目錄一般部分1礦區概述及井田地質特征 11.1礦區概述 11.1.1礦區地理位置 11.1.2礦區氣候條件 11.1.3礦區地形地貌及水文情況 11.1.4礦區地震 11.2井田地質特征 31.2.1地層 31.2.2水文地質 51.2.3地質構造 71.3煤層特征 71.3.1可采煤層及開采技術條件 71.3.2煤的特征 81.3.3其它有益礦產 131.3.4瓦斯，煤塵及自燃 142井田境界與儲量 152.1井田境界 152.1.1井田范圍 152.1.2開采界限 152.1.3井田尺寸 152.2井田地質勘探工作 162.3礦井地質儲量 162.3.1儲量計算基礎 162.3.2礦井地質儲量計算 162.3.3礦井工業儲量計算 172.4礦井可采儲量 182.4.1井田邊界保護煤柱 182.4.2工業廣場保護煤柱 192.4.3斷層保護煤柱 202.4.4風井保護煤柱 212.4.5大巷保護煤柱 212.4.6礦井可采儲量 213礦井工作制度及設計生產能力、服務年限 223.1礦井工作制度 223.2礦井設計能力及服務年限 223.2.1確定依據 223.2.2礦井設計生產能力 223.2.3礦井服務年限 223.3井型校核 234井田開拓 244.1井田開拓的基本問題 244.1.1確定井筒形式、數目、位置及坐標 244.1.2工業場地的位置 264.1.3開采水平的確定及帶區、采區劃分 264.1.4方案比較 274.2礦井基本巷道 314.2.1井筒 314.2.2開拓巷道 314.2.3井底車場及硐室 375準備方式——帶區巷道布置 395.1煤層地質特征 395.1.1帶區位置 395.1.2帶區煤層特征 395.1.3煤層頂底板巖石構造情況 395.1.4水文地質 395.1.5地質構造 395.1.6地表情況 395.2帶區巷道布置及生產系統 405.2.1帶區準備方式的確定 405.2.2帶區巷道布置 415.2.3帶區生產系統 425.2.4帶區內巷道掘進方法 435.2.5帶區生產能力及采出率 435.3帶區車場選型設計 446采煤方法 456.1采煤工藝方式 456.1.1采煤方法的選擇 456.1.2回采工作面長度的確定 456.1.3工作面的推進方向和推進度 456.1.4綜采工作面的設備選型及配套 466.1.5各工藝過程注意事項 516.1.6工作面端頭支護和超前支護 536.1.7循環圖表、勞動組織、主要技術經濟指標 546.1.8綜合機械化采煤過程中應注意事項 586.2回采巷道布置 586.2.1回采巷道布置方式 586.2.2回采巷道參數 597井下運輸 607.1概述 607.1.1礦井設計生產能力及工作制度 607.1.2煤層及煤質 607.1.3運輸距離和輔助運輸設計 607.1.4礦井運輸系統 607.2帶區運輸設備選擇 617.2.1設備選型原則 617.2.2帶區運輸設備選型及能力驗算 617.3大巷運輸設備選擇 627.3.1主運輸大巷設備選擇 627.3.2輔助運輸大巷設備選擇 637.3.3運輸設備能力驗算 658礦井提升 668.1礦井提升概述 668.2主副井提升 668.2.1主井提升 668.2.2副井提升設備選型 679礦井通風及安全 709.1礦井地質、開拓、開采概況 709.1.1礦井地質概況 709.1.2開拓方式 709.1.3開采方法 709.1.4變電所、充電硐室、火藥庫` 709.1.5工作制、人數 719.2礦井通風系統的確定 719.2.1礦井通風系統的基本要求 719.2.2礦井通風方式的選擇 719.2.3礦井通風方法的選擇 729.2.4帶區通風系統的要求 729.2.5帶區通風方式的確定 739.3礦井風量計算 739.3.1通風容易時期和通風困難時期采煤方案的確定 739.3.2各用風地點的用風量和礦井總用風量 769.3.3風量分配 799.4礦井阻力計算 809.4.1計算原則 809.4.2礦井最大阻力路線 819.4.3計算礦井摩擦阻力和總阻力 819.4.4兩個時期的礦井總風阻和總等積孔 839.5選擇礦井通風設備 859.5.1選擇主要通風機 859.5.2電動機選型 889.6安全災害的預防措施 899.6.1預防瓦斯和煤塵爆炸的措施 899.6.2預防井下火災的措施 909.6.3防水措施 9010設計礦井基本技術經濟指標 91參考文獻 92專題部分淺析巷道底鼓治理原理與技術 940引言 941對巷道底鼓機理的認識 942巷道底鼓成因 943巷道底鼓主要形式 954底鼓破壞形式 955底鼓主要影響因素 976巷道底鼓治理原理與技術 987結語 102參考文獻 104翻譯部分英文原文 106中文譯文 123致謝 138第8頁第1頁1礦區概述及井田地質特征1.1礦區概述1.1.1礦區地理位置恒源煤礦(原名劉橋二礦)位于安徽省淮北市濉溪縣劉橋鎮境內。西以省界與河南省永城市毗鄰，東距濉溪縣約10km，東北距淮北市約13km。其地理坐標為：東經：116o37＇30"~116o41＇15"北緯：33o54＇30"~33o58＇00"礦井東~東南淺部以土樓斷層和劉橋一礦為界，西~西北以省界與河南省永城市的新莊煤礦相接。礦井交通十分方便，濉溪縣至永城市公路從礦區通過，可直接接通河南省和安徽省內公路網。礦井鐵路專用線經濉溪站轉接京滬、隴海和京九三大干線通往全國各地，交通極為便利，如圖1-1所示。1.1.2礦區氣候條件本區氣候溫和，屬北溫帶季風區海洋~大陸性氣候。氣候變化明顯，四季分明。冬季寒冷多風，夏季炎熱多雨，春秋兩季溫和。據淮北市氣象局1980~2000年觀測資料，年平均氣溫14.3℃，最高氣溫40.3℃（1988年7月8日），最低氣溫-10.9℃（1988年12月16日）。年平均降雨量785mm，雨量多集中在7、8月份。最大凍土深度0.17m，年平均風速2.2m/s，最大風速達20m/s,主導風向東~東北風。無霜期210~240天，凍結期一般在12月上旬至次年2月中旬。1.1.3礦區地形地貌及水文情況本礦地處淮北平原中部。礦區內地勢平坦，地表自然標高+30m~+32m左右，有自西北向東南傾斜趨勢。基巖無出露，均為巨厚新生界松散層覆蓋。各河年平均流量3.52～72.10m3/s，年平均水位標高為14.73～26.56m。地表下潛水豐富，一般居民生活用水及部分工業用水皆取于此。1.1.4礦區地震恒源煤礦屬淮北煤田，位于華北板塊東南緣，東有郯廬大斷裂，西有阜陽～麻城斷裂，北有秦嶺緯向構造帶，南有五河～利辛斷裂。據歷史資料記載，安徽北部一帶，自公元925年以來發生有感地震近50次，其中1960年以來本區發生較大的地震有7次（見表1-0）。根據安徽省地震局1996年編制的安徽地震烈度區劃圖查得，本區屬4～6級地震區，地震烈度為7度。表1-0皖北地區有感地震統計表時間固鎮靈璧臨渙固鎮固鎮菏澤利辛4.03.34.55.03.05.94.2圖1-1恒源煤礦交通位置示意圖1.2井田地質特征1.2.1地層恒源煤礦屬于淮北煤田濉肖礦區，位于淮北煤田中西部，在地層區劃分上屬于華北地層區魯西地層分區徐宿小區。本區地層出露甚少，多為第四系沖、洪積平原覆蓋。礦井范圍內無基巖出露，均為新生界松散層所覆蓋，經鉆孔揭露地層有奧陶系（O1+2）、石炭系（C2+3）、二疊系（P）、第三（N）和第四系（Q），地層厚度大于1500m，見圖1-2，由老至新概述如下：（1）奧陶系（O）奧陶系中、下統老虎山組~馬家溝組（O2l-O1m），層厚度118.89m。巖性為淺灰色厚層狀的石灰巖，質純、性脆、微晶結構，局部含白云質，高角度裂隙發育。（2）石炭系（C）地層厚度129.73m，為本溪組和太原組。1）中統本溪組（C2b）地層厚度14.18~23.10m。巖性以淺灰色到暗紅色的雜色含鋁泥巖為主，夾有少量的泥質灰巖。含鋁泥巖為中厚層狀，含有鐵質結核及菱鐵鮞粒。與下伏奧陶系地層呈假整合接觸。2）上統太原組（C3t）地層厚度115.55m。巖性以深灰色的泥巖、粉砂巖及灰色的砂巖為主，灰到深灰色的石灰巖次之，夾少量的薄煤層。泥巖、粉砂巖中多見有炭屑或植物化石碎片。下伏本溪組地層呈整合接觸。（3）二疊系（P）1）下統山西組（P1s）下部以太原組頂部一灰之頂為界，上界為鋁質泥巖之底。地層厚度84.00~124.00m，平均108.50m。巖性由砂巖、粉砂巖、泥巖和煤層組成。含2個煤層（組），其中6煤層為本礦井主要可采煤層之一。2）下統下石盒子組（P1xs）下界為4煤層下鋁質泥巖底界面，上界為K3砂巖底界面，地層厚度201.80~248.20m，平均227.10m。巖性由砂巖、粉砂巖、泥巖、鋁質泥巖和煤層組成，為本礦井主要含煤段。含4個煤層（組），除3煤層為局部可采煤層、4煤層為礦井主要可采煤層外，其余均為不可采煤層。與下伏地層呈整合接觸。3）上統上石盒子組（P2SS）下界為K3砂巖之底，未見上界，最大厚度約為298.58m，巖性由砂巖、粉砂巖和泥巖組成，自下而上,泥巖、粉砂巖顏色變雜，紫色綠色增多。含3個煤層（組），均不可采。與下伏地層呈整合接觸。（4）上第三系（N）總厚5.90~67.20m，平均厚度28.94m。不整合于二迭系地層之上。圖1-2綜合地質柱狀圖（5）第四系（Q）1）更新統（Q1-3）總厚38.80~93.70m，平均厚度63.97m。與第三系呈假整合接觸。下部主要由淺黃色及淺灰綠色、灰白色細、中砂組成，其中夾1~2層粘土或砂質粘土；部主要由棕黃色夾淺灰綠色粘土、砂質粘土組成，夾1~3層砂或粘土質砂，頂部含有較多鈣質或鐵錳質結核。2）全新統（Q4）厚度為20.18~39.80m，平均厚度32.79m。以褐黃色細砂、粉砂、粘土質砂為主，夾粘土及砂質粘土，含螺螄、蚌殼化石，近地表為耕植土壤，屬現代河流泛濫相沉積。1.2.2水文地質本礦為第三、四系松散層覆蓋下的裂隙充水礦床。根據含水層賦存介質特征自上而下劃分為第三、四系松散層孔隙含水層（組），二疊系煤系砂巖裂隙含水層（段），太原組石灰巖巖溶裂隙含水層（段），奧陶系石灰巖巖溶裂隙含水層（段）。各含水層（組、段）之間又分布有相應的隔水層（組、段），因此各含水層（組、段）自然狀態下補給、逕流、排泄條件顯著不同，從而在水化學特征上也存在明顯的差別。根據鉆探及測井、抽（注）水試驗、簡易水文觀測、水文長觀孔及巷道、工作面實際揭露的水文地質資料，對本礦主要含水層水文地質特征敘述如下：（1）新生界松散層含、隔水層（組）1）第一含水層（組）一般自地表垂深3~5m起，底板埋深28.00~41.60m，平均33m。含水層主要由淺黃色粉砂、粘土質砂及細砂組成，夾薄層砂質粘土，局部含有砂礓塊。含水砂層厚度為15.00~28.60m，平均22m。2）第一隔水層（組）底板埋深53.50~86.60m，平均深度72m，由棕黃色夾淺灰綠色斑塊的粘土及砂質粘土組成，其中夾2~5層砂或粘土質砂。粘土類兩極厚度14.00~45.60m，平均厚度29.50m。粘土塑性指數為14.20~26.80。粘土類質純致密，可塑性較強。該層（組）分布穩定，隔水性能較好，能阻隔其上、下的含水層的水力聯系。3）第二含水層（組）底板埋深72.30~105.60m，平均埋深88m，由淺黃色及淺灰色綠色、灰白色細、中砂夾1~4層粘土或砂質粘土組成。含水砂層厚3.70~31.70m，平均11.00m。砂層分布不穩定，厚度變化大，局部地段僅有相應的層位，無明顯的含水砂層存在，由于含水砂層發育分布不均，富水性也相對強弱不一。4）第二隔水層（組）底板埋深99.30~120.00m平均埋深105m，隔水層厚度4.90~22.60m。巖性以棕黃色、淺灰綠色的粘土或砂質粘土為主，部分夾1~3層砂或粘土質砂，呈透鏡狀分布。5）第三含水層（組）底板埋深112.60~170.60m，平均138m。巖性以灰白色、淺黃色細砂、中砂及少量粗砂為主，夾1~3層粘土或砂質粘土。含水砂層分布不穩定，兩極厚度5.8~43.70m，平均厚度21.60m。6）第三隔水層（組）本層（組）底部深度112.00~191.80m。其不整合于二迭系之上，主要由灰綠色、淺黃色粘土及砂質粘土夾1~3層砂層組成，偶夾鈣質及鐵錳質結核。隔水層兩極厚度0~37m，平均厚度11.80m。粘土層可塑性好，膨脹性強，塑性指數18.2~21.0，隔水性良好。本礦內三隔在大部分地帶均能起到較好的隔水作用，使三含之水不能成為礦井的直接充水水源。（2）二疊系煤系含、隔水層（段）1）五含上隔水層（段）除部分地段該層位缺失外，厚度為68~215.59m，一般大于100m，巖性為泥巖、粉砂巖、砂巖相互交替，以泥巖、粉砂巖為主，砂巖裂隙不發育，穿過該層段的鉆孔沖洗液只有02-1、03-4等少數孔發生漏失現象，說明該層段的隔水性能較好。2）第五含水層（段）（K3砂巖裂隙含水層）巖性主要由灰白色中、粗砂巖組成，厚約30m，巖體剛性強，是巖層受力區構造破裂極為發育的介質條件。該層段厚度大，分布穩定，垂直裂隙發育。在鉆探過程中曾多次發生涌漏水現象，有些孔漏失嚴重，據主檢孔抽水試驗資料，平均q=0.1613l/s.m，K=12.07m/d，水位標高+0.04m，水化學類型為SO4.Cl-Na.Ca類型，礦化度為1.97g/L。3）K3砂巖下隔水層（段）主要由泥巖、粉砂巖夾少量砂巖組成，除少數孔缺失該層段外，厚度為50~85m，穿過該層位的鉆孔只有個別鉆孔沖洗液發生漏失現象，說明該層（段）的隔水性是好的。4）第六含水層（段）（區域5煤上下砂巖裂隙含水層）六含主要由1~3層灰白色中、細粒砂巖夾泥巖或粉砂巖組成。砂巖厚度3~30m，一般厚度15m左右，其巖性致密，堅硬，裂隙發育，據風檢和副檢孔抽水試驗資料，平均q=0.0024~0.7563l/s.m，K=0.0075~12.89m/d，水化學類型為SO4-K+Na.Ca類型，礦化度為2.178~2.242g/L。以上資料說明，六含砂巖裂隙發育不均一，局部裂隙發育好，富水性中等。5）4煤上隔水層（段）此層（段）間距33~81m，主要由泥巖、粉砂巖夾1~2層砂巖組成，巖性致密完整，裂隙不發育，只有個別孔出現沖洗液漏失現象，此層（段）隔水性能較好。6）4煤上、下砂巖裂隙含水層巖性以灰白色中、細粒砂巖為主，夾泥巖、粉砂巖。七含砂巖厚度4.50~41.20m，平均20.20m，見表5107。七含在本礦中部和9線以北砂巖厚度較大，含水性相對較強。據鉆孔抽水試驗資料q=0.0436~0.0921l/s.m，K=0.1009~0.1897m/d，富水性弱。水化學類型為SO4-K+Na類型，礦化度為2.317~3.412g/L。以上資料表明該含水層富水性較好，但含水性、導水性很不均一，局部較強。其地下水處于封閉~半封閉環境，以儲存量為主。是開采4煤層的直接充水水源。7）4煤下鋁質泥巖隔水層(段)此層段厚度為20~65m。一般厚度為25m左右，巖性以鋁質泥巖為主，局部夾薄層砂巖，該鋁質泥巖為淺灰~灰白色，含紫色花斑，性脆含較多菱鐵鮞粒，巖性特征明顯，層位、厚度穩定，是中、下部煤組的分界。其巖性致密，隔水性能較好。8）6煤上下砂巖裂隙含水層該含水層砂巖厚度5.20~49.87m，平均21.50m左右。巖性以灰白色中、細砂巖為主，夾灰色粉砂巖及泥巖。砂巖裂隙發育不均，局部多發育垂直裂隙。6煤上砂巖在14勘探線以北厚度較大，含水較豐富。在勘探施工時，曾發生多次沖洗液消耗量大或漏失現象。據12-13-1孔抽水試驗，q=0.0104l/s.m，K=0.0383m/d，水化學類型為SO4-K+Na類型，礦化度為3.693g/L。據2005年04-4（水17）鉆孔流量測井資料，八含水位標高為-147.204m，K=1.13m/d。6煤上下砂巖裂隙含水層流量測井資料。6煤上下砂巖裂隙含水層是開采6煤層時礦井直接充水含水層。本礦井最大涌水量為683.40m3/時，正常涌水量為525.44m3/時。1.2.3地質構造“恒源煤礦”處于大吳集復向斜南部仰起端上的次級褶曲土樓背斜西翼。總體上為一走向北北東，向北西傾的單斜構造，次級褶曲較為發育，使局部地層呈北東或北西向。地層傾角一般在3～15°，受構造影響局部傾角變化較大。構造較為發育。已查出褶曲5個，其中≥30m的斷層5條。1.3煤層特征1.3.1可采煤層及開采技術條件本礦井可采煤層有3、4、6煤層共三層。其中4、6煤層為主要可采煤層，3煤層為局部可采煤層。（1）3煤層煤層結構簡單，以單一煤層為主，局部含一層泥巖夾矸。以薄煤層為主，煤層厚度0～1.99m，平均0.34m。可采性指數19.3%，變異系數175%，局部可采，可采面積占12.9%，為極不穩定的煤層。該煤層因4煤層開采已對其形成極大破壞，加之區內小構造較為發育，故其開采價值大大降低。（2）4煤層位于下石盒子組下部,上距3煤層0~12.30m,平均5.50m。下距分界鋁質泥巖24~60.50m，平均37.50m。煤層結構簡單，無夾矸。煤層厚0~5.54m，平均3.2m，屬中厚煤層。可采性指數91.0%，變異系數39%，可采區內平均厚度為3.2m，可采面積占92.7%，屬較穩定煤層。煤層頂板以泥巖為主，粉砂巖次之，中部為少量砂巖；底板以泥巖為主，次為粉砂巖。（3）6煤層位于山西組中部，上距鋁質泥巖39~70m，平均55.5m；下距太原組第一層灰巖40.5~65m，平均53.4m。煤層結構簡單，以單一煤層為主，局部含一層泥巖夾矸。以中厚~厚煤層為主，煤層厚度0.55~5.93m,平均3.3m。可采性指數97.5%，變異系數26%，可采區內平均厚度為3.3m，可采面積94.6%，屬較穩定煤層。在礦井的東北部具巖漿巖侵區和沖刷區，煤層頂板以泥巖為主，粉砂巖次之，少量砂巖，底板多為泥巖和粉砂巖。綜上所述，4、6煤層為全區可采，結構較簡單的較穩定（Ⅱ類）中厚煤層,下面設計儲量計算針對4、6號煤層，設計只針對6號煤層。其煤層特征見表1-1。表1-1可采煤層特征表煤層層間距/m厚度/m變異系數1%穩定類型頂、底板主要巖性最大~最小平均最大~最小平均40~5.543.239較穩定頂板多為泥巖，底板多為泥巖及粉砂巖6129.6~68.191.90~5.933.526較穩定頂板多為泥巖及砂巖，底板多為泥巖及粉砂巖1.3.2煤的特征煤的物理性質見表1-2。表1-2各煤層物理性質統計表特煤層征性質46顏色灰黑~黑色灰黑~黑色條痕黑、棕黑灰黑、棕黑光澤弱玻璃~玻璃玻璃結構條帶狀、線理狀條帶狀、線理狀構造層狀層狀塊度粉末、碎塊碎塊內生裂隙發育較發育視密度1.511.47斷口參差狀、階梯狀參差狀、階梯狀煤巖特征特征見表1-3。表1-3 各煤層宏觀煤巖特征表煤層特征特征類別46組分亮暗煤為主亮煤為主，暗煤次之類型半暗~半亮煤半亮煤煤的化學性質（1）揮發分（Vdat）本礦井各煤層均屬低揮發分煤。4、6煤層的揮發分產率見表1-4表1-4各煤層揮發分產率統計含煤量層煤樣46兩極值平均值(點)兩極值平均值(點)原煤9.02~25.7913.84(48)7.79~17.6612.05(52)精煤8.29~14.5811.27(80)7.37~19.8010.16(82)貧煤揮發分一般在10%~15%之間，無煙煤揮發分一般在8%~10%之間。本礦井各煤層揮發分產率與煤層相對深度有一定的相關性。在縱向上由淺到深，揮發分產率逐漸減小；在平面上，沿走向自東向西有逐漸減小的趨勢。本礦井揮發分產率總體較低，與淮北煤田大部分礦井相比較，顯示出較高異常，說明本區在接受深成變質的同時，還受到巖漿熱力變質作用。（2）有害組分各煤層的有害組分見表1-5。1）水分（Mad）各可采煤層原煤水分平均在0.88~1.04%之間2）灰分（A.d）eq\o\ac(○,1)灰分產率根據礦井各煤層的回采煤樣灰分測試（表1-6），4煤層的回采煤樣原煤平均灰分高于可采煤樣灰分6.12%左右，6煤層的回采煤樣原煤平均灰分約高出可采煤樣灰分2.27%左右，說明4煤層及頂底板結構遭受構造破壞，增加頂板管理難度，在采掘過程中有滑脫夾矸或頂底板巖石在采煤時混入煤內，增加了開采灰分。表1-5有害組分統計表煤層含量項目46兩極值平均值(點數)兩極值平均值(點數)Mad(%)原煤0.41~4.581.04(87)0.37~3.860.92(84)精煤0.46~2.100.98(80)0.44~2.40.93(82)A.d(%)原煤8.29~32.6521.22(83)6.85~32.7417.01(84)精煤1.26~15.427.58(78)2.13~11.836.16(80)St.d(%)原煤0.26~0.710.49(76)0.28~0.830.45(73)P.d(%)原煤0.0010~0.00730.0039(11)0.0016~0.00500.0027(8)精煤0.0011~0.00410.0021(14)0.0007~0.00510.0017(21)Fd(PPM)原煤無測定21.38~118.4569.92(2)表1-6回采煤樣原煤灰分統計表分層煤量含成分層煤量含成空氣干燥水灰分Aad灰分Ad4最大值（%）2.2628.9629.23最小值（%）0.5413.2813.44平均值（%）1.3819.2819.45樣品數（點）4545456最大值（%）1.8934.6735.29最小值（%）0.5624.6124.85平均值（%）1.3027.3427.10樣品數（點）404040eq\o\ac(○,2)灰成分及灰熔點各煤層灰成分分析見表1-7。表1-7灰成份統計表 煤層項目46兩極值平均值(點數)兩極值平均值(點數)灰成份分析%Si0233.88~52.9646.96(15)31.47~54.4343.47(18)Al2O326.80~35.4731.35(15)23.46~31.3527.80(18)Fe2O34.27~7.835.62(15)4.36~7.905.33(18)CaO2.01~19.205.55(15)3.59~31.0312.31(18)MgO0.78~1.481.20(15)0.59~1.671.16(18)SO31.43~7.653.27(15)2.52~7.055.13(18)TiO20.94~2.241.67(15)0.95~2.101.44(18)煤灰熔融性℃DT1280~>1500(17)1300~1490(15)ST1300~>1500(14)1330~>1500(15)FT1340~>1500(9)1340~>1500(15)各煤層的灰分組成基本相同，主要為酸性化合物，其中以SiO2和Al2O3為主，少量SO3；堿性化合物中以Fe2O3和CaO為主，少量MgO、TiO2和K2O等。4煤層SiO2+Al2O3平均含量為78.13%；6煤層SiO2+Al2O3平均含量為71.27%，可見6煤層的酸性化合物低于4煤層。煤灰成分組成的差異，表明煤層（組）成煤古地理環境不同。反映了在煤系地層形成和演變過程中，含煤沉積由海陸交互相逐漸演變為陸相的特點。從測試結果，各煤層煤灰熔點均屬高熔~難熔。eq\o\ac(○,3)硫分（St.d）各可采煤層原煤全硫含量平均為0.45~0.65%之間，屬低硫煤，顯示出淡水泥炭沼澤成煤特征。標準差一般小于0.10，屬變化小。各煤層中的硫含量較低時，硫分以有機硫為主，所以，在精煤中測定的全硫含量接近原煤，表明在洗選過程中，脫硫效果較差。eq\o\ac(○,4)磷（P.d）各煤層原煤的磷含量在0.0015~0.0035%之間，精煤磷含量﹤0.0040%，屬特低磷煤。eq\o\ac(○,5)氯、三氧化二砷和氟（Cl、As2O3、F）各煤層含量均很低，對煤的工業利用沒有影響或影響甚微。（3）元素分析各煤層煤的元素分析成果統計見表1-8。通過對各煤層的氫碳原子比和氧碳原子比進行計算統計，在克瑞威倫煤帶圖上，本礦的煤位于無煙煤區。表1-8元素分析統計表煤層Cdaf(%)Hdaf(%)Odaf(%))H/C(%)O/C(%)Ndaf(%)(O+S)daf(%)兩極值平均值兩極值平均值兩極值平均值兩極值平均值兩極值平均值兩極值平均值兩極值平均值482.99-93.0691.34(28)3.48-4.464.38(18)1.82-5.612.70(13)0.0470.0300.86-1.581.41(28)1.32-12.193.38(21)687.48-93.1492.04(27)3.45-4.413.94(28)0.80-5.611.89(14)0.0430.0211.21-1.561.35(27)1.27-7.712.61(22)（4）煤的工藝性能1）粘結性和結焦性本礦井各煤層G值及Y值較低（表1-9），多為高變質的貧煤、無煙煤。其粘結性和結焦性很低，甚至不具粘結性及結焦性。表1-9煤層粘結性指標統計表煤層指標346GRI（%）0.19(32)0.25(28)y（mm）2.300(27)0(37)2）燃燒性eq\o\ac(○,1)發熱量各煤層發熱量情況見表1-10。經過換算，4、6煤層的干燥基高位發熱量分別為：27.22MJ/kg、28.93MJ/kg，由此可見：3煤層、4煤層和6煤層均為高熱值煤。表1-10各煤層發熱量情況統計煤層Qb.adQb.dQb.daf兩極值平均值(點數)兩極值平均值(點數)兩極值平均值(點數)421.11-34.0527.44(69)21.44-34.4527.96(52)22.188-37.7434.29(66)624.48-33.5029.13(70)23.29-33.9129.30(68)25.88-36.4435.00(70)商品煤26.93-30.2128.41eq\o\ac(○,2)熔渣性和結污性本礦各煤層的灰渣屬酸性，堿酸比平均在0.16~0.26之間，6煤層較4煤層偏高，但熔渣、結污指數均，各煤層均為低熔渣、低結污、高熔灰煤，對鍋爐爐壁和對流管道危害很小，宜采用固態排渣（見表1-11）。表1-11灰渣特征一覽表煤層酸性物質量（%）堿性物質量（%）堿酸比鐵鈣比硅鋁比結渣指數結污指數461.62~85.2179.98(15)7.61~25.4412.69(15)0.165.62/5.55=1.0146.96/31.35=1.500.0780.093656.06~81.4672.72(18)9.68~36.7818.95(18)0.265.33/12.31=0.4343.47/27.80=1.560.1170.127eq\o\ac(○,3)燃料比各可采煤層煤的固定碳含量在68~75%之間，6煤相比較4煤含量偏高。燃料比一般大于6，如以日本動力用煤對其評價，均屬優質燃料煤。3）可磨性（HGI）煤對CO2反應測定見表1-12，從表中可見，反應溫度和還原率成正比，溫度愈高，αCO2愈大。當溫度達950℃以上時，6煤對CO2的反應性比4煤好，貧煤比無煙煤反應性好。6煤活性之所以比4煤好，在于6煤層的煤的灰成分中，Ca含量較4煤層高（CaO﹥10%），因為CaO+Fe2O3對CO2有較強的催化作用。表1-12煤及焦碳對二氧化碳化學反映性成果α1(%)4PM3.9516.0051.3977.2893.2298.00WY13.5023.5045.2062.5075.5081.306WY7.2321.1347.5868.8380.5085.84總之，在標準溫度下（950℃），貧煤活性比無煙煤好，但各煤層均屬反應性較好煤層。如要使αCO2≥60%，必須升高爐溫至1000℃以上。1.3.3其它有益礦產（1）微量元素煤中微量元素種類繁多，但大多含量甚微，沒有明顯富集。通過光譜半定量分析，對煤層和鋁質泥巖中易于富集的鎵、鍺二種元素進行了測定(見表1-13)。從表中可以看出，各煤層的鎵、鍺的含量差異不大，其含量均未達到國家規定的最低工業品位要求，在目前經濟技術條件下尚無回收利用價值。表1-13鎵鍺含量統計表樣別煤層Ga(PPM)Ge(PPM)煤芯煤樣最大最小平均點數最大最小平均點數414.09.011.9131.8100.9514614.04.08.01710.9201.7017鋁質泥巖106.018.041.7114.830.402.0911（2）鋁質泥巖在本礦井下石盒子組底部（4煤層下）發育1~2層，厚2~4m鋁質泥巖，層位穩定，分布較廣。從取樣化驗分析結果看，采樣化驗結果Al2O3含量大部分在22.76%~32.56%之間，達到三級粘土礦品位，但AL2O3/SIO2<1，達不到鋁土礦的邊界工業品位2.1的要求，在目前技術條件下，不能用于冶煉鋁。由于鋁質泥巖中的Fe2O3含量在7.44%~23.55%之間，也達不到1984年全國礦產儲量委員會制定的《耐火粘土勘探規范》中硬質粘土的標準，不具備工業利用價值。1.3.4瓦斯，煤塵及自燃（1）瓦斯根據精查地質報告的瓦斯地質資料，全礦井最大絕對瓦斯涌出量為7.866m3/min,最大相對瓦斯涌出量為1.732m3/t，礦井瓦斯等級應定為低瓦斯礦井。（2）煤塵和煤的自燃據煤塵爆炸，測試結果，各煤層火焰長度為25~40mm，均有爆炸危險性，須通入20~45%的巖粉方能抑制爆炸。建議采用濕式打眼、煤層注水、放炮噴霧、凈化水幕、轉載點噴霧、沖洗巷幫等綜合防塵措施。據煤的自燃發火傾向測試結果，各煤層均屬不自燃發火煤層（Ⅳ級）。2井田境界與儲量2.1井田境界2.1.1井田范圍礦井范圍東~東南淺部以土樓斷層、谷小橋斷層和劉橋一礦為界，西~西北以省界與河南省永城市的新莊煤礦相接。礦區內地勢平坦，地表自然標高+30m~+32m左右。煤層內傾角為3°~15°，褶曲與斷層均較發育，無巖漿活動，為中等構造地區，屬于第二類。礦井范圍由24個拐點組成，見表2-1。表2-1礦井范圍拐點座標點號緯距（X）經距（Y）點號緯距（X）經距（Y）1375331439466697133760075394685602375373239466208143760650394695003375389639466228153760720394698504375429039465766163760585394703155375450339465844173759890394703006375414739466258183757940394701707375423439466270193757010394698008375421939466398203756715394697859375511239466375213755315394689001037592503946687522375473039468355113760175394675002337544403946796812376055039468225243753955394671902.1.2開采界限本礦井可采煤層有3、4、6煤層共三層。其中4、6煤層為主要可采煤層，平均厚度分別為6.7m,由于6煤層厚度較大,賦存條件好，故本礦設計僅考慮6煤層。2.1.3井田尺寸井田走向長度為5.08-5.71km，平均走向長度為5.62km，傾斜寬為2.38-3.63km，平均傾斜寬度為3.26km，平均傾角為7度，井田水平寬度為2.71-3.04km，平均水平寬度為3.0km，水平面積為16.86平方公里。井田的水平面積按下式計算：S=H×L（2-1）式中：S——井田的水平面積，m2H——井田的平均水平寬度，mL——井田的平均走向長度，m則井田的水平面積為：S=5.62×3.0=16.86km2。2.2井田地質勘探工作本礦地處淮北平原中部。礦區內地勢平坦，地表自然標高+30m～+32m左右，有自西北向東南傾斜趨勢。全區經過普查、詳查、精查勘探及使用綜合勘探的精查補充勘探后，1997年～2000年5月，河南省煤田物測隊、安徽煤田三隊、江蘇省煤田三隊和淮北礦務局勘探隊對本礦井四、六采區深部進行補充勘探。完工鉆孔12個，工程量9615.36m，地震測線11條，測線長23050m，物理點1031個，分別提交了《劉橋二礦四、六采區深部地震補充勘探報告》和《劉橋二礦四、六采區深部補充勘探地質報告》。另外，根據生產需要，礦井內零星施工2個鉆孔，工程量939.15m。根據勘探情況，礦區的地質條件已基本清楚。2.3礦井地質儲量2.3.1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）按《煤、泥炭地質勘查規范》規定的一般地區儲量估算標準執行，即非練焦用煤最低可采厚度采用0.80m，各煤層原煤最高可采灰分不大于40%，硫分<3%，最低發熱量Qnet.d≥22.1MJ/kg。（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。2.3.2礦井地質儲量計算礦井工業儲量是指在井田范圍內，經地質勘探，煤層厚度和質量均合乎開采要求，地質構造比較清楚。本礦井設計對4，6煤層進行儲量計算，它們的厚度分別為3.2、3.5。本次儲量計算是在精查地質報告提供的1：5000煤層底板等高線圖上計算的，儲量計算可靠。由于礦井井田形狀規整，本區礦井儲量采用塊段法，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2-3-1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：Z——礦井地質儲量，tS——井田塊段面積，m2m——煤層平均厚度，mγ——煤層的容重，t/m3——各塊段煤層的傾角由式2-2及礦井塊段劃分圖，得各塊段地質儲量計算見下表2-2。圖2-1塊段劃分示意圖表2-2煤層地質儲量計算煤層塊段傾角/(°)塊段面積/km2煤厚/m容重/t/m3儲量/Mt煤層總儲量/Mt總儲量/Mt4#A7.72.513.21.5112.24102.04210.68B10.04.063.21.5119.92C7.54.143.21.5120.18D7.25.143.21.5125.04E7.45.063.21.5124.666#A7.72.513.51.4713.03108.64B10.04.063.51.4721.21C7.54.143.51.4721.48D7.45.143.51.4726.66E5.25.063.51.4726.26則礦井地質儲量：=210.68（Mt）。2.3.3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。根據鉆孔布置，在礦井地質資源量中，60%探明的，30%控制的，10%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%的是經濟的基礎儲量，30%的是邊際經濟的基礎儲量，則礦井工業資源/儲量由式計算。礦井工業儲量可用下式計算：（2-2）式中：——礦井工業資源/儲量；——探明的資源量中經濟的基礎儲量；——控制的資源量中經濟的基礎儲量；——探明的資源量中邊際經濟的基礎儲量；——控制的資源量中經濟的基礎儲量；——推斷的資源量；——可信度系數，取0.7~0.9。地質構造簡單、煤層賦存穩定的礦井，值取0.9；地質構造復雜、煤層賦存較穩定的礦井，取0.7。該式取0.8。88.49（Mt）44.24（Mt）37.92（Mt）18.96（Mt）16.85(Mt）因此將各數代入式2-2得：203.46（Mt）。2.4礦井可采儲量2.4.1井田邊界保護煤柱根據恒源礦的實際情況，鑒于本井田大部分邊界為斷層邊界，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，18121m；m——煤層厚度，4#3.2m,6#3.5m；r——煤層容重，4#1.51t/m3,6#1.47t/m3；代入數據得：P1=30×18121×3.2×1.51=2.6MtP2=30×18121×3.5×1.47=2.8MtP=P1+P2=5.4Mt2.4.2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2-3。表2-3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2-3-3可以確定本設計礦井的工業廣場為0.216km2。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，工業廣場的面積都有縮小的趨勢，再加上本井田煤層埋藏較深，若取工廣煤柱較大會造成大量的工廣壓煤，所以本設計取0.75的系數，則工業廣場的面積約為0.16km2。《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400m，寬為400m，表土層厚度為60.0~133.5m，取平均厚度為96.75m，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2-4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/°53.5-42045757565S4煤=697984.87/cos5°=700651.06m2S6煤=820706.80/cos5°=823841.77m2則：工業廣場的煤柱量為：Z工=S×M×R式中：Z工工業廣場煤柱量，萬噸； S工業廣場壓煤面積，㎡；M煤層厚度，m；R煤的容重,t/m3。則：Z4煤=700651.06×3.2×1.51×10-4=3.39MtZ6煤=823841.77×3.5×1.47×10-4=4.22MtZ工=3.39Mt+4.22Mt=7.61Mt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2-5：表2-5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/Mt4#3.2697984.873.396#3.5820706.804.22總壓煤量7.61=SUM(ABOVE)圖2-2工業廣場保護煤柱計算示意圖2.4.3斷層保護煤柱井田13-1#煤層現已查明三條斷層，即孟口斷層，呂樓斷層和孟—1斷層，其中孟口斷層部分和工業廣場重合，三條斷層皆可靠且可控制，其兩側各留20m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，t；Li——斷層長度，m；m——13-1#煤層厚度，m；——煤層容重，t/m3。已知t/m3，m，代入（2-5）可得：2.4.4風井保護煤柱按照《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規程（2000版）》中參數計算，取東西風井工業場地為100m×100m，同樣采用垂直剖面法計算東西風井壓煤量為：3.2Mt。2.4.5大巷保護煤柱取大巷保護煤柱的寬度為30m計算可得大巷保護煤柱總量為：1.07Mt。綜上，礦井的永久保護煤柱損失量匯總見表2-6。表2-6永久保護煤柱損失量煤柱類型儲量/Mt井田邊界保護煤柱5.4斷層保護煤柱0.92大巷保護煤柱1.07東西風井保護煤柱3.2工業廣場保護煤柱7.61合計18.22.4.6礦井可采儲量礦井可采儲量是礦井設計的可以采出的儲量，可按下式計算：（2-6）式中：Zk——礦井可采儲量，Mt；Zg——礦井的工業儲量，203.46Mt；P——保護工業場地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大斷層等留設的永久保護煤柱損失量，18.2Mt；C——帶區采出率；根據《煤炭工業礦井設計規范》2.1.4條規定：礦井的采出率，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13-1煤層厚度為4m，屬于厚煤層，且為主采煤層，因此帶區采出率選擇0.80。則代入數據得礦井設計可采儲量：礦井儲量匯總見表2-7：表2-7礦井儲量匯總煤層工業資源儲量/Mt礦井資源儲量/Mt永久煤柱損失/Mt設計可采儲量/Mt88.4944.2437.9218.9616.85203.4618.2148.213礦井工作制度及設計生產能力、服務年限3.1礦井工作制度根據按照《煤炭工業礦井設計規范》中規定，確定本礦井設計生產能力按年工作日330d計算，四六制作業（三班生產，一班檢修），每日兩班出煤，凈提升時間為16h。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礦井設計生產能力由地質資料可知：本井田儲量豐富、地質結構中等、煤層穩定、開采技術條件好，有足夠的條件建成大型礦井，結合本井田的工業儲量和可采儲量最終選定礦井設計生產能力1.8Mt/a。3.2.3礦井服務年限礦井服務年限必須與井型相適應，礦井設計生產能力通常指礦井設計的年生產能力，是煤礦生產建設的重要指標，是選擇井田開拓方式的重要依據之一。礦井可采儲量、設計生產能力、礦井服務年限三者之間的關系為：（3-1）式中：——礦井服務年限，a；——礦井可采儲量，Mt；——設計生產能力，Mt；——礦井儲量備用系數，取1.4。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：=148.208（1.8×1.4）=58.81（a）服務年限符合要求，參看表3-1。表3-1我國各類井型的新建礦井和第一水平設計服務年限礦井設計生產能力（Mt/a）礦井設計服務年限（a）第一水平設計服務年限煤層傾角<25°25°～45°>45°6及以上7035——3-56030——1.2-2.4502520150.45-0.9402015103.3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層煤層穩定可采和局部可采，總煤厚7.04m，為厚煤層，賦存穩定，厚度稍有變化，煤層傾角平均7°，地質條件簡單，根據現代化礦井“一礦一井一面”的發展模式，可以布置綜采工作面。2）輔助生產環節的能力校核礦井設計為大型礦井，開拓方式為立井兩水平開拓。巖層大巷采用膠帶輸送機運煤，工作面生產的原煤經斜巷膠帶輸送機到大巷膠帶輸送機運到井底煤倉，運輸能力大，自動化程度高，機動靈活；大巷輔助運輸采用礦車運輸，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低瓦斯礦井，瓦斯涌出量低，煤塵爆炸性低，礦井投產前期采用中央分列式通風，后期采用中央并列式通風。巖層運輸大巷進風，回風大巷回風，工作面采用后退式。4）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。《煤炭工業礦井設計規范》給出了井型和服務年限的對應要求，見表3-1。

4井田開拓4.1井田開拓的基本問題井田開拓是指在一個井田范圍內，為礦井和開采水平服務所進行的巷道布置及開掘工程，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，要技術上可行，經濟上合理，生產上安全高效。井田開拓的內容包括：井筒形式、數目、位置，開采水平劃分，大巷布置，準備方式等。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，具體比較見表4-1。本礦井煤層傾角小，平均7°，為緩斜煤層；表土層厚約96.75m，無流沙層；水文地質情況中等—簡單，涌水量較大，因此需采用立井開拓。2.井筒位置的確定井筒位置選擇要有利于減少初期井巷工程量，縮短建井工期，減少占地面積，降低運輸費用，節省投資；要有利于礦井的迅速達產和正常接替。因此，井筒位置的確定原則：沿井田走向的有利位置當井田形狀比較規則而且儲量分布均勻時，井筒的有利位置應在井田走向中央；當井田儲量呈不均勻分布時，應布置在儲量的中央，以形成兩翼儲量比較均勻的雙翼井田，可使沿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。表4-1井筒形式比較井筒形式優點缺點適用條件平硐1運輸環節和設備少、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，能滿足高瓦斯、煤與瓦斯突出的礦井需風量的要求。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。2）井筒沿井田傾斜方向的有利位置井筒位于井田淺部時，總石門工程量大，但第一水平及投資較少，建井工期短；井筒位于井田中部時，石門較短，沿石門的運輸工程量較小；井筒位于井田的下部時，石門長度和沿石門的運輸工作量大，如果煤系基底有含水量大的巖層不允許井筒穿過時，它可以延伸井筒到深部，對開采井田深部及向下擴展有利。從井筒和工業場地保護煤柱損失看，井筒愈靠近淺部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田傾向方向中偏上的位置。3）有利于礦井初期開采的井筒位置盡可能的使井筒位置靠近淺部初期開采塊段，以減少初期井下開拓巷道的工程量，節省投資和縮短建井工期。4）地質及水文條件對井筒布置影響要保證井筒，井底車場和硐室位于穩定的圍巖中，應盡量使井筒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，煤與瓦斯突出的煤層，較軟的煤層及高應力區。5）井口位置應便于布置工業廣場井口附近要布置主，副井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連接，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，盡量避免穿過村鎮居民區，文物古跡保護區，陷落區或采空區，洪水浸入區，盡量避免橋涵工程，尤其是大型橋涵隧道工程。6）井口應滿足防洪設計標準附近有河流或水庫時要考慮避免一旦決堤的威脅及防洪措施。由于本井田傾角平緩，厚度變化小，故把井筒置于井田中央，即工業場地之中。3.井筒數目為了滿足井下煤炭的提升，需設置一主井，輔助提升及進風設置一副井。因為用主井回風存在主井漏風嚴重的問題，所以不安排主井進回風；井田面積較大，表土層厚度不大，因此設置中央分列回風井，用于前期回風；設置中央并列回風井，用于后期回風，共計四個井筒。4.1.2工業場地的位置工業場地的具體位置及坐標見開拓大圖。工業場地的形狀和面積：根據表2-2工業場地占地面積指標，確定地面工業場地的占地面積為16.86公頃，其形狀為一矩形，長度方向和煤層的傾向方向平行，寬度方向和煤層走向方向平行；長軸400m，短軸400m；地面井口標高+96.75m。4.1.3開采水平的確定及帶區、采區劃分開采水平的劃分將影響礦井建設時期的技術經濟指標，影響建井初期工程量，影響基建投資，所以，開采水平的劃分要合理，其所遵循的原則如下：1）具有合理的階段斜長合理的階段斜長要便于煤炭的運輸，便于輔助提升，方便行人，同時還要考慮要有合理的區段數目。2）要有利于采區的正常接替為保證礦井均衡生產，一個采區開始減產，另一個新的采區應投入生產，必須提前準備好一個新采區。所以，一個采區的服務年限應大于一個采區的開拓準備時間。由此可見，階段斜長越長，采區儲量多，采區的服務年限就越長，越有利于采區的接替。3）經濟上有利的水平垂高我國多年的生產建設實際表明，開采水平垂高過小，將造成嚴重的采掘失調。合理的加大開采水平垂高，可以增加水平儲量和服務年限，有利于集中生產，提高開采水平的生產能力，減少開采水平和同時生產的水平數目。故在運輸、通風、排水、巷道維護等技術條件能夠達到的情況下，可以適當加大水平垂高，減少水平數目。本礦井主采煤層為6號煤層，其它煤層屬急薄且不穩定煤層，近期暫不開采可作為后備儲量。6號煤層屬緩斜煤層，平均傾角為7,煤層無露頭，煤層埋藏最深處達-750m，垂直高度達800m。根據《煤炭工業設計規范》規定，緩傾斜、傾斜煤層的階段垂高為200~350m，針對于本礦井的實際條件，決定煤層的階段垂高為300m左右。由于本礦井瓦斯,涌水及煤層傾角比較小,所以可以考慮上下山的開采方案,考慮到井田范圍不大,所以本礦井也可采用兩水平的開采方式。采用兩個水平劃分時，立井開拓第一水平,由于6煤下200米有奧灰巖含水層，所以二水平的延深不能考慮采用立井延深，因此，采用暗斜井延深。4.1.4方案比較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：立井單水平上下山（巖石大巷，水平-500m)，如圖4-1。主、副井均為立井，布置于井田中央，大巷布置在巖層當中。圖4-1立井單水平上下山（巖石大巷）方案二：立井單水平上下山（煤層大巷,水平-500m)，如圖4-2。主、副井均為立井，布置于井田中央，大巷布置在煤層當中。圖4-2立井單水平上下山（煤層大巷）方案三：立井兩水平暗斜井延深（巖石大巷，第一水平-500m，第二水平-650m），如圖4-3。主、副井均為立井，布置于井田中央，暗斜井延深，大巷布置在巖層當中。圖4-3立井兩水平暗斜井延深（巖石大巷）方案四：立井兩水平暗斜井延深（煤層大巷，第一水平-500m，第二水平-650m），如圖4-4。主、副井均為立井，布置于井田中央，暗斜井延深，大巷布置在煤層當中。圖4-4立井兩水平暗斜井延深（煤層大巷）2、技術比較以上所提四個方案中，井筒位置、數量和軌道大巷、回風大巷長度以及一、二水平采區和帶區布置總體一致。區別在于二水平的開拓方式不同而引起部分基建、生產經營費用不同。方案一、二中，區別在于一方案中巖石大巷，這樣就增加了巖石巷道的掘進，使后期基建費用加大；增加了設備的配備；維護費用；但其優點也是顯而易見的：減少了大巷保護煤柱，運輸系統干擾降低，各種運輸暢通，由于是厚煤層開采，通風安全性提高，通風條件優化，可以適當減少煤巷的維護，提高了煤炭采出率。方案二中，巖石掘進量明顯較少，而且設備少，環節簡單；開拓準備時間短。但通風條件差；巷道維護費用增加。故兩方案中暫取方案一。詳見表4-2。方案三、四中，區別在于大巷的布置位置。方案三中大巷布置在巖層中，這樣就導致巖石掘進量高，開拓費用增加，開拓準備時間增加，但其優點突出：維修費用低，可以定向取直，有利于輔助運輸工具的使用，安全性高，保護煤柱少。有利于提高煤炭采出率。方案四中，軌道大巷布置在煤層中，掘進容易，速度快，費用低；開拓準備時間短。但后期的維護費用較高；保護煤柱損失大。經粗略估算，兩方案中暫取方案三。詳見表4-2。表4-2各方案粗略估算費用表方案一方案二基建費/萬元巖石大巷2×4922.35×1574.8×10-4=1550.34煤層大巷2×4922.35×1299.9×10-4=1279.71維護費/萬元巖石大巷1.2×4922.35×67.02×20×10-4=791.75煤層大巷1.2×4922.35×67.02×35×10-4=1385.56總計費用/萬元2342.09費用/萬元2665.27百分數(%)100.00百分數(%)113.80方案三方案四基建費/萬元巖石大巷2×（4922.35+3342.7）×1574.8×10-4=2603.16煤層大巷2×（4922.35+3342.7）×1299.9×10-4=2148.75維護費/萬元巖石大巷1.2×（4922.35+3342.7）×67.02×20×10-4=2215.70煤層大巷1.2×（4922.35+3342.7）×67.02×35×10-4=3877.47總計費用/萬元4818.86費用/萬元6026.22百分數(%)100.00百分數(%)125.053、經濟比較方案一、三有差別的建井工程量、生產經營工程量、基建費、生產經營費和經濟比較結果，分別匯總于表4-3~表4-7中。在上述經濟比較中需要說明以下幾點：eq\o\ac(○,1.)兩方案大巷布置數目及位置相同；eq\o\ac(○,2.)主、副井布置在巖層中，維護費用較低，故未對比其維護費用的差別；eq\o\ac(○,3)主、輔運輸大巷斷面大小不同，大巷維護費用按平均維護費用估算；eq\o\ac(○,4)方案中相同部分未做比較分析，僅7對不同之處進行了計算對比。表4-3建井工程量項目方案一方案三初期主井井筒/m515.00+20515.00+20副井井筒/m515.00+10515.00+10井底車場/m1000.001000.00開拓大巷/m4922.35×24922.35×2后期主斜井井筒/m0.00608.54副斜井井筒/m0.00608.54井底車場/m0.00300+500主石門/m0.00440.00開拓大巷/m3127.3×23342.7×2表4-4基建費用表項目方案方案一方案三工程量單價費用工程量單價費用(ｍ)(元/ｍ)(萬元)(ｍ)(元/ｍ)(萬元)初期主井井筒535.004827.60258.28535.004827.60258.28副井井筒525.005708.90299.72525.005708.90299.72井底車場1000.001830.90183.091000.001830.90183.09軌道大巷985.361830.90180.41985.361830.90180.41運輸大巷985.361299.90128.07985.361299.90128.07小計1048.571048.57后期主暗斜井井筒0.002085.500.00608.544029.60245.22副暗斜井井筒0.0022560.000.00608.545708.90347.41井底車場0.001830.900.00800.001830.90146.47主石門0.001830.900.00440.001830.9080.56軌道大巷3936.991830.90720.823936.991299.90511.77運輸大巷3936.991299.90511.773936.991299.90511.77小計1232.591843.20總計2281.162891.77表4-5生產經營工程量項目方案一方案三運輸提升/萬t·km工程量工程量大巷及石門運輸西八采區1.2×2230.66×2.418=6472.481.2×1527.74×2.418=4432.89西十帶區上山下山01.2×1586.0×3.10=5899.921.2×129.10×1.27=196.751.2×2172.50×3.33=8681.31下山及暗斜井運輸上下山維護/萬·a·ｍ1.2×1058.81×1.718×10-4=0.221.2×1058.81×1.064×10-4=0.14排水/萬ｍ3525.44×24×365×67.02×10-4=30848.33894×24×365×64.16×10-4=50246.52表4-6生產經營費項目方案一方案三工程量單價費用工程量單價費用萬t·km(萬元/萬t·km)(萬元)萬t·km(萬元/萬t·km)(萬元)上下山及暗斜井運輸西八采區6472.481.308414.234432.891.305762.76西十帶區6459.861.308397.828878.061.3011541.49小計16812.0517304.24上下山維護0.2220.004.400.1420.002.80排水/萬ｍ330848.330.6018509.0030848.30.6018509.00小計18513.4018511.80合計35325.4535816.04表4-7費用匯總表項目方案方案一方案三費用/萬元百分率/%費用/萬元百分率/%初期建井費1048.57100.001048.57100.00基建工程費2281.16100.002891.77126.77生產經營費35325.45100.0035816.04101.39總費用38655.18100.0039756.38102.85由對比結果可知，方案一比方案三的總費用少2.85%，綜合以上技術經濟比較，確定礦井開拓方式為：立井單水平上下山(巖石大巷)，選用方案一。4.2礦井基本巷道4.2.1井筒礦井共有兩個井筒，分別為主井、副井、風井。（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。井筒中裝備多繩16t側卸式箕斗和兩套帶平衡錘；井筒采用混凝土支護，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。井筒斷面布置如圖4-5。（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。裝備一對多繩1t礦車雙層四車窄罐籠和一個1t礦車雙層四車寬罐籠帶平衡錘；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7.2m，凈斷面積44.18m2，支護厚度500mm（表土段壁厚1400mm）。井筒斷面布置如圖4-6。（3）風井風井位于礦井中央上邊界保護煤柱內，備有安全出口。圓形斷面，井筒凈直徑5.0m，凈斷面19.63m2，采用預制管柱支護方式，井壁厚度達400mm，風井斷面和主要參數如圖4-7。4.2.2開拓巷道布置一條運輸大巷，一條軌道大巷均布置在煤層底板下，大巷水平間距50m，共兩條大巷。為便于在巷道交叉時架設風橋等構筑物，大巷位于井田中央，沿走向布置，坡度控制在3‰以內。運輸、軌道大巷均為錨噴支護半圓拱斷面，局部錨索組合梁支護，噴射厚度120mm。運輸大巷掘進寬度為4440mm，高為3820mm，設計掘進斷面14.8m2；軌道大巷掘進寬度為4440mm，高為3820mm，設計掘進斷面14.8m2。運輸大巷和軌道大巷斷面特征如圖4-8和圖4-9。圖4-5主井井筒斷面圖表4-8主井井筒特征表井型1.8Mt/a提升容器一套12t雙箕斗一套12t單箕斗帶平衡錘井筒直徑6.5m井深535m井斷面積33