肖家洼煤矿4.0Mt-a新井设计- 放顶煤开采自然发火 机理和防治方法

页一般部分1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1地理位置及交通条件肖家洼井田位于山西省兴县蔚汾镇肖家洼村一带，行政区划属兴县蔚汾镇和奥家湾乡管辖。地理坐标为：北纬：38°20′32″—38°26′10″；东经111°05′44″—111°13′10″。井田面积为60.338km2，其范围由以下10个拐点坐标圈定：表1-1-1井田拐点坐标—览表序号大地坐标国家6度带LBXY1111°05′44″38°26′10″4255986.27319508343.0742111°10′00″38°26′10″4255995.10519514551.8763111°10′57″38°24′48″4253469.24019515939.3114111°12′38″38°24′48″4253474.46219518389.6495111°13′10″38°23′00″4250146.08819519173.9166111°11′44″38°23′00″4250141.39419517086.6277111°11′45″38°20′32″4245577.88919517120.5788111°09′56″38°20′47″4246035.23219514472.7369111°09′29″38°21′35″424751455810111°06′38″38°24′24″4252719.21419509656.662兴县国土面积为3165.3km2，总人口251622人（2000年），区内耕地贫瘠，人口稀少，主要农产品以豆类、谷类和玉米为主，一年一收，畜牧业不甚发达，劳动力有较大剩余。工业主要为煤炭和农副产品加工等，是当地的主要经济来源。本井田内无生产矿井及小窑，在井田的北部现有五座生产矿井，分别是东坡煤矿、乔家沟煤矿、东南联营煤矿、峁底煤矿及王家崖煤矿。东部有生产煤矿一座是南窑煤矿。肖家洼井田北距兴县县城约1km左右。目前该地区有1座蔡家崖110kV变电站，另有6座35kV变电站。可作为矿井的供电电源。肖家洼井田交通以公路为主，距兴县县城约5km左右，有简易公路相通，经兴县城向西可达陕西省神木县，向东可达太原，向南可达吕梁市。交通较为方便。

矿井交通位置详见图1-1-1。图1-1-1矿井交通位置图1.1.2地形地貌及水文情况井田位于吕梁中段西部，主要山梁走向南北向，地形复杂，切割强烈，沟谷多呈“V”字型，地势东南高西北低，最高点位于本井田南东部边界处标高为1320m左右，最低点位于本井田西北部水ZK0-1孔附近，标高为1010m左右，最大相对高差310m，属中～高山区，为黄土剥蚀型地貌。井田内各沟谷中水流为季节性流水，雨季洪水较大，旱季则干涸，洪水总体上由南向北流出区外，汇入蔚汾河，最后注入黄河。主要沟谷有两条，一条为马尾沟，由东南至西北贯穿本井田中部，区内延伸长约12km，途经官庄、双胜村、康家沟、肖家洼、郝家湾、高家坪；另一条为郭家圪台沟，位于本井田东部，由南至北通过，途经郝家山、贺家圪台、李家塔、区内延伸6km。1.1.3矿区气候条件及地震情况本区属温带大陆性季风气候，四季分明，昼夜温差大。冬季漫长寒冷少雪，春旱风大升温较快，夏季短暂炎热多雨，秋季凉爽天气晴朗。据《兴县志》记载，年平均气温为8.1℃～12.8℃，一月份最冷，平均气温为-9.4℃，7月份最热，平均气温为23.2℃；极端最低气温为-29.3℃（1958年1月16日），极端最高气温为38.4℃（1961年6月11日），年平均太阳总幅射为559080J/cm2。全年风向以东风为主，西风次之，历年平均风速2.4m/s，最大风速可达20m/s。多年平均降雨量为625mm，年最大降雨量为844.6mm，降雨量分配极不均匀，多集中于每年6月下旬至9月上旬，占全年的66.2%。年平均蒸发量为2090.8mm，最大蒸发量为2541.0mm（1972年）。年平均无霜期为174d，初霜一般出现在9月26日至10月13日之间，终霜一般在翌年的4月3日至4月20日之间。最大冻土深度1300mm左右。本区最早记载的一次地震为1331年4月，地震波及全县，尔后至2004年的600余年间共发生过地震40余次，其中破坏性地震5次，其强度为4.0～5.5级。本区基本地震烈度为Ⅶ度区，地震动峰值加速度为0.05g。1.2井田地质特征1.2.1地层本井田内地层大部分为新生界松散层覆盖，基岩地层仅零星出露于沟谷底部。基岩地层主要由钻孔揭露，层序由老到新依次有：奥陶系中统上马家沟组（O2s）、峰峰组（O2f）、石炭系中统本溪组（C2b）、上统太原组（C3t）；二叠系下统山西组（P1s）及下石盒子组（P1x）、上统上石盒子组（P2s）、石千峰组（P2sh）；三叠系下统刘家沟组（T1l）；上第三系上新统（N2）；第四系中上更新统（Q2+Q3）及全新统（Q4）。具体见表1-2-1

表1-2-1地层特征表地层名称代号厚度（m）主要岩石名称界系统组新生界第四系全新统Q40～35砂、砾石层上更新统O30～189淡黄色亚粘土、砂砾石层中更新统O20-100浅黄色亚砂土、亚粘土第三系上新统N20～138深红色粉砂质粘土、砂、砾石层中生界三叠系中统二马营组1er438.10灰绿色中砂岩、粗砂岩、泥岩下统和尚沟组T2h201.70～220.40绿色泥岩、砖红色细砂岩刘家沟组T1l390.60～450.50砖红色中砂岩、粗砂岩、泥岩古生界二叠系上统石千峰组P2sh130.20～250.10细砂岩、中、粗粒砂岩、泥岩上石盒子组P2s330.00～450.00紫红色泥岩、粘土岩、含砾粗砂岩下统下石盒子组P1x91.60～167.10紫红色粘土岩、中、粗粒砂岩、泥岩山西组P1s40.00～83.00砂岩、砂质泥岩、粘土岩、灰岩、煤层石炭系上统太原组C3t80.00～150.00砂岩、泥岩、粘土岩、灰岩、煤层中统本溪组C2b19.00～46.00粉砂岩、粘土岩泥岩、灰岩、铝土矿、煤线奥陶系中统峰峰组O2f70.00～110.00灰白色白云质灰岩、泥灰岩等上马家沟组O2s400灰岩现将井田内地层由老到新分述如下：1、奥陶系中统上马家沟组（O2s）区内地表未出露，仅有3个水文孔揭露，最大揭露厚度为87m，岩性为豹皮状灰岩，夹薄层泥灰岩和白云质灰岩。2、奥陶系中统峰峰组（O2f）区内地表未出露，本次工作中有3个钻孔揭露地层厚度87.05—94.47m，平均94.04m。下、中部为浅灰、灰白色角砾状泥灰岩、碎屑灰岩，夹薄层白云质灰岩及铝土质泥岩，含不稳定的近似层状、透镜体细晶石膏2—3层，厚1—7m，或为巨厚层状的泥灰岩、灰岩与石膏层混生，并有纤维状石膏脉充填于不规则的裂隙中，石膏脉宽5～50cm，统称为石膏带。上部为中厚—巨厚层状灰白、深灰色微晶石灰岩、薄层状黑灰色泥灰岩、白云质灰岩、角砾状砾屑泥灰岩，局部夹薄层含铝质泥岩。3、石炭系中统本溪组（C2b）与下伏峰峰组呈平行不整合接触。据本次钻探揭露资料该组厚度16.21～40.22m，平均29.88m。底部为山西式铁矿，呈透镜体—鸡窝状，厚度0～4.90m，一般为1m，其上为深灰、褐灰色铝土矿（G层铝土矿）及黄铁矿。上部为灰黑色泥岩、砂质泥岩、深灰色铝质泥岩、粉砂岩夹灰色中细粒石英砂岩、灰岩及煤线，含灰岩0～3层。4、石炭系上统太原组（C3t）自K1砂岩底至K7砂岩底，本次钻探多揭露至13号煤层底部，结合以往资料，厚度92.86～139.83m，平均114.66m。与下伏本溪组整合接触，为本井田主要含煤地层之一。下部由K1砂岩底至13号煤层顶，厚度为53.00m左右。底部K1砂岩为灰、灰白色细粒石英砂岩，含岩屑、白云母，含黄铁矿及泥质包体，泥质及少量钙质胶结，具交错层理和缓波状层理，厚度1.90～14.15m，平均5.50m。其上为一套灰、灰黑色细粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩组成的碎屑岩段，偶夹不稳定的生物碎屑灰岩及薄层铝质泥岩，含煤3～4层，其中13号煤层为全区可采的主要煤层。煤层顶板多为泥岩，底板为泥岩及炭质泥岩。13号煤层厚度9.00～11.00m，平均12.27m，为全区稳定可采的主采煤层。13号煤层下平均4.00m处为不可采的14号煤层，14号煤层0.00—1.61m，平均0.28m，煤层顶板多为泥岩，底板为泥岩，14号煤下3m左右为15号煤层，煤层厚0-0.48m。中部由13号煤层顶至L4灰岩顶，厚度平均为54.00m左右。岩性由3～5层深灰色生物屑泥晶（微晶）石灰岩夹深灰—灰黑色泥岩、砂质泥岩和少量薄层粉—细砂岩和煤层组成。本段所含煤层为零星可采的不稳定煤层9、10、11、12号层。9号煤层厚度0.00～1.65m，平均0.40m，为零星可采煤层。10号煤层厚度0.00～4.00m，平均0.50m，为零星不可采的煤层。11号煤层厚度0.00～0.83m，平均0.38m，为零星可采的煤层，12号煤层厚0-1.70m，平均0.50m，为零星可采煤层。上部由L4灰岩顶界至K7砂岩底，厚度平均6.00m左右。为深灰—黑灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，夹薄层铝质粘土岩，偶夹薄煤线。5、二叠系下统山西组（P1s）与下伏石炭系上统太原组地层呈整合接触关系，区内无出露，在本井田东部地层被剥蚀，往西全层赋存，其底界以浅灰色中厚层中～粗粒石英砂岩（K7北岔沟砂岩）与太原组分界。是本井田内另一主要含煤地层。自K7砂岩底至K8砂岩底，山西组全层厚度46.62～89.80m，平均厚度63.58m，与下伏太原组整合接触，下部K7砂岩，岩性为深灰、砂质泥岩、粉砂岩或中细粒砂岩，厚度1.41-20.95m，平均6.46m，本组含煤4～9层。该组下部岩性为灰黑色泥岩、炭质泥岩，粉砂岩，砂质泥岩和煤层，泥岩中可见菱铁矿结核；中上部为灰白、灰黄色中厚层状长石石英砂岩，岩屑石英杂砂岩、石英砂岩、长石岩屑砂岩，灰黑色泥岩、砂质泥岩和煤层，砂岩中发育有平行层理和斜层理。本组主要含有2、3、4、5、6、7、8上、8、8下号共9层煤，为不稳定的不可采或零星可采煤层。6、二叠系下统下石盒子组（P1x）该组地层在本井田东部被剥蚀，西部全层赋存，自K8砂岩底至K10砂岩底，该组全层厚度94.60～152.52m，平均厚度110.34m。岩性为灰色、深灰色石英砂岩、长石石英砂岩、粉砂岩、砂质泥岩及泥岩，下部偶夹1～2层煤线。底部K8砂岩为灰白～深灰色中厚层状中、粗粒长石石英砂岩，厚度1.00～21.05m，平均厚度5.79m。成分以石英为主，约70%以上（其中复晶石英为花岗岩石英、燧石及片岩型石英）；长石占14～25%（钾长石及斜长石，多粘土化及绢云母化）；岩屑5～14%，主要为蚀边火山岩、片岩及粘土岩；含云母，偶见绿泥石、重矿物锆石、电气石。向上为灰色、绿灰色中、细粒岩屑石英砂岩、长石石英砂岩与深灰～黑灰色泥岩、砂质泥岩互层。上部为灰绿色细～粗粒长石石英杂砂岩夹灰～灰绿色砂质泥岩、泥岩，顶部为一层灰白～浅灰色铝质泥岩（桃花泥岩），富含铁质粒及结核，露头上常呈网格状褐红色褐铁矿细脉，可做为上、下石盒子组分界的辅助标志。7、二叠系上统上石盒子组（P2s）该组地层地表无出露，主要赋存于本井田中西部，自K10砂岩底至K12砂岩底，全层厚度378.53～442.30m，平均厚度410.69m。主要由灰色、灰绿色、灰紫色、紫红色、紫色砂岩、砂质泥岩、泥岩组成，由上而下紫色色调渐浓。下部主要为灰绿色、灰白色砂岩、粉砂岩与杂色、深灰色及紫红色泥岩、砂质泥岩互层，以砂岩为主，底为砂岩K10厚1.25～23.57m，平均10.06m，为灰～灰白色厚层状中粗粒长石石英砂岩，石英占70%，其中复晶石英主要为花岗岩型、片麻岩型、燧石及石英岩；长石可达18%，以斜长石为主，部分粘土化、绢云母化及碳酸盐化；岩屑可达12%，主要为蚀变火山岩、片岩及花岗岩，含云母，其中矿物有锆石、磷灰石、角闪石等；杂基可达20%，主要是高岭石、水云母；底部含砾。孔隙式胶结，碎屑颗粒多呈点～线接触。中下部主要为紫红色砂质泥岩夹灰色、绿灰色砂岩及灰黑色泥岩，以紫红色为主色调。砂质泥岩多呈团块状，水平层理发育，夹泥岩条带，层面上有云母片；砂岩横向不稳定，石英成分占60～80%，长石占12～30%，岩屑占5～10%，杂基5～16%。底界砂岩为黄绿色厚层状粗～中粒岩屑长石石英砂岩，石英占60%，长石占28%，岩屑占12%，杂基约占17%，胶结物为方解石、绿泥石及铁质，约占6%，局部含砾。上部以紫红、蓝灰色泥岩、砂质泥岩为主，夹灰色、灰绿色砂岩，有燧石条带。底砂岩K7厚度2.39～1.52m，平均6.83m，为浅灰或灰绿色厚层状含砾粗—中粒长石石英砂岩，石英成分占70～80%，长石占1～18%，岩屑占8～12%，复晶石英以花岗岩型为主，长石以钾长石及斜长石为主，含黑云母，杂基（10～18%）以高岭石为主，少量为水云母，孔隙式胶结。砾石成分为石英岩及燧石。中上部含结核状锰铁质砂岩。8、二叠系上统石千峰组（P2sh）该组地层在本井田中部沟谷底部两侧有零星出露，东部被剥蚀，西部全层赋存，该组厚度148.68～229.40m，平均171.50m。岩性为上部紫红色、砖红色泥岩为主，夹薄层砂岩及钙质结核；下部为砂岩与泥岩互层，底部为长石砂岩，常含极不稳定的燧石条带。底部以K14砂岩为界与下伏地层整合接触。9、三叠系下统刘家沟组（T1l）本组地层在勘查东部均被剥蚀，在西部局部赋存，在沟谷底部两侧有零星出露，该区赋存厚度为0-350.30m，岩性主要为紫红色，浅红色细砂岩。10、上第三系上新统保德组（N2b）井田内广泛分布于冲沟两侧，厚度0～123.50m，平均52.00m，与下伏地层呈角度不整合接触；底部为砂砾岩层，砾石成分以砂岩为主；其上为棕紫色、棕红色及黄色粘土、砂质粘土、钙质粘土夹砂砾石层，含大量钙质结核。11、第四系中更新统（Q2）主要分布于本井田中部大的河谷两侧，形成Ⅱ级阶地。主要由浅黄色砂土、细砂土、亚砂土组成，底部多有砾石层。厚0-78m。12、第四系上更新统（Q3）广泛分布于黄土梁、峁、垣顶部；厚度0～35.00m；与下伏中更新统呈平行不整合接触；由浅灰黄、浅黄、棕黄色砂质粘土、粉砂土、亚砂土组成，颗粒均匀，结构疏松，具大孔隙，无层理，垂直节理发育，常形成黄土陡壁。13、第四系全新统（Q4）主要分布于河谷谷底。与下伏地层呈角度不整合接触。为近代河流冲积层。由不同时代的砂、砾、泥质岩屑组成，一般厚度0～20m左右，富水性较强。1.2.2井田构造本井田地层走向北偏西，倾向西南，总体为一向西南倾斜的单斜构造，倾角为5～28°，仅在第10勘探线的ZK10-1、ZK10-2之间小范围内倾角达28°，其它绝大部分区域倾角为5～14°之间。未发现断层及陷落柱等构造，局部有极宽缓的波状起伏。总体来说，本井田构造为简单类型。1.3井田水文地质井田为低山黄土丘陵区，大部分面积被上更新统黄土覆盖，石炭、二叠系地层仅在沟谷中出露。蔚汾河是与本井田关系密切的主要河流，它从东到西横穿本井田北部，区内有两条沟谷均为蔚汾河支流，属季节性河流，平时干枯无水，只在大雨过后才有洪流通过。1.3.1井田主要含水层现根据收集有关资料对矿区各含水层做一简单评述。（1）奥陶系岩溶水含水层奥陶系石灰岩从本井田东边开始全部倾没于石炭二叠系地层之下。本次施工的三个水文孔由于水位过深，对上马家沟组主要含水层均未做抽水试验，只观测了水位，峰峰组和上马家沟组岩溶水水位标高ZK7-4为876.368m，ZK12-2为888.511m，收集的兴县2号供水井水位标高为863.075m，县城北部黄辉头铝土矿区ZK80-30水文孔水位标高857.90m，据以上四孔水位资料画出了区域岩溶水等水压线，区内岩溶水水位标高在862～900m之间。本次施工的ZK10-5水文孔，对峰峰组含水层做了抽水试验，该孔揭露奥陶系灰岩107.36m，底部为上马家沟组顶部泥灰岩，该段含水层厚8.49m，水位埋深220.40m，水位标高+940.105m，经抽水试验，降深0.62m，钻孔单位涌水量0.91l/s.m，属中等富水含水层。该段含水层虽富水性较弱，但水头高出上马家沟组含水层50m左右，对开采煤层的影响还值得进一步研究。据本井田北部斜沟井田0204孔抽水资料：孔深357.00m到峰峰组底部时，已有22m且富水性较好的含水层，水位埋深111.28m，水位标高847.918m。经抽水试验，降深0.56m，出水量485.57m3/d，单位涌水量10.04L/d·m，水质类型为HCO3·Cl～Ca·Na型，矿化度0.64g/L。0204孔最终孔深585.18m，揭穿奥陶系灰岩310.06m，进入上马家沟地层225.75m，含水层厚46m，水位标高847.098m，钻孔单位涌水量可达24.79L/s·m。属极强富水含水层，水质类型为HCO3·SO4—Ga·Mg型，矿化度0.38g/L。（2）石炭系太原组碎屑岩夹碳酸岩类裂隙含水层本组地层在区内全为埋藏型，含水层主要是砂岩裂隙。根据三个水文孔揭露，太原组地层仅有一层薄层灰岩，且岩溶裂隙极不发育，含水层以中、细砂岩为主，含水层ZK12-2孔最厚为22.25m，其他孔均在18m左右。ZK7-4孔抽水结果钻孔单位涌水量为0.0045L/s·m，水位标高+1099.978m，ZK10-5孔抽水结果钻孔单位涌水量为0.0042L/s·m，水位标高+1072.085m，属弱富水含水层，ZK12-2孔单位涌水量为0.00293L/s·m，水位标高+1100.411m，均属弱富水含水层。通过上述资料可以看出该含水层在矿区东部浅埋区，补给条件好的部位富水性较好，否则富水性相对较弱。该含水层水质类型为HCO3·Cl～Na型或SO4·HCO3—Na·Mg·Ga型。矿化度0.68～0.77g/l。（3）二叠系下统下石盒子组与山西组砂岩裂隙含水层山西组地层在区内未见有出露，含水层以中、粗粒砂岩为主，下石盒子组地层在黄家沟沟中见有出露，含水层主要为中、粗粒砂岩，根据ZK7-4水文孔抽水试验资料，该组含水层厚18.85m，钻孔单位涌水量0.002157L/s·m，属弱富水含水层，水位标高1117.718m，渗透系数0.01046m/d，影响半径43.71m，水质类型为SO4·HCO3—Na·Ga型，矿化度0.66g/L。（4）二叠系上统上石盒子组、石千峰组砂岩裂隙含水层。该三组地层在本井田中东部多被剥蚀，仅在该区中西部沟谷中见有出露。该组含水层以砂岩裂隙含水层为主，3个水文孔均未揭露该地层，无抽水试验资料，据区域泉井调查分析，单泉流量均小于1L/s，最大的单泉流量为0.23L/s，属弱富水含水层，水质类型多为HCO3·SO4-Na·Ga·Mg型，矿化度0.58g/l。（5）上第三系、第四系孔隙含水层上第三系上新统分布在沟谷两侧和沟顶的基岩顶面上，含水层以砾石为主，厚度不稳定，泉流量＜0.1L/s，属弱富水含水层。水质类型为HCO3-Na型，矿化度0.47g/l，水质较好，局部砾石层较厚，当钻孔钻至这一层位时，泥浆漏失严重，富水性较好。第四系全新统分布在马尾沟和郭家圪台沟两条沟谷中，含水层为现代冲洪积砂砾石层，单井出水量可达5～40m3/d，属中等富水含水层。水质类型为HCO3—Ga·Mg型，矿化度0.39g/l，水质较好。1.3.2井田主要隔水层1、山西组以上泥岩隔水层太原组13号煤层以上到8号煤层之间有一套以泥岩为主的地层，厚25.56～45.63m，平均厚33.60m，区内沉积连续稳定，是山西组8号煤与太原组13号煤层之间较好的隔水层。2、石炭系本溪组泥岩和太原组13号煤下至本溪组间的泥岩隔水层。本溪组地层为一套泥岩、粘土岩、铁铝岩为主的地层，夹薄层灰岩和砂岩，砂岩一般为泥质胶结，隔水性很好。根据区内3个水文钻孔统计，本溪组地层平均厚33.81m，太原组13号煤下至本溪组顶面也是一套以炭质泥岩为主的地层，平均厚37.04m，从13号煤底板至奥灰岩顶面平均厚70.85m，该段地层隔水性很好，是13号煤层和奥陶系地层之间重要的隔水层。3、井田地下水的补给、迳流、排泄条件奥陶系岩溶水的补给主要是基岩裸露区大气降水和地表水的入渗补给，井田属区域岩溶水迳流区，岩溶水由南东向北西运移，最终排向保德县天桥黄河峡谷中，根据本次施工的ZK7-4和ZK12-2两个水文孔和本次收集的兴县城2号供水井资料，画出的岩溶水等水压线图可以看出矿区内岩溶水水位标高在862～910m之间。石炭系和二叠系砂岩裂隙水，在裸露区接受大气降水和季节性河流补给后，顺岩层倾斜方向运移。上部含水层在沟谷中以侵蚀下降泉的形式排泄；下部含水层顺层向西排出井田外，现采煤矿的矿坑排水和民井开采是其主要的排泄方式。第三系和第四系孔隙水的补给除大气降水的垂直入渗补给外，有地表水的入渗补给和较高基岩裂隙水的侧向补给。地下水的流向大致与地表水一致，排泄方式除蒸发和以泉的形式排泄外主要是人工开采。4、构造对井田水文地质条件的影响本井田受区域构造的控制，呈单斜构造，未发现其它构造形迹，但是随着地下煤层的开采，对地应力的进一步破坏，有利于促使断层以及其它构造的发生与发展，区内大部分煤层属岩溶水带压开采煤层，一旦有导水断层沟通，岩溶水就会侵入含煤地层和矿井，造成淹井事故。因此，特别要重视对断层、陷落柱以及其它构造的发现和研究，防止淹矿事故的发生。5、地下水动态据勘探报告，区内一般民井和泉水均受季节变化的影响，雨季水量增大，旱季水量减小。根据山西省地质调查院2003年编写的《晋陕蒙接壤地区岩溶地下水勘察报告》资料，岩溶水迳流区受当年降雨影响明显，10月至11月份是岩溶水高水位期，7月至9月份是岩溶水低水位期，滞后补给3～4个月，由于矿区岩溶水接近补给区，滞后补给时间相对较短。1.3.3充水因素分析1、充水因素分析开采13号煤的矿井，矿坑水也是来自竖井和斜井井壁和松散层与基岩接触部位及顶板上覆层间水，底板没有渗水。含水层主要是顶板砂岩裂隙，通过顶板冒落裂隙渗入矿井，矿井涌水量一般都小于500m3/d，属涌水量小的矿井。2、矿床水文地质勘探类型综合充水因素分析，主采13号煤的直接充水含水层也主要以砂岩裂隙含水层为主，在13号煤底板等高线910m以东，属岩溶水非带压开采地段，充水因素以砂岩裂隙含水层为主，但该段煤层顶板裂隙发育，煤层埋藏浅，顶板含水层与基岩风化裂隙含水层联系密切，补给条件亦好，根据本次ZK10-5水文孔抽水试验资料，钻孔单位涌水量为0.0113L/s·m，因此矿床水文地质类型定为二类二型。在13号煤底板等高线+60m以西奥灰水的突水系数大于0.15MPa/m，有突水的危险性，因此13号煤的水文地质勘探类型在13号煤+60m底板等高线以东到910m间定为三类一型至二型，在60m底板等高线以西定为三类三型。1.3.4井筒和矿井涌水量计算井筒和矿井涌水量均采用大井疏干法进行了计算，计算公式采用承压转无压公式Q=1.366K(2HM-M2-h02)/log(R0/r)式中：Q—预计井筒和矿井涌水量（m3/d）K—渗透系数（m/d）H—含水层底板以上水头高度（m）M—含水层厚度（m）h0—“大井”中水头高度，疏干后h0=0（m）R0—“大井”影响半径，R0=R+r0(m)R--10s√Kr0—“大井”半径r0=√F/π（m）F—坑道计算面积（m2）经计算一个采区13号煤的矿井涌水量为1.85×103m3/d，应为最大矿井涌水量。一个采区的正常涌水量应比照邻近现采煤矿的矿井涌水量400m3/d使用。上述计算结果，利用单孔抽水试验求取的渗透系数，用大井法计算的矿井涌水量，矿井涌水量属D级精度，误差大体在70%以内，但由于计算的涌水量数值较小，所以计算结果可以满足设计需要。

表1-3-1矿井涌水量计算表参数项目煤层号坑道开采面积（m2）渗透系K（m/d）高度H（m）厚度（m）“大井”影响半R（m）“大井”半径r（m）涌水量（m3/d）井筒涌水量80.043440.8114.4691840.3×103矿井涌水量812500000.043440.8114.4615486301.89×1031312500000.02523574.8518.3115436301.85×103依据地质勘探报告资料，本次设计矿井正常涌水量取170m3/h，最大涌水量取255m3/h。1.4煤层特征煤层分布井田内含煤地层主要为石炭系上统太原组（C3t）和二叠系下统山西组（P1s），下石盒子组（P1x）和本溪组（C2b）偶尔发育1-2层薄煤层。山西组和太原组共含煤16层，自上而下分别为山西组的2、3、4、5、6、7、8上、8、8下号煤层和太原组的9、10、11、12、13、14、15号煤层。山西组和太原组累计厚度平均178.24m。含煤16层，煤层累计厚度平均19.38m，含煤系数为10.9%。见煤层发育特征表1-4-1：

表1-4-1煤层特征表煤组组厚度（m）含煤系数（%）层号煤层厚度（m）层间距（m）采点可采点灭点蚀点结构稳定性可采系数（%）可采性山西组46.62-89.8063.588.620-0.720.02115811简单不稳定1.6不可采5.66-53.855.7630-0.550.05085211简单不稳定0不可采1.29-11.586.4540-2.910.2151929简单不稳定12不可采3.50-32.238.1050-1.480.301420289简单不稳定18零星可采1.82-14.166.6460-1.550.25382238简单不稳定10不可采1.51-21.4410.0970-1.520.371124288简单不稳定17零星可采2.35-14.186.358上0-1.430.19115487简单不稳定16零星可采0.72-7.601.7980-6.050.1854827简单不稳定14不可采0.99-6.452.788下0-2.370.12137447简单不稳定17零星可采5.37-12.9410.46太原组92.86-139.83114.6690-1.650.17924317简单不稳定14零星可采6.50-32.5316.4194.1100-4.000.46843155简单不稳定12零星可采1.13-15.497.05110-0.830.31343223简单不稳定4零星可采3.98-10.556.03120-1.700.301611432简单不稳定23零星可采4.40-32.4221.47137.00-9.008.0070001简单-复杂稳定100全区可采0.85-12.804.01140-1.610.25825371简单不稳定11零星可采1.52-4.662.89150-0.580.0105651简单不稳定0不可采

本井田内的可采煤层主要太原组的13号煤层。叙述如下：一、13号煤层位于太原组下部，本次共揭露该层位70点，均见该煤层，且均可采，仅东部ZK11-7孔被剥蚀。该煤层为全区可采煤层，上距8号煤层52.10～82.40m，平均70.30m，下距K1砂岩20.17～34.29m，平均34.67m。煤层厚度为7.00～9.00m，平均8.00m，为结构简单—复杂层位稳定的全区可采煤层，是勘探区内的主采煤层。可知煤层厚度在勘探区内厚度变化不大，均处于7～9m之间。含夹矸0～10层，一般为0～3层，夹矸厚度为0.16～1.60m，一般为0.16～0.48m，其顶板岩性为砂质泥岩和泥岩，老顶为中粗粒砂岩，常见炭质泥岩伪顶；底板岩性为泥岩和砂质泥岩，有时为粉砂岩或泥灰岩，普遍存在着炭质泥岩伪底。13号煤层井田内含煤面积为56.7km2，占整个井田面积的99%。13号煤层大部分倾角为6～15°，在勘探线8～13之间矿井西南部部分区域煤层倾角大于15°，属缓倾斜煤层。1.5煤质1.5.1煤的物理性质井田内各煤层的物理性质基本相同，表现为黑色或棕黑色，条痕为深黑色或褐黑色，沥青光泽～玻璃光泽，硬度一般为2～3，内生裂隙相对较发育，但有一定韧性，参差状、贝壳状断口。视密度为1.35～1.50t/m3。真密度比视密度稍大。各煤层视密度采用的平均值见表1-5-1。表1-5-1各煤层视密度平均值统计表煤层号13平均视密度(t/m3)1.401.5.2煤岩特征（1）宏观煤岩特征各主要煤层的宏观煤岩特征极为相近，宏观煤岩组分以亮煤为主，次为暗煤、镜煤，局部可见有丝炭，宏观煤岩类型主要为半亮型和半暗型，光亮型次之，少量的暗淡型。煤层主要为条带状、线理状结构，少见均一状结构；主要为层状构造，其次为块状构造，太原组各煤层可见星散状或团块状黄铁矿结核。（2）显微煤岩特征在施工钻孔的煤芯煤样中有选择的采取了煤岩煤样，对4、6、8、13号煤层进行了显微煤岩鉴定（见表1-5-2）：表1-5-2显微组分定量统计表煤层号去矿物基（%）含矿物基（%）备注镜质组惰质组壳质组镜质组惰质组壳质组粘土矿物硫化铁类碳酸盐类氧化硅类1369.126.04.961.123.01.258.367.528.24.360.82.31.0煤的化学性质和工艺性能井田内各主采煤层的化学组成及工艺性能见表（表1-5-3）表1-5-3主采煤层煤的化学组成综合成果一览表煤层编号分析煤类工业分析（%）全硫St.d(%)磷Pd(%)元素分析(%)粘结指数GR.I发热量(MJ/kg)MadAdVdafCdafHdafNdafOdafQgr.vdQnet.ad13原煤0.12-1.600.99（61）12.04-39.8918.91（61）31.6-37.9234.84（61）0.31-2.851.07（61）0.002-0.1430.023（38）78.90-84.0982.20（22）2.54-7.084.90（61）1.06-1.711.48（22）8.45-17.9111.31（21）18.67-31.7526.78(61)17.48-31.1725.15(61)精煤0.10-2.100.769（61）0.49-11.487.32（61）29.15-38.9133.81（61）0.39-2.360.97（61）0.005-0.1740.025（40）79.15-85.4783.73（17）3.19-5.565.03（54）1.29-1.751.47（17）7.44-11.818.93(16)24-9355(61)25.35-33.2631.48(61)28.72-32.8630.88(61)1.5.4煤的分类勘探报告中利用施工的钻孔煤芯样测试结果，依据《中国煤炭分类国家标准》(GB5751—86)确定煤类，依据所测试出的浮煤挥发份和粘结指数，13号煤层煤类确定主要为气煤和1/3焦煤，有一部分为弱粘煤、1/2中粘煤。13号煤层全区以气煤和1/3焦煤为主，其次为1/2中粘煤，少量弱粘煤。平面上分布为东北部为1/3焦煤，中部为气煤，再向东依次为1/2中粘煤和弱粘煤，即深部变质程度较高，向东浅部变质程度逐渐降低。1.5.5煤的工业用途评价13号煤层以低中灰煤为主、其次为低灰分煤，少量高灰和特低灰煤，以中硫和低硫煤为主、其次为特低硫分煤，特低-高磷分的气煤和1/3焦煤，少数为1/2中粘煤、弱粘煤。精煤回收率为良等。发热量为属低～特高热值煤。主要为高热值煤根据GB/T7562-87《发电煤粉锅炉用煤质量》和GB/T9143-88《常压固定床煤气发生炉用煤质量标准》等规范的有关标准要求，可用作发电用煤和气化用煤，同时经洗选后可用作炼焦（配）煤。1.6其它开采技术条件1.6.1顶底板本井田内主采煤层为太原组13号煤层，从钻孔揭露的地层结构看，13号煤的直接顶板以砂质泥岩为主，局部为砂岩。以ZK7-4孔资料分析，抗拉强度平均为2.9MPa，抗压强度平均为79MPa，顶板基本稳定。13号煤底板多为泥岩，在遇水作用下有底鼓现象。矿区地层以碎屑岩为主，层状结构，地形地貌条件简单，地形有利于自然排水，地层岩性单一，构造简单，局部地段有矿山工程地质问题的可能性，因此矿山工程勘探类型定为第三类简单～中等型。1.6.2瓦斯13号煤层瓦斯含量为0.33～7.42ml/g，平均为1.52ml/g；瓦斯成分中以N2含量为主，其次为CH4，少量CO2，CH4含量为0.07～1.62ml/g，平均为0.51ml/g；甲烷成分占瓦斯成分的1.17～95.51%，平均为28.33%，属氮气～沼气煤带。各煤层瓦斯均属于低瓦斯，太原组煤层甲烷含量相对来说高于上部山西组各煤层。说明太原组各煤层的围岩条件略好于山西组各煤层。从瓦斯成分测定结果知：各煤层瓦斯成分以氮气为主，其次为甲烷，二氧化碳和重烃含量甚微，特别是重烃大都检测不到。垂向上随着煤层埋藏深度的增加氮气含量略有减少，二氧化碳有所增加。根据所测煤层瓦斯成分，本区瓦斯分带可划为：二氧化碳氮气带和氮气～沼气带，以前者占大多数。勘探区地质构造特征为一走向近南北，倾向西的单斜，局部略有缓波伏起伏变化，从而对瓦斯的含量分布也存在着一定的影响。一般而言沿地层倾向同一煤层的瓦斯含量随着埋深增大而增大，不同煤层垂向上也有着同样的变化规律，一般而言上部煤层甲烷含量低于下部煤层。煤层瓦斯含量试验结果统计表见表1-6-2。综上所述，本区各可采煤层为低瓦斯，远低于《煤层气资源/储量勘探规范》中规定的标准，全区甲烷平均含量小于4m3/t，暂无开采价值；但煤层埋藏深度是控制瓦斯含量的一个主要因素。这是由于随煤层埋藏深度增大，煤层本身及围岩的透气性降低，使得煤层中瓦斯难以往外运移、排放，从而有利于瓦斯的富集和保存。因此，今后在开采过程中，瓦斯将成为危害井下安全生产的一个主导因素，应引起设计和生产部门的高度重视；同时生产部门应加强井下的通风和瓦斯监测工作。表1-6-2煤层瓦斯含量试验结果统计表煤层号孔号原气含量(ml/g)自然瓦斯成份(%)CH4CO2C2-C8N2合计CH4CO2C2-C8N213ZK1-10.560.811.3757.0242.98ZK3-20.570.160.481.2139.0016.2844.72ZK4-51.6210.134.677.4221.7831.8646.36ZK5-40.190.060.730.9813.485.0581.47ZK7-21.190.260.0400.962.4541.8316.220.77041.18ZK7-30.530.080.731.3447.606.0746.33ZK7-41.020.030.761.8144.280.7954.93ZK8-10.250.020.140.4158.084.3037.62ZK8-30.140.050.140.339.5922.7967.62ZK8-60.3042.3615.5882.06ZK9-91.7711.4619.9068.64ZK10-10.180.070.340.5918.6812.3468.98ZK10-10.070.071.0595.38ZK10-40.380.020.751.1524.031.9274.05ZK10-50.390.050.030.581.0521.865.353.6169.18ZK11-21.220.010.191.4295.511.193.30ZK11-40.160.010.090.290.5517.971.9423.6256.47ZK11-30.851.7217.2281.06ZK12-20.800.070.621.5433.705.1861.12ZK12-40.230.051.071.355.473.8290.71平均0.510.140.050.871.5228.339.569.3360.711.6.3煤尘表1-6-3煤尘爆炸性测试成果表煤层号钻孔号火焰长度(mm)抑制煤尘爆炸最低岩粉用量(%)爆炸性备注13ZK7-66065有27065有ZK11-411070有6060有6065有ZK11-8>40075有37075有ZK12-216070有4060有11070有区内各可采煤层均具有煤尘爆炸性。1.6.4煤的自燃1、煤的燃点13号煤层还原温度（T1）为364-392℃，平均384℃，原样（T2）为331-388℃，平均360℃，氧化（T3）为306-350℃，平均327℃。2、煤的自燃倾向性

表1-6-4煤的自燃倾向性测试成果表煤层号钻孔号吸氧量(cm3/g)自燃倾向性等级自燃倾向性13ZK7-60.68Ⅱ自燃0.71Ⅰ容易自燃ZK11-40.54Ⅱ自燃0.62Ⅱ自燃0.69Ⅱ自燃ZK11-80.55Ⅱ自燃0.53Ⅱ自燃ZK12-20.71Ⅰ容易自燃0.72Ⅰ容易自燃0.68Ⅱ自燃1.6.5地温井温测量在ZK4-1、ZK6-3两个钻孔中进行，ZK4-1号孔地温梯度：1.26℃/百米，ZK6-3号孔地温梯度：1.09℃/百米。地温梯度均小于3℃/百米，本区是地温正常区。

2井田境界和储量2.1井田境界肖家洼井田位于山西省兴县蔚汾镇肖家洼村一带，行政区划属兴县蔚汾镇和奥家湾乡管辖。井田范围由以下10个拐点坐标组成，详见表2-1-1。表2-1-1井田拐点坐标—览表序号大地坐标国家6度带LBXY1111°05′44″38°26′10″4255986.27319508343.0742111°10′00″38°26′10″4255995.10519514551.8763111°10′57″38°24′48″4253469.24019515939.3114111°12′38″38°24′48″4253474.46219518389.6495111°13′10″38°23′00″4250146.08819519173.9166111°11′44″38°23′00″4250141.39419517086.6277111°11′45″38°20′32″4245577.88919517120.5788111°09′56″38°20′47″4246035.23219514472.7369111°09′29″38°21′35″424751455810111°06′38″38°24′24″4252719.21419509656.662井田走向为南北方向，倾向为东西方向，走向长3.3～12km，倾斜长度2.6～8.5km，平均倾斜长度为5.8km，井田水平面积为60.338km2。随着以后勘探的井田区域扩大，井田的开采范围可能扩大。具体见图2-1-1。

图2-1-1井田赋存状况示意图2.2矿井资源/储量计算2.2.1矿井地质资源量根据《山西省河东煤田兴县肖家洼勘查区煤炭勘探报告》矿产资源储量评审意见书（国土资矿评储字【2009】62号文件），本井田勘探报告最终通过评审，对井田内13煤进行了资源储量估算，计算工业指标如下：气煤及1/3焦煤的指标为：煤层最低可采厚度为：0.70m原煤最高灰分Ad为：40%原煤最高硫分St·d为：3%1/2中粘煤、弱粘煤的估算指标为：煤层最低可采厚度为：0.80m原煤最高灰分Ad为：40%原煤最高硫分St·d为：3%原煤发热量Qgr.v.d最低为:17MJ/kg13煤层特征见表2-2-1。表2-2-113煤层特征见表煤层平均厚度可采程度容重平均倾角13煤8m全区可采1.40t/m312°矿井地质储量按下面公式计算：式中Z——矿井地质储量，tS——煤层水平面积，m2m——煤层平均厚度，mγ——煤层的容重，1.40t/m3——煤层的平均倾角，°Z=8m×1.40t/m3×59458600m2/cos12°=680.8Mt2.2.2矿井工业资源/储量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。矿井工业资源/储量按下式计算：矿井工业资源/储量＝Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333×kk—可信度系数。本矿井煤层地质构造简单、煤层赋存较稳定取k为0.85。因此本矿的矿井工业资源/储量为： 矿井工业资源/储量＝Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333×k=670.6Mt2.2.3矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量为矿井工业资源/储量减去设计计算的断层、露头防水煤柱、井田境界煤柱等永久煤柱损失量后的资源/储量。经计算永久煤柱总计为14.07Mt，矿井设计资源/储量为655.5Mt。详见表2-2-2。表2-2-2矿井设计资源/储量计算结果表单位：Mt煤层矿井工业资源量永久煤柱损失矿井设计资源/储量井田边界煤柱断层煤柱露头煤柱小计13煤670.67.846.2314.076矿井可采储量矿井设计可采储量式中 ——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：482.53（Mt）2.3安全煤柱及开采损失1、井田境界煤柱井田境界留设20m煤柱。2、工业场地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2-3-1。表2-3-1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1.01.2～5～9～0.31.8矿井井型设计为4.0Mt/a，因此由表2-3-1可以确定本设计矿井的工业广场为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，工业广场的面积都有缩小的趋势，再加上本井田煤层埋藏较深，若取工广煤柱较大会造成大量的工广压煤，所以本设计取0.60的系数，则工业广场的面积约为0.24km2。《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470m，宽为470m，加上15m的维护带，表土层厚度取30m，按表土层移动角45°，基岩70°考虑留保护煤柱。采用垂直剖面法计算工业广场的压煤损失。具体见图2-3-1。图2-3-1保护煤柱垂直剖面图用CAD求得等腰梯形面积为940449m2。工业场地保护煤柱煤量经计算为：P=8m×940449m2×1.40t/m3/cos12°=10.8Mt3、主要井巷保护煤柱主要井巷指井筒、井底车场、大巷、石门及上下山等，其煤柱的留设按主要井巷的两侧各留设40m保护宽度。4、各煤层防水煤柱留设根据《矿井水文地质规程》煤层露头防隔水煤（岩）柱的留设，应按以下公式计算：（1）当煤层露头无覆盖或被粘微透水松散层覆盖时：H防=H冒+H保（2）当煤层露头被松散富含水层覆盖时；H防=H裂+H保根据上两式计算的值，不得小于20m。式中H防防水煤（岩）柱高度（m）H冒采报冒落带高度（m）；H裂垂直煤层的导水裂隙带最大高度（m）；H保保护层厚度（m）；a煤层倾角（°）。其上为棕紫色、棕红色及黄色粘土、砂质粘土、钙质粘土夹砂砾石层，含大量钙质结核，。因此H防=H冒+H保进行计算。冒落带：H冒=（1～5）M其中：M—累计采厚（m），13煤取13.94m（1～5）——13煤取2经计算，13煤冒落带H冒=27.88m。H保—保护层厚度（m），取10m；则：露头防水煤柱13煤H防=H冒+H保=27.88+10=37.88m注：以上计算煤柱厚度为垂高。对于以上计算结果，根据煤层倾角（按照12度），计算出13煤保护煤柱平距分别为180m。5、其它煤柱留设采区边界煤柱：沿各采区边界两侧各留设5m煤柱。对于井田内的输电线路、公路等，均不考虑留设煤柱，而采取井上、下的综合技术措施和加强维护进行处理。6、开采损失根据设计规范，依据本矿井开采条件和各煤层赋存厚度情况，采区回采率按75%计。

3矿井设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度矿井工作制度：矿井年工作日330d，每天四班作业，三班生产，一班准备，每天净提升时间为18h。3.2矿井设计生产能力矿井设计生产能力受资源条件、外部建设条件、市场供需情况、开采条件、技术装备、煤层及工作面生产潜力与经济效益等因素的影响。矿井资源量是决定矿井设计生产能力的基础。本井田煤炭资源丰富，拥有工业资源/储量670.6Mt，扣除各种煤柱和开采损失以后，计算可采储量为482.5Mt。储量备用系数取1.35，即：矿井规模为4.0Mt/a时服务年限为89.4a，符合煤炭工业设计规范的规定。3.3矿井服务年限矿井可采储量为482.5Mt。根据本矿井煤层条件和地质构造类型情况，储量备用系数取1.35，矿井规模为4.0Mt/a，则矿井的服务年限为89.4。矿井第一水平可采储量为284.1Mt，服务年限为52.6a。符合煤炭工业设计规范的规定（第一水平的服务年限不小于30a）。

4井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在一个某井田范围内，为矿井和开采水平服务所进行的巷道布置及开掘工程。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，要技术上可行，经济上合理，生产上安全高效。井田开拓的内容包括：井筒形式、数目、位置，开采水平划分，大巷布置，准备方式等。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。具体见表4-1-1。本矿井煤层倾角小，平均12°，为缓斜煤层；表土层厚约30m，无流沙层；水文地质情况中等—简单，涌水量较小。本井田面积较大，煤层埋深较大，优先选用立井，又考虑到煤层浅部露头，且煤层倾角较小，又可以考虑选用小角度斜井开拓，故开拓方式比较时考虑两种井筒形式。2.井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此，井筒位置的确定原则：沿井田走向的有利位置表4-1-1井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平硐1运输环节和设备少、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，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求。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。当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿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井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延伸井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。3）有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的工程量，节省投资和缩短建井工期。4）地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒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，煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及高应力区。5）井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置主，副井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连接，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，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。6）井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。由于本井田倾角平缓，厚度变化小，下部可采储量较大，若采用立井则把井筒置于井田中央偏下。若采用斜井则布置沿煤层底板的岩石斜井。3.井筒数目为满足矿井生产需要主、副立井各一个，回风立井三个；也可以考虑布置一个主斜井和一个立井用于辅助运输，三个回风立井中的浅部风井也可以考虑采用斜井。4.1.2工业场地的位置工业场地位置同主、副井筒位置，布置在井田中央。4.1.3开采水平的确定及带（采）区划分1.开采水平划分依据及原则开采水平的划分将影响矿井建设时期的技术经济指标，影响建井初期工程量，影响基建投资。所以，开采水平的划分要合理。其所遵循的原则如下：1）具有合理的阶段斜长合理的阶段斜长要便于煤炭的运输，便于辅助提升，方便行人。同时还要考虑要有合理的区段数目。2）要有利于采区的正常接替为保证矿井均衡生产，一个采区开始减产，另一个新的采区应投入生产，必须提前准备好一个新采区。所以，一个采区的服务年限应大于一个采区的开拓准备时间。由此可见，阶段斜长越长，采区储量多，采区的服务年限就越长，越有利于采区的接替。3）经济上有利的水平垂高我国多年的生产建设实际表明，开采水平垂高过小，将造成严重的采掘失调。合理的加大开采水平垂高，可以增加水平储量和服务年限，有利于集中生产，提高开采水平的生产能力，减少开采水平和同时生产的水平数目。故在运输、通风、排水、巷道维护等技术条件能够达到的情况下，可以适当加大水平垂高，减少水平数目。本井田面积大，垂直深度变化大，需要布置三个水平，分别是780m辅助水平，阶段垂高300m；480m水平，阶段垂高300m；180m水平，阶段垂高300m左右。4.1.4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：主、副立井布置在井田中央，落底到460m，在480m开掘第一水平运输大巷、辅助运输大巷，两条大巷均布置在煤层底板的岩石中，480m水平在煤层底板岩石中掘暗斜井延深到180m水平，在180m水平布置运输大巷、辅助运输大巷，两条大巷均布置在煤层底板的岩石中。480m水平向上布置采区运输上山，辅助运输上山和回风上山，辅助运输上山布置在岩石中，运输上山和回风上山布置在煤层中。回风上山通达地面构成回风斜井。780m辅助水平上山开采，480m水平上山开采，180m水平上下山开采。井田布置三个风井，分别为浅部回风斜井，深部西北部风井，东南角风井。具体见图4-1-1。方案二：辅助提升立井同方案一布置在井田中央，在井田东南角煤层露头处1100m高程沿煤层底板掘主斜井落底到780m水平，780m水平设井底车场，但不设长距离运输大巷，780m水平斜井延深到480m水平，480m水平在煤层底板岩石中掘运输大巷、辅助运输大巷。480m水平向上布置采区运输上山，辅助运输上山和回风上山，辅助运输上山布置在煤层底板岩石中，运输上山和回风上山布置在煤层中。回风上山通达地面构成回风斜井。780m水平上山开采，480m水平上山开采，180m水平上下山开采。井田布置三个风井，分别为浅部回风斜井，深部西北部风井，东南角风井。具体见图4-1-2。方案三：主、副立井布置在井田中央，落底到460m，在480m开掘第一水平运输大巷、辅助运输大巷，两条大巷均布置在煤层底板的岩石中，480m水平在煤层底板岩石中掘暗斜井延深到180m水平，在180m水平布置运输大巷、辅助运输大巷，两条大巷均布置在煤层底板的岩石中。在-100m布置-100m水平，180m水平和-100m水平通过岩石上下上连接。在-100m水平布置运输大巷、辅助运输大巷，两条大巷均布置在煤层底板的岩石中。480m水平向上布置采区运输上山，辅助运输上山和回风上山，辅助运输上山布置在岩石中，运输上山和回风上山布置在煤层中。回风上山通达地面构成回风斜井。780m辅助水平上山开采，480m水平上山开采，180m水平上山开采，-100m水平上山开采。井田布置三个风井，分别为浅部回风斜井，深部西北部风井，东南角风井具体见图4-1-3。方案四：方案二：辅助提升立井同方案一布置在井田中央，在井田东南角煤层露头处1100m高程沿煤层底板掘主斜井落底到780m水平，780m水平设井底车场，但不设长距离运输大巷，780m水平斜井延深到480m水平，480m水平在煤层底板岩石中掘运输大巷、辅助运输大巷。480m水平在煤层底板岩石中掘暗斜井延深到180m水平，在180m水平布置运输大巷、辅助运输大巷，两条大巷均布置在煤层底板的岩石中。在-100m布置-100m水平，180m水平和-100m水平通过岩石上下上连接。在-100m水平布置运输大巷、辅助运输大巷，两条大巷均布置在煤层底板的岩石中。480m水平向上布置采区运输上山，辅助运输上山和回风上山，辅助运输上山布置在煤层底板岩石中，运输上山和回风上山布置在煤层中。回风上山通达地面构成回风斜井。780m水平上山开采，480m水平上山开采，180m水平上山开采，-100m水平上开采。井田布置三个风井，分别为浅部回风斜井，深部西北部风井，东南角风井具体见图4-1-4。图4-1-1立井两水平上下山方案图4-1-2立斜副立两水平上下山方案图4-1-3立井三水平上下山方案图4-1-4主斜副立三水平上下山方案图4-1-5各方案对应剖面图1.主立（斜）井、2.副立井、3.回风斜井、4.回风立井、5.回风立井、6.+780米辅助水平、7.+480米第一水平、8.+180米第二水平、9.-100米第三水平2.方案比较技术比较方案一和方案三比较，方案二和方案四比较，主要区别在于是否设-100m水平，方案一和方案二都没设-100m水平，而是采用180m水平上、下山开采，方案三和方案四都设有-100m水平，通过180m水平上山开采，-100m水平也是上山开采。下面对采用一个水平上、下开采和采用两个水平上山开采作技术比较。上山开采上山开采时，煤矸石向下运输，运输容易，但从全矿来看，煤矸石在上山和井筒中的运输方向相反，存在折返运输。采区内的谁可以直接排入井底水仓，排水系统简单。上山掘进和通风都比较简单。下山开采下山开采时，煤矸石在上山和井筒中的运输方向相同，没有折返运输。下山采区的排水、掘进、通风都比上山开采难度要大。下上开采，可以充分利用原有的水平及设施，节省了开拓工程量和建设费用，延长了水平服务年限。结合本矿实际，本矿煤层倾角小，瓦斯含量低，涌水量不大，下山开采的缺点并不严重，而且本矿机械化水平高，通风、排水、运输设备好，管理水平高，可以很好地解决下山开采时的困难，而且运煤采用胶带运输时采用下山开采，煤炭向上运输更为合适。另外，本矿井田深部的境界高低不一，设置开采水平难度较大，不是很经济。本矿是大型矿井，为更好地实现高产高效矿井的建设，采用上、下山开采，减少开采水平，有利于采掘接替，有利于集中生产，集中管理。综上所述，本矿井深部选用一个水平上、下山开采的方式，条件适宜，技术合理，经济节约。故优先选着方案一和方案二。再将方案一和方案二比较，两方案水平布置相同，上、下山及采区布置基本相同，主要区别在于方案一主、副立井的井筒布置，方案二采用的是主斜井、副立井的井筒布置。现在将主井采用立井和斜井的优缺点进行粗略的技术和经济比较。主井采用立井优点：井筒布置在井田中央，有利于运输距离的均衡，开采前期和后期运输距离差别不是太大，有利于矿井生产能力的稳定。主井采用立井维护简单，维护费用极低。主立井可以同副立井布置在同一工业广场，工业广场井筒压煤量相对于采用斜井分开布置要少，主、副立井布置在一起有利于生产管理。缺点：主立井布置在井田中央，开采前期运输距离较斜井运输前期距离要长。立井的深度达620m，建设难度大，建设所需的装备要求也较高，主、副立井同时开工建设，管理难度、施工难度均很大，投资费用也很大。主井采用斜井优点：斜井沿煤层布置，可以在780m设第一水平，生产前期运输距离较短。斜井在运输方面装备简单，可以适应矿井生产能力的大幅提高。另外，斜井的施工工艺和建设难度都比立井要低，建设前期的管理难度要小，前期投入也较省，建设周期较短有利于矿井的建成投产，主斜井可以作为矿井安全出口。缺点：本井田的斜井初期较短，但是需要延深，总的来说斜井的长度偏大，采用斜井，生产前期和生产后期煤炭运输距离变化大，尤其是后期的运输距离达上万米，不利于生产能力的稳定。生产期间，主斜井和副立井不在同一区域，生产调配和管理难度大。经济比较表4-1-2方案一费用表方案一项目数量/10m基价/元费用/元费用/元基建费

/万元表土段3491471474413610859主立井基岩段59587023463418表土段3576521729564132505副立井基岩段59671113959549表土段6401942411647803520风井基岩段148510977562356立井井底

车场岩巷1004187441874004187400暗斜井岩巷1372481934002033400203暗斜井

井底车场岩巷804187433499203349920运输大巷岩巷1201318513825305138253051辅助运输

大巷岩巷1201.6318513827216238272162回风大巷岩巷674.2318512147394421473944小计/万元12448生产费

/万元系数煤量/万t提升距离/km单价/万元费用/万元立井提升1.2482000.621.657377暗斜井提升1.2296001.370.4220438年涌水量

/m3排水距离

/km服务年限

/年单价/元费用/万元立井排水14892000.6289.40.43302小计81117总计费用/万元93566百分比100%

表4-1-3方案二费用表方案二项目数量/10m基价/元费用/元费用/元基建费

/万元表土段15297824467308637000主斜井基岩段330248198190270表土段3576521729564132505副立井基岩段59671113959549表土段6401942411647803520风井基岩段148510977562356立井井底

车场岩巷504187420937002093700暗斜井岩巷1372481934002033400203斜井

井底车场岩巷804187433499203349920暗斜井

井底车场岩巷804187433499203349920运输大巷岩巷1201.6318513827216238272162辅助运输大巷岩巷1201.6318513827216238272162回风大巷岩巷674.2318512147394421473944小计/万元13079生产费

/万元系数煤量/万t提升距离/km单价/万元费用/万元斜井提升1.2482003.450.4283810暗斜井提升1.2296001.370.4220438年涌水量

/m3排水距离

/km服务年限

/年单价/元费用/万元立井排水14892000.6289.40.43302小计107550总计费用/万元120629百分比1.289241271

表4-1-4方案三费用表方案三项目数量/10m基价/元费用/元费用/元基建费

/万元表土段3491471474413610859主立井基岩段59587023463418表土段3576521729564132505副立井基岩段59671113959549表土段6401942411647803520风井基岩段148510977562356立井井底

车场岩巷1004187441874004187400暗斜井岩巷1372481934002033400203暗斜井

井底车场岩巷804187433499203349920运输大巷岩巷1201318513825305138253051辅助运输

大巷岩巷1201.6318513827216238272162回风大巷岩巷1374.2318514376964443769644小计/万元14678生产费

/万元系数煤量/万t提升距离/km单价/万元费用/万元立井提升1.2482000.621.657377暗斜井提升1.2296001.370.4220438年涌水量/m3排水距离/km服务年限/年单价/元费用/万元立井排水14892000.6289.40.43302小计81117总计费用/万元95795.14948百分比1.023828955

表4-1-5方案四费用表方案四项目数量/10m基价/元费用/元费用/元基建费

/万元表土段15297824467308637000主斜井基岩段330248198190270表土段3576521729564132505副立井基岩段59671113959549表土段64019424116403520风井基岩段148510977562356立井井底

车场岩巷504187420937002093700暗斜井岩巷1372481934002033400203斜井

井底车场岩巷804187433499203349920暗斜井井底车岩巷804187433499203349920运输大巷岩巷12016318513827216238272162辅助输大巷岩巷1201.318513827216238272162回风大巷岩巷1374.318514376964443769644小计/万元15308生产费

/万元系数煤量/万t提升距离/km单价/万元费用/万元斜井提升1.2482003.450.4283810暗斜井提升1.2296001.370.4220438年涌水量

/m3排水距离/km服务年限

/年单价/元用/万元立井排水14892000.6289.40.43302小计107550总计费用/万元12285百分比1.313070226

表4-1-6方案费用汇总表方案一方案二方案三方案四基建费12488130791467815308生产费8111710755081117107550总计9360512062995795122858百分比100%129%102%131%由上面的表格可以看出，方案一的总费用最少，方案四费用最高。虽然方案三的费用和方案一的费用差别不大，但本次经济比较未将上下、山运输的费用计算在内，这样就没有考虑方案三的下山运输和斜井运输的折返运输费用，由上列表格数据分析可以知道这部分折返运输的费用很大，故可以认为方案一比方案三在经济上有明显优势。根据上述技术和经济比较可以知道，主井采用方案一的优势较多，主要表现在基建费用低，生产费用低，矿井生产管理集中，便于调配，矿井生产稳定，总体运输距离较短，前期和后期后期运输相对平衡，另外主井运输能力的提高也可以通过在建设初期为井筒和装备留有一定富余解决。综上所述，采用主、副立井加暗斜井延深的开拓方案，即方案一。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒矿井共有三个井筒，分别为主立井、副