新集一矿毕业设计说明书（全） - 图文

本科毕业设计说明书

新集一矿开拓开采与通风设计及综采面瓦斯综合治理技术专题研究

THE DESIGN MINE PIT DEVELOPMENT MINING DESIGN AND MINE VENTILATION DESIGN OF THE FIRST MINE OF XINJI AND THE GAS TECHNOLOGY FOR FULLY

MECHANIZED WORKING FACE

学院（部）： 能源与安全学院 专业班级： 安全D09-1班 学生姓名： 赵 专 指导教师： 张树川老师

2013 年 05 月 26 日

安 徽 理 工 大 学

毕业设计任务书

专业、班级 安全D09-1 姓名 赵 专 日期 2013.05.26 1． 设计题目 新集一矿开拓开采与通风设计

（专 题） 综采面火灾防治技术专题研究 2． 设计原始资料：新集一矿初步设计说明书;13-1煤底板等高线。 3． 设计文件：

图：开拓平面图前后期；矿井剖面图；五采区平、剖面图；通风系统立体示意图前后期；通风网络图前后期。

新集一矿毕业设计说明书一份。 4. 设计任务下达日期：3月25日。 5. 设计完成日期：6月5日。 6. 设计各章节答疑人：

部分 部分 部分 部分 部分 部分 7. 指导教师 张树川老师 8. 教研室负责人 9. 系负责人

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新集一矿开拓开采与通风设计及综采面瓦斯综合治理技术专题

研究

摘要

矿井是一个复杂的动态系统，具有与其他工业不同的特点，局部地区而言，除了某些地区因为煤层埋藏较浅或埋藏于山中采用露天开采或平硐开拓外，其主要特点是地底作业，工作环境恶劣，因此通风和安全措施显得尤为重要。全局而言，各煤田所处的经济地理位置不同，煤层地质条件多种多样，开采方法也就多种多样。

随着煤矿资源的深度开采以及开采规模的扩大，煤矿开拓开采水平与安全生产技术措施水平都有了很大的提高。

本次设计按照《煤矿设计规范》、《矿井设计指南》、《煤矿安全规程》等规范的要求，对国投新集集团新集一矿进行开拓开采与通风设计。设计针对新集一矿具体的条件，内容包含：井田概况及地质特征、矿井开拓开采设计、通风设计、安全生产措施,以及专题部分等。

井田概况主要包括矿区的地理、地形和交通；矿井的地理位置、井田范围；矿区的气象条件、地震烈度、电源和水源的概况；井田地质特征、煤层及煤质概况以及水文地质条件概况等。

矿井开拓分别论述了主井、副井、混合井的位置选择、采区的划分、水平的划分以及开采顺序、采区的布置及各巷道的布置等。

通风设计主要包括矿井通风系统的选择、矿井所需风量的计算及分配、矿井容易时期、困难时期的通风阻力计算以及对通风设备的选择等。

安全技术措施包括井下瓦斯预测和抽采、开采突出危险煤层的安全措施、粉尘防治、防火措施、防水措施以及矿井降温措施等。

关键词：矿井设计，开拓开采，通风安全

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THE DESIGN MINE PIT DEVELOPMENT MINING DESIGN AND MINE VENTILATION DESIGN OF THE FIRST MINE OF XINJI AND THE GAS TECHNOLOGY FOR FULLY

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ABSTRACT

The mine is a complicated dynamic system,having remarkable different characteristics from other industry,speaking of the partial region,apart from some regions adopting open-air mining or even way opening up because the coal seam buries shallow or in the mountain,its main characteristic is working underground,bad working environment ,so the ventilating and the safety measure is of particular importance.On the whole,we have various mining methods based on the difference of economic geographical position,the various geological condition of the coal seam.

Along with coal mine resources depth mining as well as the mining scale expansion, the coal mine development mining level and the safety in production technology measure level all had the very big enhancement

This design according to the design specification, the coal mine design guidelines, the coal mine safety procedures of specification, huainan mining group integrating coal mining on pioneering and ventilation design. The design aims at the first coal mine of xinji, the content includes the general situation of the mine field and its geological characteristics, the opening up of the mine,the ventilating design and the technological measure of the coal mine safety.

The general situation of the mine field mainly includes the geography, the topography and the traffic of the mine area; The geographical position of the mine,the range of the mine field; The meteorological condition of the mining area, the general situation of earthquake intensity, the power and the source of water; and the

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geological feature of the mine field、the coal seam、 the outline of the coal quality and the general situation of the hydro geological condition , etc.

The opening up section of the coal mine discussed separately on the choice of position of the main mine 、the auxiliary mine、the mixed mine、the division of the level and the exploiting area and the exploiting order、the disposal of mining area and the tunnel,etc.

The coal mine ventilation design mainly includes the choice of the ventilating system of the mine 、the calculation and the distribution of the necessary wind quantity of the mine 、the calculating of the ventilation obstruction of the whole mine and choice of the ventilation facilities of easy period, difficult period, etc.

The safety technique measures include the safety monitoring control system; the safety measures of preventing the gas and the exploiting of the dangerous bursting coal seam ; the prevention and cure of the dust of the coal; the fire prevention measures; waterproof measures; the decreasing temperature measures; pit shaft frost-proof measures ; the roof management; upgrade, transportation and electricity usage safety; industrial and civil construction contradicting earthquake etc.

KEYWORDS： mine design,exploitation,ventilaition safety

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目录

摘要................................................................................................................................ 1 ABSTRACT........................................................................................................................ 2 绪论................................................................................................................................ 7 1 矿井概况和地质特征................................................................................................ 8

1.1 矿井概况.......................................................................................................... 8

1.1.1 矿井地理位置........................................................................................ 8 1.1.2 交通条件................................................................................................ 8 1.1.3 井田地形.............................................................................................. 10 1.1.4 井田水系.............................................................................................. 10 1.1.5 井田气候.............................................................................................. 10 1.1.6 自然地震.............................................................................................. 10 1.1.7 地温...................................................................................................... 11 1.2 井田地质特征................................................................................................ 11

1.2.1 地层...................................................................................................... 11 1.2.2 构造...................................................................................................... 11 1.2.3 煤层赋存、煤质、煤层产状及分布情况.......................................... 12 1.2.4 水文地质.............................................................................................. 13

2 矿井生产能力及井田开拓...................................................................................... 16

2.1 井田境界及储量............................................................................................ 16

2.1.1 井田境界.............................................................................................. 16 2.1.2 井田储量.............................................................................................. 17 2.2 矿井生产能力及服务年限............................................................................ 22

2.2.1 矿井工作日制度.................................................................................. 22 2.2.2 矿井生产能力及服务年限.................................................................. 26 2.3 矿井开拓........................................................................................................ 28

2.3.1 井田开拓方式的确定.......................................................................... 28 2.3.2 回风水平标高的确定.......................................................................... 35 2.3.3 井筒特征.............................................................................................. 35 2.3.4 采区划分.............................................................................................. 36 2.3.5 井底车场、主要硐室及各大生产系统.............................................. 36 2.3.6 主要巷道布置...................................................................................... 39 2.4 采区设计........................................................................................................ 40

2.4.1 采区基本概况...................................................................................... 40 2.4.2 采区上山、区段平巷的布置.............................................................. 41 2.4.3 区段划分及车场形式.......................................................................... 42 2.4.4 工作面命名及接替.............................................................................. 42 2.4.5 采煤方法、回采工艺及顶板管理...................................................... 42 2.4.6 采煤工艺及技术装备.......................................................................... 42 2.4.7 采区巷道断面及支护.......................................................................... 43 2.4.8 采区生产能力...................................................................................... 44 2.4.9 采区生产系统...................................................................................... 44

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3 矿井通风设计.......................................................................................................... 46

3.1 矿井通风系统................................................................................................ 46

3.1.1 通风系统选择的条件和依据.............................................................. 46 3.1.2 选择通风系统主要应考虑的因素...................................................... 47 3.1.3 采区通风系统的设计.......................................................................... 47 3.1.4 系统选择.............................................................................................. 48 3.2 矿井风量计算与分配.................................................................................... 48

3.2.1 矿井总风量的计算.............................................................................. 49 3.2.2 矿井需风量计算.................................................................................. 49 3.2.3 矿井风量分配...................................................................................... 56 3.3 矿井通风阻力计算........................................................................................ 57

3.3.1 风速校核.............................................................................................. 57 3.3.2 最大阻力路线...................................................................................... 58 3.3.3 矿井通风最大阻力的计算.................................................................. 59 3.3.4 总阻力计算.......................................................................................... 61 3.4 选择主要通风机和电动机............................................................................ 61

3.4.1 选择主要通风机.................................................................................. 61 3.4.2 选择主要电动机.................................................................................. 64 3.5 通风机电费概算............................................................................................ 65 4 安全措施.................................................................................................................. 67

4.1 概述................................................................................................................ 67 4.2 矿井瓦斯特点................................................................................................ 67 4.3 瓦斯突出治理措施........................................................................................ 68

4.3.1 防突措施分类...................................................................................... 68 4.3.2 保护层开采瓦斯治理措施.................................................................. 68 4.3.3 预抽煤层瓦斯...................................................................................... 72 4.3.4 煤层注水.............................................................................................. 75 4.3.5 煤层采掘工作面预防突出措施.......................................................... 76 4.3.6 瓦斯防治综合措施.............................................................................. 77 4.4 热害防治........................................................................................................ 77 4.5 火灾防治........................................................................................................ 78

4.5.1 基本情况.............................................................................................. 78 4.5.2 火灾预防措施...................................................................................... 79 4.5.3 发生火灾时的治理措施...................................................................... 81 4.6 防尘措施........................................................................................................ 81

4.6.1 矿井现状.............................................................................................. 81 4.6.2 综合防尘措施...................................................................................... 82 4.7 防治水措施.................................................................................................... 83 4.8 顶板事故防治措施........................................................................................ 84 4.9 提升、运输及供电安全措施........................................................................ 84

4.9.1 提升事故防治措施.............................................................................. 84 4.9.2 防止机电运输事故发生的措施.......................................................... 84 4.9.3 井下供电安全技术措施...................................................................... 85

5 新集一矿开首采面111301工作面防火专题设计 ................................................ 86

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5.1 矿井火灾的分类..................................................................................... 86 5.1.1 外因火灾.................................................................................... 86 5.1.2 内因火灾.................................................................................... 86 5.1.3 外因火灾与内因火灾的特点.................................................... 86 5.2 防止瓦斯、煤尘爆炸灾害预防措施..................................................... 87 5.3自燃发火预测预报措施.......................................................................... 88 5.4 防火措施................................................................................................. 88 5.4.1 开采技术防火措施.................................................................... 88 5.4.2 灌浆防灭火................................................................................ 88 5.4.3 均压通风防灭火........................................................................ 89 5.4.4 阻化剂 (inhibitors)防灭火........................................................ 92 5.4.5 惰气防灭火................................................................................ 92 5.5 发生火灾时的预防措施......................................................................... 94

结论.............................................................................................................................. 95 参考文献...................................................................................................................... 96 致谢.............................................................................................................................. 97

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绪论

毕业设计是对学生大学四年所学知识的综合检验和总结，是对以前知识的提升，也是参加工作前的一次实战演习。同时通过毕业设计将自己所学知识再一次的复习巩固，可将大学四年所学的知识融会贯通，提高自身分析和解决实际问题的能力，为以后的工作和学习打下坚实的基础。

本次设计是针对新集一矿13-1煤层进行开拓开采设计的，设计前在新集一矿进行了为期一个月的毕业实习，通过收集与整理资料，对该矿的地理位置、矿井地形及水文地质有了较为全面而系统的认识，并且对该矿可采煤层和采煤通风、安全措施等方面有了更详细明确的了解。

在本次毕业设计中，根据新集一矿的自然地理条件，综合在课堂上所学的理论知识，在原始数据条件下对该矿作矿井初步设计。设计内容包括：矿井开拓开采，具体采区设计，矿井通风系统设计，对矿井进行风量计算、配风并计算通风阻力，主要通风设备和电动机的选择及费用计算，编写该矿主要灾害的防治措施，同时专题部分对综采面瓦斯综合治理技术进行了一些研究等。

设计的主要依据：

在新型、高效的基础上选择回采方法，选用最经济的设备，在符合《矿井设计指南》、《煤矿安全规程》、《采矿设计手册》、《煤炭工业设计规范》的情况下设计最优的通风方案，在有可能的情况下提出多个方案并对其进行经济、技术上的比较，选择优者。

本次设计共分两部分： 第一部分：新集一矿初步设计 其分为四个章节：

1、矿井概况及井田地质特征； 2、矿井开拓开采设计； 3、矿井通风设计； 4、安全生产措施；

第二部分：综采面瓦斯综合治理技术专题研究

本次设计受到了安全教研室各位老师特别是张树川老师以及吕品、穆朝民老师的精心指导和同学们的帮助，在此对他们表示衷心的感谢！

由于本人所学有限，实践经验也比较少，本次设计必然存在众多不足之处。敬请各位领导、老师给予批评、指正。

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1 矿井概况和地质特征

1.1 矿井概况

本矿井田位于淮南煤田颖凤勘探区的中部，行政区划属凤台县新集镇，距凤台城西17Km处，井田走向长6.85Km，南北宽3.65Km，面积约25Km2，原始能利用储量65736.3万吨，截止2011年12月31日新集一矿累计查明资源量58482.4万吨，2011年末保有资源储量51019万吨。

矿井采用立井多水平开拓，西风井与新中央风井混合式通风系统，工业广场内布置混合井（直径7.2m）、副井（直径6.5m）、主井（直径5.5m）、新中央风井（直径6.5m）四个井筒。混合井配有17吨双箕斗主提和双层双车单罐副提，兼做进风。矿井-250水平为进风水平，-450m、-550m水平为生产水平。现生产采区为一、三、四、五、六采区，准备和开拓采区为二、八采区。矿井原设计为0.9 Mt/a，93年7月1日正式投产，95年8月1日开工改扩建为3.0 Mt/a的大型矿井,2007年经省经贸委核定生产能力为3.9 Mt/a。自投产到2011年12月底共生产原煤6475.3Mt。矿井的开采方式为前进式开采，中央皮带石门运输。 1.1.1 矿井地理位置

新集一矿位于凤台县城西约17公里处。西接规划中的连塘李井田，东邻新集二矿，北与张集煤矿相接，行政区划属凤台县新集镇及张集乡管辖。矿井范围：西起14勘探线，东止1勘探线，南自1煤层与阜凤逆冲断层或下夹片断层交面线之垂直投影，北到勘探登记边界。东西走向长6.85公里，南北平均宽度3.65公里，面积约25平方公里。 1.1.2 交通条件

矿水陆交通方便。淮南－阜阳铁路从本矿中部通过，矿区中心的张集火车站到蚌埠141公里，西至阜阳69公里，分别与津浦、徐阜、京九铁路相接；潘集－谢桥、凤台－张集公路在矿井中部通过，且与凤台－颖上、凤台－利辛、凤台－蒙城、颖上－利辛等公路相接，可通往周围各县市。西淝河流经矿井东端，向东南注入淮河，常年有水，可通百吨的机帆船。凤台是较大的河港，内运外输极为方便。

矿井主、副两个井筒位于井田的南部，主井坐标： X＝3619545.007，Y＝39456495.005，Z= +27.000

新集一矿由原新集一矿采矿许可范围的全部及新集五号井的西部划入部分组成，矿权人均为国投新集能源股分有限公司；原新集一矿采矿许可证由国土资源部颁发，编号：1000000120002，开采深度：由-250米至-1000米，有效期：

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2001年1月至2031年1月，矿井拐点座标见表1—1。

表1—1： 新集一矿井范围拐点坐标表 拐点编号 W1 W2 W3 S1 S5 S4 S3 拐点坐标 X 3618805 3619630 3620590 3623035 3623120 3624100 3621295 Y 39457160 39457160 39459200 39459270 39455730 39452735 39452275 新集五号井的划定由国土资源部批复，批准文号：“国土资矿划字（2006）030号”，有效期至2007年3月底，开采标高：-250米至-500米。

图1—1 新集一矿交通图

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1.1.3 井田地形

新集一矿地处淮河冲积平原，地势低平，一般海拔22－26米，西高东低。沿西淝河两岸，地面标高多在19米以下。

地表水系主要有淮河、西淝河及人工沟渠。淮河河床宽约250－300米，洪水季节最大宽度达800米，最大水深17米，常年水位+17～+18米，常见洪水位标高22～24米左右，历史最高洪水位标高+25.47米，（1954年7月27日破堤），1991年最高洪水位25.99米，（1991年7月3日），最大流量12700米3/秒（1954）。历史最低水值+12.36米，河床底部标高+10米左右。西淝河量两岸，有常年积水洼地，河东谓之花家湖，积水面积约22平方公里，丰水季节与西淝河连成一片。

新集一矿位于淮南复向斜之谢桥向斜南翼，颖凤阜凤推覆构造的中段。构造线方向呈北西西向展布。

矿井内总体构造形态是阜凤逆冲断层将外来系统由南向北推覆在原地系统（含煤地层）之上，由于受由南向北强大的压应力影响，阜凤推覆构造以上迭式分支断层形式发生全面推覆，形成迭瓦扇构造组合。 1.1.4 井田水系

本井田外的主要河流为淮河，其河床宽250～300m，汛期达800m；常年水位在+17.00～+18.00m，历史最低水位为+12.36m；常见洪水位标高在+22.00～+24.00m，历史最高洪水位标高为+25.99m（1991年7月3日），最大流量为12700m3/s（1954年）。井田内东北隅的西淝河两岸有常年积水洼地，河东为花家湖，积水面积达22km2，丰水期与西淝河连成一片。此外，井田内尚有纵横交错的人工沟渠。 1.1.5 井田气候

本区为暖温带半湿润气候，四季分明，夏季炎热，冬季寒冷。气温：年平均气温15.1℃，最高气温41.2℃（1966年8月8日），最低气温-22.8℃（1969年1月31日）。降雨量：年平均降雨量908.0毫米，最大降雨量1723.5毫米（1954年），最小降雨量389.8毫米（1966年），日最大降雨量173.1毫米（1968年6月31日）降雨多集中在6、7、8三月份，约占全年的40％左右。 1.1.6 自然地震

据历史记载自公元294年以来，许昌～淮南地震带发4.75级以上地震14次，其中1831年淮南北部的明龙山发生6.25级地震，震中烈度为8度。除此之外，淮南周围的较大地震对淮南也产生过不同程度的破坏和震撼，如1868年山东郯城8.5级大地震，波及到淮南，1979年固镇5级地震，1979年7月9日江

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苏溧阳6级地震，1983年10月7日山东荷泽5.9级地震，1984年5月21黄海6.2级地震，淮南均有不同程度的震感。

建设部以建标[2001]156号颁发了《关于发布国家标准》（建筑抗震设计规范）的通知，按《设计规范》有关规定淮南抗震设防烈度为7度。

根据2001年8月实施的《中国地震动峰参数区划图》（GB18306-2001）。本矿地震动反映谱特征周期为0.40s（2区），地震动峰值加速度为0.05g（2区）相应地震基本烈度为VI度。 1.1.7 地温

根据实测资料，本井田所在地的恒温带深度为自地表向下垂深20m，恒温带温度为17.1℃。

已有测温资料表明：本井田平均地温梯度为3.236℃/hm，属地温异常区。一般西部地温梯度多低于3℃/hm，其它地段多高于3℃/hm，近向斜轴部地温梯度较低。

从纵向上看，本井田地温有随深度的增加而增高的趋势，-400米以浅地温一般均小于31℃，-400～-650米间地温多为31～37℃，属一级热害区，-650米以深地温多高于37℃，属二级热害区。 1.2 井田地质特征 1.2.1 地层

新集一矿井田为全隐蔽含煤区，钻探所及地层由老到新依次有下元古界、寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系、第三系和第四系。 1.2.2 构造

井田位于淮南复向斜中谢桥向斜的南翼，受淮南推覆构造——阜凤逆冲断层的影响，基岩包括原地系统（阜凤逆冲断层或阜凤下夹片断层的下盘）、推覆体（阜凤逆冲断层的上盘）和下夹片三部分。

原地系统由二叠系、石炭系及其下伏地层组成。二叠纪煤系的总体构造形态为一走向近东西～北西西、倾向北、倾角浅缓（5°～10°）深陡（25°～30°，局部50°以上）的单斜，其中中深部有一定数量的断层和宽缓褶曲，且沿走向还有波状起伏。

推覆体呈近东西向分布于井田的中部和南部，主要由南部的下元古界片麻岩和北部的寒武系灰岩组成，二者以与阜凤逆冲断层近于平行的F02分支断层为界。推覆体地层走向近东西，总体倾向北，倾角变化大，局部直立倒转，并伴有一系列小褶皱和逆冲断层。因外来系统的下元古界片麻岩局部被剥蚀，故在井田

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的中南部形成了出露原地系统二叠纪煤系的“构造窗”。

下夹片多位于井田南部，东部中段也有分布，剖面上多呈透镜状或勺状，主要由部分奥陶、石炭和二叠系组成，其地层紊乱，产状多变，岩石破碎，滑面发育，并伴有小褶皱和断裂构造。

地质勘查、地震补充勘探和采掘资料综合表明：井田共发现谢桥向斜（位于井田北部边界附近）、刘卡背斜（位于井田中部）和前大刘家向斜（位于井田中南部）等褶曲构造3处；查出落差大于等于20m的断层26条，其中正断层17条，逆断层9条。若按断层的最大落差大小划分，分别有大于等于100m的8条，小于100m而大于等于50m的4条，小于50m而大于等于20m的14条。若按控制程度划分，则有查明断层16条，基本查明断层2条，初步查明断层4条，查出断层4条。断层的展布方向多为北东向、北西向和近东西向，其它方向甚少。此外，井田在生产阶段尚揭露最大波幅达20m的小褶曲若干个，落差小于20m的断层161条，由此表明井田内小构造比较发育，但井田未发现岩浆岩和陷落柱分布。

总体来看，井田原地系统构造中等，但推覆体和下夹片构造复杂。根据《矿井地质规程》中地质因素复杂程度标准评定，本矿井地质构造复杂程度为Ⅱ类。 1.2.3 煤层赋存、煤质、煤层产状及分布情况

1. 煤系与煤层

井田含煤地层为华北型石炭、二叠系，其中二叠系的山西组与上、下石盒子组为主要含煤层段。

井田内二叠系含煤层段厚约756m，含煤35层，煤层总厚8.18m，含煤系数平均为5.05%。共有可采煤层11层，平均总厚23.21m；其中13-1、11-2、9、8和6-1为主要可采煤层，平均总厚14.84m；20、13-1下、7-2、7-1、1上和1为次要可采煤层，平均总厚8.37m。

井田多为大部可采～基本全区可采的中厚～厚煤层，煤层结构单一～较复杂，煤层的稳定性以稳定～较稳定为主。除次要可采煤层个别点可能有串层现象以外，其余均对比可靠。根据《矿井地质规程》中地质因素复杂程度标准评定，本矿井煤层稳定程度为Ⅱ类。

2. 煤质

井田可采煤层煤质稳定，变化不大，主要属低中灰～中高灰、低硫、特低磷～低磷、高挥发分、中高发热量、富焦油、易选～极难选的气煤和1/3焦煤，工业上可作动力用煤、炼油用煤和气化用煤，部分煤洗选后还是极好的炼焦配煤。井田煤层的风氧化带深度为自基岩顶界面向下垂深30m。

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1.2.4 水文地质

1. 水文地质条件及主要充水因素 （1）地表水

井田地形比较平坦，地面标高一般在+22.00～+26.50m，总体为西高东低。东北隅的西淝河两岸地势低洼，地面标高+19.00m左右，雨季大面积积水；另有纵横交错的西淝河小支流和人工沟渠。河、渠常年有水，水位一般低于地表2～4m，雨季水位较高，但排泄较快，不致溢出两侧2～3m高的河堤。因此，地表水不会对井下生产构成威胁。

（2）新生界松散含、隔水层（组）

井田新生界松散层两极厚度介于60.20～311.29m之间，平均161.28m，总体变化趋势为中部较薄，南、北两侧较厚。根据沉积物的组合特征及含、隔水性能的不同，可将新生界自上而下大致分为一含、一隔、二含、二隔、三含、三隔、四含计4个含水组和3个隔水组。一含顶部为砂质粘土和粘土，下为松散状粉砂和粘土质砂与粘土互层组成的复合潜水含水层，下部具承压性；砂、土厚度极不稳定，一般砂层厚约10m，富水性中等。一隔由浅黄或浅棕色砂质粘土与粘土组成，局部夹1～2层砂层透镜体，厚度变化较大。二含由浅黄、灰黄色中、细砂和少量粉、粗砂组成，砂层累厚平均约47m，间夹多层粘土，其中一层厚层粘土将该组分为上、下两部分，总体富水性中等～较强。二隔主要由杂色粘土组成，局部夹1～2层砂层透镜体；粘土结构致密，塑性较强，局部含钙；该组厚度变化较大，局部缺失处二含直覆于基岩之上。三含主要由灰黄、灰白色中、细砂或粉、粗砂与杂色厚层含砾粘土或钙质粘土相间组成，局部钙质富集成泥灰岩；该组中上部多为砂类，下部多为粘土类，砂类含量较低，富水性中等～较弱，井田中部局部缺失。三隔主要由粘土、砂质粘土夹中、细砂或粘土质砂组成，其中粘土、砂质粘土致密，具膨胀性，隔水性能良好。因受古地形控制，厚度变化大，介于0～134.64m之间，除在中部和东北部有所缺失以外，其它地段分布稳定，粘土平均厚度40m左右，系其上、下含水层间的良好隔水层。四含分布范围小，富水性极弱。正常情况下，新生界松散层水不致对矿井生产构成威胁。但“天窗”所在地段，若受采动影响，则很可能致二、三含孔隙水向下溃漏。 （3）基岩含水层（组） 1） 原地系统

A. 二叠纪煤系砂岩裂隙含水层（组）

二叠纪煤系砂岩裂隙含水组以中、细粒砂岩为主，厚度变化大，不能明显地划分含、隔水层，只能按可采煤层的位置，大致分为20煤上部、17-1煤上部、13-1煤顶底板、11-2煤顶底板、8煤顶底板、6-1煤顶底板和1煤顶底板等7

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Zi =Si 3 Mi 3 ri

式中： Zi ------各块段储量，Mt； Si ------各块段的面积，m2； Mi ------各块段内煤层的厚度，m；

ri -------各块段内煤的体积质量，1.41 t/m3。 由上式可算得13煤层的工业储量为：Z = 115.295 Mt 2. 可采储量的计算 （1）安全煤柱留设原则

1)工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱。

2)各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩石移动角确定工业场地、村庄煤柱。

3)护带宽度：风井场地20 m，村庄10 m，其他15 m。 4)断层煤柱宽度30 m，井田境界煤柱宽度20 m。

5)工业场地占地面积，根据《煤矿设计规范中若干条文修改决定的说明》中第十五条，工业场地占地面积见表2—3：

表2—3： 工业场地占地面积 井型/Mt2a-1 2.4及以上 1.2 ～1.8 0.45 ～0.9 0.09 ～0.3 占地面积指标/ha2（0.1 Mt）-1 1.0 1.2 1.5 1.8 （2）矿井永久保护煤柱损失量

1)铁路保护煤柱：井田边界保护煤柱留设 25 m 宽，则铁路保护煤柱损失量为：241.1Mt。

2)断层保护煤柱：断层保护煤柱留设宽 20 m ，则断层保护煤柱损失量为：2904.4 Mt。

3)工业场地保护煤柱：工业场地面积80 万m2，则工业场地保护煤柱压煤量为：1025.2 Mt。

各保护煤柱损失见表2—4：

表2—4： 各保护煤柱损失 煤柱类型 铁路保护煤柱 断层保护煤柱 工业场地保护煤柱 合计 储 量/万t 241.1 2904.4 1025.2 4170.7

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（3）矿井可采储量的计算

矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，按下式计算：

Zk =（Zg－P)3 C 3（1-n）

式中 Zk ----矿井可采储量，Mt； P ----保护煤柱的储量，Mt； C----采区采出率，取0.75；

n----地质及水文地质损失系数，取0.05。

则矿井13煤层设计可采储量为：Zk=8214.8万t，其计算如下表2—5。

表2—5： 煤层储量计算表 块段编号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 工广保护煤柱 断层保护煤柱（1） 断层保护煤柱（2） 断层保护煤柱（3） 铁路保护煤柱 倾角/° 水平面积 容重（d） 倾斜面积 42 56 41 37 24 27 18 15 15 22 13 24 36 8 6 12 9 8 15 13 36 - 48.0 52.0 54.0 84.0 90.4 72.0 93.6 57.4 144.0 124.0 105.2 122.0 368.0 370.0 80.8 120.0 95.2 80.0 88.0 112.0 203.5 28.5 1.41 64.6 92.9 71.5 105.2 98.9 80.8 98.4 59.4 149.1 133.7 108.0 133.5 454.8 373.6 81.2 122.7 96.4 80.8 91.1 114.9 251.5 - 煤层厚资源储量 工业储量 可采储量 度 6.09 2.31 2.43 5.44 3.48 4.01 5.44 4.26 5.53 6.28 4.13 4.66 4.30 5.45 6.47 5.75 3.83 9.00 5.53 4.13 4.30 6.00 554.4 302.7 245.1 806.6 485.5 456.8 754.9 356.9 1162.4 1184.1 628.7 877.4 2757.3 2871.2 741.2 994.6 520.5 1025.2 710.3 669.3 1524.7 241.1 11529.5 8,214.8 备注 铁路煤柱面积=L3M其中L=5700m，M=50m；资源储量等于各块段煤量之和与各保护煤柱煤量之差；可采储量Q=Z3(1-n)3K其中K=0.75；n=0.05；Z为工业储量。 其他煤层储量也采用估算法，同样可得出煤层的工业储量及可采储量。其他煤层及全矿井分水平、分煤层煤层储量分类汇总如表2—6；2—7；2—8；2—9。

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表2—6： -550以上可采储量情况表

单位：万吨

煤层名称 20 13-1 13-1下 11-2 9 8 7-2 7-1 6-1 1上 1 合计 工业储量 A+B+C 2282 10635 2126 5401 1989 4607 513 1228 3309 29 478 32596 安全 断层 428 2062 525 619 90 349 23 21 255 0 22 193 837 109 296 148 223 27 105 144 10 6 永久煤柱 铁路 0 1511 416 1374 463 1206 103 293 843 0 140 6348 工厂 0 0 0 115 51 214 38 25 146 0 30 小计 622 4410 1050 2405 752 1992 190 444 1388 10 198 设计储量 1661 6225 1076 2996 1237 2615 323 784 1921 19 280 暂不利设计利用储量 用储量 1661 2285 277 628 175 783 31 80 498 19 63 6499 0 3940 800 2368 1062 1832 291 704 1423 0 218 12637 采区可采损失 储量 0 985 200 592 266 458 73 176 356 0 54 3159 0 2955 600 1776 797 1374 218 528 1067 0 163 9478 4394 2099 618 13459 19137

表2—7： -550～-800可采储量情况表

单位：万吨

煤层 20 13-1 13-1下 11-2 9 8 7-2 7-1 6-1 1上 1 合计 工业储量 A+B+C 311 4715 737 3263 1893 4851 565 1808 4115 2269 2301 26829 0 162 0 113 7 63 0 14 53 2 9 42 永 久 煤 柱 安全 断层 铁路 16 252 35 171 176 430 75 160 312 433 274 10 165 207 278 407 287 283 413 554 441 215 工广 小计 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 13 13 26 579 242 562 589 780 358 587 920 876 510 设计暂不利设计利采区可采储量 用储量 用储量 损失 储量 286 4135 495 2702 1304 4071 206 1221 3195 1393 1791 286 1547 163 565 205 1130 64 197 820 317 299 5593 0 2589 332 2136 1099 2941 142 1024 2375 1076 1492 0 0 647 1893 83 395

534 1401 275 1010 735 2110 36 256 269 373 310 950 983 956 594 1867 2336 3259 6030 20799 15205 3801 11875 表2—8： -800～-1000可采储量分布表

单位：万吨 煤层工业储量 永久煤柱 21

设计暂不利设计利采区可采安徽理工大学毕业设计

名称 20 13-1 13-1下 11-2 9 8 7-2 7-1 6-1 1上 1 合计 A+B+C 737 186 724 634 1325 258 761 1825 1691 8141 安全 断层 160 19 99 48 66 73.8 70.8 536 铁路 75.8 273.2 417.1 766.1 工广 小计 储量 用储量 0 160 19 99 48 66 0 0 76 347 488 0 577 167 626 586 1259 0 258 685 1478 1203 219 44 131 82 378 39 178 296 241 1607 用储量 0 358 124 494 504 881 0 219 507 1182 962 5232 损失 0 89 31 124 126 220 0 55 127 296 241 1308 储量 0 268 15 396 403 705 186 406 946 770 4079 1302 6839

表2—9： 全井田可采储量分布表

单位：万吨 煤层名称 20 13-1 13-1下 11-2 9 8 7-2 7-1 6-1 1上 1 合计 设计暂不利设计利采区 可采（A+B+C) 安全 断层 铁路 工广 小计 储量 用储量 用储量 损失 储量 2593 16086 3049 9389 4516 10783 1077 3293 8185 4123 4470 67566 428 209 10 647 1946 1946 0 0 0 2224 1249 1742 525 732 96 412 23 36 309 2 31 163 491 5214 10872 4051 1178 1871 483 1325 462 2291 96 316 1496 632 602 6822 1705 5116 1388 347 1041 工业储量 永久煤柱

566 1661 115 2960 6429 372 102 265 517 706 164 611 561 51 38 25 43 1174 3342 288 911 789 2382 720 1796 214 2928 7855 5104 1276 3828 2879 693 2066 2412 2418 720 173 517 603 604 2160 520 1550 1809 1813 5564 1391 4173 456 1515 146 2280 5905 1080 3043 1450 3020 351 1068 4409 1102 3307 4816 4970 10325 631 20111 47454 13699 33755 8439 25316 2.2 矿井生产能力及服务年限 2.2.1 矿井工作日制度

1. 作业制度

采用“二九一六”作业方式，其中早班检修6小时， 中夜班生产各9小时。 2. 循环方式及循环进度

循环方式：每完成一次割煤、移架、推溜、清理浮煤为一个循环，循环进度

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800mm。中夜班各完成3个循环，一次全面检修为一个正规循环。

3. 工作面劳动组织表2—10:

表2—10: 工作面劳动组织表 工种 采煤机司机 刮板机司机 转载机司机 皮带机司机 泵水工 支架工及清煤工 端头支护工及准备工 运料工 机工 电工 液压检修工 控制台 采机检修工 泵站检修工 班长 跟班队长 验收员 队领导 库房 跟料 三铁一木 合计 出勤人数 早班 2 15 5 10 8 5 1 4 2 2 2 1 7 4 1 1 70 中班 2 1 1 4 2 10 20 5 1 1 1 1 1 2 2 1 55 夜班 2 1 1 4 2 10 20 1 1 1 1 1 2 2 1 50 休整班 2 1 1 4 2 10 6 1 1 1 1 1 2 1 34 合计 6 3 3 12 8 30 61 10 13 11 8 4 4 5 8 7 3 7 4 1 1 209 （1）本工作面所有进行操作和指挥的人员都必须学习和严格执行本作业规程、《煤矿安全规程》、所从事工种的操作规程及《生产矿井质量标准化标准》的有关规定。

（2）各特殊工种都必须学习目前工作面所采用的设备使用说明书和操作规程，了解设备的性能和操作注意事项。

（3）各工种的操作人员必须参加班前会，了解工作面情况和接受任务；下井前必须穿戴齐全劳保服和用品，进入工作面前携带齐全必用的工具、材料、备品、配件等；到达工作面或工作岗位后必须认真检查作业范围内的顶帮、采空区、瓦斯、支护及其它设施的情况，按规定交接班，妥善处理好安全隐患和存在问题。

（4）必须按照作业规程和工程规格质量要求进行作业，不许擅自改变操作

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顺序，对所在岗位的安全和质量工作负责。

（5）作业过程中要随时注意操作对象及环境的变化情况，发现问题必须及时妥善处理。

（6）作业中要遵守下列规定：

1)采煤工作面回风流中瓦斯浓度超过0.8％或CO2浓度超过1.5％时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。

2)采煤工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到0.8％时，必须停止用煤电钻打眼；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8％时，严禁装药爆破。

3)采煤工作面及其他作业地点风流中、电机或其开关安设地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.3％时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。

4)采煤工作面内，体积大于0.5 m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0％时，附近20m以内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。

（7）工作面遇到下列情况必须停止工作，人员撤到安全地点并向矿调度汇报，经处理确认安全后，方可恢复工作。

1)工作面顶板显著来压，导致严重片帮冒顶； 2)风量突变，风向改变； 3)空气突然变热或变冷； 4)有害气体超限，有异味；

5)空气湿度和雾气突然增加，顶帮淋水和涌水量突然增大。、

（8）当本工种工作时将与相邻岗位的作业人员发生干扰，必须事先主动联系，确认不影响他人安全时，方可作业。

（9）非所属操作项目的人员，严禁擅自开动、移设他人操作范围的设备、管线、支护等。爱护防尘、通风设施、排水设施。

（10）工作面所有设备执行谁开谁停的原则,工作面电气设备检修时严格执行“谁停电谁挂牌，谁送电谁摘牌”的原则。

（11) 转载机起桥下卧底时，高度不允许超过3.0m，在人员进入起桥下部时，在起桥下必须加强支护，在施工时，在转载机旁设专人监护。

4. 落煤措施

（1）采煤机司机要经过专业培训，熟悉本作业规程，经考试合格后，方可持证上岗作业。

（2）采煤机司机要严格执行《煤矿安全规程》第69条的有关规定和采煤机司机操作规程。

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（3）开机前，司机要对采煤机、刮板输送机、工作面顶板及支架、电缆、水管、机头、机尾、采煤机各部油位、各处螺丝是否紧固、操作手把是否灵敏可靠等进行检查，确认无误后方可开机。

（4）正常开机时，煤机司机必须使用遥控器操作，非特殊情况严禁在架前直接使用操作站控制采煤机。

（5）接班试机前，必须先巡视采煤机四周，确认对人员无危险后，方可试机。开机前应先检查采煤机闭锁、工作面刮板输送机和信号系统是否灵敏可靠，如有问题，应首先及时处理，待处理好后方可开机。

（6）采煤机割煤时，要掌握上下滚筒高度，顶板要割平，不飘刀，不啃底，严防割顶梁及护帮板。

（7）割煤过程中要注意支架、顶板情况，防止冒顶掉矸砸伤人员损坏设备。 （8）在割煤中若发现采煤机上方刮板输送机内有大块煤、岩或物料时，要及时闭锁刮板输送机，进行处理，处理完后方准开机，严防伤人及顶坏采煤机。

（9）煤机由专职煤机司机操作，注意力要集中。割煤过程中，刮板输送机道内、距滚筒5m范围内的架前严禁有人。电缆要设专人看护，防止挤、压、拉坏电缆。

（10）割煤时煤机内外喷雾、负压喷雾同时开启，洒水灭尘。

（11）割煤过程中，若发生片帮、冒顶超过规定，必须停机维护，维护好后方可继续割煤。

（12）检查滚筒等需在机道内作业时，必须将工作面刮板输送机停电闭锁，切断煤机电源，脱开滚筒离合器，非作业人员严禁进入机道。

（13）工作中遇到电机过载、滚筒卡死、机器发出异响、剧烈震动等现象，应立即停止割煤，进行检查处理。

（14）交班前，将采煤机摇臂下垂，加强润滑，并停电闭锁，脱开滚筒离合器，打扫煤机上的煤矸，清理机身。停机时采煤机不得停在上下出口5m范围内。

（15）非煤机司机，严禁操作煤机。

（16）端头斜切进刀要保持足够的进刀距离，以前滚筒为准不小于25m。 （17）煤机停机检修时，应停放在顶板完好处。

（18）煤机割煤时，人员应站在支架前后立柱之间的安全地点，并要集中精力，观察煤壁和顶板，防止煤壁片落的煤块伤人。

（19）采煤机司机要爱护机电设备，严禁不按规程操作损坏设备。 （20）煤机在端头作业时，在距端头5m处的巷道内安专人警戒，严禁人员进入。

（21）煤机运行中，安设专人看护煤机电缆。

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（22）工作面去锚杆、钢带等物件措施：

1)采煤机割煤至机头机尾时，煤机司机要密切注意端头情况，认真控制煤机滚筒，严禁用煤机滚筒硬割锚杆、钢带等金属件。

2)拿锚杆、钢带等物件前，应先使用煤机滚筒震松锚杆、钢带，然后立即控制煤机退出，将煤机停放在至少距离锚杆等物件5m外，煤机停电；将工作面刮板输送机停电、闭锁后方可拿去锚杆、钢带等。

3)若锚杆、钢带缠在煤机滚筒上时，应立即停止煤机滚筒，将煤机停放到至少距离端头5m外处，然后停煤机电，脱开煤机滚筒离合器，工作面停电闭锁，否则严禁靠近滚筒。

4)当发现有锚杆、钢带等物件进入工作面运煤系统时，如果在工作面刮板输送机上，应立即闭锁工作面刮板输送机，然后人员站在老塘侧，将锚杆、钢带等物件拿出；如果在皮带机上，应停止皮带机，拿出锚杆、钢带等物件。待拿出锚杆、钢带等物件后，方可继续作业。

5)人员拿锚杆、钢带等物件时，液压支架伸缩梁必须打至煤壁，护帮板必须护住煤帮后，方可进行作业。

6)完成拿锚杆、钢带等物件作业后，必须待人员进入安全地点，并确认无误后方可开机。

2.2.2 矿井生产能力及服务年限

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、外部建设条件、回采对煤炭资源配置及市场需求、开采条件技术装备、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。

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）国家要求：对国家煤炭需求量（包括煤种、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：投资小、工期短、生产成本底、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。

2. 矿井设计生产能力

新集井田储量丰富，顶板条件好，断层带附近煤层暂不采，其他位置煤层赋

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存稳定，褶曲少，倾角小于25°，煤层为厚煤层，且厚度变化不大，开采条件简单，技术装备先进，经济效益好，煤质为优质焦煤和气煤，井田临近阜淮铁路，交通便利，市场需求量较大，适宜建立大型矿井。

确定新集一矿矿井设计生产能力为3Mt/a。 3. 矿井服务年限

矿井服务年限必须与井型相适应。

矿井可采储量Zk、设计生产能力A、矿井服务年限T三者之间的关系为：

T = Zk/AK

式中 T----矿井服务年限，a； Zk----矿井可采储量，Mt； A----设计生产能力，Mt/a； K----矿井储量备用系数，取1.4。 则矿井服务年限为：

T = 25316.9 ÷（300 3 1.4）= 60.3a 符合《煤炭工业设计规范》要求。 4. 井型校核

按矿井的实际煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件因素对矿井井型进行校核：

（1）煤层开采能力。井田内13煤层为厚煤层，煤层厚度较大赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井〝一矿一井一面〞的发展模式，可布置一个大采高综采工作面来保证生产。

（2）辅助生产环节的能力校核。矿井设计为特大矿井，开拓方式为立井多水平开拓，主井采用槽钢组合罐道设置箕斗提升煤炭，副井采用槽钢组合罐道设置罐笼作为辅助运输，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经顺槽胶带输送机到大巷胶带输送机到井底煤仓，再经主井提升箕斗提升至地面，运输能力大，自动化程度高。大巷采用有轨电车牵引矿车运输，运输能力大，调度方便灵活。

（3）通风安全条件的校核。矿井煤尘爆炸指数为：42.78%～57.34%；矿井绝对瓦斯涌出量为59.47m3/min，矿井相对瓦斯涌出量为8.43m3/t，涌出量较大，属于煤与瓦斯突出矿井。

（4）矿井的设计生产能力与整个矿井的可采储量相适应，保证有足够的服务年限，满足《煤炭工业矿井设计规范》要求，见下表2—11。

表—11： 我国各类井型的新建矿井和第一水平设计服务年限 矿井设计生产能矿井设计服27

第一水平服务年限/a 安徽理工大学毕业设计

力/Mt2a-1 6.0以上 3.0～5.0 1.2～2.4 0.45～0.90 务年限/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 2.3 矿井开拓

2.3.1 井田开拓方式的确定

井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓的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案进行技术比较才能确定。

井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题须认真研究：

(1) 确定井筒的形式﹑数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置。 (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﹑深部开拓及技术改造。 (6) 合理确定矿井通风﹑运输及供电系统。

确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质﹑开采技术等诸多条件经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：

1)贯彻执行国家有关煤炭工业的的技术政策，为早出煤﹑出煤好﹑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)必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建设完善的通风﹑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状态。

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

6)根据用户需要，应照顾到不同煤质﹑煤种的煤层分别开采，以及其他有益矿物的综合开采。

1. 井筒形式的确定

井筒形式有三种：平硐﹑立井﹑斜井。一般情况下，平硐最简单，斜井次

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之，立井最为复杂。

平硐开拓受地形及埋藏条件限制，要求地形条件合适，即在煤层赋存较高的山岭﹑丘陵或河谷地区，便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。

斜井开拓与立井开拓相比，井筒施工工艺﹑施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑﹑井筒装备﹑井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受地板含水层的威胁；主提升胶带有相当大的提升能力，可满足特大矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦出现透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点：斜井井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限；通风线路长，阻力大，管线长度大；斜井井筒通过富含水层﹑流沙层，施工技术复杂。

立井开拓不受煤层倾角﹑厚度﹑深度﹑瓦斯及水文等自然条件的限制，在深度相同的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点：立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。

本矿井煤层倾角较小，平均10°～25°，为缓倾斜煤层；煤层埋藏较深，上覆有流沙层含水层等；且煤层产状较为复杂，水文条件比较复杂矿井涌水量较大；因此矿井井筒需要特殊支护和施工。经比较采用立井多水平开拓方案。

2. 井筒数目：

一个井田可以采用两个井筒、三个井筒或多个井筒。 (1) 两个井筒

规程规定，一个矿井必须有两个通向地面的出口，以策安全和通风需要。一般主井担负提煤和回风，副井担负升降人员、材料、设备、矸石等辅助作业和通风。两个井筒 工程量少，投资省，但漏风多，通风费用大，一般用于低瓦斯的中小型矿井。

(2) 三个井筒

主井提煤，副井辅助提升和进风，风井回风。克服了两个井筒在通风方面的缺点。三个井筒开拓的一个突出优点是可以缩短整个矿井的建设工期。在建设期间，风井一般断面小，无装备，建设时间短，见煤层后，可提前开拓采区。同时主副井和风井对头掘进贯通，缩短工期。在主副井停止提升进行安装时，风井可以使井下掘进继续进行，因此，目前大型矿井多采用此方式，在建设时缩短工期，

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在生产中有利通风。风井的位置可以和主副井同在一个工业场地，为中央并列式布置；另一种方式为风井设在井田上部边界，为中央边界式布置。两者各有优缺点，需要在具体矿井中根据地面、井下布置情况具体比较确定。

(3) 多个井筒

多个井筒分以下两种情况：一种情况是通风需要，除主副井，开凿两个或两个以上的风井，当两翼采区通风线路长或瓦斯很大时，根据通风方案确定两翼各开风井的对角式通风方式。另一种情况是特大型矿井井田分区开凿的需要，应用多井筒开拓。

本设计开拓三个井筒：主井、副井、中央风井。在工业场地内布置三个井筒，主井担负提煤，副井辅助提升兼作进风，中央风井担负全矿井回风。

3. 井筒位置的确定 (1) 井筒位置确定的原则：

1) 有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量小；

2) 有利于首采面采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村； 3) 井田两翼储量基本平衡；

4) 井筒不宜穿过后表土层厚含水层断层破碎带煤与瓦斯突出煤层或软岩层；

5) 工业场地应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山﹑低洼和采空区，不受崖崩﹑滑坡和洪水威胁；

6) 工业场地易少占耕地，少压煤；

7) 据水源﹑电源较近，矿井专用铁路线路短，道路布置合理。 (2) 根据以上分析提出三种井筒位置的方案，分述如下： 方案一：井筒布置于井田走向中央且位于南翼边界 坐标：

主井：X=3619534.650 Y=39456608.329 Z=+27.000 副井：X=3619498.308 Y=39456702.436 Z=+27.000

井田北部有阜淮铁路通过，交通便利；对于13煤层此处煤层倾角较小，井筒和工业广场压煤量较小。如图2—1

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图2—1 井筒位置方案一

方案二：井筒布置于井田中央 坐标：

主井：X=3621843.540 Y=39456408.446 Z=+27.000 副井：X=3621898.308 Y=39456420.436 Z=+27.000

井田中央有一定的范围煤层不可采，井筒布置于这个范围内可以减少压煤，减少煤炭损失。如图2—2

图2—2 井筒布置方案二

方案三：井筒布置于井田的走向中央位于北翼边界 坐标：

主井：X=3619556.470 Y=39455822.329 Z=+27.000 副井：X=3619513.340 Y=39455816.450 Z=+27.000

井田内煤层南高北低，如若把井筒布置于南翼则容易布置上山开采，且通风

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线路较短。如图2—3

图2—3 井筒布置方案三

对于方案一前期工程量较大，初期投资大，石门较长，后期通风线路长，所需通风机能力大；对于方案二由于井田中央位于断层带，若把井筒布置于此处井筒通过断层井筒维护困难，易出现透水等事故，相对于方案一交通不便；对于方案三由于煤层倾角相对于其他方案角度大工业广场压煤量大，交通不便。

综上所述，井田南部边界距阜淮铁路较近，故交通便利，利于地面运输和工业场地布置，且压煤量小。经方案比较确定主副井筒位于井田南部边界走向中央，选择方案一。

4. 工业场地的位置

工业场地的位置选择在主副井口附近，即井田南部边界走向中央。 工业场地的形状和面积：根据表2—3所列工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为30公顷长边平行于走向长700m，宽450m。

5. 开采水平的确定

井田主采煤层为13号、11号 、9号、8号、7号、6号煤层，其他煤层由于各种原因暂不可采，本设计仅针对13号煤层。13号煤层倾角平缓，为缓倾斜煤层，采用立井多水平开采。水平标高通过下述方案对比采用第一水平 -620m；第二水平 -1000m。第一水平的可采储量为12802.8万t，服务年限30.5a。

6. 主要开拓巷道

本设计主要针对13号煤层，13号煤层平均厚度5.03m,赋存稳定，地板起伏不大，为缓倾斜煤层，煤层厚度变化不大，且煤质较好。由于开采水平较深，上浮岩层压力较大，为缓解巷道支护难度，把矿井开拓大巷布置于煤层底板岩层内，大巷间距60m。布置一条运输大巷、一条轨道大巷（辅助运输大巷）、一条回风大巷三条大巷。巷道坡度保证水能自流至井底车场的中央水仓，一般为3?的坡

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度。

7. 方案比较 (1)提出方案

根据以上分析现提出以下三种在技术上可行的开拓方案，分述如下： 方案一：立井多水平开拓（第一水平 -450m；第二水平 -750m； 第三水平 -1000m。）

主、副井筒均为立井，布置于井田走向中央矿井南翼边界，设置三个水平，第一水平 -450m；第二水平 -750m； 第三水平 -1000m。大巷布置在岩石中，大巷与主副井筒采用石门及卧式井底车场连接。如下图2—4所示：

图2—4 立井开拓剖面图

方案二：立井多水平开拓（第一水平 -620m；第二水平-1000m。） 主、副井筒均为立井，布置于井田走向中央矿井南翼边界，设置三个水平，第一水平 -620m；第二水平 -1000m。大巷布置在岩石中，大巷与主副井筒采用石门及卧式井底车场连接。如下图2—5所示：

图2—5 立井开拓剖面图

方案三：立井多水平开拓（第一水平 -550m；第二水平 -800m； 第三水平 -1000m。）

主、副井筒均为立井，布置于井田走向中央矿井南翼边界，设置三个水平，第一水平 -550m；第二水平 -800m； 第三水平 -1000m。大巷布置在岩石中，大

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