河寺矿井通风系统毕业设计

1、华北科技学院毕业设计1井田概况1.1井田位置河寺井田位于晋城新区东南部，跨晋城市和阳城、沁水两县。矿井工业场地位于沁水县嘉峰车站附近，距晋城市70km，距沁水县53km。晋城生产区和新区已经建成投产的成庄矿井煤炭由太焦铁路外运，新区其他矿井煤炭将由侯（马）月（山）铁路外运，侯月线由南同蒲线侯马站经沁水、端氏、嘉峰、阳城顺沁河南下至河南省沁阳县，与焦枝铁路月山站接轨。太焦、侯月线均可经新焦线至新乡，与京广和京九线、新兖及兖石线相接。矿区煤炭主要流向是南、东方向。公路运输北至长治、太原，南至焦作，西至侯马；各县乡之间均有简易公路，交通方便。嘉峰至各大城市及车站距离见表1.1，矿区交通位置如图1.1

2、。 图1.1河寺矿井交通示意图表1.1 嘉峰至各大城市及车站距离嘉峰至各大城市及车站距离起止距离（km）起止距离（km）嘉峰侯马155嘉峰汉口782嘉峰太原489嘉峰广州1886嘉峰新乡188嘉峰石臼所8191.2自然地理与气候1.2.1地形、地貌井田位于太行山南段西侧，沁水向斜之东南翼。井田地形复杂，地势陡缓不一、沟谷发育、切割剧烈，平地甚少，仅沁河、长河西岸有较狭窄的阶地。总观地貌形态为西北高、东南低的低山丘陵区，地表标高介于6001130m之间。沁河及其支流长河流经井田西部和东部。西部与南部多以构造剥蚀的丘陵低山地形为主，沁河河谷两侧为侵蚀堆积地形，构成河漫滩以上的三级阶地。1.2.2河

3、流及水体本区属于黄河水系。井田西部的沁河发源于沁源县北柿庄东家岭一带，流向东南，在河南省陟县入黄河，全长450km。据润城水文站历年观测资料，最大流量3050m3/s(1982年)，最小流量2.5m3/s(1971年)。嘉峰工业场地100a一遇设计洪水位为534.5m、300a一遇洪水位535.3m。长河是沁河的支流，发源于晋城市上河章村一带，流经井田东缘，在神头注入沁河，全长约20km，为间歇性河流。井田东部还有河寺水库和沙河水库，水库容量分别为206、160万m3，主要用于农田灌溉。1.2.3气象及地震本区地处山西高原之东南部，由于太行山屏障影响，气候干燥，形成大陆性气候特征。据晋城气象站

4、资料：19641973年间年降水量为295.9704.8mm，年蒸发量为148.092428.3mm，全年蒸发量为降水量的23倍。雨季集中在79月份。最高气温为36.1，最低气温为-15.7。最大冻土深度为0.5m。主导风向春、冬季为西北风，夏季为东南风和南风。风力一般34级，最大78级，最大风速达23m/s。据晋城、阳城、高平等县志记载，从1140年以来先后共发生地震28次，其中破坏性地震有8次，地震强度最大达7级。据山西地震局鉴定，本区地震基本烈度为6度。1.3水文地质含水层：矿井主要含水层自上而下有中奥陶统马家沟组灰岩，太原群K2、K3灰岩，太原群K5,下石盒子组3号煤层顶板砂岩，上石盒

5、子组K12砂岩，第四系全新统沙砾岩层.各含水层分述如：1中奥陶统马家沟组灰岩(O2):裂隙溶洞水的岩层，由深灰色厚层状灰岩、角砾状灰岩，薄层泥岩质灰岩组成，出露于井田东及南部，厚400450m，为富水性强的含水层。根据区域钻孔揭露，其岩溶埋藏条件及发育特征见表1.2。表1.2 岩溶埋藏条件及发育特征表孔号揭露厚度（m）古侵蚀面标高（m）含水层埋藏标高（m）水位标高（m）含水特征水3341.27738.74508409561.71下部豹皮状岩溶腐蚀作用明显，蜂窝状溶洞发育437315.16598.06未见无裂隙，溶洞102189.93528.41470392528.78下部腐蚀作用明显具蜂窝状溶

6、洞，钻进中381.18m漏水水22306.35500.58242194518.99下部溶洞发育，岩心破碎，钻进中335m漏水町102329.80300.5112719502.04下部水蚀作用明显，见20-30mm溶洞K=6.58m/d437号孔在奥陶系灰岩中钻进315.16m，仍没见岩溶层，一种可能是钻探深度不够，未到岩溶层；另一种可能是由于水动力条件在空间分布的不均匀性，在深部地下流网相对集中的部位发育较大的溶洞，岩溶层呈“管道式分布”，437号钻孔未打到“地下水系”上。从表1-2-5可以看出奥陶系灰岩岩溶埋藏较深，静水位标高从东北向西南递降，说明区域地下水补给运动方向。水质类型：HCO3

7、SO4a Mg水。2太原群k3、k2灰岩：裂隙溶洞水，k2平均厚度9.9010.29m。k3平均厚度3.61m，沉积稳定，厚度变化不大，水位标高669.15626.41m，钻孔涌水量0.00780.02L/sm。渗透系数0.0510.36m/d，为弱含水层。水质类型：HCO3SO4Na+Ka水。3太原群k3、k2灰岩：裂隙溶洞水，沉积稳定，厚度变化不大，一般厚0.962.83m。水位标高735.74627.77m，钻孔涌水量0.00130.0023L/sm。渗透系数0.0960.033m/d，为弱含水层。4下石盒子组3号煤层顶板砂岩：裂隙水，细中粒砂岩，厚度变化大012.5m，一般厚约5m，钻

8、孔涌水0.00010.008L/sm，渗透系数0.140.058m/d，为较弱含水层。水质类型：HCO3SO4a K+ Na水。5上石盒子组k12号砂岩：裂隙水，以中粗砂岩为主，平均厚度11.60m，露头出露位置较高，受大气降水补给多呈下降泉出露，泉流量0.031.83L/s，为较弱含水层，且受季节性影响变化较大。6第四系全新统砂砾层：孔隙潜水，由砂、砾、粉砂土组成，主要分布在沙沟和村沟内，厚约20m。根据民井简易抽水资料，单位涌水量0.074.98L/s，水位标高850.56725.21m，渗透系数0.3650.6m/d，为较丰富含水层。含水层的补给、径流、排泄及其水力联系：综合上述各含水层

9、特性，奥陶系石灰岩为本井田富水性强的含水层。本区属在沁水水系，区内之东北（太行山南段）及西南（中条山北麓）出露大面积奥陶系灰岩，形成补给区。补给面积3200km2，按本区年平均降水量524mm计算的补给量为16m3/s。静水位标高从东北向西南递减，水力坡度1.210，地下水流向东北-西南向。马山泉位于本区西南，沁河右岸河边，标高465.24m，高于沁河水面3.0m。枯水季节流量3.54.0m3/s雨季最大流量为7.48m3/s,为区域内奥陶系灰岩地下水主要泄水口。马山泉上游沁河切割区有河头泉、西神头泉等也有补给关系。井田位于“阳城山字型”构造脊柱与新华夏系一级构造复合部位，构造形式主要以摺曲为

10、主，断裂很少。主要含水层奥陶系灰岩在无断裂贯通情况下，由于上覆良好的泥岩、粉沙岩隔水层，对煤层在垂直方向无水力联系，对矿井充水影响很小。矿井涌水量：地质报告预计矿井3号煤的涌水量为1458m3/d（61m3/h）。参照晋城矿务局新区成庄矿井的涌水量为昼夜采煤1t涌水量在0.51.0m3之间，以及晋城矿务局生产矿井凤凰山矿，1983年该矿实际涌水量，正常1800m3/d（75m3/h），最大2664m3/d（111m3/h）；1979年以来最大涌水量2765m3/d（115m3/h）。预计全矿涌水量120m3/h。1.4井田地质构造井田位于阳城山字型构造体系脊柱部分南端，马蹄形盾地的北侧。主体构

11、造为轴向近南北方向的压扭构造。井田内地层总的走向北部北北东，向西南部逐渐转折为北东向，倾向北西，地层平缓，倾角2°5°，一般3°。地层：井田内地层由老至新有：中奥陶统马家沟组（O 2），中石炭统本溪群（C2），上石炭统太原群（C3），下二叠统山西组（P11）和下石盒子（P21），上二叠统上石盒子组（P12）和石千峰组（P2sh），第四系中更新统（Q2）、上更新统（Q3）和全新统（Q4）。各地层分述如下：1中奥陶统马家沟组（O2）：本组地层出露在井田南部及东南部润城、北留、窑头等地。其岩性为深灰色、青灰色厚层状石灰岩。下部裂隙溶深发育，并为方解石充填，局部为砾石石灰

12、岩。全组厚约400450m。2中石炭统本溪群（C2）：本群平行不整合覆于中奥陶统马家沟组石灰岩凹凸不平之古侵蚀面上。岩相、岩性及厚度变化较大。局部夹不稳定的薄煤层及薄层石灰岩，局部缺失，长22孔见太原群底砂岩（K1）直接覆于中奥陶统石灰岩之上。全群厚027.65m，平均厚9m左右。3上石炭统太原群（C3）：太原群（C3）为井田主要含煤地层之一，井田南部及东部北留、辛壁等地零星出露。主要由石灰岩、灰黑色泥岩、粉砂岩、灰色细至中粒砂岩及煤层组成。自下而上，K2、K3、K4、K5石灰岩发育普遍，层位稳定。间夹稳定可采煤层15、9号煤，不稳定的局部可采煤层6、5号煤。旋回结构明显，属海陆交互相沉积、全

13、统厚70.0126.16m，一般厚79.598.80m。4下二叠统山西组（P11）：本地层连续沉积于太原群之上，为主要含煤地层之一。于南部史山、东部天户等地零星出露。由灰色、深灰色细砂岩、粉砂岩、泥岩、13号煤层组成。底部K7砂岩，厚度0.3812.4m，平均厚4.85m。3号煤层位于本组下部，为主要可采煤层。全组厚30.758.66m，一般43. 8846.30m。5下二叠统下石盒子（P21）：灰色、灰绿色细中粒砂岩，灰色、深灰色粉砂岩，夹数层灰绿色、灰色铝质泥岩等组成。在井田西部黄城、西庄等地出露。井田内全组厚63.58124.35m，平均厚87.75m。底部K9砂岩，下距3号煤层1146

14、.2m，平均26.96m，灰色，中至细粒，钙质胶结，波状层埋。局部为粉砂岩，厚度1.217.25m。砂岩平均厚26.96m。K10铝质泥岩（桃花泥岩），位于本组顶部，灰色、灰绿色含紫红色斑块，厚度1.6524.3m，平均厚8.09m。6井田内上二叠统上石盒子组（P12）（1）上二叠统上石盒子组一层（P1-12）：本层以K10铝质泥岩顶面为界。主要为黄绿色、灰绿色，风化后呈杏黄色的泥岩、粉砂岩，中至粗粒砂岩等组成。全层厚287.6310.48m，平均厚297.78m。（2）上二叠统上石盒子组二层（P1-22）：以K12砂岩为底界。主要为灰色、灰绿色中至粗粒砂岩、粉砂岩，区内出露不全。厚度3.75

15、27.15m，平均厚度11.6m。7第四系中更新统（Q2）：下部为浅红色、暗红色砂质粘土。中部为灰黄色砂砾层。上部为浅褐红色砂质粘土，含钙质结核。厚度064.33m，一般厚14m。8第四每上更新统（Q3）：灰黄色亚砂土，夹钙质结核，垂直节理发育，孔隙度大。底部为灰黄色松散之砂砾层，厚度08.9m。9第四系全新统（Q4）近代河床相堆积。以砂、砾层为主，厚度020m。地质综合柱状图如图1.2所示。图1.2 地质综合柱状图1.5煤层及煤质1.5.1煤层井田内含煤地层为上石炭太原群及下二叠统山西组，总厚123.38m。含煤11层，煤层总厚13.87m，含煤系数11%。计算储量煤层为5层，即3、5、6、

16、9、15号煤层，总厚度为12.10m，其中3号煤层厚度为5.3m。井田内可采煤层5层，倾角2°5°，一般3°，煤质较硬。各可采煤层分述如下：13号煤层（香煤）：位于山西组下部，是主要可采煤层之一。煤层厚度为4.408.86m，平均厚度5.3m，一般均在5m以上，一般夹石04层，夹石厚度不大。仅长17号孔335号孔409号孔405号孔321号孔由南至北一线，以及416号孔单层夹石厚度增大至0.611.26m。25号煤层：位于太原群顶部，上距3号煤层13.65m，厚度01.8m，平均厚度0.79m，个别尖灭，为不稳定局部可采煤层。36号煤层：上距5号煤层15.91m，

17、厚度01.92m，平均厚0.71m，个别尖灭，为不稳定局部可采煤层。49号煤层：位于太原群中部，上距6号煤层20.45m，厚度02.58m，平均厚度1.62m，为较稳定可采煤层，含夹石03层。515号煤层（臭煤）：位于太原群下部，K2石灰岩为直接顶，为井田主要可采煤层之一。上距9号煤层29.03m，厚度1.95.74m，平均厚度2.66m，结构复杂，一般含夹石16层，局部多达13层，为较稳定全区可采煤层。各可采煤层特征见表1.3。表1.3 可采煤层特征可采煤层特征表煤层煤层厚度（m）最小-最大平均煤层间距（m）最小-最大平均煤层结构（夹石层数）稳定程度可采情况顶底板特性顶板底板34.40-8.

18、866.4210.37-20.5013.6510.00-20.5015.3112.87-25.0020.4522.00-40.8729.0304稳定可采粉砂岩粉砂岩50-1.800.7902不稳定局部可采泥岩粉砂岩60-1.920.71简单不稳定局部可采石灰岩（K5）泥岩90-2.581.5203较稳定可采粉砂岩石灰岩（K4）、粉砂岩151.90-5.742.6616个别13层稳定可采石灰岩（K2）泥岩1.5.2煤层顶、底板3号煤层：顶、底板多为灰色粉砂岩，少数为泥岩、细砂岩。5号煤层：顶板多为灰黑色泥岩，少数为石灰岩，底板多为粉砂岩，局部为黑色泥岩。6号煤层：顶板为K5石灰岩，底板为泥岩。9

19、号煤层：顶板为粗砂岩，局部为砂岩；底板北部多为粉砂岩，南部多为石灰岩。15号煤层：顶板为K2石灰岩，局部为薄层黑色泥岩，底板多为泥岩，少数为粉砂岩。各煤层顶底板岩石物理性质见表1.4所示。表1.4 煤层顶底板岩石物理性质煤层顶底板岩石物理性质层位岩石名称物理特征比重（A）容重（湿）（t/m3）含水量（M%）抗压强度（kg/cm2）抗剪强度（kg/ cm2）抗拉强度（kg/ cm2）干燥状态饱和状态3号煤顶板粉砂岩2.752.691.58451298793号煤底板粉砂岩2.752.621.04588090959号煤顶板粉砂岩2.652.531.206333371329号煤底板粉砂岩2.692.5

20、71.544412437615号煤层顶板粉砂岩2.712.650.33103382125918915号煤层底板粉砂岩2.982.910.882591401.5.3煤质据晋城矿区河寺井田（精查）勘探地质报告提供的资料，晋城矿区均为变质程度单一的无烟煤。在新区内自大阳井田、成庄井田到河寺井田，自北向南各煤层挥发分逐渐递减，介于7.514.72%之间（指3号煤洗煤挥发分）。各煤层的挥发分自上而下变小，而含硫量自上而下显著增长，3号煤为低硫，5、6、9号煤为中硫富硫，15号煤为富高硫。各煤层煤质特征见表1.5。表1.5 各煤层煤质特征表煤层项目356915M%水分原0.75-4.072.26(32)0

21、.68-4.121.83(23)0.88-3.901.82(84)0.81-3.762.00(34)0.52-4.571.88(74)精0.49-3.201.75(32)0.52-3.641.88(23)0.49-3.361.70(24)0.48-3.801.90(32)0.41-3.751.57(73)A%灰分原12.21-20.9916.98(32)13.51-30.3919.73(23)14.49-28.3520.24(24)9.95-36.4119.12(34)9.21-34.3919.80(74)精0.93-9.596.71(32)5.57-10.117.24(23)5.15-9.8

22、87.31(24)3.96-9.916.87(32)3.05-14.155.79(73)V %挥分原0.80-9.727.25(32)5.51-9.567.23(23)6.42-12.517.85(24)5.82-12.077.34(34)5.14-15.247.98(74)精4.88-7.255.68(32)4.83-5.905.39(23)4.31-6.325.53(24)4.33-6.585.70(32)4.17-6.275.17(73)S%硫原0.28-0.400.32(12)1.74-5.733.29(6)0.48-2.761.40(9)0.86-5.821.98(11)1.82-6

23、.483.17(37)精0.33-0.380.35(8)0.59-1.010.88(5)0.50-0.920.70(7)0.63-1.140.76(10)1.44-3.052.01(36)P%磷原精0.005-0.0560.0284(6)0.002-0.0120.0067(2)0-0.00090.0009(1)0.001-0.00 10.0012(2)0.001-0.0020.007(2)Qb(MJ/kg).34.1-35.29034.65834.34-35.2934.98534.1-35.3234.50833.78-35.2334.46230.3-35.17734.223元素分析C %92.

24、87-93.6293.31(7)93.6593.65(1)94.0894.08(1)92.75-94.0593.43(5)90.41-93.6992.54(15)H %2.63-3.142.98(7)0-2.862.86(1)0-2.622.62(1)2.88-3.142.96(5)2.49-3.572.87(15)O %1.91-2.712.23(7)0-2.032.03(1)0-1.931.93(1)1.34-2.221.76(5)0.10-2.651.34(15)N %1.06-1.161.10(7)0-0.820.82(1)0-0.830.83(1)0.98-1.101.02(5)0.

25、65-2.510.99(15)精煤回收率 %33.41-72.9651.86(23)7.50-78.1149.48(18)14.28-70.7341.75(16)12.00-73.3351.39(24)21.73-70.6746.07(49)1.6瓦斯、煤尘及煤的自燃倾向性1.6.1瓦斯井田内，精查勘探中对6个钻孔取瓦斯样19个（其中有两个废样），试验综合见表1.6。表1.6 钻孔瓦斯样分析结果表孔号煤层编号煤的自然瓦斯成分(%)每克可燃物质的沼气含量(毫克)CH4CO2N2429380.521.0917.582.60440323.573.5472.890.78440360.552.6636.

26、793.69465372.172.3025.533.53465326.760.1973.050.79465374.180.6925.131.58466357.934.7137.631.47466366.756.6126.641.52466974.745.2120.054.55466977.151.8121.041.38420972.452.1725.382.31上述资料说明：煤的可燃物质瓦斯含量最大为8.15ml/g（425号孔15号煤），一般在4.5ml/g以下；按瓦斯成分分带，大部分属氮气瓦斯带，422号及429号孔一线属瓦斯带；太原群9号、15号煤瓦斯含量较山西组大；逆断裂、褶曲轴部挤压

27、带瓦斯储存较大。根据上述情况，地质报告对矿井瓦斯等级划分的参考意见：开采3号煤在+550m以上按瓦斯矿井考虑，以下深部按高瓦斯矿井考虑；开采15号煤在+550以上按瓦斯矿井考虑，以下深部按高瓦斯矿井考虑；井田内瓦斯平均含量12m3/t。综上所述，井田+550m以上为沼气区域，但矿井设计井型大，瓦斯绝对涌出量大于40 m3/min，为此本设计对全矿井按高沼气矿井设计。1.6.2煤尘及煤的自燃倾向性据成庄矿东临的白沙小煤矿，晋城矿物局的王台铺矿、古书院矿取样做煤尘爆炸性实验结果：火焰长度及岩粉含量均为零，属无爆炸危险煤层。井田内3号主采煤层属不易自燃煤层，9号、15号煤层属不易自然易自然煤层1.7

28、矿井储量1.7.1井田范围东部边界：以长13、407号钻孔连线与峪南煤矿相邻，以407、417、424号钻孔连线及长16、431号钻孔连线与西庄煤矿相邻；西部边界：为330、长20号钻孔之连线；南部边界：以341、475、468号钻孔连线与郭峪、沟底、史山煤矿为界；北部边界：西段以潘庄一号井田境界与潘庄一号矿井为界，北段以点（X=394500,Y=511000）及长5号钻孔连线为界，东段以成庄井田境界为界。1.7.2开采界限井田内含煤地层为上石炭统太原群及下二叠统山西组，总厚123.38m，含煤11层。可采煤层2层，分别为3号、9号煤层。其中主采煤层为3号煤层，9号煤层由于含硫份较高，作为后期

29、储备资源开采。矿井设计只针对3号煤层。开采上限：3号煤层以上无可采煤层。下部边界：9号煤层以下有15号煤层为较稳定可采煤层，但含硫份大于3%，列入平衡表外储量。1.7.3井田尺寸井田的走向最大长度为5.81km，最小长度为5.66km，平均长度为5.77km。井田倾斜方向的最大长度为6.68km，最小长度为5.56km，平均长度为6.30km。煤层的倾角最大为6°，最小为2°，平均为3°，井田平均水平宽度为6.28km。井田的水平面积按下式计算：S = H × L （1.1）式中： S井田的水平面积，m2；H井田的平均水平宽度，m；L井田的平均走向长度，

30、m；则，井田的水平面积为：S = 5.77 × 6.28 = 36.24（km2）井田赋存状况示意图如图1.7。图1.7 井田赋存状况示意图1.7.4储量计算基础1.根据河寺、潘庄二号井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；2.依据煤炭资源地质勘探规范关于化工、动力用煤的标准：计算能利用储量的煤层最低可采厚度为0.8m，原煤灰分不大于40%。计算暂不能利用储量的煤层厚度为0.70.8m；3.依据国务院过函（1998）5号文关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；4.储量计算厚度：夹石厚度不

31、大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；5.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。6.煤层容重：3号煤层容重为1.45t/m3，9号煤层容重为1.49t/m31.7.5井田地质勘探井田地质勘探类型为精查，属详细勘探。河寺井田精查地质报告是由山西省煤化局地质勘探一对分别于1974年12月提出，于1975年3月13日经山西省煤化局批准了详查报告。井田范围内钻孔分布，井田内北部边界附近和西部及东部边界附近，钻孔布置较少；其它区域钻孔分布比较均匀，勘探详细。井田内

32、北部边界附近、西部边界附近以及东部边界附近属B级储量，断层附近属C级储量，其它区域为A级储量。高级储量占99.6%，符合煤炭工业设计规范要求。煤层最小可采厚度为0.8m。3号煤层最小可采厚度为4.40m，最大可采厚度为8.86m，平均5.3m。1.7.6工业储量计算矿井主采煤层为3号煤层，采用地质块段法。9号煤、15号煤（平衡表外储量）采用算术平均法。3号煤层工业储量计算根据地质勘探情况，将矿体划分为A、B、C三个块段，在各块段范围内，用算术平均法求得每个块段的储量，煤层总储量即为各块段储量之和。块段划分如图1.8。由图计算各块段面积分别为：图1.8 地质块段划分由图计算各块段面积分别为：Sa

33、= 16.42 m2；Sb= 9.45 m2；Sc= 11.26 m2；按下式计算：Zi = Si×Mi×ri （1.2）式中： Zi各块段储量，万t。Si各块段的面积，m2。Mi各块段内煤层的厚度，m。Ri各块段内煤的容重，均为1.45t/m3。A块段储量：Za = 16.42×5.3×1.45 = 12619（万t）B块段储量：Zb = 9.45×6.42×1.45 = 8797（万t）C块段储量：Zc = 11.26×5.3×1.45 = 8653（万t）则3号煤层工业储量：Zg3 =Za+Zb +Zc =1

34、2619 + 8797 + 8653 =30069（万t）9号煤层工业储量按下式计算：Zg = S×M×r （1.4）式中： Zg煤层工业储量，万t。S煤层面积，S = Sa + Sa + Sa = 37.1m2。M煤层厚度，1.62m。R煤的容重，1.49t/m3。则，9号煤层工业储量为：Zg9 = 37.1×1.62×1.49 = 8715（万t）1.7.7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。岩层移动角为

35、70°，表土层移动角为45°；3.维护带宽度：风井场地20m，村庄10m，其他15m；4.断层煤柱宽度30m，井田境界煤柱宽度为20m；5.工业场地占地面积，根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中第十五条，工业场地占地面积指标见表1.9。表1.9 工业场地占地面积指标井 型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.81.7.8矿井永久保护煤柱损失量1.井田边界保护煤柱井田边界保护煤柱留设20m宽，则井田边界保护煤柱损失量为392.86万t。2.断层保护煤柱断层煤柱留设20m宽，则断层保护煤柱损失量为：1

36、12.97万t。3.工业广场保护煤柱工业广场按级保护留围护带宽度15m，工业广场面积由表2.1确定，取30公顷。则工业广场保护煤柱压煤量为：403万t。4.大巷保护煤柱大巷中心距离为60m，大巷两侧的保护煤柱宽度各为60m，则大巷保护煤柱损失量为1274.94万t。5.井筒保护煤柱主、副井井筒保护煤柱在工业广场保护煤柱范围内，风井井筒保护煤柱在大巷保护煤柱范围内，故井筒保护煤柱损失量为0。各种保护煤柱损失量见表1.10。表1.10 保护煤柱损失量煤 柱 类 型储 量（万t）井田边界保护煤柱392.86断层保护煤柱112.97工业广场保护煤柱403大巷保护煤柱1274.85井筒保护煤柱0合 计2

37、183.81.7.9 矿井可采储量矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算：Zk = （Zg-P）×C （1.5）式中： Zk矿井可采储量，万t；P保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，万t；C采区采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85；地方小煤矿不小于0.7。则，矿井设计可采储量：Zk =（30069-2183.8）×0.75=20914（万t）矿井储量汇总表见表1.11。表1.11 矿井储量汇总煤层工业储量（Mt）（A+B）/（A+B+C）永久煤柱损失（Mt）矿井设计储量（Mt）

38、设计开采损失（Mt）设计可采储量（Mt）ABC3261.8237.741.1399.6%21.84278.8569.71209.14977.439.40.3299.6%6.6780.4816.164.38合计339.2547.141.4528.51359.3385.81273.521.8矿井设计生产能力及服务年限1.8.1确定依据煤炭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、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。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

39、复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；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（包括煤中煤质、产量等）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，反之则缩小规模。1.8.2矿井设计生产能力河寺井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，断层褶曲少，倾角小，厚度变化不大，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，媒质为优质无烟煤，交通运输便利，市场需求量

40、大，宜建大型矿井。确定河寺矿井设计生产能力为3.0Mt/a。1.8.3矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为：ZkA*KT= （1.6）式中: T矿井服务年限，a；Zk矿井可采储量，万t；A设计生产能力,万t；K矿井储量备用系数，取1.3；则，矿井服务年限为：T =27352/300×1.3 = 70.13a3号煤层服务年限为：T =20914/300×1.3 = 53.63a符合煤炭工业矿井设计规范要求。1.8.4井型校核按矿井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

41、开采能力井田内3好煤层平均5.3m，为特厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个大采高工作面保产。2.辅助生产环节的能力校核矿井设计为特大型矿井，开拓方式为双斜井单水平开拓，主斜井采用胶带输送机运煤，副斜井采用轨道辅助运输，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经顺槽胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，再经主斜井胶带运输机提升至地面，运输能力大，自动化程度高。副井运输采用绞车双钩串车提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用无轨胶轮车运输，运输能力大，调度方便灵活。3.通风安全条件的校核矿井煤尘无爆炸

42、危险性，瓦斯涌出量大，属高瓦斯矿井，须采取预抽瓦斯措施。矿井采用分区式通风，设两条回风大巷，东区、西区各布置一个风井，可以满足通风需要。4.矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足煤炭工业矿井设计规范要求，见表1.13。表1.13 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力（万t/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25°45°煤层倾角>45°600及以上8040300500703512024060302520459050252015930各省自定2井田开拓

43、2.1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媒体，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

44、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

45、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，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。2.2开拓方式井田开拓采用斜井单水平盘区式开拓，水平标高+560m，为进行高产高效矿井设计开采并结合本矿井实际情况，在井田内划分四个盘区，东区南翼为一盘区、北翼为二盘区；西区南翼为三盘区、北翼为四盘区。东区服务年限为26.5a，西采区布置与东区基本相同，服务年限为27.1a。2.3确定井筒形式、数目、位置及坐标1.井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，只有在地形条件合适，

46、煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。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。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、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。立井开拓不受煤层倾角、

47、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。本矿井煤层倾角小，平均3°，为近水平煤层；表土层薄，无流沙层；水文地质情况比较简单，涌水量小；井筒不需要特殊施工，因此可采用斜井开拓或立井开拓。经后面

48、方案比较确定井筒形式为双斜井。2.井筒位置的确定井筒位置的确定原则：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；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；井田两翼储量基本平衡；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；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；工业广场宜少占耕地，少压煤；距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。由于井田西部边界距侯月铁路很近，故为便于地面运输及工业广场布置，主井井筒位置布置方案也可以选择在井田西部边界附近。经

49、后面方案比较确定主、副井筒位置在井田中央。2.4工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田西翼中部。工业场地的形状和面积：根据表2.1工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为30公顷，形状为矩形，长边垂直于井田走向， 长为700m,宽为450m。2.5开采水平的确定及采盘区划分井田主采煤层为3号煤层，9号煤层由于含硫量高，近期暂不开采，后期根据需要可采用延伸井筒方式开采3号煤层以下煤层。设计中只针对3号煤层。3号煤层倾角平缓，为2°5°，一般3°，为近水平煤层，故设计为单水平开采。水平标高+560m，盘区式开采。3号煤层生产能力：可采储量

50、为209.14Mt，服务年限为53.63a。2.6开拓巷道布置3号煤层平均厚度为5m，赋存稳定，底板起伏不大，为近水平煤层，煤层厚度变化不大，且煤质硬度大。故矿井开拓大巷布置在煤层中，留大煤柱护巷，大巷间距60m。由于矿井瓦斯涌出量大，为满足回风需要，布置两条回风大巷。再布置一条主运输大巷，一条辅助运输大巷，共四条大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，辅助运输大巷和主运输大巷沿底板掘进，回风大巷沿顶板掘进。大巷位于井田中央，沿倾向布置，局部半煤岩及岩巷，巷道坡度随煤层而起伏,一般2°-5°，辅助运输大巷局部5°，主运输大巷上仓段局部7°。2.7方案比

51、较1提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：立井单水平开拓主、副井井筒均为立井，布置于井田中央，只设一个水平。由于辅助运输采用无轨胶轮车，爬坡能力强。大巷布置在煤层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷，如图2.1。方案二：主斜副立单水平开拓斜井提煤运输能力大，立井辅助运输能力大，为此提出主井采用斜井开拓，副井采用立井开拓。大巷布置在煤层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷，如图2.2。方案三：斜井单水平开拓（井筒位于井田中央）主、副井井筒均为斜井开拓，布置于井田中央，大巷布置在煤层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷，如图2.3。方案四：斜井单水平开拓（井筒位于井田边

52、界）主、副井井筒均为斜井开拓，布置于井田西部边界，大巷布置在煤层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷，如图2.4。2技术比较以上所提四个方案大巷布置及水平数目均相同，区别在于井筒形式和井筒位置不同，及部分基建、生产费用不同。方案一、二主井井筒形式不同。方案一主井为立井，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，主要缺点是井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，掘进速度慢，基建投资大；方案二主井为斜井，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；斜井井筒也可作为安全出口，井下一旦发生事故，人员也可从主斜井迅速撤离。井田内3号煤层厚度大

53、、倾角小、赋存稳定，涌水量小，立井的优点不突出，而斜井的提升能力大的特点很适合300Mt的特大型矿井的需要。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（见表2.1），在方案一、二中选择方案二：主斜副立单水平开拓。方案三、四主要区别在井筒位置不同，方案三井筒位于井田中央的储量中心，井下运输距离短，运输费用相对较低，但井田中央煤层距地表距离大，井筒长，基建费用多；方案四井筒位于井田西部边界附近，由于紧靠井田西部边界就是侯月铁路，可以减少地面运输距离及设备等费用，还可以利用部分井田边界煤柱，减少部分压煤。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（见表2.1），在方案三、四中选择方案三：斜井

54、单水平开拓（井筒位于井田中央）。图2.1方案一 立井单水平开拓图2.3方案三 斜井单水平开拓（井筒位于井田中央）图2.2方案二 主斜副立单水平开拓图2.4方案四 斜井单水平开拓（井筒位于井田边界）1. 主井 2. 副井3经济比较第一、四、五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，分别计算汇总于下列表中：见表2.2、表2.3、表2.4、表2.5和表2.6。表2.1 各方案粗略估算费用表(单位：万元)项目方案一 立井单水平开拓方案二 主斜副立单水平开拓基建费用/万元主井开凿290×0.82834240.22主斜井开凿1052.1×0.255268.29副井开凿290×1.06747309.57副立井开凿290×1.06747309.57井底车场1200×0.14819×1.05186.72井底车场1100×0.14819×1.05171.16小计736.5小计749.02生产费用/万