毕业论文-张小楼煤矿1.2Mt-a新井设计-孤岛工作面危险性分析

目录TOC\h\z\u\t"标题1,1,标题2,2,标题3,3"1矿区概述及井田地质特征 页1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿区地理位置庞庄煤矿张小楼井位于徐州市西北铜山县柳新镇和刘集镇境内，距徐州市区13km。东邻江苏天能集团柳新煤矿，西邻徐州矿务集团夹河煤矿，南邻庞庄井。（交通位置见图1）。矿区铁路专用线在夹河站与陇海线和夹符线相连，矿井东邻京福高速公路，东距京杭大运河8km，徐沛公路从井田内穿过，交通十分便利。图1庞庄煤矿张小楼井交通位置示意图1）井田范围南部（浅部）以F1断层与庞庄井田为界，北部（深部）至京福高速公路保护煤柱线；东部以苏煤司基（87）第252号文规定的西1、西2和西3三个座标点的连线及其延长线与柳新井田为界，西部以苏煤司基（84）第579号文规定点连线与夹河井田深部为邻。整个井田东西长约4.80km、南北宽约3.53km，井田面积16.94km2。开采深度为-250m～-1250m。2）矿区经济状况及矿区电力供应矿区工业发展迅速，已形成铸造、酿酒、缫丝、纺织、塑编、木材加工、机械制造等八大工业体系，工业产品100余种。庞庄煤矿工业园区，形成了板皮加工、塑料编织、铸造加工、机械制造四大主导产业。矿区农副产品资源丰富，有优质小麦、“无公害水稻”、“高蛋白玉米”等粮食作物7.4万亩，芸豆5000亩，黄皮洋葱1000亩、脱毒土豆1000亩、东北毛茄1000亩、越冬甘兰1000亩、大沙河无籽西瓜14000亩、优质红富干苹果4000亩、桑园5000亩。有年出栏300万羽的肉鸭养殖基地、年出栏150万羽的合同鸡养殖基地、有大型的波尔山羊养殖基地。矿井110kV主电源引自沛县220kV变电站，备用电源引自庞庄110kV变电站，由110kV线路送至距矿井110kV变电站。3）矿区气候条件本区属南温带黄淮区，气象具有长江流域与黄河流域的过渡性质，接近北方气候的特点，入冬和回春均较旱，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。降水表现为集中度高，年变化大，形成春季易旱，盛夏易涝的气候特点。土地最大冻结深度29mm，每年冻结期在十一月上旬至翌年三月下旬解冻，全年风向频率多为东南偏东风，四季风向变化较大，春夏多东南风，秋冬多偏北风，年平均风速3.2m/s，最大风速20m/s。气温：年平均气温13.8°C，日最高气温40.70°C（1966年7月18日），日最低气温-21.3°C（1967年1月4日）。降水量：年平均降水量811.7mm，最大年降水量1178.9mm（1977年），最小降水量550mm（1968年），最大日降水量340.7mm（1971年8月9日），降水多集中于7、8月份，占全年降水量的60%。蒸发量：年平均最大蒸发量1873.5mm（1968年），最小蒸发量1273.9mm（1985）。本区属于季风型大陆性气候。4）矿区水文情况井田内地表水体主要为塌陷区积水，其次有拾新河和拾屯河。塌陷区积水:积水区常年水位+34.3m；雨季最高水位+36.25m（1982年7月22日）。拾屯河:从矿区南部露头自西向东入丁万河，全长13Km。为季节性河流。拾新河:1977年12月铜山县在矿区中部自西北向东南人工开挖而成，常年积水，水深5～6m，河床不连续且与塌陷区积水连成一片。除上述地表水体外，尚有零星的鱼塘和纵横交错的排水沟渠分布。因此，矿区地表水系较为发育。5）地震徐州地区地震烈度为7度，根据1956年科学出版社资料，徐州地区地震记录始于公元522年，讫于1937年，即1415年间发生地震21次。其中破坏性地震占了3～7次。影响较大的有1502年10月17日地震，坏城垣民舍；1668年7本区属华北地震区，距郯庐断裂约100km，该断裂带为一长期活动的强地震带。1.1.2井田地质特征1）区域地质构造简况徐州煤田位于中朝准地台山东隆起区的南端，徐州复背斜的西端。若按地质力学划分：是秦岭东西向构造带的北支和新华夏第二隆起带的交汇部位，其东侧紧邻郯庐大断裂。故本区是几个大构造带的交汇地，构造复杂。区内盖层发育，属北方型。中生代印支--燕山运动对本区影响甚大，使本区地层发生褶皱、断裂并伴有岩浆活动。徐州复背斜由多个相间排列的背、向斜组成。自东南向西北分别是：棠张集向斜、大许家背斜、贾汪向斜、徐州背斜、闸河向斜、肖县背斜、九里山向斜等。每一个背、向斜由更次一级的背、向斜组成复式背、向斜。就单一褶曲而言，一般北翼较缓，南翼较陡，局部直立甚至倒转，并伴生有与褶曲轴大致平行的高角度逆断层、逆掩断层出观。区域地层沉积缺失奥陶系上统、志留系、泥盆系及石炭系下统，除震旦系与寒武系、奥陶系与石炭系呈假整合接触关系，第四系与其它各时代的地层呈不整合接触关系外，其它各地层皆呈整合接触关系。徐州地区的岩浆岩活动大致分为三期：即晚元古代未的辉绿岩类侵入，燕山中～晚期的中酸性-中基性岩浆岩活动、燕山晚期～喜山期的基性-超基性岩浆岩活动。在徐州复背斜的分布大体沿桃山集-徐州-贾汪一线以东出露的全为基性岩；该线以西出露的主要为中性-中酸性-酸性火成岩，这正是利国铁矿和斑井铜矿的成矿母岩。本井田的太原组地层及邻区的垞城矿太原组地层亦见有煌斑岩、辉绿岩类的岩墙、岩脉侵入，而井田西北部的张集矿则见有大面积的中酸性火成岩。2）井田地层图2综合柱状图井田内无基岩出露，现据区外露头所见及钻孔揭露资料，将井田地层自下而上简述如下：（1）、寒武系(€)井田钻孔未见，仅在矿区外围群山有出露。主要分布于徐州复背斜的轴部，与下伏地层震旦系(Z)呈假整合接触。下部以砂页岩为主，夹薄层状灰岩；中、上部则由中～厚层状灰岩组成。（2）、奥陶系(O)仅见于少数钻孔，是徐州复背斜构造的两翼主要地层组成部分。也是煤系地层的沉积基底。区内只发育有下统和中统，上统缺失。其中：奥陶系下统(O1)：与下伏地层寒武系呈整合接触关系。下部由中厚层竹叶状白云岩、泥质白云岩、页片状泥质灰岩、钙质白云岩及厚层状灰岩组成。上部的马家沟组则由中厚层～巨厚层的豹皮状灰岩组成，顶部夹有紫灰色薄层钙质白云岩，厚450～530m，平均484m。奥陶系中统阁庄组(O2g)：厚65.2～70.9m平均68m。由青灰色～黄灰～灰色薄～中厚层钙质白云岩、白云质灰岩、白云岩组成。（3）、石炭系(C)系地层仅发育有中统和上统，下统缺失。①、石炭系中统本溪组(C2b)本组地层厚17.8～42.7m，平均27m，假整合于奥陶系之上。是在奥陶系中统之后地壳整体长期上升、剥蚀夷平的基础上广泛海侵的浅海相沉积。其岩性自下而上为：下部：为紫色、灰绿色页岩(相当于华北山西式铁矿层位)，含铁不均匀，厚度较小，一般在6m左右，系本组与下伏奥陶系之分界标志层。中部：为浅灰色铝土质页岩，厚度多小于5m。上部：浅灰色厚层状石灰岩，含黄铁矿，夹透镜状页岩，厚约16m。②、石炭系上统太原组(C3t)本组地层厚124.0～208.2m，平均156.0m。为本区主要含煤地层之一。整合于本溪组之上，为海陆交互相沉积，主要有灰白～灰黑的灰岩、页岩、砂质页岩组成，夹极不稳定～稳定薄煤7～10层，可采者两层。各层石灰岩中常含有丰富的蜓科、腕足类及海百合化石。（4）、二迭系(P)区内二迭系地层沉积有下统-山西组、下石盒子组、上统上石盒子组。现分述如下：①、二迭系下统山西组（P11s）本组地层厚96.5～145.4m，平均113.0m。为本区主要含煤地层之一。整合于太原组地层之上，为近海河湖沼泽相沉积。主要由灰色页岩、砂质页岩、灰色粉砂岩及石英砂岩组成。中、下部以石英砂岩为主，其次为深灰～灰白色页岩、砂质页岩组成。夹稳定～极不稳定的薄～中厚煤层4～6层，其中7煤为稳定可采煤层，8、9煤为局部可采煤层。各煤层上、下的页岩中常含有保存较为完整的植物化石，常见有栉羊齿、楔叶木、轮木、丁氏蕨等。②、二迭系下统下石盒子组(P12x)本组厚：170.7～299.0m，平均217.0m，为本区主要含煤地层之一，整合于山西组地层之上，为内陆湖泊沼泽相沉积。主要由灰绿～深灰色砂质页岩组成，上部以灰色为主，下部以深灰色为主。自上而下夹数层杂色页岩。含煤6～9层，其中1、2煤可采。本组下部的煤层附近地层中常保存有较为完整的植物化石：辨轮木、轮木、芦木、大羽羊齿、柯特木和丁氏蕨等。③、二迭系上统上石盒子组（P21s）厚3.9～269.2m，平均250m，整合于下石盒子组之上。为炎热气候下内陆河湖相沉积。以杂色、灰绿色，灰色砂页岩、页岩为主夹灰绿色、浅灰色细～中粒砂岩，中下部时夹有煤线及炭页岩，底部为灰～灰白色石英长石粗粒含砾砂岩，间夹灰色，杂色页岩。为本组与下统下石盒子组分界标志层，产烟叶大羽羊齿、剑形瓣轮木等化石。（5）、第四系(Q)区内厚度52.7～124.0m，平均76.0m，不整合于各地层之上，主要由砾石、砂礓、粘土、亚粘土、粉砂土和腐植土组成。井田范围内由东南向西北逐渐增厚。地质综合柱状图如1.1.3井田地质构造张小楼井田位于徐州煤田九里山向斜中段张小楼背斜北翼。该背斜仅在13-1～15线的露头部位有所显露，其核部为奥陶系中统地层。F1号逆断层基本沿背斜轴部切割，因此形成一个不完整背斜，南翼仅残存很少山西组、太原组煤系地层。北翼保存相对较完整，但也被几条大中型断层纵横切割，略显破碎。该井田整体呈一走向北东、倾向北西上陡下缓的铲式单斜构造，浅部地层倾角一般在24°～40°、深部地层倾角5°～15°。13-1～16-1勘探线间浅部露头部位的煤层分别被落差20.0m以上的F18、F15、F14、F0、K3、K1、K6等断层切割，破坏了浅部单斜构造形态。深部则表现为两个宽缓的向斜和两个宽缓的背斜。截止目前，区内尚未发现有火成岩侵蚀。1）褶曲除浅部13-1～15线间的露头部位发育的、被F1断层沿轴部切割的背斜（称张小楼破背斜）以外，在-1000m以下，K1断层以东有一向斜构造和一背斜构造，分别称为东翼深部向斜和东翼深部背斜。K1断层以西有一向斜构造和一背斜构造，称为西翼深部向斜和西翼深部背斜。2）断层本井田内断裂构造较为发育，浅部更显复杂。已揭露的大中型断层共15条：F0、F1、F2、F14、F15、F16、K1、K2、K3、K5、K6及F1-1、F1-2、庞5、RF1（F号断层为勘探时所发现，K号断层为采掘工程所揭露，RF断层为三维地震勘探解释断层）。从断层走向看，大致可分两组：一组为北东向断层，其走向大致与张小楼破背斜轴向一致，基本可视为走向断层，这组断层有F0、F1、F2、F14、F15、F16、F1-1、F1-2、庞5、RF1、K3、K6；另一组为北西向断层，大体与浅部背斜轴向相正交或斜交，基本上可视为倾向断层。3）陷落柱钻探及采掘活动中至今尚未发现有陷落柱，另据三维高分辨地震勘探资料显示：深部地震勘探区未发现直径大于10m的陷落柱。4）岩浆岩本区的岩浆岩活动自老至新大致分为三期：即吕梁期花岗岩、燕山期中基性岩侵入以及喜马拉雅期的玄武岩流，在煤系中以燕山期侵入体为主。其岩柱主要为闪煌斑岩，闪长岩、安山岩等，其岩性、产状、分布范围及对煤层的影响以查明。1.2区域水文地质1）第四系砂岩或砂砾层空隙含水层。第四系为一套松散的沉积物，井田内厚度30～80m,平均70m(1)第一段砂层空隙潜水含水层组（Ⅰ含）本段厚6~19m，平均为17.6m，主要由棕黄、棕灰色粉砂、粘土质砂夹薄层粘土。砂质粘土组成。据水文孔抽水试验资料，水质为HCO3-K+Na型，矿化度为0.75~0.84g/l，富水性中等，是当地居民生活的主要水源。(2)第二段粘土。砂质粘土及砂层弱透水层组（Ⅱ透）本段厚9.8~15.4m，平均为10.4m，主要由黄褐色，棕褐色及灰绿色粘土、砂质粘土组成，常夹2~6层细砂，粘土质砂，局部为中粗粒砂，砂层犬牙交错，总厚度为1~4.9m，平均为3.3m约占本段厚度的31.7%；本段可视为弱透水层组。(3)第三段砂层孔隙承压水层组（Ⅲ含）本段厚13~26.2m，平均为24.8m，由灰白、灰绿、土黄色、中、粗砂及粘土质砂夹薄层粘土、砂质粘土组成，粘土总厚度3.2~4.8m，平均为3.52m，占本段厚度的23.8%。据流量测井资料k=2.106m/d。本层水是目前张双楼矿区的工业和生活水源。据水源井取水和水质资料，出水量大于60m3/h。水质类型为SO4-K+Na(4)第四段粘土隔水层组（Ⅳ隔）本段厚度12.7~16.3m，平均14.4m，井田内东薄西厚，总体上比较稳定，主要灰白、灰绿及灰褐色粘土、砂质粘土组成，局部夹2~5层砂层透镜体。该层作为隔水层组，对控制上部1含、3含垂直向下入渗补给5含起到了抑制作用。(5)第五段砂砾层承压含水层组（Ⅴ含）本段常称作底砾层，厚0~7.8m，平均为2.8m，井田东部普遍发育，西部有大面积缺失。其上部以灰黄色含砾粗砂或粘土质砂为主。下部以杂色砂砾为主，夹不稳定薄层粘土，砾石成分主要为石英砂，粒径2~4cm，滚圆良好，隙间充填物为粘土及砂，含量达50~60%。本层属于中等含水层。2）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(93~185/112m)，总厚度433m，主要由泥岩、砂质泥岩加沙岩石组成。砂岩含水层据其厚度和富水情况主要由上石盒子组底部奎山砂岩、下石盒子组中部砂岩、下石盒子组底部分界砂岩，下部7、9煤顶砂岩含水层。(1)第一段、上石盒子组底部奎山砂岩裂隙承压水含水层厚10.22~41.7m，平均为21.63m，分布广泛。立井井筒揭露该层时用水量达126m3/h，富水性中等。由于该含水层距离7(2)第二段下石盒子组中部砂岩裂隙承压含水层厚14~49.1m，平均为34.00m。分布在6线以西。主井井筒揭露该层时用水量达104m3/h(3)第三段下石盒子组底部分界砂岩裂隙承压水层。厚2.76~26.60m，平均为11.06m。分布在7线以西。主井接露时用最大涌水量70~80m3/h，副井清理斜巷揭露时最大用水量69.4m3/h，富水性小。据水位观测资料，3）山西组下部砂岩裂隙承压含水层7煤顶板砂岩含水层，厚度1.20~39.60m，平均为18.93m，为7煤老顶或直接顶。据抽水试验资料q=0.0026L/(m·s)，k=0.0014m/d。综合勘探和生产揭露情况分析，富水性属小~中等，水质类型为SO4-Ca(K+Na)型，矿化度为3.186~4.544g/L。本层为开采7煤直接充水含水层。4）第四段粘土隔水层组（Ⅳ隔）本段厚度57～129m，平均72m，井田内东薄西厚，总体上比较稳定，主要由灰白、灰绿及灰褐色粘土、砂质粘土组成，局部夹2～5层砂层透镜体。该层作为隔水层组，对控制上部Ⅰ含、Ⅲ含水垂直向下入渗补给Ⅴ含起到了抑制作用，其良好的隔水性能对阻碍基岩含水层接受第四系上部水及大气降水的补给起到了关键的作用。5）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。据水补4-1孔抽水试验资料q=0.007L/s.m，K=0.005m/d，水质类型为SO4-Ca(K+Na)型，矿化压4.038g/L；Z25孔流量测井资料q=0.269L/s.m，K=5.701m/d，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。矿井的历年涌水量的变化范围为20～340m3/h，水文地质属于简单型，全井田最大涌水量为340m3/h，正常涌水量为320m3/h1.2.1煤层特征1）煤层赋存情况本矿井赋存煤层自上而下为：7、9。各煤层特征(见表1-1)，分述如下。表1-1庞庄煤矿张小楼井赋存煤层情况一览表煤层号穿过点数可采点数不可采点数缺失点数两极厚度平均值(m)可采指数变异系数煤层稳定程度71716011～3.552.001.007%稳定91414002.20～4.623.501.003%稳定（1）7煤层7煤层为本矿区主采煤层之一。厚度1.31～2.55m，平均厚度2m，局部有0.2m左右的夹矸1层，夹矸岩性主要为页岩，偶尔也可见砂页岩；煤层倾角0～25°；7煤上距分界砂岩43.96～60.46m，平均间距52.27m左右；7煤下距9煤间距18.17～23.85m，平均间距20.00m；煤层可采性指数Km＝1.00，变异系数γ＝7％。直接顶为灰白色砂质页岩或中～细粒砂岩，厚度0.20～29.77m，平均厚5.81m老顶多为砂质页岩或中～细粒砂岩；直接底为深灰色砂质页岩，偶见中～细粒砂岩或粉砂岩，厚度0.55～25.23m，平均厚度7.58m。综合评价7煤为稳定的中厚煤层。（2）9煤层9煤层为本矿区主采煤层之一。9煤上距7煤间距2.17～4.35m，平均间距3.5m；9煤下距太原组一灰间距24.1～28.9m，平均间距25.3m左右；煤层厚度2.20～4.62m，平均厚度3m；煤层倾角0～25°；煤层可采性指数Km＝1，变异系数γ＝3％。直接顶板多为灰白色细粒砂岩或砂页岩互层，厚度6.43～33.78m，局部有0.3～0.6m厚的页岩伪顶；直接底板多为页岩或砂页岩，偶见粉砂岩，厚度0.59～6.08m，1.49m。综合评价9煤为稳定的中厚煤层。2）煤层的围岩性质表1-27号煤层顶底板岩性顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老顶砂岩6.28灰白色中细粒砂岩，无节理，层理发育。直接顶砂(页)岩5.2灰黑色砂页岩，局部为灰白色中细粒砂岩。伪顶页岩0～0.8灰黑色泥质页岩。直接底砂页岩6.68灰黑砂页岩，内有结核结构。表1-39号煤层顶底板岩性顶底板名称岩石名称厚度（m）岩性特征老顶砂岩6.28灰白色中细粒砂岩，无节理，层理发育。直接顶砂(页)岩5.2灰黑色砂页岩，局部为灰白色中细粒砂岩。伪顶页岩0～0.8灰黑色泥质页岩。直接底砂页岩6.68灰黑砂页岩，内有结核结构。老底砂岩23.81灰色细～中粒砂岩，层理发育，垂直裂隙发育，局部赋水。3）煤的特征（1）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1-4可采煤层原煤实测及矿采用容重统计表煤层79测定值1.31～2.552.17～4.35矿采用值1.361.37（2）化学性质①煤的挥发份（Vdaf）区内各主要可采煤层原煤挥发份平均在36.04～49.01%之间，均为高挥发份煤，挥发份最小为9煤，最大为7煤，挥发份值最高平均在49.01%左右。从表中可看出太原组煤层挥发份高于山西组煤层挥发份。注：在2～9勘探线间，由于受到火成岩侵入，Z9、Z64、Z12、Z20、Z18孔挥发份值仅为2.94～12.44%，平均9.64%，已变质为天然焦。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，最小为7煤，最大为9煤；干燥无灰基氢含量（Hdaf）平均在5.27～5.50%之间，最小为9煤，最大为7煤；干燥无灰基氮含量（Ndaf）平均1.42%；干燥无灰基氧含量（Odaf）平均在8.94～9。53%之间。（3）煤的有害成份①水份（Mad）区内各可采煤层原煤水份在1.13～1.87％之间变化，最小为7煤，最大为9煤。②灰份（Ad）区内各可采煤层原煤灰份产率13.26～17.94％，在有效灰份采样层次中（，各煤层灰份产率≤10％的占20％，＞10～15％的占32％，＞15～25％的占38％，＞25～40％的占10％，可见区内煤层以低～中灰煤为主。据各煤层煤芯煤样统计结果：9、21煤为低灰煤，7、17煤为中灰煤。各煤层精层煤平均灰份产率为4.52～8.58%，均属特低煤。说明原煤中外在灰份较多，精选后大部份可剔除掉，另外，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。③硫（St,d）区内各可采煤层平均含硫量变化较大，7、9煤原精煤含硫量在量0.52～0.67％均为特低硫煤。④灰份及灰融性、灰渣特征区内各主要可采煤层煤灰成份及灰渣均以SiO2和Al2O3为主，属于酸性。煤灰的熔融性主要取决于煤灰的化学成份，区内各煤层灰熔点温度测试情况。⑤瓦斯突出性全区采取瓦斯样34个，所测瓦斯含量及矿井井下所测得的瓦斯涌出量均低于10m3/t，属于低瓦斯矿井。⑥自燃性本井田内各煤层均没有自燃发火倾向和爆炸危险，自投产以来没有发生过煤层自燃和爆炸现象。2井田境界与储量2.1井田境界矿井东起F1大断层，西到F24井田边界，南自太原组7煤层露头线，北到-1200m水平7煤层底板等高线。水平标高为-200m～-1200m，井田走向长4.776km，倾斜宽3.369km，面积约16.09km2。地面地形平坦，标高一般在(+38～+39m)。2.1.1开采界限本井田共含煤4层，分别为7、9、17、21煤层，其中7、9煤为主要可采煤层，17、21煤为不可采煤层。7煤层平均总厚2m，7煤层平均总厚3.5m。2.1.2井田尺寸井田的走向平均长度为4.776km。井田的倾斜方向平均长度为3.369km。煤层的倾角最大为31.6°，最小为2.6°，平均为18.7°。井田的水平面积按下式计算： S=H×L （2.1）式中S--井田的水平面积，m2H--井田的平均水平宽度，mL--井田的平均走向长度，m则井田的水平面积为：S=4.776×3.369=16.09km22.2矿井储量计算2.2.1构造类型煤层内倾角为4°~15°，褶曲与断层均较发育，无岩浆活动，为中等构造地区，属于第二类。2.2.2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。根据已看勘探的煤种以贫煤为主，其次是无烟煤，由表2-1知最低可采厚度为0.7m。表2-1储量计算厚度、灰分指标储量类别能利用储量尚可利用储量煤的种类炼焦用煤非炼焦用煤褐煤炼焦用煤非炼焦用煤褐煤最低可采厚度/m缓斜煤层（0°-25°）倾斜煤层（25°-45°）急斜煤层（>45°）最低灰分%4050本矿井设计对7，9煤层进行开采设计，它们的厚度分别为2、3.5，基岩无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。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。7煤层和9煤层，采用块段法计算工业储量。图2-1块段划分示意图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。根据《煤炭工业设计规范》，求得以下各储量类型的值：矿井地质资源量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2-2，所以地质储量为：=177.74（Mt）2.2.3矿井的地质储量表表2-27煤地址储量表序号平均倾角A（°）平均厚度(m)容重(t/m3)平面面积(km2)cos（A）工业储量(万t)k122.7921.361.9849730.9219267775.399127k219.7821.361.5409570.9409736794.191403k331.6321.361.7735120.8514181194.823952k429.4721.361.3323310.8706544373.623941k52.6021.366.5968350.99896384317.94339k66.3621.363.5720090.9938385969.715863总计45.69768表2-39煤地址储量表序号平均倾角A（°）平均厚度(m)容重(t/m3)平面面积(km2)cos（A）工业储量(万t)k122.793.51.371.9849730.9219267779.517947k219.783.51.371.5409570.9409736797.388889k331.633.51.371.7735120.8514181198.503989k429.473.51.371.3323310.8706544376.388528k52.603.51.376.5968350.99896384331.63183k66.363.51.373.5720090.99383859617.12778总计80.55896矿井工业资源储量按下式2.3计算:Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333×k（2.3）式中Zg--矿井工业资源储量，Mt；Z111b--探明的资源量重经济的基础储量，Mt；Z122b--控制的资源量中经济的基础储量，Mt；Z2M11--探明的资源量中边际经济的基础储量，Mt；Z2M22--控制的资源量中边际经济的基础储量，Mt；Z333--推断的资源量，Mt；k--可信度系数，取0.7～0.9，地质构造简单，煤层赋存稳定取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定取0.7.根据本矿实际条件，地质构造中等，煤层赋存较稳定，故取0.9。根据勘探地质报告，本矿井地质资源分类如下表2.2所示：表2-4地质资源分类表地质资源储量探明的资源储量控制的资源储量推断的资源量经济的基础储量边际经济的基础储量经济的基础储量边际经济的基础储量推断的储量111b2M11121b2M2233360%30%10%则矿井工业资源储量为：7煤：Zg=Z×60%+Z×30%+Z×10%×0.9=0.99×45.69768=45.240Mt。9煤：Zg=Z×60%+Z×30%+Z×10%×0.9=0.99×80.55896=79.754Mt。Zh=Zg7+Zg9Z=125Mt2.2.4矿井可采储量矿井设计资源储量按式（2.4）计算：（2.4）式中 --矿井设计资源/储量 --断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失量之和。按矿井工业储量的3%算。则：＝125－125×3%＝121.25（Mt）矿井设计可采储量（2.5）式中 --矿井设计可采储量； --工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储量的2%算； C--采区采出率，厚煤层不小于75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%。此处取0.85。则：＝(121.25－121.25×2%)×0.85＝101.00125（Mt）2.2.5工业广场煤柱根据《煤炭工业设计规范》不同井型与其对应的工业广场面积见表2-3。第5-22条规定：工业广场的面积为1.5平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为120万吨/年，所以取工业广场的尺寸为300m×480m的长方形。煤层的平均倾角为25度，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，该处表土层厚度为76m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按Ⅱ级保护留维护带，宽度为15m。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表2-4。表2-5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2-6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-50025°2、3.515040757565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：由于两层煤，需算两个保护煤柱。由CAD量的两个梯形的面积分别是：1207406m2和1231251.25m2S7煤=971012/cos25°=1071393.2m2S9煤=995884/cos25°=1098836.415m2则：工业广场的煤柱量为：Z工=S×M×R（2.6）式中：Z工工业广场煤柱量，万t； S工业广场压煤面积，㎡；M煤层厚度，7煤2m，9煤3.5m；R煤的容重,7煤1.36t/m3，9煤1.37t/m3。则：Z7煤=1071393.2×2×1.36×10-4=291.418(万吨)Z9煤=1098836.415×3.5×1.37×10-4=526.892(万吨)Z工=291.418+526.892=818.31(万t)

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，三八制作业（两班生产，一班检修），每日两班出煤，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矿井设计生产能力因为本井田设计丰富，主采煤层赋存条件较简单，井田内部大断层探测清楚，且走向与煤层走向大致平行，对开采影响较小，比较合适布置大型矿井，经校核后确定本矿井的设计生产能力为120万吨/年。3.2.2井型校核下面通过对设计煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型加以校核。1）矿井开采能力校核张小楼煤矿7煤层为厚煤层，煤层平均倾角为18o，地质构造简单，赋存较稳定，矿井瓦斯含量很小，涌水小，在做好防滑措施下工作面长度可以适当加大。2）辅助生产环节的能力校核本矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓，主井提升容器为两对16吨底卸式提升箕斗，提升能力可以达到设计井型的要求，工作面生产原煤一律用带式输送机运到采区煤仓，运输能力很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。辅助运输采用罐笼，同时本设计的井底车场调车方便，通过能力大，满足矸石、材料及人员的调动要求。所以辅助生产环节完全能够满足设计生产能力的要求。3）通风安全条件的校核本矿井煤尘具有爆炸性瓦斯含量相对较低，属于低瓦斯矿井，矿井涌水量小。矿井通风前期采用中央并列式通风，后期采用两翼对角式通风。矿井达产初期对首采只需先建一个风井即可满足矿井的通风需求，后期再建两风井，可以满足整个矿井通风的要求。本井田内存在若干断层，已经查到且不导水，不会影响采煤工作。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）储量条件校核井田的设计生产能力应于矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服务年限。矿井服务年限的公式为：T=Zk/(A×K)（3.1）其中：T矿井的服务年限，年；Zk矿井的可采储量，101.00125Mt；A矿井的设计生产能力，120万t/a；K矿井储量备用系数，取1.3。则：T=101.00125/（120×1.3）=64.74（a）本矿井的开采服务年限符合规范的要求。注：确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力，矿井达产后，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，从而减少储量，为保证有合适的服务年限，确定井型时，必须考虑备用系数。5）第一水平服务年限校核根据《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各省自定本设计中，煤层平均倾角小于，设计生产能力为1.2Mt/a，矿井服务年限为64.74a，第一水平服务年限为25a，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。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。1确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；2合理确定开采水平的数目和位置；3布置大巷及井底车场；4确定矿井开采顺序，做好开采水平的接替；5进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；6合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：1贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。2合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。3合理开发国家资源，减少煤炭损失。4必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。5要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。6根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.2确定井筒形式、数目、位置及坐标1）井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。平硐开拓受地形即埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。本矿井煤层倾角较大，平均25º，为缓倾斜煤层；表土层薄，有流沙层；水文地质情况比较简单，涌水量小；井筒需要特殊施工，因此可采用冻结法立井开拓。经后面方案比较确定井筒形式为第一水平立井、第二、三水平暗斜井。2）井筒位置的确定井筒位置的确定原则：有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；井田两翼储量基本平衡；井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁；工业广场宜少占耕地，少压煤；距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。由于井田内的煤层埋藏比较深，角度较大如果井筒布置在井田中央井筒会很深，石门也会很长，所以为了考虑初期的投资决定井筒布置在井田中央偏上。4.3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4-1工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为14.4公顷，形状为矩形，长边垂直于井田走向，长为480m,宽为300m。表4-1工业场地占地面积指标井型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.84.4开采水平的确定及采区划分井田主采煤层为7号煤层和9号煤层。倾角变化较大，为3°～25°，为缓倾斜煤层，所以设计为多水平开采。第一水平标高-700m、第二水平标高-1130m、，二水平下山带区式开采。7、9号煤层生产能力：可采储量为101Mt，服务年限为64a。4.5主要开拓巷道7号煤层平均厚度为2m，9号煤层平均厚度为3.5m，赋存稳定，为缓倾斜煤层，煤层厚度变化不大，且煤质硬度不大。故矿井开拓大巷布置在岩层中，留30m煤柱护巷。由于矿井瓦斯涌出量不大，一条回风大巷就可以满足回风需要。再布置一条运输大巷兼顾运煤和运材料，共两条大巷。4.6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：立井两水平直接延伸（-250、-600、-800；-800、-1130、-1200）第一水平主、副井井筒为立井，布置于井田中央偏上，第二水平采用暗立井，共两个水平。大巷均布置在岩层中。如图4-1。方案二：立井两水平暗斜井延伸（-250、-600、-800；-800、-1130、-1200）第一水平主、副井井筒为立井，布置于井田中央偏上，第二水平采用暗斜井，共两个水平。大巷均布置在岩层中。如图4-2。方案三：立井三水平直接延伸（-650、-950、-1100）第一水平主、副井井筒为立井，布置于井田中央偏上，第二水平采用立井延伸，第三水平采用暗立井，共三个水平。大巷均布置在岩层中。如图4-3。方案四：立井三水暗斜井接延伸（-650、-950、-1100）第一水平主、副井井筒为立井，布置于井田中央偏上，第二水平采用暗斜井延伸，第三水平采用暗斜井，共三个水平。大巷均布置在岩层中。如图4-4。图4-1方案一开拓图图4-2方案二开拓图图4-3方案三开拓图图4-4方案四开拓图2）技术比较以上所提四个方案大巷布置及水平数目均相同，区别在于井筒形式不同，及部分基建、生产费用不同。方案一、二的第一水平和第二水平的井筒形式和位置都相同；不同的是方案一的第二水平采用暗立井，方案二的第二水平采用暗斜井。方案一的第二水平暗立井施工比较困难需要较高的技术水平，投资业比较大，但是受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的影响比较小；方案二的第三水平暗立井开凿比较容易施工，运输业比较方便，可以满足矿井的生产需要，斜井井筒也可作为安全出口，井下一旦发生事故，人员也可从主斜井迅速撤离。井田内煤层的倾角变化不大，涌水量也不大，瓦斯小。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（见表4.1），在方案一、二中选择方案二。方案三、四的第一水平的井筒形式和位置都相同且都采用立井井筒。不同的是方案三的第三水平采用暗立井，方案三的第二、三水平暗斜井开凿，暗立井施工比较困难需要较高的技术水平，投资业比较大，但是受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的影响比较小。方案四的第二、三水平暗斜井开凿，比较容易施工，运输业比较方便，可以满足矿井的生产需要，斜井井筒也可作为安全出口，井下一旦发生事故，人员也可从主斜井迅速撤离。井田内煤层的倾角变化不大，用水量也不大，瓦斯小。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果，在方案三、四中选择方案四。3）经济比较四个方案的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总于下列表中：见表4-1、表4-2、表4-3、表4-4、表4-5和表4-6。表4-1粗略经济计算方案一粗略经济计算数量（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7.8147715115.2177799.54268基岩段105.864681684.32498副井开凿表土段7.8185925145.02151032.38726基岩段105.883872887.36576一水平井底车场岩巷10041874418.74418.74一水平井底车场岩巷10054980549.8549.8一水平石门岩巷25.341874105.94122105.94122二水平石门岩巷93.354980512.9634512.9634小计3419.37456生产费用立井提升系数煤量（万吨）提升高度（km）基价（元/t•km）费用（万元）第一水平1.292820.6361.611334.43584第二水平1.274820.61.68619.264排水涌水量（m3）时间（h）服务年限（年）基价（元/t•km）费用（万元）1608760840.283296.5632石门运输系数煤量（万吨）平均运距（km）基价（元/t•km）费用（万元）第一水平1.218000.2530.35191.268第二水平1.274820.9330.352931.89652小计26373.42756合计29792.80212方案二粗略经济计算数量（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7.8147715115.2177476.13768基岩段55.864681360.91998斜井段104.570318734.8231副井开凿表土段7.8185925145.02151347.85036基岩段55.883872468.00576斜井段104.570318734.8231一水平井底车场岩巷10041874418.74418.74二水平井底车场岩巷8054980439.84439.84一水平石门岩巷25.341874105.94122105.94122二水平石门岩巷20.854980114.3584114.3584小计2902.86766生产费用立井提升系数煤量（万吨）提升高度（km）基价（元/t•km）费用（万元）第一水平1.292820.6361.611334.43584暗斜井提升1.274820.60.422262.5568排水涌水量（m3）时间（h）服务年限（年）基价（元/t•km）费用（万元）1608760840.323767.5008石门运输系数煤量（万吨）平均运距（km）基价（元/t•km）费用（万元）第一水平1.292820.2640.351029.18816第二水平1.274820.5390.351693.77516小计20087.45676合计22990.32442表4-2粗略经济计算方案三粗略经济计算数量（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7.81477151152.1777995.4268基岩段105.8646816843.2498副井开凿表土段7.81859251450.21510323.8726基岩段105.8838728873.6576一水平井底车场岩巷100418744187.4418.74二水平井底车场岩巷100549805498549.8三水平井底车场岩巷100549805498549.8一水平石门岩巷12.541874523.42552.3425二水平石门岩巷48.3549802655.534265.5534三水平石门岩巷93.2549805124.136512.4136小计20155.5353生产费用立井提升系数煤量（万吨）提升高度（km）基价（元/t•km）费用（万元）第一水平1.292820.6361.611334.43584第二水平1.274820.31.64309.632第三水平1.252300.151.61506.24排水涌水量（m3）时间（h）服务年限（年）基价（元/t•km）费用（万元）1608760640.282511.6672石门运输系数煤量（万吨）平均运距（km）基价（元/t•km）费用（万元）第一水平1.218000.1250.3594.5第二水平1.222520.4830.35456.84072第三水平1.252300.9320.352047.2312小计2598.57192合计22754.10722表4-3粗略经济计算表4-4粗略经济计算方案四粗略经济计算数量（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7.81477151152.1775084.7818基岩段60.8646813932.6048斜井段105.6703187425.5808副井开凿表土段7.81859251450.21510323.8726斜井段105.6703187425.5808基岩段105.8838728873.6576一水平井底车场岩巷100418744187.4418.74二水平井底车场岩巷80549804398.4439.84三水平井底车场岩巷80549804398.4439.84一水平石门岩巷12.541874523.42552.3425二水平石门岩巷2.354980126.45412.6454三水平石门岩巷5.354980291.39429.1394小计16772.0623生产费用提升系数煤量（万吨）提升高度（km）基价（元/t•km）费用（万元）第一水平1.292820.6361.611334.43584第二水平暗斜1.274820.30.421131.2784第三水平暗斜1.252300.150.42395.388排水涌水量（m3）时间（h）服务年限（年）基价（元/t•km）费用（万元）1608760640.322870.4768石门运输系数煤量（万吨）平均运距（km）基价（元/t•km）费用（万元）第一水平1.292820.1250.35487.305第二水平1.274820.4830.351517.79852第三水平1.252300.9320.352047.2312小计4052.33472合计20824.39702表4.5方案二、四详细经济比较开拓方案二和四基建费项目方案二方案四工程量/m单价/元.m-1费用/万元工程量/m单价/元.m-1费用/万元初期主井井筒6563000196.8主井井筒7063000211.8副井井筒6413000192.3副井井筒6913000207.3井底车场100090090井底车场100090090主石门080020.24主石门12580010运输大巷81080064.8运输大巷90080064.8小计564.14小计583.9后期主井井筒10493000314.7主井井筒10143000304.2副井井筒10493000314.7副井井筒10143000304.2井底车场80090072井底车场16090014.4主石门20880016.64主石门768006.08运输大巷3266800261.28运输大巷6287800502.96小计979.32小计1131.84共计（前期+后期）1507.221914.94表4.6方案二、四详细经济费用项目方案二工程量/万t.km单价/元/t.km费用/万元运输提升费采区上山1580.07一水平一区段309.6180.55170.2899一水平二区段247.69440.55136.2319一水平三区段185.77080.55102.1739一水平四区段123.84720.5568.11596一水平五区段61.92360.5534.05798二水平一区段777.60.55427.68二水平二区段583.20.55320.76二水平三区段388.80.55213.84二水平四区段194.40.55106.92采区下山4290.109一水平六区段97.8108480.8381.183一水平七区段65.2072320.8354.122一水平八区段32.6036160.8327.061二水平五区段1657.7280.831375.914二水平六区段1326.18240.831100.731二水平七区段994.63680.83825.5485二水平八区段663.09120.83550.3657二水平九区段331.54560.83275.1828小计5870.178大巷及石门一水平693.6310.392693.6316二水平26458.9860.38110080.87小计10774.51运输提升费用总计16644.68维护采区上山费81.641088352857.438排水费一水平2803.20.0839235.1885二水平5606.40.1525854.976小计1090.164总计17429.26方案四工程量/万t.km单价/元/t.km费用/万元采区上山一水平一区段439.01680.55241.4592一水平二区段351.21340.55193.1674一水平三区段263.41010.55144.8755一水平四区段175.60670.5596.58369一水平五区段87.803350.5548.29184二水平一区段467.280.55257.004二水平二区段350.460.55192.753二水平三区段233.640.55128.502二水平四区段116.820.5564.251三水平一区段574.080.55315.744三水平二区段287.040.55157.872三水平三区段（下山）1657.7280.831375.914三水平四区段（下山）1326.1820.831100.731三水平五区段（下山）994.63680.83825.5485三水平六区段（下山）663.09120.83550.3657三水平七区段（下山）331.54560.83275.18285968.246一水平3030.210.3851166.631二水平3175.920.3921244.961三水平14184.930.3815404.4577816.048运输提升费用总计13784.2966.51567352328.048一水平35040.0732256.4928二水平2102.40.1129237.361三水平2803.20.1525427.488小计921.3418总计17140.56开拓方案二和四的费用汇总项目方案二方案四费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期建井费543.9100591.9108.8252基建工程费1511.461001914.74126.6815生产经营费17429.26610017140.5698.34356总费用19484.62610019647.2100.8344在上述经济比较中需要说明以下几点：1、两方案第一水平的大巷布置数目相同、，均在岩层中沿等高线的折线掘进，一条岩层运输大巷，一条回风大巷；2、两方案中均有遇大断层需搬家的问题，总费用相同，故未对此计算；3、井筒大巷的辅助运输费用均按占运输费用的20%经行估算；4、主、副井及风井布置在岩层中，维护费用较低，故未对比其维护费用的差别；由对比结果可知，方案四比方案二的总费用少0.8%，而且两水平能够保证上下水平的衔接工作；斜井也有利于人员的逃离，综合上面的因素选择方案二（第一水平立井，第二水平暗斜井）开拓。4.7矿井基本巷4.7.1井筒由上一节确定的开拓方案可知第一水平主、副井均为立井，暗斜井延深，在井田上部边界走向中部设置中央风井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但圆形断面的立井具有服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点，因此主井、副井及风井均采用圆形断面。主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径5.0m，净断面积19.63m²，基岩段毛断面积28.27m²，表土段毛断面积28.27m²。井筒内装备一对9t的箕斗，井壁混凝土壁厚500mm。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通迅信号电缆，人行台阶等设施。主井断面如图4-6，主要参数见表4-7。图4-6主立井井筒断面图表4-7 主立井井筒特征表井型1.2Mt/a提升容器两套16t箕斗带平衡锤井筒直径6.5m井深656m井断面积33.18m井筒支护混凝土井壁厚450mm充填混凝土50mm基岩段毛段面积28.27m2表土段毛段面积28.27m22）副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为6.5m，净断面积33.18m²，井筒内装备一对1.0t双层四车加宽多绳罐笼，井壁采用混凝土支护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备，矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道，电缆道。副井井筒断面如图4-7所示，主要参数见表4-8。图4-7副立井井筒断面图表4-8 副立井井筒特征表井型1.2Mt/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550m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78.54m3）风井风井采用立井型式，圆形断面，净直径为6.0m，净断面积为m2，风井布置在井田上部边界走向中部，不需要留单独的保护煤柱。井筒采用混凝土支护，井壁厚度400mm。风井井筒断面如图4-4所示，主要参数见表4-9。图4-8风井井筒断面图表4-9风井井筒特征表井型井筒直径井深净断面积基岩段毛断面积表土段毛断面积1.2Mt/a6.0m636m28.27m²37.39m²54.10m²后期采取两翼对角式通风时的两翼风井断面与中央风井相同，井深有所增加。根据后面通风设计部分的风速验算，各井筒风速均符合《煤炭工业设计规范》和《煤矿安全规程》的规定。4.7.2大巷运输大巷沿9号煤层底板布置,沿着等高线的折线布置，巷道基本上是沿着等高线的所以坡度很小,一般2°～5°，运输大巷铺设混凝土底板，厚度200mm，回风大巷沿等高线布置在岩层中。1）运输大巷此巷内采用胶带输送机运输煤炭，并铺设有轨道，采用蓄电池式电机车牵引，以便于胶带输送机的的维修。断面需要满足一定的要求，不设专用人行道。运输大巷宽度可由下式计算：B1=b+d1+d2+d3+c（4.1）式中：B1--运输大巷宽度，mm；b--输送机边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道取650mm，采区巷道一般取300~500mmd1--胶带输送机宽度，d1＝1400+120=1520mm；d2--蓄电池式电机车的宽度，d2＝111d3--蓄电池式电机车与皮带机间距，d3＝510mmc--矿车与巷壁距离，取1210mmB1=650+1520+1110+510+1210=5000mm图4-9运输大巷断面图表4-10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/mm净设计掘进宽度/mm高度/mm岩19.821.65300490015018.2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800×800800×8002400200020182）轨道大巷轨道大巷为一条双轨巷道，并作进风巷使用，设人行道。B2=a+b+d1+d2+c（4.2）式中：B2--轨道大巷宽度，mm；a--人行道宽度，取1165b--车辆边缘至巷道壁的最小距离，主要运输巷道一般取580mm，采区巷道一般取300~500mm，本断面取625d1、d2--蓄电池式电机车的宽度，d1＝d2＝111c--蓄电池式电机车的间距，590B2=1165+625+1110+1110+590=4600（mm）图4-10辅助运输大巷断面图表4-11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/mm净设计掘进宽度/mm高度/mm岩15.517.64800420010015.0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210021001616表4-12辅助运输大巷每米工程量及材料消耗量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17.60.055.410.41两条大巷均选用拱形巷道，锚喷支护。运输大巷断面如图4-9所示，巷道特征见表4-10，；辅助运输大巷断面如图4-10所示，巷道特征见表4-11，每米材料消耗量见表4-12。4.7.3井底车场矿井为立井开拓，煤由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，由电机车运到采（带）区。1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据《煤炭工业矿井设计规范》（2005年版）4.2.1要求:井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较确定，并符合下列规定：（1）大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。（2）当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。（3）当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。（4）采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。主井2-副井3-风井4-井底煤仓5-候车室6-联络巷7-中央水泵房8-水仓9-运输大巷10-轨道大巷图4-11井底车场图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1.5t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703）调车方式驶来的矸石列车由机车牵引到达B点，机车返到A点顶推列车进入副井重车线；机车摘钩，经道岔CD，通过调车线到E，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。水仓布置在井底车场副井的西侧，水仓开口在调车线的中部，矿井正常涌水量为160m3/h，最大涌水量为210m3/h，所需水仓的容量为：Q0=160×8=1280（m3）根据水仓的布置要求,水仓的容量为:(4.3)式中:—水仓容量，m3；—水仓有效断面积，10m2—水仓长度，734.01m。则：=10×734.01=7340.1（m3）由上面计算得知：>2，故设计水仓容量满足要求。

5准备方式-采区布置5.1煤层地质特征5.1.1采区位置设计首采区位于井田南翼，F1断层东部。5.1.2采区煤层特征采区所采煤层为7号煤层，煤层特征为光亮至半暗淡型，油脂光泽，黑色，片状至粒状结构，块状构造，质地较软，内生裂隙发育，含黄铁矿，有时被方解石脉填充。采区瓦斯涌出量较小，矿井相对瓦斯涌出量为6m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量11.1m3/min,煤层没有爆炸性危险和自燃发火倾向。5.1.3煤层顶底板岩石构造情况老顶：细粒富含菱铁质条带和黑色岩屑的长石石英砂岩或灰色砂质泥岩，厚度为6.5m～7.5m。直接顶：深灰色泥岩少含砂质，致密、性脆，具贝壳状断口，含大量炭化程度高的植物化石，多为水草型植物或科达、芦木等，平均厚度约3.3ｍ。直接底：直接底板多为灰～深灰色泥岩或灰色砂质泥岩，致密、性脆，节理发育，具水平层理或微波状层理，含少量植物根部化石，平均厚度约5.0m。老底：细砂岩，厚度为6m～15m，深灰色。5.1.4地质构造采区内地质构造简单，煤层整体呈现背斜构造，中深部背斜构造更加趋于明显，煤层厚度变化不大，平均厚度为2m、3.5m，倾角变化较大，在浅部倾角较大，深部倾角较小，平均倾角在200左右。井田中央沿东西方向有一天贯穿整个井田的大断层，把整个井田分成两翼，断层的落差不是很大。为了充分利用煤柱，井底车场的保护煤柱与断层的保护煤柱有部分重合5.1.5地表情况采区内主要有前崔店、刘集、唐沟、腾庄等村庄，由于村庄搬迁比较经济，所以都采取全部搬迁措施。5.1.6与邻近煤矿的开采关系本井田东邻柳新煤矿，南邻庞庄煤矿，西邻夹河煤矿。柳新矿1971年建井，1978年投产，设计生产能力为30万t/a。1988年原煤产量达41.0万t。矿井采用立井，多水平延深开拓，现生产水平-430m，延深水平-600m，现主要开采井田东翼下石盒子组2煤及山西组7煤和庞庄井田分东城井和庞庄井，各有独立生产系统。两个井的设计生产能力合为180万t/a，1988年原煤产量达229万t，两井都采用立井多水平延深开拓，现生产水平-370m，延深水平-520m，主要开采下石盒子组1、2煤及山西组7、9夹河煤矿1969年建井，设计生产能力为45万t/a。1980年核定生产能力为100万t，矿井采用立井多水平延深开拓，现生产水平-600m，延深水平-800m，主要开采下石盒子组1、2煤及山西组7、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由于矿井采用中央并列式通风，副井进风，风井回风。开拓巷道布置两条大巷，轨道大巷承担进风和辅助运输，运输大巷承担回风和运煤，通过采区下部车场和运输上山和轨道上山相连接，并另掘采区上部车场和采区中部车场将上下山与区段平巷相连。在采区内部，各个区段共用一个采区煤仓，具体布置见采区巷道布置图。5.2.2采区巷道布置1、采区煤柱由于上山布置在岩层中所以留30m保护煤柱，采区边界留20m宽的保护煤柱。2、区段要素首采区为南一采区位于大巷东侧，走向长平均1606m，倾向长平均1600m。采区内划分四个区段，区段平均长1600m，宽230m,工作面长200m，回采巷道均为梯形，上部宽4.05m，下部宽4.6m，高3m。3、开采顺序首采区为7号煤南一采区，然后9号煤南一采区，再依次开采7号煤南二采区、9号煤南二采区、7号煤南三采