采矿工程毕业设计论文郑煤集团XX煤矿初步设计.doc

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1、河南理工大学毕业设计1矿区概况及井田地质特征 1.1位置、范围和交通 1.1.1位置某某煤矿位于河南省新密煤田西南部、平陌-某某矿区东部，行政区划主体位于河南省新密市某某镇申沟村。 1.1.2范围该矿平面范围大致为：西起32勘查线，东到46勘查线的某某断层和崔庄断层交汇处，北起于樊寨断层，向南大致到龟山断层；开采矿种为煤炭；二1煤层限采标高+100-600m，二1煤层矿区范围现由2001年河南省国土资源厅核发的32个拐点圈定（采矿许可证号4100000140155），南北宽约0.13.3km，东西长约0.37.3km，面积9.7KM2。 1.1.3交通某某煤矿行政区划主体位于河南省新密市某某镇

2、申沟村，向北直距矿务局和新密市约12km和15km，向东北直距郑州市约40km。区内有公路直达新密、登封、新郑和郑州等地市，还有本矿专用铁路宋（寨）大（冶）铁路经新密铁路与京广铁路相连，矿区北邻3km处还有窄轨铁路向东通达开封。矿区北部15km处的豫04公路以及东部4045km处的107国道、京广铁路、京珠高速公路通达全国各地。总之，本区交通方便。图1.1.3 某某煤矿交通位置图 1.2自然环境区内地形起伏不平，地势西高东低、南高北低，总体西南高、东北低。地面高程最高在南部归心寨处300.4m，最低在东边陈家窝处155.5m，相对高差144.9m。本区地貌成因类型属构造剥蚀地貌，地貌单元为丘陵

3、。区内基岩裸露平面积约占勘查区总平面面积的10%，其它大部为第四系松散堆（沉）积物所掩盖，因此本区也可称为松散层半掩盖区或基岩半裸露区。本区水系属淮河流域。区内无水库和常年性河流，仅有一条的季节性河流麻河在雨季从矿区西南向东北穿过矿区中部流入矿区东北部的淮河二级支流双洎河，在正常年份或干旱季节往往断流而在矿区中部滞留并形成龟山寨泉池洼地，水量较小，其水源来自西南上游3km外的老姜窝小型水库。该水库水多来自元古界变质岩裂隙水和大气降水，补给有限。本区气候属暖温带半干旱大陆性季风气候区。年平均气温9.114.6，最高达44.6，最低为18.2；年降雨量381.31059.6mm，平均606.2mm

4、，降雨多集中在7、8、9三个月，并常伴有雷电；年蒸发量9081976.2mm；年平均相对湿度60-70%；风向主要为东南向、西北向和西南向，风力在冬春季最大，达40m/s；最大积雪深度23cm（1964.12.31）；最大冻土深20cm（1966.12.30）；霜冻期11、12、1、2四个月。此地区历史上没有发生过较大的地震，没有地震威协。勘查区内主要有申沟、黄固寺、圣地庙等几个行政村，总人口约1万人。工业以建材（耐火粘土）、采矿、运输等为主，农业以小麦、玉米等为主。水电状况良好，区内经济相对发达。 1.3地层某某煤矿的地层情况如下：下元古界嵩山群:主要为紫红色、灰白色绢云母石英片岩和灰白色石

5、英岩，厚278287m，平均厚283m。上元古界震旦系:主要为紫红色浅变质石英砂岩，平均厚92m。 下古生界寒武系:又分下、中、上三统。下统多为豹皮灰岩和紫红色、黄绿色泥灰岩，底部为含磷砂砾岩，厚约160m；中统多为暗紫红色粉砂岩、页岩和鲕状、竹叶状灰岩等，厚约340m；上统多为灰色、灰白色鲕状白云岩，厚约260m。 下古生界奥陶系:多为兰灰色、深灰色石灰岩，厚25.3379.95m,平均厚55m。上古生界的石炭系:又分中统本溪组和上统太原组。本溪组多为灰色铝土质泥岩，厚2.7933m,平均10.47m。上古生界的二叠系:又分下统的山西组和下石盒子组，上统的上石盒子组和石千峰组。山西组岩性主要

6、为深灰色砂泥岩，含本煤田中主要可采煤层即二1煤层。中生界三叠系:主要保存三叠系。该系又分下、中、上统。下统主要为紫红色泥岩和中细粒砂岩，厚约615m；中统主要为黄绿色细砂岩和砂质泥岩互层，厚约190500m，平均200m；上统主要为土黄色、紫红色、黄绿色、青灰色砂质泥岩，厚约330600m，平均370m。 1.4构造新密煤田处于新华夏系第二沉降带与第三隆起带之交接部位，又位于华北古板块板内嵩箕构造区嵩山（东段称荥密）大背斜和箕山（东段称风后岭）大背斜之间的新密复向斜内，其基本构造形态为向东倾伏的复向斜。褶皱常为线状褶皱。一般背斜较为紧密，向斜较为宽缓。二者常相间排列，构成隔挡式褶皱组合，并控制

7、着煤炭赋存的基本特征。断裂线性特征明显。近东西向断裂一般线性明显，延伸较远，切割较深，为本区主要断裂，常为走向断裂；北西向断裂线性明显，延伸较远，常为走滑平移断裂；北东和北北东向断裂发育较少。这些断裂多为正断层，只有少量逆断层分布于煤田西南部的平超矿区、关口勘查区等。它们往往成组出现，正断层在剖面上常呈阶梯状、地堑状、地垒状，逆断层在剖面上常组成迭瓦状。这些断层及其组合不但调整、分割着褶皱构造，也直接控制着煤系的赋存状态。另外还发育有少量滑动构造，如中部的罗湾滑动构造等。（1）褶皱某某背斜：矿区西北部位于其东部倾伏端，受其影响，矿区西北部地层和二1煤层走向皆发生东偏北的偏转，倾角变缓成421。

8、它在影响着矿区开拓方式、特别是1采区和2采区采煤工作面的布置等生产系统的选择（2）断裂龟山断层：区域上位于风后岭背斜北翼和新密复向斜南翼转化带一线，本区位于井田南部张沟向斜核部，近东西走向。它影响该矿区的划分，同时因富水、断距大等原因，将对断层两边特别是南部煤层的开采带来十分不利的影响，同时又成为矿区南部边缘富水、导水的边界和通道，也是矿区地下水的南部补给边界。某某断层：位于井田北部，地表在葛庄纪窝一线。它影响矿区划分，对开采北部煤层不利，但却是矿区北部接受西部岩溶水和某某泉群地下、地表水的富水断层和导水通道，对矿井水的赋存和疏排起重要作用。崔拐断层：位于矿区东南部。该断层降低了断层两边煤炭资

9、源储量控制程度，影响采区采煤工作面布置。崔庄断层：位于矿区东南部边缘。断层降低了其两边煤炭资源储量控制程度，成为井田地下水的东南补给边界。（3）滑动构造名字叫新庄滑动构造，在20042006年的某某井田外围煤详查时发现该滑动构造。滑体地层主要由二叠系上统地层组成，滑面主要沿上、下石盒子组、山西组地层软性岩层附近滑动并形成一定厚度的断层破碎带，滑面倾向北，倾角530不等，上陡下缓。（4）岩浆岩及岩溶陷落柱地质填图、钻探、地震和矿井生产中未发现岩浆岩及岩溶陷落柱。 1.5煤层二1煤层赋存于二叠系下统山西组下部大占砂岩之下，距上部大占砂岩6.39m、砂锅窑砂岩约60m，距下部L7-8石灰岩平均12.

10、07m。因张沟向斜的存在，煤层沿走向和倾向均存在一定变化，总体近东西走向，龟山正断层以北的主体区总体倾向南，倾角445，龟山断层以南倾向北，倾角1419。矿区内93个钻孔中未到二1煤钻孔2个，断失二1煤钻孔4个，见二1煤钻孔87个。87个见煤点中，不可采煤层占4点，薄煤层1点，中厚煤层15点，厚煤层9点，总体应属kh 中厚煤层。二1煤层平均厚3.5m，全区可采。该煤层大部分不含夹矸，偶含一层夹矸，局部结构复杂（24层夹矸），总体应为简单结构煤层；含结构的见煤孔点有17个，主要分布于井田东南部；夹矸岩性主要为炭质泥岩，其次为泥岩、砂质泥岩，42付补24孔和44付补21孔夹矸岩性主要为细粒砂岩甚至

11、中粒砂岩。顶板岩性多为砂质泥岩和细粒砂岩等；夹矸分布不稳定，常具有短距离内尖灭的现象，反映了该区二1煤原始泥炭层堆积时沉积基底的不稳和沉积物补给之间关系的不平衡。二1煤顶板岩性只有矿区中部的38-补5、西风井1、5、3902、东风4、18-5、40-补4、4101孔等8个孔点见有细或中粒砂岩，砂岩老顶面积只占煤层顶板面积的8.7，其它绝大多数为泥岩和砂质泥岩，它占总面积的91.3；底板岩性几乎全为泥岩和砂质泥岩，偶有炭质泥岩、粉砂岩和石灰岩等。 二1煤层在矿区内被上覆岩层全部掩盖，无煤层露头，埋藏较深。矿区范围内二1煤层赋存标高为+100-600m标高。总之，该区二1煤层钻孔和巷道揭露见煤点较

12、多，煤层厚度、结构及其可采范围等查明程度较高，煤层稳定程度可属较稳定煤层。 1.6煤质 1.6.1煤的物理性质及煤岩特征二1煤黑色，受构造影响，该煤多呈粉末状，少量鳞片状，金刚光泽，宏观煤岩类型为半亮型或光亮型煤，煤的视密度1.45t/m3，视电阻率在80315/cm之间。（1）灰分（Ad）：二1煤原煤灰分（Ad）8.5027.30，平均14.86（63点），介于10.0116.00、16.0129.00两区间，据GB/T15224.1-2004标准（动力用煤），应属低中灰煤，总体属低灰煤。（2）挥发分（VDAF）：二1煤浮煤干燥无灰基挥发分（VDAF）两极值为10.4715.26%，平均12

13、.90（64点）%，介于10.0020.00之间。2006年5月该矿在21和22两采区所采煤层煤样测试结果为:浮煤挥发分(VDAF)12.1012.40%,平均12.25%。据MT/T849-2000标准，应属低挥发分煤。（3）元素组成：二1煤的元素组成主要为碳、氢、氧、氮、硫，其中碳占绝大多数91.36，其次为氢4.29。氢碳比为0.047（表5-5）。（4）发热量（QGR，V，D）：二1煤原煤干基恒容高位发热量（QGR，V，D）两极值33.6436.08MJ/kg，平均35.45 MJ/KG（40点），29.60 MJ/kg。因此据GB/T15224.3-2004标准，该煤应属特高热值煤。

14、但2006年5月该矿在21和22两采区所采煤层煤样测试结果为:原煤高位发热量28.3029.04%,平均28.67%。据GB/T15224.3-2004该煤为高热值煤。考虑到钻孔煤质点较多，更具代表性，本报告赞同为特高热值煤。总之，二1煤属低灰、特低硫、低磷分、低挥发分、特高热值煤。 1.6.2煤类依据现行的中国煤炭分类国家标准（GB5751-86），二1煤层干燥无灰基挥发分（VDAF）两极值为10.4715.26%，平均12.90%，胶质层最大厚度Y值为10mm，焦渣特征为14（未测试粘结指数），据此判定本区二1煤应属贫煤（PM，数码11）。 1.6.3工业用途评价二1煤属低灰、特低硫、低磷

15、、低挥发分、特高热值煤粉煤，同时具有中等软化温度灰。据此，本区二1煤层适宜火力发电及沸腾层发生炉用煤和民用型煤。 1.7水文地质 1.7.1主要含水层（1）寒武、奥陶系长山组和马家沟组（3CH +O2M）灰岩岩溶裂隙承压含水层。该含水层可以通过断裂带补给C3TL1-4和C3TL7-8灰岩，是二1煤层间接底板充水含水层。（2）太原组下段灰岩（C3TL1-4）岩溶裂隙承压含水层。该含水层为一1煤层顶板直接充水含水层。并通过断裂带和C3TL7-8灰岩发生水力联系，成为二1煤层底板间接充水含水层。（3）二1煤层顶板砂岩孔隙裂隙承压含水层。该含水层为二1煤层顶板直接充水含水层，因富水性较弱，补给条件差，

16、对采煤影响不大。（4）石千峰组下段平顶山砂岩孔隙裂隙承压含水层。该含水层平均厚73.45 m，区内分布有限，富水性较弱，对二1煤矿床充水意义不大。（5）圈门组金斗山砂岩孔隙裂隙承压含水层。该含水层仅在矿区南邻有少量分布，富水性较弱，对二1煤矿床充水意义不大。（6）新近系洛阳组泥质灰岩岩溶裂隙承压含水层。该含水层仅在矿区东南外分布，富水性中等，对本区二1煤矿床充水影响不大。 1.7.2主要隔水层特征（1）本溪组（C2B）铝质泥岩隔水层位于O2M灰岩顶面至一1煤层底面之间，矿井及其外围共27个钻孔穿过该层，厚度2.2734.789m，平均厚9.81m。距二1煤层距离平均为78.17m。岩性为浅灰深

17、灰色鲕粒状、豆状铝质岩、铝质泥岩，结构致密，层位稳定，隔水性良好。（2）太原组（C3T）中段砂泥岩隔水层该层下起L4灰岩顶面，上至L7灰岩底面，矿井及其外围共有28个钻孔穿过该层，厚度10.65（44-补20孔）-41.79m（观4孔），平均煤厚约22m。距二1煤层距离平均为21.93m。岩性以砂质泥岩为主，夹细粒砂岩、薄煤层和不稳定的L5、L6灰岩。该层位稳定，隔水性较好，但在断层的强烈错动下，仍能减弱甚至完全失去隔水性。 1.7.3断层破碎带水文地质特征矿井北部和南部边界分别是某某断层和龟山断层，东南部边界为崔庄断层，西南部为杨台逆断层，它们都具有一定的规模，另外，矿井内的东南部地区，还发

18、育一系列近东西向为主的小断层，这些断层对矿井内地下水有明显的控制作用，对未来采煤有很大影响。 1.7.4邻近生产矿井和老窑对本矿井充水的影响某某煤矿紧邻外围从西、西北、东北、东到东南分布有9个小的生产矿井和9个废弃矿井，它们大多向某某煤矿非法越界开采，造成很多采空区，由此形成老空水，对某某煤矿安全生产造成很大的潜在威胁。所以某某煤矿采煤生产在靠近边部小煤矿特别是、西北和东南邻近小煤矿时应留够留足边界防水煤柱，以防不测。 1.7.5矿井充水因素分析据矿井突水台帐资料和区域矿井水文地质条件分析，本矿井充水因素主要是地下水和老空水，而大气降水和地表水不占主要地位。（1）大气降水大气降水是区域地下水的

19、主要补给来源，但在本区对矿床直接充水的可能性不大，一般是首先补给含水层，而后进入矿井，成为矿井间接充水水源。（2）地表水矿井附近主要地表水体双洎河自西向东流经北部区外，1985年3月11日于某某和樊寨附近分别实测了双洎河流量，上游某某附近流入量为2.0295m3/s，下游樊寨附近流出量为2.0427m3/s，出入基本平衡，说明了双洎河没有渗透现象，对矿井充水的可能性不大。区内仅有的一条季节性河流麻河在雨季从矿区西南向东北穿过矿区中部流入矿区东北部的淮河二级支流双洎河，在正常年份或干旱季节往往断流而在矿区中部滞留并形成龟山寨泉池洼地。它接受上游老姜窝小型水库水，尽管水量较小，但它易通过地表小司沟

20、断裂带等渗透到二1煤层矿井。（3）地下水地下水包括二1煤层顶板砂岩孔隙裂隙承压水、二1煤层底板岩溶裂隙承压水和断裂断水。二1煤层顶板砂岩孔隙裂隙承压水是矿床充水水源之一，但其富水性弱，补给条件差，多以淋水或渗水的形式进入矿井，水量0.00730.4m3/min，易于疏排，对矿床不会形成较大的充水，充水意义不大。构造裂隙水也是地下水的重要组成部份，因此靠近其开采时，应留足断层煤柱，以防构造裂隙水进入矿井。（4）老空水矿井的西、西北、东北、东和东南部存在较多越界开采的生产小煤矿和废弃老窑，大多具有一定的老窑水。同时本矿浅部也存在大量采空区，其间也会存在大量积水，它和周围老窑水共同组成了本矿下一步生

21、产的头顶“悬水”老空水。老空水突水时它具有来势猛，水量大的特点，所以要留足边界保护煤柱。 1.8地质条件 1.8.1瓦斯煤矿瓦斯包括煤层瓦斯和其围岩瓦斯。本报告暂不讨论围岩中瓦斯含量。该矿系统的瓦斯地质勘探和研究为1965-1966年125队提交的平陌-某某勘探区最终（精查）地质报告。通过大量的采样化验和测试分析，该报告认为某某井田+50m以浅为CO2N气带，+50-100m之间为NCH4带，-100m以深为CH4带，总体是-100m以浅为瓦斯风化带，瓦斯含量较低，以下瓦斯含量相对较高。总之，本区二1煤层瓦斯含量具有随煤层埋深增加而增大这一规律。某某煤矿目前开采水平-200m标高，2004年矿

22、井相对瓦斯涌出量6.48m3/t；2005年在22121采面上下付巷（-200m以下）掘进时发现有2处共4次瓦斯动力现象，所以从2005年起该矿被认定为煤与瓦斯突出矿井（豫煤安2005265号文）。2006年6月在有关单位协助下，某某煤矿选择有代表性的15各测点进行瓦斯等级和二氧化碳涌出量的鉴定工作，得出矿井绝对瓦斯涌出量10.57m3/min，二氧化碳绝对涌出量3.41m3/min，矿井瓦斯相对瓦斯涌出量2.76m3/t，二氧化炭相对涌出量0.89m3/t，未见瓦斯动力现象及煤与瓦斯突出现象。但该矿仍按煤与瓦斯突出矿井管理。总之，矿井瓦斯赋存具有不均衡性。建议矿井在采掘生产过程中，在地压大、

23、煤厚及产状骤变地段、断裂带尖灭处附近等地段，应加强瓦斯监测、矿井通风等措施，预防瓦斯聚集、涌出、突出的现象和事故发生，防患于未然。 1.8.2煤尘爆炸性据3804孔二1煤采样测试结果表明：本区二1煤尘具有爆炸危险性，火焰长5cm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量45。2005年5月8日煤炭科学研究总院重庆分院所作爆炸性试验为：火焰长20cm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量50，鉴定结果为二1煤尘具有爆炸性。建议本矿在采煤生产中加强洒水等降尘防爆措施，严防爆炸事故。 1.8.3煤的自燃倾向煤硫容易氧化燃烧。该矿二1煤全硫（ST，D）钻孔含量0.14-2.05，平均0.45（22点），折算后0.30，2006年该矿

24、两个煤层煤样全硫0.360.38%,平均0.37%，其含量均不是很高，总体属特低硫煤。2002年5月经重庆煤分院鉴定，二1煤T氧372，T原378，T还380，T8，25，鉴定结果为级不自燃，最短自燃发火期为72天。另外，本矿西部的东风矿井1957年、火石门煤矿1958年曾先后发生15次二1煤层自燃现象，原因是煤层吸收空气中氧使其氧化而致。据邻区某某井田外围详查二1煤T1-3为57，应属级不自燃煤。尽管如此，煤层自燃与采煤工艺和技术管理所采取的防护措施有关。建议加强采煤和运销中的煤炭管理，尽量减少原煤暴露时间，防止煤层自燃现象发生。 1.8.4地温本矿现在-200m水平开采，据矿井实测，二1煤

25、层底板温度一般在2225左右，未发现热害现象。另据某某井田外围详查资料，外围二1煤层埋深在729.78914.65m时底板温度为21.628.6；恒温带深度在2590m之间，平均约为55m；恒温带温度13.818.4，平均16.2；地温梯度在0.91.4/100m之间，平均1.2/100m。所以，初步认为该区为地温正常区，不存在热害。2矿井储量年产量及服务年限 2.1井田境界 2.1.1煤田范围划分的原则在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：(1)井田范围内的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；(2)保证

26、井田有合理尺寸；(3)充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；(4)合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。根据以上原则，矿井井田北以某某断层为界，南部阳台断层，龟山断层，崔庄层为界，东，西方向均以人为边界为界。 2.1.2井田特征井田由某某断层，阳台断层，龟山断层，及崔庄层四条断层将井田隔断，整个井田面积约9.7km2,由于井田被断层隔开，故无扩大的可能。井田中有崔拐断层，它将对采区回采工作产生一定影响。井田走向较长，平均走向长度约为5km；井田倾向长度平均约为3km，井田大致呈梯形分布。煤层上部较平缓，近水平分布，平均约为7下部煤层倾角增大，约为20。 2.2 矿井工业储量本

27、矿井设计对二1煤层进行开采设计，二1煤层厚3.5 m。本次储量计算是在精查地质报告提供的15000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量是由煤层面积、容重及厚度相乘所得，其公式一般为：Zg=SMR其中：Zg矿井的工业储量，t； S 井田的倾斜面积，km2； M煤层的厚度，m； R 煤的容重，t/m3，取R=1.45 t/m3。则：Zg=669694413.51.45/cos7+37670293.51.45/ cos20=53104651 t=5310万t 2.3 矿井可采储量 2.3.1边界煤柱边界煤柱可按下列公式计算Z1=LBMR其中：

28、 Z1边界煤柱损失量，m； L边界保护煤柱宽度，m； B边界长度，m； M煤层厚度，m； R煤的容重，t/m3，取R=1.45t/m3。井田边界煤柱按一侧40m的宽度留置，总长度为13235m。则井田的边界煤柱为： Z1=13235403.51.45 =2686705t= 268.6705 万t 2.3.2断层保护煤柱断层两侧保护煤柱由于水大以及落差较大，可按每侧40m宽度留置，井田内有断层一条，周长为1865m，因此断层保护煤柱损失量为： Z2=1865403.51.452=757190 t= 75.7190 万t 2.3.3工业广场煤柱根据煤炭工业设计规范第5-22条规定：工业广场的面积为

29、1213公顷/百万吨。本矿井设计生产能力为60万吨/年，则0.6（1213）=7.27.8，在此取工业广场占地面积为7.5公顷，即7.5万m2。所以取工业广场的尺寸为274m274m的正方形。在计算矿井可采储量时，工业广场保护煤柱可按井田工业储量的7%留置，因此工业广场的煤柱量为：Z3=531046517%=3717326t=371.7326万t 2.3.4保护煤柱总量合计煤柱为P =Z1+Z2+Z3=268.6705+75.7190 +371.7326=716万t综合以上计算，则矿井的可采储量按下式计算：Zk=(Zg-P) C其中：Zk-矿井的可采储量，t； Zg-矿井的工业储量，t； P

30、-保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱损失量，t； C -采区采出率。矿井的设计可采储量可采储量为：Zk=(Zg-P) C=(5310-716) 80% =3675万吨即矿井设计可采储量为3675万吨。 2.4矿井工作制度按照煤炭工业矿井设计规范中规定，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（二班生产，一班检修），每日二班出煤，净提升时间为16小时。 2.5矿井设计生产能力及服务年限 2.5.1矿井设计生产能力的确定矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、开采条件、设备供应及国家需煤等因素确定。针对某某矿的实际情况：主采二1煤层，平均厚

31、度为3.5m；瓦斯涌出量较大等，采用综合机械化的开采方法。所以根据以上条件，确定本矿井的年设计生产能力为60万t/年。 2.5.2井型校核下面按矿井的实际煤层开采能力，及辅助生产环节的能力、储量条件及安全条件等因素对井型进行校核。(1)矿井开采能力校核矿井的开采能力取决于回采工作面和采区的生产能力，该矿井由于煤层地质条件好，主采煤层二1煤煤层较厚，可布置一个综采工作面保产，煤层开采能力能满足矿井设计生产能力。(2)辅助生产环节的能力校核本设计的矿井为中型矿井，开拓方式为立井两水平开拓。主井采用1对6t提升箕斗，提升能力大，能满足提升方面的要求。大巷采用胶带运输机运煤，运输能力很大，原煤外运不成

32、问题。辅助运输1吨材料车和人车运输，机动性强。井底车场采用梭式车场，调车方便，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矿井瓦斯涌出量为15m3/t，属于高瓦斯突出性矿井。煤尘有爆炸性危险。水文地质条件简单，正常涌水量为380 m3/h。矿井通风在第一水平初期掘进时采用并列式通风，通风系统简单。通风系统贯通后，通过风井回风，可以满足通风的要求。(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/(AK)其中：T 矿井的服务年限，a； Zk矿井的可采储量,t ； A

33、 矿井的设计生产能力，60万t/a； K 矿井储量备用系数，取1.4。则：T =3675/（601.4）=44a(5)第一水平服务年限校核第一水平的可采储量为2352万t，那么第一水平的服务年限的计算公式为：t=Zk1/(AK)其中：t 矿井第一水平的服务年限，a； Zk1矿井第一水平的可采储量,t ； A 矿井的设计生产能力，60万t/a； K 矿井储量备用系数，取1.4。则： t =2352/（601.4）=28a不同矿井设计生产能力时矿井服务年限如表252a所表示。表252a 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限矿井设计生产能力 矿井设计服务年限 第一水平设计服务年限煤层倾角（Mt/a）（

34、a）缓斜倾斜急斜3.05.060351.22.4503025200.450.940252015本矿井分水平储量分配表，详见表252b表252b 矿井分水平储量分配表开采水平工业储量（万t）可采储量（万t）服务年限（a）-150水平3398235228-450水平1912132316合计5310367544由以上两表可知，第一水平服务年限为28年25年，满足60万吨矿井第一水平服务年限的要求。3井田开拓井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充资料，具体体现在总体设计合理原则，将主要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程。其中包括确定，主、副井和风

35、井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采（带）区划分以及开采顺序与通风运输系统。 3.1井田开拓的基本问题 3.1.1开拓方式比较平硐、斜井与立井开拓的优缺点比较平硐开拓的优点是运输环节少，设备少，系统简单，费用低，但受地形及埋藏条件限制，只适用于赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地带，并且要便于布置工业场地。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、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延深施工方便，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；

36、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。与立井开拓相比，斜井开拓的缺点是：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，管线长度长；斜井井筒通过富含水层、流砂层施工技术复杂。对井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需特殊法施工的缓斜和倾斜煤层，一般可采用斜井开拓。根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑某某矿的实际情况，采用立井开拓较好。根据矿井提升的需要与本矿的地质条件及煤矿安全规程的规定，在本井田的中部设立主，副井筒各一个。主井用来提升煤炭，副井用来运送人员、材料、矸石及通风等。本矿井的瓦斯含量较大，属于高瓦斯矿井。矿井

37、改变必须保证矿井通风。同时考虑到井田的实际，确定第一水平初期采用中央并列式通风，后期采用对角式通风，即第一水平后期在井田上部东，西角各打一风井，以保证矿井的正常通风。 3.1.2井筒位置的确定（1）井筒位置的确定原则a.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；b.有利于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区要尽量少迁村或不迁村；c.井田两翼的储量基本平衡；d.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；e.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；f.工

38、业场地宜少占耕地，少压煤；g.水源、电源较进，矿井铁路专用线短，道路布置合理。(2)井筒位置的确定考虑以上井筒位置确定原则，并结合矿井实际情况，最终确定主、副井筒位于井田的中部，有利于减少矿井保护煤柱损失；同时，便于第二水平井筒延深。风井井口位置的布置在井田上部东，西各一个。综合以上因素，结合矿井实际情况，提出本矿井井筒布置位置如下：表312 井筒位置坐标井筒名称YXZ副井384461783812245220主井384461693812201220东风井384483943812616220西风井384455543813293220 3.1.3工业广场的位置、形状和面积的确定工业场地的选择主要考

39、虑以下因素：尽量位于储量中心，使井下有合理的布局；占地要少，尽量做到不搬迁村庄；尽量布置在地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪水位；尽量减少工业广场的压煤损失。根据以上原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，工业广场面积约7.5公顷，定为274m274m的正方形。 3.2井田开拓的方案的确定 3.2.1开采水平的确定本矿井煤层最高出标高100m，煤层埋藏最深处达-600m，垂直高度达700m，而-450以下煤的储量较少。对于本矿井开采水平的确定，可考虑划分为两个水平。第一水平标高为-150m，第二水平标高为-450m。延深方式既可以选择立井延深，也可以选择暗斜井延

40、深；大巷可以采用岩巷布置。 3.2.2井田开拓的方案比较本井田开拓方式的选择，主要考虑某某矿的具体情况。因此，提出以下三个方案：方案一：立井两水平，一水平-150m，二水平-450m，直接延深方案二：立井两水平，一水平-150m，二水平-450m，暗斜井延深方案三：立井三水平，一水平-100m，二水平-300m，三水平-500m直接延深三种开拓方案的开拓示意图见图322所表示。 图322 方案比较图从以上方案的简图可以对方案一和方案三进行直接比较，一方案的生产系统简单可靠，方案三比方案一多开设立井井筒，阶段石门和立井井底车场 ，并相应的增加了井筒和石门的运输，提升，排水费用所以在方案一和方案三

41、中决定选择方案一。余下的一，二方案均属技术上可行的方案，水平服务年限也均符合要求，两者要通过经济比较才能够确定其优劣。基建工程量时期项目方案一方案二早期主井井筒/m350+20350+20副井井筒/m350+5350+5井底车场/ m10001000主石门/m00运输大巷/m10001000后期主井井筒/m300915副井井筒/m300915井底车场/m1000300+500主石门/m8500运输大巷/m26302630基建费用表项目方案一方案二工程量/m单价/元*m-1费用/万元工程量/m单价/元*m-1费用/万元早期主井井筒37030001113703000111副井井筒355300010

42、6.53553000106.5井底车场100090090100090090主石门0800008000运输大巷100080080100080080小计387.5387.5后期主井井筒3003000909153000274.5副井井筒3003000909153000274.5井底车场100090090300+50090072主石门8508006808000运输大巷2630800210.42630800210.4小计548.4831.4共计935.91218.9生产经营费用项目方案一方案二石门运输1.213230.850.381=514.10提升1.213230.650.85=877.11.2132

43、30.9150.48=697.31.213230.351.02=566.8排水38024365160.152510-4=812.23802436516（0.063+0.127）10-4=1012合计2203.22276.1 费用总表项目方案一方案二费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%基建工程费用935.91001218.9130生产经营费用2203.21002276.1103总费用3139.11003495111从上面的表格中的计算可以看出，方案二的总费用要比方案一的高出11%，很明显方案一要比方案二优越的多，所以决定采用方案一。3.3井筒 (1)主井主井主要用于提煤。井筒直径5.0m，采

44、用6t多绳摩擦式提煤箕斗进行煤炭提升。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度：基岩段350mm，冻结段700mm。井筒装备有钢丝绳罐道，井深390m。主井井筒断面布置如下：(2)副井主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。为防止断绳事故，设有防坠器。井筒净直径6.0m。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度：基岩段400mm，冻结段800mm。井筒内装备有钢丝绳罐道、梯子间、电缆线和水管管道等。井深为375m。副井井筒断面布置如下： 副井风速校核：式中：通过井筒的风速，m/s；通过井筒的风量，m3/s；井筒净断面积，m2；井筒的有效断面系数，圆形井取0.8；安全规程规定的允许最大风速；由此： 2.72m/s8m/s所以井筒选择符合要求。(3)风井风井主要用于回风兼作矿井的安全出口。配备有梯子间及管路、电缆等。采用砼支护，井壁厚度为300mm，井深120m。风井井筒断面布置如下：表33 井筒特征井筒名称