采矿工程毕业设计（论文）-赵固二矿180万ta新井设计

1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1位置与交通赵固二矿井田西南距焦作市55km，东南距新乡市37km，东北距辉县市10km，与新乡市、焦作市、辉县市、获嘉县均有柏油公路相通，经薄壁至山西省也有公路相连。井田南约18km有新(乡)～焦(作)铁路横贯东西，距新(乡)～焦(作)铁路获嘉车站22km，西南距焦作矿区铁路专用线赵固一矿约6km，井田东距京广铁路24km左右，吴村—辉县—新乡的762窄轨铁路从井田北部通过。全区地势平坦，乡村公路纵横成网，交通便利。交通位置详见图1-1-1。赵固二井赵固二井赵固一井图1-1-1交通位置图图1-1-11.1.2地形与河流本区属于太行山山前平原，主要由坡积、洪积和冲积洪积扇裙组成，地面海拔标高+22m～+35m，全区呈北高南低缓慢倾斜地势，坡降4%～6%，地势总体平坦。本区地表水系属海河流域卫河水系，区内河流主要有：百泉河、黄水河和石门河。井田北部太行山区岩层裸露，沟壑深切，河谷地带有许多岩溶大泉，径流资源丰富，多数河流上游河段有水，距山口10～20km开始漏失和全部漏失，成为煤矿的主要充水水源。另外，为满足农业灌溉需要，还兴修了一些灌溉干渠。1.1.3气象及地震1、气象本区属暖温带大陆性气候，四季分明，夏季炎热，冬季寒冷，春秋两季气候宜人。年平均气温14.1～14.9℃，最高气温38.6℃（1976年6月），最低气温为零下8.1℃（1977年1月）。每年7～8月为雨水季节，约占年降水量的70%以上，降水集中时往往积水成灾，亦是地下水回补的时期。年平均降水量为580～600mm。年蒸发量为1680～2041mm。月平均相对湿度8月最大，为83%，1月最小，为63%，年平均相对湿度为70%。结冰期一般在12月～翌年3月，冻土深度为100～150mm，积雪厚度150～200mm。夏季多东南风和南风，冬季多西北风和北风，年平均风速为2.37m/s，最大风速为18m/s。2、地震河南省地震局资料记载，本区最大一次地震是1587年4月10日发生在修武县的六级地震。按照《建筑抗震设计规范》（GB50011—2001）附录A《我国主要城镇抗震设防烈度设计基本地震加速度和设计地震分组》划分，本矿井所在地区辉县市抗震设防烈度为8度，设计基本地震加速度值为0.20g。1.1.4矿区经济概况焦作矿区矿产资源丰富，已探明的矿藏达20种，主要有煤、大理石、花岗岩等。焦作矿区含焦作、济源2个煤田，含煤面积1660km2，-1500m以浅煤炭资源储量约7750.38Mt。矿区初步形成了煤炭、电力、耐火材料、冶金、机械、化工等工业生产体系。矿区农业以种植小麦、玉米、红薯等为主，经济作物主要有烟叶、花生、棉花、药材。赵固二矿所在辉县市，现有耕地面积88万亩，人口75万，辖11镇15乡，534个行政村1450个自然村。“十一五”期间，河南省将加快构建和发展以郑州为中心，包括洛阳、开封、新乡、焦作等城市在内的城市密集区，中原城市群发展构想是突出重点，建设郑州都市圈，建设城市产业走廊、现代服务业中心和现代农业示范带，都给赵固矿区开发带来良好的发展机遇。矿井建设所用的水泥、砂石等材料可由当地生产，钢材、木材等需由外地运入。另外，该区人口比较密集，劳动力资源丰富。1.1.5水源及电源㈠水源情况井田内可供选择的水源有：新近系中部承压水以及处理后的矿井井下排水。本矿井涌水量大400m3/h利用矿井排水符合节水政策，且该区用地下水水质易保证且处理简单。设计中两个水源均考虑利用，建井初期生产及生活用水利用新近系砂砾石层地下水，项目生产期间生产、生活用水利用处理后的矿井排水。水源可靠。㈡电源情况对本矿井有供电可能的电源主要有赵固一矿110kV变电站，李固110kV变电站和冯营电厂。三处电源均辖属焦作煤业（集团）有限责任公司，电源有保证。李固110kV变电站位于该矿井正西方向约28km处，其一回110kV电源引自焦作市电业局管辖的韩王220kV变电站，另一回110kV电源引自九里山110kV变电站，线路导线型号均为LGJ-120，线路长度分别为11km，15km。主变容量为2×25MVA，110kV母线为单母线分段接线，目前该站最大负荷约5MW。冯营电厂位于该矿井正西方向约33km处，装机容量2×50MW，电厂以发电机-变压器组单元接入电厂110kV配电装置，以两回110kV线路在韩王220kV变电站与系统并网，出两回110kV线路至九里山110kV变电站，为赵固一矿预留一个110kV间隔，备用一个110kV间隔。赵固一矿110kV变电站位于本矿井西北方向约6.5km处，其两回110kV电源分别引自冯营电厂和李固110kV变电站，线路导线型号均为LGJ-185，线路长度分别为27km和22km。主变容量为2×31.5MVA，110kV母线为单母线分段接线。1.2井田地质特征1.2.1地层赵固二矿井田属第四系、第三系全覆盖区。据钻孔揭露，本区赋存地层主要有奥陶系中统马家沟组、石炭系中统本溪组和上统太原组、二叠系下统山西组和下石盒子组、第三系、第四系，其中石炭系上统太原组和二叠系下统山西组为主要含煤地层。1.2.2含煤地层井田内含煤地层为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组和下石盒子组。含煤地层共含煤19层，煤层总厚度10.83m。含煤地层总厚278.63m，分5个煤组段，含煤系数为3.89%。山西组和太原组为主要含煤地层，煤层总厚度10.71m，地层总厚172.26m，含煤系数为6.22%。山西组下部的二1煤层为主要可采煤层，太原组底部的一21、一22煤层为大部可采煤层，其余煤层偶见可采点或不可采，可采煤层总厚8.91m，可采含煤系数为5.17%。1.2.3构造三、构造1、区域构造焦作煤田位于华北板块南部，太行构造区的太行断隆东侧之南缘，南邻开封断陷，东邻汤阴断陷。太行断隆区是在隆起构造背景下形成的伸展构造型式，以高角度正断层为主体，形成地堑、地垒、掀斜断块等组合形态。焦作煤田总体为走向北东、倾向南东、倾角一般<20°的单斜构造形态，构造以断裂为主，局部发育次级褶曲。断裂主要有NE、NW、EW向三组断裂，且以NE向断裂为主。三组断层交织成网，将煤田分割成大小不等的断块，NW向和EW向断裂构成井田群的分界，而NE向断裂则构成单个井田的分界。区域构造见图1-2-1。2、井田构造井田总体形态为一走向NW，倾向SW，倾角一般4°～10°的单斜构造。受区域构造控制，井田内构造特征以断裂为主，局部发育小幅度次级褶曲。见井田构造纲要图1-2-2。较明显的褶曲有3个背斜和1个向斜，使二1煤层底板等发生不同程度的扭曲，部分煤层底板等高线表现为马鞍状。发育的断层有NE向、NW向和近EW向三组，其中以NE向为主（占72％），近EW向次之（占20％），局部发育NW向断层（8％）。图1-2-1区域构造图全井田共发育断层2条，其中落差大于等于100m的1条；落差大于等于50m、小于100m的1条。主要断层描述如下：⑴百泉断层(F17)：为井田北部边界断层，向西南、东北延伸出区外，区内延展长度8km。为正断层，整体走向为北东，局部近东西。该断层倾向南东～南西，断面呈舒缓波状，倾角60～75，北西盘上升、南东盘下降，落差130-150m，西南段落差大，中间落差小，向北东又逐渐变大，切断二1煤层露头，在中部并发育分支断层F17-1。该断层中部和东部控制程度高，西部控制程度较差。⑶南云门断层(F18)：位于井田中南部，走向整体为NE向，在测区西南角转为近EW向，为正断层，倾向SE，倾角48°～75°，区内延展长度4300m，最大落差90m，从西南到东北落差逐渐减小。此断层为控制可靠断层。1.2.4水文地质㈠区域水文地质特征焦作煤田地处太行山复背斜隆起带南段东翼，其北部为太行山区，天然水资源量38541万m3/a，山区出露的石灰岩面积约1395km2，广泛接受大气降水补给，补给量26.28m3/s。区内寒武系、奥陶系石灰岩岩溶裂隙发育，为地下水提供了良好的储水空间和径流通道，岩溶地下水总体流向在峪河断裂以北（含赵固一矿井田）为SE、SW向，以南为NW向，一般在断裂带附近岩溶裂隙发育，常常形成强富水、导水带，如凤凰岭断层强径流带，朱村断层强径流带、方庄断层强径流带等。统计资料显示，岩溶地下水动态大致经历了三个阶段，即：五十年代中期到六十年代中期的基本天然状态；六十年代中期到七十年代末期的平水期过量开采状态；七十年代末到二十世纪初的枯水期过量开采状态，各期数据变化详见表1-2-16。水文年年代历时（年）降雨量（mm）排水量（m3/s）水位降低（m）最低水位（m）水位年变幅(m)丰水期52~6412826.11.5011008~16平水期65~7713711.874.6949.0915.8枯水期78~868662.39.9396.0856.2焦作煤田岩溶地下水变化历时统计表表1-2-16总的来看，如果没有丰水年的降水补给，区域岩溶地下水平衡状态基本已被打破，水位连年下降已成定势。1、含水层⑴奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层由中厚层状石灰岩、泥质灰岩组成，本区有9孔揭露该层，最大揭露厚度67.30m，含水层顶板埋深725.86～991.50m，在古剥蚀面的附近岩溶裂隙发育。普查期间和本次勘探，都没有涌漏水孔，13202孔抽水单位涌水量0.00189l/s.m，渗透系数0.00333m/d，稳定水位标高82.00m，水化学类型为HCO3—Ca.Mg型，矿化度0.309g/l。该层距二1煤一般109.12～126.03m，正常情况不影响煤层开采，断裂沟通情况下对矿井威胁大。邻区北部赵固一矿的L8群孔抽水试验时，12203孔奥陶系含水层水位出现了小幅下降，反映了含水层之间的水力联系。⑵太原组下部灰岩含水层由L2、L3灰岩组成，其中L2灰岩发育较好，厚度由东向西、由浅而深变厚，一般10.01～14.68m，据10个钻孔统计，遇岩溶裂隙涌漏水钻孔4个，涌、漏水钻孔主要分布在断层附近，邻区6002孔抽水单位涌水量1.090l/s.m，渗透系数9.87m/d，为富水性较强的含水层。该含水层直接覆盖于一22煤层之上，为该煤层直接充水含水层。上距二1煤层85.58～104.57m，正常情况对二1煤层没有影响。⑶太原组上部灰岩含水层主要由L9、L8、L7灰岩组成，其中L8灰岩发育最好，据揭露该层的30个钻孔统计，L8含水层厚度一般6.77～14.78m，L9灰岩厚度0.7～2.58m，两层灰岩岩溶裂隙较发育，单位涌水量0.0005～0.059l/s.m，渗透系数0.0036～0.648m/d。该含水层水位标高80.49～84.97m，为富水程度中等含水层。水化学类型较多，有HCO3.SO4—Ca.Mg、HCO3.SO4—Mg.Ca、Cl.HCO3—Ca.K+Na.Mg型，矿化度为0.303～0.625g/L，PH为7.73～8.46，基本上为中性。该含水层上距二1煤层9.10～16.22m，为二1煤层底板主要充水含水层。⑷二1煤顶板砂岩含水层主要由二1煤顶板大占砂岩和香炭砂岩组成，厚度一般10m左右，细粒砂岩以下级的厚度15～40m，所揭露钻孔均未发生涌、漏水现象，据测井资料统计砂岩渗透系数k<0.12m/d，一般为k=0.0043～0.078m/d，属弱富水含水层。12751孔抽水单位涌水量0.0013l/s.m，渗透系数0.0055m/d，校正后的渗透系数为0.021m/d。水位标高67.78m。水化学类型HCO3—K+Na.Ca型，矿化度0.425g/L，属弱富水含水层，PH为7.94。⑸风化带含水层由隐伏出露的各类不同岩层组成，厚度15～50m，一般20～35m，13151孔抽水单位涌水量0.135l/s.m，属中等强度含水层。局部为弱透水层（K<1.12m/d）。2、隔水层⑴本溪组铝质泥岩隔水层指奥陶系含水层上覆的铝质泥岩层、局部薄层砂岩、砂质泥岩层，全区发育，厚度4.5～12.63m，分布连续稳定，但该层厚度较薄，开采时应引起注意。⑵太原组中段砂泥岩隔水层系指L4顶至L7底之间的砂、泥岩、薄层灰岩及薄煤等岩层，该层段总厚度35.22～48.90m，平均厚度43.00m，以泥质岩层为主体，总体为隔水层，为太原组上下段灰岩含水层之间的主要隔水层。⑶二1煤底板砂泥岩隔水层指二1煤底板至L9顶板之间的砂泥岩互层段，以泥质类岩层为主，表现为隔水性。该段总厚度为9.1～17.27，平均厚度12.84m左右；分布连续稳定，是良好的隔水层段，但在高压水状态下的隔水性能有待研究。⑷第三系泥、泥质隔水层 由一套河湖相沉积的粘土、砂质粘土组成，厚度500～1180m，呈半固结状态，隔水性良好，可阻隔地表水、浅层水对矿床的影响。(5)矿井涌水量预算勘探报告对二1煤层顶、底板充水含水层进行了抽水试验，共抽水9层次，其中奥灰1层次、太原群上段5层次，煤层顶板1层次，利用抽水参数用解析法预算-800m水平和-950m水平正常涌水量分别为1963.15m3/h、2266.03m3/h。利用邻近古汉山和辉县吴村煤矿实际涌水资料用比-800m水平和-950m水平但预算的涌水量还存在差距。报告利用3个单孔抽水试验经过井损的校正后的参数进行计算，反映了二1煤层底板灰岩含水层的实际情况。因此用这些参数计算的矿井涌水量具有一定合理性。但由于抽水钻孔较少，代表性差，可靠性不高。古汉山煤矿开采面积暴露的条件不够充分，-450m水平，降深270m，揭露的顶板含水层面积较小，因此用古汉山煤矿资料评价赵固二井的矿井涌水量，略显欠缺；吴村矿开采时间较长，开采水平-300m，降深390m，有一定的代表性，虽然用古汉山、吴村两个已知矿井相比拟时，存在底板实际涌水量与计算结果上存在1.13系数；而勘探揭示的赵固二矿位于深部，岩溶含水层的富水程度较一矿有降低，因此，用吴村矿预算二矿水量较为适宜。利用吴村煤矿实际涌水资料比拟计算的矿井涌水量即-800m水平为1835.07m3/h、-950m水平为1970.13m3/h，计算的矿井最大涌水量-800m水平为2385.59m3/h、-950m水平为2561.17m3/h。根据建设单位建议和意见，处于安全角度出发考虑,矿井排水系统按-950m水平涌水量进行计算。矿井初期开采排水水平为-682m，-682m排水水平以上服务年限为13.8a。根据地质报告采用的计算方法（比拟法），结合-682m排水水平以上的开采范围，预测-682m水平以上矿井正常涌水量为1562.55m3/h.1.2.5地质勘探程度本井田面积约20km2，先后施工钻孔247个，平均每平方公里3.8个钻孔，在前期开采的3上煤层赋存范围内，每平方公里平均4.6个钻孔。抽水39次，测井钻孔245个，采取瓦斯样67个，煤样426个，合计各种样品1865个。井田内的地质构造形态。主要褶曲和断层均基本查清，特别是3下煤层赋存区控制程度高，煤层对比基本清楚，对煤质、煤层特征及开采条件均基本查明，水文地质条件基本搞清。勘探程度较高，所提资料可满足设计要求1.3煤层特征1.3.1可采煤层井田含煤地层为石炭系太原组、二叠系山西组和下石盒子组。山西组和太原组为主要含煤地层，山西组下部的二1煤层和太原组底部的一22、一21煤层为主要可采煤层，其余煤层偶尔可采或不可采。1、二1煤层赋存于山西组下部，上距砂锅窑砂岩（Ss）45.64～81.25m，平均60.18m；下距L8石灰岩19.65～40.24m，平均27.01m，层位稳定。煤层直接顶板以砂质泥岩、泥岩为主，间接顶板为细~粗粒砂岩（大占砂岩）；底板多为砂质泥岩和粉砂岩，局部为细粒砂岩，偶见炭质泥岩。区内共施工31孔，其中露头外5孔（7601、8003、8201、8801、8803），未达到二1煤层位1孔（8001），断失二1煤层3孔（7603、12601、13602），实际有22孔穿过二1煤层位，煤层厚度4.73～6.77m，平均6.16m，煤层厚度主要集中在6.00m~6.50m之间（详见图1-2-3）。图1-2-3煤层厚度分布直方图井田内见煤的22个钻孔中，有12个钻孔含夹矸，其中含3层夹矸的1孔（12803），含2层夹矸的1孔（13601），其余10个钻孔含1层夹矸。夹矸厚度0.10～0.53m，平均厚度0.19m。夹矸多为泥岩，居于煤层中下部。煤层总体结构较简单。二1煤层厚度大，变化小，结构比较简单，煤质变化很小，煤类单一，层位稳定，全区可采。二1煤层平均煤厚6.16m，可采性指数Km=1，标准差s=0.51，变异系数r=8.27%，属稳定型厚煤层。见二1煤层等厚线图1-2-4。2、一22煤层赋存于太原组底部，上距二1煤层98.67～110.72m，平均104.95m，下距奥陶系顶界面8.13～16.28m，平均11.35m。煤层直接顶板为石灰岩，局部为泥岩和砂质泥岩；底板多为泥岩或砂质泥岩，局部为砂岩，偶见炭质泥岩伪顶、伪底，层位稳定。煤层厚度0.29～1.79m，平均1.21m，煤厚有一定变化。夹矸1～2层，夹矸厚度0.25～0.41m，平均厚度0.34m。夹矸多为泥岩，居于煤层中部。煤层总体结构比较简单。一22煤层结构比较简单，煤质变化很小，煤类单一，层位稳定，从厚度来看全区大部可采。一22煤层平均煤厚1.21m，可采性指数Km=0.78，标准差s=0.46，变异系数r=38.01%，属较稳定型中厚—薄煤层。3、一21煤层赋存于太原组底部，上距二1煤层101.72～113.55m，平均108.27m，下距奥陶系顶界面4.48～12.63m，平均7.70m。煤层直接顶板为泥岩和砂质泥岩，局部为砂岩；底板多为本溪组铝质泥岩，局部为砂质泥岩，偶见炭质泥岩伪顶、伪底，层位稳定。煤层厚度0.64～3.06m，平均1.54m，煤厚有一定变化。夹矸1～3层，夹矸厚度0.10～0.50m，平均厚度0.23m。夹矸多为泥岩，居于煤层中部。一21煤层结构简单—较复杂，煤质变化很小，煤类单一，层位稳定，全区大部可采。一21煤层平均煤厚1.54m，可采性指数Km=0.9，标准差s=0.61，变异系数r=39.61%，属较稳定型中厚－薄煤层。从厚度来看，一21煤层、一22煤层均属可采煤层，但由于一21煤层、一22煤层下距奥陶系灰岩仅有10m左右，其直接顶板又为L2灰岩（强含水层），处于两强含水层之间，水文地质条件极复杂，且煤质属中灰、高硫煤，为环保政策限采煤层，因此在目前条件下设计暂不考虑开采。井田内各煤层特征见表1-2-2。井田煤层特征表表1-2-2煤层编号可采厚度（m）煤层间距（m）结构情况可采程度稳定性夹矸层数类型两极值两极值一般值一般值二14.73～6.770～3比较简单全区可采稳定6.1698.67～110.72一220.29～1.79104.950～2比较简单大部可采较稳定1.212.83～3.05一210.64～3.062.940～3简单～较复杂大部可采较稳定1.3.2煤的物理性质二1煤以块煤为主，夹有少量粒状煤，灰黑至黑灰色，条痕为灰黑色，似金属光泽，以贝壳状断口为主，局部为参差状。内生裂隙发育。块煤强度大，坚硬。据钻孔煤芯资料统计，块煤产率达到80%。视密度1.52。二1煤宏观煤岩组分以亮煤为主，暗煤次之，含少量丝炭透镜体。宏观煤岩类型属光亮型～半亮型。1.3.3煤的风化和氧化二1煤层主要煤质特征表表1-2-3水分Mad%灰分Ad%挥发分Vdaf%发热量Qgr,v,dMJ∕kg硫分St,d%磷分（×10-6）Pt%1.54（21）13.78（21）7.37（21）30.03（21）0.34（21）0.035（16）二1煤层煤类确定结果表表1-2-4煤层指标特征(%)焦渣特征类别符号VdafHdafReq\o(\s\up6(０),\s\do3(ｍａｘ))二14.85~9.135.55(17)2.72~3.332.90(17)2.47~3.462.99(7)2无烟煤二号WY2。抗碎强度、可磨性指数、热稳定性测试结果表表1-2-5煤层可磨性指数热稳定性（%）抗碎强度试验HGI分级TS+6TS6-3TS-3平均残焦率分级SS分级二126~7739(7)难磨煤二1煤层各项指标分级统计结果表表1-2-6灰分硫分发热量磷分砷抗碎强度可磨性热稳定性灰熔融性结渣性可选性低中灰特低特高热值低磷一级含砷高强度难磨较高热稳定性较高软化温度弱较难选~易选1.3.5瓦斯含量煤层瓦斯成分含量测试结果表表1-2-11煤层采样地点上覆有效地层厚度(m)煤层厚度(m)瓦斯成分（%）瓦斯含量(mL/g.r)O2(%)煤质分析(%)CO2CH4N2CO2CH4N2自然加热MadAd二17305253.86.350.3115.360.200.508006121.815.419.247.8382.930.500.520.235.490.522.0315.4512201170.265.5928.50071.500.370.000.933.151.581.0014.831360199.715.7415.4175.988.611.337.056.680.982.602.7334.8112603163.836.633.5381.2515.230.6615.112.830.880.690.9611.351260595.146.0110.5242.5746.911.014.094.5110.614.570.5015.8812751122.175.7232.352.7864.870.620.051.2517.875.782.0614.8212800112.155.7311.6853.6134.710.964.402.8515.861.670.627.5912803170.226.743.8367.5928.580.579.974.221.451.170.918.011280174.476.952.5764.1333.300.623.220.471.230.560.909.4212805188.586.133.5669.7426.710.479.183.520.760.731.469.211315156.596.4712.620.0187.370.580.0013.663.647.201.4627.151315259.616.096.3261.1332.550.737.063.760.781.051.388.011315592.536.816.2074.2319.570.707.422.224.140.881.229.491320253.76.2826.891.7471.380.380.031.011.962.122.2614.7713602237.062.3310.8949.1839.920.773.482.8218.383.451.3514.1613801230.966.475.4086.627.980.6911.001.010.911.160.5510.11煤层瓦斯成分含量统计结果表表1-2-12煤层统计结果瓦斯成分（%）瓦斯含量（mL/g.r）O2（%）煤质分析（%）CO2CH4N2CO2CH4N2自然加热MadAd二1最大值32.3586.6287.371.3315.366.6818.387.202.7334.81最小值3.530.007.980.310.000.230.760.500.507.59平均值12.4644.9542.590.675.982.685.792.231.3714.40点数17171717171717171717点数3335553555煤的化学性质设计主要可采煤层钻孔煤芯煤样分析成果见表1-2-3。3、煤类依椐中国煤炭分类国家标准《GB5751-86》，以浮煤干燥无灰基挥发份（Vdaf）、氢（Hdaf）含量为主要指标，辅以镜质体最大反射率进行确定。本区二1煤煤类属无烟煤二号，判定指标见表1-2-4。4、煤的工艺性能⑴抗碎强度、可磨性、煤的热稳定性二1煤抗碎强度、可磨性、煤的热稳定性测定结果见表1-2-5⑵煤对二氧化碳反应性及结渣性试验温度为950℃时，二1煤对二氧化碳还原率为29.5～39.8%。随着温度的增高，煤对CO2的还原率α%增大。根据实验结果，二1煤结渣强度属弱结渣性。⑶熔融性二1煤煤灰成分以二氧化硅和三氧化二铝为主，二者含量为61.70~78.86%，次为氧化钙，含量为1.13~18.88%，三氧化二铁含量为4.01~7.95%，三氧化硫含量为3.24~6.09%，氧化钾和氧化钠合计含量为0.99~2.42%。二1煤灰中难熔的二氧化硅和三氧化二铝含量较高，其软化温度在1350~1500℃之间。二1煤层属较高软化温度灰、中等流动温度灰。5、煤的风、氧化带深度根据钻孔的岩石资料统计，风、氧化带厚度为14.70m左右。1.3.4煤的用途二1煤层各项指标分级情况见表1-2-6。本区二1煤为低中灰、特低硫、低磷、一级含砷、较高软化温度、较高热稳定性、高强度、弱结渣性易选～较难选的无烟煤，其块煤产率较高，可作化工用煤、合成氨、高炉喷吹、动力配煤、水煤浆用煤，粉煤可作动力或民用燃料、动力配煤。本区以往地质工分、含量测定，测定结果见表1-2-11、12。二1煤层瓦斯成分中N2占42.59%，CH4占44.95%，通常情况下，瓦斯成分中CH4成分小于80%，称为瓦斯风化带，本井田CH4成分远小于80%，二1煤层处在瓦斯风化带之中。瓦斯含量中CH4含量在0～15.36ml/g，平均5.98ml/g。二1煤层17个瓦斯取样点测试，大于10ml/g的有3孔，6～10ml/g的有5孔，2～6ml/g的有4孔，小于2ml/g有5孔。矿井二1煤层瓦斯含量分布情况见图1-2-7。二1煤瓦斯参数测试结果表表1-2-13钻孔瓦斯煤样测试项目煤的坚固性系数f瓦斯放散初速度△P吸附等温试验孔隙率（%）煤层瓦斯压力（Mpa）ab126051.2914.243.100.1365.10.67128031.3217.541.450.1864.9128051.0814.331.520.1674.90.86131551.1612.940.770.1674.60.64136020.9012.635.360.1945.0138010.81126030.67从矿井二1煤瓦斯参数测试结果表来看，有2个（12805孔、13801孔）瓦斯压力参数、5个（12605孔、12803孔、12805孔、13155孔、13602孔）瓦斯放散初速度参数超过了突出危险临界值。从钻孔瓦斯煤样的取样地点来看，12805孔位于井田的西部深部区域，煤层赋存标高-1031m。13801孔位于F18断层以南的深部区域，煤层赋存底板标高为-957m。随着埋藏深度的减少，12605孔、13155孔、12603孔瓦斯样的煤层瓦斯压力均1.3.6煤尘及煤的自燃煤尘二1以块煤为主，夹有少量粒状煤，块煤强度大，坚硬。煤尘爆炸性试验点火时均无火焰产生，鉴定结果：二1煤大部分煤尘无爆炸性，仅在局部地段煤尘可能有爆炸性（13202孔）。自燃二1煤的自燃倾向性采用着火温度法与色谱吸氧法进行鉴定，自燃倾向性等级为Ⅲ级，属不易自燃煤层2井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田境界确定煤田范围划分为井田的原则有：1.要充分利用自然条件划分，尽量利用地形、地物、地质构造、水文地质等自然条件，以减少煤柱损失，提高资源采出率，充分保护地面设施；2.要有与矿区开发强度相适应的井田范围，要保证井田范围与矿井生产能力相适应，有足够的储量和服务年限及合理的尺寸；3.照顾全局，处理好与临矿的关系；4.直线原则，井田的划分应尽量采用直线或折线，有利于矿井的设计和生产管理工作的开展。井田范围内二1煤层为设计开采煤层，其赋存范围东部以二1煤层隐伏露头为界，南部以南云门断层(F18)，西部以-1200m煤层等高线为界，北部以百泉断层(F17)为界，东西长约8km，南北宽3.3km，二1煤总含煤面积约23.2km2，占整个勘探区面积的53.5%。2.1.2井田赋存特征井田内煤层倾角一般2°～6°，属近水平煤层，二1煤层煤厚4.73～6.77m，平均6m，赋存稳定，属稳定型厚煤层，煤层生产潜力7～10t/m2，是理想的高产煤层。井田内煤层开采技术条件为：低瓦斯、煤尘无爆炸危险性、煤层不易自燃、地温正常、构造和水文地质条件中等，开采技术条件相对简单，为矿井和工作面的高产奠定了基础。但井田煤层埋藏深,矿井涌水量大,基岩厚度薄的特点也影响了工作面产量的提高.井田勘探程度高，资源可靠，为提高矿井设计生产能力、建设安全高效的现代化矿井提供了良好的资源条件。第二节矿井工业储量一、储量计算范围由于一21、一22煤层下距底部奥陶系灰岩层较近，其直接顶板又为L2富水性较强的灰岩含水层，且煤层属于高硫煤(＞3%)，故本次设计只考虑开采二1煤层.2.2矿井地质资源量采用地质块断法计算矿井地质资源量，地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，在圈定的块段法范围内可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，每个块段内至少应有一个以上的钻孔。煤层储量的计算公式为：（公式2-2-1）式中：、……——分别为各块段的储量，万t；、…..——分别为各块段的面积，m2；、…..——分别为各块段内煤层的平均厚度；、……——分别为各块段内煤层的容重,取1.5t/m3根据地质勘探情况，将矿体划分1个块段。由图计算面积为:Sa=23710355.91m2煤层的倾角为:5.5°则其余弦值为:0.9953用煤层底板等高线上的水平投影面积换算成真面积。式中s——真面积，m2；——水平投影面积，m2；——煤层倾角，采用块段内的平均倾角，（°）；S=23710355.91/0.9953=23820018.6m22.3矿井工业资源/储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%是经济的基础储量，30%是边际经济的基础储量，则矿井的工业资源/储量由式(2-3-1)计算。Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k(2-3-1)式中：Zg——矿井工业资源/储量；Z111b——探明的资源量中经济的基础储量；Z122b——控制的资源量中经济的基础储量；Z2M11——探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2M22——控制的资源量中边际经济的基础储量；Z333——推断的资源量。K——可信度系数取0.7~0.9，地质构造简单、煤层赋存稳定取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定取0.7。Z111b＝214380167×60%×70%＝90039670.1tZ122b＝214380167×30%×70%＝45019835.1tZ2M11＝214380167×60%×30%＝45019835.1tZ2M22＝214380167×30%×30%＝19294215t由于地质条件一般，k取0.8。Z333k＝214380167×10%×k＝17150413.4tZg＝Z111b＋Z122b＋Z2M11＋Z2M22＋Z333k＝90039670.1+45019835.1+45019835.1+19294215+17150413.4=210092564t2.3.1矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量按式(2-3-1)计算：Zs＝(Zg－P1)(2-4-1)式中：Zs——矿井设计开采储量；P1——断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建（构）物煤柱等永久煤柱损失量之和。本井田中永久煤柱损失主要有：地面工业广场保护煤柱、井田境界煤柱损失和断层保护煤柱等。井田境界煤柱和断层保护煤柱取100m。1）井田边界煤柱可按式(2-4-2)计算：Z=L×b×M×R(2-4-2)式中：Z——井田边界煤柱损失量，t；L——井田边界长度，m； b——井田边界煤柱宽度，100m；M——煤层厚度；6m;R——煤的容重，1.5t/m3。则井田边界煤柱损失量为：Z1=L×b×M×R=6700×100×6×1.5=6030000t2）断层保护煤柱同理可用可式(2-3-2)计算：则断层保护煤柱损失量为：Z2=L×b×M×R=17500×100×6×1.5=15750000t3）地面工业广场保护煤柱《煤矿设计规范中若干条文修改决定的说明》中第十五条关于减少广场占地问题中，工业场地（包括选煤厂）占地面积指标应控制在表2.3-1的范围内。表2.3-1工业场地占地面积指标明细表井型（万吨/年）占地面积指标（公顷/10万吨）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8按规范规定，年产180万t/a的大型矿井，工业场地占地面积指标选为1.2公顷×10万吨。故可算得工业场地的总占地面积：S=1.2×18=21.6公顷=216000m2根据垂直剖面可计算工业广场的保护煤柱的留设：计算如下所示：工业广场占地面积为540×400m2,平面形状为矩形。煤层地质条件为：煤层倾角α＝5.5°，煤层在受保护范围内中央的埋深H0=830m，地面标高30m，煤层地板标高-800m，松散层厚50m，此处煤厚6m。查的本井田各参数如下：φ＝45°β＝67°δ＝γ＝70°其中：φ——表土层移动角；β——煤柱上山移动角；δ——走向方向移动角；γ——煤柱下山移动角；α——煤层倾角；用垂直剖面法留设工业广场保护煤柱如图2.3-1所示：图2.3-1工业广场保护煤柱Z3=0.5(AD+BC)×h×m×r/cosα(2-3-2式中：AD——工业广场保护煤柱梯形的下底，m；BC——工业广场保护梯形的上底，m；h——工业广场保护梯形的高，m；m——煤层的厚度，m；r——煤的容重，m。α——煤层平均倾角，°代入数据得：Z3=0.5×（1120.58+1215.29）×1353.17×6×1.5/cos5.5°=14290898.7t由以上可得永久煤柱损失量P1=Z1+Z2+Z3=6030000+15750000+14290898.7=36070898.7t2.3.2矿井可采储量1）矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量可按式（2-3-3）计算：Zs=Zg－P1(2-3-3)代入数据得：Zs=210092564－36070898.7=174021665t2)矿井设计可采储量矿井设计可采储量课按式（2-3-4）计算，其中P2按矿井设计资源/储量的2%估算。Zk=(Zs－P2)C(2-3-4)式中Zk——矿井设计可采储量；P2——主要井巷煤柱损失量之和；C——采区采出率，厚煤层不小于75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%。代入数据得：Zk=（174021665－174021665×2%）×75%=127905924t3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度按照《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井设计生产能力按年工作330d计算，矿井每昼夜净提升时间为16个小时。所以，本矿井设计年工作日数为330d。工作制度采用“三八制”，每天三班作业，三班准备，三采三准。每班工作8小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据由《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井设计生产能力，应根据资源条件、外部建设条件、国家对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生成能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。1、资源情况：矿井地质构造简单，储量丰富，煤层赋存稳定，开采条件优越，应将矿井定为较大的井型；煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿井规模定的太大；2、开发条件：包括矿区所处的地理位置，交通是否便利，用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等；3、国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤质、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。3.2.2矿井设计生产能力参照大型矿井服务年限的下线要求，矿井设计生产能力可按式（3-2-1）计算：A=Zk/TK(3-2-1)式中A——矿机设计生产能力，万t/a；Zk——矿井设计资源/储量，万t；T——矿井服务年限，取50a；K——储量备用系数，矿井设计一般取1.3～1.5，本设计取1.3。代入数据得：A=12790.5924/(50×1.3)=196.778万t/a.根据煤层赋存情况和矿井设计可采储量，按煤炭工业矿井设计规范规定，将矿井设计生产能力确定为180万t/a。3.2.3服务年限矿井服务年限可按式（3-2-2）计算：T=Zk/AK(3-2-2)代入数据得：T=12790.5924/(180×1.3)=54.66a3.2.4井型校核根据大型矿井的矿井设计服务年限为50a以上，而本矿的服务年限大于50a，设计生产能力为180万t/a，故符合建立大型矿井。4井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充资料，具体体现总体设计合理原则，将主要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程。其中包括确定，主、副井和风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采（带）区划分以及开采顺序与通风运输系统。4.1.1确定井硐形式、数目、位置及坐标（一）井筒形式的确定井筒的形式有立井、斜井和平峒三种。斜井适用于井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。平峒适用于地形条件合适，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，上山部分的储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。综合赵二煤矿的实际情况：（1）表土层较厚，平均为140m，且风化严重；（2）地处平原，地势平坦，地面标高平均为+80m左右，煤层埋藏较深，距地面垂深在-550～-1200m之间。因此，斜井及平峒均不适用于赵固二矿。由于立井开拓的适应性较强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件的限制；在采深相同的条件下，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；井筒的断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的的要求，且阻力小，对深井更为有利；当表土层为富含水的冲积层或流沙层时，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，能兼顾井田浅部和深部不同产状的煤层。因此，综合以上因素并结合赵二矿的实际情况，确定井筒的形式为立井。本矿井煤层倾角小，平均5.5°，为近水平煤层；水文地质情况比较简单，涌水量较小；井筒不需要特殊施工，因此可采用立井开拓，延伸可采用立井延伸或采用暗斜井延伸方案或为一水平开采。经后面方案比较确定井筒形式为双立井开拓，两水平开采。本矿井采用一对立井开拓：主立井采用箕斗提煤；副立井采用罐笼提升矸石，升降人员、设备、材料，且兼作进风井。副井安装梯子间，作为一个安全出口。考虑到赵固二矿井田范围较大，矿井通风方式经过比较后确定为中央并列式通风（具体比较情况见第九章），在井田南翼和北翼各掘一个风井，即南风井和北风井，每个风井均安装梯子间，作为回风井并兼作安全出口。（二）井筒位置的确定（1）井筒沿井田走向方向的有利位置本井田形状基本上成不对称的梯形，储量分布比较均匀，故井筒的有利位置应在井田走向的储量中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可以使井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。（2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置立井开拓时，立井井筒位于井田倾斜方向的中部略靠上时，可以使石门长度较短，沿石门的运输工作量较小。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱的尺寸愈小。（3）有利于矿井初期开采的井筒位置应尽可能使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓工程量，节省投资和缩短建井工期。（4）尽量不压煤或少压煤合理布置井筒确定井筒位置，要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱。为了保证矿井投产后的可靠性，在确定井筒位置时要使地面工业场地尽量不压首采区煤层。（5）地质及水文地质条件对井筒布置的影响要保证井筒、井底车场及硐室位于稳定的围岩中，应使井筒尽量不穿过或少穿过流沙层、较大的含水层、较厚冲积层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层、较软煤层及高应力区。（6）井口位置应便于布置工业场地井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路专用线。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。（7）井筒井口位置的标高应高于当地的历年最高洪水位。综上所述，由于本井田地形平坦，表土较厚，且有流沙层，所以，确定采用立井开拓（主井设箕斗），并按表土层较薄，井下生产费用较低的原则确定了井筒位于井田走向中部表土层较薄处。4.1.2确定工业场地位置、形状和面积矿井工业广场属于一级保护建筑，工业场地的选择主要考虑以下因素。(1)尽量位于储量中心，使井下有合理的布局。(2)处于当地主导风向的上风向，避免空气污染。(3)占地面积尽量小，尽量做到不搬迁村庄。(4)尽量布置在地势比较平坦、地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于历年最高洪水位。(5)尽量减少工业广场压煤量。结合本矿井实际情况确定，工业广场中心坐标为定其坐标为（3756710，39465880），中心深度-540，面积540m×400m。4.1.3开采水平的确定及采带区划分井田主采煤层为二号煤层，二号煤层倾角平变化不大，为3°～8°，大部分为近水平煤层，为实现高产高效，故设计为两水平开采。水平标高-750m，带区式开采。第一水平生产能力：可采储量为62.1Mt，服务年限为27a。4.1.4主要开拓巷道二号煤层平均厚度为6m，赋存稳定，煤层厚度变化不大，煤质硬度不太大。故矿井开拓大巷布置在岩层中，留大煤柱护巷，大巷间距50m。由于矿井瓦斯涌出量不大，为满足回风需要，单独建设回风立井。一条辅助运输大巷，一条胶带回风大巷共两条大巷。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距煤层底板一定距离掘进。大巷基本保持与煤层同方向布置，局部半煤岩及岩巷，巷道坡度不随煤层而起伏,一般保持千分之三，胶带大巷上仓段局部15°。4.1.5井田开拓方案技术比较（1）提出方案根据以上分析，现提出以下三种在技术上可行的方案，分析如下：方案一：立井两水平开拓主副井井筒均为立井，布置于井田中央，设两个水平。方案二：立井单水平加暗斜井开拓主副井均位于井田中央，采用暗斜井延深，暗斜井位于煤层底板岩层中。方案三：立井两水平主井暗斜井延伸副井直接延伸开拓主副井均位于井田中央，分两个水平开采。方案一:立井两水平开拓项目数量(10m)基价(元)费用(M元)费用(M元)基建费用(M元)①主井开凿表土段21104915220.3215801.4467基岩段8766796581.1252②副井开凿表土段21116267244.16071073.353基岩段8597552829.192③井底车场岩巷12041874502.488502.448一水平石门岩巷23641874988.2264988.2264二水平石门岩巷470418741968.0781968.078④小计5333.552生产费用(M元)⑤立井提升系数煤量(Mt)提升高度(km)基价(元/t.km)第一水平1.26210.40.781.69300.695第二水平1.25901.70.361.64079.255⑥排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)400876054.660.285362.802⑦石门运输系数煤量(Mt)平均运距(km)基价(元/t.km)第一水平1.26210.41.180.353077.874第二水平1.25901.72.360.355849.765⑧小计27670.39合计⑨费用(M元)30214.23方案二:立井两水平加暗斜井开拓项目数量(10m)基价(元)费用(M元)费用(M元)基建费用(M元)①主井开凿表土段21104915220.3215220.3215基岩段6866796454.2128454.2128斜井段229524001199.961199.96②副井开凿表土段21116267244.1607244.1607基岩段6697552643.8432643.8432斜井段246692781704.2391704.239③井底车场岩巷12041874502.488502.488一水平石门岩巷23641874988.2264988.2264④小计5957.451生产费用(M元)⑤立井提升系数煤量(Mt)提升高度(km)基价(元/t.km)一水平提升1.26210.40.511.66081.224暗斜井提升1.25901.72.30.426841.251⑥排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)400876054.660.326128.916⑦石门运输系数煤量(Mt)平均运距(km)基价(元/t.km)一水平石门1.25240.61.280.352817.347⑧小计21868.74合计⑨费用(M元)27826.19方案三:立井两水平主暗斜井副井直接延伸开拓项目数量(10m)基价(元)费用(M元)费用(M元)基建费用(M元)①主井开凿表土段21104915220.3215220.3215基岩段6866796454.2128454.2128斜井段229524001199.961199.96②副井开凿表土段21116267244.1607244.1607基岩段8597552829.192829.192③井底车场岩巷12041874502.488502.488一水平石门岩巷23641874988.2264988.2264④小计6402.231生产费用(M元)⑤立井提升系数煤量(Mt)提升高度(km)基价(元/t.km)一水平提升1.26210.40.511.66081.224暗斜井提升1.25901.72.30.426841.251⑥排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)400876054.660.326128.916⑦石门运输系数煤量(Mt)平均运距(km)基价(元/t.km)一水平石门1.25240.61.280.352817.347⑧小计21868.74合计⑨费用(M元)28270.97方案方案一方案二方案三名称立井两水平开拓立井两水平加暗斜井开拓立井两水平加主暗斜井开拓基建费用(M元)5333.5525957.4516402.231生产费用(M元)27670.3921868.7421868.74合计(M元)30214.2327826.1928270.97百分比104.467100101.5984.2井基本巷道4.2.1井筒断面尺寸筒断面尺寸，主要是根据提升容器的种类、数量及外形尺寸；井筒装备的类型、规格、最小允许间隙；井筒的用途、管路、电缆、梯子间的平面尺寸来确定。本矿井采用立井开拓，井筒穿过表土冲积层，含水层等，矿井的年产量为180万t。选用副井井筒直径7.2m的圆形井筒，井深571m。井筒装备采用一队1.5t双层四车带平衡罐笼。其型号为CK4JT-140。井筒采用钢筋混凝土支护。混凝土壁厚500mm,充填50mm。主井采用直径为6.0m的圆形井筒，井深586m,提升容器采用一对16t箕斗。其型号为CK4JT-139。井筒采用钢筋混凝土支护，混凝土壁厚400mm,充填100mm。风井采用直径为5.0m的圆形井筒，其内布置梯子间，作为紧急出口。井壁厚350mm，充填50mm。主井，副井，风井断面及装备示意图见图4-3-1，图4-3-2，图4-3-3。图4-3-1主井断面及装备示意图图4-3-2副井断面及装备示意图图4-3-3风井断面及装备示意图风速校核公式如下：式中：——通过井筒的风速，m/s；——通过井筒的风量，m3/s；——井筒的净断面积，m2；——井筒的有效断面系数，圆形井为0.8；——《安全规程》规定的允许最大风速。副井：＝5.528m/s风井：＝12.7315m/s表4-6井筒特征井筒名称主井副井南风井北风井井口坐标X(m)51744517760516503517731Y(m)3975171397420239743643977814Z(m)136136140154用途提煤提人,运料,排矸，排水回风回风提升设备一对16t箕斗。其型号为CK4JT-1391.5t双层四车带平衡罐笼。其型号为CK4JT-140井筒倾角(°)90909090断面形状圆形直径6.0m圆形直径7.2m圆形直径5.0m圆形直径5.0m支护方式钢筋混凝土钢筋混凝土混凝土混凝土井筒壁厚(mm)400500350350提升方位角(°)159159井筒深度(m)856841420395断面积净m2)28.2740.7119.6319.63掘m2)36.3254.1031.1731.174.2.2井底车场图4-5井底车场1——主井；2——副井；3——主副井联络巷；4——等候室；5——主要运输巷道；6——副井重车线；7——副井空车线；8——通路；9——水泵房；10——变电所；11——水仓。《煤炭工业设计规范》规定，辅助运输采用固定式矿车列车时，应有下列要求：1）大型矿井主、副井空、重车线有效长度应各容纳1.0～1.5列列车；2）副井空车线一侧应并列布置一条材料车线，大型矿井材料车线有效长度应容纳15辆材料车或1.0列材料车。由于采用胶带输送机运煤，可不设主井的空、重车线。4.2.3说明井底车场各种硐室的布置（1）主井系统硐室主井系统硐室有装载硐室、井底煤仓、清理撒煤硐室。清理撒煤方式采用扒装机清理撒煤。上述硐室的布置，主要取决于地质及水文地质条件，确定井筒位置时，要注意将箕斗装载硐室在坚硬稳定的岩层中，其它硐室位置则由线路布置所定，清理井底撒煤硐室的出口要布置在主井的重车线侧。（2）副井系统硐室副井系统硐室有马头门，中央水泵房，水仓及清理水仓硐室，中央变电所及等候室等。为使主变电所向主排水泵房的供电线路最短，主变电所和主排水泵房联合布置在副井井筒与井底车场连结处。为了便于设备的检修及运送，水泵房靠近副井空车线一侧。水仓入口在空车线上，入口处标高为井底车场标高最低处，以便水仓能装满水。水仓采用水仓清理机进行机械清理。（3）其它硐室其它硐室有调度室，医疗室，架线电机车库及修理车间，井下火药库，消防材料库等。其位置应根据线路布置和各自要求确定。4.2.4主要开拓巷道我国煤矿常用的巷道断面形状是梯形和直墙拱形，其次是矩形。矩形巷道断面利用率高但承载能力低，一般用于服务年限较短得巷道，梯形的断面利用率较拱形高，但承压性能较拱形差，故梯形断面常用于服务年限不长，围岩稳定，地压不大的巷道。半圆拱形断面的承压性能，比三心拱好，拱部成形比较容易，其断面利用率比较高，施工方面方便。本矿井第一水平运输大巷、主石门及总回风道服务年限超过30年，服务年限较长，故综合本矿巷道围岩的实际情况，选用半圆拱形断面。图4—6运输大巷断面图巷道特征围岩类别断面（m2）掘进尺寸（mm）喷射厚度mm锚杆净周长(m)净掘宽高形式外漏长度排列方式间排距锚深规格L×Φ岩14.216.248003900100钢筋沙浆50矩形80016001900×1614.4图4—7轨道大巷断面图巷道特征掘进断面16.6m2锚杆间距800mm喷层厚度100mm净断面14.3m2锚深1600mm巷道坡度3‰水沟S掘0.36m2锚杆排距800mm岩石硬度F=4~6水沟S净0.20m2锚杆排数12根净周长14.8m每米锚杆数15根图4—8南翼运输石门断面图巷道特征围岩类别断面（m2）掘进尺寸（mm）喷射厚度mm锚杆净周长(m)净掘宽高形式外漏长度排列方式间排距锚深规格L×Φ岩14.216.248003900100钢筋沙浆50矩形80016001900×1614.4图4—9南翼轨道石门断面图巷道特征掘进断面16.6m2锚杆间距800mm喷层厚度100mm净断面14.3m2锚深1600mm巷道坡度3‰水沟S掘0.36m2锚杆排距800mm岩石硬度F=4~6水沟S净0.20m2锚杆排数12根净周长14.8m每米锚杆数15根

图4—10总回风石门断面图巷道特征掘进断面16.7m2锚杆间距800mm型式树脂锚杆净断面15.7m2锚杆排距800mm外露长度100mm掘进宽度4800mm锚杆长度2100mm喷层厚度100mm掘进高度4000mm锚杆直径16mm巷道坡度3‰净周长15m排列方式菱形岩石硬度F=4~65准备方式——带区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1带区位置设计首采带区（一带区）位于井田东翼，大巷中部。5.1.2带区煤层特征带区所采煤层为二号煤层，其煤层特征：二1煤层块状，全亮型或暗，钢灰色，金刚光泽，主要由亮煤组成，呈中－宽条带状结构，镜煤和亮煤均有所见。煤层平均厚度6米，煤层倾角5.5度。二1煤-750米水平以下多为N2~CH4含量为5.06cm3/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。但应注意瓦斯有浅部向深部增加的趋势。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况直接顶：以砂质泥岩、泥岩为主，深灰色，致密块状，含砂量由下向上逐渐增大，中上部含大量完整植物化石，裂隙发育，硬度为3度，易冒落，平均厚2.5m。井田南北翼岩性差别明显；南翼以砂质泥岩为主，局部为泥岩或灰白色细～中粒砂岩，厚1～3m，最厚可达8m左右；北翼多为泥岩，含砂量小，易碎，顶板压力大，工作面支护困难。老顶：灰白色砂岩，细～中粒，块状，泥、钙质胶结，磨园度中等，斜层理发育，裂隙较发育，常与第二层砂岩合并，不易冒落，厚度2.5～6.6m，平均4.5m。直接底：灰色泥岩或砂质泥岩，局部含砂量较高，含植物根化石和泥质结核，偶有底凸，易碎，抗压性差，遇水易膨胀，底部为4煤，局部夹0.5～1.0m的灰白色细砂岩，厚0.07～4.0m。老底：灰色砂质泥岩或互层，呈互层时，一般为3m左右，为砂质泥岩时，厚度大，有时可达10m以上，局部夹煤屑或极薄炭质泥岩，该岩石与下部泥岩分界不明显。二1煤层：顶部为灰白色细砂岩，中央薄层深灰色泥岩，形成明显的沉积韵律和条带状层理，沿走向及倾向层位稳定，易于辨认，是控制该煤层的良好辅助标志。有个别地段相变为砂质夹薄层泥岩，但其条带状层理仍然显而易见。有的地段厚度变薄多为二煤组沉积发育所致。5.1.4水文地质带区内水文地质条件较简单，涌水来源主要为上覆砂岩、粉砂岩等弱含水层裂隙水，预计正常涌水量为300t/h，最大涌水量为400t/h5.1.5地质构造带区内地质构造简单，煤层整体呈南高北低的单斜构造，造成煤层底板有小的波动，但变化不大，煤层倾角平均5.5°，局部7°，带区内无较大断层。5.1.6地表情况地表平坦无村庄，无河流，无道路，可以采用全部垮落法处理采空区，并可以在稳定后建设所须各种道路等建筑物。5.2带区巷道布置及生产系统5.2.1带区准备方式的确定带区准备方式优点，不需要开掘上山，大巷掘出后便可以掘条带斜巷、开切眼和必要的硐室车场，因此巷道系统简单；运输系统环节少，费用低，系统简单，运输设备、数量和辅助人员少；工作面长度可保持等长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果显着，国内实践表明，在工作面单产、巷道掘进率、采出率、劳动生产率和吨煤成本等几项指标方面，都有显着提高和改善。由于带区准备方式存在的问题，带区车场较多，为解决这个问题，采用在煤层中开平巷，五个条带共享两条平巷运送材料、运煤，关于工人进工作面距离太长的问题，可以采用一些方法解决。5.2.2带区巷道布置1.带区煤柱为保证带区的采出率，在开采的过程中，条带之间采用跳采的开采形式，并保证两翼均衡开采的方法，当已开采结束的工作面稳定后，采用沿空掘巷的方法掘进巷道，大约留三到五米的小煤壁保证采空区的瓦斯以及涌水不会危机到掘进巷道工人的安全，这样能很有效的提高条带的采出率，充分体现了本矿井设计对国家一些要求的执行。2.条带要素首采带区一带区位于大巷东侧，走向长平均1968m，倾向长平均2010m。带区内划分5个条带，条带平均长2010m，宽200m,工作面长200m，两条条带斜巷均宽5米，在中部开一切眼便于掘进通风，与进风巷的夹角一般为85°如果采用一个工作面来满足日生产量，则日循环进尺为：1×5454.4/（200×6×1.5）=3.9m3.开采顺序首采带区为一带区，然后依次采二、三、四带区。带区内不留设条带煤柱，故各区段之间采用跳采，首采工作面为2101工作面，然后跳采下一个条带。4.带区通风带区内各工作面采用一进一回U型通风系统，工即：工作面南侧（进风侧）布置一条进风巷，北侧（回风侧）布置一条巷道，工作面上隅角瓦斯采用定期抽放。5.带区运输带区内条带运输斜巷铺设B=1200mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带运输机，带区内辅助运输采用卡轨车运输，材料车从井底车场出来，经回风大巷到集中运输平巷再到回采工作面的辅助运输斜巷，再到工作面5.2.3带区生产系统1.运煤系统煤由工作面刮板运输机—→斜巷转载机、破碎机—→斜巷胶带输送机—→条带煤仓—→大巷胶带输送机—→井底煤仓—→立井箕斗—→地面。2.辅助运输系统工作面设备材料经副立井罐笼运至井底，用卡轨车运至工作面。运输路线如下：地面—→副立井—→-750m井底车场—→轨道石门—→轨道大巷—→材料车场—→带区回风煤门—→带区运料平巷—→分带运料斜巷—→工作面3.通风系统带区2101工作面风流路线为：副立井—→井底车场—→轨道石门—→轨道大巷—→进风行人斜巷—→带区运料平巷—→分带运料斜巷—→工作面—→分带回风斜巷—→带区运煤平巷—→回风斜巷—→回风石门—→南风井。地面通风系统风流路线如图5.1。4.排矸系统矸石由矿车经由轨道进风大巷运至井底车场，再由罐笼提至地面。5.供电系统供电：地面变电站—→副立井—→中央变电所—→轨道石门—→轨道大巷—→带区运料平巷—→工作面6．排水系统工作面的水会自动流入大巷，部分不能的采用抽排的方法排至大巷，经由大巷水沟流至井底水仓，再由主排水泵排至地面。5.2.4带区内巷道掘进方法带区内所有工作面条带斜巷均沿底板掘进，采用综掘机及其配套设备施工，后配备胶带和SGW-40T型溜子组成的机械化掘进，采用综掘机掘进，梭车、给料破碎机、加胶带、溜子运煤。锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；掘进通风：采用局部通风机通风，由于巷道太长，为保证安全，一般在一半距离的时候开中切眼。每个掘进工作面配备两台FD-Ⅱ型2×55KW局扇，通风方式为抽出式。5.2.5带区生产能力及采出率1.带区生产能力由于综放工作面产量大，只布置一个综放工作面即可满足矿井产量要求。1）综放工作面的生产能力，按下式计算：A0=LV0MγC0+L×B×M0×N×γ×C1（5.1）式中：A0——工作面生产能力，M/t；L——工作面长度，m；170mM——割煤厚度，m；2.8mM0——放顶煤厚度，m；3.2mV0——工作面年推进长度，V。=330×5×0.8=1320（m/a）γ——煤层容重，1.5t/m3C0——割煤回采率，取c＝0.93C1——放顶煤回采率，取c＝0.85则：A0=170×2.8×1320×1.5×0.93+170×3.2×1320×1.5×0.85=1.79（M/t）带区生产能力为：AB=k1k2（5.2）式中n——同时生产的工作面数，n=1；k1——带区掘进出煤系数，取k1=1.1；k2——工作面之间出煤影响系数，n=1时，k2＝1。则AB=k1k2＝1.1×1×1.79＝1.97Mt>1.8Mt矿井设计井型为1.80Mt/a，带区生产能力为1.97Mt/a，能满足矿井的产量要求。2.带区采出率带区内实际采出煤量与带区内工业储量的百分比称为带区采出率。按下式计算：带区采出率=带区实际采出煤量/带区工业储量×100%（5.3）带区开采损失主要有：工作面落煤损失，约占3%；带区内条带煤柱不可回收损失；带区内断层煤柱损失等。带区内工业储量为：19.835Mt带区内实际采出煤量为：15.89Mt则：带区采出率=15.89/19.835×100%=82.1%根据《煤炭工业设计规范》规定：采（盘）区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85。设计首采带区采出率为80.0%，符合《煤炭工业设计规范》规定。5.3带区车场选型设计5.3.1带区车场的形式和线路布置本设计带区煤层运料平巷通过带区下部车场与回风大巷相连接，除了带区下部车场，带区内没有其它车场。带区下部车场采用顺向平车场（如图5—2），通过提升绞车提升；绞车房独立通风，并设置风窗调节风量；分带运料斜巷内采用无极绳绞车牵引矿车进行辅助运输。5.3.2带区车场的调车方式装满设备和材料的小矿车或材料车由电机车牵引从轨道大巷进入带区车场。在带区车场下部停车线上，矿车与电机车脱钩，小矿车和材料车通过提升绞车提至平车场的平台摘钩，然后沿着矿车行进方向进入带区煤层运料平巷。带区煤层倾角小，平均5.5°。为保证安全可靠，建设煤层集中平巷，解决了车场问题。图5—2带区下部车场型式图5.4带区主要硐室1、带区煤仓在分带运输斜巷与带区煤层运煤平巷连接处，大巷两侧对应两个带区设一个带区煤仓。带区煤仓采用垂直煤仓，断面为圆形，煤仓高度为21m，用混凝土砌碹支护，壁厚300mm。煤仓容量按采煤机连续作业割一刀煤的产量计算：Q=Q0+LMbγC0kt（5.4）式中 Q——煤仓容量，t； Q0——防空仓漏风留煤量，取Q0=10t； L——工作面长度，L=200m； M——采高，M=3.2m；M0——放顶煤厚度，m；3.2m b——进刀深度，b=0.8m； γ——煤的容重，γ=1.5t/m3； C0——割煤回采率，取c＝0.93C1——放顶煤回采率，取c＝0.85