采矿毕业设计120万t - 图文

一 般 部 分

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1 矿区概述及井田地质特征

1.1矿区概述

1.1.1地理位置与交通

鹤壁二矿属于河南省鹤壁市管辖，位于鹤壁矿区中北部，地理位置：东经114°07′39″～114°11′19″，北纬35°55′53″～35°59′23″。

鹤壁二矿井田范围为2006年河南省国土资源厅颁发的采矿许可证（证号：4100000620086）划定，由59个边界坐标点依次连接而圈定，各边界拐点坐标见表1-1。矿区南北长约6.3km，东西宽约3.3km，面积17.2km2。

表1―1 鹤壁二矿边界拐点坐标一览表 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 直角坐标 X 3983748 3983504 3983200 3983066 3982536 3982372 3982250 3982124 3981696 3981405 3981166 3980800 3980620 3980316 3979847 3979454 3979130 3978740 3978742 3978706 3978636 3978516 3978652 3978838 3978946 3979053 3979644 3979656 3979820 3979920 Y 38515866 38516110 38515806 38515646 38515217 38514994 38514880 38514779 38514585 38514509 38514479 38514240 38514142 38513917 38513762 38513432 38513277 38513080 38512883 38512742 38512624 38512546 38512558 38512574 38512624 38512714 38512994 38513006 38512980 38512980 序号 31 32 33 34 35 36 37 38 39 40 41 42 43 44 45 46 47 48 49 50 51 52 53 54 55 56 57 58 59 直角坐标 X Y 3980040 38513100 3980146 38513184 3980220 38513044 3980120 38512972 3980324 38512696 3980580 38512840 3980510 38513078 3980675 38513192 3981000 38513192 3981024 38513314 3981280 38513310 3981450 38513387 3981596 38513387 3981619 38513366 3982027 38513718 3982217 38513867 3982350 38513992 3982495 38514115 3982645 38514214 3982815 38514326 3982921 38514350 3983085 38514170 3983555 38514183 3983576 38514742 3983832 38514980 3984163 38515305 3984128 38515380 3984190 38515518 3894000 38515613 开采标高：+100～-260m 鹤壁二矿南距鹤壁市区约6km，东距107国道和京广铁路约22km，有鹤壁至新市区的主干公路与107国道相连，通过矿区铁路专用线与京广铁路相接，交通十分便利。见图

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1-2。

图1-1 矿区位置交通图

1.1.2地形地貌

鹤壁二矿总体属低缓丘陵地带，地势总体南高北低，西高东低，最高标高＋239.46m（鹤塔西），最低标高＋170m（矿井边界4号点），相对高差70m。矿井中部和北部分布着起伏较大的低缓丘陵，丘陵顶部多为第三系粘土或砾石组成，丘岗之间发育第四系冲沟坳地和平坦地带。 1.1.3河流及水体

本区属海河流域卫河水系。矿井范围内有三条汇入水面积比较大的河流，即古楼河、马驹河、赵家荒河。古楼河分布在井田南部，马驹河分布在井田中部，赵家荒河分布在井田北部，大雨季节，大量洪水分别汇集在三条河流中，洪水发生期间往往在暴雨降临间或雨后4～6小时之内，干旱季节，古楼河河床无水，马驹河有一矿从井下排出的废水，赵家荒河有四矿从井下排出废水流经本矿井田。根据历年来的地面水文观测资料，1963年8月8日发生洪水，马驹河最高洪水位208.9m，最大流量1320m3/min，马驹河九孔桥站最高水位186.5m，最大流量1447 m3/min，赵家荒水库最高洪水位192.5m。目前二矿几个井口

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标高都高于历年的最高洪水位。

矿井内地表没有大型水体，北翼三水平西部一、二矿交界处地表有一个水库（赵家荒水库），面积约1800m3，蓄水能力约40000m3。该区表土层较厚不容易渗入井下，根据实际生产经验，表土层厚大于采厚的6～8倍，水不易渗入井下，如021、022工作面位于古楼河河床下，地表层厚度20.0m，井下采煤厚度8.0m，1963年8月8日大雨期间，洪水顺塌陷裂缝灌入井下水量达400m3/h，该工作面东部115工作面，同样在古楼河床下，地表表土层厚51.0m，河床同样遭到8.0m采厚的破坏，洪水却没有灌入井下，起到了隔水的作用。 1.1.4气候

本矿区属北暖温带季风气候，夏热冬冷，四季分明。据鹤壁市气象站观测资料统计：全年气温以六、七月间为最高，达42.3°C，一月份最低，达-15.5℃，年平均温度为14.5℃。年平均绝对湿度为11.63毫巴，年平均相对湿度为60.43%。历年降雨量最高为1394.1mm(1963年)，最低为266.6mm(1965年)，平均为649.55mm，每年六～八月间为降雨量最多时期。年蒸发量1637.4～2016.6mm，平均1811.25mm。每年八月至来年二月多刮北风，最大风速23m/s，每年三月至七月多刮南风，最大风速14 m/s。最大冻土深度30cm。 1.1.5自然地震

根据华北地区地震目录记载，近600年来，波及本区烈度达Ⅳ级以上的地震有20余次。详见表1-2。

根据国家质量技术监督局发布―中华人民共和国国家标准GB18306—2001《中国地震动参数区划图》‖核实区内地震动峰值加速度为0.20g，本区对应的基本烈度为Ⅷ度，其地震设防应为Ⅷ，如表1-2所示，表1-3为地震动峰值加速度分区与地震基本烈度对照表。

表1-2 本区烈度达Ⅳ级以上的地震情况一览表

发震时间 年 1303 1314 1502 1556 1587 1614 1668 月9 10 10 1 4 10 10 5 3 27 23 10 27 日1地 点 山西平遥考义 震中位置 纬 度(°) 36.3 36.6 35.7 34.5 35.3 37.2 35.3 经 度(°) 111.7 113.8 115.3 109.7 113.5 112.5 118.6 震 级 8 6.25 6.5 8 6 6 8.5 震中强度 烈 度 Ⅹ Ⅷ Ⅷ Ⅺ Ⅻ Ⅶ～Ⅷ Ⅻ 本区烈度 Ⅴ Ⅴ Ⅴ Ⅴ Ⅴ Ⅴ Ⅵ 5 河北涉县武安 1山东濮县 陕西华县 河南修武 山西平遥、榆社 山东莒县、郯城 中国矿业大学2012届毕业生毕业设计 第4页 1695 1814 1830 1900 1917 1920 1937 1947 1954 1966 1966 1967 1983 2 5 2 6 118 12 山西临汾、襄陵 36.0 35.8 36.4 36.1 35.6 36.5 35.2 36.1 37.3 37.5 35.3 111.5 114.4 114.2 114.3 114.3 105.7 115.3 114.3 114.9 115.0 115.3 8 5.25 7.5 4.75～5 5 8.5 7 4.25 6.8 7.2 5.9 Ⅹ Ⅶ Ⅹ Ⅵ Ⅵ Ⅻ Ⅸ Ⅴ Ⅵ Ⅸ Ⅹ Ⅵ～Ⅶ Ⅶ Ⅵ Ⅴ Ⅶ Ⅳ Ⅳ Ⅴ Ⅵ～Ⅶ Ⅴ Ⅴ Ⅵ Ⅳ 4 河南汤阴、浚县 河北磁县 河南安阳、林县 河南滑县、淇县 16 1 8 22 26 甘肃海沅 山东菏泽 河南林县 河北隆尧 河北宁晋东汪 河南辉县 8 3 3 3 11 河南安阳、鹤壁 7 山东东明、菏泽 表1-3 地震动峰值加速度分区与地震基本烈度对照表 地震动峰值加速度分区 地震基本烈度值 ＜0.05g ＜Ⅵ 0.05 g Ⅵ 0.1 g Ⅶ 0.15 g Ⅶ 0.2 g Ⅷ 0.3 g Ⅷ ≥0.4 g ≥Ⅸ 1.1.6矿区内工农业生产等概况

鹤壁市位于河南省北部，设置于1957年，面积2182km2，人口130.9万，劳动力资源丰富；辖3区2县，25个乡镇，10个街道办事处。主要粮食作物有小麦、玉米、大豆、高粱、谷子和红薯，主要经济作物有棉花、花生、油菜和蔬菜等，是河南省畜牧业的生产基地。鹤壁市拥有煤炭电力、机械电子、冶金建材、化工医药、轻纺、食品、陶瓷等门类较为齐全的工业体系；矿产资源有30种，煤炭资源丰富，还有水泥灰岩、白云岩、玄武岩、大理石、重晶石等。 1.1.7区域电源

拥有火力发电装机容量44.8万千瓦，发电量31.4亿千瓦时。

1.2井田地质特征

1.2.1地层

鹤壁二矿位于安鹤煤田的南部，根据河南省综合地理地层区划，安鹤煤田东西横跨华北地层区山西分区的太行山小区和华北平原分区的豫北小区。据区域地层出露及钻孔揭露，区域内发育地层由老至新有：太古界～元古界的前震旦系；下古生界寒武系、奥陶系，

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上古生界石炭系、二叠系；中生界三叠系以及新生界新近系、第四系。太古界与元古界多出露于煤田南部的淇县境内，寒武系与奥陶系主要出露于煤田西及西南部山区，石炭～二叠系含煤地层在煤田均有赋存，三叠系仅隐伏于煤田深部，新生界广泛覆盖于上述各地层之上，见图1-2。 地层时代 厚 度(m) 最小～最大 系 统 组 平均 Q 0～18.92 7.10 0～207.28 94.72 柱状 1：1000 .第 四 系 新 近 系 . 厚 煤层 标志层 度 名称 岩段 (m) 岩 性 描 述 上部为耕植土及黄土，中、下部为 粘土、亚沙土及疏松砾石层。 黄褐色粘土、砂质粘土，灰色细 由 中粒砂岩组成。 由灰绿色及灰白色石英砂岩、青灰 及灰紫色泥岩和砂质泥岩组成。中部以 灰白色石英砂岩为主，胶结物以钙质为 主，次为硅质、泥质。青灰色泥岩和砂 质泥岩中夹紫斑。 岩性由灰、深灰色紫斑泥岩、砂质 泥岩、砂岩及煤层组成，有三、四、五 六4个煤段。底部为灰至灰白色厚层状中 粗粒长石石英砂岩，含石英岩细砾及泥 砾，具大型板状交错层理及正粒序层 理。 由深灰色泥岩、砂质泥岩组成，含 1 二 铝质及菱铁矿鲕粒，局部见二 4、5 、 二5 2 煤层，但均不可采，煤层局部夹细 粒砂岩及粉砂岩。 N 中 上石 盒子 统 组 P2 s 下 207.20 二 石 下 盒 子 . . . . . . ... .. . .. . . .. .. . . .. ... . . .. . . .. .. . .. . ... .. . . .. .. . .. . .. ........................S1 8 田家沟砂岩 六煤段 五煤段 四煤段 72.93 84.4 50.61 ....叠 组 . .. .456.46～558.57 P1 x.. . 498.42 .... A S1 2 三煤段 82.88 .... .... 山 二5 煤 统 西 系 组 .. . . .. . . .. .. . .. ... . . .. . . .. . . ........小紫泥岩段 35.0 二 煤 4 S1 1 香炭砂岩段 35.0 二3 煤 二2 煤 .... . .. .. .. .. .. ......... S1 01 0～ 3层 砂岩、泥岩和砂质泥岩组 由 成，香炭砂岩 具波状层理 ，泥岩或砂 质泥岩中含少量植物化石碎片，偶见 二3 煤 层，局部富集菱铁质鲕粒。 下部为深灰、灰黑色泥岩及砂质泥 岩。中部为灰至深灰色中厚层状中粒 长石石英砂岩，层面富集白云母碎片， 含 菱铁质团块，钙质胶结, 具水平层 理。上部为二 2、 二 3二 4、 二 5煤 层及其 顶板砂岩， 中上部为灰黑色泥岩、砂 质泥岩，含大量植物化石。 底部发育一层浅灰～深灰色中粒、细 粒砂岩，具交错和波状层理，底部具冲 蚀面。之上为黑色泥岩、砂质泥岩及 二1 煤 层，二 1煤 层下偶见二 0煤 。 岩性主要为灰黑色泥岩、薄层状细粒 石英砂岩夹薄层砂质泥岩、透镜状生物 碎屑灰岩，含薄煤8～10层，其中一1 1 、 一2 2 煤层大部和局部可采。L 2、 L 8灰 岩 厚且稳定，为全区重要标志层。 底部为灰色鲕状铝质泥岩夹紫红色铁 质泥岩，中上部为砂质泥岩、砂岩,夹 3层 薄层透镜状石灰岩。 煤线，间夹 2～底部为灰色石灰岩、泥质灰岩、白云 质灰岩；中下部为黑灰色花斑状石灰 岩；中上部为纯质石灰岩及黄灰色泥 灰岩、白云质灰岩互层；上部为青灰 色纯质石灰岩。 P 石 炭 系 C 奥 陶 系 O 78.26～137.87 P1 P1 s h 107.00 上 太 原 统 组 123.16～160.86 t 132.86 C3 C3中 本 溪 统 组 20.00～40.00 C2 C2 b35.24 马 中 家 统 沟 组 O2 O2 m ＞392.94 .... ........ .... 大占砂岩段 30.0 二1煤段 30.49 二1 煤 7.5 .. . . .. . . .. . . .... . . .. . . .. . . 上部灰岩段 38.55 L 8 5.08 中部碎屑岩段 36.45 下部灰岩段 57.86 L 7.79 2 2 一 2 煤 0.84 2.11 一1 1 煤铝土质泥岩 石灰岩 图1-2 矿井地层综合柱状图

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1.2.2井田地质构造

安鹤煤田位于太行山隆起带与华北沉降带之间过渡带的南端，西依太行山，东临华北平原。根据河南省构造分区图，属于太行构造亚区之太行断隆，夹持于汤东断裂与林县断层之间，受汤东断裂直接控制。太行构造亚区NNE和NWW向两组断裂组成网格系统，将地壳分成五个矩形断块（太行断隆、汤阴断陷、内黄隆起、东濮断陷及菏泽隆起），在剖面上组成―三隆夹二拗‖的掀斜断块型式。安鹤煤田即位于太行断隆东部斜坡地带和汤阴断陷的西侧。

安鹤煤田位于汤东断裂控制下断块内的阶地上，总体构造形态一单斜构造，地层走向NNE，倾向SEE，倾角3～10 o；发育3个较大型褶皱；大于50m断层3条，NNE、NE、EW与NW向展布。

本井田总的构造形态为地层走向北东，倾向南东，倾角7°～36°，一般6~10°左右的单斜构造。区内断裂构造发育，以断层为主，褶曲较少。除F1为西北部边界，F3断层组成东南部边界外，区内断层以北东向压扭性正断层为主，多呈平行斜列展布。局部发育陷落柱，区内无见岩浆岩。 1.2.3水文地质条件

本区位于太行山隆起带与华北平原沉降带之间的过渡地段，其西部为太行山中低山，东部为华北平原，地势总体为西南高东北低。根据本区所处的位置、地下水流向、地质构造、岩性组合等特征，总体属安阳-鹤壁矿区许家沟泉岩溶水系统。该岩溶水系统北起大闾寨—马投涧一线地表分水岭、南至封门口断层，西起漕旺水—盘石头—施家沟—石碑头地下分水岭、东至青羊口断层，面积约615km2，其中灰岩裸露面积415km2。

西部太行山区奥陶、寒武系石灰岩呈裸露或半裸露型，沟壑纵横，裂隙岩溶发育，有利于大气降水及地表水的渗入和补给。当地下水在西部山区接受补给后由西向东迳流。在迳流过程中若遇北西、北北东向阻水断裂，部分地下水则以泉的形式排出地表，如许家沟泉群，部分改变流向后继续向深部运移。由此可见，地质构造对区域地下水的运移、富集具有明显的控制作用。

山前广泛分布的冲、洪积砾石层和沿河流两岸分布的砂砾层，能直接接受降水和地表水的补给，在西部还可接受奥陶系灰岩地下水的补给，在地形适宜的地段可见季节性泉水出露。本区处于许家沟泉岩溶水系统的中部地下水迳流区内，见图1-3。

本矿井正常涌水量25m3/h、最大涌水量为30m3/h。

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图1-3 区域水文地质图

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1.3煤层特征

1.3.1煤层

本矿井含煤地层为石炭～二叠系，煤系地层为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组与下石盒子组、二叠系上统上石盒子组，含煤地层总厚度753m，共含煤15层，煤层总厚度13.31m，含煤系数1.77%。其中二叠系下、上石盒子组仅含煤线，含煤性较差；下二叠统山西组和上石炭统太原组含可采煤层，含煤性较好，是本区主要含煤地层，发育可采、大部和局部可采煤层3层（其中山西组二1煤全区可采,太原组一11煤大部可采、一2 2煤局部可采）,可采煤层总厚10.30m，可采系数为1.37%。可采煤层：

11）一1煤：俗称下夹下煤（八煤），位于太原组底部，上距L2灰岩平均间距8.22m，下距奥陶系灰岩平均38.74m，煤层顶板为L1、L2灰岩；底板为砂质泥岩及含铝泥岩。煤层厚度0～3.86m，平均厚度2.11m，为中厚煤层，煤厚变化较大，结构较复杂，含2～6

1层。煤层厚度的变异系数r=31%，一1煤为大部可采较稳定型中厚煤层。

2122）一煤：俗称下夹上煤（六煤），L2灰岩为其直接顶板，下距一1煤7.38m，上距二

1煤133.79m，厚度0～1.15m，平均厚度0.84m，为薄煤层，结构简单。煤层厚度变异系

2数r=26%，薄煤带的展布无明显规律。一2煤为局部可采不稳定薄煤层。

3）二1煤：俗称大煤（一煤），位于山西组下部，为矿区主要可采煤层，厚度大且稳定，二1煤顶板为深灰色砂质泥岩和薄层砂、泥岩互层，底板为黑色砂质泥岩，含鳞木等植物化石，再下为砂岩。煤厚4.92～11.52m，平均厚度7.5m。煤层结构较简单，一般含较稳定夹矸一层，局部2～3层，夹矸岩性为泥岩，平均厚度0.39m。煤层全区可采，可采性指数Km=1，煤层厚度变异系数r=21%，二1煤为全区可采较稳定型厚煤层。煤层赋存标高+100m～–260m。 1.3.2煤层顶底板

二1煤直接顶板为黑色泥岩和砂质泥岩，厚度6.65～29.39m，平均18.58m，采后易冒落，它的老顶为灰发褐色中粒砂岩，厚度1.17～24.53m，平均8.24m，属Ⅱ类顶板。矿井二1煤直接顶板采煤防顶后易跨落，局部顶板可能发生软化，有冒落、片帮现象。

二1煤直接底板为黑色泥岩或砂质泥岩，厚度3.5～7.5m，属于松软类底板。它的老底为中粒砂岩及砂质泥岩互层，砂岩厚度发育不均衡。二1煤层底板总体上岩体质量较差，局部底板遇水可能发生底鼓现象。 1.3.3煤质及工业用途

1）物理性质和煤岩特征

二1煤为黑～灰黑色碎粒状、粉状，局部块状。似金钢光泽，条带状、均一状结构。以亮煤为主，次为镜煤和暗煤，煤的宏观煤岩类型为半亮型煤。视密度为1.44t/m3。

显微煤岩组分以有机组分为主，占显微煤岩组分的81.4～91.5%，以镜质组为主、含量为71.7～87.6%，惰质组含量为3.8～16.8%。镜质组中显微亚组分多为无结构镜质体，少量碎屑镜质体和结构镜质体；无结构镜质体又以均质镜质体为主、基质镜质体次之，少

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量的碎屑镜质体；均质镜质体多呈团块状分布，基质镜质体胶结有机显微组分及矿物杂质；结构镜质体中有结构镜质体Ⅰ和少量的结构镜质体Ⅱ，细胞腔内充填粘土矿物。惰质组以丝质体为主，次为微粒体、粗粒体，和少量碎屑惰质体，丝质体可见结构较完好的火焚丝质体。

无机显微煤岩组分占显微煤岩组分的8.5～18.6%；主要为粘土矿物，含量为5.7~14.3%，次为碳酸盐和少量硫化物，偶见石英等。粘土矿物多呈团块状、透镜状、不规则状充填于胞腔或有机质裂隙中；方解石充填于有机质裂隙中；黄铁矿呈莓状结核体或呈颗粒状散布于基质中。

一煤组中：显微煤岩组分与二1煤层大同小异，有机组分占显微煤岩组分84.6～89.6%；无机组分占10.4～15.4%，黄铁矿呈结核状散布于煤层中。由于成煤环境不同，一1 1煤层的硫化物（主要成分为黄铁矿）含量明显高于二1煤层。

2）化学性质

《杨家庄井田地质精查报告》中对钻孔穿见二1煤层及部分一煤组进行了取样化验，其测试结果见附表，煤质化验结果统计表见表1-4。

表1-4 钻孔煤样测试结果统计表

原 煤 浮 煤 煤层 水分Mad 灰分Ad 挥发分Vdaf 全硫St.d 水分Mad 灰分Ad 挥发分Vdaf (%) (%) (%) (%) (%) (%) (%) 0.16~1.62 10.71~24.25 13.54~18.63 0.22~0.48 0.32~1.28 2.42~12.31 14.20~17.71 二1 0.55(18) 14.59(18) 16.36(18) 0.33(11) 0.62(7) 8.09(7) 16.28(7) 特低硫 质量分级 低灰煤 煤 0.15~2.67 4.02~32.03 11.32~17.52 1.29~2.95 0.35~1.33 2.50~13.16 13.28~16.20 一煤 0.83(13) 17.63(13) 14.72(13) 2.34(6) 0.81(6) 6.67(6) 14.32(6) 质量分级 低灰煤 中高硫煤 （1）水分（Mad）

二1煤原煤水分0.16～1.62%，平均0.55%。浮煤水分0.32～1.28%，平均0.62%。 一煤原煤水分0.15～2.67%，平均0.83%。浮煤水分0.35～1.33%，平均0.81%。 （2）灰分（Ad）

二1煤原煤灰分10.71～24.25%、平均14.59％，依据现行质量标准属低灰煤。浮煤灰分2.42～12.31%、平均8.09％，平均降灰率41.7%。

一煤原煤灰4.02～32.03%，平均17.63%，依据现行质量标准属低灰煤。浮煤灰分2.50～13.61%，平均14.32%。

（3）挥发分（Vdaf）

二1煤原煤挥发分13.54～18.63%、平均16.36％。浮煤挥发分14.20～17.71%、平均16.28%。

一煤原煤挥发分11.32～17.52%、平均14.72％。浮煤挥发分13.28～16.20%、平均14.32%。 （4）全硫（St.d）

二1煤原煤全硫含量0.22～0.48%、平均0.33%，依据现行质量标准属特低硫煤。 一煤原煤全硫含量1.29～2.95%、平均2.34%，依据现行质量标准属中高硫煤。 3）煤的工艺性能

取样化验结果见附表及统计结果表1-5。

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表1-5 二1煤的工艺性能统计结果表 胶质层厚度 煤灰分熔融性(℃) 发热量Qgr,d 统计 变形温度 软化温度 流动温度 (MJ/kg) X（mm） Y（mm） FT DT ST 26.42~30.75 17~26 0~0 1330~1351 1389~1415 1410~>1431 二1 28.89(6) 21(7) 0(7) >1422(3) 1340(3) 1405(3) 质量分级 一煤 高发热量煤 22.58~32.97 26.64(6) 8~19 14(6) 0~0 0(6) 质量分级 中高发热量煤 （1）发热量（Qgr,d）

二1煤层原煤干燥基高位发热量为26.42～30.75MJ/Kg，平均28.89MJ/Kg，依据现行质量标准属于高发热量煤。

一煤原煤干燥基高位发热量为22.58～32.97MJ/Kg，平均26.64MJ/Kg，依据现行质量标准属于中高发热量煤。

（2）煤灰分成分及灰熔融性

二1煤煤灰成分以酸性矿物质为主，二氧化硅和三氧化二铝含量达70%以上，其中二氧化硅平均为46.77%、三氧化二铝平均为30.24%，次为氧化钙11.71%和三氧化二铁5.73%，其他少量，详见附表及表1-6。

表1-6 二1煤煤灰成分统计表 统计 二氧化硅三氧化二铝三氧化二铁SiO2 Al2O3 Fe2O3 氧化钙 CaO 氧化镁 MgO 三氧化硫SO3 氧化钠Na2O 氧化钾 五氧化二K2O 磷P2O5 最小值 最大值 平均值 点数 44.15 49.39 46.77 2 28.12 32.36 30.24 2 5.54 5.91 5.73 2 10.73 12.69 11.71 2 0.65 0.88 0.77 2 3.59 4.05 3.82 2 0.3 0.84 0.57 2 0.53 0.84 0.69 2 0.32 0.53 0.43 2 煤灰的变形温度在1330～1351℃之间，软化温度在1389～1415℃之间，流动温度＞1400℃，按现行标准评价，属较高软化温度灰、较高流动温度灰。 （3）粘结性

据钻孔测试资料及邻近生产矿井资料，胶质层Y值均为0，曲线为平滑下降型，粘结性指数0—9，粘结性和结焦性均较差。

4）煤的可选性

据该矿井2004年建立的地面干式洗煤系统，洗选指标：精煤灰分≤9.5%；分选密度1.5±0.1含量为23.67%。属于中等可选性煤。

5）煤类确定

该矿井二1煤的浮煤挥发分（Vdaf）为14.20～17.71%、平均16.28%，胶质层厚度为0，粘结性指数为0～9。依椐现行煤炭分类国家标准《GB5751—2009》，按浮煤干燥无灰基挥发分（Vdaf）和粘结性指数确定二1煤煤类为贫瘦煤。

6）工业用途

该矿井二1煤为中灰、特低硫、高发热量、中等可选性之贫瘦煤，可作炼焦配煤，主

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要可作动力和民用煤。

一煤为中灰、中高硫、中高发热量之贫瘦煤—贫煤，主要可作动力和民用煤。 1.3.4瓦斯

根据以前矿井瓦斯等级鉴定，本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯涌出量较小，具体数据如下：

煤层的相对瓦斯涌出量一般在0.23～3.29m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.32～2.62 m3/t。 1.3.5煤尘

据2004年8月煤炭科学研究总院重庆分院和2008年9月煤炭科学研究总院抚顺分院对该矿井下采样，分别对二1煤进行煤尘爆炸性试验，结果详见表1-7。该煤矿二1煤煤尘具有爆炸性。因此，在生产过程中应采取必要的防尘措施。

表1-7 历年二1煤煤尘爆炸性试验结果表

Mad Aad Vad Vdaf 火焰长加岩粉试验日期 采样地点 （%） （%） （%） （%） 度（mm） 量（%） 2004.8 0.57 8.63 14.81 16.21 30 50 3804工作面 2004.8 0.56 19.90 14.75 18.41 10 40 3602工作面 2008.9 0.89 8.33 14.79 16.29 20 3107（中）上顺槽 ＜50 2009.8. 16.86 2010.9. 16.86 爆炸性 结论 有 有 有 有 有 1.3.6煤的自然

据2004年8月煤炭科学研究总院重庆分院和2008年9月煤炭科学研究总院抚顺分院对该矿井下采样，分别对二1煤进行自燃倾向等级试验，结果详见表1-8。该煤矿二1煤自燃倾向等级为Ⅲ类，属不易自燃煤层。

表1-8 历年二1煤自燃倾向等级试验结果表 试验 日期 2004.8 2008.9 2009.9. 2010.9. 着火温度（℃） 采样地点 氧化原样还原（T3） （T2） （T1） 407 411 3804工作面 406 3107（中） 379 386 上顺槽 比重 (g/cm3) 1.29 3~7 3~7 自燃 发火期（月） 自燃 等级 Ⅲ类 Ⅲ类 Ⅲ类 Ⅲ类 自燃 倾向性 不易自燃 不易自燃 不易自燃 不易自燃 1.3.7地温

矿井地热背景值较低，根据中国科学院地温研究所《鹤煤地温简报》所载矿区地温梯度为1.5～1.7oC/100m,位地温正常区。据冷泉井19-4孔所测地温梯度为0.82oC/100m，二矿未做地温工作，根据上述资料推论，矿区属地温正常区，开采无热害影响。

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2 井田境界和储量

2.1井田境界

2.1.1井田范围

鹤煤（集团）公司二矿井田经多次变更，现在范围：西南端起自煤层露头氧化带以下，

西北侧以F１为界，东南侧以F2断层为界，井田走向长度约8.34km,倾向长度约2.96km。见图2-1.

图2-1 鹤煤二矿井田范围

2.1.3井田尺寸

井田面积约为18.8km2。

2.2矿井工业储量

2.2.1地质资源储量

计算储量时，选用地质块段法，由于矿区内煤层倾角的变化范围一般介于3°～10°之间，采用斜面积和真厚度，采用的计算公式为：

Q = （S * secα）* M * D （公式2-1）

式中：Q―资源量（单位：104 t）；

S―平面积（单位：104m2） α―平均煤层倾角（单位：度） M―煤层平均真厚度（单位：m）； D―煤层视密度（单位：t/m3）

根据地质勘探情况，将矿体划分为4个块段，如图2-2。

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图2-2 井田赋存情况示意图

在各块段范围内，用算术平均法求得每个块段的储量，煤层总储量之和。块段的面积S必须采用真面积（即煤层斜面积）。用煤层底板等高线上的水平投影面积换算成真面积。

S = s’/cosαi (公式2-2)

式中：S——真面积，m2；

s’——水平投影面积，m2 ；

αi——煤层倾角，采用块段内的平均倾角，（°）

表2-1 各块段面积 地质块段区域 块一 块二 块三 平均倾平均厚块段投影面积（㎡) 煤层重（t/m3） 块段地质储量（t） 块段实际面积（㎡) 角（°） 度（m） 8° 6° 7° 7.5 7.5 7.5 2534646.84 12303144.86 2460074.49 2559556.27 12370914.32 2478549.22 1.44 1.44 1.44 27643207.7 133605875.3 26768331.6 根据上表可知，井田的地质资源储量为18801.7万t。 2.2.2工业资源/储量

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%是经济的基础储量，30%是边际经济的基础储量，则矿井的工业资源/储量由式(2-3)计算。

Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k (公式2-3)

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；

Z2M11——探明的资源量中边际经济的基础储量； Z2M22——控制的资源量中边际经济的基础储量； Z333——推断的资源量。

k——可信度系数取0.7～0.9，地质构造简单、煤层赋存稳定取0.9；地质构造复杂、

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煤层赋存不稳定取0.7。

Z111b =188017414.6×60%×70%=78967314.1t

Z122b=188017414.6×30%×70%=39483657.1t Z2M11=188017414.6×60%×30%=33843134.6t Z2M22=188017414.6×30%×30%=16921567.3t

由于地质条件一般，k取0.8。 Z333k=188017414.6×10%×k=15041393.2 t Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k

=78967314.1+39483657.1+33843134.6+16921567.3+15041393.2 =184257066t

2.3矿井可采储量

2.3.1安全煤柱留设原则

安全煤柱曾称保安煤柱。在煤矿开采范围内为地面建筑和矿井生产的安全而保留的不开采的煤。例如为了保护区内地表铁路、桥梁、城镇和村庄而在相应地下区内保留的安全煤柱。为了矿井安全生产，防止地表河流、湖泊等地表水漏人坑道；为了井巷的两侧在没有特殊措施时的安全等而保留的煤柱。其形状、大小，是根据地表被保护物的形状、重要性和煤层埋藏深度而确定的。永久煤柱包括井田境界、断层、铁路桥、村庄保护煤柱。储量计算时，必须扣除安全煤柱。

对于井田境界煤柱留设，井田边境保护煤柱在井田边境留设20m的保护煤柱；对于断层煤柱留设，正常情况下，当落差大于50m时，断层两侧各留40m，煤柱，小于50m时各留30m。

2.3.2矿井永久保护煤柱损失量

本井田中永久煤柱损失主要有：地面工业广场保护煤柱、井田境界煤柱损失和断层保护煤柱等。井田境界煤柱和断层保护煤柱取40 m。

1）井田边界煤柱可按式（2-4）计算：

Z=L * b * M * R (公式2-4)

式中：Z——井田边界煤柱损失量,t； L——井田边界长度,m；

b——井田边界煤柱宽度,40m； M——煤层厚度；7.5m； R——煤的容重，1.44t/m3。

则井田边界煤柱损失量为：Z1 =L*b*M*R

=17524.54*40*7.5*1.44 =7570601.28t 2）断层保护煤柱同理可用可式(2-4)计算： 则断层煤柱损失量为：Z2 =L*b*M*R

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=17657*40*7.5*1.44 =7627824t

3)地面工业广场保护煤柱 按规范规定，年产150万t/a的大型矿井，工业场地占地面积指标为0.9公顷×10万吨。 故可算得工业场地的总占地面积：S=0.9×15=13.5公顷=135000 m2 根据垂直剖面可计算工业广场的保护煤柱的留设：计算如下所示： 工业广场占地面积为450×300m2,平面形状为矩形。煤层地质条件为：煤层倾角α＝7°,煤层在受保护范围内中央的埋深H0=280m，地面标高200m，煤层底板标高-100m，松散层厚50m，此处煤厚7.5m。

查的本井田各参数如下：

φ＝42° β＝58° δ＝γ＝70° 其中：φ——表土层移动角； β——煤柱上山移动角； δ——走向方向移动角； γ——煤柱下山移动角； α——煤层倾角；

图2-3 工业广场保护煤柱

Z3=0.5（AD+BC）* h * m * r/cosα (公式2-5)

式中：AD——工业广场保护煤柱梯形的下底，m； BC——工业广场保护梯形的上底，m； h——工业广场保护梯形的高，m； m——煤层的厚度，m； r——煤的容重，m； α——煤层平均倾角，°。

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代入数据得：

Z3=0.5 *（709.45+646.23）* 826.29 * 7.5 * 1.44 / cos7°=6094424.9t 由以上可得永久煤柱损失量P1= Z1 +Z2+Z3

=7570601.28t+7627824t+6094424.9t =21292850.18t 2.3.3矿井可采储量

1）矿井设计资源/储量

矿井设计资源/储量可按式（2-6）计算：

Zs= Zg－P1 (公式2-6)

代入数据得：

Zs=184257066t－21292850.18t =162964486t

2）矿井设计可采储量

矿井设计可采储量课按式（2-3-4）计算，其中P2按矿井设计资源/储量的2%估算。

Zk= (Zs－P2)C (公式2-7)

式中：Zk——矿井设计可采储量；

P2——主要井巷煤柱损失量之和；

C——盘区采出率，厚煤层不小于75 %；中厚煤层不小于80 %；薄煤层不小于85 %。

代入数据得：Zk=（162964486－162964486×2%）×75 %=11977.98万t

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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

按照《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井设计生产能力按年工作330d计算，矿井每昼夜净提升时间为16h。所以，本矿井设计年工作日数为330d。工作制度采用―三八制‖，每天三班作业，三班准备，三采三准。每班工作8h。

3.2矿井设计生产能力及服务年限

3.2.1确定依据

由《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井设计生产能力，应根据资源条件、外部建设条件、国家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成能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。

1）资源情况：矿井地质构造简单，储量丰富，煤层赋存稳定，开采条件优越，应将矿井定为较大的井型；煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿井规模定的太大；

2）开发条件：包括矿区所处的地理位置，交通是否便利，用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等；

3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤质、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

参照大型矿井服务年限的下线要求，矿井设计生产能力可按式（3-1）计算： A=Zk/TK (公式3-1) 式中：A——矿机设计生产能力，万t/a； Zk——矿井设计资源/储量，万t； T——矿井服务年限，取50a；

K——储量备用系数，矿井设计一般取1.3～1.5，本设计取1.5。 代入数据得：A=119778897.21/(50×1.5)=159.7万t/a 根据煤层赋存情况和矿井设计可采储量，按煤炭工业矿井设计规范规定，将矿井设计生产能力确定为150万t/a。 3.2.3服务年限

矿井服务年限可按式（3-2）计算：

T= Zk/AK (公式3-2) 代入数据得：T=11977.9/(150×1.5)= 53.24a

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3.2.4井型校核

根据大型矿井的矿井设计服务年限为50a以上，而本矿的服务年限大于50a，设计生产能力为150万t/a，故符合建立大型矿井。

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4 井田开拓

4.1井田开拓的基本问题

4.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标

1）井筒形式确定：

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、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延深施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。

与立井开拓相比，斜井开拓的缺点是：斜井井筒长，辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大，管线长度长；斜井井筒通过富含水层、流砂层施工技 术复杂。对井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需特殊法施工的缓斜和倾斜煤层，一般可采用斜井开拓。

根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑二矿的实际情况，采用立井开拓较好。

根据矿井提升的需要与本矿的地质条件及《煤矿安全规程》的规定，在本井田的中下部设立主，副井筒各一个。主井用来提升煤炭，副井用来运送人员、材料、矸石及通风等。

2）井筒位置： （1）井筒位置的确定原则

1有利于水平大巷对整个井田的开采布置，有利于井底车场的布置，石门的工○

程量要尽量少；

2有利于首采盘区布置在井筒附近的富煤阶段，首盘区要尽量少迁村或不迁村； ○

3井田两翼的储量基本平衡； ○

4井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破坏带、煤与瓦斯突出煤层或软弱○岩层；

5工业广场应充分利用地形，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的威胁；

6工业场地宜少占耕地，少压煤； ○7水源、电源较进，矿井铁路专用线短，道路布置合理。 ○

（2）考虑以上井筒位置确定原则，并结合矿井实际情况，最终确定主、副井筒位于井田的中部，有利于减少矿井保护煤柱损失。

3）井筒坐标综合以上因素，结合矿井实际情况，提出本矿井井筒布置位置如下：

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表4—1 井筒位置坐标 井筒名称 主井 副井 4.1.2工业场地位置

X 3983206 3983124 Y 38512234 38512275 1）工业场地的选择主要考虑以下因素：

（1）尽量位于储量中心，使井下有合理的布局； （2）占地要少，尽量做到不搬迁村庄；

（3） 尽量布置在地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪水位； （4）尽量减少工业广场的压煤损失。

2）根据以上原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，工业广场面积约13.5公顷，定为450m×300m的长方形。 4.1.3阶段划分及开采水平确定

本矿井煤层最高处标高100m，煤层埋藏最深处达-260m，垂直高度达360m。 对于本矿井开采水平的确定，可考虑为单水平开采。由于本井田煤层赋存状况特殊，所以将水平定在-100m，将井田划分为两个阶段进行开采。大巷采用岩巷布置。 4.1.4案比较 二1煤层平均厚度为7.5m，赋存稳定，煤层厚度变化不大，煤质硬度不太大。故矿井开拓大巷布置在岩层中，留煤柱护巷。为满足回风需要，单独在井田边界设回风立井。布置一条轨道大巷，一条运输大巷共两条大巷，轨道大巷和运输大巷距煤层底板一定距离掘进。

1）提出方案

根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：

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图4-1 立井双水平暗斜井上山开拓

图4-2 立井单水平上下山开拓

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图4-3 双立井双水平立井延伸开拓

图4-4 双斜井单水平上下山开拓

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方案一：此方案采用双立井双水平暗斜井上下山开拓，由于本井田煤层为近水平煤层，由一水平向二水平开凿暗斜井，提高其运输能力，主井紧邻运输大巷采用梭式井底车场，降低建井初期投资费用，所以提出立井双水平暗斜井开拓。暗斜井864m,内设输送机。立井主副井深分别为290m、275m。

方案二：此方案采用双立井单水平上下山开拓，由于本井田煤层为近水平煤层，煤层赋存稳定，采用立井开拓，不受自然条件的限制，井筒短，提升速度快，提升能力大，有利于辅助提升。副井井深为275m，用于运人，材料，设备，矸石和排水。主井井深为290m，用于提升煤炭。沿煤层的走向布置回风大巷；石门布置在煤层底板岩石中，与大巷相连。运输大巷，条带运输巷皆采用皮带运输机运煤。

方案三：此方案采用双立井双水平立井延伸上山开拓，这种开采方式的特点是直接将主副井直接延伸至下一开采水平，并且可以充分利用原设备、设施，投资少，提升系统单一，运转环节少。主井井深290m，用于提升煤炭；副井井深275m，用于运人，材料，设备，矸石，兼作进风和排水。

方案四：此方案采用双斜井单水平开拓，斜井开拓井筒掘金技术和施工设备比较简单，掘进速度快，地面工业场地建筑、井筒设备、井底车场及硐室也比较简单，一般无大型设备。 该方案主斜井长1190m，副斜井长1210m。

方案比较：

（1）方案一和方案三的区别在于第二水平是用暗斜井延伸还是直接延伸立井。两方案的生产系统都简单可靠。两方案对比，第二方案多开立井井筒（2×83 m）、石门（1230 m）和立井井底车场，并相应地增加了井筒和石门的运输与提升、排水费用。第二种方案多开暗斜井井筒（倾角为6°，斜井995 m）和暗斜井的上下部车场；并相应增加了斜井的提升与排水费用。粗略费用比较，见下表。

表4-2 立井两水平暗斜井上山开拓

项 目 主井开凿 数量(10m) 表土段 基岩段 表土段 基岩段 基岩段 岩巷 9.50 19.50 9.50 18.0 99.50 229 基价(元) 178805 76078 207204 97552 29692 35068 费用(万元) 169.87 148.35 196.84 175.59 295.44 1262.45 费用(万元) 318.22 副井开凿 372.43 295.44 1262.45 2248.54 2404.61 基建费用(万元) 暗斜井开凿 井底车场 小计 立井提升 暗斜井提升 系数 1.20 系数 1.20 煤量(万t) 4318.62 煤量(万t) 2994.55 提升高度(km) 0.29 提升高度(km) 0.11 基价(元/t.km) 1.60 基价(元/t.km) 0.42 166.02 生产费用(万元) 排水 涌水量(m3) 150 时间(h) 8760 服务年限(年) 53 基价(元/t.km) 0.28 1949.98 大巷运输 小计 系数 1.20 煤量(万t) 11426.50 平均运距(km) 1.90 基价(元/t.km) 0.35 9118.35 13638.96

中国矿业大学2012届毕业生毕业设计 第25页 合计 费用(万元) 15887.50 表4-3 立井单水平上下山开拓

项 目 主井开凿 数量(10m) 表土段 基岩段 表土段 基岩段 岩巷 9.50 19.50 9.50 18.0 229 基价(元) 178805 76078 207204 97552 35068 费用(万元) 169.87 148.35 196.84 175.59 1262.45 费用(万元) 318.22 基建费用(万元) 副井开凿 井底车场 小计 立井提升 372.43 1262.45 1953.10 2404.61 系数 1.20 煤量(万t) 4318.62 提升高度(km) 0.29 基价(元/t.km) 1.60 生产费用(万元) 排水 涌水量(m3) 150 时间(h) 8760 服务年限(年) 53 基价(元/t.km) 0.28 1949.98 大巷运输 小计 合计 费用(万元) 系数 1.20 煤量(万t) 11426.5 平均运距(km) 1.90 基价(元/t.km) 0.35 9118.35 13472.94 15426.04 表4-3 立井两水平上山开拓 项 目 主井开凿 数量(10m) 表土段 基岩段 表土段 基岩段 岩巷 9.50 19.50 9.50 18.0 229 基价(元) 178805 76078 207204 97552 35068 费用(万元) 169.87 148.35 196.84 175.59 1262.45 费用(万元) 318.22 基建费用(万元) 副井开凿 井底车场 小计 立井提升 暗立井提升 372.43 1262.45 1953.10 2404.61 系数 1.20 系数 1.20 煤量(万t) 4318.62 煤量(万t) 2994.55 提升高度(km) 0.29 提升高度(km) 0.11 基价(元/t.km) 1.60 基价(元/t.km) 1.60 632.45 生产费用(万元) 排水 涌水量(m3) 150 时间(h) 8760 服务年限(年) 53 基价(元/t.km) 0.28 1949.98 大巷运输 小计 合计 费用(万元) 系数 1.20 煤量(万t) 11426.50 平均运距(km) 1.90 基价(元/t.km) 0.35 9118.35 14105.39 16658.49 表4-4 斜井单水平上下山开拓 项 目 主井开凿 数量(10m) 表土段 基岩段 表土段 基岩段 33.41 85.60 43.91 77.10 基价(元) 98051 47197 90427 39886 费用(万元) 327.59 404.01 397.06 307.52 费用(万元) 731.60 基建费用(万元) 副井开凿 704.58 中国矿业大学2012届毕业生毕业设计 第26页 井底车场 小计 斜井提升 岩巷 285 35068 1262.45 1262.45 2698.63 2404.61 系数 1.20 煤量(万t) 4318.62 提升高度(km) 0.26 基价(元/t.km) 0.42 生产费用(万元) 排水 涌水量(m3) 150 时间(h) 8760 服务年限(年) 53 基价(元/t.km) 0.32 2228.54 大巷运输 小计 合计 费用(万元) 系数 1.20 煤量(万t) 11426.5 平均运距(km) 1.90 基价(元/t.km) 0.35 9118.35 13751.50 16450.13 2）以上四个方案中方案一、方案二和方案三主、副井井筒均为立井，方案四主副井筒为斜井，矿井采用混合式通风方式，风井位置均布置在保护煤柱中。区别在于水平划分不同以及后期延深的方式不同，从而导致基建费用和运输费用等不同，如表4-5所示。

表4-5 开拓方案汇总表 方案 方案一 方案三 名称 基建费用(万元) 生产费用(万元) 合计(万元) 百分比 立井双水平暗斜井上山开拓 2248.54 13638.96 15887.50 100.00 立井双水平上山开拓 1953.10 14105.39 16658.49 104.52 方案二 方案四 斜井单水平上下山开拓 2698.63 13751.50 16450.13 106.64 立井单水平上下山开拓 1953.10 13472.94 15426.04 100.00 方案一方案三的区别主要在于二水平的开拓是用立井还是暗斜井开拓，两方案的生产系统简单可靠，两方案对比，方案一需开斜井（2×995m）。而方案三则需开暗立井井筒（2×83m）和阶段石门（1230m）。经过粗略方案比较，方案一与方案三的费用相差4.52%，方案三中并未计算石门的运输费用，故两者之中选择方案一。

方案二与方案四主要区别在于是立井开拓还是斜井开拓，两方案对比方案一采用双立井进行开拓，提升和排水工作环节少，人员上下比较方便；方案四采用双斜井进行开拓，但斜井井筒长度比立井井筒长，井筒维护费用高，提升速度慢。考虑到方案二的提升和排水环节都比方案四少，且方案四的费用高出方案二6.64%，又考虑到方案二的提升和排水等环节都比方案四少，生产系统和通风系统更为简单可靠，故两者之间选择方案二。

下面再把方案一和方案二再进行详细的经济比较，以确定杨庄井田的最终开拓方案。

对方案一、二有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果分别汇总。见表4-6、4-7所示。

表4-6 立井双水平暗斜井上山开拓基建生产经营费用表 项目 初期基建费用(万元) 主井 开凿 副井 开凿 暗斜井 表土段 基岩段 表土段 基岩段 基岩段 数量(10m) 9.50 19.50 9.50 18.0 基价(元) 178805 76078 207204 97552 费用(万元) 169.87 148.35 196.84 175.59 费用(万元) 318.22 372.43 中国矿业大学2012届毕业生毕业设计 第27页 开凿 井底 车场 小计 后期基建 费用(万元) 运输 1 大巷 小计 立井 提升 暗斜井 提升 生产费用 (万元) 排水 大巷 运输 大巷 维护 小计 系数 1.20 系数 1.20 涌水量(m3) 150 系数 1.20 系数 1.2 岩巷 99.50 229 29692 35068 295.44 1262.45 295.44 1262.45 2248.54 220 25803 567.67 567.06 煤量(万t) 4318.62 煤量(万t) 2994.55 时间(h) 8760 煤量(万t) 11426.50 大巷长度（m） 2200 提升高度(Km) 0.29 提升高度(km) 0.11 服务年限(年) 53 平均运距(Km) 1.90 大巷数量 2 单价(元/t.km) 1.60 基价(元/t.km) 0.42 单价(元/t.km) 0.28 单价(元/t.km) 0.35 单价(元/a.m) 26.8 567.06 2404.61 166.02 1949.98 9118.35 14.15 13651.82 16469.33 合计 表4-7 立井单水平上下山开拓基建生产费用表 项目 主井 初期基建费用(万元) 开凿 副井 开凿 井底 车场 小计 后期基建 费用(万元) 运输 1 大巷 小计 立井 提升 生产费用 (万元) 排水 大巷 运输 大巷 系数 1.20 涌水量(m3) 150 系数 1.20 系数 煤量(万t) 4318.62 时间(h) 8760 煤量(万t) 11426.50 大巷长度（m） 提升高度(Km) 0.29 服务年限(年) 53 平均运距(Km) 1.90 大巷数量 200 25803 表土段 基岩段 表土段 基岩段 岩巷 数量(10m) 9.50 19.50 9.50 18.0 229 基价(元) 178805 76078 207204 97552 35068 费用(万元) 169.87 148.35 196.84 175.59 1262.45 费用(万元) 318.22 372.43 1262.45 1953.10 516.06 516.06 单价(元/t.km) 1.60 单价(元/t.km) 0.28 单价(元/t.km) 0.35 单价(元/a.m) 516.06 2404.61 1949.98 9118.35 12.86 中国矿业大学2012届毕业生毕业设计 第28页 维护 小计 合计

1.2 2000 2 26.8 13472.94 15954.96 表4-8 开拓方案费用汇总表 方案 名称 项目 初期基建费用 后期基建费用 生产费用 总费用 方案一 立井两水平加暗斜井上山开拓 费用（万元） 2248.54 581.21 13651.82 16416.42 百分比(%) 115.13 109.89 101.33 102.89 方案四 立井单水平上下山开拓 费用（万元） 1953.10 528.92 13472.94 15954.96 百分比(%) 100 100 100 100 3）由以上进行经济比较的结果可以看出：

（1）方案一的总费用高出方案二2.89%，费用在10%以内。

（2）方案二采用的是上下山布置，而方案一采用的是上山布置，加之本矿井煤层倾角较小，平均在7°左右，矿井系低瓦斯矿井，涌水量不大，上下山布置得优势较为突出，即保证了生产的合理集中化，稳定生产，又节省总井巷工程量，经济效益好，也符合国家目前的开采形式。

综合以上技术经济比较，确定矿井开拓方式为：立井两水平上下山开采。

4.2矿井基本巷道

4.2.1井筒

矿井共有4个井筒，分别为主立井、副立井、两个分区回风立井。 1）主立井

主井采用直径为6.5m的圆形井筒，井深540m,提升容器采用一对12t箕斗。其型号为JDG12/110*4。井筒采用钢筋混凝土支护，混凝土壁厚400mm,充填100mm。主井井筒断面和井筒特征表见图4-5。

2）副立井

副井采用井筒直径6.5m的圆形井筒，井深525m。井筒装备采用一对1.5t双层双车罐笼。其型号为GDG1.5/6/2/2。井筒采用钢筋混凝土支护。混凝土壁厚400mm,充填100mm。副井井筒断面和井筒特征表见图4-6。

3）回风立井

通风采用混合式通风，立井风井，圆形断面，风井采用直径为5.5m的圆形井筒，其内布置梯子间，作为紧急出口。井壁厚350mm，充填50mm。风井井筒断面和井筒特征表见图4-7。

中国矿业大学2012届毕业生毕业设计 第29页

主井井筒断面 1:50 159° 图4-5 主井井筒断面

表4-9 主井井筒特征 1.5Mt/a 井 型 6.5m 井筒直径 提升容器 290m 井 深 净断面积 33.17㎡ 基岩段毛断面积 26.42㎡ 井筒支护 表土段毛断面积 26.42㎡ 一对12t箕斗 基岩段砌碹厚400㎜ 表土段混凝土厚1000㎜ 充填混凝土厚100㎜

中国矿业大学2012届毕业生毕业设计 第30页

副井井筒断面

1:50 22a 22a

图4-6 副井井筒断面

表4-10 副井井筒特征 1.5Mt/a 井 型 6.5m 井筒直径 提升 275 井 深 净断面积 33.17㎡ 基岩段毛断面积 37.39㎡ 井筒支护 表土段毛断面积 50.26㎡ 一对1.5t双层双车罐笼 基岩段砌碹厚400㎜ 表土段混凝土厚1000㎜ 充填混凝土厚100㎜ 中国矿业大学2012届毕业生毕业设计 第31页

风井井筒断面 1:50 22a

图4-7 风井井筒断面

表4-11 风井井筒特征 井型 井筒直径 净断面积 井筒支护 1.5Mt 5.5m 23.75㎡ 混凝土砌碹350mm

中国矿业大学2012届毕业生毕业设计 第32页

风速校核公式（4-1）如下：

V = Q / MS ≤ Vmax （公式4-1） 式中：V——通过井筒的风速，m/s；

Q——通过井筒的风量，m3 /s； S——井筒的净断面积，m2；

M——井筒的有效断面系数，圆形井为0.8； Vmax——《安全规程》规定的允许最大风速。 副井：V = 200*0.9/33.17*0.8 = 6.78≤8m/s 风井：V = 200/23.75*0.8 = 10.53≤15m/s 二、 井壁的支护材料及井壁厚度

井壁是井筒的重要组成部分，其主要作用是承受地压、防止围岩风化等。合理地选择井筒支护形式，对节约原材料、防低成本、保证安全生产、加快建井速度具有重要意义。目前我国的井筒支护方式主要有砼支护、料石支护、砼砌块支护和喷射砼支护等。

主副井筒直径6.5m，采用钢筋混凝土支护，混凝土壁厚400mm,充填100mm。风井采用直径为5.5m的圆形井筒，其内布置梯子间，作为紧急出口，井壁厚350mm，充填50mm。 4.2.2 井底车场及硐室

1）井底车场设计原则：

（1）要留有一定的富裕通过能力，一般要求大于矿井设计能力的30%； （2）设计车场时要考虑矿井增产的可能；

（3）尽可能的提高机械化水平，简化调车作业，提高通过能力；

（4）考虑主、副井之间施工的短路贯通；

（5）注意车场处的围岩及岩层含水性，破碎情况，避开破碎和强含水层； （6）井底车场要布置紧凑，注意减少工程量等。 2）井底车场的形式和布置形式

井底车场的形式有环形式和折返式两大类型，环形式又可分为卧式、斜式及立式，折返式可分为梭式和尽头式。本矿井设计井底车场采用梭式。

井底车场布置形式见图（4-8）：

中国矿业大学2012届毕业生毕业设计 第33页

图4-8 井底车场布置图

3）井底车场调车方式

（1）调车：电机车牵引重列车驶入车场重车线，电机车摘钩绕到列车尾部，将列车顶入主、副井重车线；

（2）用设备调车：设置专用调车机车，调车绞车或钢丝绳推车机等专用调车设备，当由电机车牵引的重列车驶入调车线后，电机车摘钩，驶向空车线牵引空车调车作业由专用设备完成；

（3）推拉调车：在调车线上始终存放一列重车，在下一列重车驶入调车线的同时将原来的重列车顶入主井重车线，新牵引进的重列车存放在调车线；

（4）车调车：电机车牵引重列车行至分车道岔前10～20m进行减速，并在行进中电机车与重列车摘钩，电机车加速驶过分车道岔后，将道岔搬回原位，重列车借助惯性驶向重车线。

综合考虑以上四中调车方式，根据本矿井的实际情况，设计采用第一种调车方式，即顶推调车。

4）硐室

井底车场硐室主要有：井底煤仓、主变电所、主排水泵房、清理撒煤硐室、水仓、调度室、等候室、工具室等。煤仓通过两个装载胶带输送机巷与箕斗装载硐室连接，箕斗装载硐室为双侧式。主变电所和主排水泵房坐落于副井井底，互相相邻，通过通道与车场巷道相连，井底水经管子道从副井井筒排出。主排水泵房为吸入式，由水泵硐室，吸水口，配水巷道和硐室通道组成。主变电所由变压器室，配电室及通道组成，。水仓是矿井涌水的贮水巷道，还起着澄清污水的沉淀作用。

另外，靠近主井处的轨道大巷中设置清理撒煤硐室，用来清理主井井底泼洒出的煤炭；副井井筒和轨道大巷中间设置等候室和工具室；东、西翼大巷调车线前各设一个调度室；另外还设有机车修理硐室等巷道硐室具体布置见图，井底车场平面布置图。

井底车场车场巷道及硐室除煤仓、装卸载硐室等采用现浇混凝土支护外，采用锚喷支护，遇围岩破碎的地方加金属网支护。

中国矿业大学2012届毕业生毕业设计 第34页

4.2.3 主要开拓巷道

1）布置层位

轨道运输大巷大巷沿二1煤层底板以下20m的稳定岩层中布置，胶带运输大巷沿二1煤层底板以下15m的稳定岩层中布置回风大巷布置在二1煤底板以下10m 的稳定岩层中，为满足排水需要，巷道坡度一般为0-3o左右。 2）巷道断面及支护形式

运输大巷和轨道大巷：本矿设计采用集中大巷布置方式，大巷布置在距离二1煤层底板20m的底板岩石中，采用双巷布置，断面形式均采用半圆拱形断面，支护方式采用锚网喷支护，局部采用U型钢支护。

（1）巷道净宽度的确定：

1轨巷道净宽度，见公式（4-2）： ○ B = a1 + b + c1 （公式4-2） 2轨巷道净宽度，见公式（4-3）： ○

B = a1 + c1 （公式4-3） 式中：B——巷道净宽度，mm；

a1、c1——分别为非人行侧和人行侧轨道（输送机）中线到巷道墙之间的距离，mm；

b——轨道（或轨道与输送机）中线之间的距离，mm。

按以上公式所计算的巷道净宽度B值，应根据只进不舍的原则以100mm进级。 其中：

a1 = a + A1’/ 2 （公式4-4） c1 = c + A1’/ 2 （公式4-5）

b = A1 / 2 + A1’/ 2 （公式4-6） 公式4-4、4-5、4-6式中：

a，c—分别为非行人侧和行人侧从道渣面起1.6 m高度范围内设备与拱壁间距离，

分别为500，1000 mm；

A1,A1’—分别为胶带输送机，轨道设备的最大宽度，分别为1930，1400 mm； b1——输送机，运输设备最突出部分最小间距，400mm。 双轨大巷，其B值按式（4-7）计算：

B ≥ a1 + b1 + c1 （公式4-7）

=a + A1 + 2A1’

=500+2?1400+400+1000

=4900（mm）

考虑一定的富裕，另外为满足通风的需要，设计轨道大巷净宽度B为5000mm。 胶带运输大巷，其B值应按式（4-8）计算，则运输大巷的宽度应为：

B ≥ a1 + b1 + c1 （公式4-8） =a + A1 + b1 + A1 + c

=400+1400+300+1600+1000

=4700（mm）

中国矿业大学2012届毕业生毕业设计 第35页

为留有一定的富裕，胶带运输大巷的净宽度B取4800mm。 2）巷道断面净高度的确定：

拱形巷道净高度按下式计算：

H = h3 + hb + h0 （公式4-9） 式中：H——净高度，mm； h3——墙高，mm；

hb——从巷道底板到道渣面的高度，mm； h0——拱高，为B/2，mm。

其中：

h3 ≥ 1800 + hb - √R2 – (R – j)2 （公式4-10） 式中： R——半圆拱形半径，为B/2，mm；

j——巷道有效净宽不小于1800mm处到墙的水平距离，可取200mm。 由以上可得拱形巷道的净高可用下式计算：

22

H ≥ 1800 - √（B/2） - （B/2 – 200） + B/2 （公式4 -11） 按上式计算可得出轨道运输大巷的净高度应为4100mm，胶带运输大巷的净高度为4000mm。

巷道净断面积：

半圆拱形巷道净断面积按下式计算：

S = B * (0.39B + h2) （公式4-12）

则可确定轨道进风大巷，胶带进风大巷的净断面积分别为：17.75㎡和16.67㎡。 胶带运输大巷、轨道运输大巷断面特征见图4-9、图4-10。 3．巷道支护方式

巷道断面均为半圆拱形，支护形式以锚网喷支护为主，地质条件较差的个别地段加U型钢或锚索加强支护或采用锚注支护。

中国矿业大学2012届毕业生毕业设计 第36页

4005001400300140012001600160014009003602004800200400017002400R2100

图4-9 胶带运输大巷断面图

表4-12 辅助运输大巷断面特征表 断面（m2） 围岩类别 净 掘 掘进尺寸（mm） 宽 高 喷射厚度 mm 100 净周长(m) 锚杆（mm） 外露长度（mm） 50 间排距（mm） 800 砂岩 16.67 18.75 5000 4100 16.56 中国矿业大学2012届毕业生毕业设计 第37页

R250090025001000100170050014004001600900900360160050002002004100

图4-10 轨道运输大巷断面

表4-13 轨道运输大巷断面特征表 断面（m2） 围岩类别 净 掘 掘进尺寸（mm） 宽 高 喷射厚度 mm 100 净周长(m) 外露长度（mm） 16.05 50 间排距（mm） 800 锚杆（mm） 砂岩 17.75 19.91 5000 4100

中国矿业大学2012届毕业生毕业设计 第38页

树脂锚杆20砼厚度150毫米杆体为直径18毫米、长度2000毫米的高强度螺纹钢，间排距为700毫米金属钢筋网网孔150*150毫米，网片规格为1500*800毫米毛水沟300*300毫米

图4-11 回风大巷断面

表4-14 回风大巷断面特征表

断面（m2） 围岩类别 净 掘 掘进尺寸（mm） 宽 高 喷射厚度 mm 150 净周长(m) 锚杆（mm） 外露长度（mm） 50 间排距（mm） 700 砂岩 13.3 15.71 4800 3350 16.05

中国矿业大学2012届毕业生毕业设计 第39页

5 准备方式—盘区巷道布置

5.1煤层地质特征

煤层埋藏在标高100m～-260m之间，地质构造简单，煤层倾角变化小，平均倾角为7°之间，属于近水平煤层，煤层埋藏稳定，煤层平均厚度为7.5m，涌水量为25m3/h，瓦斯相对涌出量小于1.0 m3/t。 5.1.1盘区位置

设计首采带盘区（西二盘区）位于井田西翼，大巷北部，靠近工业广场。其中部分范围位于工业场地之下。选择该盘区作为首盘区的主要目的是为了能尽早出煤、达产。盘区东部边界以井田边界为界，南部以F2断层为界，北部以断层为界。其东西长为1450 m，南北长为3640m。

5.1.3煤层顶底板岩石构造情况

二1煤直接顶板为黑色泥岩和砂质泥岩，厚度6.65～29.39m，平均18.58m，采后易冒落，它的老顶为灰发褐色中粒砂岩，厚度1.17～24.53m，平均8.24m，属Ⅱ类顶板。矿井二1煤直接顶板采煤防顶后易跨落，局部顶板可能发生软化，有冒落、片帮现象。

二1煤直接底板为黑色泥岩或砂质泥岩，厚度3.5～7.5m，属于松软类底板。它的老底为中粒砂岩及砂质泥岩互层，砂岩厚度发育不均衡。二1煤层底板总体上岩体质量较差，局部底板遇水可能发生底鼓现象。 5.1.4水文地质

西二盘区内水文地质条件较简单，涌水来源主要为煤层顶底板砂岩裂隙水，据矿井地质资料，矿井正常涌水量25m3/h、最大涌水量30m3/h。 5.1.5主要地质构造

该盘区内地质构造简单，煤层起伏不明显，没有断层，煤层平均倾角约为7°，煤层赋存条件较好。砂岩顶底板。 5.1.6地表情况

西二盘区对应地面无村庄，将来如果有村庄进入，村庄也都不会大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，采取全部搬迁措施。无大的地表水系和水体，开采所受限制较少。

5.2盘区巷道布置及生产系统

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