新源煤矿1.8Mt-a新井设计-沿空留巷围岩稳定机理与支护技术研究

本科生毕业设计（论文）题目：新源煤矿1.8Mt/a新井设计沿空留巷围岩稳定机理与支护技术研究摘要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为新源煤矿1.8Mt/a新井设计。一般部分共包括10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工作制度及设计生产能力、服务年限；4.井田开拓；5.准备方式-带区巷道布置；6.采煤方法；7.井下运输；8.矿井提升；9.矿井通风与安全技术；10.矿井基本技术经济指标。新源煤矿新源煤矿位于山西省沁源县西南部，隶属于李元镇管辖。距沁源县城约17km，交通便利。井田形状近似长方形，南北长约5.56km，东西宽约3.43km，面积约18.75km2。井田内主采煤层为一层，为2#煤。煤层倾角平均5.94°，平均厚度6.18m。井田地质条件较为简单。矿井工业储量为15091.18万t，可采储量为12193.82万t。矿井设计生产能力为1.8Mt/a。矿井服务年限52.11a。矿井涌水量不大，正常涌水量为28m3/h，最大涌水量为38m3/h。矿井相对瓦斯涌出量为4.06m3/t，属低瓦斯矿井。矿井煤尘有爆炸危险性，煤层不易自燃，自然发火等级为Ⅲ级。矿井采用立井单水平开拓。一矿一面，采煤方法为综合机械化放顶煤开采。全矿采用胶带运输机运煤，辅助运输采用矿车。矿井通风方式为中央并列式，采用抽出式通风。矿井年工作日为330d，日净提升时间18h，工作制度为“四六制”。专题部分题目是沿空留巷围岩稳定机理与支护技术研究。分析说明了沿空留巷的围岩变形特征及构成；沿空留巷的阶段性矿压特征，沿空留巷巷道布置方式及其保护形式。总结了沿空留巷的破坏形式以及支护的关键，并介绍了一些沿空留巷技术的工程应用。翻译部分是一篇关于治理预测长臂工作面瓦斯的全新软件系统在采矿工业中应用的论文，英文题目为Anewmethanecontrolandpredictionsoftwaresuiteforlongwallmines关键词：立井开拓；带区；综放；无极绳绞车运输；中央并列式通风

ABSTRACTThisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,specialsubjectpartandtranslationpart.ThegeneralpartisanewdesignofNO.1.8ofXinyuanmine.Thisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.Developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofminingarea;6.Themethodusedincoalmining;7.Transportationoftheunderground;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnorms.XinyuanminelocatesattheLiyuantown，southwestofQinxincountyinShanxiprovince，17kmawayfromthecenteroftheQinxincounty.Andithasconveniencetransportations.Theshapeofminefieldislikearectanglewhichhasalengthof5.56kminthesouthandnorthdirectionwhileawidthof3.43kmintheeastandwestdirectiononaverage.ThetotalareaisApproximately18.75km2.Themaincoalseaminthemineisonlyone,whichisthe2#coalseam.Theaverageangleis5.94degree,whilethethicknessisabout6.18m.Theminefieldgeologicalconditionissimple.Theprovedreservesoftheminefieldare150.9118milliontons.Therecoverablereservesare121。9382milliontons.Thedesignedproductivecapacityis1.8milliontonsperyear.Theservicelifeis52.11years.Thenormalflowofthemineis28m3perhourandthemaxflowofthemineis38m3perhour.TheRelativegasdischargequantityis4.06m3perton.ThusitisLowgaseousmine.Thecoaldustoftheminehasexplosionhazard.Butthecoalseamisnoteasilyspontaneouscombustion.ThelevelofspontaneouscombustionisⅢ.Thedevelopmentofthemineissinglelevelwithamainverticalshaftandanauxiliaryverticalshaft.Thenumberoftheworkingfacesisonlyone.Comprehensivemechanizationputsinthetopcoaltechnologyistheminingmethod.Severalbeltconveyersundertakethejobofcoaltransportinthemine,whiletheauxiliarytransportationsystemdependsontheminecars.Theventilationtypeiscentralizedjuxtapose.Theventilationmethodisextraction.Theworkingdaysinayearare330.Everydayittakes18hoursinliftingthecoal.Theworkingsysteminthemineis“four-six”.Thetitleofthespecialsubjectpartis“StudyofthesurroundingrockStabilizationmechanismsandsupporttechnologyonthegob-sideentryretaining”.ThearticleintroducedgobStrataBehaviorsandtheLawofRockControlTechnology,technologyofroadsidepackingingob-sideentryretainingandlawofrockpressure,StudyontheSurroundingRockControlTheoryofGob-SideEntryretaining,Researchontechnologyofgob-sideentryretainingwithanchorsupport.Someaspectswereanalyzed,suchasthefunctionofsupportinretainingroadwaysalonggoaf,minepressurebehavior,supportways,thesatisfiedrequirements,andtheexistingproblemsinmaintenance.Thetranslatedacademicpaperisaboutamethanecontrolandpredictionsoftwaresystemandit’sapplicationsintheminingindustry.Thetitleis“Anewmethanecontrolandpredictionsoftwaresuiteforlongwallmines”.Keywords:mainverticalshaftandauxiliary-verticalshaft;stripdistrict;comprehensivemechanizationputsinthetopcoal;endlesssteelropetransportation;centralizedjuxtaposeventilation

目录一般部分TOC\o"1-2"\h\z\u1矿区概述及井田地质特征 页矿区概述及井田地质特征矿区概述矿区地理位置新源煤矿位于山西省沁源县西南部，隶属于李元镇管辖。地理坐标为：北纬36°33′04″～36°34′53″，东经112°12′31″～112°14′33″，矿井工业场地位于山西省沁源县西部李元镇附近，距沁源县城约17km。沁(源)～洪(洞)公路从井田北部通过，向东17km至沁源县城接汾(阳)～屯(留)省级公路及沁(沁源)～沁(沁县)公路，煤矿距太焦线沁县火车站76km，距309国道张店镇54km，距南同蒲线介休市100km、距平遥县城105km，向西南经古县约75km旧公路可至洪洞县与大(同)－运(城)高速公路或南同蒲洪洞火车站接运，交通条件比较方便，如图1-1所示。地形地貌新源煤矿位于太岳山区，山高沟深，地形复杂，森林、植被发育，最高点在井田西南角的马头山，海拔高程1258.80m，最低点位于东南角河床，海拔高程1110.70m，相对高差147.30m，属中山区。河流水系本区属黄河流域沁河水系。井田内各沟谷大多为南北走向，沟谷水均流入狼尾河，向东汇入沁河。气象及地震本区属大陆性气候，昼夜温差较大。据沁源县1988－1997年观测资料，年平均气温8.6℃，最高气温为35.6℃(1995年7月5日)，最低气温-25.8℃(1990年2月1日)。年平均降水量634.0mm，年平均蒸发量1547.2mm。结冰期为十月下旬至次年3月中旬，最大冻土深度80cm(1993年)，夏、秋季多东南风，冬、春季多西北风，最大风速14m/s。据中华人民共和国标准GB50011-2001《建筑抗震设计规范》，本区地震基本烈度为7度。水源矿井现供水水源取自工业场地附近李元河河谷浅层地下水，以两眼大口井汲取，日出水量400～500m3。矿井技术改造后，现有水源不能满足生产要求，必须重新考虑水源。矿井永久供水水源取用奥灰岩溶水，以一眼深井汲取。另外，矿井正常涌水量28m3/h，最大38m3/h，矿井涌水排至地面经处理达到复用水标准后，可用于矿井生产和井下消防洒水。邻近矿井开采情况本井田北部为沁源县留神峪煤业公司留神峪煤矿，西部为山西沁新煤焦股份有限公司沁新煤矿，南部为太岳煤矿，东部为待规划区，井田四邻各煤矿均无越图1-1新源煤矿交通位置示意图界开采现象。井田内无其他生产矿井、小煤窑和古窑。沁新煤矿和留神峪煤矿开采对本矿没有影响。电源本矿现有一座10KV变电所，两回10KV电源一回架空引自其所属沁新煤焦公司的35KV变电所，架空导线LGJ-150，送电距离3km；另一回架空引自沁新煤焦公司所属自备电厂，架空导线LGJ-120，送电距离0.53km。沁新煤焦公司35KV变电所安装有两台8000KVA变压器，两回35KV电源引自李元35KV变电所不同母线段，李元35KV变电所电源分别引自太岳110/35KV变电站及郭道110/35KV变电站；沁新煤焦公司所属自备电厂安装有一台6300KVA变压器。井田地质特征煤系地层井田位于沁水煤田的西部边缘，霍山隆起的东侧。井田内地层出露较好，区内出露的地层由老到新依次有上石盒子组下段、中段，第四系中、上更新统及全新统地层以不整合零星覆盖于各不同时代的地层之上。现结合井田及附近钻孔揭露资料，对井田内的地层自下而上分述如下：(1)奥陶系(O)①奥陶系中统峰峰组(O2f)为煤系地层的沉积基底，主要为深灰色石灰岩、泥灰岩及泥质白云岩，下部夹似层状石膏，上部方解石细脉发育，具铁质浸染现象，厚度约150m。(2)石炭系(C)①中石炭统本溪组(C2b)与下伏峰峰组呈平行不整合接触，厚度12.23－25.70m，平均19.19m，以灰、灰白色铝质泥岩、灰黑色泥岩、砂质泥岩为主夹石灰岩及薄煤层，底部多为以结核状黄铁矿为主的铁铝质岩。本组含植物化石鳞木、芦木及动物化石蜓科。②上石灰炭统太原组(C3t)为主要含煤地层之一，与下伏本溪组呈整合接触，厚度101.79－119.10m，平均111.51m。由泥岩、粉砂岩、砂岩及石灰岩和煤层组成。按岩性组合可将本组分三段，详见本节含煤地层部分。(3)二叠系(P)①下统山西组(P1s)为主要含煤地层之一，与下伏太原组呈整合接触，厚38.80－52.43m，平均41.60m。由砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成。②下统下石盒子组(P1x)与下伏山西组整合接触，厚度114.43－122.55m，平均117.10m，根据岩性组合特征，可分为上、下两段：下段(P1x1)厚度38.40－50.26m，平均44.62m，深灰色、灰色泥岩、粉砂岩夹浅灰色细粒砂岩，下部夹极不稳定的薄煤层，底部K8为浅灰色中细粒砂岩，层面富含炭屑及白云母片，具交错层理，局部相变

图1-2煤层综合柱状图

为粉砂岩。上段(P1x2)厚度42.79－75.53m，平均57.08m，以浅灰色、灰绿色、紫红色泥岩为主夹黄绿色中细粒砂岩，底部K9为灰绿色中细粒砂岩，顶部常为紫红、灰绿色含大量菱铁质鲕粒的铝质泥岩，俗称“桃花泥岩”，是确定上石盒子组底界K10砂岩良好的辅助标志。③上统上石盒子组(P2s)与下伏下石盒子整合接触，厚度505m左右，根据其岩性组合特征可分为上、中、下三段。下段(P2s1)平均厚度212.41m，浅灰、黄绿色、紫红色泥岩、粉砂岩、夹灰白、灰绿色中细粒砂岩。底部K10为灰白色、黄绿色中细粒砂岩，大型交错层理发育。中段(P2s2)井田内本段地层主要分布于井田南部和西部出露，厚度约150m。底部K12为灰、灰白色中粗粒砂岩，含云母片，具大型交错层理，局部含细砾；下部为紫红色、黄绿色泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩，上部为黄绿色细粒砂岩与黄绿色、紫红色泥岩互层。(4)第四系(Q)①中更新统(Q2)厚度0－10m，为红黄色、棕红色亚粘土、亚砂土夹古土壤及钙质结核，底部夹砂砾透镜体。②上更新统(Q3)厚度0－7m，为浅黄色亚砂土，结构疏松，具垂直节理，顶部偶夹褐色古土壤，含零星钙质结核。③全新统(Q4)厚度0－5m，上部为浅黄色砂土、亚砂土；下部为浅黄色、浅灰色分选磨圆均较差的砂砾层。含煤地层本井田含煤地层为石炭系中统本溪组、上统太原组和二叠系下统山西组、下石盒子组，其中太原组和山西组为主要含煤地层，本溪组和下石盒子所含煤层为极不稳定的薄煤层，无开采价值。现只将太原组、山西组地层分述如下：(1)石炭系上统太原组(C3t)①下段(C3t1)K1砂岩底至K2石灰岩底，厚度35.87－47.67m，平均41.00m。由泥岩、粉砂岩、铝质泥岩、中细粒砂岩、石灰岩及煤层组成。K1砂岩为灰白色中细粒石英砂岩,交错层理、脉状层理发育,K1砂岩顶至11号煤层底由黑灰色粉砂岩、黑色炭质泥岩、浅灰色铝质泥岩、泥灰岩及不稳定的薄煤层组成，含丰富的黄铁矿结核及少量的动植物化石，主要系泻湖沉积。11号煤层系海退后于废弃泻湖上发育的泥炭沼泽沉积。11号煤层顶至10号煤层底由深灰色－黑灰色泥岩、粉砂岩、2－3层中细粒砂岩及10下号薄煤层组成，含大量不完整的植物化石，系三角洲平原及前缘沉积。9+10号煤层系废弃的下三角洲平原上发育的盆控型泥炭沼泽沉积。②中段(C3t2)K2石灰岩底至K4石灰岩顶，厚度24.52－32.41m，平均28.16m。由石灰岩(K2、K3、K4)、泥岩、细粒砂岩和煤层(7号、8号)组成。三层石灰岩灰至灰黑色，含蜓类化石，系开阔台地沉积，K2石灰岩与K3石灰岩间，以砂岩为主，多为细粒状，波状、脉状层理发育，层面含植物碎屑化石，系前三角洲及三角洲前缘沉积，顶部为7号煤层，系三角洲平原上泥炭沼泽沉积。③上段(C3t3)K4石灰岩顶至K7砂岩底，厚度29.61－38.45m，平均32.00m。由泥岩、粉砂岩、砂岩、煤及泥灰岩组成。K4石灰岩顶至6号煤底，主要由灰黑色泥岩组成，含丰富的植物化石，含少量黄铁矿结核，系三角洲平原沉积。6号煤层为三角洲洪泛平原上发育的泥炭沼泽沉积。6号煤层顶至海相泥岩(偶为泥灰岩)底由灰黑色泥岩及不稳定的砂岩组成，系三角洲平原沉积。海相泥岩(或泥灰岩)为黑色，含海百合、网格长身贝、舌形贝等动物化石，系泻湖、海湾沉积，其上至K7砂岩底由黑灰色泥岩、粉砂岩组成，含丰富植物化石，系三角洲平原沉积。(2)二叠系下统山西组(P1s)K7砂岩底至K8砂岩底，厚度38.80－52.43m，平均41.60m。底部K7砂岩以灰色细粒砂岩为主，局部相变为粉砂岩或中粒砂岩，波状及脉状层理发育，层面含白云母及丰富的植物化石碎屑，系三角洲前缘(席状砂)沉积。K7砂岩至3号煤层底为灰黑色泥岩、粉砂岩及灰色细粒砂岩及不稳定薄煤层，系三角洲间湾沉积。3号煤层为海退后废弃的分流间湾上发育的泥炭沼泽沉积。3号煤层顶至2号煤层底为黑灰色泥岩，砂质泥岩、粉砂岩及浅灰色细粒砂岩，含丰富的植物化石，系浅水三角洲前缘沉积。2号煤层系浅水三角洲前缘上发育的泥炭沼泽沉积。2号煤层顶至1号煤层底由深灰、灰黑色泥岩、粉砂岩夹浅灰色中、细粒砂岩及薄煤层组成，含丰富的植物化石，系三角洲平原沉积。1号煤层系洪泛平原上发育的泥炭沼泽沉积。1号煤层顶至K8砂岩底，由深灰色、灰黑色泥岩、粉砂岩、浅灰色中粒砂岩及薄煤层组成。系三角洲平原沉积。本组含植物化石多脉带羊齿。地质构造本井田地处沁水煤田西缘，霍山隆起以东，总体构造形态为一走向北东，倾向南东的单斜构造，并伴有两对走向北北东的背向斜构造。地层倾角变化不大，一般在4°－8°左右，构造形态符合区域构造特点。区内断层不发育。在西部井田内井下揭露大小不等的7个陷落柱，在地表发育有一个陷落柱,区内无岩浆岩活动,综述本区构造应属简单类。水文地质(一)区域水文地质1．区域含水层(1)奥陶系石灰岩溶裂隙含水层区域西部广泛出露且为地下水补给区，本含水层含水丰富，水质好，为区域主要含水层。(2)上石炭统石灰岩溶裂隙含水层组主要为太原组三层石灰岩含水层，其含水性随埋藏深度和所处构造位置不同而变化，为区域主要含水层之一。(3)二叠系砂岩裂隙含水层区域内广泛出露，多见有小泉水出露，具有一定含水性，但一般富水性较弱。(4)第四系冲积洪积含水层多分布于较大沟谷及两侧一级阶地，大多含水性较好，为村镇工农业用水的重要水源之一。2．区域隔水层隔水层有本溪组铝土质泥岩或铝土岩，2号煤层底板至K2灰岩之间的粉砂岩、泥岩等；山西组顶界以上泥岩、粉砂岩等组成。3．地下水的补给、径流、排泄(1)岩溶地下水的补给主要是西部裸露区，接受大气降水和地表水流补给，其它上部砂岩含水层，通过地质构造越流补给，向南或北径流，于大泉处排泄。(2)砂岩地下水的补给，在裸露地带接受大气降水补给，或接受风化基岩带裂隙水的补给，经短距离径流，在地形切割地段以泉的形式排泄或补给其它含水层。(3)冲洪含水层的补给主要是大气降水补给或矿坑排水，一般向河流的下游径流排泄。(二)矿井充水条件1．矿区地表河流矿区地表河流主要为较大冲沟，雨季具有流水，向东南流入李元河，向南于县城汇入沁河，属黄河水系。由于有隔水岩层的存在，且在矿区北部边缘，因此，对矿井开采影响极小。2．含水层矿区的含水层自上而下有：(1)第四系砂砾层孔隙潜水含水层第四系全新统Q4及上更新统Q3，分布在矿区外围山间河谷地带，岩性为灰白色砂质粘土、亚粘土砂砾层及砾石层，厚度变化大，层位不稳，依地形而异，该层渗水性含水性均好，由于受大气降水和地表水补给条件好，为地下水较丰富的孔隙潜水含水层。(2)上石盒子组底部（K10砂岩）裂隙含水层砂岩含水层较稳定，多呈透镜体，岩性为黄绿色，浅灰绿色中－细粒厚层状石英长石砂岩，埋藏浅时，风化裂隙及节理发育，局部含小砾。钻进消耗量达5.5m3/h，一般钻进消耗量在0.5m3/h以下，泉水流量0.22L/s，因此，该层为较弱裂隙含水层。(3)下石盒子组（K9、K8）砂岩裂隙含水层砂岩含水层位于1号、2号煤层以上，K8为煤层直接充水含水层，岩性为灰白色、灰绿色、黄绿色厚层状石英长石砂岩，多为钙质胶结，裂隙稍发育，钻进消耗量在1.00m3/h以下，一般在0.2－0.5m3/h之间，钻孔单位涌水量0.0016L/s.m，因此，含水层为较弱裂隙含水层。(4)山西组（K7）砂岩裂隙含水层主要为底部K7砂岩，岩性为细粒砂岩，为2号煤层直接底板充水含水层，裂隙不发育，钻进消耗量均小于0.3m3/h，属弱富水性裂隙含水层。(5)太原石灰岩（K4、K3、K2）岩溶裂隙含水层K4、K2石灰岩为7号和8号煤直接充水含水层，厚度分别为2.88m和3.80m，岩性为深灰色，致密、块状，顶部质不纯含泥质，裂隙较发育，多为方解石细脉充填，钻进消耗量一般在0.10－1.00m3/h之间，属岩溶弱富水性溶隙含水层。K2石灰岩为9+10号煤层直接充水含水层，也是太原组的主要含水层，岩性为深灰色，致密、坚硬、性脆石灰岩，一般含有燧石层及透镜体。厚5.59m，石灰岩裂隙较发育，局部发育，钻进消耗量一般在1.00m3/h以下，钻孔单位涌水量0.009L/s.m，水位标高1305.42m，属岩溶弱富水性溶隙含水层。(6)中奥陶统石灰岩岩溶裂隙含水层峰峰组上段块状石灰岩（O2f）该含水层包括峰峰组和上马家沟组，井田内钻孔均不同程度揭露奥灰地层，岩芯鉴定溶隙不甚发育。井田西的沁新煤矿，施工一水源井，揭露奥灰318.00m，奥灰埋深198.90m。岩芯鉴定峰峰组灰岩溶隙不甚发育，上马家沟组灰岩溶隙发育，钻进至该层冲洗液出现全漏，漏失量达45m3/h，且岩芯采取率低，说明溶隙发育。该井奥灰岩溶水位埋深261.40m，标高+932.40m。混合抽水试验结果为：水位降深1.90m，涌水量14.31L/s,单位涌水量为7.53L/s.m，属于富水强的含水层，该水井往东随着奥灰埋深的增加，岩溶裂隙发育程度将随着埋深的增加有所减弱。因此，属中等—强富水性岩溶含水层。3．隔水层11号煤至O2含水层之间隔水层，由铝土泥岩、粉砂岩、泥岩、石英砂岩等致密岩层组成，一般厚42.73m，其间的石英砂岩致密、坚硬，裂隙不发育，具有良好的隔水性能，在无断裂贯通情况下垂直方向上11号煤以上含水层与O2含水层不发生水力联系。峰峰组下段泥灰岩石膏层隔水层，石膏层厚度78.86m，深灰色、灰白色，以深灰色块状石膏为主，含不规则纤维状石膏，局部为斑块状，多与泥灰岩交织在一起，岩芯较完整，为相对隔水层。2号煤至K4石灰岩之间隔水层由致密的粉砂岩、泥岩组成，一般厚76.40m，具有良好的隔水性能，在无断裂及陷落柱贯通情况下，垂直方向使2号煤以上含水层与K2含水层不发生水力联系。2号煤以上各砂岩含水层，由于其间存在厚度较大的粉砂岩、泥岩，且各砂岩含水性又不强，因此，垂直方向2号煤以上各砂岩含水层不发生水力联系。4．矿井水文地质条件类型K8砂岩含水层是开采上组煤层的直接充水含水层，并通过开采塌陷裂隙与上覆砂岩体发生水力联系，或在浅部与风化裂隙水发生水力联系，成为矿井充水因素，但由于各砂岩体含水层均为弱富水性，充水方式均以顶板淋水为主，煤系下伏奥灰岩溶水，使区内除西北角外大部属带压开采（2号煤层标高580～930m），底板突水系数最大为0.028MPa/m，属带压安全开采。因此，上组煤层矿井水文地质条件为简单类型。K2石灰岩含水层是开采下组煤层的直接充水含水层，局部地段可能通过开采产生的塌陷裂隙带接受上部砂岩的充水补给，由于含水层均为弱富水性，且充水方式以顶板淋水为主。下伏奥灰岩溶地下水位标高推断为930m左右，使9+10、11号煤层均属带压开采（煤层底板标高470～910m），11号煤层突出系数达0.13MPa/m，接近正常块段开采，应有所注意，因此，下组煤层矿井水文地质条件为中等类型。煤层特征煤层1、含煤性井田主要含煤地层为上石炭统太原组和下二叠统山西组。中石炭统本溪组和下二叠统下石盒子组亦含有数层薄煤层，其厚度小、稳定性差，变化大，均无开采价值。现将主要含煤地层山西组和太原组的含煤性叙述如下：(1)山西组本组地层厚度38.80～52.43m，平均41.60m，含煤4～6层，自上而下编号的有1号、2号、2下号、3号煤层，煤层总厚度6.07～6.87m，平均2.63m，含煤系数6.92％(19号孔)。本组所含稳定可采煤层为2号煤层，可采煤层平均厚度6.18m。1号、3号煤层仅个别点(孤点)达可采厚度，无开采价值。(2)太原组本组地层厚度101.79～119.10m，平均111.51m，含煤5～7层。自上而下编号有6号、7号、8号、9+10号、10下号、11号煤层，其中稳定可采煤层有两层为9+10号、11号煤层。该组地层含煤厚度6.80～8.46m,平均6.75m,含煤系数6.01%。2、可采煤层区内主要煤层是山西组的2号和太原组的9+10号、11号煤层，批准本矿开采2号煤层，现将各主要可采煤层分述如下：(1)1号煤层位于山西组上部，上距K8砂岩2.50～15.96m，平均8.07m，煤层厚度0.45～0.90m，平均0.70m。在中部边界附近的20号孔,煤层厚度为0.45m,在原井田中部李元钻孔煤层厚0.75m,井田西部的19号孔,煤层结构0.90m。该煤层结构简单，煤层顶底板主要为泥岩、粉砂岩，局部为细粒砂岩。属局部可采煤层。(2)2号煤层位于山西组中部，上距1号煤层15.72～27.20m，平均20.45m，煤层厚度1.30～1.70m，平均1.51m。1号、2号煤层间距西部较小(19号孔)为16.7m，煤层厚度西部为1.30m，向东部、向南部逐渐变厚。为1.70m。变化规律西薄东厚，变化不大，煤层结构简单。煤层顶底板为泥岩、砂岩或粉砂岩。该煤层全区可采，厚度变化不大，因此，属稳定可采煤层。(3)9+10号煤层位于太原组下段顶部，上距2号煤层平均82m。区西部19号孔煤层厚度3.40m，区北部402号孔煤层厚度4.12m，区中南部20号孔煤层厚度2.16m,该煤层在井田东南部、中部夹矸变薄，夹矸厚度小于0.70m，向西北部增厚,到402号钻孔时达2.42m，属稳定可采煤层。(4)11号煤层位于太原组下段中部，上距9+10号煤层平均间距23m，区西南部20号孔煤层厚度2.40m，区北部402号孔煤层厚度1.65m，区西部19号钻孔1.82m。煤层由西向东逐渐加厚，煤层顶、底板多为泥岩，含1-2层夹矸，属稳定可采煤层。可采煤层特征见表1-1。表1-1可采煤层特征表地层煤层编号煤层厚度（m）煤层间距（m）夹石层数顶板岩性底板岩性稳定可采程度最小-最大平均最小-最大平均山西组10.45-0.900.700-1粉砂岩泥岩粉砂岩泥岩局部可采21.30-1.701.5115.72-22.4720.450-1泥岩泥岩粉砂岩稳定可采太原组9+102.16-4.123.2379.27-85.2382.331石灰岩粉砂岩泥岩稳定可采111.65-2.401.9822.05-24.0623.051-2泥岩泥岩稳定可采煤质1．物理性质及煤岩特征(1)物理性质2号煤层：黑色，强玻璃光泽，断口具参差状，内生裂隙发育，条带状结构。9+10号、11号煤层：黑色，强玻璃光泽到金刚光泽，内生裂隙较发育，硬度较大，条带状结构。(2)煤岩特征①宏观煤岩特征宏观煤岩组分以亮煤为主，暗煤次之，夹少量镜煤和丝炭，条带状结构，属半光亮型煤。②显微煤岩特征各可采煤层显微煤岩组分：镜质组含量介于60-90%之间，平均在80%左右，主要为基质镜质体和均质镜质体。惰质组含量介于5-30%，平均在15%左右，多为半丝质体、粗粒体、碎屑体。无机组分含量除11号煤层平均在20%左右外，其余煤层均在10%左右，主要以粘土为主，呈分散状和充填状。(3)煤的变质程度2．煤的化学性质(1)水分原煤空气干燥基水分含量：2号煤层介于0.50-0.52%，平均0.51%，9+10号煤层介于0.74-2.04%，平均1.39%。11号煤层介于0.52-1.18%。平均0.85%。浮煤空气干燥基水分含量：2号煤层介于0.53-1.24%，平均0.89%，9+10号煤层介于0.64-1.28%，平均0.96%。11号煤层介于0.57-1.04%。平均0.81%。(2)灰分2号煤层：原煤干基灰分5.13－31.92%，平均18.53%，浮煤空气干基灰分4.79-5.01%，平均为4.90%。属特低灰煤。9+10号煤层：原煤干基灰分18.45-25.23%，平均21.84%，浮煤干基灰分7.53-10.45%，平均为8.99%，属低灰煤。11号煤层：原煤灰分平均为26.51%，属中灰煤，浮煤干基灰分9.33-9.96%，平均为9.65%。(3)挥发分2号煤层浮煤干煤无灰基挥发分15.11-17.19%，平均16.15%。9+10煤层浮煤干煤无灰基挥发分15.00-15.21%，平均15.11%。11号煤层浮煤干煤无灰基挥发分14.73-15.46%，平均15.70%。均属低挥发分煤。(4)硫分2号煤层原煤干基全硫含量0.23-0.39%，平均0.31%，浮煤全硫0.44-0.52%，平均0.48%，属特低—低硫煤。9+10号煤层原煤干基全硫含量2.88-4.26%,平均3.57%，浮煤全硫1.49-1.99%，平均1.74%。属高硫煤。11号煤层原煤干基全硫含量0.46-0.62%，属特低硫—低硫煤，浮煤全硫0.62-0.74%，平均0.68%。(5)发热量2号煤层干基弹筒发热量(Qb.d)24.04-34.72MJ/kg。平均29.38MJ/kg。11号煤层干基弹筒发热量(Qb.d)为25.60MJ/kg。(6)煤的粘结性2号煤层粘结指数为78.7。属强粘结煤。9+10号煤层粘结指数为8.9，属弱粘结煤。11号煤层粘结指数为0.8-11.5，属不粘结—弱粘结煤。(7)有害元素磷：2号煤层原煤干基磷平均0.011%，属低磷分煤，9+10号煤层，磷平均0.004%，属特低磷煤，11号煤层磷平均0.078%，属中磷分煤。氯：各煤层中氯含量在0.010-0.030%。氟：各煤层中氟含量在82-143.8g/t。砷：各煤层中氟含量在0.7-2.7g/t。煤类根据中国煤炭分类国家标准(GB5751－86)，划分煤类。2号煤层浮煤挥发分15.11-17.19%，粘结指数78.7，属焦煤类。9+10号煤层浮煤挥发分15.00-15.21%，粘结指数8.9，属贫瘦煤。11号煤层浮煤挥发分14.73-15.46%，粘结指数0.8-11.5，属贫瘦煤和贫煤。4．煤质特征及工业用途2号煤层属特低灰、特低—低硫、低磷、强粘结性的焦煤，是很好的炼焦用煤。9+10号煤层属低灰、高硫、特低磷、弱粘结性的贫瘦煤，由于硫含量高,一般做动力用煤。11号煤层属中灰、特低硫—低硫、中磷、弱粘结—不粘结的贫瘦煤和贫煤，一般做动力用煤。可采煤层煤质特征表见表1－2。表1-2可采煤层煤质特征表项目煤层号29+10Mad(%)原煤0.50-0.520.511.39浮煤0.53-1.240.890.64-1.280.96Ad(%)原煤5.13-31.9218.5318.45-25.2321.84浮煤4.79-5.014.907.53-10.458.99Vdaf(%)原煤浮煤15.11-17.1916.1515.00-15.2115.11St.d(%)原煤0.23-0.390.312.88-4.263.57浮煤0.28-0.520.391.49-1.991.74Pd(%)原煤小于0.010.01左右Qg.daf(MJ/kg)原煤24.04-34.7229.3826.38-28.7127.54GR.I18.5-78.72.8-4.7Y(mm)7-100-9煤类JM、SMSM、PM煤与瓦斯特性1．瓦斯根据山西省安全生产监督管理局文件晋安监煤字【2007】117号“关于长治市地方国有及21万吨/年以上乡镇煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定的批复”，新源煤矿矿井瓦斯绝对涌出量13.01m3/min，相对涌出量4.06m3/t，批复为高瓦斯矿井。2．煤尘根据国家煤及煤化工产品质量监督检验中心提交的山西沁新煤焦股份有限公司新源煤矿2号煤层检验报告，2号煤层火焰长度25mm，最低岩粉用量30%，煤尘有爆炸性。3．煤的自燃性根据国家煤及煤化工产品质量监督检验中心提交的山西沁新煤焦股份有限公司新源煤矿2号煤层检验报告，2号煤层吸氧量为0.94cm3/g，自燃等级Ⅲ级，属不易自燃煤层。4．地温、地压据沁安普查勘探时进行了钻孔地温测试，根据测试结果，地温梯度为每百米0.9℃，属地温正常区。本井田无地压测试资料。井田境界和储量井田境界根据2006年4月4日山西省国土资源厅颁发的《采矿许可证》（证号：1400000620410），批准山西沁新煤焦股份有限公司新源煤矿开采2号煤层，井田范围由下列4个拐点坐标连线圈定。井田范围拐点坐标见表2－1。表2-1井田范围拐点坐标表拐点编号坐标XY14050810.0019608160.0024050810.0019611200.0034047500.0019611200.0044047500.0019608160.00井田走向长度为2.18-6.67km，平均走向长度为5.62km，倾斜宽为3.05-4.61km，平均为3.26km，平均倾角为5.94度，井田水平宽度为2.69-3.68km，水平长度3.56-5.56km，水平面积为18.75km2。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。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。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井田块段划分各分段的水平面积、水平距离、垂距，皆由底板等高线图中量得，分段的倾斜面积=水平面积/倾角余弦值。各项数据计算结果如表2-2所示：表2-2分段计算结果水平面积水平距离垂距正切值倾角余弦值倾斜面积14.932013541000.0738554.2317190.9972744.94548225.564016371800.1099576.3002720.9939615.59780632.2705917800.0872414.9986890.9961971.961760742.16087201000.1388897.9579820.990372.1818154.534212051000.0829884.7549770.9965594.549858总量18.45718.5459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2-2，所以地质储量为：（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。因此将各数代入式2-2得：矿井可采储量矿井设计资源储量按式（2-3）计算：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：矿井设计可采储量式中 ——矿井设计可采储量； ——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储量的2%算； C——带区采出率，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：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480m×450m的长方形。煤层的平均倾角为5.94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+750m，该处表土层厚度为40——80m，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2-3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2-4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+7506°5.836045727565由此根据上述以知条件，画出如图2-1所示的工业广场保护煤柱的尺寸图2-1工业广场保护煤柱由图可得出保护煤柱的尺寸为：由CAD量的梯形的面积是：609962.80m2。S煤=609962.80m2/cos6°=613322.45m2则：工业广场的煤柱量为：Z工=S×M×R式中：Z工工业广场煤柱量，万吨； S工业广场压煤面积，㎡；M煤层厚度，煤m；R煤的容重,1.33t/m3。则：Z工=613322.45×5.83×1.33×10-4=475.56(万吨)

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，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。矿井设计生产能力及服务年限1.矿井设计生产能力本井田资源还算丰富，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；从市场需求分析，矿井主场优质焦煤，市场需求很大，宜加大矿井设计生产能力；并且生产能力1.50Mt/a，矿井服务年限偏长，矿井投资与生产能力1.80Mt/a相差不大，工作面没有达到最大能力，限制了工作面单产，相应吨煤投资高，经济效益差；生产能力2.40Mt/a，矿井服务年限偏短，井巷工程量大，投资高；生产能力1.80Mt/a，服务年限适中，矿井保产、达产容易，有较长的稳产年限，收支比大，可获得较好经济效益。经校核后确定本矿井的设计生产能力为180万吨/年。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）矿井开采能力校核新源煤矿设计开采的2号煤层为厚煤层，煤层平均倾角为6度，地质构造简单，赋存较稳定，根据矿井的煤厚，布置一个综采放顶煤工作面就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带区煤仓，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，瓦斯含量相对不高，属于低瓦斯矿井，水文地质条件较简单。矿井通风采用中央并列式通风，矿井建一个中央风井即可满足矿井容易和困难时期的通风需求，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，年；Zk矿井的可采储量，121.286Mt；A矿井的设计生产努力，180万吨/年；K矿井储量备用系数，取1.3。则：T=121.9382×100/（180×1.3）=52.11（年）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。5）第一水平服务年限校核由本设计第四章井田开拓可知，矿井是单水平上下山开采，水平在+750m，水平服务年限即为全矿井服务年限，为52.11年。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<25°25°-45°>45°600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。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）本井田煤层埋藏较浅，煤层最浅可采线在地下120m（标高+980m）处，最深处到地下520m（标高+580m），表土层厚度不大，40-80m。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+1100m。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。本矿井煤层倾角小，平均5.94°，为近水平煤层；表土层薄约40~80m，无流沙层；水文地质情况中等—简单，涌水量不大；井筒不需要特殊施工，因此可采用斜井开拓或立井开拓。经后面方案比较确定井筒形式为双立井。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。由于本井田倾角平缓，厚度变化小，且距离东部国道近。故把井筒置于井田中央，即工业场地之中。（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。因为低瓦斯矿井，井田面积较小，表土层厚度大，不宜用边界式通风。矿井在工业广场内单设一个风井用于回风，共计三个井筒。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）有利于首采带区布置在井筒附近的富煤阶段，首带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；图4-1带区划分示意图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,主副井筒布置在储量中央,且两井筒的地面标高大于历年最高洪水位标高。具体带区、带区划分见图4-1。工业场地的位置工业场地的位置选择井田中部，场地与沁(源)～洪(洞)公路隔李元河相望，相距不足150m，对外联系十分方便，井上下总体布局也比较合理。工业场地的形状和面积：根据表2-3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。开采水平的确定本矿井主采煤层为2号煤层，其它可采煤层9+10号，11号煤层，尚未取得矿产开采权利。2号煤层属近水平煤层，平均倾角为5.94°，最大仅8°，为近水平煤层，煤层无露头。埋藏最深处仅520m，水平垂直高度为400m，按照设计规范要求，应采用单水平开拓。开采水平标高为+760m，大巷延展方向大体与井田延展方向一致，将井田划分为东翼和西翼两个阶段，水平垂高为400m。（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：立井单水平开拓工业广场位于井田中央，主、副井均为立井，只设一个水平，辅助运输采用无极绳绞车，爬坡能力强。大巷布置在煤层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷。如图4-2方案二：斜井单水平开拓工业广场位于井田中央，主、副井均为立井，在井田中央开掘三条大巷，布置在煤层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷。如图4-3方案三：主斜井副立井单水平开拓工业广场位于井田中央，主井布置为斜井，倾角15°，副井为立井，只设一个水平，助运输采用无极绳绞车，爬坡能力强。大巷布置在煤层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷。如图4-4方案四：主斜井副立井单水平开拓工业广场位于井田中央，主井布置为斜井，倾角15°，副井为立井。同样只设一个水平，在井田中央开掘三条岩石大巷，有一定倾角，沿煤层伪斜方向布置。如图4-5图4-2立井单水平开拓（岩层大巷）1主立井2副立井3中央风井（2）技术比较以上所提四个方案中，井筒位置、数量和轨道大巷、回风大巷长度以及带区布置总体一致。区别在于井筒形式和大巷布置的位置引起部分基建、生产经营费用不同。图4-3斜井单水平开拓（岩层大巷）1主斜井2副斜井3中央风井图4-4立斜井副立井单水平开拓（煤层大巷）1主斜井2副立井3中央风景图4-5主斜井副立井单水平开拓（岩层大巷）1主斜井2副立井3中央风井方案一、二主井和副井筒形式不同。方案一为立井，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，主要缺点是井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，掘进速度慢，基建投资大；方案二为斜井开拓，斜井的运输提升能力比立井大，有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒也可作为安全出口，井下一旦发生事故，人员也可从斜井迅速撤离。但考虑到，如果采用双斜井开拓，工业广场将于井底车场偏离得较远，这样也就增加了斜井和井底车场的保护煤柱，并且主斜井煤仓不在井田中部位置，从全局来看会增加大巷运输的没用。井田2号煤层厚度大、倾角小、赋存稳定，涌水量小，表土层薄，也很适合立井的施工。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果，在方案一、二中选择方案一：立井单水平开拓（方案一、方案二的经济费用见表4-2和4-3）方案三、四主要区别在大巷位置的不同，方案三大巷布置在煤层中，掘进容易，速度快，费用低；开拓准备时间短。方案四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。由于本矿井煤层地质条件较简单，煤层赋存稳定，顶底板岩性较好，从矿井自身条件和技术条件两方面看能够大大减小开掘煤巷的一些缺点，开掘煤巷使矿井早出煤，少掘巷道，减少基建费用，更能进一步探明煤层赋存的情况。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、四中选择方案三：主斜井副立井单水平开拓（开掘煤层大巷）（方案三、方案四的经济费用见表4-4和4-5）。如上所述，两两比较最终胜出的是方案一和方案三。以下对方案一、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47和表48，其最终汇总见表49。由经济比较可以看出，双立井开拓较之主斜井副立井综合开拓方式而言，可以看出方案一仅在后期基建费用上需要更多的费用，方案一开掘岩石大巷，其后期减少维护费用效果显著。同时在生产上，方案二主斜井的煤仓不会在井田中部，所以大巷的运输费用会由于折返增加多余的费用。采用双立井开拓，立井提升能力大，且对辅助运输也有利。综合以上分析，确定本矿井开拓方案采用双立井单水平开拓方式。

表4-2方案一立井单水平开拓项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计基建主立井表土段614588987.5334346.68费用基岩段2699672259.1472(万元)副立井表土段6176902106.1412429.95基岩段26124542323.8092井底车场岩巷10046383463.83463.83费用合计(万元)1,240.46生产立井提升系数煤量(万吨)提升距离(km)基价(元/t.km)3980.12费用1.2121290.320.85(万元)排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)332.3226876052.110.28大巷运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)6657.9241.2121291..30.35费用合计(万元)10970.37费用总计(万元)12210.83表4-3方案二斜井单水平开拓项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计基建主斜井表土段84397435.1792409.3582费用基岩段10734970402.155(万元)副斜井表土段85058140.4648478.6512基岩段10740952470.948井底车场岩巷10046383463.83463.83费用合计(万元)1,412.58生产斜井提升系数煤量(万吨)提升距离(km)基价(元/t.km)7067.6424费用1.2121291.050.42(万元)排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)379.79426876052.110.32大巷运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)7426.1461.2121291.450.35费用合计(万元)14259.01费用总计(万元)15610.84表4-4方案三主斜副立单水平开拓（煤层大巷）项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计基建主斜井表土段84397435.1792370.8912费用基岩段9634970335.712(万元)副立井表土段6176902106.1412429.9504基岩段26124542323.8092井底车场岩巷10046383463.83463.83费用合计(万元)1,264.67生产斜井提升系数煤量(万吨)提升距离(km)基价(元/t.km)6453.0648费用1.2121291.050.42(万元)排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)332.320060826876052.110.28大巷运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)7426.1461.2121291.450.35费用合计(万元)14211.53费用总计(万元)15476.20表4-5方案四主斜副立单水平开拓（岩层大巷）项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计基建主斜井表土段84397435.179275.3947费用基岩段11.53497040.2155(万元)副立井表土段6176902106.1412429.9504基岩段26124542323.8092井底车场岩巷10046383463.83463.83费用合计(万元)969.1751生产斜井提升系数煤量(万吨)提升距离(km)基价(元/t.km)7559.30448费用1.2121941.130.42(万元)排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)332.320060826876052.110.28大巷运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)10242.961.2121941.450.35费用合计(万元)14.703.19费用总计(万元)15672.37以上四个方案的粗略比较汇总见表46。表46 四个方案粗略比较汇总方案方案一方案二方案三方案四名称双立井双斜井主斜副立(煤巷)主斜副立(岩巷)基建费用（万元）1,264.671,351.841,264.67969.1751生产费用（万元）10970.3714259.0114211.5314703.19合计（万元）12210.8315610.8415476.2015672.37百分比100%128%127%128%表4-7方案二详细设计费用项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计初期主立井表土段614588987.5334346.6806基建基岩段2699672259.1472费用副立井表土段6176902106.1412429.9504(万元)基岩段26124542323.8092井底车场岩巷10046383463.83463.83基建费用合计(万元)1,240.46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2451.81574.888.472264142.298928生产立井提升系数煤量(万吨)提升距离(km)基价(元/t.km)3980.1216费用1.2121940.320.85(万元)排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)379.794355226876052.110.32顺槽运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)8194.3681.2121941.600.35大巷运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)6760.35361.2121941.320.35大巷维护系数大巷长度大巷数目基价(元/a.m)26.96641.25618220生产费用合计(万元)19,341.60费用总计(万元)20,724.36表4-8方案三详细设计费用项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用小计初期主斜井表土段84397435.1792370.8912基建基岩段9634970335.712费用副立井表土段6176902106.1412429.9504(万元)基岩段26124542323.8092井底车场岩巷10046383463.83463.83基建费用合计(万元)1,264.67后期项目数目长度(10m)基价(元)费用(万元)费用小计基建费用（万元）大巷2451.81299.958.729482117.458964生产斜井提升系数煤量(万吨)提升高度(km)基价(元/t.km)6453.0648费用1.2121941.050.42(万元)排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/吨)332.320060826876052.110.28顺槽运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)8194.3681.2121941.60.35大巷运输系数煤量(万吨)平均运距(km)基价(元/t.km)7579.79041.2121941.480.35大巷维护系数大巷长度大巷数目基价(元/a.m)47.19121.25618235生产费用合计(万元)22,606.73费用总计(万元)23,988.87表4-9方案二方案三详细比较汇总方案方案一方案三名称立井开拓综合开拓项目费用（万元）百分比费用（万元）百分比初期基建费用（万元）1,240.4698%1,264.67100%后期基建费用（万元）142.298928121%117.458964100%生产费用（万元）19,341.6086%22,606.73100%总费用（万元）20,724.3686%23,988.87100%矿井基本巷道井筒矿井共有三个井筒，分别为主立井、副立井、中央回风立井一般来说，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，主立井、中央回风立井及南、北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16t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45、图46。2、副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.7m，断面积44.18m2，井深388m。井筒内装备一对双层两车（3.0t）罐笼和一个双层3t罐笼带重锤。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。副井井筒断面如图47，主要参数见表410。3、中央回风立井进风立井位于矿井工业场地，担负矿井初期回风，内设玻璃钢梯子间作为安全出口，井筒净直径5.0m，井筒断面形状为圆形，净断面面积为19.63m2,表土层掘进断面面积为31.17m2,基岩掘进毛断面面积为31.17m2,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》规定。井底车场及硐室矿井为立井单水平开拓，煤炭由主井箕斗提升至地面；物料经副井运至井底车场，在井底车场换装，由无极绳绞车牵引矿车拉到带区；矸石废料由矿车运到井底车场，装入罐笼提升到地面。1.井底车场的形式和布置方式根据矿井开拓方式，主井、副井和大巷的相对位置关系，确定为卧式井底车场，材料车和人员由罐笼放入井下，井底车场铺轨以矿车辅助运输，大巷辅助运输为无极绳绞车，在井底车场出井底车场布如图4.10。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3.0t固定箱式矿车，型号为MGC3.3-9,外形尺寸（长×宽×高）2400×1150×1150（mm），故取调车线长度为72m。3.调车方式井底车场内设2台蓄电池电机车，车场内的材料设备、集装箱平板车由蓄电池电机车牵引，各类空重车又电机车牵引，在车场调车轨道内完成调车。4.硐室井底车场硐室