王晓鹏--矿井通风与安全设计

河南理工大学高职学院

毕业设计说明书

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系 部__________________ 专 业__________________ 班 级__________________ 姓 名__________________ 指导老师__________________

年 月 日

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河南理工大学高职学院

毕业设计任务书

专业班级 学生姓名 一、 题目

二、 基本条件（主要任务与要求）

该采区位于 矿 水平，开采 煤层。采区

北 ，南 ，东 ，西 为界。采区走向长 ，倾斜长 m，煤层走向 ，倾角 ，煤层平均厚度 米， 层间距 m。容重 。采区瓦斯绝对涌出量 m3/min（掘）及 m3/min（采），正常涌水量 m3/h，煤层自然发火期 个月，煤尘 爆炸性，煤质 。

地面 保护地物，邻近采空区对本采区开采 影响，井底车场位于采区之 侧，阶段回风大巷位于采区 边界距 煤层 米的岩层中（或煤层中），运输大巷位于采区 边界距 煤层 米的岩层中（或煤层中）。

主采煤层顶板：伪顶为 m的 岩，直接顶为 m岩，基本顶为碳酸岩，底板为 m的 岩。

采区设计年产量 万吨/年

三、起止日期 年 月 日 至 年 月 日

指导教师 签字（盖章）

系主任 签字（盖章）

年 月 日

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毕业设计答辩委员会决议

同学的毕业设计与 年 月 日进行了答辩。 题目 答辩委员会 主任 委员 委员 委员 委员

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系 专业 班

答辩前向毕业设计答辩委员会提交了如下资料： 1、设计说明书 共 页 2、图纸 共 页 3、评阅人（指导教师）评语 共 页 根据 学生所提供的毕业设计材料、评阅人（指导教师）评语以及在答辩过程中学生回答问题的情况，毕业设计答辩委员会做出如下决议。 一、毕业设计的总评语

二、毕业设计的总评成绩

毕业设计答辩委员会主任（签字） 委员会签名

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年 月 日

前言

煤炭是工业的粮食，我国一次能量消费中，煤炭占75%以上。煤炭发展的快慢，将直接关系到国计民生。煤炭不仅是我国的基本燃料，而且是重要的工业原料，从煤中可以提取二百多种产品，这些产品都是我国社会主义经济建设和人民生活所必须的。 全面系统的运用和巩固所学的知识，掌握矿井设计的方法、步骤及内容，培养自己的实事求是、理论联系实际的工作作风和严禁的工作态度，培养自己的科学研究能力，提高了编写技术文件和运算的能力，同时也提高了计算机应用及其他方面的能力。 本设计是白洞矿1.20Mt/a新井设计。地质资料是学生在毕业实习中收集的，从而锻炼了学生收集资料的能力。在所收集地质材料的前提下，由指导教师给予指导，并合理运用平时及课堂上积累的知识，查找有关资料，力求设计出一个高产、高效、安全的现代化矿井。

本设计说明书从矿井的开拓、开采、运输、通风、提升及工作面的采煤方法等各个环节进行了详细的叙述，设计严格遵守设计规范，对每个方案都做出合理性的论述，并在很多处进行了技术和经济比较，基本完成了毕业设计要求的全部内容。但由于时间和个人能力有限，书中会有不妥之处，请老师批评指正。

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中国矿业大学2013届本科毕业设计 （论文）

1 矿区概述及井田地质特征

1.1矿区概况

1.1.1交通位置

本井田位于大同矿务局总体发展规划中的同忻联合井田白洞分区南部。本区位于大同石炭系煤田的东部，口泉河的中游，其地理位置为东经113°0′49″～113°4′3″，北纬39°58′37″～40°0′42″。

本区距大同市火车站30.3km，大同市为一交通枢纽，国家铁路干线京包线、北同蒲线、运煤专用线大秦线交汇于此。公路干线有109国道、大运公路、大塘公路均在大同市相交。北京——大同高速公路已于2000年11月开通。本区今后通过大秦铁路、朔黄铁路、大塘公路可直达秦皇岛港、黄骅港、塘沽港，交通十分便利。本区距各大城市距离见表1.1，矿井交通位置详见图1.1。

表1.1 白洞至各大城市距离

起 白洞矿 白洞矿 白洞矿 止 大同市 北京市 太原市 距离/km 30 374 365 起 白洞矿 白洞矿 白洞矿 止 秦皇岛 塘沽港 朔州市 距离/km 673 517 159 1.1.2地形地貌

本区位于大同煤田东北部，为丘陵地带。口泉河两侧冲沟内为黄土所覆盖，山脊地区岩层出露，地形东南边缘口泉山脉较高，最高标高为1499m；区内中部口泉河床最低，约1211m，相对高差为288m。 1.1.3河流水系

本区属海河流域、永定河水系、桑干河支系。本矿区内主要河流为口泉河。 口泉河位于大同市西南，发源于左云县水窑乡，该河自西向东横穿过该井田，流域面积600km2，全长50km，河宽20～150m，坡度12.5‰，树枝状水系，径流量甚小，为渗漏性、间歇性河流。河水靠矿井排水（坑水）和大气降水补给，日常迳流量0～0.22

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m3/s，洪峰流量为60 m3/s，最大洪峰流量为691 m3/s。

113°00'下深涧西村上深涧古店包113°15'京40°10'道109国四台云冈云冈石窟晋华宫马军营大同市线荣华皂南信庄碾子忻州窑沟新村北羊路109煤峪口平旺矿务局西韩岭国道雁崖大斗沟永定庄同家梁口泉白洞四老沟40°00'赵家小村北大秦线下窝寨同里八庄毛家皂39°50'蒲线怀仁马辛庄113°15'113°00'39°50'鹅毛口40°00'40°10'

图1.1 矿井交通位置图

1.1.4气象及地震情况

该区属于中温带、大陆性气候。冬季严寒，夏季炎热，气候干燥少雨，风沙严重，特点如下：

（1）气温：年气温、日气温变化显著，年温差可达60℃，日温差为11.6℃～16℃。

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以6、7、8三个月温度最高，月平均温度24℃～30℃，极端最高气温36.6℃；以11、12、1、2月份温度最低，月平均温度-3.2℃～-10.9℃，历年极端最低气温-21℃～-25.9℃，冬季占全年时间近一半。

（2）降水量：年降水量为247～499.2mm，降水时节强度极不均匀，以11、12、1、2、3、4六个月降水量较少，为34～61.6mm，占全年降水量的5%～21%；7、8、9三个月降水量较大为248.9～388.6mm，占全年降水量70%以上。

（3）蒸发量：年蒸发量1883.5～2367.5mm，以5、6、7三个月蒸发量最大，占全年蒸发量的50%～60%，蒸发量大于降水量4～9.5倍。

（4）风力：有风的日数占全年的75%以上，风向以北、北西向最多，年平均风速2.6～3.1m/s，各月最大风速17.0～30.5m/s。雁北之风沙驰名山西省，风力一般为3～5级。

（5）结冰和解冻：每年初霜日期9月底或10月初，终霜日期翌年4月底或5月初，历时半年之久。土壤冻结在11月底或12月初，冻结深度为105～186cm。

（6）地震：本区地震烈度根据GB18306-2001图A，地震设防烈度为7°，设计地震加速度0.10g。 1.1.5主要自然灾害

本区域受到的主要自然灾害威胁是地震，偶然也遇风灾和雹灾。 1.1.6矿井电源、水源及通讯情况

（1）供电电源

该矿供电电源引自四老沟110KV变电站，为双电源供电。 （2）供水水源

白洞煤矿井田生活饮用水由同煤集团统一供水，日供水量1300m3。石炭系矿井井下有一裂隙水源，日涌水量约2600m3，可供井下洒水以及地面浴池等用水，水质基本达到了饮用水标准，上述水量可满足矿井生活、生产所需。

（3）通讯

矿井通讯自备内部程控交换系统，并通过通讯电缆与同煤集团以及网通公司连接。矿井井下通讯由地面电话室引来一条50对通讯电缆，经过副立井至中央变电所，在中央变电所安装一个50对的分线盒，由此送至各工作面配电点等处。

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1.2井田地质特征 1.2.1井田地质构造

1）地层

该区域内发育地层由老至新为：太古界集宁群、寒武系、奥陶系马家沟组、石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子组、第四系中、上更新统、全新统。本设计涉及的含煤地层为石炭系太原组（C3t）。太原组含煤地层，厚32.13m～220.92m，一般厚175.90m，由灰、灰白、灰黑色砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层等组成。该组是下煤系主要含煤地层，含煤约七层。该地层在本区普遍赋存，较稳定，呈南厚北薄趋势，最底部有一层灰白色中粗粒砂岩，常含砾石，钙质胶结，坚硬为标志层（K2）。与下伏本溪组地层整合接触。

2）地质构造

该区位于白洞断层东侧，区内地层基本呈向四倾斜的单斜构造，地层倾角1°～12°，平均4°，内部有一些缓波状的褶曲，东南部因受白洞逆断层影响有一向北东倾伏的宽缓向斜，西北部则有一向北东倾伏的宽缓背斜。

（1）断层构造

区内石炭纪煤层在白洞矿、四老沟矿的开采中共揭露断层5条。

界外断层：为西界外的白洞逆断层（F1）及派生的七峰山东坡逆断层（F2）。白洞逆断层为近南北走向，落差由南向北急剧变小，在珍珠沟与面

表1.2 主要断层特征表

断层名称 Ｆ1断层 Ｆ2断层 Ｆ3断层 Ｆ4断层 Ｆ5断层 性质 界外 界外 界外 界外 界内 落差m 25～80 38～180 58～132 21～92 1.0～3.2 长度km 4.24 2.06 3.88 4.12 1.20 窑沟分水岭处落差大于600m。北部为F3断层，南部为F4断层。

界内断层：井田内断层为侏罗系煤层所揭露推至太原组地层中的，位于井田北部F5断层。

（2）岩浆岩

石炭二迭纪煤田中，岩浆活动主要是印支期的煌斑岩，以岩床的形式侵入煤系地层，对煤层破坏性大。在侏罗系白洞井田开采过程发现了辉绿岩，以岩墙的形式侵入。

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1.2.2水文地质

本井田位于大同煤田的东北部，区域内出露的地层主要有寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系、侏罗系、白垩系、及第四系。煤田为一独立的水文地质单元，区域内地下水的补给以降水渗入和地表水渗漏为主，各类型地下水之间存在互补关系，地下水流域与地表水流域基本一致，地下水流域受区域侵蚀基准面及构造的控制，总的径流方向由西向东、由北向南运移。

白洞井田为低山丘陵地貌，地表黄土广布，冲沟发育，地形总体为东高西低，最高点东南边缘口泉山+1499m，最低点口泉沟地面标高+1211.0m，相对高差288m，口泉沟为井田最底基准面。本区干旱少雨，属大陆性气候，年蒸发量是降雨量的4~5倍，本区的气候特征对地层的含水性具有一定的控制作用。

经过多年的开采及勘探实践表明，除第四系冲积层和基岩风化壳含水量相对较大外，其下伏的中生界、古生界地层，岩石坚固致密，裂隙、岩溶不甚发育岩石一般不含水或含水微弱，由于侏罗纪煤层的开采，第四系冲积层潜水和基岩风化壳裂隙水已处于疏干状态。根据该区自然地理、地质、水文等因素分析，区域内地下水的补给以大气降水渗入和地表水渗漏为主，本区地层含水性弱或不含水，属水文地质条件简单区，水文地质类型为二类一型。

1）含水层

全井田共有7个含水层，现分述如下： （1）寒武-奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层

井田东部边缘呈窄条状出露，构成了口泉山脉之脊1001号揭露灰岩厚度51.23m，为奥陶系灰岩，简易水文变化不明显，据邻区1106号孔抽水试验资料，单位涌水量0.00257L/s.m，渗透系数0.0047m/d，本区灰岩水位标高1050m-1150m，太原组煤层均在灰岩水位之下。

（2）太原组砂岩裂隙含水层

岩性以粗、中、细砂岩及砂砾岩，系砂岩裂隙承压水，含水层厚度一般在15-30m，最大厚度56m。以8号煤顶板砂岩分布较为稳定，是8号煤层直接充水含水层，本组地层埋藏深，岩石裂隙不发育，补给条件差，全区含水性弱。203号钻孔抽水试验，单位涌水量0.0037-0.0046L/s.m，渗露系数0.005m/d，水质类型为HCO3-[K+Na].Mg型，矿化度0.473g/L，PH值7.99。

（3）山西组砂岩裂隙含水层

含水层岩性以粗粒砂岩、中粒砂岩及砂砾岩为主，系砂岩裂隙承压水。

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位于石灰岩之下,本矿井主采煤层之一,为稳定可采煤层,发热量较高,容重:1.40t/m3,其顶板为石灰岩,常有0.3m左右之页岩伪顶,随采随落,底板为8#煤层顶板之黑色泥岩,平均厚度3.85米左右。灰白色细粒-中粒石英砂岩,胶结良好.位于太原组上部,在井田内常尖灭,为极不稳定煤层,其顶底板增为页岩。深灰色石灰岩,产有海相动物化石,在井田西北部相变为黄色细粒砂岩。位于K4石灰岩之下,为不稳定之不可采煤层,其顶底板均为泥岩。位于太原组中部K5、K4石灰岩之间,为不稳定之不可采煤层,系中-高灰分,中硫-富硫之焦煤, 发热量较高,其顶板为页岩、砂质泥岩，底板为砂质页岩。深灰色石灰岩，夹有燧石带条及团块，产有海相动物化石。位于K3石灰岩之下，部分地区尖灭，为极不稳定之不可采煤层，顶板为K3石灰岩，底板为砂岩。古石上太石生炭原位于太原组中下部，常常尖灭，为极不稳定之不可采煤层，其顶底板均为砂岩、粉砂岩。炭为厚层深灰色石灰岩，其中有条带状及团块状黑色燧石，石灰岩下部常有一层黑色页岩，厚度在1.5m左右，石灰岩中产有较为丰富的海相动物化石，系矿井充水的直接水源。位于K2石灰岩之下,本矿井主采煤层之一,为稳定可采煤层中富硫之煤,发热量较高,容重:1.40t/m3,其顶板为K2石灰岩,常有0.3m左右之页岩伪顶,随采随落,底板为2#煤层顶板之黑色泥岩,平均厚度2.15米左右。位于太原组下部,为结构复杂的不可采煤层系统组界页岩灰岩铝土砂岩粉砂岩煤层及夹矸图1.2 井田地层综合柱状

底部K3砂岩分布稳定，是3号煤层直接充水含水层。山西组砂岩多基底式和空隙式胶结，结构致密，节理裂隙少，岩石的含水性极弱，单位涌水量0.0025L/s.m，渗露系数0.001m/d，水质类型为HCO3-Cl-[K+Na].Mg型，矿化度0.624g/L，PH值7.8。

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（4）永定庄组砂岩裂隙含水层

本组含水层主要赋存在中下部，岩性以粗、中、细砂岩及砂砾岩为主，井田北部直接覆于太原组地层之上，为厚层状、巨厚层状，砂岩厚度40-70m，多致密完整，少数钻孔可见斜裂隙。本组地层埋藏较深，补给条件较差，属富水性弱的含水层。203号钻孔抽水试验抽干，水质类型为HCO3-[K+Na].Mg型，矿化度0.382g/L，PH值7.76。

（5）大同组砂岩裂隙含水层

大同组为石炭系含煤地层，煤层多，含水层为煤层之间的砂岩体，为层间裂隙含水层。

（6）云岗组砂岩裂隙含水层

云岗组地层在沟谷两侧多有出露，构成本区基岩裂隙含水层风化壳裂隙发育，在低凹的沟谷地段富水性中等。受相邻矿井开采的影响，风化裂隙潜水水位大幅度下降，区内的井泉都已干枯，地下水基本处于疏干状态。

（7）第四系冲积层

主要分布在口泉沟河床，岩性主要为砂砾岩、砂质粘土及粘土，厚度一般在10m左右，据以往勘探资料，含水较丰富，煤层开采使含水层下的隔水层被破坏，现以成为漏斗性河谷。

2）隔水层

井田内主要隔水层为石炭系中统本溪组，厚度为18.48-34.42m，平均24.45m，上部多为粉砂岩、砂质泥岩，下部为铁铝质泥岩，夹1-2层石灰岩。本溪组地层在全区分布稳定，是寒武系-奥陶系灰岩与上部煤系地层之间良好的隔水层。其次为煤系地层砂岩之间的泥岩、砂质泥岩，层数多，厚度不等。在横向上呈交替分布，具隔水、半隔水作用，对含水层之间的水力联系具有一定的控制作用。

3）地下水的补给、迳流、排泄条件

本区大气降水是地下水的主要补给来源，区内黄土覆盖，大气降水渗入条件差，除基岩风化壳及第四系冲积层直接接受降水补给，补给条件较好外，其余含水层补给条件均较差。大同组煤层经多年的开采，在地表形成了大范围的地表塌陷和裂缝，大气降水经导水裂隙渗入矿井而成为矿井充水的直接补给来源石炭二叠系地层埋藏较深，裂隙发育甚微弱，而且地表出露面积小，因而其补给条件和迳流条件均较差。奥陶系灰岩仅在井田东部边缘呈窄条状出露，地形高差大坡度陡，极不利于降水垂直入渗，岩溶水的补给条件差，本区岩溶裂隙不发育，埋藏深，岩溶水处于相对滞流状态，流动相当缓慢，水动力条件弱，2003-4（46304）号钻孔揭露灰岩83.62m，钻孔作为观测孔未封孔，奥灰水通过钻孔补给煤系地层。

区内地下水以矿井排水为主要排泄途径，石炭、二叠系裂隙水及奥陶系岩溶水因井田东部分布有太古界片麻岩，不透水，为隔水边界，使地下水的排泄受阻，仅有极少

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量流量从口泉沟排泄，地下水主要是往南排出区外。

4）井田水文地质条件综合分析

根据上述分析表明井田的水文地质条件与地形地貌、气候、地层岩性、地质构造有密切的关系。

从地形地貌上看，井田为低山丘陵地貌，受近代地壳不断上升的影响，地表切割成纵横交错的沟谷，这决定着地表径流的畅通排泄,对地表径流渗入地下这一因素给与强烈的影响。

本区属山西高原半干燥的大陆性气候，年降雨量很小，蒸发量是降雨量的4－5倍，造成大气降水不能大量补给地下水之先决条件。

从构造上看，井田内断裂构造不发育缺少地下水赋存、远移的空间。

从地层岩性上看，煤系基底寒武－奥陶系碳酸盐岩海相沉积物，埋藏深，溶岩裂隙不发育，岩溶水水循环交替弱，基本呈滞流状态，虽然岩溶水位标高高于煤层底板，8号煤层承受的静水压力大，局部地区有突水的可能，但岩溶水富水性弱，即使透水也以净储量为主，对煤层的影响不会有太大影响。煤系地层为碎屑岩建造，在经历了成岩固结作用后，岩石致密，随着埋藏深度的增加，岩石的含水性变弱，永定庄组、山西组、太原组的砂岩含水性极为微弱；大同组以上含水层由于煤层开采而遭破坏，地下水经地表塌陷裂隙潜入井下形成采空区积水，然而3号和9号煤层顶板导水裂隙带高度小于上、下层煤之间的距离，采空区积水正常情况下对下部煤层的开采影响不大。

综合上述分析，井田为水文地质条件简单区，水文地质类型为二类一型。 5）矿井充水因素分析

矿井充水是不同来源的充水水源以不同方式和途径进入矿井的过程。大气降水是不同类型地下水的补给来源，太原组煤系地层埋藏深，大气降水只能通过井田东部以外的露头区顺层补給煤系地层，是矿井充水的间接因素；山西组、太原组含水层是3和9煤层直接充水含水层，煤层开采后砂岩裂隙水通过冒落带以淋水、滴水或渗水的方式进入矿井，是矿井充水的主要因素；奥陶系灰岩岩溶水位底部煤层间接充水含水层，只有当隔水层厚度小于临界隔水层厚度时，或由导水断层存在的前提下，才可能以突水的方式进入矿井，本区缺少奥灰水位资料，分析以往资料，在井田的东南部8＃煤层底板隔水层厚度较薄，有突水的可能性，煤层开采到该地段时，应提前做好超前探水工作。本设计前期开采9煤层，因此，不会受奥灰水的影响。石炭系地层水文地质条件较为简单，太原组地层含水性不大，无富水含水层。矿井充水水源为大气降水，冲洪积层潜水，侏罗纪煤层采空区积水，尤其上部采空区积水危害较大，奥陶系灰岩岩溶水也可对煤系地层进行补给。

（1）上层采空区积水 （2）.奥陶系灰岩岩溶水

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（3）小窑积水 6）矿井涌水量预测

根据矿井地质勘探报告提供，并参照相邻矿井石炭系开采时的情况计算，预测矿井正常涌水量为190m3/h，最大涌水按正常的1.5倍计算为280 m3/h。

7）矿井岩层地温情况

根据山西煤田地质勘探115队2005年5月提交的《山西省大同煤田白洞井田（石炭二叠系）煤炭资源勘探地质报告》资料表明，该矿井无高温热害区。 1.3煤层特征 1.3.1煤层赋存条件

该井田内赋存中生代侏罗系大同组、二叠系山西组和石炭系上统太原组煤层，本设计开采为石炭系上统太原组煤层。

太原组含煤地层，厚32.13m～220.92m，一般厚175.90m，由灰、灰白、灰黑色砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层等组成。砂岩以灰黑色为主，成份主要为石英，次为长石和岩屑，胶结较好，磨圆度中等，多为次圆和次棱角状，含有较为丰富的植物化石。太原组在该井田内共含煤7层（2、3、5、6、7、8、9），煤层总厚2.60～12.12m，平均厚8.94m，含煤系数16.3% 。其中可采和局部可采煤层为3、9号煤，其它为薄而不稳定煤层，工业价值不大。

1）煤层情况

区内太原组可采煤层分述如下。

（1）3号煤层：位于太原组上部，煤厚0～6.40m，平均厚2.15m，含有1～5层夹石，为简单结构，分布于本区大部，北部西部有无煤区，属于较稳定煤层。

（2）9号煤层：煤厚0～7.82m，平均厚3.85m，结构较简单，局部含夹石，大部可采，仅在本区南部及北部有两个面积很小的不可采区分布。属稳定煤层。

开采煤层特征见表1.3。

表1.3 煤层特征表

煤层厚度 最小~最大 平均 0~6.4 层间距 最小~最大 平均 1.30~15.75 顶板 炭质泥岩、细第 14 页 共 14 页

煤层号 3

岩 性 夹 矸 稳定性 及可采性 底板 炭质泥岩 1~5 较稳定大 中国矿业大学2013届本科毕业设计 （论文） 1.95 9 0~8.82 4.05 2）煤层顶底板情况

17.31 砂岩 炭质泥岩、细砂岩 炭质泥岩、粉砂岩 0~4 部可采 稳定可采 各煤层顶底板岩性：石炭系上部煤层的顶板受到山西组不同程度的冲刷，岩性变化大，而且3～5、5～6、8～9煤层之间局部为近距离煤层，层间距变化亦较大。

（1）3号煤层：顶板一般为灰黑色炭质泥岩，细砂岩、砂质砾岩，有时相变为灰白色砾岩，局部发育有伪顶，岩性为炭质泥岩。底板为炭质泥岩。

（2）9号煤层：顶板厚1.37～16.53m，平均7.89m。为深灰色炭质泥岩，或灰褐色细砂岩。底板为炭质泥岩或粉砂岩。 1.3.2煤质

1）物理性质

该区的煤层为以弱玻璃光泽为主，少数玻璃光泽或沥青光泽，结构有层状和军一状，参差状断口，内生裂隙较发育，裂隙中充填碳酸岩类矿物。视密度在1.30～1.53，平均在1.4左右，真密度在1.47～1.72，平均在1.52～1.65。宏观煤岩按平均光泽类型划分，多以半亮型煤为主，半暗型煤为辅。半亮煤以亮煤为主，与暗煤以条带状分布，中夹细条带状或理状镜煤。显微煤岩在203号孔做了镜下鉴定，总体看有机组分以镜质组为主，丝质组次之；无机组分粘土矿物为主。镜煤最大反射率在0.73～0.78%，属II变质阶段。

2）化学性质

（1）水分：原煤空气干燥基水分两极值在0.37～3.56%，各煤层水分平均含量一般在1.50%左右。

（2）灰分：从钻孔煤芯煤样化验资料看，原煤为中灰—富炭煤，6号和5号煤层灰分平均分别为30.49%和30.17%，以高灰煤为主，中灰煤为辅。3号、9号、8号煤层平均分别为26.86%、22.24%、27.00%，以中灰煤为主，高灰煤为辅，有少数低灰煤。

（3）挥发分：原煤干燥无灰基一般在35～40%，属高挥发分煤。

（4）全硫分：3、9号煤层平均值小于1.00%，均以低硫煤为主，但有部分中低硫和中硫煤；6号煤层平均为1.20%属中硫煤；8、5号煤层平均分别为2.18%和2.92%，7、8、5号煤层属中高硫煤。

（5）发热量：原煤发热量均在19.49～29.01MJ/kg之间，按塔山矿井和王坪矿井资料为4000～4800大卡/克，属中—高热值煤。

纵观太原组煤层从上到下，灰份、全硫含量逐渐增大，挥发份变化不大，精煤回

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收率在7.6～76.28%之间，属于低~中等。精煤灰分大多小于10%，全硫大多小于1%，挥发份为37～41%，胶质层厚度在19～20mm之间，故多为气煤与肥气煤。

矿井原煤煤质化验结果和精煤煤质化验结果分别见表1.4和表1.5。

从上述煤质资料及经济效益考虑，主要可作动力用煤及工业锅炉和民用燃煤，也可用于气化和炼焦配煤。此外，煤的含油率较高，变质程度低，可考虑作液化用煤。

表1.4 原煤煤质化验表

项目 煤层号 3 9 Ad% 18.01—34.29 26.86(5) 14.44~28.97 22.24(9) Vdaf% 38.19~40.48 39.41(5) 36.25~40.55 38.27(9)

表1.5 精煤煤质化验表

项目 煤层 3 9 Ag% 7.25-9.53 8.15 5.10-11.27 7.70 Vdaf% 37.31-41.05 38.664 33.30-41.76 37.90 St.d% 0.51-0.69 0.574 0.46-0.91 0.65 Y(mm) 精煤回收率（%） 14.5－17.5 49.69 St.d% 0.6~1.02 0.74(5) 0.41~2.20 0.99(9) Qgr.daf (MJ/kg) 32.65—34.22 33.42(5) 23.16~28.16 25.09(3) 13－ 27.95-68.15 20 49.53 1.3.3矿井瓦斯、煤尘爆炸及煤层自然倾向性

（1）瓦斯

根据山西省安全生产监督管理局2005年对白洞矿井的瓦斯等级坚定结果的批复，称白洞矿矿井为低瓦斯矿井，矿井的瓦斯绝对涌出量为2.09 m3/min，相对涌出量0.70 m3/ｔ，CO2绝对涌出量13.73 m3/min，相对涌出量4.61 m3/ｔ。瓦斯赋存受地质因素和地质条件的影响较大，因此瓦斯赋存常有不均衡的一面，将来开采中，也会因采掘面的不断扩大，瓦斯涌出量随之增高，以后的瓦斯检测和预测仍十分重要。

（2）煤尘

根据白洞南部钻孔煤样工业分析资料表明，各煤层的挥发份在33.5～46.14%之间，灰分在12.92～40.17%之间。经计算各煤层的煤尘爆炸指数在41.72～64.57%之间，存在着煤尘爆炸的危险性。

根据大同煤矿集团通风处2005年9月对白洞煤矿石炭系9号和3号煤层进行取样

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鉴定结果，该矿的9号煤层的煤尘爆炸指数为37.01%，3号煤层的煤尘爆炸指数为34.55%，两煤层均有煤尘爆炸性。

（3）煤的自燃

跟据大同煤矿集团有限责任公司通风处2005年9月对该矿的石炭系9号和3号煤层进行取样鉴定，9号煤层的原样燃点一般在315～270°C，△T1-3在45°C，自燃倾向性为一类容易自燃类型；3号煤层的原样燃点一般在320～275°C，△T1-3在45°C，自燃倾向性为一类容易自燃类型，一般贮煤露天堆放6～12个月既有煤炭自燃发生。

（4）矿井煤与瓦斯突出危险性

根据山西煤田地质勘探115队2005年5月提交的《山西省大同煤田白洞井田（石炭系）煤炭资源勘探地质报告》，该井田的石炭系煤层不存在煤与瓦斯突出的危险性。

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2 井田开拓

2.1井田境界及可采储量 2.1.1井田境界

1）井田范围

在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：

（1）井田范围内的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应； （2）保证井田有合理尺寸；

（3）充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等； （4）合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。

本井田位于大同矿务局总体发展规划中的同忻联合井田白洞分区南部，根据以上原则，矿西北以F1和F2断层为界，东北以F3断层为界，南部以F4断层和人为边界为界，东南及西南以人为边界，按矿区内统一划分的井田边界，井田总体呈长方形。

2）开采界限

本井田的主要含煤地层由老至新为：太古界集宁群、寒武系、奥陶系马家沟组、石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子组、第四系中、上更新统、全新统。本设计涉及的含煤地层为石炭系太原组，太原组含煤地层，厚32.13m～220.92m，一般厚75.90m，由灰、灰白、灰黑色砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层等组成。砂岩以灰黑色为主，成份主要为石英，次为长石和岩屑，胶结较好，磨圆度中等，多为次圆和次棱角状，含有较为丰富的植物化石。太原组在该井田内共含煤7层（2、3、5、6、7、8、9），煤层总厚2.60～12.12m，平均厚8.94m，含煤系数16.3% 。其中可采和局部可采煤层为3、9号煤，其它为薄而不稳定煤层，工业价值不大。

开采上限：9号煤层以上无可采煤层。 下部边界：人为划分的下部井田边界。 3）井田尺寸

井田的走向最大长度为7.12 km，最小长度为5.40km，平均长度为6.12 km。 井田的倾斜方向最大长度为3.60 km，最小长度为4.21 km，平均长度为4.02 km。 煤层的倾角最大为12°，最小为1°，平均为4°。 井田的水平面积按下式计算：

S＝H×L (2.1) 式中：

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S—井田的水平面积，km2； H—井田的平均水平宽度，km； L—井田的平均走向长度，km；

则井田的水平面积为：S=6.12 × 4. 02/cos4° =24.66 km2 。本次储量计算是在精查地质报告提供的1：10000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠，井田面积24.60 km2。

井田煤层赋存状况图°°+1120+1100°一 带 区+1140+1080二 带 区+1060+1020四 带 区+1000+980三 带 区+960+9404 <38-61°H=11-59m中国矿业大学应用技术学院安全工程白洞矿井田划分图 4）井田的工业储量 （1）储量计算基础

矿井设计储量＝工业储量－永久煤柱损失

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 Zk?(Zg?P)C

式中：工业储量为能利用的A＋B＋C级储量；

永久煤柱为：井田境界、断层、铁路桥、村庄保护煤柱；

保护煤柱为：工业场地、风井场地、主要巷道及上、下山保护煤柱。 （1）工业储量

依据勘探钻孔见煤厚度，采用平均煤厚计算，则井田的工业储量为：

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Q = ?SiMirii?1n1 (公式2.1) cosai

2

式中：

Q——工业储量，万t；

si——块段水平投影面积，m；

Mi——块段内钻孔见煤厚度的均值，m；

?——块段内煤层的平均倾角，°；

i其中块段水平投影面积Si为24.60km即井田面积；3号煤层的平均厚度为2.15m，9号煤层平均厚度是4.05m,煤的容重为1.4t/m3，煤层平均倾角取4°，即

2

Q = 24.60×（3.85+2.15)×1.40÷cos4°

=207.46Mt

其中九号煤层储量139.72Mt，3号煤层储量67.74Mt

2.1.2可采储量

工业场地占地面积，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2.1。

表2.1 工业场地占地面积指标

井 型（万t/a） 240及以上 120-180 45-90 9-30 以指标规定白洞矿工业场地计算为： ①占地面积指标取：1.2公顷/10万t

②面积计算：120万t × 1.2公顷/10万t = 14.4公顷

所以把工业广场设计成矩形，长和宽都是380m.,布置在井田中央 2）矿井保护煤柱量

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，搬迁井田内地表的小村庄；

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占地面积指标（公顷/10万t） 1.0 1.2 1.5 1.8

中国矿业大学2013届本科毕业设计 （论文） 有效容积 数量 钢丝绳 直径 绳间距 箕斗自重

m3 根 mm mm KN 24 4 31~40 300 16.9 第 46 页 共 46 页

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表2.15 提升机参数

型号 项目 主导轮直径 天轮直径 最大静张力 最大静张力差 钢丝绳 直径 根数 间距 出绳角 最大提升速度 旋转部分变位重力（不包括电机和天轮） 天轮变位重力 外形尺寸（不包括电机） 机器质量（不包括电器设备） 最大不可拆件 质量 外形尺寸 生产厂家 表2.16 罐笼参数

型号 参数 装载矿车 乘人数 罐笼装载量 罐笼质量 最大终端载荷 提升首绳

JKMP—5×4(Ⅲ)C 单位 m m KN KN mm 根 mm ° m/s KN KN m t m t 技术特征 5 5 910 220 49 4 350 50~80 14 380 260 9.5×10×4 182 2.15×2.76×5.52 2×41 洛阳矿山机械厂 GDG3/9/2/2K 单位 型号 数量 个 人 KN t KN 根 mm 第 47 页 共 47 页

技术特征 MGC3.3—9 2 76 13.23 12.14 590.9 4/6 41/34.5 数量 直径 中国矿业大学2013届本科毕业设计 （论文） 尾绳数 （2）副井提升

根 2 副井采用多绳摩擦式提升机提升一对3t矿车双层单车罐笼带平衡锤。提升罐笼和升机参数见表2.16和表2.17

表2.17 多绳摩擦式提升机参数

型号 项目 摩擦轮直径 导向轮直径 最大静张力 最大静张力差 钢丝绳 最大直径 根数 间距 最大提升速度 主轴装置重力 减速器重力 减速器型号 机器重力（不包括电器） 变位重力 适应年产量 生产厂家 备注 单位 m m KN KN mm 根 mm m/s KN KN KN KN JKD4000×6 技术特征 4 3 950 200 39.5 6 300 11.75 297.8 392 ZGH120 900 165.1 300~350 上海冶金矿山机械厂 全自动操纵 第 48 页 共 48 页

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3 采煤方法及带区巷道布置

3.1煤层的地质特征

该井田的首要开采的是9号煤层，此煤层大部分结构简单，可以稳定持续的开采，厚度为从0-6.82m, 平均为3.85m, 南北部有部分不方便开采。煤层底板是砂质泥岩，局部为细，粉砂眼，单轴抗压强度不大于10MPa，为普通底板。顶板为砂质泥岩、泥岩，单轴抗压强度为25～47.4MPa，局部为中、细粒砂岩，为稳定顶板。局部含夹石，大部可。

9号煤层煤的容重为1.4t/m3，煤层倾倒为1°-12°，存在一定的爆炸危险，瓦斯相对

3

涌出量为0.7m/t，属低瓦斯矿井。没有大断层，也没有其他能影响开采工作的自然因素，具有很不错的开采条件。

鉴于以上条件，我们决定采用下行开采方式来采煤，这次设计主要是只对9号煤层来进行开采设计。

3.2带区巷道布置及生产系统 3.2.1 带区的位置和划分

首先开采的部分为第一带区，它的走向平均长是2600m , 倾向平均长是1900m , 然后带区内我们划分为13个，宽度大小都是230m。

本矿为120万吨大型煤矿，煤厚达到3.85m , 经历了实际考虑决定把工作面定为230m , 后期经历计算也得到能满足产量和设备要求。

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白洞矿带区划分图四 老 沟 矿°工作面回风斜巷一 带 区工作面工作面进风斜巷°七带区辅助运输平巷七带区运输平巷七带区辅助运输上山七带区运输上山大 斗 沟 矿°东翼回风大巷东翼辅助运输大巷带区行人进风斜巷中央变电所二 带 区回风石门中央水泵房水仓风井副井主井四 带 区主石门三 带 区°H=8-54mF6 <59-69同 家 梁 矿中国矿业大学应用技术学院安全工程白洞矿开拓平面图

3.2.2巷道布置

决定布置两条大巷，一条用来进风，一条用来回风，整个采用中央并列式通风，工作面采用U型式通风，轨道大行用于进风，交代大巷用于回风，两条大巷构成通风回路。工作面决定让副井进风，风井回风。

综合考虑煤层开采条件、开采顺序、运输能力、机械化程度、管理水平、采掘接替等因素，当采用综采时，带区内布置一个工作面。即 “一矿一面”，一面生产，一面备用。

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

（3）维护带宽度：风井场地20m，其他15m； （4）断层煤柱宽度30m，井田境界煤柱宽度为20m

（3）工业储量计算

井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，矿井主采煤层为9号煤层以及3号煤层，采用算术平均法。即煤炭工业储量是由煤层面积、容重及厚度相乘所得，其公式一般为：

Zg=S×M×R (2.2) 其中：

Zg——矿井的工业储量，t； S ——井田的倾斜面积，km2； M——煤层的厚度，m；

R ——煤的容重，t/m3，取R=1.4 t/m3。 则 Zg = 24.60×106/cos40×（2.15+3.85）×1.4

= 20716.48万t

其中九煤层：Z3g=24.60×106/cos40×3.85×1.4 = 13293.07万t 三煤层：Z5g=24.60×106/cos40×2.15×1.4 = 7423.41万t

2.1.2可采储量

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，搬迁井田内地表的小村庄；

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

（3）维护带宽度：风井场地20m，其他15m； （4）断层煤柱宽度30m，井田境界煤柱宽度为20m；

（5）工业场地占地面积，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2.1。

表2.1 工业场地占地面积指标

井 型（万t/a）

占地面积指标（公顷/10万t） 第 21 页 共 21 页

中国矿业大学2013届本科毕业设计 （论文） 240及以上 120-180 45-90 9-30 以指标规定白洞矿工业场地计算为： ①占地面积指标取：1.2公顷/10万t

②面积计算：120万t × 1.2公顷/10万t = 14.4公顷 2）矿井保护煤柱量 （1）边界断层保护煤柱

边界保护煤柱损失量可按下列公式计算

1.0 1.2 1.5 1.8 P=L×B×M×R （2.2）

其中：

P——边界煤柱损失量，m； L——边界保护煤柱宽度，m； B——边界长度，m； M——煤层厚度，m；

R——煤的容重，t/m3，取R=1.4 t/m3。

井田边界断层煤柱按经验值30m的宽度留置，西北部F1为4.24km，F2为2.06 km，F3为3.88 km，F4为4.12 km，总长度为：14.30km。井田的边界断层保护煤柱为：

P1=14.30×103×30×（3.85+2.15）/cos4°×1.4 =361.24万t

其中九煤层为：231.80万t

三煤层为：129.44万t （2）煤层露头的安全防水煤柱

本井田无须留设安全防水煤柱，P2为0。 （3）人为边界保护煤柱

人为边界按照20m留置，北部、东南、西南部边界为人为边界，长度为分别为0.38km、1.24km、3.96km、2.36km，总长度为：7.94km。

P3=7.94×103×20×（3.85+2.15）/cos4°×1.4 =133.72万t

其中九煤层为：85.81万t

三煤层为：47.92万t （4）井田内断层保护煤柱

井田内断层F5较小，可直接采过，不计保护煤柱，P4=0。

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（5）工业广场保护煤柱

工业广场按Ⅰ级保护留围护带宽度20m，工业广场面积由表2.1确定，取14.4公顷，为边长380m的矩形。工业广场保护煤柱如图2.2。则工业广场保护煤柱P5=782.75万t；

其中九煤层： 440.57万t 三煤层： 342.18万t

综合以上计算，则矿井的可采储量按下式计算：

Zk=(Zg-P) ×C （2.3） 其中：

Zk----矿井的可采储量，t； Zg----矿井的工业储量，t；

P----保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱损失量，t；

C ----采区采出率,九煤层为75％，三煤层为80%。 现在分煤层计算可采储量： 九煤层 Z9 = (Zg9-P9) ×C9

=（13293.07-1225.02）×75% = 9150.04万t

三煤层 Z3= (Zg3-P3) ×C3

=（7423.41-780.24）×80% =5314.54万t

则：Zk = Z9+Z3

= 9150.04+5314.54 =14464.58万t

即矿井可采储量为14464.58万t。

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图2.2 工业广场保护煤柱 表2.2 保护煤柱损失量

煤 柱 类 型 边界断层保护煤柱 人为边界保护煤柱 工业广场煤柱 大巷保护煤柱 合 计

2.1.3矿井设计生产能力及服务年限

1）矿井工作制度

根据《煤炭工业矿井设计规范》相关规定，确定矿井设计年工作日为300天，工作制度采用“三八制”，每天三班作业，两班生产，一班准备，每班工作8小时。

矿井每昼夜净提升时间为16小时。 2）矿井设计生产能力确定的依据

《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：

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损失量（万t） 361.24 133.72 782.75 727.54 2005.25 中国矿业大学2013届本科毕业设计 （论文）

(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）矿井设计生产能力

白洞井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，断层褶曲少，倾角小（4度），厚度变化不大，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，煤质为优质动力煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井。

确定白洞矿井设计生产能力为120万t/a。矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、开采条件、设备供应及国家需煤等因素确定。

4）矿井服务年限

井年生产能力的确定

矿井设计服务年限按下式计算：

T=Z/(A·K) 其中：

T-设计服务年限，a； A-设计生产能力，Mt/a； Z-设计可采资源量，Mt； K-资源量备用系数，取1.4。

则9号煤设计的第一水平服务年限为：T=Z/(A·K)＝96.4÷(1.2×1.4)=57.4a 矿井总服务年限为：T=Z/(A·K)＝146.26÷(1.2×1.4)=87.1a

表2.3 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限

第一水平设计服务年限 煤层倾角 <25° 25°~45° >45° 矿井设计生产能力 （Mt/a）

矿井设计服务年限 （a） 第 25 页 共 25 页

中国矿业大学2013届本科毕业设计 （论文） 6.0及以上 3.0~5.0 1.2~2.4 0.45~0.9 合矿井设计规范的的要求。

5）井型校核

70 60 50 40 35 30 25 20 30 25 20 15 25 20 15 15 由表2.3可知，矿井的开采服务年限完全符合规范的要求，第一水平的服务年限符

5．井型校核

按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产环节的能力、储量条件及安全条件等因素对井型进行校核。

(1)矿井开采能力校核

矿井的开采能力取决于回采工作面和采区的生产能力，该矿井由于煤层地质条件好,构造简单，赋存稳定，厚度变化不大。主采煤层9号煤层，平均倾角4°，平均煤厚4.05 m，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，本矿设计布置一个综采工作面可以达到设计产量。

(2)辅助生产环节的能力校核

本矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓，主井提升容器为两对12 吨底卸式提升箕斗，副立井采用罐笼提升，运输能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产原煤经条带斜巷用胶带输送机运到煤仓或大巷胶带输送机，再到井底煤仓，再经主立井箕斗提升至地面，运输能力很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。辅助运输采用罐笼，同时本设计的井底车场调车方便，通过能力大，满足矸石、材料及人员的调动要求。所以辅助生产环节完全能够满足设计生产能力的要求。

(3)通风安全条件的校核

本矿井属于低瓦斯矿井，水文地质条件简单，通风系统简单；矿井通风采用中央并列式通风，可以满足通风的要求。 2.2 井田开拓

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。其中包括确定，主、副井和风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采（带）区划分以及开采顺序与通风运输系统。

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2.2.1 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、位置及其互相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。

(1)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需认真研究。 1)确定井筒的形式、数量和配置，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)进行矿井开拓延伸、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。

（2）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)必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。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，以及其它有益矿物的综合开采。

2.2.2 确定井筒形式、数目、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。如表2-6。

表2-6 各种井筒形式优缺点比较 平峒 优点 缺点 运输环节少，设备少，受地形及埋藏条件限制，只系统简单，费用低。 适用于赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地带，并且要便于第 27 页 共 27 页

中国矿业大学2013届本科毕业设计 （论文） 布置工业场地 斜井 掘进速度快，井筒施工单价低，延伸对生产干扰少 井筒通风断面大，通风阻力小，不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件制约 斜井井筒长，提升深度有 限，通风路线长，阻力大。 施工技术复杂，需要的设备多，要求有较高的技术水平，基建费用高 立井

平峒开拓是最经济和最简单的一种开拓方式，系统简单、施工容易、建井期短，基建投资和生产成本低，井下不需井底车场，地面不需安装提升设备，减少了矿建、土建的工程量，但是平硐开拓受地形埋藏条件的限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业广场和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类型井型水平服务年限要求。

斜井开拓和立井开拓相比，施工速度比较简单、建井速度比较快，工期短，投资小，井筒装备和地面工业设施比立井开拓简单，井底车场简单，工程量少。多水平开拓时，石门的掘进量和运输量均比立井开拓要少，就水平延伸方便，特别是采用胶带输送机提升时，提升能力与深度无关，增产潜力大，可连续运输，易于实现自动化。当采用钢丝绳胶带输送机时，还可以兼作提升人员用。但斜井同立井相比，也有其缺点：同样的开采深度，斜井井筒较长，因而井筒铺设的管路、电缆以及其它线路的长度比较大，采用绞车辅助提升速度小，因井筒长而使提升能力小，同时井筒受自然条件影响较大，如采用箕斗或串车提升，就需分段提升，这技术上，经济上是不合理的。当表土层厚，含流砂层时，斜井穿过长度大，施工复杂，当围岩不稳定时，斜井井筒维护困难、维护量大。另外，煤层倾角对斜井开拓有一定的影响。当倾角较大时，采用与煤层角度一致的斜井，提升方式和提升能力均受到限制；当斜井从顶板进入的穿层斜井，井筒保安煤柱将需增大。斜井开拓适用于煤层赋存较浅，表土层不厚，水文地质条件简单的缓倾斜或倾斜煤层。

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，在采深相同的条件下，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法则的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是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，基本建设投资大。

根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑白洞矿的实际情况： ①表层土较厚，淮河冲积形成，风化严重；

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②地面标高平均+1430m左右，煤层埋藏较深，距地面垂深在400～600m之间； ③矿井年设计生产能力为120万t/a，为大型矿井。 该矿井采用立井开拓为宜。

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，在本井田的上部设立主副井井筒各一个。主井用来提升原煤，副井用来运送人员、材料、矸石及通风等。

本矿井的瓦斯含量不大，属于低瓦斯矿井，矿井通风容易，全矿采用中央并列式通风。同时考虑到井田走向较长，为了减少通风阻力，设计的大巷的断面面积较大，以保证矿井的正常通风。

（2．井筒位置的确定

井筒是井下与地面出入的咽喉，是全矿井的枢纽。井筒位置的选择对于建井期限、基本建设投资、矿井劳动生产率以及吨煤生产成本都有重要影响，因此，井筒位置一定要合理选择。

选择井筒位置时要考虑以下主要原则： ① 有利于井下合理开采

a、井筒沿井田走向的有利位置

当井田形状比较规则而储量分布均匀时，井筒沿井田走向的有利位置应在井田的中央；当井田储量分布不均匀时，井筒应布置在井田储量的中央，以形成两翼储量比较均衡的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网络较短，通风阻力小。应尽量避免井筒偏于一侧，造成单翼开采的不利局面。

b、井筒沿煤层倾向的有利位置

在倾向上井筒宜布置在中偏上的位置，同时考虑到减少煤损，尽量让工业广场保护煤柱圈住一些影响生产的地质构造和断层。

② 有利于矿井初期开采

选择井筒位置要与选择初期开采区密切结合起来，尽可能使井筒靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道工程量，节省投资和缩短建井期。

③ 尽量不压煤或少压煤

确定井筒位置，要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱，做到不压煤或少压煤。为了保证矿井投产后的可靠性，在确定井筒位置时，要使地面工业场地尽量不压首采区煤层。

④ 有利于掘进与维护

a、为使井筒的开掘和使用安全可靠，减少其掘进的困难及便于维护，应使井筒通过的岩层及表土层具有较好的水文、围岩和地质条件。

b、为加快掘进的速度，减少掘进费用，井筒应尽可能不通过或少通过流沙层、较厚的冲积层及较大的含水层。

c、为便于井筒的掘进和维护，井筒不应设在受地质破坏比较剧烈的地带及受采动影响的地区。

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d、井筒位置还应使井底车场有较好的围岩条件，便于大容积硐室的掘进和维护。 ⑤ 便于布置地面工业场地

井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统之间互相联接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，专用线短，工程量小及有良好的技术条件，应尽量避免穿过村镇居民区、文物古迹保护区、陷落区或采空冒落区、洪水侵入区；要尽量少占农田、果园经济作物区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。为考虑长期运输的行车安全和管理，要尽量避免与公路或其他农用道路相交，力求使接轨点位于变电站配线一侧。

另外，井口标高应高于历年的最高洪水位；还要考虑风向的影响，防止污染。总之，选择井筒位置要统筹井田全局，兼顾前期和后期、地下与地面等各方面因素。不仅要考虑有利于第一水平，还应兼顾其他水平，适当考虑井筒延伸的影响。 （3）井筒位置的确定

综上，为便于地面运输及工业广场布置，主井井筒位置布置方案也可以选择在井田西部边界附近。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央，有利于减少矿井保护煤柱损失；同时，也便于以后三号煤延深开采。

风井井口位置的选择应在满足通风条件的前提下，与提升井筒的贯通位置最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。本矿井采用中央风井回风，故将风筒布置在工业广场保护煤柱内，从而减少了煤柱的损失。

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：

表2.4 井筒位置坐标

井筒名称 副井 主井 风井 X 4419700 4420000 4419620 Y 5425600 5425510 5425460 Z 1450 1450 1450 3）工业广场的位置、形状和面积的确定 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。 （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

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方案一立井单水平开拓

主、副井井筒均为立井，布置于井田中央，只设一个水平。由于辅助运输采用无轨胶轮车，爬坡能力强。大巷布置在煤层底部的岩层中。如图2—3。

方案二主斜副立单水平开拓

斜井提煤运输能力大，立井辅助运输能力大，为此提出主井采用斜井开拓副井采用立井开拓。大巷布置在煤层底板的岩层中，沿底板掘进。如图2—4。

方案三斜井单水平开拓

主、副井井筒均为斜井开拓，布置于井田中央。大巷布置在煤层底板的岩层中。如图2—5。

图2-3 方案一立井单水平开拓

图2-4 方案二主斜副立单水平开拓

图2-5 方案三斜井单水平开拓 （2）技术比较

以上所提三个方案大巷布置及水平数目均相同，区别在于井筒形式和井筒位置不同及部分基建、生产费用不同。

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。并且井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利。主要缺点是井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，掘进速度慢，基建投资大。方案二主井为斜井，斜井适用于井田内煤层赋存不深的矿井，斜井的井筒掘进技术和施工设备比较简单，掘进速度较快，但斜井井筒长度比立井长，井筒维护费用高，井田内9号煤层厚度埋藏较深，倾角小、赋存稳定，涌水量小，斜井的优点不突出。而考虑到后期需要和立井的提升能力大的特点很适合1.2Mt的中型矿井的需要。经过以上技术分析、比较再结合粗略估算费用结果。

（3）经济比较

一、二、三方案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。分别计算汇总于下列表中。见表2.5、表2.6、表2.7。

表2.5 方案一 双立井单水平开拓

项目

基建费用（万元）

数量（10m）

表土段 基岩段 表土段

2 45 2

基价（元） 10491.5 9463.6 15786.0

费用（万元） 20.9 425.862 31.572

费用（万元） 446.762 688.072

①主井开凿 ②副井开

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中国矿业大学2013届本科毕业设计 （论文） 凿 ③井底车场 ④小计 ⑤立井提升

基岩段 岩巷

45 100

14588.9 4187.4

656.5 418.74

418.74 1553.6

系数 1.2 涌水量（m3/h） 190

煤量（万t） 6025 时间（h） 8760 煤量（万t） 6000

提升高度（km） 0.47 服务年限（年） 57 平均运距（km） 1.02

基价（元/t.km） 1.6 基价（元/t.km） 0.28 基价（元/t.km） 0.35

10572.74 12126.34 2570.4 2656.38 5436.96

生产费用（万元）

⑥排水

⑦大巷运输 ⑧小计

合计

系数 1.2

⑨费用（万元）

表2.6 方案二 主斜副立单水平开拓

项目 ①主井开凿

基建费用（万元）

②副井开凿 ③井底车场 ④小计 ⑤斜井提升

生产费用（万元）

⑥排水 ⑦大巷运输

数量（10m）

表土段 基岩段 表土段 基岩段 岩巷

5.4 103 2 43 100

基价（元） 6243.3 5411 15786.0 14588.9 4187.4

费用（万元） 33.7 557.33 31.572 620.73 418.74

费用（万元） 591.04 658.89 418.74 1668.67

系数 1.2 涌水量（m3/h） 190 系数

煤量（万t） 6025 时间（h） 8760 煤量（万t）

提升高度（km） 1.08 服务年限（年） 57 平均运距（km）

基价（元/t.km） 0.8 基价（元/t.km） 0.28 基价（元/t.km）

2570.4 2656.38 6246.72

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1.2

⑧小计

合计

表2.7 方案三 双斜井单水平开拓

项目 ①主井开凿

基建费用（万元）

②副井开凿 ③井底车场 ④小计 ⑤斜井提升

系数 1.2 涌水量（m

生产费用（万元）

⑦大巷运输 ⑥排水

3/h） 190 系数 1.2 表土段 基岩段 表土段 基岩段 岩巷

⑨费用（万元）

6000 1.02 0.35

11473.5 13142.17

数量（10m） 5.6 95 5.2 101 100

基价（元） 6243.3 5411 7196.9 5411 4187.4

费用（万元） 34.96 514.04 374.24 546.51 418.74

费用（万元） 549 920.75 418.74 1888.49

煤量（万t） 6025 时间（h） 8760 煤量（万t） 6000 ⑧小计

提升高度（km） 1.006 服务年限（年） 57 平均运距（km） 1.02

基价（元/t.km） 0.8 基价（元/t.km） 0.32 基价（元/t.km） 0.35

11424.97 13313.46 2570.4 3035.87 5818.704

合计

表2.8 比较汇总表 方案 名称

基建费用（万元） 生产费用（万元） 合计（万元）

⑨费用（万元）

方案一

双立井单水平开拓 1553.6 10572.74 12126.34

方案二

主斜副立单水平开拓 1668.67 11473.5 13142.17

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方案三

双斜井单水平开拓（井田中央） 1888.49 11424.97 13313.46

中国矿业大学2013届本科毕业设计 （论文） 百分比 100% 108.38% 109.79%

在上述经济比较中进行以下几点说明：

①以上方案，布置相同的地方不做比较，只对那些不同的基建和生产的部分作比较。 ②在以上方案经济比较中，所列各项工程造价是根据市场价格而统一确定的。 通过对比可得，最好的方案就是双立井单水平开拓 2.2.2矿井基本巷道

1．井筒

有前述确定的开拓方案可知主、副井都为立井，并且风井设置在井田边界。一般来说，立井井筒的横断面形状有圆形和矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用底以及便于施工等优点，因此主、副井筒及风井均采用圆形断面。

（1）主井

主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为6.5m，断面面积33.18m，井筒内装备两套12t的双箕斗，井壁采用混凝土砌碹支护方式。此外，还布置有检修道、动力电缆、照明电缆、通讯信电缆、人行台阶等设施。主井井筒断面和井筒特征表分别见下图2.7和表2.10所示。

（2）副井

副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.7m，断面面积为46.56m，井筒内装备一对1.5t双层4车罐笼，井壁采用混凝土砌碹支护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备、矸石等。采用金属罐道梁，行钢组合罐道，断面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道、电缆道。副井井筒断面和井筒特征表分别见下图2.8和表2.11所示。

（3）风井

风井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为5m，断面面积为19.63m，采用混凝土支护方式，井壁厚度为500mm，备有安全出口。风井井筒断面和井筒特征表分别见下图2.9和表2.12所示。

（4）风速验算

所选定的副井作为进风井，风井作为出风井，其断面的大小必须符合风速要求。由第四章《矿井通风与安全》的风速验算可知，所选择的井筒符合风速要求。

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2

2

2#

中国矿业大学2013届本科毕业设计 （论文）

图2.7 主井井筒断面布置图

表2.10 主井井筒特征表

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中国矿业大学2013届本科毕业设计 （论文） 井型 井筒直径 井深 净断面积 提升容器 井筒支护 筒中井120万t 6.5m 286.6（390）m 33.18m2 两套12t双箕斗 混凝土砌碹厚500mm 充填混凝土厚50mm 井筒中心线

图2.8 副井井筒断面布置图

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心线 中国矿业大学2013届本科毕业设计 （论文）

表2.11 副井井筒特征表

井型 井筒直径 井深 净断面积 提升容器 井筒支护

图2.9 风井井筒断面布置图

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120万t 7.7m 286.6（390）m 46.56m2 一对1.5t双层罐笼 混凝土砌碹厚500mm 充填混凝土厚50mm 中国矿业大学2013届本科毕业设计 （论文）

表2.12 风井井筒特征表

井型 井筒直径 井深 净断面积 井筒支护 2）井底车场

本矿井采用环形井底车场，此形式车场的特点，是空重列车在车场内不在同一轨道上作相向运行，即环形单向运行。车场调度工作简单，通过能力大，应用范围广，但车场的工程量较大。

120万t 5.0m 283.7m 19.63m2 混凝土砌碹厚400mm 充填混凝土厚50mm 图2.7 井底车场示意图

1—副井 2—主井 3—风井 4—中央水泵房 5—中央变电所 6—进风大巷 7—回风大巷 8—调度室 9—水仓 10—等候室 11—清理撒煤巷 12—医疗室 13—工具室 14—消防材料室

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井底车场空、重车线调车线长度按1.5倍列车长度考虑，一列矿车为20个车厢，采用1.5t固定箱式矿车，型号为MG1.7-9B,外形尺寸（长×宽×高）2400×1150×1150（mm），故取调车线长度为80m。

调车方式主要是机头从一侧将重车推入副井，然后绕道另一侧拉上材料车或是空车。因为本矿井运煤主要是靠胶带，所以车场调车比较简单。

本矿井设计年产量为120万t，大巷运输采用带宽为1200mm的胶带运输机运煤，辅助运输采用1.5t固定箱式矿车，井底车场经过石门与大巷直接相连。为了保证矿井生产及安全的需要，井底车场设有各种硐室，包括变电所、水泵房、工具室，调度室、等候室、医疗室。井底车场布置见图2.7。

3）主要开拓巷道

主要开拓巷道如胶带运输巷（图2-12）及双轨辅助运输大巷（图2-13）均布置在3煤层中的底板岩层中。为了更好地连接煤仓和搭接皮带，同时兼顾架线电机车的运行和排水需要，其坡度控制在小于3‰～5‰的范围之内。由于其服务时间长，为了便于维护，并根据现场使用情况，其断面均采用半圆拱型，并采用锚网索喷联合支护。

各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及《规程》中的有关安全间隙的要求而确定的，并按通风要求验算风速。

(1)胶带输送机大巷

本矿的胶带输送机大巷设计为半圆拱形断面，采用锚网索联合支护，全断面布置锚杆和挂网，采用Φ20-M22-2600 mm高强度螺纹钢树脂锚杆，间排距为800×800 mm三花型布置，锚深2000 mm，采用Φ22-8300-1锚索，喷射混凝土厚度为100 mm，强度为C20，采用钢筋焊接50×50 mm-3.4×1.1 m的金属网；巷道每隔200 m设一条与轨道大巷的联络巷，每隔50 m设一个躲避硐，与巷道一起掘进，混凝土强度为C30。巷道结构如图2-12所示，巷道断面特征表见表2-19。

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图2-12 胶带运输大巷断面

表2-19 巷道特征表

设计掘进锚杆/mm喷射净周支护尺寸/mm巷道围岩厚度名称类别净掘宽高长/m方式/mm形式外露排列间排锚深直径长度方式距皮带Ⅲ12.313.74400370013.2锚喷100树脂100距形8002000 20大巷2断面/m(2)辅助运输大巷

本矿的辅助运输大巷设计为半圆拱形断面，采用锚网索联合支护，全断面布置锚杆和挂网，采用Φ20-M22-2600 mm高强度螺纹钢树脂锚杆，间排距为800×800 mm三花型布置，锚深2000 mm，采用Φ22-8300-1锚索，喷射混凝土厚度为100 mm，强度为C20，采用钢筋焊接50×50 mm-3.4×1.1 m的金属网；巷道底板铺设300 mm后的混凝土，混凝土强度为C30。巷道每隔200 m设一条与轨道大巷的联络巷，每隔50m设一个躲避硐，与巷道一起掘进，混凝土强度为C30。巷道结构如图2-13所示，巷道断面特征表见表2-20。

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