开元煤矿4.0Mt-a新井设计-浅埋煤层长臂开采顶板稳定性分析

PAGE2摘要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为开元煤矿4.0Mt/a新井设计，共分10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工作制度、设计生产能力及服务年限；4.井田开拓；5.准备方式—采区巷道布置；6.采煤方法；7.井下运输；8.矿井提升；9.矿井通风与安全技术；10.矿井基本技术经济指标。开元煤矿位于山西省晋中市境内，井田南部有石太铁路和太旧高速公路，交通十分便利。井田走向（东西）长平均约5km，倾向（南北）长平均约5.5km，井田水平面积为27.5km2。主采煤层三层，即3号、9号和15号煤层，平均倾角7.5°，厚约3.03m、4.26m和3.98m。井田地质资源/储量为478.88Mt，工业资源/储量为456.80Mt，设计资源/储量为455.65Mt，可采资源/储量445.56Mt，矿井服务年限为72.72a。井田地质条件简单。表土层平均厚度40m；矿井正常涌水量为140m3/h，最大涌水量为220m3/h；煤层硬度系数f=2.3，煤质为瘦煤、贫煤；矿井相对瓦斯涌出量为6.69m3/t，绝对瓦斯涌出量为56m3/min，为高瓦斯矿井，无自燃发火倾向，为Ⅲ不易自燃煤层；煤层无爆炸危险。矿井采用双立井单水平开拓，采用中央分列式通风。一矿两面，采煤方法为倾斜走向长壁采煤法。煤炭运输采用钢丝绳芯胶带，辅助运输采用无轨胶轮车运输。矿井年工作日为330d，每天净提升时间16h。矿井工作制度为：实行“三八”制。专题部分题目是新元矿瓦斯抽放分析。翻译部分是一篇关于矿井巷道维护的论文，英文原文题目为：Methodofbranchariflowforcalculatingacomplicatedmineventilationnetworks。关键词：片盘开拓；采区；倾斜长壁采煤法；大采高；

ABSTRACTThisdesigncanbedividedintothreesections:generaldesign,monographicstudyandtranslationofanacademicpaper.Thegeneraldesignisabouta4.0Mt/anewundergroundminedesignofkaiyuancoalmine.Itcontainstenchapters:1.overviewandthegeographicalfeaturesoftheminingfield;2.boundaryandreservesoftheminingfield;3.workingsystem,designedminecapacityandminelife;4.developmentofminingfield;5.preparationinstripdistrict;6.coalminingmethod;7.undergroundconveying;8.mineexaltation;9.mineventilationandsafetytechnology;10.thebasictechnicalandeconomicindex.KaiyuancoalmineliesinYangquan,Shangdongprovince.Asshitairailwayandtaijiuhighwayrunacrossthesouthernpartoftheminingfield,thetrafficisveryconvenient.It’sabout5kmonthestrikeand5.5kmonthedip,withthe27.5km2totalhorizontalarea.Theminablecoalseamsofthismineare3and9and15withtheaveragethicknessof3.03mand4.26mand3.98m,theaveragedipof7.5°.Thegeologicalresources/reservesofthiscoalmineare478.88Mt,theprovedresources/reservesare456.80Mt,thedesignedresources/reservesare455.65Mtandtheminableresources/reservesare445.56Mt,withaminelifeof72.72years.Thegeologicalconditionofthemineisrelativelysimple.Thenormalmineinflowis140m3/handthemaximummineinflowis220m3Thismineadoptsverticalshaftdevelopmentwithonemininglevelandcentralizedventilation.Theadoptedcoalwinningmethodislongwallminingtothediportotherise.Thebeltconveyorisappliedtotransportcoalandtracktransport,isusedintheauxiliaryconveying.Theworkerswork330daysperyear,andexaltate16hoursoneday.The“three-eight”workingsystemisappliedforcoalmining.ThemonographicstudyisAnalysisonRoofStructure’sStabilityofLongwallMininginShallowSeam.ThetranslatedacademicpaperisaboutReinforcingCoalMineRoofwitholyurethane.ItstitleisthatReinforcingCoalMineRoofwitholyurethaneKeywords：CoalminingGroundcontrolRooffallsRoofsupportPolyurethane目录摘要 1ABSTRACT 2一般部分1井田概况及地质特征 21.1井田概况 21.1.1交通位置 21.1.2地形地貌 31.1.3气象 31.1.4地震 31.1.5电源条件 31.1.6水文情况 31.1.7水源条件 31.1.8矿区工农业生产概况 31.2地质特征 41.2.1地层 41.2.2地质构造 61.2.3水文地质 91.3煤层特征 101.3.1各可采煤层分述如下： 101.3.2煤质 111.3.3瓦斯、煤尘及煤自燃和地温 112井田境界和储量 132.1井田境界 132.2井田勘探 142.2.1井田勘探工作 142.2.2钻孔测量工作 152.3矿井各类储量的计算 172.3.1矿井地质资源储量的计算 172.3.2矿井的工业资源/储量计算 202.3.3矿井设计资源/储量 212.3.4煤层矿井设计可采资源/储量 223矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 253.1矿井工作制度 253.2矿井设计能力及服务年限 253.2.1确定依据 253.2.2确定矿井设计生产能力 253.2.3矿井服务年限 263.2.4井型校核 274井田开拓 284.1井田开拓的基本问题 284.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标 284.1.2工业场地的位置 294.1.3开采水平的确定及采区的划分 294.1.4矿井开拓延伸方案及阶段划分 304.2矿井基本巷道 414.2.1井筒 414.2.2井底车场及硐室 414.2.3主要开拓巷道 425准备方式——采区巷道布置 485.1煤层地质特征 485.1.1采区位置 485.1.2采区煤层特征 485.1.3地质构造 485.1.4顶底板特性 485.1.5水文地质 485.2采区巷道布置及生产系统 495.2.1采区走向长度的确定 495.2.2确定区段斜长和区段数目 495.2.3煤柱尺寸的确定 495.2.4采区上、下山布置 505.2.5区段平巷的布置 505.2.6采区内工作面的接替顺序 505.2.7采区通风、运输及其它系统 505.2.8采区内各种巷道的掘进方法 525.2.9采区生产能力 555.2.10采区采出率 565.3采区车场及主要硐室 575.3.1采区下部车场设计 575.3.2采区主要硐室 586采煤方法 596.1采煤工艺方式 596.1.1采区煤层特征及地质条件 596.1.2确定采煤工艺方式 596.1.3回采工作面长度的确定 596.1.4回采工作面的推进方向和推进度 606.1.5回采工作面破煤、装煤方式 606.1.6回采工作面支护方式 626.1.7端头支护及超前支护方式 636.1.8各工艺过程注意事项 656.1.9回采工作面正规循环作业 656.2回采巷道布置 676.2.1回采巷道布置方式 676.2.2回采巷道支护参数 687井下运输 707.1概述 707.1.1井下运输设计的原始条件和数据 707.1.2矿井运输系统 707.1.3矿井运输设备选型应遵循以下原则： 707.2采区运输设备的选择 717.2.1工作面运煤设备的选型 717.2.2采区煤炭运输设备选型及验算 737.2.3煤炭运输大巷设备选型及验算 757.3辅助运输方式和设备选择 757.3.1选择无轨胶轮车 757.3.2设备选择 758矿井提升 788.1矿井提升的原始数据和条件 788.2主副斜井提升 788.2.1主斜井提升 788.2.2副斜井提升 799矿井通风设计 809.1矿井概况 809.2矿井通风系统和通风方式 809.2.1矿井通风系统的基本要求 809.1.3矿井通风方式的确定 819.1.4主要通风机工作方式选择 829.2.4采区通风 829.2.5工作面通风 849.2.6回采工作面进回风巷道的布置 849.2.7通风构筑物 859.3风量计算及分配 859.3.1配风的原则和方法 859.3.2总风量的计算 859.2.2备用面需风量的计算 879.2.3掘进工作面需风量 879.2.4硐室需风量 889.2.5其它巷道所需风量 889.2.6矿井总风量计算 889.3.7风量分配 899.3矿井通风总阻力计算 899.3.1矿井通风总阻力计算原则 899.3.2确定矿井通风容易和困难时期 909.3.3矿井最大阻力路线 909.3.4矿井通风阻力计算 939.3.5矿井通风总阻力 959.3.6两个时期的矿井总风阻和总等积孔 959.4选择矿井通风设备 969.4.1选择主要通风机 969.4.2电动机选型 989.5防止特殊灾害的安全措施 999.5.1瓦斯管理措施 999.5.2煤尘的防治 999.5.3预防井下火灾的措施 1009.5.4防水措施 10010设计矿井基本技术经济指标 101参考文献 103专题部分浅埋煤层长壁开采顶板结构稳定性分析 1051绪论 1051.1课题研究背景 1051.1.1煤炭在国内外的重要作用 1051.1.2煤层开采存在的困难 1061.2问题的提出和研究的意义 1061.2.1问题的提出 1061.2.2研究的目的及意义 1071.3本课题已有的研究成果与现状分析 1081.3.1国外的研究工作 1081.3.2国内的研究工作 1091.4研究的内容和方法 1091.4.1研究内容 1091.4.2研究方法 1102浅埋煤层的长壁开采及关键层理论 1112.1浅埋煤层的定义及浅埋煤层矿压显现的基本规律 1112.1.1浅埋煤层的定义 1112.1.2浅埋煤层矿压显现的基本规律 1112.2长壁开采法在采煤过程中的应用 1132.2.1长壁开采法采煤系统 1132.2.2长壁开采的优越性和发展趋势 1152.3关键层理论在顶板控制中的应用 1152.3.1关键层理论的提出 1152.3.2关键层的基本特征 1162.3.3关键层的判别 1162.4小结 1193浅埋煤层长壁开采顶板岩层灾害机理研究 1203.2顶板初次破断的形态及其机理 1213.2.1“三铰拱结构”的非对称性 1223.2.2顶板初次破断后的结构稳定性分析 1233.3顶板关键层的后屈曲性态 1263.3.1顶板关键层的初始后屈曲 1263.3.3工程实例 1283.4小结 1294结论 1294.2展望 130参考文献 131翻译部分ReinforcingCoalMineRoofwitholyurethaneInjection:4CaseStudies 1341Background 1342CurrentPURInjectionDesignProcess 1353CaseHistories 1363.1WestVirginiaCoalMine—FracturedRoof 1363.1.1VideoDiagnostics 1373.1.2PURInjectionintotheBeltwayRoof 1373.1.3LocationofPURAfterInjectionintotheBeltwayRoof 1383.2WesternPennsylvaniaCoalMine—FracturedRoof 1423.3BrucetonSafetyResearchCoalMine—UnfracturedRoof 1433.4WesternPennsylvaniaCoalMine—UnfracturedRoof 1464Discussion 1495Conclusions 150加强聚氨酯注射煤炭矿井顶板：4个案例研究， 1521背景 1522.目前的聚氨酯注入设计流程 1533事件过程 1533.1西弗吉尼亚州煤矿——破碎顶板 1533.1.1视频诊断 1543.1.2聚氨酯注入到巷道顶板 1553.1.3聚氨酯注入到巷道顶板后的位置 1553.2宾夕法尼亚州西部煤矿——破碎顶板 1583.4宾夕法尼亚州西部煤矿——破碎顶板 1624讨论 1655结论 166致谢 168第168页一般部分1井田概况及地质特征1.1井田概况1.1.1交通位置开元煤矿现矿井工业广场东距寿阳县城约14km，井田中部有寿阳~段王运煤铁路专用线，井田南部有石~太铁路线，经寿阳东站可达全国。寿阳站通往全国各大城市里程见表1-1。表1-1寿阳站通往全国各大城市里程表地名石家庄北京秦皇岛连云港上海郑州西安里程km铁路1504338319881416562732公路16048575013501750570图1-1交通位置图307国道从井田中部通过，太（原）-旧（关）高速公路从井田南部通过，交通十分方便。交通位置图见图1-1.1.1.2地形地貌井田位于寿阳、阳泉构造堆积盆地区的西北部，属黄土丘陵地貌，梁、峁比较发育且平坦，沟谷多呈“U”字形宽谷、井田内大面积为第四系黄土及第三系红土所覆盖，冲沟中有基岩出露，为石炭系太原组及二叠系上、下石盒子组地层。井田地势总的趋势为西高东低，北高南低，最高点在井田西南的寺儿沟，标高为1247.3m；最低点在井田东南的寺庄，标高为1062.7m，最大高差为184.6m，一般相对高差多在40-100m之间。1.1.3气象井田地处黄土高原，气候干燥，昼夜温差变化大。降水量：平均年降水量为505.41mm，降水多集中在6-9月，7、8两个月最多，多为暴雨常夹冰雹；蒸发量：平均年蒸发量为1754.16mm,年最高达2265.0mm，年最低为1483.8mm；气温：年平均气温为7.60℃，一月份最冷，平均-8.80℃，七月份最热，平均气温为21.60℃；风向：风向夏季为东南、冬季为西北；风速：年平均风速为2.48m/s，最大月平均为3.9m/s，最小月平均为1.0m/s；霜期：初霜期9月中旬，终霜期为次年的4月中旬，长达7个月之久，全年无霜期为148天；冻土深度：最大冻土深度为1.10m。1.1.4地震按山西省城市（县城）地震基本烈度区划图，该区属七级基本地震烈度区。1.1.5电源条件现矿井工业场地建有35kV变电所，双回35kV电源引自新元煤矿110kV降压站。风井工业场地两回6kV供电电源,均引自开元矿35kV变电所的6kV不同母线段。当其中任一回路发生故障时,另一回能担负风井全部负荷用电。1.1.6水文情况矿区内的河流属黄河流域汾河水系。较大的河为龙门河，自北西向南东流经井田中部，为季节性河流。龙门河在白家庄与人字河汇合，向南东至寿阳县折向南西入潇河，向西注入汾河。1.1.7水源条件2000年在矿井工业场地内已打一眼深井，通过抽水试验，各项指标均满足国家生活及工业用水标准。风井工业场地供水水源为水车送水或打浅井及利用矿井井下排水。1.1.8矿区工农业生产概况该区以农业为主，农作物以玉米、谷子、豆类为主，此外种植一些经济作物，如蔬菜、瓜果等。工业主要以是采矿、冶炼及建材为主。

图1-1地质综合柱状图1.2地质特征1.2.1地层井田位于沁水煤田西北隅，属掩盖——半掩盖区，新生界地层广泛分布，基岩零星出露于沟谷之内。地层由老到新依次为：奥陶系中统；石炭系中、上统；二迭系；第三系；第四系。（1）奥陶系（O）①.中统上马家沟组（O2s）厚度为180.00~325.00m，平均厚度为298.32m。由浅灰、深灰色厚层白云质灰岩，含泥岩，角砾状泥灰岩等组成，灰岩质纯致密，普遍具有不均匀岩化现象。②中统峰峰组：（O2f厚度为122.59~238.30m，平均厚度为166.53m,由灰、黑、浅灰色白云质灰岩，花斑灰岩等组成，下部含石膏条带，局部含星状黄铁矿。（2）石炭系(C)①.中统本溪组（C2b）厚度为29.94~68.62m,平均厚度为47.97m。主要由浅灰、灰色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、铝质泥岩及2-4层石灰岩组成，夹浅灰色细粒砂岩及2-3层煤线。底部为透镜状分布的山西式铁矿及G层铝土矿，与下伏地层平行不整合接触。②.上统太原组（C3t）厚度为104.11-134.21m,平均厚度为120.78m。以K1砂岩连续沉积于本溪组之上，由灰色、灰白色砂岩，灰黑色砂质泥岩、泥岩、深灰色石灰岩及煤层组成。石灰岩一般有4层，自下而上依次为K2下、K2、K3及K4石灰岩。含煤11层，编号依次为8、9上、9、11、12、13、13下、15、15下、16、17号，其中8、9、15、15下号4层可采。（3）二叠系（P）①.下统山西组（P1s）厚度为48.22~70.00m，平均厚度为60.00m。由灰、灰白色中细粒砂岩，深灰、灰黑色砂质泥岩、泥岩和煤层组成。底部以K7砂岩连续沉积于太原组之上。本组含煤6层，编号依次为1、2、3、4、5、6号，其中3、6二层可采。②.下统下石盒子组（P1x）厚度为111.60~133.14m，平均厚度为122.60m。以底部K8砂岩连续沉积于山西组之上，下部为灰黄、灰绿、灰黑色中细粒砂岩、砂质泥岩、泥岩、铝质泥岩等。组成K8砂岩为灰、灰白色粗-细粒砂岩。上部为灰、灰绿色、灰黄色中粗粒长石，石英砂岩夹紫红色砂质泥岩、泥岩。顶部为1-2层铝质泥岩或含铝质泥岩，富含菱铁质鲕粒，风化后呈鲜艳的紫红色斑块，俗称“桃花泥岩”，可作为辅助标志层，与顶部的上石盒子组分界。③.上统上石盒子组(P2s)厚度为235.00~438.45m，平均厚度为345.00m，以K12（狮脑峰砂岩）为界分为上下两段。a段(P2s')自K10砂岩底至K12砂岩底。下部以黄绿色、灰绿色中细粒砂岩为主，夹黄褐、黄绿、紫褐色泥岩及砂质泥岩。上部以灰褐、暗紫等杂色砂质泥岩为主，夹黄绿色中细粒砂岩。b上段(P2s2)自K12砂岩底至K13砂岩底。K12砂岩为灰白色厚层状含砾中粗砂岩、泥质、硅质、硅质胶结。其上为黄绿色、暗紫色细粒长石、石英砂岩与暗紫色、黄绿色砂质泥岩互层。（3）第三、第四系（R+Q)①.上第三系上新统(N2)厚度为0~25m，由鲜红、暗紫色粘土，紫红色细砂岩，浅灰色砾岩组成，不整合覆于各不同时代基岩之上。②下更新统(Q1)厚度为5~70m，下部为黄土、淡红色细-粉砂土。中部为灰褐、黄灰色粘土夹泥灰岩薄层。上部主橙红、深红色粘土、亚粘土、夹多层古土壤层。③.中更新统(Q2)厚度为10~30m，淡红、褐黄色亚粘土、粘土，夹古土壤层及1-3层钙质结核，底部为淡红色砂砾石层。④.上更新统(Q3)厚度为0~15m，井田内广泛分布，为淡灰黄、土黄色亚粘土、亚砂土、含钙质结核垂直节理发育。⑤全新统（Q4）厚度为0~20m，分布于各大沟谷之内，为近代冲洪积物、基岩风化砂土层。1.2.2地质构造（1）区域地质构造开元井田位于沁水煤田寿阳矿区西北部，阳曲一盂县纬向构造带南翼，其东西两侧受太行经向构造带和新华夏系构造的控制，南部受寿阳西洛南北向构造带的影响，整个矿区是在纬向与经向和新华夏系构造复合控制之下。（2）井田地质构造开元煤矿井田总体构造形态为一走向东西，向南倾斜的单斜构造，在此单斜上发育有次级的宽缓褶曲，使井田呈舒缓的波状起伏，煤层倾角为2-8°，平均倾角为6°。①.褶曲井田内发育较大褶曲二条。放马沟向斜：位于井田中部，放马沟村南。走向近东西，北翼倾角110°，南翼倾角4—80°。井田内延伸约2500m。上峪背斜：位于井田中部，放马沟向斜南。两翼倾角4—60°。②.断层该井田断层比较发育，断层走向大致成北东东向，主要受东西向区域构造（即：放马沟向斜、上峪背斜）的影响，其中被钻探或巷道揭露、三维地震探测的较典型的断层表述一下（见表1-2、1-3）。a正断层位于井田西北部，放马沟村北。走向近东西，倾向南，倾角70—800。为209和H1号孔所揭露，209号孔缺失K3－K2下地层，使太原组地层缩短35m。H1号孔太原组缺失K3灰岩及其上、下部地层，使地层缩短17m。故该断层断距在17—35m间，井田内延伸长度约1200m。表1-2井田大型断裂构造统计表断层序号断层性质落差延伸长度钻孔或巷道揭露备注1（F12）正17～351200209、H1钻孔井田西北部放马沟村北2（F11）正20160位于F12断层南属其分支断层3（F13）正15600位于F12断层北走向北走向北东倾向南东4（F14）正7430位于F13断层西与F12断层基本平行延伸5（F19）正860023#孔揭露走向北东东倾向南6（F53）正16～301500210#孔揭露位于F12断层北走向近似东西倾向南7（F54）正7.0500H2#孔揭露推断其走向北东东倾向南8（F62）正12.0670巷道揭露位于井田西北角走向北东东倾向南9（Fh1）正6.0115巷道揭露位于井田北部H5号孔东走向东西倾向北10（Fh2）正6.0110巷道揭露位于Fh1断层南走向北西倾向南西11（Fh3）正8.0130位于H5号孔南走向北东倾向北西12（Fh4）正7.0380巷道揭露位于P35号孔南走向北东东倾向南13（Fh5）正5.0130巷道揭露位于Fh4断层南走向近东西倾向南b正断层位于F12断层南，属其分支断层。走向北东，倾向南东，倾角750，断距20m，延伸长度约160m。c正断层位于井田西北部，F12断层北，走向北东，倾向南东，倾角850，断距15m，延伸长度600m。（4）F14正断层位于井田西部，F13断层西，走向近东西，与F12断层基本平行延伸，倾向北，断距7m，延伸长度430m。（5）F19正断层煤层断层序号断层性质落差延伸长度备注3#1正5.0125三维带内北西处走向近似东西2正10.5240三维带内南西处走向近似东西3正9.0300三维带内中部走向北东4正7.0160三维带内中部走向北西5正7.0250三维带内中东部走向北西6正30.0480三维带内中东部走向近似东西9#1正8.0160三维带内北西部走向近似东西2正8.0300三维带中部走向北东3正7.0130三维带中部走向北西4正7.0180三维带中部走向北西为23号孔揭露，测井解释断点深度348.40m，6号煤断失，推断其走向北东东，倾向南，断距8m，延伸长度600m。（6）F53正断层位于F12断层北，走向近东西，倾向南，倾角800，断距16—30m，延伸长度1500m。210号孔所遇即该断层。（7）F54正断层为H2号孔揭露，测井解释断点位置431.20m，推断其走向北东东，倾向南，断距7m，延伸长度500m。表1-35m以上落差断层特征一览表（三维地震带内）5正7.0130三维带中部走向北西6正7.0250三维带中东部走向北西7正30.0720三维带中东部走向近似东西15#1正10.0200三维带西部走向近似东西2正10.0300三维带中部走向北东3正5.0200三维带中部走向北西4正7.0150三维带中部走向北西5正27.0720三维带中东部走向近似东西6正9.0170三维带中东部走向北西15#下1正10.0180三维带西部走向近似东西2正10.0280三维带中部走向北东3正5.0160三维带中部走向北西4正7.0120三维带中部走向北西5正27.0750三维带中东部走向近似东西6正9.0100三维带中东部走向北西（8）F62正断层位于井田西北角，为生产矿井巷道中所见，走向北东东，倾向南，倾角750，断距12m，延伸长度约670m。（9）Fh1逆断层位于井田北部，H5号孔东，巷道中所见，走向近东西，倾向北，倾角750，断距6m，延伸长度115m。（10）Fh2正断层位于Fh1断层南，巷道中所见，走向北西，倾向南西，倾角750，断距6m，延伸长度110m。（11）Fh3正断层位于H5号孔南，走向北东，倾向北西，倾角750，断距8m，延伸长度130m。（12）Fh4正断层位于P35号孔南，巷道中所见，走向北东东，倾向南，倾角750，断距7m，延伸长度380m。（13）Fh5正断层位于Fh4断层南，巷道中所见，走向近东西，南倾，倾角750，断距5m，延伸长度130m。另外，三维地震勘探中发现一条落差30m的断层，小于15米断层36条；开采过程尚见到几条断距2—3.5m，延伸不长的层间小断层。3.陷落往井田内陷落柱已证实的有35个，最大者长轴90m，短者20m；地表所见陷落极少，隐伏较多；三维地震解释28个，最大者长轴254m,短者20m。陷落柱其规模大小不等，形状以圆形和椭圆形为主。4.岩浆岩井田内无岩浆岩侵入现象，故对煤层及煤质无影响。1.2.3水文地质（1含水层及隔水层井田主要含水层自下而上为奥陶系中统石灰岩含水层、石炭系上统太原组石灰岩含水层、二迭系砂岩含水层、第四系砂石层等，各含水层分述如下：①.奥陶系中统石灰岩岩溶含水层奥陶系中统埋深130~570m，井田北部外围大面积出露，本统分上、下马家沟组及峰峰组，以上马家沟组石灰岩含水层富水性最强。奥灰水位标高为+630m，井田内仅15号及15下号煤层在井田南部低于该标高。②.石炭系上统太原组石灰岩溶蚀裂隙含水层太原组含水层主要是K2、K2、K3、K4层石灰岩层，石灰岩单层厚度为2-3m，一般富水性弱，单位涌水量为0.0035L/s.m，渗透系数为0.0165m/d，水位标高为913.52m。水质类型HCO3·C1-Na型。③.二迭系砂岩裂隙含水层山西组，下石盒子组，主要以K7、K8砂岩及3号煤顶板砂岩为主要含水层，砂岩厚度大，且不稳定，单位涌水量为0.0004L/s·m,渗透系数为0.0019m/d,水位标高为1003.07m,水质属HCO3·C1-Na型。上石盒子组，主要以K10、K12等砂岩为主要含水层，砂岩厚度不大且不稳定，单位涌水量为0.234L/s·m,渗透系数为0.13m/d,水位标高为1083.27m,水质属HCO3-CO3·Na型。④.第四系砂砾石层含水层广泛分布的第四系更新统及分布在河谷中的第四系全统，其砂砾石层含孔隙水。雨季含水丰富，旱季含水很小。本井田内主要隔水层有，奥灰顶面至15下号煤层顶板间的岩层，以泥质岩类为主，厚度为80m左右，石炭、二迭系各含水层间的岩层，也以泥质岩类为主，厚度大，沉积稳定。（1）矿井充水条件矿井主要充水含水层为山西组砂岩裂隙含水层，及太原组石灰岩溶蚀裂隙含水层，各含水层富水性弱，对矿井充水影响小，井田内奥灰水位标高为+630m左右，由于隔水层的存在，开采上组煤时，奥灰水对矿井无影响。井田内河谷第四系全新统砂砾石含水层距最上一层可采煤层3号煤100m，因此，煤层开采一般不受河谷第四系含水层地下水的影响。（3）矿井涌水量根据阳煤集团地质处提供的矿井涌水资料：矿井正常涌水量为140m3/h，最大涌水量为220m3/h。1.3煤层特征主要含煤地层为山西组和太原组含煤地层总厚度为180.78m，煤层总厚度为17.83m，含煤系数9.9%。共含16层煤，自上而下依次为1、2、3、4、5、6、8、9、11、12、13、13下、15、15下、16、17号。其中南部分区为3、9、15号煤层可采。1.3.1各可采煤层分述如下：(1)3号煤位于山西组中部，K8砂岩下20.0m左右。煤层厚度为2.50-3.90m，平均厚度为3.03m。煤层结构简单，含或偶含1层夹石。顶、底板岩性以砂质泥岩和泥岩为主。本煤层属全分区稳定可采煤层。(2)9号煤位于太原组上部，K4灰岩以上20m左右，煤层厚度为3.51-5.80m，平均厚度为4.33m，南部分区西部9号煤与8号煤合并，煤层明显增厚，煤层含夹石在0—4层，其岩性为泥岩或炭质泥岩，厚度一般小于0.20m，煤层结构简单。顶板为泥岩或砂质泥岩，局部为中、细粒砂岩。底板为砂质泥岩、泥岩、局部为粉砂岩或细粒砂岩。本煤层属全分区稳定可采煤层。(3).15号煤位于太原组下部，K2石灰岩为其直接顶板，局部有薄层炭质泥岩伪顶。煤层厚度为1.42~4.89m，平均厚度为3.93m。南部分区东、西两侧变薄不可采，中间部分全部可采。底板为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩或细粒砂岩，本煤层属局部可采煤层。表1-4煤层特征表煤号平均厚度煤层间距（m）最小一最大平均夹石层夹石厚度（m)稳定性33.0324.92~69.1243.949.6~70.0864.00~1较稳定94.260~4<0.2稳定153.930~3<0.2较稳定1.3.2煤质各煤层为中~高变质煤层，煤种属瘦煤、贫煤。原煤灰分分别为3号煤25.19%；9号煤35.10%；15号煤24.47%。硫分分别为：3号煤0.34%；9号煤0.71%；15号煤2.81%。原煤挥发分：3号煤14.01~21.52%；9号煤13.24~34.51%；15号煤11.49~23.70%。发热量分别为：3号煤26.72MJ/kg；9号煤22.15MJ/kg；15号煤25.44MJ/kg。1.3.3瓦斯、煤尘及煤自燃和地温1.瓦斯相对瓦斯涌出量6.69m3/t，绝对瓦斯涌出量为56.16.69m3/min，属高瓦斯矿井。2.煤尘爆炸性开元煤矿委托煤炭科学研究总院抚顺分院瓦斯实验室于2007年9月对可采煤层进行了测试，各煤层均无爆炸性。3.煤的自燃开元煤矿委托煤炭科学研究总院抚顺分院通风防灭火实验室于2007年9月对可采煤层进行了测试，各煤层为三类不易自燃。4.矿井地温本井田内地温正常，地温梯度1.46℃/100m。

2井田境界和储量2.1井田境界开元煤矿井田位于山西省寿阳县城西北14km处，地理坐标：东经112°59′24″——113°02′47″，北纬37°55′06″——37°58′35″，井田成长方形，南北长约5.5km，东西长约5km，面积27.5km2，如图2-1所示。四邻关系：西与寿阳县段王煤矿相接，南与阳煤集团新元矿井井田相接，东与寿阳县平舒乡小煤矿相邻。图2-1井田范围2.2井田勘探2.2.1井田勘探工作(1)原华北煤田地质勘探局大地队及148队，于1957年-1958年自盂县经寿阳至太原作过三等点45个和四等点65个，1958—1960年国家测绘局又布设由太原经寿阳至盂县一、二等网和部分军控点，精度均能满足相应等级精度要求。但是三、四等先于一、二等网施工，故一、二等网点未联测在三、四等网之内。从阳泉发展到太原，平面坐标位移达2-3m(2)改建工作于1978年9月至1979年10月由148队测量分队担任，主要是满足航控急需及煤炭资源开发之用，在国家一、二等点基础上布设三等网65点，四等点保持原来图形结构，只在个别处予以补充，总共点数为55个，新建6m钢标10座，其余均利用旧有觇标。标石分上、下两层，按1:1000、1:5000地形测量规范中有关标石规格制作，唯原军控点为一层柱石，因不宜更动，予以利用。在等级点稀少地区，又用5″小三角补充，埋一层混凝土柱石。坐标为1954年北京坐标系（中央子午线111°，六度带投影），高程为1956年黄海高程系。(3)控制精度按《国家三角测量和精密导线测量规范》进行作业。使用瑞士T3或T2经纬仪，水平角按全圆方向观测法（依仪器类型），Ⅲ等点观测9或12测回，Ⅳ等点观测6或9测回，天顶距按中丝法4测回观测，小三角用T2经纬仪水平角和天顶距各测3测回，其精度见表2—1。Ⅳ东5.48″2.05″±1.44〃±1.34〃97°38°6.572.280.030.030.04Ⅳ6.011.951.381.37125219.372.280.0250.020.034Ⅳ西6.923.162.061.4685349.241.890.030.020.04小三角1364.154.113.991.880.040.040.05小三角732.031.874.791.020.010.010.02小三角931.871.633.670.720.020.020.03表2-1精度表等级三角形闭合差测角中误差网之角度边长(km)最弱点位中误差(m)最大最小平差后菲莱罗最大最小最大最小mxmyms起算数据Ⅰ、Ⅱ等点抄自山西省测绘局，计算在西安市707部队利用DTS-18机（990点程序），用间接观测平差法解算，采用的是点松弛法，高程用逐次趋近法平差。(4)报告用1:5000地形图，系1978年民航二中队航空摄影，像片为23X23cm大像幅黑白像片，像片比例尺为1:18000，代号为7852航区。航测调绘于1979-1981年由我队测量分队按煤炭部航测大队制定的《1:5000-1:10000航测外业技术要求》作业的。内业成图于1982年由煤炭部航测大队采用微分法成图，三度带投影，中央子午线1140，基本等高距为5m。图式根据2.2.2钻孔测量工作本井田历经普查、普补、详查、精查勘探以及生产补钻，共施工钻孔46，总进尺13319.32m（表6-2）1、1960—1962年，坪头普查补充勘探由119队完成，1962年12月提交普查报告，山西省煤管局技委会于1963年9月10日（第03号）文审查批准，勘探面积120km2，批准储量1292.58Mt。黄丹沟煤矿属坪头普查区的一部分，井田内有普查孔6个，钻探进尺1482.42m，其中全取芯孔3个，无岩芯孔3个。钻探评级煤层17层，甲级12层，乙级2层，丙级2层，废12、1960年148队在河底一带进行精查勘探时，在本矿内施工钻孔7个，进尺2231.40m，其中全取芯孔2个，无岩芯孔5个。钻探见煤层8层，甲级3层，乙级1层，丙级3层，废1层；测井煤层28层，其中甲级3层，乙级21层，丙级3、1981—1985年，148队进行了寿阳矿区坪头勘探区详查，矿内施工钻孔6个，进尺2640.87m，均为煤系取芯孔。按1978年部颁《煤田地质勘探钻孔质量标准》验收评级，钻探甲级孔1个，乙级孔5个，测井全为甲级孔。钻探见可采煤层30层，其中甲级22层，乙级8层；测井评级煤层4、1985年，148队为黄丹沟煤矿进行了精查勘探，共施工钻孔15个，总进尺5192.73m，其中全取芯孔7个，煤系取芯孔3个，无岩芯孔5个。按1978年部颁《煤田地质勘探钻孔质量标准》验收，钻探甲级孔8个，乙级孔6个，丙级孔1个；测井甲级孔8个，乙级孔7个。钻探验收煤层48层，其中甲级32层，乙级12层，丙级4层；测井评级煤层82层，其中甲级78层，乙级4层，施工质量较好。本次勘探只绘制了一号井田5、1985年4月晋中煤田地质勘探队为黄丹沟煤矿施工生产补充钻探，井田内施工1个孔，编号为黄生-1号孔，进108.576、1995年7月，148队为原一号井田旧井采区施工补充勘探孔1个，进尺235.54m，煤系地层取芯。经验收，钻探、测井质量均为甲级，钻探验收煤层4层、2层优质，2层合格；测井验收煤层4层，全为优质层，资料可靠。并于1995年7、1997年，148队受黄丹沟矿委托，通过收集以往的勘查资料，结合矿井地质调查和井下煤层厚度控制点的测量以及取样化验，经过比较充分综合整理、研究，提交了《山西省寿阳县黄丹沟煤矿矿井地质报告》。该报告于1998年6月该报告是编制本报告的主要基础资料。8、2002年1月起，阳煤集团地质测量处为黄丹沟煤矿进行了生产补充勘探，截止6月底共完成补钻4个，总进尺1427.79m，全部为取芯孔，特级孔2个，甲级孔2个；钻探见可采煤层17层，其中优质11层，合格9、2004年5月，阳煤集团地质处再次对黄丹沟井田东北翼15号煤合并区进行补充勘探，共布设钻孔6个，全部施工完毕总进尺914.14m，该孔全部为取芯孔，钻孔等级为特级，其中，k-8揭露的15号煤层，k-9揭露的15号和15下号煤层，均为可采煤层。其余钻孔15号煤层均为不可采煤层。K-8、K-9

表2-2钻探工程量一览表孔数（个）进尺(m)全取半取不取合计取芯不取芯合计坪头普查补充119队1960～1962年336770.89711.531484.2河底精查148队1960年257576.811654.592231.40坪头详查148队1981～1985年661228.841412.032640.87黄丹沟精查148队1985年735152526.672666.065192.73生产补钻晋中勘探队1985年11108.57108.57采区补钻148队1995年11105.10130.44235.54生产补钻阳煤集团地测处2002年441427．791427.79生产补钻阳煤集团地测处2004年66948.14948.14合计231013467692.816574.6514267.462.3矿井各类储量的计算2.3.1矿井地质资源储量的计算井田范围内的地质资源储量是矿井设计的基本依据。用分组的方法来计算3号和9号的地质资源储量。分组计算的原则为倾角相差不大。根据井田地质等高线图结合分组计算原则，把井田共划分为若干个组。煤炭地质资源储量计算公式一般为：Zg=S×M×γ/COSα(2.1)其中：Zg——矿井的地质资源储量，Mt；S——井田水平面积，km2；M——煤层的厚度，m；γ——煤的容重，t/m3；α——煤层倾角，°。计算见表2-3和表2-4所示。表2-33#煤层地质资源储量计算分块分块倾角(°)实际面积(m2）分块煤层平均厚度(m)分块储量(Mt)A-18.661570687.043.57.92A-26.21337884.693.81.85A-35.57515448.822.92.15A-42.51971154.862.53.50A-59.371516424.072.75.90A-614.85371443.4731.60A-75.57681763.413.33.24A-810.42138264.072.60.52A-92.34216405.242.60.81A-1011.422618457.553.111.69A-119.6734616.743.53.70A-1224.04192483.532.50.69A-1314.43945257.872.63.54A-145.87194032.62.69A-159.551347172.463.26.21A-161.18553129.5932.39A-176.37132006.522.80.53A-184.07940512.373.14.20A-193.652608445.013.212.02A-202.75358912.733.11.60A-2161229281.423.25.66A-223.771449455.923.26.68A-232.162260169.042.99.44B-13.361786087.92.97.46B-22.18678124.52.82.73B-315.3576783.0630.33B-44.071626265.732.86.56C-115.63289001.543.31.37C-25.6371640.913.21.71C-39.8154108.593.10.69C-402921203.21.35C-55.09535840.513.32.55小计28218752.16123.28注：3号煤层的容重为1.44t/m3，平均厚度为3.03m表2-49#煤层地质资源储量计算分块分块倾角(°)实际面积(m2)分块煤层平均厚度(m)分块储量(Mt)A-16.32891580.843.905.08A-27.51079338.714.006.30A-39.46901696.053.604.74A-413.872184667.384.0012.76A-515.671572710.564.7010.79A-68.912301056.634.6015.45A-72.9274093.175.402.16A-83.812719058.24.5017.86A-92.55895998.633.704.84A-104.071369193.794.008.00A-115.811454358.785.3011.25A-122.65784933.645.205.96A-135.082047584.15.2015.55A-142.351023177.475.107.62B-14.321011070.874.606.79B-28.291105427.44.006.46B-315.3576783.063.500.39B-44.071626265.734.109.73C-111.41387763.453.802.15C-25.99390841.333.902.23C-33.331127230.844.607.57C-402921204.501.92小计25516950.63165.60注：9号煤层的容重为1.46t/m3，平均厚度为4.26m由于15#煤层非本次新建矿井设计前期的主要可采煤层,在这里只做比较粗略的储量估算:表2-515#煤层地质资源储量估算分块分块倾角(°)实际面积(m2)分块煤层平均厚度(m)分块储量(Mt)A7.519499447.953.93109.58B7.92116498.273.9311.89C6.4778604.783.934.38小计22394551125.85注：15号煤层的容重为1.43t/m3，平均厚度为3.93m由上述表格的数据可得：3号煤层矿井的地质资源/储量=123.28Mt9号煤层矿井的地质资源/储量=165.60Mt15号煤层矿井的地质资源/储量=125.85Mt整个井田范围矿井的地质资源/储量Zd=414.73Mt按照《煤炭矿井工业设计规范》规定矿井地质资源储量的分类如下：矿井工业资源／储量按下式计算：矿井工业资源／储量＝111b＋122b＋2M11＋2M22＋333k控制的资源量332地质资源量333k推断的资源量333工业资源控制的资源量332地质资源量333k推断的资源量333工业资源/储量探明的资源量331边际经济的基础储量2M11经济的基础储量111b次边际经济的资源量2S11边际经济的基础储量2M22经济的基础储量122b次边际经济的资源量2S222.3.2矿井的工业资源/储量计算Z工业=331+332+333×0.93号煤层矿井的工业资源/储量=122.05Mt9号煤层矿井的工业资源/储量=163.94Mt15号煤层矿井的工业资源/储量=124.59Mt整个井田范围矿井的工业资源/储量Zg=410.58Mt2.3.3矿井设计资源/储量（1）矿井永久保护煤柱损失量①井田边界保护煤柱边界保护煤柱可按下列公式计算：Z边界=L×b×M×γ(2-2)式中：Z边界——边界保护煤柱损失量，t；L——边界长度； b——边界宽度，边界煤柱每侧留设30M——煤层厚度；γ——煤的容重。则井田的边界保护煤柱为：3号煤层的平均厚度为3.03m，容重为1.44t/m3；本煤层的边界长20.0km。Z9=20.0×103×30×3.03×1.44=2.62Mt9号煤层的平均厚度为4.26m，容重为1.46t/m3；本煤层的边界长20.0Z9=20.0×103×30×4.26×1.46=3.73Mt15号煤层的平均厚度为3.93m，容重为1.43t/m3，边界长21.0km。Z15=21.0×103×30×3.93×1.43=3.54Mt则边界煤柱损失为Z边界=2.62+3.73+3.54=9.89Mt②断层保护煤柱断层保护煤柱可按下列公式计算：Z断层=L×b×M×γ(2-3)式中：Z断层——断层煤柱损失量，t；L——断层长度，1.9km； b——煤柱宽度，断层煤柱每侧留设30M——煤层厚度，m；γ——煤的容重，t/m3。则井田的断层保护煤柱为：Z3=1.9×103×30×2×3.03×1.44=0.50MtZ9=1.9×103×30×2×4.26×1.46=0.71MtZ15=1.9×103×30×2×3.93×1.43=0.64Mt则断层煤柱损失为Z断层=0.50+0.71+0.64=1.85Mt（2）煤层矿井设计资源/储量Z设计=Z工业-Z边界-Z断层3号煤层矿井设计资源/储量=122.05-2.62-0.50=118.93Mt9号煤层矿井设计资源/储量=163.94-3.73-0.71=159.50Mt15号煤层矿井设计资源/储量=124.59-3.54-0.64=120.41Mt整个井田范围的矿井设计资源/储量Zs=398.84Mt2.3.4煤层矿井设计可采资源/储量（1）煤柱损失1）工业广场永久煤柱根据《煤炭工业设计规范》有关条文，不同井型与其对应的工业广场面积见表2-3-1。由表2-5可知，并结合本设计井型（4.0Mt/a），应该是40公顷，即0.4km2。但是考虑到近些年来建筑技术的提高，建筑物不断向空间发展，所以，工业广场的面积都由缩小的趋势。本设计取0.75的系数，则工业广场的面积为0.3km2。长轴定为600m，短轴定为500m。采用垂直剖面法计算工业广场的压煤损失，围护带的宽度取20m表2-5工业广场占地面积表井型/Mt·a-1占地面积/公顷（Mt）-1≥2.4101.2～1.8120.45～0.9150.9～0.318由于工业广场布置在3#和9#煤层露头处，对于两煤层无工业广场煤柱损失，只考虑对15#煤层留设工业广场永久煤柱。表2-6岩层移动角煤层名称广场中心深度/m煤层倾角/(°)煤层厚度/m冲击层厚度/m冲击层移动角ф/(°)走向移动角δ/(°)上山移动角γ/(°)下山移动角β/(°)15507.51.84045727553图2-2工业广场保护煤柱由此根据上述以知条件，画出如图2-2所示的工业广场保护煤柱的尺寸由图可得出保护煤柱的尺寸为：S=梯形面积=（上宽+下宽）×高/（2×COSα）（2-4）则：S15=（661+673）×726/（2×COS7.5°）=487770㎡则：工业广场的煤柱量为：Z=S×M×γ（2-5）式中：Z——工业广场煤柱量，t；S——工业广场压煤面积，㎡；M——煤层厚度，m；γ——煤的容重，t/m3。则：Z15=487770×3.93×1.43=2721436t所以：Z工广=2.72Mt（2）矿井的可采储量1）矿井的可采储量按下式计算：（2-6）式中：Zk——矿井的设计可采资源/储量；MtZg——矿井的设计资源/储量，410.58Mt；P——保护工业场地、井筒留设的永久煤柱损失量，4.03Mt；C——采区采出率，厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.80，薄煤层不低于0.85，本矿取0.80。则：Zk=（410.58-2.72）×0.80=326.29Mt矿井储量汇总表见表2-7：表2-7矿井储量汇总煤层地质储量（Mt）工业储量（Mt）永久煤柱损失（Mt）矿井设计储量（Mt）3123.28122.053.12118.939165.60163.944.44159.5015125.85124.596.90120.41总计414.73410.5814.46398.843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《煤炭工业矿井设计规范》GB50215-2005中2-23条规定，矿井设计生产能力宜按年工作日330d计算，每天净提升时间宜为16小时。矿井工作制度“三八制”作业，两班生产，一班检修。3.2矿井设计能力及服务年限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、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。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确定矿井设计生产能力对矿井设计生产能力提出了2.4Mt/a、3.0Mt/a、4.0Mt/a和5.0Mt/a四个方案。经分析比较论证，确定设计生产能力为4.0Mt/a。其理由如下：1）井田内煤层生产能力不是太大，但是储量不是太小，其可采储量为398.84Mt。主要集中在3号和9号煤层，全井田可采。故井田有建设4.0Mt/a的条件；2）井田内地质构造及水文地质条件简单。主要断层仅有1条。属于高瓦斯矿井，且煤层没有自燃发火倾向性。故井田有建4.0t/a的条件；3）具有良好的外运条件。307国道从井田中部通过，太（原）-旧（关）高速公路从井田南部通过，交通十分方便；4）井田内煤质好，煤炭用户落实，因此市场有保障；5）矿井有较合理的服务年限。井型确定为2.4Mt/a时，服务年限为166.20a，服务年限过长；井型确定为3.0Mt/a时，服务年限为132.95a服务年限仍然过长过长;井型确定为4.0Mt/a时，服务年限为76.7a，满足设计要求；而井型确定为5.0Mt/a时，服务年限为61.36a，但是考虑到井田面积过小，不符合国家的相关规定，故不采用该方案；6）近十年以来，我国煤矿已有很多大型矿井投产。因此生产管理经验方面比较成熟。经上述分析论证，矿井总体设计确定井型为4.0Mt/a是较合理的。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应，我国各类井型的矿井和第一水平的设计服务年限如表3-1所示。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/Mt·a-1矿井设计服务年限/a第一开采水平服务年限/a煤层倾角煤层倾角煤层倾角<25°25°～45°>45°6及以上7035——3～56030——1.2～2.4502520150.45～0.9402015150.9～0.3各省自定———矿井可采储量Zk、设计生产能力A、矿井服务年限T三者之间的关系为：T=Zk/(A×K)（3.1）式中：Zk——矿井设计可采储量，398.84Mt；A——设计生产能力，4.0Mt/a；T——矿井服务年限，a。K——矿井储量备用系数，取1.3；确定井型时需要考虑备用系数的原因是，矿井各生产环节有一定的储备能力，矿井投产后，产量迅速提高；局部地质条件变化，使储量减少；有的矿井由于技术原因，使采出率降低，从而减少了储量。则矿井服务年限为：T=398.84/（4.0×1.3）=76.7a矿井第一采区可采储量Zk1、设计生产能力A、矿井第一采区服务年限T1三者之间的关系为：T1=Zk1/(A×K)（3.2）式中：Zk1——矿井前期可采储量包括全部的3＃、9＃煤层，278.43Mt；A——设计生产能力，4.0Mt/a；K——矿井储量备用系数，取1.3；T1——矿井服务年限，a。则首采区服务年限为：T=278.43/（4.0×1.3）=53.56a因此矿井服务年限符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。3.2.4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有3、9号两个主采煤层可采，总煤厚7.29m，为中厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。煤层倾角平均7.5°，地质条件简单，可以在每个煤层中布置一个综采工作面。(2）辅助生产环节的能力校核矿井设计为特大型矿井，开拓方式为斜井单水平开拓采用采区方式开采。主斜硐采用钢丝绳芯胶带运输机运输煤炭，工作面生产的原煤经顺槽胶带输送机运达运输大巷，再运输大巷胶带输送机运达井底，井底不设置煤仓，直接经主斜井钢丝绳芯胶带运输机运输至地面，运输能力大，自动化程度高；副斜硐采用无轨胶轮车运输人员和材料。运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。大巷辅助运输及顺槽辅助运输采用无轨胶轮车运输，运输能力大，调度方便灵活。3）通风安全条件的校核本矿井为高瓦斯矿井，瓦斯涌出量低，但煤尘无爆炸危险，各煤层均为三类不易自燃煤层。矿井投产前期采用中央并列式通风，后期采用两翼对角式通风。辅助运输大巷进风，煤炭运输大巷回风，工作面采用后退式U型通风，通过第九章的通风设计知可以满足通风需要。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）确定矿井开采程序，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。平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，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小，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。本矿井煤层倾角平均为7.5°，为缓倾斜煤层；表土层薄，无流沙层；水文地质情况比较简单，涌水量小；井筒不需要特殊施工，可采用斜井开拓或立井开拓。经后面方案比较确定井筒形式为斜井。(2）井筒位置的确定井筒位置的确定原则：①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；②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；③井田两翼储量基本平衡；④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；⑤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；⑥工业广场宜少占耕地，少压煤；⑦距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。经后面方案比较确定主、副井筒位置在井田中央（具体见开拓图）。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，即井田北部。工业场地的形状和面积：根据工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为0.3km2，形状为矩形，长边垂直于井田走向，长为600m,宽为500m。4.1.3开采水平的确定及采区的划分(1）开采水平的确定井田主采煤层是3#和9#煤层，煤层平均倾角是7.5°，自煤层720m等高线以北煤层平均倾角为10°，以南煤层倾角平均为5°，且南北两部分煤层的倾角变化都很平缓。因此根据这种地质条件和煤层特征，本设计将整个井田归为一个水平，采用下山开采的方式进行生产。(2）采区划分采区划分的原则：①采区走向长度或倾斜长度应根据每层地质条件、机械化水平、集中化生产的要求、开拓及采准巷道布置综合考虑（综合机械化一翼不小于1000～2000m高等普采不小于500～1000m）；②初期投产和达产的采区应尽量靠近主、副井，以求尽量缩短工期和降低投资；③开发多煤层的井田，对近距离的煤层经比较可布置联合采区；④全井田和第一水平采区划分时，要和采区接替统一考虑；⑤在煤层倾角<12°，条件适宜时，可采用倾斜长壁布置。本井田3#和9#煤层相距50.95m可采用联合布置，根据水平划分方案，结合采区划分原则可将整个井田划分为南北两个大采区，其中北部采区定为首采区，采用下山开采的准备方式。4.1.4矿井开拓延伸方案及阶段划分(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：立井两水平开拓主、副井井筒均为立井，布置于井田中央，第一水平布置在800m标高处，第二水平布置在610m标高处，两个水平均采用上山开采。如图4-1所示。方案二：斜井两水平开拓。主、副井井筒均为倾角10°的斜井，布置于井田中央，第一水平布置在720m标高处，第二水平布置在610m标高处，两个水平均采用下山开采。如图4-2所示。方案三：立井单水平上下山开拓采用立井开拓，将井底车场布置于720m标高处，采用上下山分别开采上下两个采区。如图4-3所示。方案四：斜井单水平上下山开拓。采用斜井开拓，将井底车场布置于720m标高处，采用上下山分别开采上下两个采区。如图4-4所示。图4-1方案一、立井两水平开拓图4-2方案二、斜井两水平开拓图4-3方案三、立井单水平上下山开拓图4-4方案四、斜井单水平下山开拓2）技术比较方案一、二区别在于是采用立井还是斜井开拓，还有各个方案对应产生的井底车场、石门的不同。两方案的生产系统均较可靠。两方案对比：方案一需开立井井筒（490×2m），阶段石门（2500m