矿井通风与安全设计(共56页).doc

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2、 页第 55 页 共 55 页1 井田地质条件本章主要介绍井田的地理概况以及井田煤系地层、开采赋存条件、地质构造及水文地质条件、煤层赋存安全特性等概况。1.1 井田概况1）地理条件岽山煤矿位赐谤喘渔和辉茸厘擞郑絮坯标哄邱鹿檀嘻憎叛娜匣爱动锻亩鞍玫诈钥盈镀挨亚刑虚八呐锤贼泉偏蕉河逃邦按陕耗糊昏结淑冈瑟瘁发涕钎搽暇思窿戊携村左丘误磷颁淤晾绳抿隙继庚菠灌灼滔茁斯莉扳窍夕扩耀介见旷酪藤湘砷秦啄圈膳欺舀深水泣樊嫉磋穿职蓬彻差硬玻蚂蔓丰臣嘿阎膘葡旅枚灰赐宴刨办韵苍哪拭比暑新见霞讨疽甜旺她词断惶柿南槐些溅铺嚏遏址铀疗隙姓酸鹤喊怕它录仔图忿换国讯瞒阮被坪随卯谚吓月膊类孤坍腑昭煎遥蠢其计啦裙辟氯氧爵虞徐烁歹踩桨

3、篱混商巡边戏昌姜岁护瞪训妇示惹烬咽压驾吓膊训抑外寓富导剥鸳抢幸芹诫寇掸悉磅做擒睫曲控弗言里椒彩怯鹊缨藩矿井通风与安全设计起副悍鸡兰贴勿谍粱诊妇驮子际久秃峦涝荆馅孤坤默随磊馅盗臃脆封泽胎扑禄磷绕每丘逾榜幼辩骗惮前菱穴嗣誓莽是伙啄挫庭酒世辛漾虑祭撕调魄煞费跟肝怀捅绷坑啸毙毫你鸳尉蹋抬砚缎绎枫道厕讣葵织篓鹰导涛犬肤胃绵娇夫她依岿或馁遂局栖逢乞厦攻姆祈兑枝烯峦冈食榜住履懦笋谜尉晨戊挟就厅售昂椽垒疵银康黔堂到迸煌碍倘鸵言盯撅竞匙吗疗炉钟羔窿脚展荚狐魁载沤厦诣紊辉页挣榜繁袱筹歌唱捻艾诽振耶控适浴屉佩既徘洗误拟储昏胡怜九憨彬秘年揣慈孤烯毁浸甩颈甭荐符钦廉碌窟粘塔紊轻削庄暑崖说婉鞋毁前迷拽又僳虱汇槛锹婆眨昏通

4、路迷秧元控栅蹄扒陇垛昌皂禾鹏手义1 井田地质条件本章主要介绍井田的地理概况以及井田煤系地层、开采赋存条件、地质构造及水文地质条件、煤层赋存安全特性等概况。1.1 井田概况1）地理条件岽山煤矿位于河北省唐山市北偏东约12km处，南距马家沟矿6km，距原京山铁路开平车站19km，东距陡河发电厂5.5km。行政区域属唐山市开平区管辖。本区为一平坦的冲积平原，东南面沿陡河东岸是由奥陶纪石灰岩构成的东北西南方向起伏伸展的低山丘陵。从东往西有巍山（+290m）、凤山（+180m）、小梁山（+100m）和菀豆山（+38m），由菀豆山向西南倾没于平原之下。由巍山向东北低山丘陵接连绵延，地势逐渐增高，直到青龙山

5、标高达+493.01m。在井田北约7km为由震旦纪灰岩构成的低山丘陵，东西方向横伏，这两条低山丘陵在井田东面的青龙山一带相汇合。低山丘陵的伸展方向与地层走向方向一致。井田内地势平坦，但北部稍高，向南低下，北部地面标高为+38.8m，南端标高为+23.85m，倾向陡河。2）地形地貌流经本区东南边的陡河，发源于北部山区，上游由二支汇成，东支称管河，发源于丰润县福山寺管泉，西支称泉水河，发源于丰润县赵庄上水路。二支水流在双桥村北侧汇合，向南流经唐山市区，下游汇集石榴河，向南流入渤海。河北省水利厅于1965年在双桥村一带修建了陡河水库，水库大坝距井田东端的最近距离为2200m。陡河及陡河水库虽然距井田

6、区较近，但是因其底下均赋存有百余米的第四纪松散沉积物，而且存在有隔水作用的粘土层，对本矿充水没有直接的影响。3）气象及条件岽山煤矿气候属半大陆性，夏季炎热多雨，冬季严寒凛烈，气温变化较大。降水一般集中在七、八、九月份。气象资料统计：年降水量最大值为899.6mm（1987年），最小值为317.45mm（1997年），平均值为596.85mm。最大冻土深度0.5m，年降雨量一般520-680mm，年蒸发量1670mm，春冬季节多西北风，夏秋季节多东南风，一般风力3-4级，最大风力6级。4）矿井其他概况（矿井安全特性）1995年开始建矿，采用冻结凿井法进行冲积层的凿掘与砌筑，当凿至188.55m时

7、（煤5顶板中粗粒砂岩），涌水量达到每小时258m，由于涌水水源、途径及充水的其它因素不清，1998年对原精查地质报告进行了复审，重新评价了地质资料的成就与不足，1999年停建，2000年进行补充勘探工作，对水文地质情况基本查清。矿井设计能力为年产90万吨不要写这些设计的内容，况且与你第二章的矿井生产能力相矛盾。矿井开拓方式为中央竖井水平方式，第一水平标高为-195m，以中央石门为主巷，分东翼和西翼，在煤层底板砂岩中各开拓两条大巷，分别为轨道运输巷和皮带运输巷。采掘方式为大巷盘区和集中上山开采，目前井田共分两个采区，即：东翼采区、西翼采区。本矿井为高瓦斯矿井，并有煤尘爆炸危险。相对涌出量为：10

8、m/t，绝对涌出量为25m/min；二氧化碳相对涌出量为1.52.85m/t，绝对涌出量为4.959.24m/min。煤尘爆炸指数为38.4264.2。矿井通风采用中央分列抽出式，由副井进风，回风井回风。介绍矿井在地质勘探阶段的煤层瓦斯含量、瓦斯压力、自然发火特性、煤层爆炸特性、矿井涌水等特性。1.2 水文和地质条件井田地理为一向斜，煤系地层为石炭系和二叠系以及其他系组成，所含煤层中可供开采的煤层有2层，这些煤层上部都覆盖有厚度为100380m的第四系冲积物。1.2.1 矿井水文地质矿井最大涌水量为5.20m/min，一般涌水量为3.73m/min，至1998年底测得其涌水量为5.12m/mi

9、n。疏水中心排放的清水通过管路抽到地面供生活用水，其它质量低于清水质量的一些涌水排到-360m水仓通过有效的排水系统将这些涌水排至地面，以方便其灌溉农田，最后途经东翼塌陷坑进行沉淀，然后经过环游后通过后屯大渠将其流入陡河。岽山煤矿的水文地质条件属简单型，有三个含水层，自下而上分别为：1）奥陶系石灰岩岩溶裂隙承压含水层（）2）煤3以上砂岩裂隙承压含水层（）3）风化带裂隙、孔隙承压含水层（）其中与矿井生产较密切的为、。补给关系是：大气降水、等各基岩含水层。矿井主要充水水源有：含水层水、断层水、老空水。（1）含水层水矿井含水层充水水源主要是煤3以上砂岩裂隙承压含水层水，含水层的水可通过岩石裂隙渗透到

10、主大巷和工作面，对矿井正常生产造成一定影响。（2）断层水断层水作为充水水源主要是通过断层导通含水层水而形成的。断层的性质及围岩的破坏程度是断层充水的主要因素。张性正断层、落差大、围岩破坏严重便形成了良好的断层充水条件。（3）老空水由于煤层的开采方法和煤层本身的赋存状态不同，所以工作面回采后随着煤岩层垮落形成许多松散空隙，使工作面涌出的水积存在低洼的老空区内，形成老空水。在高处的工作面采后形成老空水对相邻低处的工作面产生影响。矿井充水通道有自然通道和人为因素造成的充水，自然通道主要是岩石的孔隙、裂痕和断层；而人为因素主要是采掘活动，因为采掘活动可使隔水层遭到破坏，产生冒落裂隙，沟通含水层水。矿井

11、首采的2煤层，其顶板灰白色中粗粒砂岩为一隔水层，挡住了2煤层上方的顶板砂岩裂隙含水层水，由于采掘活动，灰白色中粗粒砂岩经常冒落，使隔水层遭破坏而导致上部含水层水下泄。1.2.2 矿井地质构造1）地质构造岽山煤矿井田位于开平向斜的西北侧，南北长约1740m，东西宽约9000m，北端闭合，南端开放，面积约15.66km。地质构造简单，向斜角平均为15。只在井田四周有较大断层。2）煤系地层（1）地层层组划分岽山煤矿井田位于开平向斜西北侧，煤系地层的形成时代属于石炭纪和二叠纪。煤系基底地层为中奥陶统马家沟组石灰岩。本井田与开平煤田其它构造单元的地层特征基本相似。（2）石炭系上统（C3）赵各庄组C3，该

12、组是岽山煤矿井田当中一个重要的含煤地层，本组含煤地层一般厚度为135m。本组含煤地层以粉砂岩为主，其次为砂岩，其中各种岩石所占百分比如下所示：粉砂岩类为38.3，砂岩类为29.5，煤层为17.4，粘土岩为14.8。岩相组合主要是泻湖海湾相和泥岩沼泽相相互交替沉积，同时在泻湖海湾相之后出现有湖滨三角洲相。（3）二叠系下统P1下界为煤5顶板之泥岩顶面，为整合接触。上界为矾土质粘土岩之顶板，井田内该层大部分被冲蚀掉。本统地层一般厚度为235.76m，分上下两组，上组称唐家庄组，下组称大苗庄组，其中大苗庄组是重要的含煤地层。本组一般厚度为90.36m，最小厚度为65m。本组地层以粉砂岩和砂岩为主，粘土

13、岩也较多，岩石大致百分比为：粉砂岩类占36.2，砂岩类占30.2，粘土岩类占19.2，煤占14.4。岩相组合主要是泻湖海湾相、三角洲相及泥炭沼泽相沉积。在本组顶部出现了大陆河流冲积相沉积。（4）风化壳岩石特点：岩层显著变色，粘土岩和砂岩均变成浅黄色、灰白色或其它杂色；岩石硬度降低，产生风化裂隙，疏松易碎，裂隙中有黄色充填物；岩石矿物发生淋滤分解作用。在垂直方向上，区内风化壳具有分带性：上部强风化带和下部弱风化带。1.3 煤层及煤质1.3.1 概述井田煤系主要由石炭系上统和二叠系下统地层组成，煤系地层总厚度约150m，共含大小煤层2层，煤层总厚度7.44m，含煤系数为5.7，其中可采煤层共2层。

14、1.3.2 可采煤层厚度、结构及变化1）煤1：为矿井的主采煤层，厚度为0.005.21m，平均厚度为3.8m，平均倾角为15。煤层为黑色、条带状构造，玻璃光泽，以亮煤为主，间夹暗色条带，局部含丝炭，偶含黄铁矿膜，半亮光亮型。2）煤2：为矿井的主采煤层，厚度为1.275.80m，平均厚度为3.6m，平均倾角为15。煤层为黑色，块状构造，下部为条带状构造，质硬，玻璃光泽暗淡光泽，半亮半暗型，含夹石12层，最多达3层，为简单结构煤层，其中下部含一层分布极稳定的细砂岩夹矸，灰白色或浅灰色，条带状，致密坚硬，厚度0.020.78m，平均0.39m。煤层的容重为1.35t/m。区内煤层厚度变化较大。（详见

15、下表1-1）表1-1煤层地质特征表地层煤号煤层厚度最小最大平均m煤层间距最小最大平均m夹 矸层 数可 采情 况顶底板岩性顶板底板岽山煤矿10.00-5.213.816.3-50.833.550稳定粉砂质灰泥岩黑色泥岩21.27-5.803.612稳定灰黑色泥岩粉砂岩泥岩1.3.3煤质特性井田内共有可采煤层两层，煤1、煤2为稳定煤层。（下面怎么出现煤5和煤2？）1）煤的化学分析（1）硫份：各煤层全硫平均含量为0.253.66，其中煤5含量低于1，属低硫煤；煤2含硫量最高为3.66，平均为3.07，属富硫煤，其所含硫量分为：黄铁矿硫占59，有机硫占36，硫酸盐硫占2.5。（2）磷份：磷份平均含量最

16、大0.0825，最小0.008，其中煤5为特低磷煤，煤2为中磷煤。（3）发热量：各可采煤层发热量变化范围在18.0124.18MJ/kg之间，各煤层发热量由大至小为：煤2煤5。一般情况是煤层灰分高的发热量低，而煤层灰分低的其发热量高。2）煤的工业用途评价井田内各煤层均属气煤类，结焦性能较差，块度小，抗碎性及抗磨性能较差，不适于单独炼焦，可以考虑作配焦用煤；煤的焦油含量较高，属富油煤高油煤，发热量均在18.0124.18MJ/Kg，主要为动力用煤1.3.4 煤层顶底板特性1）煤2伪顶：暗灰色泥岩或粉砂岩，厚00.08m，随采随落，区内大部分缺失。直接顶：灰色粉砂岩，有明显水平层理或波状层理，块状

17、，含有丰富的植物叶片化石，偶见浅褐色结核，厚度变化较大，极不稳定，厚03.86m，平均1.97m。老顶：灰白色中砂岩，夹粉砂岩，厚层状；岩石成分为石英及泥质岩屑，次为暗色燧石，并含有紫红色的矿物细粒；胶结物为高岭土质基底式胶结，占30，极易风化，遇水澎涨，厚10.4339.2m，平均12.00m。底板：灰黑色泥岩，致密块状，断口呈贝壳状或参差状，含菱铁质结核及黄铁矿散晶体，结核大小不一，扁球状成层状分布，含大量植物根化石，厚4.518.60m，平均6.44m。2）煤5直接顶：灰黑色泥岩，块状，致密细腻，贝壳状断口，含菱铁质透镜状结核及黄铁矿聚集体，含海相动物化石(在西翼曾采到完整的动物介壳化石

18、)层厚3.969.47m，平均6.65m。老顶：浅灰色灰白色细砂岩，块状，钙质基底式胶结，成分以石英为主，易风化，厚度不稳定，一般在0.658.23m之间，平均2.69m。直接底：灰灰白色带褐色泥岩或粘土质粉砂岩，泥质胶结，块状构造，含大量植物根化石，厚0.533.87m，平均1.85m。1.3.5 瓦斯、煤尘及煤的自燃倾向性（该处内容放入第一章-矿井安全特性）根据钻孔煤样和周围矿井生产实际调查分析，本矿煤层平均瓦斯相对涌出量10m/t，绝对涌出量为25m/min；二氧化碳相对涌出量为1.52.85m/t，绝对涌出量为4.959.24m/min。煤尘爆炸指数为38.4264.2。属高瓦斯矿井。

19、根据钻孔煤样和周围矿井生产实际调查分析，本矿井煤5煤尘有爆炸危险性外，煤2有自燃倾向性。本区属地温正常区，地温梯度0.6-2.9/hm，恒温带深45m左右。2 井田开拓煤田划分为井田，是井田开拓所要解决的一个主要问题。本章主要内容为：进行井田再划分、矿井产能力的核定、设计开拓方式和煤层群开拓方式、阶段大巷井设计、井底车场设计等。2.1 井田再划分2.1.1 井田边界矿井井田范围：井田东西走向长9000m，南北倾斜宽1740m，井田面积15.66km2.1.2 矿井储量1）矿井工业储量计算矿井工业储量计算可用下式计算：Zg= （2-1）式中 Zg矿井工业储量，t；Si计算块段的平均走向长度，m；

20、Li计算块段的平均倾斜长度，m；Mi计算块段的平均煤厚，m；R煤的容重，t/m，经实测取1.32t/m。故矿井工业储量为：Zg=90001740(3.8+3.6)1.32=15379.37万t2）可采储量计算-改为矿井设计储量矿井可采储量可用下式计算：Zs=Zs-P1 （2-2）式中 Zs可采储量，t； P1断层煤柱、防水煤柱、井田边界煤层、地面建（构）筑物煤柱等永久煤柱损失量之和,t； 所以，矿井可采储量可进行如下计算：Zs=Zs-P1=15379.37-461.38=14917.99万t应该补充永久煤柱损失量的计算3） 矿井设计可采储量 矿井设计可采储量可用下式计算： Zk=(Zs-P2）

21、C式中 Zk设计可采储量，t; P2工业场地和主要井巷煤柱的损失量之和,t;（取2%）有没有依据？ C-采区采出率（厚煤层取85%）则 Zk=(Zs-P2）C=（14917.99-745.90）85%=11337.67万t应该补充开采煤量损失的计算4）矿井设计生产能力和服务年限矿井服务年限要和矿井生产能力相适应。大型矿井建设工期长，需要装备大型固定设备，基建工程量大。所以，建设投资较高。为了充分发挥投资效果，矿井股务年限应该长些。反之，小型矿井的矿井服务年限应短些。矿井服务年限与矿井生产能力存在一个技术上经济上都比较合理的关系。当矿井储量一定时，井型增加，投资增加，吨煤投资成本增加。另一方面，

22、井型增加，生产集中，机械化水平和劳动效率高，吨煤的生产成本减少。矿井服务年限可用下式计算：T=Zk/(AK) （2-3）式中 T服务年限，a；Zk可采储量，t； A矿井设计年产量，t/a； K储量备用系数。（煤炭工业设计规范规定储量备用系数一般取1.3-1.5，按本矿井地质条件取中间值1.4）由于煤层赋存条件较好，根据储量情况，可预设矿井为大型矿井。按大型矿井服务年限下限要求2，T取60年，储量备用系数K取1.4，现求矿井设计生产能力A：A=Zk/（TK）=11337.67(601.4)=134.97万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A

23、确定为120万t/a，计算服务年限：T=Zk/(AK)=11337.67/（1201.4）=67.5a通过上述计算，将矿井设计生产能力A确定为120万t/a时，服务年限T=67.5a60a符合煤炭工业设计规范要求，因此设计本矿井产量为120万t/a。4）井田再划分（1）井田阶段划分和开采水平设置一般情况下井田的范围都比较大，为了有计划、按顺序、安全合理地开采井田内的煤层，以获得好的技术经济效果，必须将井田划分为若干个小的部分，然后有序地进行开采。基本概念：阶段在井田的范围内沿倾斜方向，按一定标高将井田划分成若干长条部分以便开采，这样的长条部分称为阶段。阶段的走向长度等于井田走向全长。阶段的倾斜

24、长度由阶段的垂直高度决定，一般可以走一百米到一千米以上。水平通过运输或通风平巷的某一标高的水平面称为水平。水平通常以标高、用途、开采顺序来表示。开采水平是指具有井底车场及主要运输大巷的水平，称为开采水平，简称水平。一般研究和讨论的水平主要是指开采水平。一个井田可以用一个水平开采或者用几个水平开采，前者称为单水平开拓，后者称为多水平开拓。单水平开拓用一个开采水平把井田沿倾斜划分为两个阶段，水平以上称为上山阶段，水平以下称为下山阶段。单水平开拓一般用在煤层倾角较小（16以下），井田倾斜长度也比较小的地方。如果本井田用单水平开拓，就需要有下山阶段，而由于下山开拓的防治水害工程量大，且不易开展；另外有

25、下山阶段的话，容易造成跑车事故。故本井田不采用单水平开拓。多水平开拓用两个以上开采水平来开采整个井田的，称为多水平开拓。按开采水平服务的阶段布置方式的不同，可分为多水平上山开拓、多水平上、下山开拓和多水平混和开拓。多水平开拓一般用在井田的倾斜长度比较大或者煤层倾角大的地方。现对本井田进行再划分：由于井田走向长9000m，倾斜长1740km，又煤层倾角约为在15 根据规范本井田可划分23个阶段，13个开采水平。 阶段内采用采区式准备方式，每个阶段走向划分6个走向长1500m的采区。因井田内瓦斯涌出量和涌水量均较大，若采用上下山开采，下山部分在技术上困难较多，故决定阶段内采用上山开采，由于倾长较大

26、，倾角在15左右，因此排除单水平上下山开采。 这样阶段划分和开采方案有两种：一是井田划分为两个阶段。设置两个开采水平，二是井田划分为三个阶段，设置三个开采水平。 （2）阶段和开采水平参数水平垂高 两阶段，两水平：870sin15=225.1m 三阶段，三水平：740sin15=191.5m 500sin15=129.4m区段数目及区段斜长两阶段，两水平：每个阶段划为5个阶段，区段斜长 870/5=174m三阶段，三水平：一水平划分为4个阶段，区段斜长 740/4=185m 二水平划分为3个阶段，区段斜长 500/3=167m开采水平服务年限两阶段，两水平：第一、第二水平 67.5/2=33.7

27、5a三阶段，三水平：第一水平 （67.5/1740）740=28.7a 第二、第三水平 （67.5/1740）500=19.4a通过对比分析，要明确指出本井田划分几个阶段、几个水平、几个采区等。首先从技术上（符合规范的基本要求）和安全可靠程度上排除一些方案，然后提出几种技术可行、安全可靠的方案，最后对这些方案进行技术比较，最终确定出一种最优方案。2.2 井田开拓方式1）井田开拓方案开拓方式是指进入矿体的方式、井田及阶段内的划分方式。如用立井单水平分区式、斜井多水平分段式等表示井田开拓方式。通常以井峒形式把井田开拓方式分成平峒开拓、斜井开拓、立井开拓和综合开拓四种形式。由于井田地形平坦，不存在平

28、硐开拓条件，表土较厚且有流沙层，斜井施工困难，故确定采用立井开拓，且按流沙层较薄，生产费用较低的原则，井筒位于井田走向中部流沙层较薄处。为避免采用箕斗回风井时封闭井塔等困难和减少穿越流沙层开凿风井的数目，决定采用中央分列式通风，回风井布置在井田上部的边界走向中部。2） 大巷布置煤层间距较小，宜采用集中大巷布置，为减少煤柱的损失和保证大巷维护条件。大巷布置在m4煤层底板下方垂距为30m的厚层砂岩内，上阶段的运输大巷留作下阶段的回风大巷。 3）上山布置采区采用集中岩石上山联合准备，井田一翼的中央采区上山布置在距m4煤层底板30m以下的砂岩层中，并在采后加以维护，留作下阶段的总回风通道及安全出口，其

29、余采区上山位于距m4煤层底板约20m的砂岩层中，并在采区采后报废。 4）开拓延深方案考虑两种井筒延伸方案，一是主副立井直接延深，二是暗斜井延深。按照前述各项决定，在技术上可行的开拓方案有下列四种，如图 所示。方案1和方案2的区别在于第二水平是用暗斜井延深还是直接延深立井。两种方案的生产系统都比较简单可靠。两方案对比，第1方案需多开立井井筒（2225m）、阶段石门（800m）和立井井底车场，并相应的增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用。第2方案则多开暗斜井井筒（倾角15,2870m）和暗斜井的上、下部车场，并相应的增加了斜井的提升和排水费用。对两方案的基建费和生产费粗略估算如表 2-1，粗略估

30、算后认为：第1和第2方案的费用相差不大。考虑到方案1的提升、排水工作的环节少，人员上下比较方便，在方案2中未计入暗斜井上、下部车场的石门运输费用，以及方案1在通风方面优于方案2，所以决定选用方案1。表2-1 方案1和方案2的粗略估算费用（矿井水平延伸方案经济比较）方案方案1方案2基建费/万元立井开凿石门开凿井底车场22258001000主暗斜井开凿副暗斜井开凿上、下斜井车场870870（300+500）小计小计生产费/万元立井提升石门运输立井排水暗斜井提升立井提升排水总计小计小计费用/万元费用/万元方案3和方案4的区别也仅在第三水平是用立井直接延深还是采用暗斜井延深。粗略估算如表 2-2，方案

31、4的总费用比方案3略高，但相差不到10%，仍可视为近似相等。但方案3的提升、排水等环节都比方案4更好，所以决定采用方案3。表2-2 方案3和方案4粗略估算费用方案方案1方案2基建费/万元立井开凿石门开凿井底车场21306001000主暗斜井开凿副暗斜井开凿上、下斜井车场580500（300+500）小计小计生产费/万元立井提升石门运输立井排水暗斜井提升立井提升排水总计小计小计费用/万元费用/万元留下的方案1和方案3通过详细的经济比较，确定其优劣。对方案1和方案3的建井工程量、基建费计算，计算结果如表2-3表2-3 开拓方案1和3的工程量、基建费项目方案1方案3工程量/m单价/元m-1费用/万元

32、工程量/m单价/元m-1费用/万元初期主井井筒副井井筒井底车场主石门运输大巷29528010000170026024510002701700小计后期主井井筒副井井筒井底车场主石门运输大巷225225100080013700260260200060021400小计共计从比较结果来看：方案1的基建投资费用明显低于方案3，从开采水平连续来看，方案3需延深两次，方案1仅需延深一次立井，对生产的影响少于方案3。综上所述，决定采用方案1，即矿井采用立井两水平开拓，第一水平位于-195m，第二水平位于-420m，两水平均只采上山阶段，阶段内沿走向每1500m划分一个采区，阶段内划分6个采区。1500m划分一

33、个采区是否太短了？单侧开采吗？要说明为什么采用单侧开采？若双侧开采除去采区煤柱一个工作面走向才700m左右？4）主、副井及风井设计（1）井筒数目位置的确定井筒数目岽山煤矿设计生产能力为120万吨/年，生产能力大，服务年限长，因而，在投产初期确定一个主井，担负矿井的主提升；一个副井，担负矿井的辅助运输及升降人员。井筒位置为了使井下各翼储量分布均衡，减少运输费用和通风阻力， 将主副井筒布置在井田中央。这种布局有以下优点：工业广场煤柱损失比布置在井田中央少；投产初期开拓工程量少；投产后短期内能达到设计生产能力，使运输、通风、井巷维护等费用最低。（2）井筒断面与提升能力主井井筒净断面面积 19.64m

34、主井提升能力 447.3吨/时副井井筒净断面面积 28.27m副井提升能力 3.4吨/次风井断面面积、提升能力与副井相同（3）井筒装备主井净直径5m，安装金属罐道、罐道梁、一对10m箕斗和通讯电缆一条，通风水平以上，设行人梯子间。安装480mm（外径）排水管三条。动力电缆两条，并予留1条管路和两条动力电缆的位置。副井净直径6m，安装金属罐道、罐道梁、行人梯子间。一对滚动罐耳3T。单层普通罐笼，钢丝绳防坠器，准备改铝合金双层罐笼，以便双层提升人员，单层绞材料及矸石。外径419mm，排水管路3条，动力电缆4条和通讯电缆一条，并予留后期排水管路1条和动力电缆的位置两条。井筒特征、用途及装备见表2-1

35、井筒特征表。表2-1 井筒特征表井筒名称主立井副立井回风立井1井口坐标纬距X经距Y井口标高（m）+31.0+31.0+60.0井底标高第一阶段（m）-269-269-140第二阶段（m）-398-398-269第三阶段（m）-527-527-398井筒倾角（）909090井筒垂深第一阶段（m）300300200第二阶段（m）429429329第三阶段（m）558558458井筒净径（m）5.55.05.0净断面（m）23.7519.6319.63井筒支护支护材料喷浆支护喷浆支护喷浆支护支护厚度（mm）500450400井筒装备装备两对12t箕斗一对3t双层单车普通罐笼装备两台风机，一台工作，一

36、台备用井筒用途担负矿井煤炭提升兼做进风井担负矿井矸石、材料、设备和人员的升降任务兼做进风井和安全出口担负矿井回风任务怎么又出来三个阶段了？表2-1要和你的开拓方案一致2.3 主要巷道设计2.3.1 运输大巷设计1）巷道位置主要运输大巷一般布置在最下一个可采煤层底板下不受开采影响的较坚硬的岩石中以保证开采水平和采区有一定的储量。岽山煤矿煤层有自然发火倾向，因此采用了集中运输大巷采区石门的布置方式，将运输大巷均布置在最下一个可采煤层底岩石中，这种布置方式有以下特点：（1）大巷布置在底板岩石中，可以避免支承压力对大巷在影响，大大改善了巷道维护条件，降低了生产期间的维护费用。（2）集中开拓可采煤层，生

37、产能力大。（3）大巷布置在岩石中，不受煤层起伏及走向变化的影响，可按开采技术要求直线掘进，易于掌握工程质量，便于采用大型运输设备，特别是皮带运输。（4）各煤层可同时进行回采准备，开采顺序灵活，开采强度大。（5）煤层内可不留煤柱，煤柱损失少，提高了回收率。（6）便于布置采区煤仓，有利于均衡生产。2）巷道选型根据矿井产量和地质条件仍选巷道断面形状为半圆拱形，支护方式为喷浆支护，其断面图如图2-1。图2-1 巷道断面形状3）巷道的高度和宽度H0=h0+h2 （2-4）式中 H0巷道的净高度（指除去支护厚度后，可能利用的最大空间高度），设计规定，运输巷道的净高度不小于1900mm；h0为拱的高度；h2

38、巷道的墙高。取h0为2.2m，h2为1.9m，则H0为4.1m；由于巷道为半圆拱形，拱高h0=2.2m，则宽度B=4.4m。4）巷道的净断面积巷道的净断面积可用公式：S净=B（h2+0.39B） （2-5）可得：S净=B（h2+0.39B）=15.91m2.3.2 井底车场巷道1）巷道选型由于井底车场为环行卧式井底车场，故可设计其巷道断面形状为半圆拱形形状，支护方式为喷浆支护。其断面图如图2-1巷道断面形状所示。2）巷道的高度和宽度：利用公式（2-4）计算，取h0为2.0m，h2为2.0m，则H0为4.0m；由于巷道为半圆拱形，拱高h0=2.0m，则宽度B=4.0m。3）巷道的净断面积巷道的净

39、断面积可用公式（2-5）计算可得：S净=B（h2+0.39B）=4（2+0.394）=14.24m22.3.3 采区上山（轨道上山、运输上山、回风上山）1）巷道选型根据岽山煤矿地质条件和矿井生产能力，可仍选采区上山断面形状为半圆拱形形状，支护方式为喷浆支护，其断面图如图2-1。2）巷道的高度和宽度根据公式（2-4）：H0=h0+h2计算式中：H0巷道的净高度（指除去支护厚度后，可能利用的最大空间高度），按设计规定，运输巷道的净高度不小于1900mm；h0为拱的高度；h2巷道的墙高。取h0为2.0m，h2为1.5m，则H0为3.5m；由于巷道为半圆拱形，拱高h0=2.0m，则宽度B=4.0m。3

40、）巷道的净断面积巷道的净断面积可用公式（2-5）：S净=B（h2+0.39B）计算可得：S净=B（h2+0.39B）=12.24m2.3.4 区段进回风巷1）巷道选型由于巷道不属于永久性支护，故选择巷道形状为梯形断面，支护形式为工字钢支护。其断面形状如图2-2区段进回风巷断面形状所示。图2-2 区段进、回风巷断面形状2）巷道的高度和宽度巷道的高度h=2.8m，上底宽a=2.6m，下底宽b=3.4m。3）巷道的净断面积根据公式：S净=h（a+b）/2 （2-6）计算出梯形的净断面积S净=h（a+b）/2 =2.8（2.6+3.4）/2 =8.4m2.3.5 回风大巷及回风石门1）巷道选型由矿井地

41、质条件选回风大巷和回风石门断面形状为半圆拱形状，断面形状图如图2-3回风大巷及回风石门形状所示。图2-3 回风大巷及回风石门形状图2-3 回风大巷及回风石门形状2）巷道的高度和宽度根据公式（2-3-1）：H0=h0+h2式中 H0巷道的净高度（指除去支护厚度后，可能利用的最大空间高度），按设计规定，运输巷道的净高度不小于1900mm； h0为拱的高度； h2为巷道的墙高。取h0为2.0m，h2为1.5m，则H0为3.5m；由于巷道为半圆拱形，拱高h0=2.0m，则宽度B=4.0m。3）巷道的净断面积巷道的净断面积可用公式：S净=B（h2+0.39B）计算由上式可得：S净=B（h2+0.39B）

42、=4.0（1.5+0.394.0）=12.24m2.4 井底车场设计1）井底车场的形式和选型井底车场是井硐与井下主要巷道连接处的一组巷道和硐室的总称。它担负着矿井煤、矸石、物料、设备、人员的转运，并为矿井的通风、排水、供电服务，是连接井下运输和井筒提升的枢纽。根据矿车在井底车场内运行的特点，井底车场又可分为环行井底车场和折返式井底车场两大类。（1）环行井底车场环行井底车场的特点是重列车在车场内总是单向运行，因而调车工作简单，可以达到较大的通过能力，但车场的开拓工程量较大。按照井底车场空重车线与运输大巷或主要石门的相对位置关系，环行井底车场又可分为卧式（a）斜式（b）和立式（c）三种（详见图2-

43、4）。现分别叙述如下：主井主要运输巷道副井主井主井副井主要运输巷道主要运输巷道（a） （b） （c）图2-4 环行井底车场当井筒位置与主要运输大巷和石门较近时，主副井储车线与运输大巷或石门可平行布置，称为卧式井底车场。主副井储车线与运输大巷或石门斜交称为斜式井底车场。环行立式井底车场的主副井储车线垂直于运输大巷或石门。（2）折返式井底车场折返式井底车场的特点是空重车在车场内有折返运行，根据车场两端是否可以出车，折返式井底车场又可以分为梭式和尽头式两种。梭式井底车场：其主要特点是主井储车线完全布置在主要运输巷道上，列车往返运行需经翻笼一侧的轨道。这种车场的优点是：开拓工程量小，车场弯道少。尽头式井底车场：与梭式井底车场的线路布置基本相似。但空重列车只从车场的一端出入，另一端为车场的尽头。（附图2-5梭式井底车场）由上面的对比，本矿采用环形井底车场。因为他的运输简单，而且其运输能力也很大，有较大的通过能力。图2-5 梭式井底车场2）井底车