采矿专业毕业论文

1、1 矿区概述及井田地址特征11 矿区概述 交通位置 舍乌矿井位于曲靖市富源县境内，属老厂镇所辖。地理位置为东经220°11，北纬30°19。井田东西方向宽约2.6公里，南北方向长约5.2公里。 井田与书桌煤矿相连，西以嘎达断层与欣欣勘探区分界。富源县城至老厂55km全为弹石公路，矿区有3km简易公路与之相通，矿区亦有公路通达老厂至恩红煤矿和富源至老厂公路矿区往南至曲靖81km,往北经老厂至富源火车站60km。南距昆明213km，距越州镇57km，至沾柏（沾益柏果）支线富源站60km，至贵昆线曲靖站80km，至昆明197km，至贵阳417km，交通条件比较方便。见图

2、1-1交通位置图。 自然地理矿区内地势平坦，属云贵高原乌蒙山南段余脉。地面标高2000m左右，因地层近于水平且由飞仙关第三段泥质岩组成，地势高但地形平坦而开阔。井田内井田内村庄已搬迁，拟建工业广场南南面有部分民房，但所有居民已搬迁，属无人居住的空置房屋。当地土地利用现状主要以旱坡地为主，主要农作物有玉米、麦子、马铃薯和稻谷等。矿区内属亚热带高原型季风气候，年平均气温13.8°，最高气温34.9，最低气温-14.1°，12月至次年2月较为寒冷，有降雪和凌冻。年降雨量890.51353.3mm，主要集中在510月的雨季，其降雨量约占全年的8090%，最大连续降雨量229.2mm

3、。34月为旱季，降雨少而多风。主导风向。 图1-1 交通位置图为南南风，平均风速2.74.4m/s，最大风速23m/s。气候特点：春暖不稳，风高物燥；夏雨集中，涝旱兼有；秋温低，阴雨多；冬干冬暖，日照多据中国地震目录第二集（1960年版）称，云南省宣威、富源县等地曾发生强烈地震10次，按基本烈度表载，富源县地震烈度小于6度。根据云南省地震具1984年6月14日来函据中国地震烈度区划图（1：300万），舍乌矿井所在地区地震基本烈度为4度。 煤田开发简史舍乌矿井系云南省曲靖地区富源煤田中的一个井田，富源煤田除舍乌矿井外，其他还有大河、后所、老厂勘探区分别正在进行精查和详查勘探。矿边界地区仅有一对设

4、计年产21万吨的欣欣矿井位于舍乌矿井的西南部，东部嘎达煤矿一号井于98年5月建成投产，二号井正开始建井，年产60万吨，这些都为迅速开发舍乌矿区提供了有利条件。舍乌矿井从1978年开始，首先由云南省煤田地质局107队在本井田进行找矿工作。提交有富源县舍乌矿区找矿报告，而后，四川省地质局325队和煤田三队也都在此区的南部、西部和东部进行过工作，到1990年8月由云南省地质局11队正式提交云南省富源县舍乌煤矿井田地质勘探报告，勘探程度为精查。并经云南省地质局批准。云南省曲靖设计院于1992年7月完成舍乌矿井初步设计。由于原报告尚存不足之处，又经过补充工作，云南省地质局十一队于1994年9月又提出云南

5、省富源县舍乌井田补充验证报告，并经批准。舍乌矿井已于1995年开始投资兴建，单身宿舍和家属住宅已完成二千多万平方米。付井冻结管打下，基本面貌格局初步形成。 水源和电源在井田内有远景供水水源价值的，有两个含水组，即新生界中上部粉细砂含水组与石炭系含水组。其水量：新生界含水组2050t/h，石炭系含水组30t/h左右，水化学类型为重碳酸与硫酸型水，水质一般较好。可做工业用水，农灌用水和引用水。但新生界上部含水层中的水，含大肠杆菌数超过引用水标准，并含低氟，应加以处理。电源I、II回路自老厂35kv/10kv变电站10kv两段母线，线路长3km。1 . 2 井田地质特征 地层本层含煤地层由上至下简述

6、如下：1、原组（C3）：厚134149m，平均138m。岩性主要由隐晶质灰岩，泥岩组成。其次为砂质泥岩及砂岩。含煤610层（编号为一1一10）。仅一4煤层局部可采。顶部灰岩稳定，厚2m左右，为K3标志层，底部灰岩厚1317m，一般为15m，为K2标志层。2、龙潭组（P2l1-P2l3）：厚110m，由灰至灰黑泥岩，砂质泥岩，砂质泥岩及灰白色细至粗粒砂岩组成，含23层煤（编号为二1二3）其中二2煤层稳定可采。3、三叠系下统卡以头组（T1k）：厚73113m，平均108m。由砂岩，砂质泥岩，泥岩组成，功、含煤7层，（编号为：三1三7）。其中三2煤层比较稳定可采，三3和三5煤层局部可采，底部为鲕状铝

7、质泥岩是K4标志层。4、飞仙关组（T1f-T1f3）：厚度大于400m，底部K5砂岩标志层与下飞仙关组分界上部紫色斑状泥岩夹厚层砂岩，以K6长石英砂岩较稳定为标志层，含煤但无经济价值。附地质综合柱状图1-2。 勘探程度和地质构造：1、区域地层在该区出露较完整，主要有下二叠统茅口组海相沉积碳酸盐岩。上二叠统峨嵋山玄武岩组火山集块岩，火山熔岩、凝灰岩。龙潭组含煤岩系砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层、煤线。上三叠统卡以头组砂岩、粉砂岩。飞仙关组泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩；永宁镇组灰岩、泥灰岩泥质灰岩、杂色砂、泥岩等。区域及矿区位于扬子准地台（）、滇东台褶带（3）、曲靖台褶束，即宣威牛首山拱褶断束（34），富

8、源凹褶（34-3）。是一个上古生界及三叠系的坳陷带。燕山运动时形成褶皱断裂。根据大地构造形态发展特征，黔南煤田之滇东部分，以师宗弥勒大断裂为界，可分南北两个煤区。北煤区根据古陆的相对位置及现在的构造形态，可分为圭山、恩洪、富源、宣威等四个亚煤区。本工作区位于恩洪亚煤区，恩洪复式向斜中段南部。在漫长地史时期的发展中，特别是三叠纪以后，区域经受多期次的构造变形，造成区内不同方向，不同规模，不同性质，不同时期的构造形迹广泛发育，并控制了区域成煤盆地的空间展布，总体形成一幅由北东向构造，南北向构造，北北东向构造组成的褶皱断裂构造形态和特征。区域岩浆活动弱，主要由晚二叠世峨嵋山玄武岩、沉凝灰岩、火山集块

9、岩、角砾岩及少量与玄武岩同源异相的辉绿岩侵入岩体组成。矿区未见岩浆活动与动力变质作用。该矿井属于滇东煤田恩洪矿区老书桌井田。在矿区范围内，揭露及地表自然出露的地层，由老至新依次为：二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P2）、龙潭组P2l1-P2l3，三叠系下统卡以头组（T1k）、飞仙关组（T1 f 1-T1 f 3）；第四系（Q）。2、向斜：位于矿井范围中偏南部，纵贯老书桌井田南北，轴向大致平行F7-2-1，呈南北向展布，称燕麦山向斜，长度3000m，宽度13001500m，轴部地貌为高山平台，核部残存最新地层为T1f3，向斜宽缓、开阔，东翼地层倾向北南。倾角2°10°，南翼地层倾向

10、东北东，倾角2°7°，深部被F12-15切割，对开采有一定影响。断层：矿井范围内主要断层有8条（F46、F12-4、F12-15、F48、F7-2-1、f7、f8、F24）。F46：位于矿区南部边界，逆断层，长3.5km，走向020°，倾向90110°，倾角16°77°，落差60200m。区内共见比较明显的断层三条，近南北者以正断层为主，近东西以逆断层为主，详见断层特征表（表11）表11 主要断层特征表 断层名称性质走向倾向倾角落差（m）备注恩洪断层正北北东北西西70°180250落差南大北小为西部边界F4断层逆北东北西40

11、°15F25断层正北东南东77°22 水文地质1含水层（1）奥陶系灰岩含水层，距二2煤底板180m左右，据区域资料单位涌水量0.1123.152升/秒米，渗透系数0.1695.0195m/日，为硫酸型水。（2）峨眉山群灰炭含水层：含灰岩810层，平均累厚64m，据301孔混合抽水资料，单位涌水量1.073升/秒米，渗透系数1.98m/日，308孔对上部四层灰岩混合抽水，单位涌水量0.00046升/秒米，渗透系数0.00148米/日，水质类型为硫酸钾钠型水。309孔对上部四层灰岩混合抽水资料，单位涌水量为3.69升/秒米，渗透系数为9.04m/日，为硫酸钙钾钠型水。总的看来，

12、该组灰岩以2、3、48层灰岩较厚，尤以2、8层富水性较强，K3岩（顶部灰岩）富水性较弱。浅部及靠近风氧化带水量较大，深部度小。（3）二选系砂岩含水组：（）飞仙关组砂岩：13层，总厚度227m，据403孔抽水资料，单位涌水量0.048升/秒米，渗透系数0.371米/日，为硫酸型水。下飞仙关组砂岩：一般含砂岩56层，北部最多达18层，南部可见12层，厚595,88m，平均厚46.69m，据2203孔抽水资料，单位涌水量0.036升/秒米，渗透系数0.064m/日，属硫酸钠型水。上飞仙关组砂岩：为46层，厚度50m左右，其中以K5、K6两层砂岩厚度较大，一般为14m和33m左右，含水丰富，据付井检查

13、孔抽水资料，K6砂岩单位涌水量为0.672升/秒米，渗透系数233米/日，K5砂岩单位涌水量为0.121升/秒米，渗透系数不清0.568米/日，主、付井检查孔均在此层发生严重漏水。风化带裂隙水：一般含水性弱，据301孔抽水资料，单位涌水量0.023升/秒米，渗透系数0.118米/日，为硫酸钠镁型水。（4）新生界砂砾石孔隙含水组（）下部为粘土，粉细砂和泥质胶结的砂卵砾石含水层，一般埋藏在90m以下，据403孔抽水资料，单位涌水量0.00798升/秒米，渗透系数0.029m/日，为硫酸、重碳酸型水。中部以褐色黄粉细砂和黄色粉细砂、细中砂为主，埋深在2090m，含水砂层24层，厚7.0632.8m，

14、平均18.33m，含水丰富，单位涌水量为0.640.72升/秒米，渗透系数3.614.9米/日。上部主要为埋藏在20m以内的粉细砂，含砂12层，平均厚10m左右，经民井简易抽水，单位涌水量为1.5616.713升/秒米。2断层导水性西界恩洪断层属张扭性构造落差大，可能含水丰富，开采时应采取有效防水措施，对区内落差大于50m的断层，有可能与太厚灰岩对口，也应引起注意。3邻近矿井水文地质情况：欣欣井田：1990年8月26日，主井筒掘进170m左右上峨眉山组砂岩地层中造成淹井，当掘到1509m时，涌水量达164t/h，到185m时，涌水量为114t/h，到3月6日止，水量增加到235t/h，付井掘进

15、飞仙关组砂岩时，也曾出现淹井事故，排水量达每小时200多吨。因此吉克矿井在上飞仙关组地层中掘进井巷时，尤其是K6，K5砂岩厚度大，富水性强，必须采取相应技术措施，予防突水事故发生。书桌一号井矿井涌水量，先随巷道增长而增大，至一定长度时，又逐渐减小并渐近稳定，即由320m3/h增至401.9m3/h，现达375m3/h左右，书桌矿的矿井涌水量亦有上述相同规律，最大增至499m3/h，现保持120130m3/h，两井均以消耗静水储量为主，书桌一号井的奥陶系灰岩与复盖层因通风化带，故水位变幅一致。与大气降水有关。含水组因连续排水，致使水位持续下降，该井排水可能影响本井田。4矿井预计涌水量在生产过程中

16、，可以会引起矿床充水的主要来源是煤系地层本身的砂岩裂隙水，其它含水组，因受相应的隔水层所阻，一般不易造成矿床充水。矿井涌水量预计结果如下（1600）水平：三2煤层顶板砂岩水其正常涌水量为522m3/时，最大涌水量793m3/h，二2煤层顶板砂岩水正常涌水量为403m3/h，最大涌水量为462m3/h。如同时开采三2煤和二2煤的正常总涌水量为925m3/h，井筒涌水量为731m3/h。考虑设计中开采顺序的关系，如先采二2煤，后期二2与三组煤配采，则矿井初期带区涌水量选用522m3/h（正常）和793m3/h较为合适。 对勘探程度的评价通过74年精查勘探和83年补勘工作，查明了区内的构造形态。煤层

17、产状以及可采煤层的层数、层位、厚度、结构及可采范围等。基本查明了各煤层煤质特征。对开采技术条件也作了明确论述。对水文地质条件等方面都作了基本的了解。总的看来，可以作为设计依据，该报告存在的主要问题是：1基础资料内容不够齐全。2钻孔虽有测斜资料，但在剖面和平面图上没有进行校正和反映。3三3、三5煤层对比的可靠性差，部分钻孔勘探质量较低，不宜圈定高级储量。4三组煤没有正式筛分资料5水源未有正式资料。鉴于该报告存在的问题，在今后的工作中应加强对三5煤的煤层对比工作，并对其可采性作进一步的了解和评价。另一方面，该区对断层的导水性未作专门了解。边界恩洪断层落差较大，今后在施工时接近断层处应采取边探边掘的

18、方法。1 . 3 煤层特征 煤层埋藏条件1. 煤层本井田煤系地层总厚760m，含煤27层，其中可采煤层为峨眉山组的二2煤，下飞仙关组的三2、三5、三3煤。二2煤为主要可采煤层，三2次之，三3、三5煤局部可采。（详见可采煤层特征表1-2） 表1-2 可采煤层特征表 煤组煤层两极厚度一般间距(m)煤层结构顶底板岩性稳定性可采程度倾角(°)容重t/m3一般厚度（m）飞仙关组三5普遍含一层夹石，一般为0.3m厚泥岩或砂质泥岩较稳定局部可采5°左右，露头线处变为10°1.4318三3一般含一层夹石，厚0.3m左右泥岩不稳定局部可采同上1.438三2无夹石砂岩较稳定可采同上1

19、.43根据基岩风化带深度，在基岩界面下垂深1020m，平均深度15m，同时在接近露关处采集了煤层样品：分析结果灰分增高。结合邻区有关资料，煤层风氧化带深度的下限定为基岩界面以下垂深15m。2. 煤质本井田各煤层均为低磷、低硫，中等灰分的烟煤，（详见煤质特征表1-3-1、表1-3-2），根据矿基建巷道中用放炮的方法采取的二2煤层的筛分大样，筛分结果块煤（大于25mm）占24.22%，见表1-4，1-5。在筛分大样中采取了半工业试验，试验结果如表1-6，1-7。、瓦斯、煤炭及自燃情况补充勘探中，共采瓦斯样17个，合格的有3个样，可作为参考的有7个表1-3 原煤分析结果表煤层变化情况原煤分析结果Wf

20、 (%)Ag(%)Vr(%)Sg(%)发热量焦渣特征Pg%容量QgDT卡/克QrDT卡/克二2最小0.799.447.670.326230820010.0031.37最大2.6125.4010.840.827690858430.0091.47一般1.2714.349.530.437000840030.0061.41三2最小0.7315.518.140.386420825010.0051.41最大3.3623.9711.610.957020848030.0091.45一般1.3418.059.840.506807836020.0071.42m3/g，二2煤1700m水平以上为N2CO2带，CH4

21、含量0.14cm3/g，1700m以下多为N2CH4带，CH4含量为4.90cm3/g，因此，根据煤炭资源地质勘探规范的规定，应属低沼气矿井。但应注意瓦斯含量由浅部向深部增加的趋势。能过三层煤的煤炭采样试验，均有爆炸性危险，见表1-8。根据实验室采用“着火温度降低值测定法”，结果还原与氧化着火温度差一般在36，不具自燃性，嘎达煤矿投产10余年也未见自燃现象。见表1-9。表1-4 二2煤原煤筛分结果表备注+15025mm块度的煤进行了手选筛前煤样重量（Kg）21008.3重量（Kg）677.230.9214.8922.9120.1299.41092.61466.841451881.32253.2

22、195.72448.92844.83932.0628.31958.53902.014265.620611.3实收率%3.220.151.024.390.571.435.106.981.978.9510.130.9311.6613.5418.727.759.3218.5767.9067.98产品名称煤夹矸煤矸石计小夹矸煤矸石小计煤矸石小计煤矸石小计煤煤煤煤煤煤块度级别（mm）1501501001005050252513136633110250累计 表1-5 二2煤层筛分大样各块度级煤质特征表 +1501501001005050252513136633110平均备注Wf%1.010.911.041

23、.101.201.031.331.141.09块度单位mmAg%21.414.617.317.4518.3615.414.714.516.7SgQ%0.320.340.340.340.350.350.350350.34Vr%15.511.112.210.559.438.889.079.0510.6QgD616070406770687068407150721072006910表1-6 半工业性试验 工业分析灰熔点热稳定性Wf%Af%Vr%粘结性17QfDTSfQT1T2T3Kp6Kp3Kp11.0916.769.05167260.4212701310132027.776.542.51Vr11.0

24、4 表1-7 半工业性试验 强度m/m%可磨性kOBTN结渣性>6m/m%200公斤/米2时强度400公斤/米2时温度600公斤/米2时温度1.0392.3414557.8914909.79>1500元素分析固定碳%GfHfNf14.043.0673.10表1-8 煤尘试验成果表 孔号样号煤层号火焰长（nm）加岩粉量/%有无爆炸性109M3二2无火508M3二21050有005 M1二2550有109 M2三3无火508M2三2火星长50有109 M4三5无火 表1-9 自燃性成果表 孔号样号煤层号燃点温度（）备注原样氧化还原109M3二2409400还原未测508 M3二2388

25、386389T=3005M1二2386384389T=5109 M2三3401396还原未测508M2三2389387393T=6109M4三5402401还原未测2 井田境界和储量2 . 1 井田境界根据舍乌井田地质勘探资料，结合构造和边界关系，确定舍乌井田境界如下：南起二2煤层露头；北暂以F4断层为界（大致在二2煤1200m等高线处）；东以欣欣与嘎达煤矿二号井相毗连；西以书桌断层为界与阿行勘探区相邻。井田东西走向长约2.6公里，倾斜长近5公里，面积约13平方公里。图2-1 井田赋存状况示意图 2 . 2 矿井工业储量 储量根据煤炭资源地质勘探规范（试行）的规定，计算储量的煤层最小可采厚度为

26、0.8m，最高可采灰分为40%。根据计算，本井田的地质储量为9622万吨，工业储量为9622万吨，全井田高级储量占工业储量的84.1%，扣除工业广场，井田境界、断层、防水煤柱及开采损失后，可采储量为6554.2万吨。深部尚有远景储量。（详见地质及可采储量汇总表2-1，2-2）。在计算煤柱时，断层煤柱是根据落差的大小及水文地质条件的复杂程度分别在断层线的两侧留设20m或50m作为断层煤柱，东部边界留40m作为境界煤柱。煤层水平工业储量地质储量A+B+C+D备注二2195016003554 81.0 3554 C=75%1600以下1925 81.0 1925 合计5479 5479 三21950

27、16003389 89.0 3389 C=80%1600以下754 88.0 754 合计414341432 . 3 矿井可采储量 计算可采储量时，必须要考虑以下储量损失 1 工业广场保安煤柱；2 井田境界煤柱损失；3 采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失；4 建筑物、河流、铁路等压煤损失；5 其它各种损失。 各种煤柱损失计算1 工业广场煤柱损失本矿井设计年生产能力为90万t/a，按煤矿设计工业规范，占地面积应在90×0.8/1090×1.1/10之间，即4055公顷之间，本设计工业广场取48公顷，长、宽分别为300m、300m，工业广场位置煤层深度约1600m，煤层倾角1

28、0°。工业广场围护带宽度取15m。则工业广场压煤为： 图2-2 工广煤柱计算图 如上图，=40°，=70°，=10°，h=132.3m，=70°。则有，h1=q×tg,s=h×cot,h2=(q+s+430/2) ×tg且 h1+h2+h=412.3，q×tg+(q+h×cot+430/2) × tg=412.3-h带入数据，得，q=76.31同理，h4=l× tg，则有，h4-h3+h=412.3带入数据得，l=131.03图2-3 工广煤柱计算图 s=h×cot

29、=157.7, H1=79.5×tan70°+132.3=341.96H2=l×tan70°+h=492.30 s2=(H1-h)× tan20°=76.31S3=(492.30-76.31)× tan20°=131.03q2k2=2s2+2s+330=797.96q3k3=2s3+2s+330=907.4w1=76.31+322.67=398.98w2=322.67+131.03=453.7w=852.68同理，三2煤的计算结果为q=56.6, l=116.6, H1=288.0, H2=453.0, q2k2=

30、757.6, q3k3=876.4, w=918.6则工业广场压煤量二2煤：Q= （q2k2+ q3k3）×h/2=479.1万t三2煤：Q=（q2k2+ q3k3）×h/2=322万t上式中 h，h为梯形煤柱的高。2 边界煤柱、风化带保护煤柱及断层煤柱的煤量详见表2-2。表2-2 矿井可采储量汇总表 单位：万吨煤层工业储量永久损失开采损失可采储量风化带断层工业场地边界煤柱小计二2547966.9302.4479.1139987.41923.23555.8三2414355.8212.3322152742.11081.83061.2根据地质勘探资料显示，其中高级储量为：274

31、.627+160.385=435.005 Mt，约占工业储量的70.9%，符合设计要求。3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3 . 1 矿井设计生产能力及服务年限 矿井设计生产能力及服务年限1确定矿井设计生产能力的依据鉴于本井田煤层开采条件好，储量较丰富，深部尚有远景储量。矿井总的工业储量为9622万吨，可采储量为6554.2万吨。根据经济和技术条件，井型定为90万t/a。 2矿井及水平服务年限全矿井服务年限为56.1年，其中1600水平以上服务年限为38年，备用系数为1.3，详见表2-3 表2-3 服务年限表 水平工业储量（ 万t）可采储量（ 万t）服务年限（年）16

32、00以上69424500.6381600以下26792053.618.1合计96226554.656.1 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等因素对矿井型加以校核：1）煤层开采能力舍乌矿区煤层为中厚煤层，倾角上部平均较小，地质构造简单，赋存较稳定，根据现代化矿井的“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采工作面的同时具有一个准备工作面来保产。2）辅助生产环节的能力校核本设计矿井为中型矿井，开拓方式为立井开拓。由第四章矿井开拓可知：主井用两对8吨底卸式提煤箕斗，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带区煤

33、仓，在用电机车牵引至井底车场，运输能力也很大，自动化程度较高，原煤外运不成问题，辅助运输采用一对3t矿车双层单车普通罐笼，同时本矿井立井井底车场只为副井服务，该车场调车方便，通过能力大，能满足矸石、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）通风安全条件校核本矿井煤尘具有爆炸性，瓦斯含量低，属于低瓦斯矿井，水文地质条件较简单。实际涌水量较大，但在副井中铺设两趟排水管路可以满足排水要求。矿井采用中央并列式通风。由第四章矿井开拓可知：本矿井通风条件也满足要求。本井田内有若干断层均已查明，但由于落差不大，对采煤基本无影响。所以各项安全条件均可得到保证，不会影响矿井的设

34、计年生产能力。4）储量条件校核（1）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/（A×K） （3-1）式中：T矿井设计服务年限，年；Z矿井可采储量，6554.2万吨；A矿井设计生产能力，90万吨/年；K储量备用系数，取1.3；由式（3-1）可得：T=6554.6/（90×1.3）=56.1年。（2）第一水平服务年限由表2-3可知，第一水平的服务年限为38年，符合要求。根据设计规范的要求：90万吨/年的中大型矿井服务年限不小于45年，开采025o的煤层的矿井第一水平服务年限不应小于30年，由以上计算可知：本矿井服务年限为56

35、.1年，第一水平服务年限为38年，所以本井田的储量条件完全符合初步确定的90万吨/年的生产能力的要求。3 . 2 矿井工作制度按照关于煤炭设计规范中若干条文修改决定的说明第二条：“而我们原规范定为300天，每天净提升时间为14小时。但实际工作日一般都在350天左右，每天提升时间为1820小时”。据此，本矿的矿井工作制度确定为：年工作日330天，“三八”制作业（二班生产，一班准备、检修），净提升时间为16小时。4 井田开拓4 . 1 井田开拓的基本问题 井田内地质构造、煤层及水文条件对开采的影响本井田断层不多，对平采影响不大，本井田煤层倾角小（最大不超过12°）。井田内有流沙层，表土冲

36、积层厚，含水丰富，矿井走向短。各岩层赋存较稳定。本井田可供开采煤层两层，自上而下为三2和二2（主采煤层）。井田煤层属低瓦斯煤层，不具自燃性，煤尘均有爆炸性危险。煤层顶板砂岩裂隙水量较大，1600m以上三2正常涌水量为522m3/h，最大793m3/h，二2煤正常涌水量为403m3/h最大462m3/h，顶板砂岩水对开采影响较大，必须坚持先探放后采掘的原则，或采用注浆等特殊施工法开拓开巷。1 开拓形式的分类根据不同井筒形式，可将矿井开拓分为平峒、斜井、立井、综合开拓四种形式。2 开拓形式的特点和使用条件。 平峒开拓是最经济和最简单的一种开拓方式，系统简单、施工容易、建井期短，基建投资和生产成本低

37、，井下不需井底车场，地面不需安装提升设备，减少了矿建、土建的工程量，但是平峒开拓要受地层及煤层埋藏条件的限制，在地形为山岭、丘陵的矿区广泛采用。 斜井开拓和立井开拓相比，施工技术比较简单、建井速度比较快，工期短，投资小，井筒装备和地面工业设施比立井开拓简单，井底车场也比较简单，工程量少。多水平开拓时，石门的掘进量和运输量均比立井开拓要少，水平延伸方便，特别是采用胶带输送机提升时，提升能力与深度无关，增产潜力大，可连续运输，易于实现自动化。当采用钢丝绳胶带输送机时，还可以兼作提升人员用。但斜井同立井相比，也有其缺点：同样的开采深度，斜井井筒较长，因而井筒铺设的管路、电缆以及其它线路的长度比较大，

38、采用绞车辅助提升速度小，因井筒长而使提升能力减小，同时井筒受自然条件影响较大，如采用箕斗或串车提升，就需分段提升，这技术上，经济上是不合理的。当表土层厚，含流砂层时，斜井穿过长度大，施工复杂，当围岩不稳定时，斜井井筒维护困难、维护量大。另外，煤层倾角对斜井开拓有一定的影响。当倾角较大时，采用与煤层角度一致的斜井，提升方式和提升能力均受到限制；当斜井从顶板进入的穿层斜井，井筒保安煤柱将需增大。斜井开拓适用于煤层赋存较浅，表土层不厚，水文地质条件简单的缓倾斜或倾斜煤层。 立井开拓适应性强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件的限制。立井的井筒短、提升速度快、提升能力大，对辅助提升特别有利；

39、对井型特大的矿井，可采用大断面的立井井筒，装备两套提升设备；井筒的断面很大，可满足大风量的要求；由于井筒短，通风阻力小，对深井更为有利。其缺点与斜井对应。因此在地质条件不利于采用平峒或斜井时，都可考虑采用立井开拓。对于煤层赋存较深、表土层厚，或水文情况比较复杂、井筒需要特殊施工，或多水平开采急斜煤层的矿井，一般都应采用立井开拓。对于倾斜长度大的井田，采用立井多水平开拓能较合理的兼顾浅部和深部的开采，也是比较有利的。 开拓方案的技术经济比较根据本区表土冲积层厚，含水丰富，并有流砂层，矿井走向短等特点，采用立井及阶段石门开拓方式，设计时提出三个开拓方案，现将其简图列于图4-1。方案一方案二方案三图

40、4-1 矿井开拓方案以上三方案均为立井多水平走向长壁开采，因为矿井涌水量较大（三2正常涌水量为522m3/h，最大793m3/h，二2煤正常涌水量为403m3/h最大462m3/h，顶板砂岩水对开采影响较大），考虑到倾斜长壁开采上下山联合开拓时，俯斜开采会有很大的困难，工作环境恶劣，故未考虑采用倾斜长壁法开采。（1）开拓方案技术比较：小计3400.1生产费项目工程量费用一水平提升1785.61648.11排水23313.85478.8二水平提升1670.46702.4排水154955469.8小计19299.1总计22699.2开拓方案的技术经济比较表4-1-5方案方案1方案2方案3费用/万元

41、21372.72139722699.2百分比/%100100.11106.2注：以上比较中，相同的巷道及费用没有计入。从上表可以看出，方案1和方案2相差不大,只有0.11%，而方案3比方案1和方案2高出约6%，考虑到方案3在进行延伸的时候对生产的影响较大，影响周期较长，并且方案3需要开凿很长的石门，不符合“多掘煤巷，少掘岩巷”的精神，而方案1和方案2则没有此种缺点。故选用方案1和方案2进行经济比较。（2） 经济比较表4-2 建井工程量比较表 生产经营费项目方案一项目方案五工程量单价费用工程量单价费用运输提升运输提升带区上山带区上山一区段11040.460 507.8 一区段11040.460

42、507.8 二区段9340.435 406.3 二区段9340.435 406.3 三区段7640.420 320.9 三区段7640.420 320.9 四区段5940.400 237.6 四区段5940.400 237.6 五区段4240.380 161.1 五区段4240.380 161.1 六区段2540.360 91.4 六区段2540.360 91.4 七区段860.3429.24七区段860.3429.24带区下山带区下山一区段806.60.565 455.7 一区段806.60.565 455.7 二区段648.30.550 356.6 二区段648.30.550 356.6

43、三区段489.80.535 262.0 三区段489.80.535 262.0 四区段331.50.515 170.7 四区段331.50.515 170.7 五区段1730.495 85.6 五区段1730.495 85.6 立井提升立井提升一水平1785.60.923 1648.1 一水平1785.60.923 1648.1 二水平1670.40.923 1541.8 二水平1670.40.923 1541.8 斜井提升9082.80.648 5885.7 斜井提升9082.80.648 5885.7 带区上山维护带区上山维护一水平19.5336.520 713.2 一水平10.2636.

44、520 374.7 二水平14.336.520 522.2 二水平13.8536.520 505.8 排水排水一水平7766.60.2355478.8一水平7766.60.2355478.815547.215547.2二水平69900.3535469.8二水平69900.3635624.78505.38505.3总计24344.54总计24144.54注：以上比较需要说明的是：1) 两方案的各带区上部、中部、下部车场数目相同，开掘单价近似相同，基建费也无差别，故未对比计算；2) 由于两层煤的上、下山中有的运输单价相同，在计算中合并。另外，两煤层的第二水平因为运输费用相差不大，未计入比较；3)

45、井筒、井底车场、主石门等均布置于坚硬的岩层中，它们的维护费用低于5元/a·m，故比较中未对比其维护费用的差别；4) 在以上的经济比较中，所使用的单价均取自煤矿生产经营指标，个别单价按实际情况略有改动；5) 工程量的单位是：万t·km-1；单价的单位是：元·(t·km-1)；费用的单位是：万元。（3） 综合比较从以上比较看出，两方案总体的费用相差不大，且技术上都可行。但方案2始终比方案1略低，初期投资也比方案1低，在延伸的过程中，方案2比方案1的影响也小。综合考虑，选用方案2，即选用立井多水平上、下山联合开拓的系统来设计本井田。本井田开拓方式： 1600、

46、1400水平均是上下山开采，表达方式为：上山下山，上山下山。因为是走向长壁式开采，开采顺序以二2煤为例，先采1600m水平以上煤层，次采水平以下煤层。为了解决1600m水平以下的开采排水问题，考虑提前将1400m水平巷道掘出，便于采空区水流向1400m水平。同样，三组煤开采亦是如此，该开拓方式优点：开采下山煤层时，能解决煤流反运问题；缓和水平接替紧张状况。 井筒数目和位置选择矿井移交生产时三个井筒，即主井、副井。井筒要合理布置，选择井筒位置时要考虑的主要条件：地面条件：包括A.工业广场的占地面积；B.地形与工程地质条件；C.煤的运向；D.生产建设条件与住宅区位置。井下条件：包括A.尽量使运输路

47、线最短；B.地质条件；C.尽量减少煤柱损失； D.勘探程度与初期工程量。综合以上原则，兼顾舍乌矿的实际情况：井田范围内存在一块风氧化带；井田走向短，倾向长等特点，确定井筒的坐标分别为：主井：X=2805159.933, Y=35418457.266, Z=2011副井：X=2805130.289, Y=35418462.279, Z=2008 水平划分及阶段垂直的确定因本井田走向短，而倾斜较长，故采用两个水平开拓全井田。为减少阶段石门长度，同时考虑上山斜长一般不宜超过1500m，一水平确定在1600m；二水平确定在1400m。由于本井田是缓倾斜煤层，浅部倾角略大（12°），

48、向中部逐渐变缓（10° 4°），因此各个水平的阶段垂高不一样，浅部大，深部小。各阶段的斜长及垂高详见阶段主要参数表，表4-2 阶段主要参数划分阶段数目/个阶段斜长/m水平垂高/ m水平实际出煤量/万吨水平服务年限/年4二2一水平上2219.3二2一水平下山1000二2二水平上山12502561138.512.6二2二水平下山12004三2一水平上919.1三2一水平上山800三2二水平上山1400256441.234.9三2二水平下山1050 防水煤岩柱的分析及尺寸确定：1本井田影响浅部煤层开采的主要水体是表土层底部的含水

49、砂层，在含水砂层与基岩之间一般都有一层粘土，使表土与基岩水力联系很微弱，有利于缩水防水煤岩柱。2本井田基岩顶部有1020m风化带，它对水体下采煤有很好的保护作用，若其正处于导水裂隙带顶部，由防水作用更大。因为风化带岩石松软，温水体积增大，将裂隙弥合封闭。相对地降低裂隙带高度。根据以上分析，本设计按50m防水煤柱考虑。防水煤岩柱计算详见表2-5。 矿井开采顺序，煤层带区划分和配采关系本井田三5煤与三2煤相距较近，两层煤采取联合布置方式，二2煤与其相距较远，单独布置回采巷道：初期先采1620水平以上的二2煤，采完后再采1620水平以下的，并与三组煤配采。见表2-6带区接续表，1620水平以上的二2

50、煤，编号为二2煤的一带区；16201500m为二2煤的二带区；1500-1400m为二2煤的三带区，1400m以下为二2煤的四带区。三组煤带区划分和配采关系：1850m防水煤柱线至1650m为一带区，此带区与二2煤二带区配采；16501500m为三组的二带区。与二2煤的三带区配采。1500m水平以下三5煤已不可采，因此，16501500m为三2煤的三带区，此带区与1500m水平下山二2煤的四带区配采。依次类推。 迁移村庄的建议根据移交带区工作面条带布置情况，矿井投产时不影响村庄，投产半年即要迁出书桌村，待一年后再迁新泉村庄，以后视生产情况再迁砍坝等村庄。4 . 2 矿井基本巷道 井筒用途及装备

51、1.主井：井筒净直径5.0m，装备一对8吨同侧装卸箕斗，罐道梁选用I20bz字钢。梁层间距4.168m，要用钢牛腿托架和树脂锚杆固定方式。罐道选用43公斤钢轨。后期二水平生产时，该井筒兼作回风之用。井筒施工时请预留上下风道的位置，上风道口在锁口内，下风道的底板标高1582.6m，半圆拱净断面3600×3400（宽×高）。井筒平面布置见2-3图。2.副井：井筒净直径6.0m，用作全矿井升降人员，下材料设备及作为辅助提升，亦为全矿井新鲜风流入口，井筒装备一对一吨双层四车罐笼（胖罐宽度为1500mm，瘦罐为1020mm），采用2C18槽钢组合罐道。井梁固定方式同主井。井筒内设有金属梯子间，作为矿井安全出口，梯子间及罐道深层间距为4.0m。井筒内布置排水管D273mm三趟。其中备用一趟；压风管D194mm一趟；通讯、动力电缆等，井筒平面布置图见图2-4。 井壁结构1井筒穿过第四纪表土层，厚137.15144.13m。