魏家地煤矿1.8 Mt-a新井设计-煤与瓦斯突出防治与研究现状

页矿区及井田地质特征矿区概述地理位置及交通魏家地煤矿位于白银市平川区东部，行政区划属白银市平川区宝积镇。地理坐标：东经104°52′～104°58′，北纬36°40′～36°43′。井田走向长8.4km，倾斜宽2.5km，井田面积21.04km2。白（银）～宝（积山）铁路长征至红会段从白银西站经白银、靖远、平川区、魏家地煤矿直通红会四矿。公路方面：从魏家地煤矿有矿区公路与其西南相距1km的S308线相连，经S308线东通红会、海原，西端连平川并与G109线相接。银（川）兰（州）高速公路亦经过平川区，交通方便。魏家地煤矿交通位置如图1-1所示。图1-1交通位置图地形、地貌及水系魏家地煤矿矿权范围处于宝积山盆地东南部，其东北面为由尖山和老爷山所组成的中山区，地势由西北往东南逐渐升高，坡度亦由西北往东南逐渐变陡，高程1748.4～1609.0m，比高139.4m。主副井口标高1600m。本区属黄河水系。区内无常年地表径流，宝积山盆地两侧中低山小型冲沟比较发育，尖山和老爷山的冲沟自北而南，刀楞山和红山的冲沟自南而北汇聚成较大的沙河。最大的有两条沙河，由东北向西南的磁窑沙河及由东向西的党家水沙河，均源于盆地以北几公里以外的尖山和老爷山，这些沙河分别与魏家地以西的罗家川沙河、黑水沙河在大水头汇聚于贺家川沙河，至东湾附近汇于黄河。这些沟谷及沙河平时干涸无水，仅在雨季暴雨来临时才有短暂洪流。气象及地震烈度1）气象本区属大陆性半干旱气候，其特点是干旱少雨、多风，变化剧烈。据驻矿区兰州空军靖远站（原名打拉池场站）气象台，自1971年至1990年的观测各种气象要素特征如下：2）气温：矿区年平均最高气温24.7℃（最高达36.5℃），年平均最低气温-9.2℃（最低为-29.7℃），年平均气温7.6℃3）降水量：年降水量65.8～537.3mm，平均268.7mm，且多集中在7、8、9三个月。4）蒸发量：年蒸发量高达1449.1～1955.3mm，为降水量的5.4～7.1倍。5）风向风速：春季为多风季节，风力一般为5～6级，风速多在2～5m/s(1980年4月26日瞬时最大风速高达426）霜期及冻土深度：年平均日照时数为2430h。11月开始结冻，结冻深度为60～100cm。7）地震烈度根据中国科学院编制的《中国地震活动区域图》及相关文件，确定本地区地震基本烈度为七度。矿井电源及水源1）矿井电源矿井电源引自6km处的靖远35kV变电站，并建有矿井变电所（2×5.6MVA主变）及35kV输电线路（双回路2×9km）。2）矿井水源黄河是靖煤集团公司平川区的主要水源，水资源丰富，且水质较好，本区干旱少雨，基本无法就地打井取水。矿区经济概况矿区内人口较少，区内国民经济以工业为主，由于比较干旱，土地基本无法耕种。靖远地区工业以煤炭为主，煤田浅部有省、地、县、乡镇煤矿开采，除此而外，尚有陶瓷、水泥、砖瓦农机、玻璃、灯泡等地方工业。区内砂、石等建筑材料也较丰富。井田地质特征井田地形及地质勘探程度魏家地煤矿所在的宝积山矿区，地处宝积山盆地的东南部。宝积山盆地为一两端高中间低的狭长山间盆地。盆地以西为喀拉玛山，以东为老爷山，均系海拔2000～2200m的中高山。盆地北面由西向东为宝积山－尖山－老爷山，南面为刀楞山和红山，均系海拔1700～1800m以上的中低山。本矿井地质勘探是在原精查地质勘探和1972年局部可采煤层补充勘探的基础上，根据生产设计的要求，为进一步查明局部可采煤层的可采范围，影响生产和安全的地质构造和一些特殊地质现象，以及水文地质情况等。在历次资源勘探和补充勘探中总施工钻孔160个，进尺74510.69m。在生产地质补充勘探中，总施工钻孔148个，进尺27290.96m。本区除精查勘探中所施工的钻孔外，在矿井地质勘探中总共施工钻孔136个，总进尺26190.96m，其中井下钻孔60个，进尺4120.07m。井田地层魏家地井田位于宝积山复式向斜的东部。向斜内部除党家水一带因F1-2断层的推复作用有较多的中侏罗统新河组出露于地表外，其余大部分被第四系所掩盖。中侏罗统窑街组为区内主要含煤地层，上三迭统南营儿群则构成侏罗纪煤系地层的基底。现将地层由老至新分述如下：1）三迭系（T）仅有三迭系上统南营儿群（T3n）：为本区侏罗纪煤系地层的基底。较广泛出露于花布乱山、虎狼洞沟、老爷山和宝积山矿区西端的大碱沟一带，在宝积山矿区西南侧的刀愣山和东南部的小水、铁匠沟一带亦有零星出露。岩性为灰绿色、黄绿色细、中、粗粒砂岩，局部含砾岩，含炭质碎屑、煤屑、黄铁矿结核等，具有清晰的斜波状层理及交错层理。夹灰绿色、灰色粉砂岩，部分为砂质泥岩及炭质泥岩，其中夹薄煤层或煤线，水平层理及波状层理特别发育，沿层理面分布大量云母片。厚度1076m左右。2）侏罗系（J）（1）下侏罗统大西沟群（J1dx）仅见于刀楞山南侧，岩性为灰色、灰绿色砾岩、灰白色砂岩，夹粉砂岩及泥岩，下部夹不稳定煤层，属山麓相沉积。不整合于T3n之上。厚度0～200m。（2）中侏罗统窑街组（J2y）主要出露于宝积山向斜两翼。为区内主要含煤地层。岩性主要为灰色、灰白色中、粗粒砂岩与深灰色粉砂岩及砂岩泥岩互层，局部夹炭质泥岩，底部为灰白色厚层砾岩及砂砾岩，旋回结构清楚。魏家地井田含煤五层（从上到下编号为1#、2#、3#、4#、5#）。井田内可采煤层为1#、2#、3#层煤，主采煤层为1#煤，分布面积广，厚度大且较稳定。地层总厚度77.50～279.32m。（3）中侏罗统新河组（J2x）在矿区内广泛分布，主要出露于宝积山向斜两翼的刀楞山和宝积山一带，按岩性特征由下至上分为一、二、三段：①第一段（J2x1）：又称草黄色砂岩段。上部主要为草黄色中、粗粒砂岩、细粒砂岩、粉砂岩及砂质泥岩互岩，中夹紫红、灰绿、深灰色泥岩及粉砂岩；下部主要为灰白色砾岩、砂砾岩夹灰色砂质泥岩及黄绿色粉、细砂岩，底部以一厚层砂砾岩作为与J2y的分界标志层（K3），砂砾岩主要为泥质胶结，比较疏松，具交错层理，含煤屑及黄铁矿晶体。该段地层总体变化趋势是西北部较薄，往东南逐渐增厚，厚度69.00m。与下伏地层呈假整合接触。②第二段（J2x2）：主要由杂色、紫红色、灰绿色粉砂岩、砂质泥岩组成，夹薄层中粒砂岩；下部有一层全区基本稳定的炭质泥岩，有时相变为深灰色粉砂岩和泥岩，厚度0.20～1.50m，局部地段夹不可采煤层即2#煤，该层段俗称“黑带”，是一较好的对比标志层。厚62.00m。③第三段（J2x3）：又称油页岩段。由灰绿色页岩、粉砂岩及深灰色、褐色页岩组成，夹薄层灰绿色细粒砂岩及暗紫红色泥岩，发育细水平层理及缓波状层理，以产丰富的叶支介化石为其特征。厚112m。④上侏罗统苦水峡组（J3k）又称紫红色泥岩段。主要出露于黑水沟以西的近向斜轴部地区，黑水沟以东则只有零星露头点。岩性主要为紫色、紫红色厚层状砂质泥岩及粉砂岩，底部为灰绿－灰白色中、粗粒砂岩，呈西薄东厚的变化趋势。与下伏J2x呈整合接触。厚度237～554m。3）白垩系（K）仅有下白垩统河口群（K1hk）：分布于宝积山向斜东南部红山一带，出露较好。岩性上部以砖红色中、粗粒砂岩为主，夹薄层细粒砂岩及粉砂岩；中、下部为紫红色、砖红色细、中粒砂岩与粉砂岩、砂质泥岩互层。与下伏地层呈整合接触。厚度大于500m。（1）更新统（Qp）广泛分布于南、北中低山之间的丘陵地区。下部为一层成分复杂、分选性差、钙质胶结的砾石层（俗称拉牌层），坚硬，平均厚度2.75m；上部为黄土，其下为砂砾石、碎石与黄土互层，平均厚度6.53m。不整合于下伏地层之上。（2）全新统（Qh）主要分布于各条沙河及较大的冲沟中。为现代冲积、洪积和坡积砂砾石层。厚度0.50～32.25m，平均8.45m。综合柱状图见图1-2——魏家地煤矿综合柱状图。图1-2煤矿综合柱状图

井田地质构造1）褶皱构造魏家地井田位于宝积山向斜的东南部，属于宝积山向斜的东延部分，地层走向N45°～50°W，倾向NE，倾角浅部较大为20°～30°，深部变小5°～10°。深部因受F3断层的影响有一定起伏，向斜轴部不明显。向斜内次一级的褶皱由北西向南东为1号背斜、2号向斜、3号背斜和4号向斜，分述如下：（1）1号背斜位于F3断层以北，西起于XⅢ线107号钻孔附近，轴向由S70°E经XⅣ线后急转N60°E，又转为近东西向后在加XⅤ线以西被F46断层切断，延展长度3.5km左右，两翼倾角10～20°，为一宽缓背斜。（2）2号背斜位于1号背斜的南侧，基本与1号背斜平行，全长5.3km，向斜轴被F3、F48断层切割成不等的三段，两翼倾角10～25°，为一宽缓的向斜。（3）3号背斜轴向近东西逐渐转为S60°E，并向东继续延伸出井田外，井田内的长度2.2km，两翼倾角11～15°，为一宽缓的背斜。（4）4号背斜位于3号背斜的南翼，轴向基本与3号背斜轴向平行展布，两翼倾角北缓南陡，北翼11°，南翼25°，井田内的长度1.2km。2）断裂构造（1）F1-2断层位于宝积山向斜的南翼，出露于魏家地井田中部。为一区域性大断层，呈盖层滑动性质的逆掩断裂组合，西起车轮口以西，东至打拉池被第四系所覆盖，全长30km以上。在魏家地井田盐锅台以东从上到下由F2、F31、F30、F28和F1五条断层组成。在平面上F2、F28、F30、F31交接于F1之上，其地表露头地层层序及产状紊乱，在剖面上F2、F28、F30、F31均收敛于F1之上，构成“入字”型构造。在红山以南被大湾断层所截。以上各分支断裂不论在平面上或剖面上均呈舒缓波状，走向一般为N50°～60°W，倾向SW。倾角变化较大，地表陡立，一般60°左右，致使局部地层倒转；中深部较平缓，一般15°～30°，并呈一定波状起伏。F1-2断层组切割了宝积山向斜南翼，使向斜南翼地层和煤层受到破坏，并构成魏家地井田南部的自然边界。（2）F3断层位于魏家地井田中部，为一F1-2断层覆盖的隐蔽断层，西起于X线以东，尖灭于XⅤ线与加XⅤ线之间，延展方向N55°W，延伸长度4.1km，倾向NE，倾角50°，落差西部219号钻孔附近48m，中部65号钻孔附近65m，东部829号孔附近23m，切割1号背斜。井田内的断裂构造除F1-2、F3、F46断层外，较小的有F48、F49、F50断层。勘查阶段查明F48与F3断层基本平行，西端与F3断层于新8号钻孔以西相交，东段在192号钻孔以东尖灭，长度1km，倾向SW，倾角60～70°，落差小于40m，由于与F3断层形成对冲之势，断层中间煤层呈“楔形”带状分布。魏家地煤矿生产过程中109工作面掘进回风巷时未遇到F48断层，说明F48断层未经过新9号钻孔，该孔煤层突变加厚是煤系基底局部起伏所至。2007年魏家地煤矿中部之间三维地震勘探进一步证实了F48断层和F3断层的存在。但F48断层在加XⅣ线两侧尖灭，该断层的延伸长度0.4km，最大的落差65m，F3断层与勘探确定的基本一致。F49、F50断层为F1-2断层的派生断层，位于井田南翼，均为压扭性逆断层，倾向北西，倾角40～65°，落差小于40m，向深部逐渐变小尖灭，对深部煤层没有多大影响。3）水文地质特征本矿为第三、四系松散层覆盖下的裂隙充水矿床。根据含水层赋存介质特征自上而下划分为第三、四系松散层孔隙含水层（组），二叠系煤系砂岩裂隙含水层（段），太原组石灰岩岩溶裂隙含水层（段），奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层（段）。各含水层（组、段）之间又分布有相应的隔水层（组、段），因此各含水层（组、段）自然状态下补给、迳流、排泄条件显著不同，从而在水化学特征上也存在明显的差别。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：（1）新生界松散层含、隔水层（组）①第一含水层（组）一般自地表垂深3~5m起，底板埋深28.00~41.60m，平均33m。含水层主要由浅黄色粉砂、粘土质砂及细砂组成，夹薄层砂质粘土，局部含有砂礓块。含水砂层厚度为15.00~28.60m，平均22m。②第一隔水层（组）底板埋深53.50~86.60m，平均深度72m，由棕黄色夹浅灰绿色斑块的粘土及砂质粘土组成，其中夹2~5层砂或粘土质砂。粘土类两极厚度14.00~45.60m，平均厚度29.50m。粘土塑性指数为14.20~26.80。粘土类质纯致密，可塑性较强。该层（组）分布稳定，隔水性能较好，能阻隔其上、下的含水层的水力联系。③第二含水层（组）底板埋深72.30~105.60m，平均埋深88m，由浅黄色及浅灰色绿色、灰白色细、中砂夹1~4层粘土或砂质粘土组成。含水砂层厚3.70~31.70m，平均11.00m。砂层分布不稳定，厚度变化大，局部地段仅有相应的层位，无明显的含水砂层存在，由于含水砂层发育分布不均，富水性也相对强弱不一。④第二隔水层（组）底板埋深99.30~120.00m平均埋深105m，隔水层厚度4.90~22.60m。岩性以棕黄色、浅灰绿色的粘土或砂质粘土为主，部分夹1~3层砂或粘土质砂，呈透镜状分布。⑤第三含水层（组）底板埋深112.60~170.60m，平均138m。岩性以灰白色、浅黄色细砂、中砂及少量粗砂为主，夹1~3层粘土或砂质粘土。含水砂层分布不稳定，两极厚度5.8~43.70m，平均厚度21.60m。⑥第三隔水层（组）本层（组）底部深度112.00~191.80m。其不整合于二迭系之上，主要由灰绿色、浅黄色粘土及砂质粘土夹1~3层砂层组成，偶夹钙质及铁锰质结核。隔水层两极厚度0~37m，平均厚度11.80m。粘土层可塑性好，膨胀性强，塑性指数18.2~21.0，隔水性良好。本矿内三隔在大部分地带均能起到较好的隔水作用，使三含之水不能成为矿井的直接充水水源。（2）二叠系煤系含、隔水层（段）①五含上隔水层（段）除部分地段该层位缺失外，厚度为68~215.59m，一般大于100m，岩性为泥岩、粉砂岩、砂岩相互交替，以泥岩、粉砂岩为主，砂岩裂隙不发育，穿过该层段的钻孔冲洗液只有02-1、03-4等少数孔发生漏失现象，说明该层段的隔水性能较好。②第五含水层（段）（K3砂岩裂隙含水层）岩性主要由灰白色中、粗砂岩组成，厚约30m，岩体刚性强，是岩层受力区构造破裂极为发育的介质条件。该层段厚度大，分布稳定，垂直裂隙发育。在钻探过程中曾多次发生涌漏水现象，有些孔漏失严重，据主检孔抽水试验资料，平均q=0.1613l/s.m，K=12.07m/d，水位标高+0.04m，水化学类型为SO4.Cl-Na.Ca类型，矿化度为1.97g/L。③K3砂岩下隔水层（段）主要由泥岩、粉砂岩夹少量砂岩组成，除少数孔缺失该层段外，厚度为50~85m，穿过该层位的钻孔只有个别钻孔冲洗液发生漏失现象，说明该层（段）的隔水性是好的。④第六含水层（段）（区域5煤上下砂岩裂隙含水层）六含主要由1~3层灰白色中、细粒砂岩夹泥岩或粉砂岩组成。砂岩厚度3~30m，一般厚度15m左右，其岩性致密，坚硬，裂隙发育，据风检和副检孔抽水试验资料，平均q=0.0024~0.7563l/s.m，K=0.0075~12.89m/d，水化学类型为SO4-K+Na.Ca类型，矿化度为2.178~2.242g/L。以上资料说明，六含砂岩裂隙发育不均一，局部裂隙发育好，富水性中等。⑤2#煤上隔水层（段）此层（段）间距33~81m，主要由泥岩、粉砂岩夹1~2层砂岩组成，岩性致密完整，裂隙不发育，只有个别孔出现冲洗液漏失现象，此层（段）隔水性能较好。⑥2#煤上、下砂岩裂隙含水层岩性以灰白色中、细粒砂岩为主，夹泥岩、粉砂岩。七含砂岩厚度4.50~41.20m，平均20.20m。七含在本矿中部和9线以北砂岩厚度较大，含水性相对较强。据钻孔抽水试验资料q=0.0436~0.0921l/s.m，K=0.1009~0.1897m/d，富水性弱。水化学类型为SO4-K+Na类型，矿化度为2.317~3.412g/L。以上资料表明该含水层富水性较好，但含水性、导水性很不均一，局部较强。其地下水处于封闭~半封闭环境，以储存量为主。是开采4煤层的直接充水水源。⑦2#煤下铝质泥岩隔水层(段)此层段厚度为20~65m。一般厚度为25m左右，岩性以铝质泥岩为主，局部夹薄层砂岩，该铝质泥岩为浅灰~灰白色，含紫色花斑，性脆含较多菱铁鲕粒，岩性特征明显，层位、厚度稳定，是中、下部煤组的分界。其岩性致密，隔水性能较好。⑧1#煤上下砂岩裂隙含水层该含水层砂岩厚度5.20~49.87m，平均21.50m左右。岩性以灰白色中、细砂岩为主，夹灰色粉砂岩及泥岩。砂岩裂隙发育不均，局部多发育垂直裂隙。6煤上砂岩在14勘探线以北厚度较大，含水较丰富。在勘探施工时，曾发生多次冲洗液消耗量大或漏失现象。据12-13-1孔抽水试验，q=0.0104l/s.m，K=0.0383m/d，水化学类型为SO4-K+Na类型，矿化度为3.693g/L。据2005年04-4（水17）钻孔流量测井资料，八含水位标高为-147.204m，K=1.13m/d。6煤上下砂岩裂隙含水层流量测井资料。1#煤上下砂岩裂隙含水层是开采1#煤层时矿井直接充水含水层。本矿井最大涌水量为210m3/h，正常涌水量为100m3/h。煤层特征煤层赋存条件魏家地井田含煤五层（从上到下编号为1#、2#、3#、4#、5#）。5#煤位于中侏罗统新河组第二段下部（J22x），大部分地段为黑色炭质泥岩及泥岩，局部含煤线或薄煤层，含煤性差。1#、2#、3#、4#煤赋存于中侏罗统窑街组（J2y）。煤层总平均厚度24.51m，含煤地层平均总厚度88.28m，含煤系数27.5%。井田内主要可采煤层为1#煤，分布面积广，厚度大且较稳定，2#、3#煤为局部分布局部可采的不稳定煤层，4#煤层为点状分布的不可采煤层。煤层顶、底板1#煤直接顶板以砂质泥岩粉砂岩为主，细粒、中粒砂岩顶板次之，厚度一般5～10m。老顶为细粒、中粒砂岩，厚度2.35～19.7m。直接底板主要为砂质泥岩、粉砂岩，厚度0.76～32.73m，一般1.18～12.71m，岩石致密，分布连续稳定。顶、底板抗压强度细粒砂岩以上的一般46.8～130.2MPa，砂质泥岩、粉砂岩15.87～57.3MPa、泥岩12.4～46.27MPa；顶底板抗拉强度细粒砂岩以上的一般1.1～5.77MPa、砂质泥岩、粉砂岩0.50～4.8MPa、泥岩0.57～2.1MPa。可见砂质泥岩、粉砂岩、细粒砂岩的强度指标较高，泥岩强度偏低。井田内大部分区段1#煤顶板岩石力学强度较高，完整性较好，属易于管理的顶、底板。在断层发育处，岩石原生结构遭到破坏，裂隙较发育，强度降低容易造成冒顶及片帮，需在采掘生产中加以注意。1#煤层特征见表1-1表1-1可采煤层特征表煤层层间距/m厚度/m煤层倾角（°）稳定类型顶、底板主要岩性最大~最小平均最大~最小平均1#2.00~40.113.2029.32~31.558.008-12较稳定顶板多为砂质泥岩或粉砂岩，底板为细砂岩和粉砂岩煤质1）煤的物理性质本区1#煤层为黑～灰黑色，少量钢灰色，似金属光泽，均一状～条带状结构，性脆，具贝壳状及参差状断口，层状构造，裂隙较发育，大都有松散易碎的碎裂煤及粉粒煤。1#煤层不同煤类WY、PM、TR的视密度分别为1.45t/m3、1.4t/m3、1.66t/m3；亮型煤，该煤的顶部普遍发育一层0.5～0.7m左右的光亮型、质地坚硬的块状煤，中部和下部多为粉粒煤。显微煤岩特征：镜下鉴定，本区各煤层的有机组分均以镜质组为主，半镜质组、惰质组次之。2）煤的化学性质（1）水分（Mad）可采煤层原煤平均分析基水分为：1#煤贫煤0.51～1.77%，平均1.01%；无烟煤0.56～4.02%，平均1.54%。天然焦0.43～3.23%，平均1.39%。（2）灰分（Ad）可采煤层原煤平均干燥基灰分为：1#煤贫煤9.79～29.21%，平均16.91%；无烟煤9.28～17.42%，平均14.39%，属低中灰煤。天然焦15.72～36.67%，平均24.61%。原煤经1.4或1.5比重液洗选后，各煤层浮煤灰分可下降10%左右，1#煤下降7～9%。1#煤一般50～60%。（3）全硫（St.d）可采煤层全硫平均含量一般均小于1.0%，多在0.4～0.6%之间。1#煤贫煤0.28～1.14%，平均0.36%；无烟煤0.28～0.67%，平均0.49%，属特低硫煤。天然焦0.32～2.28%，平均1.02%。（4）挥发分（Vdaf）原煤挥发分其变化与煤中矿物质含量变化密切相关。1#煤无烟煤浮煤挥发分平均8.51%，贫煤11.63%。天然焦浮煤挥发分平均8.5%。3）煤中的有害元素（1）磷：各煤层的磷含量在0.01%以下，属特低磷煤层。（2）砷：砷的含量很低，一般为2～4mg/kg，为一级含砷煤。（3）氯：氯的含量很低，0.008%以下。（4）氟：1#煤一般为30～40mg/kg。（5）铬：1#煤一般为13～20mg/kg。（6）汞：汞的含量0.2～0.4mg/kg。（7）硒：硒的含量一般为1～2mg/kg，极个别点在3～5mg/kg。（8）铅：1#煤一般为10～15mg/kg。4）煤的工艺性能（1）元素分析各煤层原煤干燥无灰基碳的含量89.43～93.52%，含量较稳定，氮的含量为1.0～1.4%，氧、硫之和含量2～3%。（2）发热量（Qnet.v.d）1#贫煤原煤发热量27.54～29.68MJ/kg，平均28.47MJ/kg；无烟煤原煤发热量28.76～29.43MJ/kg，平均29.10MJ/kg。天然焦原煤发热量一般为18.14～26.34MJ/kg，平均22.70MJ/kg。（3）简易可选性1#煤煤层分别进行不同级别的简易筛分及浮沉试验，筛分结果1#煤具有一定的块煤率。原浮沉试验，采用中煤含量法，用1.5比重级，进行简易筛分及浮沉试验，1#煤可选性评价结果，属中等可选～极难选煤。5）煤类采用中国煤炭分类国家标准《GB5751—86》对1#煤进行分类，1#煤主要以贫煤为主，有少量无烟煤和天然焦。6）煤的工业利用途径本区1#煤以半亮型煤为主，碎块状居多，为低中灰、特低硫、特低磷、中～高发热量、热稳定性良好、难熔灰分的贫煤贫煤可作气化、动力和民用煤；无烟煤除可作动力和民用外，块煤可作化工原料，经过一定加工，粉状煤可供高炉喷吹燃料，而少量的贫瘦煤经洗选后其精煤可作配焦用煤。7）煤层风化带深度根据煤的物理化学性质的改变，区内煤层的风化带深度为自基岩往下垂深约20m左右。瓦斯1）瓦斯根据精查地质报告的瓦斯地质资料，全矿井最大绝对瓦斯涌出量为42.32m3/min，最大相对瓦斯涌出量为10.17m3/t，矿井瓦斯等级应定为高瓦斯高突矿井。2）煤尘和煤的自燃据煤尘爆炸，测试结果，各煤层火焰长度为25~40mm，均有爆炸危险性，须通入20~45%的岩粉方能抑制爆炸。建议采用湿式打眼、煤层注水、放炮喷雾、净化水幕、转载点喷雾、冲洗巷帮等综合防尘措施。据煤的自燃发火倾向测试结果，各煤层均属自燃发火煤层。井田境界与储量井田境界井田范围西以Ⅸ勘探线及F46断层线与大水头和宝积山井田为界。东以Ⅲ勘探线为界，南至煤层与F1-2断层相切线，北以F46断层线与煤层相切线为界。开采界限中侏罗统窑街组为区内主要含煤地层，上三迭统南营儿群则构成侏罗纪煤系地层的基底。魏家地井田含煤五层（从上到下编号为1#、2#、3#、4#、5#）。井田内可采煤层为1#、2#、3#层煤，主采煤层为1#煤，分布面积广，厚度大且较稳定。开采上限：+1350m。开采下限：+850m。井田尺寸井田的走向最大长度为8.6km，最小长度为7.9km，平均长度为8.4km。井田倾斜方向的最大长度为3.0km，最小长度为2.2km，平均长度为2.5km。煤层的倾角最大为12°，最小为8°，平均为10°，井田平均水平宽度为2.46km。矿井工业储量储量计算基础1）根据魏家地井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；2）依据《煤炭资源地质勘探规范》关于化工、动力用煤的标准：计算能利用储量的煤层最低可采厚度为0.8m，原煤灰分不大于40%。计算暂不能利用储量的煤层厚度为0.7~0.8m；3）依据国务院过函（1998）5号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复》内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；4）储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；5）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法；6）煤层容重：1#煤层容重为1.40t/m3。井田地质勘探井田地质勘探类型为精查，属详细勘探。魏家地井田精查地质报告是由甘肃省煤化局地质勘探一队分别于1974年12月提出，于1975年3月13日经甘肃省煤化局批准了详查报告。井田范围钻孔分布比较均匀，勘探详细。符合煤炭工业设计规范要求。煤层最小可采厚度为0.8m。1#煤层最小可采厚度为0.80m，最大可采厚度为37m，平均8m。地质资源量矿井主采煤层为1#煤层，其中1#煤层采用地质块段法。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。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。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；m——煤层平均厚度，m；F——煤层底面面积，m3；γ——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：=233.71（Mt）z

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煤层总储量/Mt1#A9.56.7281.475.26233.71B114.8281.454.97C153.0281.433.82D86.2281.469.66（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Zg——矿井工业资源/储量；Z111b——探明的资源量中经济的基础储量；Z122b——控制的资源量中经济的基础储量；Z2m11——探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2m22——控制的资源量中经济的基础储量；Z333——推断的资源量；k——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。98.16（Mt）49.08（Mt）42.07（Mt）21.03（Mt）18.70（Mt）因此将各数代入式2-2得：229.04（Mt）矿井可采储量矿井设计资源储量按下式计算：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。按照《煤矿安全规程》规定，由本矿井实际情况取井田境界煤柱为30m，断层保护煤柱为30m，则保护煤柱量如下表2-2所示：表2-2保护煤柱压煤量名称面积（km2）比重（t/m3）煤厚（m）压煤量（Mt）井田境界煤柱1.221.40813.66断层F3煤柱0.231.4082.58则：（Mt）1）工业场地煤柱井筒及工业广场煤柱按岩层移动角留取。根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》有关规定和靖远地区其他矿井的经验数据，各参数选取如下：表土层移动角：φ＝45°上山移动角：γ＝75°下山移动角：β＝65°走向移动角：δ＝75º保护煤柱根据上述参数，采用垂线法计算。所做的工业广场保护煤柱如图2-2所示：经块段法得：S=984276m2并且已知：γ平均=1.40t/m3H煤厚=8mθ=10°由公式2-1可得保护煤柱压煤量为：Z=984276×1.40×8/cos(10°)=11.19Mt图2-2工业广场保护煤柱2）主要井巷煤柱主要井巷煤柱是指大巷保护煤柱，大巷中心距离为40m，大巷两侧的保护煤柱宽度各位30m，井田走向长度8.4km。布置两条大巷，则大巷保护煤柱压煤量为60×10500×8×1.40/cos(10°)=7.16Mt。由上得P2=11.19+7.16=18.35Mt。则由公式2-5计算可得矿井设计可采储量为：Zk=(Zs-P2)C=（212.8-18.35）×0.75=145.84Mt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%。此处取0.85。矿井储量汇总见表2-3：表2-3矿井储量汇总表煤层地质资源储量（Mt）矿井工业储量（Mt）永久煤柱损失量（Mt）矿井设计储量（Mt）设计开采损失（Mt）矿井设计可采储量（Mt）1#233.71229.0416.24212.818.35145.84合计233.71229.0416.24212.818.35145.84

矿井工作制度、设计生产能力及服务年限矿井工作制度按照《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。矿井设计生产能力及服务年限1）矿井设计生产能力因为本井田设计丰富，主采煤层赋存条件简单，井田内部无较大断层，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1.8Mt/a。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）矿井开采能力校核魏家地煤矿1#煤层均为厚煤层，煤层平均倾角为10°，地质构造简单，赋存较稳定，但矿井瓦斯含量相对较大，工作面长度不宜过大，考虑到矿井的储量可以布置一个综采工作面可以满足矿井的设计能力。（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12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高，属于高瓦斯矿井，水文地质条件较简单。矿井通风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，后期再建一个风井，可以满足整个矿井通风的要求。本井田内存在若干小断层，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，a；Zk矿井的可采储量，145.84Mt；A矿井的设计生产能力，1.8Mt/a；K矿井储量备用系数，取1.4。则：T=145.84×100/（180×1.4）=58﹥50（）既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。3）第一水平服务年限校核由本设计第四章井田开拓可知，矿井是立井两水平上山开采，一水平在+1050m《煤炭工业矿井设计规范》中规定的不同井型的第一水平的服务年限如表3-1所示，可以得出本矿井第一水平服务年限的下限为25a，由于T1=28.9>25a，所以本设计第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求。即本设计第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求。表3-1不同矿井设计生产能力时矿井服务年限表矿井设计生产能力（万t/a）矿井设计年限（a）第一水平设计服务年限煤层倾角(°)<2525-45>45600及以上7035300-5006030120-2405025201545-9040201515

井田开拓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，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，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。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：立井、斜井、平硐。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。本矿井煤层倾角小，平均10°，为缓倾斜煤层；表土层较薄，无流沙层；水文地质情况比较简单，矿井瓦斯含量非常大；井筒需要特殊施工，因此只能采用立井开拓，经后面比较确定井筒形式为立井两水平（位于井田中央）。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。综合以上因素，结合矿井实际情况，提出本矿井主副井筒布置位置如下：主井井筒中心位置：经距39482179.5m，纬距3852413.4m。副井井筒中心位置：经距39482201.2m，纬距3852341.9m。3）风井井口位置的选择应在满足通风要求的前提下，与提升井筒的贯通距离最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。南部风井布置在井田边界中，减少了煤柱损失。风井井筒中心位置：经距39481074.1m，纬距3852387.7m。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21.6ha，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为540m，宽为400m。开采水平的确定及采盘区划分井田主采煤层为1#煤层，其它煤层均不可采。设计中针对1#煤层。1#煤层倾角平缓，为8°～12°，平均10°，为缓倾斜煤层，考虑到本矿井为高瓦斯矿井以及一水平断层的影响，确定为立井两水平开采。一水平标高+1050m，主要开采方式为采区式开采，二水平标高+850m，主要开采方式为采区式开采。1#煤层生产能力：可采储量为145.84Mt，服务年限为58a。主要开拓巷道1#煤层平均厚度为8m，赋存稳定，底板起伏较大，为缓倾斜煤层，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岩石中，大巷中心距40m。在井田上部岩层中掘进一条回风大巷，一水平采完后运输大巷转用为二水平回风大巷。大巷位于井田中央，沿等高线方向布置，运输大巷巷道坡度随煤层而起伏，一般3°-5°，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。方案比较1）方案提出根据以上分析，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：立井两水平直接延深主副井均采用立井。主副井口均位于井田延展方向的中央位置。沿井田主要延展方向布置二条岩石大巷，一水平标高为+1050m，二水平标高+850m。一水平二水平之间直接延深。如图4-1所示。图4-1立井两水平直接延深方案二：立井两水平加暗斜井延深主副井均采用立井。主副井口均位于井田延展方向的中央位置。沿井田主要延展方向布置二条岩石大巷，一水平标高为+1050m，二水平标高+850m。一水平二水平之间通过暗斜井延深。如图4-2所示。图4-2立井两水平加暗斜井延深方案三：立井三水平直接延深主副井均采用立井。主副井口均位于井田延展方向的中央位置。沿井田主要延展方向布置二条岩石大巷，一水平标高为+1100m，二水平标高+975m。三水平标高+850m。三水平直接延深，如图4-3所示。图4-3立井三水平直接延深方案四：立井三水平加暗斜井延深主副井均采用立井。主副井口均位于井田延展方向的中央位置。沿井田主要延展方向布置二条岩石大巷，一水平标高为+1100m，二水平标高+975m。三水平标高+850m。三水平暗斜井延深，如图4-4所示。图4-4立井三水平加暗斜井延深2）技术比较以上所提四个方案井筒形式相同，而延深方式、水平数目不同，继而造成部分基建、生产费用不同。方案一、二主、副井井筒形式相同。两者主副井均为立井，区别在于二水平开拓延深方案不同，前者为直接延深，有优点是可以充分利用原设备、设施，投资少，提升系统单一，转运环节少，车场工程量相对减少；缺点是施工与生产之间干扰大，施工组织比较复杂；接井时，破保安岩柱或拆保护盘，安装罐梁罐道，技术安全要求严格，要在一段时间内停止该矿井的提升，影响矿井生产。后者为暗斜井延深，优点是生产与施工相互干扰小，暗斜井位置、方向、倾角、提升方式的选择不受原有井筒的限制，可按有利于下部水平开采进行布置，原有井筒的提升能力不降低。缺点是增加了暗斜井上部车场和硐室工程量，当矿井井型很大时，暗斜井的辅助提升能力和巷道断面可能不足，需设两条副暗斜井或另设专用通风井。经过以上技术分析、比较，考虑到方案一提升系统简单，再结合粗略估算费用结果（见表4-1和4-2），在方案一、二中选择方案一：立井两水平直接延深。方案三、四主、副井井筒形式相同。方案三、四主副井均为立井，区别在于三水平开拓延深方案不同，前者为直接延深，有优点是可以充分利用原设备、设施，投资少，提升系统单一，转运环节少，车场工程量相对减少；缺点是施工与生产之间干扰大，施工组织比较复杂；接井时，破保安岩柱或拆保护盘，安装罐梁罐道，技术安全要求严格，要在一段时间内停止该矿井的提升，影响矿井生产。后者为暗斜井延深，优点是生产与施工相互干扰小，暗斜井位置、方向、倾角、提升方式的选择不受原有井筒的限制，可按有利于下部水平开采进行布置，原有井筒的提升能力不降低。缺点是增加了暗斜井上部车场和硐室工程量，当矿井井型很大时，暗斜井的辅助提升能力和巷道断面可能不足，需设两条副暗斜井或另设专用通风井。经过以上技术分析、比较，考虑到方案三通风比较容易，再结合粗略估算费用结果（见表4-3和4-4），在方案三、四中选择方案三：立井三水平直接延深。3）经济比较四个方案的经济比较见表4-1、表4-2、表4-3、表4-4。表4-1方案一项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计（万元）基建费用(万元)主立井基岩段2099672199.34199.34副立井基岩段20124542249.08249.08井底车场岩巷10046383463.83463.83石门开凿岩巷8080006464费用合计(万元)976.25生产费用(万元)立井提升系数煤量(万吨)提升高度(km)基价(元/t.km)5355.241.272920.720.85排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)1422.621008760580.28石门运输系数煤量(万吨)运距(km)基价(元/t.km)2667.121.272920.80.381费用合计(万元)9445费用总计(万元)10421.25表4-2方案二项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计（万元）基建费用(万元)主暗斜井基岩段78.934970275.91275.91副暗斜井基岩段78.940952323.11323.11斜井车场岩巷8046383371.06371.06费用合计(万元)970.08生产费用(万元)立井提升系数煤量(万吨)提升高度(km)基价(元/t.km)3867.681.272920.520.85暗斜井提升1.272920.7890.422899.71排水（斜、立井）涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)1778.281008760580.35费用合计(万元)8545.67费用总计(万元)9515.75表4-3方案三项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计（万元）基建费用(万元)主立井基岩段12.599672128.58128.58副立井基岩段12.5124542155.68155.68井底车场岩巷10046383463.83463.83石门开凿岩巷7080005656费用合计(万元)804.09生产费用(万元)立井提升系数煤量(万吨)提升高度(km)基价(元/t.km)2677.621.236460.720.85排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)1422.621008760580.28石门运输系数煤量(万吨)运距(km)基价(元/t.km)1166.871.236460.70.381费用合计(万元)5267.10费用总计(万元)6071.20表4-4方案四项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计（万元）基建费用(万元)主暗斜井基岩段47.634970166.46166.46副暗斜井基岩段47.640952194.93194.93斜井车场岩巷8046383371.06371.06费用合计(万元)732.45生产费用(万元)立井提升系数煤量(万吨)提升高度(km)基价(元/t.km)2194.161.236460.590.85暗斜井提升1.236460.4760.42874.69排水（斜、立井）涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)1778.281008760580.35费用合计(万元)4847.13费用总计(万元)5579.58以上四个方案的粗略比较汇总见表4-5表4-5四方案粗略比较汇总方案方案一方案二方案三方案四名称立井两水平直接延深立井两水平加暗斜井延深立井三水平直接延深立井三水平加暗斜井延深基建费用（万元）976.25970.08804.09732.45生产费用（万元）94458545.675267.104847.13合计（万元）10421.259515.756071.205579.58百分比109%100%108%100%方案一与方案二相比，粗略估算后认为：方案一和方案二费用相差不大，考虑到方案一的提升、排水工作环节少，人员上下比较方便，且方案一在通风方面优于方案二，所以决定选用方案一。方案三和方案四的区别也仅在第三水平是直接延深还是暗斜井延深。初步比较后方案三总费用比方案四略高，但相差也不足10%，仍可视为近似相等，但考虑到方案三生产系统简单，对于高瓦斯高突矿井来讲通风较容易，因此决定采用方案三。以下需要对方案一、三进行详细技术经济比较。方案一与方案三的详细经济比较见表表4-6和表4-7，其最终汇总见表4-8。由经济比较可以看出，虽然方案一的生产费比方案三高15%，但其基建投资费则明显低于方案三，低36%，由于基建费的计算误差一般比生产经营费的计算误差小得多，所以可以认为方案一相对较优，从建井工期来看，虽然方案一初期多掘主、副井筒各50m，运煤及轨道上山各225m，但是可以少掘950m主石门。因此方案一的建井工期大致与方案三相同。从开采水平看，方案三需延深两次，方案一仅需延深一次，对生产的影响少于方案三。综上所述，可认为：方案一和方案三在技术和经济方面均不相上下，但方案一的基建投资少，开拓延深对生产的影响略少一些。所以决定采用方案一，即立井两水平直接延深；第一水平位于+1050m，第二水平位于+850m，两水平均只采上山阶段；阶段内沿走向划分4个采区。表4-6立井两水平直接延深项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计初期基建费用(万元)主立井表土段2.214588932.09730.79基岩段70.199672698.70副立井表土段2.217690238.92911.96基岩段70.1124542873.04井底车场岩巷20046383927.66927.66石门岩巷1958000156156基建费用合计(万元)2726.41后期基建费用（万元）项目数目长度(10m)基价(元)费用(万元)费用小计大巷21600200903214.43214.4生产费用(万元)立井提升系数煤量(万吨)提升高度(km)基价(元/t.km)9222.921.2145840.620.85排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)1422.621008760580.28顺槽运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)9187.921.2145841.50.35大巷运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)6215.281.21458410.35大巷维护系数大巷长度大巷数目基价(元/a.m)51.461.21600226.8上山运输系数煤量平均运距(km)基价(元/t.km)6580.301.2145840.80.47生产费用合计(万元)32680.50费用总计(万元)38621.31表4-7立井三水平直接延深项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计初期基建费用(万元)主立井表土段2.214588930.09730.79基岩段70.199672698.70副立井表土段2.217690238.92911.96基岩段70.1124542873.04井底车场岩巷300463831391.491391.49石门开凿岩巷2908000232232基建费用合计(万元)3266.24后期基建费用（万元）项目数目长度(10m)基价(元)费用(万元)费用小计大巷22400200904821.64821.6生产费用(万元)立井提升系数煤量(万吨)提升高度(km)基价(元/t.km)小计一水平1.272920.470.853495.78二水平1.236460.590.852194.16三水平1.236460.720.852677.62排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)1422.621008760580.28顺槽运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)9187.921.2145841.50.35大巷运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)6125.281.21458410.35大巷维护系数大巷长度大巷数目基价(元/a.m)77.181.22400226.8上山运输系数煤量平均运距基价(元/a.m)3290.151.2145840.40.47生产费用合计(万元)28470.71费用总计(万元)36558.55表4-8两方案详细比较汇总方案方案一方案三名称立井两水平直接延深立井三水平直接延深项目费用（万元）百分比费用（万元）百分比初期基建费用（万元）2726.41120%3266.24100%后期基建费用（万元）3214.4100%4821.6150%总基建费（万元5940.81100%8087.86136%生产费用（万元）32680.5015%28470.71100%总费用（万元）38621.31106%36558.55100%矿井基本巷道井筒由前章确定的开拓方案可知第一水平主、副井都为立井，在井田中央上部边界保护煤主内设置中央风井。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、副立井及风井均采用圆形断面。1）主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径6.5m，断面积33.18m²，井筒内装备一对12t的双箕斗，井壁采用砌碹支护方式。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。主井断面和主要参数如图4-5。2）副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.5m，断面积44.18m²，井筒内装备一对3.0t双层单车多绳罐笼，井壁采用砌碹支护方式，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。副井断面和主要参数如图4-6。3）风井风井位于矿井中央上边界保护煤柱内，备有安全出口。圆形断面，井筒净直径5.0m，净断面19.63m²，采用预制管柱支护方式，井壁厚度达400mm，风井断面和主要参数如图4-7。4）风速验算所选定的副井作为进风井，上部风井作为出风井，其断面的大小必须符合风速要求。由第九章《矿井通风与安全》的风速验算可知，所选的井筒符合风速要求。图4-5主井井筒断面图图4-6副井井筒布置图图4-7风井井筒布置图井底车场及硐室矿井为立井开拓，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，由电机车运到采区或带区。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，立井和大巷的相对位置关系，确定为卧式环形井底车场，副斜井、井底车场铺轨以矿车辅助运输，大巷辅助运输为电机车，井底车场布如图4-8。2）空重车线长度大型矿井的副井空重车线的长度应为1.0～1.5列车长。辅助运输采用MG1.7-6A型1.5吨固定厢式矿车运输，其尺寸为2400×1050×1200。电机车选用XK12-6/192-1KBT蓄电池式电机车，其尺寸为4500×1060×1550。每列车15节车厢。一列车的长度L列车＝4500＋2400×15＝40500mm＝40.5m副井空重车线的长度应≥40.5×1.5=60.75m所选车场的副井空车线的长度L副井空车线＝66.44m>60.75m，所选车场的副井重车线的长度L副井重车线＝81.47m>60.75m，符合要求。换装站硐室用于材料、设备的换装，长度为80m，可同时对两套电机车进行换装，硐室内一端布置2台40m行程的10t电动葫芦桥式起重机用于物料与一般设备换装，另一端布置2台一组的20t电动葫芦桥式起重机用于支架等重型设备的换装。图4-8图4-8井底车场平面图1-主井；2-副井；3-中央变电所；4-中央水泵房；5-水仓6-运输大巷；7-辅助运输大巷；8-等候室；9-主、副井联络巷；10-进风联络巷；11-卸载站；12-煤仓3）调车方式运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石列车在副井重车线机车分离以后，电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场。材料的运行路线与矸石空车相同。4）硐室（1）主井系统硐室立井系统硐室由皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带输送机巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。井底煤仓井底煤仓的有效容量可按矿井设计日产量的15%~25%来计算，一般大型矿井取小值，因本矿井日产量为5454t，所以需要煤仓容量为818.1t，设置一个直径为7m，高16m的圆筒煤仓，总容量约874.4t，能够满足矿井生产需要。直立煤仓通过一条装载输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为单侧式，这种布置煤仓容量大，多煤种可分装分运，适应性强。（2）副井系统硐室副井系统硐室由中央水泵房、水仓、清理水仓硐室、中央变电所、调度及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把中央变电所和中央水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门。主变电所和主排水泵房：主变电所和主排水泵房坐落于副井井底，互相相邻，通过通道与车场巷道相连，井底水经管子道从副井井筒排出。主排水泵房为吸入式，由水泵硐室，吸水口，配水巷道和硐室通道组成，矿井正常涌水量为100m3/h，排水高度为503m，由此可确定主排水泵房断面高度为4700mm，断面宽度为5000mm。主变电所由变压器室，配电室及通道组成，其宽度取为5000mm，高度为3500mm。水仓布置：水仓是矿井涌水的贮水巷道，还起着澄清污水的沉淀作用。《煤矿安全规程》规定内水仓的有效容积应能容纳矿井正常涌水量8小时的水量，水仓布置在井底车场副井井筒的南侧，水仓开口在离轨道大巷约40m处，设内、外两个，内、外水仓间距为14m。矿井的正常涌水量为100m3/h，最大涌水量为210m3/h，则需内水仓的容量为1680m3。取水仓断面为8.52m3，则矿井内水仓的长度应为：L=1680/8.5=198m设计内水仓的长度为210m。水仓采用水仓清理机清理。另外，靠近主井处的轨道大巷中设置清理撒煤硐室，用来清理主井井底泼洒出的煤炭；副井井筒和轨道大巷中间设置等候室和工具室；东、西翼大巷调车线前各设一个调度室；另外还设有机车修理硐室等巷道硐室具体布置见图，井底车场平面布置图。水仓采用水仓清理机清理。井底车场车场巷道及硐室除煤仓、装卸载硐室等采用现浇混凝土支护外，采用锚喷支护，遇围岩破碎的地方加金属网支护。（3）其它硐室医疗硐室、机修硐室、消防车硐室、井下材料库、火药库、换装组装硐室、换矸硐室、乘人车场等。主要开拓巷道1）运输大巷此巷内有钢丝绳芯胶带输送机运输煤炭，并铺设有轨道，用蓄电池电机车牵引，以便于胶带输送机的的维修，同时也作二水平回风大巷使用，断面需要满足一定的要求。不设专用人行道。B1=b+d1+d2+d3+c（4-2）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，主要运输巷道一般取500mm，采区巷道一般取300~500mm；d1——胶带输送机宽度，d1＝1400+120mm；d2——架线电机车的宽度，d2＝1060mm；d3——架线电机车与皮带机间距，d3＝310mm；c——矿车与巷壁距离，取810mm。B1＝500+1520+1060+310+810＝4200mm运输大巷的断面和特征表如图4-9，运输石门选用的断面与运输大巷相同。2）轨道运输大巷此巷为一条双轨道大巷，并作进风巷使用，设人行道。B2=a+b+d1+d2+c（4-3）式中：B2——轨道大巷宽度，mm；a——人行道宽度，取1200mm；b——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；d1、d2——架线电机车的宽度，d1＝d2＝1060mm；c——架线电机车的间距，300m。B2=1200+580+1060+1060+300＝4200(mm)轨道大巷的断面和特征表如图4-10，回风石门选用的断面与轨道大巷相同。具体情况如图4-11。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及《规程》第19条，第20条有关安全间隙的要求而确定其断面尺寸，并按通风要求验算其风速，验算结果见第九章。4-9运输大巷断面图4-10轨道大巷断面图4-11回风大巷断面图巷道支护根据本矿井的设计的地质条件和煤层埋藏特点，经过开拓方案的技术经济比较，将胶带输送机大巷和辅助运输大巷都布置在岩层中。胶带输送机大巷采用胶带输送机运输，辅助运输采用蓄电池电机车牵引1.5吨固定厢式矿车。主要大巷（胶带输送机大巷和辅助运输大巷）均采取锚喷，采用锚喷支护，能够提高巷道围岩强度，防止围岩强度恶化，改善围岩受力状态，增强支护系统的整体性，前苏联经验表明，由锚杆和喷射混凝土组成的巷道，可使每m巷道的刚才消耗量降低40~100kg，劳动力消耗比拱形支架减少60%，缩小巷道断面，从而加快巷道掘进速度。

准备方式——采区巷道布置煤层地质特征采区位置设计首采采区（东一采区）位于井田中部偏南，工业广场保护煤柱东侧。采区煤层特征采区所采煤层为1#煤层，煤层结构简单，赋存稳定，其煤层特征：为黑～灰黑色，少量钢灰色，似金属光泽，均一状～条带状结构，性脆，具贝壳状及参差状断口，层状构造，裂隙较发育，大都有松散易碎的碎裂煤及粉粒煤。硬度f=0.4~0.6，不规则断口，为光亮~半暗亮型煤。煤的工业牌号为44，煤层平均厚度8.0m，煤层平均倾角10°。煤的容重1.40t/m3。采区的相对瓦斯涌出量10.17m3/t，绝对瓦斯涌出量42.32m3/min，该采区属于高瓦斯采区。本采区机掘的最大最小煤尘浓度和平均浓度为337.8mg/m3、136.8mg/m3、189.4mg/m3，煤尘爆炸指数29.25%，属于有煤尘爆炸危险性煤层发火期4～6个月，最短21天，均为易自燃煤层。煤层顶底板岩石构造情况煤直接顶板以砂质泥岩粉砂岩为主，细粒、中粒砂岩顶板次之，厚度一般5～10m。老顶为细粒、中粒砂岩，厚度2.35～19.7m。直接底板主要为砂质泥岩、粉砂岩，厚度0.76～32.73m，一般1.18～12.71m，岩石致密，分布连续稳定。顶、底板抗压强度细粒砂岩以上的一般46.8～130.2MPa，砂质泥岩、粉砂岩15.87～57.3MPa、泥岩12.4～46.27MPa；顶底板抗拉强度细粒砂岩以上的一般1.1～5.77MPa、砂质泥岩、粉砂岩0.50～4.8MPa、泥岩0.57～2.1MPa。可见砂质泥岩、粉砂岩、细粒砂岩的强度指标较高，泥岩强度偏低。基本底的砂岩抗压强度38.12~89.26MPa，平均62.12MPa；单向抗拉强2.94~4.78MPa，平均3.83MPa。井田内大部分区段顶板岩石力学强度较高，完整性较好，属易于管理的顶、底板。在断层发育处，岩石原生结构遭到破坏，裂隙较发育，强度降低容易造成冒顶及片帮，需在采掘生产中加以注意。水文地质采区内水文地质条件较简单，涌水来源主要为煤层上覆砂层孔隙承压水层，预计最大涌水量不超过100m3/h。地质构造采区内地质构造简单，煤层倾角8°~12°，平均10°。地表情况采区内对应地面有少数几个的几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，采取全部搬迁措施，井田内部无河流，只在井田边界有少数河流。采区巷道布置及生产系统采区位置及范围首采采区东一采区位于井田中部，南边以井田边界保护煤柱为界，东以工业广场保护煤柱和人为划定的边界为界，北以大巷保护煤柱为界。西邻西二采区，东接东三采区。该采区东西走向平均长约2500m，南北倾向平均长约1200m。采煤方法及工作面长度的确定首采采区煤层平均厚度为8.0m，倾角12°，属缓倾斜煤层。由于煤层较厚，采用综采放顶煤采煤法。首采区段宽190m，长1240m。根据《规范》规定：综采面长度一般不小于150m。但结合本矿井的实际情况，采区工作面的长度为180m即可以满足产量的要求，确定采区工作面的长度平均为180m。除去区段保护煤柱后，因此采区一翼共划分为6个区段。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放工作面运煤、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15m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，具体位置见采区巷道布置图。煤柱尺寸的确定采区内的煤柱主要是采区边界煤柱、区段之间保护煤柱。井田一水平内布置四个采区，采区两边各留设10m采区边界煤柱。水平运输大巷和轨道大巷布置在岩层中，大巷中心距40m，外侧各留设30m保护煤柱。采区轨道上山和运输上山布置在岩层中，水平间距35m，另设一条专用回风巷，外侧各留设30m保护煤柱。采区内地质构造情况简单，无大断层、陷落柱及其它影响回采的复杂地质构造。各区段巷道采用留煤柱双巷掘进的方法，本区段运输平