张小楼矿2.4Mt-a新井设计 -张小楼微震规律分析研究

目录一般部分TOC\u\t"标题1,1,标题2,2,标题3,3"1矿区概述及井田地质特征 表15）。4）、灰份及灰融性、灰渣特征区内各主要可采煤层煤灰成份及灰渣均以SiO2和Al2O3为主，属于酸性。煤灰的熔融性主要取决于煤灰的化学成份，区内各煤层灰熔点温度测试情况（见1-8）。表18可采煤层灰熔点温度测试情况煤层测试点数软化温度（ST）级别≤10001100-12501250-1500＞150079//54高-难熔灰份911/551低-高熔灰份从表中可以看出：7煤为高～难熔灰份；9煤为低～高熔灰份。5）、瓦斯矿井瓦斯相对涌出量6m3/t，绝对瓦斯涌出量为11.32m3/min。二氧化碳相对涌出量为4.94m3/t，绝对涌出量为6.29m36)、煤层自燃性本区内各煤层的自燃发火期为3～6个月，结合煤层自燃倾向性试验，矿井定为Ⅱ级自燃发火矿井，局部构造带地段，煤层发火期变短，煤层自燃现象。7）、煤尘本区综采，机掘的最大最小煤尘浓度和平均浓度为337.8mg/m3、136.8mg/m3、189.4mg/m3，煤尘爆炸性指数在43%左右，均属于有煤尘爆炸危险性煤层。8）、煤的用途区内煤质较为稳定，据煤质化验成果各主要煤质指标分级见表1-9表19主要煤质指标分级一览表煤层精煤挥发份（Vdaf）原煤灰份原煤含硫（Std）原煤发热量（Qgr.d）粘结性煤类符号数码Ad熔融性738.15中灰高-难熔特低中高中等气煤QM44937.12低灰低-高熔特低中高中等气煤QM44从表中可以看出：山西组7、9煤可作为电力、船舶、锅炉用煤及其它工业用煤，另外7、9煤可作为良好的炼焦配煤。9）、地温地温梯度在2.25～2.81°C/100m之间，平均为2.52°C/100m，属于地温正常区，但在-750m以下区域，地温普遍达到30°C以上，深部甚至达到40°C，今后在这些区域从事采掘活动时，要采取相应的降温措施，以保障作业人员的身体健康。2井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田范围南部（浅部）：以F1断层与庞庄井田为界；北部（深部）：至京福高速公路保护煤柱线；东部：以苏煤司基（87）第252号文规定的西1、西2和西3三个座标点的连线及其延长线与柳新井田为界；西部：以苏煤司基（84）第579号文规定点连线与夹河井田深部为邻。2.1.2开采界限井田内含煤地层为石炭系上统太原组、二迭系下统山西组和二迭系下统下石盒子组，总厚486m，含煤20层。可采煤层2层，为7号和9号煤层。其中7号和9号煤层在二迭系下统山西组，本组厚113m，矿井设计针对7号和9号煤层。开采上限：7号煤层以上无可采煤层。下部边界：9号煤层以下无可采煤层。2.1.3井田尺寸整个井田东西长约4.80km、南北宽约3.53km。开采深度为-250m～-1200m。井田的水平面积按下式计算：S=H×L（2-1）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，m。井田的水平面积为：S=4.8×3.53=16.94(km2)2.2井田工业储量2.2.1井田地质勘探本矿区煤层倾角变化较大，浅部煤层倾角较大,深部煤层倾角较小,褶曲与断层均较发育，为中等构造地区，属于第二类。煤层稳定程度：本区有1、2、7、9、20、21为可采煤层，9-2煤为局部可采煤层；1煤结构复杂，厚度变化大，为大部分可采的不稳定煤层，2、7、9煤为结构简单到较复杂，煤层厚度变化规律明显，属大部分可采较稳定中厚煤层，20、21煤为薄煤层，结构简单，但地质条件稍有变化即不可采，属较稳定薄煤层。只有7、9煤层为主采煤层。2.2.2矿井地质储量本矿井倾角变化较大，所以计算矿井地质储量时应划分块段来计算。根据本矿井勘探情况，决定把本矿井分成6个快段计算。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。块段划分如图2-1所示。图2SEQ图\*ARABIC\s11张小楼煤矿块段划分示意图表2-1煤层块段倾角/(°)块段面积/km2煤厚/m容重/t/m3储量/万t煤层总储量/万t总储量/万t7Ⅰ23.791.9810.001.362990.424020.531279.7Ⅱ20.781.5410.001.362288.5Ⅲ30.131.7710.001.362782.8Ⅳ28.471.3510.001.362088.3Ⅴ2.616.6010.001.368985.3Ⅵ6.363.5710.001.364885.29Ⅰ23.791.983.001.37903.77259.1Ⅱ20.781.543.001.37691.6Ⅲ30.131.773.001.37841.0Ⅳ28.471.353.001.37631.1Ⅴ2.616.603.001.372715.4Ⅵ6.363.573.001.371476.3根据《煤炭工业设计规范》，求得以下各储量类型的值：矿井地质资源量可由以下等式计算：Zi=Si×Mi×γi×100/cosαi 式中：ZiSi——各块段的面积，km2。Mi——各块段内煤层的厚度，m。γi——各块段内煤的容重，t/mα将各参数代入（2-2）式中可得表2-1，所以地质储量为：=312.80（Mt）2.2.3矿井工业储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%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%的是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源/储量由式计算。矿井工业储量可用下式计算：（2-3）式中：——矿井工业资源/储量；——探明的资源量中经济的基础储量；——控制的资源量中经济的基础储量；——探明的资源量中边际经济的基础储量；——控制的资源量中边际经济的基础储量；——推断的资源量；——可信度系数，取0.7～0.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井，取0.7。该式取0.7。131.38（Mt）65.59（Mt）56.30（Mt）28.15（Mt）21.90（Mt）因此将各数代入式2-3得：303.42（Mt）2.2.4矿井设计储量矿井设计资源储量按式（2-4）计算：（2-4）式中 ——矿井设计资源储量 ——断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失量之和。按矿井工业储量的3%算。则：294.31(Mt）2.2.5矿井设计可采储量（2-5）式中 ——矿井设计可采储量； ——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储量的2%算；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%。此处取0.75。则：220.73（Mt）2.2.6工业广场煤柱根据《煤炭工业设计规范》不同井型与其对应的工业广场面积见表2-2。本矿井设计生产能力为2.4万吨/年，所以工业广场占地面积为24公顷，所以取工业广场的尺寸为600m×400m的长方形。工业广场位置煤层的平均倾角为25度，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为-600m，该处表土层厚度为76m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按Ⅱ级保护留维护带，宽度为15m。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表2-3，工业广场保护煤柱如图2-2。表2-2井型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8表2-3岩层移动角广场中心深度(m)煤层倾角(°)煤层厚度(m)冲积层厚度(m)ф(°)δ(°)γ(°)β(°)-6002510(3)7640757568图2-2工业广场保护煤柱图3矿井生产能力、服务年限及工作制度3.1矿井工作制度根据《煤炭工业矿井设计规范》相关规定，确定矿井设计年工作日为330天，工作制度采用“三八制”，每天三班作业，二班生产，一班准备，每班工作8小时。矿井每昼夜净提升时间为16小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1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、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产能力，经济效益等因素，经多方案比较确定。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。3.2.2矿井设计生产能力和矿井服务年限张小楼井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，断层褶曲少，倾角不是很大，厚度变化不大，开采条件相对简单，技术装备先进，经济效益好，煤质为优质气肥煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井。参照大型矿井服务年限的下限（大于50a）要求，T取60年，储量备用系数取1.4，则矿井设计生产能力A为：A=Zk/(T×K)=220.73/(60*1.4)=2.63（Mt/a）（3-1）根据煤层赋存情况和设计可采储量以及要满足第一水平服务年限，按煤炭工业设计矿井设计规范规定，将矿井设计生产能力确定为2.4Mt/a，在计算矿井服务年限：T=Zk/(A×K)（3-2）式中：T——矿井服务年限，a；Zk——矿井可采储量，Mt；A——设计生产能力，Mt；K——矿井储量备用系数，取1.4。则矿井服务年限为：T=220.73/(2.4×1.4)=65.7(a)符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。第一水平划分在-600m，采用上下山开采，下山采到-900m，第一水平面积为5.48km2，第一水平平均倾角为25°，计算得第一水平地质储量为95.12Mt，减去保护煤柱和工业广场煤柱得设计可采储量为73.46Mt，所以第一水平服务年限为：=,73.46/（2.4×1.4）=21.9(a)符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。3.2.3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、煤层开采能力井田内7号煤层平均厚10m、9号煤层平均厚3m，均为厚煤层，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，7号煤层布置一个放顶煤工作面保产。2、辅助生产环节的能力校核矿井设计为大型矿井，开拓方式为第一水平立井、第二、三水平暗斜井开拓，主立井采用箕斗运煤，副立井采用罐笼辅助运输，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平巷胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，再经主立井提升至地面，运输能力大，自动化程度高。副井运输采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用架线电机车运输，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有爆炸危险性，瓦斯涌出量不大，属低瓦斯矿井，须采取预防煤层爆炸措施。矿井采用中央并列式通风，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3-1。表3-1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7035——300～5006030——120～2405025201545～90402015159～30各省自定

4井田开拓4.1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煤体，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、确定矿井开采顺序，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，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.1.1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。平硐开拓受地形即埋藏条件限制，只有在地形条件合适，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、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。本矿井煤层倾角较大，上部煤层平均25º，为缓倾斜煤层；煤层埋深较大，浅部埋深250m；表土层薄，有流沙层；水文地质情况比较简单，涌水量小；因此不适合斜井和平峒开拓，井筒需要特殊施工，因此可采用冻结法立井开拓。经后面方案比较确定井筒形式为第一水平立井、第二水平暗斜井。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。由于井田内的煤层埋藏比较深，角度较大如果井筒布置在井田中央井筒会很深，石门也会很长，所以为了考虑初期的投资决定井筒布置在井田中央偏上。4.1.2工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近。工业场地的形状和面积：根据表4-1工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为24公顷，形状为矩形，长边垂直于井田走向，长为600m,宽为400m。表4-1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1.0120-1801.245-901.59-301.84.1.3开采水平的确定及采区划分本矿井煤层露头标高为-250m，煤层埋藏最深处达-1200m，垂直高度达950m，根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200～350m。井田主采煤层为7号和9号煤层，设计中只针对7号和9号煤层。煤层倾角较大，倾角为2º～30º，平均为25º，为缓倾斜煤层，所以设计为两水平开采。第一水平标高-600m，采用采区式上下山开采，下山采到-900m，垂直高度650m；第二水平标高-1130m，-1100m标高以上采用采区式开采，此标高以下采用带区式开采，垂直高度300m。具体划分见图4-1。图4-1张小楼采（带）区的划分4.1.4主要开拓巷道1、运输大巷的布置本矿井主采7、9号两层煤，7、9号煤层生产能力：可采储量为220.7Mt。两层煤间距为15m，划分为一组煤，组间采用近距离煤层集中上山联合准备方式。7号煤层平均厚度为10m，9号煤层平均厚度为3m，赋存稳定，为缓倾斜煤层，煤层厚度变化不大，且煤质硬度不大。故矿井开拓大巷布置在岩层中，距煤层底板大约25m处的砂页岩中，留30m煤柱护巷。岩层大巷其优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度，便于设置煤仓。由于矿井瓦斯涌出量不大，一条轨道大巷就可以满足进风需要。再布置一条运输大巷兼回风，共两条大巷。运输大巷比轨道大巷高8m。2、井底车场的布置由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务时间较长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置选择在煤层底板中。煤层底板为坚硬的砂页岩。维护费用较低。4.1.5方案比较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：第一水平立井、第二水平暗斜井、第三水平暗斜井开拓第一水平主、副井井筒为立井，布置于井田中央偏上，第一水平开在-700m，第二、第三水平采用暗斜井，第二水平延伸到-1100m，第三水平延伸要-1200m，共三个水平。大巷均布置在岩层中。如图4-2。方案二：第一水平立井、第二水平暗立井、第三水平暗斜井开拓第一水平主、副井井筒为立井，布置于井田中央偏上，第一水平开在-700m，第二水平采用暗立井延伸到-1100m，第三水平采用暗斜井延伸到-1200m，共三个水平。大巷均布置在岩层中。如图4-3。方案三：第一水平立井、第二水平暗立井延伸开拓第一水平主、副井井筒为立井，布置于井田中央偏上，第一水平开在-600m采用上下山开采，下山采到-900m，第二水平采用暗立井延伸到-1130m，采用采区和带区开采，共两个水平。大巷均布置在岩层中。如图4-4。方案四：第一水平立井、第二水平暗斜井开拓第一水平主、副井井筒为立井，布置于井田中央偏上，第一水平开在-600m采用上下山开采，下山采到-900m，第二水平采用暗斜井延伸到-1130m，共两个水平。大巷均布置在岩层中。如图4-5。图4-2方案一立井三水平开拓二水平暗斜井延伸到-1100m三水平暗斜井延伸到-1200m图4-3方案二立井三水平开拓二水平暗立井延伸到-1100m三水平暗斜井延伸到-1200m图4-4方案三立井两水平开拓二水平暗立井延伸到-1130m图4-5方案四立井两水平开拓二水平暗斜井延伸到-1130m2、技术比较以上所提四个方案大巷均布置在岩层中，方案一和方案二为三个水平，方案三和方案四为两个水平，其主要区别在于井筒延伸形式不同和工作面布置不同，及部分基建、生产费用不同。方案一、二的第一水平和第三水平的井筒延伸形式和位置都相同；不同的是方案一的第二水平采用暗斜井，方案二的第二水平采用暗立井。方案一的第二水平暗斜井开凿比较容易施工，运输业比较方便，可以满足矿井的生产需要。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。方案二的第二水平暗立井施工比较困难需要较高的技术水平，投资也比较大，但是受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的影响比较小。井田涌水量不大，瓦斯小。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（见表4-2和表4-3）可知方案二的费用比方案一的费用高出13.3%，所以在方案一、二中选择方案一。方案三、四的第一水平的井筒形式和井筒位置相同且都采用立井井筒。不同的是方案四的第二水平采用暗斜井延伸到-1130m，方案四的第二水平暗斜井开凿比较容易施工，运输业比较方便，可以满足矿井的生产需要。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。方案三的第二水平暗立井施工比较困难需要较高的技术水平，投资也比较大，而且石门也很长，但是受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的影响比较小。井田涌水量不大，瓦斯小。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（见表4-4和表4-5）可知方案四在经济上占很大优势，所以在方案三、四中选择方案四。3、经济比较四个方案的建井工程量、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4-2、表4-3、表4-4、表4-5、表4-6、表4-7、表4-8、表4-9、表4-10和表4-11。表4-2方案一：立井三水平两暗斜井延伸数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）1、主井开凿表土段7.612475094.811790.02基岩段66.197736646.03二水平斜井段94.936826349.48三水平斜井段19036826699.692、副井开凿表土段7.6143259108.881915.00基岩段66.1114516756.95二水平斜井段94.936826349.48三水平斜井段19036826699.693、一水平井底车场岩巷10041874418.74418.74二水平车场岩巷8041874334.992334.992三水平车场岩巷8041874334.992334.9924、小计4793.74生产费用（万元）5、提升系数煤量（万t）提升高度（km）基价（元）费用（万元）一水平立井提升1.2220730.7371.631234.18二水平暗斜井提升1.2162140.9490.427755.09三水平暗斜井提升1.2108091.90.4210350.706、排水用水量（m3）时间（h）服务年限（年）基价（元）费用（万元）160876065.70.43683.407、石门运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元）费用（万元）008、小计53023.37合计57817.11表4-3方案二：立井三水平暗斜井和暗立井延伸数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）1、主井开凿表土段7.612475094.811831.48基建费用（万元）基岩段66.197736646.03三水平斜井段19036826699.69二水平立井段4097736390.942、副井开凿表土段7.6143259108.882023.59基岩段66.1114516756.95三水平斜井段19036826699.69二水平立井段40114516458.063、一水平井底车场岩巷10041874418.74418.74二水平车场岩巷10041874418.74418.74三水平车场岩巷8041874334.99334.99二水平石门岩巷91.443355396.2647396.264、小计5423.81生产费用（万元）5、提升系数煤量（万t）提升高度（km）基价（元）费用（万元）第一水平立井提升1.2220730.7371.631234.18第二水平立井提升1.2162140.41.612452.35第三水平暗斜井提升1.2108091.90.4210350.706、排水用水量（m3）时间（h）服务年限（年）基价（元）费用（万元）160876065.70.43683.407、石门运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元）费用（万元）二水平石门1.254050.9140.42371.288、小计60091.91合计65515.72表4-4方案三：立井二水平暗立井延伸数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）1、主井开凿表土段7.612475094.811161.11基岩段56.197736548.30二水平暗立井段5397736518.002、副井开凿表土段7.6143259108.881358.25基岩段56.1114516642.43二水平暗立井段53114516606.933、一水平井底车场岩巷10041874418.74418.74二水平车场岩巷10041874418.74418.74二水平石门岩巷118.643355514.19514.194、小计3871.03生产费用（万元）5、提升系数煤量（万t）提升高度（km）基价（元）费用（万元）一水平煤立井提升1.2220730.6371.626996.16二水平煤立井提升1.2147310.531.614990.276、排水用水量（m3）时间（h）服务年限（年）基价（元）费用（万元）160876065.70.43683.407、石门运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元）费用（万元）二水平石门1.2147311.1860.48386.068、小计54055.90合计57926.92表4-5方案四：立井二水平斜井延伸数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）1、主井开凿表土段7.612475094.811092.39基岩段56.197736548.30二水平斜井段12236826449.282、副井开凿表土段7.6143259108.881200.59基岩段56.1114516642.43二水平斜井段12236826449.283、一水平井底车场岩巷10041874418.74418.74

续表4-5二水平车场岩巷8041874334.99334.99二水平石门岩巷14.64335563.3063.304、小计3110.01生产费用（万元）5、提升系数煤量（万t）提升高度（km）基价（元）费用（万元）一水平立井提升1.2220730.6371.626996.16二水平斜井提升1.2147271.220.429055.346、排水用水量（m3）时间（h）服务年限（年）基价（元）费用（万元）160876065.70.43683.407、石门运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元）费用（万元）第二水平1.2147270.1460.41032.078、小计40766.97合计43876.98表4-6开拓方案汇总表方案方案一方案二方案三方案四基建费4793.745423.813871.033110.01生产费53023.3760091.9154055.9040766.97合计57817.1165515.7257926.9243876.98百分比100.00%113.32%132.02%100.00%表4-7开拓方案1和4的建井工程量期间项目方案一方案四初期主井井筒737+20637+20副井井筒737+5637+5风井井筒737637井底车场10001000运输大巷668668主石门00后期主井井筒00副井井筒00风井井筒00主斜井井筒28491220副斜井井筒28491220井底车场2×800800运输大巷57905278主石门0146表4-8开拓方案1和4的生产经营工程量项目方案1项目方案4运输提升/万t.km工程量运输提升/万t.km工程量采区上山运输

一水平采区上山运输

一水平一区段1.2×1438×3×0.2=1035.36一区段1.2×2448×2×0.2=1175.04二区段1.2×1438×2×0.2=690.24二区段1.2×2448×1×0.2=587.52三区段1.2×1438×1×0.2=345.12采区下山运输

一水平一区段1.2×2448×2×0.2=1175.04二区段1.2×2448×1×0.2=587.52采区上山运输

二水平采区上山运输

二水平一区段1.2×1351×3×0.2=972.72一区段1.2×1224×3×0.2=881.28二区段1.2×1351×2×0.2=648.48二区段1.2×1224×2×0.2=587.52三区段1.2×1351×1×0.2=324.24三区段1.2×1224×1×0.2=293.76采区上山运输三水平带区运输

二水平一区段1.2×1801×5×0.2=3241.8七带区1.2×5834×0.795=5565.64二区段1.2×1801×4×0.2=2593.1八带区1.2×3179×0.79=3014.22三区段1.2×1801×3×0.2=1945.1四区段1.2×1801×2×0.2=1296.72五区段1.2×1801×1×0.2=648.4大巷及石门运输大巷及石门运输一水平1.2×5754×1.2=8285.76一水平1.2×7346×1.2=10578.24二水平1.2×5405×1.2=7783.2二水平1.2×14727×1.346=23787.05三水平1.2×10809×1.2=15564.96立井提升立井提升一水平1.2×5754×0.737=5088.84一水平1.2×7346×0.637=5615.28斜井提升斜井提升二水平1.2×5405×0.949=6155.21二水平1.2×14727×1.22=21560.33三水平1.2×10809×1.9=24644.52维护采区上山/万m.a维护采区上山/万m.a续表4-8一水平1.2×2×2×1040×9.56×10-4=4.77一水平1.2×2×2×1432×6.48×10-4=4.45二水平1.2×2×2×961×9.45×10-4=4.36二水平1.2×2×2×2453×11.95×10-4=14.07三水平1.2×2×2×1900×17.1×10-4=15.6维护采区下山/万m.a一水平1.2×2×2×1432×6.48×10-4=4.45排水/万m3排水/万m3一水平160×24×365×17.1×10-4=2396.7一水平160×24×365×21.9×10-4=3069.5二水平160×24×365×16.1×10-4=2350.6二水平160×24×365×43.8×10-4=6139三水平160×24×365×32.23×10-4=4517.36表4-9开拓方案1和4的基建费项目方案1方案4工程量/m单价/元.m-1费用/万元工程量/m单价/元.m-1费用/万元初期主井井筒7579774739.896579774642.15副井井筒74211462850.4864211462735.86风井井筒7376468476.696576468424.95井底车场10004187418.7010004187418.70主石门043360.00043360.00运输大巷6684336289.646684336289.64小计2775.412511.30后期主斜井井筒284936831049.2912203683449.33副斜井井筒284936831049.2912203683449.33风井井筒064680.00064680.00

续表4-9井底车场16004187669.928004187334.96主石门043360.00146433663.31运输大巷579043362510.54527843362288.54小计5279.043585.46共计（初+后）8054.456096.76表4-10开拓方案1和4的生产经营费项目方案1项目方案4工程量/m单价/元.m-1费用/万元工程量/m单价/元.m-1费用/万元运输提升费采区上山采区上、下山一区段1035.360.55569.45一区段1175.040.55646.27二区段690.240.55379.63二区段587.520.55323.14三区段345.120.55189.82一区段1175.040.83975.28一区段972.720.55535.00二区段587.520.83487.64二区段648.480.55356.66一区段881.280.55484.70三区段324.240.55178.33二区段587.520.55323.14一区段3241.80.551782.99三区段293.760.55161.57二区段2593.10.551426.21带区三区段1945.10.551069.81七带区5565.640.351947.97四区段1296.720.55713.20八带区3014.220.351054.98五区段648.40.55356.62小计7557.70小计6404.69大巷及石门大巷及石门一水平8285.760.43314.30一水平10578.240.44231.30二水平7783.20.43113.28二水平23787.050.49514.82三水平15564.960.46225.98立井提升立井提升一水平5088.841.68142.14一水平5615.281.68984.45暗斜井提升暗斜井提升二水平5155.210.422165.19二水平21560.330.429055.34三水平24644.520.4210350.70小计33311.60小计31785.90运提费合计40869.30运提费合计38190.59

续表4-10维护采区上山费24.7335865.5522.9735803.95排水费一水平2396.70.4958.68一水平3069.50.41227.80二水平2350.60.4940.24二水平61390.42455.60三水平4517.360.41806.94小计4571.41小计4487.35合计45440.72合计42677.94表4-11开拓方案1和4的费用汇总项目方案1方案4费用/万元百分比/%费用/万元百分比/%初期建井费2775.41110.52%2511.30100.00%基建工程费8054.45132.11%6096.76100.00%生产经营费45440.72106.47%42677.94100.00%总费用53495.16109.68%48774.71100.00%在上述经济比较中需要说明以下几点：1、两方案中采区上部、中部、下部车场的数目虽略有差别，但基建费用的差别较小，故未予计算。两方案的大巷均在岩层中沿等高线的折线掘进，一条岩层运输大巷，一条岩层轨道大巷。2、两方案中各采区均有遇大断层需搬家的问题，总费用相同，故未对此计算。3、井筒大巷的辅助运输费用均按占运输费用的20%估算；4、主、副井井底车场、主石门及风井布置在岩层中，维护费用较低，故未对比其维护费用的差别。5、生产经营费单价和基建费单价由《井巷定额2007》查得。由对比结果可知，方案一比方案四的总费用多9.6%，其他各项费用也比方案4多，虽然总费用相差不是很大，但是方案4的初期投资少，基建费用低，投产时间段，而且方案4比方案1少开一个水平，开拓延深相对容易些，开拓延深对生产的影响略小一些。综合上面的因素选择方案4（第一水平立井，位于-600m，采用上下山开采；第二水平暗斜井延深，位于-1130m，采用上山和带区开采）开拓。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒由前面确定的开拓方案可知第一水平主、副井都为立井，风井设在工业广场内。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点，因此，主、副立井及风井均采用圆形断面。1、主井主井位于矿井工业场地内，担负全矿井2.4Mt/a的煤炭运输。主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径6.5m，断面积33.18m²，井筒内装备两对12t的长形箕斗，井壁采用砌碹支护方式。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通迅信号电缆，人行台阶等设施。主井断面和主要参数如图4-6。2、副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.5m，断面积44.18m²，井筒内装备一对1.5t矿车双层四车加宽罐笼一对，井壁采用砌碹支护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道，电缆道。副井断面和主要参数如图4-7。3、风井风井位于矿井中央偏上保护煤柱内，备有安全出口。圆形断面，井筒净直径5.0m，净断面19.63m²，采用预制管柱支护方式，井壁厚度达400mm，风井断面和主要参数如图4-8。4、风速验算所选定的副井作为进风井，风井作为出风井，其断面的大小必须符合风速要求。根据后面通风设计部分的风速验算，各井筒风速均符合《煤炭工业设计规范》和《煤矿安全规程的规定》规定。图4-6主井井筒断面图表4-12主井井筒特征表井型2.4Mt/a提升容器两队12t箕斗多绳摩擦轮提升机井筒直径6.5m井深657m净断面积33.18m2井筒支护混凝土砌碹厚500mm冻结段井壁厚1450-1550mm充填混凝土厚50mm基岩段毛断面积64.90m2表土段毛断面积72.38m2图4-7副井井筒布置图表4-13副井井筒特征表井型2.4Mt/a提升容器1.5t矿车双层四车加宽罐笼一对井筒直径7.5m井深642m净断面积44.18m2井筒支护混凝土砌碹厚500mm冻结段井壁厚1350mm充填混凝土厚50mm基岩段毛断面积56.75m2表土段毛断面积81.71m2图4-8风井井筒布置图表4-14风井井筒特征表井型2.4Mt/a井筒直径5.0m井深637m净断面积19.63m2基岩段毛断面积27.34m2表土段毛断面积27.52m2

4.2.2井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，由电机车运到采区或带区。1、井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井井筒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，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据《煤炭工业设计规范》4.2.1要求:井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较确定，并符合下列规定：(1)大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。(2)当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。(3)当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。(4)采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。根据矿井开拓方式，立井和大巷的相对位置关系，确定为卧式环形井底车场，副斜井、井底车场铺轨以矿车辅助运输，大巷辅助运输为电机车，井底车场布如图4-9。2、空重车线长度大型矿井的副井空重车线的长度应为1.0~1.5列车长。辅助运输采用MGC1.7-6型1.5吨固定厢式矿车运输，其尺寸为2400×1050×1200，XK8-6/140-2KBT防爆特殊型蓄电池电机车，其尺寸为4500×1060×1550。每列车15节车厢。一列车的长度：L＝4500＋2400×15＝40.5(m)副井空重车线的长度L1：L1≥40.5×1.5=60.75m所选车场的副井空重线的长度均130m，长度均大于60.75m，所选的车场符合要求。换装站硐室用于材料、设备的换装，长度为80m，可同时对两套电机车进行换装，硐室内一端布置2台40m行程的10t电动葫芦桥式起重机用于物料与一般设备换装，另一端布置2台一组的20t电动葫芦桥式起重机用于支架等重型设备的换装。3、调车方式运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。图4-9井底车场平面图1图4-9井底车场平面图1-主井；2-副井；3-中央变电所；4-中央水泵房；5-水仓6-运输大巷；7-辅助运输大巷；8-等候室；9-主、副井联络巷；10-进风联络巷；11-卸载站；12-煤仓4、硐室(1)主井系统硐室立井系统硐室由皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带输送机巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。井底煤仓井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%~25%来计算，一般大型矿井取小值，本矿井取15%，因本矿井日产量为6575t，所以需要煤仓容量为986.3t，设置一个直径为7.5m，高20m的圆筒煤仓，总容量约1201t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过一条装载输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为单侧式，这种布置煤仓容量大，多煤种可分装分运，适应性强。(2)副井系统硐室副井系统硐室由中央水泵房、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、调度及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把中央变电所和中央水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门。水仓水仓的主仓和副仓之间距离为20m。矿井正常涌水量为140m3/h，最大涌水量为160m3/h，所需水仓的容量为：Q0=160×8=1280(m3)根据水仓的布置要求，水仓的容量为:Q=S×L（4-1）式中：Q——水仓容量，m3；S——水仓有效断面积，8.15m2；L——水仓长度，170m；Q=8.15×170=1385.5(m3)由上面计算得知：Q>Q0，故设计的水仓容量满足要求。(3)其它硐室医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、火药库、换装组装硐室、换矸硐室、乘人车场等。4.2.3主要开拓巷道(1)运输大巷此巷内有钢丝绳芯胶带输送机运输煤炭，并铺设有轨道，用蓄电池电机车牵引，以便于胶带输送机的的维修，同时也作回风大巷使用，断面需要满足一定的要求。不设专用人行道。B1=b+d1+d2+d3+c（4-2）式中：B1——运输大巷宽度，mm；b——输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取500mm，采区巷道一般取300~500mm；d1——胶带输送机宽度，d1＝1400+120mm；d2——蓄电池电机车的宽度，d2＝1060mm；d3——蓄电池电机车与皮带机间距，d3＝310mm；c——矿车与巷壁距离，取810mm。B1＝500+1520+1060+310+810＝4200mm运输大巷的断面和特征表如图4-10，回风石门选用的断面与运输大巷相同。(2)辅助运输大巷此巷为一条双轨道大巷，并作进风巷使用，设人行道。B2=a+b+d1+d2+c（4-3）式中：B2——轨道大巷宽度，mm；a——人行道宽度，取1200mm；b——车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取580mm，采区巷道一般取300~500mm；d1、d2——蓄电池电机车的宽度，d1＝d2＝1060mm；c——蓄电池电机车的间距，300m。B2=1200+580+1060+1060+300＝4200(mm)轨道大巷的断面和特征表如图4-11，回风石门选用的断面与运输大巷相同。具体情况如图4-12。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及《规程》第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定其断面尺寸，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章。4.2.4巷道支护根据本矿井的设计的地质条件和煤层埋藏特点，经过开拓方案的技术经济比较，将胶带输送机大巷和辅助运输大巷都布置在岩层中。胶带输送机大巷采用胶带输送机运输，辅助运输采用蓄电池电机车牵引1.5吨固定厢式矿车。主要大巷（胶带输送机大巷和辅助运输大巷）均采取锚喷，采用锚喷支护，能够提高巷道围岩强度，防止围岩强度恶化，改善围岩受力状态，增强支护系统的整体性，前苏联经验表明，由锚杆和喷射混凝土组成的巷道，可使每米巷道的钢材消耗量降低40~100kg，劳动力消耗比拱形支架减少60%，缩小巷道断面，从而加快巷道掘进速度。4-10运输大巷断面图4-11轨道大巷断面图4-12回风石门断面图5准备方式——采区巷道布置5.1煤层地质特征5.1.1采区位置设计首采采区位于井田北翼，运输大巷东部。5.1.2采区煤层特征采区所采煤层为7号和9号煤层，其中7号煤层结构简单，赋存稳定，7号煤层特征：光亮至半暗淡型，油脂光泽，黑色，片状至粒状结构，块状构造，质地较软，硬度f=0.97，不规则断口，内生裂隙发育，性脆易碎，有时被方解石脉填充。煤的工业牌号为44，煤层平均厚度10.0m，煤层平均倾角25°,煤的容重1.36t/m3。9号煤层跟7号煤层物理性质相似，f=1.64其中9号煤层平均厚度为3.0m,煤的容重1.37t/m3。采区的相对瓦斯涌出量6m3/(t·d)，绝对瓦斯涌出量11.32m3/min，该采区属于低瓦斯采区。本采区机掘的最大最小煤尘浓度和平均浓度为337.8mg/m3、136.8mg/m3、189.4mg/m3，煤尘爆炸性指数在43%左右，均属于有煤尘爆炸危险性煤层。井田内煤层的自燃发火期一般为3~6个月，均为较易自燃煤层。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况7号煤层：7煤顶板多为砂(页)岩、砂岩，底板多为灰色砂岩。老顶：细粒富含菱铁质条带和黑色岩屑的长石石英砂岩或灰色砂质泥岩，厚度为6.5m～7.5m。直接顶：深灰色泥岩少含砂质，致密、性脆，具贝壳状断口，含大量炭化程度高的植物化石，多为水草型植物或科达、芦木等，平均厚度约3.3ｍ。直接底：直接底板多为灰～深灰色泥岩或灰色砂质泥岩，致密、性脆，节理发育，具水平层理或微波状层理，含少量植物根部化石，平均厚度约5.0m。老底：细砂岩，厚度为6m～15m，深灰色。9号煤层：9煤顶板多为砂(页)岩、砂岩，底板多为灰色砂岩。老顶：细粒富含菱铁质条带和黑色岩屑的长石石英砂岩或灰色砂质泥岩，厚度为6.28m。直接顶：深灰色泥岩少含砂质，致密、性脆，具贝壳状断口，含大量炭化程度高的植物化石，多为水草型植物或科达、芦木等，平均厚度约5.2ｍ。直接底：直接底板多为灰～深灰色泥岩或灰色砂质泥岩，致密、性脆，节理发育，具水平层理或微波状层理，含少量植物根部化石，平均厚度约6.68m。老底：细砂岩，厚度为23.81，深灰色。5.1.4水文地质采区内水文地质条件较简单，涌水来源主要为7煤层上覆砂层孔隙承压水层，预计最大涌水量不超过160m3/h。5.1.5地质构造采区内地质构造简单，煤层倾角0°～30°，煤层倾角变化大，在浅部倾角较大，平均倾角在25°QUOTE200，深部倾角较小，平均倾角在4°QUOTE200。井田中央有一条大断层从西到东贯穿整个井田的逆断层。落差在0~50m，倾角为70°～75°。5.1.6地表情况采区内主要有前崔店、刘集、唐沟、腾庄等村庄，由于村庄搬迁比较经济，所以都采取全部搬迁措施。5.2采（带）区巷道布置及生产系统5.2.1采（带）区准备方式的确定由于本矿井采深较大，可能会发生冲击地压，巷道维护困难，所以两条上下山均布置在煤层底板的坚硬的岩层中。上下山通过采区车场及石门和煤层、大巷连接。上下山采取胶带输送机运煤。采区内没有断层为工作面的搬迁带来了方便。采区准备方式存在的问题是上下山角度较大，大型设备的输送较困难，在采区斜长比较小的情况下这些问题都得到了很好的解决。井田下部倾角很小，采用带区开采，带区准备方式优点，不需要开掘上山，大巷掘出后便可以掘带区平巷、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；技术经济效果显著，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，都有显著提高和改善。5.2.2采区位置及范围首采采区北一采区位于井田北翼断层以北，北边和东边以井田边界保护煤柱为界，西以工业广场保护煤柱和人为划定的边界为界，南以断层保护煤柱为界。西邻北三采区，该采区南北走向平均长约2282m，东西倾向平均长约640m。5.2.3采煤方法及工作面长度的确定首采采区煤层平均厚度为10.0m，倾角22°，属缓倾斜煤层。由于煤层较厚，煤的硬度较小，所以采用综采放顶煤（采3m放7m）采煤法。首采区段宽200m，长1452m。5.2.4确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式1、尺寸区段巷道的尺寸应能满足综放工作面运煤、辅助运输和通风的需要，由此确定区段运输平巷尺寸（宽×高）为5000mm×3500mm，区段回风平巷尺寸（宽×高）为5000mm×3500mm，均采用留5m小煤柱沿空掘巷。2、支护方式采用锚网支护，锚索补强，这种支护方式经济效益好，且掘进速度快。3、掘进通风采用压入式局扇进行通风，局扇应在新鲜风流处。为了防止回风短路，在两区段巷道设置风门，具体位置见采区巷道布置图。5.2.5煤柱尺寸的确定采区内的煤柱主要是采区边界煤柱、区段之间保护煤柱。井田一水平内布置了四个采区，采区两边各留设10m采区边界煤柱。水平运输大巷和轨道大巷布置在岩层中，水平间距25m，外侧各留设30m保护煤柱。采区轨道上山和运输上山布置在岩层中，水平间距20m，外侧各留设30m保护煤柱。采区内地质构造情况简单，无大断层、陷落柱及其它影响回采的复杂地质构造。各区段巷道采用留小煤柱沿空掘巷的方法，在沿空掘进区段回风平巷时，留5.0m宽的小煤柱，以利于巷道回风和支护。带区内的煤柱主要是带区边界煤柱和分带之间保护煤柱。北七和南八带区以断层保护煤柱为界。带区平巷设计采用沿空掘巷的方式开掘分带斜巷，两分带间留5m宽的小煤柱，作为挡矸、阻水或阻隔采空区有害气体的隔离煤柱。5.2.6采区巷道的联络方式由于矿井采用中央并列式通风，副井进风，风井回风。开拓巷道布置两条大巷，轨道大巷承担进风和辅助运输，运输大巷承担回风和运煤，通过采区下部车场和运输上山和轨道上山相连接。在采区内部，各个区段共用一个采区煤仓，具体布置见采区巷道布置图。5.2.7采区接替顺序首采区为北一采区，然后依次开采北二采区、南二采区、北五采区、北七带区、南六采区、南八带区，首采区为两翼开采，因此可以在开采区段一翼的同时准备另一翼。本矿井采7号和9号煤层，首采区内工作面的布置如图5-1，接替顺序见表5-1。图5-1工作面接替顺序表5-1工作面接替顺序工作面7101710291019102710371049103910471059105接替顺序123456789105.2.8采区生产系统采区内的开采采用后退式开采（面向运输轨道上山），通风方式采用U型通风方式。这种通风方式有风流系统简单，漏风小的优点。1、运煤系统工作面→区段运输平巷→采区运输上山→采区煤仓→运输大巷→井底煤仓→主井→地面。2、运料系统地面→副立井→井底车场→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区上部车场→区段轨道平巷→工作面。3、通风系统采区7101首采工作面的风流线路：地面→副井→轨道大巷→采区下部车场→采区轨道上山→采区中部车场→区段运输平巷→工作面→区段轨道平巷→采区运输上山→采区下部车场→运输大巷→回风石门→中央风井。图5-2通风系统图4、排矸系统与运料系统路线相反。5、供电系统地面变电站→副井→中央变电所→运输大巷→采区运输上山→区段运输平巷→工作面。6、排水系统工作面→区段轨道平巷→采区轨道上山→轨道大巷→井底水仓→副井→地面。5.2.9采、带区内巷道掘进方法采、带区内所有工作面平巷均沿底板掘进，采用综合机械化掘进，选用EL—90型掘进机、ES—650型转载机、SSJ650/2×22（SJ—44型）可伸缩带式输送机、STD800/40型（SD—40P型）带式输送机、JD11—4调度绞车、JBT—52—2局部扇风机和梯形金属支架组成的成套设备。巷道的拐弯半径必须与所选机型能达到的拐弯半径相吻合，因为可伸缩带式输送机的最小铺设长度为80m，所以，在初始掘进的80m巷道中，机后的物料运输不能采用可伸缩带式输送机只能采用矿车。锚杆机完成巷道顶锚杆和锚索的打眼、安装工作；选用手持风动钻机来完成帮锚杆的打眼和安装工作。掘进通风：用局部通风机。用压入式通风和抽出式通风方式。5.2.10采区生产能力及采出率1、采区生产能力对于7号煤层的首采区，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。工作面长度200m，煤层厚度10m，采煤机截深0.8m，工作面采用三八制作业方式，即两班采煤，一班检修。双向割煤，每刀进尺0.8m，往返一次割两刀，一刀一放，即两个循环，每日共进行4个循环。设计割煤高度3m，放顶煤高度7m，采放比1:2.3，每年生产330天。工作面生产能力按下式计算： A0=330×(H1×C1+H2×C2)×γ×L×a×n×10-6 (5-1)式中：A0—工作面采煤机生产能力，Mt/a；H1—采煤机割煤高度，3m；H2—放顶煤高度，7.0m；C1—工作面采出率，取0.93；C2—顶煤放出率，取0.75；γ—煤的密度，1.36t/m3；L—工作面长度，200m；a—采煤机截深，0.8m；n—工作面昼夜进刀次数，取4次。把数据代入5-1得：A0=330×(3×0.93+7×0.75)×1.36×200×0.8×4×10-6=2.31Mt/a2、采区生产能力计算采区生产能力按下式计算：A=K1×K2×A0 (5-2)式中：A—采区生产能力，Mt/a；K1—工作面不均衡系数，采区内同采的只有一个工作面，因此取1；K2—采区内掘进出煤系数，取1.1；A0—工作面年生产能力，2.31Mt/a。把数据代入5-2得：A=1×1.1×2.31=2.54Mt/a矿井设计井型为2.40Mt/a，首采采区生产能力为2.54Mt/a，完全能够满足矿井的产量要求。3、采区采出率采区内留设有煤柱，有一部分可以回收，有的煤柱往往不能完全回收，故有煤柱损失，工作面回采中有落煤损失，还有其它不可预知的煤炭资源损失，因此采区实际采出煤量低于实际埋藏量。采区实际采出煤量与采区工业储量的百分比称为采区采出率。按下式计算：（5-3）北一采区工业储量为：19.7Mt。开采损失包括以下损失：（1）边界煤柱损失P1=10×1450×10×1.36=19.72万t（2）采区内工作面开采损失P2=(3×0.07+7×0.25)×(3×200×1450+2×200×700)×1.36=306.5万t（3）区段煤柱损失P3=(2×5×1450+1×5×700)×10×1.36=24.48万t带区煤炭总损失：P=P1+P2+P3=19.72+306.5+24.48=350.7万t北一采区实际采出煤量为：1970-350.7=1619.3万t采区采出率=1619.3/1970×100%=82%根据《煤炭工业设计规范》规定：采区采出率：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。设计首采采区采出率为0.82，符合《煤炭工业设计规范》规定。5.3采区车场选型设计5.3.1确定采区车场形式采区上部车场基本形式有平车场、甩车场和转盘车场三类。根据具体情况采用单向甩车场，甩车场使用方便、安全、可靠、效率高、劳动量小。具体如图5-3。采区中部车场基本形式有：甩车场、吊桥式车场和甩车道吊桥式车场三类。本矿井的两层煤采用联合布置，轨道上下山布置在岩层中，所以一般应采用甩入石门式中部车场，具体如图5-4。图5-3采区上部车场1-运输上山；2-轨道上山；3-绕道；4-甩车场；5-绞车房；6-区段回风平巷；7-回风石门；8-回风通道图5-4采区中部车场1-运输上山；2-轨道上山；3-区段运输平巷；4-区段运输平巷；5-区段运输石门；6-甩车道；7-区段溜煤眼；8-区段轨道石门采区下部车场通常设有装车站、绕道、辅助提升车场和煤仓等。根据装车站位置不同，下部车场可分为大巷装车式、石门装车式和绕道装车式三种形式。本矿井底板围岩条件较好，所以采用大巷装车底板绕道式下部车场。如图5-5。图5-5采区下部车场（绕底式）1-轨道上山；2-运输上山；3-运输大巷；4-轨道大巷；5-采区煤仓；6-回风行人斜巷；7-绕道5.3.2采区主要硐室布置1、采区煤仓根据《采矿工程设计手册》第2877页关于采区煤仓容量的计算，当采区上山和运输大巷采用输送机连续运输时，煤仓容量为上山输送机0.5h的运量。本采区运输大巷和运输上山有一定高差，宜采用垂直圆形煤仓。用混凝土砌碹支护，壁厚300mm，其容量为Q=Q0+L×(H1×C1+H2×C2)×B×γ（5-4）式中：Q—煤仓容量，t；Q0—防空仓漏风留煤量，取10t；L—割煤机半小时运行距离，90m；H1—采煤机割煤高度，3m；H2—放顶煤高度，7m；C1—工作面采出率，取0.93；C2—顶煤放出率，取0.75；B—进刀深度，0.8m；γ—煤的密度，1.36t/m3。则采区煤仓容量：Q=10+90×(3×0.93+7×0.75)×0.8×1.36=797.3t煤仓高度为25m，则计算可得煤仓的断面半径为2.63m，故采区煤仓断面直径取5.5m，此时煤仓容量为817.4t，能够满足要求。2、绞车房绞车房布置在岩层中，断面为半圆拱形，用全混凝土砌碹或混凝土供料石墙砌筑。设两个安全出口，一是钢丝绳通道，根据绞车最大件的运输要求，宽度一般为2.0~2.5m，本矿取2.5m；二是通风巷道，宽度一般为1.2~2.5m，本矿取2.0m。硐室高度应根据安装和检修起吊设备高度的要求确定，宽度一般为3~4.5m。本矿取4m。3、采区变电所采区变电所应设在采区用电负荷集中的地方，故放在两条上山之间。高压电气设备与低压设备应分别在一侧布置，变电所尺寸一般是根据变电所内设备布置、设备外形尺寸、设备维修和行人安全空隙来确定的。故硐室宽度取3.6m；长度取20m；硐室高度取3.5m，通道高度取2.5m。硐室断面形状为半圆拱，采用不可燃材料支护和混凝土砌筑支护。硐室与通道相连处，设有向外的防火栅栏两用门。6采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1采区煤层特征及地质条件采区所采煤层为7和9号煤层，7号煤层平均厚度10.0m,9号煤层平均厚度3.0m，煤层倾角0~25°，为缓倾斜煤层，结构单一，赋存稳定。采区内无大断层影响。7号煤质硬度为f=0.97，7号煤煤的容重为1.36t/m3，9号煤煤质硬度f=1.64，,容重为1.37t/m37号煤层直接顶为砂（页）岩，厚3.3m，灰黑色砂页岩，局部为灰白色中细粒砂岩，为中等稳定顶板。基本顶为砂岩，厚6.5~7.5m，灰白色中细粒砂岩，无节理，层理发育，成分以石英、长石为主，含较多暗色矿物，泥质胶结。整体不易形成悬臂，因此，周期来压不明显。9号煤层直接顶为砂（页）岩，厚5.2m，灰黑色砂页岩，局部为灰白色中细粒砂岩，为中等稳定顶板。基本顶为砂岩，厚6.28m，灰白色中细粒砂岩，无节理，层理发育，成分以石英、长石为主，含较多暗色矿物，泥质胶结。整体不易形成悬臂，因此，周期来压不明显。采区相对瓦斯涌出量为6m3/t，绝对瓦斯涌出量为11.32m3/min正常涌水量为140m3/h，最大涌水量为160m3/h。6.1.2确定采煤工艺方式根据采区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺、放顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：1、分层综采工艺的特点(1)优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.0~3.5m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到93~97%以上。缺点：(2)缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率低；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。2、放顶煤工艺(1)优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；(2)缺点：煤损多，工作面回采率低；煤尘大，放煤时煤和矸界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自燃发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。3、一次采全高工艺(1)优点：工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；万吨掘进率低；工作面搬家次数少，节省搬迁费用，增加了生产时间；材料消耗少。(2)缺点：煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易偏帮；采高固定，适应条件单一。比较上述3种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，本矿井煤质较软，放顶煤容易，低瓦斯，无煤层自燃倾向性，7号煤层平均厚度10m，不能一次采全高，所以开采7号煤层时采用放顶煤开采工艺，9号煤层平均厚度为3m，所以开采9号煤层时直接采用一次采全高较合理。6.1.3回采工作面参数工作面选择后退式回采，有利于回采巷道维护和通风。首采工作面长度200m，连续推进长度1452m；煤厚10m，工作面割煤高度为3m，放煤高度7m，工作面采放比为1:2.3，放顶煤的步距为0.8m，即为一个采煤机的截深。1）工作面长度的确定综合机械化采煤工作面长度一般为150~220m，每个工作面长度尽可能保持一致，综合以上几个因素最终确定工作面长度为200m。以首采采区为例，该采区东西长度约630m，布置3个工作面，每两个工作面间留5m的护巷煤柱。2）工作面斜巷参数区段运输平巷尺寸（宽×高）为5000mm×3500m