王庄煤矿1.8Mt-a新井建设-急倾斜煤层工作面三带分布特征分析

本科生毕业设计学院：矿业工程学院专业：采矿工程设计题目：王庄煤矿1.8Mt/a新井建设专题：急倾斜煤层工作面三带分布特征分析毕业设计题目：王庄煤矿1.8Mt/a新井建设毕业设计专题题目：急倾斜煤层工作面三带分布特征分析毕业设计主要内容和要求：院长签字：指导教师签字：

大学毕业设计指导教师评阅书指导教师评语（①基础理论及基本技能的掌握；②独立解决实际问题的能力；③研究内容的理论依据和技术方法；④取得的主要成果及创新点；⑤工作态度及工作量；⑥总体评价及建议成绩；⑦存在问题；⑧是否同意答辩等）：成绩：指导教师签字：年月日

大学毕业设计评阅教师评阅书评阅教师评语（①选题的意义；②基础理论及基本技能的掌握；③综合运用所学知识解决实际问题的能力；③工作量的大小；④取得的主要成果及创新点；⑤写作的规范程度；⑥总体评价及建议成绩；⑦存在问题；⑧是否同意答辩等）：成绩：评阅教师签字：年月日

大学毕业设计答辩及综合成绩答辩情况提出问题回答问题答辩委员会评语及建议成绩：答辩委员会主任签字：年月日学院领导小组综合评定成绩：学院领导小组负责人：年月日摘要本设计包括三部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为王庄煤矿1.8Mt/a新井设计。王庄煤矿位于山西省长治市郊区故县，距市中心30公里，交通便利。井田走向（南北）长约11.0km，倾向（东西）长约4.5km，总面积为49.3km2。主采煤层为3#煤层，煤层倾角为2~5°，平均厚度为4.0m。井田地质条件较为简单。井田工业储量为25714万t，可采储量为18640万t。矿井设计生产能力为1.8Mt/a。矿井服务年限为79.7a，涌水量不大，矿井正常涌水量为144m3/h，最大涌水量292m3/h。矿井瓦斯相对涌出量为1.23m3／t，绝对涌出量为4.22m3／min，为低瓦斯矿井。矿井开拓方式为立井单水平上下山开拓。采用胶带输送机运煤，采用矿车进行辅助运输。矿井通风方式为中央并列式通风。矿井年工作日为330d，工作制度为“三八制”。一般部分共包括10章：1、矿区概述与井田地质特征；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；10、设计矿井基本技术经济指标。专题部分题目是急倾斜煤层工作面三带分布特征分析，主要是研究了急倾斜煤层顶板破坏与维护，以及急倾斜煤层条件下的采煤方法。翻译部分主要内容是关于压力和温度波动对近红外在煤矿井下测量瓦斯的影响的研究，英文题目是：Effectsofpressureandtemperaturefluctuationsonnear-infraredmeasurementsofmethaneinundergroundcoalmines关键词：王庄煤矿;立井；单水平；采区；中央并列式通风ABSTRACTThisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,thespecialsubjectpartandthetranslationpart.ThegeneralpartisanewdesignforWangzhuangmine.WangzhuangmineislocatedinChangzhiinShanxiprovince.Itisveryconvenienttogettothemineintermsofbothhighwayandrailway.Thelengthofthecoalfieldis11.0km,thewidthisabout4.5kmˈandthetotalareais49.3km2.Thethirdarethemaincoalseam,anditsdipangleis2~5degree.Thethicknessofthemineisabout4.0minall.Thegeologicstructureofthiscoalfieldissimple.Therecoverablereservesofthecoalfieldare257.14milliontons,andtheminablereservesare186.40milliontons.Thedesignedproductivecapacityis1.8milliontonspercentyear,andtheservicelifeofthemineis79.7years.Thenormalflowofthemineis144m3perhourandthemaxflowofthemineis292m3perhour.Therelativeminegasgushis1.23m3/tandtheabsolutegushis4.22m3/min,soitisalowgasmine.Themineisasinglelevelintwoshaftstodevelop.TecentrallanewayusesBeltConveyortotransitcoal,andtrolleywagonsareusedforaccessorialtransportationintheroadway.Theventilationmodeofthismineiscenterjuxtaposeform.The“three-eight”workingsystemisusedintheWangzhuangmine.Itproducesfor330daysayear.Thisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofpanels;6.Themethodusedincoalmining;7.Undergroundtransportationofthemine;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnormsofthedesignedmine.ThetopicofspecialsubjectpartsisTheAnalysisofDistributioncharacteristicsofthreeareasofSteepSeamFace.Itmainlystudythedestructionofsteepseamroofandsteepseamminingmethod.Translationpartisabouteffectsofpressureandtemperatureonmeasurementsofmethaneinundergroundcoalmines.TheEnglishtitleis“Effectsofpressureandtemperaturefluctuationsonnear-infraredmeasurementsofmethaneinundergroundcoalmines”.Keywords:Wangzhuangcoalmine;Shaft;Singlelevel;Panel;Centerjuxtaposeventilation目录TOC\o"1-2"\h\z\u一般设计部分1矿区概述与井田地质特征 页1矿区概述与井田地质特征1.1矿区概述1.1.1地理位置王庄煤矿位于山西省长治市郊区故县，距市中心30公里，其地理坐标为：东经112°58′25″～113°03′21″，北纬36°14′04″～36°24′35″。北距太原市230公里，南到焦作市220公里，东距邯郸市183公里。地处潞安矿区的东南部，跨长治市郊区和屯留县两个行政区。1.1.2地形、地貌王庄矿地处上党盆地西北部，属高原内部断陷堆积盆地。盆地北部黄土冲沟发育，局部有基岩出露，南部为山前斜坡地带，区内地势起伏不平，均被较厚的第四系黄土所覆盖，井田北部较高，南部较低，最大标高1024.7m，位于王－1与王－2钻孔之间的寒山煤矿附近；最小标高898m，位于扩区东部边界一带，最大相对高差为127m左右。1.1.3交通条件208国道由北向南穿越井田，东距王庄矿工业广场约6公里，309国道横贯矿区。王庄矿铁路专用线至长治北站14公里，与太（原）焦（作）及长（治）邯（郸）铁路相接，通往全国各地。区内各村镇均有公路相通。交通极为方便。如图1-1。图1-1矿井交通位置图1.1.4矿区周围环境资源（1）老窑采空区：目前，王庄井田范围内共有小煤矿17座，均为地下开采，大多数小煤矿井口标高都高于当地最高洪水位线，井田内小矿均有独立的通风系统，目前对王庄矿影响不大，小煤矿均处于停采状态。（2）矿区建设资源：矿区东面为长治钢铁公司，王庄煤矿与长治钢铁公司两大企业组成本区一片规模较大的煤铁工业区，与之配套的各种服务行业也比较发达。（3）矿区电力来源：工业广场35KV变电所两回电源线路为LGJ-185/3.1km,由崔蒙35KV变电所332、337转送至工业广场35KV变电所的高压开关351、352送至两段35KV母线,经353、354送至两台SFZ9-10000KVA主变，降压为6KV后,由640、631两回路配出，分两段母线运行,供矿井提升、运输、洗煤等生产系统用电。1.1.5矿区气候条件（1）气温：井田地处黄土高原，区域气候属暖温带半干旱大陆性气候区，年温差和日温差变化较大，夏季午间较热，晚间较凉。年平均最低气温7.8℃，年平均最高气温为9.7℃，19年平均气温为9.15℃。（2）冰冻：冰冻期是每年10月至次年的4月，最大冻土深度为75cm。（3）降水：井田内，蒸发量为降水量的3倍多。年最高蒸发量1996.3mm，年最低蒸发量为14938mm，20年平均蒸发量为1731.84mm。年最高降水量为917.00mm，年最低降水量为311.8mm，年平均降水量为558.8mm。（4）风况：夏季多为东南风，冬季为西北风。年平均风速为2.48m／s。最大风速为14~16m／s。1.1.6水文情况王庄井田河流较少，水系为浊漳河支流，在矿区中部有一条故县小河和一条积石小河，流经井田塌陷区，属季节性河流，只有雨季才有流水。绛河流经王庄井田南部，在王庄扩区，除绛河以外，仅有少量干沟发育，绛河于崔邵村附近进入王庄扩区，自西向东流入王庄井田东南部的漳泽水库，该水库的库容约为1.995×109m3，现蓄水量为1.4×109m3。1.2井田地质特征1.2.1井田地形王庄矿地处上党盆地西北部，属高原内部断陷堆积盆地。盆地北部黄土冲沟发育，局部有基岩出露，南部为山前斜坡地带，区内地势起伏不平，均被较厚的第四系黄土所覆盖，井田北部较高，南部较低，最大标高1024.7m，位于王－1与王－2钻孔之间的寒山煤矿附近；最小标高898m，位于扩区东部边界一带，最大相对高差为127m左右。1.2.2井田煤系地层本井田主要含煤地层为二迭系下统山西组地层（P1S）和石炭系上统太原组（C3t）。（1）二叠系下统山西组（P1S）：地层厚24.0－200.0米。平均厚87.0米，含煤1－4层。单孔煤层总厚3.66－6.53米，平均厚4.66米，含煤系数5.4%。其中3号煤层为全区稳定可采煤层，其余煤层为局部发育，不稳定，不可采煤层。（2）石炭系上统太原组（C3t）：地层厚13.0－151.86米。平均厚99.13米，含煤7－15层，一般13层。单孔煤层总厚2.4~5.8米，平均厚4.24米，含煤系数4.3％。其中15－2、15－3号煤层为较稳定、全区可采煤层，9＃、10＃、13＃、15－1＃为大部或局部可采煤层，其余煤层均为不可采煤层。图1-2主采煤层综合柱状图1.2.3井田地质构造王庄井田位于潞安矿区的中部东缘，处于文王山南断层与刘家畛断层之间。总体走向为南北向，倾向东西的单斜构造，地层倾角一般在2°～６°，最大倾角达8°。（1）褶曲：井田中褶曲宽缓，在井田北部和中部，褶曲大致沿东西向展布，在井田南部，以宽缓的背向斜为主，区内构造线方向近南北向。大多数褶曲的两翼地层倾角较平缓，发育的规模也不尽相同，有的褶曲延伸长，有的延伸短。（2）断层：井田内断层主要为故县断层、刘家畛断层。这些断层在井田内均延伸较长，甚至贯穿整个井田东西区域，而且在井田内呈一定间隔分布，对井田内的断裂构造起着主导作用。其产状见表故县正断层：位于井田的中北部，断层的走向变化较大，在N70°～95W°间变化，倾角70°～80°，断层的倾向随走向由NNE变为NNW，断层的落差H=20～48m，断层穿越井田的东、西边界，向西延伸至常村井田内。在西边界处，据王-89孔，该孔发现两条断层，落差分别为17m和21m，倾向相同，应是断层发生分叉现象。王-9号孔见到了该断层的破碎带，在孔深44m以下，岩石倾角突然变大，砂岩及泥岩碎快紊乱出现，破碎带厚约5m，王-9号孔附近断层落差44m，断层面倾角70°。王-33号孔打到了断层上，钻孔穿过上盘地层，在孔深164.52m遇破碎带，破碎带中见有泥岩和顶板岩石碎块，过破碎带，在孔深171.0m见下盘3#煤，见煤已到煤层中部，故煤厚4.25m。该断层的推断依据还有王-44孔、西风井、北大巷、常-39孔、常-40、常-22孔以及2012号孔。断层向东部井田外延伸呈逐渐尖灭迹象，在王庄井田内共延伸4000余米。刘家畛断层：位于井田的中南部，贯穿井田的东西边界，断层是在精查勘探阶段查明的，断层的走向58°，倾向148°，断层的落差H=20-50m，倾角75°，在井田内延伸长度为3700m。（3）陷落柱：王庄井田内基本无陷落柱。（4）河流冲刷带：王庄井田内基本无同沉积河流冲刷带表1-1断层特征表走向倾向倾角落差长度故县断层N70°～95W°NNE变为NNW70°～80°20～48m4000m刘家畛断层N58°ENW148°75°50m37001.2.4井田水文地质特征 （1）含水岩层：井田内水文地质条件简单，矿井主要含水层为Ⅶ号、Ⅷ号老顶砂岩含水层。井田中部，南北被故县断层所隔，东部有浊漳河直接补给，补给量较大，属水文地质中等类型。矿区地下水主要是中奥陶统碳酸盐裂隙岩溶水和第四系冲洪积层孔隙水。石炭二叠系基岩风化带及砂岩裂隙含水层等具有贮水条件的地下水。基岩含水层主要有：二叠系基岩风化带，基岩风化带，砂岩裂隙含水层及石炭系灰岩岩溶裂隙含水层。基岩风化带因受地质构造，岩性，埋藏深度，季节性补给条件等诸多因素的制约，其富水程度差异较大，单位涌水量为0.00497~1.673L/s·m。一般时间属弱富水程度，在雨季补给期补给条件好的情况下可达强富水程度。砂岩裂隙含水层可以K8砂岩作为代表（即8号含水层）实验9值，0.003——0.814L/s·m。K7砂岩与3号煤顶板砂岩一般含水性较弱，试验9值为0.00084—0.436L/s·m。太原组K2—K5灰岩含水层，除K2灰岩外，其余各层均含水极弱或不含水，K2灰岩实验Q值0.00046—0.351L/s·m奥陶系中统峰峰组与上马家沟组灰岩岩溶裂隙含水层，为本区主要含水层，岩层总厚400—600米，富水性强，随盖层的增厚其富水性也发生相应变化，实验Q值0.083—52L/s·m。（2）充水因素分析：3号煤层回采破坏顶板后，其导水裂隙带高度为70~80米，而3号煤层顶板距Ⅶ号含水层5米，距VIII号含水层53.45米。故影响3号煤层开采的主要充水因素为Ⅶ、VIII号含水层的顺水导水裂隙全部或部分涌入工作面，对生产有一定的影响。井田中部，故县与刘家畛断层之间，地表水发育，含水层有充足的补给，补给量大。加之该区段东南部3号煤层上覆基岩较薄，预计导水裂隙带能达到第四纪冲积层内，对煤层开采有很大影响，水文地质条件相对复杂。（3）涌水量：矿井最大涌水量292m3/h，正常涌水量为144m3/h。1.3煤层特征1.3.1煤层埋藏条件井田内可采及局部可采煤层有6层（3#,8-2#，9#,15-1#,15-2#，15-3#）,煤层总厚度8.7m。3#煤层：为本井田主采煤层。煤层走向近南北，倾向东西，倾角2~5°,属近水平煤层。厚3.58~4.52m，平均厚度4.0m，煤层厚度变异系数γ＝2.73％。其可采指数Km＝0.96，故该煤层属稳定煤层。煤层无露头与风化带。9#煤层，在扩区编号为8-2#煤层（114队编号），最小厚度为0.06m，最大厚度2.05m，平均厚度0.68m。局部可采。该煤层的可采性指数Km=0.32，煤层厚度变异系数γ=48.85%。由于主要指标Km<0.6,辅助指标35%<γ<55%，评价其煤层稳定性为“不稳定煤层”到“极不稳定煤层”。10#煤层，在扩区编号为9#煤层（114队编号），该煤层分布较广，最小厚度0.10m，最大厚度2.85m，平均厚度0.81m。该煤层局部可采。该煤层的可采性指数Km=0.43，煤层厚度变异系数γ=67.54%。由于主要指标Km<0.6，且辅助指标γ>55%，故评价其煤层稳定性为“极不稳定煤层”。15－1#煤层，旧称３#煤，本地俗称“二节煤”，上距K1底板6.86m，据173个钻孔统计，煤层厚度0.19～2.30m，平均厚度0.82m，在潞安矿区为主要可采煤层之一，含夹矸，该煤层在井田北部分布较多，在井田中部，部分地区呈东西向条带被河流冲刷破坏了煤层的完整性，多呈零星分布，在扩区，大部分地区均无该层煤。15-2#煤层，旧称2#煤，本地俗称“底节煤”，上距15-1煤1.74m，下距15-3#煤层底板2.86m，一般不含夹矸，偶见0.2～0.4m厚的夹矸，煤层厚度0.04～2.10m，平均厚度0.63m，煤层的顶底板均为泥岩或砂质泥岩，局部为粉砂岩或炭质泥岩。15-3#煤层，旧称1#煤，本地俗称“四节煤”，位于太原组底部，上距15-2#煤1.3m左右，厚度变化在0.20～4.58m，平均厚度1.72m，煤层结构较复杂，有1-3层泥岩或炭质泥岩夹矸，局部夹矸较厚。煤层顶底板为泥岩、炭质泥岩。煤层层位全局稳定，大部可采，冲刷带仅限于南部，从厚度变化来看，从南向北煤厚逐渐变小，中南部略有变薄趋势。表1-2可采煤层特征表3号9号10号15-1号15-2号15-3号煤厚/m最小~最大平均3.58~4.524.030.06~2.050.680.1~2.850.810.19~2.30.820.04~2.10.630.2~4.581.72间距/m1.741.3容重/t/m31.301.321.321.321.321.32顶底板岩性顶底板均为中粒砂岩、细粒砂岩、砂质泥岩、泥岩。顶板还有粉砂岩顶底板均为泥岩或砂质泥岩，局部为粉砂岩或炭质泥岩顶底板为泥岩、炭质泥岩变异系数2.73％48.85%67.54%稳定性稳定不稳定到极不稳定极不稳定煤层极不稳定极不稳定全局稳定1.3.2煤层围岩性质本采区的老顶、直接顶、老底、直接底从东北至西南项厚度上有变薄趋势。老顶从东北到西南向由中砂岩相变为细砂岩、粉砂岩、局部为砂质泥岩；直接顶多为粉砂岩，局部为泥岩、砂质泥岩；直接底多为泥岩，南部、东部部分地区为砂岩，老底多为中、细粒砂岩。中部南部相变为泥岩、砂质泥岩。老顶：位于直接顶之上，其岩性为灰白色石英长石砂岩，块状，厚层，分选性，磨园性中等。钙质胶结，坚硬致密，分层厚度大且不稳定，范围从5.94～18.58m，平均厚度11.50m。直接顶：位于煤层和伪顶之上，为灰黑色泥岩或砂质泥岩，含植物化石碎片，层理较发育。层厚不稳定，变化大，变化范围0～12.65m，平均4.93m。伪顶：直接位于煤层之上，为黑色泥岩或炭质泥岩，厚度极不稳定，硬度低，完整性差，含有丰富的植物化石碎片，一般随生产进行随采随落。煤层底板：位于煤层之下，多数为直接底或老底，部份孔内见有伪底。岩性以黑色泥岩，砂质泥岩，灰白色细砂岩及粉砂岩，岩石致密性脆，硬度中等，含植物化石碎片及煤屑。1.3.3煤质特征3#煤层，属贫瘦煤，原煤灰分10.78～26.37%，平均15.17%,挥发分13.27～18.64%，平均15.87%,原煤硫分0.18～1.03%，平均0.34%,原煤分析基弹筒发热量27.579～30.9929MJ／kg，平均29.176MJ／kg。精煤挥发分（52）11.91～16.80%，平均13.99%。精煤发热量(18)27.69～33.49MJ／kg，平均30.58MJ／kg很稳定。15-1#煤层，原煤水分0.06～2.56％，平均0.85％，精煤水分0.31～1.30％，平均0.84％，原煤灰分13.02～42.83％，平均24.21％，精煤灰分8.25～19.25％，平均12.49％，原煤挥发分11.64～21.81，平均15.47％，精煤挥发分10.50～16.12％，平均13.61％，原煤硫分1.06～4.25％，平均2.37％，原煤干燥基高位发热量为21.58～36.56MJ／kg，平均34.97MJ／kg。15-2#煤层，原煤水份0.46～3.65％，平均1.11％，精煤水份0.32～1.46％，平均0.78％，原煤灰分18.00～34.48％，平均27.42％，精煤灰分多在7.18～16.07％，，平均11.16％，原煤挥发分13.10～22.01，平均17.77％，精煤挥发分10.67～15.42％，平均13.20％，原煤硫分1.06～4.94％，平均2.73％。精煤硫分0.93～7.13％，平均3.09％。15-3#煤层，原煤水分0.11～1.85％，平均0.85％,变化很小，精煤水分0.07～1.85％，平均0.84％，很稳定，原煤灰分11.38～82.99％，平均24.38％，精煤灰分4.95～17.62％，平均9.21％，原煤挥发分11.14～18.18％，平均15.20％，精煤挥发分9.97～18.18％，平均12.47％，原煤硫分0.44～10.90％，平均2.17％。原煤干燥基高位发热量为19.23～36.53MJ／kg，平均34.14MJ／kg。原煤分析基弹筒发热量22.315～26.256MJ／kg平均24.319MJ／kg。1.3.4瓦斯、煤尘和煤的自燃倾向（1）瓦斯：王庄矿属低瓦斯矿井，但瓦斯涌出量呈逐年增长趋势，据2002年王庄矿瓦斯鉴定报告，矿井瓦斯绝对涌出量为4.22m3／min，相对涌出量为1.23m3／t；二氧化碳绝对涌出量为3.59m3／min，相对涌出量2.48m3／t。（2）煤尘爆炸性：根据井下采样检测，3#煤爆炸指数南翼27.12％，北翼19.73％，均具有煤尘爆炸危险性。（3）煤的自燃：王庄矿井开采的3#煤层未发生过自燃现象，根据钻孔采样试验，3#煤层还原样与氧化样燃点之差ΔT1-3为6-33C°,属不自燃-不易自燃煤层。

2井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田范围王庄矿井田边界如下：东部：沿中村、上葛家庄及西沟村以拐点2、3、4、5的连线与石圪节井田分界，下部以拐点5、6为界。西部：北以经线409000与常村井田分界，南以拐点7、8、9点连线为界。南部：以刘家畛断层为界。北部：以纬线4031500与漳村矿分界。2.1.2开采界限井田内可采及局部可采煤层有6层（3#，9#,10#，15-1#,15-2#，15-3#）,煤层总厚度8.7m。3#煤层为主要可采煤层，平均总厚4.0m，由于3#煤层厚度大，赋存条件较好，故本设计矿井仅考虑3#煤层。2.1.3井田尺寸井田的走向最大长度为12.9km，最小长度为6.3km，平均长度为11.0km。井田的倾斜方向的最大长度为4.68km，最小长度为3.72km，平均长度为4.48km。煤层的倾角最大为5°，最小为2°，平均为3°，井田平均水平宽度为4.48km。井田的水平面积按下式计算：(2-1)式中：S——井田的水平面积，km2H——井田的平均水平宽度，mL——井田的平均走向长度，m则井田的水平面积S=11.0×4.48=49.28km2，井田赋存状况示意图如图2-1所示：图2-1井田赋存状况示意图2.2井田地质储量2.2.1储量计算基础（1）根据本矿的井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；（2）根据《煤炭资源地质勘探规范》和《煤炭工业技术政策》规定：煤层最低可采厚度为0.70m，原煤灰分≤40%；（3）依据国务院过函（1998）5号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复》内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；（4）储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；（5）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。2.2.2矿井地质储量计算井田内可采煤层有6层（3#,8-2#，9#,15-1#,15-2#，15-3#）。其中3#煤层为全区稳定可采煤层，其余煤层为局部发育，不稳定，不可采煤层。由于矿井井田形状规整，本区矿井储量采用网格法，将井田分为A、B、C、D、E五个块段（根据等高线疏密程度划分面积小块）具体分块情况见图2-2井田地质储量计算面积划分示意图，根据每个面积小块的等高线水平间距和高差计算出面积小块的煤层倾角，用CAD命令计算面积小块的水平面积，由此可计算得出每个块段的不同储量，矿井地质总储量即为各块段储量相加之和。再根据：(2-2)式中：Zz——矿井地质储量，MtS——井田块段面积，m2m——煤层平均厚度，4mγ——煤层的容重，1.3t/m3——各块段煤层的倾角图2-2矿井块段划分图由式2-2及矿井块段划分图，得各块段地质储量计算见下表2-1：表2-1矿井地质计算储量表块段名称倾角/°面积/m2煤层厚度/m储量核算/Mt3#A2.211351048459.07B4.611044921457.61C1.46972232436.27D3.09838507451.23E2.610677044455.57资源总储量194.81则矿井的地质储量：2.2.3矿井工业储量计算矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探，煤层厚度与质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量是进行矿井设计的资源依据，一般也就是列入平衡表内的储量。矿井工业储量：地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部，归类为矿井工业储量。储量的分配探明储量、控制储量、推断储量按6：3：1分配，经济基础储量、边际经济基础储量按90%、10%分配，次边际经济基础储量不计。则矿井工业储量按式（2-3）计算：（2-3）式中：Zg——矿井工业储量；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，地质构造简单、煤层赋存稳定取0.9；其中：k=0.9；则代入式（2-3）得矿井工业储量：2.3矿井可采储量2.3.1井田边界保护煤柱根据王庄矿的实际情况，按照《煤矿安全规程》的有关要求，井田边界内侧暂留30m宽度作为井界煤柱，则井田边界保护煤柱的损失按下式计算。（2-4）式中：P——井田边界保护煤柱损失，Mt。H——井田边界煤柱宽度，30m；L——井田边界长度，32966m；m——煤层厚度，4m；r——煤层容重，1.3t/m3；代入式（2-4）得：P=30×32966×4×1.3=5.15Mt2.3.2工业广场保护煤柱工业广场的占地面积，根据《煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明》中第十五条，工业场地占地面积指标见表2-2。表2-2工业广场占地面积指标表井型/Mt·a-1占地面积指标/ha·0.1Mt-12.4及以上1.01.2～1.81.20.45～0.91.50.09～0.31.8矿井井型设计为1.8Mt/a，因此由表2-2可以确定本设计矿井的工业广场为21.6ha。《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》第14条和第17条规定工业广场属于Ⅱ级保护，需要留设15m宽的围护带。本设计选定工业广场长为540m，宽为400m，新生界松散层厚度5.60～197.5m，平均89.6m，结合本矿井的地质条件及冲积层和基岩移动角（表2-4）采用垂直剖面法计算工业广场的压煤损失。表2-3地质条件及岩层移动角煤层倾角/°煤层厚度/m广场中心深度/m/°δ/°γ/°β/°3.64.070045808570采用垂直剖面法计算所得各主采煤层工广保护煤柱面积及压煤量见下表2-4：表2-4各煤层工广煤柱压煤量计算表煤层厚度/m工广煤柱面积/m²压煤量/t3#45491642861299总压煤量2861299求得工业广场总压煤量为：2.86Mt采用垂直剖面法计算工业广场压煤示意图如图2-3所示图2-33#煤工业广场保护煤柱计算示意图2.3.3断层保护煤柱井田3#煤层现已查明一条断层，即故县正断层，且断层可靠且可控制，故其两侧各留50m保护煤柱，则其煤柱损失可由下式求得：(2-5)式中：Pf——煤柱损失，Mt；L——断层长度，m；m——3#煤层厚度，4m；——煤层容重，1.3t/m3。已知r=1.3t/m3，m=4m，代入式（2-5）可得：2.3.4矿井设计储量矿井的永久保护煤柱损失量汇总见表2-5表2-5永久保护煤柱损失量煤柱类型储量/Mt井田边界保护煤柱5.15断层保护煤柱2.52合计7.67矿井设计储量是矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、井田边界煤柱、地面建（构）筑物煤柱等永久煤柱损失量后的储量，可按下式计算：（2-6）式中：Zs——矿井设计储量，Mt；Zg——矿井的工业储量，257.14Mt；P1——断层煤柱、井田境界煤柱等永久煤柱损失量之和，7.67Mt；则代入式（2-6）得矿井设计储量：2.3.5矿井设计可采储量矿井设计的可以采出的储量。由矿井设计储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区采出率。矿井设计可采储量按式(2-7)计算：（2-7）式中：Zk——矿井设计可采储量，Mt；P2——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，2.86Mt；C——采区采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85。本设计矿井3煤层厚度为4m，属于厚煤层，且为主采煤层，因此采区采出率选择0.75。则代入式（2-7）得矿井设计可采储量：

3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据《煤炭工业矿井设计规范》2.2.3条规定，矿井设计宜按年工作日330d计算，每天净提升时间宜为16h。矿井工作制度采用“三八制”作业，两班生产，一班检修。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、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矿井设计生产能力本矿井井田范围内煤层赋存简单，地质条件较好，首采煤层平均厚度4m，煤层平均倾角2~5°，属近水平煤层，易于发挥工作面生产能力。全国煤炭市场需求量大，经济效益好。结合本矿区的煤炭储量，确定本矿井设计生产能力为1.8Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井可采储量、设计生产能力和矿井服务年限三者之间的关系为：（3-1）式中：T——矿井服务年限，a；Zk——矿井可采储量，186.40Mt；A——设计生产能力，1.8Mt/a；K——矿井储量备用系数。矿井投产后，产量迅速提高，矿井各生产环节需要有一定的储备能力。例如局部地质条件变化，使储量减少；或者矿井由于技术原因，使采出率降低，从而减少了储量。因此，需要考虑储量备用系数。《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.6条规定：计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数宜采用1.3～1.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井储量备用系数选定为1.3。把数据代入公式3-1得矿井服务年限：3.2.4井型校核按矿井的实际煤层开采能力，运输能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：（1）煤层开采能力的校核井田内3#煤层为首采煤层，煤厚4m，为厚煤层，赋存稳定，厚度基本无变化。煤层倾角平均3°，地质条件简单，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采大采高工作面来满足井型要求。（2）运输能力的校核矿井设计为大型矿井，开拓方式为立井单水平开拓。井下煤炭运输采用钢丝绳芯胶带输送机运输，工作面生产的原煤经胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，运输连续、能力大，自动化程度高，机动灵活；井下矸石、材料和设备采用轨道运输，运输能力大，调度方便灵活。（3）通风安全条件的校核矿井采用中央并列式通风系统，抽出式通风方式，工业广场布置一个中央回风井，可以满足通风要求。（4）储量条件的校核根据《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.5条规定：矿井的设计生产能力与服务年限相适应，才能获得好的技术经济效益。井型和服务年限的对应要求见表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-1矿井设计服务年限/a第一开采水平服务年限煤层倾角<25°煤层倾角25°～45°煤层倾角>45°600及以上7035——300～5006030——120～2405025201545～90402015159～30各省自定由上表可知：煤层倾角低于25°，矿井设计生产能力为1.2～2.4Mt/a时，矿井设计服务年限不宜小于50a，第一开采水平设计服务年限不宜小于30a。本设计中，煤层倾角低于25°，设计生产能力为1.8Mt/a，矿井服务年限为79.7a，且矿井单水平开采；符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。

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。井田开拓具体有下列几个问题需要确定：（1）确定井筒的形式、数目和配合，合理选择井筒及工业广场的位置；（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、深部开拓和技术改造；（6）合理确定矿井通风、运输及供电系统。开拓问题解决的好坏，关系到整个矿井生产的长远利益，关系到矿井的基建工程量、初期投资和建设速度，从而影响矿井经济效益。因此，在确定开拓方式是要遵循以下原则：（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）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的状态。（5）要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，应为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综合机械化、自动化创造条件。（6）根据用户需要，应照顾到不同媒质、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确定井硐形式、数目、位置（1）井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井，各井筒形式优缺点比较及适用条件见表4-1。表4-1各井筒形式优缺点比较及适用条件井筒形式优点缺点适用条件平硐1.环节和设备少、系统简单、费用低2.工业设施简单3.井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用4.施工条件好，掘进速度快，加快建井工期5.煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：1.井筒施工工艺、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2.地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延伸方便3.主提升胶带化有相当大提升能力，能满足特大型矿井的提升需要4.斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：1.井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限2.通风线路长、阻力大、管线长度大3.斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井1.不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制2.井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利3.当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工4.井筒通风断面大，通风阻力小、允许通过的风量大，有利于矿井通风。5.井筒支护条件好，且易于维护。1.井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平2.井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑王庄煤矿的实际情况：（1）表层土较厚，平均为90m；（2）地势起伏不平，地面标高平均+960m左右，煤层埋藏较浅，距地面垂深在180m～330m之间，平均为250m左右；（3）矿井年设计生产能力为1.8Mt/a，为大型矿井；综上所述，本矿井应采用立井开拓。（2）井筒数目的确定本井田煤层埋藏较浅，井田范围较大，初期开采范围不大；根据上述特点，对初期工业场地内的井筒数目提出了如下方案：工业场地内布置主井、副井和风井。其中主井井筒主要承担矿井煤炭提升；副井井筒主要担负矸石、人员、设备及材料等辅助提升和进风；中央风井主要承担回风。井筒内装备梯子间，作为矿井的安全出口，井筒内布置有压风管、洒水管、动力电缆和通讯电缆。（3）井筒位置的确定本设计在选择井口位置时主要依据以下原则：①工业场地应尽量靠近地质构造简单、块段完整且储量丰富的块段，以利于首采盘区位置选择和首采工作面布置，并尽量减少初期工程量，减少投资，缩短建井工期；②工业场地尽量避开村庄、道路、沟渠等；③井筒、井底车场尽量避开断层、陷落柱等构造带；④井底车场巷道特别是主要硐室的岩性要好；⑤场地尽量少压煤，特别是少压开采条件较好的煤；⑥井位的确定兼顾分区划分的合理性；⑦工业场地尽量布置在开阔地带，并尽量靠近已有的公路及铁路，尽量减少铁路、公路、供电线路的长度，以降低工程造价；⑧井田两翼储量基本平衡。基于上述原则，结合本矿井实际地质资料，本设计将主井井口定于516#钻孔北偏东方向275m处。该处表土层厚度约90m，地面平坦、无村庄，地面原始标高+925m。该方案的主要优点如下：①工业场地位于井田中央及储量中心，便于两翼均衡开采;②工业场地所在地无村庄，不需拆迁，可降低投资、缩短建井工期;③工业场地两侧首采块段勘探程度高，煤层赋存条件较好;④矿井后期最长通风线路较短。4.1.2确定工业场地位置、形状和面积工业场地总平面布置应结合地形、地物、工程地质、水文、气象等自然条件和工业场地竖向布置，协调井下开拓部署、地面生产系统、铁路运输等主要生产环节，做到有利生产、方便生活、节约用地、减少压煤，并应符合下列规定：（1）应根据建(构)筑物功能特点，合理地分区布置；（2）建(构)筑物、道路及各种工程管线设施的布置，应紧凑合理、相互协调、整齐美观；（3）主要建(构)筑物应布置在工程地质条件良好的地段；（4）分期建设的工程，应便于前后期衔接，并预留场地；（5）改建、扩建矿井，应充分利用已有场地建(构)筑物和设施，并应减少改建、扩建工程施工对生产的影响；（6）建(构)筑物布置，应充分考虑其位置受风向、朝向的影响；（7）符合环境保护要求，搞好绿化美化设计，改善场区环境；（8）应与当地规划和矿区地面总布置相互协调；根据以上原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，其面积及保护煤柱的大小详见第二章第三节内容，工业广场面积21.6ha，定为540m×400m的矩形。4.1.3采区、带区的划分和布置王庄矿采用立井单水平开拓，水平标高为+670m；采、带区的划分如图4-1所示：4.1.4主要开拓巷道3#煤层平均厚度为4.0m，赋存稳定，底板起伏不大，为近水平煤层，煤层厚度变化不大，且煤质硬度较大。考虑到矿井服务年限较长，巷道埋深较深，地压大，为便于巷道后期维护，故矿井辅助运输大巷和回风大巷布置在3#煤层底板岩层中，大巷间距40m。由于矿井为低瓦斯矿井，布置一条辅助运输大巷和一条运输回风大巷，共两条，两条大巷位于井田中央，沿走向布置。图4-1井田采带区布置图4.1.5开拓方案比较（1）提出方案根据以上分析及矿井的实际情况，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分别如图4-2～图4-5所示。方案一：双立井开拓，井田南部采用全采区式布置方式，北部边界采用采区布置方式，共分为六个采区和两个带区；辅助运输大巷和回风大巷皆为岩石大巷，布置在3#煤层底板岩层中；通风方式采用中央并列式通风，副井进风中央风井回风，如图4-2所示；图4-2方案一：北部边界采区式开采岩石大巷方案二：双立井开拓，井田南部采用全采区式布置方式，北部边界采用采区布置方式，共分为六个采区和两个带区；辅助运输大巷和回风大巷皆为煤层大巷，布置在3#煤层中；通风方式采用中央并列式通风，副井进风中央风井回风，如图4-3所示：图4-3方案二：北部边界采区式开采煤层大巷方案三：双立井开拓，井田南部采用全采区式布置方式，共分为三个采区，井田北部边界采用带区式布置，共分为四个采区和三个带区；辅助运输大巷和回风大巷皆为岩石大巷，均布置在3#煤层底板岩层中；通风方式采用中央并列式通风，副井进风中央风井回风，如图4-4所示；图4-4方案三：北部边界带区式开采岩石大巷方案四：双立井开拓，井田南部采用全采区式布置方式，共分为三个采区，井田北部边界采用带区式布置，共分为四个采区和三个带区；辅助运输大巷和回风大巷皆为煤层大巷，布置在3#煤层中；通风方式采用中央并列式通风，副井进风中央风井回风，如图4-5所示；

图4-5方案四：北部边界带区式开采煤层大巷（2）技术比较一二方案之间以及三四方案之间的不同主要是大巷所处的层位不同；一二和三四方案之间主要是北部边界采用的开采方式不同；提出方案一主要考虑开拓工程量省，第二种方案是在一方案的基础上考虑煤层大巷的布置；方案三考虑到带区开采方式相比采区式开采高产高效；这四种方案在技术上都是可行的，并且有可比性。（3）粗略经济比较四种方案进行详细的经济比较步骤较多，因此，把相近的方案一和方案二，方案三和方案四先分开分别进行粗略的经济比较，选出经济上有明显优势的方案进行下一步的详细经济比较。各方案的粗略估算费用表见表4-1～4-4表4-1方案一北部边界采区式开采岩石大巷粗略费用计算表方案一：北部边界采区式开采岩石大巷项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段9147157132.4351.3基岩段19115210218.9副井开凿表土段9243813219.4469.4基岩底车场岩巷12061026732.3732.3大巷岩巷676748365058.95058.9小计6611.9生产费用立井提升系数煤量（万t）提升高度（km）基价（元/t.km）7457.61.2138720.281.6排水涌水量(m3)时间（h）服务年限（年）基价（元/t.km）2815.0144876079.70.28大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元/t.km）15264.71.2138722.620.35小计25537.3合计费用（万元）32149.2表4-2方案二北部边界采区式开采煤层大巷粗略费用计算表方案二：北部边界采区式开采煤层大巷项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段9147157132.4351.3基岩段19115210218.9副井开凿表土段9243813219.4469.4基岩底车场岩巷12061026732.3732.3大巷煤巷715419743001.13001.1石门岩巷2061026122122小计4676.1生产费用(万元)立井提升系数煤量（万t）提升高度（km）基价（元/t.km）7457.61.2138720.281.6排水涌水量(m3)时间（h）服务年限（年）基价（元/t.km）2815.0144876079.70.28大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元/t.km）16022.21.2138722.750.35石门运输1.2138720.20.351165.2小计27460合计32136.1

表4-3方案三北部边界带区式开采岩石大巷粗略费用计算表方案三：北部边界带区式开采岩石大巷项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段9147157132.4351.3基岩段19115210218.9副井开凿表土段9243813219.4469.4基岩底车场岩巷12061026732.3732.3大巷岩巷895748366697.86697.8小计8250.8生产费用立井提升系数煤量（万t）提升高度（km）基价（元/t.km）7457.61.2138720.281.6排水涌水量(m3)时间（h）服务年限（年）基价（元/t.km）2815.0144876079.70.28大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元/t.km）16313.51.2138722.80.35小计26586.1合计费用（万元）34836.9

表4-4方案四北部边界带区式开采煤层大巷粗略费用计算表方案四：北部边界带区式开采煤层大巷项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主井开凿表土段9147157132.4351.3基岩段19115210218.9副井开凿表土段9243813219.4469.4基岩底车场岩巷12061026732.3732.3大巷煤巷900419743777.73777.7石门岩巷2061026122122小计5452.7生产费用立井提升系数煤量（万t）提升高度（km）基价（元/t.km）7457.61.2138720.281.6排水涌水量(m3)时间（h）服务年限（年）基价（元/t.km）2815.0144876079.70.28大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元/t.km）17187.41.2138722.950.35石门运输1.2138720.10.35582.6小计28625.2合计费用（万元）34077.9通过粗略方案比较，方案一与方案二费用相差0.04%；方案三与方案四费用相差2.27%；相差均不到10%，考虑到煤层大巷在本井田内穿过断层的技术条件和受到采动影响较大，因此本井田采用岩石大巷布置；对方案一和方案三需要进行详细的经济比较来确定最终的开拓方案。两方案的详细经济比较见表4-5、4-6。表4-5方案一北部边界采区式开采岩石大巷详细费用计算表方案一：北部边界采区式开采岩石大巷项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）初期基建费用（万元）主井开凿表土段9147157132.4351.3基岩段19115210218.9副井开凿表土段9243813219.4469.4基岩井开凿表土段9113645102.3256.2基岩段1790513153.9井底车场岩巷12061026732.3732.3小计1809.2后期基建费用（万元）大巷岩巷676748365058.95058.9北翼上下山煤巷368*2137341010.81010.8小计6069.7生产费用立井提升系数煤量（万t）提升高度（km）基价（元/t.km）7457.61.2138720.281.6排水涌水量(m3)时间（h）服务年限（年）基价（元/t.km）2815.0144876079.70.28上下山运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元/t.km）1117.21.22358.20.940.42大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元/t.km）15264.71.2138722.620.35大巷维护1004小计27658.5合计费用（万元）35537.4

表4-6方案三北部边界带区式开采岩石大巷详细费用计算表方案三：北部边界带区式开采岩石大巷项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）初期基建费用（万元）主井开凿表土段9147157132.4351.3基岩段19115210218.9副井开凿表土段9243813219.4469.4基岩井开凿表土段9113645102.3256.2基岩段1790513153.9井底车场岩巷12061026732.3732.3小计1809.2后期基建费用（万元）运输大巷岩巷895748366697.86697.8小计6697.8生产费用立井提升系数煤量（万t）提升高度（km）基价（元/t.km）7457.61.2138720.281.6排水涌水量(m3)时间（h）服务年限（年）基价（元/t.km）2815.0144876079.70.28大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元/t.km）16313.51.2138722.80.35大巷维护744.5小计27578.7合计费用（万元）36085.7两方案对比汇总表见表4-7表4-7方案一、方案三经济比较表方案方案一方案三名称北部边界采区式开采岩石大巷北部边界带区式开采岩石大巷项目费用（万元）百分比（%）费用（万元）百分比（%）初期基建费用1809.21001809.2100后期基建费用6069.71006697.8110.35生产经营费用27658.5100.2927578.7100总费用35537.410036085.7101.54由表4-7可知，两种方案详细经济总费用方案三比方案一高1.55%，不超过10%且基本相等；综合考虑技术因素和地质条件，可知方案三系统简单、经济效益好，因此本设计采用方案三北部边界带区式开采岩石大巷作为最终的开拓方案。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒由前章确定的开拓方案可知主副井均为立井，通风方式为中央并列式，副井进风，主井回风。一般来说，立井井筒断面有圆形、矩形两种，圆形断面的立井有服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少和便于施工的特点，因此主副立井均采用圆形断面。（1）主井位于井田中央工业场地之中，担负矿井1.8Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备一套12t双箕斗，一套12t单箕斗带平衡锤；井筒采用混凝土砌碹支护，直径6.5m，净断面积33.18m2，支护厚度500mm；两侧钢丝绳罐道；每天提升16小时。主井井筒断面布置如图4-6，主要参数见表图4-6主井井筒断面图表4-8主井井筒特征表主井井筒特征井型1.8Mt/a提升容器一套12t双箕斗井筒直径6.5m一套12t单箕斗带平衡锤井深280m净断面积33.18m2井筒支护混凝土砌碹厚500mm基岩段毛断面积64.90m2表土段井壁厚1450～1550mm表土段毛断面积72.38m2充填混凝土厚50mm（2）副井位于井田中央工业场地之中，与主井东西相距约60m，担负全矿的材料、人员、设矸石的提升；兼做进风井。装备一对1t双层四车加宽罐笼；安装行人梯子，并有足够的安全间隙；分别有一躺输水、排水管路和两躺主干动力电缆。井筒混凝土支护，直径7.7m，净断面积46.56m2，支护厚度500mm（表土段壁厚1350mm）。井筒断面布置如图4-7，主要参数见表4-9图4-7副井井筒断面图表4-9副井井筒特征表副井井筒特征井型1.8Mt/a提升容器一对1t双层四车加宽罐笼井筒直径7.7m井深260m净断面积46.56m2井筒支护混凝土砌碹厚500mm基岩段毛断面积60.82m2表土段井壁厚1350mm表土段毛断面积86.59m2充填混凝土厚50mm根据后面通风设计部分的风速验算，主副井筒风速均符合《煤炭工业设计规范》和《煤矿安全规程》的规定。（3）中央回风井风井位于矿井中央工业广场保护煤柱内，备有安全出口、圆形断面，井筒直径5.0m，净断面19.63m2，采用预制管柱支护方式，井壁厚达450mm。风井井筒断面如图4-8，主要参数见表4-10。图4-8中央回风井井筒断面图表4-10风井井筒断面主要参数井型1.8Mt净断面积19.63m2井筒直径5.0m基岩段毛断面积27.34m2井深260m表土段毛断面积34.56m24.2.2井底车场矿井为立井开拓，煤炭由运输大巷运至井底煤仓，后经箕斗提升运至地面；物料经副井运至井底车场，经井底车场由电机车牵引运到采（带）区；少量矸石由矿车直接排运到井底车场，换用矿车经副井罐笼运至地面。井底车场的平面布置示意图如图4-9所示。图4-9井底车场平面布置图（1）井底车场的形式和布置方式根据矿井的开拓方式，主、副井和大巷的相对位置关系，决定采用立井梭式井底车场；与副井相连的井底车场铺设轨道，利用矿车进行辅助运输；大巷辅助运输采用架线电机车牵引矿车运输，在井底车场设调车线存车线，以满足井底矿车调度。大巷运煤采用胶带输送机，保证煤的连续运输。（2）空、重车线长度对于采用固定式矿车作为辅助运输的大中型矿井，空、重车线的长度应为1~1.5列车长。辅助运输采用MG1.1-6A型1.0吨固定厢式矿车运输，其尺寸为2000×880×1150。电机车选用ZK10-6/250-4直流架线式电机车，其尺寸为4615×1056×1600。每列车14节车厢。一列车的长度L=4.62+2.0×14=32.62m。空、重车线的长度应不小于32.62m。副井提升矸石，运输材料，为使其长度留有调整的余地，并考虑出矸工作不均匀、不连续，故空、重车线一般不小于1.5列煤车长度。这就要求井底车场空、重车线的长度应不小于1.5L，即48.93m。所选车场的空车线的长度80m，重车线的长度77m，所选车场的重车线的长度，符合要求。（3）调车方式运输大巷的煤直接由胶带输送机送入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离后，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。材料列车的运行路线与矸石空车路线相同。（4）硐室井底车场主要硐室有井底煤仓、中央变电所、水泵房、水仓、等候室等。井底煤仓主井井底煤仓为一垂直断面煤仓，煤仓直径为7m，有效的装煤高度为20m，经计算煤仓容量为1000t，工作面的最大出煤能力为1046t/h，主井运输能力为660t/h，两者之差为386t/h，故主井井底煤仓的设置有助于主井运输能力的缓解。水仓布置及清理水仓布置在副井空、重车线的一侧，矿井正常涌水量为144m3/h，最大涌水量为292m3/h,所需水仓容量为：Q0=292×8=2336m3根据水仓的布置要求，水仓的容量为：Q=S×L式中：Q—水仓容量，m3；S—水仓有效断面，8.8m2；L—水仓长度，650m。则Q=8.8×650=5720m3由以上计算可知，Q>Q0，因此，设计的水仓容量满足要求。井底车场巷道及硐室，除煤仓、装卸载硐室等采用现浇混凝土支护外，其余的都采用锚喷支护，遇到围岩破碎的地方加金属网支护。各个主要硐室见图4-9井底车场平面布置图。4.2.3大巷运输大巷和辅助运输大巷都是在煤层底板的岩层中掘进，距煤层距离为30m左右，岩巷为水平大巷有利于矿车的辅助运输。两条大巷均选用拱形巷道，锚喷支护。运输大巷断面如图4-10所示，巷道特征见表4-11，每米材料消耗量见表4-12；辅助运输大巷断面如图4-11所示，巷道特征见表4-13，每米材料消耗量见表4-14。图4-10运输大巷断面图表4-11运输大巷巷道特征表围岩类别断面设计/m2设计掘进尺寸喷射厚度/mm净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm岩19.821.653004900150锚杆形式外露长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm顶帮顶帮顶帮树脂50交错800*800800*800240020002018表4-12运输大巷每米工程量及材料消耗表围岩类别计算掘进工程量/m3材料消耗量水沟长度/m锚杆数量喷射材料/m3金属网/m2药卷数量金属网/片巷道墙角顶两帮岩21.60.3611.257.51813.6434.6851图4-11辅助运输大巷断面图表4-13辅助运输大巷巷道特征表围岩类别断面设计/m2设计掘进尺寸喷射厚度/mm净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm岩15.517.64800420010015锚杆形式外露长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm顶帮顶帮顶帮树脂100交错800*800800*800210021001616表4-14辅助运输大巷每米工程量及材料消耗表围岩类别计算掘进工程量/m3材料消耗量水沟长度/m锚杆数量喷射材料/m3金属网/m2药卷数量粉刷面积/m2巷道墙角岩17.60.0216.81.128.355.410.415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（东一采区）位于井田东翼，大巷的东侧。5.1.2采区煤层特征采区首采煤层为3#煤，其煤层特征为：黑色，容重1.3t/m3,硬度2.5，煤岩类型半暗半亮。煤层保存完整，全区可采，均为结构简单的稳定煤层。煤层厚度一般3.6~4.5m，平均厚度4.0m。3#煤层可采系数0.96，煤层变异系数为2.73%，为结构简单的稳定煤层。煤层结构特征表见表5-1表5-1煤层特征表煤层颜色煤岩类型比重水分（%）灰分（%）挥发分（%）含硫量（%）发热量MJ/kg3黑半亮半暗1.30.915.215.90.3429.2采区平均瓦斯相对涌出量为1.23m3/t,涌出量较小。煤尘爆炸指数为南翼27.12％，北翼19.73％，均具有煤尘爆炸危险性。3#煤层还原样与氧化样燃点之差ΔT1-3为6-33C°,属不自燃-不易自燃煤层。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况老顶：砂岩，平均厚度11.50m，灰白色，钙质胶结，坚硬致密。直接顶：灰黑色泥岩或砂质泥岩，平均厚度4.93m，灰黑色，含植物化石碎片，层理较发育。老底：中、细粒砂岩，平均厚度6.2m，灰白色。直接底：泥岩，平均厚度0.3m，灰黑色，含植物碎片化石，块状。5.1.4水文地质井田内水文地质条件简单，矿井主要含水层为Ⅶ号、Ⅷ号老顶砂岩含水层。井田中部，南北被故县断层所隔，东部有浊漳河直接补给，补给量较大，属水文地质中等类型。+670水平矿井最大涌水量292m3/h，正常涌水量为144m3/h。5.1.5地质构造采区内煤层底板有小的起伏波动，但变化不大，煤层倾角2°~5°采区内无断层，无陷落柱，无特殊地质构造，煤层赋存状况简单。5.2采区巷道布置及生产系统5.2.1采区准备方式的确定采区内煤层底板有小的起伏波动，但变化不大，煤层倾角2°~5°采区内无断层，无陷落柱，无特殊地质构造，煤层赋存状况简单。由于采区内地质条件简单，采区式准备方式和带区式准备方式均没有技术上的限制，但考虑到采区形状的不规则性，为了减少三角煤的损失，决定采用采区式布置。5.2.2采区巷道布置（1）采区上下山煤柱本矿井采区上下山布置为运输上山和轨道上山，两条上山之间间隔20m，上山两侧各留设20m的保护煤柱。（2）区段要素首采采区位于井田东翼，大巷的东侧，井田东翼划分为两个采区和一个带区，首采区为东一采区，走向长度平均4780m，倾向长度平均2310m。东一采区划分为九个区段，工作面长245m，两条回采巷道共10m宽，采用沿空留巷布置巷道，区段斜长为255m。（3）开采顺序首采采区为东一采区，然后依次采西四采区、西二采区、东三采区、东五带区、西六带区、西八带区。首采区各区段之间采用下行开采顺序，工作面内采用后退式开采顺序。首采工作面为3101工作面，然后依次开采3102及下一区段。（4）采区通风采区内各工作面采用U型后退式上行通风，风流系统简单、漏风小。东翼采区生产时，新鲜风流从副井进入轨道大巷，经过运料进风行人斜巷进入轨道上山，经由轨道上山进入区段运输平巷后进入采煤工作面；污风经区段回风平巷进入运输上山、运输大巷，再经中央风井排至地面。西翼采区和带区生产时通风方式与东翼采区通风方式相同，污风仍从中央风井排至地面。（5）采区运输采区运输上下山铺设B=1400mm的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶带输送机；辅助运输采用固定厢式矿车运输，材料车从副井罐笼进入井底车场，经轨道大巷运到采区轨道上山、区段回风平巷，然后运至工作面。采区巷道布置如图5-1所示。5.2.3采区生产系统（1）运煤系统3101工作面→区段运输平巷→采区运输上