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1、1 矿井概况1.1井田概况及地质特征 井田概况阳煤集团一矿位于山西省阳泉市西北部和县东南部，落燕庙梁分水岭便是阳泉市、盂县在井田内的行政分界线。井田西部、南部和东部分别为阳泉市旧街、兴辛及平坦乡管辖；西北部、北部分别归孟县的南娄、路家村乡及阳泉市的燕龛乡和萌营镇管辖。一矿的交通条件极为方便，工业广场旁有铁路专用线与电气化双轨石太线阳泉车站接轨，运距10km。一矿的公路往南行2km至赛鱼与主要公路干线（石家庄太原）相接，通向全国各地。阳泉市内有一路公共汽车和本集团的通勤车直达一矿，交通十分方便。其交通位置图如图1-1-1。 图1-1-1 阳煤集团一矿交通位置图地形地貌本井田位于太行山北段西翼，以

2、落燕垴庙梁佛爷梁王兰山刘备山分水岭呈大致东西向横贯井田中南部，形成中部高而南北低的地势。井田内地形切割强烈，南坡较北坡更甚，“U”字形、“V”字形冲沟极为发育，其山脊与沟谷多数呈大致北北东向排列于分水岭两侧，尤如羽状，形成了复杂的中低山地形地貌。最高点落燕垴，标高为766.3m，一般相对高差为300m左右。本井田总的地形地貌特征是：坡陡谷深，地表裸露，植被较少。 矿区水文情况本井田河流属海河流域的滹沱河水系。分水岭南坡为桃河水系，主要有保安沟河、芦湖沟河和蒙村河等河流。保安沟河源于后山村一带，由北东、南西向流经本井田西南部及三矿井田西部，至旧街汇入阳泉市最大的河流桃河。芦湖沟河源于常家山、石家

3、山一带，从东南部流经三矿井田中部，至坡头村而汇入桃河。蒙村河源于刘备山、王兰山、 拉梁一带，分别流经井田内东部的曹黄沟、王兰沟、老坪沟于庙上村相汇，至赛鱼汇入桃河。分水岭北坡为温河水系，主要有召山河（由巨沟河、高家沟河、红简沟河、杨家峪沟河汇集而成）、燕龛河（由蔡家峪沟河、回沟峪沟河、羊皮凹沟河、张花沟河、西沟河汇集而成）、元子沟河、白家沟河、鸽子塄沟河等支流，都自南而北注入10km以外的温河。召山河源于四亩堰、营房沟一带。燕龛河源于枪杆梁、木耳梁、王兰山、老虎梁一带。元子沟河、白家沟和鸽子塄沟河源于本井田北部、西北部。这些水系的基本特点是受季节性控制明显，为间歇性河流，冬、春季节往往干涸无水

4、，唯到每年的69月份雨季时，常因山洪暴发流量剧增，切割强烈。特别突出的是1966年8月23日，在1小时内的降雨量为50mm，蒙村河最大流量为367200m3/h，最高洪水位为1.2m、老坪沟河最大流量为255502.80 m3/h。1983年5月连续降暴雨后，召山河最大流量可达169200m3/h。 气候特征根据阳泉气象局和盂县气象站历年观测的统计资料，基本情况如下：（1） 降水量阳泉年最大降水量866.4mm，年最小降水量240.4 mm，平均降水量566.5 mm；盂县奶奶最大降水量817.6 mm，年最小降水量302.6 mm，平均降水量576.5 mm。每年降水主要集中在7、8、9三个

5、月，如1966年8月23日，阳泉一天内降雨量达261.5 mm，1963年8月2日到10日盂县连续降雨达236.7 mm。这三个月的降水量一般均占全年总降水量的70%以上。（2） 蒸发量阳泉年蒸发量最大2381.9 mm，最小1319.1 mm，历年平均1885.9 mm；盂县年蒸发量最大2280.8 mm，最小1730.4 mm，历年平均1919 mm。蒸发量大雨降水量3倍多，所以气候干燥。（3）气温阳泉年平均气温最高17.1，最低5.5，历年平均10.9；盂县年平均气温最高15.2，最低3.1，历年平均3.1。阳泉极端最高气温40.2，最低气温19.1；盂县极端最高气温37.4，最低21.

6、6。（4）风速在1989年8月24日20时10分至20时25分，阳泉市遭到一次罕见的飓风暴雨、冰雹的袭击，最大风力12级，最大风速为35m/s，为阳泉市历史上的最大风速。其次是1959年4月14日，风速为28 m/s（W风），历年平均1.7 m/s。盂县最大风速为20.7 m/s（西北风），历年平均为2.6 m/s。（5）绝对湿度阳泉市历年月最大34.1毫巴，最小0.4毫巴，历年平均8.9毫巴；盂县历年月最大30.9毫巴，最小0.1毫巴，历年平均8.2毫巴。（6）霜雪期（冰冻期）阳泉最早初霜期1980年9月23日、终霜期1963年4月29日，最大冻土深度0.68m；盂先平均初霜期10月上旬、终

7、霜期4月上旬，最大冻土深度0.88m。从以上情况可以看出：本井田属于温暖带大陆性半干旱季风气候。 小窑情况在我矿井田东部，从老坪沟至曹黄沟一带的3号煤层露头线分布有老窑14处，都是附近农村开采，其生产规模不大，开采深度浅，都于我矿建井前停采。现在我矿各煤层的开采都远离老窑分布区进入深部开采，对我矿安全生产不会有较大影响。目前，在我矿井田范围内开采的小煤矿有9个。此外，半坡村小煤矿伸进我井田内一部分（指半坡村15号煤层）。这几个煤矿中，15号煤层目前尚未发现有严重超界情况，3号及12号煤层小窑与我采空区打透的情况时有发生，导致雨季井下涌水量增加，或打透我采空积水区。由于3号煤层东部处于露头区域，

8、农村时有随意开口挖煤的情况，较难控制，对一矿安全生产存在一定的不安全因素。1.2 井田地质特征 地层本井田为石炭一二叠纪系地层，即为本溪组、太原组和山西组。太原组含煤性最好、其次为山西组，本溪组含煤性最差。先根据井田地质资料由老到新叙述如下：（1）石炭系中统本溪组：由灰色、浅灰色铝土矿、铝土质泥岩、粉沙岩、细砂岩和石灰岩组成。铝土岩、铝土质泥岩具有鲕壮质泥岩，且上部的铝土质泥岩较稳定，厚约4 m左右。铝土含量底部一层最高，Al2O3含量高达40%以上。岩石富含黄铁矿，尤以下部含量最高，局部可呈黄铁矿薄层，一般将下部富含铁铝质的岩层谓之铁铝岩层段，山西式铁矿系亦系此层位。本组含灰岩24层，厚度一

9、般为1m左右、以上下两层较稳定。本组含煤线02层，不稳定且不可采，有时中部的煤线和灰岩呈现消长关系。砂岩以中部一层最发育，一般为石英砂岩。本组平均厚度为56.75m，有自东向西增厚的趋势。与下伏奥陶系中统峰峰组呈假整合接触。主要有化石：薄克氏小纺锤蜓、肥小纺锤蜓、标准微纺锤蜓、宽大微纺锤蜓、谢尔文氏纺锤蜓、伏芝加尔小泽蜓、肿小泽蜓、近球形假史塔夫蜓、玉钰氏原小纺锤蜓、莫斯科唱贝、大脉羊齿等。（2） 石炭系上统太原组：由灰色、深灰色泥岩、粉砂岩、石灰岩和煤组成。煤层直接顶底板、夹石及灰岩之夹层一般均为泥岩，灰岩有三层，为本组煤层对比的典型标志层，自下而上分别称为四节石（K2）、钱石（K3）、猴石

10、（K4），其中四节石常有24层灰岩夹泥岩组成，薄层中厚层状，一般上下两层较厚且较纯，其余的多含泥质，厚度最小为2.43m，最大为18.25m，平均为11.75m，厚度总的变化趋势是由东南到西北方增厚，在此基础上存在一个北东向的增厚带。钱石从东向西由一层石灰岩分岔为23层石灰岩或泥灰言夹薄层泥岩，平均厚度为3.2m左右，并有西南往东北逐渐变薄，本层以产海百合茎而著称，故谓之钱石。猴石一般为一层，为石灰岩或泥灰岩，此层以含泥质高，风化后呈猴头状而得名，平均厚度为3.13m，有中部厚而南北薄的变化趋势。砂岩以K1和K2、K4上部的砂岩稳定，且厚度大。其中K1砂岩为太原组与本溪组分界的标志层，一般为灰

11、色细粒砂岩，平均厚为3.55m，最厚为13.75m，东北部较稳定，往西南可相变为砂质泥岩或泥岩。K2上部的砂岩一般为灰白色，含凝灰质，又称“怪砂岩”，平均厚度为9.86m。K4上部的砂岩为深灰色中细粒岩屑砂岩，上部常夹粉砂岩，五十、六十年代称为S1砂岩，后有人称为K6砂岩，平均厚为7.93m。其次9号煤和8号煤之间的砂岩也较稳定，多为深灰色中细粒砂岩，有时为粗砂岩或含砾粗砂岩，成分为岩屑石英为主，胶结松散，含大量灰屑，常相变为粉砂岩或砂质泥岩，此层以往称为S2砂岩，平均厚5.83m号煤下距S2砂岩约2.74m，上距K7约15.47m。9号煤下距K6约6.79m，上距S2砂岩约2.86m。本组地

12、层与下伏本溪组呈整合接触。（3） 二叠系下统山西组：由灰白色砂岩、深灰色砂质泥岩、泥岩组成。砂岩以底部K7、6、3号煤顶部砂岩较发育。其中K7为山西组与太原组分界的标志层，为灰白色中砂岩，成份以石英为主，岩屑次之，并多为燧石质岩屑，粒度变化可到粗粒，局部含砾，为正粒序变化，厚度变化较大，最小为0m，最大为17.48m，平均为6.68m。3号煤以上多为岩屑长石砂岩，其长石含量可达2030%，以下则多为长石岩屑砂岩。3号煤顶板砾岩常呈砂质泥岩与细砂岩互层状，含钙质，砂质泥岩多含菱铁质结核，尤以3号煤底部含量最多。泥岩一般含砂，多为砂质泥岩。本组含煤26层，以中部3号煤为主，次为下部的6号煤。主要化

13、石有：鳞本内痕化石（未定种）、轮叶（未定种）、木节 羊齿（未定种）、苏氏芦木，首要科达木，带羊齿（未定种）、根座（未定种）、猫眼鳞木，织编羊齿等。6号煤下距K7约21.9m。本组地层基本为一套陆源沉积碎屑岩，砂岩含量较太原组明显增多，绝大部分在30%以上，平均厚约57.79m，与上覆下石盒子组和下伏太原组呈整合接触。综合柱状图如图1-2所示。图1-2-1 综合柱状图井田地质构造特征一矿井田的基本构造形式是在大体北西走向、南西倾向的单斜构造基础上，沿走向和倾向均发育有较平缓的褶皱群和层间小断层，局部发育陡斜饶曲，陷落柱较发育。其主体构造线呈北北东、北东向。从目前来看，本井田落差大于20m的大中型

14、断层只有一条，落差为 25m，为逆断层，位于开采边界。 矿井涌水量本报告矿井的实际涌水量及含水系数的确定是以1980年以来的实测统计数据为依据，现分别按各井口及全矿叙述如下：北头咀涌水量的历年平均值为48.74 m3/h，历年极大值为531.15 m3/h；含水系数的历年平均值为0.441、历年极大值为8.926。北四尺井涌水量的历年平均值为16.90 m3/h、历年极大值为60.00 m3/h；含水系数的历年平均值为0.135 m3/h、历年极大值为0.335 m3/h。井下涌水量的测定大多采用浮标法，加上人工因素产生的误差较大。北丈八井的涌水量有时包含对上覆煤层采空区积水的疏放量，故有时涌

15、水量显得特别大。1.3 井田煤层特征 煤层的埋藏条件井田走向长约8.7Km，倾斜宽约5.7 Km，其中主要煤层约占总储量的82%。煤层倾角约28。主要含煤层主要为太原组，煤层总厚度为15.65m，含煤系数为8.4%。可采煤层为15号煤层，位于太原组下部。太原组平均煤层总厚度为12.04m，含煤系数为9.6%，其中可采和局部可采煤层平均总厚度为8.67m，含可采煤层系数为9.3%。可采煤层平均厚度6.81m,为主采煤层。15号煤层位于太原组下部，是组内及区内最主要的煤层，煤厚极大值为9.03m，极小值为4.77m，平均为6.81m，一般含夹石12层，夹石厚度多在0.10.2m之间，属较简单结构煤

16、层。 瓦斯、煤尘和煤层自燃(1)瓦斯从各主要可采煤层在开采期间的瓦斯涌出量统计中看出：北头咀井开采的15号煤层，瓦斯绝对涌出量的最大值为150.5m3/min，一般值为60m3/min；瓦斯相对涌出量的极大值为68.92m3/t，一般值为18.6m3/min，瓦斯压力为9.81052.352106Pa，瓦斯涌出构成为15号煤层及邻近层瓦斯。北八井开采的15号煤层，绝对瓦斯涌出量的极大值为118.86m3/分，一般值为110m3/min；相对涌出量的极大值为53.2m3/t，一般值为20m3/t，瓦斯含量为2m3/t煤，瓦斯压力为9.81041.96105Pa，瓦斯涌出构成为15号煤层及其邻近层

17、瓦斯。特别严重的问题是一矿北头咀井，自1966年以来不断发生瓦斯喷出、突出、压出和倾出现象，严重威胁安全生产，尤其是煤与瓦斯的突出和瓦斯的喷出现象频繁，而煤与瓦斯的突出现象对安全生产威胁最严重。(2) 煤尘一矿自投产以来，做过多次煤尘爆炸鉴定试验。不同时期的鉴定结果是：1964年鉴定局所属各矿井的煤尘爆炸性火焰长度为零，属无煤尘爆炸性。1971年的鉴定结果是：一矿北头咀、北平硐、北四尺井的煤尘具有爆炸性。1977年的鉴定结果为：一矿北头咀井煤尘具有爆炸性。1984年的鉴定结果为：一矿3号、12号煤层全部和部分小煤有煤尘爆炸危险性，其火焰长度最长达20mm。从1990年的鉴定结果看出，一矿具有煤

18、尘爆炸性的采区增多，火焰长度增加，北头咀井田由84年的1220mm增加到3050mm，北四尺井和北丈八井的煤尘爆炸性指数也有了明显提高，并都具有煤尘爆炸危险性。(3) 煤层自燃一矿井田15号煤层有自燃发火现象，曾先后四次自燃发火，两次曾有发火的征兆。2 井田开拓情况2.1 井田境界及储量井田境界在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则为：a.井田范围内的储量,煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；b.保证井田有合理尺寸； c.充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；d. 合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的

19、关系。根据阳泉煤田的整体规划，一矿实际井田边界及四邻关系如图2-1-1所示：图2-1-1 一矿井田赋存状况示意图即东部以经线96500为界，西部以经线82000为界，南起纬线106500、北止纬线112300；东邻官庄矿井田（规划井田），西邻阳泉矿务局四矿，南邻阳泉矿务局三矿，北邻程庄井田（规划井田）。井田特征井田东西走向长约8.7公里，南北宽约5.8公里，面积为50.5平方公里。2.2 矿井工业储量工业储量是指井田范围内，经过地质勘探，厚度与质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前可供利用的列入平衡表内的储量，即A+B+C1级储量。据矿区精查地质报告确定井田勘探类型为第二类，即构造中等，煤

20、层稳定，结构简单。据实际资料得知，矿井的实际可采煤层为15#煤层。由于矿井的煤层厚度变化不大，计算储量时，把煤层看成均匀的厚度来计算。 Zg=SMd （2-2-1）式中： Zg矿井工业储量；S煤层水平投影的面积；M可采煤层厚度；d煤层的平均容重。则有： Zg =0.9051040.5791046.811.40(51+15) 134/2+(15+67) 445/210-310-31041041.46.81=4.78 亿t2.3矿井可采储量矿井的工业储量中扣除永久煤柱 (井田的边界煤柱、工广煤柱、断层煤柱、护巷煤柱) 储量损失后，就是矿井的可采储量。 井田边界煤柱本井田边界为断层边界和人为边界，其

21、中断层在本井田一侧留60m的保护煤柱，人为边界也留60m的保护煤柱，所以边界煤柱的损失量为：P1=LAM （2-3-1）式中： P1边界煤柱损失量，亿t；L 边界煤柱长度，m；M煤层厚度，为6.81m；煤的容重，取1.4t/m3；A煤柱的宽度，取60m；则 P1 =(579+2899+596)610-310-31041046.811.4=0.27亿t2.3.2 矿井可采储量矿井可采储量计算公式为：Zk=（ZgP） C （2-3-2）式中： Zk矿井可采储量，亿t；Zg矿井工业储量；P各种煤柱损失之和（约0.417亿吨）；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

22、.85；本矿取0.75。所以，本矿井的可采储量为：Zk=(4.78-0.27-0.4-0.017)0.75=3.33亿t 在备用储量中，估计约为50%为回采率过低和受未知地质破坏影响所损失的储量,另一半则划为增产储量。井田实际采出煤量用下式计算： Z实际=Zk-Zk（K-1）50%/ K （2-3-3） 式中： Z实际 -井田实际采出煤量，亿t; Zk-矿井的可采储量,亿t; K-矿井储量备用系数，取1.4。则 Z实际= 3.33-3.33（1.4-1）50%/1.4 =2.85亿t23 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限23.1 矿井工作制度2 确定矿井工作天数按照规范规定：矿井设计生产能

23、力按年工作日300天计算。所以，本矿井设计年工作日为300天，“三八”工作制，即两班半采煤，半班准备，每班工作八小时。2 确定矿井每昼夜净提升小时数按照规范规定：矿井每天净提升时间14小时。这样充分考虑了矿井的富裕系数，防止矿井因提升能力不足而影响矿井的增产或改扩建。因此本矿设计每天净提升时间为14小时。23.2 矿井设计生产能力及服务年限23.2.1 矿井设计生产能力的确定矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、开采条件、设备供应及国家需要等因素确定。针对阳泉一矿的实际情况：地质构造简单，储量丰富，煤层赋存稳定，为近水平煤层（倾角3），主采15#煤层，平均厚度为6.81m。采用综采放

24、顶煤的开采方法。根据以上原则和阳泉煤田的整体规划以及阳泉一矿的最初设计，确定本矿井的年设计生产能力为300万t/年。2矿井服务年限的验算由 T= Zk /（KA） (2-2-1)式中：T矿井的服务年限，a；Zk矿井的可采储量，万t；K矿井储量备用系数，K取1.4；A矿井生产能力，万t/a。T=3.33104/（1.4300）=79.3a70 a 规程规定，300万t矿井服务、年限必须大于70a，故符合规定。23.2.4 井型校核通过实际煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型加以校核：（1）煤层开采能力阳泉一矿井田15#煤层为赋存稳定的厚煤层，倾角为28，地质结构简单，可以采

25、用放顶煤开采。布置一个综采放顶煤工作面保产。（2）辅助生产系统能力校核本设计矿井为特大型矿井，开拓方式为立井开拓。主井采用2对12t箕斗，提升能力大，能满足提升方面的要求。大巷和石门采用胶带输送机运煤，运输能力也能达到要求，且机械化程度高。辅助运输采用无级绳绞车，运输能力满足要求。（3）安全条件校核本矿井瓦斯涌出量为18.6m3/t，属于高瓦斯矿井，但阳泉矿多年来的实践表明，只要技术到位，严格管理，基本上可以控制瓦斯危险的。水文地质条件简单，涌水量为77m3/h。矿井采用中央分列式通风方式，经通风设计表明：通风满足要求。井田内地质构造比较简单，只有一条大断层，位于井田边界，对开采没有影响。所以

26、，各项安全条件均可得到保证，不会影响矿井的年生产能力。（4）储量条件校核规范规定，矿井的设计生产能力应与矿井的储量相适应，以保证足够的服务年限。验算表明，矿井的服务年限是完全满足要求的。233 井田开拓的基本问题233.1 井筒形式、数目及位置的确定233.1.1 井筒形式的确定井田的开拓方式按倾角可分为立井，斜井和平硐三种形式。平硐开拓是最简单最有利的开拓方式，比较适合于地形为丘陵的矿区。由于本井田地质条件，不适宜采用平硐开拓。（1）斜井开拓的优缺点：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；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特

27、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。与立井开拓相比，斜井开拓的缺点是：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，管线长度长；斜井井筒通过富含水层、流砂层施工技术复杂。（2）立井开拓的优缺点：立井开拓的优点：不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文等自然条件的限制。在采深相同的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升有利，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，且通风阻力小，对深井开拓更为有利。立井开拓的主要缺点是：井筒施工技术复杂，需要设备多，要求有较高的技术水平，井筒安装复杂，掘进速度慢

28、，基建投资大。考虑到本井田的实际情况，综合以上分析，本井田采用立井开拓或斜井开拓都是可行的。具体采用哪一种开拓方式，还需要通过经济比较，才可以确定。233.1.2 井筒数目的确定目前，国内外开拓的矿井，其主副井筒数目一般为两个，即“一主井一副井”。立井提煤，副井升降人员、进风、运料，本设计矿井也采用这种形式。233.1.3井筒位置的确定井筒位置与井筒的形式、用途有密切联系，井筒形式一旦确定和施工后，在整个矿井服务期间极难改变。因此，合理确定井筒位置，对于井下开拓部署、地面设施布局及运输线路有着决定性的影响。不仅能减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资，而且对矿井

29、迅速达产和正常生产接替，提高矿井技术经济效益有着十分重要的作用。(1) 对井下开采有利的井筒位置a.井筒沿井田走向的位置当井田形状比较规则且储量分布均匀时，井筒沿井田走向的有利位置应在井田的中央；当井田储量分布不均匀时，应在井田储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，应当避免井筒偏于一侧，造成单翼开采的不利局面。b.井筒沿井田倾斜方向的位置斜井开拓时，井筒沿倾斜方向的有利位置主要是选择合适的层位和倾角。立井开拓时，井筒宜布置在中偏上的位置，同时考虑到减少煤损，尽量让工业广场保护煤住圈住一些影响生产的地质构造和断层。（2）对掘进与维护有利的井筒位置a.为使井筒的开掘和使用安全可靠，减少其掘

30、进的困难及便于维护，应使井筒通过岩层及表土具有较好的水文、围岩和地质条件。b.为加快掘进的速度，减少掘进费用，井筒应尽可能不通过或少通过流砂层，较厚的冲积层及较大的含水层。c.为便于井筒的掘进和维护，井筒不应设在受地质破坏比较剧烈的地带及受采动影响的地区。（3）便于布置工业广场的井筒位置为合理布置工业广场，应考虑以下因素：其一，在选择井筒位置时，应贯彻农业为基础的方针，充分利用荒山、坡地，也不要占用重要文化古迹和园林；其二，为了便于地面系统间互相联接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，专用线短，工程量小及有良好的技术条件；其三，井口标高应要高于历年的最高洪水位；其四

31、，考虑风向的影响，防止污染。通过以上分析，兼顾阳煤集团的实际情况，布置主副井筒。233.2 工业广场的位置、形状和面积的确定工业场地的选择主要考虑以下因素：a.尽量位于储量中心，使井下有合理的布局；b.占地要少，尽量做到不搬迁村庄；c.尽量布置在地质条件较好的区域；d.尽量减少工业广场的压煤损失。根据以上原则和本矿井的实际情况，由煤矿设计暂行规定，工业广场面积21km2，为400525m2的矩形，详见第二章第三节内容。233.3 确定开采水平根据地质勘探资料，本井田只有15#煤层为可采煤层，15#煤层埋深在+450m+720m左右，倾角28，为近水平煤层。综合考虑，本设计拟采用两水平上下山开拓

32、，第一水平标高为+650m，开采+590+720之间的煤层，水平斜长2800m，采用上下山开采；第二开采水平为+530m，开采+450+590之间的煤层，水平斜长2870m，采用上下山开采。为考虑严谨，本设计在确定开拓方案时，提出一个三水平开拓的方案，二、三水平采用上山开采，这样可以最大可能的找出最优方案。本井田共划分为四个采区，第一水平两个采区，第二水平两个采区，均为上下山开采。井田划分为四个阶段，所划分阶段的主要参数见表2-1-1所示。表2-1-1 阶段主要参数划分阶段数目/个阶段斜长/m阶段垂高/m水平实际出煤量/亿t服务年限/a采区实际出煤量/万t 水平采区1600701.43911.

33、8+110.45+14253376841200608.9+17.85+1318928261700701.4439.912.27+111.27+1441840581170708.53+17.83+130702820水平、采区实际出煤量计算中把储量备用系数1.4所指的备用储量，说一半划为地质损失，另一半划为增产储量；该增产储量合并计入水明平实际采出煤量中。采区服务年限按设计服务年限加上产量递增、递减期计算。233.4 主要开拓巷道的布置考虑大巷布置在煤层中还是布置在煤层底板岩石中。布置在煤层中，掘进速度快，掘进时即出煤，但维护比较困难；布置在煤层底板岩石中，掘进速度慢，但维护比较容易，维护费用比较

34、低。这两种方案需进行经济比较再决定取舍。第一开采水平大巷布置方式比较见表2-1-2。表2-1-2 煤巷、岩巷费用比较双煤巷双岩巷基建轨道巷178910-42050=366.7轨道巷201810-42050=413.7费/万运输巷130110-42050=266.7运输巷148510-42050=304.4元轨道石门201810-4357=72.0运输石门148510-4357=53.0小计633.4小 计843.1生产费石门1.2300390.381/万元运输0.357=1910维护轨道巷15.1610-4205039=121轨道巷7.5310-4205039=60.2费/运输巷9.1310-

35、4205039=73.0运输巷4.4710-4205039=35.7万元轨道石门7.5310-435739=10.5运输石门4.4710-435739=6.2小计194.2小计112.6共计费用/万元827.6费用2865.7/万元比率100%比率346.30%经济比较表明，大巷布置在煤层底板岩石中比布置在煤层中费用高了246.3%，主要是因为大巷布置在岩石中需要多掘一段石门，如此一来，基建费、生产费用高了许多。综合考虑，第一水平大巷布置在煤层中。而第二水平大巷布置在岩石中则少掘一段石门，考虑第二水平布置岩石大巷。233.5 确定开拓方案233.5.1开拓方案的提出由于本矿井属于高瓦斯矿井，带

36、区开采瓦斯积聚比较严重，所以技术上决定了只能采用采区开拓。结合本矿井的实际条件提出以下四个方案：方案一：立井两水平上下山开拓，如图2-1-1所示。图2-1-2 立井两水平上下山开拓即立井两水平上下山开拓，第一水平标高为+590m, 第一水平标高为+530m,两水平均采用上下山开采。233.2 矿井基本巷道233.2.1井筒本矿井设计年生产能力240万t，为保证提升，决定主井采用两对12t箕斗提煤，井筒直径6.5米。副井采用一套1.5t双层四车罐笼。副井内设梯子间，作为一个安全出口；风井内设梯子间作为另一个安全出口。主、副、风井筒特征分别见图2-2-1，图2-2-2，图2-2-3。风速验算详见第

37、九章。 图2-2-1主井井筒断面布置图井筒特征井型300万t提升容器两对12t长型箕斗井筒直径6.5m多绳摩檫轮提升机井深176m净断面积33.18井筒支护混凝土砌碹厚450基岩段毛断面积44.18充填混凝土厚50表土段毛断面积44.182-2-2副井井筒断面布置图井 筒 特 征井型300万吨提升容器一对1.5吨固定箱式矿车井筒直径7.5m双层四车罐笼；一个带平衡锤井深161m的加宽双层四车罐笼净断面积44.18m2井筒支护混凝土砌碹厚550mm基岩段毛断面积59.45m2充填混凝土厚50mm表土段毛断面积59.45m2图2-2-3风井井筒断面布置图井筒特征井型300万吨井筒直径5m井深161

38、m净断面积19.63m2基岩段毛断面积26.42m2表土段毛断面积26.42m2233.2.2 井底车场(1) 井底车场的布置形式本矿采用胶带输送机作为主运输，因此根据本矿的实际地质条件并考虑以上因素本矿采用卧式环形井底车场。井底车场布置，见图2-2-4。（2）空重车线验算根据煤炭工业设计规范要求副井空重车线长度为11.5个列车长；材料车线应容纳1520个列车，所以由以上规定计算空重车线长度。本矿设计副井每列空重车矿车数目为20个，其中每个车长3450mm，计算得出空重车线长度应为203450/10001203450/10001.5即69米103米长。材料车每个车长3450mm，计算得出材料车

39、线长度应为153450/10001203450/1000即52米67米长。验算表明，所设计井底车场完全符合要求。(3) 井底车场的调车方式井底车场采用机车调车方式，设置专用调车机车，当电机车牵引重车进调车线后，电机车摘钩，驶向空车线牵引空车，调车作业由专用调车机完成。（4）井底车场各硐室布置根据煤炭工业设计规范，本设计在井底车场设计了中央变电所、水泵房、等候室、医务室、皮带机头硐室、水仓清理硐室、机车修理硐室、井底清理硐室等。233.2.3主要开拓巷道石门、运输大巷、回风石门等主要开拓巷道的断面形式、断面大小、支护方式及参数分别见图4-2-5至图4-2-9。各主要开拓巷道的风速检验详见本设计第

40、九章有关内容。图2-2-4 井底车场布置图图2-2-6 运输石门（半圆拱，锚喷，B=4600）1：50巷 道 特 征掘进断面16.6 m2锚杆间距800 mm喷层厚度100 mm净断面14.3 m2锚深1600 mm巷道坡度0.3%水沟S掘0.36 m2锚杆排距800 mm岩石硬度水沟S净0.20 m2锚杆排数12 根净周长14.8 m每米锚杆数15.0 根图2-2-5 轨道石门（半圆拱，锚喷，B=4200）1：50巷 道 特 征掘进断面14.6 m2锚杆间距800 mm喷层厚度100 mm净断面12.4 m2锚深1600 mm巷道坡度0.3%水沟S掘0.36 m2锚杆排距800 mm岩石硬度

41、水沟S净0.20 m2锚杆排数11 根净周长13.8 m每米锚杆数13.8 根图2-2-8运输大巷（半圆拱，锚喷，B=4600）1：50巷 道 特 征掘进断面16.6 m2锚杆间距800 mm喷层厚度100 mm净断面14.3 m2锚深1600 mm巷道坡度0.3%水沟S掘0.36 m2锚杆排距800 mm岩石硬度水沟S净0.20 m2锚杆排数12 根净周长14.8 m每米锚杆数15.0 根图2-2-7轨道大巷（半圆拱，锚喷，B=4200）1：50巷 道 特 征掘进断面14.6 m2锚杆间距800 mm喷层厚度100 mm净断面12.4 m2锚深1600 mm巷道坡度0.3%水沟S掘0.36

42、m2锚杆排距800 mm岩石硬度水沟S净0.20 m2锚杆排数11 根净周长13.8 m每米锚杆数13.8 根图2-2-9 回风石门（半圆拱，锚喷，B=4800）1：50巷 道 特 征掘进断面17.7 m2锚杆间距800 mm喷层厚度100 mm净断面15.3 m2锚深1600 mm巷道坡度0.3%水沟S掘0.36 m2锚杆排距800 mm岩石硬度水沟S净0.20 m2锚杆排数13 根净周长15.4 m每米锚杆数16.3 根3 生产采区情况3.1 煤层的地质特征 本采区所采为15煤层，其煤层特征见表3-1-1：表3-1-1 15煤层特征表煤层名称煤厚倾角结构稳定性容重硬度牌号最小最大平均154

43、.779.036.813单一较稳定1.4中硬无烟煤本采区煤层较坚硬（f=23），属低灰、中硫、低磷、高发热量的无烟煤，煤质较好。煤层瓦斯含量较高，其相对瓦斯涌出量为18.6m3/t；回采工作面自然发火期为614个月，为三、四级自然发火矿井。3.2 采区巷道布置及生产系统3.2.1确定采区巷道布置(1)采区走向长度的确定该井田沿走向无大的断层，走向长度约为8700m，煤层厚度、倾角变化不大，因此，采区的划分基本不受地质条件的限制。设计一个工作面满足矿井年产量，即采区产量为300万t/a，故取较长的采区走向长度，本矿井采区走向长度定为4500m左右，第一水平沿走向划分两采区，两采区均为两翼开采。(

44、2)确定区段斜长和区段数目本采区倾斜长度为2800m，区段斜长为216m，共划分为13个区段。在回采下区段时，采用留小煤柱的沿空掘巷，煤柱宽度根据经验取8m，上下区段平巷的宽度约为4m，回采工作面长度为200m。(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、水平大巷保护煤柱、主要回风巷保护煤柱、区段平巷保护煤柱。根据采矿学，采区两边各留设20m采区边界煤柱。区段平巷采用留小煤柱沿空掘巷的方法，在沿空掘进时，留8m宽的小煤柱，主要考虑本矿井瓦斯比较大，从安全的角度出发，煤柱的尺寸大一些，以防止漏风。根据规定，一水平石门保护煤柱为50m，二水平石门保护煤柱为60m。 （4）

45、采区上山布置由于本矿井的瓦斯比较大，高达18.6 m3/t，因此，根据矿井实际经验，采区上山需布置三条。即一条运输上山，一条轨道上山，一条回风上山，其中回风上山兼作瓦斯抽放。虽然本矿井瓦斯比较大，但主要是邻近层的瓦斯涌出，主采煤层15#瓦斯涌出并不大，只有2.3 m3/t，又由于煤层的硬度比较大，f=23，所以完全可以把上山布置在煤层中，现场实践也充分表明了这一点。本设计将三条上山均布置在煤层中，沿煤层顶板掘进。（5）区段巷道的布置该采区开采单一厚煤层，煤层厚度为6.81m，将区段平巷布置在煤层中，沿底板掘进，为了尽量减少护巷煤柱，采用留8m小煤柱沿空掘巷的方法。由于本矿井的特殊情况，每个区段

46、共设有四条巷道，分别为区段运输平巷、区段轨道平巷、高抽巷、内错尾巷。3.2.2采区各系统（1）运煤系统工作面区段运输平巷运输上山运输大巷运输石门主井地面。（2）运料系统副井井底车场轨道石门轨道大巷采区下部车场轨道上山采区上部（中部）车场区段轨道平巷工作面。（3）回风系统新鲜风流：副井井底车场轨道石门轨道大巷采区下部车场轨道上山区段 运输石门运输大巷运输上山运输平巷工作面污风风流：工作面内错尾巷回风上山回风石门风井地面。 回风平巷（4）出矸系统掘进工作面区段平巷采区中部车场轨道上山采区下部车场轨道大巷轨道石门副井地面。3.2.3 采区生产能力（1）工作面的生产能力A0=LV0MC0 2-2-1式

47、中：L工作面长度，m； M煤层厚度，m； V0工作面年推进长度，m/年；煤层容重，tm3； C0工作面回采率，取c0.93。则 A0=20019206.811.400.93=340万t/a（2）采区生产能力 2-2-2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=1.11340=374万t/a。故一个采区即能满足矿井产量要求。3.3 采区车场选型设计3.3.1采区车场选型设计（1）采区上部车场形式由于该采区煤层倾角为3，为近水平煤层，采区上部车场选用顺向平车场。采区上部车场如图5-

48、3-1所示：（2）采区中部车场形式采区中部车场如图5-3-2所示：（3）采区下部车场形式选用大巷装车式的采区下部车场,由于煤层倾角较小，采用底板绕道车场。 采区下部车场如图5-3-3所示：图3-3-1 采区上部车场图3-3-2 采区中部车场图3-3-3 采区下部车场3.3.2 采区主要硐室的布置（1）采区绞车房采区绞车房位置的选择，应布置在围岩稳固、无淋水、地夺小，易维护的地点。应避开较在的地质构造、含水层、并不受开采影响。本采区上部为顺向平车场，绞车房布置在与区段回风巷同一水平的岩石中。所选用的绞车为JW1600/80。设计绞车房有两个安全出口，一是钢丝绳通道，二是通风巷道，硐室断面为半圆拱

49、形，高度为3950m，用锚喷支护。设备的基础用150号混凝土砌筑，深度为2m左右。（2）采区变电所采区变电所应设在围岩稳固、地压小、通风良好、无淋水且采区用电负荷中心处，所以本采区变电所设在采区下部车场附近，呈“”形布置，采用锚喷支护。该变电所服务于整个采区。34 采煤方法3.4.1 采煤方法.1采煤工艺确定.1.1采煤工艺确定本矿井主采15煤，煤厚6.81m，煤层赋存稳定，为近水平煤层（倾角3），因此可考虑采用综采放顶煤工艺。综采放顶煤工艺的特点a.优点：高产高效，煤层开采投入低，比分层的低50%左右；巷道掘进率低，比分层综采低5060%，减少了巷道维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家

50、次数减少，比分层可减少一半以上，同时搬家费用也降低了；由于以上原因，可大量节省全矿劳动用工投入，大幅度的提高矿井原煤工放；节省电力消耗； 减少材料消耗；块煤率提高，可使得矿井经济效益有所提高；加快回采速度，减少了采区辅助费用。b.缺点：煤损多，工作面回采率低；特别是原煤中水分低，煤质软时煤尘较大；放煤时，煤矸界线难以区别，使得煤炭含矸率增高，影响煤质，增大洗选难度和费用；煤易自燃，瓦斯易积聚，“一通三防”难度大，增加了辅助工艺过程和费用。c.使用条件：煤层结构简单，含夹矸少，瓦斯涌出量低，煤尘爆炸指数低，不易自燃的缓倾斜特厚煤层。综采放顶煤工艺优点比较突出，综放工艺是一种优点明显，效益显著，前

51、景广阔的工艺，同时也体现了本设计矿井的“高产高效”的原则。其不利面，如瓦斯问题，根据现场实际，采取一定的技术措施能够解决，故确定采用综采放顶煤工艺，采空区处理采用顶板垮落法。3.4.1.2 工作面长度和推进度影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械装备及技术特征、巷道布置。该采区煤层赋存条件好，地质条件简单，该矿井设计为综合机械化程度高的现代化矿井，要求工作面有较大生产能力，故选用较长的采煤工作面。首采区倾斜长度为2800m，区段斜长为216m，共划分为13个区段。区段煤柱宽度根据经验取8m，上下区段平巷的宽度约为4m，回采工作面长度为200m。根据大型矿井发展趋势，考虑用一个工作面满足生产要求。工作面的日产量为： A0= A/d （3-1-1）式中：A0工作面日产量 t； A矿井设计生产能力，300万t；d年工作日 取300天。A0 =300104/300=10000 t工作面的日产量也可用式6-4计算 A0= LgV0MC0 （3-1-2） 式中：Lg工作面长度，200 m； V0工作面推进速度，m/d； M煤层厚度，6.81 m； 煤的容重，1.40 t/m3； C0 采煤工作面采出率，0.93。由以式6-1-1、6-1-2可得： V0= A0/ LgMC0d =1104/2006.811.400.93 =5.64 m/d采煤机的