1礦區概述及井田地質特征1.1礦區概述1.1.1位置與交通趙固二礦井田西南距焦作市55km，東南距新鄉市37km，東北距輝縣市10km，與新鄉市、焦作市、輝縣市、獲嘉縣均有柏油公路相通，經薄壁至山西省也有公路相連。井田南約18km有新(鄉)～焦(作)鐵路橫貫東西，距新(鄉)～焦(作)鐵路獲嘉車站22km，西南距焦作礦區鐵路專用線趙固一礦約6km，井田東距京廣鐵路24km左右，吳村—輝縣—新鄉的762窄軌鐵路從井田北部通過。全區地勢平坦，鄉村公路縱橫成網，交通便利。交通位置詳見圖1-1-1。趙固二井趙固二井趙固一井圖1-1-1交通位置圖圖1-1-11.1.2地形與河流本區屬于太行山山前平原，主要由坡積、洪積和沖積洪積扇裙組成，地面海拔標高+22m～+35m，全區呈北高南低緩慢傾斜地勢，坡降4%～6%，地勢總體平坦。本區地表水系屬海河流域衛河水系，區內河流主要有：百泉河、黃水河和石門河。井田北部太行山區巖層裸露，溝壑深切，河谷地帶有許多巖溶大泉，徑流資源豐富，多數河流上游河段有水，距山口10～20km開始漏失和全部漏失，成為煤礦的主要充水水源。另外，為滿足農業灌溉需要，還興修了一些灌溉干渠。1.1.3氣象及地震1、氣象本區屬暖溫帶大陸性氣候，四季分明，夏季炎熱，冬季寒冷，春秋兩季氣候宜人。年平均氣溫14.1～14.9℃，最高氣溫38.6℃（1976年6月），最低氣溫為零下8.1℃（1977年1月）。每年7～8月為雨水季節，約占年降水量的70%以上，降水集中時往往積水成災，亦是地下水回補的時期。年平均降水量為580～600mm。年蒸發量為1680～2041mm。月平均相對濕度8月最大，為83%，1月最小，為63%，年平均相對濕度為70%。結冰期一般在12月～翌年3月，凍土深度為100～150mm，積雪厚度150～200mm。夏季多東南風和南風，冬季多西北風和北風，年平均風速為2.37m/s，最大風速為18m/s。2、地震河南省地震局資料記載，本區最大一次地震是1587年4月10日發生在修武縣的六級地震。按照《建筑抗震設計規范》（GB50011—2001）附錄A《我國主要城鎮抗震設防烈度設計基本地震加速度和設計地震分組》劃分，本礦井所在地區輝縣市抗震設防烈度為8度，設計基本地震加速度值為0.20g。1.1.4礦區經濟概況焦作礦區礦產資源豐富，已探明的礦藏達20種，主要有煤、大理石、花崗巖等。焦作礦區含焦作、濟源2個煤田，含煤面積1660km2，-1500m以淺煤炭資源儲量約7750.38Mt。礦區初步形成了煤炭、電力、耐火材料、冶金、機械、化工等工業生產體系。礦區農業以種植小麥、玉米、紅薯等為主，經濟作物主要有煙葉、花生、棉花、藥材。趙固二礦所在輝縣市，現有耕地面積88萬畝，人口75萬，轄11鎮15鄉，534個行政村1450個自然村。“十一五”期間，河南省將加快構建和發展以鄭州為中心，包括洛陽、開封、新鄉、焦作等城市在內的城市密集區，中原城市群發展構想是突出重點，建設鄭州都市圈，建設城市產業走廊、現代服務業中心和現代農業示范帶，都給趙固礦區開發帶來良好的發展機遇。礦井建設所用的水泥、砂石等材料可由當地生產，鋼材、木材等需由外地運入。另外，該區人口比較密集，勞動力資源豐富。1.1.5水源及電源㈠水源情況井田內可供選擇的水源有：新近系中部承壓水以及處理后的礦井井下排水。本礦井涌水量大400m3/h利用礦井排水符合節水政策，且該區用地下水水質易保證且處理簡單。設計中兩個水源均考慮利用，建井初期生產及生活用水利用新近系砂礫石層地下水，項目生產期間生產、生活用水利用處理后的礦井排水。水源可靠。㈡電源情況對本礦井有供電可能的電源主要有趙固一礦110kV變電站，李固110kV變電站和馮營電廠。三處電源均轄屬焦作煤業（集團）有限責任公司，電源有保證。李固110kV變電站位于該礦井正西方向約28km處，其一回110kV電源引自焦作市電業局管轄的韓王220kV變電站，另一回110kV電源引自九里山110kV變電站，線路導線型號均為LGJ-120，線路長度分別為11km，15km。主變容量為2×25MVA，110kV母線為單母線分段接線，目前該站最大負荷約5MW。馮營電廠位于該礦井正西方向約33km處，裝機容量2×50MW，電廠以發電機-變壓器組單元接入電廠110kV配電裝置，以兩回110kV線路在韓王220kV變電站與系統并網，出兩回110kV線路至九里山110kV變電站，為趙固一礦預留一個110kV間隔，備用一個110kV間隔。趙固一礦110kV變電站位于本礦井西北方向約6.5km處，其兩回110kV電源分別引自馮營電廠和李固110kV變電站，線路導線型號均為LGJ-185，線路長度分別為27km和22km。主變容量為2×31.5MVA，110kV母線為單母線分段接線。1.2井田地質特征1.2.1地層趙固二礦井田屬第四系、第三系全覆蓋區。據鉆孔揭露，本區賦存地層主要有奧陶系中統馬家溝組、石炭系中統本溪組和上統太原組、二疊系下統山西組和下石盒子組、第三系、第四系，其中石炭系上統太原組和二疊系下統山西組為主要含煤地層。1.2.2含煤地層井田內含煤地層為石炭系上統太原組、二疊系下統山西組和下石盒子組。含煤地層共含煤19層，煤層總厚度10.83m。含煤地層總厚278.63m，分5個煤組段，含煤系數為3.89%。山西組和太原組為主要含煤地層，煤層總厚度10.71m，地層總厚172.26m，含煤系數為6.22%。山西組下部的二1煤層為主要可采煤層，太原組底部的一21、一22煤層為大部可采煤層，其余煤層偶見可采點或不可采，可采煤層總厚8.91m，可采含煤系數為5.17%。1.2.3構造三、構造1、區域構造焦作煤田位于華北板塊南部，太行構造區的太行斷隆東側之南緣，南鄰開封斷陷，東鄰湯陰斷陷。太行斷隆區是在隆起構造背景下形成的伸展構造型式，以高角度正斷層為主體，形成地塹、地壘、掀斜斷塊等組合形態。焦作煤田總體為走向北東、傾向南東、傾角一般<20°的單斜構造形態，構造以斷裂為主，局部發育次級褶曲。斷裂主要有NE、NW、EW向三組斷裂，且以NE向斷裂為主。三組斷層交織成網，將煤田分割成大小不等的斷塊，NW向和EW向斷裂構成井田群的分界，而NE向斷裂則構成單個井田的分界。區域構造見圖1-2-1。2、井田構造井田總體形態為一走向NW，傾向SW，傾角一般4°～10°的單斜構造。受區域構造控制，井田內構造特征以斷裂為主，局部發育小幅度次級褶曲。見井田構造綱要圖1-2-2。較明顯的褶曲有3個背斜和1個向斜，使二1煤層底板等發生不同程度的扭曲，部分煤層底板等高線表現為馬鞍狀。發育的斷層有NE向、NW向和近EW向三組，其中以NE向為主（占72％），近EW向次之（占20％），局部發育NW向斷層（8％）。圖1-2-1區域構造圖全井田共發育斷層2條，其中落差大于等于100m的1條；落差大于等于50m、小于100m的1條。主要斷層描述如下：⑴百泉斷層(F17)：為井田北部邊界斷層，向西南、東北延伸出區外，區內延展長度8km。為正斷層，整體走向為北東，局部近東西。該斷層傾向南東～南西，斷面呈舒緩波狀，傾角60～75，北西盤上升、南東盤下降，落差130-150m，西南段落差大，中間落差小，向北東又逐漸變大，切斷二1煤層露頭，在中部并發育分支斷層F17-1。該斷層中部和東部控制程度高，西部控制程度較差。⑶南云門斷層(F18)：位于井田中南部，走向整體為NE向，在測區西南角轉為近EW向，為正斷層，傾向SE，傾角48°～75°，區內延展長度4300m，最大落差90m，從西南到東北落差逐漸減小。此斷層為控制可靠斷層。1.2.4水文地質㈠區域水文地質特征焦作煤田地處太行山復背斜隆起帶南段東翼，其北部為太行山區，天然水資源量38541萬m3/a，山區出露的石灰巖面積約1395km2，廣泛接受大氣降水補給，補給量26.28m3/s。區內寒武系、奧陶系石灰巖巖溶裂隙發育，為地下水提供了良好的儲水空間和徑流通道，巖溶地下水總體流向在峪河斷裂以北（含趙固一礦井田）為SE、SW向，以南為NW向，一般在斷裂帶附近巖溶裂隙發育，常常形成強富水、導水帶，如鳳凰嶺斷層強徑流帶，朱村斷層強徑流帶、方莊斷層強徑流帶等。統計資料顯示，巖溶地下水動態大致經歷了三個階段，即：五十年代中期到六十年代中期的基本天然狀態；六十年代中期到七十年代末期的平水期過量開采狀態；七十年代末到二十世紀初的枯水期過量開采狀態，各期數據變化詳見表1-2-16。水文年年代歷時（年）降雨量（mm）排水量（m3/s）水位降低（m）最低水位（m）水位年變幅(m)豐水期52~6412826.11.5011008~16平水期65~7713711.874.6949.0915.8枯水期78~868662.39.9396.0856.2焦作煤田巖溶地下水變化歷時統計表表1-2-16總的來看，如果沒有豐水年的降水補給，區域巖溶地下水平衡狀態基本已被打破，水位連年下降已成定勢。1、含水層⑴奧陶系灰巖巖溶裂隙含水層由中厚層狀石灰巖、泥質灰巖組成，本區有9孔揭露該層，最大揭露厚度67.30m，含水層頂板埋深725.86～991.50m，在古剝蝕面的附近巖溶裂隙發育。普查期間和本次勘探，都沒有涌漏水孔，13202孔抽水單位涌水量0.00189l/s.m，滲透系數0.00333m/d，穩定水位標高82.00m，水化學類型為HCO3—Ca.Mg型，礦化度0.309g/l。該層距二1煤一般109.12～126.03m，正常情況不影響煤層開采，斷裂溝通情況下對礦井威脅大。鄰區北部趙固一礦的L8群孔抽水試驗時，12203孔奧陶系含水層水位出現了小幅下降，反映了含水層之間的水力聯系。⑵太原組下部灰巖含水層由L2、L3灰巖組成，其中L2灰巖發育較好，厚度由東向西、由淺而深變厚，一般10.01～14.68m，據10個鉆孔統計，遇巖溶裂隙涌漏水鉆孔4個，涌、漏水鉆孔主要分布在斷層附近，鄰區6002孔抽水單位涌水量1.090l/s.m，滲透系數9.87m/d，為富水性較強的含水層。該含水層直接覆蓋于一22煤層之上，為該煤層直接充水含水層。上距二1煤層85.58～104.57m，正常情況對二1煤層沒有影響。⑶太原組上部灰巖含水層主要由L9、L8、L7灰巖組成，其中L8灰巖發育最好，據揭露該層的30個鉆孔統計，L8含水層厚度一般6.77～14.78m，L9灰巖厚度0.7～2.58m，兩層灰巖巖溶裂隙較發育，單位涌水量0.0005～0.059l/s.m，滲透系數0.0036～0.648m/d。該含水層水位標高80.49～84.97m，為富水程度中等含水層。水化學類型較多，有HCO3.SO4—Ca.Mg、HCO3.SO4—Mg.Ca、Cl.HCO3—Ca.K+Na.Mg型，礦化度為0.303～0.625g/L，PH為7.73～8.46，基本上為中性。該含水層上距二1煤層9.10～16.22m，為二1煤層底板主要充水含水層。⑷二1煤頂板砂巖含水層主要由二1煤頂板大占砂巖和香炭砂巖組成，厚度一般10m左右，細粒砂巖以下級的厚度15～40m，所揭露鉆孔均未發生涌、漏水現象，據測井資料統計砂巖滲透系數k<0.12m/d，一般為k=0.0043～0.078m/d，屬弱富水含水層。12751孔抽水單位涌水量0.0013l/s.m，滲透系數0.0055m/d，校正后的滲透系數為0.021m/d。水位標高67.78m。水化學類型HCO3—K+Na.Ca型，礦化度0.425g/L，屬弱富水含水層，PH為7.94。⑸風化帶含水層由隱伏出露的各類不同巖層組成，厚度15～50m，一般20～35m，13151孔抽水單位涌水量0.135l/s.m，屬中等強度含水層。局部為弱透水層（K<1.12m/d）。2、隔水層⑴本溪組鋁質泥巖隔水層指奧陶系含水層上覆的鋁質泥巖層、局部薄層砂巖、砂質泥巖層，全區發育，厚度4.5～12.63m，分布連續穩定，但該層厚度較薄，開采時應引起注意。⑵太原組中段砂泥巖隔水層系指L4頂至L7底之間的砂、泥巖、薄層灰巖及薄煤等巖層，該層段總厚度35.22～48.90m，平均厚度43.00m，以泥質巖層為主體，總體為隔水層，為太原組上下段灰巖含水層之間的主要隔水層。⑶二1煤底板砂泥巖隔水層指二1煤底板至L9頂板之間的砂泥巖互層段，以泥質類巖層為主，表現為隔水性。該段總厚度為9.1～17.27，平均厚度12.84m左右；分布連續穩定，是良好的隔水層段，但在高壓水狀態下的隔水性能有待研究。⑷第三系泥、泥質隔水層 由一套河湖相沉積的粘土、砂質粘土組成，厚度500～1180m，呈半固結狀態，隔水性良好，可阻隔地表水、淺層水對礦床的影響。(5)礦井涌水量預算勘探報告對二1煤層頂、底板充水含水層進行了抽水試驗，共抽水9層次，其中奧灰1層次、太原群上段5層次，煤層頂板1層次，利用抽水參數用解析法預算-800m水平和-950m水平正常涌水量分別為1963.15m3/h、2266.03m3/h。利用鄰近古漢山和輝縣吳村煤礦實際涌水資料用比-800m水平和-950m水平但預算的涌水量還存在差距。報告利用3個單孔抽水試驗經過井損的校正后的參數進行計算，反映了二1煤層底板灰巖含水層的實際情況。因此用這些參數計算的礦井涌水量具有一定合理性。但由于抽水鉆孔較少，代表性差，可靠性不高。古漢山煤礦開采面積暴露的條件不夠充分，-450m水平，降深270m，揭露的頂板含水層面積較小，因此用古漢山煤礦資料評價趙固二井的礦井涌水量，略顯欠缺；吳村礦開采時間較長，開采水平-300m，降深390m，有一定的代表性，雖然用古漢山、吳村兩個已知礦井相比擬時，存在底板實際涌水量與計算結果上存在1.13系數；而勘探揭示的趙固二礦位于深部，巖溶含水層的富水程度較一礦有降低，因此，用吳村礦預算二礦水量較為適宜。利用吳村煤礦實際涌水資料比擬計算的礦井涌水量即-800m水平為1835.07m3/h、-950m水平為1970.13m3/h，計算的礦井最大涌水量-800m水平為2385.59m3/h、-950m水平為2561.17m3/h。根據建設單位建議和意見，處于安全角度出發考慮,礦井排水系統按-950m水平涌水量進行計算。礦井初期開采排水水平為-682m，-682m排水水平以上服務年限為13.8a。根據地質報告采用的計算方法（比擬法），結合-682m排水水平以上的開采范圍，預測-682m水平以上礦井正常涌水量為1562.55m3/h.1.2.5地質勘探程度本井田面積約20km2，先后施工鉆孔247個，平均每平方公里3.8個鉆孔，在前期開采的3上煤層賦存范圍內，每平方公里平均4.6個鉆孔。抽水39次，測井鉆孔245個，采取瓦斯樣67個，煤樣426個，合計各種樣品1865個。井田內的地質構造形態。主要褶曲和斷層均基本查清，特別是3下煤層賦存區控制程度高，煤層對比基本清楚，對煤質、煤層特征及開采條件均基本查明，水文地質條件基本搞清。勘探程度較高，所提資料可滿足設計要求1.3煤層特征1.3.1可采煤層井田含煤地層為石炭系太原組、二疊系山西組和下石盒子組。山西組和太原組為主要含煤地層，山西組下部的二1煤層和太原組底部的一22、一21煤層為主要可采煤層，其余煤層偶爾可采或不可采。1、二1煤層賦存于山西組下部，上距砂鍋窯砂巖（Ss）45.64～81.25m，平均60.18m；下距L8石灰巖19.65～40.24m，平均27.01m，層位穩定。煤層直接頂板以砂質泥巖、泥巖為主，間接頂板為細~粗粒砂巖（大占砂巖）；底板多為砂質泥巖和粉砂巖，局部為細粒砂巖，偶見炭質泥巖。區內共施工31孔，其中露頭外5孔（7601、8003、8201、8801、8803），未達到二1煤層位1孔（8001），斷失二1煤層3孔（7603、12601、13602），實際有22孔穿過二1煤層位，煤層厚度4.73～6.77m，平均6.16m，煤層厚度主要集中在6.00m~6.50m之間（詳見圖1-2-3）。圖1-2-3煤層厚度分布直方圖井田內見煤的22個鉆孔中，有12個鉆孔含夾矸，其中含3層夾矸的1孔（12803），含2層夾矸的1孔（13601），其余10個鉆孔含1層夾矸。夾矸厚度0.10～0.53m，平均厚度0.19m。夾矸多為泥巖，居于煤層中下部。煤層總體結構較簡單。二1煤層厚度大，變化小，結構比較簡單，煤質變化很小，煤類單一，層位穩定，全區可采。二1煤層平均煤厚6.16m，可采性指數Km=1，標準差s=0.51，變異系數r=8.27%，屬穩定型厚煤層。見二1煤層等厚線圖1-2-4。2、一22煤層賦存于太原組底部，上距二1煤層98.67～110.72m，平均104.95m，下距奧陶系頂界面8.13～16.28m，平均11.35m。煤層直接頂板為石灰巖，局部為泥巖和砂質泥巖；底板多為泥巖或砂質泥巖，局部為砂巖，偶見炭質泥巖偽頂、偽底，層位穩定。煤層厚度0.29～1.79m，平均1.21m，煤厚有一定變化。夾矸1～2層，夾矸厚度0.25～0.41m，平均厚度0.34m。夾矸多為泥巖，居于煤層中部。煤層總體結構比較簡單。一22煤層結構比較簡單，煤質變化很小，煤類單一，層位穩定，從厚度來看全區大部可采。一22煤層平均煤厚1.21m，可采性指數Km=0.78，標準差s=0.46，變異系數r=38.01%，屬較穩定型中厚—薄煤層。3、一21煤層賦存于太原組底部，上距二1煤層101.72～113.55m，平均108.27m，下距奧陶系頂界面4.48～12.63m，平均7.70m。煤層直接頂板為泥巖和砂質泥巖，局部為砂巖；底板多為本溪組鋁質泥巖，局部為砂質泥巖，偶見炭質泥巖偽頂、偽底，層位穩定。煤層厚度0.64～3.06m，平均1.54m，煤厚有一定變化。夾矸1～3層，夾矸厚度0.10～0.50m，平均厚度0.23m。夾矸多為泥巖，居于煤層中部。一21煤層結構簡單—較復雜，煤質變化很小，煤類單一，層位穩定，全區大部可采。一21煤層平均煤厚1.54m，可采性指數Km=0.9，標準差s=0.61，變異系數r=39.61%，屬較穩定型中厚－薄煤層。從厚度來看，一21煤層、一22煤層均屬可采煤層，但由于一21煤層、一22煤層下距奧陶系灰巖僅有10m左右，其直接頂板又為L2灰巖（強含水層），處于兩強含水層之間，水文地質條件極復雜，且煤質屬中灰、高硫煤，為環保政策限采煤層，因此在目前條件下設計暫不考慮開采。井田內各煤層特征見表1-2-2。井田煤層特征表表1-2-2煤層編號可采厚度（m）煤層間距（m）結構情況可采程度穩定性夾矸層數類型兩極值兩極值一般值一般值二14.73～6.770～3比較簡單全區可采穩定6.1698.67～110.72一220.29～1.79104.950～2比較簡單大部可采較穩定1.212.83～3.05一210.64～3.062.940～3簡單～較復雜大部可采較穩定1.3.2煤的物理性質二1煤以塊煤為主，夾有少量粒狀煤，灰黑至黑灰色，條痕為灰黑色，似金屬光澤，以貝殼狀斷口為主，局部為參差狀。內生裂隙發育。塊煤強度大，堅硬。據鉆孔煤芯資料統計，塊煤產率達到80%。視密度1.52。二1煤宏觀煤巖組分以亮煤為主，暗煤次之，含少量絲炭透鏡體。宏觀煤巖類型屬光亮型～半亮型。1.3.3煤的風化和氧化二1煤層主要煤質特征表表1-2-3水分Mad%灰分Ad%揮發分Vdaf%發熱量Qgr,v,dMJ∕kg硫分St,d%磷分（×10-6）Pt%1.54（21）13.78（21）7.37（21）30.03（21）0.34（21）0.035（16）二1煤層煤類確定結果表表1-2-4煤層指標特征(%)焦渣特征類別符號VdafHdafReq\o(\s\up6(０),\s\do3(ｍａｘ))二14.85~9.135.55(17)2.72~3.332.90(17)2.47~3.462.99(7)2無煙煤二號WY2。抗碎強度、可磨性指數、熱穩定性測試結果表表1-2-5煤層可磨性指數熱穩定性（%）抗碎強度試驗HGI分級TS+6TS6-3TS-3平均殘焦率分級SS分級二126~7739(7)難磨煤二1煤層各項指標分級統計結果表表1-2-6灰分硫分發熱量磷分砷抗碎強度可磨性熱穩定性灰熔融性結渣性可選性低中灰特低特高熱值低磷一級含砷高強度難磨較高熱穩定性較高軟化溫度弱較難選~易選1.3.5瓦斯含量煤層瓦斯成分含量測試結果表表1-2-11煤層采樣地點上覆有效地層厚度(m)煤層厚度(m)瓦斯成分（%）瓦斯含量(mL/g.r)O2(%)煤質分析(%)CO2CH4N2CO2CH4N2自然加熱MadAd二17305253.86.350.3115.360.200.508006121.815.419.247.8382.930.500.520.235.490.522.0315.4512201170.265.5928.50071.500.370.000.933.151.581.0014.831360199.715.7415.4175.988.611.337.056.680.982.602.7334.8112603163.836.633.5381.2515.230.6615.112.830.880.690.9611.351260595.146.0110.5242.5746.911.014.094.5110.614.570.5015.8812751122.175.7232.352.7864.870.620.051.2517.875.782.0614.8212800112.155.7311.6853.6134.710.964.402.8515.861.670.627.5912803170.226.743.8367.5928.580.579.974.221.451.170.918.011280174.476.952.5764.1333.300.623.220.471.230.560.909.4212805188.586.133.5669.7426.710.479.183.520.760.731.469.211315156.596.4712.620.0187.370.580.0013.663.647.201.4627.151315259.616.096.3261.1332.550.737.063.760.781.051.388.011315592.536.816.2074.2319.570.707.422.224.140.881.229.491320253.76.2826.891.7471.380.380.031.011.962.122.2614.7713602237.062.3310.8949.1839.920.773.482.8218.383.451.3514.1613801230.966.475.4086.627.980.6911.001.010.911.160.5510.11煤層瓦斯成分含量統計結果表表1-2-12煤層統計結果瓦斯成分（%）瓦斯含量（mL/g.r）O2（%）煤質分析（%）CO2CH4N2CO2CH4N2自然加熱MadAd二1最大值32.3586.6287.371.3315.366.6818.387.202.7334.81最小值3.530.007.980.310.000.230.760.500.507.59平均值12.4644.9542.590.675.982.685.792.231.3714.40點數17171717171717171717點數3335553555煤的化學性質設計主要可采煤層鉆孔煤芯煤樣分析成果見表1-2-3。3、煤類依椐中國煤炭分類國家標準《GB5751-86》，以浮煤干燥無灰基揮發份（Vdaf）、氫（Hdaf）含量為主要指標，輔以鏡質體最大反射率進行確定。本區二1煤煤類屬無煙煤二號，判定指標見表1-2-4。4、煤的工藝性能⑴抗碎強度、可磨性、煤的熱穩定性二1煤抗碎強度、可磨性、煤的熱穩定性測定結果見表1-2-5⑵煤對二氧化碳反應性及結渣性試驗溫度為950℃時，二1煤對二氧化碳還原率為29.5～39.8%。隨著溫度的增高，煤對CO2的還原率α%增大。根據實驗結果，二1煤結渣強度屬弱結渣性。⑶熔融性二1煤煤灰成分以二氧化硅和三氧化二鋁為主，二者含量為61.70~78.86%，次為氧化鈣，含量為1.13~18.88%，三氧化二鐵含量為4.01~7.95%，三氧化硫含量為3.24~6.09%，氧化鉀和氧化鈉合計含量為0.99~2.42%。二1煤灰中難熔的二氧化硅和三氧化二鋁含量較高，其軟化溫度在1350~1500℃之間。二1煤層屬較高軟化溫度灰、中等流動溫度灰。5、煤的風、氧化帶深度根據鉆孔的巖石資料統計，風、氧化帶厚度為14.70m左右。1.3.4煤的用途二1煤層各項指標分級情況見表1-2-6。本區二1煤為低中灰、特低硫、低磷、一級含砷、較高軟化溫度、較高熱穩定性、高強度、弱結渣性易選～較難選的無煙煤，其塊煤產率較高，可作化工用煤、合成氨、高爐噴吹、動力配煤、水煤漿用煤，粉煤可作動力或民用燃料、動力配煤。本區以往地質工分、含量測定，測定結果見表1-2-11、12。二1煤層瓦斯成分中N2占42.59%，CH4占44.95%，通常情況下，瓦斯成分中CH4成分小于80%，稱為瓦斯風化帶，本井田CH4成分遠小于80%，二1煤層處在瓦斯風化帶之中。瓦斯含量中CH4含量在0～15.36ml/g，平均5.98ml/g。二1煤層17個瓦斯取樣點測試，大于10ml/g的有3孔，6～10ml/g的有5孔，2～6ml/g的有4孔，小于2ml/g有5孔。礦井二1煤層瓦斯含量分布情況見圖1-2-7。二1煤瓦斯參數測試結果表表1-2-13鉆孔瓦斯煤樣測試項目煤的堅固性系數f瓦斯放散初速度△P吸附等溫試驗孔隙率（%）煤層瓦斯壓力（Mpa）ab126051.2914.243.100.1365.10.67128031.3217.541.450.1864.9128051.0814.331.520.1674.90.86131551.1612.940.770.1674.60.64136020.9012.635.360.1945.0138010.81126030.67從礦井二1煤瓦斯參數測試結果表來看，有2個（12805孔、13801孔）瓦斯壓力參數、5個（12605孔、12803孔、12805孔、13155孔、13602孔）瓦斯放散初速度參數超過了突出危險臨界值。從鉆孔瓦斯煤樣的取樣地點來看，12805孔位于井田的西部深部區域，煤層賦存標高-1031m。13801孔位于F18斷層以南的深部區域，煤層賦存底板標高為-957m。隨著埋藏深度的減少，12605孔、13155孔、12603孔瓦斯樣的煤層瓦斯壓力均1.3.6煤塵及煤的自燃煤塵二1以塊煤為主，夾有少量粒狀煤，塊煤強度大，堅硬。煤塵爆炸性試驗點火時均無火焰產生，鑒定結果：二1煤大部分煤塵無爆炸性，僅在局部地段煤塵可能有爆炸性（13202孔）。自燃二1煤的自燃傾向性采用著火溫度法與色譜吸氧法進行鑒定，自燃傾向性等級為Ⅲ級，屬不易自燃煤層2井田境界和儲量2.1井田境界2.1.1井田境界確定煤田范圍劃分為井田的原則有：1.要充分利用自然條件劃分，盡量利用地形、地物、地質構造、水文地質等自然條件，以減少煤柱損失，提高資源采出率，充分保護地面設施；2.要有與礦區開發強度相適應的井田范圍，要保證井田范圍與礦井生產能力相適應，有足夠的儲量和服務年限及合理的尺寸；3.照顧全局，處理好與臨礦的關系；4.直線原則，井田的劃分應盡量采用直線或折線，有利于礦井的設計和生產管理工作的開展。井田范圍內二1煤層為設計開采煤層，其賦存范圍東部以二1煤層隱伏露頭為界，南部以南云門斷層(F18)，西部以-1200m煤層等高線為界，北部以百泉斷層(F17)為界，東西長約8km，南北寬3.3km，二1煤總含煤面積約23.2km2，占整個勘探區面積的53.5%。2.1.2井田賦存特征井田內煤層傾角一般2°～6°，屬近水平煤層，二1煤層煤厚4.73～6.77m，平均6m，賦存穩定，屬穩定型厚煤層，煤層生產潛力7～10t/m2，是理想的高產煤層。井田內煤層開采技術條件為：低瓦斯、煤塵無爆炸危險性、煤層不易自燃、地溫正常、構造和水文地質條件中等，開采技術條件相對簡單，為礦井和工作面的高產奠定了基礎。但井田煤層埋藏深,礦井涌水量大,基巖厚度薄的特點也影響了工作面產量的提高.井田勘探程度高，資源可靠，為提高礦井設計生產能力、建設安全高效的現代化礦井提供了良好的資源條件。第二節礦井工業儲量一、儲量計算范圍由于一21、一22煤層下距底部奧陶系灰巖層較近，其直接頂板又為L2富水性較強的灰巖含水層，且煤層屬于高硫煤(＞3%)，故本次設計只考慮開采二1煤層.2.2礦井地質資源量采用地質塊斷法計算礦井地質資源量，地質塊段法就是根據一定的地質勘探或開采特征，將礦體劃分為若干塊段，在圈定的塊段法范圍內可用算術平均法求得每個塊段的儲量。煤層總儲量即為各塊段儲量之和，每個塊段內至少應有一個以上的鉆孔。煤層儲量的計算公式為：（公式2-2-1）式中：、……——分別為各塊段的儲量，萬t；、…..——分別為各塊段的面積，m2；、…..——分別為各塊段內煤層的平均厚度；、……——分別為各塊段內煤層的容重,取1.5t/m3根據地質勘探情況，將礦體劃分1個塊段。由圖計算面積為:Sa=23710355.91m2煤層的傾角為:5.5°則其余弦值為:0.9953用煤層底板等高線上的水平投影面積換算成真面積。式中s——真面積，m2；——水平投影面積，m2；——煤層傾角，采用塊段內的平均傾角，（°）；S=23710355.91/0.9953=23820018.6m22.3礦井工業資源/儲量根據鉆孔布置，在礦井地質資源量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推斷的。根據煤層厚度和煤質，在探明的和控制的資源量中，70%是經濟的基礎儲量，30%是邊際經濟的基礎儲量，則礦井的工業資源/儲量由式(2-3-1)計算。Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k(2-3-1)式中：Zg——礦井工業資源/儲量；Z111b——探明的資源量中經濟的基礎儲量；Z122b——控制的資源量中經濟的基礎儲量；Z2M11——探明的資源量中邊際經濟的基礎儲量；Z2M22——控制的資源量中邊際經濟的基礎儲量；Z333——推斷的資源量。K——可信度系數取0.7~0.9，地質構造簡單、煤層賦存穩定取0.9；地質構造復雜、煤層賦存不穩定取0.7。Z111b＝214380167×60%×70%＝90039670.1tZ122b＝214380167×30%×70%＝45019835.1tZ2M11＝214380167×60%×30%＝45019835.1tZ2M22＝214380167×30%×30%＝19294215t由于地質條件一般，k取0.8。Z333k＝214380167×10%×k＝17150413.4tZg＝Z111b＋Z122b＋Z2M11＋Z2M22＋Z333k＝90039670.1+45019835.1+45019835.1+19294215+17150413.4=210092564t2.3.1礦井設計資源/儲量礦井設計資源/儲量按式(2-3-1)計算：Zs＝(Zg－P1)(2-4-1)式中：Zs——礦井設計開采儲量；P1——斷層煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建（構）物煤柱等永久煤柱損失量之和。本井田中永久煤柱損失主要有：地面工業廣場保護煤柱、井田境界煤柱損失和斷層保護煤柱等。井田境界煤柱和斷層保護煤柱取100m。1）井田邊界煤柱可按式(2-4-2)計算：Z=L×b×M×R(2-4-2)式中：Z——井田邊界煤柱損失量，t；L——井田邊界長度，m； b——井田邊界煤柱寬度，100m；M——煤層厚度；6m;R——煤的容重，1.5t/m3。則井田邊界煤柱損失量為：Z1=L×b×M×R=6700×100×6×1.5=6030000t2）斷層保護煤柱同理可用可式(2-3-2)計算：則斷層保護煤柱損失量為：Z2=L×b×M×R=17500×100×6×1.5=15750000t3）地面工業廣場保護煤柱《煤礦設計規范中若干條文修改決定的說明》中第十五條關于減少廣場占地問題中，工業場地（包括選煤廠）占地面積指標應控制在表2.3-1的范圍內。表2.3-1工業場地占地面積指標明細表井型（萬噸/年）占地面積指標（公頃/10萬噸）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8按規范規定，年產180萬t/a的大型礦井，工業場地占地面積指標選為1.2公頃×10萬噸。故可算得工業場地的總占地面積：S=1.2×18=21.6公頃=216000m2根據垂直剖面可計算工業廣場的保護煤柱的留設：計算如下所示：工業廣場占地面積為540×400m2,平面形狀為矩形。煤層地質條件為：煤層傾角α＝5.5°，煤層在受保護范圍內中央的埋深H0=830m，地面標高30m，煤層地板標高-800m，松散層厚50m，此處煤厚6m。查的本井田各參數如下：φ＝45°β＝67°δ＝γ＝70°其中：φ——表土層移動角；β——煤柱上山移動角；δ——走向方向移動角；γ——煤柱下山移動角；α——煤層傾角；用垂直剖面法留設工業廣場保護煤柱如圖2.3-1所示：圖2.3-1工業廣場保護煤柱Z3=0.5(AD+BC)×h×m×r/cosα(2-3-2式中：AD——工業廣場保護煤柱梯形的下底，m；BC——工業廣場保護梯形的上底，m；h——工業廣場保護梯形的高，m；m——煤層的厚度，m；r——煤的容重，m。α——煤層平均傾角，°代入數據得：Z3=0.5×（1120.58+1215.29）×1353.17×6×1.5/cos5.5°=14290898.7t由以上可得永久煤柱損失量P1=Z1+Z2+Z3=6030000+15750000+14290898.7=36070898.7t2.3.2礦井可采儲量1）礦井設計資源/儲量礦井設計資源/儲量可按式（2-3-3）計算：Zs=Zg－P1(2-3-3)代入數據得：Zs=210092564－36070898.7=174021665t2)礦井設計可采儲量礦井設計可采儲量課按式（2-3-4）計算，其中P2按礦井設計資源/儲量的2%估算。Zk=(Zs－P2)C(2-3-4)式中Zk——礦井設計可采儲量；P2——主要井巷煤柱損失量之和；C——采區采出率，厚煤層不小于75%；中厚煤層不小于80%；薄煤層不小于85%。代入數據得：Zk=（174021665－174021665×2%）×75%=127905924t3礦井工作制度、設計生產能力及服務年限3.1礦井工作制度按照《煤炭工業礦井設計規范》規定：礦井設計生產能力按年工作330d計算，礦井每晝夜凈提升時間為16個小時。所以，本礦井設計年工作日數為330d。工作制度采用“三八制”，每天三班作業，三班準備，三采三準。每班工作8小時。3.2礦井設計生產能力及服務年限3.2.1確定依據由《煤炭工業礦井設計規范》規定：礦井設計生產能力，應根據資源條件、外部建設條件、國家對煤炭資源配置及市場需求、開采條件、技術裝備、煤層及采煤工作面生成能力、經濟效益等因素，經多方案比較后確定。1、資源情況：礦井地質構造簡單，儲量豐富，煤層賦存穩定，開采條件優越，應將礦井定為較大的井型；煤田地質條件復雜，儲量有限，則不能將礦井規模定的太大；2、開發條件：包括礦區所處的地理位置，交通是否便利，用戶，供電，供水，建筑材料及勞動力來源等；3、國家需求：對國家煤炭需求量（包括煤質、產量等）的預測是確定礦區規模的一個重要依據；4、投資效果：投資少、工期短、生產成本低、效率高、投資回收期短的應加大礦區規模，反之則縮小規模。3.2.2礦井設計生產能力參照大型礦井服務年限的下線要求，礦井設計生產能力可按式（3-2-1）計算：A=Zk/TK(3-2-1)式中A——礦機設計生產能力，萬t/a；Zk——礦井設計資源/儲量，萬t；T——礦井服務年限，取50a；K——儲量備用系數，礦井設計一般取1.3～1.5，本設計取1.3。代入數據得：A=12790.5924/(50×1.3)=196.778萬t/a.根據煤層賦存情況和礦井設計可采儲量，按煤炭工業礦井設計規范規定，將礦井設計生產能力確定為180萬t/a。3.2.3服務年限礦井服務年限可按式（3-2-2）計算：T=Zk/AK(3-2-2)代入數據得：T=12790.5924/(180×1.3)=54.66a3.2.4井型校核根據大型礦井的礦井設計服務年限為50a以上，而本礦的服務年限大于50a，設計生產能力為180萬t/a，故符合建立大型礦井。4井田開拓4.1井田開拓的基本問題井田開拓是在總體設計已經劃定的井田范圍內，根據精查地質報告和其它補充資料，具體體現總體設計合理原則，將主要巷道由地表進入煤層，為開采水平服務所進行的井巷布置和開掘工程。其中包括確定，主、副井和風井的井筒形式、深度、數量、位置、階段高度、大巷位置、采（帶）區劃分以及開采順序與通風運輸系統。4.1.1確定井硐形式、數目、位置及坐標（一）井筒形式的確定井筒的形式有立井、斜井和平峒三種。斜井適用于井田內煤層埋藏不深，表土層不厚，水文地質情況簡單，井筒不需要特殊法施工的緩斜和傾斜煤層。平峒適用于地形條件合適，煤層賦存較高的山嶺、丘陵或溝谷地區，且便于布置工業場地和引進鐵路，上山部分的儲量大致能滿足同類井型水平服務年限要求。綜合趙二煤礦的實際情況：（1）表土層較厚，平均為140m，且風化嚴重；（2）地處平原，地勢平坦，地面標高平均為+80m左右，煤層埋藏較深，距地面垂深在-550～-1200m之間。因此，斜井及平峒均不適用于趙固二礦。由于立井開拓的適應性較強，一般不受煤層傾角、厚度、瓦斯、水文等自然條件的限制；在采深相同的條件下，立井的井筒短，提升速度快，提升能力大，對輔助提升特別有利；井筒的斷面大，可滿足高瓦斯礦井、煤與瓦斯突出礦井需風量的的要求，且阻力小，對深井更為有利；當表土層為富含水的沖積層或流沙層時，立井井筒比斜井容易施工；對地質構造和煤層產狀均特別復雜的井田，能兼顧井田淺部和深部不同產狀的煤層。因此，綜合以上因素并結合趙二礦的實際情況，確定井筒的形式為立井。本礦井煤層傾角小，平均5.5°，為近水平煤層；水文地質情況比較簡單，涌水量較小；井筒不需要特殊施工，因此可采用立井開拓，延伸可采用立井延伸或采用暗斜井延伸方案或為一水平開采。經后面方案比較確定井筒形式為雙立井開拓，兩水平開采。本礦井采用一對立井開拓：主立井采用箕斗提煤；副立井采用罐籠提升矸石，升降人員、設備、材料，且兼作進風井。副井安裝梯子間，作為一個安全出口。考慮到趙固二礦井田范圍較大，礦井通風方式經過比較后確定為中央并列式通風（具體比較情況見第九章），在井田南翼和北翼各掘一個風井，即南風井和北風井，每個風井均安裝梯子間，作為回風井并兼作安全出口。（二）井筒位置的確定（1）井筒沿井田走向方向的有利位置本井田形狀基本上成不對稱的梯形，儲量分布比較均勻，故井筒的有利位置應在井田走向的儲量中央，以形成兩翼儲量比較均勻的雙翼井田，可以使井田走向的井下運輸工作量最小，通風網路較短，通風阻力小。（2）井筒沿井田傾斜方向的有利位置立井開拓時，立井井筒位于井田傾斜方向的中部略靠上時，可以使石門長度較短，沿石門的運輸工作量較小。從井筒和工業場地保護煤柱損失看，井筒愈靠近淺部，煤柱的尺寸愈小。（3）有利于礦井初期開采的井筒位置應盡可能使井筒位置靠近淺部初期開采塊段，以減少初期井下開拓工程量，節省投資和縮短建井工期。（4）盡量不壓煤或少壓煤合理布置井筒確定井筒位置，要充分考慮少留井筒和工業廣場保護煤柱。為了保證礦井投產后的可靠性，在確定井筒位置時要使地面工業場地盡量不壓首采區煤層。（5）地質及水文地質條件對井筒布置的影響要保證井筒、井底車場及硐室位于穩定的圍巖中，應使井筒盡量不穿過或少穿過流沙層、較大的含水層、較厚沖積層、斷層破碎帶、煤與瓦斯突出煤層、較軟煤層及高應力區。（6）井口位置應便于布置工業場地井口附近要布置主、副生產系統的建筑物及引進鐵路專用線。為了便于地面系統間互相聯接，以及修筑鐵路專用線與國家鐵路接軌，要求地面平坦，高差不能太大，專用線短，工程量小及有良好的技術條件。（7）井筒井口位置的標高應高于當地的歷年最高洪水位。綜上所述，由于本井田地形平坦，表土較厚，且有流沙層，所以，確定采用立井開拓（主井設箕斗），并按表土層較薄，井下生產費用較低的原則確定了井筒位于井田走向中部表土層較薄處。4.1.2確定工業場地位置、形狀和面積礦井工業廣場屬于一級保護建筑，工業場地的選擇主要考慮以下因素。(1)盡量位于儲量中心，使井下有合理的布局。(2)處于當地主導風向的上風向，避免空氣污染。(3)占地面積盡量小，盡量做到不搬遷村莊。(4)盡量布置在地勢比較平坦、地質條件較好的區域，同時工業場地的標高要高于歷年最高洪水位。(5)盡量減少工業廣場壓煤量。結合本礦井實際情況確定，工業廣場中心坐標為定其坐標為（3756710，39465880），中心深度-540，面積540m×400m。4.1.3開采水平的確定及采帶區劃分井田主采煤層為二號煤層，二號煤層傾角平變化不大，為3°～8°，大部分為近水平煤層，為實現高產高效，故設計為兩水平開采。水平標高-750m，帶區式開采。第一水平生產能力：可采儲量為62.1Mt，服務年限為27a。4.1.4主要開拓巷道二號煤層平均厚度為6m，賦存穩定，煤層厚度變化不大，煤質硬度不太大。故礦井開拓大巷布置在巖層中，留大煤柱護巷，大巷間距50m。由于礦井瓦斯涌出量不大，為滿足回風需要，單獨建設回風立井。一條輔助運輸大巷，一條膠帶回風大巷共兩條大巷。為便于在巷道交叉時架設風橋等構筑物，輔助運輸大巷和主運輸大巷距煤層底板一定距離掘進。大巷基本保持與煤層同方向布置，局部半煤巖及巖巷，巷道坡度不隨煤層而起伏,一般保持千分之三，膠帶大巷上倉段局部15°。4.1.5井田開拓方案技術比較（1）提出方案根據以上分析，現提出以下三種在技術上可行的方案，分析如下：方案一：立井兩水平開拓主副井井筒均為立井，布置于井田中央，設兩個水平。方案二：立井單水平加暗斜井開拓主副井均位于井田中央，采用暗斜井延深，暗斜井位于煤層底板巖層中。方案三：立井兩水平主井暗斜井延伸副井直接延伸開拓主副井均位于井田中央，分兩個水平開采。方案一:立井兩水平開拓項目數量(10m)基價(元)費用(M元)費用(M元)基建費用(M元)①主井開鑿表土段21104915220.3215801.4467基巖段8766796581.1252②副井開鑿表土段21116267244.16071073.353基巖段8597552829.192③井底車場巖巷12041874502.488502.448一水平石門巖巷23641874988.2264988.2264二水平石門巖巷470418741968.0781968.078④小計5333.552生產費用(M元)⑤立井提升系數煤量(Mt)提升高度(km)基價(元/t.km)第一水平1.26210.40.781.69300.695第二水平1.25901.70.361.64079.255⑥排水涌水量(m3)時間(h)服務年限(年)基價(元/t.km)400876054.660.285362.802⑦石門運輸系數煤量(Mt)平均運距(km)基價(元/t.km)第一水平1.26210.41.180.353077.874第二水平1.25901.72.360.355849.765⑧小計27670.39合計⑨費用(M元)30214.23方案二:立井兩水平加暗斜井開拓項目數量(10m)基價(元)費用(M元)費用(M元)基建費用(M元)①主井開鑿表土段21104915220.3215220.3215基巖段6866796454.2128454.2128斜井段229524001199.961199.96②副井開鑿表土段21116267244.1607244.1607基巖段6697552643.8432643.8432斜井段246692781704.2391704.239③井底車場巖巷12041874502.488502.488一水平石門巖巷23641874988.2264988.2264④小計5957.451生產費用(M元)⑤立井提升系數煤量(Mt)提升高度(km)基價(元/t.km)一水平提升1.26210.40.511.66081.224暗斜井提升1.25901.72.30.426841.251⑥排水涌水量(m3)時間(h)服務年限(年)基價(元/t.km)400876054.660.326128.916⑦石門運輸系數煤量(Mt)平均運距(km)基價(元/t.km)一水平石門1.25240.61.280.352817.347⑧小計21868.74合計⑨費用(M元)27826.19方案三:立井兩水平主暗斜井副井直接延伸開拓項目數量(10m)基價(元)費用(M元)費用(M元)基建費用(M元)①主井開鑿表土段21104915220.3215220.3215基巖段6866796454.2128454.2128斜井段229524001199.961199.96②副井開鑿表土段21116267244.1607244.1607基巖段8597552829.192829.192③井底車場巖巷12041874502.488502.488一水平石門巖巷23641874988.2264988.2264④小計6402.231生產費用(M元)⑤立井提升系數煤量(Mt)提升高度(km)基價(元/t.km)一水平提升1.26210.40.511.66081.224暗斜井提升1.25901.72.30.426841.251⑥排水涌水量(m3)時間(h)服務年限(年)基價(元/t.km)400876054.660.326128.916⑦石門運輸系數煤量(Mt)平均運距(km)基價(元/t.km)一水平石門1.25240.61.280.352817.347⑧小計21868.74合計⑨費用(M元)28270.97方案方案一方案二方案三名稱立井兩水平開拓立井兩水平加暗斜井開拓立井兩水平加主暗斜井開拓基建費用(M元)5333.5525957.4516402.231生產費用(M元)27670.3921868.7421868.74合計(M元)30214.2327826.1928270.97百分比104.467100101.5984.2井基本巷道4.2.1井筒斷面尺寸筒斷面尺寸，主要是根據提升容器的種類、數量及外形尺寸；井筒裝備的類型、規格、最小允許間隙；井筒的用途、管路、電纜、梯子間的平面尺寸來確定。本礦井采用立井開拓，井筒穿過表土沖積層，含水層等，礦井的年產量為180萬t。選用副井井筒直徑7.2m的圓形井筒，井深571m。井筒裝備采用一隊1.5t雙層四車帶平衡罐籠。其型號為CK4JT-140。井筒采用鋼筋混凝土支護。混凝土壁厚500mm,充填50mm。主井采用直徑為6.0m的圓形井筒，井深586m,提升容器采用一對16t箕斗。其型號為CK4JT-139。井筒采用鋼筋混凝土支護，混凝土壁厚400mm,充填100mm。風井采用直徑為5.0m的圓形井筒，其內布置梯子間，作為緊急出口。井壁厚350mm，充填50mm。主井，副井，風井斷面及裝備示意圖見圖4-3-1，圖4-3-2，圖4-3-3。圖4-3-1主井斷面及裝備示意圖圖4-3-2副井斷面及裝備示意圖圖4-3-3風井斷面及裝備示意圖風速校核公式如下：式中：——通過井筒的風速，m/s；——通過井筒的風量，m3/s；——井筒的凈斷面積，m2；——井筒的有效斷面系數，圓形井為0.8；——《安全規程》規定的允許最大風速。副井：＝5.528m/s風井：＝12.7315m/s表4-6井筒特征井筒名稱主井副井南風井北風井井口坐標X(m)51744517760516503517731Y(m)3975171397420239743643977814Z(m)136136140154用途提煤提人,運料,排矸，排水回風回風提升設備一對16t箕斗。其型號為CK4JT-1391.5t雙層四車帶平衡罐籠。其型號為CK4JT-140井筒傾角(°)90909090斷面形狀圓形直徑6.0m圓形直徑7.2m圓形直徑5.0m圓形直徑5.0m支護方式鋼筋混凝土鋼筋混凝土混凝土混凝土井筒壁厚(mm)400500350350提升方位角(°)159159井筒深度(m)856841420395斷面積凈m2)28.2740.7119.6319.63掘m2)36.3254.1031.1731.174.2.2井底車場圖4-5井底車場1——主井；2——副井；3——主副井聯絡巷；4——等候室；5——主要運輸巷道；6——副井重車線；7——副井空車線；8——通路；9——水泵房；10——變電所；11——水倉。《煤炭工業設計規范》規定，輔助運輸采用固定式礦車列車時，應有下列要求：1）大型礦井主、副井空、重車線有效長度應各容納1.0～1.5列列車；2）副井空車線一側應并列布置一條材料車線，大型礦井材料車線有效長度應容納15輛材料車或1.0列材料車。由于采用膠帶輸送機運煤，可不設主井的空、重車線。4.2.3說明井底車場各種硐室的布置（1）主井系統硐室主井系統硐室有裝載硐室、井底煤倉、清理撒煤硐室。清理撒煤方式采用扒裝機清理撒煤。上述硐室的布置，主要取決于地質及水文地質條件，確定井筒位置時，要注意將箕斗裝載硐室在堅硬穩定的巖層中，其它硐室位置則由線路布置所定，清理井底撒煤硐室的出口要布置在主井的重車線側。（2）副井系統硐室副井系統硐室有馬頭門，中央水泵房，水倉及清理水倉硐室，中央變電所及等候室等。為使主變電所向主排水泵房的供電線路最短，主變電所和主排水泵房聯合布置在副井井筒與井底車場連結處。為了便于設備的檢修及運送，水泵房靠近副井空車線一側。水倉入口在空車線上，入口處標高為井底車場標高最低處，以便水倉能裝滿水。水倉采用水倉清理機進行機械清理。（3）其它硐室其它硐室有調度室，醫療室，架線電機車庫及修理車間，井下火藥庫，消防材料庫等。其位置應根據線路布置和各自要求確定。4.2.4主要開拓巷道我國煤礦常用的巷道斷面形狀是梯形和直墻拱形，其次是矩形。矩形巷道斷面利用率高但承載能力低，一般用于服務年限較短得巷道，梯形的斷面利用率較拱形高，但承壓性能較拱形差，故梯形斷面常用于服務年限不長，圍巖穩定，地壓不大的巷道。半圓拱形斷面的承壓性能，比三心拱好，拱部成形比較容易，其斷面利用率比較高，施工方面方便。本礦井第一水平運輸大巷、主石門及總回風道服務年限超過30年，服務年限較長，故綜合本礦巷道圍巖的實際情況，選用半圓拱形斷面。圖4—6運輸大巷斷面圖巷道特征圍巖類別斷面（m2）掘進尺寸（mm）噴射厚度mm錨桿凈周長(m)凈掘寬高形式外漏長度排列方式間排距錨深規格L×Φ巖14.216.248003900100鋼筋沙漿50矩形80016001900×1614.4圖4—7軌道大巷斷面圖巷道特征掘進斷面16.6m2錨桿間距800mm噴層厚度100mm凈斷面14.3m2錨深1600mm巷道坡度3‰水溝S掘0.36m2錨桿排距800mm巖石硬度F=4~6水溝S凈0.20m2錨桿排數12根凈周長14.8m每米錨桿數15根圖4—8南翼運輸石門斷面圖巷道特征圍巖類別斷面（m2）掘進尺寸（mm）噴射厚度mm錨桿凈周長(m)凈掘寬高形式外漏長度排列方式間排距錨深規格L×Φ巖14.216.248003900100鋼筋沙漿50矩形80016001900×1614.4圖4—9南翼軌道石門斷面圖巷道特征掘進斷面16.6m2錨桿間距800mm噴層厚度100mm凈斷面14.3m2錨深1600mm巷道坡度3‰水溝S掘0.36m2錨桿排距800mm巖石硬度F=4~6水溝S凈0.20m2錨桿排數12根凈周長14.8m每米錨桿數15根

圖4—10總回風石門斷面圖巷道特征掘進斷面16.7m2錨桿間距800mm型式樹脂錨桿凈斷面15.7m2錨桿排距800mm外露長度100mm掘進寬度4800mm錨桿長度2100mm噴層厚度100mm掘進高度4000mm錨桿直徑16mm巷道坡度3‰凈周長15m排列方式菱形巖石硬度F=4~65準備方式——帶區巷道布置5.1煤層地質特征5.1.1帶區位置設計首采帶區（一帶區）位于井田東翼，大巷中部。5.1.2帶區煤層特征帶區所采煤層為二號煤層，其煤層特征：二1煤層塊狀，全亮型或暗，鋼灰色，金剛光澤，主要由亮煤組成，呈中－寬條帶狀結構，鏡煤和亮煤均有所見。煤層平均厚度6米，煤層傾角5.5度。二1煤-750米水平以下多為N2~CH4含量為5.06cm3/g。因此，根據煤炭資源地質勘探規范的規定。應屬低沼氣礦井。但應注意瓦斯有淺部向深部增加的趨勢。5.1.3煤層頂底板巖石構造情況直接頂：以砂質泥巖、泥巖為主，深灰色，致密塊狀，含砂量由下向上逐漸增大，中上部含大量完整植物化石，裂隙發育，硬度為3度，易冒落，平均厚2.5m。井田南北翼巖性差別明顯；南翼以砂質泥巖為主，局部為泥巖或灰白色細～中粒砂巖，厚1～3m，最厚可達8m左右；北翼多為泥巖，含砂量小，易碎，頂板壓力大，工作面支護困難。老頂：灰白色砂巖，細～中粒，塊狀，泥、鈣質膠結，磨園度中等，斜層理發育，裂隙較發育，常與第二層砂巖合并，不易冒落，厚度2.5～6.6m，平均4.5m。直接底：灰色泥巖或砂質泥巖，局部含砂量較高，含植物根化石和泥質結核，偶有底凸，易碎，抗壓性差，遇水易膨脹，底部為4煤，局部夾0.5～1.0m的灰白色細砂巖，厚0.07～4.0m。老底：灰色砂質泥巖或互層，呈互層時，一般為3m左右，為砂質泥巖時，厚度大，有時可達10m以上，局部夾煤屑或極薄炭質泥巖，該巖石與下部泥巖分界不明顯。二1煤層：頂部為灰白色細砂巖，中央薄層深灰色泥巖，形成明顯的沉積韻律和條帶狀層理，沿走向及傾向層位穩定，易于辨認，是控制該煤層的良好輔助標志。有個別地段相變為砂質夾薄層泥巖，但其條帶狀層理仍然顯而易見。有的地段厚度變薄多為二煤組沉積發育所致。5.1.4水文地質帶區內水文地質條件較簡單，涌水來源主要為上覆砂巖、粉砂巖等弱含水層裂隙水，預計正常涌水量為300t/h，最大涌水量為400t/h5.1.5地質構造帶區內地質構造簡單，煤層整體呈南高北低的單斜構造，造成煤層底板有小的波動，但變化不大，煤層傾角平均5.5°，局部7°，帶區內無較大斷層。5.1.6地表情況地表平坦無村莊，無河流，無道路，可以采用全部垮落法處理采空區，并可以在穩定后建設所須各種道路等建筑物。5.2帶區巷道布置及生產系統5.2.1帶區準備方式的確定帶區準備方式優點，不需要開掘上山，大巷掘出后便可以掘條帶斜巷、開切眼和必要的硐室車場，因此巷道系統簡單；運輸系統環節少，費用低，系統簡單，運輸設備、數量和輔助人員少；工作面長度可保持等長，對綜合機械化非常有利；受斷層影響小；技術經濟效果顯著，國內實踐表明，在工作面單產、巷道掘進率、采出率、勞動生產率和噸煤成本等幾項指標方面，都有顯著提高和改善。由于帶區準備方式存在的問題，帶區車場較多，為解決這個問題，采用在煤層中開平巷，五個條帶共享兩條平巷運送材料、運煤，關于工人進工作面距離太長的問題，可以采用一些方法解決。5.2.2帶區巷道布置1.帶區煤柱為保證帶區的采出率，在開采的過程中，條帶之間采用跳采的開采形式，并保證兩翼均衡開采的方法，當已開采結束的工作面穩定后，采用沿空掘巷的方法掘進巷道，大約留三到五米的小煤壁保證采空區的瓦斯以及涌水不會危機到掘進巷道工人的安全，這樣能很有效的提高條帶的采出率，充分體現了本礦井設計對國家一些要求的執行。2.條帶要素首采帶區一帶區位于大巷東側，走向長平均1968m，傾向長平均2010m。帶區內劃分5個條帶，條帶平均長2010m，寬200m,工作面長200m，兩條條帶斜巷均寬5米，在中部開一切眼便于掘進通風，與進風巷的夾角一般為85°如果采用一個工作面來滿足日生產量，則日循環進尺為：1×5454.4/（200×6×1.5）=3.9m3.開采順序首采帶區為一帶區，然后依次采二、三、四帶區。帶區內不留設條帶煤柱，故各區段之間采用跳采，首采工作面為2101工作面，然后跳采下一個條帶。4.帶區通風帶區內各工作面采用一進一回U型通風系統，工即：工作面南側（進風側）布置一條進風巷，北側（回風側）布置一條巷道，工作面上隅角瓦斯采用定期抽放。5.帶區運輸帶區內條帶運輸斜巷鋪設B=1200mm的膠帶輸送機，運輸煤炭到大巷膠帶運輸機，帶區內輔助運輸采用卡軌車運輸，材料車從井底車場出來，經回風大巷到集中運輸平巷再到回采工作面的輔助運輸斜巷，再到工作面5.2.3帶區生產系統1.運煤系統煤由工作面刮板運輸機—→斜巷轉載機、破碎機—→斜巷膠帶輸送機—→條帶煤倉—→大巷膠帶輸送機—→井底煤倉—→立井箕斗—→地面。2.輔助運輸系統工作面設備材料經副立井罐籠運至井底，用卡軌車運至工作面。運輸路線如下：地面—→副立井—→-750m井底車場—→軌道石門—→軌道大巷—→材料車場—→帶區回風煤門—→帶區運料平巷—→分帶運料斜巷—→工作面3.通風系統帶區2101工作面風流路線為：副立井—→井底車場—→軌道石門—→軌道大巷—→進風行人斜巷—→帶區運料平巷—→分帶運料斜巷—→工作面—→分帶回風斜巷—→帶區運煤平巷—→回風斜巷—→回風石門—→南風井。地面通風系統風流路線如圖5.1。4.排矸系統矸石由礦車經由軌道進風大巷運至井底車場，再由罐籠提至地面。5.供電系統供電：地面變電站—→副立井—→中央變電所—→軌道石門—→軌道大巷—→帶區運料平巷—→工作面6．排水系統工作面的水會自動流入大巷，部分不能的采用抽排的方法排至大巷，經由大巷水溝流至井底水倉，再由主排水泵排至地面。5.2.4帶區內巷道掘進方法帶區內所有工作面條帶斜巷均沿底板掘進，采用綜掘機及其配套設備施工，后配備膠帶和SGW-40T型溜子組成的機械化掘進，采用綜掘機掘進，梭車、給料破碎機、加膠帶、溜子運煤。錨桿機完成巷道頂錨桿和錨索的打眼、安裝工作；掘進通風：采用局部通風機通風，由于巷道太長，為保證安全，一般在一半距離的時候開中切眼。每個掘進工作面配備兩臺FD-Ⅱ型2×55KW局扇，通風方式為抽出式。5.2.5帶區生產能力及采出率1.帶區生產能力由于綜放工作面產量大，只布置一個綜放工作面即可滿足礦井產量要求。1）綜放工作面的生產能力，按下式計算：A0=LV0MγC0+L×B×M0×N×γ×C1（5.1）式中：A0——工作面生產能力，M/t；L——工作面長度，m；170mM——割煤厚度，m；2.8mM0——放頂煤厚度，m；3.2mV0——工作面年推進長度，V。=330×5×0.8=1320（m/a）γ——煤層容重，1.5t/m3C0——割煤回采率，取c＝0.93C1——放頂煤回采率，取c＝0.85則：A0=170×2.8×1320×1.5×0.93+170×3.2×1320×1.5×0.85=1.79（M/t）帶區生產能力為：AB=k1k2（5.2）式中n——同時生產的工作面數，n=1；k1——帶區掘進出煤系數，取k1=1.1；k2——工作面之間出煤影響系數，n=1時，k2＝1。則AB=k1k2＝1.1×1×1.79＝1.97Mt>1.8Mt礦井設計井型為1.80Mt/a，帶區生產能力為1.97Mt/a，能滿足礦井的產量要求。2.帶區采出率帶區內實際采出煤量與帶區內工業儲量的百分比稱為帶區采出率。按下式計算：帶區采出率=帶區實際采出煤量/帶區工業儲量×100%（5.3）帶區開采損失主要有：工作面落煤損失，約占3%；帶區內條帶煤柱不可回收損失；帶區內斷層煤柱損失等。帶區內工業儲量為：19.835Mt帶區內實際采出煤量為：15.89Mt則：帶區采出率=15.89/19.835×100%=82.1%根據《煤炭工業設計規范》規定：采（盤）區采出率：厚煤層不低于0.75，中厚煤層不低于0.8，薄煤層不低于0.85。設計首采帶區采出率為80.0%，符合《煤炭工業設計規范》規定。5.3帶區車場選型設計5.3.1帶區車場的形式和線路布置本設計帶區煤層運料平巷通過帶區下部車場與回風大巷相連接，除了帶區下部車場，帶區內沒有其它車場。帶區下部車場采用順向平車場（如圖5—2），通過提升絞車提升；絞車房獨立通風，并設置風窗調節風量；分帶運料斜巷內采用無極繩絞車牽引礦車進行輔助運輸。5.3.2帶區車場的調車方式裝滿設備和材料的小礦車或材料車由電機車牽引從軌道大巷進入帶區車場。在帶區車場下部停車線上，礦車與電機車脫鉤，小礦車和材料車通過提升絞車提至平車場的平臺摘鉤，然后沿著礦車行進方向進入帶區煤層運料平巷。帶區煤層傾角小，平均5.5°。為保證安全可靠，建設煤層集中平巷，解決了車場問題。圖5—2帶區下部車場型式圖5.4帶區主要硐室1、帶區煤倉在分帶運輸斜巷與帶區煤層運煤平巷連接處，大巷兩側對應兩個帶區設一個帶區煤倉。帶區煤倉采用垂直煤倉，斷面為圓形，煤倉高度為21m，用混凝土砌碹支護，壁厚300mm。煤倉容量按采煤機連續作業割一刀煤的產量計算：Q=Q0+LMbγC0kt（5.4）式中 Q——煤倉容量，t； Q0——防空倉漏風留煤量，取Q0=10t； L——工作面長度，L=200m； M——采高，M=3.2m；M0——放頂煤厚度，m；3.2m b——進刀深度，b=0.8m； γ——煤的容重，γ=1.5t/m3； C0——割煤回采率，取c＝0.93C1——放頂煤回采率，取c＝0.85