PAGE2摘要本設計包括三個部分：一般部分、專題部分和翻譯部分。一般部分為開元煤礦4.0Mt/a新井設計，共分10章：1.礦區概述及井田地質特征；2.井田境界和儲量；3.礦井工作制度、設計生產能力及服務年限；4.井田開拓；5.準備方式—采區巷道布置；6.采煤方法；7.井下運輸；8.礦井提升；9.礦井通風與安全技術；10.礦井基本技術經濟指標。開元煤礦位于山西省晉中市境內，井田南部有石太鐵路和太舊高速公路，交通十分便利。井田走向（東西）長平均約5km，傾向（南北）長平均約5.5km，井田水平面積為27.5km2。主采煤層三層，即3號、9號和15號煤層，平均傾角7.5°，厚約3.03m、4.26m和3.98m。井田地質資源/儲量為478.88Mt，工業資源/儲量為456.80Mt，設計資源/儲量為455.65Mt，可采資源/儲量445.56Mt，礦井服務年限為72.72a。井田地質條件簡單。表土層平均厚度40m；礦井正常涌水量為140m3/h，最大涌水量為220m3/h；煤層硬度系數f=2.3，煤質為瘦煤、貧煤；礦井相對瓦斯涌出量為6.69m3/t，絕對瓦斯涌出量為56m3/min，為高瓦斯礦井，無自燃發火傾向，為Ⅲ不易自燃煤層；煤層無爆炸危險。礦井采用雙立井單水平開拓，采用中央分列式通風。一礦兩面，采煤方法為傾斜走向長壁采煤法。煤炭運輸采用鋼絲繩芯膠帶，輔助運輸采用無軌膠輪車運輸。礦井年工作日為330d，每天凈提升時間16h。礦井工作制度為：實行“三八”制。專題部分題目是新元礦瓦斯抽放分析。翻譯部分是一篇關于礦井巷道維護的論文，英文原文題目為：Methodofbranchariflowforcalculatingacomplicatedmineventilationnetworks。關鍵詞：片盤開拓；采區；傾斜長壁采煤法；大采高；

ABSTRACTThisdesigncanbedividedintothreesections:generaldesign,monographicstudyandtranslationofanacademicpaper.Thegeneraldesignisabouta4.0Mt/anewundergroundminedesignofkaiyuancoalmine.Itcontainstenchapters:1.overviewandthegeographicalfeaturesoftheminingfield;2.boundaryandreservesoftheminingfield;3.workingsystem,designedminecapacityandminelife;4.developmentofminingfield;5.preparationinstripdistrict;6.coalminingmethod;7.undergroundconveying;8.mineexaltation;9.mineventilationandsafetytechnology;10.thebasictechnicalandeconomicindex.KaiyuancoalmineliesinYangquan,Shangdongprovince.Asshitairailwayandtaijiuhighwayrunacrossthesouthernpartoftheminingfield,thetrafficisveryconvenient.It’sabout5kmonthestrikeand5.5kmonthedip,withthe27.5km2totalhorizontalarea.Theminablecoalseamsofthismineare3and9and15withtheaveragethicknessof3.03mand4.26mand3.98m,theaveragedipof7.5°.Thegeologicalresources/reservesofthiscoalmineare478.88Mt,theprovedresources/reservesare456.80Mt,thedesignedresources/reservesare455.65Mtandtheminableresources/reservesare445.56Mt,withaminelifeof72.72years.Thegeologicalconditionofthemineisrelativelysimple.Thenormalmineinflowis140m3/handthemaximummineinflowis220m3Thismineadoptsverticalshaftdevelopmentwithonemininglevelandcentralizedventilation.Theadoptedcoalwinningmethodislongwallminingtothediportotherise.Thebeltconveyorisappliedtotransportcoalandtracktransport,isusedintheauxiliaryconveying.Theworkerswork330daysperyear,andexaltate16hoursoneday.The“three-eight”workingsystemisappliedforcoalmining.ThemonographicstudyisAnalysisonRoofStructure’sStabilityofLongwallMininginShallowSeam.ThetranslatedacademicpaperisaboutReinforcingCoalMineRoofwitholyurethane.ItstitleisthatReinforcingCoalMineRoofwitholyurethaneKeywords：CoalminingGroundcontrolRooffallsRoofsupportPolyurethane目錄摘要 1ABSTRACT 2一般部分1井田概況及地質特征 21.1井田概況 21.1.1交通位置 21.1.2地形地貌 31.1.3氣象 31.1.4地震 31.1.5電源條件 31.1.6水文情況 31.1.7水源條件 31.1.8礦區工農業生產概況 31.2地質特征 41.2.1地層 41.2.2地質構造 61.2.3水文地質 91.3煤層特征 101.3.1各可采煤層分述如下： 101.3.2煤質 111.3.3瓦斯、煤塵及煤自燃和地溫 112井田境界和儲量 132.1井田境界 132.2井田勘探 142.2.1井田勘探工作 142.2.2鉆孔測量工作 152.3礦井各類儲量的計算 172.3.1礦井地質資源儲量的計算 172.3.2礦井的工業資源/儲量計算 202.3.3礦井設計資源/儲量 212.3.4煤層礦井設計可采資源/儲量 223礦井工作制度、設計生產能力及服務年限 253.1礦井工作制度 253.2礦井設計能力及服務年限 253.2.1確定依據 253.2.2確定礦井設計生產能力 253.2.3礦井服務年限 263.2.4井型校核 274井田開拓 284.1井田開拓的基本問題 284.1.1確定井筒形式、數目、位置及坐標 284.1.2工業場地的位置 294.1.3開采水平的確定及采區的劃分 294.1.4礦井開拓延伸方案及階段劃分 304.2礦井基本巷道 414.2.1井筒 414.2.2井底車場及硐室 414.2.3主要開拓巷道 425準備方式——采區巷道布置 485.1煤層地質特征 485.1.1采區位置 485.1.2采區煤層特征 485.1.3地質構造 485.1.4頂底板特性 485.1.5水文地質 485.2采區巷道布置及生產系統 495.2.1采區走向長度的確定 495.2.2確定區段斜長和區段數目 495.2.3煤柱尺寸的確定 495.2.4采區上、下山布置 505.2.5區段平巷的布置 505.2.6采區內工作面的接替順序 505.2.7采區通風、運輸及其它系統 505.2.8采區內各種巷道的掘進方法 525.2.9采區生產能力 555.2.10采區采出率 565.3采區車場及主要硐室 575.3.1采區下部車場設計 575.3.2采區主要硐室 586采煤方法 596.1采煤工藝方式 596.1.1采區煤層特征及地質條件 596.1.2確定采煤工藝方式 596.1.3回采工作面長度的確定 596.1.4回采工作面的推進方向和推進度 606.1.5回采工作面破煤、裝煤方式 606.1.6回采工作面支護方式 626.1.7端頭支護及超前支護方式 636.1.8各工藝過程注意事項 656.1.9回采工作面正規循環作業 656.2回采巷道布置 676.2.1回采巷道布置方式 676.2.2回采巷道支護參數 687井下運輸 707.1概述 707.1.1井下運輸設計的原始條件和數據 707.1.2礦井運輸系統 707.1.3礦井運輸設備選型應遵循以下原則： 707.2采區運輸設備的選擇 717.2.1工作面運煤設備的選型 717.2.2采區煤炭運輸設備選型及驗算 737.2.3煤炭運輸大巷設備選型及驗算 757.3輔助運輸方式和設備選擇 757.3.1選擇無軌膠輪車 757.3.2設備選擇 758礦井提升 788.1礦井提升的原始數據和條件 788.2主副斜井提升 788.2.1主斜井提升 788.2.2副斜井提升 799礦井通風設計 809.1礦井概況 809.2礦井通風系統和通風方式 809.2.1礦井通風系統的基本要求 809.1.3礦井通風方式的確定 819.1.4主要通風機工作方式選擇 829.2.4采區通風 829.2.5工作面通風 849.2.6回采工作面進回風巷道的布置 849.2.7通風構筑物 859.3風量計算及分配 859.3.1配風的原則和方法 859.3.2總風量的計算 859.2.2備用面需風量的計算 879.2.3掘進工作面需風量 879.2.4硐室需風量 889.2.5其它巷道所需風量 889.2.6礦井總風量計算 889.3.7風量分配 899.3礦井通風總阻力計算 899.3.1礦井通風總阻力計算原則 899.3.2確定礦井通風容易和困難時期 909.3.3礦井最大阻力路線 909.3.4礦井通風阻力計算 939.3.5礦井通風總阻力 959.3.6兩個時期的礦井總風阻和總等積孔 959.4選擇礦井通風設備 969.4.1選擇主要通風機 969.4.2電動機選型 989.5防止特殊災害的安全措施 999.5.1瓦斯管理措施 999.5.2煤塵的防治 999.5.3預防井下火災的措施 1009.5.4防水措施 10010設計礦井基本技術經濟指標 101參考文獻 103專題部分淺埋煤層長壁開采頂板結構穩定性分析 1051緒論 1051.1課題研究背景 1051.1.1煤炭在國內外的重要作用 1051.1.2煤層開采存在的困難 1061.2問題的提出和研究的意義 1061.2.1問題的提出 1061.2.2研究的目的及意義 1071.3本課題已有的研究成果與現狀分析 1081.3.1國外的研究工作 1081.3.2國內的研究工作 1091.4研究的內容和方法 1091.4.1研究內容 1091.4.2研究方法 1102淺埋煤層的長壁開采及關鍵層理論 1112.1淺埋煤層的定義及淺埋煤層礦壓顯現的基本規律 1112.1.1淺埋煤層的定義 1112.1.2淺埋煤層礦壓顯現的基本規律 1112.2長壁開采法在采煤過程中的應用 1132.2.1長壁開采法采煤系統 1132.2.2長壁開采的優越性和發展趨勢 1152.3關鍵層理論在頂板控制中的應用 1152.3.1關鍵層理論的提出 1152.3.2關鍵層的基本特征 1162.3.3關鍵層的判別 1162.4小結 1193淺埋煤層長壁開采頂板巖層災害機理研究 1203.2頂板初次破斷的形態及其機理 1213.2.1“三鉸拱結構”的非對稱性 1223.2.2頂板初次破斷后的結構穩定性分析 1233.3頂板關鍵層的后屈曲性態 1263.3.1頂板關鍵層的初始后屈曲 1263.3.3工程實例 1283.4小結 1294結論 1294.2展望 130參考文獻 131翻譯部分ReinforcingCoalMineRoofwitholyurethaneInjection:4CaseStudies 1341Background 1342CurrentPURInjectionDesignProcess 1353CaseHistories 1363.1WestVirginiaCoalMine—FracturedRoof 1363.1.1VideoDiagnostics 1373.1.2PURInjectionintotheBeltwayRoof 1373.1.3LocationofPURAfterInjectionintotheBeltwayRoof 1383.2WesternPennsylvaniaCoalMine—FracturedRoof 1423.3BrucetonSafetyResearchCoalMine—UnfracturedRoof 1433.4WesternPennsylvaniaCoalMine—UnfracturedRoof 1464Discussion 1495Conclusions 150加強聚氨酯注射煤炭礦井頂板：4個案例研究， 1521背景 1522.目前的聚氨酯注入設計流程 1533事件過程 1533.1西弗吉尼亞州煤礦——破碎頂板 1533.1.1視頻診斷 1543.1.2聚氨酯注入到巷道頂板 1553.1.3聚氨酯注入到巷道頂板后的位置 1553.2賓夕法尼亞州西部煤礦——破碎頂板 1583.4賓夕法尼亞州西部煤礦——破碎頂板 1624討論 1655結論 166致謝 168第168頁一般部分1井田概況及地質特征1.1井田概況1.1.1交通位置開元煤礦現礦井工業廣場東距壽陽縣城約14km，井田中部有壽陽~段王運煤鐵路專用線，井田南部有石~太鐵路線，經壽陽東站可達全國。壽陽站通往全國各大城市里程見表1-1。表1-1壽陽站通往全國各大城市里程表地名石家莊北京秦皇島連云港上海鄭州西安里程km鐵路1504338319881416562732公路16048575013501750570圖1-1交通位置圖307國道從井田中部通過，太（原）-舊（關）高速公路從井田南部通過，交通十分方便。交通位置圖見圖1-1.1.1.2地形地貌井田位于壽陽、陽泉構造堆積盆地區的西北部，屬黃土丘陵地貌，梁、峁比較發育且平坦，溝谷多呈“U”字形寬谷、井田內大面積為第四系黃土及第三系紅土所覆蓋，沖溝中有基巖出露，為石炭系太原組及二疊系上、下石盒子組地層。井田地勢總的趨勢為西高東低，北高南低，最高點在井田西南的寺兒溝，標高為1247.3m；最低點在井田東南的寺莊，標高為1062.7m，最大高差為184.6m，一般相對高差多在40-100m之間。1.1.3氣象井田地處黃土高原，氣候干燥，晝夜溫差變化大。降水量：平均年降水量為505.41mm，降水多集中在6-9月，7、8兩個月最多，多為暴雨常夾冰雹；蒸發量：平均年蒸發量為1754.16mm,年最高達2265.0mm，年最低為1483.8mm；氣溫：年平均氣溫為7.60℃，一月份最冷，平均-8.80℃，七月份最熱，平均氣溫為21.60℃；風向：風向夏季為東南、冬季為西北；風速：年平均風速為2.48m/s，最大月平均為3.9m/s，最小月平均為1.0m/s；霜期：初霜期9月中旬，終霜期為次年的4月中旬，長達7個月之久，全年無霜期為148天；凍土深度：最大凍土深度為1.10m。1.1.4地震按山西省城市（縣城）地震基本烈度區劃圖，該區屬七級基本地震烈度區。1.1.5電源條件現礦井工業場地建有35kV變電所，雙回35kV電源引自新元煤礦110kV降壓站。風井工業場地兩回6kV供電電源,均引自開元礦35kV變電所的6kV不同母線段。當其中任一回路發生故障時,另一回能擔負風井全部負荷用電。1.1.6水文情況礦區內的河流屬黃河流域汾河水系。較大的河為龍門河，自北西向南東流經井田中部，為季節性河流。龍門河在白家莊與人字河匯合，向南東至壽陽縣折向南西入瀟河，向西注入汾河。1.1.7水源條件2000年在礦井工業場地內已打一眼深井，通過抽水試驗，各項指標均滿足國家生活及工業用水標準。風井工業場地供水水源為水車送水或打淺井及利用礦井井下排水。1.1.8礦區工農業生產概況該區以農業為主，農作物以玉米、谷子、豆類為主，此外種植一些經濟作物，如蔬菜、瓜果等。工業主要以是采礦、冶煉及建材為主。

圖1-1地質綜合柱狀圖1.2地質特征1.2.1地層井田位于沁水煤田西北隅，屬掩蓋——半掩蓋區，新生界地層廣泛分布，基巖零星出露于溝谷之內。地層由老到新依次為：奧陶系中統；石炭系中、上統；二迭系；第三系；第四系。（1）奧陶系（O）①.中統上馬家溝組（O2s）厚度為180.00~325.00m，平均厚度為298.32m。由淺灰、深灰色厚層白云質灰巖，含泥巖，角礫狀泥灰巖等組成，灰巖質純致密，普遍具有不均勻巖化現象。②中統峰峰組：（O2f厚度為122.59~238.30m，平均厚度為166.53m,由灰、黑、淺灰色白云質灰巖，花斑灰巖等組成，下部含石膏條帶，局部含星狀黃鐵礦。（2）石炭系(C)①.中統本溪組（C2b）厚度為29.94~68.62m,平均厚度為47.97m。主要由淺灰、灰色粉砂巖、砂質泥巖、泥巖、鋁質泥巖及2-4層石灰巖組成，夾淺灰色細粒砂巖及2-3層煤線。底部為透鏡狀分布的山西式鐵礦及G層鋁土礦，與下伏地層平行不整合接觸。②.上統太原組（C3t）厚度為104.11-134.21m,平均厚度為120.78m。以K1砂巖連續沉積于本溪組之上，由灰色、灰白色砂巖，灰黑色砂質泥巖、泥巖、深灰色石灰巖及煤層組成。石灰巖一般有4層，自下而上依次為K2下、K2、K3及K4石灰巖。含煤11層，編號依次為8、9上、9、11、12、13、13下、15、15下、16、17號，其中8、9、15、15下號4層可采。（3）二疊系（P）①.下統山西組（P1s）厚度為48.22~70.00m，平均厚度為60.00m。由灰、灰白色中細粒砂巖，深灰、灰黑色砂質泥巖、泥巖和煤層組成。底部以K7砂巖連續沉積于太原組之上。本組含煤6層，編號依次為1、2、3、4、5、6號，其中3、6二層可采。②.下統下石盒子組（P1x）厚度為111.60~133.14m，平均厚度為122.60m。以底部K8砂巖連續沉積于山西組之上，下部為灰黃、灰綠、灰黑色中細粒砂巖、砂質泥巖、泥巖、鋁質泥巖等。組成K8砂巖為灰、灰白色粗-細粒砂巖。上部為灰、灰綠色、灰黃色中粗粒長石，石英砂巖夾紫紅色砂質泥巖、泥巖。頂部為1-2層鋁質泥巖或含鋁質泥巖，富含菱鐵質鮞粒，風化后呈鮮艷的紫紅色斑塊，俗稱“桃花泥巖”，可作為輔助標志層，與頂部的上石盒子組分界。③.上統上石盒子組(P2s)厚度為235.00~438.45m，平均厚度為345.00m，以K12（獅腦峰砂巖）為界分為上下兩段。a段(P2s')自K10砂巖底至K12砂巖底。下部以黃綠色、灰綠色中細粒砂巖為主，夾黃褐、黃綠、紫褐色泥巖及砂質泥巖。上部以灰褐、暗紫等雜色砂質泥巖為主，夾黃綠色中細粒砂巖。b上段(P2s2)自K12砂巖底至K13砂巖底。K12砂巖為灰白色厚層狀含礫中粗砂巖、泥質、硅質、硅質膠結。其上為黃綠色、暗紫色細粒長石、石英砂巖與暗紫色、黃綠色砂質泥巖互層。（3）第三、第四系（R+Q)①.上第三系上新統(N2)厚度為0~25m，由鮮紅、暗紫色粘土，紫紅色細砂巖，淺灰色礫巖組成，不整合覆于各不同時代基巖之上。②下更新統(Q1)厚度為5~70m，下部為黃土、淡紅色細-粉砂土。中部為灰褐、黃灰色粘土夾泥灰巖薄層。上部主橙紅、深紅色粘土、亞粘土、夾多層古土壤層。③.中更新統(Q2)厚度為10~30m，淡紅、褐黃色亞粘土、粘土，夾古土壤層及1-3層鈣質結核，底部為淡紅色砂礫石層。④.上更新統(Q3)厚度為0~15m，井田內廣泛分布，為淡灰黃、土黃色亞粘土、亞砂土、含鈣質結核垂直節理發育。⑤全新統（Q4）厚度為0~20m，分布于各大溝谷之內，為近代沖洪積物、基巖風化砂土層。1.2.2地質構造（1）區域地質構造開元井田位于沁水煤田壽陽礦區西北部，陽曲一盂縣緯向構造帶南翼，其東西兩側受太行經向構造帶和新華夏系構造的控制，南部受壽陽西洛南北向構造帶的影響，整個礦區是在緯向與經向和新華夏系構造復合控制之下。（2）井田地質構造開元煤礦井田總體構造形態為一走向東西，向南傾斜的單斜構造，在此單斜上發育有次級的寬緩褶曲，使井田呈舒緩的波狀起伏，煤層傾角為2-8°，平均傾角為6°。①.褶曲井田內發育較大褶曲二條。放馬溝向斜：位于井田中部，放馬溝村南。走向近東西，北翼傾角110°，南翼傾角4—80°。井田內延伸約2500m。上峪背斜：位于井田中部，放馬溝向斜南。兩翼傾角4—60°。②.斷層該井田斷層比較發育，斷層走向大致成北東東向，主要受東西向區域構造（即：放馬溝向斜、上峪背斜）的影響，其中被鉆探或巷道揭露、三維地震探測的較典型的斷層表述一下（見表1-2、1-3）。a正斷層位于井田西北部，放馬溝村北。走向近東西，傾向南，傾角70—800。為209和H1號孔所揭露，209號孔缺失K3－K2下地層，使太原組地層縮短35m。H1號孔太原組缺失K3灰巖及其上、下部地層，使地層縮短17m。故該斷層斷距在17—35m間，井田內延伸長度約1200m。表1-2井田大型斷裂構造統計表斷層序號斷層性質落差延伸長度鉆孔或巷道揭露備注1（F12）正17～351200209、H1鉆孔井田西北部放馬溝村北2（F11）正20160位于F12斷層南屬其分支斷層3（F13）正15600位于F12斷層北走向北走向北東傾向南東4（F14）正7430位于F13斷層西與F12斷層基本平行延伸5（F19）正860023#孔揭露走向北東東傾向南6（F53）正16～301500210#孔揭露位于F12斷層北走向近似東西傾向南7（F54）正7.0500H2#孔揭露推斷其走向北東東傾向南8（F62）正12.0670巷道揭露位于井田西北角走向北東東傾向南9（Fh1）正6.0115巷道揭露位于井田北部H5號孔東走向東西傾向北10（Fh2）正6.0110巷道揭露位于Fh1斷層南走向北西傾向南西11（Fh3）正8.0130位于H5號孔南走向北東傾向北西12（Fh4）正7.0380巷道揭露位于P35號孔南走向北東東傾向南13（Fh5）正5.0130巷道揭露位于Fh4斷層南走向近東西傾向南b正斷層位于F12斷層南，屬其分支斷層。走向北東，傾向南東，傾角750，斷距20m，延伸長度約160m。c正斷層位于井田西北部，F12斷層北，走向北東，傾向南東，傾角850，斷距15m，延伸長度600m。（4）F14正斷層位于井田西部，F13斷層西，走向近東西，與F12斷層基本平行延伸，傾向北，斷距7m，延伸長度430m。（5）F19正斷層煤層斷層序號斷層性質落差延伸長度備注3#1正5.0125三維帶內北西處走向近似東西2正10.5240三維帶內南西處走向近似東西3正9.0300三維帶內中部走向北東4正7.0160三維帶內中部走向北西5正7.0250三維帶內中東部走向北西6正30.0480三維帶內中東部走向近似東西9#1正8.0160三維帶內北西部走向近似東西2正8.0300三維帶中部走向北東3正7.0130三維帶中部走向北西4正7.0180三維帶中部走向北西為23號孔揭露，測井解釋斷點深度348.40m，6號煤斷失，推斷其走向北東東，傾向南，斷距8m，延伸長度600m。（6）F53正斷層位于F12斷層北，走向近東西，傾向南，傾角800，斷距16—30m，延伸長度1500m。210號孔所遇即該斷層。（7）F54正斷層為H2號孔揭露，測井解釋斷點位置431.20m，推斷其走向北東東，傾向南，斷距7m，延伸長度500m。表1-35m以上落差斷層特征一覽表（三維地震帶內）5正7.0130三維帶中部走向北西6正7.0250三維帶中東部走向北西7正30.0720三維帶中東部走向近似東西15#1正10.0200三維帶西部走向近似東西2正10.0300三維帶中部走向北東3正5.0200三維帶中部走向北西4正7.0150三維帶中部走向北西5正27.0720三維帶中東部走向近似東西6正9.0170三維帶中東部走向北西15#下1正10.0180三維帶西部走向近似東西2正10.0280三維帶中部走向北東3正5.0160三維帶中部走向北西4正7.0120三維帶中部走向北西5正27.0750三維帶中東部走向近似東西6正9.0100三維帶中東部走向北西（8）F62正斷層位于井田西北角，為生產礦井巷道中所見，走向北東東，傾向南，傾角750，斷距12m，延伸長度約670m。（9）Fh1逆斷層位于井田北部，H5號孔東，巷道中所見，走向近東西，傾向北，傾角750，斷距6m，延伸長度115m。（10）Fh2正斷層位于Fh1斷層南，巷道中所見，走向北西，傾向南西，傾角750，斷距6m，延伸長度110m。（11）Fh3正斷層位于H5號孔南，走向北東，傾向北西，傾角750，斷距8m，延伸長度130m。（12）Fh4正斷層位于P35號孔南，巷道中所見，走向北東東，傾向南，傾角750，斷距7m，延伸長度380m。（13）Fh5正斷層位于Fh4斷層南，巷道中所見，走向近東西，南傾，傾角750，斷距5m，延伸長度130m。另外，三維地震勘探中發現一條落差30m的斷層，小于15米斷層36條；開采過程尚見到幾條斷距2—3.5m，延伸不長的層間小斷層。3.陷落往井田內陷落柱已證實的有35個，最大者長軸90m，短者20m；地表所見陷落極少，隱伏較多；三維地震解釋28個，最大者長軸254m,短者20m。陷落柱其規模大小不等，形狀以圓形和橢圓形為主。4.巖漿巖井田內無巖漿巖侵入現象，故對煤層及煤質無影響。1.2.3水文地質（1含水層及隔水層井田主要含水層自下而上為奧陶系中統石灰巖含水層、石炭系上統太原組石灰巖含水層、二迭系砂巖含水層、第四系砂石層等，各含水層分述如下：①.奧陶系中統石灰巖巖溶含水層奧陶系中統埋深130~570m，井田北部外圍大面積出露，本統分上、下馬家溝組及峰峰組，以上馬家溝組石灰巖含水層富水性最強。奧灰水位標高為+630m，井田內僅15號及15下號煤層在井田南部低于該標高。②.石炭系上統太原組石灰巖溶蝕裂隙含水層太原組含水層主要是K2、K2、K3、K4層石灰巖層，石灰巖單層厚度為2-3m，一般富水性弱，單位涌水量為0.0035L/s.m，滲透系數為0.0165m/d，水位標高為913.52m。水質類型HCO3·C1-Na型。③.二迭系砂巖裂隙含水層山西組，下石盒子組，主要以K7、K8砂巖及3號煤頂板砂巖為主要含水層，砂巖厚度大，且不穩定，單位涌水量為0.0004L/s·m,滲透系數為0.0019m/d,水位標高為1003.07m,水質屬HCO3·C1-Na型。上石盒子組，主要以K10、K12等砂巖為主要含水層，砂巖厚度不大且不穩定，單位涌水量為0.234L/s·m,滲透系數為0.13m/d,水位標高為1083.27m,水質屬HCO3-CO3·Na型。④.第四系砂礫石層含水層廣泛分布的第四系更新統及分布在河谷中的第四系全統，其砂礫石層含孔隙水。雨季含水豐富，旱季含水很小。本井田內主要隔水層有，奧灰頂面至15下號煤層頂板間的巖層，以泥質巖類為主，厚度為80m左右，石炭、二迭系各含水層間的巖層，也以泥質巖類為主，厚度大，沉積穩定。（1）礦井充水條件礦井主要充水含水層為山西組砂巖裂隙含水層，及太原組石灰巖溶蝕裂隙含水層，各含水層富水性弱，對礦井充水影響小，井田內奧灰水位標高為+630m左右，由于隔水層的存在，開采上組煤時，奧灰水對礦井無影響。井田內河谷第四系全新統砂礫石含水層距最上一層可采煤層3號煤100m，因此，煤層開采一般不受河谷第四系含水層地下水的影響。（3）礦井涌水量根據陽煤集團地質處提供的礦井涌水資料：礦井正常涌水量為140m3/h，最大涌水量為220m3/h。1.3煤層特征主要含煤地層為山西組和太原組含煤地層總厚度為180.78m，煤層總厚度為17.83m，含煤系數9.9%。共含16層煤，自上而下依次為1、2、3、4、5、6、8、9、11、12、13、13下、15、15下、16、17號。其中南部分區為3、9、15號煤層可采。1.3.1各可采煤層分述如下：(1)3號煤位于山西組中部，K8砂巖下20.0m左右。煤層厚度為2.50-3.90m，平均厚度為3.03m。煤層結構簡單，含或偶含1層夾石。頂、底板巖性以砂質泥巖和泥巖為主。本煤層屬全分區穩定可采煤層。(2)9號煤位于太原組上部，K4灰巖以上20m左右，煤層厚度為3.51-5.80m，平均厚度為4.33m，南部分區西部9號煤與8號煤合并，煤層明顯增厚，煤層含夾石在0—4層，其巖性為泥巖或炭質泥巖，厚度一般小于0.20m，煤層結構簡單。頂板為泥巖或砂質泥巖，局部為中、細粒砂巖。底板為砂質泥巖、泥巖、局部為粉砂巖或細粒砂巖。本煤層屬全分區穩定可采煤層。(3).15號煤位于太原組下部，K2石灰巖為其直接頂板，局部有薄層炭質泥巖偽頂。煤層厚度為1.42~4.89m，平均厚度為3.93m。南部分區東、西兩側變薄不可采，中間部分全部可采。底板為泥巖、砂質泥巖，局部為粉砂巖或細粒砂巖，本煤層屬局部可采煤層。表1-4煤層特征表煤號平均厚度煤層間距（m）最小一最大平均夾石層夾石厚度（m)穩定性33.0324.92~69.1243.949.6~70.0864.00~1較穩定94.260~4<0.2穩定153.930~3<0.2較穩定1.3.2煤質各煤層為中~高變質煤層，煤種屬瘦煤、貧煤。原煤灰分分別為3號煤25.19%；9號煤35.10%；15號煤24.47%。硫分分別為：3號煤0.34%；9號煤0.71%；15號煤2.81%。原煤揮發分：3號煤14.01~21.52%；9號煤13.24~34.51%；15號煤11.49~23.70%。發熱量分別為：3號煤26.72MJ/kg；9號煤22.15MJ/kg；15號煤25.44MJ/kg。1.3.3瓦斯、煤塵及煤自燃和地溫1.瓦斯相對瓦斯涌出量6.69m3/t，絕對瓦斯涌出量為56.16.69m3/min，屬高瓦斯礦井。2.煤塵爆炸性開元煤礦委托煤炭科學研究總院撫順分院瓦斯實驗室于2007年9月對可采煤層進行了測試，各煤層均無爆炸性。3.煤的自燃開元煤礦委托煤炭科學研究總院撫順分院通風防滅火實驗室于2007年9月對可采煤層進行了測試，各煤層為三類不易自燃。4.礦井地溫本井田內地溫正常，地溫梯度1.46℃/100m。

2井田境界和儲量2.1井田境界開元煤礦井田位于山西省壽陽縣城西北14km處，地理坐標：東經112°59′24″——113°02′47″，北緯37°55′06″——37°58′35″，井田成長方形，南北長約5.5km，東西長約5km，面積27.5km2，如圖2-1所示。四鄰關系：西與壽陽縣段王煤礦相接，南與陽煤集團新元礦井井田相接，東與壽陽縣平舒鄉小煤礦相鄰。圖2-1井田范圍2.2井田勘探2.2.1井田勘探工作(1)原華北煤田地質勘探局大地隊及148隊，于1957年-1958年自盂縣經壽陽至太原作過三等點45個和四等點65個，1958—1960年國家測繪局又布設由太原經壽陽至盂縣一、二等網和部分軍控點，精度均能滿足相應等級精度要求。但是三、四等先于一、二等網施工，故一、二等網點未聯測在三、四等網之內。從陽泉發展到太原，平面坐標位移達2-3m(2)改建工作于1978年9月至1979年10月由148隊測量分隊擔任，主要是滿足航控急需及煤炭資源開發之用，在國家一、二等點基礎上布設三等網65點，四等點保持原來圖形結構，只在個別處予以補充，總共點數為55個，新建6m鋼標10座，其余均利用舊有覘標。標石分上、下兩層，按1:1000、1:5000地形測量規范中有關標石規格制作，唯原軍控點為一層柱石，因不宜更動，予以利用。在等級點稀少地區，又用5″小三角補充，埋一層混凝土柱石。坐標為1954年北京坐標系（中央子午線111°，六度帶投影），高程為1956年黃海高程系。(3)控制精度按《國家三角測量和精密導線測量規范》進行作業。使用瑞士T3或T2經緯儀，水平角按全圓方向觀測法（依儀器類型），Ⅲ等點觀測9或12測回，Ⅳ等點觀測6或9測回，天頂距按中絲法4測回觀測，小三角用T2經緯儀水平角和天頂距各測3測回，其精度見表2—1。Ⅳ東5.48″2.05″±1.44〃±1.34〃97°38°6.572.280.030.030.04Ⅳ6.011.951.381.37125219.372.280.0250.020.034Ⅳ西6.923.162.061.4685349.241.890.030.020.04小三角1364.154.113.991.880.040.040.05小三角732.031.874.791.020.010.010.02小三角931.871.633.670.720.020.020.03表2-1精度表等級三角形閉合差測角中誤差網之角度邊長(km)最弱點位中誤差(m)最大最小平差后菲萊羅最大最小最大最小mxmyms起算數據Ⅰ、Ⅱ等點抄自山西省測繪局，計算在西安市707部隊利用DTS-18機（990點程序），用間接觀測平差法解算，采用的是點松弛法，高程用逐次趨近法平差。(4)報告用1:5000地形圖，系1978年民航二中隊航空攝影，像片為23X23cm大像幅黑白像片，像片比例尺為1:18000，代號為7852航區。航測調繪于1979-1981年由我隊測量分隊按煤炭部航測大隊制定的《1:5000-1:10000航測外業技術要求》作業的。內業成圖于1982年由煤炭部航測大隊采用微分法成圖，三度帶投影，中央子午線1140，基本等高距為5m。圖式根據2.2.2鉆孔測量工作本井田歷經普查、普補、詳查、精查勘探以及生產補鉆，共施工鉆孔46，總進尺13319.32m（表6-2）1、1960—1962年，坪頭普查補充勘探由119隊完成，1962年12月提交普查報告，山西省煤管局技委會于1963年9月10日（第03號）文審查批準，勘探面積120km2，批準儲量1292.58Mt。黃丹溝煤礦屬坪頭普查區的一部分，井田內有普查孔6個，鉆探進尺1482.42m，其中全取芯孔3個，無巖芯孔3個。鉆探評級煤層17層，甲級12層，乙級2層，丙級2層，廢12、1960年148隊在河底一帶進行精查勘探時，在本礦內施工鉆孔7個，進尺2231.40m，其中全取芯孔2個，無巖芯孔5個。鉆探見煤層8層，甲級3層，乙級1層，丙級3層，廢1層；測井煤層28層，其中甲級3層，乙級21層，丙級3、1981—1985年，148隊進行了壽陽礦區坪頭勘探區詳查，礦內施工鉆孔6個，進尺2640.87m，均為煤系取芯孔。按1978年部頒《煤田地質勘探鉆孔質量標準》驗收評級，鉆探甲級孔1個，乙級孔5個，測井全為甲級孔。鉆探見可采煤層30層，其中甲級22層，乙級8層；測井評級煤層4、1985年，148隊為黃丹溝煤礦進行了精查勘探，共施工鉆孔15個，總進尺5192.73m，其中全取芯孔7個，煤系取芯孔3個，無巖芯孔5個。按1978年部頒《煤田地質勘探鉆孔質量標準》驗收，鉆探甲級孔8個，乙級孔6個，丙級孔1個；測井甲級孔8個，乙級孔7個。鉆探驗收煤層48層，其中甲級32層，乙級12層，丙級4層；測井評級煤層82層，其中甲級78層，乙級4層，施工質量較好。本次勘探只繪制了一號井田5、1985年4月晉中煤田地質勘探隊為黃丹溝煤礦施工生產補充鉆探，井田內施工1個孔，編號為黃生-1號孔，進108.576、1995年7月，148隊為原一號井田舊井采區施工補充勘探孔1個，進尺235.54m，煤系地層取芯。經驗收，鉆探、測井質量均為甲級，鉆探驗收煤層4層、2層優質，2層合格；測井驗收煤層4層，全為優質層，資料可靠。并于1995年7、1997年，148隊受黃丹溝礦委托，通過收集以往的勘查資料，結合礦井地質調查和井下煤層厚度控制點的測量以及取樣化驗，經過比較充分綜合整理、研究，提交了《山西省壽陽縣黃丹溝煤礦礦井地質報告》。該報告于1998年6月該報告是編制本報告的主要基礎資料。8、2002年1月起，陽煤集團地質測量處為黃丹溝煤礦進行了生產補充勘探，截止6月底共完成補鉆4個，總進尺1427.79m，全部為取芯孔，特級孔2個，甲級孔2個；鉆探見可采煤層17層，其中優質11層，合格9、2004年5月，陽煤集團地質處再次對黃丹溝井田東北翼15號煤合并區進行補充勘探，共布設鉆孔6個，全部施工完畢總進尺914.14m，該孔全部為取芯孔，鉆孔等級為特級，其中，k-8揭露的15號煤層，k-9揭露的15號和15下號煤層，均為可采煤層。其余鉆孔15號煤層均為不可采煤層。K-8、K-9

表2-2鉆探工程量一覽表孔數（個）進尺(m)全取半取不取合計取芯不取芯合計坪頭普查補充119隊1960～1962年336770.89711.531484.2河底精查148隊1960年257576.811654.592231.40坪頭詳查148隊1981～1985年661228.841412.032640.87黃丹溝精查148隊1985年735152526.672666.065192.73生產補鉆晉中勘探隊1985年11108.57108.57采區補鉆148隊1995年11105.10130.44235.54生產補鉆陽煤集團地測處2002年441427．791427.79生產補鉆陽煤集團地測處2004年66948.14948.14合計231013467692.816574.6514267.462.3礦井各類儲量的計算2.3.1礦井地質資源儲量的計算井田范圍內的地質資源儲量是礦井設計的基本依據。用分組的方法來計算3號和9號的地質資源儲量。分組計算的原則為傾角相差不大。根據井田地質等高線圖結合分組計算原則，把井田共劃分為若干個組。煤炭地質資源儲量計算公式一般為：Zg=S×M×γ/COSα(2.1)其中：Zg——礦井的地質資源儲量，Mt；S——井田水平面積，km2；M——煤層的厚度，m；γ——煤的容重，t/m3；α——煤層傾角，°。計算見表2-3和表2-4所示。表2-33#煤層地質資源儲量計算分塊分塊傾角(°)實際面積(m2）分塊煤層平均厚度(m)分塊儲量(Mt)A-18.661570687.043.57.92A-26.21337884.693.81.85A-35.57515448.822.92.15A-42.51971154.862.53.50A-59.371516424.072.75.90A-614.85371443.4731.60A-75.57681763.413.33.24A-810.42138264.072.60.52A-92.34216405.242.60.81A-1011.422618457.553.111.69A-119.6734616.743.53.70A-1224.04192483.532.50.69A-1314.43945257.872.63.54A-145.87194032.62.69A-159.551347172.463.26.21A-161.18553129.5932.39A-176.37132006.522.80.53A-184.07940512.373.14.20A-193.652608445.013.212.02A-202.75358912.733.11.60A-2161229281.423.25.66A-223.771449455.923.26.68A-232.162260169.042.99.44B-13.361786087.92.97.46B-22.18678124.52.82.73B-315.3576783.0630.33B-44.071626265.732.86.56C-115.63289001.543.31.37C-25.6371640.913.21.71C-39.8154108.593.10.69C-402921203.21.35C-55.09535840.513.32.55小計28218752.16123.28注：3號煤層的容重為1.44t/m3，平均厚度為3.03m表2-49#煤層地質資源儲量計算分塊分塊傾角(°)實際面積(m2)分塊煤層平均厚度(m)分塊儲量(Mt)A-16.32891580.843.905.08A-27.51079338.714.006.30A-39.46901696.053.604.74A-413.872184667.384.0012.76A-515.671572710.564.7010.79A-68.912301056.634.6015.45A-72.9274093.175.402.16A-83.812719058.24.5017.86A-92.55895998.633.704.84A-104.071369193.794.008.00A-115.811454358.785.3011.25A-122.65784933.645.205.96A-135.082047584.15.2015.55A-142.351023177.475.107.62B-14.321011070.874.606.79B-28.291105427.44.006.46B-315.3576783.063.500.39B-44.071626265.734.109.73C-111.41387763.453.802.15C-25.99390841.333.902.23C-33.331127230.844.607.57C-402921204.501.92小計25516950.63165.60注：9號煤層的容重為1.46t/m3，平均厚度為4.26m由于15#煤層非本次新建礦井設計前期的主要可采煤層,在這里只做比較粗略的儲量估算:表2-515#煤層地質資源儲量估算分塊分塊傾角(°)實際面積(m2)分塊煤層平均厚度(m)分塊儲量(Mt)A7.519499447.953.93109.58B7.92116498.273.9311.89C6.4778604.783.934.38小計22394551125.85注：15號煤層的容重為1.43t/m3，平均厚度為3.93m由上述表格的數據可得：3號煤層礦井的地質資源/儲量=123.28Mt9號煤層礦井的地質資源/儲量=165.60Mt15號煤層礦井的地質資源/儲量=125.85Mt整個井田范圍礦井的地質資源/儲量Zd=414.73Mt按照《煤炭礦井工業設計規范》規定礦井地質資源儲量的分類如下：礦井工業資源／儲量按下式計算：礦井工業資源／儲量＝111b＋122b＋2M11＋2M22＋333k控制的資源量332地質資源量333k推斷的資源量333工業資源控制的資源量332地質資源量333k推斷的資源量333工業資源/儲量探明的資源量331邊際經濟的基礎儲量2M11經濟的基礎儲量111b次邊際經濟的資源量2S11邊際經濟的基礎儲量2M22經濟的基礎儲量122b次邊際經濟的資源量2S222.3.2礦井的工業資源/儲量計算Z工業=331+332+333×0.93號煤層礦井的工業資源/儲量=122.05Mt9號煤層礦井的工業資源/儲量=163.94Mt15號煤層礦井的工業資源/儲量=124.59Mt整個井田范圍礦井的工業資源/儲量Zg=410.58Mt2.3.3礦井設計資源/儲量（1）礦井永久保護煤柱損失量①井田邊界保護煤柱邊界保護煤柱可按下列公式計算：Z邊界=L×b×M×γ(2-2)式中：Z邊界——邊界保護煤柱損失量，t；L——邊界長度； b——邊界寬度，邊界煤柱每側留設30M——煤層厚度；γ——煤的容重。則井田的邊界保護煤柱為：3號煤層的平均厚度為3.03m，容重為1.44t/m3；本煤層的邊界長20.0km。Z9=20.0×103×30×3.03×1.44=2.62Mt9號煤層的平均厚度為4.26m，容重為1.46t/m3；本煤層的邊界長20.0Z9=20.0×103×30×4.26×1.46=3.73Mt15號煤層的平均厚度為3.93m，容重為1.43t/m3，邊界長21.0km。Z15=21.0×103×30×3.93×1.43=3.54Mt則邊界煤柱損失為Z邊界=2.62+3.73+3.54=9.89Mt②斷層保護煤柱斷層保護煤柱可按下列公式計算：Z斷層=L×b×M×γ(2-3)式中：Z斷層——斷層煤柱損失量，t；L——斷層長度，1.9km； b——煤柱寬度，斷層煤柱每側留設30M——煤層厚度，m；γ——煤的容重，t/m3。則井田的斷層保護煤柱為：Z3=1.9×103×30×2×3.03×1.44=0.50MtZ9=1.9×103×30×2×4.26×1.46=0.71MtZ15=1.9×103×30×2×3.93×1.43=0.64Mt則斷層煤柱損失為Z斷層=0.50+0.71+0.64=1.85Mt（2）煤層礦井設計資源/儲量Z設計=Z工業-Z邊界-Z斷層3號煤層礦井設計資源/儲量=122.05-2.62-0.50=118.93Mt9號煤層礦井設計資源/儲量=163.94-3.73-0.71=159.50Mt15號煤層礦井設計資源/儲量=124.59-3.54-0.64=120.41Mt整個井田范圍的礦井設計資源/儲量Zs=398.84Mt2.3.4煤層礦井設計可采資源/儲量（1）煤柱損失1）工業廣場永久煤柱根據《煤炭工業設計規范》有關條文，不同井型與其對應的工業廣場面積見表2-3-1。由表2-5可知，并結合本設計井型（4.0Mt/a），應該是40公頃，即0.4km2。但是考慮到近些年來建筑技術的提高，建筑物不斷向空間發展，所以，工業廣場的面積都由縮小的趨勢。本設計取0.75的系數，則工業廣場的面積為0.3km2。長軸定為600m，短軸定為500m。采用垂直剖面法計算工業廣場的壓煤損失，圍護帶的寬度取20m表2-5工業廣場占地面積表井型/Mt·a-1占地面積/公頃（Mt）-1≥2.4101.2～1.8120.45～0.9150.9～0.318由于工業廣場布置在3#和9#煤層露頭處，對于兩煤層無工業廣場煤柱損失，只考慮對15#煤層留設工業廣場永久煤柱。表2-6巖層移動角煤層名稱廣場中心深度/m煤層傾角/(°)煤層厚度/m沖擊層厚度/m沖擊層移動角ф/(°)走向移動角δ/(°)上山移動角γ/(°)下山移動角β/(°)15507.51.84045727553圖2-2工業廣場保護煤柱由此根據上述以知條件，畫出如圖2-2所示的工業廣場保護煤柱的尺寸由圖可得出保護煤柱的尺寸為：S=梯形面積=（上寬+下寬）×高/（2×COSα）（2-4）則：S15=（661+673）×726/（2×COS7.5°）=487770㎡則：工業廣場的煤柱量為：Z=S×M×γ（2-5）式中：Z——工業廣場煤柱量，t；S——工業廣場壓煤面積，㎡；M——煤層厚度，m；γ——煤的容重，t/m3。則：Z15=487770×3.93×1.43=2721436t所以：Z工廣=2.72Mt（2）礦井的可采儲量1）礦井的可采儲量按下式計算：（2-6）式中：Zk——礦井的設計可采資源/儲量；MtZg——礦井的設計資源/儲量，410.58Mt；P——保護工業場地、井筒留設的永久煤柱損失量，4.03Mt；C——采區采出率，厚煤層不低于0.75，中厚煤層不低于0.80，薄煤層不低于0.85，本礦取0.80。則：Zk=（410.58-2.72）×0.80=326.29Mt礦井儲量匯總表見表2-7：表2-7礦井儲量匯總煤層地質儲量（Mt）工業儲量（Mt）永久煤柱損失（Mt）礦井設計儲量（Mt）3123.28122.053.12118.939165.60163.944.44159.5015125.85124.596.90120.41總計414.73410.5814.46398.843礦井工作制度、設計生產能力及服務年限3.1礦井工作制度根據《煤炭工業礦井設計規范》GB50215-2005中2-23條規定，礦井設計生產能力宜按年工作日330d計算，每天凈提升時間宜為16小時。礦井工作制度“三八制”作業，兩班生產，一班檢修。3.2礦井設計能力及服務年限3.2.1確定依據《煤炭工業礦井設計規范》第2.2.1條規定：礦井設計生產能力應根據資源條件、開采條件、技術裝備、經濟效益及國家對煤炭的需求等因素，經多方案比較或系統優化后確定。礦區規模可依據以下條件確定：1）資源情況：煤田地質條件簡單，儲量豐富，應加大礦區規模，建設大型礦井。煤田地質條件復雜，儲量有限，則不能將礦區規模定得太大；2）開發條件：包括礦區所處地理位置（是否靠近老礦區及大城市），交通（鐵路、公路、水運），用戶，供電，供水，建筑材料及勞動力來源等。條件好者，應加大開發強度和礦區規模;否則應縮小規模；3）國家需求：對國家煤炭需求量（包括煤中煤質、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確定礦井設計生產能力對礦井設計生產能力提出了2.4Mt/a、3.0Mt/a、4.0Mt/a和5.0Mt/a四個方案。經分析比較論證，確定設計生產能力為4.0Mt/a。其理由如下：1）井田內煤層生產能力不是太大，但是儲量不是太小，其可采儲量為398.84Mt。主要集中在3號和9號煤層，全井田可采。故井田有建設4.0Mt/a的條件；2）井田內地質構造及水文地質條件簡單。主要斷層僅有1條。屬于高瓦斯礦井，且煤層沒有自燃發火傾向性。故井田有建4.0t/a的條件；3）具有良好的外運條件。307國道從井田中部通過，太（原）-舊（關）高速公路從井田南部通過，交通十分方便；4）井田內煤質好，煤炭用戶落實，因此市場有保障；5）礦井有較合理的服務年限。井型確定為2.4Mt/a時，服務年限為166.20a，服務年限過長；井型確定為3.0Mt/a時，服務年限為132.95a服務年限仍然過長過長;井型確定為4.0Mt/a時，服務年限為76.7a，滿足設計要求；而井型確定為5.0Mt/a時，服務年限為61.36a，但是考慮到井田面積過小，不符合國家的相關規定，故不采用該方案；6）近十年以來，我國煤礦已有很多大型礦井投產。因此生產管理經驗方面比較成熟。經上述分析論證，礦井總體設計確定井型為4.0Mt/a是較合理的。3.2.3礦井服務年限礦井服務年限必須與井型相適應，我國各類井型的礦井和第一水平的設計服務年限如表3-1所示。表3-1我國各類井型的礦井和第一水平設計服務年限礦井設計生產能力/Mt·a-1礦井設計服務年限/a第一開采水平服務年限/a煤層傾角煤層傾角煤層傾角<25°25°～45°>45°6及以上7035——3～56030——1.2～2.4502520150.45～0.9402015150.9～0.3各省自定———礦井可采儲量Zk、設計生產能力A、礦井服務年限T三者之間的關系為：T=Zk/(A×K)（3.1）式中：Zk——礦井設計可采儲量，398.84Mt；A——設計生產能力，4.0Mt/a；T——礦井服務年限，a。K——礦井儲量備用系數，取1.3；確定井型時需要考慮備用系數的原因是，礦井各生產環節有一定的儲備能力，礦井投產后，產量迅速提高；局部地質條件變化，使儲量減少；有的礦井由于技術原因，使采出率降低，從而減少了儲量。則礦井服務年限為：T=398.84/（4.0×1.3）=76.7a礦井第一采區可采儲量Zk1、設計生產能力A、礦井第一采區服務年限T1三者之間的關系為：T1=Zk1/(A×K)（3.2）式中：Zk1——礦井前期可采儲量包括全部的3＃、9＃煤層，278.43Mt；A——設計生產能力，4.0Mt/a；K——礦井儲量備用系數，取1.3；T1——礦井服務年限，a。則首采區服務年限為：T=278.43/（4.0×1.3）=53.56a因此礦井服務年限符合《煤炭工業礦井設計規范》要求。3.2.4井型校核按礦井的實際煤層開采能力，輔助生產能力，儲量條件及安全條件因素對井型進行校核：(1）煤層開采能力井田內有3、9號兩個主采煤層可采，總煤厚7.29m，為中厚煤層，賦存穩定，厚度變化不大。煤層傾角平均7.5°，地質條件簡單，可以在每個煤層中布置一個綜采工作面。(2）輔助生產環節的能力校核礦井設計為特大型礦井，開拓方式為斜井單水平開拓采用采區方式開采。主斜硐采用鋼絲繩芯膠帶運輸機運輸煤炭，工作面生產的原煤經順槽膠帶輸送機運達運輸大巷，再運輸大巷膠帶輸送機運達井底，井底不設置煤倉，直接經主斜井鋼絲繩芯膠帶運輸機運輸至地面，運輸能力大，自動化程度高；副斜硐采用無軌膠輪車運輸人員和材料。運煤能力和大型設備的下放可以達到設計井型的要求。大巷輔助運輸及順槽輔助運輸采用無軌膠輪車運輸，運輸能力大，調度方便靈活。3）通風安全條件的校核本礦井為高瓦斯礦井，瓦斯涌出量低，但煤塵無爆炸危險，各煤層均為三類不易自燃煤層。礦井投產前期采用中央并列式通風，后期采用兩翼對角式通風。輔助運輸大巷進風，煤炭運輸大巷回風，工作面采用后退式U型通風，通過第九章的通風設計知可以滿足通風需要。4井田開拓4.1井田開拓的基本問題井田開拓是指在井田范圍內，為了采煤，從地面向地下開拓一系列巷道進入煤體，建立礦井提升、運輸、通風、排水和動力供應等生產系統。這些用于開拓的井下巷道的形式、數量、位置及其相互聯系和配合稱為開拓方式。合理的開拓方式，需要對技術可行的幾種開拓方式進行技術經濟比較，才能確定。井田開拓主要研究如何布置開拓巷道等問題，具體有下列幾個問題需認真研究。1）確定井筒的形式、數目和配置，合理選擇井筒及工業場地的位置；2）合理確定開采水平的數目和位置；3）布置大巷及井底車場；4）確定礦井開采程序，做好開采水平的接替；5）進行礦井開拓延深、深部開拓及技術改造；6）合理確定礦井通風、運輸及供電系統。確定開拓問題，需根據國家政策，綜合考慮地質、開采技術等諸多條件，經全面比較后才能確定合理的方案。在解決開拓問題時，應遵循下列原則：1）貫徹執行國家有關煤炭工業的技術政策，為早出煤、出好煤高產高效創造條件。在保證生產可靠和安全的條件下減少開拓工程量；尤其是初期建設工程量，節約基建投資，加快礦井建設。2）合理集中開拓部署，簡化生產系統，避免生產分散，做到合理集中生產。3）合理開發國家資源，減少煤炭損失。4）必須貫徹執行煤礦安全生產的有關規定。要建立完善的通風、運輸、供電系統，創造良好的生產條件，減少巷道維護量，使主要巷道經常保持良好狀態。5）要適應當前國家的技術水平和設備供應情況，并為采用新技術、新工藝、發展采煤機械化、綜掘機械化、自動化創造條件。6）根據用戶需要，應照顧到不同煤質、煤種的煤層分別開采，以及其它有益礦物的綜合開采。4.1.1確定井筒形式、數目、位置及坐標(1）井筒形式的確定井筒形式有三種：平硐、斜井、立井。一般情況下，平硐最簡單，斜井次之，立井最復雜。平硐開拓受地形跡埋藏條件限制，只有在地形條件合適，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，上山部分儲量大致能滿足同類井型水平服務年限要求。斜井開拓與立井開拓相比：井筒施工工藝、施工設備與工序比較簡單，掘進速度快，井筒施工單價低，初期投資少；地面工業建筑、井筒裝備、井底車場及硐室都比立井簡單，井筒延伸施工方便，對生產干擾少，不易受底板含水層的威脅；主提升膠帶化有相當大的提升能力，可滿足特大型礦井主提升的需要；斜井井筒可作為安全出口，井下一旦發生透水事故等，人員可迅速從井筒撤離。缺點是：斜井井筒長輔助提升能力小，提升深度有限；通風路線長、阻力大、管線長度大；斜井井筒通過富含水層、流沙層施工技術復雜。立井開拓不受煤層傾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然條件的限制，在采深相同的的條件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，對輔助提升特別有利，井筒斷面大，可滿足高瓦斯礦井、煤與瓦斯突出礦井需風量的要求，且阻力小，對深井開拓極為有利；當表土層為富含水層或流沙層時，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，能兼顧深部和淺部不同產狀的煤層。主要缺點是立井井筒施工技術復雜，需用設備多，要求有較高的技術水平，井筒裝備復雜，掘進速度慢，基本建設投資大。本礦井煤層傾角平均為7.5°，為緩傾斜煤層；表土層薄，無流沙層；水文地質情況比較簡單，涌水量小；井筒不需要特殊施工，可采用斜井開拓或立井開拓。經后面方案比較確定井筒形式為斜井。(2）井筒位置的確定井筒位置的確定原則：①有利于第一水平的開采，并兼顧其他水平，有利于井底車場和主要運輸大巷的布置，石門工程量少；②有利于首采區布置在井筒附近的富煤階段，首采區少遷村或不遷村；③井田兩翼儲量基本平衡；④井筒不宜穿過厚表土層、厚含水層、斷層破碎帶、煤與瓦斯突出煤層或軟弱巖層；⑤工業廣場應充分利用地形，有良好的工程地質條件，且避開高山、低洼和采空區，不受崖崩滑坡和洪水威脅；⑥工業廣場宜少占耕地，少壓煤；⑦距水源、電源較近，礦井鐵路專用線短，道路布置合理。經后面方案比較確定主、副井筒位置在井田中央（具體見開拓圖）。4.1.2工業場地的位置工業場地的位置選擇在主、副井井口附近，即井田北部。工業場地的形狀和面積：根據工業場地占地面積指標，確定地面工業場地的占地面積為0.3km2，形狀為矩形，長邊垂直于井田走向，長為600m,寬為500m。4.1.3開采水平的確定及采區的劃分(1）開采水平的確定井田主采煤層是3#和9#煤層，煤層平均傾角是7.5°，自煤層720m等高線以北煤層平均傾角為10°，以南煤層傾角平均為5°，且南北兩部分煤層的傾角變化都很平緩。因此根據這種地質條件和煤層特征，本設計將整個井田歸為一個水平，采用下山開采的方式進行生產。(2）采區劃分采區劃分的原則：①采區走向長度或傾斜長度應根據每層地質條件、機械化水平、集中化生產的要求、開拓及采準巷道布置綜合考慮（綜合機械化一翼不小于1000～2000m高等普采不小于500～1000m）；②初期投產和達產的采區應盡量靠近主、副井，以求盡量縮短工期和降低投資；③開發多煤層的井田，對近距離的煤層經比較可布置聯合采區；④全井田和第一水平采區劃分時，要和采區接替統一考慮；⑤在煤層傾角<12°，條件適宜時，可采用傾斜長壁布置。本井田3#和9#煤層相距50.95m可采用聯合布置，根據水平劃分方案，結合采區劃分原則可將整個井田劃分為南北兩個大采區，其中北部采區定為首采區，采用下山開采的準備方式。4.1.4礦井開拓延伸方案及階段劃分(1）提出方案根據以上分析，現提出以下四種在技術上可行的開拓方案，分述如下：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，第一水平布置在800m標高處，第二水平布置在610m標高處，兩個水平均采用上山開采。如圖4-1所示。方案二：斜井兩水平開拓。主、副井井筒均為傾角10°的斜井，布置于井田中央，第一水平布置在720m標高處，第二水平布置在610m標高處，兩個水平均采用下山開采。如圖4-2所示。方案三：立井單水平上下山開拓采用立井開拓，將井底車場布置于720m標高處，采用上下山分別開采上下兩個采區。如圖4-3所示。方案四：斜井單水平上下山開拓。采用斜井開拓，將井底車場布置于720m標高處，采用上下山分別開采上下兩個采區。如圖4-4所示。圖4-1方案一、立井兩水平開拓圖4-2方案二、斜井兩水平開拓圖4-3方案三、立井單水平上下山開拓圖4-4方案四、斜井單水平下山開拓2）技術比較方案一、二區別在于是采用立井還是斜井開拓，還有各個方案對應產生的井底車場、石門的不同。兩方案的生產系統均較可靠。兩方案對比：方案一需開立井井筒（490×2m），階段石門（2500m