采煤井田-毕设论文.doc

第一章 井田概况及资源特征
第一节 井田概况
一、交通位置
**煤矿隶属于川底乡管辖，井田位于泽州县川底乡原庄村北侧，其地理坐标为北纬35°33′41″~35°34′54″，东经112°38′05″~112°39′29″。
井田位于晋城市区西北约26km处，东南距川底乡约5km，距晋煤集团成庄煤矿铁路专用线约12km。晋韩公路从井田东南侧约4km处通过，南距晋阳高速公路约8km，距阳城发电厂约25km，侯月铁路阳城站（位于八甲口）距井田约28km，各乡村均有公路相连，向西可达侯马等地，向东可达晋城，交通运输条件方便（见交通位置图）。
二、地形地貌
井田地处太行山脉南端西侧、沁水盆地的东南缘，地貌类型属低山丘陵区,区内沟谷发育中等，沟谷多成“V”字形展布，总的地势为西高东低，最高点位于井田西南部山梁上，海拔为1078.00m，最低点位于井田东南部，海拔为806.00m，相对高差272.00m。
三、地表水系
井田地处太行山脉南端西翼、沁水盆地的东南缘，地貌类型属侵蚀低山丘陵区。井田内地形大致西高东低，地表水排泄条件较好，地下水主要靠大气降水补给。地表水系属黄河流域沁河水系长河支流，长河位于井田外东部约4km处，其上游修建了不少水库，控制了地面迳流。本井田东部边界处有一沙沟水库，面积约0.09km2，库容量约为200000m3，在干旱季节容量大幅下降，地表水大部分沿地势流入此水库中。
四、气象及地震情况
矿区属东亚暖温带大陆性气候，一年内四季分明。据泽州县气象部门最近40年的统计资料：无霜期202天左右，气候干燥，多年平均降水量573.8mm，最大年降水量为884.4mm(2003年)，最小年降水量为265.7mm(1997年)，最大日降水量为121mm(1992年5月05日)，最大时降雨量为71.4mm。雨季多集中于七、八月，多年平均蒸发量1827.8mm，超过降水量的三倍；旱季为12月到翌年2月，多年平均气温11.5℃，6~8月气温最高，极端最高温度可达38.6℃(1967年6月4日)，12月至翌年2月气温最低，极端最低温度为-22.8℃(1956年1月21日)；每年11月至次年3月为冰冻期，最大冻土深度为41cm，结冻期与降雪从11月至翌年3月；冬季多为西北风，夏季多为东南风，最大风力为7~9级，一般为3~4级。
据历史记载地震台网监测，晋城地区共发生过5级以上地震1次，5级以下有感地震44次，最大地震是1303年9月发生在高平的5.5级地震。根据《中国地震动参数区划图》GB18306-2001，该地区地震动峰值加速度和地震动反应谱周期分别为 0.05g和 0.45s。根据国家地震局 1:400万《中国地震综合等震线图》，本区地震基本烈度为Ⅵ度区。
五、水源条件
矿井生活用水取自奥灰深水井，该含水层含水丰富，水质良好，是区域重要的供水水源，可以满足矿井生活用水需求。矿井涌水经净化处理，可作为矿井井下消防、洒水及井下用水设施用水水源，基本能满足矿井生产用水需要。
六、电源条件
该矿现采用双回路架空线路供电，其中一回路引自川底110kV变电站10kV线路，导线型号为LGJ-185mm2，供电线路长4km；另一回路引自东沟220kV变电站10kV线路，导线型号为LGJ-185mm2，供电线路长3km。因此矿井供电电源可靠，矿方已经与供电部门达成供电协议，供电有保障。当任一回电源停止运行时，另一回仍能保证全矿负荷用电。
第二节 地质特征
一、地质构造
（一）地层
井田内地层大部分为黄土覆盖，原庄村北部见有部分基岩出露。井田内出露地层为第四系中更新统离石组、二叠系上统上石盒子组。下面将本区地层由老至新简述如下：
1、奥陶系中统峰峰组（O2f）
为含煤地层之基底，厚度一般大于100m，区内钻孔未揭露完全。由厚层状灰色致密石灰岩组成，质纯、性脆、夹泥质灰岩，节理发育，多为方解石充填。
2、石炭系中统本溪组（C2b）
厚0.0（410孔）~16.27m，一般厚10.38m。岩性主要由灰白色或兰灰色铝质泥岩、灰色薄层状粉砂岩组成，底部铝质泥岩中含褐铁矿（山西式铁矿），层位不稳定，与下伏地层呈平行不整合接触关系。
3、石炭系上统太原组（C3t）
井田内主要含煤地层之一，一般厚56.74~94.20m，一般厚88.03m。主要岩性为砂岩、粉砂岩、泥岩、灰岩和煤层。灰岩中生物碎屑含量15～30%，以腕足类、腹足类、螺类为主，少量蜓类、羊齿类等，按岩性组合特征可划分为三个岩性段。
一段（C3t1）：K1砂岩底至K2灰岩底，平均厚18.89m。由泥岩、中粒石英砂岩、细砂岩及煤层组成。区内K1砂岩有时不稳定，局部地区15号煤层与本溪组铝质泥岩直接接触。15号煤层位于该段顶部，煤层厚2.75~3.84m，平均厚3.30m，全区稳定可采。
二段（C3t2）：K2灰岩底至K4灰岩顶，平均厚29.33m。由石灰岩（K2、K3、K4）、泥岩、粉砂岩和3层薄煤层组成。该段以色深、粒细、灰岩比例大为特征。
三段（C3t3）：K4灰岩顶至K7砂岩底，平均厚39.81m。由砂岩、细砂岩、泥岩、煤层、煤线及灰岩组成。其中9号煤位于本段下部，厚0.48~2.37m，平均厚1.39m，为井田内稳定的大部可采。
4、二叠系下统山西组（P1s）
井田内主要含煤地层之一，厚38.27~78.0m，一般厚50.74m。底部以K7砂岩底与太原组地层分界。岩性主要为岩屑石英杂砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、泥岩和煤层。含丰富的植物化石，有二叠枝脉蕨、华北蕉羽叶、星轮叶等。其中3号煤位于本组下部，厚6.15~6.90m，平均厚6.42m，全区稳定可采。
5、二叠系下统下石盒子组（P1x）
连续沉积于山西组地层之上，陆相沉积，以K8砂岩底界与下伏山西组地层分界，岩性主要为岩屑石英杂砂岩、岩屑杂砂岩粉砂岩、粉砂岩、泥岩和含菱铁矿鲕粒泥岩等，与下伏山西组地层呈整合接触。本组地层厚50.08~93.98m，一般厚75.0m。
6、二叠系上统上石盒子组（P2s）
主要有杂色泥岩、黄色泥岩、砂质泥岩和砂岩组成，底部含铁锰矿层一层，厚0.40m，底部以K10砂岩为底界。本组厚度为140.0~330.49m，一般厚297.78m，该组上部泥岩被剥蚀，与下伏下石盒子组地层呈整合接触。
7、第四系（Q2）
井田内广泛分布，岩性为浅红色粉砂、亚粘土，与下伏地层呈角度不整合接触，厚0.0~43.66m，一般厚21.00m。
（二）构造
井田位于沁水盆地东南边缘，晋获褶断带西部，井田构造线方向与区域构造线方向基本一致，受区域构造影响，井田内发育有一宽缓的向斜构造，位于井田的中部，轴向NW，向NW倾伏，两翼地层倾角一般为3°~6°，局部地层受次一级构造影响，表现为波状起伏，呈北西缓南东陡。井田内西南部发育一条F1正断层，断层走向NW，倾向于NE，倾角约70°，落差约20m。井田内未发现陷落柱构造，未见岩浆岩侵入，根据《煤、泥炭地质勘查规范》（DZ/T0215-2002）对照，井田构造总体属简单类型。
二、煤层及煤质
（一）含煤性
井田内含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，不同的聚煤环境，形成了不同的岩性组合、岩相特征，含煤性也存在有较大的差异性。
太原组为一套海陆交互相含煤地层，一般含海相灰岩5层，含煤8层，编号自上而下为5、6、8、9、10、12、13及15号，煤层平均总厚6.88m，本组地层平均厚88.03m，含煤系数7.82%。其中9号煤层为稳定的大部可采煤层；15号煤层为稳定全区可采煤层。9号煤层厚0.48~2.37m，平均厚1.39m；15号煤层厚2.75~3.84m，平均厚3.30m，可采煤层厚4.69m，可采含煤系数5.33%。其余煤层均为不稳定的不可采煤层。
山西组为一套陆相含煤地层，一般含煤2层，编号自上而下为1、3号，煤层平均总厚6.72m，本组地层平均厚50.74m，含煤系数13.24%。其中3号煤厚6.15~6.90m，平均厚6.42m，为全区稳定可采煤层，可采含煤系数12.65%。其余为不可采煤层。
含煤地层总厚138.77m，煤层总厚13.60m，含煤系数9.80%。井田内全区稳定可采煤层为3号、15号煤层，9号煤层为稳定的大部可采煤层，其余煤层均为不稳定的不可采煤层。
（二）可采煤层
井田内可采煤层为山西组的3号煤层及太原组的9号、15号煤层，现分述如下：
3号煤层：位于二叠系下统山西组中下部，厚度6.15~6.90m，平均厚6.42m。夹粉砂质泥岩或泥岩矸石，呈细条带状结构，玻璃光泽，亮煤为主，镜煤次之，光亮型，煤层稳定，结构简单～较简单，一般含0~2层矸石，矸石厚0.02~1.07m。其直接顶板多为砂质泥岩，局部为泥岩、粉砂岩；底板为黑色泥岩、砂质泥岩，局部为细粒砂岩，富含植物化石。综述，3号煤层在井田内厚度变化不大，全区稳定可采，结构简单～较简单，故据现行规范，3号煤层为全区稳定可采煤层。
9号煤层：位于太原组中下部，煤质较硬，厚度0.48~2.37m，平均厚1.39m。煤层厚度及层位较稳定，结构简单～较简单，一般含0~2层泥岩矸石，矸石厚0.07~0.29m，区内稳定大部可采。煤层顶板为粉砂岩、细粒砂岩，局部为砂质泥岩、泥岩；底板为砂质泥岩、粉砂岩。9号煤层在井田内稳定大部可采，结构简单～较简单，为稳定的大部可采煤层。
（三）煤质
①物理性质及煤岩特征
3号煤层：灰黑～黑色，以亮煤为主，次为镜煤、暗煤，镜煤多呈透镜状或薄层状，似金属光泽，条带状结构，层状构造，参差状、阶梯状断口，条痕为灰黑色，内生裂隙较发育，质坚硬，性脆易碎，据寺河精查地质报告，其视密度值为1.45t/m3，宏观煤岩类型为光亮型煤。
②化学性质
根据山西煤田地质研究所对该矿3号煤层井下煤样分析结果如下：
水分(Mad)：原煤1.36%，浮煤1.15%；
灰分(Ad)：原煤14.72%，浮煤9.04%；
挥发分(Vdaf)：原煤8.06%，浮煤7.07%；
固定碳(FCd)：原煤78.41%，浮煤84.52%；
全硫(St,d)：原煤0.26%，浮煤0.32%；
高位发热量(Qgr,d)：原煤29.681MJ/kg，浮煤32.005MJ/kg；
磷含量（Pd）：原煤0.009%；浮煤0.008%；
碳含量（Cdaf）：浮煤92.76%；
氢含量（Hdaf）：原煤3.02%；浮煤3.28%；
氧含量（Odaf）：浮煤2.50%；
氮含量（Ndaf）：浮煤1.10%。
③煤质及工业用途评价
按中国煤炭分类标准（GB5751-86）并结合区域资料，3号煤为特低硫、低灰、特低磷、特高热值之无烟煤，煤对二氧化碳反应差，精煤回收率良，热稳定性高，块煤可用于化工企业、冶炼企业及烧砖、石灰用煤，末煤主要用于发电厂、冶炼高炉喷吹及水泥厂配煤和生活用煤。
三、瓦斯、煤尘及煤的自燃
（一）瓦斯
根据晋市煤局安发 [2009]1065号文《晋城市煤炭工业局关于晋城市2009年度30万吨/年以下煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，瓦斯绝对涌出量24.67m3/min，瓦斯相对涌出量78.94m3/t，二氧化碳绝对涌出量1.67m3/min，二氧化碳相对涌出量5.34m3/t，属高瓦斯矿井。
（二）煤尘及煤的自燃
根据山西省煤炭工业局综合测试中心编号为№2008-2726号检验报告， 3号煤层火焰长度为0，岩粉用量为0，煤尘无爆炸性；自燃倾向性等级为Ⅲ级，属不易自燃煤层。
（三）地温及地压
据对生产矿井的调查，该区属地温正常区，参考区域资料，地温梯度为1-2℃/百米，恒温带深度在85m左右。井田范围及周围没有发现地温和地压异常现象，该井田应属地温和地压正常区。
（四）顶底板条件
3号煤层：直接顶板多为砂质泥岩，一般厚约4.15m，局部为泥岩、粉砂岩，常有薄层炭质泥岩或泥岩伪顶，伪顶厚0.02~0.20m。底板为黑色泥岩、砂质泥岩，局部为细粒砂岩，有底鼓现象。
四、水文地质井田水文地质
（一）含水层
1、松散岩孔隙含水岩组（孔隙水）
区内第四系分布广泛，岩性主要为黄色亚砂土及红色亚砂土，含水层的厚度、水位埋深及其富水性差别较大，地表地势较高地段一般无水，而于地形低凹处赋存地下水，地下水动态变化较大，而地下水的补给、排泄条件及水质类型与前述相应的区域含水层组的情况基本一致。水质类型为HCO3•SO4-Ca型水。
2、碎屑岩裂隙含水岩组（裂隙水）
该含水岩组主要指二叠系砂岩裂隙含水岩组，砂岩裂隙较发育，砂岩含水层的富水性取决于砂岩的裂隙发育程度，井田及其附近的3号煤层矿坑涌水量一般较小，且主要在雨季出水量增多。石盒子组、山西组地层含水层主要为粗粒砂岩及中细粒砂岩，是3号煤的主要充水来源，直接接受大气降水补给。水质类型属HCO3-Ca型水。据钻孔抽水实验结果，山西组含水层单位涌水量为0.0246L/s.m，渗透系数为0.118m/d。
3、碎屑岩夹碳酸盐裂隙岩溶含水岩组（裂隙岩溶水）
该地层埋藏较深，主要含水层为K2、K3、K5灰岩，富水性变化大，其间夹数层泥岩、砂质泥岩等隔水层，相对削弱了各含水层之间的水力联系。15号煤层的直接充水含水层为K2灰岩。资料表明该灰岩岩溶裂隙不发育，冲洗液消耗量及水位无明显变化，三层灰岩透水性差，富水性较弱且不均匀，单位涌水量0.00007L/s•m，渗透系数6.6×10-5m/d，水质类型属 HCO3•SO4或 SO4•HCO3-Ca•Mg型水。
4、碳酸盐岩岩溶含水岩组（岩溶水）
井田内中奥陶统地层埋藏较深，井田内未出露，埋藏较深，为石灰岩岩溶裂隙含水层组，含水空间以岩溶裂隙为主，岩溶裂隙发育及富水性具有随深度的增加而增强即上弱下强的特点。据区域资料，奥陶系峰峰组及上马家沟组单位涌水量为0.0015L/s.m，渗透系数0.00286m/d，下马家沟组涌水量为25m3/h，水质类型为HCO3•SO4-Ca•Mg型，结合区域资料，该含水层应为弱富水性含水层。
（二）井田充水因素及水害防治措施
1、矿坑充水来源
大气降水：大气降水通过不同成因的基岩裂隙及松散堆积物孔隙在裂隙沟通的情况下进入矿井，成为矿井充水的间接但重要的补充来源。矿坑涌水量受降水的季节变化影响，具明显的动态变化特征。
采空区积水：本矿井存有一定面积的采空区，据矿方介绍，采空区内现积水量不太大，周边煤矿3号煤层也已开采多年，亦存有一定程度的积水。在煤层顶板岩石冒落导水裂隙带或地质构造等不同沟通渠道的作用下，可对煤层井巷产生不同程度的充水。
含水层地下水：井田煤层顶板冒裂带将沟通其影响高度范围内各含水层之间的水力联系，使地下水进入矿井，成为矿井充水的主要来源。在开采过程中也不排除在特殊构造部位（如隐伏断裂构造）的越层补给。
地表水：井田内无常年性河流，东部边界处有一沙沟水库，库容量约为200000m3，一般深约3~15m，最深处库底标高约808m，在干旱季节容量大幅下降，水位较浅。
3号煤层直接充水含水层为其上部的砂岩裂隙含水层，富水性弱，由于煤层开采过程中产生的裂隙塌陷，容易沟通导水裂隙带内其它含水层，其导水裂隙带采用国标《GB12719-91》附录F中的公式预算导水裂隙带高度为152m，所以在水库附近3号煤层开采时局部地段会受到水库渗水的影响，矿井生产时应有所防范，，防止水库积水沿裂隙灌入矿井，形成事故。
勘探钻孔水：当井田内勘探钻孔封孔不合格或没有封孔时，可通过钻孔沟通煤层顶底板含水层及大气降水，若采掘工程通过封孔不合格及未封孔的勘探钻孔时，可出现含水层水及大气降水的入渗和灌入，影响煤层正常开采，甚至出现严重的水灾事故，矿井生产时应有所防范。
构造对矿井充水的影响：井田构造总体属简单类型，发育一宽缓的向斜构造，位于井田的中部，局部地层受次一级构造影响，表现为波状起伏，现存有一条正断层，未发现陷落柱构造，未见岩浆岩侵入。断裂构造发育，断裂破碎带附近亦可能存有派生的次级小型断层，断层的存在使各含水层相互沟通，且都具有一定的导水性，上部各含水层地下水沿断裂破碎带向矿井充水，因此，在靠近断层地带开采时，要留足保安煤柱，以免造成矿井透水事故的发生。
区域内周边生产矿井较多，相邻矿井如果裂隙贯通后也会对煤层的开采造成影响。
2、矿井充水通道
据井田水文地质和工程地质条件分析，矿井充水通道主要为岩土层的孔隙、裂隙、岩溶、顶板冒落带及井筒。另外，不应忽视区内隐伏陷落柱对矿井充水的影响。
3、奥灰岩溶水对矿井充水的影响
本区奥灰水静水位标高约510m，据3号煤层底板等高线图，3号煤层最低底板标高为600m，奥陶系岩溶裂隙静水位低于3号煤层最低底板标高约90m，所以开采3号煤层不存在底板突水问题。
（三）水文地质勘查类型及复杂程度评价
井田内构造类型简单，奥灰岩溶水位标高低于3号煤层最低底板标高，对矿井充水没有威胁。预计矿井设计生产能力提升至450kt/a时，矿井正常涌水量191m3/d，最大涌水量291m3/d。综上所述，井田3号煤层水文地质条件总体应属简单类型。

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第二章 井田开拓
第一节 井田境界及储量
一、井田境界
**煤矿井田范围由以下14个拐点坐标连线圈定。井田面积为3.3117km2，批准的可采煤层为3号煤层。
二、井田储量
1、储量估算范围和工业指标
①资源/储量估算范围
本次资源/储量估算为3号煤层，估算范围以山西省国土资源厅颁发的采矿许可证确定的井田边界为准。
②工业指标的确定
井田内可采煤层为无烟煤，煤层倾角小于25°。工业指标按照2002年12月国土资源部颁发的《煤、泥炭地质勘查规范》中有关规定执行。
2、矿井地质储量
根据矿井开采情况、巷道布置及采空区范围，估算矿井3号煤层现保有资源/储量为26017kt，其中探明的经济基础储量为25282kt，探明的经济基础储量占保有资源/储量的97%。
矿井地质资源/储量汇总表 单位：kt
煤层
水平
资源/储量类别
11b+122b 111b+122b+333
煤种
111b
122b
333
111b+122b
111b+122b+333
3
一
25282

735
28282
26017
97
WY

合计

25282

735
28282
26017

3、矿井设计储量
矿井设计储量依据下式进行计算：
矿井设计储量=矿井工业储量-永久煤柱损失
式中：永久煤柱损失为井田边界、断层、水库、村庄等保安煤柱。
经计算，矿井3号煤层设计储量为17975kt。矿井设计储量汇总见下表。
矿井设计储量计算表 单位：kt
煤层
编号
水平
工业资源/储量
111b+122b+333
永久煤柱损失
设计储量
井田
境界
断层
水库
村庄
采空区
防水
小计
3
一
26017
1302
540
1068
4327
805
8042
17975

合计

26017
1302
540
1068
4327
805
8042
17975
4、矿井设计可采储量
矿井设计可采储量依据下式进行计算：
矿井设计可采储量=（矿井设计储量-保护煤柱损失）×采区回采率
式中：保护煤柱损失为工业场场地、井筒及大巷保安煤柱，采区回采率为80%。
根据以上计算，矿井3号煤层设计可采储量为11230kt，矿井设计储量汇总见下表。
矿井设计可采储量计算表 单位：kt
煤层
编号
水平
设计储量
保护煤柱损失
开采损失
设计可采储量
工业场地
大巷
小计
3
一
17975
1356
2582
3938
2807
11230

合计
一
17975
1356
2582
3938
2807
11230
三、安全煤柱及各种煤柱的留设和计算方法
本次设计中对工业场地、井筒、大巷、井田边界、村庄、水体等均留设了保安煤柱。设计中井田边界保安煤柱为20m，大巷保安煤柱为30m，采区巷道保安煤柱为25m。矿井工业场地、井筒及村庄保护煤柱是在其边线外留出保护等级围护带宽度，根据表土层和基岩厚度（表土移动角45°，基岩移动角72°）使用垂线法计算村庄和工业广场保安煤柱。
第二节 矿井设计生产能力及服务年限
一、矿井工作制度
矿井设计年工作日为330d，每天三班作业（其中两班生产，一班准备），每日净提升时间16h。
二、设计生产能力
根据相关文件精神以及业主委托要求，结合井田储量及煤层埋藏深度、煤层赋存条件、装备水平、煤炭外运条件和市场需求等因素，综合确定矿井设计年生产能力为450kt/a。
三、设计服务年限

式中：T——矿井服务年限，a；
ZK——矿井设计可采储量，11230kt；
K——储量备用系数，取1.4；
A——矿井生产能力，450kt/a。
第三节 井田开拓
一、井田开拓方案
根据矿井工业场地位置及井田开拓现状，本着合理集中、方便生产、有序接替，尽可能利用已有井筒、井下巷道及硐室工程，减少井巷工程量，并结合井田地质条件和煤层赋存特点，本次针对3号煤层开采开拓方案设计如下：
在工业场地原主斜井西侧新掘一斜井作为矿井的主斜井，改造原主斜井作为矿井的副斜井，改造原回风立井作为矿井的专用瓦斯抽放井，改造原祥西煤矿主立井作为矿井的回风立井。原安全出口井予以关闭。
主斜井净宽4.2m，倾角22.5°，斜长478m，井筒内装备胶带输送机和架空乘人装置，担负矿井的煤炭提升、人员提升和进风任务，井筒内设行人台阶兼做矿井的一个安全出口。副斜井净宽3.6m，倾角23°，斜长439m，装备提升绞车担负矿井的材料、设备提升和进风任务，井筒内设行人台阶兼做矿井的一个安全出口。
采用+640m单水平开发井田3号煤层。主斜井落底后，通过平巷与胶带大巷联接，在主斜井井底附近布置主变电所、主水泵房、水仓、管子道及等候硐室。副斜井落底后设井底平车场，与轨道大巷联接。
矿井移交生产时，采用中央分列式通风式系统，抽出式通风方式。回风立井和瓦斯抽放井设在井田中部。回风立井净直径4.0m，垂深240m，井筒内装备梯子间，作为矿井的回风井和一个安全出口。瓦斯抽放井净直径2.8m，垂深273m，井筒内敷设有瓦斯抽放管路，作为矿井的专用瓦斯抽放井。
全矿井共划分为两个采区。一采区利用已有的北东运输巷和北东回风巷作为一采区运输巷和回风巷。二采区改造原有的北西右翼回风巷、北西运输巷、北西左翼回风巷分别作为矿井二采区的回风巷、胶带巷和轨道巷。矿井移交的首采区为一采区。
胶带大巷采用带式输送机运输，轨道大巷采用无极绳牵引矿车运输。一采区运输巷采用机轨合一方式。
井下煤仓利用胶带运输大巷和一采区轨道巷连接处的原有下落式煤仓，煤仓为直立圆筒仓，净直径为5.0m，混凝土浇筑，支护厚度300mm，煤仓装载巷道位于3号煤层底板下的岩石中， 距离3号煤层底板高度约20m，煤仓上口标高为＋610m，煤仓下口标高为＋590m，煤仓有效容量300m3。
二、井口数目和位置的选择
根据井田开拓方案，选用主斜井、副斜井、瓦斯抽放井和回风立井四个井筒服务于全井田。主斜井和副斜井位于矿井工业广场，瓦斯抽放井和回风立井位于井田中部。
三、水平划分及阶段垂高的确定、各水平之间的连接方式
全井田采用单水平开采3号煤层，水平标高+640m。
四、主要运输大巷及总回风巷的布置方式和位置选择
胶带大巷和轨道大巷沿东南—西北向间隔30m平行布置，两条大巷均沿3号煤层底板布置。总回风巷沿3号煤层顶板布置。
一采区运输巷和一采区回风巷沿西南—东北向间隔20m平行布置，一采区运输巷和一采区回风巷均沿3号煤层底板布置。
胶带大巷（已有）：矩形断面，料石砌墙工字钢梁支护，净宽3.0m，净高2.2m，净断面积6.60m2；局部为半圆拱断面，料石砌碹支护，净宽3.0m，直墙高度1.6m，净断面积8.33m2。
轨道大巷（已有）：矩形断面，料石砌墙工字钢梁支护，净宽4.0m，净高2.5m，净断面积10.00m2。
总回风巷（新掘）：矩形断面，料石砌墙工字钢梁支护，净宽4.0m，净高2.5m，净断面积10.00m2。
一采区运输巷（已有）：矩形断面，料石砌墙工字钢梁支护，净宽4.0m，净高3.0m，净断面积12.00m2。
一采区回风巷（已有）：梯形断面，工字钢棚支护，上宽3.0m，下宽3.5m，净高2.5m，净断面积8.00m2。
六、矿井各水平、煤层、上下山和采区的开采顺序，第一水平采区划分和配采关系
根据井田开拓方案，全矿井共划分为两个采区，即一采区和二采区。采区开采顺序为：一采区→二采区。
七、“三下”煤柱的留设及村庄搬迁
本次设计中对工业广场和村庄均留设保安煤柱。根据表土层和基岩厚度（表土移动角45°，基岩移动角72°），采用垂线法计算保安煤柱。
第四节 井筒
根据矿井的开拓布置，矿井达到设计生产能力时布置四个井筒，即主斜井、副斜井、瓦斯抽放井和回风立井。
主斜井：半圆拱断面，净宽4.5m，净断面积14.70m2，倾角22.5°，斜长478m，装备胶带输送机和架空乘人装置，担负矿井的煤炭提升和人员升降任务，井筒内设行人台阶，作为矿井的进风井和一个安全出口。
副斜井：半圆拱断面，料石砌碹支护，净宽3.6m，净断面积9.40m2，斜长439m，装备提升绞车担负矿井的材料、设备等辅助提升任务，井筒内行人台阶，作为矿井的进风井和一个安全出口。
瓦斯抽放井：圆形断面，料石砌碹支护，净直径2.8m，净断面积6.15m2，井筒内敷设瓦斯抽放管路，作为矿井的专用瓦斯抽放井。
回风立井：圆形断面，净直径4.0m，净断面积12.56m2，井筒内装备梯子间，作为矿井的回风井和一个安全出口。
第五节 井底车场及硐室
一、井底车场形式的选定
由于主斜井提升方式为带式输送机，因此井底车场主要为副斜井井底车场。本设计于副斜井井底设置一个平车场，担负矿井的材料、设备提升任务，井底车场采用料石砌碹支护，车场形式简单，调车方便，工程量省。
二、井底车场硐室
在主斜井井底布置有中央变电所、中央水泵房及水仓等硐室。中央变电所和中央水泵房联合布置，中央变电所长度为17.5m，中央水泵房长度为20.0m，其底板标高高于巷道底板500mm，管子道与主斜井连接，其出口标高高出泵房底板7.00m。主副水仓分别布置，混凝土砌碹支护，总长度120m，主副水仓有效容量分别为350m3和250m3，可以容纳矿井8h正常涌水量，满足设计规程要求。水仓清理方式采用调度绞车牵引矿车人工装车方式清理。
井下煤仓利用胶带运输大巷和一采区轨道巷连接处的原有下落式煤仓，煤仓为直立圆筒仓，净直径为5m，混凝土浇筑，支护厚度300mm，煤仓装载巷道位于3号煤层底板下的岩石中， 距离3号煤层底板高度约20m，煤仓上口标高为＋610m，煤仓下口标高为＋590m，煤仓有效容量300m3。
消防材料库设在轨道大巷北侧，长度30m，料石砌碹支护，掘进体积500m3。
三、井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料
井底车场巷道及各硐室的支护方式除水仓采用混凝土砌碹外均采用料石砌碹支护。
第三章 大巷运输及设备
第一节 运输方式的选择
一、煤炭运输方式的选择
根据井田开拓部署、矿井规模、井筒提升方式，结合本矿的机械化装备水平，大巷煤炭运输设计采用胶带输送机运输。
二、辅助运输方式的选择
本次设计辅助运输方式采用已有的无极绳绞车牵引1t系列矿车运输，其优点是技术工艺简单，操作便利，对近水平煤层产状变化适应性强。
第二节 运输设备选型
一、胶带大巷运输设备选型
（一）胶带大巷一号皮带
选取DTL80/15/30×2型输送机，技术参数如下：
胶带宽度：B=800mm
运输能力：Q=150t/h
胶带速度：V=1.6m/s
总 长：L=480m
倾 角：α=1~3°
输送带：PVG680S型，带强为680N/mm
电动机：YB2200L-4型4级防爆电机2台，功率P=30kW×2
液力偶合器：YOXⅡZ500
制动器：YWZ5-400/80
减速器：ZSYNZ315-25（带逆止功能）
拉紧方式：自动液压绞车拉紧装置 ZLY6/1-10
（二）胶带大巷二号皮带
选取DTL80/15/37×2型输送机，采用双电机驱动。配用电机功率P=37kW×2，技术参数如下：
胶带宽度：B=800mm
运输能力：Q=150t/h
胶带速度：V=1.6m/s
总 长：L=420m
倾 角：α=3~7°
输送带：PVG680S型，带强为680N/mm
电动机：YB225S-4型4级防爆电机2台，功率P=37kW×2
液力偶合器：YOXⅡZ500
制动器：YWZ5-400/80
减速器：ZSYNZ315-25（带逆止功能）
拉紧方式：自动液压绞车拉紧装置 ZLY6/1-10
（三）采区运输巷皮带
使用现装备的DTL100/63/75×2型带式输送机，其技术参数如下：
胶带宽度：B=1000mm
运输能力：Q=200t/h
胶带速度：V=1.6m/s
总 长：L=500m
倾 角：α=1~3°
输送带：PVG1000S型，带强为1000N/mm
电动机：YB2280S-4型4级防爆电机2台，功率P=75kW×2
液力偶合器：YOXⅡZ500
制动器：YWZ5-400/121
减速器：ZSYNZ315-25（带逆止功能）
拉紧方式：自动液压绞车拉紧装置 ZLY6/1-10
二、轨道大巷运输设备选型
本次设计辅助运输方式采用已有的JW950/48型无极绳绞车牵引1t系列矿车运输。无极绳绞车主要技术参数如下：
型号
荷载（kN）
绳速
（m/s）
滚筒
直径
（mm）
钢丝绳
直径
（mm）
减
速
比
电动机
质量
（kg）
最大
静张力
最大静
张力差
型号
功率
（kW）
JW950/48
25
20
0.75/1.0
950
18.5
48
YB225M-8
22
3000

第四章 采区布置及装备
第一节 采煤方法
一、采煤方法选择及依据
井田现开采3号煤层，根据矿井的开拓部署，结合矿井采掘设备情况及安全管理水平，设计采用倾斜长壁分层综合机械化采煤方法，顶板管理方式为全部垮落法。
二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型
回采工作面采用滚筒式采煤机割煤、刮板输送机运煤、综采液压支架支护顶板、全部垮落法管理顶板。
回采工作面主要设备选型如下：
（一）采煤机
采煤机选用MG160/380-WD型电牵引双滚筒采煤机，其主要技术参数见下表。
采高
（m）
装机功率
（kW）
滚筒直径
(m)
截深
(mm)
牵引速度
(m/min)
1.4-3.0
380
1.6
600
0-7.5
（二）工作面可弯曲刮板输送机
选用SGZ-630/220型刮板输送机。其主要技术参数见下表。
型号
出厂
长度
（m）
小时
运量
（t）
链速
（m/s）
中部槽规格
长×宽×高
（mm）
电机
功率
（kW）
电压等级
备注
SGZ-630/220
150
450
1.0
1500×590×252
110×2
1140/660

（三）顺槽转载机
顺槽转载机选用SZZ-730/110型转载机。其主要技术参数见下表。
型号
出厂
长度
（m）
小时
运量
（t）
链速
（m/s）
中部槽
长×宽×高
（mm）
电机功率
（kW）
电压等级
备注
SZZ-730/110
40
600
1.24
1500×690×750
110
1140/660

（四）顺槽可伸缩带式输送机
顺槽胶带输送机选用SSJ800/40×2型可伸缩带式输送机，其主要技术参数见下表。
型号
输送能力
（t/h）
输送长度
（m）
带速
（m/s）
带宽
（mm）
电机功率
（kW）
电压等级
备注
SSJ80/40×2
400
800
2.0
800
40×2
1140/660

（五）乳化液泵站
乳化液泵站选用MRB160/31.5A型，泵站公称流量160L/mim，公称压力31.5MPa，功率110kW。该乳化液泵站由两台乳化液泵和一台乳化液箱组成，一台工作，一台备用。
型号
公称压力
（MPa）
公称流量
（L/min）
电机功率
（kW）
备注
MRB160/31.5A
31.5
200
110

（六）喷雾泵站
选用XPB-250/5.5型喷雾泵站，该喷雾泵站由两台泵组成，一台工作，一台备用。
型号
公称压力
（MPa）
公称流量
（L/min）
电机功率
（kW）
质量
（kg）
备注
XPB-250/5.5
5.5
250
30
1100

三、工作面顶板管理方式，支护设备选型
回采工作面采用ZF3800/16/26型液压支架支护顶板，最大控顶距4.468m，最小控顶距3.868m，支架中心距1.50m，全部垮落法管理顶板。
ZF3800/16/26型液压支架技术特征表
型号
工作阻力
（kN）
支护高度
（mm）
支架行走步距
（mm）
支架中心距
（mm）
泵站压力
（MPa）
备注
ZF3800/16/26
3800
1600-2600
600
1500
31.5

四、工作面回采方向
根据开拓布置及采用的采煤方法，回采工作面采用前进式布置后退式回采。
五、采煤工作面的循环数、月进度、年进度及工作面长度
根据回采工艺确定，设计采用“三八”制“二采一准”的作业形式，采煤机截深0.6m，每班循环数3个，循环进度0.6m，日进度3.6m，正规循环率取0.8，年进度950.4m，回采工作面长度确定为130m。
首采工作面由于受到地质条件的影响，开切眼长度为105m，回采工作面正常推进三个月后，回采工作面长度增加至设计长度130m。
六、采区及工作面回采率
据《煤炭工业矿井设计规范》要求，采区回采率取80%，工作面回采率取95%。
第二节 采区布置
一、移交生产和达到设计能力时的采区数目
根据矿井开拓布置，为节省投资，减少井巷工程量，投产采区为3号煤层的一采区，矿井达产时布置一个上分层综采回采工作面。
设计上分层综采回采工作面长度为130m，每班3个循环，循环进尺0.6m，两班生产一班检修，每天6个循环，日循环进度为3.6m，正规循环率取80%。
上分层回采工作面生产能力

式中：——回采工作面年生产能力，kt/a；
——回采工作面日产量，t/d；

L——工作面长度，130m；
h——煤层平均采高，2.40m；
γ——原煤视密度，1.45t/m3；
b——工作面日推进度，3.6m；
n——年工作日数，330d；
c——工作面回采率，0.95；
N——正规循环率，取0.8。
下分层综采放顶煤工作面回采工作面长度120m，机采高度2.00m，放顶煤高度2.00m，循环进度0.6m，采用一刀一放回采工艺，放煤步距为0.6m，循环进尺0.6m，每天5个循环，日循环进度为3.0m，正规循环率取75%。

式中：——回采工作面年生产能力，kt/a；