本设计为清水营煤矿1.5Mt/a初步设计。井田内共有4层可采煤层，煤层号为2,3,8,10。煤层总厚10m，井田面积14km2。可采储量145.74Mt，矿井设计服务年限70a。清水营煤矿井田地质构造复杂，煤层倾角16o。煤种以长焰煤，不粘煤为主。
清水营煤矿采用双立井暗斜井延深、多水平开采方式，煤层布置分组集中大巷、开拓方式为上山式。一水平设置3个采区，设计首采区为中一采区布置三条岩石上山，井田生产能力1.5Mt/a。主井提升采用16t箕斗。副井提升采用1.5t双层四绳罐笼。主运输方式为14t架线电机车牵引3t底卸式矿车。设计工作面采用走向长壁后退式综合机械化采煤工艺，采用“四-六”工作制。 通风方式为两翼对角抽出式通风。
关键词：立井开拓；上山；综合机械化采煤工艺
1
Abstract
The design for the Qingshuiying coal mine 1.5Mt/a. Preliminary design of Qingshuiying coal mine complex geological structure Ida, 16o. angle of coal seam coal to long flame coal, gas coal. Ida has 4 layers of coal seam totalthickness of 10m Ida area 15km2. recoverable reserves of 145.74Mt mine design annual limit of 70a. Service.
Qingshuiying coal mine multi level dual shaft, and big alley, mountain type development way by 16t. The main shaft skip hoisting auxiliary using 1.5T four double rope cage hoisting. The use of the main transport trolley locomotive traction 3T bottom dump car. A level 3 mining area, three coal seam mining layout design, production 1.5Mt/a. design work surface adoptinglongwall retreating comprehensive mechanized coal mining technology, \"Three - eight\" work system.
The coal mine of Qingshui coal mine adopts the ventilation system with two wings and diagonal pulling out
Key words: vertical shaft development; uphill; comprehensive mechanized mining technology
2
目 录
摘要 ........................................................................................................................ 1 Abstract .................................................................................................................. 2 第1章 井田概况及矿井建设条件 .................................................................... 1
1.1 井田概况 ............................................................................................... 1
1.1.1 交通位置 .................................................................................... 1 1.1.2 地形地貌 .................................................................................... 1 1.1.3 地面水系 .................................................................................... 2 1.1.4 气象特征 .................................................................................... 3 1.1.5 地震情况 .................................................................................... 3 1.1.6 地区经济概况 ............................................................................ 3 1.1.7 矿区开发简史 ............................................................................ 3 1.1.8 地面建(构)筑物及设施 ............................................................. 3 地面村庄主要建筑大致分为两种：一种为80年代建造的砖木结构平房，结构整体性较差，抵抗地表变形能力较弱；另一种为90年代建造的砖混结构的平房，设有基础圈梁、檐圈梁和构造柱，建筑物整体性较好，抵抗地表变形的能力较强。 ........................................................................ 3 1.2 矿井外部建设条件及评价 ................................................................... 3
1.2.1 运输条件 .................................................................................... 3 1.2.2 电源条件 .................................................................................... 3 1.2.3 水源条件 .................................................................................... 4 1.2.4 其它建设条件 ............................................................................ 4 1.3 矿井资源条件 ....................................................................................... 4
1.3.1 地层 ............................................................................................ 4 1.3.2 构造 ............................................................................................ 6 1.3.3 煤层 ............................................................................................ 7 1.3.4 煤质 ............................................................................................ 9 1.3.5 水文地质 .................................................................................. 10 1.3.6 其他开采技术条件 .................................................................. 12 1.3.7 储量 .......................................................................................... 14 1.4 井田勘查程度及开采条件评价 ......................................................... 15
1.4.1 地质勘探程度 .......................................................................... 15
I
1.4.2 地质勘探评价 .......................................................................... 15
第2章 矿井资源/储量、设计生产能力及服务年限 ..................................... 17
2.1 井田境界及资源/储量 ........................................................................ 17
2.1.1 井田境界 .................................................................................. 17 2.1.2 资源储量 .................................................................................. 17 2.2.1 矿井工作制度 .......................................................................... 20 2.2.2 矿井设计生产能力 .................................................................. 21 2.2.3 矿井设计服务年限 .................................................................. 22
第3章 井田开拓 .............................................................................................. 23
3.1 开拓方式及井口位置 ......................................................................... 23
3.1.1 井口位置及工业场地选择的原则和主要因素....................... 23 3.1.2 矿井开拓方案的选择 .............................................................. 24 3.2 开拓部署 ............................................................................................. 36
3.2.1 井筒形式和数目 ...................................................................... 36 3.2.2 井筒位置及坐标 ...................................................................... 36 3.2.3 水平划分及标高 ...................................................................... 37 3.2.4 石门、大巷布置 ...................................................................... 37 3.2.5 煤层开采顺序 .......................................................................... 38 3.3 井筒 ..................................................................................................... 40
3.3.1 井筒净断面（或净直径）及布置 .......................................... 40 3.3.2 井筒施工方法 .......................................................................... 43 3.3.3 井壁结构 .................................................................................. 44 3.3.4 井筒延深的初步意见 .............................................................. 44 3.4 井底车场及硐室 ................................................................................. 44
3.4.2 井底车场主要硐室 .................................................................. 45
第4章 井下开采 ................................................................................................ 46
4.1 采区布置 ............................................................................................... 46
4.1.1首采采区特征 ............................................................................. 46 4.1.2采区巷道布置 ............................................................................. 47 4.1.3采区车场和硐室布置 ................................................................. 47 4.2 采煤方法及工艺 ................................................................................... 48
4.2.1采煤方法与采煤工艺 ................................................................. 48 4.2.2主要采煤设备选型 ..................................................................... 48
II
4.2.3采煤工作面生产能力 ................................................................. 49 4.2.4回采工作面接续 ......................................................................... 50 4.3 巷道掘进机机械化 ............................................................................... 51
4.3.1采区巷道断面和支护方式 ......................................................... 51 4.3.2矿井生产巷道掘进进度指标 ..................................................... 53 4.3.3掘进工作面和掘进设备 ............................................................. 54 4.3.4矿井移交生产时井巷工程量 ..................................................... 55
第5章 井下运输 ................................................................................................ 1
5.1 煤炭运输方式及设备 ........................................................................... 1
5.1.1煤炭运输方式 ............................................................................... 1 5.1.2 煤炭运输设备 .............................................................................. 1 5.2 辅助运输方式及设备 ............................................................................. 2 第6章 通风与安全 ............................................................................................ 5
6.1 矿井通风 ................................................................................................. 5
6.1.1矿井通风系统 ............................................................................... 5 6.1.2矿井风量 ....................................................................................... 6 6.1.3通风设施 ..................................................................................... 13 6.2 矿井瓦斯灾害防治 ............................................................................... 13
6.2.1 防治瓦斯措施 ............................................................................ 13 6.2.2 防止煤与瓦斯突出措施 ............................................................ 14 6.3 矿井火灾防治 ....................................................................................... 14
6.3.1煤层的自燃倾向性等级 ............................................................. 14 6.3.2煤层自然发火的防治措施 ......................................................... 15 6.3.3 外因火灾防治措施 .................................................................... 15 6.3.4 矿井粉尘防治 ............................................................................ 16 6.4 矿井水害防治 ....................................................................................... 16
6.4.1 水患类型及威胁程度 ................................................................ 16 6.4.2 矿井水害防治措施 .................................................................... 17 6.5 矿井冲击地压灾害防治 ....................................................................... 17
6.5.1 冲击地压防治主要措施 ............................................................ 17 6.5.2 顶板冒落灾害的防治措施及装备 ............................................ 17
第7章 提升、通风、排水和压缩空气设备 .................................................... 19
7.1 提升设备 ............................................................................................... 19
III
7.2 通风设备 ............................................................................................... 20 7.3排水设备 ................................................................................................ 20 7.4 压缩空气设备 ....................................................................................... 21 附件1：专题论文 ............................................................... 错误！未定义书签。 致 谢 .................................................................................................................... 25 参考文献 .............................................................................................................. 26
IV
第1章 井田概况及矿井建设条件
1.1 井田概况
1.1.1 交通位置
经过多年建设已形成较为完善的公路网。银（川）～古（窑子）～王（家圈）高速公路及国道307线沿本井田南部东西向穿过，向西经灵武市、吴忠市及青铜峡镇可接国道109线和包兰铁路，向东经盐池县、定边县可达榆林、延安、太原等地。(图1-1 交通位置图)
1.1.2 地形地貌
井田内地形为低山丘陵，西高东低，南高北低，间有植被。井田内最大高程点位于南端的杨家庄（1404号钻孔附近），海拔高度为1426m，最低高程点位于井田北端唐家湾，海拔高度为1288m，相对高差约138m。
1.1.3 地面水系
井田北端清水营一带有水流，上游无水，下游有自东而西汇入黄河小水流。流量为2.85～40.5升/秒，矿化度低，可以饮用。
1
迳1.1.3 地面水系 2
图1-1 交 通 位 置 图
1.1.4 气象特征
本井田属半干旱半沙漠大陆性气候。气温干燥炎热，最高气温41.40℃，最低气温-28℃，，昼夜温差较大。
7、8、9月份多降雨，最大年降雨量为299.1mm，最大年蒸发量达2771mm，两者相差十倍左右。
1.1.5 地震情况
地处鄂尔多斯盆地西缘断褶带中部，属吴忠地震活动带。地震震中多分布在黄河沿岸，地震发生较频繁，并至今仍持续发生。
1.1.6 地区经济概况
该区经济较为落后，井田内座落有四个自然村，有清水营一队、清水营二队、杨家庄、方家老庄，没有大规模的工业厂矿，井田南部的京盛煤矿为该区的主要工业。主要以农、牧业为主，农作物一年一熟。有荞麦、玉米、马铃署、胡麻等。
为响应国家号召，实行“退耕还林”、“退牧还草”政策，农牧民以种草植树为主，经济来源主要靠筛砂、运输。
1.1.7 矿区开发简史
清水营矿为新开发的煤田，所在无开发史。
1.1.8 地面建(构)筑物及设施
地面建(构)筑物为砖木结构平房和砖混结构的平房。
1.2 矿井外部建设条件及评价
1.2.1 运输条件
矿区西部约85km处有南北向通过的包头～兰州国铁干线，灵武铁路专用线与其接轨，已于1995年10月建成通车。
另外，银川河东机场与井田相距约48km，可通过银川～古窑子～王圈梁高速公路直达机场，交通非常便捷。
1.2.2 电源条件
3
本区电源主要为灵武矿区110KV变电站，该变电站位于灵新煤矿工业场地以北500m处，设计规模为两台25000KVA变压器。目前已建成投运，其电源以两回LGJ—240的110KV线路取自灵武东山220KV变电站，该变电站220KV电源取自大坝电厂及宁夏电网。沿古王高速公路以北4km左右，已架设一条由灵武东山变电站至盐池的220KV供电线路。东山变电站安装两台变压器，总容量240MVA。
为满足鸳鸯湖地区负荷发展需要，自治区政府规划建设白芨滩110KV变电站，由灵武矿区110KV变电站以双回110KV线供电，矿区电力可靠。
1.2.3 水源条件
居民饮用水主要取自于白芨滩供水站。对井田具有供水意义的地下水主要有供灵武矿区的金银滩水源地，供水能力为30000m3/d，水源可靠。另外，金银滩水源地西北部尚有横城、面子山水源地，预计可开采量30000～40000m3/d，但勘探程度不够，目前尚不具备开采条件。
矿区附近具有供水意义的地表水有位于矿区西部60km处的黄河水。根据宁夏自治区政府的综合调配，在满足现有各种规划用水的情况下，国家批准宁夏自治区使用的黄河取水指标尚有8.35亿m3/a可供调配使用。
目前，自治区政府已经规划修建从黄河取水至重化工基地的供水工程，本矿井的水源可结合能源重化工基地建设，统一修建取水供水工程，矿井用水直接从能源重化工基地鸳鸯湖专线供水管网接取。
1.2.4 其它建设条件
井田西南部地表出露的三叠系地层中的长石石英砂岩，白垩系宜君组中的砾岩、石英岩及砂岩砾岩，砾径较大，胶结尚好。另外，在井田西部回民巷沟中有大量的砂石，均可作为建筑材料使用。
1.3 矿井资源条件
1.3.1 地层
根据勘探钻孔揭露，结合邻区资料，对本井田地层，（见表1-1）
表1-1 地层特征表
4
地层时代 界 系 统 组 厚 度 岩性描述及接触关系 （m） 棕红色块状，粗、中区内东南部 零星分布。 洛 古生物特征 分布情况 河 粒砂岩夹泥岩、粉砂岩、217.0 组 细粒砂岩透镜体，与下伏白 下 垩 统 系 K1 K K1lh 地层呈整合接触。 灰紫色砾岩为主，砾宜 君 887.0 主要以灰岩、砂岩、石英组 岩为主，与下伏地层呈不Ky 1横城以东，石大小悬殊，成分复杂，碎石井、鸳鸯 湖以北未发育。 整合接触。 上 统 中 生 界 Mz 直 侏 罗 J3 安 棕褐、灰绿、紫红、 定 土黄色泥岩、沙质泥岩、230.5 组 粉砂岩、细粒砂岩为主、J3a 与下伏地层呈整合接触。 以紫红、灰绿、蓝灰色泥岩、粉砂岩、细粒砂Picenapollenites sp Quadraculina 鸳鸯湖矿Classopollis sp 区、灵武矿区及马家滩矿区。 系 Jz 中 2J 统 J2 罗 岩为主，向下粒度变粗，448.6 组 底部为一层灰白色含小砾石粗砾砂岩，与下伏地层呈整合接触。 灰白色砂岩、灰及深延 灰色粉砂岩，泥岩为主，安 326.0 含编号及未编号煤层30组 余层，与下伏地层呈假整Jy 2Podozamites sp Equisetites sp Cladophlebis sp 合接触。 三 上 上 1270.叠 统 田 0 系 T3 组 深灰色微带绿、黄绿、Neocalamites 灰白色砂岩、粉砂岩，下部色调以绿色、黄绿色为Unio ningxiaensis Unio 5
T T3s 主，粒度变粗，与下伏地层呈整合接触。 灰紫色、紫红色、黄huangbagauensis 二 中 马 统 营 650.0 T2 组 T2e 绿色中厚层状砂岩，砂岩中含紫红色泥岩，粉砂岩未见化石 砾块，且具独特的“砂球状”构造，与下伏地层呈假整合接触。 灰紫色、紫红色、黄二 中 马 统 营 650.0 T2 组 T2e 绿色中厚层状砂岩，砂岩中含紫红色泥岩，粉砂岩未见化石 砾块，且具独特的“砂球状”构造，与下伏地层呈假整合接触。
1.3.2 构造
1、井田地质构造特征
井田西部有煤层露头，井田内部含有两条较大断层，本区地层倾向平缓，走向变化大，断裂多，再加褶曲的影响，所以本地区属于构造复杂区。
2、褶曲
1）、清水营向斜
位于矿区北部，轴向自北向南有一定的变化，在第11勘探线以北轴向为N12°E，第11勘探线以南轴向为N30°W。延展长度约2.63km，向北在宁蒙边界处趋于消失，向南在Q202孔西消失。为一宽缓的向斜构造，两翼基本对称，西翼倾角5～13°，东翼5～10°，向北轴部呈下降趋势，变化比较平稳，倾伏角为8°。
2）、清水营背斜
位于矿区北部轴向近南北，延展长度约2.25km，向北在宁蒙边界处趋于消失，向南在Q202孔东消失。为一宽缓的背斜构造，受F2断层的影响东翼略陡于西翼，西翼倾角5～10°，东翼6～15°，向北轴部呈下降趋势，变化
6
比较平稳，倾伏角为9°。 3、断层
F1正断层
位于Q403～1205号钻孔一线。延展长度约3337m，向东北方向跨过长城延伸至内蒙古境内。自西向东走向由N50ºE，渐变为N70ºE～N42ºE、倾向SE，倾角约67º～72º，落差30～80m，落差由上到下变大。在Q403号钻孔中，地层缺失37.71m，缺失四上、四煤，属详细查明断层。
F2正断层
位于方家老庄西北约800m。延展长度约1752m，走向为N55E、倾向SE，倾角约63～75º，落差0～35m，属查明断层。
表1-2 主要断层特征表
序号 断层断层断层产状 倾向 倾角 （°） 落差 （m） 区内走 向长度 （m） Q403号钻孔控制，地层缺失37.71m。缺失四上、四煤，三维地震解释。 二维地震解释 名称 性质 走向 控制程度 备注 1 2 F1 F2
正 NE SE 49 80 12～42 正 NE SE 125 75 12～42 1.3.3 煤层
本井田内延安组含煤地层平均厚为276.50m，含煤层为22层，平均总厚为28.54m，含煤系数为10.3%(28.54/276.5＝10.3％)。其中：编号煤层总20层。编号煤层中可采或局部可采煤层为14层，自上而下编号为：二、三、三下、四上、四、五、六、八、十、十一、十二、十五、十七、十八煤。全区可采煤层为4层。
1) 二煤
7
是该井田最主要的可采煤层，位于含煤地层最上部，全区发育，分布面积为51.55km2，煤层较稳定，全部可采。上距直罗组与延安组分界线为0～16.40m，平均为2.13m，大部分地段与J2z/J2y分界线直接接触。井田内见煤点为55个，其中：中厚煤层点占为22%、厚煤层点占为76%、特厚煤层点为2%。煤层厚度为2.06～5.22m，平均为3.00m，可采厚度为2.06～8.10m平均为 4.75m，属中厚～厚煤层。厚度变化总体呈现为：自西向东、自北向南逐渐变薄。含夹矸为0～1层，厚度为0.09～0.64m。夹矸岩性以泥岩、炭质泥岩为主要成分，多位于煤层的中下部位，层位较为稳定，结构比较简单。
综上所述：二号煤为厚煤层，厚度有一定的变化且规律明显，结构较简单，煤类以长焰煤为主，不粘煤次之，全区可采，属于稳定煤层。
2) 三煤
上距二号煤为3.07～22.47m，平均为14.21m，与二煤的层间距较为稳定。层位较为稳定，基本全区可采，不可采点多为砂体冲刷，煤层分布面积为52.07km2，可采面积38.38km2。井田内见煤点50个，其中：不可采煤层点占6%、薄煤层点占18%、中厚煤层点占76%。煤层厚度0.30～3.28m，平均为1.70m，可采厚度为1.07～3.28m，平均为1.65m，属中厚煤层。井田中部较厚，向南、向北逐渐变薄。含夹矸0～1层，厚度为0.04～0.46m。夹矸岩性以粉砂岩、炭质泥岩为主，少量泥岩，多位于煤层的上部，层位较为稳定，结构较简单。
综上所述：三煤为中厚煤层，属较稳定煤层。 3) 八煤
位于延安组第三段5小旋回的顶部。层位稳定，全区可采，煤层分布面积59.72km2。
上距三煤10.11～50.40m，平均20.94m，与三煤的层间距自北向南逐渐变大。
井田内见煤点68个，全部可采，其中：薄煤层点占6%、中厚煤层点占82%、厚煤层点占12%。煤层厚度0.95～4.44m，平均2.76m，可采厚度0.85～3.97m，平均2.65m，属中厚煤层。厚度变化总体呈现为：井田中北部较厚，向南逐渐变薄。最厚点位于Q405号钻孔，最薄点位于309号钻孔含夹矸0～2层，厚度为0.02～0.52m。夹矸岩性以泥岩、炭质泥岩为主，少量粉砂岩，结构较简单。
顶板岩性多为粉砂岩、泥岩；底板岩性以粉砂岩为主。
综上所述：八煤为中厚煤层，厚度变化规律明显，结构较简单，煤类以
8
不粘煤为主，长焰煤次之，全区可采，属稳定、对比可靠煤层。
4) 十煤
位于延安组第三段4小旋回的顶部。层位稳定，大部可采，煤层分布面积62.09km2，可采面积52.79km2。上距八煤8.96～28.51m，平均18.74m，与八煤的层间距较为稳定。
含夹矸0～1层，厚度为0.04～0.35m。夹矸岩性为泥岩、炭质泥岩，结构简单。顶板岩性以粉砂岩为主、细粒砂岩次之；底板岩性以粉砂岩为主、泥岩次之。
综上所述：十煤为中厚煤层，厚度变化规律明显，结构简单，煤类以长焰煤为主，不粘煤次之，大部可采，属稳定、对比可靠煤层。（见表1-3）
煤层全区序号 最小~最大 最小~最大 平均 平均 最小~最大 平均 煤层可采煤层层间距（m） 夹矸层数 2 2.06~8.22 4.88 0.19~3.19 1.68 0.95~4.44 2.76 0.10~2.50 1.44 2.06~8.10 4.74 0.80~3.19 1.95 0.85~3.97 2.65 0.57~2.50 1.54 3.07~22.47 14.21 6.88~33.10 18.05 21.28~51.15 37.78 14.84~40.40 25.05 1 煤层结构 夹矸厚度（m） 顶底板岩性 顶底煤层稳定性 板 板 不0.31 稳中中中不稳中中中稳定 全部 1.4 煤层可采范围 煤层视密度 厚度（m） 区厚度（m） 定 定 0 1 0 0 0.32 0 等 等 等 等 等 等 稳定 全部 稳定 全部 稳定 全部 1.4 1.4 1.4 3 8 10 表1-3 可采煤层特征表
1.3.4 煤质
1、煤类
9
井田内各煤层的物理性质变化不大，均为黑色，沥青、丝绢光泽，平坦状、阶梯状、参差状断口，内生裂隙较发育。结构以条带状为主，构造多为层状。
各煤层宏观煤岩成分以暗煤为主，夹镜煤条带，丝炭多沿层面呈长条带状或透镜体分布。宏观煤岩类型以半暗煤为主，部分半亮煤、暗淡煤。
各可采煤层平均视密度为1.39～1.47，平均真密度为1.53～1.63 2、煤质分析
显微组分中有机组分平均占85.8%，其中镜质组为31.5 ～53.4%，平均45.28%；惰质组为43.9～66.6%，平均52.89%；壳质组为0.9～3%，平均1.84%。无机组分含量为6.5 ～21.3%，平均为14.19%；无机组分中以粘土矿物为主，平均为11.56%，占无机组分的81.5%。
二～六煤镜质组含量为31.5～48.7%，平均为42.03%；八～十五煤镜质组为49.4～53.4%，平均51.16%；十七～十八煤镜质组为38.5～44.4%，平均为41.95%，含煤地层中，上部和下部煤层镜质组含量低于中部煤层。
惰质组含量变化情况与镜质组相反，上部和下部煤层含量高于中部。上部平均56.51%，中部平均46.46%，下部平均55.16%（见表1-4）。
表1-4 煤质特征表
低位煤序层称 号 名牌号 水分 Mad 灰分 Ad挥发分Vdaf (%) 发热硫分St,d (%) 磷分Pd (%) 量Qnet.ar (MJ/kg) 1 2 3 2# 3# 8# 长焰煤 长焰煤 长焰煤 长焰煤 9.17 9.09 9.01 9.00 15.46 16.01 13.58 16.20 37 37 37 37 2.54 1.30 1.33 1.37 0.003 0.003 0.006 0.010 25.06 25.21 26.03 24.13 1186 1280 1160 1150 0 0 0 0 0 0 0 0 煤灰软化温度ST胶质层最大厚度Y 黏结指数GR.I 备注 （%） （%） （℃） （mm） 4 10# 1.3.5 水文地质 1、含水层及隔水层
10
根据清水营井田直罗组含水层抽水试验资料及水质分析成果，结合风井掘进过程中井筒涌水量观测资料，该含水层富水性较好，属富水性中等～弱含水层。其中分水岭以南，含水层埋藏相对较浅，与白垩系含水层无明显隔水层，易于接受大气降水及上部含水层补给，富水性相对较强，属中等富水性；分水岭以北，含水层埋藏较深，相对隔水层的存在，使得补给相对较弱，地下水补给以上部含水层越流补给为主，属弱富水性。
2、构造导水性
本区地表分水岭与地下分水岭基本一致，接受降水补给后，地下水向沟谷、洼地及地下水位低的地区运移，运移速度取决于含水层岩性、基岩基底形态特征及水力坡度，一般沙漠丘陵区相对较缓，沟谷低山丘陵区及地形高差较大区相对较急，多以地表径流排入沟谷。
排泄方式除蒸发外，部分以人工排水、或以泉的方式排泄，少部分渗入地下，沿基岩面（或风化层面）径流，或汇集于地形地洼地区形成潜水，或沿沟谷径流汇入西天河、边沟，向西汇入黄河。
3、充水因素
本区处于干旱沙漠地带，地面水稀少，地下水补给来源贫乏，仅为大气降水，井田构造以单斜构造为主，断裂发育较少，因而导致本区岩层含水性差。根据井田水文地质条件，结合邻近生产矿井的水文地质条件特征和充水因素进行分析评述。
4、矿井水文地质类型；
本井田开采的煤层位于浅部，水文地质条件简单。
5、矿井涌水量
根据井田水文地质条件及充水因素分析，矿坑充水水源为大气降水，直罗组砂岩裂隙孔隙含水层是影响先期开采地段的直接充水含水层，其它各含水层为次要充水含水层。通过与临近矿区对比，清水营井田充水条件与磁窑堡煤矿、羊场湾煤矿、灵新煤矿等相同，均为二类一型。因此，清水营井田矿井涌水量计算，采用临近矿单位涌水量比拟法、狭长水平巷道地下水动力学法、大井法等三种方法预计矿井涌水量。
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涌水量计算范围以先期开采地段，即+750m水平以上，首采区工作面走向长2356m，按该范围预计矿井涌水量。
1.3.6 其他开采技术条件
1、矿井瓦斯
整个勘探过程中全井田共采集了43个瓦斯样品，其中：普、详查阶段采取了31个、本次勘探采取了12个（见附表 煤层瓦斯含量试验成果汇总表）。
根据以瓦斯样品的测试结果，表明井田内各煤层瓦斯含量很低，总量最大不超过1.74ml/g可燃质。仅十一煤有两个钻孔甲烷（CH4）含量为0.0171ml/g可燃质和0.03ml/g可燃质，其它均为零；二氧化碳（CO2）含量在0.03～1.74ml/g可燃质之间，平均为0.24ml/g可燃质。自然瓦斯成分以氮气为主，一般大于80%，其次为二氧化碳在0.15～38.10%之间，绝大部分煤层的甲烷成分为零，仅十一煤在局部地段达到4.48%。
本区各煤层瓦斯成分中氮气含量很高，依据抚顺煤研院介绍的格.德.黎金的瓦斯分带标准分带比较合理。据此，本区五煤为二氧化碳～氮气带，其它煤层均属氮气带（见表6-3-2）。
经收集井田周边的三个煤矿近三年来测定的瓦斯涌出量可知：年产吨煤甲烷（CH4）相对涌出量最大1.669m3/吨，最小0.332m3/吨；二氧化碳（CO2）相对涌出量最大3.428m3/吨，最小0.59m3/吨；相对瓦斯总涌出量最大4.53m3/吨，最小0.984m3/吨；各矿井瓦斯总涌出量均小于10m3/吨·日，属低瓦斯矿井。
周边的三个煤矿属低瓦斯矿井，清水营井田瓦斯测试最大值为1.74m³/T，故本井田应属低沼气井田。
并符合表1-5的规定。煤层瓦斯含量，见表1-5。
表1-5 煤层瓦斯含量表
序号 1 ＃煤层 2 最大 瓦斯成分（%） CH4 CO2~CO C20~C40 CO2 8.99 0.15 N2 99.85 91.01 瓦斯含量（ml/g·燃） CH4 0.00 0.00 CO2~CO C20~C40 CO2 0.58 0.03 0.00 最小 0.00 0.00 12
0.00
平均 最大 2 4＃ 最小 平均 最大 8＃ 最小 平均 最大 10＃ 最小 平均 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 4.25 24.91 3.02 13.24 21.73 0.92 11.33 24.44 0.40 12.41 95.75 96.98 75.09 86.76 99.08 78.27 92.07 95.59 95.59 95.59 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.25 1.74 0.05 1.08 0.27 0.03 0.18 1.06 0.06 0.56 2、煤层自燃
井田内共采取煤的自燃倾向性样品共计108个，其中：普、详查采取9个、本次勘探采取99个。
井田内的煤以长焰煤为主、不粘煤次之，变质程度低、挥发分高，特别是惰质组分高达60%左右，易吸氧氧化，着火点降低引起煤的自燃。
根据所测原煤样燃点（T1）与氧化氧燃点(T2)之差ΔT，结合煤质特点，综合确定各煤层的自燃倾向性。井田内的煤层均属易自燃煤。因此，在以后的开采和储运中应采取科学的阻燃措施。
3、煤尘爆炸
井田内共采取煤尘爆炸性测试样82个，其中：普、详查阶段采取3个，本次采取79个，对各主要煤层进行了煤尘爆炸性试验。
试验结果表明：煤层的火焰长度大部分大于400mm，岩粉用量在45～95%之间，均属有爆炸性危险的煤层。
煤尘爆炸性指数及评定：
Vda
煤尘爆炸性指数=
Vdaf+ FCd
4、矿井地温
井田在普、详查阶段就发现为地温异常区，并有一、二级热害区存在。因此，需要进一步研究井田内的地温状况，揭示地温的分布规律，分析
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引起地温异常的地质因素，为矿井的开发建设提供必要的地热资料。本次勘探未布置地表恒温带长期观测孔；测温钻孔的布置，均选择在勘探线上不同的构造部位和煤层的深部，力求避开开采影响范围，并能连成剖面。
本次勘探共对40个钻孔进行了测温工作，其中：简易测温钻孔38个，近似稳态测温钻孔2个（Q502、Q704）；普查阶段简易测温孔18个；详查阶段简易测温孔8个，近似稳态测温孔1个(407)，全区共计有66个测温钻孔。
在施测的40个钻孔中，部分钻孔的简易测温由于孔深较浅，受泥浆温度影响很大，特别是Q206、Q401、Q505号钻孔所测得温度成果不正常，未予采用。简易测温和近稳态测温都采用点测法进行测量，测量过程完全按照《煤田地球物理测井规范》（DZ/T 0080-93）中7.12.13条款的要求进行测量，精度符合地质设计要求。
1.3.7 储量
本井田内共见煤层13层，参加资源/储量估算的煤层为2，3，8，10号煤层。本区各可采煤层的煤类主要为长焰煤、不粘煤煤（炼焦配煤），地层倾角小于16°
本次资源/储量估算范围平面上是以勘查许可证范围内各可采煤层的赋存范围。垂向上最高标高为1075m，最低标高为225m。
矿井地质资源量汇总表，见表1-6。
表1-6 矿井地质资源量汇总表
开采水平 煤层 2 3 Ⅰ 8 10 合计 2 Ⅱ 3 8 10 ＃＃＃＃＃＃＃＃矿井地质资源量（Mt） (331) 15.41 10.27 12.84 12.84 11.56 7.70 9.63 9.63 (332) 7.70 5.14 6.42 6.42 5.77 3.86 4.81 4.81 (333) 2.05 1.37 1.71 1.71 6.84 1.54 1.03 1.28 1.28 331331+332 （%） （%） 331+332+333小计 331+332+33360 60 60 60 60 60 60 60 60 90 90 90 90 90 90 90 90 90 25.16 16.78 20.97 20.97 83.88 18.87 12.59 15.72 15.72 51.36 25.68 14
合计 2 3 III 8 10 合计 总计 ＃＃＃＃38.52 19.25 11.56 7.70 9.63 9.63 5.77 3.86 4.81 4.81 5.13 1.54 1.03 1.28 1.28 5.13 62.90 18.87 12.59 15.72 15.72 62.90 209.68 60 60 60 60 60 60 60 90 90 90 90 90 90 90 38.52 19.25 128.40 64.18 17.10 1.4 井田勘查程度及开采条件评价
1.4.1 地质勘探程度
清水营井田勘探是由宁夏煤业集团有限责任公司投资，委托宁夏煤田地质局施工的。井田勘探自2003年9月开始野外施工，2005年8月提交勘探地质报告，历时24个月。
本次勘探工作是在充分利用以往勘探成果的基础上，采用地震、钻探、地球物理测井、地质及水文地质填图、采样测试、抽水试验以及地表水、地下水动态长期观测等多种手段进行的综合勘探。充分发挥了各种手段的优势，利用三维地震勘探和二维地震勘探查明了井田的构造形态，控制了二煤露头，解释了二煤、八煤、十八煤及松散层的厚度变化趋势；利用钻探手段提高了对煤炭资源的控制程度、开采技术条件的查明程度及勘探精度，以合理的投入取得了最佳的地质效果。达到了《煤、泥炭地质勘查规范》（DZ/T 0215-2002）、《矿区水文地质工程地质勘探规范》（GB 12719-91）、《勘探设计》及勘探合同对勘探工作的各项要求，全面完成了各项地质任务，为矿井建设可行性研究和初步设计提供了可靠的地质依据。
1.4.2 地质勘探评价
①、查明了井田地层层序及各时代地层的岩性、产状。对含煤地层及煤层的沉积特征进行了详细分析研究；
②、控制了井田的基本构造形态，详细查明了先期开采地段内断层的发
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育情况和分布范围；
③、查明了井田煤层层位、层数、厚度、结构和可采范围，基本控制了主要可采煤层露头位置；
④、控制了先期开采地段范围内主要可采煤层25m的煤层底板等高线； ⑤、查明了可采煤层的煤质特征及其变化情况，确定了煤类。对煤质特征、工艺性能和煤的利用方向进行了评述；
⑥、估算了井田内各可采煤层探明的、控制的、推断的和预测的资源量。共获煤炭资源量（331+332+333）20973万吨。其中：
探明的内蕴经济资源量（331）：12840万吨，占331+332+333资源量的60%；
控制的内蕴经济资源量（332）：6421万吨，占331+332+333资源量的30%；
推断的内蕴经济资源量（333）：1712万吨，占331+332+333资源量的10%；
探明的（331）和控制的（332）占331+332+333资源量的90%。
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第2章 矿井资源/储量、设计生产能力及服务年限
2.1 井田境界及资源/储量
2.1.1 井田境界
本矿南邻南山煤矿，北和东邻益新煤炭有限责任公司，西邻原兴山煤矿六井区。
井田南北走向平均长3.5km，东西倾向平均宽4km，面积为14km2，经黑龙江省鹤岗市国土资源局核实，黑龙江省国土资源厅《划定矿区范围名单》审批号（黑国土矿划[2005]127号）的意见，井田范围由8个国家拐点坐标圈定，详见表2-1井田范围拐点坐标表。
表2-1 矿井境界拐点坐标表
拐点 1 2 3 4 坐标 X 426090 430810 430680 430655 开采上限+1075m Y 5024900 5024855 5021415 5021195 拐点 5 6 7 8 坐标 X 426300 426185 426075 430675 开采下限+225m Y 5021240 5021630 5024505 5024465 2.1.2 资源储量
1、矿井地质资源量
探矿权登记范围内共查明各煤层地质资源量为214.02Mt。其中探明的内蕴经济资源量(331)128.40Mt，占煤层资源量的60%；控制的内蕴经济资源量(332) 64.21Mt，占煤层资源量的30%；推断的内蕴经济资源量(333)17.12Mt，占煤层资源量的10%。详见表1-6。
2、矿井工业资源/储量
矿井工业资源/储量=lllb+122b+2M11 +2M22 +333k
=89.88+38.52+44.95+19.27+17.12 =209.73Mt
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矿井工业资源/储量为209.73Mt，即矿井地质资源量扣除333折减量。（考虑到该矿井构造程度属于中等、煤层较稳定，故可信度系数k取0.8。）矿井工业资源/储量计算见表2-2。
表2-2 矿井工业资源/储量表
开采水平 2 3 Ⅰ 8 10 2 3 Ⅱ 8 10 2 3 III 8 10 ＃＃＃＃＃＃＃＃＃＃＃＃矿井地煤层 质资源推断的资源矿井工探明的资源量（Mt）（331） 控制的资源量（Mt）（332） 量（Mt）业资源/（333） 111b 2M11 小计 2S11 122b 2M22 小计 储量2S22 k值 333k （Mt） 量（Mt） 32.11 13.49 5.78 19.27 0.00 6.74 2.89 9.63 0.00 0.80 2.57 31.47 21.41 8.99 3.85 12.85 0.00 4.50 1.93 6.42 0.00 0.80 1.71 20.98 26.75 11.24 4.82 16.05 0.00 5.62 2.41 8.03 0.00 0.80 2.14 26.22 26.75 11.24 4.82 16.05 0.00 5.62 2.41 8.03 0.00 0.80 2.14 26.22 16.05 6.74 2.89 9.63 0.00 3.37 1.44 4.82 0.00 0.80 1.28 15.73 10.71 4.50 1.93 6.43 0.00 2.25 0.96 3.21 0.00 0.80 0.86 10.50 13.37 5.62 2.41 8.02 0.00 2.81 1.20 4.01 0.00 0.80 1.07 13.10 13.37 5.62 2.41 8.02 0.00 2.81 1.20 4.01 0.00 0.80 1.07 13.10 16.05 6.74 2.89 9.63 0.00 3.37 1.44 4.82 0.00 0.80 1.28 15.73 10.71 4.50 1.93 6.43 0.00 2.25 0.96 3.21 0.00 0.80 0.86 10.50 13.37 5.62 2.41 8.02 0.00 2.81 1.20 4.01 0.00 0.80 1.07 13.10 13.37 5.62 2.41 8.02 0.00 2.81 1.20 4.01 0.00 0.80 1.07 13.10 合计 107.02 44.95 19.26 64.21 0.00 22.47 9.63 32.11 0.00 0.80 8.56 104.88 合计 53.50 22.47 9.63 32.10 0.00 11.24 4.82 16.05 0.00 0.80 4.28 52.43 合计 53.50 22.47 9.63 32.10 0.00 11.24 4.82 16.05 0.00 0.80 4.28 52.43 全矿井 214.02 89.88 38.52 128.4 0 44.95 19.27 64.21 0.00 0.80 17.12 209.73 总计 3、矿井设计资源/储量 矿井设计资源/储量=矿井工业资源/储量-断层煤柱-防水煤柱-井田境界煤柱-地面建（构）筑物煤柱-其他煤柱
经计算矿井永久煤柱损失量总计为13.15Mt，矿井设计资源/储量为196.58Mt。矿井设计资源/储量计算见表2-3。
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表2-3 矿井设计资源/储量表
开采水平 煤层 2＃ 3＃ Ⅰ 8＃ 10＃ 合计 2＃ 3＃ Ⅱ 8＃ 10＃ 合计 2＃ 3＃ III 8＃ 10＃ 合计 全矿井总计 矿井工业资源/储量（Mt） 31.47 20.98 26.22 26.22 104.88 15.73 10.5 13.1 13.1 52.43 15.73 10.5 13.1 13.1 52.43 209.73 永久煤柱煤量（Mt） 断层 0.28 0.19 0.23 0.23 0.93 0.21 0.14 0.18 0.18 0.71 0.21 0.14 0.18 0.18 0.71 2.35 防水 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 井田境界 1.3 0.86 1.08 1.08 4.32 0.97 0.65 0.81 0.81 3.24 0.97 0.65 0.81 0.81 3.24 10.8 地面 其他 建筑物 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 合计 1.58 1.05 1.31 1.31 5.25 1.18 0.79 0.99 0.99 3.95 1.18 0.79 0.99 0.99 3.95 13.15 矿井设计 资源/储量（Mt） 29.89 19.93 24.91 24.91 99.63 14.55 9.71 12.11 12.11 48.48 14.55 9.71 12.11 12.11 48.48 196.58 4、矿井设计可采储量
矿井设计可采储量=（矿井设计资源/储量-工业场地保护煤柱-井筒保护煤柱-主要巷道煤柱）×采区采出率。
采区采出率：按《煤炭工业矿井设计规范》GB 50215-2015规定取值。 经计算，全矿井设计可采储量为145.74 Mt，矿井设计可采储量计算见表2-4。
表2-4 矿井设计可采储量表
开采煤层 水平 矿井设计 资源/储量（Mt） 保护煤柱煤量（Mt） 工业 主要井筒 小计 场地 巷道 采区采出率 开采损失 矿井设计 可采储量（Mt） 19
2＃ 3＃ Ⅰ 8＃ 10＃ 合计 2＃ 3＃ Ⅱ 8＃ 10＃ 合计 2＃ 3＃ III 8＃ 10＃ 合计 全矿井总计 29.89 19.93 24.91 24.91 99.63 14.55 9.71 12.11 12.11 48.48 14.55 9.71 12.11 12.11 48.48 196.58 3.72 2.48 3.1 3.1 12.4 0.31 0.2 0.27 0.27 0.63 0.31 0.2 0.27 0.27 1.05 14.4 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0
0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 3.72 2.48 3.1 3.1 12.4 0.31 0.2 0.27 0.27 1.05 0.31 0.2 0.27 0.27 1.05 14.4 0.8 0.8 0.8 0.8 0.8 0.8 0.8 0.8 0.8 0.8 0.8 0.8 0.8 0.8 0.8 0.8 5.23 3.49 4.36 4.36 17.45 2.85 1.90 2.37 2.37 9.49 2.85 1.90 2.37 2.37 9.49 36.44 20.94 13.96 17.45 17.45 69.78 11.39 7.61 9.47 9.47 37.94 11.39 7.61 9.47 9.47 37.94 145.74 5、安全煤柱
（1）根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》和《煤炭工业矿井设计规范》，工业场地按II级保护，场地周围围护带宽度取15m，各煤层暂按表土层移动角φ=45°，岩层移动角δ=γ=70°。计算保护煤柱范围。
（2）井田境界煤柱宽度取50m，采区边界煤柱两侧各留10m，大巷煤柱宽度一侧取50m。
（3）断层煤柱宽度按10m留设。
2.2 矿井设计生产能力及服务年限
2.2.1 矿井工作制度
根据《煤炭工业矿井设计规范》规定： 1、矿井年工作日按330d计算。
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2、地面采用“三八”制，每天3班作业，其中2班生产、1班检修。井下（包括与井下关联的部分地面工种）采用“四六”制，每天4班作业，其中3班生产、1班检修。
3、每日净提升时间16h。
2.2.2 矿井设计生产能力
矿井设计生产能力应根据查明资源/储量、地质构造、外部建设条件、矿区总体规划、目标市场需求、开采技术条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。
本设计根据矿井设计生产能力的影响因素，结合国内外高产高效矿井生产管理现状和开采技术条件的发展，本设计对矿井设计生产能力提出如下三个方案，并从四个方面进行方案比较优选，由于是教学初步设计，暂不考虑外部建设条件、矿区总体规划、目标市场需求、经济效益等因素。
方案一：1.2Mt/a； 方案二：1.5Mt/a； 方案三：1.8Mt/a； 1、资源/储量
资源量是决定矿井生产能力的基础，井田范围内地质资源储量214.02Mt，矿井设计可采储量 145.74Mt。
矿井设计服务年限计算公式
ZkTAK
式中 T——矿井设计服务年限，a；
Zk——矿井设计可采储量，Mt； A——矿井设计生产能力，Mt/a；
K——矿井储量备用系数，K=1.3~1.5，根据本设计矿井情况，备用
系数K=1.4。
方案一：T=Z/(A×K) =145.74/(1.2×1.4)=87a 方案二：T=Z/(A×K) =145.74/(1.5×1.4)=70a 方案三：T=Z/(A×K) =145.74/(1.8×1.4) =58a
该矿井设计生产能力为1.2 Mt/a、1.5 Mt/a、1.8Mt/a时，矿井设计服务年限均满足《煤炭工业矿井设计规范》的要求。从及时开发已探明资源/储量的角度出发，根据矿井资源/储量方案二合理。
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2、地质构造、开采技术条件、煤层及采煤工作面生产能力
从井田地质条件、煤层赋存条件、水文地质条件、开采技术条件、煤种煤质、煤层及采煤工作面生产能力等方面分析，本矿井建设规模以不超过 1.2Mt/a 为宜。（注：这条主要是根据这些影响因素分析本矿井的最大生产能力）
3、技术装备条件
根据矿井资源条件和设备供应条件，合理选择和采购先进的技术装备来分析本矿井能达到的最大生产能力。
综上所述，本矿储量丰富，受煤层开采条件、当前装备技术水平限制，设计认为矿井初期生产能力 1.5Mt/a 合理，容易实现设计产量。
2.2.3 矿井设计服务年限
矿井设计服务年限按下式计算：
ZkAK
按《煤炭工业矿井设计规范》要求并根据本矿井实际储量备用系数取 1.4。
根据表2-4计算的可采储量和确定的矿井设计生产能力，计算的服务年限为：
T=145.74/（1.5×1.4） =70（a）。
同理，可计算一水平服务年限。 一水平服务年限=69.78/（1.5×1.4）
=33（a）。
一水平服务年限符合《煤炭工业矿井设计规范》的要求。
T22
第3章 井田开拓
3.1 开拓方式及井口位置
3.1.1 井口位置及工业场地选择的原则和主要因素
1、井口位置及工业场地选择的原则
合理的井筒位置的选择对于井下开拓部署、地面设施布局及运输路线布置有着决定性的影响；不仅能减少初期井巷工程量，缩短建井工期，节约投资，而且对矿井迅速达产和正常接替，提高矿井技术经济效益起极其重要作用。
选择井筒位置时主要考虑以下原则： (1）有利于井下合理开采
当井田形状比较规则而储量分布均匀时，井筒沿井田走向的有利位置应在井田的中央；当井田储量分布不均匀时，井筒应布置在井田储量的中央，以形成两翼储量比较均衡的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网络较短，通风阻力小[5]。应尽量避免井筒偏于一侧，造成单翼开采的不利局面[5]。
(2）有利于矿井初期开采
选择井筒位置要与选择初期开采区密切结合起来，尽可能使井筒靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道工程量，节省投资和缩短建井期[5]
。
(3）尽量不压煤或少压煤
确定井筒位置，要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱，做到不压煤或少压煤。为了保证矿井投产后的可靠性，在确定井筒位置时，要使地面工业场地尽量不压首采区煤层[5]。
(4）有利于掘进与维护
①为使井筒的开掘和使用安全可靠，减少其掘进的困难及便于维护，应使井筒通过的岩层及表土层具有较好的水文、围岩和地质条件[5]。
②为加快掘进的速度，减少掘进费用，井筒应尽可能不通过或少通过流沙层、较厚的冲积层及较大的含水层[5]。
③为便于井筒的掘进和维护，井筒不应设在受地质破坏比较剧烈的地带及受采动影响的地区[5]。
23
④井筒位置还应使井底车场有较好的围岩条件，便于大容积硐室的掘进和维护。
(5）便于布置地面工业场地
井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路专用线[5]。为了便于地面系统之间互相联接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，专用线短，工程量小及有良好的技术条件，应尽量避免穿过村镇居民区、文物古迹保护区、陷落区或采空冒落区、洪水侵入区；要尽量少占农田、果园经济作物区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程[5]。为考虑长期运输的行车安全和管理，要尽量避免与公路或其他农用道路相交，力求使接轨点位于编组站配线一侧[5]。
另外，井口标高应高于历年的最高洪水位；还要考虑风向的影响，防止污染。总之，选择井筒位置要统筹井田全局，兼顾前期和后期、地下与地面等各方面因素。不仅要考虑有利于第一水平，还应兼顾其他水平，适当考虑井筒延伸的影响。
2、影响矿井开拓和井口位置选择的主要因素 （1）地形及地质构造
井田内地形为低山丘陵，西高东低，南高北低，间有植被。 （2）矿井开发现状
（3）煤层开采技术条件影响分析 3、井田开拓主要技术原则
井田开拓所要解决的问题是，在一定的矿山地质和开采技术条件下，根据矿区总体设计的原则规定，在设计时应该正确解决下列问题：
（1） 确定井筒的形式、数目及其配置，合理选择井筒及工业场地的位
置；
（2） 布置大巷及井底车场；
（3） 合理地确定开采水平的数目和位置；
（4） 确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；
3.1.2 矿井开拓方案的选择 3.1.2.1 井硐形式和井口位置
1、井硐形式方案比较
24
井筒形式可以分为立井开拓、斜井开拓、平硐开拓和综合开拓。根据井田的地表及煤层赋存等实际情况，平硐开拓方式不可行。依据井田所处的地形、其内部地质构造、煤层赋存情况等因素，提出三种井筒开拓方案，具体情况如下：
方案 I ——双斜井开拓 方案 II ——双立井开拓
方案III ——双立井开拓斜井延伸
以上三种井筒开拓方案技术比较如表3-1：
表3-1 方案比较表
双斜井开拓 双立井开拓斜井延伸 双立井开拓 1.井筒掘进技术和施1.立井的井筒短，提升工设备比较简单，掘速度快，提升能力大，进速度快，地面工业对辅助提升特别有利[5]建筑，井筒装备，井． 1.主副井采用立井底车场及硐室都比投2.机械化程度高，易于开拓，井筒容易维护，资少[5]。 自动控制[5]． 有效断面大，有利于通2.井筒装备和地面建3.井筒为圆形断机结[5]风，提升速度快。 优筑物少，不用大型提构合理，维护费用低，2.兼有斜井和立井点 升设备，钢材消耗量有效断面大通风条件的优点，延伸采用斜井小[5]。 好，管线短，人员升降延伸，井筒施工简单，3.胶采输送机提升增速度快[5]． 掘进速度快，费用低． 产潜力大，改扩建比 较方便，容易实现多水平生产，并能减少井下石门长度[5]。 1.在自然条件相同如果井口相近，则井1.多水平开拓，立时，斜井要比立井长底相距较远，井底车场井石门长度大，掘进工缺得多[5]。 布置，井下的联系就不程量大，掘进费用高； 点 2.围岩不稳固时，斜太方便，如井底相近，2.需要大型的提升井井筒维护费用高，由井口相距较远，地面设备； 采用绞车提升时，提工业建筑物就比较分3.初期投资大，建25
升速度低，动力消耗散，生产调度及联系不井期限稍长。 大，提升费用高，当方便，占地面积大，相 井田斜长较大时，采应地增加了煤柱损失． 用多段绞车提升，转载环节多，系统复杂，更要多占用设备和人力[5]。 3.沿井筒敷设管路，电缆所需的管线长度较大。对瓦斯涌出量大的大型矿井，斜井井筒断面小，通风阻力过大，可能满足不了通风的要求，不得不另开专用进风或回风的立井并兼做辅助提升[5]. 煤层赋存深度200－煤层赋存深度为2001000m，含水砂层厚度－500m，含水砂层厚受地质及水文条件限20－400m,立井开拓的度小于20－40m，表适制，向下延深原井筒不适应性很强，一般不受土层不厚，水文地质用安全;原有提升设备不能煤层倾角，厚度，瓦斯，情况简单的煤层．井条满足新水平需要；延深水文等自然条件限筒不需要特殊方法施件 原有井筒在技术经济上制．技术上也比较可工的缓倾斜及倾斜煤[5]部合理。 靠．当地质条件不利于[5]层。 平硐或斜井开拓时均 采用立井开拓方式[5]． 26
根据设计井田的地表状根据井田的地表情况，况，煤层赋存及工业广地质构造，煤层赋存等场的布置等实际情况，因素，采用双立井开拓如用综合开拓不利于地方案可行．本矿井田的面工业广场的布置，也地表，地质构造，煤层技不利于井底车场的布赋存等因素，适合采用术置，井下的联系和生产双立井开拓，故此方案评调度较为繁琐，故该方在技术上可行[5]． 价 案在技术不合理，不适合本设计矿井．所以本井田不利于用综合开拓[5]. 根据上述井硐开拓方案的技术比较，确定双立井开拓暗斜井延深方案在技术上可行。
2、井口位置方案比较
对矿井井筒位置有以下的要求：
1.井筒沿走向的有利位置应在井田的中央。井下开拓部署、地面设施布局及运输线路合理，在此开成两翼储量比较均衡的双翼井田，应尽量避免井筒偏于一侧，造成单翼开采的不利局面；
2.井筒沿煤层倾向的位置，应使总的石门工程量小，初期工程量及投资小，建井期短，且煤柱损失小。井筒避开滑坡地段。
由于在倾斜方向还不能确定，于是提出三种沿井田倾斜方向的井筒位置方案：
方案一：井筒位于井田深部 方案二：井筒位于井田中部 方案三：井筒位于井田浅部 经过简单的技术比较后认为：
①井筒位于井田深部，煤柱尺寸最大，压煤量最大，且初期工程量大，石门也较长，但对于开采井田深部煤层及井通延伸有利；
②井筒位于井田中部时，煤柱尺寸稍大，但石门长度较短，且沿石门的运输工程量也小；
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本井田赋存深度不深，根据井田的地质构造和煤层的赋存情况分析宜采用双斜井开拓． ③井筒位于井田浅部，煤柱尺寸最小，压煤最少，但石门最长；
由于国家铁路斜穿井田东部，故为便于地面运输及工业广场布置，主井井筒位置布置方案可以选择在井田中部附近。经后面方案比较确定主副井筒位置在井田走向储量中央。
3.1.2.2 水平划分与标高确定
1、水平划分
根据井田地质条件和矿井设计规范，于是提出三种方案： 方案一：二水平上山开采 方案二：二水平上下山开采 方案三：三水平上山开采
表3-1 阶段划分比较表
阶段划 阶段斜水平垂水平可采储量 （Mt） 68.3391 63.7831 36.4475 36.4475 服务年限（a） 区段数水平 采区 37.97 12.66+1 35.43 11.81+1 20.25 6.75+1 20.25 6.75+1 目 （个） 5 4 3 3 区段斜长 区段采出煤量 （个） 300 350 267 267 /Mt 62.1133 62.6576 62.0249 62.0249 分数目 长（m） 高（m） 2 3 1500 1200 900 900 413 400 225 225 在采出煤量计算中，把备用储量的一半划为地质损失，另一半划为增产储量；说明 把增产储量合并计入开采水平实际采出的煤量中。 采区服务年限按设计平均服务年限加上一年的产量递增、递减期计算。 表3-2 水平划分比较表
方案 水平 阶段划序号 分数目 阶段 斜长 /m 1500 1500 A 1 2 1 1 水平 水平 垂标高 高 /m /m 413 675 413 225 28
可采 储量 /万t 服务 年限 /a 优缺点 68.34 37.97系统简单，68.34 37.97 满足年限
B C 1 2 1 2 3 2 1 1 1 1 1500 1500 1200 900 900 413 413 400225 225 675 225 675 450 225 68.34 68.34 52.91 39.69 39.69 37.97系统复杂 37.97 29.38 满足一水平22.04 服务年限 22.04
2、水平标高
两水平：一水平标高675，二水平标高225
三水平：一水平标高675，二水平标高450，三水平标高225
经过方案比选，本矿井为缓倾斜煤层矿井，大型缓倾斜矿井水平垂高为200m～400m ，对比本井田的煤层赋存条件，地质构造等因素，并经过合理的水平划分方案的技术分析和经济评价后，该设计矿井设计三个水平，在675m水平标高处设置一水平,阶段垂高400m，450m水平标高处划分一个水平，阶段垂高225m，225m水平标高处划分一个水平，阶段垂高225m，在675m和450m水平标高上布置水平开拓巷道，井底车场及各类硐室。井田范围内各煤层以675m开采水平为界，采用上山开采。
3.1.2.3 大巷布置
1、大巷布置方式
根据煤层的数目和间距，并依据矿井设计技术可行角度及生产能力要求，提出以下三种大巷布置方式： 方案一：集中运输大巷布置 优点：
1.大巷工程量少
2.生产区域比较集中，运输条件好
3,采区巷道集中联合布置，开采程序比较灵活，开采强度大，大巷维护容易 缺点：
1.总的石门长度大
2.初期工程量大，建井时间长，有反向运输 适应条件： 1.煤层间距小
2.井田走向长度大，服务年限长
下部煤层底版有坚硬有岩层，采区尺寸大，石门长度短
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方案二：分组集中运输大巷布置 优点：
1.总的巷道工程量较少 2.生产比较集中
3.采区巷道分组联合布置，大巷容易维护，运输条件 缺点：
1．石门长度较长 2．掘进工程量大 适应条件：
1.可采煤层数目多，间距大小不同
2.采区巷道为分组联合布置，煤层分组间距大
3.井底车场在煤层群上部或中间时，初期工程少，工期大 方案三：分煤层大巷 适应条件：
1.煤层数不多，层间距大，石门长； 2.井田走向长度短，服务年限不长；
3.井底车场或平硐在煤层顶板；
4.煤质牌号不同，要求分采，分运； 5.产量，风量均大，需要疏解； 6.各煤层底板．均有坚硬岩层；
经过分析比较并结合煤层条件，可知本矿井共有2#、3#、8#、10#四层煤，即煤层 2#、3#煤层间距较小，8#、10#煤层间距较小，而3#煤层距离8#煤层较大，故而不适用分煤层开采，也不适用集中大巷布置，本井田采用分组集中大巷布置。
2、大巷数目
二条运输大巷、一条回风大巷。2#、3#号煤层布置一条大巷，8#、10#号煤层布置一条大巷，采用分组集中大巷方案。
根据三种方案的比较， 3、大巷层位
大巷布置形式主要有煤层大巷、岩石大巷两种。
煤层大巷：顶底板稳定的情况下，煤层起伏断层褶皱少的情况下，没有煤与瓦斯突出情况，无严重自然发火情况
岩层大巷：维护条件好，可以不留煤柱，受地质条件影响较小。但是贵
30
而且慢。
根据地质条件采用岩层大巷进行布置，因为煤层易自然发火。
3.1.2.4 矿井开拓方案确定
根据井田地形地貌、煤层赋存条件等实际情况，提出三个开拓方案。
方案一：双斜井开拓 方案二：双立井开拓
方案三：主斜井副立井开拓
经过技术比较可知，方案三不适合本矿井设计，双斜井开拓和双立井开拓在技术上都是可行的，因此要进行详细的经济技术比较。
方案一:立井两水平直接延深
方案二:立井两水平加暗斜井延深 方案三:立井三水平直接延深
方案四:立井三水平加暗斜井延深 开拓方案比较示意图见图3-3。
方案一
方案二
31
方案三
方案四
图3-1 开拓方案比较示意图
表3-3 方案3和方案4粗略估算费用 单位：万元
项目 立井开凿 基 建 费 井底车场 小计 立井提升 366.0 1.2×7288.50×0.85×0.85=6319.12 石门运输 生 产 费 立井排水 200×24×365×37.97×0.1525×10-4=1014.48 排水（斜、立井） 200×24×365×37.97×（0.063+0.127）×1.2×7288.50×1.2×0.381 =3988.26 立井提升 石门开凿 方案1 2×440×3000×10-4=264.0 1400×800×10-4=112.0 1000×900×10-4=90.0 上、下斜井车场 小计 暗斜井提升 342.0 1.2×7288.50×0.74×0.48=3106.66 1.2×7288.50×0.625×0.92 =5027.06 主暗斜井开凿 副暗斜井开凿 方案2 1480×1050×10-4=155.40 1000×1150×10-4=115.0 （300+500）×900×10-4=72.0 10-4=1263.95 小计 总计 费用 11321.86 14981.86 小计 费用 9397.65 9839.65 32
百分率 100% 百分率 104.70%
表3-3 方案3和方案4粗略估算费用 单位：万元
项目 立井开凿 基 建 费 井底车场 小计 立井提升 318.0 1.2×3644.25×0.85×0.85=3159.56 生 产 费 立井排水 石门运输 1.2×3644.25×1.2×0.381 =1994.13 200×24×365×20.25×0.1525×10-4=541.04 小计 总计 费用 百分率 5694.73 6012.73 100% 小计 费用 百分率 立井提升 石门开凿 方案3 2×220×3000×10-4=132.0 1200×800×10-4=96.0 1000×900×10-4=90.0 上、下斜井车场 小计 暗斜井提升 247.75 1.2×3644.25×0.74×0.48=1553.33 1.2×3644.25×0.625×0.92 =2514.53 排水（斜、立井） 200×24×365×20.25×（0.063+0.127）×10-4=674.08 4741.97 4989.72 105.22% 主暗斜井开凿 副暗斜井开凿 方案4 740×1050×10-4=77.70 850×1150×10-4=97.75 （300+500）×900×10-4=72.0
表3-5 建井工程量
项目 主井井筒/m 副井井筒/m 初期 井底车场/m 主石门/m 运输大巷/m 后期 主井井筒/m 33
方案1 440+20 440+5 1000 0 1500 400 方案3 220+20 220+5 1000 1200 1500 440 副井井筒/m 井底车场/m 主石门/m 运输大巷/m
400 1000 0 2000+1500 440 2×1000 0+1200 2000+1500 表3-6 生产经营工程量
项目 运输提升 /104t·km 工程量 方案1 项目 运输提升 /104t·km 工程量 方案3 一区段 2×1.2×1267.98×4×0.3=3651.78 采区 二区段 2×1.2×1267.98×3×0.3=2738.83 上山 三区段 2×1.2×1267.98×2×0.3=1825.89 运输 四区段 2×1.2×1267.98×1×0.3=912.94 — — 一区段 1.2×1322.88×3×0.3=1428.71 一水平 二区段 1.2×1322.88×2×0.3=952.47 三区段 1.2×1322.88×1×0.3=476.27 二、三 一区段 1.2×1322.88×2×0.3=952.47 水平 二区段 1.2×1322.88×1×0.3=476.27 1.2×5291.40×4.4=27938.59 大巷 一水平 1.2×6833.91×4.40=36083.04 及石 二水平 门运 输 — — 1.2×6833.9×4.10=33622.78 一水平 二水平 三水平 一水平 二水平 三水平 一水平 二水平 三水平 1.2×3968.55×3.0=14286.78 1.2×3968.55×3.0=14286.78 1.2×5291.40×0.4=2539.87 1.2×3968.55×0.625=2976.41 1.2×3968.55×0.85=4047.92 200×24×365×29.38×10-4=5147.38 200×24×365×22.04×10-4=3861.41 200×24×365×22.04×10-4=3861.41 一水平 1.2×6833.91×0.4=3280.27 立井 二水平 1.2×6833.91×0.85=6970.59 提升 — 排水/104m3 — 一水平 200×24×365×37.97×10-4=6652.34 二水平 200×24×365×37.97×10-4=6652.34 — — 维护采区上山 1.2×2×6×2×1500×13.66×10-4 /104 a·m =59.01 维护采区上山 1.2×6×2×1200×10.29×10-4=17.78 /104 a·m 1.2×2×6×2×900×8.35×10-4=21.64
表3-7 基建费 方案1 项目 初主井井筒 工程量（m） 460 单价 3000 34
方案3 费用 138.0 工程量（m） 460 单价 3000 费用 138.0 （元/m） （万元） （元/m） （万元） 期 副井井筒 井底车场 主石门 运输大巷 小计 主井井筒 副井井筒 445 1000 0 1500 410 410 1000 1200 3500 3000 900 800 800 3000 3000 900 800 800 1193.5
133.5 90.0 0.0 120 481.5 123.0 123.0 90.0 96.0 280 712 445 1000 1200 1500 410 410 2000 1200 5000 3000 900 800 800 3000 3000 900 800 800 1499.5 133.5 90.0 96.0 120 577.5 123.0 123.0 180.0 96.0 400 922 后期 井底车场 主石门 运输大巷 小计 共计 表3-8 生产经营费
方案1 项目 工程量 单价 费用 工程量 方案3 单价 费用 （万元） 955.81 723.88 397.21 725.78 397.69 3200.36 10756.36 5600.42 5443.26 21800.04 3428.82 2976.41 3440.73 （104t·km） （元/(t·km)）（万元） （104t·km） （元/(t·km)） 一区段 二区段 采区上运 山 输 提 升 大巷费 及石门 立井 小计 一水平 二水平 三水平 小计 一水平 二水平 三水平 三区段 四区段 一区段 二区段 3651.78 2738.83 1825.89 912.94 — — 0.508 0.652 0.759 0.832 — — 1855.10 1785.72 1385.85 759.57 — — 1428.71 952.47 476.27 952.47 476.27 27938.59 14286.78 14286.78 2539.87 2976.41 4047.92 0.669 0.760 0.834 0.762 0.835 0.385 0.392 0.381 1.35 1.00 0.85 36083.04 33622.78 3280.27 6970.59 — 0.392 0.381 1.32 0.85 — 5786.24 14114.55 12810.28 26924.83 4329.96 5925.00 — 35
小计 运提费合计 一水平 排水费 二水平 三水平 小计 采区上山维护费 合计 104m3 6652.34 6652.34 100.42/104 m ·a 元/m3 0.0839 0.1525 35 /元（m· a）-1 10254.96 42966.03 826.69 1502.62 2329.31 715.05 46010.39 104m3 5147.38 3861.41 3861.41 60.24/104 m ·a 元/m3 0.0732 0.1129 0.1525 35 /元（m ·a）-1 9845.96 40939.31 613.56 639.27 863.5 2116.33 514.85 43570.49
表3-9 费用汇总
项目 初期建井费 基建工程费 后期建井费 小计 生产经营费 总费用 方案1 费用/万元 481.5 712 1193.5 46010.39 47203.89 百分率% 100% 100% 100% 108.23% 106.13% 方案3 费用/万元 577.5 922 1499.5 43570.49 45069.99 百分率% 100.23% 138.97% 129.68% 100% 100%
3.2 开拓部署
3.2.1 井筒形式和数目
根据井田的地形地势，地质构造，煤层赋存等因素，经过详细的技术分析和
经济比较，本矿井采用立井两水平加暗斜井开拓。
3.2.2 井筒位置及坐标
根据本井田的实际情况其井筒坐标为： 主井：X=428650 Y=5023280 副井：X=428749
36
Y=5023311 风井：X=426675 Y=5024725
3.2.3 水平划分及标高
基于应尽可能加大一个水平的资源储量和服务年限，使之高产高效集中化生产，尽可能减少水平的设置等原则，同时根据本井田的煤层赋存条件，地质构造等因素，该设计矿井在675m水平标高处划分一个水平，阶段垂高400m，阶段斜长为1200m，在675m水平标高上布置水平开拓巷道，第二水平标高为450m，阶段斜长为900m，在450m水平标高上布置水平开拓巷道。第三水平标高为225m，阶段斜长为900m，在225m水平标高上布置水平开拓巷道。第一，二，三水平均采用上山开采．
3.2.4 石门、大巷布置
根据设计矿井开拓巷道布置方案的技术分析和经济评价,确定设计矿井采用的开拓巷道布置方式为分组集中大巷及分区石门布置。
设计矿井中,大巷和石门服务年限较长,运输能力要求大,所以大巷和石门的断面和支护设计在本设计中基本相同。其内部设施也基本相同。该设计矿井大巷、石门断面的各项内容见表3-10，图3-2。
37
1200120016001800600436045606002180500 图3-2 运输大巷断面图
表3-10 运输大巷特征表
断面积巷道 形状 （m2） 设计掘进尺寸（mm） 喷射 厚度 （mm） 锚杆/mm 排列形式 方式 半圆14.4 拱形 19.8 3800 3700 100 钢筋砂浆 方形 80 180 18 14.4 距 间排锚杆长 直径 净周 长/m 净 掘 底宽 顶高 3.2.5 煤层开采顺序
本矿井共有四层煤，即：2#、3#、8#、10#煤层， 2#、3#煤层间距较小，
38
8#、10#煤层间距较小，因此可以采用联合开采，而3#煤层距离8#煤层较大，故分组开采。大巷布置在10#煤层的底板岩石中。而2#煤层布置一条大巷连接中部采区，其他则用石门连接。开采时采用下行式，因此先采2#煤层，其厚度达3m，可满足达产要求。
3.2.6 采区划分与接替
将井田划分成若干采区时，应考虑如下所述原则：
（1）根据《炭工业设计规范》采区宜双面布置，当受地质条件限制时或安全上有特殊要求时，可单面布置；
（2）如果井田走向长度不大，两翼均不超过1500m，可以不划分采区，直接从井田边界进行后退式回采．
（3）采区走向长度根据煤层地质条件，开采机械化水平，采区储量，生产能力与巷道维护等因素综合考虑．
（4）初步设计一般负责划分第一水平全部采区，故需要沿井田走向全长统一考虑，作到初后期统筹兼顾，不但要全井合理，更要有利于初期；
（5）采区划分要考虑采区接续关系，便其适应各翼储量及产量分配；
（6）要适应充填注砂井，回风井的既定位置，使分区充填，分区通风的联系巷道尽量缩短；
（7）采区划分既要有意识地缩短大巷，又要充分注意人为境界处延的可能性；
（8）对于煤层稳定，开采条件好，生产能力大的采区，走向长度要适当加大；
（9）为了充分发挥综合机械化效能，减少搬家次数，提高效率和回采率，减少采区煤柱损失，凡是厚度稳定，适合于综机开采的部分要单独划分出采区；
（10）开采多煤层的井田，应尽量联合布置采区，搞集中生产； （11）对于自然发火倾向强烈的煤层或围岩压力大，难于难护的矿井，采区尺寸要适当缩小；
（12）初期采区尺寸要适应目前输送机的实际长度及电压降的控制范围，后期采区尺寸可逐步加大根据该设计井田的地质构造及煤层赋存等因素；
39
根据采区划分的原则，并结合本设计矿井的实际情况，本设计矿井第一水平划分为三个采区，分别为中一采区、南一采区、北一采区。
采区划分示意图
序 号 1 2 3 可采储采区名称 量 (Mt) 主采煤层 2,3 8,10 8，10 煤层倾角 （°） 16 16 16 采区尺寸 走向长度 倾斜长度 （m） 2100 1500 1000 （m） 1825 1825 1825 面积 （㎡） 3832500 2737500 1825000 备 注 中一采区 南一采区 北一采区 25.31 22.36 20.31 表3-11 采区特征表
表3-12 采区接续表
序号 1 采区 名称 可采储25.31 22.36 20.31 生产能力1.5 1.5 1.5 服务年限（a） 12.06 11.12 10.36 5 接替顺序 10 15 20 25 30 35 量（Mt） （Mt/a） 中一采区 2 南一采区 3 北一采区 3.3 井筒
3.3.1 井筒净断面（或净直径）及布置
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1、井筒净断面（或净直径）选择的因素 2、井筒布置
井筒平面设计的依据和要求 1.设计依据
（1）提升容器的种类、数量、度火的外形尺寸； （2）井筒装备的类型和规格；
（3）桶子间的平面尺寸、管路及电缆的规格、数量和布置； （4）提升容器与井筒装备、井壁之间的安全间隙； （5）井筒通过的风量； 2.布置要求
（1）箕斗提升的井筒不应兼作风井；
（2）作为安全出口的立井井筒，当井深超过300米时，易每隔200米左右设置一个休息点；
（3）井筒平面内布置提升容器时，所允许的间隙不应过小； （4）井筒允许最大风速不超过下表的要求：
表 井筒允许最大风速
井筒名称 允许最大风速（m/s） 无提升设备的风井 15 专为升降物料的风井 12 升降人员和物料的风井 8 设梯子间的风井 8 修理井筒时 8
（5）合理利用井筒断面，力求做到紧凑、投资少、施工方便、生产安全可靠。
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主井井筒断面图
105040010001440500105000045080040080055305003840D716004500200016001250
副井井筒断面图
立井井筒装备包括：罐道、罐笼、罐道梁、梯子间、罐路、电缆、井口、
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井底金属支撑结构、托管梁、电缆支架、过巷装置等。
表3-13 井筒特征表
序号 1 2 3 4 5 井筒特征 井筒坐标（m） 经距（Y） 纬距（X） 井筒名称 主井 5023280 428650 1075 0 675 225 400 500 800 副井 502331 42874 1075 0 675 225 400 500 900 风井 5024725 426675 1075 0 675 225 400 500 900 井口标高（m） 井筒倾角（°） 提升方位角（°） 水平标高（m） 井筒深度或斜长（m） 第一水平 最终水平 第一水平 水平以下深度 井筒全深 6 3.3.2 井筒施工方法
1、井筒穿过地层情况
如下：
基岩段：细砂岩 砂砾岩
根据主副井围岩性质，并按《规程》规定，确定主副井筒支护方式如下： 主井井筒
表土段：混凝土砌碹 煤层段：料石砌碹 基岩段：锚喷支护 副井井筒
表土段：混凝土砌碹 煤层段：料石砌碹 基岩段：锚喷支护
井硐穿过岩层主要为细砂岩。
2、井筒施工方法
43
3.3.3 井壁结构
表土层150m，厚度不深，采用冻结法凿井壁。
3.3.4 井筒延深的初步意见
为了保证采区正常接续和均衡生产，本矿井将延伸原主副井，从675水平延伸至450水平。井筒延伸方案主要有以下两种： 方案一：直接延伸原有主副井； 优点：提升简单，费用低；
缺点：施工复杂，提升长度增加，提升能力下降； 方案二：暗斜井延伸
优点：系统简单，提升能力大；
缺点：提升、运输环节和设备；通风系统复杂。
通过上述两种方案比较，并参照井筒延伸原则及本井田煤层赋存特征，初步决定采用立井延伸方案。
3.4 井底车场及硐室
矿井为立井开拓，煤炭由箕斗运至地面；物料经副立井罐笼运至井底车场，在井底车场换装，由电机车运到采区。
根据矿井开拓方式，立井和大巷，通过对各种形式井底车场的适用条件及优缺点做简单比较后，本矿井采用梭式折返井底车场。
井底车场形式的确定应该根据井型大小、井田地质条件、大巷运输方式、地面布置、井田开拓方式及生产系统等因素来选择。该矿井井底车场形式的选择依据如下：
（1）矿井采用双立井开拓方式，两个开采水平，集中大巷布置；
（2）该矿井设计生产能力为2.40Mt/a，年工作日330d，实行四六工作制，每日净提升16小时；
（3）主要运输大巷采用14t架线式电机车牵引3.0t底卸式矿车，辅助运输采用1.5t固定式矿车；煤矸混合列车由30辆矿车组成，其中煤车14辆，矸石车16辆。
综合以上所述，结合设计要求，经分析比较后，该设计矿井拟选用3.0t底卸式矿车梭式折返式井底车场。
44
3.4.2 井底车场主要硐室
1、主井系统硐室
立井系统硐室由东西两面上仓皮带机头驱动硐室、井底煤仓、装载胶带巷、清理井底撒煤硐室及水泵房等组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽。箕斗装载硐室布置在坚硬稳定的岩层中，其它硐室的布置由线路布置决定。井底设置一个圆筒煤仓，煤仓底下设箕斗装载硐室[5]。
2、副井系统硐室
副井系统硐室由中央水泵房、水仓、井底清理硐室、中央变电所、调度室及等候室组成，为节省管材，电缆及方便管理，同时考虑到锚索的安装，故把中央变电所和中央水泵房布置在附近，并设有防爆密闭门。水仓布置在井底车场最低处。
3、其它硐室
其它硐室有调度室、医疗室、架线电机车库及修理间、防火门硐室、防水门硐室、井下火药库、消防材料库、人车站等。其位置应根据线路布置和各自要求确定。
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第4章 井下开采
4.1 采区布置
4.1.1首采采区特征
1、首采采区数目和位置选择
根据本井田地质条件、煤层赋存条件和开采技术条件，借鉴邻近矿井的生产经验，以两个放顶煤综采或大采高综采工作面即可保证矿井设计生产能力1.5Mt/a。因此本矿井初期最多只需两个首采采区同时开采。中一采区作为首采采区具有如下优点：
（1）中一采区煤层赋存状况好，煤层开采技术条件好，工作面具有较高的单产能力；
2）中一采区内探明的和控制的资源/储量所占比例较高；
3）中一采区位于井筒或井底车场附近，以利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，做到早移交、早投产、早收益;
4）合理扩大首采首采采区尺寸，以减少工作面搬家倒面次数，保证盘区合理的服务年限
综上所述，设计选择中中一采区作为首采采区。 2、首采采区资源/储量。
本设计采区为位于井田中南部的中一采区。西部边界为井田边界，东部采区边界为675水平标高。北部边界为F2断层，井田南部边界为人为划定边界。走向长2100m，倾向长度1825m，采区面积为3.8km2。
中一采区内没有大的断层，煤层顶板岩层为细砂岩，底板为粉砂岩，煤层平均倾角16°,平均厚度为2.5m，视密度为1.4t/m3，煤种以长焰煤为主。
矿井初期移交的两个采区尺寸、可采储量及服务年限见表4-1。
表4-1 采区尺寸、可采储量及服务年限表
采区名称 中一采区 南一采区
走向长度（m） 2100 1500
倾斜宽度(m) 1825 1825
开采面积(km2)
3.83 2.73
可采储量(Mt) 25.31 22.36
生产能力（Mt/a） 1.5 1.5
服务年限(a) 12.06 11.12
46
4.1.2采区巷道布置
内容应包括：
1、煤层分组、分层关系和开采顺序；
####
本矿井共有四层煤，即：2、3、8、10煤层，参见可采煤层特征表及巷道开拓方案示意图． 2#、3#煤层间距较小，8#、10#煤层间距较小，因此可以采用联合开采，而3#煤层距离8#煤层较大，故分组开采。大巷布置在10#煤层的底板岩石中。而2#煤层布置一条大巷连接中部采区，其他则用石门连接。开采时采用下行式，因此先采2#煤层，其厚度达3m，可满足达产要求。
2、采区巷道布置
由于本采区采用走向长壁采煤法，区段划分则以工作面长度为标志。本设计采用混合式通风，一水平设在675m标高处，上山长1150m，确定合理工作面长后，将本采区划分为四个区段。
3、采煤工作面布置
主要可采煤层赋存稳定，煤层为中厚度煤层，2号煤层平均厚3m，8号和10号煤层平均厚2.5m，适合于综合机械化开采。根据高产高效及建设现代化矿井要求，为充分发挥资源优势，矿井投达产时，中一采区布置一个综采工作面，即可保证本矿井设计生产能力。
4.1.3采区车场和硐室布置
1、采区车场
上、下部车场均采用平车场。，平车场虽具有调车时间长，运输能力小的缺点，但操作方便调车安全。
2、主要硐室
采区硐室包括采区变电所，采区绞车房和井下空气压缩机硐室，煤仓。 1. 采区变电所
为了便于向采区各个用电点供电，在采区内，变电所的位置应选在采区用电负荷的中心，使各翼的供电距离基本相等，保证在该区域内最远距离的设备能够正常启动。为了便于设备的运输，变电所的位置应设在铺设轨道的巷道附近。因此，变电所一般是设置在采区上山或石门附近的稳定围岩中。
高压电气设备与低压电气设备分别集中在一侧布置，硐室宽度为2.5~3m左右，硐室中主要人行道宽度为1.4m。采区变电所的高度，是根据人行高度，设备高度及吊挂电灯来确定，其为2.5m。采区变电所采用锚喷支护，底板用
47
100号混凝土铺底，须高出邻近巷道300mm且具有3‰的坡度，以防矿井水流进变电所。硐室内不设电缆沟，电缆沿墙敷设。电缆穿过密闭门处，需要套管保护。硐室与通道的饿连接处，须设向外开的放火栅栏两用门。
2. 采区绞车房
为减少巷道工程量，绞车房布置在变坡点附近稳定围岩中。高度为4m。绞车房的断面为半圆拱形，用全料石拱料面砌筑，采用锚喷支护。
3. 井下空气压缩硐室
机电硐室的温度不要超过30。C硐室断面为半圆拱形，用全料、石拱料面砌筑。条件允许的地方用锚喷支护。
4. 煤仓形式
首采区采用溜煤眼溜煤，煤仓高度不受限制，故而采用垂直式煤仓，为最大限度提高利用率，利于维护施工，加快施工速度，因此垂直煤仓采用圆形断面，自由降落式。
4.2 采煤方法及工艺
4.2.1采煤方法与采煤工艺
1、首采采区煤层开采条件 首采采区煤层稳定，采区内无断层，煤层有煤尘爆炸的危险及自燃发火倾向，但是发火现象不严重，采取煤层平均倾角16°，适合首采。
2、采煤方法选择
选择走向长壁后退式采煤。 3、采煤工艺选择
本矿井主采煤层赋存稳定，开采条件较好，设计生产能力1.5Mt/a，中一采区布置一个工作面保证设计生产能力。首采的中一采区煤层开采条件简单，2号煤层无煤层压茬影响，2号煤层厚度平均达3m。
本矿井采用综合机械化采煤工艺。即在中一采区布置一个综采放顶煤工作面，采用放顶煤综采采煤工艺，采空区采用全部垮落法处理。
4.2.2主要采煤设备选型
1、设备选型的主要原则
根据所选择的采煤工艺，矿井综采工作面的采、装、运、支工序全部机械化。综采设备选型遵循以下原则：
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1）机械设备首先满足生产可靠、技术先进，提高综采设备的开机率，达到高产高效。
2）通过合理选型和合理配套，提高综采成套设备的可靠性。
3）对于辅助运输，要求系统简单、环节少；以保证工作人员和设备能快速运送至工作地点为原则。
2、主要采煤机械设备选型 1）采煤机；
2）液压支架; 3）刮板运输机；
4）转载机和破碎机；
5）乳化液泵站和喷雾泵站； 6）可伸缩带式输送机； 7）其他。
主要采煤设备特征表，见表4-2。
型 号表4-2 主要采煤设备特征表
单数序位量号9设备MG450/1020-WDZZY5600/18/35SGD-764/500SZZ-764/1324.2.3采煤工作面生产能力
台1胶带组16810台111喷雾回柱XRB110/320采煤机为双向割煤，则一个循环割煤量为： PEM1000×1000
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Qxg=2LBgHgγKg=2×200×0.8×3.8×1.43×0.95=1651.94t
式中：Qxg—采煤机循环割煤量，t；
台112 运料台413照明台114移动L―工作面长度，L＝200m； Bg―采煤机截深，Bg＝0.8m； Hg―采高，Hg＝3.8m；
γ―煤的视密度，γ＝1.43t/m3；
Kg―采煤机割煤回收率，Kg＝0.95 。 工作面产量计算
根据上述计算，工作面日产、月产、年产量分别为： 日产量为：1651.94t×3= 4955.82t 月产量为：4955.82tt×30=0.14Mt 年产量为：4955.82t×330=1.64Mt
根据以上计算，当工作面采用四班作业制（三班生产，一班检修），每班进行一个循环，割煤9刀，每日进尺7.2m，按年330个工作日，年推进度2376m，工作面总体能力即可以达到日产4955.82t，年产量可达1.64Mt。
工作面主要技术参数，见表4-3。
表4-3达到设计生产能力是工作面特征表
序采号 区 工作面编号 采煤工作面参数 采高年进度视密度回采（m） 1 中一 2 中一 3 中一 4 中一 110110 综采 200 3.8 2376 1.4 95 1.64 110108 综采 200 3.8 2376 1.4 95 1.64 110103 综采 200 3.8 2376 1.4 95 1.64 110102 综采 200 （m） （m） 3.8 2376 （t/m³） 率1.4 95 年生产能力1.64 备注 工艺 面长 （%） （Mt）4.2.4回采工作面接续
工作面接续表，见表4-4。
表4-4工作面接续表
采区 工作面 工作面 推进长 年推进 年产量 服务年 接替顺序（a） 50
名称 中一 中一 中一 中一 名称 110102 110103 110108 110110 长度 200 200 200 200 度（m） 度（m） （Mt） 2040 2040 2040 2040 2376 2376 2376 2376 1.4 1.4 1.4 1.4 限（a） 3 6 9 12 3.02 3.02 3.02 3.02 4.3 巷道掘进机机械化 4.3.1采区巷道断面和支护方式 采区的主要巷道包括运输上山、轨道上山、通风上山及上下区段平巷。 运输上山断面图
140051
1200 轨道上山断面图
回风上山断面图
30052
40001800 上下区段断面图
采区主要巷道断面特征表，见表4-5。
表4-5采区主要巷道断面特征表
断面积
序号
巷道名称
煤岩别 支护方式
巷道净宽 （mm） 5000 5000 5000 4300
（m2） 净 18.2 19.4 21.9 18.4
掘进
20.3 电机车 22.6 电机车 24.7 电机车 18.4 电机车
铺设设备
1 2 3 4
轨道上山 回风上山 运输上山 上下区段
f=4~6 f=4~6 f=4~6 f=4~6
锚喷 锚喷 锚喷 锚喷
4.3.2矿井生产巷道掘进进度指标
本设计为掘进工作面配备了比较先进的煤岩巷掘进及支护设备，月进度会有明显提高。考虑矿井实际情况，设计矿井移交生产后各类巷道掘进进度指标，见表4-6。
表4-6 巷道掘进进度指标表 仅供参考
53
井巷道工程名称
主要运输、进回风大巷及横贯 硐室工程 顺槽及横贯 开切眼
围岩类别 岩石 半煤岩 煤 岩石 煤 煤
掘进进度指标（m/月） 120 350 500(综掘) 800m3 500(综掘) 400
4.3.3掘进工作面和掘进设备
1、掘进工作面数目
为保障矿井正常的生产接续，矿井所有煤巷工程均由综合掘进机组及掘锚机组掘进；辅助运输斜巷、带式输送机斜巷和回风斜巷等过断层岩巷工程及胶带输送机巷抬头段、风桥以及必要的硐室工程均由岩巷普掘工作面掘进。根据矿井移交后的盘区接替安排、煤岩巷比例以及采、掘进度，经计算，在用1个回采面保证矿井设计生产能力时，只要合理调度，全井共配备2个掘进组即可以实现采掘平衡。
2、矿井采掘比
由于本矿井设计生产能力为150万吨，一个采煤工作面即可达产，因此根据采掘比为1:2，布置2个掘进工作面。
3、主要掘进设备选型
综合掘进机机组配备了EBZ230M型掘进机，MQT-120J型气动锚杆机， SSJ1000/125型可伸缩带式输送机，FDⅡNo8/2×55局部扇风机等设备。同时配备胶带转载机、混凝土喷射机、混凝土搅拌机、湿式除尘风机、小水泵、探水钻等设备。
掘锚机组配备了MB670型掘锚机，SSJ1000/125型可伸缩带式输送机，FDⅡNo8/2×55局部扇风机等设备。同时配备蓄电池电瓶车、铲车、胶带转载机、混凝土喷射机、混凝土搅拌机、湿式除尘风机、小水泵、探水钻等设备。
普掘工作面配备有凿岩机、风镐、安全钻机、局部扇风机等设备，主要用于大硐室、岩巷、联络巷及临时巷道的掘进等。
主要掘进设备特征表见，表4-7。
表4-7主要掘进设备特征表
54
序号
设备名称 型号及规格
单主要技位 术参数 台 台 台 台 台
自重（t）
数量 使用 1 1 1 1 1
备用 0 2 2 2 2
小计 1 3 3 3 3
备注
1 掘进机 2 带式输送机 3 气动锚杆机 4 扇风机 5 掘锚机 EBZ230M SSJ1000/125 MQT-120J FDⅡNo8/2×55 MB670
4.3.4矿井移交生产时井巷工程量
矿井投、达产时井巷工程量总长度32543m，掘进总体积644351m3。 其中：煤巷10847m，占总长度33.3%；掘进体积212635.2m3，占总体积33.3%。
岩巷21696.4m，占总长度66.7%；掘进体积431716m3，占总体积66.7%。 矿井达产时井巷工程量汇总，见表4-8。
表4-8 井巷工程量汇总表
顺序 1 2 3 4
长度(m)
项目名称
煤巷
井筒
岩巷 1440.5 2169,6 17886.3 200.0 21696.4
计 1440.5 3253.8 27499.8 350.0 32544.1
煤巷 21684.0 192270.2 3000.0 212635.2
岩 巷 28521.9 42958.1
计 28521.9 64642.1
掘进体积(m3)
备注
井底车场及硐室 1084.2 主要运输、 回风道 临时工程 合计
9613.5 150.0 10847.7
353752.3 546022.5 4000.0
7000.0
431716.3 644351.5
55
第5章 井下运输
5.1 煤炭运输方式及设备
5.1.1煤炭运输方式
1、大巷煤炭运输方式选择；
本设计采用轨道运输，采用14t架线电机车牵引3t底卸式矿车运煤，上山运煤采用胶带运输方式，煤通过胶带输送机运至采区煤仓；大巷辅助运输采用架线电机车牵引1.5吨固定矿车运输。
2、采区主要煤炭运输方式选择。
由于该矿井设计生产能力为1.5Mt/a，属于大型矿井，所以决定采区平巷采用可伸缩胶带输送机运输，采区上山采用胶带输送机运输，以符合矿井对于运输设备运输量的要求。
5.1.2 煤炭运输设备
电机车运输：
电机车选型（包括选择电机车类型、列车组成、电机车台数等）；电机车充电或变流设备选型。
型号 粘着重量 最小曲线半径 ZK10－6／550 10(t) 7m 外形尺寸 牵引力kn 额定电压V 速度km/h 牵引电动机 4500×1360×1550 3330 250V 25 ZQ－21 轨距 600㎜ 架线式电机车特征表
型号 容积m3
5.0t底卸式矿车特征表 MD5.5—9 缓冲器型号 5.5 最大牵引力 1
双列弹簧式 60KN 名义载重（t） 轨距 轴距
型号 容积m3 名义载重量（t） 轨距 轴距 5 900㎜ 1350㎜ 外形尺寸 质量 厂家 4200×1520×1550 2896㎏ 吉林市矿山机械厂 3t 固定式矿车特征表 MG1.7—9B 缓冲器型式 双列弹簧式 1.7 最大牵引力 60KN 2400×1050×3 外形尺寸 1150 600㎜ 质量 974㎏ 鹤岗市起重运输450㎜ 厂家 机械总厂
5.2 辅助运输方式及设备
5.2.1辅助运输方式
1、 大巷辅助运输方式选择；
大巷辅助运输采用架线电机车牵引1.5吨固定矿车运输。
2、 采区上山辅助运输方式选择
上山采用胶带输送机做主要运输，辅助运输采用绞车串车的运输方式。
3、 工作面回采巷道辅助运输方式选择。
区段运输巷采用胶带输送机，区段回风巷采用矿车。
5.2.2辅助运输设备选择
1. 已知条件
从采区拉矸石距副井井底车场距离及矸石量分别为， L1=568m、生产率A1=41.5t/h；
2. 每班运输矸石所需列车次数
（1）电机车列车组计算加权平均运输距离
2
LA1L10.568kmA1 (5-15)
（2）列车往返一次所需的时间
1000L210000.5682Tθ3033.86min60v604.9 (5-16) 一台电机车在一个班内可能往返的次数：
60tb606n10.63(次／班)T33.86 (5-17) 取11（次/班）。 （3）矸石列车拉车数
ZQz69.1427.95GG02.474 (5-18)
取28辆。
（4）电机车台数的确定
每班运输矸石所需列车次数：
kkA1.351.2249.2nk12b5.（次8/班）nq282.474 (5-19)
NGn10.631.83台nk5.8 (5-20)
所以本矿井需要2台电机车用于辅助运输。 2. 有轨机车
根据上面的计算，本矿井选用型号为ZK10-9/550的14吨架线式电机车。
井下辅助运输主要设备特征表，见表5-2。
表5-2井下辅助运输主要设备特征表
序号 巷道设备名称单数自重3
主要技术参数 备注
1 2 名称 及型号 运输14t 架线大巷 式电机车ZK14-9/550 运输1.5t固定大巷 式矿车MG1.7-9B 位 量 （t） 轨距：900mm 台 2 14 额定电压：550v 长宽高：4900*1355*1550 容积：1.7m³ 辆 30 0.974 轴距：750mm 长宽高：2400*1050*1150 — — 4
第6章 通风与安全
6.1 矿井通风
6.1.1矿井通风系统
1、通风方法选择
抽出式通风具有明显的优点，故矿井采用抽出式通风。 2、通风方式选择 通风方中央并列式 中央分列式 两翼对角式 分区对角式 式 风路较短，阻初期投资少，出通风阻力小，内部力较小，采空煤较多，工业场通风路线优点 漏风小，增加了一区的漏风小，地布置集中，广短，阻力小 个安全出口 比中央并列式场煤柱少 安全性好 风路较长，风阻建井期限略长，有建井期限略井筒数目缺点 较大，采空区漏时初期投资大，后长，有时初期多，基建费风较大 期维护费用高 投资大 用多 煤层走向较大煤层距地表煤层倾角大、埋（超过4km）煤层倾角较小，埋浅，或因地藏深、但走向长井型较大，煤适用条藏较浅，走向长度表高低起伏度不大，而且瓦层上部距地表件 不大，而且瓦斯、较大，无法斯、自然发火都较浅，瓦斯和自然发火比较严重 开掘浅部的不严重 自然发火严重总回风道 的矿井 煤层走向较大，易自然发火，煤尘有爆炸性。根据以上分析，且矿井年产量1.5Mt，属大型矿井，本设计选用两翼对角式通风方式。
3、通风系统。
矿井通风系统包括：通风方式（进、出风井的布置方式）；通风方法（矿井主通风机的工作方法）；通风网路。
选择通风系统主要考虑因素
5
(1)自然因素： 煤层赋存状态，埋藏深度、矿井瓦斯等级、煤尘爆炸性、煤层自然发火期、矿井地形条件、井田尺寸和矿井生产能力等。
(2)经济因素： 井巷工程量、通风运营费、设备运转、维修和管理条件等。
一般说来，新建矿井多数是在中央并列式、中央分列式、两翼对角式和分区对角式中选择。
6.1.2矿井风量
1、 矿井风量计算
根据《煤炭工业矿井设计规范》第10.1.3条规定：矿井的总进风量，应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和按下式进行计算
Qkj =（∑Qcj +∑Qjj+∑Qdj+∑Qqt）Kkt
式中：Qkj ——矿井的总进风量（m³/min）
∑Qcj——采煤工作面实际需要风量的总和（m³/min） ∑Qjj——掘进工作面实际需要风量的总和（m³/min） ∑Qdj——独立通风硐室实际需要风量的总和（m³/min）
∑Qqt——除了采煤、掘进、独立通风硐室以外其他井巷实际需要风量
的总和（m³/min）
Kkt——矿井通风系数，宜取1.15～1.25 回采工作面所需风量的计算
每个回采工作面实际所需的风量，应按沼气、二氧化碳和爆炸后的有害气体的产生量以及工作面、气温、风速和人数规定分别进行计算，然后取其最大值。
1)按沼气涌出量计算：
根据《煤炭工业矿井设计规范》要求：按回采工作面回风巷风流中沼气的浓度不得超过1%的要求，即：
Qci=100×qci×Kci
=100×1.6×2 =320
式中：Qci—回采工作面实际需要风量，m³/min
qci—该回采工作面瓦斯平均绝对涌出量（可由相对涌出量得） Kci—该回采工作面的通风系数，主要包括沼气涌出不均衡和备用
风量等因素，一般取1.2～2.1
6
2)按工作面气温和风速的关系计算：
根据《煤矿安全规程》规定：生产矿井采掘工作面温度不超过26℃，则风速按通风教材表6—1查得，取Vmax=1.8m/s
则回采工作面所需风量由下式计算：
3
Qci=60×Vmax×S=60×1.8×14.4=1555.2m/min
式中：S—回采工作面的平均断面积 根据<<规程>>的有关规定，工作面需风量应从多个因素计算中取最大值，则工作面需风量确定1555.2m3/min
4)按风速进行验算：
根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，回采工作面最低风速为0.25m/s，最高风速为4m/s。
Qi≥0.25×60×14.4=216m³/min Qi≤4×60×14.4=3456m³/min
即工作面需风量确定1555.2m3/min合理。 掘进工作面所需风量 1)按沼气涌出量计算：
Qji=100×qji×Kji
=100×2.34×1.6=748.8m3/min
式中：Qji—第i个掘进工作面所需风量，m³/min
qji—该掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，取2.34m³/min
Kji—该掘进工作面的通风系数，主要包括沼气涌出不均衡和备用
风量等因素，一般取K=1.5～2.0，这里取1.6
注：两掘进均按顺槽计算。 2)按局扇的吸风量计算：
Qji=Qvji×Ii=350m³/min
式中：Qvji—第i个掘进工作面局扇的吸风量，安设局扇的巷道中的风量，除了满足局扇的吸风量之外，还应保证局扇吸入口至掘进工作面回风流之间的风速不小于0.15m/s，以防止局扇吸入循环风和这段距离内风流停滞，瓦斯积聚，选择局扇为：JBT—62型（28W），取：Qvji =350 m³/min
Ii=同时运转的局扇台数 3)按人数计算：
Qji=4Ni=200m³/min
7
式中： Ni—掘进工作面同时工作的最多人数，取50 4)按风速进行验算：
Qj≤4×60×Sj1=4752m³/min Qj≥0.25×60×Sj2=84.1m³/min
式中：Sj—掘进巷道断面积分别取19.8m2，17m2 经过比较，最终掘进通风量取Qj=4752m³/min ∑Qj=2×748.8=1497.6m³/min 硐室所需风量的∑Qd的计算
1)火药库：大型矿井供风标准是100～150，m³/min，此处取150 2)水泵房：取200，m³/min
3)中央变电所：经验数据是60～80，m³/min，此处取80，m³/min 4)发热量大的机电硐室所需风量（水泵房+压气机房）
Qe=49.97Ns×θ/∆t
=49.97×350×0.03+49.97×80×0.3 =1723.96m³/min
式中：Ns—硐室中机电设备运转总功率（水泵房为350KW，压气机房为80KW）
θ—硐室机电设备的发热系数（水泵房为0.02～0.04，压气机房为
0.2～0.3）
∆t—硐室回风与进风的温差 5)其它硐室所须风量：
a充电硐室Qde应按其回风流中的氢气浓度小于0.5%计算，但不小于100m³/min，取150m³/min
b采区变电所Qdb按经验值取60～80，m³/min，这里取80，m³/min 综合以上计算，独立回风硐室所需风量的总和为： ∑Qd=2383.96m³/min 其他巷道所需风量 Qq=133×q×Kq
=133×2×1.3=345.8m³/min
式中：q—井巷瓦斯绝对涌出量取2m³/min
Kq—其他井巷通风系数，取1.3
总风量的计算
8
基于以上计算可得到矿井所需总风量为：
Q=∑Qci+∑Qji+∑Qdi+∑Qqi
=1555.2+1497.6+2383.96+345.8=5782.56m³/min
式中：∑Qci—采煤工作面实际所需风量，m³/min
∑Qji—掘进实际所需风量，m³/min
∑Qdi—各硐室所需风量的总和，m³/min
∑Qqi—除采煤、掘进、硐室外的其他所需要、的通风量的总和，
m³/min
风量的分配
通过以上的叙述及计算，风量分配已基本完毕，且符合《煤矿安全规程》的有关规定，因此风量分配是合理的。
各巷道最大最小风速见下表：
井巷名称 允许风速，m/s min 主井 副井 风井 工作面 掘进中岩巷 掘进中煤巷 主要进回风道 采区进回风道 其它行人巷 0.15 9
max 9 12 15 4 4 4 8 —— —— —— 0.25 0.15 0.25 —— 0.25 6 4
见表6-1。
表6-1 矿井风量分配表
用风类别 采煤 掘进 用风地点 回采工作面 小计 110102工作面 110103工作面 小计 火药库 配风量（m³/s） 1555.2 1555.2 748.8 748.8 1489.6 150 200 80 1723.96 150 80 2383.96 345.8 345.8 5782.56 硐室 水泵房 中央变电所 压气机房 充电硐室 采区变电所 小计 巷道 小计 1.15 其它 通风系数 合计 2、风压计算 井巷的摩擦阻力为
hfr=α×L×U×Q2/S3，Pa
式中：L，U，S—分别是井巷的长度（m），周边长（m），净断面积（m2） Q—分配给个井巷的风量，m3/s
α—根据个井巷的支架形式，查得的摩擦系数，NS2/m4
将各段的摩擦阻力累加起来，并考虑适当的局部阻力系数，即算出通风容易和通风困难时期的井巷阻力分别为：
hrmin=1.15∑hfrmin=***Pa hrmax=1.15∑hfrmax=***Pa
风压计算表，见表6-2，表6-3。
表6-2风压计算表（最小风压）
10
序巷号 道名称 断面支形状 护方式 阻力巷系数道（a） 长度L（m） 0.0343 0.00314 0.00314 0.0068 0.0068 0.0068 0.0784 0.0220 0.0784 410 净周长P（m） 净断面S（㎡） 风量Q （m³/s） 风阻R（kµ） 风速V（m/s） 负压H（pa） 备注 半圆1 拱 井筒 副井砌碹 砌碹 砌碹 锚喷 锚喷 锚喷 棚子 支架 棚子 25.12 15.2 50.24 72 0.0150 0.0750 0.0290 0.1060 0.1010 0.0290 0.0790 0.0030 0.0090 1.5 1.4 82 半圆2 拱 车场 井底855 16 72 4.6 半圆3 拱 大巷 运输1500 14.5 14.5 58.3 4 165. 4 21.2 90.9 半圆4 拱 石门 采区1000 14.5 14.5 50.6 3.4 半圆5 拱 上山 轨道区段6 运输平巷 1100 12.8 11.4 45.6 3.4 梯形 1850 12.4 10.6 41.2 3.5 188 半圆拱 7 工作回采面 区段8 回风平巷 200 14.08 11.6 30.3 2.5 52.4 梯形 1850 12.4 10.6 36.8 3.5 146.1 17.9 半圆9 拱 井筒 风井100 12.8 11.4 72 6.3
表6-3风压计算表（最大风压）
11
序巷号 道名称 断面支形状 护方式 半圆1 拱 井筒 副井砌碹 砌碹 砌碹 锚喷 锚喷 锚喷 棚子 支架 棚子 阻力巷系数道（a） 长度L（m） 0.03410 43 0.00314 0.00净周长P（m） 净断面S（㎡） 风量Q （m³/s） 风阻风速RV（kµ） （m/s） 负压H（pa） 备注 25.12 15.2 50.24 72 0.0150 0.0750 0.0290 0.1060 0.1010 0.0290 0.0790 0.0030 0.0090 1.5 1.4 82 342 63.6 90.9 503.7 半圆2 拱 车场 井底855 16 72 4.6 半圆3 拱 大巷 运输半圆4 拱 石门 采区半圆5 拱 上山 轨道区段6 运输平巷 250314 0 0.0010068 0 0.0011068 0 0.0068 0.0784 0.0220 0.0784 14.5 14.5 58.3 4 14.5 14.5 50.6 3.4 12.8 11.4 45.6 3.4 梯形 1850 12.4 10.6 41.2 3.5 半圆拱 7 工作回采面 区段8 回风平巷 200 14.08 11.6 30.3 2.5 52.4 梯形 1850 100 12.4 10.6 36.8 3.5 291.3 17.9 半圆9 拱 井筒 风井12.8 11.4 72 6.3
3、等积孔计算
等积孔的计算方法：
A=1.19/Rm
1/2
（6-15）
式中： A — 矿井或通风区的等积孔，m2；
则通风容易时期A = 1.19/0.221/2
12
= 2.54
则通风容易时期A = 1.19/0.151/2
= 3.07 等积孔计算表，见表6-4。
前期 等积孔 （m³） 2.580 表6-4 矿井通风难易程度表
后期 通风难易程度 等积孔 通风难易程度 （m³） 容易 2.040 容易 6.1.3通风设施
1、 通风设施 通风机和电动机
2、 防止漏风的措施
漏风风量与漏风通道两端的压差成正比，和漏风风阻的大小成反比。应提高地面主要通风机的风硐、反风道的质量及附近的风门的气密性，以减少漏风。
3、 降低风阻的措施
摩擦阻力是矿井通风阻力的主要组成部分，因此要以降低井巷摩擦阻力为重点，同时注意降低某些风量大的井巷的局部阻力。
6.2 矿井瓦斯灾害防治
6.2.1 防治瓦斯措施
1、防止瓦斯积累措施；
1)按照《煤矿安全规程》的要求做好如下通风工作，
2)加强瓦斯管理，严格落实瓦斯检查制度。加强局部通风管理，杜绝无计划停电停风。有计划停电停风时须制定专项安全技术措施。 2、 防止瓦斯爆炸措施。
防止瓦斯爆炸措施包括： （1）防止瓦斯积聚 （2）防止瓦斯引燃
13
（3）防止瓦斯爆炸灾害事故扩大的措施。
6.2.2 防止煤与瓦斯突出措施
1、 开拓、开采的防突措施；
防突措施可以分为区域性防突措施和局部防突措施。 2、 保护层选择
突出矿井中，预先开采的、并能使其他相邻的有突出危险的煤层受到采动影响而减少或丧失突出危险的煤层称为保护层，后开采的煤层称为被保护层。保护层位于被保护层上方的叫上保护层，位于下方的叫下保护层。瓦斯抽采
强化瓦斯抽采是煤矿瓦斯防治的有效途径。瓦斯抽采原则：应抽尽抽，多措并举，抽采平衡。
4、 防治突出的装备。防治突出的装备见表6-5。
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 设备名称 表6-5 防治突出装备表
型号 数量 备注 微速风表 中、高速风表 甲烷传感器 便携式瓦检仪 光学瓦检仪 一氧化碳传感器 风速传感器 温度传感器 粉尘测定仪 温度计 CFJD-5 CFJD-25 GJC4(B) JCB4 CJG10CJG-10(A) GTH500(B) KGF2 Gmo100 Ccz1000 1 1 11 40 50 3 1 2 1 30 6.3 矿井火灾防治
6.3.1煤层的自燃倾向性等级
结合煤质特点，综合确定各煤层的自燃倾向性。井田内的煤层均属易自燃煤。因此，在以后的开采和储运中应采取科学的阻燃措施。
14
表6-6 各煤层自燃倾向等级
序号 1 2 3 4 煤层 2 3 8 10 自燃倾向性 易自燃 易自燃 易自燃 易自燃 6.3.2煤层自然发火的防治措施
根据本矿井煤层自燃情况，合理选择以下措施： 1、 煤层自燃防治措施选择； 1) 灌浆防灭火；
预防性灌浆,阻化剂灌浆 2) 氮气防灭火； 3) 均压防灭火； 4) 其它措施。
经测定，本矿井4层煤均有自然发火倾向，2、3、8、10均属于易类自然发火煤层，因此采用灌浆防灭火法。
6.3.3 外因火灾防治措施
1、 各机电硐室、井底车场、爆炸材料库等火灾防治措施；
从硐室出口防火铁门起5m内的巷道，应砌碹或用其他不燃性材料支护。硐室内必须设置足够数量的扑灭电气火灾的灭火器材。
2、 井下电气事故火灾防治措施；
井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。井下和井口房内不得从事电焊、气焊、和喷灯焊接等工作。
3、 胶带输送机火灾防治措施；
胶带输送机应安装自动报警装置，胶带应采用不延燃胶带。
4、 井下消防洒水系统；
采用灭火剂等直接灭火法，井上下发生火灾都应及时扑灭。 5、 井下消防构筑物及防灭火装备。
开采易自燃煤层时，须预先选定构筑防火门的位置。采煤工作面投产和通风系统形成后，须按预先设计选定好的防火门位置构筑防火门墙，并备好一定数量的封闭防火门的材料。
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6.3.4 矿井粉尘防治
1、简要叙述各可采煤层的煤尘爆炸指数及煤尘爆炸危险性的结论 各可采煤层的煤尘均具有爆炸性，矿井的积存煤尘爆炸指数在30%以上，2、3、8、10煤分别为40.11%、41.43%、38.72%、41.68%，所以本设计属于有煤尘爆炸危险的矿井，见表6-20。
表6-20 煤尘爆炸性鉴定 煤层编号 Mad Ad Vdaf 爆炸性结论 2# 1.03 23.65 29.07 具有爆炸性 3# 1.05 23.08 29.44 具有爆炸性 8# 1.12 23.78 29.08 具有爆炸性 10# 0.98 25.26 29.89 具有爆炸性 简要叙述防尘、防爆、隔爆措施
防尘：（1）通风防尘；（2）喷雾洒水降尘；（3）注水防尘。 防爆:（1）防止浮游煤尘发生爆炸；（2）防止沉积煤尘飞扬。
隔爆：（1）冲洗或清扫巷道积尘；（2） 隔爆水幕；（3）隔爆水棚。
6.4 矿井水害防治
6.4.1 水患类型及威胁程度
1、 水患类型；
造成矿井水害的水源主要有大气降水、地表水、含水层水、岩溶陷落柱水、断层水、以及旧巷或老空区积水等
2、 主要含水层富水性；
含水层的富水性是突水发生的内在因素，决定着突水量的大小及其稳定性。位于煤层顶底板下中奥陶统含水层是影响下部煤开采的主要含水层，采掘工作面不一定直接揭露，中间隔一层不透水或弱透水岩层。
3、 邻近矿井及老空区积水； （1）直接放水； （2）先堵后放； （3）先放后堵；
（4）用煤柱或构筑物暂先隔离。
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6.4.2 矿井水害防治措施
矿井水害防治措施可以概括为防，排，探，放，疏，截，堵7个字。 防：即井上下防水设施；
排：即井下排水设施和排水能力； 探：即井巷探水；
放：即对老空区积水，可疑水源采取放水，或超前放出顶板水； 疏：即疏水降压或疏干有害含水层；
截：即留设各种防水煤柱阻隔有害水源；
堵：即注浆堵住水口，或加固裂隙带，充填溶改造含水层，加固底板度。
6.5 矿井冲击地压灾害防治
6.5.1 冲击地压防治主要措施
(一)设专门的机构与人员.
(二)坚持“区域先行、局部跟进”的防冲原则.
(三)必须编制中长期防冲规划与年度防冲计划,采掘工作面作业规程中必须包括防冲专项措施.
(四)开采冲击地压煤层时,必须采取冲击危险性预测、监测预警、防范治理、效果检验、安全防护等综合性防治措施.[5]
(五)必须建立防冲培训制度[5].
6.5.2 顶板冒落灾害的防治措施及装备
顶板冒落灾害的防治措施：
1）合理确定开采方式 （1）联合开采。
（2）合理选择支架类型。 （3）确定合理的悬顶面积。 2）做好预测预报
顶板大面积来压和冒落的预兆有：
(1）工作面煤壁片帮或刀柱煤柱炸裂，并伴有明显的响声。
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(2）由于煤体内支承压力的作用，煤层中的炮眼变形，打完眼不能装药，甚至打眼后连钻杆都拔不出来[5]。
(3）顶板下沉急剧增加。
(4）顶板有时出现裂隙与淋水，底板局部也可能底鼓，出现裂隙和出水，断层处滴水增大，有时出现钻孔中流水混有岩粉现象，严重时顶板可能掉矸。
(5）如果设有微震仪观测，可发现记录中有较多的岩体破裂与滑移的波形出现，也可记录到小的顶板冒落。
3）软化顶板强制放顶
（1）注压力水处理坚硬难冒顶板 A．超前工作面顶板高压注水理 B．采空区注水。
（2）强制放顶，强制放顶方法有以下几种：
A．“循环式”浅孔放顶。B．“步距式”深孔放顶。 C．台阶式放顶。 D． 超前深孔松动爆破。E．地面深孔放顶。
4）预防暴风措施
顶板冒落灾害的防治装备：
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第7章 提升、通风、排水和压缩空气设备
7.1 提升设备
主井采用箕斗提升，副井采用罐笼提升。对于年产量达到150万吨的大型矿井主井采用两套箕斗提升设备，副井除配备一套罐笼提升设备以外，有时尚需设置一套带平衡锤的单容器提升设备作为辅助提升[5]。
主井提升设备型号、台数、设备参数； 主井采用两对16t多绳摩擦式箕斗提升
JDG16/150×4Y型箕斗参数表
型号 JDG16/150×4Y 名义载重量 箕斗自重 有效容积 17.6m3 16t 17.8t 最大提升高度 1000m
型号 2×800KW 卷筒数量 2000㎜ 卷筒直径 6.6m/s 最大提升高1258m 传动效率 0.85 度
副井提升设备型号、台数、设备参数。
副井提升矸石、下放材料等采用MG1.7-6A型、1.5t、600mm轨距固定式矿车，矿车质量为718kg，考虑到运输综采液压支架等大型设备，提升容器选用一对GDG1.5/6/2/4（K）型1.5t双层四车四绳罐笼，一个宽罐，一个窄罐。
罐笼双层提人，单层提除人以外的矸石、物料等辅助作业。
型号 MG1.7-6A 19
提升机的技术特征表
JK—2。5／11。5 电动机功率 1个 卷筒宽度 2500㎜ 提升速度 轨距 600mm 质量 718kg 备注 1.5t，固定式 GDG1.5/6/2/4（K）型1.5t双层四车四绳罐笼宽罐参数表
型号 JDG16/150×4Y 全高 罐笼自重 载人数 80 11.2m 15.99t 本体高度 6.1m
GDG1.5/6/2/4（K）型1.5t双层四车四绳罐笼窄罐参数表
型号 JDG16/150×4Y 全高 罐笼自重 载人数 56 11.2m 15.99t需增加配重 本体高度 6.1m 。
7.2 通风设备
对于抽出式通风矿井,通常采用轴流式风机
根据可研设计对适宜本矿井的FBCDZ(原BDK) 系列、2K56系列、GAF等系列通风设备方案的比选，本矿井通风设备选用静压效率较高、高效区域广、土建费用低、系统总投资少、年电耗省、可靠性高，综合运营费用低的FBCDZ（原BDK）系列对旋式轴流通风机[5]。
依据所需通风机的计算风量和负压及通风设备方案，通风设备选用FBCDZ（原BDK）-10-№32型对旋式轴流通风机2台，其中1台工作，1台备用[5]。每台通风机配用YBF630M-10型 10kV 355kW专用防爆电动机2台。为了满足环保要求，通风机配备消音装置。根据风机正反转工作要求，通风机房高压配电设备，选用KYN28-12金属铠装抽出式开关柜[5]。
通风机房的低压配电及MCC设备，选用GCS型抽屉式开关柜。矿井主通风机为一级负荷。通风机房的高、低压电源各两回，均直接引自风井变电所[5]。
7.3排水设备
矿井主排水设备选用5台 MD580-60×8型矿用离心式排水泵，配YB2型、4极、10kV、1120kW矿用防爆电动机。正常涌水期2台工作，2台备用，1台检修，最大涌水期3台工作。排水管路选用2趟D480×16无缝钢管，分
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段选择壁厚。正常涌水期1趟工作，1趟备用，最大涌水期2趟工作。
7.4 压缩空气设备
根据矿井压缩空气系统设备方案、矿井总用气量、风动机具分布情况，设计选用综合运营费用低的0.75MPa、容积流量49.2m3/min 的M250-2S型两级压缩双螺杆空气压缩机3台，2台工作，1台备用。每台空压机配用1台10kV 250kW电动机。机组采用水冷冷却方式。另带1台1.5kW的排风扇[5]。 空压机站设在工业场地内，空压机呈单列布置[5]。
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第
序号 名称 1 8章 矿井主要技术经济指标表
表8-1 矿井主要技术经济指标表
单位 Mt Mt t Mt Mt Mt a t/ m3 层 层 m ° km km km2 数值 1.5 1.5 4545.46 240.02 209.7 145.74 70 1.4 动力和民用 3 3 10 16 4 3.5 14 立井开拓 1 9 1 10t架线式电机车 牵引3吨底卸式矿车 立井提升 一对16t箕斗 双层四车（1t） 刚性罐道多绳罐笼 22
矿井设计生产能力 年产量 日产量 2 储量 矿井工业资源/储量 矿井设计可采储量 3 4 5 6 矿井设计服务年限 煤的平均视密度 煤的用途 煤层情况 可采煤层数 可采煤层总厚度 煤层平均倾角 7 井田范围 走向长度 倾斜长度 井田面积 8 9 开拓方式 采区（带区、盘区）数 工作面数 达产时采区（带区、盘区）及工作面个数 10 11 大巷主要运输方式 提升方式 主井 副井
续表8-1 12 14 15 16 17 18 19 20 21 通风方式 回采工效 采煤工艺 设计采区名称 设计采区采煤方法 一水平采区个数 矿井工作制度 年工作天数 日工作班数 t/工 d 两翼对角式 45 综采 中一采区 走向长壁采煤法 3 “四六”制 330 4 23
24
致 谢
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参考文献
1．中华人民共和国国家标准.煤炭工业矿井设计规范，中国计划出版社，2016。
2．国家安全生产监督管理总局.煤矿安全规程，煤炭工业出版社，2016。 3．张荣立.采矿工程设计手册，煤炭工业出版社，2003。
4．中华人民共和国国家标准.煤炭工业矿区总体规划文件编制标准(GB/T 50651-2011)，中国计划出版社，2011。
5．中华人民共和国国家标准.煤矿立井井筒及硐室设计规范 （GB50384－2007），中国计划出版社，2007。
6．中华人民共和国国家标准.煤矿井底车场设计规范（GB50535-2009），中国计划出版社，2009。
7．中华人民共和国国家标准.煤矿井下辅助运输设计规范（GB50533-2009），中国计划出版社，2009。
8．中华人民共和国国家标准.煤矿斜井井筒及硐室设计规范（GB50415-2007），中国计划出版社，2007。
9．中华人民共和国国家标准.煤矿井底车场硐室设计规范（GB50416-2007），中国计划出版社，2007。
10．中华人民共和国国家标准.煤矿采区车场和硐室设计规范（GB50534-2009），中国计划出版社，2009。
11．国家煤炭工业局，建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程[M].北京：煤炭工业出版社，2000。
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12．中华人民共和国国家标准.煤矿综采采区设计规范（GB50536-2009），中国计划出版社，2009。
13．中华人民共和国国家标准.煤矿采区车场和硐室设计规范（GB50534-2009），中国计划出版社，2009。
14．中华人民共和国国家标准.煤矿井下消防、洒水设计规范（GB50383－2006），中国计划出版社，2006。
15．康健.采煤概论[M].北京：中国矿业大学出版社，2011.8。 16．徐永圻.煤矿开采学[M].北京：中国矿业大学出版社，1999.8。 17．陈海波.矿井设计[M].北京：煤炭工业出版社，2014.6。
18．杜计平，孟宪锐.井工煤矿开采学[M].北京：中国矿业大学出版社，2014.6。
19． 20． 21． 22．
除以上参考文献外，另选择与自己设计相关的参考文献5篇以上， 论文参考格式如下：
常聚才,谢广祥,罗勇,等.急倾斜煤层全煤巷道锚网索支护参数设计[J].煤炭科学技术2007,35(1):46-48.
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