采煤专业-煤矿设计-毕业设计论文.doc

太原理工大学继续教育学院毕业设计（论文）纸
第一章 井田概况及地质特征
第一节 矿区概述
一、地理位置及交通条件
（一）交通条件
本井田位于阳城县西南，距县城15km，经阳（城）——云（蒙山）公路，与晋——韩（城）6.76-8.07公路相连，东达晋城市，西至侯马市。交通运输条件十分便利。井田东西长约3.2km，南北宽约2.5km ,面积约8km2，详见交通位置图（图1-1-1）。
（二）地理位置
井田地处沁水盆地西缘，中条隆起的北东部。地貌划分属侵蚀山地，以低山丘陵为主，区内沟谷发育，最高点位于井田北部的山梁，标高约799.7m，最低点位于井田南部边界处，标高约695m，相对高差104.7m。区内沟谷一般无水流，雨季洪水来猛6.76-8.07去速，向西流入沁河，经沁河流入汾河，最终汇入黄河。
二、矿区的工农业生产建设概况
矿区位于阳城县固隆乡，工业以煤矿为主，主要农作物有小麦、玉米、谷子、大豆等，经济作物有葵花、苹果和桑叶等。该区经济形势良好，矿井建设和生产的劳动力来源充足。砖、石、水泥等建筑材料可就近供应。
三、矿区电力供应基本情况
矿井现有两回路电源供电，一回引自固隆乡10kV开闭所10kVⅠ段母线。另一回引自固隆乡10kV开闭所10kVⅡ段母线。两回路均采用架空线输送。
四、矿区的水文简况
区内无大的地表水体，地下水属延河泉域岩溶水系统，位于于阳城县马山村沁河河谷西侧，是沁河河谷近20km范围内一系列泉群出露地的最大露对，泉口标高为464m，出露地层为奥陶系厚层石灰岩、呈管状溶洞式排泄，泉水流量约为3.0-4.0m3/s，总量1.1亿m3/年。该泉域内的石灰岩直接降水入渗补给面积约为1700km2。地下水流向为由北向南、由西向东向沁河河谷排泄，在延河泉南部沁河河谷中仍有泉群出露 ，其排泄总流量约为2.2-3.0 m3/s，该泉水质较好，总矿化度0.37g/L，总硬度16.4德国度，属HCO3.SO4-Ca.Mg型水。区域性主要含水层为奥陶系灰岩岩溶裂隙水，岩溶裂隙发育，富水性较强，为良好的工业用水。
五、矿区的地形与气象
本区属东亚季风区温暖带半湿润气候区，大陆型季风型，四季分明。冬冷雨雪少，夏热多雨，年平均气温10.5-12.5℃，一月份气温最低，平均为-3.1℃，七月份气温最高，平均为24.6℃，无霜期为170-195天，年降水量最大为852.3mm，最小为335.2mm，年平均降水量为537.1mm。雨水多集中在7-9月，蒸发量是降水量的2-3倍。气温一般较高，月最高温度达38℃左右，最低湿度22℃左右，平均气温11℃。历年冻结月份为11月至次年3月，冻土深度一般0.3m左右，最大可达0.43m。全年无霜有180天，早霜期一般于10月中旬，晚霜期于4月中旬。风力不大，一般3-4级，最大6级，春、冬季多西北风，夏秋季多东南、南风，最大风速21.6m/s，最大积雪厚度7cm，冬季降水量25mm。
历年地震资料及文献记载，一九六五年山西垣曲的5.5级地震及一九六六河北隆尧的6.8级地震，阳城有悬挂物摆动，房屋摇晃等感觉。按GB18306-2001图A1，基本地震加速度0.05g，本区地震烈度为六度。
六、矿区开发史及周边小窑状况
该矿区范围内无小煤矿开采，但井田西邻泽城煤矿，北部过F35断层与四候煤矿相邻，东部与二轻府底煤矿相连。
第二节 井田地质特征
一、地层
矿区出露地层有二叠系下统下石盒子组、二叠系上统上石盒子组以及第四系等。其中第四系在矿区分布较广泛。矿区地层由老到新分述如下：
1、奥陶系中统马家沟组(O2m)
揭露厚度10.00m，为海相石灰岩，含腕足类化石。岩性主要为深灰色厚层状灰岩和灰黄色泥灰岩，为含煤岩系的基底。深灰色，厚层状石灰岩，岩溶发育，底部为含方解石脉的泥质角砾状灰岩。灰岩中有时夹薄层角砾灰岩、泥灰岩。
2、石炭系中统本溪组(C2b)
岩性为铝土质泥岩及铁质泥岩，与下伏奥陶系中统马家沟组呈平行不整合接触。平均厚4.85m。灰色铝土质泥岩中夹砂质泥岩、泥岩、砂岩，底部常见鸡窝状山西式铁矿，本组具丰富的蜓类化石。
3、石炭系上统太原组(C3t)
为区内主要含煤地层之一。岩性主要为灰-灰黑色砂岩、泥岩、灰岩及煤层。为区内主要含煤地层之一，属一套海陆交互相含煤岩系。底部以K1砂岩底与本溪组分界，与下伏本溪组呈整合接触。本组平均厚81.78m。据岩性组合特征划分为三个岩性段。
一段(C3t1)：K1砂岩底至K2灰岩底。底部为灰-灰白色细粒石英砂岩（K1砂岩）中部为薄层泥岩。顶部为15号煤层，煤层厚度为6.76-8.07m，平均厚为7.47m。为区内主要稳定可采煤层之一。本段厚为10.4m。
二段(C3t2)：K2灰岩底至K4灰岩顶。岩性主要为灰岩、砂岩、泥岩和煤层。本段含岩三层（K2、K3、K4），岩性为深灰色厚层状含燧石灰岩，K4顶部含煤1层（11号）区内不可采。本段平均厚34.9m。
三段(C3t3)：K4灰岩顶至K7灰岩底。岩性主要为砂岩、泥岩、灰岩及煤层。其中含灰岩1-2层（K5、K6），含煤3-5层（5、6、7、8、9号），其中9号煤层可采。该煤层厚7.50-9.60m，平均厚8.35m，为光亮型煤，本段平均厚为36.48m。
4、二叠系下统山西组(p1s)
为区内主要含煤地层之一。岩性主要为灰—灰黑色砂岩、泥岩及煤层。含煤1-3层，其中3号煤为区内稳定可采煤层，煤层厚2.80-4.20m，平均厚4.2m，底部以K7砂岩与太原组分界，与下伏太原组呈整合接触。平均厚52.13m。本组富含植物化石。
5、二叠系下统石盒子组(p1x)
岩性主要为灰绿—黄绿色砂岩、粉砂岩、砂质泥岩及铝土质泥岩。与下伏山西组呈整合接触。平均厚52.20m。沟谷中有出露，风化后呈灰白、黑灰、杏黄等杂色，地表易于辨认。底部有一层3.85m厚灰—灰黄色中粒砂岩，定为K8。是与山西分界的标识。可与太原西山骆驼脖子砂岩对比。本组上部发育有一层铝土质泥岩，鲕状结构，风化后多小孔，裂隙被铁质充填，呈网络状。色相为鲜艳的桃红色。本组中、下部含丰富的植物化石。
6、二叠系上统上石盒子组(p2s)
岩性主要为灰色泥岩、紫红色泥岩与中、细粒砂岩互层。底部为中粗粒石英砂岩，与下伏下石盒子组呈整合接触。本组地层矿区内在沟谷中出露。平均残留厚为50.0m。
该组砂岩出露处，风化后呈绿色，泥岩为杏黄色，该组地层交错层理及斜层理发育，砂岩发育地段地层加厚。底部K9砂岩，成份以石英为主，硅质胶结，分选性差，稳定性较差。
7、第四系(Q4)
矿区内广泛分布，岩性主要为浅黄-浅红色亚粘土、亚砂土，厚0-14.61m，平均厚为10m。底部可见淡红色粘土，夹有钙质结核，不整合于不同时代基岩之上。
本矿区的地层，经过标识层、古生物、岩性特征、岩相旋回、煤层的物性曲线特征、煤质特征等系列手段，进行岩煤层对比，地层对比划分是可靠的。
二、含煤地层
该矿区含煤地层主要为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，含煤地层总厚119.91m。含煤7—11层，可采煤层3层(3#、9#、15#)。
太原组(C3t)：
主要含煤地层之一，太原组为典型的海陆交互相含煤建造，岩性主要为灰-灰黑色砂岩、泥岩、灰岩及煤层。本组发育4-6层浅海相灰岩，为地层对比的标识层，自下而上编号为K2-K7，本组厚81.78m。
K2灰岩。太原组标识层，深灰色，致密坚硬，含燧石。含生物化石碎屑。平均厚7.99m，稳定发育，为15号煤顶板，可与太原西山毛儿沟、庙沟灰岩对比。含动物化岩。
K３灰岩。为灰色生物碎屑灰岩。性脆坚硬，含少量燧石结核，发育稳定。含有动物化石。K3厚0—3.80m，平均厚2.10m。K4发育较稳定。有时相变为砂质泥岩、砂岩。含动物化石为。
K5灰岩。为生物碎屑灰岩，发育稳定，平均厚1.50m，可作为控制９号煤层之良好标志。可与太原西山东大窑灰岩对比。含有动物化石。
K6灰岩。局部发育不稳定，有时相变为砂岩或砂质泥岩，顶部为5号薄煤线。当山西组与太原组分界标识K7不稳定时，可作为划分该地层的辅助标识。
山西组(p1s)：
主要含煤地层之一，由灰—灰黑色砂岩与泥岩及煤层组成，含煤1—3层。平均厚52.13m。本组为陆相沉积。砂岩为中、细粒，石英含量较多。砂质泥岩与泥岩层理发育，含植物化石。
K7砂岩。为山西组底界一层灰色细粒砂岩，平均厚5.94m。是山西组与太原组分界标识，本层位可与太原西山北岔沟砂岩对比。
含煤地层沿走向变化不大。
三、构造
（一）、区域地质构造基本特征
山西省地处华北古板块内部，属典型的板内构造。该矿区位于华北断块区吕梁――太行断块沁水块坳东部次级构造单元沾尚－武乡－阳城北北东向褶带南段。
（二）、井田地质构造特征
井田内褶曲属宽缓的单斜，南高北低，对井田开拓煤层影响不大。
地层走向东西，倾向南北，倾角4º，构造简单，井田内未发现断层和陷落柱，也无岩浆岩侵入。
四、井田水文地质概况
（一）、地下水类型及特征
根据岩性、各含水层特征，地下水可划分为松散岩类孔隙水、碎屑岩类裂隙水和碳酸盐类岩溶裂隙水等。
1、松散岩类孔隙类
含水层主要为第四系松散沉积物，由亚砂土、砂及卵砾石组成。受大气降水补给，季节性变化大。
2、碎屑岩类裂隙水
主要为二叠系下石盒子组、山西组砂岩裂隙水、石炭系太原组砂岩、灰岩层间裂隙水，由于埋藏条件和节理裂隙发育程度不同，含水性差别很大。
3、碳酸盐岩类岩溶裂隙水
主要为奥陶系灰岩岩溶裂隙水。为区域性生要含水层，岩溶裂隙发育，富水性较强，为良好的工业用水。
（二）、矿井充水条件
1、奥陶系中统(O2)灰岩岩溶裂隙含水层
本组含水层为煤系地层基底，主要由厚层状灰岩、角砾状灰岩和薄层状泥灰岩组成富水性强的含水层。水质类型为HCO3·SO4--Ca·Mg型。水位标高在600m左右。
2、太原组(C3t)砂岩、灰岩裂隙含水层
岩溶裂隙含水层K2、K3、K4、K5灰岩，沉积稳定，厚度变化不大，为层间裂隙岩溶水。岩溶裂隙的发育随埋深增加而减弱，富水性随深度增加而减少。水质类型为SO4·HCO3--Ca·Mg型。单位涌水量为0.001-0.029L/s.m。
3、山西组(P1s)砂岩裂隙水
主要为3号煤顶板砂岩裂隙水，为开采3号煤主要充水水源，厚度变化不大，含水性差。水持类型为SO4·HCO3--Ca·Mg型。单位涌水量0.05L/s.m。
4、下石盒子组(P1x)砂岩裂隙含水层
K9砂岩及中粗粒砂岩为主要含水层，含水性较差，主要受大气降水补给，水质类型为HCO3--Ca·Mg型。
5、上石盒子组(P2s)砂岩裂隙含水层
含水层以中粗粒砂岩为主，含水性较差，主要接受大气降水补给，水质类型为HCO3--Ca·Mg型。
6、第四系(Q)孔隙裂隙水
岩性主要为浅红-灰黄色亚砂土，富水性好，水位埋深0.40-17.34m，主要受大气降水补给，水质类型为HCO3--Ca·Mg型。
（三）矿井涌水量
3号煤层上部含水层及水体包括地表水体、水系、冲积层孔隙水、风化壳裂隙水、山西组砂岩裂隙水等。根据井下出水情况，地表水体、冲积层、风化壳潜水等对采煤影响不大。砂岩裂隙水在开采过程中时有渗水淋滤发生，因而3号煤层开采过程中的涌水量主要是砂岩裂隙水。
9号煤层矿坑涌水量包括K5石灰岩含水层水、上部3号煤层采空区积水、小煤矿和古窑积水。
15号煤层开采涌水量包括K2石灰岩含水层涌水、上部3、9号煤层老窑积水渗漏涌水量。
该矿井下平均涌水量192m3/d。最大涌水量约为384m3/d。
第三节 煤层的埋藏特征
一、煤层
本区的含煤地层主要为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，太原组为典型的海陆交互相含煤建造，山西组为陆相含煤建造。含煤地层总厚119.91m，含煤7-11层。可采煤层3层(3#、9#、15#)，总厚19.55m，含煤系数16.3%。其中：
（一）、太原组厚81.78m，含煤6—8层，其中15号煤层稳定可采，厚7.47m，含煤系数9%；9号煤层较稳定，区内可采，厚8.35m，含煤系数10%；5、6号煤层区域局部可达可采厚度，区内不可采。
（二）、山西组厚52.13m，主要含3号煤层，煤层厚2.80-4.20m，平均厚4.2m，含煤系数7%。
二、可采煤层及围岩性质
（一）、3号煤层
位于山西组中、下部，上距K8砂岩平均37.78m,。下距K7砂岩平均4.88m，下距9号煤层平均34.95m。煤层厚2.80-4.20m，平均4.2m，煤层结构简单，其厚度变异系数(r)为11%，可采性指数(km)为1，属稳定可采煤层。
顶部为灰黑色粉砂质泥岩。底部为深灰色泥岩，植物化石丰富，含少量粉砂质。3号煤因其含硫低而有“香煤”之称。
该煤层的控制及研究程度均较高。
（二）、9号煤层
位于太原组中上部，下距K4石灰岩约4m。煤厚7.50-9.60m，平均8.35m。煤层结构简单，其厚度变异系数可采性指数(km)为1，均属较稳定可采煤层。
其控制及研究程度较高。
该煤层为三角洲平原上泥炭沼泽沉积，在支流间湾处形成的煤层较厚，在废弃河道上形成的煤层较薄。
顶板为灰色粉砂岩，间夹泥岩薄层，含植物化石碎石。
底板为灰色粉砂质泥岩。含结核状、团块状黄铁矿。
（三）、15号煤层
位于太原组底部，K2石灰岩下部，上距9号煤层平均38.90m，上距3号煤层平均74.20m，下距K1砂岩平均１m左右。煤厚6.76-8.07m,平均7.47m。煤层结构简单―较复杂，含煤1-2层夹矸，15号煤硫量较高，俗称“臭煤”。
各煤层特征见表1-3-1。
表1-3-1
煤层号
煤层厚度
最小-最大
平均
煤层间距
最小-最大
平均
夹石
层数
稳定性
可采性
顶底板
岩性
3
2.80-4.20
4.2

1-2
稳定
可采
砂质泥岩
泥岩
34.95
9
7.50-9.60
8.35
1-2
稳定
可采
粉砂岩
砂质泥岩
38.90
15
6.76-8.07
7.47
1-3
稳定
可采
K2灰岩
泥岩

三、煤的性质及品种
（一）、煤的物理性质和煤岩特征
本井田3号煤以光亮型煤为主，半亮型煤为辅。煤为黑色，条痕亦为黑色，断面贝壳状，不染手，金刚－似金刚光泽，坚硬致密。条带结构，块状构造。
应该指出的是，3号煤接近底部常有一层厚约0.50-0.60m的软煤，外观破碎，不见层理、构造，光泽和颜色有别于正常煤，用手或器械轻轻抠或刨即落下，而不成块。
据有关资料：9、15号煤的煤岩特征和机械性能与3号煤相近。但在外观上常见黄铁矿结核和晶体，特别是15号煤。由于灰分的增加，煤变得更加致密，视密度略有增加，而煤的孔隙率略有下降。
（二）、煤的化学性质
据阳城县产品质检所，产品质量检验报告。依据GB212-91，井田3号煤质特征如下：
原煤水分(Mad) 1.17—2.47%
原煤灰分(Ad) 8.69—17.92%
原煤挥发分(Vdaf) 6.20—6.70%
原煤固定碳(Fcad) 72.91—83.17%
原煤全硫(St,d) 0.40—0.47%
原煤发热量(Qgr,v,d) 27.35—31.06%
据以上资料，该3号煤为低灰—低中灰、特低硫、中高热值的无烟煤。
（三）、煤的工艺性能
1、热稳定性。该矿所处位置3号煤热稳定性闻名全国，远远优于阳泉矿区和北京西山等地的优质无烟煤，热稳定性较好。
2、煤对CO2的反应性低。
3、煤的结渣性。一般煤灰成分中Fe2O3高，灰熔融性软化温度(ST)>1250℃，为中等软化温度灰。
煤的其它性能。3号煤耐磨性较好。耐热强度较高，完全符合化工用煤的要求。
井田内9、15号煤层，因无这两层煤的资料，只能根据３号煤资料从理论上加以分析。
⑴ 热稳定性
从全国看，典型的无烟煤－无烟煤二号的热稳定性最好，另外煤中碳酸盐矿物的增高会降低煤的热稳定性。与3号煤相比，9、15号煤中无烟煤二号的份额均有大幅增加，所以推断9、15号煤的热稳定性优于3号煤。
⑵ 煤对CO2的反应性
推断9、15号煤对CO2的反应性会更次一些。
⑶ 煤的结渣性
煤的结渣性会随着煤中含铁矿物的增多而增强，生于“近海”相的9、15号煤比生于“远海”相的的3号煤的煤灰分中的Fe2O3增加了3倍之多。据此分析，9、15号煤比3号煤更易结渣。
4、煤的可选性及工业用途
3号煤层按1.45比重精煤回收率评定3号煤，属中-良等。
9号煤以中煤含量评价可选（中煤含量8.33%）属易选煤；
15号煤以中煤含量25.56%属难选煤。
按GB5751-86划分煤类，本井田各煤层为无烟煤，为优质化工及动力用煤，15号煤层因含硫量较高，为国家限采煤层。
四、瓦斯、煤尘及煤的自燃
（一）、瓦斯
根据临近生产矿井瓦斯涌出量可以估计该矿3号煤层瓦斯绝对涌出量在0.70m3/min，相对涌出量在3.44m3/t左右，为低瓦斯矿井。CO2绝对涌出量为0.88m3/min，相对涌出量2.22m3/t。
虽然矿区瓦斯含量不高，但本区煤层为高级瓦斯含量区，开采时应注意。
（二）、煤尘和煤的自燃
对于3号煤，经山西省产品质检所对该矿井下煤炭抽取10kg样品进行自燃倾向性等8项检验结果如表1-3-2：
表1-3-2
水分
灰分
挥发
分
硫分
焦渣
特征
容重
T/m3
真
密
度
TRD
煤尘爆炸性
自燃倾向性
火焰
长度
(mm)
加岩粉
用量
(%)
有无
爆炸性
吸氧量
(cm3/g)
自燃
等级
倾向
性质
2.0
12.88
6.5
0.41
2
1.45
1.6
0
0
无
1.2886
Ⅲ
不易自燃
据邻区竹林山井田详查区资料，本区3、9、15号煤均无爆炸性，煤尘爆炸指数为零，均为不自燃煤。
第二章 井田境界与储量
第一节 井田境界
依据中华人民共和国采矿许可证(证号：1400000221303)给定的拐点座标为准。其拐点座标为：
点号 Ｘ座标 Ｙ座标
1 3935240.00 19617790.00
2 3935240.00 19620990.00
3 3932740.00 19620990.00
4 3932740.00 19617790.00
矿井批准开采3、9、15号煤层，现开采3号煤层，井田水平面积约8km2。
第二节 地质储量的计算
一、计算方法
本井田主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，故储量估算方法采用地质块段的算术平均法。计算面积采用PLACOM数字式电子求积仪在煤层底板等高线及储量估算图上直接测量三次以上，误差在尾数为3个数内，取其平均值，作为储量计算面积。煤层储量计算厚度按储量块段求取，即块段内各资料点煤层储量计算厚度的算数平均值。并按下列公式求取煤层的块段储量。
计算公式：Q=S×m×d
式中：Q--块段的储量[万t]
S—块段的水平面积[m2]
m—块段的煤层储量估算平均厚度[m]
d—煤层的视密度[t/m3]
煤层储量为各块段储量之和。
二、地质储量
储量类型划分依据为《固体矿产储量分类》(GB/T17766-1990)和《煤、泥炭地质勘查规范》(DZ/T0215-2002)。
该矿井3、9、15号煤层视为探明的、经济的，经可行性研究后均属经济的，是未扣除设计、采矿损失的部分。
据此，将储量分为探明的经济基础储量(111b)，可采储量111。
根据该矿地质报告及井田范围，井田内3号煤层经济基础储量（111b）为43036kt，9号煤层经济基础储量（111b）为96860kt，15号煤层经济基础储量（111b）为86652kt，
第三节 可采储量的计算
一、永久煤柱的留设
设计对地面井田边界、工业广场、大巷及井筒等均留设保护煤柱，根据地质地形情况，按现行《地面建筑物及主要井巷保护暂行规程》规定设计和计算，表土层移动角按45°计算，基岩层移动角按72°计算，工业广场、井筒留设50m保护煤柱，大巷保护煤柱为20m。
二、可采储量
计算公式Q采=（Q探-P）K
其中：Q采—可采储量
Q探—探明的经济基础储量
P—永久煤柱（矿界、井筒、断层、大巷储量×50%）；
K—回采率，采用国家规定指标，即：厚煤层：>3.50m K=75%；
经计算，3、9、15号煤可采储量kt。详见可采储量表2-3-1。
表2-3-1 可采储量汇总表
煤层编号
工业储量（kt）
煤柱损失（kt）
开采损失（kt）
设计可采储量（kt）

大巷
工业场地及井筒
边界
小计
3
43036
1564
247
1218
3029
10001
30006
9
96860
3520
555
2741
6816
22511
67533
15
86652
3149
497
2452
6098
20139
60415
合计
226548
9233
1299
6411
15943
52651
157954

第三章 矿井工作制度及生产能力
第一节 矿井工作制度
矿井设计年工作日300d，每天四班工作（三班生产，一班准备），日净提升时间18h。
第二节 矿井生产能力及服务年限
一、矿井生产能力
根据该矿煤层赋存及资源情况，综合考虑储量、井型及服务年限三者的关系，本矿设计为3、9、15号三层煤分三个水平开采。
根据现今我国生产水平及规模要求，综合考虑储量、井型及服务年限三者的关系，确定矿井生产能力为900kt/a。
二、矿井服务年限
本井田可采储量为157954kt，按该矿现有生产规模900kt/a计算，矿井服务年限为：
矿井服务年限=可采储量/生产能力×1.4（资源/储量备用系数）
=157954/(900×1.4)=125年
经计算，该矿井服务年限为125年。
第四章 井田开拓
第一节 井田开拓方式的确定
一、井筒位置、形式、数目及通风方式
（一）、井筒位置、形式及数目
由于本矿井表土层不厚，水文地质情况简单，井筒施工容易，故采用斜井开拓。根据矿井提升的需要与本矿的地质条件以及《煤矿安全规程》的规定，在本井田中部设主副井筒各一个；主井用来提升煤炭，副井用来提升人员、材料、矸石以及通风。
风井井口位置的选择，应满足通风要求。本矿井瓦斯不大，井田走向长为3.2km，故采用中央边界式通风，在矿井东、西部边界中部各打一眼立井风井，担负整个矿井的回风任务。
经以下两种开拓方案的比较，可以得出井筒位置、形式及数目，具体特征如下：
1、主斜井：半圆拱形断面，担负矿井煤炭提升、进风兼作安全出口。
2、副斜井：半圆拱形断面，担负矿井辅助提升、进风兼作安全出口。
3、西回风立井：圆形断面，担负矿井西部采区回风任务兼作安全出口。
4、东回风立井：圆形断面，担负矿井东部采区回风任务兼作安全出口。
井筒特征表4-1-1
序号
井筒特征
井筒名称
主斜井
副斜井
回风立井
1
井筒坐标
X
3933640.000
3933637.445
3933939.445
Y
19619370.000
19619404.997
19617794.398
2
提升方位角
0°
0°
90°
3
井筒倾角
13.5°
16°
90°
4
井口标高（m）
＋815
＋813
＋821
5
井底标高（m）
＋734
＋730
＋721
6
井筒斜长（m）
347
300
100
7
井筒净宽度（m）
3.6
3.6
4.5
8
井筒净断面（m2）
10.45
9.52
15.90
9
砌壁
厚度mm
450
450
450
材料
锚喷
锚喷
钢筋混凝土
10
井筒装备
胶带输送机
单滚筒提升机
风机

（二）、通风方式
根据井田开拓布置，矿井采用主、副斜井进风，回风立井回风的中央边界式通风方式。主扇的工作方式采用抽出式。
二、开拓方案
本次设计主要是针对3号煤层的开拓布置进行设计，根据本矿区3号煤层赋存情况及水文地质地貌情况，本次设计提出两种开拓方案：
方案一：采用斜井单水平开拓，在井田中部沿走向向西开掘三条大巷至西部边界与西部回风立井贯通，在大巷南北两翼布置工作面进行长壁式开采。后期向东延伸三条大巷与东部回风立井贯通，并在大巷南北两翼布置工作面进行长壁式开采。
方案二：采用斜井片盘开拓，在井田中部沿倾向向上部边界开掘两条大巷至北部边界与北部回风立井贯通，并沿倾向划分多个片盘，在每个片盘东西两翼各布置1个工作面，采用后退式回采。后期向下部边界延伸大巷，同上部一样划分片盘布置工作面进行回采。
开拓方案的比较：
开拓方案技术比较表4-1-2。
项目
方案一
方案二
优点
便于集中生产和机械化生产，产量大；
单水平开拓，避免了频繁的水平接替；
带区内的准备巷道随带区采完而废弃；
其它巷道均布置在岩层中，所以巷道维护费用低；
巷道布置简单，护巷煤柱少，提高了矿井回采率。
初期井巷工程量少、投资少、出煤块；
生产管理简单；
运输和回风大巷沿煤层掘进，施工容易，同时又可出煤；
技术装备比较简单。
缺点
岩石巷道工程量大，初期投资相对较大，建井时间长。
片盘服务年限短，需要经常延伸大巷；
由于采用连续式回采，故在遇到断层、褶曲时很难保证正常生产；
产量小，如要加大产量则需在矿区内建设过多的片盘斜井，从而造成矿井分散、管理困难、占地过多。
基本建设费用计算表4-1-3

方案一
方案二
工程量/m
单价/元/m
费用/万元
工程量/m
单价/元/m
费用/万元
主斜井
347
3000
104
300
3000
90
副斜井
300
3000
90
300
3000
90
回风立井
100
4000
40
100
4000
40
井底车场
200
2400
48
100
2400
24
运输大巷
550
2000
110
0
0
0
总计
392
244
煤巷不计
生产经营费用计算表4-1-4
项目
方案一
方案二
运输费用
3.25元/t
3.75元/t
巷道维护费用
0.525元/t
1.50元/t
合计
3.775元/t
5.25元/t
开拓方案经济比较汇总表4-1-5
项目
方案一
百分率%
方案二
百分率%
基本建设费用
392万元
160%
244万元
100%
生产经营费用
3.775元/t
100%
5.25元/t
139%
建井时间
2.5年
108%
2.3年
100%
储量损失
52651kt
100%
58971
112%
经比较，方案一虽然基建费用比方案二高，但方案一生产经营费用相对较低，而且根据矿井井型、井田面积和服务年限等条件要求分析方案一更具优势，所以本次设计选择方案一作为矿井井田开拓的最终方案。
第二节 达到设计生产能力时工作面的配备
一、回采工作面长度
回采工作面长度为130m，主要结合本矿煤层赋存条件，考虑工作面刮板输送机铺设长度、工作面支护难易程度、工作面产量等因素确定。
二、工作面的个数、产量及装备
矿井达到设计生产能力时，在3号煤层中布置一个回采工作面。工作面年推进度为1440m，采煤工作面生产能力按下式计算：
A=M×I×L×r×C
式中：A——回采工作面年生产能力，t/a；
M——回采工作面采高，m；
I——回采工作面长度，m；
L——回采工作面年推进度，m；
r——煤的容重，1.45t/m3；
C——工作面回采率，85%；
所以：A=3.7×130×1440×1.45×0.85=854kt/a
考虑加上掘进出煤，可满足矿井设计生产能力900 kt/a的需求。
第五章 矿井基本巷道及建井计划
第一节 井筒、石门与大巷
一、井筒布置及装备
1、主斜井：半圆拱形断面，净宽3.6m，墙高1.5m，净断面积为10.45m2，倾角13.5°，斜长347m，锚喷支护，装备DX5-B=1200型胶带输送机。
2、副斜井：半圆拱形断面，净宽3.6m，墙高1.5m，净断面积为9.52m2，倾角16°，斜长300m，锚喷支护，装备JK2.5—30提升机。
3、回风立井：圆形断面，井筒直径4.5m，净断面积为15.90m2，井深100m，钢筋混凝土支护。
4、风速验算：所选定的主、副井作为进风井，风井作为出风井，其断面的大小必须符合风速要求。经风速验算可知，所选的井筒符合风速要求。
二、巷道断面及支护形式
主要开拓巷道除总回风大巷外其它如运输大巷、轨道大巷、井底车场等均布置于底板砂岩之中。由于其服务时间长，为便于维护，并根据现场使用情况，其断面均采用半圆拱形，并采用锚喷支护。总回风大巷为便于通风布置在煤层中，其断面采用矩形，支护采用锚杆支护。
各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及《规程》第19条、第20条有关安全间隙的要求而确定的，并按通风要求验算风速，符合要求。
三、井底车场各硐室
主要硐室均采用半圆拱形断面，荒料石砌碹。在副井井底车场设有：中央变电所、中央水泵房、水仓、及消防材料库等，在轨道运输大巷南侧设有爆破材料发放硐室。井底车场巷道支护形式采用锚喷支护。
第二节 井底车场
本矿井设计年产量为900kt/a，运煤系统全部采用皮带运输直接出口，所以井下只设计副井轨道车场，在轨道运输巷道中采用双轨无极绳矿车运料。副井底车场选用折返式井底车场。为了保证矿井生产及安全的需要，井底车场设有各种硐室。并与主井井底巷道相通。
第三节 建井工作计划
一、井巷开拓掘进进度指标
巷道掘进进度以满足回采工作面正常接替为原则，根据《煤炭工业矿井设计规范》，巷道掘进进度指标采用如下数值：
立井井筒：80m/月；斜井井筒：90m/月；
煤 巷：280m/月；岩 巷：230m/月；
硐 室：500m3/月
二、矿井移交生产时的井巷工程量计算
移交生产时，矿井井巷工程总量为6993m，其中：煤巷5396m，占总工程量的77%；岩巷1597m，占总工程量的23%。
矿井移交生产时的井巷工程量汇总见表5-3-1。
矿井移交生产时井巷工程量汇总表5-3-1
项目
巷道长度m
煤巷
岩巷
小计
开拓工程
井筒

747
747
井底车场

200
200
大巷
1500
550
2050
准备及回采工程
3896
100
3996
总计
5396
1597
6993
第六章 采煤方法
第一节 采煤方法的选择及依据
本采区可采煤层的特征如下表所示：
表6－1                   可采煤层特征表
煤层名称

3
煤层厚度
M
4.2
倾角
°
4
稳定性

稳定
硬度

中硬f=2.0
煤层牌号

FM
伪顶
岩性

深灰色泥岩
厚度
M
0.1
直接顶
岩性

沙泥岩
厚度
M
1.6
老顶
岩性

长石石英砂岩
厚度
M
9.0
根据可采煤层的特征表，3号煤层为倾角为4°的近水平厚煤层，在采区范围内，煤层结构单一，赋存稳定。综合考虑分层综采采煤法和综采放顶煤采煤法的优缺点，决定选用倾斜长壁全部垮落一次采全高综采放顶煤采煤法。
第二节 确定盘区巷道布置和要素
一、分带巷道布置
3号煤层开拓巷道采用分带布置，在井田中部沿走向平行布置两条大巷，分别为运输大巷和回风大巷，垂直于大巷巷道布置回采工作面巷道。回采工作面巷道采用两条巷布置，即运输顺槽和回风顺槽，两顺槽掘进至边界时，掘开切眼形成工作面。工作面之间煤柱宽度为15m，工作面回采巷道采用双巷掘进，即同时掘进上一工作面的回风巷和下一工作面的运输巷。
二、回采工作面长度的确定
影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、地质构造影响、煤层中瓦斯的涌出量及其防治措施、采区通风的条件及存在问题、机械装备及技术特征、巷道布置等。该区煤层赋存条件好，煤层倾角较小，地质条件简单，无大的地质构造影响，煤层走向起伏不明显，相对瓦斯涌出量为3.44m3/t，瓦斯含量相对较低，通风条件良好，工作面生产能力大 。该矿井设计为综合机械化程度高的现代化矿井，要求工作面有较大生产能力，故选用较长的采煤工作面。一般倾角小、煤层厚度大的工作面长度范围为100～150m，本设计选择工作面的长度为130m。
三、工作面的推进方向和推进度
由于后退式的工作面和巷道的维护条件好，工作面的推进方向确定为后退式。
综放工作面的连续推进长度一般不宜小于800～1000m。另外，考虑到工作面搬迁次数及煤损随工作面推进距离增大而减少，结合矿井设计生产能力和所选用滚筒采煤机技术参数，可得出综放工作面的推进度为：
           V0=C。×X×T
式中：V 0；工作面推进度
C。；滚筒截深
X；日循环刀数
T；年工作日
V0=0.8×6×300=1440m/a
四、移交生产及达到设计产量时分带数目及位置
矿井移交生产和矿井达到设计生产能力时共布置一条分带一个综采工作面。为减少工期，尽快投产，首采面就近布置在井田中部主井附近。
第三节 回采工艺与劳动组织
一、工作面采煤、装煤、运煤、支护方式及配套设备选型
根据矿井生产能力以及本矿井煤层赋存条件，结合本矿开采技术水平，3号煤层采用综采工艺方式，工作面采用刮板输送机运煤，运输顺槽采用胶带输送机运输。
综采工作面的采煤机、刮板输送机和自移式支架在几何尺寸、生产能力和服务时间方面配套是实现工作面高产高效的前提。
综采工作面内的主要装备要在狭小的空间内正常运转，做到互不影响，互为依存。采煤机应能够割至最高采高，又能割至底板。
工作面生产能力取决于采煤机的落煤能力，而工作面输送机、液压支架、平巷中的转载机、破碎机和可伸缩胶带输送机等设备的能力都要大于采煤机的生产能力，通常按富裕20﹪考虑。为发挥综采设备的优势，保证工作面高产，工作面输送机的运输能力要大于采煤机的落煤能力，液压支架的移架速度要大于采煤机的运行速度。
其设备设备选型及配套应遵循以下原则：
（1）液压支架应能适应煤层厚度的变化和顶板的下沉，要在最大采高或煤厚时支得起并有一定富裕，在最小采高或煤厚时卸得掉。
（2）采煤机选型的原则
①、适合特定的煤层地质条件，采煤机的采高、截深、功率、牵引方式等选取合理，有较大的适用范围。
②、满足工作面生产能力要求，采煤机实际生产能力大于工作面设计生产能力。
③、采煤机性能好，可靠性高，各种保护功能完善。
④、采煤机的选型应与矿井设计生产能力相适应。
（3）、刮板输送机的选型原则
①、刮板输送机的输送能力要大于或等于采煤机或刨煤机的生产能力。
②、刮板输送机的溜槽长度要与液压支架的宽度相匹配。
③、刮板输送机的溜槽与液压支架的推移千斤顶的连接装置和配合间隙要匹配。
根据工作面的关键参数，查《综采综掘高档普采设备类型配套图集》,选用配套编号ZC140—ZZPF33的配套设备。
三机标准型号见表6