张双楼矿5.0Mt-a新井设计-综采工作面的瓦斯涌出规律及瓦斯涌出量预测

本科生毕业设计（论文）题目：张双楼矿5.0Mt/a新井设计综采工作面的瓦斯涌出规律及瓦斯涌出量预测毕业设计题目：张双楼矿1.8Mt/a新井设计毕业设计专题题目：综采工作面瓦斯涌出规律及瓦斯涌出量预测毕业设计主要内容和要求：以实习矿井张双楼煤矿条件为基础，完成张双楼煤矿1.8Mt/a新井设计。主要内容包括：矿井概况、矿井工作制度及设计生产能力、井田开拓、首采区设计、采煤方法、矿井通风系统、矿井运输提升等。结合煤矿生产前沿及矿井设计情况，撰写一篇关于综采工作面瓦斯涌出规律及瓦斯涌出量预测的专题论文。完成与采矿有关的科技论文翻译一篇，题目为“Efficientminemicroseismicmonitoring”。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：年月日摘要一般部分针对张双楼矿井进行了井型为1.8Mt/a的新井设计。张双楼矿井位于江苏省徐州市境内，井田走向长约9.52km，倾向长约3.27km，面积约32.06km2。主采煤层为9煤，平均倾角20°，平均厚度5.8m。井田工业储量为267.74Mt，可采储量173.19Mt，矿井服务年限为74a。矿井正常涌水量为294m3/h，最大涌水量为453m3/h；矿井相对瓦斯涌出量为1.64m3/t，属低瓦斯矿井。根据井田地质条件，设计采用立井两水平（暗斜井延深）开拓方式，井田采用全采区式布置方式，共划分为十个采区，轨道大巷、运输大巷皆为岩石大巷，布置在9煤层底板岩层中。由于本矿井为低瓦斯矿井，故采用中央并列式为主要通风方式，另掘西风井辅助通风。针对首采区西二采区采用了采区准备方式，采用两翼对角式开采，共分为11个区段，并进行了运煤、通风、运料、排矸、供电系统设计。针对9201工作面进行了采煤工艺设计。该工作面煤层平均厚度为5.6m，平均倾角19°，直接顶为砂质泥岩，老顶为泥岩。工作面采用长壁综采放顶煤一次采全高采煤法。采用双滚筒采煤机割煤，往返一次割两刀。采用“四六制”工作制度，截深0.8m，每天六个循环，循环进尺4.8m，月推进度144m。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用直流架线式电机车牵引固定箱式矿车。主井采用两套带平衡锤的12t箕斗提煤，副井采用多绳摩擦式提升机提升，装备一套标准罐笼。专题部分题目为《综采工作面的瓦斯涌出规律及瓦斯涌出量的预测》，本文较系统的论述了煤层瓦斯的赋存状态与煤对瓦斯的吸附作用以及煤层瓦斯运移的基本规律，通过资料的收集、整理和分析，总结了综采工作面瓦斯浓度分布、采空区瓦斯流动及其浓度分布规律。翻译部分题目为《Efficientminemicroseismicmonitoring》，主要介绍了高效矿井微震监测方案的重要问题。关键词：张双楼矿井；立井两水平；采区布置；综采放顶煤；中央并列式；软岩巷道；瓦斯涌出规律；瓦斯涌出量；微震监测

ABSTRACTThegeneraldesignisabouta1.80Mt/anewundergroundminedesignofZhangshuangloucoalmine.ZhangshuangloucoalmineislocatedinXuzhou,JiangSuprovince.It’sabout9.52kmonthestrikeand3.27kmonthedip,withthe32.06km2totalhorizontalarea.Theminablecoalseamis9#withanaveragethicknessof5.8mandanaveragedipof20°.Theprovedreservesofthiscoalmineare267.74Mtandtheminablereservesare173.19Mt,withaminelifeof74a.Thenormalmineinflowis294m3/handthemaximummineinflowis453m3/h.Theminegasemissionrateis1.64m3/twhichcanberecognizedaslowgasmine.Basedonthegeologicalconditionofthemine,thisdesignusesashafttwolevel(darkdeepinclinedshaftextension)developmentmethod,andfullminingareapreparation,whichdividedintotenminingarea,andtrackroadwayandbeltconveyorroadwayareallrockroadways,arrangedinthefloorrockof9#coalseam.Takingintoaccountofthelowgasemission,minemainventilationmethodusecentrallistedventilation.ThedesignappliesminingareapreparationagainstthefirstbandofWestTwowhichdividedinto11sectiontotally,andconductedcoalconveyance,ventilation,gangueconveyanceandelectricitydesigning.Thedesignconductedcoalminingtechnologydesignagainstthe9201face.Thecoalseamaveragethicknessofthisworkingfaceis5.6mandtheaveragedipis19°,theimmediateroofissandymudstoneandthemainroofismudstone.Theworkingfaceapplieslongwalltopcoalcavingminingminingmethod,andusesdoubledrumshearercuttingcoalwhichcutstwiceeachworkingcycle."Four-Six"workingsystemhasbeenusedinthisdesignandthedepth-webis0.8mwithsixworkingcyclesperday,andtheadvanceofaworkingcycleis4.8mandtheadvanceis144mpermonth.Mainroadwaymakesuseofbeltconveyortotransportcoalresource,andDCoverheadlineelectriclocomotivetractionfixedbox-typetramcartobeassistanttransport.Themainshaftusesdouble12tskipstoliftcoalwithabalancehammerandtheauxiliaryshaftusesmultiropefrictionhoistmentionandastandardcage.Themonographicstudyentitled"LongwallFaceGasEmissionLawandGasEmissionPrediction".Thisarticlediscussesthebasiclawofthemodeofoccurrenceofthecoalseamgasadsorptionofcoalgasandcoalseamgasmigrationandbydatacollection,collationandanalysis,summedupthegasconcentrationdistributionofmechanizedminingfaceandgoafgasflowandconcentrationdistributionofthelaw.Thetitleofthetranslatedacademicpaperis"Efficientminemicroseismicmonitoring".Thispapermainlyintroducestheimportantissueofefficientminemicroseismicmonitoringprograms.Keywords:Zhangshuangloucoalmine;shafttwolevel;miningarealayout;comprehensivecaving;centralparallel;softrockroadway;gasemissionlaw;gasemissionprediction;microseismicmonitoring

目录一般部分TOC\h\z\t"一级标题,1,二级标题,2,三级标题,3"1矿区概述及井田地质特征 与徐州-沛县公路相接，北上山东，南下徐州甚为便利；另有矿井铁路专用线4.0km，通过徐沛铁路与陇海线、符夹线相连；矿井东有京杭大运河，南有丰沛运河，交通十分方便（见图1-1）。矿区（居民点）现状由张双楼、陈庄、高庄、梅庙、梅海子、油坊口、袁庄七个自然村组成，居住总人口3461人，910户。图1-1张双楼矿交通位置图1.1.2矿区的气候条件本区属北温带黄淮区，气象具有长江流域的过渡性质，接近北方气候的特点，冬季寒冷干燥，夏季炎热多雨。春季常有干旱及寒潮、霜冻等自然灾害，但四季分明，气候温和。年平均气温13.8℃，日最高气温40.70℃（1996年7月18日），日最低气温-21.3℃（1967年1月4日）。年平均降水量811.7mm，最大年降水量1178.9mm（1977年）。全年以东南，偏东风为最多，年平均风速3.2m/s。1.1.3矿区的水文情况区内地表水系较为发育，东缘微山湖（又称南四湖），大沙河从北向南横穿井田西部，东有徐沛河，区外南有丰沛河经京杭大运河注入微山湖。微山湖历史最高洪水位+37.46m。1.2井田地质特征本井田地表属黄泛冲积平原，地面较为平坦，地面标高+37m～+39m。井田从1959年至2001年间，先后有169煤田地质勘探队、江苏省地质局煤田勘探大队、147煤田地质勘探队、大屯煤电公司地质勘探队、江苏省煤田地质勘探公司第四勘探队、徐州矿务集团地质勘探工程处（简称地勘处）、江苏物测队、煤科院西安分院、山东物测队在井田内进行多次地质勘探、水文地质勘探及物探工作，共施工钻孔280个，总工程量160703.96m。完成地震测线310条，总物理点11503个。1.2.1煤系地层本区地层属华北型，煤系地层为石炭、二迭系，均为第四系或侏罗—白垩系所覆盖。区内揭露的地层有奥陶系下统肖县组（未揭穿）、马家沟组，奥陶系中统阁庄组、八陡组，石炭系中统本溪组，石炭系上统太原组，二迭系下统山西组和下石盒子组，二迭系上统上石盒子组，侏罗—白垩系，第四系。现按地层生成顺序叙述如下：1、奥陶系下统肖县组（O1x）本区仅一个钻孔揭露，最大揭露厚度125m。岩性为灰～灰白色微带肉红色白云岩、灰质白云岩，夹灰黑色微晶灰岩、泥砾灰岩。2、奥陶系下统马家沟组（O1m）本区仅一个钻孔全层揭露，全组厚度约198m。岩性上部为灰色或呈浅褐色隐晶质灰岩夹薄层白云岩和含白云质灰岩；下部为似豹斑状灰岩，夹泥质条带，与下伏肖县组地层呈整合接触。3、奥陶系中统阁庄组（O2g）本区仅个别钻孔揭露，全组厚约113m。岩性由浅灰、灰白或浅褐色微晶状白云岩、灰质白云岩夹薄层泥灰岩、灰岩组成，与下伏马家沟组地层呈整合接触。4、奥陶系中统八陡组（O2b）本区仅个别钻孔揭露，全组厚约25m。由灰～棕灰色厚层状质纯隐晶质灰岩夹薄层灰绿色泥岩组成。与下伏阁庄组地层呈整合接触。5、石炭系中统本溪组（C2b）本区仅少数钻孔揭露，全组厚约20～38/29m，为海陆交替相沉积。中、上部主要由浅灰色致密状灰岩夹灰绿色，杂色泥岩组成。下部为绛紫色泥岩及褐黄色铝土质泥岩，偶含薄层灰岩，底部为一层绛紫色铁质泥岩与下伏奥陶系中统八陡组地层呈假整合接触。6、石炭系上统太原组（C3t）本区大多数钻孔揭露，全组厚145～179/159m，本组地层为海陆交互相沉积，是本区主要含煤地层之一，沉积旋回清晰，标志层明显。发育了薄-厚层灰岩十三层及十一层薄煤，其中：一、四、十二灰是全区标志层。本组主要由灰色细、中粒砂岩，灰黑色泥岩，砂泥岩、灰岩和煤组成。一、二灰为生物化学岩，常具方解石晶体，四灰最厚，平均8.21m，且含燧石；十二灰中下部富含蜓科化石及燧石。7、二迭系下统山西组（P11）为本区主要含煤地层之一，整合于太原组地层之上，全组厚93～185/113m。本组地层属过渡相沉积，即由泻湖海湾波浪带～泻湖海湾～滨海沼泽相组成，沉积旋回明显，大体可分为三个沉积旋回，含煤1～5层，其中7、9煤为本区主采煤层。8、二迭系下统下石盒子组(P12)为本区含煤地层之一，全组厚161～247/220m。本组为内陆湖泊沼泽相沉积。上段由杂色泥岩、砂泥岩间夹灰白～灰绿色粉细砂岩等组成，底部为一厚层状浅灰～灰白色中细粒砂岩，局部为粗粒砂岩（柴砂）。下段由灰色或灰绿色夹紫红色斑点泥岩，砂泥岩及灰色砂岩组成，局部发育有1～2层薄煤，均不可采，底部为一层灰白～灰绿色中粗粒砂岩（俗称分界砂岩），全区稳定，为本区对比标志层，本组地层与下伏山西组地层呈整合接触。9、二迭系上统上石盒子组（P21）本区揭露残留地层厚度12～175/101m。上部由杂色泥岩、砂质泥岩为主，间夹薄层灰绿、绛紫色砂岩，内含大量铝土质和菱铁质鲕粒，下部由紫红、灰绿色中细粒砂岩为主，间夹杂色砂质泥岩及蛋青色薄层铝土质泥岩、砂泥岩组成，底部为紫色或灰白色中～粗粒含砾石英砂岩（奎山砂岩）与下伏下石盒子组地层呈整合接触。10、侏罗-白垩系（J-K）本区内揭露残留地层最大厚度509m,平均290m。上部由深灰、暗紫色泥岩、砂泥岩夹砂岩组成。下部由绛紫色、紫红色砂泥岩、灰绿色细砂岩夹砾岩组成。底部常有一层较厚的绛紫色、紫红色含砾砂岩，砾石成份为石英岩、灰岩等，砾径1～6mm,厚度变化大，局部相变为砂泥岩或砂岩，与下伏地层呈不整合接触。11、第四系（Q）为一套松散沉积物，由粘土、砂质粘土、细中粗砂及砂砾层组成。与下伏各系地层呈不整合接触，厚度140~180m，在井田走向上由东北向西南增厚，倾向上中深部最薄，向两侧逐渐增厚。综合柱状图如图1-2所示：1.2.2井田地质构造张双楼井田是一个被东、西、南边界断层包围的相对独立的、完整封闭的地质构造单元，为一倾向NNW，走向略有变化的单斜构造，地层倾角一般在18～25°左右，井田内以张性断层为主，压性断层较少，从走向可分为四组，第一组为NE向压扭性断裂，第四组为NW向张扭性断裂，火成岩沿张性断裂侵入煤层，局部使煤层变为天然焦，侵入最高层位为山西组7煤，兹将区内主要构造发育情况简述如下：一、褶曲井田内自东向西发育的褶曲依次为：冯家向斜、后周田背斜。分述如下：1、冯家向斜：位于2～4勘探线，轴向NE42°，两翼不对称，东翼地层倾角22°，西翼倾角18°，向斜往浅部仰起，往深部延展并被F9断层切割。2、后周田背斜：位于4～6线，轴向与冯家向斜平等，两翼教对称，地倾角18°左右，向斜往浅部仰起，往深部由于受F9断层水平扭动往W便宜，经三维地震及大巷结露控制程度可靠。图1-2综合柱状图二、断层1、F1正断层位于3勘探线以东，走向NE38°至近南北向，倾向E，倾角70°，落差大于1000m，有Z58、Z1孔穿过，该断层为井田的东部边界断层，亦是区域一级断裂，调整两盘滑移距离，控制可靠。2、F9正断层位于01～17勘探线间，走向近EW向，倾向S，倾角45～60°，落差40～120m，延展长达9800m，为井田主要断层有Z61、1-1、Z52、3-1、G2、Z65、G1、11-1、12-2、14-2，共10个钻孔穿过，6线以西地震控制，以东未控制，该断层倾角较缓，西部落差较大120m，而东部落差较小40m，被F1断层切割，控制可靠。三、岩浆岩该井田岩浆岩活动主要表现在燕山晚期，以基性岩为主，岩浆岩侵入以F1断裂为主要通道，呈岩床或岩脉侵入到煤系地层之中，钻孔揭露岩浆岩侵入最高层位为四灰底，对太原组煤层有着一定的破坏作用。经钻孔揭露有岩浆岩侵入到7煤，使煤层变为天然焦，主要分布在4勘探线以东。侵入到9煤层的有钻孔揭露，使煤层变为天然焦或局部吞蚀，主要分布在3～9及13～16勘探线之间，侵入到煤系地层的岩浆岩有斜闪煌斑岩、闪长岩、安山岩等。1.2.3水文地质特征张双楼地区基岩含水层，包括煤系地层含水层和奥陶系灰岩含水层均有隐伏露头，即为第四系地层直接覆盖。虽然各含水层水是来自大气降水入渗，且第四系第Ⅲ段砂层含水量较大，但第四系下部有一层厚达72m的粘土隔水层段，底砾层多为砂泥质充填，含水性小，故其顶部可视为弱水边界。本区地下水为一个四周隔水、顶部弱透水的相对封闭的水文地质单元。根据钻探及测井、抽（注）水试验、简易水文观测、水文长观孔及巷道、工作面实际揭露的水文地质资料，对本矿主要含水层水文地质特征叙述如下：一、第四系砂岩或砂砾层孔隙含水层第四系为一套松散沉积物，井田内厚度196～319m，平均250m，大体分为五段，包括三个含水层，一个弱透水层组和一个隔水层组。二、二迭系砂岩裂隙含水层二迭系地层包括上石盒子组（12～175/101m）、下石盒子组（165～247/220m）、山西组（93～158/112）,总厚度433m，主要是由泥岩、砂质泥岩夹砂岩石组成。砂岩含水层据其厚度和富水情况主要是上石盒子组底部奎山砂岩、下石盒子中部砂岩（柴砂）、下石盒子组底部分界砂岩、下部7、9煤顶砂岩含水层。三、石炭系太原组灰岩岩溶裂隙承压含水层太原组地层为一套海陆交替相沉积，井田厚度158.64m，其中含薄层灰岩14层，总平均厚度34.20m，占21.6％。据各灰岩的富水程度及与煤层开采的关系程度。四、石炭系本溪组砂泥岩隔水层组本组地层厚20.90～38.35m，平均28.61m，主要为杂色泥岩、砂泥岩夹灰岩、铝土泥岩及灰岩组成。据5-4孔流量测进资料反映几乎无水，说明本溪组富水性微弱，局部含水，因而本组与太原组底部十三灰以下泥岩、砂泥岩段（厚11.50～20.07m平均14.43m）一起可视为隔水层组。五、奥陶系灰岩裂隙岩溶承压含水层井田内奥陶系地层包括八陡组、阁庄组、马家组和肖县组地层。其顶部八陡组厚22.78～30.13m，平均25.49m，由棕灰色隐晶质灰岩夹绿色泥岩组成，裂隙不发育，细小裂隙被方解石充填，井田内9个孔揭露该层时均未漏水，5-4孔流量测井资料反映涌水量为零，说明该组灰岩富水性极小，可视为隔水层段。奥陶系灰岩含水层主要指的是阁庄组、马家沟组灰岩含水层。本矿井正常涌水量为294m3/h,最大涌水量为453m3/h。1.3煤层特征1.3.1煤层埋藏条件及风化氧化本井田大体呈东西走向，南北倾向，煤岩层倾角一般在15°～30°。煤层虽有露头，但上覆240m左右的第四系厚松散层，风化作用对煤层影响不大，一般风氧化带垂深小于防水煤柱厚度。仅鸳楼区精查报告对9煤层布置了控制煤层露头的钻孔，从煤质分析角度，仅获得煤层氧化带深度的资料，在垂深15.16m以上的煤质数据与9煤正常煤质数据相比Mad(%)增大0.48％左右，Vdaf(%)下降2.9，Y（mm）降低2左右，燃点降低，但总的变化不大，可以认为垂深15m左右为氧化带下限，其下的煤质与正常无显著差异。而风化带的底界应在13.50m以上。1.3.2煤层特征及围岩性质本区主要含煤地层为二迭系山西组（P11），厚113m，含煤1～5层，平均累计厚度5.60m，含煤系数3.5％，含主要可采煤层2层，即7、9煤，平均总厚度12.8m。7煤顶板一般为深灰色、灰黑色的泥岩或砂泥岩。9煤顶板则普遍为灰～灰白色中粗粒砂岩。而7、9煤之间的厚层砂岩特征明显，呈灰～灰白色中粗粒结构，成份以石英为主，沿层面分布零星的黑色炭质。1.3.3煤的特征一、物理性质7煤：黑～黑褐色，呈油脂～半暗淡光泽，鳞片状及厚薄不等的条带状结构，条痕呈褐色，硬度Ⅱ～Ⅲ，不规则断口，内生裂隙发育，性脆易碎，为光亮～半暗型煤。9煤：与7煤物理性质相似。镜下鉴定结果：条带状结构明显，局部能看到有丝炭物质所组成的线理结构。有机组份主要有丝炭物质组成，有少量凝胶化物质及角质分子。表1-1可采煤层原煤实测及矿采用容重统计表煤层79测定值1.31～1.551.24～1.49矿采用值1.361.37二、煤层化学性质、工艺性能（一）、化学性质表1-2可采煤层煤芯煤样工业分析成果表项目煤层水份Mad（%）灰份Ad（%）挥发份Vdaf（%）硫份Std（%）7原煤0.557.6426.70.30精煤0.964.9632.71~49.010.399原煤0.996.480.550.22精煤0.882.8733.130.451、煤的挥发份（Vdaf）区内各主要可采煤层原煤挥发份平均在36.04～54.93%之间，均为高挥发份煤，(见表1-2)。2、元素分析区内各主要可采煤层碳、氢含量基本稳定，干燥无灰基碳含量（Cdaf）平均在83.62～84.60%之间；干燥无灰基氢含量（Hdaf）平均在5.27～5.50%之间；干燥无灰基氮含量（Ndaf）平均在1.42%左右；干燥无灰基氧含量（Odaf）平均在8.94～9.53%之间，各煤层元素分析见表1-3。表1-3可采煤层元素分析统计表煤层煤种Cdaf（%）Hdaf（%）Ndaf（%）Odaf（%）7气煤81.395.020.688.349气煤83.265.291.256.783、煤的有害成份⑴水份（Mad）区内各可采煤层原煤水份在1.13～1.87％之间变化。⑵灰份（Ad）原煤中外在灰份较多，精选后大部份可剔除掉，因火成岩侵入造成局部煤层变质为天然焦，以及采样过程中泥浆或夹矸的混入也是造成部分煤样灰份增高的原因。如表1-4。表1-4煤层灰份产率级别数量统计表煤层原煤灰份产率合计点数Ad<10%Ad>10-15%Ad>15-25%Ad>25-40%点数百分比%点数百分比%点数百分比%点数百分比%76919293248914166924322331233146174合计3041426055791320340⑶硫（St,d）区内各可采煤层平均含硫量变化较大，各煤层原煤含量在0.65～3.62％之间，7、9煤原精煤含硫量在量0.52～0.67％均为特低硫煤。（见表1-2）。⑷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表1-5。表1-5可采煤层灰熔点温度测试情况煤层软化温度（ST）级别≤10001100-12501250-1500＞15007//54高-难熔灰份9/551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。（二）工艺性能1、发热量（Qgr.d）各可采煤层发热量见表1-6，从表中可以看出：⑴原煤发热量：区内各可采煤层原煤干燥基高位发热量在27.79～29.51MJ/kg之间，为中高发热量煤。⑵精煤发热量：区内各可采煤层精煤干燥基高位发热量在30.68～31.68MJ/kg之间，为高发热量煤。表1-6可采煤层煤芯煤样工业分析成果表项目煤层发热量（MJ/kg）Qb.adQgr.dQnet.d7原煤19.90-31.0627.19（33）20.24-32．0827.79（33）19.08-29.9626.33（10）精煤29.32-31.5530.82(6)30.75-31.8530.68(6)29.05-31.8330.46(6)9原煤23.48-32.3029.05(46)23.72-32.6529.51(48)25.32～30.5928.49(12)精煤27.77～32.4630.68(9)29.75～32.9331.68(9)28.68～31.8430.52(8)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1-7。表1-7主要煤质指标分级一览表煤煤层精煤挥发份（Vdaf）原煤灰份原煤含硫（Std）原煤发热量（Qgr.d）结性煤类符号数码Ad熔融性738.15灰高-难熔特低中高等气煤QM44937.12低灰低-高熔特低中高等气煤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，另也可作为良好的炼焦配煤。1.3.4瓦斯，煤尘及自燃一、瓦斯地质勘探及补充勘探期间，区内先后共采集了17个瓦斯样，其中山西组7煤8个，9煤9个，各煤层瓦斯含量测定成果见表1-8及表1-9。表1-8可采煤层钻孔瓦斯含量测定成果统计表煤层CH4C02N2C2H6C3H8i-C4h10备注70.10.169-1.740.507（7）0.0190.004-0.280.124（3）0.088-0.7380.346（9）0.0220.0470.001表1-9可采煤层钻孔瓦斯自然成分统计表煤层CH4C02N2C2H6C3H8i-C4H1072.94-5.274.11（2）10.6-50.4526.21（8）44.28-89.3572.75（8）0.0590.26-18.349.11（3）5.65-50.7619.28（9）40.51-94.3577.24（9）0.01-1.290.45（3）2.530.04主要可采煤层9煤绝对瓦斯涌出量为4.98m3/min，相对瓦斯涌出量为1.64m3/t根据矿井瓦斯瓦斯涌出情况资料，结合钻孔瓦斯测定情况，按照《煤矿安全规程》规定，日产一吨煤沼气涌出量在10m3以下的为低沼气矿井，故张双楼煤矿应属于低沼气矿井。二、煤尘本区共采取煤尘爆炸样13个，其中山西组7煤6个，9煤7个，各可采煤尘爆炸性试验成果见表1-10表1-10可采煤尘爆炸性试验成果表煤层采样点数火焰长度抑制煤尘爆炸最低岩粉量（%）76>150∽400/34270∽95/8897>40085∽95/89根据煤尘爆炸性试验指标，各煤层抑制煤尘爆炸最低岩粉量均在70%以上，煤尘爆炸性指数在43%左右，均属于煤尘爆炸危险性煤层。三、煤的自燃倾向区内各可采煤层均为气煤、气肥煤，共采取13个煤层自燃倾向试验样。其中山西组7煤5个，9煤8个，其试验结果见成果表1-11。表1-11煤层自燃倾向试验成果表煤层燃点△T（1-3）煤的自燃倾向系数T1T2T37336～370346（5）327～343332（5）319～339327（5）9～4420（5）不易自燃9335～354345（8）328～349337（8）318～342325（8）5～3920（8）不易自燃井田内煤层的自燃发火期一般为3∽6个月，根据煤炭科学研究总院重庆分院2004年9月24日对张双楼煤矿山西组7煤、9煤所做的自燃倾向等级鉴定报告，自燃发火期分别为7煤157天，9煤140天，山西组7、9煤均为不易自燃煤层，根据自燃倾向性分类，矿井7、9煤定为不易自燃煤层。但在井下局部构造地段，煤层实际发火期与鉴定的数据出入较大，发火期明显减少，今后在采掘活动中应引起足够的重视，并超前做好防范措施。

2井田境界和储量2.1井田境界张双楼煤矿井田东起F1大断层，西为自然边界，南到-200m水平煤层底板等高线，北到-1200m水平煤层底板等高线。水平标高为-200m～-1200m，井田走向长为8.15-10.89km,平均走向长度为9.52km；倾斜宽为2.43-3.76km，平均倾斜宽为3.27km，平均倾角为20°，井田的水平宽度为2.20-3.41km，水平面积为32.06km2。2.2矿井工业储量矿井工业储量是指在井田范围内，经地质勘探，煤层厚度和质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚矿井储量。本矿井设计对9煤层进行开采设计，其煤层厚度为5.8m，平均倾角为20°，基岩无出露，均为松散层覆盖。本次储量计算是在精查地质报告提供的1：5000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。对9煤层采用块段法计算工业储量。地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，在圈定的块段法范围内可用算术平均法求得每个块段的储量。煤层总储量即为各块段储量之和，每个块段内至少应有一个以上的钻孔。块段划分如图2-1所示。图2-1块段划分示意图根据《煤炭工业设计规范》，求得以下各储量类型的值：（1）矿井地质资源量矿井地质资源量可由以下等式计算：（2-1）式中：——矿井地质资源量，Mt；——煤层平均厚度，m；——煤层底面面积，m3；——煤容重，t/m3。将各参数代入（2-1）式中可得表2-1，所以地质储量为：=273.19表2-1煤层地质储量计算煤层块段倾角/（°）块段面积/km2煤厚/m容重/t/m3储量/Mt总储量/Mt9一26.15.765.81.3751273.19二19.32.565.81.3721.55三19.94.155.81.3735.07四17.97.65.81.3763.46五226.845.81.3758.62六19.85.155.81.3743.49（2）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：（2-2）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0.8。114.75（Mt）57.37（Mt）49.17（Mt）24.59（Mt）21.86（Mt）因此将各数代入式2-2得：267.74(Mt)2.3矿井可采储量(1)矿井设计资源量矿井设计资源储量按式（2-3）计算：（2-3）式中：Zs——矿井设计资源/储量P1——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。下面分别计算井田断层煤柱和井田境界煤柱以及井田沉缺区损失煤量：井田断层煤柱损失量：该井田主要断层为煤田中部的F9大断层，在煤层底板等高线图上可量得其东西长度约为10km，在两边各留50m宽带保护煤柱，则可计算得煤柱损失量为P11=10000*50*2*5.8*1.37=7.94（Mt）井田境界煤柱损失量：该井田东部以F1断层为边界，长度约为4.46km，在井田一侧留50宽煤柱；其西、北、南三部均为自然边界量得其总长度约为22km，在井田一侧留30m的保护煤柱，则可计算得煤柱损失总量为P12=4460*50*5.8*1.37+22000*30*5.8*1.37=7.02（Mt）井田沉缺区损失煤量：在该井田中由于岩浆入侵形成一片沉缺区，其面积约为1.36km2，故损失煤量为P13=1.36/cos18°*5.8*1.37*1000000=11.36（Mt）综上P1=P11+P12+P13=7.94+7.02+11.36=26.32(Mt)所以矿井设计资源储量为Zs=Zg-P1=267.74-26.32=241.42(Mt)（2）矿井设计可采储量 矿井设计可采储量可按式（2-4）计算：Zk=(Zs-P2)C（2-4）式中：Zk——矿井设计可采储量：P2——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和;C——采区采出率，厚煤层不小于75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%。本井田煤层厚5.8m，为厚煤层，故C取75%。（3）工业广场保护煤柱根据《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。第5-22条规定：工业广场的面积为0.8-1.1平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为180万吨/年，所以取工业广场的尺寸为400m×540m的长方形。煤层的平均倾角为20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-638m，该处表土层厚度为140~180m，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20m。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表2-3。表2-2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1.0120-1801.245-901.59-301.8表2-3岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m冲击层厚度/mфδγβ-63818°5.812045746264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：表2-2工业广场保护煤柱由CAD图可得到上图中梯形的面积为1.25km2，则工业广场压煤面积为：S=1.25÷cos18°=1.32km2工业广场的煤柱量为：Zx=S×M×R式中：Z——工业广场煤柱量，万吨；S——工业广场压煤面积，㎡；M——煤层厚度5.8m；R——煤的容重,1.37t/m3。则：Z9煤=1.32*1000000*5.8*1.37=10.5Mt综上，由式2-4可得矿井设计可采储量为：Zk=（241.42-10.5）*0.75=173.19(Mt)

3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度按照《煤炭工业矿井设计规范》中规定，参考《关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明》，确定本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，四六制作业（三班生产，一班检修），每日三班出煤，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矿井设计生产能力本井田储量丰富，设计开采煤层赋存稳定，煤层厚度大部分比较稳定，属厚煤层(5.8m)，为缓倾斜煤层（倾角20°）。矿井总的工业储量为246.50Mt，可采储量为157.26Mt。因地质构造简单，同时煤田范围较大，开采技术好的矿井应建设大型矿井，故本设计初步确定矿井的设计生产能力为180万t。3.2.2井型校核下面按矿井的实际煤层开采能力，各辅助生产环节的能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：1）煤层开采能力矿井的开采能力取决于回采工作面和采区的生产能力，根据本设计第四章（矿井开拓）与第六章（采煤方法）的设计可知，该矿由于煤层地质条件较好，9煤层厚度较厚，布置一个综采放顶煤工作面完全可以达到本设计的产量。2）辅助生产环节的能力校核本矿井为大型矿井，开拓方式为立井两水平开拓加暗斜井延深，主井提升容器为两对12t底卸式提升箕斗，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤一律用强力胶带输送机运到采区煤仓，运输能力也很大，自动化程度较高。辅助运输采用双层罐笼，大巷辅助运输采用600mm轨距的1.5t固定车厢式矿车，同时本矿井井底车场调车方便，通过能力大，满足矸石，材料和人员的调动要求。所以各辅助生产环节完全可以达到设计生产能力的要求。3）通风安全条件的校核本矿井瓦斯含量低，属于低瓦斯矿井。水文地质条件中等，在副井中铺设两趟水管路可以满足排水要求。矿井采用分区域式通风，有专门的风井，可以满足要求。井田内大断层有南丰断层，对于开拓有一定的影响，留设有保护煤柱，所以各项安全条件均可以得到保证，不会影响矿井的设计生产能力。4）储量条件校核矿井的设计生产能力应与矿井的工业储量相适应，以保证有足够的服务年限。矿井服务年限的计算：T=Z/（A*K）（3-1）式中：T——矿井设计服务年限，年；Z——矿井可采储量，173.19Mt;A——矿井设计生产能力，180万t/a；K——储量备用系数，取1.3；由上式得：T=173.19/(1.8*1.3)=74a因此，本矿井的开采年限符合规范的要求。本设计中第一水平服务范围为F9断层的上部煤层，煤层底板标高-200～-800m，局部地区达到-1000m，故而第一水平服务年限为：T1=Z1/（A*K）=46.3a式中:Z1——第一水平开采煤量；T1——第一水平服务年限，a本矿井的服务年限以及第一水平的服务年限的设计服务年限符合规定。

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。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；合理确定开采水平的数目和位置；布置大巷及井底车场；确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；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：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。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。合理开发国家资源，减少煤炭损失。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。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。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。本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：1）本井田煤层埋藏较深，煤层可采线在-200m，最深处到-1200m表土层厚度大，120~160m。2）本井田瓦斯及涌水比较小,对开拓方式的选择影响不大。3）本矿地表地势平坦，且多为农田，无大的地表水系和水体，地面平均标高为+38m。4.1.1井筒形式的确定（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。本矿井煤层倾角18°，为缓倾斜煤层；表土层厚约140～180m，无流沙层；水文地质情况中等—简单，涌水量不大；井筒需要特殊施工—冻结法建井，因此需采用立井开拓。表4-1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、延深方便。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。（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：1）沿井田走向的有利位置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，它可以延深井筒到深部，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。（3）井筒数目为了满足井下煤炭的提升，需设置一主井，辅助提升及进风设置一副井。因为本井田面积较大，井田走向长度较大，平均为9.52km，不宜采用中央并列式通风；又因为本矿井为低瓦斯矿井，没有必要采用对角式或采区式通风；故本矿井决定采用中央分列式通风，在井田上部边界适当位置设置一个风井，用于矿井回风。4.1.2井筒位置的确定采（带）区划分（1）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，石门的工程量要尽量少；2）有利于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区要尽量少迁村或不迁村；3）井田两翼的储量基本平衡；4）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破坏带、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的威胁；6）工业场地宜少占耕地，少压煤；7）水源、电源较进，矿井铁路专用线短，道路布置合理。（2）井筒位置的确定本矿井走向长度较大地势平坦,但由于井田中部有一面积较大的沉缺区，为使矿井初期工程量较小且能迅速达产，故主副井布置在井田倾向上部，走向偏东位置，风井布置在井田上部边界且三个井筒的地面标高大于历年最高洪水位标高。具体采区划分见图4-1。图4-1采区划分示意图4.1.3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2-2工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为21.6公顷，形状为矩形，长边垂直于井田走向。根据制图规范1：5000的图按400m*540m绘制。4.1.4开采水平的确定本次设计的设计可采煤层为9号煤层，属于缓倾斜煤层，煤层无露头，煤层埋深最深处达-1200m，垂直高度达1000m；煤层倾向中部被F9断层一分为二，断层上部煤层最大垂高达800m，平均垂高500m；断层下部煤层平均垂高400m。故以断层为边界将煤层划分为两个部分分别开采，且布置两个生产水平，第一水平标高-600m，第二水平标高-1000m。根据《煤炭工业设计规范》规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200~350m，又由于本矿井属于低瓦斯矿井，针对于本矿井的实际条件，两个水平均采用上下山开采。4.1.5矿井开拓方案比较（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，如图4-2，分述如下：方案一：立井两水平暗立井直接延深（岩石大巷)主、副井均为立井，由暗立井延深至第二水平，大巷布置在岩层当中。方案二：立井两水平暗立井直接延深（煤层大巷)主、副井均为立井，由暗立井延深至第二水平，大巷布置在煤层当中。方案三：立井两水平暗斜井延深（岩石大巷）主、副井均为立井，由暗立井延深至第二水平，大巷布置在岩层当中。方案四：立井两水平暗斜井延深（煤层大巷）主、副井均为立井，由暗立井延深至第二水平，大巷布置在煤层当中。（2）技术比较以上所提四个方案中，井筒位置、数量和运输大巷、回风大巷长度以及一、二水平采区布置总体一致。区别在于二水平的开拓方式不同而引起部分基建、生产经营费用不同。方案一、二中，区别在于一方案中岩石大巷，这样就增加了岩石巷道的掘进，使后期基建费用加大；增加了设备的配备；维护费用；但其优点也是显而易见的：减少了大巷保护煤柱，运输系统干扰降低，各种运输畅通，由于是厚煤层开采，通风安全性提高，通风条件优化，可以适当减少煤巷的维护，提高了煤炭采出率。方案二中，岩石掘进量明显较少，而且设备少，环节简单；开拓准备时间短。但通风条件差；巷道维护费用增加。故两方案中暂取方案一。详见表4-2。方案三、四中，区别在于大巷的布置位置。方案三中大巷布置在岩层中，这样就导致岩石掘进量高，开拓费用增加，开拓准备时间增加，但其优点突出；维修费用低，可以定向取直，有利于辅助运输工具的使用，安全性高，保护煤柱少有利于提高煤炭采出率。方案四中，轨道大巷布置在煤层中，掘进容易，速度快，费用低；开拓准备时间短。但后期的维护费用较高；保护煤柱损失大。经粗略估算，两方案中暂取方案三。详见表4-2。（3）经济比较方案一、三有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别汇总于表4-3~表4-7中。在上述经济比较中需要说明以下几点：1）两方案大巷布置数目及位置相同；2）主、副井布置在岩层中，维护费用较低，故未对比其维护费用的差别；3）主、辅运输大巷断面大小不同，大巷维护费用按平均维护费用估算；4）方案中相同部分未做比较分析，仅对不同之处进行了计算对比。由对比结果可知，方案三比方案一的总费用少7.3%；综合以上技术经济比较，确定矿井开拓方式为：立井两水平暗斜井延深（岩石大巷）。图4-2开拓方案示意图表4-2各方案粗略估算费用表方案一(岩石大巷）方案二（煤层大巷）基建费/万元一水平开拓大巷2×6615.74×1574.8×10-4=2083.72×6615.74×1299.9×10-4=1719.96二水平开拓大巷2×6318.39×1574.8×10-4=1990.042×6318.39×1299.9×10-4=1642.66维护费/万元一水平开拓大巷1.2×2×6615.74×74×20×10-4=2348.001.2×2×6615.74×74×35×10-4=4112.34二水平开拓大巷1.2×2×6318.39×27.7×20×10-4=840.101.2×2××6318.39×27.7×35×10-4=1470.16总计费用/万元7261.848945.12百分比100%123.18%方案三(岩石大巷）方案四（煤层大巷）基建费/万元一水平运输大巷2×6615.74×1574.8×10-4=2083.72×6615.74×1299.9×10-4=1719.96二水平运输大巷2×6318.39×1574.8×10-4=1990.042×6318.39×1299.9×10-4=1642.66维护费/万元一水平运输大巷1.2×2×6615.74×74×20×10-4=2348.001.2×2×6615.74×74×35×10-4=4112.34二水平运输大巷1.22××6318.39×27.7×20×10-4=840.101.22×2×6318.39×27.7×35×10-4=1470.16总计费用/万元7261.848945.12百分比100%123.18%表4-3建井工程量项目方案一（暗立井延深）方案三（暗斜井延深）初期主井井筒/m638+20638+20副井井筒/m638+20638+20井底车场/m10001000开拓大巷/m6425.28+6615.746425.28+6615.74后期主立（斜)井井筒/m400+201432副立（斜)井井筒/m400+201432井底车场/m300+500300+500主石门/m1700224开拓大巷/m6318.39×26318.39×2表4-4生产经营工程量项目方案一方案三运输提升/万t﹒km工程量工程量大巷及石门运输东五大巷及石门运输1.2×1668.15×3.50=7006.231.2×1668.15×2.00=4003.56西八大巷及石门运输1.2×1120.95×3.38=4546.571.2×1120.95×1.91=2569.22东七大巷及石门运输1.2×1078.45×3.38=4374.191.2×1078.45×1.91=2471.81北九大巷及石门运输1.2×1625.65×6.30=12289.911.2×1625.65×4.80=9363.74西十大巷及石门运输1.2×355.94×2.70=1153.251.2×355.94×1.22=521.10立井（斜井）提升东五采区1.2×1668.15×0.42=840.751.2×1668.15×1.43=2862.55西八采区1.2×1120.95×0.42=564.961.2×1120.95×1.43=1923.55北东七采区1.2×1078.45×0.42=543.541.2×1078.45×1.43=1850.62北九采区1.2×1625.65×0.42=819.331.2×1625.65×1.43=2789.62西十采区1.2×355.94×0.42=179.391.2×355.94×1.43=610.79排水/万m3294×24×365×27.7×10-4=7133.97294×24×365×27.7×10-4=7133.97表4-5基建费用表项目方案一方案三工程量单价费用工程量单价费用（m）（元/m）（万元）（m）（元/m）（万元）初期主井井筒6584827.6317.666584827.6317.66副井井筒6585708.9375.656585708.9375.65井底车场10001830.9183.0910001830.9183.09轨道大巷6425.281830.91176.46425.281830.91176.4运输大巷6615.741299.9859.986615.741299.9859.98小计2912.782912.78后期主暗立（斜）井井筒4204827.6202.7614322085.5298.64副暗立（斜）井井筒4205708.9239.7714322256.8323.17井底车场8001830.9146.478001830.9146.47主石门17001830.9311.252241830.941.01轨道大巷6318.391830.91156.836318.391830.91156.83运输大巷6318.391299.9821.336318.391299.9821.33小计2878.412787.45总计5791.195700.23表4-6生产经营费方案一方案三工程量/万t•km单价/万元/万t·km费用/万元工程量/万t•km单价/万元/万t·km费用/万元大巷及石门运输东五采区7006.230.382662.374003.560.381521.35西八采区4546.570.381727.72569.220.38976.3东七采区4374.190.381662.192471.810.38939.29北九采区12289.910.384670.179363.740.383558.22西十采区1153.250.38438.24521.10.38198.02小计11160.677193.18立井（斜井）提升东五采区840.753.352816.512862.551.253578.19西八采区564.963.351892.621923.551.252404.44东七采区543.543.351820.861850.621.252313.28北九采区819.333.352744.762789.621.253487.03西十采区179.393.35600.96610.791.25763.49小计9875.7112546.43运提费合计21036.3819739.61排水/万m37133.970.15251087.937133.970.053378.1合计22124.3120117.71表4-7费用汇总表项目方案一方案三费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期建井费2912.781002912.78100基建工程费5791.19101.65700.25100生产经营费22124.31109.9720117.71100总费用30828.28107.328730.741004.2矿井基本巷道4.2.1井筒矿井共有三个井筒，分别为主井、副井、风井。（1）主井位于井田工业场地之中，担负矿井1.8Mt/a的煤炭提升任务。井筒中装备一对16t箕斗；井筒采用混凝土支护，直径6.0m，净断面积28.27m2；两侧钢丝绳罐道；每天提升16小时。井筒断面布置如图4-3，井筒特征如表4-8。图4-3主井表4-8主井井筒特征表井型1.8Mt/a提升容器一对16t箕斗井筒直径6.0m井深658m井断面积28.27m2井筒支护混凝土井壁厚400mm表土段井壁厚850mm基岩段毛段面积36.32m2表土段毛段面积46.56m2（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。装备一对多绳1t矿车双层四车窄罐笼和一个1t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤；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7.2m，净断面积40.71m2，支护厚度500mm（表土段壁厚1400mm）。井筒断面布置如图4-34.2.2开拓巷道布置一条运输大巷，一条轨道大巷均布置在煤层下方的岩层中，大巷水平间距50m，共两条大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，大巷位于井田中央，沿走向布置，坡度控制在3‰以内。运输、轨道大巷均为锚喷支护半圆拱断面，局部锚索组合梁支护，喷射厚度120mm。运输大巷掘进宽度为4440mm，高为3820mm，设计掘进断面14.8m2；轨道大巷掘进宽度为4240mm，高为3620mm，设计掘进断面13.6m2运输大巷和轨道大巷断面特征如图4-5和图4-6。4.2.3井底车场及硐室矿井为立井开拓，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区；少量矸石由矿车直接排运到非通行的巷道横贯中。（1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井主要提升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、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，经技术经济比较后确定，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，主井、副井和大巷的相对位置关系，确定采用卧式井底车场。该车场利用主要运输巷道作为调车线和通过线，车场巷道工程量小。井底车场布置如图4-7。（2）空重车线长度井底车场空、重车线调车线长度按1.5倍列车长度考虑，一列矿车为20个车厢，采用1t固定箱式矿车，型号为MG1.1-6A,外形尺寸（长×宽×高）：2000×880×1150（mm），故取调车线长度为70m。（3）调车方式驶来的矸石列车由机车牵引到达A点，更换道岔进入副井重车线；当机车牵引到达C点，机车脱钩，经调车线到达B点，顶推列车到副井装载，完毕后直接拉走空车。调车线停放一备用机车，用于材料和设备的运输。（4）硐室井底车场硐室主要有：井底煤仓、中央变电所、主排水泵房、消防材料库及工具室、井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、推车机硐室、医疗室、机头硐室，联络巷、箕斗装载硐室等。主井井底煤仓为垂直圆断面煤仓，坐落于主井胶带大巷侧下段，煤仓直径为7.0m，有效装煤高度为21m，经计算煤仓容量为1200t；胶带输送机运输能力为1000t/h，工作面生产能力为325t/h，两小时为700t。据设计经验和规范，可知容量符合要求；煤仓采用上装式布置，通过检修清理斜巷清理。水仓布置在井底车场副井的西侧，矿井正常涌水量为294m3/时，正常涌水量为453m3/时，所需水仓的容量为：Q0=453×8=3624（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，10m2;L—水仓长度，850.05m。则：Q=10×850.05=8500.5（m3）由上面计算得知：Q>Q0，故设计水仓容量满足要求。图4-3副井表4-9副井井筒特征表井型1.5Mt/a提升容器一对1t矿车双层四车窄罐笼一个1t矿车双层四车宽罐笼带平衡锤井筒直径7.2m井深625m井断面积40.17m井筒支护混凝土井壁厚500mm表土段井壁厚1000~1400mm基岩段毛断面积66.47m表土段毛断面积78.54m图4-4胶带运输大巷表4-10巷道特征表断面/m2设计掘进尺寸喷射锚杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm厚度mm形式外露长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm12.814.644403770120树脂100三花80022002013.6图4-5轨道大巷表4-11巷道特征表断面/m2设计掘进尺寸喷射锚杆净周长/m净设计掘进宽度/mm高度/mm厚度mm形式外露长度/mm排列方式排间距/mm长度/mm直径/mm11.513.642403620120树脂100三花80022002013.3图4-6井底车场图5准备方式——采区巷道布置5.1煤层地质特征本井田主要可采煤层为9号煤，9煤色泽为黑～黑褐色，呈油脂～半暗淡光泽，鳞片状及厚薄不等的条带状结构，条痕呈褐色，硬度Ⅱ～Ⅲ，不规则断口，内生裂隙发育，性脆易碎，为光亮～半暗型煤。煤层平均厚度为5.8m，平均倾角为20度，为缓倾斜煤层。煤尘爆炸性指数在43%左右，均属于煤尘爆炸危险性煤层。9煤瓦斯的相对涌出量为1.64m3/t，经鉴定为低瓦斯矿井。5.1.1采区位置首采区位于井田中部，东西走向长度平均为2.4km，倾斜长度为1.2km。采用两翼依次开采的顺序开采，左翼划分为6个区段，右翼划分为5个区段。5.1.2采区煤层特征首采区煤层厚5.60m，倾角19°，属缓倾斜煤层。由于煤层较厚，采用综采放顶煤采煤法，一次采全厚。根据《规范》规定：综采面长度一般不小于150m。结合本矿井的实际情况，采区工作面的长度为180m可以满足产量的要求，确定采区工作面的长度为180m。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况9煤顶板普遍为灰～灰白色中粗粒砂岩，平均厚度为9.55m；底板致密性脆，易碎，平均厚度为4.38m，总体来说顶底板叫稳定。5.1.4水文地质采区内水文地质条件较简单，最大涌水量为353m³/h。矿井涌水主要来源为9号煤层顶底板砂岩裂隙水，以巷道、工作面淋水、小股水流等形成涌出。5.1.5地质构造采区内地质构造简单，煤层倾角平均19°。5.1.6地表情况采区内对应地面无村庄，有公路穿过，考虑到采深较大，有160m的表土层，公路等级不高，不留保护煤柱。5.2采区巷道布置及生产系统5.2.1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采工作面运煤、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20m煤柱双巷掘进。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