孙家壕煤矿3.0 Mt-a新井设计-房柱式开采已采煤层的露天开采可行性研究

本科生毕业设计（论文）题目：孙家壕煤矿3.0Mt/a新井设计房柱式开采已采煤层的露天开采可行性研究摘要一般部分主要针对孙家壕煤矿进行了井型为3.0Mt/a的新井设计。朱集矿井位于内蒙古自治区准格尔旗境内，井田走向长约7.0km，倾向长约3.5km，面积约18.9km2。主采煤层为6#煤层，平均倾角2~7.25°，平均角度3.87,平均厚度17.25m。井田工业储量为414.422Mt，可采储量315.16Mt，矿井服务年限为75.03a。矿井正常涌水量为70m3/h，最大涌水量为120m3/h；煤层瓦斯涌出量低，属低瓦斯煤层。煤层自燃倾向等级为三类不易自燃；煤尘均具有爆炸危险。根据井田地质条件，设计采用双斜井单水平开拓方式，井田采用盘区和带区式布置方式，共划分为三个采区，一个带区。设置轨道大巷、胶带机大巷和回风大巷，分别布置在6#煤层底板和顶板中。矿井通风方式采用中央并列式通风。针对东三盘区采用了盘区准备方式，共划分12个回采工作面。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用无轨脚轮车。主井采用倾角为22°的胶带输送机，副井采用单钩串车提升材料和人员。专题部分题目为《房柱式开采已采煤层的露天开采可行性研究》，就目前国内外的煤柱回收的情况研究情况进行了整理论述，主要针对内蒙古早起房柱式开采遗留煤柱的回收技术进行了论述和研究。翻译部分题目为《3Dnumericalmodelingoflongwallminingwithtop-coalcaving》，主要利用三维技术模拟长壁式放顶煤技术。关键词：孙家壕煤矿；双斜井；盘区布置；中央并列式；综采；放顶煤；煤柱回收ABSTRACTThegeneraldesignisabouta3.0Mt/anewundergroundminedesignofSunJiahaocoalmine.SunJiahaocoalmineislocatedinZhungeerqi,innerMongolia.It’sabout7.0kmonthestrikeand3.5kmonthedip,withthe18.9km2totalhorizontalarea.Theminablecoalseamis6#withanaveragethicknessof17.25mandanaveragedipof3.87°.Theprovedreservesofthiscoalmineare414.422Mtandtheminablereservesare315.16Mt,withaminelifeof75.03a.Thenormalmineinflowis70m3/handthemaximummineinflowis120m3/h.SunJiahaocoalminedividedintothreeworkingareasandonebandts,andtrackroadway,beltconveyorroadwayandreturnairwayareallmineroadways,arrangedinthefloormineof6#coalseam.ThedesignappliesstrippreparationagainstthefirstbandofEastOnewhichdividedinto12stirpstotally,andconductedcoalconveyance,ventilation,gangueconveyanceandelectricitydesigning.Thedesignconductedcoalminingtechnologydesignagainstthe6304face.Mainroadwaymakesuseofthe22°beltconveyortotransportcoalresource,andcartobeassistanttransport.ThemainshaftusesThemonographicstudyentitled"Open-cutminingtorecovercoalpillarbyRoomandpillarmining",Thetitleofthetranslatedacademicpaperis"3Dnumericalmodelingoflongwallminingwithtop-coalcaving".Keywords:SunJiahaocoalmine;Doubleslopeshaft;Panellayout;Centralparallel;Mechanizedmining;top-coalcaving;recovercoalpillar

目录TOC\o"1-2"\h\z\u1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交通位置孙家壕煤矿位于内蒙古自治区准格尔旗境内，行政区划隶属准格尔旗窑沟乡管辖。具体位置在准格尔煤田牛连沟详查区的第3～第8勘探线之间和准格尔煤田牛连沟煤矿接续井勘探范围内。地理坐标为：东经111°18′43″～111°20′38″北纬39°53′40″～39°56′49″。孙家壕煤矿位于准格尔旗窑沟乡境内，矿区中心南距薛家湾市约15km，距唐公塔集装站22km，北通过103省道距呼和浩特市125km。西通过109国道距鄂尔多斯市160km，东距丰准铁路5km。矿区交通条件便利，煤炭外运也非常方便。交通位置见图1-1图1-1交通位置图1.1.2地形地貌及水系孙家壕煤矿位于准格尔煤田北部。全区被广厚的黄土和风积沙大面积复盖，因受水流等自然营力作用，严重的水土流失造成的树枝状冲沟十分发育，形成沟壑纵横，沟深壁陡的复杂地形，呈典型的黄土高原地貌。矿区内较大的沟谷有位于矿区中部的哈拉七太沟、北侧的杨沙白沟及脑包沟、东沟。具有向源侵蚀特征，其分支呈树枝状，多为“V”字形沟谷，下游为“U”字形沟谷。矿区内地形西高东低，最高点位于矿区北部后寨，海拔标高1299.56m，最低点位于矿区东侧牛连沟，海拔标高1157.30m，比高142.26m。黄河流经本区东缘，距离本矿井东部边界约5km，水位标高：最低：984.52m(1979年7月20日)，最高:990.33m(1981年9月26日)；河水流量:最小:55.2矿区及周边一带冲沟,平时干涸无水,只在雨季形成水流,但因年降水量少且集中降水,沟底坡度大而迅速排出区外,汇入黄河。1.1.3气象与地震本区属大陆性干旱气候，冬季严寒而漫长，夏季炎热而短暂，寒暑变化剧烈，昼夜温差大，最低气温-29℃，最高气温39.4℃，每年十月进入结冰期可延至第二年四月，最大冻土深度为1.50m。冬春两季多西北风，一般风速10～15m/s，最大风速18m/s。年降水量为238～732mm，大气降水多集中在7、8、9三个月，占全年总降水量的60～70%。年蒸发量1792～2115mm。依据“中国地震裂度区划图”划分，地震动峰值加速度为0.10（g），对照地震裂度7度，属弱震区。据调查，本区历史上从未发生过较大的破坏性地震。1.1.4矿井供电电源孙家壕煤矿已和薛家湾供电局签定双回路供电协议，孙家壕煤矿建设完成后由薛家湾供电局所属的纳林沟110KV变电站和唐公塔110KV变电站分别以35KV电压等级供给孙家壕煤矿不少于15000KVA的电量，两座变电站分别距离本矿井7.5km。1.2井田地质特征 1.2.1井田地质概况孙家壕煤矿位于准格尔煤田北部。全区被广厚的黄土和风积沙大面积复盖，因受水流等自然营力作用，严重的水土流失造成的树枝状冲沟十分发育，形成沟壑纵横，沟深壁陡的复杂地形，呈典型的黄土高原地貌。矿区内较大的沟谷有位于矿区中部的哈拉七太沟、北侧的杨沙白沟及脑包沟、东沟。具有向源侵蚀特征，其分支呈树枝状，多为“V”字形沟谷，下游为“U”字形沟谷。矿区内地形西高东低，最高点位于矿区北部后寨，海拔标高1299.56m，最低点位于矿区东侧牛连沟，海拔标高1157.30m，比高142.26m。1.2.2地层准格尔煤田出露地层较全，属华北地层区--伊克昭盟～陕甘宁分区～准格尔、临县小区。区域地层见表1-1。表1-1准格尔煤田区域地层表地层单位厚度(米)岩性描述界系统组新生界第四系全新统Q40～25为冲洪积层和风积层。不整合于一切老地层之上。更新统马兰组(Q3m)0～100浅黄色粉砂质黄土，具垂直节理，含钙质结核，不整合于一切老地层之上。第三系上新统N20～50浅红色含砂粘土，含钙质结核，底部为浅灰黄色砾岩夹砂岩透镜体，不整合于一切老地层之上。中生界侏罗系上侏罗志丹群(J3-K1Zh)392上部为棕红色含砾中、粗粒砂岩，夹砂质泥岩，局部夹疏松砾岩，下部为浅红色砾岩，发育大型交错层理，与下伏地层呈不整合接触。白垩系下白垩统三叠系下统和尚沟组(T1h)>165棕红色、砖红色中细粒砂岩及粉砂岩，夹棕红色砂质泥岩，与下伏地层整合接触。刘家沟组(T1L)257～385浅灰、浅灰绿色细粒砂岩，夹棕红色砂质泥岩，含砾中粗粒砂岩，交错层理，与下伏地层整合接触。古生界二叠系上统石千峰组(Pzs)>170上部棕红色砂质泥岩，灰绿色砂岩，下部灰绿色砂岩，夹浅红色泥岩，底部为灰白色含砾粗砂岩。与下伏地层整合接触。上石盒子组(P2s)>290紫红色砂质泥岩为主，夹灰绿色、灰白色中粗粒砂岩，含铁质结核。与下伏地层整合接触。下统下石盒子组(P1x)120黄绿色、黄褐色、紫红色砂质泥岩，夹灰白色、灰绿色砂岩，局部底部夹薄煤线，与下伏地层整合接触。山西组(P1s)38～95灰白色砂岩、灰黑色砂质泥岩、泥岩及煤层组成，本组含煤五层，局部可采，含丰富植物化石。与下伏地层整合接触。石炭系上统太原组(C2t)12～95灰白色砂岩，灰色、灰黑色砂质泥岩、泥岩、煤层组成，南部夹1~2层泥质灰岩，全组含煤五层，其中6号煤全区可采，较稳定。富含植物和动物化石。与下伏地层整合接触。本溪组(C2b)7～35灰白、灰、灰黑色砂岩、泥岩、灰岩及含铝泥岩组成，底部富含黄铁矿结核。与下伏地层平行不整合接触。奥陶系中下统01+2120～230上部为浅灰色泥质灰岩，厚层状石灰岩夹薄层状灰岩，下部为白云质灰岩及厚层状白云岩。与下伏地层平行不整合接触。1.2.3褶皱及断层准格尔煤田位于华北地台鄂尔多斯台向斜东缘，山西断隆之西缘，总体构造为一走向近南北，倾向西，倾角10°以下，具有波状起伏的单斜构造。主要构造为：褶皱①窑沟背斜：北起小鱼沟经窑沟向西南至五犋牛窑子一带。轴向北23°东，延伸约10km。西翼较陡，倾角6～10°，东翼缓，倾角3～5°，起伏幅度不大。②西黄家梁背科：北起田家石板经西黄家梁至刘家疙旦。轴向北30°东～北50°东，延伸约12km，向南西倾伏，向北东抬起，两翼不对称；北西翼窄、陡，倾角一般25°，南、东翼宽缓，倾角＜10°，轴部幅度100～150m。③焦家疙卜向斜：轴向北45°东，延伸约10km。轴部及两翼宽缓，倾角5°左右，起伏幅度不大。④老赵山梁背斜：位于煤田南部老赵山梁一带。轴向近东西，延伸约10km。向西倾伏，南翼较陡，倾角20～30°，轴部及北翼较缓，倾角＜10°。⑤双枣子向斜：位于老赵山梁背斜以南。轴向近东西，延伸10余km。北翼较陡，倾角20～30°左右，南翼宽缓，倾角＜10°。⑥田家石畔背斜：位于煤田西南部。轴向北50°西，延伸约5km。为一西南翼陡、东北翼缓的不对称背斜。断层稍沟正断层：位于煤田东部边缘焦稍沟处。走向北35°东，倾向东南，倾角70°，断距20～80m。延伸约2km。②石疙咀正断层：位于煤田西部黑岱沟的南部边界处。走向北30～45°东，倾向南东，倾角60°，断距15～50m。延伸约10km。③田家石畔正断层：位于煤田西南部边缘。走向北50°西，倾向南西，倾角一般为70°，断距自东南向西北增大，最大150m。延伸约8km。准格尔煤田构造纲要图见图1-2。图1-2准格尔煤田构造纲要图1.2.4水文地质特征1、概况：准格尔煤田属鄂尔多斯黄土高原的一部分，大部分地区黄土覆盖。地表植被稀少，覆盖率极低。年降水量少且集中，大部分以地表迳流形式排泄于黄河，年蒸发量大。受后期流水冲蚀作用的影响，形成树枝状冲沟，地表沟谷纵横，沟深壁陡，形成复杂的地形地貌特征。含煤地层属石炭系上统太原组及二叠系下统山西组，其岩、煤层相间发育，并程度不同的发育着节理裂隙。区内岩层倾角一般5～10°左右，局部有波状起伏。地下水主要补给来源以大气降水为主，但由于泥岩、高岭石泥岩、砂质泥岩等隔水层的存在，大气降水渗入补给量甚少。煤系地层及上部地层单位涌水量＜0.1L/s·m。因此，本区水文地质条件属以裂隙充水为主的水文地质条件简单型矿床。2、含、隔水层简述⑴第四系风积沙（Q4eol）：区内零星分布，一般在背风坡及地形低洼处分布，呈沙梁、沙垄及新月型的沙丘出现，为透水而不含水层。⑵第四系冲洪积层（Qel+pl）：零星分布，厚度不均，以淤泥、中—粗砂及砂砾为主，因受厚度及分布面积所限制，含水不丰富。⑶第四系黄土层（Q3meol）：广泛分布于全区，厚度较大，一般在1.37～124.00m左右，在地表未见有泉水出露，隔水性能较好。⑷第三系红土层（N2）：零星分布，厚度0～32.39m，岩性为棕红、红色粘土～亚粘土，与下伏基岩呈不整合接触，在地表见与基岩接触面有少数泉水出露，流量在0.014～0.155L/s,地表水为其主要补给来源,本层为一良好隔水层。⑸山西组:全区分布,为煤系地层，局部与6号煤层呈冲刷接触。含裂隙～孔隙水，地表泉水流量在0.01～0.014L/s。经203队在区内南部边缘的157号孔抽水试验结果证实，含水极其微弱，地下水位埋深在94.25～112.74m，水位标高在1075.07～1093.56m，水柱高度27.89～30.41m,单位涌水量0.0004～0.00052L/s.m，渗透系数0.00292～0.00530m/d，矿化度为0.25g/L，水质为HCO～Ca2+·Mg2+型水。⑹太原组：全区分布，为主要含煤地层，地层出露地表时，未见有泉水出露，钻孔常见有漏水现象。在有柱状陷落附近裂隙较发育，含少量裂隙水，钻孔内大部分无水位或水位在百米以下，漏水严重未能做抽水试验，水位标高在975.23～1079.88m,水质为HCO·SO～Ca2+·Mg2+型水。⑺本溪组:出露于本区东南部,岩性以灰、灰黑色粘土岩、砂质粘土岩、铝质粘土岩等组成。全层一般不含水，底部有一层粘土岩全区发育，为一良好的隔水层。本区该组厚度5.00～33.00m,平均13.20m。是本区煤系地层与奥陶系岩溶水之间较好的隔水层。⑻奥陶系：出露于勘探区小鱼沟及窑沟沟口，岩性以浅黄色、深灰色石灰岩、白云岩为主，地表岩溶不发育，裂隙及小溶洞被钙质及砂质充填，故地表水不易补给地下。详终区水文地质类型的确定:本区属大气降水补给，补给来源较贫乏，原报告据钻孔抽水试验成果，单位涌水量均小于0.001L/s.m，地下水位多在百米以下,原报告认为有泥岩、粘土岩等为隔水层，各弱含水层间一般无水力联系。构造简单，岩层较平缓，煤层均位于黄河水位之上，本区与黄河无水力联系。地层含水微弱,以裂隙岩层充水为主，不需要疏干的水文地质条件简单类型即第二类第一型。3、地下水的补给、迳流与排泄区内地下水的补给、迳流、排泄条件受多种自然因素的影响，下面分别叙述地下水的补、迳、排条件：（1）地下水补给条件区内直接充水含水岩组除接受侧向补给外，其补给源主要来源于大气降水。大气降水通过含水岩组的零星露头或黄土覆盖的隐状露头垂直下渗补给。但由于降水集中（7、8、9三个月降水占年降水量的75%左右），气候干燥，年蒸发量大于年降水量数倍，地形坡降大、植被稀少、又无良好汇水地形，加之补给范围有限，以致使大气降水的绝大部分以地表迳流的形式排泄区外。含水岩组接受的补给量非常有限。区内无常年流水河流及大的地表水体。（2）地下水迳流条件本区东部及北东部地形较高，且有基岩出露，露头接受部分大气降水的入渗补给后，由高处向低处的沟谷，洼地流动汇集。其总的流向是由北东及东，向南西及西运动，其水位标高由北东向南西依次为1070.01—983.96—916.83m，由于受煤系地层的起伏或透水性的差异等因素的影响，个别地段流向略有变化。（3）地下水排泄条件地下水接受补给后，沿空隙运动，边运动边在有利部位（如沟谷、洼地）以泉的形式排泄于地表，汇集于沟谷中，除沿途蒸发消耗和被利用外，剩于部分则从河谷出口处排泄区外，注入黄河。（二）矿区水文地质条件5、矿井充水因素分析本区水文地质条件简单。从邻区调查的生产窑（大部分开采6号煤层），绝大部分无需排水或有少量淋水现象。原牛连沟煤矿排水量约800m3/d，水均来源煤层顶板，从未发生过底板突水现象，现将矿区矿井充水条件分述如下：（1）气候、地貌及地形本区属大陆性干旱气候，降水量少且集中，蒸发量比降水量大数倍。受流水等营力的作用，地表被切割的支离破碎，沟谷纵横交错，地表坡降大，植被稀少，无良好的汇水地形。大气降水为本区地下水的补给来源，但由于降水较为集中，大多数以表流形式汇集于沟谷中排泄区外，致使有限的大气降水补给地下水量甚微。（2）地表水与地下水矿区范围内无常年流水及地表水位，只有季节性的溪流，黄河流经矿区东部外缘。区内6号煤层顶板直接充水含水岩组的补给来源主要是大气降水。在矿区东部煤层风化，在风化带内岩、煤层裂隙、孔隙均较发育，易于接受大气降水的补给，成为矿井直接充水水源，在矿区外缘东部小鱼沟两侧，基岩出露，裂隙比较发育，易于接受大气降水和季节性溪流水的补给，成为矿井间接充水水源。（3）构造、岩层与地下水窑沟向斜位于矿区东部，受其影响，矿区地层产生缓波状起伏并伴有次生裂隙。地下水接受补给后，向着裂隙连通性较好的地段和低洼处汇聚，形成地下水富集区。原牛连沟煤矿四次突水部位均为6号煤层顶板，突水点分布与缓波状起伏带走向一至，为NE向，且集中在弯曲的上部。说明岩层受窑沟向斜的影响，原有的岩石强度降低。加之矿山开采（炮采）的作用，给矿井突水提供了外部的条件。孙家壕煤矿属于准格尔煤田补给迳流区的东缘。根据区内钻孔简易水文地质观测，抽水试验资料，地面物探资料以及收集邻区水文地质资料综合分析认为：区内地下水以潜水和承压水的形式赋存。下面对区内主要含（隔）水层分述如下：1、含水岩（组）层（1）志丹群（J3—Klzh）：矿区北部发育，钻孔见最大厚度62.78m，岩性为紫红色砾岩，砂砾岩，粉砂岩及砂质泥岩。区内各冲沟有出露，并见有泉水出露，一般流量在0.01—0.1l/s之间。水化学类型为HCO3—Mg·Ca型水。志丹群地层孔隙、裂隙较发育，但其含水性却呈现极不均一性，如矿区北部脑包沟及杨白沙沟出露志丹群岩层均有泉水出露，而矿区西部仅东沟出露志丹群岩层有泉水露头点，其它冲沟志丹群出露岩层未见泉水露头点，志丹群地层属非煤系地层，与下伏地层呈角度不整合接触，其地下水赋存形式为潜水。（2）山西组含水岩组（Pls）：全区发育，未见露头，厚度30.64—98.00m，平均69.36m。本组底部砂岩较发育，砂岩以泥质孔隙式胶结为主，分选性差，部分钻孔该层砂岩胶结疏松，俗称“豆腐渣”状砂岩。在区内南部岩性较粗，为砂砾岩及粗砂岩，中—西北部为粉、粗砂岩。含水岩组厚度在20—40m之间，并有向南向东逐渐变薄的趋势，据本区两个钻孔抽水试验结果，S1号孔地下水位埋深150.23m，水位标高1070.01m，水柱高度27.77m，单位涌水量q=0.000912l/s·m，渗透系数K=0.00276m/d，矿化度为0.349g/l，水化学类型为HCO3—Mg·Ca2+型，S2号孔地下水位埋深106.85m，水位标高1067m，水柱高度11.15m，单位涌水量q=0.0015l/s·m，渗透系数K=0.00547m，矿化度为0.273g/l，水化学类型为HCO3—Mg·Ca。2、隔水层（1）第三系红土层（N2）：在区内西部零星分布，赋存厚度0—11.55m，岩性主要为红色粘土及亚粘土，局部为粉砂质粘土，此层隔水性能良好。（2）下石盒子组（Plx）在含水岩组顶部发育有厚度为10—15m的泥岩，砂质泥岩，其层位较稳定，是区内良好的隔水层。3、构造、地下水、地表水特征本区构造简单，无大的断层，仅有阳坡折带从本区东部由南西北东方向通过。在矿井中实地观察，局部地段发现有小的断层存在，断距1—2m，其部位分布在桡折带上部。另外，经地面物探工作证实，矿区中部有小的断层存在。经本区两个钻孔抽水试验证实，地下水补给来源贫乏，6号煤层顶板直接充水含水岩组，含水微弱，单位涌水量q<0.01L/s·m。黄河是流经本区东缘唯一的地表水体，在小鱼沟沟口贾窑圪旦测黄河水位，标高968.53m。本区局部地段6号煤层低于黄河水位，但距黄河较远，又无大的断裂与其沟通，综上分析，黄河水对矿床充水无影响，而是排泄矿区水的天然场所。4、水文地质类型及其复杂程度区内6号煤层顶板直接充水含水岩组为复杂的含水结构体，岩性由粒度不同的砂岩及砂质泥岩组成，并程度不同的发育着各种裂隙，但很不均匀，含水岩组上部有隔水层的存在，使大气降水补给量甚微，由于地下水补给来源较贫乏，而使直接充水含水岩组富水性较弱，仅含少量孔隙，裂隙水，据本区两个钻孔抽水试验资料证实，单位涌水量q<0.01l/s·m。综上,本区属于以裂隙岩层为主的水文地质条件简单类型,即二类一型。1.3煤层特征1.3.1煤层石炭系上统太原组（C2t）是本区主要含煤地层，二叠系下统山西组（P1s）是本区的次要含煤地层，含有3、5、6上、6、8、9上、9、10号煤层。其中6号煤层厚度巨大，结构复杂，在矿区的东界由于受窑沟背斜轴部的影响，煤层风化。太原组含煤可分上下两组，6上、6、8号煤层为上煤组，9上、9、10号煤层为下煤组。太原组煤层平均厚度33.03m，可采煤层平均厚度25.89m,太原组地层平均厚度69.36m，含煤系数47.62%,可采含煤系数37%。本井田内共含可采煤层4层，即6、8、9上、9号煤层，零星可采煤层1层,即10号煤层,其中：6、9号煤层为全区主要可采煤层。8、9上煤层为次要可采煤层，10号煤层为不可采煤层。自上而下分别为：6号煤层位于太原组上部。埋藏深度56.01m～394.28m，平均201.88m。赋煤标高890～1130m。本次利用的24个钻孔全部见该煤层，其中有22个钻孔达到可采厚度，2个钻孔（鱼48、444号钻孔）所见该煤层全部风化。煤层顶板岩性为炭质泥岩、砂质泥岩、砂岩等。底板以砂质泥岩、泥岩为主，其次为粘土岩、砂岩等。煤层厚度5.82～29.77m，平均19.72m，利用厚度1.09～26.91m，平均16.06m。含夹矸3～21层，平均12层。与8号煤层间距为3.70～23.10m,平均11.49m。为全区可采的较稳定煤层。8号煤层位于太原组上部。埋藏深度82.20m～370.12m，平均227.10m。赋煤标高880～1125m。本次利用的24个钻孔中有18个钻孔见该煤层，其中15个钻孔达到可采厚度，可采面积8.97km2，占矿区总面积88%。顶板岩性为炭质泥岩、砂质泥岩、砂岩等。底板以砂质泥岩、泥岩为主，其次为粘土岩、砂岩等。煤层厚度1.17～6.50m，平均2.79m，利用厚度1.20～2.94m，平均1.93m。含夹矸0～4层，平均2层。与9上号煤层间距为1.00～24.21m,平均8.11m。为全区大部可采的较稳定煤层。9上煤层位于太原组上部。埋藏深度93.54m～334.15m，平均209.47m。赋煤标高875～1110m。本次利用24钻孔中有18个钻孔见该煤层，其中有18个钻孔达到可采厚度，可采面积9.96km2，占矿区总面积97%。顶板岩性为炭质泥岩、砂质泥岩、砂岩等。底板以砂质泥岩、泥岩为主，其次为粘土岩、砂岩等。本煤层全区发育并较稳定。煤层厚度1.51～9.10m，平均4.40m，利用厚度1.51～6.05m，平均3.06m。含夹矸0～8层，平均4层。为全区可采的较稳定煤层。9号煤层位于太原组上部。埋藏深度91.74m～425.21m，平均231.38m。赋煤标高870～1102m。本次利用24钻孔中有20个钻孔见该煤层，其中有20钻孔达到可采厚度。顶板岩性为炭质泥岩、砂质泥岩、砂岩等。底板以砂质泥岩、泥岩为主，其次为粘土岩、砂岩等。本煤层全区发育并较稳定。煤层厚度2.04～10.69m，平均4.43m，利用厚度1.00～9.51m，平均3.24m。含夹矸0～7层，平均4层。为全区可采的较稳定煤层。孙家壕煤矿可采煤层发育特征见表1-2。表1-2孙家壕煤矿可采煤层发育特征一览表煤层号总厚度（m）可采厚度（m）层间距（m）可采程度稳定程度备注最小～最大平均最小～最大平均最小～最大平均65.28-29.7719.72(22)1.09-26.9116.06(22)全区可采较稳定可采面积占矿区的100%3.70-23.1011.49(18)81.17-6.502.79(18)1.20-2.941.93(18)大部可采较稳定可采面积占矿区的88%1.00-24.218.11(11)9上1.51-9.104.40(18)1.51-6.053.06(18)全区可采较稳定可采面积占矿区的97%0.58-24.215.24(18)92.04-10.694.43(20)1.00-9.513.24(20)全区可采较稳定可采面积占矿区的100%1.00-2.011.331.3.2煤质1、煤的物理性质和煤岩类型6号煤层是本区主要可采煤层，其上段结构复杂，沥青光泽，条痕棕黑色，内生裂隙不发育，参差状及阶梯状断口，细条带状结构，块状构造，煤岩成份以暗煤为主，夹少量的丝炭和亮煤，为半暗型煤。6号煤层的下段结构较上段简单，物理性质与上段相似，煤岩成份以亮煤为主，夹有镜煤条带和丝炭线理，为半亮型煤。9号煤层条痕棕黑色,风化后为褐色～黑褐色。沥青光泽,阶梯状断口,内生裂隙不发育。煤岩成分以暗煤为主，宏观煤岩类型为半暗型～暗淡型煤。2、视密度、真密度原报告根据实测资料，做出“视密度与灰份”及“真密度与灰份”相关曲线，然后根据各煤层的平均灰份在曲线上查出各煤层的平均视密度和真密度，各煤层视密度、真密度见表1-3。表1-3各煤层视密度、真密度一览表煤层号视密度（吨/m3）真密度（吨/m3）61.431.6081.561.769上1.571.7891.461.643、煤的化学性质矿区内各可采煤层的主要化学性质见表1-4。表1-4孙家壕煤矿可采煤层主要煤质指标一览表层号浮选情况工业分析%St·d（%）Qb,d（MJ/kg）Qb,dafd（MJ/kg）MadAdVdaf6原煤2.70-20.266.50（20）19.70-29.5821.28（20）34.61-47.5137.69（15）0.64-1.271.00(6)21.14-26.3324.27（13）30.49-32.1230.99（13）浮煤4.09-20.467.03（14）5.70-14.406.92（14）36.48-47.5138.88（14）0.67-0.950.82(4)30.00-30.2530.13（2）32.10-32.2032.15（2）8原煤2.26-5.584.42(13)21.79-37.7324.42(13)35.37-52.0938.87(10)0.37-1.540.90(3)19.79-24.1221.90(2）27.45-31.0130.14(8）浮煤3.92-8.315.42(11)3.11-9.447.11(10)31.14-40.1036.59(10)0.51-1.080.84(4)29.34-30.4329.88(2）32.26-32.9532.60（2）9上原煤2.01-7.654.06（8）30.25-38.8533.90（7）29.31-39.7037.13（5）0.70-1.461.10(4)17.49-21.3119.61（4）28.61-29.9029.33(4)浮煤3.64-9.215.78（5）8.25-10.479.32（5）38.11-41.8139.66（5）0.62-0.930.79(4)29.70-29.7129.39（2）32.30-32.3932.34（2）9原煤2.30-7.225.00（13）8.72-32.5724.12（13）25.29-38.9835.49（10）1.28-4.152.56（3）21.60-29.9424.67（9）30.36-33.2531.38（2）浮煤3.82-7.695.25（9）1.28-8.616.48（10）37.41-40.7437.85（10）0.49-0.830.65（3）29.99-30.1530.07（2）32.21-32.2432.22（2）（1）工业分析①水分（Mad）各煤层原煤水分在2.01～20.46%之间，6号煤层2.70～20.26%,平均6.50%;8号煤层2.26～5.58%,平均2.94%;9上煤层2.01～7.65%,平均4.06%;9号煤层2.30～7.22%,平均5.00%。②灰分（Ad）各煤层原煤灰份在8.72～38.85%之间，6号煤层19.70～29.58%,平均21.28%,属低中灰煤～中灰分煤;8号煤层21.79～37.73%,平均24.42%,属中灰分煤～中高灰煤;9上煤层30.25～38.85%,平均33.90%,属中高灰煤;9号煤层8.72～32.57%,平均24.12%,属低灰分煤～中高灰煤。③挥发分（Vdaf）原煤挥发分在25.29～52.09%之间；洗煤挥发分31.14～47.51%之间。6、8号煤层个别点洗煤挥发分小于37%，其它煤层均大于37％。（2）元素分析煤中主要元素为碳、氢、氮、氧,洗煤碳（Cdaf）含量在79.43～80.15%之间，氢含量（Hdaf）在5.35～5.57%之间，氮含量在（Ndaf）1.29～1.38％之间，氧含量（Odaf）13.17～14.06%之间,各煤层元素含量见表1-5。表1-5元素含量一览表煤层号浮选情况元素含量（%）CdafHdafNdafOdaf6浮77.57-80.8879.43(8)4.91-5.845.39(8)1.32-1.451.38(8)12.45-15.6813.97(6)8浮78.82-81.3680.15(6)5.31-6.035.57(6)1.07-1.621.33(6)11.83-14.0913.17(5)9浮77.93-81.2079.32(5)5.08-5.605.35(5)1.25-1.331.29(5)12.39-15.6414.06(4)（3）有害元素①硫(St.d)6号煤层0.64～1.27%,平均1.00%,属低硫份～低中硫煤;8号煤层0.37～1.54%,平均0.90%,属特低硫～低中硫煤;9上号煤层0.70～1.46%,平均1.10%,属低硫～低中硫煤;9号煤层1.26～4.15%,平均2.56%,属中高硫份～高硫份煤。洗煤全硫各煤层均在0.65～0.84%左右，属低硫份煤。②磷（P）各煤层磷含量在0.0092～0.0581%之间，以特低磷～低磷煤为主，个别点出现中磷煤，见表1-6。表1-6有害成份含量一览表煤层号全硫（%）各硫（%）磷（%）St,d(浮)Sp,dSs,dSo,dPd60.67-0.950.82(4)0.0121-0.6560.0372(5)80.51-1.080.84(4)0.030.690.820.0030-0.31340.0092(5)9上0.62-0.930.79(4)0.040.610.5890.49-0.830.65(3)0.06-0.100.08(2)0.80-2.871.83(2)0.38-1.220.80(2)0.0020-0.10500.0581(5)1.3.3煤的工艺性能（1）发热量（Qb,d）6号煤层原煤干燥基弹筒发热量（Qb,d）在21.14～26.33MJ/kg之间，平均24.27MJ/kg,属中高热值煤～高热值煤；8煤层原煤干燥基弹筒发热量（Qb,d）19.79～24.12MJ/kg之间，平均21.90MJ/kg,属中热值煤～高热值煤；9上号煤层原煤干燥基弹筒发热量（Qb,d）17.49～21.31MJ/kg之间，平均19.61MJ/kg,属中热值煤～中高热值煤;9号煤层原煤干燥基弹筒发热量（Qb,d）21.60～29.94MJ/kg之间，平均24.67MJ/kg,属中高热值煤～特高热值煤。浮煤干燥基弹筒发热量（Qb,d）在29.07～30.43MJ/kg之间,均属特高热值煤。（2）气化性能①热稳定性试验结果：6号煤层TS+6为4.22%，9号煤层TS+6为3.46%,均属热稳定性好的煤。②煤对二氧化碳反应性据邻区小鱼沟资料：当温度达到900时，6、9号煤层的二氧化碳还原率（α）都已达到60%，当温度达到950时，（α）均超过70%上述试验结果，显示煤对二氧化碳反应性好。见表1-7。表1-7煤对二氧化碳反应性试验结果煤层号温度8008509009501000105011006CO2%45.333.022.714.643.331.124.96.8α%37.149.962.774.380.284.286.839.052.159.871.981.284.787.29CO2%41.732.423.317.311.28.07.042.730.321.715.6α%40.650.661.970.279.785.186.839.653.164.072.980.585.487.2（3）煤类的确定煤类确定依据：依据中国煤炭分类国家标准（GB5751—86）：矿区煤层洗煤样发分Vdaf36.59-39.66%，平均38.25%,胶质层厚度为0，透光率90%左右，以此确定该矿区煤类为长焰煤（CY41），部分为不粘煤（BN31）。5、煤的可选性邻区小鱼沟勘探时，在112号孔采6号煤层简选样二个，28号孔采6号层简选样一个，采9和9上煤层混合样一个。采用±0.1含量法评定可选性。评定结果：6号煤层精煤回收率为中等，9上~9号煤层为低等，均属极难选煤。可选性评定(见表1-8)。表1-8可选性评定表煤层号煤样编号精煤灰份为10%精煤灰份为12%备注精煤回收率%级别±0.1含量%可选性等级精煤回收率%±0.1含量%9上和9号煤混层采样6112-简152.3良等37.4难选58.531.2628-6简121.9低等46.9极难选30.548.028-6简265.0良等32.6难选74.019.028-6全48.8中等42.3极难选57.334.09上~928-9简30.0低等53.6极难选41.549.16、矿区内共（伴）生矿产综合评价矿区内与煤伴生的微量元素锗（Ge）、镓（Ga）、钒（V）的含量均较低，一般达不到工业开采品位。矿区内与煤共生的硬质粘土岩、石灰岩及白云岩均达不到工业品位，无工业开采意义。7、煤的工业用途本区的主要可采煤层为低灰煤～中灰煤，低硫分煤～中硫分煤，低变质长焰煤。综合以上各测试指标，该矿区的煤为良好的动力用煤。8综合柱状图图1-3地质综合柱状图

2井田境界与储量2.1井田境界孙家壕煤矿位于准格尔旗窑沟乡境内，矿区中心南距薛家湾市约15km，距唐公塔集装站22km，北通过103省道距呼和浩特市125km。井田走向长度为6.68-7.54km，平均走向长度为7km，井田水平宽度为2.46-3.52km，平均为3.5km，平均倾角为3.87度，水平面积为18.9km2。井田赋存状况示意图见图2-图2-1井田赋存状况示意图2.2矿井储量计算2.2.1构造类型煤层内倾角为2°~7.68°，褶曲较发育，无岩浆活动本区内无断层.地质构造简单.2.2.2矿井工业储量1、资源/储量根据资源储量核实报告，截止日期为2006年6号煤层最小可采厚度为14.11m,最大可采厚度为20.55m,平均17.25m.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1,矿井主采煤层为6号煤层，采用地质块段法计算资源量。块段划分依据主要是煤层倾角及钻孔所揭露的煤层厚度。各块段内按算术平均法计算，具体划分如图2-1。各块段储量及总储量见表2-2。图2-2各块段划分图表2-1块段储量及总储量块段标号倾角/（°）厚度/m容重/t·m3水平面积/m2储量/Mtk-11.1517.451.436247087155.855k-27.2518.671.43373324295.556k-35.7218.181.435549250130.915K-42.1619.191.43339661683.095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：=ZZ6+ZZ9=465.421（Mt根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推新的。根据煤层厚度和煤质，在探明和控制的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业储量为：Z111b=465.421×60%×70%=148.935(Mt)Z122b=465.421×30%×70%=97.938(Mt)Z2M11=465.421×60%×30%=83.775(Mt)Z2M22=465.421×30%×30%=41.887(Mt)由于地质条件简单，k取0.9。Z333k=465.421×10%×0.9=41.887(Mt)Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k=414.422(Mt)2.2.3矿井可采储量安全煤柱留设原则工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱；各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩层移动角确定工业场地、村庄煤柱。岩层移动角为72°，表土层移动角为45°；维护带宽度：风井场地20m，村庄10m，其他15m；断层陷落柱煤柱宽度10～30m，井田边界煤柱宽度为20m；工业场地占地面积，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。主要巷道间煤柱及巷道两侧煤柱均按40m宽留设。2.2.4工业广场煤柱矿井井型设计为3.0Mt/a，因此由表2-2可以确定本设计矿井的工业广场为30公顷。取工业广场的尺寸为500m×600m的长方形。工业广场所在位置煤层倾角为5°，其中心处埋藏深度为180m，该处表土层厚度为70m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。《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20m宽的围护带。本矿井的地质条件及冲积层和基岩移动角见表2-2。工业广场煤柱见图2-2.表2-2地质条件、冲积层及岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角/°煤层厚度/m沉积层厚度/m/°δ/°γ/°β/°270315.237545757575表2-3工业场地占地面积指标井型/（Mt/a）占地面积指标/（公顷/0.1Mt）2.4及以上1.01.2～5～9～0.31.8

图2-2工业广场保护媒柱井田边界保护煤柱井田边界保护煤柱留设20m宽。断层与陷落柱保护煤柱本井田范围内无断层和陷落柱，故不需要断层和陷落柱的保护媒柱。矿井设计储量及设计可采储量计算矿井设计资源储量按式计算：（2-2）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：=414.422-414.422×3%=401.92（Mt）矿井设计可采储量（2-3）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：Zk=(401.92-401.92×2%)×80%=315.16（Mt

3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据《煤炭工业矿井设计规范》相关规定，确定矿井设计年工作日为330d，工作制度采用“四六制”，每天四班作业，三班生产，一班准备，每班工作6h。矿井每昼夜净提升时间为16h。3.2矿井设计生产能力及服务年限确定依据《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。矿井设计生产能力开元井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，断层褶曲少，倾角小，厚度变化不大，开采条件较简单，根据目前的经济技术条件确定开元矿井设计生产能力为3.0Mt/a。矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井可采储量Zk、设计生产能力A和矿井服务年限T三者之间的关系为：A=ZkTK=315.1660×1.4=3.75Mt/a（式中：T——矿井服务年限，a；Zk——矿井可采储量，Mt；A——设计生产能力，Mt；K——矿井储量备用系数，取1.4。则矿井服务年限为：T=ZkAK=315.163×1.4=75.03a（3T=75.03（a）大于60a，符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。

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媒体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。1、确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；2、合理确定开采水平的数目和位置；3、布置大巷及井底车场；4、确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；5、进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；6、合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：1贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。2合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。3合理开发国家资源，减少煤炭损失。4必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。5要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。6根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.1.1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。平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长辅助提升能力少，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。本井田各煤层均为向西南倾斜的单斜构造，倾角较小，煤层埋藏浅，具有采用斜井开拓，采用胶带输送机提升的条件，可建大型矿井。煤层开采条件较好，适合高产高效长壁工作面开采决定工作面产量的两个重要因素为工作面开采技术（工作面装备水平）条件和煤层赋存条件。煤层的赋存条件主要包括煤层的倾角、厚度、煤层结构、地质构造；煤层的开采技术条件主要包括煤层的顶底板岩性、瓦斯涌出量大小、水文地质条件等。本井田煤层赋存稳定，煤层倾角１°～5°,煤层结构简单，地质构造简单，井田内无大断层。瓦斯含量低，煤层顶底板较稳定。4.1.2井筒位置的确定采（带）区划分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。由于井田西部边界距侯月铁路很近，故为便于地面运输及工业广场布置，主井井筒位置布置方案也可以选择在井田西部边界附近。经后面方案比较确定主、副井筒位置在井田中央。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，即井田中央。工业场地的形状和面积：根据表2.1工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为30公顷，形状为矩形，长边垂直于井田走向，长为600m,宽为300m。图4-1工业广场布置示意图4.1.4开采水平的确定井田主采煤层为6号煤层。设计中针对6号煤层。6号煤层倾角平缓，为2°～11°，平均5°，为近水平煤层，故设计为单水平开采。水平标高+950m，主要开采方式为带区式开采盘区式开采。6号煤层平均厚度为17.25m，赋存稳定，底板起伏不是很大，为近水平煤层，煤层厚度变化不大，煤质硬度中等。矿井轨道大巷、运输大巷布置均布置在煤层中，大巷间距40m。由于矿井瓦斯涌出量大，为满足回风需要，在煤层中再布置一条回风大巷。轨道大巷，运输大巷和回风大巷，共三条煤层大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，轨道大巷、运输大巷沿底板掘进，回风大巷沿煤层顶板掘进。大巷位于井田中央，沿等高线方向布置，局部半煤岩及岩巷，运输大巷巷道坡度随煤层而起伏，轨道大巷巷道水平掘进坡度为千分之三到千分之五，便于排水，主运输大巷上仓段局部7°。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，分述如下：方案一：立井单水平开拓（煤层巷道）井田开拓方式采用立井综合单水平开拓，共设三条井筒，即主井、副井和回风立井。主、副井和回风井井口位于同一场地。井底车场位于水平标高为+950m。井田开拓设置一个开采主水平和一个辅助开采水平，采用煤层巷道，水平标高为+1060m。井田划分为四个采区,大巷布置采用三巷制，即设置运输大巷、辅运大巷和回风大巷，运输大巷沿6煤中部布置，辅运大巷沿6煤底板布置，回风大巷沿6煤顶板布置。如图4-2。图4-2方案一立井单水平（煤层巷道）方案二：立井单水平开拓（岩层巷道）井田开拓方式采用立井综合单水平开拓，共设三条井筒，即主井、副井和回风立井。主、副井和回风井井口位于同一场地。井底车场位于水平标高为+920m。井田开拓设置一个开采主水平和一个辅助开采水平，采用岩层巷道，水平标高为+1060m。井田划分为四个采区,大巷布置采用三巷制，即设置运输大巷、辅运大巷和回风大巷，运输大巷。如图4-3。图4-3方案二立井单水平开拓(岩层巷道)方案三：主副斜井单水平开拓（煤层巷道）主、副井井筒均为斜井开拓，布置于井田中央，回风井井筒为立井，布置于距离主井700m的地方。井底车场水平标高为+950m，井田开拓设置一个开采主水平和一个辅助开采水平，辅助水平标高为+1060m.井田划分为四个采区,大巷布置采用三巷制，即设置运输大巷、辅运大巷和回风大巷，运输大巷沿6煤地板布置，辅运大巷沿6煤底板布置，回风大巷沿6煤顶板布置。如图4-4。图4-4方案三斜井单水平开拓方案四：主斜井副立井单水平开拓（煤层巷道）主井井筒斜井开拓，副井和风井井筒为立井开拓，布置于距离主井700m的地方。井底车场水平标高为+950m，井田开拓设置一个开采主水平和一个辅助开采水平，辅助水平标高为+1060m.井田划分为四个采区,大巷布置采用三巷制，即设置运输大巷、辅运大巷和回风大巷，运输大巷沿6煤地板布置，辅运大巷沿6煤底板布置，回风大巷沿6煤顶板布置。如图4.5。图4-5方案四主斜井副立井单水平开拓（煤层巷道）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，区别在于井筒形式和井筒位置不同，及部分基建、生产费用不同。方案一、二的主、副井井筒形式相同。方案一、二的主、副井两水平均为立井，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。方案一上山巷道采用煤层上山，巷道布置在煤层中，掘进施工容易，掘进速度快，有利于采用综掘，沿煤掘进能进一步探明煤层赋存情况。煤层巷道在掘进时期就可以出煤，提高了经济效益。方案二采用岩层上山巷道。岩石巷道能适应地质构造的变化，便于保持一定的方向和坡度，可在较长距离内直线布置，弯曲转折少，利于提高列车的运行速度和大巷的通过能力。巷道维护条件好，维护费用低，并可少留或不留煤柱，对于预防火灾及安全生产也是有利的。其主要问题是岩石掘进工程了较大、要求的掘进设备多、掘进速度慢，掘进出的矸石多需要地面堆放，对保护环境不利。近年煤矿巷道支护技术的提高，巷道锚杆支护技术的广泛应用，大大降低了巷道维护费用。在方案一和方案二中选择方案一：立井单水平上下山开拓（煤层上山）。方案三、四主、副井井筒形式也不同。方案三主、副井井筒为斜井，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。方案三：主井为斜井、副井为立井。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。方案三和方案四相比，方案四要更加优越。3经济比较方案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，分别计算汇总于下列表中：见表4-2、表4-3、表4-4、表4-5、表4-6表4-7表4-8和表4-9。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，但是位置不相同，一条岩层运输大巷，一条轨道大巷；一条回风大巷。2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。表4-2方案一粗略经济比较方案一：立井单水平开拓（煤层上山）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5.1314588974.84279.566基岩段20.5499672204.726副井开凿表土段5.1317690290.75341.702基岩段20952井底车场煤巷12024226290.71290.71煤层大巷煤巷900200901808.101808.10小计2720.08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)16337.891.2315160.271.6排水涌水量（m3)时间（h）服务年限（年）基价（元/t.km)2208.40120876075.030.28大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元/t.km)28061.851.2315162.120.35小计46608.14合费用（万元）49328.22表4-3方案二粗略经济比较方案二：立井单水平开拓（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5.1314588974.84309.47基岩段23.5499672234.63副井开凿表土段5.1317690290.75379.07基岩段2331井底车场岩巷9041874376.87376.87煤层大巷煤巷700232261625.821406.30岩石大巷岩巷20040874817.48611.31小计3083.01生产费用（万元）立井提升系数煤量（万t）提升高度（km）单价（元/t.km)18153.221.2315160.31.6排水涌水量（m3)时间（h）服务年限（年）基价（元/t.km)2208.40120876075.030.28大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元/t.km)32070.681.2315162.120.4小计52432.30合计费用（万元）55515.31表4-4方案三粗略经济较方案三：斜井单水平开拓（煤层巷道）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18.74397482.23270.02基岩段53.734970187.79副井开凿表土段18.75058194.59265.77基岩段41.840952171.18井底车场煤巷12024226290.71290.71煤层大巷煤巷900200901808.11808.1小计2634.60生产费用（万元）斜井提升系数煤量（万t）提升高度（km）单价（元/t.km)11436.531.2315160.720.42排水涌水（m3)时间（h）服务年限（年）基价（元/t.km)2532.89120876075.030.32大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元/t.km)28061.851.2315162.120.35小计42022.26合计费用（万元）44656.86表4-5方案四粗略经济较方案四：主斜井副立井单水平开拓（煤层上山）项目数量（10m）基价（元）费用（万元）费用（万元）基建费用（万元）主斜井开凿表土段18.74397482.23270.02基岩段53.734970187.79副井开凿表土段5.1317690290.75341.70基岩段20952井底车场煤巷12024226290.71290.71煤层大巷煤巷900232262090.342090.34小计2992.77生产费用（万元）斜井提升系数煤量（万t）提升高度（km）单价（元/t.km)11436.531.2315160.720.42排水涌水量（m3)时间（h）服务年限（年）基价（元/t.km)2208.40120876075.030.28大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）基价（元/t.km)28061.851.2315162.120.35小计41706.78合计费用（万元）44699.55表4-6方案比较汇总方案方案一方案二方案三方案四名称立井单水平开拓（煤层巷道）立井单水平开拓（岩层巷道）斜井单水平开拓（煤层巷道）主斜井副立井单水平开拓（煤层巷道）基建费用（万元）2720.083083.012634.602992.77生产费用（万元）46608.1452432.3042022.2641706.78合计（万元）49328.2255515.3144656.8644696.55百分比1110.46118.90100103.6通过粗略经济比较可以看出。方案一和方案二中，煤层巷道的成本要比岩石巷道的成本低，虽然方案二后期维护低，但是前期投入较大，所以方案一和方案二中选择方案一。方案三和方案四中，方案四的费用要比方案三的费用低，但是如果采用主斜井副立井的开拓方式，主井在工业广场内，副井在工业广场外，需要重新为副井留设保护煤柱，增大了保护媒柱的压煤量，方案三和方案四的经济比较百分比相差小于3%，可以视为经济上无差别,所以方案三和方案四中选择方案三。表4-7方案一详细比较方案一立井单水平开拓（煤层巷道）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5.1314588974.84279.57基岩段20.5499672204.73副井开凿表土段5.1317690290.75341.70基岩段2095井底车场煤巷12024226290.71290.71煤层大巷煤巷900200901808.101808.10小计2720.08生产费用（万元）立井提升系数煤量（万t）提升高度（km）单价（元/t.km)16337.891.2315160.271.6排水涌水量（m3)时间（h）服务年限（年）基价（元/t.km)2208.40120876075.030.28大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）单价（元/t.km)28061.851.2315162.120.35大巷维护系数大巷长度大巷数量单价（元/t.km)86.831.29000326.8小计46694.98合计49415.05表4-8方案三详细比较方案三斜井单水平开拓（煤层巷道）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18.74397482.23270.02基岩段53.734970187.79副井开凿表土段18.75058194.59265.77基岩段41.840952171.18井底车场煤巷12024226290.71290.71煤层大巷煤巷900200901808.101808.1小计2634.60生产费用（万元）斜井提升系数煤量（万t）提升高度（km）单价（元/t.km)11436.531.2315160.720.42排水涌水量（m3)时间（h）服务年限（年）单价（元/t.km)2523.89120876075.030.32大巷运输系数煤量（万t）平均运距（km）单价（元/t.km)28061.851.2315162.120.35大巷维护系数大巷长度大巷数量单价（元/t.km)86.831.29000326.8小计42109.9合计44743.69表4-9详细比较方案汇总开拓方案费用汇总表方案方案一方案三名称立井单水平开拓（煤层巷道）斜井单水平开拓（煤层巷道）项目费用（万元）百分比（%）费用（万元）百分比（%）基建费用2720.08103.242634.6100生产费用45594.98108.2842109.09100总费用49415.05109.4444743.69100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，运输大巷布置到煤层底板岩石中，辅助运输大巷和回风大巷均布置在煤层中；2.井筒大巷的辅助运输费用均按占运输费用的20%进行估算；3.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，方案一和方案三的总费用相差大于3%，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。综合以上技术经济比较，确定矿井开拓方式为：斜井单水平开拓（煤层大巷）。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斜井，在井田中央设置中央风井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种。圆形断面的立井服务年限长，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，风井采用圆形断面。而主副斜井则采用半圆拱形断面。1、主斜井位于矿井工业场地，担负全矿井3.0Mt/a的煤炭运输兼进风，并作为安全出口。井口标高+1220.45m，井底标高为+950.65m，井筒倾角为22°，斜长700m。井筒断面为直墙半圆拱形，井筒净宽5000mm，净断面积17.3㎡。表土段采用混凝土砌碹，支护厚度400mm，掘进断面22.8㎡；进入稳定基岩后采用锚杆喷射混凝土支护，锚杆类型为树脂锚杆，锚深2000mm，间排距700×700mm，喷射混凝土厚度100mm，掘进断面19.2㎡。为方便撒煤清理，巷道底板铺设厚150mm混凝土。井筒内装备有带宽1400mm阻燃型钢绳芯胶带输送机，并敷设有通讯、照明电缆和消防洒水管。为方便检修，在井筒一侧设行人台阶，在行人台阶和胶带机之间铺设轨道检修。主斜井井筒断面见图4.5。图4-5主井断面图2、副斜井副井井筒采用斜井