本科生畢業設計（論文）題目：新源煤礦1.8Mt/a新井設計沿空留巷圍巖穩定機理與支護技術研究摘要本設計包括三個部分：一般部分、專題部分和翻譯部分。一般部分為新源煤礦1.8Mt/a新井設計。一般部分共包括10章：1.礦區概述及井田地質特征；2.井田境界和儲量；3.礦井工作制度及設計生產能力、服務年限；4.井田開拓；5.準備方式-帶區巷道布置；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。新源煤礦新源煤礦位于山西省沁源縣西南部，隸屬于李元鎮管轄。距沁源縣城約17km，交通便利。井田形狀近似長方形，南北長約5.56km，東西寬約3.43km，面積約18.75km2。井田內主采煤層為一層，為2#煤。煤層傾角平均5.94°，平均厚度6.18m。井田地質條件較為簡單。礦井工業儲量為15091.18萬t，可采儲量為12193.82萬t。礦井設計生產能力為1.8Mt/a。礦井服務年限52.11a。礦井涌水量不大，正常涌水量為28m3/h，最大涌水量為38m3/h。礦井相對瓦斯涌出量為4.06m3/t，屬低瓦斯礦井。礦井煤塵有爆炸危險性，煤層不易自燃，自然發火等級為Ⅲ級。礦井采用立井單水平開拓。一礦一面，采煤方法為綜合機械化放頂煤開采。全礦采用膠帶運輸機運煤，輔助運輸采用礦車。礦井通風方式為中央并列式，采用抽出式通風。礦井年工作日為330d，日凈提升時間18h，工作制度為“四六制”。專題部分題目是沿空留巷圍巖穩定機理與支護技術研究。分析說明了沿空留巷的圍巖變形特征及構成；沿空留巷的階段性礦壓特征，沿空留巷巷道布置方式及其保護形式。總結了沿空留巷的破壞形式以及支護的關鍵，并介紹了一些沿空留巷技術的工程應用。翻譯部分是一篇關于治理預測長臂工作面瓦斯的全新軟件系統在采礦工業中應用的論文，英文題目為Anewmethanecontrolandpredictionsoftwaresuiteforlongwallmines關鍵詞：立井開拓；帶區；綜放；無極繩絞車運輸；中央并列式通風

ABSTRACTThisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,specialsubjectpartandtranslationpart.ThegeneralpartisanewdesignofNO.1.8ofXinyuanmine.Thisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.Developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofminingarea;6.Themethodusedincoalmining;7.Transportationoftheunderground;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnorms.XinyuanminelocatesattheLiyuantown，southwestofQinxincountyinShanxiprovince，17kmawayfromthecenteroftheQinxincounty.Andithasconveniencetransportations.Theshapeofminefieldislikearectanglewhichhasalengthof5.56kminthesouthandnorthdirectionwhileawidthof3.43kmintheeastandwestdirectiononaverage.ThetotalareaisApproximately18.75km2.Themaincoalseaminthemineisonlyone,whichisthe2#coalseam.Theaverageangleis5.94degree,whilethethicknessisabout6.18m.Theminefieldgeologicalconditionissimple.Theprovedreservesoftheminefieldare150.9118milliontons.Therecoverablereservesare121。9382milliontons.Thedesignedproductivecapacityis1.8milliontonsperyear.Theservicelifeis52.11years.Thenormalflowofthemineis28m3perhourandthemaxflowofthemineis38m3perhour.TheRelativegasdischargequantityis4.06m3perton.ThusitisLowgaseousmine.Thecoaldustoftheminehasexplosionhazard.Butthecoalseamisnoteasilyspontaneouscombustion.ThelevelofspontaneouscombustionisⅢ.Thedevelopmentofthemineissinglelevelwithamainverticalshaftandanauxiliaryverticalshaft.Thenumberoftheworkingfacesisonlyone.Comprehensivemechanizationputsinthetopcoaltechnologyistheminingmethod.Severalbeltconveyersundertakethejobofcoaltransportinthemine,whiletheauxiliarytransportationsystemdependsontheminecars.Theventilationtypeiscentralizedjuxtapose.Theventilationmethodisextraction.Theworkingdaysinayearare330.Everydayittakes18hoursinliftingthecoal.Theworkingsysteminthemineis“four-six”.Thetitleofthespecialsubjectpartis“StudyofthesurroundingrockStabilizationmechanismsandsupporttechnologyonthegob-sideentryretaining”.ThearticleintroducedgobStrataBehaviorsandtheLawofRockControlTechnology,technologyofroadsidepackingingob-sideentryretainingandlawofrockpressure,StudyontheSurroundingRockControlTheoryofGob-SideEntryretaining,Researchontechnologyofgob-sideentryretainingwithanchorsupport.Someaspectswereanalyzed,suchasthefunctionofsupportinretainingroadwaysalonggoaf,minepressurebehavior,supportways,thesatisfiedrequirements,andtheexistingproblemsinmaintenance.Thetranslatedacademicpaperisaboutamethanecontrolandpredictionsoftwaresystemandit’sapplicationsintheminingindustry.Thetitleis“Anewmethanecontrolandpredictionsoftwaresuiteforlongwallmines”.Keywords:mainverticalshaftandauxiliary-verticalshaft;stripdistrict;comprehensivemechanizationputsinthetopcoal;endlesssteelropetransportation;centralizedjuxtaposeventilation

目錄一般部分TOC\o"1-2"\h\z\u1礦區概述及井田地質特征 頁礦區概述及井田地質特征礦區概述礦區地理位置新源煤礦位于山西省沁源縣西南部，隸屬于李元鎮管轄。地理坐標為：北緯36°33′04″～36°34′53″，東經112°12′31″～112°14′33″，礦井工業場地位于山西省沁源縣西部李元鎮附近，距沁源縣城約17km。沁(源)～洪(洞)公路從井田北部通過，向東17km至沁源縣城接汾(陽)～屯(留)省級公路及沁(沁源)～沁(沁縣)公路，煤礦距太焦線沁縣火車站76km，距309國道張店鎮54km，距南同蒲線介休市100km、距平遙縣城105km，向西南經古縣約75km舊公路可至洪洞縣與大(同)－運(城)高速公路或南同蒲洪洞火車站接運，交通條件比較方便，如圖1-1所示。地形地貌新源煤礦位于太岳山區，山高溝深，地形復雜，森林、植被發育，最高點在井田西南角的馬頭山，海拔高程1258.80m，最低點位于東南角河床，海拔高程1110.70m，相對高差147.30m，屬中山區。河流水系本區屬黃河流域沁河水系。井田內各溝谷大多為南北走向，溝谷水均流入狼尾河，向東匯入沁河。氣象及地震本區屬大陸性氣候，晝夜溫差較大。據沁源縣1988－1997年觀測資料，年平均氣溫8.6℃，最高氣溫為35.6℃(1995年7月5日)，最低氣溫-25.8℃(1990年2月1日)。年平均降水量634.0mm，年平均蒸發量1547.2mm。結冰期為十月下旬至次年3月中旬，最大凍土深度80cm(1993年)，夏、秋季多東南風，冬、春季多西北風，最大風速14m/s。據中華人民共和國標準GB50011-2001《建筑抗震設計規范》，本區地震基本烈度為7度。水源礦井現供水水源取自工業場地附近李元河河谷淺層地下水，以兩眼大口井汲取，日出水量400～500m3。礦井技術改造后，現有水源不能滿足生產要求，必須重新考慮水源。礦井永久供水水源取用奧灰巖溶水，以一眼深井汲取。另外，礦井正常涌水量28m3/h，最大38m3/h，礦井涌水排至地面經處理達到復用水標準后，可用于礦井生產和井下消防灑水。鄰近礦井開采情況本井田北部為沁源縣留神峪煤業公司留神峪煤礦，西部為山西沁新煤焦股份有限公司沁新煤礦，南部為太岳煤礦，東部為待規劃區，井田四鄰各煤礦均無越圖1-1新源煤礦交通位置示意圖界開采現象。井田內無其他生產礦井、小煤窯和古窯。沁新煤礦和留神峪煤礦開采對本礦沒有影響。電源本礦現有一座10KV變電所，兩回10KV電源一回架空引自其所屬沁新煤焦公司的35KV變電所，架空導線LGJ-150，送電距離3km；另一回架空引自沁新煤焦公司所屬自備電廠，架空導線LGJ-120，送電距離0.53km。沁新煤焦公司35KV變電所安裝有兩臺8000KVA變壓器，兩回35KV電源引自李元35KV變電所不同母線段，李元35KV變電所電源分別引自太岳110/35KV變電站及郭道110/35KV變電站；沁新煤焦公司所屬自備電廠安裝有一臺6300KVA變壓器。井田地質特征煤系地層井田位于沁水煤田的西部邊緣，霍山隆起的東側。井田內地層出露較好，區內出露的地層由老到新依次有上石盒子組下段、中段，第四系中、上更新統及全新統地層以不整合零星覆蓋于各不同時代的地層之上。現結合井田及附近鉆孔揭露資料，對井田內的地層自下而上分述如下：(1)奧陶系(O)①奧陶系中統峰峰組(O2f)為煤系地層的沉積基底，主要為深灰色石灰巖、泥灰巖及泥質白云巖，下部夾似層狀石膏，上部方解石細脈發育，具鐵質浸染現象，厚度約150m。(2)石炭系(C)①中石炭統本溪組(C2b)與下伏峰峰組呈平行不整合接觸，厚度12.23－25.70m，平均19.19m，以灰、灰白色鋁質泥巖、灰黑色泥巖、砂質泥巖為主夾石灰巖及薄煤層，底部多為以結核狀黃鐵礦為主的鐵鋁質巖。本組含植物化石鱗木、蘆木及動物化石蜓科。②上石灰炭統太原組(C3t)為主要含煤地層之一，與下伏本溪組呈整合接觸，厚度101.79－119.10m，平均111.51m。由泥巖、粉砂巖、砂巖及石灰巖和煤層組成。按巖性組合可將本組分三段，詳見本節含煤地層部分。(3)二疊系(P)①下統山西組(P1s)為主要含煤地層之一，與下伏太原組呈整合接觸，厚38.80－52.43m，平均41.60m。由砂巖、粉砂巖、泥巖及煤層組成。②下統下石盒子組(P1x)與下伏山西組整合接觸，厚度114.43－122.55m，平均117.10m，根據巖性組合特征，可分為上、下兩段：下段(P1x1)厚度38.40－50.26m，平均44.62m，深灰色、灰色泥巖、粉砂巖夾淺灰色細粒砂巖，下部夾極不穩定的薄煤層，底部K8為淺灰色中細粒砂巖，層面富含炭屑及白云母片，具交錯層理，局部相變

圖1-2煤層綜合柱狀圖

為粉砂巖。上段(P1x2)厚度42.79－75.53m，平均57.08m，以淺灰色、灰綠色、紫紅色泥巖為主夾黃綠色中細粒砂巖，底部K9為灰綠色中細粒砂巖，頂部常為紫紅、灰綠色含大量菱鐵質鮞粒的鋁質泥巖，俗稱“桃花泥巖”，是確定上石盒子組底界K10砂巖良好的輔助標志。③上統上石盒子組(P2s)與下伏下石盒子整合接觸，厚度505m左右，根據其巖性組合特征可分為上、中、下三段。下段(P2s1)平均厚度212.41m，淺灰、黃綠色、紫紅色泥巖、粉砂巖、夾灰白、灰綠色中細粒砂巖。底部K10為灰白色、黃綠色中細粒砂巖，大型交錯層理發育。中段(P2s2)井田內本段地層主要分布于井田南部和西部出露，厚度約150m。底部K12為灰、灰白色中粗粒砂巖，含云母片，具大型交錯層理，局部含細礫；下部為紫紅色、黃綠色泥巖、砂質泥巖、細粒砂巖，上部為黃綠色細粒砂巖與黃綠色、紫紅色泥巖互層。(4)第四系(Q)①中更新統(Q2)厚度0－10m，為紅黃色、棕紅色亞粘土、亞砂土夾古土壤及鈣質結核，底部夾砂礫透鏡體。②上更新統(Q3)厚度0－7m，為淺黃色亞砂土，結構疏松，具垂直節理，頂部偶夾褐色古土壤，含零星鈣質結核。③全新統(Q4)厚度0－5m，上部為淺黃色砂土、亞砂土；下部為淺黃色、淺灰色分選磨圓均較差的砂礫層。含煤地層本井田含煤地層為石炭系中統本溪組、上統太原組和二疊系下統山西組、下石盒子組，其中太原組和山西組為主要含煤地層，本溪組和下石盒子所含煤層為極不穩定的薄煤層，無開采價值。現只將太原組、山西組地層分述如下：(1)石炭系上統太原組(C3t)①下段(C3t1)K1砂巖底至K2石灰巖底，厚度35.87－47.67m，平均41.00m。由泥巖、粉砂巖、鋁質泥巖、中細粒砂巖、石灰巖及煤層組成。K1砂巖為灰白色中細粒石英砂巖,交錯層理、脈狀層理發育,K1砂巖頂至11號煤層底由黑灰色粉砂巖、黑色炭質泥巖、淺灰色鋁質泥巖、泥灰巖及不穩定的薄煤層組成，含豐富的黃鐵礦結核及少量的動植物化石，主要系瀉湖沉積。11號煤層系海退后于廢棄瀉湖上發育的泥炭沼澤沉積。11號煤層頂至10號煤層底由深灰色－黑灰色泥巖、粉砂巖、2－3層中細粒砂巖及10下號薄煤層組成，含大量不完整的植物化石，系三角洲平原及前緣沉積。9+10號煤層系廢棄的下三角洲平原上發育的盆控型泥炭沼澤沉積。②中段(C3t2)K2石灰巖底至K4石灰巖頂，厚度24.52－32.41m，平均28.16m。由石灰巖(K2、K3、K4)、泥巖、細粒砂巖和煤層(7號、8號)組成。三層石灰巖灰至灰黑色，含蜓類化石，系開闊臺地沉積，K2石灰巖與K3石灰巖間，以砂巖為主，多為細粒狀，波狀、脈狀層理發育，層面含植物碎屑化石，系前三角洲及三角洲前緣沉積，頂部為7號煤層，系三角洲平原上泥炭沼澤沉積。③上段(C3t3)K4石灰巖頂至K7砂巖底，厚度29.61－38.45m，平均32.00m。由泥巖、粉砂巖、砂巖、煤及泥灰巖組成。K4石灰巖頂至6號煤底，主要由灰黑色泥巖組成，含豐富的植物化石，含少量黃鐵礦結核，系三角洲平原沉積。6號煤層為三角洲洪泛平原上發育的泥炭沼澤沉積。6號煤層頂至海相泥巖(偶為泥灰巖)底由灰黑色泥巖及不穩定的砂巖組成，系三角洲平原沉積。海相泥巖(或泥灰巖)為黑色，含海百合、網格長身貝、舌形貝等動物化石，系瀉湖、海灣沉積，其上至K7砂巖底由黑灰色泥巖、粉砂巖組成，含豐富植物化石，系三角洲平原沉積。(2)二疊系下統山西組(P1s)K7砂巖底至K8砂巖底，厚度38.80－52.43m，平均41.60m。底部K7砂巖以灰色細粒砂巖為主，局部相變為粉砂巖或中粒砂巖，波狀及脈狀層理發育，層面含白云母及豐富的植物化石碎屑，系三角洲前緣(席狀砂)沉積。K7砂巖至3號煤層底為灰黑色泥巖、粉砂巖及灰色細粒砂巖及不穩定薄煤層，系三角洲間灣沉積。3號煤層為海退后廢棄的分流間灣上發育的泥炭沼澤沉積。3號煤層頂至2號煤層底為黑灰色泥巖，砂質泥巖、粉砂巖及淺灰色細粒砂巖，含豐富的植物化石，系淺水三角洲前緣沉積。2號煤層系淺水三角洲前緣上發育的泥炭沼澤沉積。2號煤層頂至1號煤層底由深灰、灰黑色泥巖、粉砂巖夾淺灰色中、細粒砂巖及薄煤層組成，含豐富的植物化石，系三角洲平原沉積。1號煤層系洪泛平原上發育的泥炭沼澤沉積。1號煤層頂至K8砂巖底，由深灰色、灰黑色泥巖、粉砂巖、淺灰色中粒砂巖及薄煤層組成。系三角洲平原沉積。本組含植物化石多脈帶羊齒。地質構造本井田地處沁水煤田西緣，霍山隆起以東，總體構造形態為一走向北東，傾向南東的單斜構造，并伴有兩對走向北北東的背向斜構造。地層傾角變化不大，一般在4°－8°左右，構造形態符合區域構造特點。區內斷層不發育。在西部井田內井下揭露大小不等的7個陷落柱，在地表發育有一個陷落柱,區內無巖漿巖活動,綜述本區構造應屬簡單類。水文地質(一)區域水文地質1．區域含水層(1)奧陶系石灰巖溶裂隙含水層區域西部廣泛出露且為地下水補給區，本含水層含水豐富，水質好，為區域主要含水層。(2)上石炭統石灰巖溶裂隙含水層組主要為太原組三層石灰巖含水層，其含水性隨埋藏深度和所處構造位置不同而變化，為區域主要含水層之一。(3)二疊系砂巖裂隙含水層區域內廣泛出露，多見有小泉水出露，具有一定含水性，但一般富水性較弱。(4)第四系沖積洪積含水層多分布于較大溝谷及兩側一級階地，大多含水性較好，為村鎮工農業用水的重要水源之一。2．區域隔水層隔水層有本溪組鋁土質泥巖或鋁土巖，2號煤層底板至K2灰巖之間的粉砂巖、泥巖等；山西組頂界以上泥巖、粉砂巖等組成。3．地下水的補給、徑流、排泄(1)巖溶地下水的補給主要是西部裸露區，接受大氣降水和地表水流補給，其它上部砂巖含水層，通過地質構造越流補給，向南或北徑流，于大泉處排泄。(2)砂巖地下水的補給，在裸露地帶接受大氣降水補給，或接受風化基巖帶裂隙水的補給，經短距離徑流，在地形切割地段以泉的形式排泄或補給其它含水層。(3)沖洪含水層的補給主要是大氣降水補給或礦坑排水，一般向河流的下游徑流排泄。(二)礦井充水條件1．礦區地表河流礦區地表河流主要為較大沖溝，雨季具有流水，向東南流入李元河，向南于縣城匯入沁河，屬黃河水系。由于有隔水巖層的存在，且在礦區北部邊緣，因此，對礦井開采影響極小。2．含水層礦區的含水層自上而下有：(1)第四系砂礫層孔隙潛水含水層第四系全新統Q4及上更新統Q3，分布在礦區外圍山間河谷地帶，巖性為灰白色砂質粘土、亞粘土砂礫層及礫石層，厚度變化大，層位不穩，依地形而異，該層滲水性含水性均好，由于受大氣降水和地表水補給條件好，為地下水較豐富的孔隙潛水含水層。(2)上石盒子組底部（K10砂巖）裂隙含水層砂巖含水層較穩定，多呈透鏡體，巖性為黃綠色，淺灰綠色中－細粒厚層狀石英長石砂巖，埋藏淺時，風化裂隙及節理發育，局部含小礫。鉆進消耗量達5.5m3/h，一般鉆進消耗量在0.5m3/h以下，泉水流量0.22L/s，因此，該層為較弱裂隙含水層。(3)下石盒子組（K9、K8）砂巖裂隙含水層砂巖含水層位于1號、2號煤層以上，K8為煤層直接充水含水層，巖性為灰白色、灰綠色、黃綠色厚層狀石英長石砂巖，多為鈣質膠結，裂隙稍發育，鉆進消耗量在1.00m3/h以下，一般在0.2－0.5m3/h之間，鉆孔單位涌水量0.0016L/s.m，因此，含水層為較弱裂隙含水層。(4)山西組（K7）砂巖裂隙含水層主要為底部K7砂巖，巖性為細粒砂巖，為2號煤層直接底板充水含水層，裂隙不發育，鉆進消耗量均小于0.3m3/h，屬弱富水性裂隙含水層。(5)太原石灰巖（K4、K3、K2）巖溶裂隙含水層K4、K2石灰巖為7號和8號煤直接充水含水層，厚度分別為2.88m和3.80m，巖性為深灰色，致密、塊狀，頂部質不純含泥質，裂隙較發育，多為方解石細脈充填，鉆進消耗量一般在0.10－1.00m3/h之間，屬巖溶弱富水性溶隙含水層。K2石灰巖為9+10號煤層直接充水含水層，也是太原組的主要含水層，巖性為深灰色，致密、堅硬、性脆石灰巖，一般含有燧石層及透鏡體。厚5.59m，石灰巖裂隙較發育，局部發育，鉆進消耗量一般在1.00m3/h以下，鉆孔單位涌水量0.009L/s.m，水位標高1305.42m，屬巖溶弱富水性溶隙含水層。(6)中奧陶統石灰巖巖溶裂隙含水層峰峰組上段塊狀石灰巖（O2f）該含水層包括峰峰組和上馬家溝組，井田內鉆孔均不同程度揭露奧灰地層，巖芯鑒定溶隙不甚發育。井田西的沁新煤礦，施工一水源井，揭露奧灰318.00m，奧灰埋深198.90m。巖芯鑒定峰峰組灰巖溶隙不甚發育，上馬家溝組灰巖溶隙發育，鉆進至該層沖洗液出現全漏，漏失量達45m3/h，且巖芯采取率低，說明溶隙發育。該井奧灰巖溶水位埋深261.40m，標高+932.40m。混合抽水試驗結果為：水位降深1.90m，涌水量14.31L/s,單位涌水量為7.53L/s.m，屬于富水強的含水層，該水井往東隨著奧灰埋深的增加，巖溶裂隙發育程度將隨著埋深的增加有所減弱。因此，屬中等—強富水性巖溶含水層。3．隔水層11號煤至O2含水層之間隔水層，由鋁土泥巖、粉砂巖、泥巖、石英砂巖等致密巖層組成，一般厚42.73m，其間的石英砂巖致密、堅硬，裂隙不發育，具有良好的隔水性能，在無斷裂貫通情況下垂直方向上11號煤以上含水層與O2含水層不發生水力聯系。峰峰組下段泥灰巖石膏層隔水層，石膏層厚度78.86m，深灰色、灰白色，以深灰色塊狀石膏為主，含不規則纖維狀石膏，局部為斑塊狀，多與泥灰巖交織在一起，巖芯較完整，為相對隔水層。2號煤至K4石灰巖之間隔水層由致密的粉砂巖、泥巖組成，一般厚76.40m，具有良好的隔水性能，在無斷裂及陷落柱貫通情況下，垂直方向使2號煤以上含水層與K2含水層不發生水力聯系。2號煤以上各砂巖含水層，由于其間存在厚度較大的粉砂巖、泥巖，且各砂巖含水性又不強，因此，垂直方向2號煤以上各砂巖含水層不發生水力聯系。4．礦井水文地質條件類型K8砂巖含水層是開采上組煤層的直接充水含水層，并通過開采塌陷裂隙與上覆砂巖體發生水力聯系，或在淺部與風化裂隙水發生水力聯系，成為礦井充水因素，但由于各砂巖體含水層均為弱富水性，充水方式均以頂板淋水為主，煤系下伏奧灰巖溶水，使區內除西北角外大部屬帶壓開采（2號煤層標高580～930m），底板突水系數最大為0.028MPa/m，屬帶壓安全開采。因此，上組煤層礦井水文地質條件為簡單類型。K2石灰巖含水層是開采下組煤層的直接充水含水層，局部地段可能通過開采產生的塌陷裂隙帶接受上部砂巖的充水補給，由于含水層均為弱富水性，且充水方式以頂板淋水為主。下伏奧灰巖溶地下水位標高推斷為930m左右，使9+10、11號煤層均屬帶壓開采（煤層底板標高470～910m），11號煤層突出系數達0.13MPa/m，接近正常塊段開采，應有所注意，因此，下組煤層礦井水文地質條件為中等類型。煤層特征煤層1、含煤性井田主要含煤地層為上石炭統太原組和下二疊統山西組。中石炭統本溪組和下二疊統下石盒子組亦含有數層薄煤層，其厚度小、穩定性差，變化大，均無開采價值。現將主要含煤地層山西組和太原組的含煤性敘述如下：(1)山西組本組地層厚度38.80～52.43m，平均41.60m，含煤4～6層，自上而下編號的有1號、2號、2下號、3號煤層，煤層總厚度6.07～6.87m，平均2.63m，含煤系數6.92％(19號孔)。本組所含穩定可采煤層為2號煤層，可采煤層平均厚度6.18m。1號、3號煤層僅個別點(孤點)達可采厚度，無開采價值。(2)太原組本組地層厚度101.79～119.10m，平均111.51m，含煤5～7層。自上而下編號有6號、7號、8號、9+10號、10下號、11號煤層，其中穩定可采煤層有兩層為9+10號、11號煤層。該組地層含煤厚度6.80～8.46m,平均6.75m,含煤系數6.01%。2、可采煤層區內主要煤層是山西組的2號和太原組的9+10號、11號煤層，批準本礦開采2號煤層，現將各主要可采煤層分述如下：(1)1號煤層位于山西組上部，上距K8砂巖2.50～15.96m，平均8.07m，煤層厚度0.45～0.90m，平均0.70m。在中部邊界附近的20號孔,煤層厚度為0.45m,在原井田中部李元鉆孔煤層厚0.75m,井田西部的19號孔,煤層結構0.90m。該煤層結構簡單，煤層頂底板主要為泥巖、粉砂巖，局部為細粒砂巖。屬局部可采煤層。(2)2號煤層位于山西組中部，上距1號煤層15.72～27.20m，平均20.45m，煤層厚度1.30～1.70m，平均1.51m。1號、2號煤層間距西部較小(19號孔)為16.7m，煤層厚度西部為1.30m，向東部、向南部逐漸變厚。為1.70m。變化規律西薄東厚，變化不大，煤層結構簡單。煤層頂底板為泥巖、砂巖或粉砂巖。該煤層全區可采，厚度變化不大，因此，屬穩定可采煤層。(3)9+10號煤層位于太原組下段頂部，上距2號煤層平均82m。區西部19號孔煤層厚度3.40m，區北部402號孔煤層厚度4.12m，區中南部20號孔煤層厚度2.16m,該煤層在井田東南部、中部夾矸變薄，夾矸厚度小于0.70m，向西北部增厚,到402號鉆孔時達2.42m，屬穩定可采煤層。(4)11號煤層位于太原組下段中部，上距9+10號煤層平均間距23m，區西南部20號孔煤層厚度2.40m，區北部402號孔煤層厚度1.65m，區西部19號鉆孔1.82m。煤層由西向東逐漸加厚，煤層頂、底板多為泥巖，含1-2層夾矸，屬穩定可采煤層。可采煤層特征見表1-1。表1-1可采煤層特征表地層煤層編號煤層厚度（m）煤層間距（m）夾石層數頂板巖性底板巖性穩定可采程度最小-最大平均最小-最大平均山西組10.45-0.900.700-1粉砂巖泥巖粉砂巖泥巖局部可采21.30-1.701.5115.72-22.4720.450-1泥巖泥巖粉砂巖穩定可采太原組9+102.16-4.123.2379.27-85.2382.331石灰巖粉砂巖泥巖穩定可采111.65-2.401.9822.05-24.0623.051-2泥巖泥巖穩定可采煤質1．物理性質及煤巖特征(1)物理性質2號煤層：黑色，強玻璃光澤，斷口具參差狀，內生裂隙發育，條帶狀結構。9+10號、11號煤層：黑色，強玻璃光澤到金剛光澤，內生裂隙較發育，硬度較大，條帶狀結構。(2)煤巖特征①宏觀煤巖特征宏觀煤巖組分以亮煤為主，暗煤次之，夾少量鏡煤和絲炭，條帶狀結構，屬半光亮型煤。②顯微煤巖特征各可采煤層顯微煤巖組分：鏡質組含量介于60-90%之間，平均在80%左右，主要為基質鏡質體和均質鏡質體。惰質組含量介于5-30%，平均在15%左右，多為半絲質體、粗粒體、碎屑體。無機組分含量除11號煤層平均在20%左右外，其余煤層均在10%左右，主要以粘土為主，呈分散狀和充填狀。(3)煤的變質程度2．煤的化學性質(1)水分原煤空氣干燥基水分含量：2號煤層介于0.50-0.52%，平均0.51%，9+10號煤層介于0.74-2.04%，平均1.39%。11號煤層介于0.52-1.18%。平均0.85%。浮煤空氣干燥基水分含量：2號煤層介于0.53-1.24%，平均0.89%，9+10號煤層介于0.64-1.28%，平均0.96%。11號煤層介于0.57-1.04%。平均0.81%。(2)灰分2號煤層：原煤干基灰分5.13－31.92%，平均18.53%，浮煤空氣干基灰分4.79-5.01%，平均為4.90%。屬特低灰煤。9+10號煤層：原煤干基灰分18.45-25.23%，平均21.84%，浮煤干基灰分7.53-10.45%，平均為8.99%，屬低灰煤。11號煤層：原煤灰分平均為26.51%，屬中灰煤，浮煤干基灰分9.33-9.96%，平均為9.65%。(3)揮發分2號煤層浮煤干煤無灰基揮發分15.11-17.19%，平均16.15%。9+10煤層浮煤干煤無灰基揮發分15.00-15.21%，平均15.11%。11號煤層浮煤干煤無灰基揮發分14.73-15.46%，平均15.70%。均屬低揮發分煤。(4)硫分2號煤層原煤干基全硫含量0.23-0.39%，平均0.31%，浮煤全硫0.44-0.52%，平均0.48%，屬特低—低硫煤。9+10號煤層原煤干基全硫含量2.88-4.26%,平均3.57%，浮煤全硫1.49-1.99%，平均1.74%。屬高硫煤。11號煤層原煤干基全硫含量0.46-0.62%，屬特低硫—低硫煤，浮煤全硫0.62-0.74%，平均0.68%。(5)發熱量2號煤層干基彈筒發熱量(Qb.d)24.04-34.72MJ/kg。平均29.38MJ/kg。11號煤層干基彈筒發熱量(Qb.d)為25.60MJ/kg。(6)煤的粘結性2號煤層粘結指數為78.7。屬強粘結煤。9+10號煤層粘結指數為8.9，屬弱粘結煤。11號煤層粘結指數為0.8-11.5，屬不粘結—弱粘結煤。(7)有害元素磷：2號煤層原煤干基磷平均0.011%，屬低磷分煤，9+10號煤層，磷平均0.004%，屬特低磷煤，11號煤層磷平均0.078%，屬中磷分煤。氯：各煤層中氯含量在0.010-0.030%。氟：各煤層中氟含量在82-143.8g/t。砷：各煤層中氟含量在0.7-2.7g/t。煤類根據中國煤炭分類國家標準(GB5751－86)，劃分煤類。2號煤層浮煤揮發分15.11-17.19%，粘結指數78.7，屬焦煤類。9+10號煤層浮煤揮發分15.00-15.21%，粘結指數8.9，屬貧瘦煤。11號煤層浮煤揮發分14.73-15.46%，粘結指數0.8-11.5，屬貧瘦煤和貧煤。4．煤質特征及工業用途2號煤層屬特低灰、特低—低硫、低磷、強粘結性的焦煤，是很好的煉焦用煤。9+10號煤層屬低灰、高硫、特低磷、弱粘結性的貧瘦煤，由于硫含量高,一般做動力用煤。11號煤層屬中灰、特低硫—低硫、中磷、弱粘結—不粘結的貧瘦煤和貧煤，一般做動力用煤。可采煤層煤質特征表見表1－2。表1-2可采煤層煤質特征表項目煤層號29+10Mad(%)原煤0.50-0.520.511.39浮煤0.53-1.240.890.64-1.280.96Ad(%)原煤5.13-31.9218.5318.45-25.2321.84浮煤4.79-5.014.907.53-10.458.99Vdaf(%)原煤浮煤15.11-17.1916.1515.00-15.2115.11St.d(%)原煤0.23-0.390.312.88-4.263.57浮煤0.28-0.520.391.49-1.991.74Pd(%)原煤小于0.010.01左右Qg.daf(MJ/kg)原煤24.04-34.7229.3826.38-28.7127.54GR.I18.5-78.72.8-4.7Y(mm)7-100-9煤類JM、SMSM、PM煤與瓦斯特性1．瓦斯根據山西省安全生產監督管理局文件晉安監煤字【2007】117號“關于長治市地方國有及21萬噸/年以上鄉鎮煤礦2006年度礦井瓦斯等級鑒定的批復”，新源煤礦礦井瓦斯絕對涌出量13.01m3/min，相對涌出量4.06m3/t，批復為高瓦斯礦井。2．煤塵根據國家煤及煤化工產品質量監督檢驗中心提交的山西沁新煤焦股份有限公司新源煤礦2號煤層檢驗報告，2號煤層火焰長度25mm，最低巖粉用量30%，煤塵有爆炸性。3．煤的自燃性根據國家煤及煤化工產品質量監督檢驗中心提交的山西沁新煤焦股份有限公司新源煤礦2號煤層檢驗報告，2號煤層吸氧量為0.94cm3/g，自燃等級Ⅲ級，屬不易自燃煤層。4．地溫、地壓據沁安普查勘探時進行了鉆孔地溫測試，根據測試結果，地溫梯度為每百米0.9℃，屬地溫正常區。本井田無地壓測試資料。井田境界和儲量井田境界根據2006年4月4日山西省國土資源廳頒發的《采礦許可證》（證號：1400000620410），批準山西沁新煤焦股份有限公司新源煤礦開采2號煤層，井田范圍由下列4個拐點坐標連線圈定。井田范圍拐點坐標見表2－1。表2-1井田范圍拐點坐標表拐點編號坐標XY14050810.0019608160.0024050810.0019611200.0034047500.0019611200.0044047500.0019608160.00井田走向長度為2.18-6.67km，平均走向長度為5.62km，傾斜寬為3.05-4.61km，平均為3.26km，平均傾角為5.94度，井田水平寬度為2.69-3.68km，水平長度3.56-5.56km，水平面積為18.75km2。礦井工業儲量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。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。采用塊段法計算工業儲量。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。塊段劃分如圖2-1所示圖2-1井田塊段劃分各分段的水平面積、水平距離、垂距，皆由底板等高線圖中量得，分段的傾斜面積=水平面積/傾角余弦值。各項數據計算結果如表2-2所示：表2-2分段計算結果水平面積水平距離垂距正切值傾角余弦值傾斜面積14.932013541000.0738554.2317190.9972744.94548225.564016371800.1099576.3002720.9939615.59780632.2705917800.0872414.9986890.9961971.961760742.16087201000.1388897.9579820.990372.1818154.534212051000.0829884.7549770.9965594.549858總量18.45718.5459根據《煤炭工業設計規范》，求得以下各儲量類型的值：（1）礦井地質資源量礦井地質資源量可由以下等式計算：（2-1）式中：——礦井地質資源量，Mt；——煤層平均厚度，m；——煤層底面面積，m3；——煤容重，t/m3。將各參數代入（2-1）式中可得表2-2，所以地質儲量為：（2）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。因此將各數代入式2-2得：礦井可采儲量礦井設計資源儲量按式（2-3）計算：式中： ——礦井設計資源/儲量 ——斷層煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱損失量之和。按礦井工業儲量的3%算。則：礦井設計可采儲量式中 ——礦井設計可采儲量； ——工業場地和主要井巷煤柱損失量之和，按礦井設計資源/儲量的2%算； C——帶區采出率，厚煤層不小于75%；中厚煤層不小于80%；薄煤層不小于85%。此處取0.85。則：工業廣場煤柱根據《煤炭工業設計規范》不同井型與其對應的工業廣場面積見表2-3。第5-22條規定：工業廣場的面積為0.8-1.1平方公頃/10萬噸。本礦井設計生產能力為180萬噸/年，所以取工業廣場的尺寸為480m×450m的長方形。煤層的平均傾角為5.94度，工業廣場的中心處在井田走向的中央，傾向中央偏于煤層中上部，其中心處埋藏深度為+750m，該處表土層厚度為40——80m，主井、副井，地表建筑物均布置在工業廣場內。工業廣場按Ⅱ級保護留維護帶，寬度為15m。本礦井的地質掉件及沖積層和基巖層移動角見表2-4。表2-3工業場地占地面積指標井型（萬t/a）占地面積指標（公頃/10萬t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8表2-4巖層移動角廣場中心深度/m煤層傾角煤層厚度/m沖擊層厚度/mфδγβ+7506°5.836045727565由此根據上述以知條件，畫出如圖2-1所示的工業廣場保護煤柱的尺寸圖2-1工業廣場保護煤柱由圖可得出保護煤柱的尺寸為：由CAD量的梯形的面積是：609962.80m2。S煤=609962.80m2/cos6°=613322.45m2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，煤m；R煤的容重,1.33t/m3。則：Z工=613322.45×5.83×1.33×10-4=475.56(萬噸)

礦井工作制度、設計生產能力及服務年限礦井工作制度按照《煤炭工業礦井設計規范》中規定，參考《關于煤礦設計規范中若干條文修改的說明》，確定本礦井設計生產能力按年工作日330天計算，四六制作業（三班生產，一班檢修），每日三班出煤，凈提升時間為16小時。礦井設計生產能力及服務年限1.礦井設計生產能力本井田資源還算豐富，主采煤層賦存條件簡單，井田內部無較大斷層，比較合適布置大型礦井；從市場需求分析，礦井主場優質焦煤，市場需求很大，宜加大礦井設計生產能力；并且生產能力1.50Mt/a，礦井服務年限偏長，礦井投資與生產能力1.80Mt/a相差不大，工作面沒有達到最大能力，限制了工作面單產，相應噸煤投資高，經濟效益差；生產能力2.40Mt/a，礦井服務年限偏短，井巷工程量大，投資高；生產能力1.80Mt/a，服務年限適中，礦井保產、達產容易，有較長的穩產年限，收支比大，可獲得較好經濟效益。經校核后確定本礦井的設計生產能力為180萬噸/年。2.井型校核下面通過對設計煤層開采能力、輔助生產能力、儲量條件及安全條件等因素對井型加以校核。（1）礦井開采能力校核新源煤礦設計開采的2號煤層為厚煤層，煤層平均傾角為6度，地質構造簡單，賦存較穩定，根據礦井的煤厚，布置一個綜采放頂煤工作面就可以滿足礦井的設計能力。（2）輔助生產環節的能力校核本礦井為大型礦井，開拓方式為立井開拓，主井提升容器為兩對16噸底卸式提升箕斗，提升能力可以達到設計井型的要求，工作面生產原煤一律用帶式輸送機運到帶區煤倉，運輸能力很大，自動化程度很高，原煤外運不成問題。輔助運輸采用罐籠，同時本設計的井底車場調車方便，通過能力大，滿足矸石、材料及人員的調動要求。所以輔助生產環節完全能夠滿足設計生產能力的要求。（3）通風安全條件的校核本礦井煤塵具有爆炸性，瓦斯含量相對不高，屬于低瓦斯礦井，水文地質條件較簡單。礦井通風采用中央并列式通風，礦井建一個中央風井即可滿足礦井容易和困難時期的通風需求，可以滿足整個礦井通風的要求。本井田內存在若干小斷層，已經查到且不導水，不會影響采煤工作。所以各項安全條件均可以得到保證，不會影響礦井的設計生產能力。（4）儲量條件校核井田的設計生產能力應于礦井的可采儲量相適應，以保證礦井有足夠的服務年限。礦井服務年限的公式為：T=Zk/(A×K)（3-1）其中：T礦井的服務年限，年；Zk礦井的可采儲量，121.286Mt；A礦井的設計生產努力，180萬噸/年；K礦井儲量備用系數，取1.3。則：T=121.9382×100/（180×1.3）=52.11（年）既本礦井的開采服務年限符合規范的要求。注：確定井型是要考慮備用系數的原因是因為礦井每個生產環節有一定的儲備能力，礦井達產后，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，從而減少儲量，為保證有合適的服務年限，確定井型時，必須考慮備用系數。5）第一水平服務年限校核由本設計第四章井田開拓可知，礦井是單水平上下山開采，水平在+750m，水平服務年限即為全礦井服務年限，為52.11年。即本設計第一水平的服務年限符合礦井設計規范的的要求。表3-1不同礦井設計生產能力時礦井服務年限表礦井設計生產能力（萬t/a）礦井設計年限（a）第一水平設計服務年限煤層傾角<25°25°-45°>45°600及以上7035300-5006030120-2405025201545-9040201515

井田開拓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。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；合理確定開采水平的數目和位置；布置大巷及井底車場；確定礦井開采程序，做好開采水平的接替；進行礦井開拓延深、深部開拓及技術改造；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：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。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。合理開發國家資源，減少煤炭損失。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。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。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。本井田開拓方式的選擇，主要考慮到以下幾個因素：1）本井田煤層埋藏較淺，煤層最淺可采線在地下120m（標高+980m）處，最深處到地下520m（標高+580m），表土層厚度不大，40-80m。2）本井田瓦斯及涌水比較小,對開拓方式的選擇影響不大。3）本礦地表地勢平坦，且多為農田，無大的地表水系和水體，地面平均標高為+1100m。井筒形式的確定（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。具體見表4-1。本礦井煤層傾角小，平均5.94°，為近水平煤層；表土層薄約40~80m，無流沙層；水文地質情況中等—簡單，涌水量不大；井筒不需要特殊施工，因此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雙立井。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、延深方便。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：1）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。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，它可以延深井筒到深部，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，且距離東部國道近。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。因為低瓦斯礦井，井田面積較小，表土層厚度大，不宜用邊界式通風。礦井在工業廣場內單設一個風井用于回風，共計三個井筒。井筒位置的確定采（帶）區劃分（1）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，石門的工程量要盡量少；2）有利于首采帶區布置在井筒附近的富煤階段，首帶區要盡量少遷村或不遷村；3）井田兩翼的儲量基本平衡；4）井筒不宜穿過厚表土層、厚含水層、斷層破壞帶、煤與瓦斯突出煤層或軟弱巖層；圖4-1帶區劃分示意圖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的威脅；6）工業場地宜少占耕地，少壓煤；7）水源、電源較進，礦井鐵路專用線短，道路布置合理。（2）井筒位置的確定本礦井走向長度較大地勢平坦,主副井筒布置在儲量中央,且兩井筒的地面標高大于歷年最高洪水位標高。具體帶區、帶區劃分見圖4-1。工業場地的位置工業場地的位置選擇井田中部，場地與沁(源)～洪(洞)公路隔李元河相望，相距不足150m，對外聯系十分方便，井上下總體布局也比較合理。工業場地的形狀和面積：根據表2-3工業場地占地面積指標，確定地面工業場地的占地面積為21.6公頃，形狀為矩形。開采水平的確定本礦井主采煤層為2號煤層，其它可采煤層9+10號，11號煤層，尚未取得礦產開采權利。2號煤層屬近水平煤層，平均傾角為5.94°，最大僅8°，為近水平煤層，煤層無露頭。埋藏最深處僅520m，水平垂直高度為400m，按照設計規范要求，應采用單水平開拓。開采水平標高為+760m，大巷延展方向大體與井田延展方向一致，將井田劃分為東翼和西翼兩個階段，水平垂高為400m。（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，如圖4-2，分述如下：方案一：立井單水平開拓工業廣場位于井田中央，主、副井均為立井，只設一個水平，輔助運輸采用無極繩絞車，爬坡能力強。大巷布置在煤層中，沿底板掘進，局部半煤巖及巖巷。如圖4-2方案二：斜井單水平開拓工業廣場位于井田中央，主、副井均為立井，在井田中央開掘三條大巷，布置在煤層中，沿底板掘進，局部半煤巖及巖巷。如圖4-3方案三：主斜井副立井單水平開拓工業廣場位于井田中央，主井布置為斜井，傾角15°，副井為立井，只設一個水平，助運輸采用無極繩絞車，爬坡能力強。大巷布置在煤層中，沿底板掘進，局部半煤巖及巖巷。如圖4-4方案四：主斜井副立井單水平開拓工業廣場位于井田中央，主井布置為斜井，傾角15°，副井為立井。同樣只設一個水平，在井田中央開掘三條巖石大巷，有一定傾角，沿煤層偽斜方向布置。如圖4-5圖4-2立井單水平開拓（巖層大巷）1主立井2副立井3中央風井（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、回風大巷長度以及帶區布置總體一致。區別在于井筒形式和大巷布置的位置引起部分基建、生產經營費用不同。圖4-3斜井單水平開拓（巖層大巷）1主斜井2副斜井3中央風井圖4-4立斜井副立井單水平開拓（煤層大巷）1主斜井2副立井3中央風景圖4-5主斜井副立井單水平開拓（巖層大巷）1主斜井2副立井3中央風井方案一、二主井和副井筒形式不同。方案一為立井，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，主要缺點是井筒施工技術復雜，需用設備多，要求有較高的技術水平，掘進速度慢，基建投資大；方案二為斜井開拓，斜井的運輸提升能力比立井大，有相當大的提升能力，可滿足特大型礦井主提升的需要；斜井井筒也可作為安全出口，井下一旦發生事故，人員也可從斜井迅速撤離。但考慮到，如果采用雙斜井開拓，工業廣場將于井底車場偏離得較遠，這樣也就增加了斜井和井底車場的保護煤柱，并且主斜井煤倉不在井田中部位置，從全局來看會增加大巷運輸的沒用。井田2號煤層厚度大、傾角小、賦存穩定，涌水量小，表土層薄，也很適合立井的施工。經過以上技術分析、比較，再結合粗略估算費用結果，在方案一、二中選擇方案一：立井單水平開拓（方案一、方案二的經濟費用見表4-2和4-3）方案三、四主要區別在大巷位置的不同，方案三大巷布置在煤層中，掘進容易，速度快，費用低；開拓準備時間短。方案四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。由于本礦井煤層地質條件較簡單，煤層賦存穩定，頂底板巖性較好，從礦井自身條件和技術條件兩方面看能夠大大減小開掘煤巷的一些缺點，開掘煤巷使礦井早出煤，少掘巷道，減少基建費用，更能進一步探明煤層賦存的情況。經過以上技術分析、比較，再結合粗略估算費用結果，在方案三、四中選擇方案三：主斜井副立井單水平開拓（開掘煤層大巷）（方案三、方案四的經濟費用見表4-4和4-5）。如上所述，兩兩比較最終勝出的是方案一和方案三。以下對方案一、三進行詳細技術經濟比較。方案一與方案三的詳細經濟比較見表表47和表48，其最終匯總見表49。由經濟比較可以看出，雙立井開拓較之主斜井副立井綜合開拓方式而言，可以看出方案一僅在后期基建費用上需要更多的費用，方案一開掘巖石大巷，其后期減少維護費用效果顯著。同時在生產上，方案二主斜井的煤倉不會在井田中部，所以大巷的運輸費用會由于折返增加多余的費用。采用雙立井開拓，立井提升能力大，且對輔助運輸也有利。綜合以上分析，確定本礦井開拓方案采用雙立井單水平開拓方式。

表4-2方案一立井單水平開拓項目數量(10m)基價(元)費用(萬元)費用小計基建主立井表土段614588987.5334346.68費用基巖段2699672259.1472(萬元)副立井表土段6176902106.1412429.95基巖段26124542323.8092井底車場巖巷10046383463.83463.83費用合計(萬元)1,240.46生產立井提升系數煤量(萬噸)提升距離(km)基價(元/t.km)3980.12費用1.2121290.320.85(萬元)排水涌水量(m3)時間(h)服務年限(年)基價(元/噸)332.3226876052.110.28大巷運輸系數煤量(萬噸)平均運距(km)基價(元/t.km)6657.9241.2121291..30.35費用合計(萬元)10970.37費用總計(萬元)12210.83表4-3方案二斜井單水平開拓項目數量(10m)基價(元)費用(萬元)費用小計基建主斜井表土段84397435.1792409.3582費用基巖段10734970402.155(萬元)副斜井表土段85058140.4648478.6512基巖段10740952470.948井底車場巖巷10046383463.83463.83費用合計(萬元)1,412.58生產斜井提升系數煤量(萬噸)提升距離(km)基價(元/t.km)7067.6424費用1.2121291.050.42(萬元)排水涌水量(m3)時間(h)服務年限(年)基價(元/噸)379.79426876052.110.32大巷運輸系數煤量(萬噸)平均運距(km)基價(元/t.km)7426.1461.2121291.450.35費用合計(萬元)14259.01費用總計(萬元)15610.84表4-4方案三主斜副立單水平開拓（煤層大巷）項目數量(10m)基價(元)費用(萬元)費用小計基建主斜井表土段84397435.1792370.8912費用基巖段9634970335.712(萬元)副立井表土段6176902106.1412429.9504基巖段26124542323.8092井底車場巖巷10046383463.83463.83費用合計(萬元)1,264.67生產斜井提升系數煤量(萬噸)提升距離(km)基價(元/t.km)6453.0648費用1.2121291.050.42(萬元)排水涌水量(m3)時間(h)服務年限(年)基價(元/噸)332.320060826876052.110.28大巷運輸系數煤量(萬噸)平均運距(km)基價(元/t.km)7426.1461.2121291.450.35費用合計(萬元)14211.53費用總計(萬元)15476.20表4-5方案四主斜副立單水平開拓（巖層大巷）項目數量(10m)基價(元)費用(萬元)費用小計基建主斜井表土段84397435.179275.3947費用基巖段11.53497040.2155(萬元)副立井表土段6176902106.1412429.9504基巖段26124542323.8092井底車場巖巷10046383463.83463.83費用合計(萬元)969.1751生產斜井提升系數煤量(萬噸)提升距離(km)基價(元/t.km)7559.30448費用1.2121941.130.42(萬元)排水涌水量(m3)時間(h)服務年限(年)基價(元/噸)332.320060826876052.110.28大巷運輸系數煤量(萬噸)平均運距(km)基價(元/t.km)10242.961.2121941.450.35費用合計(萬元)14.703.19費用總計(萬元)15672.37以上四個方案的粗略比較匯總見表46。表46 四個方案粗略比較匯總方案方案一方案二方案三方案四名稱雙立井雙斜井主斜副立(煤巷)主斜副立(巖巷)基建費用（萬元）1,264.671,351.841,264.67969.1751生產費用（萬元）10970.3714259.0114211.5314703.19合計（萬元）12210.8315610.8415476.2015672.37百分比100%128%127%128%表4-7方案二詳細設計費用項目數量(10m)基價(元)費用(萬元)費用小計初期主立井表土段614588987.5334346.6806基建基巖段2699672259.1472費用副立井表土段6176902106.1412429.9504(萬元)基巖段26124542323.8092井底車場巖巷10046383463.83463.83基建費用合計(萬元)1,240.46后期基建費用（萬元）項目數目長度(10m)基價(元)費用(萬元)費用小計大巷2451.81574.888.472264142.298928生產立井提升系數煤量(萬噸)提升距離(km)基價(元/t.km)3980.1216費用1.2121940.320.85(萬元)排水涌水量(m3)時間(h)服務年限(年)基價(元/噸)379.794355226876052.110.32順槽運輸系數煤量(萬噸)平均運距(km)基價(元/t.km)8194.3681.2121941.600.35大巷運輸系數煤量(萬噸)平均運距(km)基價(元/t.km)6760.35361.2121941.320.35大巷維護系數大巷長度大巷數目基價(元/a.m)26.96641.25618220生產費用合計(萬元)19,341.60費用總計(萬元)20,724.36表4-8方案三詳細設計費用項目數量(10m)基價(元)費用(萬元)費用小計初期主斜井表土段84397435.1792370.8912基建基巖段9634970335.712費用副立井表土段6176902106.1412429.9504(萬元)基巖段26124542323.8092井底車場巖巷10046383463.83463.83基建費用合計(萬元)1,264.67后期項目數目長度(10m)基價(元)費用(萬元)費用小計基建費用（萬元）大巷2451.81299.958.729482117.458964生產斜井提升系數煤量(萬噸)提升高度(km)基價(元/t.km)6453.0648費用1.2121941.050.42(萬元)排水涌水量(m3)時間(h)服務年限(年)基價(元/噸)332.320060826876052.110.28順槽運輸系數煤量(萬噸)平均運距(km)基價(元/t.km)8194.3681.2121941.60.35大巷運輸系數煤量(萬噸)平均運距(km)基價(元/t.km)7579.79041.2121941.480.35大巷維護系數大巷長度大巷數目基價(元/a.m)47.19121.25618235生產費用合計(萬元)22,606.73費用總計(萬元)23,988.87表4-9方案二方案三詳細比較匯總方案方案一方案三名稱立井開拓綜合開拓項目費用（萬元）百分比費用（萬元）百分比初期基建費用（萬元）1,240.4698%1,264.67100%后期基建費用（萬元）142.298928121%117.458964100%生產費用（萬元）19,341.6086%22,606.73100%總費用（萬元）20,724.3686%23,988.87100%礦井基本巷道井筒礦井共有三個井筒，分別為主立井、副立井、中央回風立井一般來說，立井井筒橫斷面形狀有圓形、矩形兩種，但圓形斷面的立井服務年限長，承壓性能好，通風阻力小，維護費用少及便于施工的特點，因此，主立井、中央回風立井及南、北風井均采用圓形斷面。1、主井主井井筒采用立井形式，圓形斷面，凈直徑6.5m，斷面積33.18m2，井筒內裝備一對16t的雙箕斗，井壁采用砌碹支護方式。此外，還布置有檢修道，動力電纜，照明電纜，通迅信號電纜，人行臺階等設施。主井斷面和主要參數如圖45、圖46。2、副井副井井筒采用立井形式，圓形斷面，凈直徑為7.7m，斷面積44.18m2，井深388m。井筒內裝備一對雙層兩車（3.0t）罐籠和一個雙層3t罐籠帶重錘。井壁采用砌碹支護方式，井筒主要用于提料、運人、提升設備，矸石等。采用金屬罐道梁，型鋼組合罐道，端面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井內除裝備罐籠外，還設有梯子間作為安全出口，并設有管子道。副井井筒斷面如圖47，主要參數見表410。3、中央回風立井進風立井位于礦井工業場地，擔負礦井初期回風，內設玻璃鋼梯子間作為安全出口，井筒凈直徑5.0m，井筒斷面形狀為圓形，凈斷面面積為19.63m2,表土層掘進斷面面積為31.17m2,基巖掘進毛斷面面積為31.17m2,根據后面通風設計部分的風速驗算，各井筒風速均符合《煤炭工業設計規范》和《煤礦安全規程的規定》規定。井底車場及硐室礦井為立井單水平開拓，煤炭由主井箕斗提升至地面；物料經副井運至井底車場，在井底車場換裝，由無極繩絞車牽引礦車拉到帶區；矸石廢料由礦車運到井底車場，裝入罐籠提升到地面。1.井底車場的形式和布置方式根據礦井開拓方式，主井、副井和大巷的相對位置關系，確定為臥式井底車場，材料車和人員由罐籠放入井下，井底車場鋪軌以礦車輔助運輸，大巷輔助運輸為無極繩絞車，在井底車場出井底車場布如圖4.10。2.空重車線長度井底車場空、重車線調車線長度按1.5倍列車長度考慮，一列礦車為20個車廂，采用3.0t固定箱式礦車，型號為MGC3.3-9,外形尺寸（長×寬×高）2400×1150×1150（mm），故取調車線長度為72m。3.調車方式井底車場內設2臺蓄電池電機車，車場內的材料設備、集裝箱平板車由蓄電池電機車牽引，各類空重車又電機車牽引，在車場調車軌道內完成調車。4.硐室井底車場硐室