矿井设计说明书

目 录

一般部分

1 矿区概况及井田地质特征 ............................................................... 错误！未定义书签。

1.1矿区概述 ................................................................................. 错误！未定义书签。

1.1.1位置 .............................................................................. 错误！未定义书签。

1.1.2交通 .............................................................................. 错误！未定义书签。 1.1.3周边小窑概况 .............................................................. 错误！未定义书签。 1.1.4矿区经济概况 .............................................................. 错误！未定义书签。 1.1.5主要建筑材料供应条件 .............................................. 错误！未定义书签。 1.1.6电源条件 ...................................................................... 错误！未定义书签。 1.1.7地形地貌及气候条件 .................................................. 错误！未定义书签。 1.1.8水文情况 ...................................................................... 错误！未定义书签。 1.1.9拆迁及土地征用问题 .................................................. 错误！未定义书签。 1.2井田地质特征 ......................................................................... 错误！未定义书签。

1.2.1井田勘探程度及地质报告的审批情况 ...................... 错误！未定义书签。 1.2.2井田地层与地质构造 .................................................. 错误！未定义书签。 1.2.3水文地质特征 .............................................................. 错误！未定义书签。 1.3煤层特征 ................................................................................. 错误！未定义书签。

1.3.1含煤地层及含煤性 ...................................................... 错误！未定义书签。 1.3.2可采煤层 ...................................................................... 错误！未定义书签。 1.3.3 煤层顶底板情况 ......................................................... 错误！未定义书签。 1.3.4 煤质与煤的用途 ......................................................... 错误！未定义书签。 1.3.5 瓦斯、煤尘和煤的自燃倾向 ..................................... 错误！未定义书签。 1.3.6 其他有益矿物 ............................................................. 错误！未定义书签。

2 井田境界和储量 ............................................................................................................... 18

2.1井田境界 ................................................................................................................. 18 2.2矿井工业储量 ......................................................................................................... 18

2.2.1储量计算基础 .............................................................................................. 18 2.2.2矿井地质资源算 .......................................................................................... 19 2.2.3矿井工业储量计算 ...................................................................................... 19 2.3 矿井可采储量 ........................................................................................................ 19 2.3.1井田边界保护煤柱 ...................................................................................... 19 2.3.2工业广场保护煤柱 ...................................................................................... 20 2.3.3风井保护煤柱 .............................................................. 错误！未定义书签。 2.3.4河流保护煤柱 .............................................................................................. 21 2.3.5井筒保护煤柱 .............................................................................................. 21 2.3.6矿井可采储量 .............................................................................................. 21

3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限................................................................... 22

3.1矿井工作制度 ......................................................................................................... 22

3.2矿井设计生产能力及服务年限 ............................................................................. 22

3.2.1确定依据 ...................................................................................................... 22

3.2.2矿井设计生产能力 ...................................................................................... 22 3.2.3矿井服务年限 .............................................................................................. 22 3.2.4井型校核 ...................................................................................................... 23

4 井田开拓 ........................................................................................................................... 24

4.1井田开拓的基本问题 ............................................................................................. 24

4.1.1确定井筒形式、数目和位置 ...................................................................... 24 4.1.2确定工业场地位置、形状和面积 .............................................................. 26 4.1.3阶段划分和开采水平的确定 ...................................... 错误！未定义书签。 4.1.4主要开拓巷道 .............................................................. 错误！未定义书签。

4.1.5开拓方案比较 .............................................................................................. 27

1 矿区概述及井田地质特征

1.1 矿区概述

1.1.1 位置

斜沟煤矿位于山西省兴县县城以北50km处岚漪河两侧。行政区划属于兴县魏家滩镇管辖。其地理座标为：北纬38°32′40″～38°44′39″，东经111°05′30″～111°08′33″。

斜沟煤矿扩界后边界拐点座标为（由7个拐点连线圈定）： X=4284000 Y=508500 X=4284000 Y=512000 X=4282700 Y=511550 X=4281500 Y=512000 X=4279500 Y=512300 X=4277700 Y=512400 X=4277700 Y=508500

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面积22.2507 km。 1.1.2 交通

斜沟煤矿距兴县县城和岢岚县县城均为50km，有县级公路相连：正在修建的岢（岚）—大（武）公路横穿井田北中部，从主井口北侧通过，它的改扩建将大大提高矿井今后的交通运输能力，向东50km可达岢岚火车集运站，经北同蒲铁路线可达全国各地，由兴县县城到太原公路里程274km，到离石市139km，通过蔡家崖、黑峪口过黄河接陕西神盘公路到神木县85km。目前已开工建设的专用铁路线岢（岚）—瓦（塘）线，并行于岢—大公路线，全长58.6km，由岢岚到矿井工业场地52km，它的建成进一步提高矿井的交通运输能力。

所以本区交通状况良好，煤炭外运方便。

斜沟煤矿开拓平面图10501000950900850800750700650600550500中国矿业大学矿业工程学院采矿工程系450比例1:5000设计人指导教师评阅教师斜沟煤矿开拓平面图李凯博完成日期评阅日期评阅日期图 1-1 斜沟煤矿井田境界

1.1.3 周边小窑概况

井田内及其相邻地区有各类煤矿8座，其中生产矿井4座，关停矿井4座，生产矿井为：斜沟煤矿（原矿区）、马罗煤矿、范家疃煤矿、黄辉头煤矿，关停矿井(位于扩区内)为白家沟煤矿、店湾煤矿、阳坪煤矿、高家峁煤矿。这8座煤矿的生产情况见表1-1。 1.1.4 矿区经济概况

兴县是原晋绥边区所在地。由于兴县地处偏僻，交通不便，土地贫瘠，经济较为落后，属国家级贫困县。尽管兴县有得天独厚的丰富资源，但未得到充分开发。

兴县国土面积为3165.3km2，总人口26.65万人（2003年），其中魏家滩镇耕地总面积为818717亩，所属人口22376人。区内耕地贫瘠，人口稀少，主要农产品以豆类、谷类和玉米为主，一年一收，畜牧业不甚发达，劳动力有较大剩余。工业主要为煤炭和农副产品加工等，是当地的主要经济来源。

根据兴县计委统计，2002年全县内生产总值8.4580亿元，其中第一产业2.1675亿元，第二产业5.0881亿元，第三产业1.2018亿元，城镇居民年人均可支配收入2655元。

表1-1 井田内及邻区煤矿生产情况调查表

煤矿名称 斜沟煤矿（原矿区） 马罗煤矿 范家疃 煤矿 店湾煤矿 阳坪煤矿 白家沟 煤矿 黄辉头 煤矿 高家峁 煤矿 开采煤层 8、13 13 13 8 8、13 6、7 8 8 产量 （万t/a） 10 5 1 3 4 6 6 开采范围 南北长2000m， 东西370-480m 主斜井向西掘进170m 主斜井向东 南北长1400m，东西宽420m。 南北长1100m，东西宽450m。 基本未开采 风氧化带附近 风氧化带附近 采煤 方法 短壁式 短壁式 短壁式 短壁式 短壁式 短壁式 短壁式 通风 压风机 压风机 压风机 压风机 压风机 压风机 压风机 排水量 （m/d） 420 3备注 关停 关停 关停 150 关停 1.1.5 主要建筑材料供应条件

本区主要建筑材料砖、瓦、砂、石等大宗建材当地或邻近的保德、神木、府谷等地均有生产，钢材、木材、高标号水泥等可由外地购入。当地现有多处小规模的机砖厂，可提供矿井建设的机砖与水泥制品。 1.1.6 电源条件

矿区附近已有电源主要有两处：位于兴县蔡家崖的110kV变电站，距魏家滩镇28.5km，

为单电源单主变供电，其电源以一回LGJ-185/82.6Km的110KV线路引自位于临县大禹乡的歧道220KV变电站，总容量31.5MkVA，由于矿井工业场地处于电网末端，供电质量较差，该110kV变电站无法满足工程项目用电要求。另外还有矿井工业场地距保德县天桥220kV变电站约40km，该电站等级高，容量大，也可作为矿井备用电源之一，但该变电站距本矿井距离过远。

目前正在建设的电源如下：新建兴县魏家滩220/110/35kV变电站，该变电站站址位于斜沟矿井工业场地西侧7km处，圪埚村设计电源以2回LGJ-300的220kV线路引自歧道220KV变电站，站内设计安装变压器为2×150MVA，并预留扩建第三台主变的可能，电压等级为220/110/35kV。此外，矿区规划还将利用本矿井的中煤建一座2×600MW的中煤电厂。

因此，矿井供电需结合现有电网状况及坑口电厂统一考虑。为了节省投资，矿井供电电源取自正在建设的兴县圪埚村220/110/35kV变电站。 1.1.7 地形地貌及气候条件

井田属吕梁山脉的西北端，山河交错，沟壑纵横，山川层叠，侵蚀冲刷剧烈，地势总体为南北高中部低，最高点海拔1254.0m，最低点海拔924.0m，最大相对高差330.0m，区内大面积为第三、四系松散层所覆盖。

本区属温带大陆性季风气候，四季分明，昼夜温差大。冬季漫长寒冷少雪，春旱风大升温较快，夏季短暂炎热多雨，秋季凉爽天气晴朗。据《兴县志》记载，年平均气温为8.1℃—12.8℃，一月份最冷，平均气温为-9.4℃，7月份最热，平均气温为23.2℃；极端最低气温为-29.3℃（1958年1月16日），极端最高气温为38.4℃（1961年6月11日），年平均太阳总辐射为559080J/cm2。全年风向以东风为主，西风次之，历年平均风速2.4m/s，最大风速可达20m/s。多年平均降雨量为625mm，年最大降雨量为844.6mm（1964年），其中1967年8月20日最大降水量达104.1mm；年最小降雨量为181.1mm（1965年），其中1969年11月29日至1970年2月18日连续82天无降水，降雨量分配极不均匀，多集中于每年6月下旬至9月上旬，占全年的66.2%。年平均蒸发量为2090.8mm，最大蒸发量为2541.0mm（1972年）。年平均无霜期为174d，初霜一般出现在9月26日至10月13日之间，终霜一般在翌年的4月3日至4月20日之间。最大冻土深度130cm左右。 1.1.8 水文情况

井田内主要河流为岚漪河，属黄河水系。发源于岢岚县马跑泉，全长120km，经魏家滩至裴家川口注入黄河，流域面积2167km2，多年平均流量2.83m3/s，最大洪峰发生在1967年8月，平均洪流量达81.6m3/s。河内长年有流水，天古崖水库位于井田河段上游1.5km处，入库清水流量0.7～1.10m3/s。 1.1.9 拆迁及土地征用问题

本井田地处晋西北黄土高原中低山区，西临黄河，井田内村庄较多，但每村户数较少，房屋多为窑洞或砖瓦结构。井田内除矿井工业场地、铁路、中煤电厂和大的村庄按留设保护煤柱外，其余村庄暂按搬迁考虑。

矿井工业场地位于石吉塔沟内，占用部分河滩地，征地矛盾较小。

1.2 井田地质特征

1.2.1 井田勘探程度及地质报告的审批情况

本井田位于山西兴县魏家滩镇境内，从1958年至1980年，山西省地质厅燃料队、山

(2) 石炭系本溪组泥岩和太原组13号煤下至本溪组间的泥岩隔水层

本溪组地层为一套泥岩、粘土岩、铁铝岩为主的地层，夹薄层灰岩和砂岩，砂岩一般为泥质胶结，隔水性很好。根据区内24个钻孔统计，本溪组地层平均厚25.67m，太原组13号煤下至本溪组顶面也是一套以炭质泥岩为主的地层，平均厚25.18m，从13号煤底板至奥灰岩顶面平均厚50.85m，该段地层隔水性很好，是13号煤层和奥陶系地层之间重要的隔水层。

4）井田地下水的补给、迳流、排泄条件

奥陶系岩溶水的补给主要是基岩裸露区大气降水和地表水的入渗补给，井田东部奥灰水属区域岩溶水主迳流带，岩溶水由南东向北西运移，最终排向保德县天桥黄河峡谷中，根据本次施工的四个水文孔资料，水位标高2403孔为846.107m，0204孔为847.098m，0403孔为849.899m，2601孔为851.725m，由于施工季节的不同，导致水位有所差异，但规律性明显，旱季水位明显低于雨季水位，据此推算矿区内岩溶水水位标高在854-850m之间。石炭系和二叠系砂岩裂隙水，在裸露区接受大气降水和季节性河流补给后，顺岩层倾斜方向运移。上部含水层在沟谷中以侵蚀下降泉的形式排泄；下部含水层顺层向西排出井田外，现采煤矿的矿坑排水和民井开采是其主要的排泄方式。

5）构造对井田水文地质条件的影响

井田受区域构造的控制，呈单斜构造，未发现其它构造形迹，但是随着地下煤层的开采，对地应力的进一步破坏，有利于促使断层以及其它构造的发生与发展，井田内大部分煤层属岩溶水带压开采煤层，一旦有导水断层沟通，岩溶水就会侵入含煤地层和矿井，造成淹井事故。因此，特别要重视对断层、陷落柱以及其它构造的发现和研究，防止淹矿事故的发生。

6）地下水动态 据调查，井田内一般民井和泉水均受季节变化的影响，雨季水量增大，旱季水量减小。根据山西省地质调查院2003年编写的《晋陕蒙接壤地区岩溶地下水勘察报告》资料，岩溶水迳流区受当年降雨影响明显，10月至11月份是岩溶水高水位期，7月至9月份是岩溶水低水位期，滞后补给3—4个月，由于矿区岩溶水接近补给区，滞后补给时间应该很短。勘探留有长期观测孔0702和2601两个。

7）矿区重要水害及防治措施 (1) 地表水对煤矿开采的影响 岚漪河是井田内最大的河流，井田内河床标高915—963m，据兴县水资委提供的资料：天古崖水库五十年一遇的最大洪峰为1748m3/s。天古崖水库到斜沟间另有汇水面积20km2，经计算20km2内五十年一遇的最大洪峰为145.8m3/s。两项相加为斜沟煤矿井田段五十年一遇的河道洪峰流量1893.8m3/s。依河道宽80m（斜沟村河道实测）计算，洪峰流量1893.8m3/s时，河道平均水深4.7m，本次勘探调查的最高洪水位线为920—965m。

(2) 强风化裂隙含水层对开采煤层的影响

随着煤矿的开采，顶部岩层将遭到破坏，尤其是井田东部及沟谷中，煤层埋藏较浅，会使地表岩层裂隙加大、增多，冒落导水裂隙将与强风化裂隙含水层沟通，甚至形成地面塌陷，因此一定要采取防范措施，以防浅层地下水及泥砂流入矿坑，造成危害。

(3) 奥陶系岩溶水对开采煤层的影响

据矿区水文地质条件，可以看出13号煤层底板等高线在260m—940m之间，而奥灰

水水位标高在850m—854m之间，13号煤层850m底板等高线以西全部为带压开采煤层。以突水系数公式T=P/（M-C），底板隔水层厚度以50.85m，开采煤层对底板的破坏厚度以16m计，计算了13号煤层奥灰水的突水系数，进而评价奥灰水对开采13号煤层的突水性。经计算在煤层底板等高线645m以东区域突水系数小于0.06MPa/m，属岩层非完整块段突水性安全区，也就是说在没有导水构造直接导水的情况下，一般不会发生突水问题。在煤层底板等高线645m到330m之间，突水系数介于0.06—0.15MPa/m之间，属岩层完整块段突水性安全区至较安全区，在没有大的构造情况下，不会发生突水问题；在煤层底板等高线330m以西区域，突水系数大于0.15MPa/m，属突水性不安全区域。

(4) 综采空区积水对开采煤层的影响

矿区内以及矿区附近共调查新老矿井11个，这些老窑、矿井对8号或13号主采煤层都有不同程度的开采，形成的采空区内定有大量积水。因此，开采时一定要沿采空区边界留足保安煤柱，巷道需通过采空区时一定要先做探放水工作，以防老窑透水，造成淹矿事故。

8）矿床水文地质勘探类型

综合充水因素分析，主采8号煤层的直接充水含水层，主要是砂岩裂隙含水层，水文地质条件简单，因此其水文地质勘探类型定为二类一型。

主采13号煤的直接充水含水层也主要以砂岩裂隙含水层为主，在13号煤底板等高线850m以东，属岩溶水非带压开采地段，充水因素以砂岩裂隙含水层为主，但该段煤层顶板裂隙发育，煤层埋藏浅，顶板含水层与基岩风化裂隙含水层联系密切，补给条件亦好，根据抽水试验资料，钻孔单位涌水量为0.05L/s·m，因此矿床水文地质类型定为二类二型。在13号煤底板等高线330m以西奥灰水的突水系数大于0.15Mpa/m，有突水的危险性，因此13号煤的水文地质勘探类型在330m底板等高线以东到850m间定为三类一型至二型，在330m底板等高线以西定为三类三型。

9）矿井涌水量

根据地质报告中矿井涌水量计算结果，开采8号煤时的井筒涌水量为59.42m3/d，矿井涌水量为353.28 m3/d；开采13号煤时的矿井最大矿井涌水量917.99m3/d。同时设计参考邻近孙家沟矿井估算，初步考虑暂取：矿井正常涌水量200m3/h，最大涌水量300m3/h。

1.3 煤层特征

1.3.1 含煤地层及含煤性

井田内含煤地层主要为石炭系上统太原组（C3t）和二叠系下统山西组（P1s），下石盒子组（P1x）和本溪组（C2b）各发育1-2层薄煤层。山西组和太原组共含煤14层，自上而下分别为山西组的2、3、4、5、6、8、8下号煤层和太原组的9、10、11、12、13、14、15号煤层。山西组和太原组累计厚度为120.47-193.80m，平均153.20m。含煤14层，煤层累计厚度为10.67-51.49m，平均27.15m，含煤系数为18.0%。各煤层情况见表2-3-2。

① 山西组（P1s）

地层厚度一般为50.73-87.16m，平均68.72m，含煤5-7层，极少数钻孔达6-8层，增加了1-2层极薄煤层，煤层总厚度3.52-24.21m，平均9.68m，含煤系数平均为14.09%。

2、3、4、5号煤层位于本组中上部，2、3号煤层是全区不可采的极不稳定煤层，4、5号煤层是局部可采的不稳定煤层。6、8、8下号煤层位于本组中下部，6号煤层为局部可采的较稳定煤层，8号为全区稳定的主要可采煤层之一；而8下号煤层为极不稳定的零星

可采煤层，难以构成具有工业价值的可采区段。

② 太原组（C3t）

地层厚度一般为69.74-106.64m，平均为84.48m，含煤5-7层，一般6-7层。煤层总厚度为7.15-27.28m，平均17.48m。含煤系数为20.70%，其中全区稳定而主要可采的13号煤层和局部可采的12号煤层位于本组中下部，局部可采的10号煤层和零星可采或不可采的9、11号煤层位于中上部，其余煤层虽见有零星可采点，但难以构成具有工业价值的可采区段。

1.3.2 可采煤层

井田内共含7层全区可采或局部可采煤层，自上而下依次为山西组的4、5、6、8号煤层和太原组的10、12、13号煤层，现分述如下：

① 4号煤层：

位于山西组的中上部，上距S5砂岩7.08-38.36m，平均19.76m，下距5号煤层1.00-22.96m，平均9.60m。煤层厚度为0.14-2.51m，平均0.80m，有0-1层夹矸，夹矸厚度为0.07-0.54m，是结构简单层位不稳定的局部可采煤层，可采范围分布在井田中部，24～28线间煤层厚度明显增大，继续向南煤层厚度减小迅速，直至尖灭。其顶板岩性为泥岩、中粒砂岩、粗粒砂岩、砂质泥岩，有时有炭质泥岩伪顶；底板岩性为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细粒砂岩和中粒砂岩，有时有炭质泥岩伪底。

② 5号煤层

位于山西组中上部，上距S5砂岩17.08-47.64m，平均29.87m；下距6号煤层0.74-25.73m，平均7.81m。煤层厚度为0.21-3.84m，平均1.08m。含0-2层夹矸，一般不含或含一层矸，夹矸厚度0.19-0.35m。是结构简单较稳定的局部可采煤层，可采范围位于井田的中部，其北部和南部不可采或尖灭，井田东南部煤层厚度相对较大，特别是ZK8024钻孔一带厚度大于2.00m。其顶板岩性为粘土岩、泥岩、砂质泥岩、细—中粗粒砂岩，局部有一层炭质泥岩伪顶，底板岩性为粘土岩、泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细粒砂岩，局部可见炭质泥岩伪底。

③ 6号煤层

位于山西组中下部，下距8号煤层3.70-25.05m，平均13.95m。煤层厚度为0.43-5.12m，平均1.26m，是结构简单层位稳定的大部可采煤层，总体趋势为由北向南厚度变薄，厚度大于1.50m区的中北部，不可采区呈星点状分散在本区的中南部。含0-1层夹矸，个别钻孔（0203和2604）含4层夹矸，夹矸厚度为0.05-0.30m，除东中部煤层露头外，大部分为可采区。顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、细粒～粗粒砂岩，有时可见有炭质泥岩伪顶；底板岩性为粘土岩、泥岩、砂质泥岩、粉砂岩等，局部可见炭质泥岩伪底。

④ 8号煤层

位于山西组下部，上距6号煤层3.70-25.05m，平均13.95m。下距S4砂岩0.00-20.00m，平均2.10m。煤层厚度为2.23-8.34m，平均4.87m。厚度变异系数为0.32，是结构简单—较简单层位稳定的可采煤层，是井田内主要可采煤层之一。含0-2层夹矸，个别钻孔可达4层夹矸，夹矸厚度0.08-0.90m，有时因下部一层夹矸厚度增大划分成上下两煤层。岚漪河两侧煤层厚度变薄，向南、向北煤层厚度在逐渐增大。其顶板岩性为泥岩、砂质泥岩，其基本顶为中粗粒砂岩，可见炭质泥岩伪顶；底板岩性为砂质泥岩、泥岩、粉砂岩和细粒砂岩，少见中粗粒砂岩，局部存在有炭质泥岩伪底。

⑤ 10号煤层

位于太原组的中上部，上距8号煤层10.49-40.53m，平均23.95m，距S4砂岩9.03～32.66m，平均19.09m，下距12号煤层4.56-49.01m，平均16.52m。煤层厚度为0.29-1.54m，平均0.79m。为结构简单层位稳定的局部可采煤层。一般不含夹矸，仅ZK29-5和ZK27-1两个钻孔见一层夹矸，夹矸厚度0.09-0.20m。井田南部河北部为不可采区，中部不可采区呈星点状，分布较为分散。其顶板岩性为泥岩、泥灰岩、泥质灰岩、石灰岩，基本顶为泥灰岩或石灰岩，少见炭质泥岩伪顶；底板岩性为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，老底为泥灰岩，有时可见炭质泥岩伪底。

⑥ 12号煤层

位于太原组的中下部，下距13号煤层1.86-28.22m，平均13.20m，煤层厚度为0.25-1.30m，平均0.88m，为结构简单层位稳定的局部可采煤层。一般不含夹矸，仅2002孔含一层0.40m的夹矸，本煤层个别钻孔相变为炭质泥岩。不可采区位于0905～0702～0505一线两侧和本井田的南部。其顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩、粗粒砂岩，有时可见泥灰岩，局部有炭质泥岩伪顶；底板岩性为泥岩、砂质泥岩，中—细粒砂岩，有时为粉砂岩，多为中细粒砂岩，少见炭质泥岩伪底。

⑦ 13号煤层

位于太原组下部，上距8号煤层38.10-78.10m，平均52.42m，下距S1砂岩15.97-36.94m，平均23.76m。煤层厚度为5.95-16.68m，平均10.37构简单—复杂层位稳定的全区可采煤层，是井田内的又一主采煤层。由井田中部向南北两侧厚度在逐渐变薄，特别是南侧变薄较为明显。含夹矸0-6层，一般为0-3层，夹矸厚度为0.00-0.90m，一般为0.08-0.43m，其顶板岩性为砂质泥岩和泥岩，基本顶为中粗粒砂岩，常见炭质泥岩伪顶；底板岩性为泥岩和砂质泥岩，有时为粉砂岩或泥灰岩，普遍存在着炭质泥岩伪底。

1.3.3 煤层顶底板情况

井田内主采煤层为山西组8号煤层和太原组13号煤层，8号煤的顶板多为砂岩，局部为泥岩或薄层泥岩伪顶，以0702孔的分析资料看砂岩的抗拉强度变异范围在0.7-1.4MPa之间，平均1.13MPa；抗压强度变异范围在57.3-79.8MPa之间，平均69.80MPa；抗剪强度凝聚力C值4.9MPa，内摩擦角43.7°，该岩层的RQD值89，岩石质量指标为20.7，岩体质量为优，属Ⅰ类岩体。该类岩体做顶板时，顶板比较稳定。顶板为泥岩时（以0703孔的分析资料看），抗拉强度为0.6MPa；抗压强度变异范围在28.2-54.4MPa之间，平均41.8MPa；该岩层的RQD值为56，岩石质量指标为7.8，岩体质量指标也为优，属Ⅰ类岩体，但该岩层遇水后特别是呈伪顶时，在水的作用下易软化，会发生掉块，冒落等现象。 8号煤的直接底板以泥岩为主，饱和抗压强度为20.05，RQD值56，岩石质量指标0.95-3.7，岩体分类为Ⅱ—Ⅲ类，岩体质量良—中等。该岩层的软化系数为0.14，遇水作用下有底鼓现象。

13号煤的直接顶板以砂质泥岩为主，局部为砂岩。砂质泥岩为顶板时，以2405孔资料分析，抗压强度平均为0.43MPa，抗压强度平均为125.03MPa，饱和抗压强度70.10MPa，该岩层的RQD值为21。岩石质量指标4.9，岩体质量指标为优，属Ⅰ类岩体，顶板基本稳定。砂岩为顶板时，以0801孔资料分析，抗拉强度为1.85MPa，抗压强度变异范围在90.7-139.1MPa之间，平均109.53MPa，该岩层RQD值为67，岩体质量指标为优，属Ⅰ类岩体，顶板稳定。

13号煤底板多为泥岩，饱和抗压强度平均46.1MPa，RQD值为21。岩体质量指标3.2，为优，属Ⅰ类岩体，但该岩层软化系数为0.76，在遇水作用下有底鼓现象。

表1-2 各主要煤层特征表

地层 煤层号 4 5 山西组 6 8 10 太原组 12 13 平均厚度（m） 0.14-2.51 0.80 0.21-3.84 1.08 0.43-5.12 1.26 2.23-8.34 4.87 0.29-1.54 0.79 0.25-1.30 0.88 5.95-16.68 10.37 平均层间距（m） 1.0-22.96 9.60 0.74-25.73 7.81 3.70-25.05 13.95 10.49-40.53 23.95 4.56-49.01 16.52 1.86-28.22 13.20 结构 简单 简单 稳定性 不稳定 较稳定 简单 简单-较简单 简单 简单 稳定 稳定 稳定 稳定 简单-复杂 稳定

1.3.4 煤质与煤的用途

1）煤的物理性质

井田内各煤层的物理性质基本相同，表现为黑色或棕黑色，条痕为深黑色或褐黑色，沥青光泽～玻璃光泽，硬度一般为2～3，内生裂隙相对较发育，但有一定韧性，参差状、贝壳状断口。视密度为1.38-1.45t/m3。真密度一般为1.45-1.50t/m3，真密度比视密度稍大。

2) 煤岩特征

各主要煤层的宏观煤岩特征极为相近，宏观煤岩组分以亮煤为主，次为暗煤、镜煤，局部（个别孔）可见有丝炭，宏观煤岩类型主要为半亮型和半暗型，光亮型次之，少量的暗淡型。煤层主要为条带状、线理状结构，少见均一状结构；主要为层状构造，其次为块状构造，太原组各煤层可见星散状或团块状黄铁矿结核。

3) 煤的工业用途评述 4号煤层以低中灰煤和中灰分煤为主，少量中高灰煤；特低硫煤为主，少量低硫分煤和低中硫煤；中磷分煤为主，低磷分煤和特低磷煤次之的气煤为主，少量1/2中粘煤和1/3焦煤。为中热值煤～特高热值煤，平均精煤回收率良等。根据GB/T7562-87《发电煤粉锅炉用煤质量》中的有关煤质指标规定，经洗选后可做发电用煤的配煤；同时可用作炼焦（配）煤和动力用煤。

5号煤层以低中灰煤～中高灰煤为主、少量低灰分煤；特低硫煤为主，低硫分煤次之；中磷分煤为主、少量特低磷煤和低磷分煤的气煤、1/2中粘煤和1/3焦煤。精煤回收率中～良等，可用作炼焦（配）煤来使用，也可做动力用煤。

6号煤层以中灰分～中高灰煤为主，低中灰煤次之；特低硫煤为主、低硫分煤次之；中磷分煤为主、低磷分煤次之的气煤。1/2中粘煤的1/3焦煤。精煤回收率良等，经洗选后可主要用做炼焦（配）煤和动力用煤。

8号煤层以低中灰煤和中灰分煤为主；低硫分煤为主、特低硫煤和低中硫煤次之；中磷分煤为主、特低磷煤和低磷分煤为主的气煤和1/2中粘煤，少数为1/3焦煤。精煤回收率在21.11～84.29%，平均为58.16%，为良等。根据GB/T7562～87《发电煤粉锅炉用煤质量》和GB/T9143～88《常压固定床煤气发生炉用煤质量标准》中有关煤质指标的要求，经洗选后用作发电用煤和气化用煤，同时是很好的炼焦（配）煤，也可作水泥回转窑用煤和动力用煤。

10号煤层以低中灰煤为主；低硫分煤和中硫分煤次之，中低硫分-中硫分煤为主；特低磷煤-中磷分煤为主的气煤、1/2中粘煤和1/3焦煤。经洗选后可作炼焦（配）煤、水泥回转窑用煤和动力用煤。

12号煤层以低中灰煤为主，中灰分煤次之；低硫分煤为主、其它类别次之；中磷分煤为主、少量特低磷煤和低磷分煤的1/2中粘煤、气煤和1/3焦煤。精煤回收率为良等，经洗选后可作炼焦（配）煤、水泥回转用煤和动力用煤。

13号煤层以低中灰煤为主、中灰分煤次之；低硫分煤和低中硫煤为主、少量特低硫煤；中磷分煤为主、低磷分煤次之的气煤和1/3焦煤，少数为1/2中粘煤。精煤回收率为良等。发热量为高热值-特高热值煤。根据GB/T7562-87《发电煤粉锅炉用煤质量》和GB/T9143-88《常压固定床煤气发生炉用煤质量标准》等规范的有关标准要求，可用作发电用煤和气化用煤，同时经洗选后可用作炼焦（配）煤。

1.3.5 瓦斯、煤尘和煤的自燃倾向 1)瓦斯

精查勘探工作共采集各主要煤层钻孔瓦斯样181个，原勘探工作中采集4个瓦斯样，太原组各煤层甲烷含量相对来说高于上部山西组各煤层。说明太原组各煤层的围岩条件略好于山西组各煤层。从瓦斯成分测定结果知：各煤层瓦斯成分以氮气为主，其次为甲烷，二氧化碳和重烷含量甚微，特别是重烷大都检测不到。垂向上随着煤层埋藏深度的增加氮气含量略有减少，二氧化碳有所增加。根据所测煤层瓦斯成分，本区瓦斯分带可划为二氧化碳氮气带和氮气—沼气带，以前者占大多数。

井田地质构造特征为一走向近南北，倾向西的单斜，局部略有缓波状起伏变化，从而对瓦斯的含量分布也存在着一定的影响。一般而言沿地层倾向同一煤层的瓦斯含量随着埋深增大而增大，不同煤层垂向上也有着同样的变化规律，一般而言上部煤层甲烷含量低于下部煤层。

表1-3 同一煤层沿倾向瓦斯含量变化对照表

煤层编号 孔号 埋深（m） 甲烷含量（ml/g.r） 0.000 13 0503

煤层编号 孔号 埋深（m） 甲烷含量 （ml/g.r） 0.007 0.029 0504 8 105.00 289.87 1203 1202 365.10 347.57 0.033 0502 0501 448.80 613.15 0.248 0.927 1201 1204 645.62 683.02 0.296 2.896 综上所述，根据地质报告本井田各可采煤层均为低瓦斯，但邻近的孙家沟矿井实际开采经验表明，随着开采深度增加，矿井瓦斯涌出量急剧增加，预计本矿井生产初期，开采井田浅部至中深部，瓦斯含量较低，因此，本可研报告确定，矿井生产初期暂按低瓦斯矿对待，但因本矿井生产高度集中，不排除生产中、后期升为高瓦斯矿井的可能性。

2) 煤尘

据精查勘探的测试资料，4号煤层火焰长度为150-460mm，加岩粉量30-70%，有爆炸性；5号煤层火焰长度为180-500mm，加岩粉量35-80%，有爆炸性；6号煤层火焰长度为80-650mm，加岩粉量30-85%，有爆炸性；8号煤层火焰长度为20-520mm，加岩粉量10-75%，有爆炸性；10号煤层火焰长度为30-1300mm，加岩粉量10-90%，有爆炸性；12号煤层火焰长度为10-1100mm，加岩粉量45-85%，有爆炸性；13号煤层火焰长度为25-1625mm，加岩粉量50-90%，有爆炸性。综上所述，区内各可采煤层均具有煤尘爆炸性，在开采过程中应采取有效的防尘、防火措施，确保生产安全。

3) 自燃

由燃点测试成果和煤质化验结果可知：区内各煤层煤质中挥发份（Vadf）一般为22-40%，Cdaf为81-88%，Odaf为5-10%，Mad一般小于3%。4号煤层为不易自燃。5号煤层多数为不易自燃，少数为易自燃。6号煤层为不易自燃—易自燃。8号煤层为不易自燃—易自燃。10号煤层为不易自燃，少数为易自燃。12号煤层为不易自燃—易自燃。13号煤层为不自燃—易自燃，多数为不易自燃。

综上所述，区内各可采煤层一般为不易自燃煤层，但各可采煤层不同程度的在采样测试过程中出现易自燃级煤，故今后生产过程中应以易自燃煤层对各可采煤层进行管理。

4) 地温

在勘探过程中按照由浅到深，从南到北的原则布置了10个钻孔进行了系统的井温测量工作，包括原斜沟煤矿扩建勘探阶段的2个钻孔，累计12个钻孔。由钻孔结果分析得知：本区恒温带在100-300m左右，实际变化范围在10.5-15℃，根据测试结果，在此基础上随着季节的不同略有变化，地温变化梯一般为0.05-2.98℃/100m，平均1.09℃/100m，本区属地温正常区。

1.3.6 其他有益矿物

勘探(精查)工作及以往的各阶段工作对区内含煤地层中的铝质泥岩、山西式铁矿及各可采煤层中的稀有稀散元素均进行过采样测试工作，现将其赋存情况及其品位变化规律分述如下：

1）铝质泥岩

矿体赋存于石炭系中统本溪组底部，呈层状、似层状产出，矿石矿物主要为一水硬铝石、高岭石等，为致密状、半粗糙－粗糙状、碎屑状结构，多呈块状构造。据山西省地矿局215地质队1987年12月提交的《山西省兴县魏家滩、黄辉头矿区铝土矿普查地质报告》资料并结合本次钻探成果，区内矿体厚度变化较大，为0.30～5.97m，其厚度主要随着奥陶系侵蚀面之凸凹而变薄变厚。矿区内矿石品位较低，大致情况是：Al2O3为43.91～69.95%，平均51.13%；SiO2为4.21～17.72%，平均8.26%；Fe2O3为3.84～33.84%，平均16.24%；

A/S为2.70～18.56，平均为6.19。大多数为表外矿。再加上本次工作工程点呈星点状布置。工程控制程度较低，很难圈定出上类别的矿床，所以目前工业价值不大。

2) 山西式铁矿

据原山西省地矿局215队1987年提交的《山西省兴县魏家滩、黄辉头矿区铝土矿普查地质报告》资料并结合精查勘探成果，区内山西式铁矿为致密状和砂状结构，团块状构造。矿石成分以褐铁矿、赤铁矿为主，矿体连续性很差，厚度及品位变化较大，虽个别可达工业品位，但很难圈成矿体，除井田东部埋藏比较浅外，大多埋藏较深，目前开采价值不大。

3) 稀散元素

勘探工作对煤样中的稀散元素进行测试，本区各煤层中稀散及放射性元素的含量除镓(Ga)在部分煤层的个别钻孔中达边界工业品位外(≥30.0g/t)，其余均未达工业品位要求。 4) 腐植酸

勘探工作未进行此类工作，据原斜沟煤矿扩建勘探报告中的有关资料，在井田东部风氧化煤中，存在着一定数量的腐植酸，其品位变化为5.40～68.0%，其用途甚广。农业上可用于生产腐植酸类肥料、营养土和用作土壤改良剂，或从中提取腐植酸制作植物生长激素以及作牲畜饲料添加剂等，可以合理开发利用。

2 井田境界和储量

2.1井田境界

斜沟煤矿扩界后整个井田由7个拐点连线圈定，各拐点的经纬坐标见表2-1。 表2-1 井田境界拐点坐标表

经度（X） 4284000 4284000 4282700 4281500 4279500 4277700 4277700

纬度(Y) 508500 512000 511550 512000 512300 512400 508500

井田的走向长度为6.30km。

井田的倾斜方向的最大长度为3.90km，最小长度为3.05km，平均长度为3.60km。 本区大地构造位置处于鄂尔多斯断块东缘，兴县石楼南北向褶皱带的北部。井田内主采煤层为山西组8号煤层和太原组13号煤层，8号煤层厚度2.23-8.34m，平均厚度4.87m。13号煤层厚度5.95-16.68m，平均厚度10.37m。区域构造简单，总体为一走向近南北倾向西的单斜构造，倾角6～16°，局部为20°，平均10°，断裂少见，井田的水平宽度为3.54km，

2

井田的水平面积为22.25 km。本设计主要对13号煤层进行设计。

2.2矿井工业储量

2.2.1储量计算基础

（1）根据本矿的井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；

（2）根据《煤炭资源地质勘探规范》和《煤炭工业技术政策》规定：煤层最低可采

厚度为0.70m，原煤灰分≤40%；

（3）依据国务院过函（1998）5号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复》内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；

（4）储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；

（5）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。 2.2.2矿井地质资源量

Zz=6300×3600×10.37×1.40=329.27Mt

2.2.3矿井工业储量计算

根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断的。

根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%的是边界经济的基础储量，次边际经济基础储量不计。则矿井工业资源/储量可用下式计算：

Zg?Z111b?Z122b?Z2m11?Z2m22?Z333k （2-1）

式中 Zg——矿井工业资源/储量；

Z111b——探明的资源量中经济的基础储量； Z122b——控制的资源量中经济的基础储量； Z2m1——探明的资源量中边际经济的基础储量； 1 Z2m2——控制的资源量中经济的基础储量； 2 Z333——推断的资源量； k——可信度系数，取0.8。

Z111b?Zz?60%?70%?138.29（Mt） Z122b?Zz?30%?70%?69.15（Mt） Z2m11?Zz?60%?30%?59.27（Mt） Z2m22?Zz?30%?30%?29.63（Mt） Z333k?Zz?10%?k?26.34（Mt）

因此将各数代入式2-1得：Zg=322.68（Mt） 各种储量分配见表2-2。

表2-2 矿井工业储量计算表

类别 数量 合计

探明储量/Mt

经济储量 138.29

197.56

边际储量 59.27

控制储量/Mt

经济储量 69.15

98.78

边际储量 29.63

推断储量/Mt

32.93

2.3 矿井可采储量

2.3.1井田边界保护煤柱

按照《煤矿安全规程》的有关要求，井田边界内侧暂留30m宽度作为井界煤柱，则井田边界保护煤柱的损失按下式计算：

P?H?L?m?r （2-2）

式中：

P——井田边界保护煤柱损失，Mt。 H——井田边界煤柱宽度，30m； L——井田边界长度，19800m； m——煤层厚度，m；

r——煤层容重，1.40t/m3； 代入数据得：

P=30×19800×10.37×1.40=8.62Mt

2.3.2工业广场保护煤柱

工业广场的占地面积，根据《煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明》中第十五条，工业场地占地面积指标见表2-3。

表2-3 工业广场占地面积指标表

井型/Mt·a-1 2.4及以上 1.2～1.8 0.45～0.9 0.09～0.3

占地面积指标/ha·0.1Mt-1

1.0 1.2 1.5 1.8

矿井井型设计为2.4Mt/a，因此由表2-3可以确定本设计矿井的工业广场为0.24km2。但是考虑到近些年来建筑技术的提高，建筑物不断向空间发展，所以，工业广场的面积都有缩小的趋势，再加上本井田煤层埋藏较深，若取工广煤柱较大会造成大量的工广压煤，所以本设计取0.8的系数，则工业广场的面积约为0.19km2。《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》第14条和第17条规定工业广场属于Ⅱ级保护，需要留设20m宽的围护带。本设计选定工业广场长550m，宽350m的矩形，井田中西部及南部表土层厚度为188.90-244.20m，平均厚度220m结合本矿井的地质条件及冲积层和基岩移动角（表2-4）采用垂直剖面法计算工业广场的压煤损失。

表2-4 地质条件及岩层移动角 煤层倾角/°

10

煤层厚度/m 10.37

广场中心深度/m

13#-367

?/°40

δ/° 74

γ/° 69

2β/° 78

采用垂直剖面法计算所得工业广场的保护煤柱在13# 煤层所占面积为1.34 km，压煤量为19.46 Mt。

采用垂直剖面法计算工业广场压煤示意图如图2-1所示：

图2-1 工业广场保护煤柱计算示意图

2.3.3风井保护煤柱

按照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程（2000版）》中参数计算，取南北风井工业场地为100m×100m，同样采用垂直剖面法计算东西风井压煤量为：4.16Mt。

2.3.4河流保护煤柱

井田内主要河流岚漪河，河流在井田范围内长度约为5.4km，平均宽度约为30m，按照《采矿工程设计手册》中参数计算，河流两侧各留20m保护煤柱。采用垂直剖面法得到河流保护煤柱的煤量为：40.06Mt。 3.5井筒保护煤柱

井筒保护煤柱在工业场地保护煤柱范围内，故井筒保护煤柱损失量不再单独考虑。 综上，矿井的永久保护煤柱损失量汇总见表2-5。

表2-5 永久保护煤柱损失量

煤柱类型 井田边界保护煤柱 河流保护煤柱 南北风井保护煤柱 工业广场保护煤柱

合计

储量/Mt 8.62 40.06 4.16 19.46 72.30

2.3.6矿井可采储量

矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算：

Zk??Zg?P??C （2-3）

式中：

Zk—— 矿井可采储量，t；

Zg—— 矿井的工业储量，322.68Mt；

P—— 保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，72.30Mt；

C——带区采出率；

根据《煤炭工业矿井设计规范》2.1.4条规定：矿井的采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85。本设计矿井13号煤层属于厚煤层，因此带区采出率选择0.75。

则代入数据得矿井设计可采储量：

Zk??322.68?72.30??0.75?187.79Mt

3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限

3.1矿井工作制度

根据《煤炭工业矿井设计规范》2.2.3条规定，矿井设计宜按年工作日330d计算，每天净提升时间宜为16h。矿井工作制度采用“三八制”作业，两班生产，一班检修。

3.2矿井设计生产能力及服务年限

3.2.1确定依据

《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。

矿区规模可依据以下条件确定：

（1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井，煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；

（2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模，否则应缩小规模；

（3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；

（4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。

3.2.2矿井设计生产能力

本矿井井田范围内煤层赋存简单，地质条件较好，煤层平均厚度10.37m，煤层平均倾角10°，属缓倾斜煤层，易于发挥工作面生产能力。全国煤炭市场需求量大，经济效益好。结合本矿区的煤炭储量，确定本矿井设计生产能力为2.4Mt/a。

3.2.3矿井服务年限

矿井可采储量Zk、设计生产能力A和矿井服务年限T三者之间的关系为：

T?ZK （3-1）

?A?K?式中：

T —— 矿井服务年限，a；

ZK —— 矿井可采储量，187.79Mt； A —— 设计生产能力，2.4Mt/a； K —— 矿井储量备用系数。

矿井投产后，产量迅速提高，矿井各生产环节需要有一定的储备能力。例如局部地质条件变化，使储量减少；或者矿井由于技术原因，使采出率降低，从而减少了储量。因此，需要考虑储量备用系数。《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.6条规定：计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数宜采用1.3～1.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井储量备用系数选定为1.4。

把数据代入公式3-1得矿井服务年限：

187.79T??55.9a(2.4?1.4)

在计算矿井服务年限时，考虑到矿井投产后，可能由于地质损失增大、采出率降低和

矿井增产的原因，使矿井服务年限缩短，设置了备用储量Zb，备用量为：

Zb?ZK187.79?0.4??0.4?55.9a 1.41.4在储量备用系数中，估计约有50%为采出率过低和受未预知地质破坏影响所损失的储量。

矿井开拓设计是认定的实际采出的储量约为： 3.2.4井型校核

按矿井的实际煤层开采能力，运输能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核： （1）煤层开采能力的校核

井田内13#煤层为开采煤层，平均煤厚10.37m，为厚煤层，赋存稳定，厚度基本无变化。煤层倾角平均10°，地质条件简单，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个放顶煤工作面来满足井型要求。

（2）运输能力的校核

矿井设计为大型矿井，开拓方式为立井开拓。井下煤炭运输采用钢丝绳芯胶带输送机运输，工作面生产的原煤经胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，运输连续、能力大，自动化程度高，机动灵活；井下矸石、材料和设备采用轨道运输，运输能力大，调度方便灵活。

（3）通风安全条件的校核

矿井采用两翼对角式通风系统，抽出式通风方式，东西两翼各布置一个回风井，可以满足通风要求。

（4）储量条件的校核

根据《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.5条规定：矿井的设计生产能力与服务年限相适应，才能获得好的技术经济效益。井型和服务年限的对应要求见表3-1。

表3-1 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限 矿井设计生产

矿井设计服务年限第一开采水平服务年限

能力/Mt·a-1 6.00及以上 3.00～5.00 1.20～2.40 0.45～0.90

/a 70 60 50 40

煤层倾角 <25° 35 30 25 20

煤层倾角 25°～45° — — 20 15

煤层倾角 >45° — — 15 15

由上表可知：煤层倾角低于25°，矿井设计生产能力为1.2～2.4Mt/a时，矿井设计服

务年限不宜小于50a，第一开采水平设计服务年限不宜小于25a。

本设计中，煤层倾角低于25?，设计生产能力为2.4Mt/a，矿井服务年限为55.9a，第一水平服务年限为55.9/2=28a，符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。

4 井田开拓

4.1井田开拓的基本问题

井田开拓是指在井田范围内，为了采煤从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较才能确定。

井田开拓具体有下列几个问题需要确定：

（1）确定井筒的形式、数目和配合，合理选择井筒及工业广场的位置； （2）合理确定开采水平的数目和位置； （3）布置大巷及井底车场；

（4）确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；

（5）进行矿井开拓延深、深部开拓和技术改造； （6）合理确定矿井通风、运输及供电系统。

开拓问题解决的好坏，关系到整个矿井生产的长远利益，关系到矿井的基建工程量、初期投资和建设速度，从而影响矿井经济效益。因此，在确定开拓方式是要遵循以下原则：

（1）贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤、高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。

（2）合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。 （3）合理开发国家资源，减少煤炭损失。

（4）要建立完善的通风、运输、供电系统、创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好的状态。

（5）要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，应为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综合机械化、自动化创造条件。

（6）根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。

4.1.1确定井筒形式、数目和位置

（1）井筒形式的确定

井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最

复杂。各井筒形式优缺点比较及适用条件见表4-1。

表4-1 各井筒形式优缺点比较及适用条件 井筒形式

优点

①环节和设备少、系统简单、费用低②工业设施简

平硐

单③井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用④施工条件好，掘进速度快，加快建井工期⑤煤炭损失少。 与立井相比：

①井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘进速度

斜井

井筒装备、井底车场简单、延伸方便③主提升胶带化有相当大提升能力，能满足特大型矿井的提升需要④斜井井筒可作为安全出口。

①不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制②井筒短，提升速度快，对辅助提升

立井

特别有利③当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工④井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求，风阻小，对深井开拓极为有利。 与立井相比：

①井筒长，辅助提升能力线路长、阻力大、管线长度大③斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。

①井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平②井筒装备复杂，掘

对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。

受地形影响特别大

有足够储量的山岭地带

缺点

适用条件

快，井筒施工单价低，初期投资少②地面工业建筑、小，提升深度有限②通风

进速度慢，基建投资大。 井。

斜沟矿为深井开采，属低瓦斯矿井，但区内各可采煤层均具有煤尘爆炸性，煤层倾角

较小，平均10°，为缓倾斜煤层，主采煤层13#埋深平均-367m，表土层厚约220m，无流沙层，综上适合采用立井施工，井筒需采用特殊施工方法——表土段采用冻结法施工，基岩段采用地面预注浆施工。

（2）井筒数目的确定

本井田煤层埋藏深，地温正常，地压不大，瓦斯浓度低，煤尘具有爆炸性等，根据上述特点，对初期工业场地内的井筒数目提出了如下方案：

工业场地内布置主井、副井，井田南北边界处各布置一个回风井。其中主井井筒主要承担矿井煤炭提升及兼进部分风；副井井筒主要担负矸石、人员、设备及材料等辅助提升和进风，井筒内装备梯子间，作为矿井的安全出口，井筒内布置有压风管、洒水管、动力电缆和通讯电缆。

（3）井筒位置的确定

本设计在选择井口位置时主要依据以下原则：

①工业场地应尽量靠近地质构造简单、块段完整且储量丰富的块段，以利于首采盘区位置选择和首采工作面布置，并尽量减少初期工程量，减少投资，缩短建井工期；

②工业场地尽量避开村庄、道路、沟渠等；

③井筒、井底车场尽量避开断层、陷落柱等构造带； ④井底车场巷道特别是主要硐室的岩性要好；

⑤场地尽量少压煤，特别是少压开采条件较好的煤； ⑥井位的确定兼顾分区划分的合理性；

⑦工业场地尽量布置在开阔地带，并尽量靠近已有的公路及铁路，尽量减少铁路、公路、供电线路的长度，以降低工程造价；

⑧井田两翼储量基本平衡。 基于上述原则，结合本矿井实际地质资料，本设计将主井井口定于ZK911钻孔西部50m处。该处表土层厚度约220m，地面平坦、无村庄，地面原始标高+1030m。该方案的主要优点如下：

①业场地位于井田中央及储量中心，便于两翼均衡开采；

②工业场地所在地无村庄，不需拆迁，可降低投资、缩短建井工期； ③工业场地两侧首采块段勘探程度高，煤层赋存条件较好；

④矿井两翼边界均有安全出口，抗灾能力强； ⑤矿井后期最长通风线路较短。 4.1.2工业场地的位置、形状和面积

（1）布置要求

1）工业广场地应具有稳定的工程地质条件，避开法定保护的文物古迹，风景区、

内涝低洼区和采空区，不受岩崩、滑坡、泥石流和洪水等灾害威胁；

2）工业场地应少占耕地，少压煤；

3）距水源，电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。

（2）工业场地位置

结合以上要求，根据井筒位置，工业场地的布置： 1）井田走向的中央和倾向的中上部； 2）工业广场的长边与井田走向边界平行。

（3）工业场地形状、面积

根据表2.3工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为0.19km2，形状为矩形，长为550 m，宽为350 m。 4.1.3阶段划分和开采水平的确定

开采水平划分的依据：

（1）是否有合理的阶段斜长；

（2）阶段内是否有合理的带区数目；

（3）要保证开采水平有合理的服务年限和足够的储量； （4）要使水平高度在经济上合理。

本井田煤层埋藏深，缓倾斜，13#煤层赋存标高在450~1050m之间，井田垂高600m。根据井田地质构造，煤层倾角、几何尺寸等特点，将井田沿倾向划分为4个阶段，阶段斜长900m，设置2个开采水平，水平垂高300m，采用上下山开采技术，沿走向将阶段划分为2个采区，采区内划分3个区段。

4.1.4主要开拓巷道

（1）大巷的布置

13#煤层平均厚度为10.37m，赋存稳定，底板起伏不大，为缓倾斜煤层，煤层厚度变

化不大，且煤质硬度较大。考虑到煤层埋深较深，为便于巷道后期维护，故矿井轨道大巷和胶带机大巷布置在13#煤层底板岩层中，大巷间距35m。由于矿井具有煤尘爆炸性，布置一条轨道大巷，与副井相连，负责行人、进风和辅助运输；一条胶带大巷，与主井连接，负责运煤；一条运输回风大巷，共三条，各条大巷位于井田中央，沿走向布置。

（2）井底车场的布置 由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务时间较长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置选择在煤层底板的砂质泥岩中，维护费用较低。

4.1.5开拓方案比较

（1）提出方案

根据以上分析及矿井的实际情况，现提出以下两种在技术上可行的开拓方案，分别如图4-1和图4-2所示。

方案一：双立井开拓，两个水平均采用立井开拓，轨道大巷、胶带机大巷和回风大巷皆为岩石大巷，一水平大巷布置在13号煤层顶板岩层中，二水平大巷布置在13号煤层底板岩层中；通风方式采用对角式通风，即将风井布置在井田南北边界处，如图4-1所示。

方案二：立井配合暗斜井开拓，第一水平采用立井开拓，第二水平采用暗斜井开拓的方式，轨道大巷、胶带机大巷和回风大巷皆为岩石大巷，布置在13号煤层顶板岩层中；通风方式采用对角式通风，即将风井布置在井田南北边界处，如图4-2所示。

图4-1 双立井开拓

图4-2 立井配合暗斜井开拓

（2）技术比较

以上两个方案主要区别在于开拓井筒的形式和第一水平采完之后，向第二水平延伸方式。

方案一采用立井并采用立井直接延伸的方式向深部开拓。施工技术上比较简单，由于立井施工技术比较成熟，且对于各种复杂地质条件的适应性比较强，但是在向深部延伸的时候会出现井筒延伸与煤提升的矛盾。

方案二采用立井配合暗斜井的方式进行开拓，相对于方案一的优点在于向深部延伸时，采用暗斜井可以大大的缩短第二水平的主要运输石门的长度，减少岩石工程量与石门的维护费用，节约成本。相对于立井而言，斜井可以提高运煤量，采用多部胶带输送机拼接的方式，可以实现连续运输。但是斜井在施工过程中，对地质条件的适应性不如立井，保护煤柱量比立井大。井筒的长度比较长，维护费用比较高。

（3）粗略经济比较

方案一和方案二的区别在于第二水平是直接延伸立井还是用暗斜井延伸。两方案的生产系统都较简单可靠。

两方案对比，方案一需多开立井井筒（2×300m）、阶段石门（m）和立井井底车场，并相应地增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用。方案二则多开暗斜井井筒（10°，2×1800）和暗斜井的上、下部车场，并相应地增加了斜井的提升和排水费用。

对两方案的基建费和生产费粗略估算如表4-2。

表4-2 方案一和方案二粗略估算费用 方案 基建费 /万元 立井开凿 石门开凿 井底车场 小计 立井提升 生产费 /万元 石门运输 立井排水 总计 小计 费用/万元 百分率 方案一 2×300×30000×10=1800 -4-4-4 方案二 主暗斜井开凿 副暗斜井开凿 上、下斜井车场 小计 暗斜井提升 立井提升 1800×10500×10=1890 1800×11500×10=2070 （300+500）×9000×10=720 4680 1.2×8100×1.8×4.8=83980.8 -4-4-41450×8000×10=1160 1000×9000×10=900 3860 1.2×8100×0.45×8.5 =37179 1.2×1.45×8100×3.81 =53698.14 300×24×365×38.6×-41.525×10=15469.72 106346.9 106732.9 100% 1.2×8100×0.15×10.2 =14871.6 300×24×365×38.6×排水（斜、立井） -4 （0.63+1.27）×10=19273.75小计 费用/万元 百分率 118126.2 118594.2 111.11%

通过粗略估算可以看出方案一和方案二的费用差别较大，西翼采用盘区式开采的经济费用大于带区式开采的费用，因此可以确定采用带区式开采，排除了方案二。方案三和方案四通过粗略估算可以看出费用差别不大，最终开拓方案的选择还要进行详细经济比较，才能确定。

由表4-1-10可知，虽然方案三的前期基建费用低，但无论是后期基建费用还是生产经营费用都比方案四要高，最终的投资总费用也要比方案四要高。而且从技术比较上可以看出中央并列式通风虽然在前期投入上较少，但很难满足高瓦斯矿井的通风需要，后期通风线路较长且较复杂，相对而言两翼对角式通风线路简单，适于本矿井的地质条件。因此，综合技术比较、粗略和详细的经济比较所得出的结论，可确定选择方案四，即双立井单水平开拓，东、西两翼采用全带区划分井田，通风方式采用两翼对角式通风，于东西两翼各布置一个风井，轨道大巷、胶带机大巷和回风大巷都布置在13-1#煤层底板岩石中。

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