采矿毕业设计正文 - 图文

中国矿业大学毕业设计说明书

1 矿区概述及井田地质特征

1.1 矿区概述

1.1.1地理位置及交通条件

杨庄矿位于淮北市南约8km处，井田范围：东经116°46′5″6～116°51′51″2，北纬33°53′32″3～33°56′42″9。井口位置：东经116°48′9″，北纬33°54′28″。井田处在闸河煤田最南端，东、南、西部均以露头为界，东西最长9km，南北最宽约5.5km，面积约33km2。井田内有宿淮公路和一条铁路专用线穿过，并有雷河，西流河，濉河流经，其历史最高洪水位：雷河+32.68、西流河+32.60、濉河+32.40。

杨庄矿交通便利，矿区铁路专用线在青龙山站与符夹线、濉阜线接轨，可北通徐州，南至符离集，西达阜阳、亳州，与陇海、京沪、京九铁路干线联网。淮宿、淮徐公路以及徐合、连霍高速公路等可通全国各地。

杨庄矿交通位置示意图见图1~1。 1.1.2地形、地貌

杨庄井田地面地势平坦，海拔标高+29.2~+31.7m，地面主要为农田、村庄等，呈东北高西南低的趋势。区内流经的地表水系自东向西分别有闸河、岱河、雷河、西流河、濉河等。区外东西两侧皆为寒武、奥陶纪石灰岩所构成的东北、西南走向的小山区。东有烈山、青龙山、凤凰山、大鼓山，北部有相山等。

1.1.3河流及水体

矿区内地势平坦。流经该井田的河流皆南北走向，西部有岱河，东部有龙河，闸河，南部有龙岱河，均注入濉河，属淮河水系。其中以闸河为最长，全长70公里，纵贯全矿区，闸河煤田因之得名。龙河全长60公里，发源于萧县城东龙山南麓；岱河流向南东，发源于萧县岱山湖。两河流于本井田东南边缘双庄处汇合。两河流河床下切不深，侵蚀基准面于地表仅差2～3米；但侧蚀作用显著，河面宽约50～150米；河谷标高为+27.00米左右。所有河水流量均受季节控制，河道宽缓平浅，无航运价值。雨季矿区低洼地区积水严重，积水深度一般为0.4～1.0米。涝期最长可达一个月左右。

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图1-1 杨庄煤矿交通位置图

1.1.4、矿区气候条件

矿区地处淮北平原中部，属季风暖温带，半湿润气候。 4、1气温

冬季寒冷干燥多风，夏季炎热多雨，春秋两季温和，年平均气温14.5℃。一年之中7~8月天气最热，最高温度一般为35~39℃，极端最高气温41.1℃，出现在1972年6月11日；12月至第二年2月最冷，最低温度一般为零下12~15℃，极端最低气温零下23℃，出现在1955年1月7日。气压以12月最高，为780毫米汞柱。

4、2 日照

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年平均日照数2325.7小时，年承受的太阳辐射总量为124.5千卡/平方厘米。其中6~8月日照时数最多，12月最少。年平均蒸发量1300~900毫米。年平均无霜期203天。

4、3 降水

年平均降水量862.29毫米，降雨多集中在6~8月份的雨季，平均降水量438毫米，占年总降水量的50.8%；平均降雨天数37天，占年总降雨天数的39.7%，最长雨季达84天。年平均于12月12日出现初雪，次年3月2日出现终雪，初终雪日数为80天。最大积雪深度350毫米。土壤冻结一般出现在12月至次年2月14日，冻土厚度一般在100~150毫米，最大厚度可达300毫米。由于受雨季影响，降雨量呈两个特点：一是年际变化大；二是分配不均。夏季易暴雨成灾，冬季又易干旱。自1966年以来，偏旱年份较之雨涝年份有增加的趋势。

4、4 风向

春夏雨季以东南、东风为主，冬季多北风。年平均风速为3.1米/秒。其中月平均最大风速达3.7米/秒，9月平均风速最小，为2.4米/秒。春末夏初常有干热风，最大风速为20米/秒。夏季时有暴风，最大风力9级。冬季风可达6级。 1.1.5、地震

淮北矿区位于苏鲁豫皖交界地区，东有郯庐大断裂，西有阜阳麻城断裂，北有秦岭纬向构造带，南有宿南断裂（五河~利辛断裂）。

自公元前179年以来，在淮北地区这块土地内发生的地震以及邻省波及 在中强地震40余次。1973年9月22日11时53分，在濉溪县临涣发生了里氏4.5级地震，震中居民有强烈震撼，少部分土房有轻度破坏。1983年11月17日5时9分，山东荷泽市与东明县交界处（距淮北市相山200公里）发生里氏5.9级地震，波及到淮北地区。

据全国地震烈度区域报告，淮北矿区大部分在6度范围内，东部少数地区在7度范围内。杨庄煤矿地震烈度为6度，按7度设防。 1.1.6、矿区经济概况

本矿地处华东平原，地区经济发达，工农业基础好，对能源需求大，很有必要建设大中型矿井来满足本地区的需要。 1.1.7、水源及电源

矿井生活用水水源取自处理后的浅层地表水；工业用水取自处理后的井下排水。

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1.2井田地质特征

1.2.1井田地形及勘探程度

杨庄井田位于闸河复式向斜的南端闭合处，以褶曲构造为主，断裂构造相对不发育。褶曲有洪庄向斜、濉溪向斜、李楼向斜、陆庄背斜等。煤层走向大致东西，西部转为南北，东部煤层向北倾斜，西部向东倾斜，煤层倾角4~40°，大部分为10~12°。

本区煤田勘探自1956年始，由华东地质局325队进行详查，以后又由原淮北矿务局勘探队进行大量补勘工作，直到矿井投产后的1977年，该期间先后完成和提交《一、二、三井田详勘报告》，《四、五、六井田详勘报告》，《二水平延深勘探报告》。

1986年，原淮北矿务局勘探队在杨庄井田与朱庄井田、李楼井田等重新调整过的井田边界范围基础上，以满足三水平延深设计为目的，施工41个钻孔，总计21268.12m,的进尺量，于1990年提交《三水平延深补充勘探地质报告》。该报告提交以来，即1990年至今，井田境内先后又施工11个钻孔，使得全井田历年地面总施工的钻孔达405个，总进尺128990.99m。 1.2.2井田煤系地层

杨庄井田位于闸河复式向斜的南部转折端，所处大地构造位置为华北淮地台鲁西隆起徐州褶断带的西南侧。区域地层由老至新为远古界的清白口系、震旦系，古生界的寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系，新生界第三系、第四系。

钻孔接露的本井田地层由老至新为石炭系、二叠系、第四系，其中石炭系、二叠系为本区含煤地层。

1、中石炭统本溪组（C2b）

假整合于中奥陶统老虎山组灰岩之上，厚约22m。上部为厚约4m的灰白色隐晶质灰岩（13灰），中下部为厚约18m的灰绿、紫红色铁铝质泥岩。13灰的顶面为与太原组的分界面。

2、上石炭统太原组（c3t）

整合于本溪组之上，厚约162m。其岩性主要为灰岩与煤、泥岩互层夹粉砂岩和砂岩，韵律性明显。

该组含灰岩12层，编号自上而下为1~12灰。一般厚度为2~4m。厚度在8m以上的有第3、4、5和12灰，12灰最厚达13.50m。1、2、3和12灰较为稳定。1灰平均厚2m，为本区的主要标志层之一（K1标志层）。

该组含薄煤层11层（井田内11个孔接露），个别煤层局部厚达0.95m，其余均为不稳定、不可采煤层。

1灰（K1）灰岩层顶面为二叠系的分界面。 3、下二叠统山西组（P11s）

与下伏地层整合接触，平均厚107m。灰色砂质泥岩和灰色~灰白色砂岩为主，夹泥岩。底部为厚10m左右的黑色砂质泥岩与下伏厚约21m的黑色

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泥岩连续沉积，其底面为与石炭系分界面。其上为细~中粒砂岩，泥钙质胶结，见斜层理；中部以灰~深灰色砂质泥岩夹条带砂岩及泥岩，泥岩中常见杂色团块及菱铁质鲕粒，富含植物化石；上部发育一层灰白色中~粗粒含硕石英砂岩，钙质胶结。

4、下二叠统下石盒子组

与山西组整合接触，平均241m。泥岩、粉砂岩为主，砂岩次之。底部有一层厚约3m的浅灰~灰白色铝质泥岩，致密块状，含菱铁鲕粒，层位稳定，为良好标志层之一（Ｋ2标志层）。其底面现定为下伏山西组的分界面。中、上部以灰~杂色泥岩为主，局部为灰白色砂岩和少量粉砂岩。

该组含煤4层，自上而下依次为2、3、4、5煤层。2煤层局部可采点；3煤层一般具有2~3个分层，只有32煤层为不稳定的局部可采煤层；4煤层局部较稳定，为中厚煤层，浅部多与5煤层合并，深部逐渐分开，该煤层受岩浆侵蚀破坏严重，大部分不可采；5煤层为较稳定的中厚煤层，仅有个别不可采点，局部地段亦被岩浆侵蚀，为主要可采煤层之一。

5、二叠统上石盒子组

与下伏地层整合接触，井田内揭露最大厚度为487m，主要为杂色和青灰色块状泥岩、粉砂岩和浅灰~灰白色细~中粗粒砂岩，局部含有菱铁鲕粒。底部为一层平均厚19m的灰白色中粗粒含砾砂岩，较为稳定，是井田煤系地层标志层之一（K3标志层），其底面为上下石盒子组的分界面。

该组含煤一层，编号为1煤层，为不稳定的局部可采薄煤层。 1.2.3 井田地质构造

杨庄井田位于闸河复式向斜的南端闭合处，以褶曲构造为主，断层为辅，断裂构造相对不发育。褶曲有洪庄向斜、濉溪向斜、陆庄背斜、李楼向斜等。

1、褶曲 （1）、洪庄向斜

位于井田西部，向斜轴在16线附近，枢纽向西南仰起、圈闭，轴向N35°E，长约0.8km。向斜东翼倾角15°；西翼倾角18°

（2）濉溪向斜

位于井田西部边界，向斜轴在10线附近，枢纽向西南仰起，圈闭，轴向N30°E，延展长度约1.5km。两翼不对称，东翼倾角15~18°；西翼倾角18~25°

（3）李楼向斜

位于井田西北部，轴向N15°E。井田内延展约2.5km。西翼地层较陡，倾角25~30°；东翼倾角略缓，15~20°。

（4）陆庄背斜

位于井田西部，背斜轴在16线~17线间，轴向近南北，长约2.4km。背斜两翼宽缓，对称，倾角为5~8°。

2、断层

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勘探中揭露的断层，落差大于10米的主要有5条。如表1-1。

表1—1杨庄煤矿井田断层一览表 名称 F51断层 F52断层 F53断层 F54断层 F55断层 落差（m） 倾角（°） >5 15 20 25 25～50 15~18 45 50 65 70~80 走向 N3°～25°W N10°E～29°W N10°E～15°W N40°E～40°W N40°E～43°W 倾向 EW NW～SW NW～SW NW～SW NW～SW 断层性质 正 正 正 正 正 1.2.4 井田水文地质 1、含水层

（1）第四系孔隙含水组

普遍存在于井田范围内，厚度40~80m，一般60m，井田两翼厚，中间薄，含水段为流砂层，其厚度变化较大，一般6~11m，大部分呈透镜体状分布，分叉合并现象普遍，自上而下共四层：一、二分层较稳定，呈连续分布，厚度较大，而三、四分层不连续，尤其第四层仅个别钻孔见到，上部具潜力性质，中下部具承压性质，水位埋深1.5~3.0m，季节波动较大，水质类型以碳酸盐为主，硫酸盐次之，矿化度4g/l，渗透系数5.19~7.0m/d，赋水性较强。

（2）上石盒子组孔隙~裂隙含水组

厚170~210m，区内为隐付型，分布普遍，以砂岩裂隙水为主，基岩风化带发育有孔隙水，赋水性弱，该组底部中粗粒砂岩稳定，冲洗液消耗量大，赋水性相对较强，是本组含水段，单位涌水量0.0408~0.6831/s.m，渗透系数0.013~1.933m/d，水质类型HCO3—Cl—Na—Ca型。

（3）下石盒子组5煤裂隙含水组

厚50~70m，井田内属埋藏型，以裂隙发育的砂质泥岩、砂岩为含水层，含水层厚1.4~37.1m，平均14.5m，该含水组裂隙不发育，赋水性较弱，单位涌水量0.000875~0.0787l/s.m，渗透系数0.0126~0.326m/d（见抽水成果表5—1），呈承压转无压状态，其水位逐年下降，水质类型HCO3—Na型。

（4）太原组岩溶裂隙含水组

本组自K1灰岩下至本溪组，总厚度171~203m，平均180m，以薄层灰岩和泥岩互层为主，包括本溪组在内共12~14层灰岩，大部分地段13层，灰岩累厚69m，其中三、四、十一、十二灰厚度较大。可将本组分上、中、下三段，各段相对独立，水力联系不畅，仅在构造或沉积变薄处发生补给关系，中、下段因距可采煤层较远，故影响不大，未作详细水文地质工作，仅

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观测其水位动态。勘探时期资料后期资料：该组单位涌水量0.973l/s.m，渗透系数49.36m/d。

上段含水组平均厚40m，灰岩厚25.4 m，含水空间以溶蚀裂隙、蜂窝状溶洞为主，岩溶发育规律无论横向还是垂向上均表现出不均一性，总体而言三、四灰高于一、二灰，横向上存在岩溶发育带，造成赋水性极不均一，表现在灰岩钻孔出水量悬殊较大，水位差别较大，一般井田东南翼高，向西北降低，水位差近30m，表明向斜深部岩溶不发育，导水性差，类似于“隔水墙”，该含水段水位季节变化大，年变幅5~10m，单位涌水量0.016~0.4l/s.m。大部分地区高于1L/s.m，渗透系数0.125~97m/d，水质类型HCO3~Ca~Mg为主。

（5）奥灰岩溶裂隙含水组

该层总厚度500m以上，含水层段以奥陶系中统的老虎山组为主，含水空间为溶蚀裂隙，溶洞次之，赋水性差别较大，单位涌水量0.001~7.0l/s.m，水位峰值在11月份，区域水位标高+20m，枯水期5~6月份，水位标高+15m左右，水质类型HCO3~Ca~Mg型。

含水层在井田内属埋藏型，东部为裸露型，主要赋水层位为奥陶系中统下部和下统上部灰岩，正常情况下对矿井无突水威胁，但由于局部构造发育，导致太灰于奥灰含水层沟通，从而使其成为间接充水水源。在煤系以外的隐伏区含水量大，是工矿企业和城市供水的主要水源。

2、隔水层

（1）第四系隔水层

该层位于第四系底部，厚约15~25m，平均20m，岩性为土黄色粘土夹砾石层，具良好隔水性能，能有效隔绝地表水，第四系孔隙水与煤系含水层之间的水力联系。

（2）太灰中、上段之间隔水层

太灰中、上段之间有一约40m的泥岩隔水层，该层对隔绝中、上段间水力联系起到很大作用，自然条件下中段水位比上段高1.5~2.5m，因此中、下段含水层是矿井突水的间接补给来源。

（3）本溪组隔水层 在太灰与奥灰之间，本溪组底部有一厚约22m的铁铝质泥岩，是太灰与奥灰的良好隔水层。 1.2.5井田涌水量

据矿井地质资料，矿井最大涌水量310m3/t, 正常涌水量190

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图1-2地质综合柱状

岩 性标志层 厚层及代(m)煤层柱 状界系统组号标号地层单位二上下石下38.0024.00.485.000.792.400.455.004.20盒迭古子3.421.791.404.604.003.607.5011.52.952.406.502.002.800.5020.000.800.3423.0020.00 1.902.854.100.426.51煤岩石名称粉砂岩岩 性 描 述备 注31煤32煤33煤泥岩煤泥岩煤泥岩煤泥岩中砂岩泥岩上部以砂岩、粉砂岩为主，夹有泥岩，局部含薄煤线一层。中部主要为杂色、灰色泥岩，有少量粉砂岩和砂岩，局部含一到二层煤线。下部为下石盒子含煤组，含有局部可采3煤层。3煤层1至3个分层，其下为4煤层和主采5煤层，该煤层破坏严重，大部分不可采。5煤层底部有一层铝质泥岩，厚3m左右，为标志层（K2）。局部地段4、5煤层成分叉合并关系。4煤煤泥岩细砂岩泥岩5煤煤泥岩细-中砂岩铝质泥岩砂质泥岩细砂岩泥岩细砂岩泥岩细砂岩泥岩煤细砂岩泥岩灰1砂岩灰2B11灰3组山P21K2系统西组上部灰色泥岩，层灰白色中至粗粒石英砂岩，含细砾。中部以泥岩及砂质泥岩为主，夹有条带状砂岩。下部主要为砂岩、粉砂岩及条带砂岩，泥岩次之。生P117煤K1上太石0.151.7010.530.156.304.002.900.31煤B10砂质粘土灰4顶部为黑色泥岩，厚20m左右，其下为灰岩、泥岩互层，夹有砂岩，灰岩共12层，一般厚2至4m。最上一层灰岩厚2m左右，为标志层（K1），其中灰3，灰4，灰5，灰12较厚，在8m以上，最上一层灰岩厚2m左右，为标志层（K1），其中灰3，本组含煤12层，即A1 B1至B11，为极不稳定，不可采的薄煤层，常以灰岩为直接顶板。煤B9灰5泥岩灰6原界炭煤B8灰75.590.082.161.650.523.280.261.400.361.300.511.200.390.50 0.513.500.5512.000.494.500.103.00煤B7灰8灰9B6灰10B5泥岩B4泥岩B33泥岩B23泥岩1B3灰11B2灰12B1铝质泥岩A1细砂岩煤煤煤煤煤煤煤煤煤系统组C3本中溪统组C2下奥中古生陶界系统老虎山组4.0018.00灰岩铝质泥岩顶部为灰白色隐晶质灰岩，含泥质及鲕子，其余为紫红、灰绿至棕色铁铝质泥岩。蓝灰色灰岩，质纯，少具化石。O234.00灰岩

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1.3 煤层特征

1.3.1煤层埋藏条件

煤的风化带为基岩顶面向下垂深16m，氧化带为基岩顶面向下垂深18m。 1.3.2可采煤层特征 1、含煤性

井田内含煤地层为石炭系太原组、二叠系山西组、下石盒子组和上石盒子组。其中下石盒子组含主要可采煤层5煤层。太原组含煤11层，但因不稳定或不可采而无经济价值。煤系地层总厚997m，含煤19层，平均煤厚14.37m,含煤系数为1.44％，

5煤层，位于下石盒子组下部，为井田内主要可采煤层之一。下距K2标志层约19m，煤厚0.39~7.16m，平均3.6m，分布稳定。该煤层结构较简单，局部含夹矸，夹矸厚0.02 ~0.60m，多为泥岩或炭质泥岩，煤层顶板岩性一般为深灰色泥岩或粉砂岩，底板为泥岩。

4煤层，位于K2标志层之上约29m，与5煤层为分叉合并关系。距5煤层0~16m，平均为10m。煤厚0.36~3.39m，平均厚1.79m，仅局部可采。

3煤层，为不稳定煤层，该煤层实际为一个煤组，3个分层，即31、32、33。下距K2标志层30~60m，平均为48m。20线以西2~3个分层为主，局部有1个或2个分层；20线以东2个分层为主，局部为1个或3个分层。3个分层中以32分层较为稳定，31分层次之。各分层分述如下：

A．31分层，煤厚0.15~1.17m，见煤点平均厚0.48m，井田内钻孔穿过该层位的可采点占见煤点的13％，仅在23~24线间浅处局部可采，其余为不稳定不可采的薄煤层。

B．32分层，煤厚0.19~3.32m，见煤点平均厚0.79m，井田内钻孔穿过该层位的可采点占见煤点的55％，分布普遍，局部可采。有岩浆岩侵入，煤层被吞蚀，多不可采；

C．33分层，煤厚0.24~0.87m，见煤点平均厚0.45m，仅有零星可采点，为不稳定不可采薄煤层。

各煤层的基本情况如表1—2

表1—2可采煤层基本情况一览表 评价 指标 煤层 编号 3 31 32 全井田厚度 平均厚最小~最大度（m） （m） 0.15~1.17 0.19~3.32 0.48 0.79 煤层厚度等级 稳定 程度 结构 薄 煤 层 不稳定 复杂 页第

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33 4 5 薄 煤 层 中厚煤层 0.24~0.87 0.36~3.39 0.39~7.16 0.45 1.79 3.6 不稳定 稳定 复杂 简单 1.3.3 煤层围岩性质

1．可采煤层顶底板岩性 （一）3煤层 1.顶板

（1）直接顶：一般为深灰色，致密块状泥岩，含有大量植物化石，厚度一般20m左右。

（2）老顶：粉砂岩，灰色、块状，泥质胶结。砂岩，灰色、细粒、性硬，局部破碎夹薄层泥岩，含植物化石。粉砂岩与砂岩互层状。

2.底板

底板为中粒砂岩或粉砂岩。中粒砂岩，灰色、性硬，层面常含有炭质薄膜，层状构造，厚0~10.0m。粉砂岩：深灰色、块状，有时含炭质泥岩，实际构成4煤层老顶，厚0~10.0m。

（二）4煤层 1.顶板

（1）直接顶：灰~深灰色，致密块状泥岩，含植物化石，或深灰色、块状粉砂岩，泥质胶结，厚2.0~9.0m。

（2）老顶：灰色块状中粒砂岩，以石英、长石为主，厚0~11.0m。 2.底板

一般为深灰色块状泥岩，偶见粉砂岩或厚层状石英砂岩，砂岩中含暗色矿物较多。

（三）5煤层 1．顶 板

（1）直接顶：一般为深灰色块状泥岩，厚度4m左右，岩石的抗压强度17.55MPa，普氏硬度系数约为1.8，属VIa级岩石，抗压强度为2.12 MPa，抗剪强度为7.75 MPa。

（2）老顶：因4、5煤层间距较小，4煤层受岩浆侵入较严重，岩浆岩厚度2.0m以上，有的甚至达20多米，4煤层实际上已失去开采价值，岩浆岩已构成5煤层顶板的一部分。所以，5煤层顶板由两部分组成。

a.细粒砂岩：浅灰色，块状，少含菱铁质，硅质胶结，性硬，厚度0~0.5m。岩石抗压强度一般为134.21 Mpa，普氏硬度f=13.7，属Ⅱ级岩石。抗拉强度大于7.06 MPa，抗剪强度12.45 MPa。

b.岩浆岩：闪斜煌斑岩或辉绿岩，抗压强度为172.55 Mpa，普氏硬度

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f=13.7，属Ⅱ级岩石，抗拉强度7 Mpa。

按原局发《缓倾斜煤层工作面顶板分类方案》预计，5煤层为Ⅰ类Ⅱ级或Ⅱ类Ⅱ级顶板。

2．底板

（1）直接底：一般为灰色、块状泥岩，下部含铝质或菱铁质，含植物化石，厚1~15m；偶见灰色、块状、细粒石英砂岩。泥岩抗压强度为35.74 Mpa，普氏硬度f=3.7，抗拉强度为1.82 MPa，抗剪强度为3.96 MPa。

（2）老底：灰色、块状细~中粒砂岩，浅灰色、块状细粒石英砂岩。砂抗压强度124.51 MPa，普氏硬度f=12.7，属Ⅲ级岩石，抗拉强度4.02 Mpa。 1.3.4、煤的特征

以闸河煤田煤质资料分析，井田内煤的变质作用类型为区域变质和接触变质复合型。早期以区域变质为主，属气煤~肥煤阶段，后期以接触变质为主，属中、高变质阶段。煤种从焦煤、瘦煤、贫煤到无烟煤乃至天然焦，牌号齐全。煤种的分布与岩浆岩体的厚度分布呈相关关系，具有一定的规律性。

1.物理性质

本井田煤的物理性质，以受岩浆岩影响程度的不同而分为三类： （1）影响轻微的

稍受影响者，以暗煤为主，黑色块状或鳞片状，一般硬度较大，有一定韧性。其次为亮煤，具玻璃光泽，块状，内生裂隙发育，脆度大，易碎，贝壳状断口。易燃，具膨胀性和粘结性，以焦煤和瘦煤为代表。

（2）影响较严重的

侵入岩浆岩体较薄，以岩浆热力作用为主，煤的变质程度增高，主要为贫煤、无烟煤。煤呈黑色到暗黑色，以暗煤为主，块状构造，局部为条带状。脆性较小，硬度和比重较大，弱玻璃光泽，节理不发育，参差断口，燃烧无明显火焰，粘结性较差。

（3）影响严重的

岩浆侵入、穿插于煤层中，除热力作用外，熔蚀、交代同时作用，高变质为天然焦。煤层原始结构几乎全部消失，呈钢灰色，致密块状，坚硬、比重大，垂直柱状节理发育，参差状断口。不易燃烧，燃烧时崩解，并发出噼啪声。

1.化学性质 （1） 3煤层以瘦煤为主，贫煤次之。灰分以中灰为主，瘦煤：Ad=14.88~ 23.92％，平均21.38％。贫煤：Ad=16.30~38.68％，平均24.58％。两煤种的平均硫分均为0.34％。挥发份Vdaf=14.72~19.31％，平均17.02％；发热量Qb.d=28.70~28.91MJ/kg。

（2）4煤层因受岩浆侵入影响，以无烟煤为主，天然焦次之。无烟煤灰分Ad=14.76~ 28.86％，平均21.61％。硫分St.d=0.11~0.68 ％，平均0.33％。挥发份Vdaf=4.30~10.56％，平均7.39％；发热量Qb.d=22.36～35.19 MJ/kg ，

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平均29.25MJ/kg。

（3）5煤层煤种齐全，井田中西部以瘦煤、焦煤为主，贫煤次之；井田东部以贫煤为主。平均灰分瘦煤22.34％；焦煤21.55％；贫煤22.55％。硫分含量较之其他煤层略高，平均硫分瘦煤、焦煤、贫煤为0.39~0.44％；无烟煤为1.23％。平均挥发分Vdaf=14.27~21.12％；平均发热量Qb.d=28.83~29.30 MJ/kg。 1.3.5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：

5煤层在一、二水平的瓦斯涌出量一般在0.23~3.29m3/t，个别达9.65 m3/t。

1.3.6煤的自燃倾向

对井田内3、4煤层及主采煤层5煤都做过煤的自燃倾向评定，其评定方法以煤的自燃倾向为依据，见下表

表1-3煤的燃点测定表 燃点 样品厚（m） 样品止深（m） 原样℃ 氧化样℃ 还原样℃ 氧化程等孔号 度（%） 级 自燃倾向 5煤层号 4--1 11--1 11--1 1.81 1.48 1.81 278.42 210.29 210.1 359 365 359 359 361 354 362 369 370 100 50 69 Ⅰ Ⅱ Ⅰ 很容易自燃发火 自燃发火 很容易自燃发火 有可能自燃发火 很容易自燃发火 11--1 3、4煤 0.93 189.03 338 324 344 30 Ⅲ 2--4 1.33 90.83 369 368 372 75 Ⅰ

2.煤尘爆炸性

对3、4、6煤层均做过煤层爆炸性测定及煤尘爆炸性指数计算，见下表：

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表1-4煤层爆炸性测定表 评价方法 煤层号 孔号 火焰长度cm 混岩量% 有无爆炸危险 11--1 20-50 55-65 有 3、4煤 8--3 20-50 55-65 有 2--4 30-50 70 有 5煤 11--4 30-50 70 有 表1-5煤尘爆炸指数计算表 煤层号 孔号 爆炸性指数 有无爆炸危险 Ⅰ46-1 25 有 3、4 8--2 24 有 Ⅰ46 21 有 5煤 12--2 21 有 从上表可知：各煤层均有爆炸性危险

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2 井田开拓

2.1井田境界和可采储量

2.1.1井田境界

东部边界：以土型煤矿为界；

西部边界：以煤层露头的氧化带下限为界； 南部边界：以煤层露头的氧化带下限为界； 北部边界：北部到朱庄煤矿和李楼煤矿矿界。

1.井田东、南和西部都以露头为界（-40~-70m）；北部（深部）到-800m自东向西分别与朱庄矿和李楼矿为邻。

2.井田尺寸

开采上限：3号煤层有3个分层，系薄煤层。4号煤层局部可采。 下部边界：5号煤层下有十几层煤线，故5号煤层为下部边界。

井田的走向最大长度为8.16km，最小长度为7.84km，井田倾斜方向的最大长度为5.2km，最小长度为4.0km，煤层的倾角最大为41°，最小为5°，平均为10°。

井田的水平面积由autoCAD工具中查询面积可得：28.8(km2)。 则实际井田面积为： S=28.8/cos12°=29.4(km2 ) 2.1.2.可采储量

一．工业储量计算

1.根据杨庄井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；

2.依据《煤炭资源地质勘探规范》关于化工、动力用煤的标准：计算能利用储量的煤层最低可采厚度为0.8m，原煤灰分不大于40%。计算暂不能利用储量的煤层厚度为0.7-0.8m；

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

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

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

6.煤层容重：5号煤层容重为1.4t/m3。

每个经纬网方格的面积为S=5003500=250000m2，煤的容重取1.4 t/m3。

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矿井工业储量的计算公式如下：

Zg = N13S3M3γ/cosα1+ N23S3M3γ/cosα2 （2—1）

式中 Zg——矿井工业储量，万t；

S ——每个经纬网方格的面积，m2；

N1——第一部分煤层倾角较小部分面积，m2； N2——第二部分煤层倾角较大部分面积，m2；

M——煤层平均厚度； γ——煤的平均容重，t/m3；

α1——第一部分煤层平均倾角，°； α2——第二部分煤层平均倾角，°。

经CAD查询并计算得知井田面积为28800000 m2 （即N3S）。5煤层的平均厚度3.6米，煤层平均倾角为10°。所以经计算得矿井工业储量为：

Zg =2880000033.631.4/cos10° =14751.21万吨 二．矿井可采储量 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；

（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。岩层移动角为β65°、γ75°、δ75°，表土层移动角为45°；

（3）维护带宽度：风井场地20m,村庄10m,其他15m； （4）断层煤柱宽度30m；

（5）井田境界煤柱宽度为20m； （6）露头为50m；

（7）表土平均厚度为100m；

（8）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 占地面积指标（公顷/10万t） 1.0 1.2 1.5 页第

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9-30

图2-1工业广场保护煤柱

Ⅰmψ1.8 ⅠnψⅡk+310-65-100-150-200 -250Ⅱlψψδ+310γm1　n1βk1l1δ-65-100-150-200 n2m2-300-350-400-450-500 -550-600-650-700 k2k3l2l3-250-300-350-400-450-500 -550-600-650-700 CⅡc'a'caAⅠⅠd'Ddbb'BⅡ 2．矿井永久保护煤柱损失量

（1） 经CAD查询知井田周长为 22222.3米，井田边界保护煤柱留设20米宽，煤厚3.6米，煤的容重取1.4吨/立方米。则井田边界保护煤柱损失量为：

Q边界＝22222.332033.631.4/COS10°=227.64万吨。 （2） 断层保护煤柱

由表1-1可知，大于10米的断层有4条，共计长度为1950米。 断层煤柱留设30m宽，则断层保护煤柱损失量为：

Q断层＝19503303233.631.4＝58.96万吨 （3）工业广场保护煤柱

本设计矿井井型为120万吨。工业广场按Ⅱ级保护煤柱宽度15m，工业广场面积有表2.2确定工业广场占地面积为14.4公顷，工业广场的形状为

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长方形，长360m,宽400m。又根据《煤炭工业矿井设计规范》之规定，工业广场属二级保护，其围护带宽度为15m。因此，加上围护带，工业广场需要保护的尺寸为：长3宽=3903430=167700m2。煤层倾角10°，可以忽略不计。 工业广场保护煤柱如图

表2-2 工业广场煤层赋存情况

煤层标高m 330

煤层倾角 10° 煤层厚度m 4.4 表土层厚度m 100 θ 45° δ 75° β 65° γ 75° 由CAD查询可知：工业广场保护带为一个近似长方形的梯形，其上底长739.7米，下底长797.0米，高861.9米。所以此梯形的面积为： S＝（739.7+797）3861.9／2＝662240.86 m2 则工业广场及工业广场保护煤柱压煤量为： Q工广＝662240.8633.631.4＝333.77万吨

（4）大巷保护煤柱

经CAD查询大巷总长度为16744.2米。以大巷中心为基点，大巷两侧的保护煤柱宽度各为30m，则大巷保护煤柱损失量为：Q大巷16744.2 3303233.631.4＝506.34万吨 （5）井筒保护煤柱

主、副井井筒保护煤柱在工业广场保护煤柱范围内，故主、副井的井筒保护煤柱损失量为0，风井井筒保护煤柱为20m，则风井井筒保护煤柱布置

在防水煤柱之内，故风井的井筒保护煤柱损失量为0。

（6）防水煤柱

由于松散层第四系含水层直接覆盖煤系地层上,矿井在浅部开采时,必须留设合适的防水煤柱,防止矿井突水。

导水裂隙带的高度由下式确定：

H=100ΣM/（1.6ΣM+3.6）±5.6 (2-2) 式中：H-导水裂隙带高度；

ΣM-可采煤层厚度之和,m,ΣM=3.6

H=38.70±5.6

取防水煤柱垂直高度为45m，其倾斜长度平均为200m。 则防水煤柱损失量为：Q防水＝1647.38万吨

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各种保护煤柱损失量见表。

表2-3保护煤柱损失量 煤柱类型 储量（万t） 井田边界保护煤柱 227.64 断层保护煤柱 58.96 工业广场保护煤柱 333.77 大巷保护煤柱 506.34 井筒保护煤柱 0 防水煤柱 1647.38 合计 2774.09 3．矿井可采储量计算

矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算：

Zk = （Zg-P）3C (2-3)

式中： Zk——矿井可采储量，万t；

P——保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，万t； C——采区采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于

0.8；薄煤层不小于0.85；地方小煤矿不小于0.7。

则，矿井设计可采储量：

Zk= （14751.21-2774.09）30.75=8982.84万t） 2.1.3矿井设计生产能力及服务年限 一．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，即两采一准，每班工作8小时。

按照《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井每昼夜净提升时间14小时。这样充分考虑了矿井的富裕系数，防止矿井因提升能力不足而影响矿井的增产或改扩建。因此本矿设计每昼夜净提升时间为14小时。 二．确定矿井设计生产能力 1．确定依据

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

矿区规模可依据以下条件确定：

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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.开采条件：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。 2．矿井设计生产能力

杨庄井田储量丰富，煤层赋存较稳定，顶底板条件好，断层少，倾角小，厚度变化不大，开采条件较简单，技术装备先进，煤质为贫煤、瘦煤，且位于交通运输便利的华东地区，市场需求量大，经济效益好，宜建大型矿井。 3.确定矿井设计生产能力

本井田煤层倾角平均一般在10°左右，其中主要5煤层有开采价值，可采范围内5煤平均厚度3.6米左右，本设计主要对5煤进行具体设计。5煤

3顶板为泥岩，细砂岩。冒落高度大于煤厚的1.2倍。瓦斯含量为1.8m/t，属低瓦斯。地质构造比较简单，煤层厚度变化不大，适宜综合机械化开采。由于煤层厚度为中厚煤层，拟对5煤采用综合机械化一次采全高进行开采。

表2-4 我国煤矿矿井井型分类表 井型 大型矿井 中型矿井 小型矿井 矿井设计生产能力，（万吨/年） 120、150、180、300、400、500及以上 45、60、90 9、15、21、30 根据本井田煤层赋存情况、井田水文地质情况及我国煤矿矿井井型分类

表，特提出矿井设计生产能力为90万吨、120万吨、150万吨三个方案，并对三个方案作比较论证。

最终推荐矿井设计生产能力为120万吨/每年。理由如下：

1）本井田主采煤层煤层厚度较厚，5煤平均在3.6米左右，而且地质水文条件也比较简单。

2）本井田最大走向长度为7.5km，最大倾斜长度平均4.1km，依据《煤炭工业设计规范》本井田可建设成为大型矿井。

表2-5 我国各类矿井井田走向长度表

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矿井井型 井田走向长度(km) 小型矿井 不小于1.5 中型矿井 不小于4.0 大型矿井 不小于7.0 3、本井田煤层埋藏较深，所施工的井筒较长，因此，满足施工要求及装备布置需要井筒断面不宜过小，故井筒基建费用增加。

4、移交首采区的煤层条件适宜综合机械化开采，矿井生产能力不宜过小，应充分发挥综采设备的潜力。

5、在设备相同，工程量相仿的情况下，矿井生产能力越大，生产效率越高，矿井的综合效益越好，但是受煤层厚度限制，太大的矿井恐不易达产。

我国目前对煤炭的需求量急剧上升，本矿井煤炭可以方便地运往全国各地，特别是长三角地区，弥补我国煤炭需求缺口。

确定杨庄矿井设计生产能力为120万吨/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：

Z T?k （2-4）

A?k式中: T——矿井服务年限，a； Zk——矿井可采储量，万t； A——设计生产能力,万t；

K——矿井储量备用系数，取1.3；

则，矿井服务年限为：T=8982.84/12031.3=58年 符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。

表2-6我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限 矿井设计 矿井设计服第一水平服务年限（a） 生产能力 务年限（a） 煤层倾角 煤层倾角 煤层倾角 （万t/a） <25° <25°~45° >45° 600及以上 300-500 120-240 45-90 9-30 2.1.4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

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80 70 60 50 各省自定 40 35 30 25 25 20 20 15

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四．确定开采水平的数目、位置和标高

（一）开采水平及阶段的划分原则：

划分原则：

1.要有合理的阶段斜长，指在采用合理的回采工艺及合理的工作面参数、采区巷道布置及生产系统、一定的采区设备条件下所能达到的阶段斜长。需考虑以下因素：

(1)煤的运输 开采近水平煤层的矿井，采用采区上山准备时，可以采用绞车牵引矿车，或者采无极绳绞车牵引

(2)辅助运输

辅助运输采用绞车时，由于井下运输、安装不方便，所以一般绞车的直径一般不大于1.8m。开采近水平煤层或者采用倾斜长壁开采时的阶段斜长可达1500—1800m，可采用两段或三段提升。所以，阶段的斜长有所加长。

(3)行人 对于没有人车或其他运人的设备到工作面的矿井，阶段斜长过大会使行人不方便。

2.要有合理的区段数

为保证采区正常的生产和接替，就需要有合理的区段数目，它从另一个侧面反映了阶段斜长的要求。要保证采区内的工作面的正常接替，区段数目多一些比较有利，但是这样斜长过大，对辅助运输和煤炭的运输以及行人等都有不利的影响。所以选用一个合理的斜长是很重要的。目前，近水平煤层区段数目可取3—7个。

3.要有利于采区的正常接替 为保证矿井均衡生产，一个采区开始减产，另一个采区开始应投入生产。阶段斜长大时，采区储量就大，服务年限就长，吨煤的开拓准备工程量也少。

4.要保证开采水平要有足够的储量和合理的服务年限 这是水平划分的最重要的部分，对于年设计产量120万t/a的矿井来说，第一水平服务年限应不少于30年。 5.水平高度在经济上有利 从技术与经济统一的观点来说，技术上合理的水平垂高能获得较好的经济效果，可以通过经济的比较方法选择有利的水平垂高，经济比较的项目包括：水平范围内的开拓工程量及掘进费用、井巷维护费、煤炭提升费、排水费等，如果采区巷道布置类型和参数不同，还应该比较采区的巷道掘进、维

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护及煤的运输费用。根据比较的结果综合考虑技术、管理、安全等因素，从而获得合理的水平高度。

（二）水平及阶段的划分

本井田主采煤层为5煤层，煤层赋存稳定，平均厚度3.6米，结构较简单；煤层倾角变化大，倾角变化为6～40°，平均为10°，为缓倾斜煤层。

考虑到技术和经济的合理性，根据本井田条件和设计规范相关规定，加之本井田倾斜较长可划分2～3个水平（即2～4个阶段），目前暂时确定为两个水平。第一水平标高-300m，第二水平标高-550m。第一水平和第二水平都可以采用上下山开采，共分4个阶段，阶段斜长1140米，阶段内采用采区式准备。

五．矿井开拓延伸及深部开拓布置方案

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： 方案一：立井两水平、上下山开采、一水平标高-300m，二水平标高-550m。如图2-2

图2-2立井两水平、上下山开采剖面图

方案二：立井单水平加暗斜井、上下山开采、一水平标高-300m；二水平标高-550m。如图2-3

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图2-3立井单水平加暗斜井、上下山开采剖面图

方案三：立井三水平、上山开采、一水平标高-300m；二水平标高-500m；三水平标高-700m。如图2-4

图2-4立井三水平、上山开采剖面图

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方案四：立井两水平加暗斜井延伸、上山开采、一水平标高-300m；二水平在-500m；三水平标高-700m。如图2-5

图2-5 立井两水平加暗斜井延伸、上山开采剖面图

2．方案比较

鉴于方案一和方案二是两水平开拓，方案三和方案四是三水平开拓。故前两种方案进行费用粗略估算比较，后两种方案进行费用粗略估算比较。具体比较如表2-8。

表2-8开拓方案经济比较 项目 方案 立井开凿 石门开凿 井底车场 小计 立井提升 方案1 2325033000310-4=150 11763800310-4=94 14003900310=126 370 1.23299630.58130.85=1775.4 页第

-4基建费用/万元 生产费用/万元 中国矿业大学毕业设计说明书

石门运1.23299631.430.381=1917.6 输 立井排310324336537630.1525310-4=3147 水 小计 6840 费用/万7210 元 百分率 101.51% 总计 项目 方案 方案2 主暗斜井开凿 副暗斜井开凿 上下斜井车场 小计 暗斜井提升 立井提升 排水(斜、立井) 小计 费用/万元 百分率 120231050310-4=126.21 120231150310-4=138.23 (300+500)3900310-4=72 336.4 1.23299631.20230.48=745.7 1.23299630.33131.02=1213.8 31032433653763(0.063+0.127)310-4=4806.7 6766.2 7102.6 100% 基建费用/万元 生产费用/万元 总计 项目 方案 方案3 立井开凿 石门开凿 井底车场 小计 立井提升 2320033000310-4=120 940.93800310-4=95.2 14003900310-4=126 341.2 1.23290330.73130.85=2164.5 基建费用/万元 生产费用/万元 页第

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石门运1.23290330.940930.381=1248.8 输 立井排310324336532230.1525310-4=911.1 水 小计 4324.4 费用/万4665.6 元 百分率 100% 方案4 主暗斜井开凿 副暗斜井开凿 上下斜井车场 小计 暗斜井提升 立井提升 排水(斜、立井) 小计 费用/万元 百分率 96231050310-4=101 96231150310-4=110.6 (300+500)3900310-4=72 283.6 1.23290330.96230.48=1608.6 1.23290330.53130.92=1701.8 31032433653223(0.053+0.14)310-4=1153 4463.4 4747 101.74% 总计 项目 方案 基建费用/万元 生产费用/万元 总计 1）．技术比较

以上四个方案中主、副井井筒均为立井开拓，采用混合式通风方式，风井位置均布置在防水煤柱中。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。

方案一方案二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，方案一需多开立井井筒（23250m）、阶段石门（1176m）和立井井底车场，并增加了石门的运输、提升、排水费用。而方案二则多开暗斜井井筒（倾角7°232106m）和暗斜井的上下部车场；并增加暗斜井的提升和排水费用。经过粗略方案比较，方案一与方案二的费用相差不大，仅1.51%，远小于10%，故近似相等。考虑到方案一采用双立井开拓，且提升、排水工作的环节少，人员上下较方便，而在方案二中并未计算暗斜井上下部车场的石门的运输费用，以及方案一的通风优于方案二，故两者之中选择方案一。

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方案三与方案四的区别在于第三水平是立井还是暗斜井开拓，经过粗略方案比较，方案三与方案四的费用相差不大，仅1.74%，远小于10%，故可视为近似相等。但考虑到方案三的提升、排水等环节都比方案四更少，即生产系统和通风系统更为简单可靠些，故两者之中选择方案三。

下面再把方案一和方案三再进行详细的经济比较，以确定杨庄井田的最终开拓方案。

2）开拓方案经济比较 对方案一、三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。见下表2-9。 表2-9 基建工程量表 项目 方案一 方案三 主井井筒/m 331+20 331+20 331+20 初副井井筒/m 331+5 期 井底车场/m 1400 1400 运输大巷/m 主井井筒/m 副井井筒/m 后井底车场/m 期 主石门/m 运输大巷/m 项目 运输提升/万t·km 大巷运输 一水平Ⅰ51采区 Ⅰ52采区 Ⅰ53采区 Ⅰ54采区 Ⅰ55采区 Ⅰ57采区 Ⅰ59采区 Ⅰ511采区 二水平 Ⅱ51采区 生产经营工程量表 方案一 系数 煤量/万t 运距/km 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 2323 1764 403 1552 809 623 690 1760 720 1.54 2 4.05 2 6.3 6.3 3.26 1.54 0.3 1540 200 200 1400 1317 8500 1540 400 400 1400 3132 9200 工程量 4292.9 4233.6 1958.6 3724.8 6116.0 4709.9 2699.3 3252.5 259.2 页第

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Ⅱ52采区 Ⅱ54采区 井筒提升 一水平 二水平 排水/万m3 一水平 二水平 项目 运输提升/万t·km 采区运输 Ⅰ52采区 Ⅰ53采区 Ⅰ55采区 Ⅰ57采区 Ⅰ59采区 二水平Ⅱ51采区 Ⅱ52采区 三水平Ⅲ51采区 井筒提升 一水平 二水平 三水平 排水/万m3 方案三 系数 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 1.2 煤量/万t 2323 1764 403 809 623 690 2333 2121.8 2252.88 6612 4454.8 2252.88 运距/km 1.54 2 4.05 6.3 6.3 3.26 1.41 1.2 1.5 0.4537 0.78615 0.4537 工程量 4292.9 4233.6 1958.6 6116.0 4709.9 2699.3 3947.4 3055.4 4055.2 3599.8 4202.6 1226.6 1.2 1.2 1.2 1.2 993 1466 9924 3179 1.38 0.3 0.3537 1.048 1644.4 527.8 4212.1 3997.9 190×24×365×76×10-4=12649 190×24×365×22×10-4=3661 一水平 Ⅰ51采区 1.2 一水平 190×24×365×50.6×10-4=8421 二水平 190×24×365×34×10-4=5658 三水平 190×24×365×13.4×10-4=2230

项目 方案 工程量/m 单价/元·m-1 费用/万元 页第

生产经营费 方案一 中国矿业大学毕业设计说明书

运输提升 一水平 Ⅰ51采区 4292.9 0.508 2180.8 Ⅰ52采区 4233.6 0.508 2150.7 Ⅰ53采区 1958.6 0.508 995.0 Ⅰ54采区 3724.8 0.508 1892.2 Ⅰ55采区 6116.0 0.508 3106.9 Ⅰ57采区 4709.9 0.508 2392.6 Ⅰ59采区 2699.3 0.508 1371.2 Ⅰ511采区 3252.5 0.508 1652.3 二水平 Ⅱ51采区 259.2 0.55 142.6 Ⅱ52采区 1644.4 0.55 904.4 Ⅱ54采区 527.8 0.55 290.3 小计 17079.0 井筒提升一水平 30987.6 0.9 27888.8 二水平 2431.4 0.7 1702.0 小计 29590.8 排水费一水平 12649 0.24 3035.8 二水平 3661.0 0.3 1098.3 小计 4134.1 合计 50803.8 方案三 工程量/m 单价/元·m-1 费用/万元 运输提升 一水平 Ⅰ51采区 4292.9 0.508 2180.8 Ⅰ52采区 4233.6 0.508 2150.7 Ⅰ53采区 1958.6 0.508 995.0 Ⅰ55采区 6116.0 0.508 3106.9 Ⅰ57采区 4709.9 0.508 2392.6 Ⅰ59采区 2699.3 0.508 1371.2 二水平Ⅱ51采区 3947.4 0.55 2171.1 3055.4 0.55 1680.5 页第

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三水平Ⅲ51采区 井筒提升一水平 二水平 三水平 小计 小计 合计

基建费用表 方案一 单价/费用/-1元·m 万元 8483.4 297.8 8483.4 285.0 7600.5 141.4 1645.8 230.4 1450 223.3 1177.9 8483.4 169.7 8483.4 169.7 1645.8 230.4 1645.8 216.8 1450 1232.5 2019.0 3196.9 费用汇总表 项目 方案 方案一 费用/万元 百分率/% 方案三 费用/万元 百分率/% 页第

4055.2 24010.3 7002.8 4055.2 8461 5658 2230 0.55 0.9 0.7 0.65 0.24 0.3 0.3 2230.4 18279.1 21609.3 4902.0 2635.9 29147.1 2030.6 1697.4 669.0 4397.0 51823.3 项目 工程方案 量/m 主井井筒 351 副井井筒 336 初风井井筒 186 期 井底车场 1400 运输大巷 1540 小计 立井井筒 200 副井井筒 200 后井底车场 1400 期 运输石门 1317 运输大巷 8500 小计 共计

工程量/m 351 336 186 1400 1540 400 400 2800 3132 9200 方案三 单价/元·m-1 8483.4 8483.4 7600.5 1645.8 1450 3006.4 3006.4 1645.8 1645.8 1450 3728.7 费用/万元 297.8 285.0 141.4 230.4 223.3 1177.9 120.3 120.3 460.8 515.5 1334.0 2550.8

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初期建井费 基建工程费 生产经营费 总费用 1177.9 2019.0 50803.8 54000.7 100 79.2 100 100 1177.9 2550.8 51823.3 55552.0 100.0 100 102.0 102.9 下山排水的缺点，它不如上山自流，但采用集中或分区排水是可以解决的，即使在涌水量很大、高瓦斯的矿井，也可以采用上、下山的开采方式。可保证生产合理集中化，稳定生产，节省总井巷工程量，经济效益好，虽然下山通风、排水及向上运输都比上山条件差一些，但从整体的技术经济效果上看，一个水平的上下山开采还是优于单一上山开采。 费用汇总表在上述经济比较中需要说明以下几点：

1以上四种方案都采用混合式通风方式，风井建设费用相同，并未在比较中出现；

2.关于中后期的两个风井并未纳入计算是因为各方案的选址以及井深都是相同的，不同的只是建设时间的不同；

3.井筒大巷的辅助运输费用均按占运输费用的20%进行估算，因此对最好的选取方案没有影响；

4.主、副井及风井布置在相同的岩层中，而且维护费用较低，故未对比 其维护费用的差别；

5.鉴于该井田煤层阶段垂高比较大，用单水平开拓时不利于开采，故不优先考虑单水平。

综合以上技术经济比较，确定矿井开拓方式为：立井两水平立井延伸开拓（井筒位于井田中央）。

综合以上技术经济比较,矿井开拓采用立井两水平上下山开采。

2.2.2矿井基本巷道 根据《煤矿安全规程》

第二十一条 巷道净断面必须满足行人、运输、通风和安全设施及设备安装、检修、施工的需要，并符合下列要求：

（1）主要运输巷和主要风巷的净高，自轨面起不得低于2m。

（2）采区（包括盘区，以下各条同）内的上山、下山和平巷的净高不得低于2m，薄煤层内的不得低于1.8m。

2

（3）总采工作面运输巷净断面不得小于12m、回风巷的净断面不得小于210m；。

根据以上标准要求及设计矿井条件选择主要巷道断面。

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一．井筒

矿井前后共有5个井筒，分别为主立井、副立井、三个分区回风立井 1. 主立井

主井井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为5.5m，断面面积31.17m2，净断面23.76㎡，井深335m，井壁采用混凝土砌碹的支护方式，，井筒内装备了两套12t的双箕斗，主井井筒断面和井筒特征表见图。

图2-6主井井筒断面布置图

井 型 井 筒 直 径 井 深 净 断 面 积 基岩段毛断面积 表土段毛断面积 表2-10 主井井筒特征 JDS16/150×4 120万t 提升容器 5.5m 335m 23.76㎡ 井筒支护 基岩段砌碹厚350㎜ 31.17㎡ 表土冻结段砼厚1000㎜ 45.36㎡ 充填混凝土厚50㎜ 2. 副立井

副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为6.5m，净断面面积为22

33.18m，掘进断面积59.45m，副立井内采用一对1.5t固定车厢式矿车双

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层单车罐笼；井深315m，基岩段不加厚井壁。

副井井筒断面和井筒特征表见图2-7。

图2-7副井井筒断面布置图

井 型 井 筒 直 径 井 深 净 断 面 积 基岩段毛断面积 表土段毛断面积

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表2-11 副井井筒特征 120万t 提升容器 一对1.5t双层单车罐笼 6.5m 315m 33.18㎡ 井筒支护 基岩段砌碹厚450㎜ 44.18㎡ 表土冻结段砼厚1200㎜ 63.62㎡ 充填混凝土厚50㎜ 中国矿业大学毕业设计说明书

3. 回风立井

通风采用混合式通风，立井风井，圆形断面，井筒净直径为5m，深146m，净断面面积为19.63m2，表土层掘进断面积为33.16m2，基岩段掘进断面积26.40m2，风井均设有梯子间作为安全出口，井筒断面布置如图2-8。

根据后面通风设计部分的风速验算，各井筒风速均符合《煤炭工业设计规范》和《煤矿安全规程的规定》规定。

图2-8风井井筒断面布置图

井筒中心线井 型 井 筒 直 径 井 深 净 断 面 积 基岩段毛断面积 表土段毛断面积

表2-12 风井井筒特征 120万t 井 筒 支 护 基岩段砌碹厚400㎜ 5m 表土冻结段砼厚1100㎜ 146m 充填混凝土厚50㎜ 19.63㎡ 26.40㎡ 33.16㎡ 页第

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二．井底车场及硐室

井底车场是限制矿井生产能力的主要巷道，必须选择合适的井底车场。 1.井底车场

井底车场的形式有环形式和折返式两大类型，本矿井第一水平主井、副井距主要运输大巷比较近，可利用主要运输巷道作绕道回车线及调车线，从而能够节约车场的工程量，利用这一特点设计井底车场采用折返式。 井底车场布置见图2-9.

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图2-9井底车场的型式和布置形式

1——主井；2——副井；3——井底煤仓；4——底卸式矿车卸载点 5——侯罐室；6——中央变电所；7——主排水泵房；8——水仓 2. 空、重车线长度

《煤炭工业设计规范》规定，辅助运输采用固定式矿车列车时，应有下列要求：

(1）大型矿井的主井空、重车线各为1.5～2.0倍列车长；

(2）大型矿井副井空、重车线有效长度应各容纳1.0～1.5倍列车长； (3）副井空车线一侧应并列布置一条材料车线，大型矿井材料车线有效长度应容纳15辆材料车或1.0列材料车。

①副井空、重车线长度可按下式计算：

L=mnLk+NLj+Lf （2-5）

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