本科生畢業設計學院：礦業工程學院專業：采礦工程設計題目：王莊煤礦1.8Mt/a新井建設專題：急傾斜煤層工作面三帶分布特征分析畢業設計題目：王莊煤礦1.8Mt/a新井建設畢業設計專題題目：急傾斜煤層工作面三帶分布特征分析畢業設計主要內容和要求：院長簽字：指導教師簽字：

大學畢業設計指導教師評閱書指導教師評語（①基礎理論及基本技能的掌握；②獨立解決實際問題的能力；③研究內容的理論依據和技術方法；④取得的主要成果及創新點；⑤工作態度及工作量；⑥總體評價及建議成績；⑦存在問題；⑧是否同意答辯等）：成績：指導教師簽字：年月日

大學畢業設計評閱教師評閱書評閱教師評語（①選題的意義；②基礎理論及基本技能的掌握；③綜合運用所學知識解決實際問題的能力；③工作量的大小；④取得的主要成果及創新點；⑤寫作的規范程度；⑥總體評價及建議成績；⑦存在問題；⑧是否同意答辯等）：成績：評閱教師簽字：年月日

大學畢業設計答辯及綜合成績答辯情況提出問題回答問題答辯委員會評語及建議成績：答辯委員會主任簽字：年月日學院領導小組綜合評定成績：學院領導小組負責人：年月日摘要本設計包括三部分：一般部分、專題部分和翻譯部分。一般部分為王莊煤礦1.8Mt/a新井設計。王莊煤礦位于山西省長治市郊區故縣，距市中心30公里，交通便利。井田走向（南北）長約11.0km，傾向（東西）長約4.5km，總面積為49.3km2。主采煤層為3#煤層，煤層傾角為2~5°，平均厚度為4.0m。井田地質條件較為簡單。井田工業儲量為25714萬t，可采儲量為18640萬t。礦井設計生產能力為1.8Mt/a。礦井服務年限為79.7a，涌水量不大，礦井正常涌水量為144m3/h，最大涌水量292m3/h。礦井瓦斯相對涌出量為1.23m3／t，絕對涌出量為4.22m3／min，為低瓦斯礦井。礦井開拓方式為立井單水平上下山開拓。采用膠帶輸送機運煤，采用礦車進行輔助運輸。礦井通風方式為中央并列式通風。礦井年工作日為330d，工作制度為“三八制”。一般部分共包括10章：1、礦區概述與井田地質特征；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；10、設計礦井基本技術經濟指標。專題部分題目是急傾斜煤層工作面三帶分布特征分析，主要是研究了急傾斜煤層頂板破壞與維護，以及急傾斜煤層條件下的采煤方法。翻譯部分主要內容是關于壓力和溫度波動對近紅外在煤礦井下測量瓦斯的影響的研究，英文題目是：Effectsofpressureandtemperaturefluctuationsonnear-infraredmeasurementsofmethaneinundergroundcoalmines關鍵詞：王莊煤礦;立井；單水平；采區；中央并列式通風ABSTRACTThisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,thespecialsubjectpartandthetranslationpart.ThegeneralpartisanewdesignforWangzhuangmine.WangzhuangmineislocatedinChangzhiinShanxiprovince.Itisveryconvenienttogettothemineintermsofbothhighwayandrailway.Thelengthofthecoalfieldis11.0km,thewidthisabout4.5km?andthetotalareais49.3km2.Thethirdarethemaincoalseam,anditsdipangleis2~5degree.Thethicknessofthemineisabout4.0minall.Thegeologicstructureofthiscoalfieldissimple.Therecoverablereservesofthecoalfieldare257.14milliontons,andtheminablereservesare186.40milliontons.Thedesignedproductivecapacityis1.8milliontonspercentyear,andtheservicelifeofthemineis79.7years.Thenormalflowofthemineis144m3perhourandthemaxflowofthemineis292m3perhour.Therelativeminegasgushis1.23m3/tandtheabsolutegushis4.22m3/min,soitisalowgasmine.Themineisasinglelevelintwoshaftstodevelop.TecentrallanewayusesBeltConveyortotransitcoal,andtrolleywagonsareusedforaccessorialtransportationintheroadway.Theventilationmodeofthismineiscenterjuxtaposeform.The“three-eight”workingsystemisusedintheWangzhuangmine.Itproducesfor330daysayear.Thisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofpanels;6.Themethodusedincoalmining;7.Undergroundtransportationofthemine;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnormsofthedesignedmine.ThetopicofspecialsubjectpartsisTheAnalysisofDistributioncharacteristicsofthreeareasofSteepSeamFace.Itmainlystudythedestructionofsteepseamroofandsteepseamminingmethod.Translationpartisabouteffectsofpressureandtemperatureonmeasurementsofmethaneinundergroundcoalmines.TheEnglishtitleis“Effectsofpressureandtemperaturefluctuationsonnear-infraredmeasurementsofmethaneinundergroundcoalmines”.Keywords:Wangzhuangcoalmine;Shaft;Singlelevel;Panel;Centerjuxtaposeventilation目錄TOC\o"1-2"\h\z\u一般設計部分1礦區概述與井田地質特征 頁1礦區概述與井田地質特征1.1礦區概述1.1.1地理位置王莊煤礦位于山西省長治市郊區故縣，距市中心30公里，其地理坐標為：東經112°58′25″～113°03′21″，北緯36°14′04″～36°24′35″。北距太原市230公里，南到焦作市220公里，東距邯鄲市183公里。地處潞安礦區的東南部，跨長治市郊區和屯留縣兩個行政區。1.1.2地形、地貌王莊礦地處上黨盆地西北部，屬高原內部斷陷堆積盆地。盆地北部黃土沖溝發育，局部有基巖出露，南部為山前斜坡地帶，區內地勢起伏不平，均被較厚的第四系黃土所覆蓋，井田北部較高，南部較低，最大標高1024.7m，位于王－1與王－2鉆孔之間的寒山煤礦附近；最小標高898m，位于擴區東部邊界一帶，最大相對高差為127m左右。1.1.3交通條件208國道由北向南穿越井田，東距王莊礦工業廣場約6公里，309國道橫貫礦區。王莊礦鐵路專用線至長治北站14公里，與太（原）焦（作）及長（治）邯（鄲）鐵路相接，通往全國各地。區內各村鎮均有公路相通。交通極為方便。如圖1-1。圖1-1礦井交通位置圖1.1.4礦區周圍環境資源（1）老窯采空區：目前，王莊井田范圍內共有小煤礦17座，均為地下開采，大多數小煤礦井口標高都高于當地最高洪水位線，井田內小礦均有獨立的通風系統，目前對王莊礦影響不大，小煤礦均處于停采狀態。（2）礦區建設資源：礦區東面為長治鋼鐵公司，王莊煤礦與長治鋼鐵公司兩大企業組成本區一片規模較大的煤鐵工業區，與之配套的各種服務行業也比較發達。（3）礦區電力來源：工業廣場35KV變電所兩回電源線路為LGJ-185/3.1km,由崔蒙35KV變電所332、337轉送至工業廣場35KV變電所的高壓開關351、352送至兩段35KV母線,經353、354送至兩臺SFZ9-10000KVA主變，降壓為6KV后,由640、631兩回路配出，分兩段母線運行,供礦井提升、運輸、洗煤等生產系統用電。1.1.5礦區氣候條件（1）氣溫：井田地處黃土高原，區域氣候屬暖溫帶半干旱大陸性氣候區，年溫差和日溫差變化較大，夏季午間較熱，晚間較涼。年平均最低氣溫7.8℃，年平均最高氣溫為9.7℃，19年平均氣溫為9.15℃。（2）冰凍：冰凍期是每年10月至次年的4月，最大凍土深度為75cm。（3）降水：井田內，蒸發量為降水量的3倍多。年最高蒸發量1996.3mm，年最低蒸發量為14938mm，20年平均蒸發量為1731.84mm。年最高降水量為917.00mm，年最低降水量為311.8mm，年平均降水量為558.8mm。（4）風況：夏季多為東南風，冬季為西北風。年平均風速為2.48m／s。最大風速為14~16m／s。1.1.6水文情況王莊井田河流較少，水系為濁漳河支流，在礦區中部有一條故縣小河和一條積石小河，流經井田塌陷區，屬季節性河流，只有雨季才有流水。絳河流經王莊井田南部，在王莊擴區，除絳河以外，僅有少量干溝發育，絳河于崔邵村附近進入王莊擴區，自西向東流入王莊井田東南部的漳澤水庫，該水庫的庫容約為1.995×109m3，現蓄水量為1.4×109m3。1.2井田地質特征1.2.1井田地形王莊礦地處上黨盆地西北部，屬高原內部斷陷堆積盆地。盆地北部黃土沖溝發育，局部有基巖出露，南部為山前斜坡地帶，區內地勢起伏不平，均被較厚的第四系黃土所覆蓋，井田北部較高，南部較低，最大標高1024.7m，位于王－1與王－2鉆孔之間的寒山煤礦附近；最小標高898m，位于擴區東部邊界一帶，最大相對高差為127m左右。1.2.2井田煤系地層本井田主要含煤地層為二迭系下統山西組地層（P1S）和石炭系上統太原組（C3t）。（1）二疊系下統山西組（P1S）：地層厚24.0－200.0米。平均厚87.0米，含煤1－4層。單孔煤層總厚3.66－6.53米，平均厚4.66米，含煤系數5.4%。其中3號煤層為全區穩定可采煤層，其余煤層為局部發育，不穩定，不可采煤層。（2）石炭系上統太原組（C3t）：地層厚13.0－151.86米。平均厚99.13米，含煤7－15層，一般13層。單孔煤層總厚2.4~5.8米，平均厚4.24米，含煤系數4.3％。其中15－2、15－3號煤層為較穩定、全區可采煤層，9＃、10＃、13＃、15－1＃為大部或局部可采煤層，其余煤層均為不可采煤層。圖1-2主采煤層綜合柱狀圖1.2.3井田地質構造王莊井田位于潞安礦區的中部東緣，處于文王山南斷層與劉家畛斷層之間。總體走向為南北向，傾向東西的單斜構造，地層傾角一般在2°～６°，最大傾角達8°。（1）褶曲：井田中褶曲寬緩，在井田北部和中部，褶曲大致沿東西向展布，在井田南部，以寬緩的背向斜為主，區內構造線方向近南北向。大多數褶曲的兩翼地層傾角較平緩，發育的規模也不盡相同，有的褶曲延伸長，有的延伸短。（2）斷層：井田內斷層主要為故縣斷層、劉家畛斷層。這些斷層在井田內均延伸較長，甚至貫穿整個井田東西區域，而且在井田內呈一定間隔分布，對井田內的斷裂構造起著主導作用。其產狀見表故縣正斷層：位于井田的中北部，斷層的走向變化較大，在N70°～95W°間變化，傾角70°～80°，斷層的傾向隨走向由NNE變為NNW，斷層的落差H=20～48m，斷層穿越井田的東、西邊界，向西延伸至常村井田內。在西邊界處，據王-89孔，該孔發現兩條斷層，落差分別為17m和21m，傾向相同，應是斷層發生分叉現象。王-9號孔見到了該斷層的破碎帶，在孔深44m以下，巖石傾角突然變大，砂巖及泥巖碎快紊亂出現，破碎帶厚約5m，王-9號孔附近斷層落差44m，斷層面傾角70°。王-33號孔打到了斷層上，鉆孔穿過上盤地層，在孔深164.52m遇破碎帶，破碎帶中見有泥巖和頂板巖石碎塊，過破碎帶，在孔深171.0m見下盤3#煤，見煤已到煤層中部，故煤厚4.25m。該斷層的推斷依據還有王-44孔、西風井、北大巷、常-39孔、常-40、常-22孔以及2012號孔。斷層向東部井田外延伸呈逐漸尖滅跡象，在王莊井田內共延伸4000余米。劉家畛斷層：位于井田的中南部，貫穿井田的東西邊界，斷層是在精查勘探階段查明的，斷層的走向58°，傾向148°，斷層的落差H=20-50m，傾角75°，在井田內延伸長度為3700m。（3）陷落柱：王莊井田內基本無陷落柱。（4）河流沖刷帶：王莊井田內基本無同沉積河流沖刷帶表1-1斷層特征表走向傾向傾角落差長度故縣斷層N70°～95W°NNE變為NNW70°～80°20～48m4000m劉家畛斷層N58°ENW148°75°50m37001.2.4井田水文地質特征 （1）含水巖層：井田內水文地質條件簡單，礦井主要含水層為Ⅶ號、Ⅷ號老頂砂巖含水層。井田中部，南北被故縣斷層所隔，東部有濁漳河直接補給，補給量較大，屬水文地質中等類型。礦區地下水主要是中奧陶統碳酸鹽裂隙巖溶水和第四系沖洪積層孔隙水。石炭二疊系基巖風化帶及砂巖裂隙含水層等具有貯水條件的地下水。基巖含水層主要有：二疊系基巖風化帶，基巖風化帶，砂巖裂隙含水層及石炭系灰巖巖溶裂隙含水層。基巖風化帶因受地質構造，巖性，埋藏深度，季節性補給條件等諸多因素的制約，其富水程度差異較大，單位涌水量為0.00497~1.673L/s·m。一般時間屬弱富水程度，在雨季補給期補給條件好的情況下可達強富水程度。砂巖裂隙含水層可以K8砂巖作為代表（即8號含水層）實驗9值，0.003——0.814L/s·m。K7砂巖與3號煤頂板砂巖一般含水性較弱，試驗9值為0.00084—0.436L/s·m。太原組K2—K5灰巖含水層，除K2灰巖外，其余各層均含水極弱或不含水，K2灰巖實驗Q值0.00046—0.351L/s·m奧陶系中統峰峰組與上馬家溝組灰巖巖溶裂隙含水層，為本區主要含水層，巖層總厚400—600米，富水性強，隨蓋層的增厚其富水性也發生相應變化，實驗Q值0.083—52L/s·m。（2）充水因素分析：3號煤層回采破壞頂板后，其導水裂隙帶高度為70~80米，而3號煤層頂板距Ⅶ號含水層5米，距VIII號含水層53.45米。故影響3號煤層開采的主要充水因素為Ⅶ、VIII號含水層的順水導水裂隙全部或部分涌入工作面，對生產有一定的影響。井田中部，故縣與劉家畛斷層之間，地表水發育，含水層有充足的補給，補給量大。加之該區段東南部3號煤層上覆基巖較薄，預計導水裂隙帶能達到第四紀沖積層內，對煤層開采有很大影響，水文地質條件相對復雜。（3）涌水量：礦井最大涌水量292m3/h，正常涌水量為144m3/h。1.3煤層特征1.3.1煤層埋藏條件井田內可采及局部可采煤層有6層（3#,8-2#，9#,15-1#,15-2#，15-3#）,煤層總厚度8.7m。3#煤層：為本井田主采煤層。煤層走向近南北，傾向東西，傾角2~5°,屬近水平煤層。厚3.58~4.52m，平均厚度4.0m，煤層厚度變異系數γ＝2.73％。其可采指數Km＝0.96，故該煤層屬穩定煤層。煤層無露頭與風化帶。9#煤層，在擴區編號為8-2#煤層（114隊編號），最小厚度為0.06m，最大厚度2.05m，平均厚度0.68m。局部可采。該煤層的可采性指數Km=0.32，煤層厚度變異系數γ=48.85%。由于主要指標Km<0.6,輔助指標35%<γ<55%，評價其煤層穩定性為“不穩定煤層”到“極不穩定煤層”。10#煤層，在擴區編號為9#煤層（114隊編號），該煤層分布較廣，最小厚度0.10m，最大厚度2.85m，平均厚度0.81m。該煤層局部可采。該煤層的可采性指數Km=0.43，煤層厚度變異系數γ=67.54%。由于主要指標Km<0.6，且輔助指標γ>55%，故評價其煤層穩定性為“極不穩定煤層”。15－1#煤層，舊稱３#煤，本地俗稱“二節煤”，上距K1底板6.86m，據173個鉆孔統計，煤層厚度0.19～2.30m，平均厚度0.82m，在潞安礦區為主要可采煤層之一，含夾矸，該煤層在井田北部分布較多，在井田中部，部分地區呈東西向條帶被河流沖刷破壞了煤層的完整性，多呈零星分布，在擴區，大部分地區均無該層煤。15-2#煤層，舊稱2#煤，本地俗稱“底節煤”，上距15-1煤1.74m，下距15-3#煤層底板2.86m，一般不含夾矸，偶見0.2～0.4m厚的夾矸，煤層厚度0.04～2.10m，平均厚度0.63m，煤層的頂底板均為泥巖或砂質泥巖，局部為粉砂巖或炭質泥巖。15-3#煤層，舊稱1#煤，本地俗稱“四節煤”，位于太原組底部，上距15-2#煤1.3m左右，厚度變化在0.20～4.58m，平均厚度1.72m，煤層結構較復雜，有1-3層泥巖或炭質泥巖夾矸，局部夾矸較厚。煤層頂底板為泥巖、炭質泥巖。煤層層位全局穩定，大部可采，沖刷帶僅限于南部，從厚度變化來看，從南向北煤厚逐漸變小，中南部略有變薄趨勢。表1-2可采煤層特征表3號9號10號15-1號15-2號15-3號煤厚/m最小~最大平均3.58~4.524.030.06~2.050.680.1~2.850.810.19~2.30.820.04~2.10.630.2~4.581.72間距/m1.741.3容重/t/m31.301.321.321.321.321.32頂底板巖性頂底板均為中粒砂巖、細粒砂巖、砂質泥巖、泥巖。頂板還有粉砂巖頂底板均為泥巖或砂質泥巖，局部為粉砂巖或炭質泥巖頂底板為泥巖、炭質泥巖變異系數2.73％48.85%67.54%穩定性穩定不穩定到極不穩定極不穩定煤層極不穩定極不穩定全局穩定1.3.2煤層圍巖性質本采區的老頂、直接頂、老底、直接底從東北至西南項厚度上有變薄趨勢。老頂從東北到西南向由中砂巖相變為細砂巖、粉砂巖、局部為砂質泥巖；直接頂多為粉砂巖，局部為泥巖、砂質泥巖；直接底多為泥巖，南部、東部部分地區為砂巖，老底多為中、細粒砂巖。中部南部相變為泥巖、砂質泥巖。老頂：位于直接頂之上，其巖性為灰白色石英長石砂巖，塊狀，厚層，分選性，磨園性中等。鈣質膠結，堅硬致密，分層厚度大且不穩定，范圍從5.94～18.58m，平均厚度11.50m。直接頂：位于煤層和偽頂之上，為灰黑色泥巖或砂質泥巖，含植物化石碎片，層理較發育。層厚不穩定，變化大，變化范圍0～12.65m，平均4.93m。偽頂：直接位于煤層之上，為黑色泥巖或炭質泥巖，厚度極不穩定，硬度低，完整性差，含有豐富的植物化石碎片，一般隨生產進行隨采隨落。煤層底板：位于煤層之下，多數為直接底或老底，部份孔內見有偽底。巖性以黑色泥巖，砂質泥巖，灰白色細砂巖及粉砂巖，巖石致密性脆，硬度中等，含植物化石碎片及煤屑。1.3.3煤質特征3#煤層，屬貧瘦煤，原煤灰分10.78～26.37%，平均15.17%,揮發分13.27～18.64%，平均15.87%,原煤硫分0.18～1.03%，平均0.34%,原煤分析基彈筒發熱量27.579～30.9929MJ／kg，平均29.176MJ／kg。精煤揮發分（52）11.91～16.80%，平均13.99%。精煤發熱量(18)27.69～33.49MJ／kg，平均30.58MJ／kg很穩定。15-1#煤層，原煤水分0.06～2.56％，平均0.85％，精煤水分0.31～1.30％，平均0.84％，原煤灰分13.02～42.83％，平均24.21％，精煤灰分8.25～19.25％，平均12.49％，原煤揮發分11.64～21.81，平均15.47％，精煤揮發分10.50～16.12％，平均13.61％，原煤硫分1.06～4.25％，平均2.37％，原煤干燥基高位發熱量為21.58～36.56MJ／kg，平均34.97MJ／kg。15-2#煤層，原煤水份0.46～3.65％，平均1.11％，精煤水份0.32～1.46％，平均0.78％，原煤灰分18.00～34.48％，平均27.42％，精煤灰分多在7.18～16.07％，，平均11.16％，原煤揮發分13.10～22.01，平均17.77％，精煤揮發分10.67～15.42％，平均13.20％，原煤硫分1.06～4.94％，平均2.73％。精煤硫分0.93～7.13％，平均3.09％。15-3#煤層，原煤水分0.11～1.85％，平均0.85％,變化很小，精煤水分0.07～1.85％，平均0.84％，很穩定，原煤灰分11.38～82.99％，平均24.38％，精煤灰分4.95～17.62％，平均9.21％，原煤揮發分11.14～18.18％，平均15.20％，精煤揮發分9.97～18.18％，平均12.47％，原煤硫分0.44～10.90％，平均2.17％。原煤干燥基高位發熱量為19.23～36.53MJ／kg，平均34.14MJ／kg。原煤分析基彈筒發熱量22.315～26.256MJ／kg平均24.319MJ／kg。1.3.4瓦斯、煤塵和煤的自燃傾向（1）瓦斯：王莊礦屬低瓦斯礦井，但瓦斯涌出量呈逐年增長趨勢，據2002年王莊礦瓦斯鑒定報告，礦井瓦斯絕對涌出量為4.22m3／min，相對涌出量為1.23m3／t；二氧化碳絕對涌出量為3.59m3／min，相對涌出量2.48m3／t。（2）煤塵爆炸性：根據井下采樣檢測，3#煤爆炸指數南翼27.12％，北翼19.73％，均具有煤塵爆炸危險性。（3）煤的自燃：王莊礦井開采的3#煤層未發生過自燃現象，根據鉆孔采樣試驗，3#煤層還原樣與氧化樣燃點之差ΔT1-3為6-33C°,屬不自燃-不易自燃煤層。

2井田境界和儲量2.1井田境界2.1.1井田范圍王莊礦井田邊界如下：東部：沿中村、上葛家莊及西溝村以拐點2、3、4、5的連線與石圪節井田分界，下部以拐點5、6為界。西部：北以經線409000與常村井田分界，南以拐點7、8、9點連線為界。南部：以劉家畛斷層為界。北部：以緯線4031500與漳村礦分界。2.1.2開采界限井田內可采及局部可采煤層有6層（3#，9#,10#，15-1#,15-2#，15-3#）,煤層總厚度8.7m。3#煤層為主要可采煤層，平均總厚4.0m，由于3#煤層厚度大，賦存條件較好，故本設計礦井僅考慮3#煤層。2.1.3井田尺寸井田的走向最大長度為12.9km，最小長度為6.3km，平均長度為11.0km。井田的傾斜方向的最大長度為4.68km，最小長度為3.72km，平均長度為4.48km。煤層的傾角最大為5°，最小為2°，平均為3°，井田平均水平寬度為4.48km。井田的水平面積按下式計算：(2-1)式中：S——井田的水平面積，km2H——井田的平均水平寬度，mL——井田的平均走向長度，m則井田的水平面積S=11.0×4.48=49.28km2，井田賦存狀況示意圖如圖2-1所示：圖2-1井田賦存狀況示意圖2.2井田地質儲量2.2.1儲量計算基礎（1）根據本礦的井田地質勘探報告提供的煤層儲量計算圖計算；（2）根據《煤炭資源地質勘探規范》和《煤炭工業技術政策》規定：煤層最低可采厚度為0.70m，原煤灰分≤40%；（3）依據國務院過函（1998）5號文《關于酸雨控制區及二氧化硫污染控制區有關問題的批復》內容要求：禁止新建煤層含硫份大于3%的礦井。硫份大于3%的煤層儲量列入平衡表外的儲量；（4）儲量計算厚度：夾石厚度不大于0.05m時，與煤分層合并計算，復雜結構煤層的夾石總厚度不超過每分層厚度的50%時，以各煤分層總厚度作為儲量計算厚度；（5）井田內主要煤層穩定，厚度變化不大，煤層產狀平緩，勘探工程分布比較均勻，采用地質塊段的算術平均法。2.2.2礦井地質儲量計算井田內可采煤層有6層（3#,8-2#，9#,15-1#,15-2#，15-3#）。其中3#煤層為全區穩定可采煤層，其余煤層為局部發育，不穩定，不可采煤層。由于礦井井田形狀規整，本區礦井儲量采用網格法，將井田分為A、B、C、D、E五個塊段（根據等高線疏密程度劃分面積小塊）具體分塊情況見圖2-2井田地質儲量計算面積劃分示意圖，根據每個面積小塊的等高線水平間距和高差計算出面積小塊的煤層傾角，用CAD命令計算面積小塊的水平面積，由此可計算得出每個塊段的不同儲量，礦井地質總儲量即為各塊段儲量相加之和。再根據：(2-2)式中：Zz——礦井地質儲量，MtS——井田塊段面積，m2m——煤層平均厚度，4mγ——煤層的容重，1.3t/m3——各塊段煤層的傾角圖2-2礦井塊段劃分圖由式2-2及礦井塊段劃分圖，得各塊段地質儲量計算見下表2-1：表2-1礦井地質計算儲量表塊段名稱傾角/°面積/m2煤層厚度/m儲量核算/Mt3#A2.211351048459.07B4.611044921457.61C1.46972232436.27D3.09838507451.23E2.610677044455.57資源總儲量194.81則礦井的地質儲量：2.2.3礦井工業儲量計算礦井工業儲量是指在井田范圍內，經過地質勘探，煤層厚度與質量均合乎開采要求，地質構造比較清楚，目前可供利用的可列入平衡表內的儲量。礦井工業儲量是進行礦井設計的資源依據，一般也就是列入平衡表內的儲量。礦井工業儲量：地質資源量中探明的資源量331和控制的資源量332，經分類得出的經濟的基礎儲量111b和122b、邊際經濟的基礎儲量2M11和2M22，連同地質資源量中推斷的資源量333的大部，歸類為礦井工業儲量。儲量的分配探明儲量、控制儲量、推斷儲量按6：3：1分配，經濟基礎儲量、邊際經濟基礎儲量按90%、10%分配，次邊際經濟基礎儲量不計。則礦井工業儲量按式（2-3）計算：（2-3）式中：Zg——礦井工業儲量；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，地質構造簡單、煤層賦存穩定取0.9；其中：k=0.9；則代入式（2-3）得礦井工業儲量：2.3礦井可采儲量2.3.1井田邊界保護煤柱根據王莊礦的實際情況，按照《煤礦安全規程》的有關要求，井田邊界內側暫留30m寬度作為井界煤柱，則井田邊界保護煤柱的損失按下式計算。（2-4）式中：P——井田邊界保護煤柱損失，Mt。H——井田邊界煤柱寬度，30m；L——井田邊界長度，32966m；m——煤層厚度，4m；r——煤層容重，1.3t/m3；代入式（2-4）得：P=30×32966×4×1.3=5.15Mt2.3.2工業廣場保護煤柱工業廣場的占地面積，根據《煤礦設計規范中若干條文件修改決定的說明》中第十五條，工業場地占地面積指標見表2-2。表2-2工業廣場占地面積指標表井型/Mt·a-1占地面積指標/ha·0.1Mt-12.4及以上1.01.2～1.81.20.45～0.91.50.09～0.31.8礦井井型設計為1.8Mt/a，因此由表2-2可以確定本設計礦井的工業廣場為21.6ha。《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規程》第14條和第17條規定工業廣場屬于Ⅱ級保護，需要留設15m寬的圍護帶。本設計選定工業廣場長為540m，寬為400m，新生界松散層厚度5.60～197.5m，平均89.6m，結合本礦井的地質條件及沖積層和基巖移動角（表2-4）采用垂直剖面法計算工業廣場的壓煤損失。表2-3地質條件及巖層移動角煤層傾角/°煤層厚度/m廣場中心深度/m/°δ/°γ/°β/°3.64.070045808570采用垂直剖面法計算所得各主采煤層工廣保護煤柱面積及壓煤量見下表2-4：表2-4各煤層工廣煤柱壓煤量計算表煤層厚度/m工廣煤柱面積/m2壓煤量/t3#45491642861299總壓煤量2861299求得工業廣場總壓煤量為：2.86Mt采用垂直剖面法計算工業廣場壓煤示意圖如圖2-3所示圖2-33#煤工業廣場保護煤柱計算示意圖2.3.3斷層保護煤柱井田3#煤層現已查明一條斷層，即故縣正斷層，且斷層可靠且可控制，故其兩側各留50m保護煤柱，則其煤柱損失可由下式求得：(2-5)式中：Pf——煤柱損失，Mt；L——斷層長度，m；m——3#煤層厚度，4m；——煤層容重，1.3t/m3。已知r=1.3t/m3，m=4m，代入式（2-5）可得：2.3.4礦井設計儲量礦井的永久保護煤柱損失量匯總見表2-5表2-5永久保護煤柱損失量煤柱類型儲量/Mt井田邊界保護煤柱5.15斷層保護煤柱2.52合計7.67礦井設計儲量是礦井工業儲量減去設計計算的斷層煤柱、井田邊界煤柱、地面建（構）筑物煤柱等永久煤柱損失量后的儲量，可按下式計算：（2-6）式中：Zs——礦井設計儲量，Mt；Zg——礦井的工業儲量，257.14Mt；P1——斷層煤柱、井田境界煤柱等永久煤柱損失量之和，7.67Mt；則代入式（2-6）得礦井設計儲量：2.3.5礦井設計可采儲量礦井設計的可以采出的儲量。由礦井設計儲量減去工業場地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采區采出率。礦井設計可采儲量按式(2-7)計算：（2-7）式中：Zk——礦井設計可采儲量，Mt；P2——工業場地和主要井巷煤柱損失量之和，2.86Mt；C——采區采出率，厚煤層不小于0.75；中厚煤層不小于0.8；薄煤層不小于0.85。本設計礦井3煤層厚度為4m，屬于厚煤層，且為主采煤層，因此采區采出率選擇0.75。則代入式（2-7）得礦井設計可采儲量：

3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》2.2.3條規定，礦井設計宜按年工作日330d計算，每天凈提升時間宜為16h。礦井工作制度采用“三八制”作業，兩班生產，一班檢修。3.2礦井設計生產能力及服務年限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礦井設計生產能力本礦井井田范圍內煤層賦存簡單，地質條件較好，首采煤層平均厚度4m，煤層平均傾角2~5°，屬近水平煤層，易于發揮工作面生產能力。全國煤炭市場需求量大，經濟效益好。結合本礦區的煤炭儲量，確定本礦井設計生產能力為1.8Mt/a。3.2.3礦井服務年限礦井可采儲量、設計生產能力和礦井服務年限三者之間的關系為：（3-1）式中：T——礦井服務年限，a；Zk——礦井可采儲量，186.40Mt；A——設計生產能力，1.8Mt/a；K——礦井儲量備用系數。礦井投產后，產量迅速提高，礦井各生產環節需要有一定的儲備能力。例如局部地質條件變化，使儲量減少；或者礦井由于技術原因，使采出率降低，從而減少了儲量。因此，需要考慮儲量備用系數。《煤炭工業礦井設計規范》第2.2.6條規定：計算礦井及第一開采水平設計服務年限時，儲量備用系數宜采用1.3～1.5。結合本設計礦井的具體情況，礦井儲量備用系數選定為1.3。把數據代入公式3-1得礦井服務年限：3.2.4井型校核按礦井的實際煤層開采能力，運輸能力，儲量條件及安全條件因素對井型進行校核：（1）煤層開采能力的校核井田內3#煤層為首采煤層，煤厚4m，為厚煤層，賦存穩定，厚度基本無變化。煤層傾角平均3°，地質條件簡單，根據現代化礦井“一礦一井一面”的發展模式，可以布置一個綜采大采高工作面來滿足井型要求。（2）運輸能力的校核礦井設計為大型礦井，開拓方式為立井單水平開拓。井下煤炭運輸采用鋼絲繩芯膠帶輸送機運輸，工作面生產的原煤經膠帶輸送機到大巷膠帶輸送機運到井底煤倉，運輸連續、能力大，自動化程度高，機動靈活；井下矸石、材料和設備采用軌道運輸，運輸能力大，調度方便靈活。（3）通風安全條件的校核礦井采用中央并列式通風系統，抽出式通風方式，工業廣場布置一個中央回風井，可以滿足通風要求。（4）儲量條件的校核根據《煤炭工業礦井設計規范》第2.2.5條規定：礦井的設計生產能力與服務年限相適應，才能獲得好的技術經濟效益。井型和服務年限的對應要求見表3-1。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萬/t·a-1礦井設計服務年限/a第一開采水平服務年限煤層傾角<25°煤層傾角25°～45°煤層傾角>45°600及以上7035——300～5006030——120～2405025201545～90402015159～30各省自定由上表可知：煤層傾角低于25°，礦井設計生產能力為1.2～2.4Mt/a時，礦井設計服務年限不宜小于50a，第一開采水平設計服務年限不宜小于30a。本設計中，煤層傾角低于25°，設計生產能力為1.8Mt/a，礦井服務年限為79.7a，且礦井單水平開采；符合《煤炭工業礦井設計規范》的規定。

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。井田開拓具體有下列幾個問題需要確定：（1）確定井筒的形式、數目和配合，合理選擇井筒及工業廣場的位置；（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、深部開拓和技術改造；（6）合理確定礦井通風、運輸及供電系統。開拓問題解決的好壞，關系到整個礦井生產的長遠利益，關系到礦井的基建工程量、初期投資和建設速度，從而影響礦井經濟效益。因此，在確定開拓方式是要遵循以下原則：（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）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的狀態。（5）要適應當前國家的技術水平和設備供應情況，應為采用新技術、新工藝、發展采煤機械化、綜合機械化、自動化創造條件。（6）根據用戶需要，應照顧到不同媒質、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確定井硐形式、數目、位置（1）井筒形式的確定井筒形式有三種：平硐、斜井、立井，各井筒形式優缺點比較及適用條件見表4-1。表4-1各井筒形式優缺點比較及適用條件井筒形式優點缺點適用條件平硐1.環節和設備少、系統簡單、費用低2.工業設施簡單3.井巷工程量少，省去排水設備，大大減少了排水費用4.施工條件好，掘進速度快，加快建井工期5.煤炭損失少。受地形影響特別大有足夠儲量的山嶺地帶斜井與立井相比：1.井筒施工工藝、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2.地面工業建筑、井筒裝備、井底車場簡單、延伸方便3.主提升膠帶化有相當大提升能力，能滿足特大型礦井的提升需要4.斜井井筒可作為安全出口。與立井相比：1.井筒長，輔助提升能力小，提升深度有限2.通風線路長、阻力大、管線長度大3.斜井井筒通過富含水層，流沙層施工復雜。井田內煤層埋藏不深，表土層不厚，水文地質條件簡單，井筒不需要特殊法施工的緩斜和傾斜煤層。立井1.不受煤層傾角、厚度、深度、瓦斯和水文地質等自然條件限制2.井筒短，提升速度快，對輔助提升特別有利3.當表土層為富含水層的沖積層或流沙層時，井筒容易施工4.井筒通風斷面大，通風阻力小、允許通過的風量大，有利于礦井通風。5.井筒支護條件好，且易于維護。1.井筒施工技術復雜，設備多，要求有較高的技術水平2.井筒裝備復雜，掘進速度慢，基建投資大。對不利于平硐和斜井的地形地質條件都可考慮立井。根據自然地理條件、技術經濟條件等因素，綜合考慮王莊煤礦的實際情況：（1）表層土較厚，平均為90m；（2）地勢起伏不平，地面標高平均+960m左右，煤層埋藏較淺，距地面垂深在180m～330m之間，平均為250m左右；（3）礦井年設計生產能力為1.8Mt/a，為大型礦井；綜上所述，本礦井應采用立井開拓。（2）井筒數目的確定本井田煤層埋藏較淺，井田范圍較大，初期開采范圍不大；根據上述特點，對初期工業場地內的井筒數目提出了如下方案：工業場地內布置主井、副井和風井。其中主井井筒主要承擔礦井煤炭提升；副井井筒主要擔負矸石、人員、設備及材料等輔助提升和進風；中央風井主要承擔回風。井筒內裝備梯子間，作為礦井的安全出口，井筒內布置有壓風管、灑水管、動力電纜和通訊電纜。（3）井筒位置的確定本設計在選擇井口位置時主要依據以下原則：①工業場地應盡量靠近地質構造簡單、塊段完整且儲量豐富的塊段，以利于首采盤區位置選擇和首采工作面布置，并盡量減少初期工程量，減少投資，縮短建井工期；②工業場地盡量避開村莊、道路、溝渠等；③井筒、井底車場盡量避開斷層、陷落柱等構造帶；④井底車場巷道特別是主要硐室的巖性要好；⑤場地盡量少壓煤，特別是少壓開采條件較好的煤；⑥井位的確定兼顧分區劃分的合理性；⑦工業場地盡量布置在開闊地帶，并盡量靠近已有的公路及鐵路，盡量減少鐵路、公路、供電線路的長度，以降低工程造價；⑧井田兩翼儲量基本平衡。基于上述原則，結合本礦井實際地質資料，本設計將主井井口定于516#鉆孔北偏東方向275m處。該處表土層厚度約90m，地面平坦、無村莊，地面原始標高+925m。該方案的主要優點如下：①工業場地位于井田中央及儲量中心，便于兩翼均衡開采;②工業場地所在地無村莊，不需拆遷，可降低投資、縮短建井工期;③工業場地兩側首采塊段勘探程度高，煤層賦存條件較好;④礦井后期最長通風線路較短。4.1.2確定工業場地位置、形狀和面積工業場地總平面布置應結合地形、地物、工程地質、水文、氣象等自然條件和工業場地豎向布置，協調井下開拓部署、地面生產系統、鐵路運輸等主要生產環節，做到有利生產、方便生活、節約用地、減少壓煤，并應符合下列規定：（1）應根據建(構)筑物功能特點，合理地分區布置；（2）建(構)筑物、道路及各種工程管線設施的布置，應緊湊合理、相互協調、整齊美觀；（3）主要建(構)筑物應布置在工程地質條件良好的地段；（4）分期建設的工程，應便于前后期銜接，并預留場地；（5）改建、擴建礦井，應充分利用已有場地建(構)筑物和設施，并應減少改建、擴建工程施工對生產的影響；（6）建(構)筑物布置，應充分考慮其位置受風向、朝向的影響；（7）符合環境保護要求，搞好綠化美化設計，改善場區環境；（8）應與當地規劃和礦區地面總布置相互協調；根據以上原則和本礦井的實際情況，工業廣場與主副井筒布置位置相同，其面積及保護煤柱的大小詳見第二章第三節內容，工業廣場面積21.6ha，定為540m×400m的矩形。4.1.3采區、帶區的劃分和布置王莊礦采用立井單水平開拓，水平標高為+670m；采、帶區的劃分如圖4-1所示：4.1.4主要開拓巷道3#煤層平均厚度為4.0m，賦存穩定，底板起伏不大，為近水平煤層，煤層厚度變化不大，且煤質硬度較大。考慮到礦井服務年限較長，巷道埋深較深，地壓大，為便于巷道后期維護，故礦井輔助運輸大巷和回風大巷布置在3#煤層底板巖層中，大巷間距40m。由于礦井為低瓦斯礦井，布置一條輔助運輸大巷和一條運輸回風大巷，共兩條，兩條大巷位于井田中央，沿走向布置。圖4-1井田采帶區布置圖4.1.5開拓方案比較（1）提出方案根據以上分析及礦井的實際情況，現提出以下四種在技術上可行的開拓方案，分別如圖4-2～圖4-5所示。方案一：雙立井開拓，井田南部采用全采區式布置方式，北部邊界采用采區布置方式，共分為六個采區和兩個帶區；輔助運輸大巷和回風大巷皆為巖石大巷，布置在3#煤層底板巖層中；通風方式采用中央并列式通風，副井進風中央風井回風，如圖4-2所示；圖4-2方案一：北部邊界采區式開采巖石大巷方案二：雙立井開拓，井田南部采用全采區式布置方式，北部邊界采用采區布置方式，共分為六個采區和兩個帶區；輔助運輸大巷和回風大巷皆為煤層大巷，布置在3#煤層中；通風方式采用中央并列式通風，副井進風中央風井回風，如圖4-3所示：圖4-3方案二：北部邊界采區式開采煤層大巷方案三：雙立井開拓，井田南部采用全采區式布置方式，共分為三個采區，井田北部邊界采用帶區式布置，共分為四個采區和三個帶區；輔助運輸大巷和回風大巷皆為巖石大巷，均布置在3#煤層底板巖層中；通風方式采用中央并列式通風，副井進風中央風井回風，如圖4-4所示；圖4-4方案三：北部邊界帶區式開采巖石大巷方案四：雙立井開拓，井田南部采用全采區式布置方式，共分為三個采區，井田北部邊界采用帶區式布置，共分為四個采區和三個帶區；輔助運輸大巷和回風大巷皆為煤層大巷，布置在3#煤層中；通風方式采用中央并列式通風，副井進風中央風井回風，如圖4-5所示；

圖4-5方案四：北部邊界帶區式開采煤層大巷（2）技術比較一二方案之間以及三四方案之間的不同主要是大巷所處的層位不同；一二和三四方案之間主要是北部邊界采用的開采方式不同；提出方案一主要考慮開拓工程量省，第二種方案是在一方案的基礎上考慮煤層大巷的布置；方案三考慮到帶區開采方式相比采區式開采高產高效；這四種方案在技術上都是可行的，并且有可比性。（3）粗略經濟比較四種方案進行詳細的經濟比較步驟較多，因此，把相近的方案一和方案二，方案三和方案四先分開分別進行粗略的經濟比較，選出經濟上有明顯優勢的方案進行下一步的詳細經濟比較。各方案的粗略估算費用表見表4-1～4-4表4-1方案一北部邊界采區式開采巖石大巷粗略費用計算表方案一：北部邊界采區式開采巖石大巷項目數量（10m）基價（元）費用（萬元）費用（萬元）基建費用（萬元）主井開鑿表土段9147157132.4351.3基巖段19115210218.9副井開鑿表土段9243813219.4469.4基巖底車場巖巷12061026732.3732.3大巷巖巷676748365058.95058.9小計6611.9生產費用立井提升系數煤量（萬t）提升高度（km）基價（元/t.km）7457.61.2138720.281.6排水涌水量(m3)時間（h）服務年限（年）基價（元/t.km）2815.0144876079.70.28大巷運輸系數煤量（萬t）平均運距（km）基價（元/t.km）15264.71.2138722.620.35小計25537.3合計費用（萬元）32149.2表4-2方案二北部邊界采區式開采煤層大巷粗略費用計算表方案二：北部邊界采區式開采煤層大巷項目數量（10m）基價（元）費用（萬元）費用（萬元）基建費用（萬元）主井開鑿表土段9147157132.4351.3基巖段19115210218.9副井開鑿表土段9243813219.4469.4基巖底車場巖巷12061026732.3732.3大巷煤巷715419743001.13001.1石門巖巷2061026122122小計4676.1生產費用(萬元)立井提升系數煤量（萬t）提升高度（km）基價（元/t.km）7457.61.2138720.281.6排水涌水量(m3)時間（h）服務年限（年）基價（元/t.km）2815.0144876079.70.28大巷運輸系數煤量（萬t）平均運距（km）基價（元/t.km）16022.21.2138722.750.35石門運輸1.2138720.20.351165.2小計27460合計32136.1

表4-3方案三北部邊界帶區式開采巖石大巷粗略費用計算表方案三：北部邊界帶區式開采巖石大巷項目數量（10m）基價（元）費用（萬元）費用（萬元）基建費用（萬元）主井開鑿表土段9147157132.4351.3基巖段19115210218.9副井開鑿表土段9243813219.4469.4基巖底車場巖巷12061026732.3732.3大巷巖巷895748366697.86697.8小計8250.8生產費用立井提升系數煤量（萬t）提升高度（km）基價（元/t.km）7457.61.2138720.281.6排水涌水量(m3)時間（h）服務年限（年）基價（元/t.km）2815.0144876079.70.28大巷運輸系數煤量（萬t）平均運距（km）基價（元/t.km）16313.51.2138722.80.35小計26586.1合計費用（萬元）34836.9

表4-4方案四北部邊界帶區式開采煤層大巷粗略費用計算表方案四：北部邊界帶區式開采煤層大巷項目數量（10m）基價（元）費用（萬元）費用（萬元）基建費用（萬元）主井開鑿表土段9147157132.4351.3基巖段19115210218.9副井開鑿表土段9243813219.4469.4基巖底車場巖巷12061026732.3732.3大巷煤巷900419743777.73777.7石門巖巷2061026122122小計5452.7生產費用立井提升系數煤量（萬t）提升高度（km）基價（元/t.km）7457.61.2138720.281.6排水涌水量(m3)時間（h）服務年限（年）基價（元/t.km）2815.0144876079.70.28大巷運輸系數煤量（萬t）平均運距（km）基價（元/t.km）17187.41.2138722.950.35石門運輸1.2138720.10.35582.6小計28625.2合計費用（萬元）34077.9通過粗略方案比較，方案一與方案二費用相差0.04%；方案三與方案四費用相差2.27%；相差均不到10%，考慮到煤層大巷在本井田內穿過斷層的技術條件和受到采動影響較大，因此本井田采用巖石大巷布置；對方案一和方案三需要進行詳細的經濟比較來確定最終的開拓方案。兩方案的詳細經濟比較見表4-5、4-6。表4-5方案一北部邊界采區式開采巖石大巷詳細費用計算表方案一：北部邊界采區式開采巖石大巷項目數量（10m）基價（元）費用（萬元）費用（萬元）初期基建費用（萬元）主井開鑿表土段9147157132.4351.3基巖段19115210218.9副井開鑿表土段9243813219.4469.4基巖井開鑿表土段9113645102.3256.2基巖段1790513153.9井底車場巖巷12061026732.3732.3小計1809.2后期基建費用（萬元）大巷巖巷676748365058.95058.9北翼上下山煤巷368*2137341010.81010.8小計6069.7生產費用立井提升系數煤量（萬t）提升高度（km）基價（元/t.km）7457.61.2138720.281.6排水涌水量(m3)時間（h）服務年限（年）基價（元/t.km）2815.0144876079.70.28上下山運輸系數煤量（萬t）平均運距（km）基價（元/t.km）1117.21.22358.20.940.42大巷運輸系數煤量（萬t）平均運距（km）基價（元/t.km）15264.71.2138722.620.35大巷維護1004小計27658.5合計費用（萬元）35537.4

表4-6方案三北部邊界帶區式開采巖石大巷詳細費用計算表方案三：北部邊界帶區式開采巖石大巷項目數量（10m）基價（元）費用（萬元）費用（萬元）初期基建費用（萬元）主井開鑿表土段9147157132.4351.3基巖段19115210218.9副井開鑿表土段9243813219.4469.4基巖井開鑿表土段9113645102.3256.2基巖段1790513153.9井底車場巖巷12061026732.3732.3小計1809.2后期基建費用（萬元）運輸大巷巖巷895748366697.86697.8小計6697.8生產費用立井提升系數煤量（萬t）提升高度（km）基價（元/t.km）7457.61.2138720.281.6排水涌水量(m3)時間（h）服務年限（年）基價（元/t.km）2815.0144876079.70.28大巷運輸系數煤量（萬t）平均運距（km）基價（元/t.km）16313.51.2138722.80.35大巷維護744.5小計27578.7合計費用（萬元）36085.7兩方案對比匯總表見表4-7表4-7方案一、方案三經濟比較表方案方案一方案三名稱北部邊界采區式開采巖石大巷北部邊界帶區式開采巖石大巷項目費用（萬元）百分比（%）費用（萬元）百分比（%）初期基建費用1809.21001809.2100后期基建費用6069.71006697.8110.35生產經營費用27658.5100.2927578.7100總費用35537.410036085.7101.54由表4-7可知，兩種方案詳細經濟總費用方案三比方案一高1.55%，不超過10%且基本相等；綜合考慮技術因素和地質條件，可知方案三系統簡單、經濟效益好，因此本設計采用方案三北部邊界帶區式開采巖石大巷作為最終的開拓方案。4.2礦井基本巷道4.2.1井筒由前章確定的開拓方案可知主副井均為立井，通風方式為中央并列式，副井進風，主井回風。一般來說，立井井筒斷面有圓形、矩形兩種，圓形斷面的立井有服務年限長，承壓性能好，通風阻力小，維護費用少和便于施工的特點，因此主副立井均采用圓形斷面。（1）主井位于井田中央工業場地之中，擔負礦井1.8Mt/a的煤炭提升任務。井筒中裝備一套12t雙箕斗，一套12t單箕斗帶平衡錘；井筒采用混凝土砌碹支護，直徑6.5m，凈斷面積33.18m2，支護厚度500mm；兩側鋼絲繩罐道；每天提升16小時。主井井筒斷面布置如圖4-6，主要參數見表圖4-6主井井筒斷面圖表4-8主井井筒特征表主井井筒特征井型1.8Mt/a提升容器一套12t雙箕斗井筒直徑6.5m一套12t單箕斗帶平衡錘井深280m凈斷面積33.18m2井筒支護混凝土砌碹厚500mm基巖段毛斷面積64.90m2表土段井壁厚1450～1550mm表土段毛斷面積72.38m2充填混凝土厚50mm（2）副井位于井田中央工業場地之中，與主井東西相距約60m，擔負全礦的材料、人員、設矸石的提升；兼做進風井。裝備一對1t雙層四車加寬罐籠；安裝行人梯子，并有足夠的安全間隙；分別有一躺輸水、排水管路和兩躺主干動力電纜。井筒混凝土支護，直徑7.7m，凈斷面積46.56m2，支護厚度500mm（表土段壁厚1350mm）。井筒斷面布置如圖4-7，主要參數見表4-9圖4-7副井井筒斷面圖表4-9副井井筒特征表副井井筒特征井型1.8Mt/a提升容器一對1t雙層四車加寬罐籠井筒直徑7.7m井深260m凈斷面積46.56m2井筒支護混凝土砌碹厚500mm基巖段毛斷面積60.82m2表土段井壁厚1350mm表土段毛斷面積86.59m2充填混凝土厚50mm根據后面通風設計部分的風速驗算，主副井筒風速均符合《煤炭工業設計規范》和《煤礦安全規程》的規定。（3）中央回風井風井位于礦井中央工業廣場保護煤柱內，備有安全出口、圓形斷面，井筒直徑5.0m，凈斷面19.63m2，采用預制管柱支護方式，井壁厚達450mm。風井井筒斷面如圖4-8，主要參數見表4-10。圖4-8中央回風井井筒斷面圖表4-10風井井筒斷面主要參數井型1.8Mt凈斷面積19.63m2井筒直徑5.0m基巖段毛斷面積27.34m2井深260m表土段毛斷面積34.56m24.2.2井底車場礦井為立井開拓，煤炭由運輸大巷運至井底煤倉，后經箕斗提升運至地面；物料經副井運至井底車場，經井底車場由電機車牽引運到采（帶）區；少量矸石由礦車直接排運到井底車場，換用礦車經副井罐籠運至地面。井底車場的平面布置示意圖如圖4-9所示。圖4-9井底車場平面布置圖（1）井底車場的形式和布置方式根據礦井的開拓方式，主、副井和大巷的相對位置關系，決定采用立井梭式井底車場；與副井相連的井底車場鋪設軌道，利用礦車進行輔助運輸；大巷輔助運輸采用架線電機車牽引礦車運輸，在井底車場設調車線存車線，以滿足井底礦車調度。大巷運煤采用膠帶輸送機，保證煤的連續運輸。（2）空、重車線長度對于采用固定式礦車作為輔助運輸的大中型礦井，空、重車線的長度應為1~1.5列車長。輔助運輸采用MG1.1-6A型1.0噸固定廂式礦車運輸，其尺寸為2000×880×1150。電機車選用ZK10-6/250-4直流架線式電機車，其尺寸為4615×1056×1600。每列車14節車廂。一列車的長度L=4.62+2.0×14=32.62m。空、重車線的長度應不小于32.62m。副井提升矸石，運輸材料，為使其長度留有調整的余地，并考慮出矸工作不均勻、不連續，故空、重車線一般不小于1.5列煤車長度。這就要求井底車場空、重車線的長度應不小于1.5L，即48.93m。所選車場的空車線的長度80m，重車線的長度77m，所選車場的重車線的長度，符合要求。（3）調車方式運輸大巷的煤直接由膠帶輸送機送入井底煤倉。矸石列車在副井重車線機車分離后，電機車經機車繞道至副井空車線牽引空車經繞道出井底車場。材料列車的運行路線與矸石空車路線相同。（4）硐室井底車場主要硐室有井底煤倉、中央變電所、水泵房、水倉、等候室等。井底煤倉主井井底煤倉為一垂直斷面煤倉，煤倉直徑為7m，有效的裝煤高度為20m，經計算煤倉容量為1000t，工作面的最大出煤能力為1046t/h，主井運輸能力為660t/h，兩者之差為386t/h，故主井井底煤倉的設置有助于主井運輸能力的緩解。水倉布置及清理水倉布置在副井空、重車線的一側，礦井正常涌水量為144m3/h，最大涌水量為292m3/h,所需水倉容量為：Q0=292×8=2336m3根據水倉的布置要求，水倉的容量為：Q=S×L式中：Q—水倉容量，m3；S—水倉有效斷面，8.8m2；L—水倉長度，650m。則Q=8.8×650=5720m3由以上計算可知，Q>Q0，因此，設計的水倉容量滿足要求。井底車場巷道及硐室，除煤倉、裝卸載硐室等采用現澆混凝土支護外，其余的都采用錨噴支護，遇到圍巖破碎的地方加金屬網支護。各個主要硐室見圖4-9井底車場平面布置圖。4.2.3大巷運輸大巷和輔助運輸大巷都是在煤層底板的巖層中掘進，距煤層距離為30m左右，巖巷為水平大巷有利于礦車的輔助運輸。兩條大巷均選用拱形巷道，錨噴支護。運輸大巷斷面如圖4-10所示，巷道特征見表4-11，每米材料消耗量見表4-12；輔助運輸大巷斷面如圖4-11所示，巷道特征見表4-13，每米材料消耗量見表4-14。圖4-10運輸大巷斷面圖表4-11運輸大巷巷道特征表圍巖類別斷面設計/m2設計掘進尺寸噴射厚度/mm凈周長/m凈設計掘進寬度/mm高度/mm巖19.821.653004900150錨桿形式外露長度/mm排列方式排間距/mm長度/mm直徑/mm頂幫頂幫頂幫樹脂50交錯800*800800*800240020002018表4-12運輸大巷每米工程量及材料消耗表圍巖類別計算掘進工程量/m3材料消耗量水溝長度/m錨桿數量噴射材料/m3金屬網/m2藥卷數量金屬網/片巷道墻角頂兩幫巖21.60.3611.257.51813.6434.6851圖4-11輔助運輸大巷斷面圖表4-13輔助運輸大巷巷道特征表圍巖類別斷面設計/m2設計掘進尺寸噴射厚度/mm凈周長/m凈設計掘進寬度/mm高度/mm巖15.517.64800420010015錨桿形式外露長度/mm排列方式排間距/mm長度/mm直徑/mm頂幫頂幫頂幫樹脂100交錯800*800800*800210021001616表4-14輔助運輸大巷每米工程量及材料消耗表圍巖類別計算掘進工程量/m3材料消耗量水溝長度/m錨桿數量噴射材料/m3金屬網/m2藥卷數量粉刷面積/m2巷道墻角巖17.60.0216.81.128.355.410.415準備方式—采區巷道布置5.1煤層地質特征5.1.1采區位置設計首采采區（東一采區）位于井田東翼，大巷的東側。5.1.2采區煤層特征采區首采煤層為3#煤，其煤層特征為：黑色，容重1.3t/m3,硬度2.5，煤巖類型半暗半亮。煤層保存完整，全區可采，均為結構簡單的穩定煤層。煤層厚度一般3.6~4.5m，平均厚度4.0m。3#煤層可采系數0.96，煤層變異系數為2.73%，為結構簡單的穩定煤層。煤層結構特征表見表5-1表5-1煤層特征表煤層顏色煤巖類型比重水分（%）灰分（%）揮發分（%）含硫量（%）發熱量MJ/kg3黑半亮半暗1.30.915.215.90.3429.2采區平均瓦斯相對涌出量為1.23m3/t,涌出量較小。煤塵爆炸指數為南翼27.12％，北翼19.73％，均具有煤塵爆炸危險性。3#煤層還原樣與氧化樣燃點之差ΔT1-3為6-33C°,屬不自燃-不易自燃煤層。5.1.3煤層頂底板巖石構造情況老頂：砂巖，平均厚度11.50m，灰白色，鈣質膠結，堅硬致密。直接頂：灰黑色泥巖或砂質泥巖，平均厚度4.93m，灰黑色，含植物化石碎片，層理較發育。老底：中、細粒砂巖，平均厚度6.2m，灰白色。直接底：泥巖，平均厚度0.3m，灰黑色，含植物碎片化石，塊狀。5.1.4水文地質井田內水文地質條件簡單，礦井主要含水層為Ⅶ號、Ⅷ號老頂砂巖含水層。井田中部，南北被故縣斷層所隔，東部有濁漳河直接補給，補給量較大，屬水文地質中等類型。+670水平礦井最大涌水量292m3/h，正常涌水量為144m3/h。5.1.5地質構造采區內煤層底板有小的起伏波動，但變化不大，煤層傾角2°~5°采區內無斷層，無陷落柱，無特殊地質構造，煤層賦存狀況簡單。5.2采區巷道布置及生產系統5.2.1采區準備方式的確定采區內煤層底板有小的起伏波動，但變化不大，煤層傾角2°~5°采區內無斷層，無陷落柱，無特殊地質構造，煤層賦存狀況簡單。由于采區內地質條件簡單，采區式準備方式和帶區式準備方式均沒有技術上的限制，但考慮到采區形狀的不規則性，為了減少三角煤的損失，決定采用采區式布置。5.2.2采區巷道布置（1）采區上下山煤柱本礦井采區上下山布置為運輸上山和軌道上山，兩條上山之間間隔20m，上山兩側各留設20m的保護煤柱。（2）區段要素首采采區位于井田東翼，大巷的東側，井田東翼劃分為兩個采區和一個帶區，首采區為東一采區，走向長度平均4780m，傾向長度平均2310m。東一采區劃分為九個區段，工作面長245m，兩條回采巷道共10m寬，采用沿空留巷布置巷道，區段斜長為255m。（3）開采順序首采采區為東一采區，然后依次采西四采區、西二采區、東三采區、東五帶區、西六帶區、西八帶區。首采區各區段之間采用下行開采順序，工作面內采用后退式開采順序。首采工作面為3101工作面，然后依次開采3102及下一區段。（4）采區通風采區內各工作面采用U型后退式上行通風，風流系統簡單、漏風小。東翼采區生產時，新鮮風流從副井進入軌道大巷，經過運料進風行人斜巷進入軌道上山，經由軌道上山進入區段運輸平巷后進入采煤工作面；污風經區段回風平巷進入運輸上山、運輸大巷，再經中央風井排至地面。西翼采區和帶區生產時通風方式與東翼采區通風方式相同，污風仍從中央風井排至地面。（5）采區運輸采區運輸上下山鋪設B=1400mm的膠帶輸送機，運輸煤炭到大巷膠帶輸送機；輔助運輸采用固定廂式礦車運輸，材料車從副井罐籠進入井底車場，經軌道大巷運到采區軌道上山、區段回風平巷，然后運至工作面。采區巷道布置如圖5-1所示。5.2.3采區生產系統（1）運煤系統3101工作面→區段運輸平巷→采區運輸上