渐减小，稳定在23立方米/小时。又比如，在111下分层工作面回采初期，假顶初次垮落之后，中上分层老空积水集中涌向工作面老塘，加之工作面所处位置平缓，老塘水淹及工作面，给生产带来一定困难。据测定，池时工作面涌水量为68立方米/小时，若能持续正常排水，一般不致影响生产。另外比较突出的还有117下分层工作面，八六年回采初期水量最高达10立方米/小时，大量中上分层老空积水以淋水落石出形式涌入工作面，一度影响回采被迫超前50米另开新切眼。这是采掘过程中出现的老空积水。另外在已回采完毕的新旧采空区，老空积水满后则自流出来，象西二及一、二上采区和一下山少部分回采完毕的工作面，涌水量一般为510立方

26、米/小时。另一直接充分水水源为小窑及旧巷来水，如西南大巷变电所附近的一条旧巷，常年向矿井排水，水量较稳定，经测定，多在510立方米/小时，据分析，绝大部分水是处在其高处的西沟小窑所排污水。类似情况，在一、二上山采区也有出现。根据历年矿井涌水量资料统计，石圪节矿井正常涌水量为600800立方米/日，最小涌水量为400立方米/日，最大可达1000立方米/日。属水文地质条件简单型矿井，防治水工程简单。 第三节 煤层的埋藏特征一 煤层井田内共发育有煤层714层，平均厚度约14.74米，其中可采煤层约6层，总厚度平均12.15米，从上而下编号分别为3#、9#、10#、13#、15#、煤层，现分析如下：3

27、号煤层：位于山系组中下部，为井田内主要可采煤层之一，也是目前石圪节矿生产所采煤层，距石炭二迭分界砂岩顶板平均为9.56米，上距VII含水层约9.31米。煤层厚度大且层位稳定，自2.897.91米，平均厚度为6.68米。根据煤层结构情况分三个自然层：脑煤厚2.202.40米，含夹石13层，岩性为泥岩、页岩，夹石厚度变化较大，一般厚0.10米0.30米，最厚可达1.0米，变化趋势多表现为北厚南薄；中煤厚2.20米，一般不含夹石，煤质最佳，以其顶面一层约0.050.1米的酥煤与脑煤分开，以下部的第一个夹石做其底面的标志；底煤厚2.02.10米，含夹石23层，岩性为页岩或泥岩，厚0.100.50米，此

28、外，夹石层在底煤中常呈分布不匀的串殊状出现。 9号煤层：俗称“黄煤”。位于太原组中上部K5灰岩与K4灰岩之间，上距K5灰岩约13米，下距10#煤层约18米。该煤层厚度变化大，从1到4.9米，平均厚度为4.3米，含夹石两层，厚0.100.30米，总体变化趋势为北厚南薄。中东部及中部绝大部分地区无煤，可采范围不大，且几乎全部集中在井田中南部，北部仅有零星地可采。该煤层可采系数指数KM为0.92，属稳定可采煤层。10号煤层：该煤层位于9号煤层之下，K4灰岩之上，距K4灰岩约5.74米，煤呈黑色，块状或粉末状，偶有分叉现象，厚度从2.03.0米，平均厚度2.52米，南薄北厚。含夹石12层，厚0.050

29、.20米。可采性指数KM=0.96，属稳定可采煤层。11号煤层：俗称“银煤”。厚度2.04.15米，平均3.85米。位于K4、与K3灰岩之间，上距K4灰岩4.78米，下距K3灰岩4.25米，层位稳定，局部发育，属稳定煤层。13号煤层：俗称“三节煤”。直接伏于K2灰岩之下，15-1号煤组之上，距15号煤约3.69米。厚度变化从00.92米，平均0.63米。层位稳定，分布广，零星地段可采，属极不稳定局部可采煤层。15号煤：位于太原组底部，现分析如下：上距K2底板4.32米，距13号煤层底板约3.69米，结构简单，在本区为主要可采煤层之一，井田内除南部、中部三个独立不可采块段外，其余绝大部分达到可采

30、厚度，仅在井田东北角露头线附近，有一小块无煤区。平均厚度3.18米。层位较稳定，大部分可采，仅有极个别钻孔厚度低于可采厚度。复杂结构，含夹石12层米。该煤层可采性指数KM=0.95，变异系数R=55%，属较稳定可采煤层。见煤层综合特征一览表。表1 可采煤层综合特征一览表地 层系 统煤层名称煤层结构稳定性程度新编号旧编号俗名两极厚度平均厚度结构类型夹石层数可采性指数km变异系数Y统组312香煤2.8-7.916.68简单或较复杂1 - 518.8%上距VII号含水层8.41米下距C3P1分界砂岩9.56米下二迭统山西组上石炭统太原组98黄煤1-3.613.4简单偶夹具石0.9253%上距K5灰岩

31、13.26米下距10号煤10.68米1072.0-3.002.7简单偶夹具石0.9649%与下K4灰岩约5.74米116银煤1-4.153.85简单无上距K4灰岩4.78米下距K3灰岩4.25米134三节煤0-0.920.63简单无直接伏于K2灰岩之上151四节煤0-5.903.18较复杂1 - 20.9555%太原组底部二 煤层对比这次对比是仍以一九七五年十一月召开的“华北区二迭系专题会议纪要”和我局潞煤革地字（1987）第196号文为依据，主要采用标志层和层间距的对比方法，将石圪节井田74个钻孔资料统一了地质划分及煤层标志层编号。（1）、各类煤层对比标志1号煤：上距K8砂岩14.28米，夹

32、于黑色泥岩中。层位极不稳定。2号煤：上距K8砂岩25.33米，下距3号煤层22.91米，夹于黑色或砂质泥岩中。层位极不稳定。3号煤：位于山西组中下部，煤层厚、稳定，同其他煤层是最好的对比标志层。5号煤层：上距燧石层7.96米,下距K5石灰岩17.88米。厚度很不稳定7号煤层：于K5石灰岩顶面。8号煤层：直接伏于K5石灰岩之下，厚度极不稳定。9号煤层：位于K5与K4石灰岩之间，上距K5石灰岩底面13.26米。10号煤层：位于K5与K4石灰岩间，下距K4石灰岩顶面5.74米。11号煤层：位于K4与K3石灰岩间，上距K4石灰岩底面4.78米，距 K3石灰岩顶面6.95米。12号煤层：K3石灰岩下伏，

33、不稳定、不可采。13号煤层：K2石灰岩下伏，厚度变化大。15 号煤层：K石灰岩下4.32米，其上覆岩层为黑色泥岩，局部变为砂质泥岩或粉砂岩，泥岩内含植物化石及少量黄铁矿。这亦是很好的对比标志 （2）、煤岩对比存在的问题： 1）、煤岩没统一分类、命名，岩芯鉴定时粒度、颜色、成分、结构、构造描述不规范，定性定名不准确，给煤岩对比带来一定困难。2）、太原组目前还没进行开采，无采掘资料证实，虽然依据标志层能加以控制，有时难免错层，在今后工作中应加强煤层、层间距、物性以及变化规律方面的研究，以利对比准确。三 煤质 3#煤层颜色呈黑色，具金属光泽。条带状结构明显，常具棱角状或不平坦状断口，性较脆，内生裂隙

34、较发育，易碎，莫氏硬度为2度左右。一般有23组解释，在井下常见节理面形成片帮。该煤层硫含量低，且粘性好。由以上煤质化验表可以看出，3号煤层挥发分钻孔煤样，原煤为15.9417.94%，平均16.82%，精煤为14.6417.21%，平均为15.98%。 原煤灰分15.9417.94%，平均16.82%硫：原煤全硫0.270.66%，平均0.38%磷：0.00170.0108%，平均0.0087%。可燃基弹筒发热量82098778大卡/KG，平均8579.4大卡/KG煤灰矿物成分分析结果：SIO245.6051.99%，AL2O332.5238.98%，灰熔点（T2）13801500OC。该煤层

35、属低灰中灰、特低硫，特低磷、高发热量、高熔点灰分之瘦煤，为炼焦配煤，或做动力燃料。根据精查、生产阶段煤质化验结果，石圪节井田煤质变化规律：1）、随着埋藏深度的增加，地温与压力的增大，对于不同煤层，浅部较深部结胶性为佳，深部煤层煤质程度高。例如，3号煤层挥发分均在15.9417.94%之间，胶质层Y均在014MM之间，牌号为瘦煤。13#15-3#（臭煤）其挥发份（VV）亦在1024%之间，胶质层Y值则多为0MM，牌号为贫煤(及少为瘦煤)含硫量高。2)同一煤层，浅部比深部结胶性好。参见：3号煤层煤质变化示意图。3)同一煤层，浅部较深部煤质为佳，钻孔分层取芯分析化验结果可明显看出，下分层胶质层厚度大

36、于上分层。4)、根据生产煤样分析结果，上分层灰分较下分层低。现将其主要指标综合情况列于下表。表2 各煤层主要指标综合情况表煤层号挥发份小大平 均胶质层厚 度（Y）体积曲线坩 锅粘结性初 定煤 种容 重9#13.5918.5016.480 1310平滑下降4 6瘦煤1.3610#14.2518.4116.600 179平滑下降4瘦煤1.3613#13.2825.9316.820 131平滑下降1 4贫煤1.4215#-113.7921.2015.110平滑下降及波型1 4贫煤1.4211#13.9319.3516.800 168平滑下降2 5瘦煤1.42四 瓦斯、煤尘、自燃性、地温石圪节井田9#

37、煤层埋藏较浅，瓦斯含量低。10#煤层瓦斯含量也低。 矿井沼气绝对涌出量10.241.88立方米/分，平均7.7立方米/分。二氧化碳相对涌出量10.311.64立方米/吨 ，平均4.60立方米/吨，绝对涌出量11.941.76立方米/分，平均7.0立方米/分。属低沼气矿井。东部煤层露头浅部，废弃的窑较多，故在生产中要注意安全，预防瓦斯集聚。3号煤层煤尘有爆炸危险，故井下应做好除尘工作，预防煤尘事故有发生。各层煤自燃性不强，属于不易自燃煤层。在井下各采区运输巷、风巷、工作面进行测定温度均在1318度，地温无异常现象，属恒温矿井。 第二章 井田境界与储量 第一节 井田境界根据潞煤地字（1987）第2

38、6号文，山西省人民政府晋政（1984）第14号文，结合潞煤生，地字（1988）第198号文确定石圪节煤层井田边界。本井田范围由以下9点坐标连线圈定：点号YX123456789该井田北临漳村井田，西靠王庄井田，东部和南部都为人为边界。井田范围内走向基本呈南北方向，西低东高倾斜。南北走向约为5.0公里，东西倾斜宽约3.2公里，呈不规则长方形，井田面积约为15.6平方公里。 第二节 地质储量的计算本设计煤层为9#及10#煤层。9#煤层平均厚3.6米，10#煤层平均厚3.2米，容重为1.36吨/立方米。矿井地质储量是指矿井技术边界范围内的全部煤炭储量，包括能利用的储量和尚难利用的储量，是进行矿井设计和

39、生产建设的依据。矿井地质储量可分为能利用储量和尚难利用储量，能利用储量又分矿井工业储量和矿井远景储量，工业储量有可采储量和设计损失量。根据地质条件及开采情况，矿井开采期间储量计算及核实工作量尽可能小，并考虑到计算的自动化，储量计算采用地质块段法与算术平均法相结合的计算方法，计算公式是：Q=SMD式中：Q储量（吨）S块段面积（平方米）M块段平均厚度（米）D煤的容重（吨/立方米）其中 S=15.6平方公里 M1=3.6米 =3.2米 D=1.36吨/立方米 故9#及10#煤的地质储量 =15.61003.61.36=7637.76万吨 =15.61003.21.36=6789.12万吨 第三节 可

40、采储量的计算矿井可采储量按下式计算 ZK=（Z-P）C式中：ZK矿井可采储量，万t； Z矿井工业储量，万t； P永久煤柱损失量，万t。永久煤柱损失约占工业储量的8%； C采区回采率，9#、10#煤层分别为厚煤层，中厚煤层。取0.75，0.8其中=7637.76万吨，=7637.768%=611.02万吨，=0.75=6789.12万吨=6789.128%=543.13万吨，=0.8经计算，全矿井可采储量ZK=5270.06+4996.8=10266.9万吨第三章 矿井工作制度及生产能力 第一节 矿井工作制度依据煤矿矿井采矿设计手册确定该矿井设计年工作日为330d，每天四班作业，三班采煤，一班检

41、修。边采边准，每天净提升时间为14h。 第二节 矿井生产能力及服务年限综合考虑煤炭储量、煤层赋存情况、地质构造、开采技术条件以及开发条件、市场需求等因素，结合本矿外部条件和国家产业技术政策，经过技术分析比较后，确定矿井生产能力为120万t/a。则矿井服务年限为：矿井服务年限按下式计算：T=ZK/（AK）=10266.9/（1201.4）=61a（T：矿井服务年限，K：矿井储量备用系数，可取1.4，A:矿井设计生产能力）符合规范要求所以可将该矿井型定为120万t。 第四章 井田开拓 第一节 井田开拓方式的确定一 井田开拓方案概述根据该矿地面地形地质条件，考虑工业广场的选择，同时考虑井下的布局和矿

42、井通风系统，本次资源开采设计提出如下三个开拓方案：方案一设计采用斜井、单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采。主副斜井位于井田边界，回风井位于井田上部边界，采用中央分列式通风。方案二设计采用主斜井、副立井、单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采。主斜井，副立井位于井田边界，两个回风井对称位于井田两侧，每个回风井服务几个采区，为分区式通风。将两方案各要素分别陈列对比如下。1、井筒的位置、形式、数目及矿井通风方式方案一 主副井位于井田边界，井筒形式为斜井，矿井通风系统为中央分列式。井筒参数为：主斜井:Y= X= Z=950副斜井:Y= X= Z=950回风井:Y=.883 X=.5 Z=1

43、050斜井角度为16度方案二主副井位于井田，井筒形式为主斜副立井，矿井通风系统为分区式通风。井筒参数为：主井:Y= X= Z=950副井:Y= X= Z=1010回风井:Y=.883 X=.5 Z=1050主井角度90度，斜井角度为16度方案三主副井位于井田中部，井筒形式为立井，矿井通风系统为中央分列式通风。井筒参数为：主井:Y= X= Z=950副井:Y= X= Z=950回风井:回风井:Y=.883 X=.5 Z=1050主斜井角度90度由于方案三的巷道掘进量太大，可以直接把方案三排除。只对方案二和方案三进行比较。2、水平划分及标高本矿井拟采煤层有9、10号层，其间距为18米左右。其倾角为

44、3到6度，为近水平煤层。方案一设计采用斜井、单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采，水平标高为+800m。方案二设计采用主斜井、副立井、单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采，水平标高为+800m。方案三设计采用主副立井、单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采，水平标高为+800m。3、开采水平的布置方案一运输大巷、轨道大巷布置于10号层中，回风大巷布置于9号层中，运输大巷铺设胶带输送机，担负煤炭的运输任务，轨道大巷铺设轨道，担负辅助运输任务。大巷均为煤巷，采用锚喷支护。方案二运输大巷、轨道大巷布置于岩层中，回风大巷布置于9号煤层中，运输大巷铺设胶带输送机。轨道大巷铺设轨道担负运煤

45、和辅助运输任务。均采用锚喷支护。4、采（盘）区划分及开采程序根据煤层赋存状况和地质构造，本井田拟采用带区式准备方式。带区的开采顺序本着由近及远，先易后难的原则，并考虑初期工程量少、投产快的目的，先开采9号煤层的1采区。 二 开拓方案的技术经济比较由以上对两方案的详细阐述，对两方案做技术经济比较表。表3 开拓方案技术比较表方案一方案二 优点1、开拓巷道总的掘进工程量较少；2、初期工程量小，投产早；3、副斜井运料系统简单。1、副立井提升能力大；2、立井通风,通风能力大，分区式通风，风路短，通风容易。缺点1、风路长，通风系统复杂，风流分配差；2、副斜井提升速度和能力小。1、开拓巷道总的掘进工程量较大

46、；2、初期工程量大，投产晚；3、立井运料，系统复杂。表4 基建费用表 方案一 方案二工程量（米）单价（元/米）费用（万元）工程量（米）单价（元/米）费用（万元）主井井筒544.1933105057.14544.1933105057.14副井井筒544.1399105057要石门1044.43980083.561044.43980083.56回风井25015006025015060合计259.04261.9综上对两方案各要素的陈述和比较，可知方案一更经济、更合理、投产更早，故决定采用方案一。 第二节 达到设计生产能力时工作面的配备移交生产和达到设计能力时的盘区数目、位置

47、和工作面生产能力计算根据该矿煤层赋存情况和巷道布置，全井田划分为8个带区，矿井移交生产和达到设计能力时为第一盘区生产。第一盘区位于井田中部,在一盘区9号煤层内布置一个倾斜长壁综采工作面生产，回采工作面采用三班采煤一班检修。全矿布置3个掘进工作面,矿井设计总产量为回采产量和掘进产量之和。回采工作面生产能力按下列公式计算：Q采=LVoMrC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， 日进6刀，故日推进3.75米，则年推进1237.5m； M工作面采高， 3.6m； r-煤的容重， 1.36t/m3C采煤工作面采出率， 取0.93则,Q采=1237.53.6

48、1.360.93200 =112.69（万t）掘进出煤按回采工作面产量10%考虑， 则,Q掘=112.6910%=11.27（万t/a）全矿井年产量为：Q=Q采Q掘=123.9（万t/a）满足矿井设计生产能力120万t/a的要求。第五章 矿井基本巷道及建井计划 第一节 井筒、石门与大巷一 井筒数目及用途矿井移交生产至达到设计能力时，共开凿3个井筒，即主、副斜井、回风井。各井筒用途分述如下:1、主斜井：采用皮带运输，担负全矿主提升任务，并兼作安全出口。2、副斜井：采用串车提升，担任矿井辅助提升任务，并兼作进风井和安全出口。3、回风井：兼作安全出口。列井筒特征见表如下：表5 井 筒 特 征 表井

49、筒 名 称主井副井风井井口坐标 (m)纬距X.00.00 经距Y 标高(m)井口950950井底800800井筒倾角161690井筒斜长(m)544.1933544.1933井筒净断面(m2)14.614.619.625井筒装备胶带输送机串车井筒用途主运输兼安全出口辅助运输，并兼作进风井和安全出口回风，并兼作安全出口二 运输大巷及石门布置全井田划分为一生产水平，运输大巷、轨道大巷、回风大巷沿南北方向布置，回风大巷、运输大巷、轨道大巷沿9#+10#煤层布置；副井在到达轨道大巷水平时作煤门、井底车场与轨道大巷相连，运输大巷、运输顺槽、回风顺槽均采用锚杆支护。运输大巷运输采用皮带运输方式，运矸、运料

50、采用轨道运输。 第二节 井底车场一 井底车场形式本矿副井为辅助运输井，在9#+10#煤层布置平车场负责材料运输和行人。见井底车场平面布置图。 二 井底硐室在主井井底布置有水泵房、水仓、火药库、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。表 井底车场巷道及硐室工程量表 序号巷道或硐室名称煤岩类别巷道长度（m）支护方式掘进体积（m3）铺轨长度（m）1中央变电所岩锚喷支护4002水泵房岩锚喷支护400303管子道岩锚喷支护300404水仓岩砼12002005井底煤仓岩砼200合计1602500270 第三节 建井工作计划根据煤炭工业煤矿设计规定, 巷道掘进进度指标采用如下数值：斜井井筒基岩段：70m月；回风立井井筒基岩段：70m/月；岩巷：80m月；半煤岩锚喷巷道：250m/月