采矿毕业设计

word文档可自由复制编辑word文档可自由复制编辑word文档可自由复制编辑目录1矿区概况及井田地质特征...........................................................1.1矿区概况...................................................................1.1.1交通位置..............................................................1.1.2地形地势..............................................................1.1.3河流..................................................................1.1.4气象及地震............................................................1.2井田地质特征...............................................................1.2.1地层..................................................................1.2.2地质构造..............................................................1.2.3矿井瓦斯、煤尘及水文条件...............................................1.3煤层及煤质...................................................................1.3.1煤层...................................................................1.3.2煤层顶板条件...........................................................1.3.3煤质...................................................................2井田境界与储量....................................................................2.1井田境界.....................................................................2.2矿井资源储量.................................................................2.3矿井工业储量.................................................................2.4矿井设计储量.................................................................2.5矿井设计可采储量.............................................................3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限..............................................3.1矿井工作制度.................................................................3.2矿井设计生产能力及服务年限...................................................4井田开拓..........................................................................4.1井田开拓方案.................................................................1.1开拓方案一.............................................................4.1.2开拓方案二.............................................................4.1.3开拓方案三.............................................................4.1.4开拓方案比较...........................................................4.2矿井主要开拓巷道.............................................................4.2.1井筒....................................................................4.2.2井底车场及硐室.........................................................4.2.3大巷....................................................................4.3采区的划分及接替.............................................................3.1煤层开采顺序...........................................................4.3.2采区划分及接替.........................................................5准备方式...........................................................................5.1首采区的基本情况.............................................................1.1首采区的位置...........................................................5.1.2首采区煤层特征.........................................................5.2带区巷道布置及生产系统.......................................................2.1采区范围及区段划分.....................................................5.2.2带区巷道布置...........................................................5.2.3带区内工作面的接替顺序.................................................5.2.4带区生产系统...........................................................5.2.5带区巷道掘进工艺.......................................................5.2.6带区生产能力...........................................................5.3带区车场及硐室...............................................................5.3.1带区下部车场...........................................................3.2带区主要硐室...........................................................6采煤方法..........................................................................6.1采煤工艺方式.................................................................1.1采煤方法的选择.........................................................6.1.2回采工作面长度的确定...................................................1.3回采工作面的推进方向和年推进度..........................................6.1.4采煤工作面的设备选型及配套.............................................6.1.5采煤机的工作方式.......................................................6.1.6工作面端头支护与超前支护...............................................6.1.7工作面循环图表、劳动组织、主要技术经济指标.............................6.2回采巷道布置.................................................................6.2.1回采巷道布置方式.......................................................6.2.2回采巷道断面及支护参数.................................................7井下运输..........................................................................7.1概述.........................................................................7.2带区运输设备选择.............................................................7.3大巷运输设备选择.............................................................8矿井通风及安全技术................................................................8.1矿井通风方式及通风系统的选择.................................................8.2矿井需风量计算...............................................................8.3矿井通风阻力计算.............................................................8.4主要通风机选型...............................................................8.5防止特殊灾害的安全措施.......................................................9矿井提升设备与排水设备............................................................9.1提升设备.....................................................................9.1.1设计依据...............................................................9.1.2主、副井提升设备.......................................................9.2排水设备.....................................................................9.2.1设计依据...............................................................9.2.2排水设备选型...........................................................10设计矿井基本经济指标.............................................................11矿井环境保护.....................................................................11.1设计采用的环境保护标准.....................................................11.1.1环境质量标准..........................................................11.1.2污染物排放标准........................................................11.2资源开发可能引起的生态变化.................................................11.2.1水污染................................................................11.2.2大气污染源............................................................11.2.3固体废弃物污染........................................................11.2.4噪声污染..............................................................11.3各种污染物的防治措施.......................................................11.3.1废、污水处理措施......................................................11.3.2固体废弃物治理措施....................................................11.3.3噪声防治措施及绿化....................................................11.3.4塌陷区处理............................................................word文档可自由复制编辑word文档可自由复制编辑word文档可自由复制编辑1矿区概况及井田地质特征1.1矿区概况1.1.1交通位置瑶岭煤矿的地理坐标东经112°52′30″~113°00′00″，北纬34°33′15″~34°38′52″间。位于巩义市西南约20km处，矿区位于偃龙煤田的东部，在巩义市西村镇、鲁庄两镇的辖区内，工业广场设在巩义市西村镇瑶岭村的西北处，与瑶岭村紧紧相连，西张公路从工业广场的西边穿过。北东距陇海铁路巩义站约18km，连霍高速公路20km，310国道12km，东距郑州市约75km，北西距洛阳市约50km。沿途全部为柏油公路，交通方便。图1-1瑶岭煤矿交通位置图1.1.2地形地势勘探区位于嵩山山脉的北麓，地势南高北低，属低山丘陵区。最高海拔标高＋740.40m，最低标高李家窑北为＋260m，相对高差480.40m，地形坡度较大，一般为25～40º，主要的沟谷有瑶岭沟、圣水沟、里河沟。1.1.3河流区内主要溪沟有三条，一是瑶岭溪，二是圣水溪，三是里河溪，均属黄河水系，平时断流干涸，雨季细流涓涓，遇暴雨时洪水汹涌。下游主要水库有赵瑶水库和里河水库。赵瑶水库竣工于1957年11月，土坝结构，坝堤最大高度19m，坝堤最低标高+364.46m溢洪道标高+340.86m，最大库容量44.94万m3,受水面积9Km2。1.1.4气象及地震本区属暖温带大陆性半干燥季风气候，春秋季干旱且多风，夏季炎热而多雨，冬季寒冷干燥少雨雪。最高气温为43ºC,最低气温-15.4ºC，年平均气温为14.6ºC。降雨量少而集中，年平均降雨量为583mm，一般集中在7～9月份，约占全年降雨量的70%。该区蒸发量较大，年平均蒸发量为2136.4mm。冻土深度：11月份中旬开始降雪、冰冻，最大积雪厚度21cm（1972年12月份），最早霜冻时间是10月份，最大冻土深度为22cm（1977年1月份），年最长霜冻期60天，年平均霜冻期43天。一般风速3.4m/s,最大风速20m/s。年平均相对湿度62%，绝对湿度4030Pa。根据《河南地震历史资料》记载，荥巩一带曾发生过50余次地震，其中破坏性较大的是在公元119年3月10日的汜水（荥阳市）地震，震中在洛阳附近，烈度为八度。距今最近的一次是在1973年的12月14日发生在巩义的3级有感地震。据《抗震设计规范》（GB50011—2001）及历年发生的地震资料，本区震级为5级，地震烈度为6度。1.2井田地质特征1.2.1地层区域地层如下：太古界登封群—下古生界寒武系在本井田以南有广泛出露；中奥陶统马家沟组、中石炭统本溪组至中生界三叠系下统圈门群一段在本井田出露较全；三叠系下统圈门群二、三、四段和三叠系中、上统地层出露于偃龙煤田以北地区；第三系地层主要出露于龙门一带。本井田出露地层为上寒武统（∈3）—下三叠统圈门群一段（T11），其中缺少的是下奥陶统（O1）、上奥陶统（O3）、志留系（S）、泥盆系（D）、下石炭统（C1）。现由老至新叙述如下：上寒武统（∈3）岩性与区域地层相同。下部为厚层状白云岩、白云质灰岩；中部和上部尚未为厚层状白云质灰岩。厚度为340.42m。奥陶系（O）仅有中奥陶统马家沟组（O2）沉积。下部为浅灰、灰黄色薄层泥灰岩；中部为深灰厚层状石灰岩，偶夹中厚层状（8502孔厚8.59m）泥岩或中粒石英砂岩（8103孔厚1.63m）；上部为浅灰、灰色厚层状石灰岩；顶部为一不平整的古风化壳。本组地层由东向西逐渐变薄，厚33.26-56.84m，平均厚度为46.35m。石炭系（C）中统—本溪组（C2）下部为灰、灰白及棕褐色水硬铝石型铝土矿，豆状、鲕状结构，块状构造，西部相变为铝土质泥岩；上部为浅灰及灰白色中厚状铝土质泥岩；底部偶尔有黄铁矿富集。本组厚0.62-34.14m，平均7.53m，与下伏马家沟呈平行不整合接触。上统—太原组（C3）岩性以灰岩为主，间夹泥岩、砂岩、粉砂岩和一组煤层。据31个钻孔资料，本群有灰岩、煤层各九层，煤层均相应伏于灰岩之下。上部灰岩段(L7～L9)、中部碎屑岩段、下部灰岩段(L1～L4)。可采煤层一1煤层赋存于该群底部。本组地层厚度变化较大，两极值为32.46-97.20m，平均厚为51.44m。二叠系（P）由山西组、上石盒子组、下石盒子组、平顶山组、土门组等地层组成，总厚度一般734m左右，与下伏地层为整合接触。下起山西组底部老君堂砂岩底界，上至三叠系金斗山砂岩底界面，本系地层又划分为下统与上统。现由老至新分别叙述如下：（1）下统(P1)本组下自二迭系底界，上到四煤组底砂岩，厚155.66m，本统地层自下而上又分为山西组与下石盒子组。①山西组(P11)由老君堂砂岩，大占砂岩，香炭砂岩间夹泥岩，砂质泥岩和煤组成。此组含六层煤（二1、二12、二2、二3、二4、二5），主要可采二1煤层赋存于该组的底部，其余煤层均不可采。全组厚60.27～107.52m，平均厚80.69m。与下伏太原群呈整合接触。②下石盒子组(P12)本组下自砂锅窑砂岩（Ssh）底，上至四煤底板砂岩（Ss）底界。主要由灰、深灰、紫褐色厚层状泥岩、砂质泥岩、粉砂岩相间组成，含薄煤层三层（三1、三2、三3）。本组泥岩具有棕褐色斑块，含菱铁矿假鲕，有滑感。本组地层厚61.83-92.69m，平均厚度为74.97m，与下伏山西组呈整合接触。（2）上统(P2)下起四煤底砂岩（Ss）底，上至金斗山砂岩底界，由下而上分为：上石盒子组、平顶山组、土门组。本统厚度为579.20m。①上石盒子组(P21)下自上而叠统底界，上至平顶山砂岩（Sp），厚度为443.86m，与下伏下石盒子统（P12）呈整合接触。依据岩性组合及古生物特征本组分为上下两段。下段(P21-1)：与上段的分界为田家沟砂岩（St）底界，厚220.79m.本段下部主要由深灰、黑灰色中厚层状泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、中、细粒砂岩组成，夹炭质泥岩和三层薄煤层（四1、四2、四3）；中部由厚层状泥岩夹薄层粉砂岩、中、细粒砂岩及三层薄煤层（五1、五2、五3）组成；上部主要由灰绿、灰色厚、中厚层状泥岩夹砂质泥岩、粉砂岩、中、细粒砂岩及两层薄煤层（六1、六2）组成，泥岩局部具有黑斑。底部的四煤底砂岩（Ss）多为中厚、薄层状灰色中、粗粒石英砂岩。该砂岩层位稳定，因含岩屑中类较多，容易辨认，为二叠系上下统的分界标志，厚1.77-25.19m，平均厚8.36m。Ⅱ下段(P21-2)：下起田家沟砂岩（St）底，上至平顶山砂岩（Sp）底界，厚223.07m。底部田家沟砂岩（St）为灰、灰白色厚层状、中厚层状中、粗粒石英砂岩。下部、中部主要为中厚层、厚层状泥岩、中厚层状砂质泥岩夹薄煤层（七1、七2、七3）。泥岩具有黄褐色、棕褐色斑块、中部夹含海绵骨针泥岩及含硅质海绵骨针碎屑泥岩1-2层。上部由下而上主要由厚层状中粒长石砂岩，深灰、灰绿色砂质泥岩，灰色厚层状泥岩组成，夹偶尔发育的八1煤层。②平顶山组（P22）岩性为灰白色厚至巨厚层状长石石英砂岩，长石砂岩，含砾石英砂岩所组成。此层砂岩岩性致密，具有大型板状交错层理。西部夹2-3层灰紫色泥岩，厚各约1m；底部局部为铁质胶结，且呈带状分布，偶见有不平整冲刷面。总厚41.70-74.09m，平均厚度56.23m，与下伏地层呈整合接触。③土门组（P23）为平顶山砂岩（Sp）顶界至金斗山砂岩（Sj）底界间的一套哑地层。分布于近东西向的负地形中，总后325.50m，与下伏地层呈整合接触，依据沉积旋回和岩性组合特征将其分为上、中、下三段。Ⅰ下段(P23-1)紫色中厚层状泥岩夹褐黄色、泥质胶结的细、中粒石英砂岩、粉砂岩，局部见粗粒砂岩，并有相变为长石砂岩的现象，地表实测厚度64.50m。Ⅱ中段(P23-2)灰色中厚层状细粒石英砂岩与暗紫色薄层状泥岩互层。泥岩局部为灰绿色，含钙质结核。底部以一层厚约4m的灰白色细粒石英砂岩与下端分界，镜下鉴定此层的石英砂岩硅屑含量较高，石英碎屑多具次生加大边。一般呈次棱角状，分选型好具有清晰地韵律。本段实测厚度66.57m。Ⅲ上段(P23-3)灰绿、褐黄色中厚层状、厚层状中、细粒石英砂岩夹泥岩、砾屑灰岩。底部以一层灰绿色厚层状粗粒石英砂岩与下伏地层分界。镜下鉴定此层砂岩中石英、硅屑含量超过90%多为次棱角状。局部含灰岩岩屑，硅、钙质胶结，具同生灰质结核。本层厚度194.49m。三叠系（T）本井田仅出露下同圈门群一段（T11），俗称金斗山砂岩（Sj）。该砂岩横贯井田地面，地貌上形成次一级山脊。岩性主要为紫红色厚层状、巨厚层状中、细粒石英砂岩，内含豆状铁质斑点，交错层理普遍发育，局部见对称状波痕，近上部沿层面见大小不一的泥质斑块。裂隙发育良好，其中分布有充填型石英脉。本段在井田内出露厚度大于113.40m，与下伏地层呈整合接触。第四系（Q）广布于全井田，为近代河床、河漫滩的终极沙砾石及亚砂土、亚粘土。后者含钙质结核，垂直节理发育。底部为残坡积、冲洪积。钻孔中揭露最大厚度为38.65m，与下伏地层呈不整合接触。与区域地层对比，下部肯能有Q2、Q3发育。本矿井主要开采二1煤层。井田范围内二1煤层埋深240～600m，赋存标高+600～-200m。煤层倾角5°～17°。走向长4.91～7.31km，倾向宽3.25km，面积20.6391km2。矿区范围由7个拐点连线圈定，允许开采标高+600m～-200m。word文档可自由复制编辑word文档可自由复制编辑word文档可自由复制编辑图1-2地质综合柱状图厚度界系统组（群）代号段 岩性描述（米）新第 冲积砂砾石及亚砂土、亚粘土，含钙生四 Q 38.65质结核，垂直节理发育，底部为残坡界系 积、冲洪积。岩性主要为紫红色厚层状，巨厚层状中三刘家沟一中、细粒岩屑石英砂岩，内含豆状铁生叠T11>113.40组 段 质斑点，交错层理普遍发育，局部见界系对称状波痕。为浅灰～肉红色厚～巨厚层状中～巨 一 41.70～P2sh1 粒长石石英砂岩，局部夹含砾砂岩、段 74.09薄层泥岩，具大型交错层理砂岩较硬。紫色中厚层状泥岩夹褐黄色、泥岩胶二P2sh2 64.50结的细、中粒石英砂岩、粉砂岩、局段部见粗粒砂岩。上石千峰 三 灰色中厚层状细粒石英砂岩与暗紫色统 组 P2sh3段 66.51薄层状泥岩互层。泥岩局部为灰绿色，含钙质结核。灰绿、褐黄色中厚层状，厚层状中，二 细粒石英砂岩夹泥岩、砾屑灰岩。底叠 P2sh4四 194.49部以一层灰绿色厚状粗粒石英与下伏系 段 地层分界。砾屑灰岩赋存于本段中部，一般4-5层，局部合并，厚度变化较大，一般单层厚2m左右。上古 深灰，紫褐色厚层状泥岩，夹粉砂岩、生 下石盒 凝灰质中、细粒砂岩及薄层煤底部为界 子组 P1x 295.76粗粒石英砂岩，局部相变为含砾砂岩、细砂岩，含煤三层，为三煤组，均不下 可采。统深灰，黑灰色厚层状泥岩，砂质泥岩、60.27～粉砂岩、灰色砂岩夹煤层，顶部泥岩山西组P1sh107.52中具有棕褐色斑块，共含六层，为二煤组，二1煤层为主要可采煤层。岩性以灰岩为主，间夹泥岩、砂岩、上 39.07～粉砂岩和一煤组煤层，据钻孔资料，太原组C2t 统76.18本组有灰岩、煤各9层，煤层均相应石 伏于灰岩之下。炭 下部为灰、灰白及棕褐色一水硬铝石系 型铝土矿，豆状、鲕状结构，块状构 中 0.62～本溪组C2b造，西部相变为铝土质泥岩；上部为统 34.14浅灰及灰白色中厚层状铝土质泥岩；底部偶尔有黄铁矿富集。表1-1地层特征表

该组下部为浅灰、灰黄色薄层泥灰岩；奥 中部为深灰色厚层状石灰岩，偶夹中中马家沟 33.26～下陶 O2m 厚层状泥岩或中粒石英砂岩；上部为统 组 56.84古系 浅灰、灰色厚层状石灰岩；顶部为一生 不平整的古风化壳。界寒上∈3下部为厚层状白云岩、白云质灰岩；武340.42统中部和上部为厚层状白云质灰岩系1.2.2地质构造瑶岭井田位于秦岭东西向复杂构造带的北亚带，嵩山背脊的北翼。前震旦系古老地层经嵩阳运动和中岳运动，产生强烈的褶皱、断裂、变质，并伴有酸性岩浆活动，形成了稳定的基底。该阶段的地质应力乃是东西向的挤压故而形成近南北向的构造痕迹。震旦纪以后的少林运动、怀远运动、加里东、华力西、印支运动主要表现为地壳地升降，形成了沉积间断。中生代晚期的燕山运动，构成了区域构造体系的主体，使地层形成了近东西向的平缓褶皱，并伴有同方向的断裂组合。断裂破坏了褶皱的完整性，并伴有强烈的岩浆活动。其中东西向的褶皱和北西向断裂控制着煤田构造和格局，尤其是嵩山和五指岭断层经历了三期不同活动方式，对井田内部的构造、煤厚及煤质、水文等都具有一定的影响，且破坏和改造了近东西向构造。瑶岭井田处于嵩山断层和五指岭断层之间的西部，为一单斜构造。地层走向为北东东，西部因嵩山断层的影响转为北东，倾向北西，倾角一般为12º-17º。除西部边界为较大的嵩山断裂外，井田内断裂稀少，且延伸短，落差小，不影响煤层。褶皱亦不发育，仅有幅度不大的波状起伏，因此井田构造属于简单类。1）褶曲仅在地表见有路村骨堆背斜、瑶岭背斜、黑山背斜、黑山向斜和西沟背斜。现择重要的叙述如下:路村骨堆背斜位于瑶岭村东P1-2地层中，轴向90º，两翼倾角达70º左右，为紧闭小型背斜，背斜轴向延伸长度达1000余米，其波及深度不大，对二1煤层没有影响。瑶岭向斜位于路村骨堆背斜以南，轴向65º，延伸长度820m，南翼产状，北翼产状，为一宽缓小型短轴向斜。断层嵩山断层(F2)位于张庄、猪娃岭、崔凹一带，呈南东～北西向展布。北端在崔凹以北被新生代地层掩盖。地表有20个露头点和6条探槽进行揭露控制；深部有7902和7707两孔控制。断层走向305º，倾向南西，倾角66º，为一正断层。在区内垂直落差150～370m，南段落差较大，向北则逐渐减小。出露长度1150余米。表1-2主要断层特征表序号断层名称断层性质断层产状区内走向长度（m）控制程度备注走向倾向倾角（°）落差（m）F2嵩山断层正断层305°南西66°150~3701447基本控制无1.2.3矿井瓦斯、煤尘及水文条件瓦斯本井田浅部开采二1煤的生产矿井两个：鲁庄煤矿、西村二矿，根据历年的瓦斯鉴定结果，相对的瓦斯涌出量在6m3/t以下，属低瓦斯矿井。从钻孔瓦斯成份和含量分析及目前生产矿井测定的相对瓦斯涌出量推测，深部和东部的瓦斯可能会增大，值得在以后的生产中注意。矿井瓦斯相对涌出量为2.55m3/t，绝对涌出量为2.93m3/min，为低瓦斯。煤尘与煤的自然样品经平顶山煤研所对煤尘爆炸性的测定结果，原煤水分平均为2.42%，灰分为15.37%，可燃基挥发份4.78%，均无爆炸性；自燃倾向性属三级，据生产矿井调查，井下与地面煤堆均未发生过煤层自燃发火现象。水文地质条件井田内主要含水层：①马家沟组（O2）石灰岩；②太原组下段（C3下）石灰岩；③太原群上段（C3上）石灰岩；④山西组（P11）中、粗粒砂岩；⑤下石盒子组（P12）中、粗粒砂岩；⑥上石盒子（P21）组中、粗粒砂岩；⑦平顶山组（P22）中、粗粒砂岩；⑧金斗山砂岩（T11）；⑨第四系（Q）砾岩。二1煤层的直接充水含水层，顶板为山西组中、粗粒砂岩，底板为太原组上段石灰岩。其它则为间接充水含水层。由于二1煤层以上间接充水含水层为中、粗粒砂岩，含水性及导水性较弱，距二1煤层较远，又有较多较厚的隔水层隔离，因此对矿井充水影响不大，故不作叙述。仅将马家沟组至山西组的含、隔水层叙述如下：1）含水层及隔水层：太原群上段石灰岩含水层厚度9.82～26.68m，平均18.80m。主要岩性为石灰岩、泥岩、砂质泥岩、份、细粒砂岩及薄煤层等。其中C3L6-L8石灰岩厚度1.37～14.45m，层数2～3层，比较稳定，该层为岩溶裂隙承压水，为二1煤层底板直接充水含水层。太原群下段石灰岩含水层厚度6.45～32.60m，平均19.41m。主要岩性为石灰岩、次为泥岩、砂质泥岩、细粒粉砂岩。根据开采一1、一3煤的西村一矿和圣水煤矿的水文地质调查结果，该层石灰岩涌入矿井的水量也不大。对二1煤层的开采影响不大。马家沟组石灰岩含水层厚度33.26～56.84m，平均46.35m。厚层状构造，岩性致密坚硬。该层浅部岩溶裂隙发育良好，含水丰富，导水性强，而深部则相反。马家沟组灰岩上距二1煤层46.17～94.92m，是间接充水含水层，在正常情况下对二1煤层的开采无影响。山西组砂岩含水层厚度60.27～107.52m，平均80.69m。主要岩性为石灰岩、泥岩、砂质泥岩、中、粗粒砂岩及煤层等，其中、粗粒砂岩含空隙裂隙承压水，厚度0～26.74m，厚度变化较大，稳定性较差。但所有钻孔均未发现该层有涌水现象，因此，作为二1煤层顶板直接充水含水层的山西组砂岩含水性很弱。本溪组隔水层厚度0.62～34.14m，平均7.53m。主要岩性铝土质泥岩、铝土矿层及铁矿层，裂隙发育不佳，一般对其上、下含水层的水力联系具有隔阻作用。若遇断裂破碎带或薄弱带，可导致马家沟灰岩与太原群下段灰岩含水层直接发生水力联系。太原群中段隔水层厚度7.04～23.83m，平均13.23m。主要岩性为泥岩、砂质泥岩、中、细粒砂岩，局部夹C3L5石灰岩。该层裂隙发育不佳，是太原群上、下段石灰岩之间的良好隔水层。（7）二1煤层底板隔水层二1煤层底板至太原群上段石灰岩之间的泥岩、砂岩类，厚度5.68～14.57m，平均9.73m。裂隙发育较差，为相对隔水层。一般情况下具有阻止太原群上段灰岩水进入矿井的作用。2）主要充水因素井田内的充水因素主要包括大气降水、地表水、地下水等，分别简述如下：大气降水大气降水多集中在7、8、9月份，此时矿井的涌水量比一般正常涌水量增大1-2倍。如圣水煤矿平时基本无水，降雨后48h，井下便开始来水，说明大气降水与矿井充水具有直接关系。但大气降水仅对浅部的西村、鲁庄井区有明显影响，因瑶岭井区煤层较深，该因素的影响很弱。地表水井田内仅有季节性小溪和面积不大的小水库。小溪经过的地段和库区岩层多为薄层第四系松散层和上、下石盒子组碎屑岩类。由于它们距二1煤层远，透水性不好，所以对矿井的影响充水无影响。地下水山西组中、粗粒砂岩是二1煤层顶板的直接充水含水层，但由于厚度变化大，含水性及导水性弱，因此能够补给矿井的水量很小。太原群上段石灰岩是二1煤层顶板的直接充水含水层，由于岩溶裂隙发育不佳，补给条件不足，对矿井的充水虽有影响，但不会造成威胁。马家沟组灰岩，是二1煤层顶板的间接充水含水层，该层岩溶裂隙发育，且不均一，含水丰富，导水性强，由于距二1煤层远，一般无大的影响。矿井涌水量根据1985年8月，河南省煤田地质勘探公司编写的《河南省巩县偃龙煤田瑶岭井田精查地质报告》及结合周边矿井的实际情况，二1煤层直接顶板岩性主要为泥岩、砂质泥岩，次为细、中粒砂岩及粉砂岩。其中泥岩、砂质泥岩及粉砂岩顶板力学强度低，遇水易软化，属极不稳定岩层，细、中粒砂岩顶板力学强度稍高，硬度较大，属不稳定岩层，另外一部分孔有伪顶，厚度小于0.5m，易于垮落。底板岩性主要为泥岩、砂质泥岩，次为粉砂岩，亦属极不稳定岩层，顶、底板岩石节理、裂隙发育程度受构造控制，尽管该矿内无较大型的断裂，但从地面、钻孔及井下均发现有小的断裂破碎带和小褶曲，在其附近节理、裂隙较发育。二1煤层充水水源为顶板淋水和底板涌水，其主要直接充水含水层为山西组砂岩和太原群上段灰岩；其中山西组砂岩含水和导水性微弱，能补给矿井的水量很小；太原群上段灰岩由于岩溶裂隙发育不佳，补给条件不足，钻孔单位涌水量小于0.1l/s.m，对矿井充水量有一定影响，矿井的正常涌水量170.88m3/h，最大涌水量为369.10m3/h。1.3煤层及煤质1.3.1煤层二1煤层赋存于山西组下部，位于大占砂岩（Sd）和老君堂砂岩（SL）之间。上距砂锅窑砂岩（Ssh）70.65m，香炭砂岩（Sx）31.08m；下距L7灰岩13.26m。煤层较稳定，基本全区可采。穿过煤层层位的钻孔53个，全部见煤，可采含煤率94%。煤层厚度0.39～9.12m，平均3.6m。煤层直接顶板为炭质泥岩、泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，少见细、中粒砂岩。煤层底板常为含有丰富植物根部化石的根土岩。间接底板常为深灰色微、细粒石英砂岩（老君堂砂岩）。煤层结构较简单。含1～3层夹矸，夹矸岩性为炭质泥岩、泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，夹矸厚度0.01～2.59m。表1-3可采煤层特征表序号煤层厚度（m）煤层层间距（m）煤层结构顶底板岩性煤层稳定性煤层容重最小~最大平均最小~最大平均夹矸层数夹矸厚度（m）顶板底板11.67~6.923.64.47~14.499.810~30.01~2.59泥岩或砂质泥岩石灰岩较稳定1.59t/m31.3.2煤层顶板条件二1煤层赋存于山西组下部，位于大占砂岩（Sd）和老君堂砂岩（SL）之间。上距砂锅窑砂岩（Ssh）70.65m，香炭砂岩（Sx）31.08m；下距L7灰岩13.26m。煤层较稳定，基本全区可采。煤层直接顶板为炭质泥岩、泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，少见细、中粒砂岩。煤层底板常为含有丰富植物根部化石的根土岩。间接底板常为深灰色微、细粒石英砂岩（老君堂砂岩）。1.3.3煤质二1煤灰黑色，条痕黑灰色，具有似金属光泽，呈土状与参差状断口，质散而松软，多成粉状及鳞片状，以粉、粒状煤为主。煤岩成份以亮煤为主，暗煤次之，偶见微量丝炭和少许镜煤。宏观煤岩类型以半亮型居多，间夹少量半暗型。平均容重为1.59t/m3，比重1.81，孔隙度13%左右。电阻率5～10Ω/m，属于低电阻率煤。因受后期构造应力影响，原生结构及构造多遭受破坏，层理不甚明显次生裂隙额发育，宏观与镜下常可见擦痕和摩擦镜面，以及揉皱现象和小褶曲。强度适中，f值不大，稳定性好。二1煤层灰分产率之两极值为11.40～26.11％，平均灰分产率为16.11％，就其总体特征评价应属低～中灰煤。二1煤层原煤全硫含量变化较小，两极值为0.31～0.72％，平均含量0.39%。1.4比重液洗选后，精煤全硫含量平均为0.44%，属特低硫煤。磷、砷、氯含量甚微。在瑶岭井区，二1煤原煤干基弹筒发热量为5800～7180卡/克，平均6760卡/克，换算后干基高位发热量6730卡/克，低位发热量6630卡/克，属中高发热量煤。二1煤层根据大样筛选试样结果，煤的自然粒度由大到小，产率逐渐增。各级产率分别为：大块煤（+50mm级以上）为12.56%；中块煤（50～13mm级）为20.06%；小煤块（12～3mm级）为16.55%；粉煤（3～0mm级）为50.83%。属难选煤，无洗选价值。综上所述,可见在瑶岭井田内二1煤原煤应属低～中灰、特低硫、低磷，中高发热量、高溶融粉状无烟煤。二1煤一般可作火力发电（喷射锅炉）用煤及民用煤。表表1-4煤质特征表序号煤层名称牌号（％）水分（％）Mad灰分（％）Ad挥发分（％）Vdaf硫分（％）低位发热量（MJ/kg）备注1二1煤层二12.4215.374.780.3927.72井田境界与储量2.1井田境界瑶岭煤矿位于巩义市南偏西约20km处，矿区位于偃龙煤田的东部，在巩义市西村镇、鲁庄两镇的辖区内，走向长4.91～7.31km，倾向宽3.25km，面积20.6391km2。矿区范围由7个拐点连线圈定，允许开采标高+600m～-200m，各拐点坐标详见表2-1。表2-1井田境界拐点坐标拐点拐点YX13840578938320232384013063830221338399691382787643840258938261455384033103824506638404238382802973840670238286992.2矿井资源储量井田范围内煤炭储量是进行矿井设计的基本依据。在具体设计之前必须把储量计算清楚。矿井工业储量计算可采用地质块段法和等高线法，本井田采用综合块段法计算的各级储量，块段法是我国目前广泛采用的储量计算方法之一。2.3矿井工业储量根据该井田地质条件、煤层勘探线、把该井田划分为5个块段，算的矿井的工业储量为12005.3万吨2.4矿井设计储量矿井设计储量是矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失后的储量。井田境界煤柱：在设计井田一侧按20m宽度留设没有断层。根据cad画图并计算的所需的永久保护煤柱为216.37万吨故矿井设计储量为word文档可自由复制编辑word文档可自由复制编辑word文档可自由复制编辑12005.30-216.37=11788.93万t2.5矿井设计可采储量矿井设计可采储量是矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱煤量后乘以采区采出率的储量。计算工业场地压煤时此处取10.9公顷。工业场地一般布置成长方形，其长边垂直于走向。根据垂直断面法，煤柱计算图如下：图2-1工业广场保护煤柱示意图表2-2矿井可采储量计算表 永久煤柱损失(Mt) 工广 矿井设计煤层工业储量 矿井设计井田 其 主巷 可采量名称 (Mt) 断层 合计 储量(Mt)境界它 煤柱 (Mt)二1煤 697.12005.300 216.37 216.37127.2811788.938771.56层 20估算矿井设计可采储量=[矿井设计储量—矿井工业广场煤柱损失量—主要巷道保护煤柱损失]×采取采出率（取0.8）计算得：设计可采储量为8771.56万吨。3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据设计大纲规定以及结合矿井实际情况。规定该设计矿井年工作日为330天，工作制度采用“三八制”，每天两班生产，一班检修，每班工作时间8h。矿井每天净提升时间为16h。3.2矿井设计生产能力及服务年限初步设计矿井生产能力为120Mt/a，矿井服务年限的计算公式为：Z TAkK式中：T——矿井设计服务年限，a；ZK——矿井设计可采储量，Mt；A——矿井设计生产能力，Mt/a；K——储量备用系数，K取1.4。根据该公式初步计算服务年限为：T8771.56=52.2a>50a1201.4符合规定的服务年限4井田开拓4.1井田开拓方案①井田内划分及开采水平数目及位置由于本井田的倾井田倾向长度较大，所以根据阶段要有合理的斜长和阶段垂高，将井田划分为三个阶段，井田北翼划分为两个阶段，水平标高分别为+290m、+70m。阶段斜长都在1000m左右，阶段垂高在320m以内，符合设计要求。由于本井田南翼煤层倾角为11º，瓦斯含量低，涌水量小，适合采用带区开采，在矿井生产前期，+290m水平为整个井田I、II阶段服务，采用带区开采、下山开采。生产后期，井田南翼的+70m水平为井田的第III阶段服务，采用下山开采。第一水平的服务年限满足设计要求。阶段内沿走向没有大的地质构造变化，整个井田的Ⅰ阶段划分两个带区，II阶段沿走向划分为两个采区；井田的第III阶段为两个采区，即本井田划分为两个带区。四个采区。每个采区的走向长度在1500m以上，符合设计规范。②井硐形式、数目及其配置⑴井硐形式选择由于瑶岭矿区南北走向一直为下坡，但坡度不大，井田靠北为煤藏较深，从而确定采用立井开拓方式。立井开拓井筒短，提升速度快，提升能力大，通风有效断面大，能够满足矿井通风的需要。⑵井筒数目因为瑶岭矿走向长度大，且为低瓦斯矿井，前面已经确定采用立井开拓方式，故只需开凿一对立井井筒和一个风井即可。后期可以在下一水平边界开设一个风井用于第二水平的回风。⑶井筒位置选择根据井田地形和地质条件，从首先满足第一水平的开采，缩短贯通距离，减少井巷工程量考虑，将主、副井筒设置在井田走向的中央处偏南处。该处的地质构造清楚、简单、开采条件好。③运输大巷和总回风巷的布置⑴运输大巷的布置运输大巷服务于整个开采水平的煤炭和辅助运输以及通风、排水和管线敷设，服务年限很长。由于本矿井的主要运输大巷服务年限长，煤层的顶板不稳定，所以运输大巷布置在煤层底板的岩石中，距煤层的距离为20m。布置岩石大巷时，应避免在松软、吸水膨胀、易风化的岩石中布置，同时还应避开支承压力的不利影响。总回风巷的布置无具备突出危险性，矿井瓦斯相对涌出量为2.55m3/t，绝对涌出量为2.93m3/min，为低瓦斯。可将回风巷布置在煤层中，大巷掘进容易施工速度快、便于掘进机械化掘进中可以探明煤层变化和地质构造。4.1.1开拓方案一立井一水平暗斜井二水平延深。主、副立井井口及工业场地位于井田中央偏南位置，工业场地地形平坦。第一水平标高为+290m，第二水平标高为+70m。两个水平都采用立井开拓，主、副井井筒至第一水平长340m，346m。从第一水平至第二水平的长度为223m。+290m水平为整个井田I、II阶段服务，采用带区、下山开采。建设工程后期，采用暗斜井延深至+70m，+70m水平为井田南翼的第III阶段服务，采用下山开采。水平运输大巷布置在煤层底板的岩石中，距煤层20m；通风方式采用两翼对角式通风。开拓方式示意图见图4-1主井 副井运输大巷暗斜井图运输大巷暗斜井4.1.2开拓方案二两水平（立井延伸）开拓，第一水平采用带区和下山开采。第二水平采用下山开采。开拓方式示意图见图4-2 主井 副井运输大巷图4-2立井两水平立井延伸运输大巷4.1.3开拓方案三立井三水平上山开拓。主、副立井井口及工业场地位于井田中央偏南位置，工业场地地形平坦。第一水平标高为+340m，第二水平标高为+80m第三水平标高为-210m。三个水平都采用立井开拓，主、副井井筒至第一水平长285m，从第一水平至第二水平的长度为250m，从第二水平至第三水平的长度为280m。三个水平都采用上山开采。水平运输大巷布置在煤层底板的岩石中，距煤层20m；通风方式采用采区风井通风。开拓方式示意图见图4-3。 主井 副井运输大巷图4-3立井三水平开拓运输大巷4.1.4开拓方案比较从以上的开拓方式示意图对方案II，与方案III进行比较，这两个方案的在技术上均是可行性方案。但是方案III比方案II要多开井筒、井底车场，运输石门、运输大巷，并相应地增加了井筒、石门及运输大巷的提升、运输、排水与通风费用。所以在方案II与方案III中选择方案II。本井田煤层倾角平均为14º，瓦斯含量低，涌水量小，适宜采用上、下山开采。方案I与方案II均为第一水平采用带区、下山开采，第二水平采用下山开采，而且生产系统简单、可靠。虽然说方案I与方案II相比，在施工技术、设备器材、地面设施、井筒装备和井底车场都比较简单、工程量少，但是暗斜井的井筒长，维护费用高，各种管线敷设长度大，通风阻力大，人员进出井和材料设备等辅助运输时间长，增加了不少费用。所以方案I与方案II要通过经济比较才能确定出最优方案。由于方案I与方案II在第一、二水平内的准备方式和采煤方法都完相同，只有向第二水平延伸的方式不同，前期的工程量一样，比较后期就行。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I和方案II两个方案进行比较时，可以只将两个方案中有差别的部分比较就行。分别列于下列表格中进行比较。表4－1基建工程量时时期项目方案Ⅰ方案Ⅲ早期主井井筒/m364364副井井筒/m346346井底车场/m10001000主石门/m216216运输大巷/m10001000后期主井井筒/m0234副井井筒/m0234井底车场/m10001000主石门/m01138×2运输大巷/m2075+27252075+2725暗斜井968×20表4－2基建费用表表4-3井巷维护费用方案一井巷维护费用（万元/年） 方案三 维护费用（万元/年）主立井 364×0.04727=17.2 主立井 364×0.0324=17.2副立井 346×0.03769=13.04 副立井 346×0.03769=13.04一水平井底 1000×0.03726=37.2一水平井 1000×0.03726=37.2车场 底车场主暗斜井 968×0.0324=31.36主暗立井 234×0.0324=7.58副暗斜井 968×0.0324=31.36副暗立井 234×0.0324=7.58暗斜井下部 1000×0.03726=37.26暗立井下 1000×0.03726=18.6车场 部车场 石门 2276×0.03876=88.22 合计 167.42 349.42表4-4井巷辅助费用方案一井巷维护费用（万元/m） 方案三 维护费用（万元/m）主立井 364×0.2977=82.63 主立井 364×0.227=82.63副立井 346×0.2899=100.31 副立井 346×0.2899=100.31一水平井底 1000×0.2013=201.3一水平井 1000×0.2013=201.3车场 底车场主暗斜井 968×0.4123=400 主暗立井 234×0.4123=96.47副暗斜井 968×0.4123=400 副暗立井 234×0.4123=96.47暗斜井下部 1000×0.3513=351.3暗立井下 1000×0.3513=351.3车场 部车场 石门 2276×0.2013=458.1 合计 1535.54 1386.64表4-5生产经营费用方案一井巷方案一井巷运输费用（万元/年）方案三运输费用（万元/年）主立井120×0.364×0.447=20.1主立井120×0.364×0.344=15.03主暗斜井120×0.518×0.344=27.79暗立井120×0.234×0.344=9.66合计47.8924.69表4-6总费用比较方案一（万元）方案三（万元）井巷掘进费用4293.215292.78井巷维护费用167.42349.42井巷辅助费用1535.541386.64生产经营费用47.8924.69小计6044.067053.53从前面表格中的计算可以看出，方案三的总费用要比方案一的高出16.7％，很明显方案一要比方案三优越的多，故决定采用方案一。4.2矿井主要开拓巷道4.2.1井筒确定了开拓方式后，还应对主要井筒（包括主、副、风井）的横断面布置形式、井筒装备、井筒断面尺寸、井筒支护材料等特征进行说明。主井：主井主要用于提煤。井筒直径5.0m，采用9t多绳摩擦式提煤箕斗进行煤炭提升。支护材料：基岩段采用混泥土砌壁，表土层不厚不需特殊施工，井壁厚度：基岩段350mm。井筒装备有钢丝绳罐道，井深364m。井壁厚度：基岩段毛断面积28.27m2，表土段毛断面积28.27m2副井：主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。为防止断绳事故，设有防坠器。井筒净直径6.0m。支护材料：基岩段采用单层砼结构，井壁厚度：基岩段400mm。井筒内装备有钢丝绳罐道、梯子间、电缆线和水管管道等。井深为346m。基岩段毛断面积38.48m2，表土段毛断面积38.48m2。风井：风井主要用于回风兼作矿井的安全出口。配备有梯子间及管路、电缆等。采用砼支护，井壁厚度为300mm，井深232.3m。主井井筒断面布置如下：1145057021002010560230013005000350主井断面图图4-1主井断面布置图副井井筒断面布置如下：6000165600016501204400227030101650165030055504700400图4-2副井断面布置图副井风速校核：QVmaxVmaxVMSV——通过井筒的风速，m/s；Q——通过井筒的风量，m3/s；S——井筒净断面积，m2；M——井筒的有效断面系数，圆形井取0.8；Vmax——《安全规程》规定的允许最大风速；由此：77V0.828.26＝3.4m/s<8m/s所以井筒选择符合要求。风井井筒断面布置如下：3840115612738401156127811985683603505683765000井筒名称井筒名称主井副井风井井口坐标X（m）382872538287223828849Y（m）384035313840357238403404Z（m）562560232用途提煤提料、矸、人、进风回风提升设备9t箕斗1t单层双车罐笼——井筒倾角（°）909090断面形状圆圆圆支护方式混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁井筒壁厚（mm）350400350提升方位角（°）33060——井筒深度（m）364346232断面积净（m2）19.628.319.6掘（m2）22.532.222.54.2.2井底车场及硐室井底车场是连接矿井主要提升井和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，担负提煤、提矸石、下物料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作任务。它是井下运输的总枢纽。地面工业场地比较平坦时，车场形式的选择主要取决于井下的条件。根据车场形式选择的原则和本设计矿井的实际情况。确定矿井的井底车场形式为立井刀式环形井底车场。井底车场各存车线长度的确定井底车场线路包括存车线和行车线。存车线为存放空、重车辆的线路，它由主井重车线、主井空车线、副井重车线、副井空车线及材料车线组成。行车线为调度空、重车辆的线路，如连接主、副井空、重车线的绕道和调车线。副井马头门线路也用于行车线。除上述主要线路外，在井底车场内还有一些辅助线路，如通往各硐室的专用线路和硐室内铺设的线路。副井进、出车线长度，应能够容纳1～1.5列车。材料车线应能够容纳10个以上材料车到一列车。井底车场线路由直线线路和连接部分所组成，连接部分包括曲线线路和道岔。直线线路就是指存车线和行车线以及调车线。本矿井运煤直接由胶带输送机运往煤仓，故无需计算主井空重车线长度。1.副井空、重车线长度：L=mnL1+L2+L3式中：L—副井空、重车线长度，mm—列车数，列数，取1.5列；n—每列车的矿车数，辆，取20辆；L1—一个矿车长度，m，2000mm；L2—电机车长度，m，4430mm；L3—列车制动距离，m，取14m；副井辅助运输采用1.5t固定矿车，型号为MG1.1--6A，外形尺寸2000×880×1150mm，自重495kg。电机车选用XK8-6/110A,外形尺寸4430×1054×1550。L＝mnL1+L2+L3＝1.5×20×2000+4430+14000＝78430mm，取80m；2.材料车线长度：L=15L材式中：L—材料车线长度，m；L材一辆材料车长度，m，2000mm；本矿井选用1t材料车，型号为MC1--6AA，外形尺寸2000×880×1150。L=15L材=15×2000=20000mm取L=30m调车方式：顶推调车：大巷来的矿车由电机车推入副井重车线，然后机车回到大巷调车线，副井空车线的矿车由副井空车侧的电机车拉出井底车场。4、井底车场硐室:①、主井系统硐室煤仓：井下煤仓上接卸载站硐室，下连箕斗装载硐室。通常为一条较宽的倾斜巷道，其中分成两个隔间，一个用以存煤，另一个为人行通道。箕斗装载硐室：其内安设箕斗装载设备，将煤仓之煤按定量装入箕斗。本硐室上接煤仓，并与立井井简直接相连，位于井底车场水平之下。主井清理撤煤硐室及斜巷：箕斗装裁时，部分煤炭撤落到井底。为了清理需设置清理撤煤硐室，其中安设提升绞车，并经清理斜巷将矿车或小箕斗送入井底。清出的煤炭提升至运输水平，然后由矿车运至翻笼卸入煤仓。主井井底小水泵房：为了清理撤煤和防止箕斗装载设备被水淹没，必须及时排除井底积水。通常在清底设备之下或其附近，于井筒一侧开一小泵房，安设两台水泵，一台工作，一台备用。井底积水排入井底车场巷道的水沟中，再流入水仓。②、副井系统硐室中央水泵房及中央变电所：这两个硐室通常联合布置在副井附近。由中央水泵房引出的排水管经管子道直接通往刚副井井筒。从井简引入的电线也由此进入中央变电所。水泵房及变电所各有一条通道与井底车场巷道相连。水泵房及变电所之间设有防火铁门。水仓：井底水仓井底水仓是按照矿井正常涌水量计算的，按照《煤矿安全规程》规定，当矿井正常涌水量在1000m3/h以下时，主要水仓能容纳8h的正常涌水量，同时主要水仓的有效容积不得小于四个小时的矿井正常涌水量。它由两条独立的巷道织成，其入口应尽量选择在井底车场巷道标高的最低点。为便于水仓的清理，在水仓内铺设轨道并在其入口处设置清仓小绞车。水仓的末端经吸水小井与水泵房相连。水仓容量应根据矿井正常涌水量计算确定。据上述可知，本矿正常涌水量170.88m3/h，小于1000m3/h。故其容量：V=Q·8V：水仓容积，m3Q：矿井正常涌水量，m3/hV=1367.04m3设定设有主副水仓，每个水仓承担一半涌水量，则1367.04/2=683.52m3。若用净断面为8m2的半圆拱形断面，那么一条水仓长度为：L=683.52/8=85mword文档可自由复制编辑word文档可自由复制编辑word文档可自由复制编辑本矿井水仓为半圆拱形，断面积为本矿井水仓为半圆拱形，断面积为8m3，所以水仓长度为m85，用混凝土砌碹，为使淤泥易于沉淀和清理，水仓向配水仓方向设立反坡，坡度为1‰—2‰，在水仓最低点应设积水窝，既能清理水仓积水也能方便清理工作。c、等候室:在副井井筒附近应设置等候室，作为工人候跟休息的场所。等候室多和工具房相邻，以便于工人领取工具。③、其他硐室其他硐室主要有：调度室、电机车库及电机车修理间、防火门硐室、火药库等。各硐室的具体位置见井底车场平面布置图所示图4-4井底车场布置图4.2.3大巷本设计矿井大巷主要布置回风、轨道、运输大巷。轨道大巷和运输大巷布置在煤层的底板岩层中，有利于布置巷道的方向，回风大巷布置在煤层中。大巷尽量布置直线，大巷坡度要符合《煤矿安全规程》规定。本井田煤层属于较稳定煤层，顶板都属于不稳定类型，底板没有强含水层或富含水的岩溶，因此将大巷布置在底板岩层中比较合适。大巷层位的确定：在煤层底板的L7灰岩质地坚硬，全区发育，层位稳定，厚度为40m左右。因此，将运输大巷与轨道大巷分别布置在煤层底板20m和30m的灰岩中，大巷支护条件好维护量小，且可起到疏水降压作用。下列情况，宜于布置煤层大巷：1、单独开拓的薄煤层及中厚煤层。2、煤层群相距较远的单个薄煤层和中厚煤层，走向不大，资源储量有限，服务年限短的。3、煤层群下部的薄及中厚煤层中开集中大巷的。4、煤层坚硬，围岩稳定，维护简单，费用不高的煤层。5、煤系底部有强含水层或富含水的岩溶时，不宜布置底板大巷的。6、煤层坚硬而顶底板松软或膨胀，难以维护的。本矿井瓦斯含量低，煤层较稳定，围岩稳定，可将回风大巷布置在煤层中，煤层工程量小，掘进速度快，投资费用低，建设工期短这些优点。①巷道断面尺寸的确定：巷道断面的尺寸要符合《煤矿安全规程》规定：巷道净断面，必须满足行人、运输、通风、设备安装、检修和施工的需要。因此，巷道断面尺寸主要取决于巷道的用途；存放或通过它的机械、器材或运输设备的数量与规格、人行道宽度与各种安全间隙以及通过巷道的风量等。按照《非煤矿山安全规程》的要求，运输设备与支架的安全间隙不小300mm，取400mm；按照《非煤矿山安全规程》规定，两设备间的最小距离不小于200mm，取200mm；人行道宽度按《非煤矿山安全规程》的规定，不小于800mm，取840mm。因此，巷道净宽度为：B=2×1050＋240＋840＋400=3580mm，取3600mm。大巷断面设计时要求的巷道安全间隙：架线高度距离道砟面不得小于1800mm，水沟盖板至管子底不得低于1800mm，管子悬吊挂件总高度为900mm，电缆悬挂高度为1500-1900mm。由此设计皮带大巷和轨道大巷断面图。轨道大巷断面特征为：运输大巷为半圆拱形，巷道净宽度3.6m,巷道净高度3.4m,巷道掘进面积12.5m2,净断面积10.8m2,支护采用锚喷支护，支护厚100mm。皮带大巷断面特征为：运输大巷为半圆拱形，巷道净宽度4.3m,巷道高3.6m,巷道掘进面积15.41m2,净断面积13.02m2,支护采用锚喷支护，支护厚度100mm。回风大巷断面特征为：回风大巷为半圆拱形，巷道净宽度3.6米，巷道高3.4米，巷道掘进面积12.5m2，净断面积10.8m2，支护采用锚喷支护，支护厚100mm。图4-5轨道大巷断面图图4-6皮带大巷断面图图4-2-7回风大巷断面图4.3采区的划分及接替4.3.1煤层开采顺序本井田只采二1煤4.3.2采区划分及接替《安全规程》规定：突出矿井、高瓦斯矿井、低瓦斯矿井高瓦斯区域的采煤工作面，不得采用前进式采煤方法。在井田范围内，带区的开采顺序为后退式，即从井田南北两翼向井田中央推进的方式。在带区内优先