采矿工程毕业设计（论文）河南省神火集团新庄煤矿60万ta新井设计（全套图纸）.doc

摘 要本设计的井田面积为22. 5平方千米，年产量60万吨。井田内煤层赋存比较稳定，煤层倾角510°，平均煤厚3.6m，整体地质条件比较简单，在井田范围东部和中央均有断层发育。沼气和二氧化碳含量相对不高，涌水量也不大。根据实际的地质资料情况进行井田开拓和准备方式的初步设计，该矿井决定采用三立井上下山开采，煤层分组带区上下山联合布置的开拓方式，设计采用综合机械化一次采全高回采工艺，倾斜长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区。并对矿井运输、矿井提升、矿井排水和矿井通风等各个生产系统的设备选型计算，以及对矿井安全技术措施和环境保护提出要求，完成整个矿井的初步设计。矿井全部实现机械化，采用先进技术和借鉴已实现高产高效现代化矿井的经验，实现一矿一面高产高效矿井从而达到良好的经济效益和社会效益。关键词：立井、倾斜长壁、一次采全高、综合机械化、高产高效全套CAD图纸，加153893706Abstract These designed allotment area for 22.5 square kilometers，Yearly Output sixty trillion. Allotment intrinsically ocurrence of coal seam compare stabilize，coal seam pitch fiveten acid，average coal thick 3.6m，integrally nature condition compare simplicity，at allotment scope east normalizing function of the stomach and pleen center equal have got dislocation upgrowth. Both methane and carbon dioxide content relatively do not high, and neither do inflow of water no large either. On the basis of Preliminary Design，said shaft opt in adopt three vertical shaft fluctuate mountain exploitation，coal seam grouping band region fluctuate mountain co- disposal 'mode of opening，design adopt comprehensive mechanization full-seam mining stopper art，incline longwall method，treat goaf with whole straddle alight law from actual geologic information instance proceed allotment exploit and stand-by mode. The Preliminary Design of the both both combine versus mine haul, shaft exaltation, shaft drain and ventilation of mines isopuant systemic equipment lectotype count，as well as versus shaft technical safety measures and environmental protection claim，complete wholly shaft. Both shaft whole realize mechanization，adopt advanced techniques and use for reference afterwards realize high yield highly active modernization shaft 'experience，realize one mine not both high yield highly active shaft thereby run up to favorable economic benefit and social benefit. Keyword： Vertical shaft, incline length wall, full-seam mining, comprehensive mechanization, high yield highly active 目录前 言11 矿区概况及井田地质特征21.1 矿区概况21.1.1地理位置与交通21.1.2自然环境21.1.3矿井附近的工农业情况41.1.4水源、电源、劳动力及建材来源41.2 井田地质特征41.2.1地层41.2.2构造51.2.3煤层及其顶底板岩性特征61.2.4水文地质特征71.2.5沼气、煤尘和自燃101.2.6煤质、煤的牌号与用途112 矿井储量、年产量及服务年限132.1 井田境界132.2 井田储量132.2.1矿井工业储量132.2.2矿井设计储量142.2.3矿井设计可采储量152.3 矿井年储量及服务年限172.3.1矿井工业制度172.3.2矿井服务年限173 井田开拓183.1 概述183.1.1开拓方式选择183.1.2影响立井开拓的主要因素分析183.2 井田开拓183.2.1对井田开拓中若干问题分析183.2.2方案的提出及技术比较193.2.3方案经济比较213.2.4 确定方案233.3 井筒特征243.3.1主井243.3.2副井253.3.3风井263.4 井底车场273.4.1设计基本参数283.4.2一些基本问题的确定283.4.3线路联接计算293.4.4轨道线路平面布置313.4.5通过能力计算323.4.6坡度计算353.4.7确定各井底车场硐室位置363.5 开采顺序及采区回采工作面的配置383.5.1开采顺序383.5.2保证年产量的同采采区数和工作面数383.6 井巷工程量和建井周期413.6.1概述413.6.2井巷工程量和建井周期的各计算图表414 采煤方法444.1 采煤方法的选择444.2 采区巷道布置及生产系统444.2.1带区走向长度的计算的确定444.2.2确定分带走向长度及分带数目444.2.3回采巷道的布置454.2.4联络巷的布置454.2.5带区硐室454.2.6带区千吨掘进率、带区掘进出煤率及带区回采率454.2.7确定带区巷道掘进方法、设备数量及掘进工作面数474.2.8带区生产系统484.3 回采工艺设计494.3.1综采工作面的主要设备(见表4-3-1)494.3.2工作面循环方式和循环作业图表的编制505 矿井运输、提升及排水535.1 矿井运输535.1.1井下运输系统和运输方式的确定535.1.2带区运输设备的选型535.1.3大巷运输设备545.1.4列车组成的计算555.1.5电机车台数的计算595.2 矿井提升615.2.1矿井提升概述615.2.2矿井提升设计的主要依据和原始资料615.2.3提升设备的选型计算615.3 矿井排水725.3.1概述725.3.2排水设备选型计算736 矿井通风与安全技术措施826.1 矿井通风系统的选择826.1.1通风设计的基本依据826.1.2矿井通风系统要符合下列要求：826.1.3矿井通风系统的确定836.2 风量机算及风量分配836.2.1采煤工作面实际需风量846.2.2掘进工作面所需风量856.2.3峒室实际需风量856.2.4风速验算：876.3 全矿通风阻力计算876.3.1计算原则886.3.2计算方法886.3.3计算矿井的总风阻及总等积孔916.4 扇风机选型926.4.1 选择主扇926.4.2选择电动机946.5 矿井安全技术措施946.5.1预防瓦斯爆炸的措施946.5.2防尘措施956.5.3预防井下火灾的措施966.5.4为防止井下水灾的措施967 矿山环保977.1 矿山污染源概述977.1.1大气污染977.1.2废水排放977.1.3固体废弃物排放977.1.4噪声污染987.2 矿山污染源的防治987.2.1大气污染防治987.2.2矿山水污染的防治987.2.3矿渣利用997.2.4噪声的控制99结论101致谢103参考文献104附录A105附录B112前 言本次毕业设计是据在河南省神火集团新庄煤矿进行的毕业实习中所收集的矿井生产图纸和资料，并作了一些改动以后，对矿井进行的初步设计。采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节。作为对大学生在学校的最后一次综合性的知识技能考查，它主要是考查学生这四年来对基础知识及其专业知识的掌握情况，使学生学会自我思考、自行设计。在设计过程中，把所学的理论知识与实践经验综合起来应用。这样达到了对理论知识“温故而知新“的作用，同时也学到了一些实际生产过程中的经验。设计的过程就是一个不断认识和学习的过程。在本次设计过程中，认真贯彻矿产资源法、煤炭法煤炭工业技术政策、煤炭安全规程、煤炭工业矿井设计规范以及国家其它发展煤炭工业的方针政策，积极采用切实可行高产高效的先进技术与工艺，力争自己的设计成果达到较高水平。本设计以实践教学大纲及指导书为依据，严格按照安全规程的要求，采用工程技术语言，对矿井的开拓、准备、运输、提升、排水、通风等各个生产系统进行了初步设计。由于时间关系和设计者水平有限，设计中失误之处在所难免，敬请审阅老师给予批评指正！1 矿区概况及井田地质特征1.1 矿区概况1.1.1地理位置与交通新庄矿位于豫、皖两省交接的永城市东部，行政区划分苗桥、茴村两乡管辖，上级主管部门为河南省神火集团，井田东部及北部以人为边界与安徽皖北矿务局刘桥二矿分界，西以王庄断层（F21)与葛店煤矿扩大区毗邻，南至煤层露头线，南北长约7.5Km东西宽约3Km，面积约22.5Km2。地理位置为东经116°3715，北纬33°5525。该矿西至永城市24Km，东距安徽省淮北市19 Km，西北120 Km可达京九、陇海西两主干铁路的交通枢纽-商丘车站，东北94 Km到津浦、陇海两铁路之枢纽-徐州车站，矿区内部有专用运煤铁路与陇海铁路相连，省道永淮公路从矿区穿过，矿区内公路、铁路纵横交错，四通八达，交通十分便利。优越的地理位置为煤炭市场的开发创造了得天独厚的条件。交通位置图见图111。1.1.2自然环境本区属于黄淮冲积平原，区内地势平坦，地面标高+30.3m左右，井田南约6 Km有沱河向东注入安徽省的新汴河，中南部有王引河，最大排洪量12.278 S/m3。1973年7月14日最高水位：王引河+30.63m，水深2.7m左右；曹沟+30.42m，水深1.96m。王引河、曹沟均属人工渠道，水位随季节变化，冬季有干涸现象。工业广场的附近一带历史最高水位标高不大于+31.69m。矿区开发建设的过程中逐步完善排涝工程，内涝基本解除，地表水对矿井开采及矿区建设没有危害。 矿区为半干燥大陆性气候，夏季多东南风，冬季多西北风。据永城气象站气象资料表明，70年代中间气候明显变化，1970年1973年夏季多东风和东北风，冬季多西风和西北风。最大风速16m/s（1971年3月西北风）。年平均气温14，最高气温41（1957年7月3日），最低温度19.3。矿区内降雨多集图111 交通位置图中在6月8月。最大年降雨量1518.6mm（1963年），最低年降雨量537.7mm（1966年）。冬季12月至翌年3月为降雪期，11月至翌年4月为冻土期，最大冻土厚度为19cm。矿区所在地区历史上没有发生过较大地震。据中国地震目录第二集称，自公元925年以来，安徽省萧县等一带曾发生强烈地震38次，按基本烈度表记载，永城烈度小于6度。1.1.3矿井附近的工农业情况新庄矿附近地主要厂矿企业有：东部有安徽省皖北矿务局刘桥二矿，西部有葛店矿、神火工业园和永煤集团车集煤矿。矿井所在地为黄淮冲积平原，地势平坦，农业比较发达，主要农作物为：小麦、玉米、大豆、棉花。1.1.4水源、电源、劳动力及建材来源矿井用水主要分为地面用水和井下用水。地面用水主要是由二眼水源井及一座水厂来供应；井下降尘用水采用井下排水经处理后再返回井下。矿井采用双回路供电，一路来自永城电厂，另一路来自淮北渠沟变电站。矿区位于豫东大平原上的人口稠密区，劳动力资源比较丰富。土产建筑材料砖、瓦、石子和料石均可就地供应，钢材、木材和水泥等物资可经公路及铁路直接运至矿井工业广场。1.2 井田地质特征1.2.1地层井田含煤层由下至上有太原群、山西组、下石盒子组、上石盒子组。太原群（C3t）厚134m149m，平均138m。岩性主要由隐晶质灰岩、泥岩组成，其次为砂质泥岩及砂岩。顶部灰岩稳定，厚2m左右，为K3标志层；底部灰岩厚13m17m，一般15m，以含燧石结核为主要特征，为K2标志层。山西组（P1S）厚110m，由灰至灰黑色泥岩、砂质泥岩及白色细致粗粒砂岩组成。下石盒子组（P1XS）厚73m113m，平均108m。由砂岩、砂质泥岩组成。底部为鲕状铝质泥岩，为K4标志层。上石盒子组（P2SS）厚度大于400m，底部为K5砂岩标志层与下石盒子组分界；上部紫色斑块泥岩夹厚层砂岩，以K6长石石英砂岩为较稳定的标志层。1.2.2构造本区属秦岭纬向构造之东延伸部分，与新华夏系反复接合。在区内形成永城背斜。背斜轴在芒山柏山一线，呈东北15°方向，在永城葛店至安徽百善一带形成帚状构造。新庄井田构造属百善帚状构造的一部分。因而，其构造形态亦受帚状构造所控制。地层倾向北北西至北北东，倾角8°10°，向深部倾角变缓为4°5°，其规律是：在-200m水平以上为12°左右；在-200m-650m水平逐渐变为5°4°。沿走向的倾角变化是：在2线以西为4°2线4线逐渐变为39°，4线5线又变为326°，至安徽省界变为348°。由于沿走向的倾向变化和沿倾向的倾角变化，形成了次一级的舒缓状褶曲，其轴向与区域形态一致，即由北北西至近于北。整个井田为单斜构造。较大的断层构造受百善帚状构造制约，有一定规律，近南北者以正断层为主，近东西者为逆断层为主。井田内在勘探中共发现断层2条：王庄断层（F21）位于王庄至池楼一线，为井田之西界。该断层略呈弯曲展布，总体走向北北东，断层面倾向北西西，倾角70°，西盘下降，东盘相对上升，为一正断层。断层落差北小南大，落差为80m250m。在井田范围内断层走向长约10Km，南部向黄集井田延伸，斜交于黄集断层，向北延伸情况不明。断层旁侧煤层牵引明显，并发育数条与之呈极小锐角的派生次级断层。黄饭棚断层（F4），分布于井田中南部，走向北北西，断层面倾向西西南，倾角35°。北东盘上冲，南西盘相对下降，落差35m，为一逆断层。西北端消失于张庄西部，向东南尖灭于501孔附近，走向约3.9 Km。该断层切割前松向斜的轴部，破坏了向斜的横向连续性。主要地质构造特征见表121。表121 主要地质构造特征表序号名称断层性质断层面走向断层面倾向倾角（°）落差（m）12345671王庄断层正断层北北东北北西701802502黄饭棚断层逆断层北北西西西南35251.2.3煤层及其顶底板岩性特征本井田煤系地层总厚760m，含煤27层。其中可采煤层为山西组二2煤、下石盒子组的三2、三3、三5煤，共计四层。山西组含煤系数3.24，下石盒子组含煤系数3.3。共划六个煤组：一煤组位于太原群，含煤多达10层，一般57层；二煤组位于山西组中部，含煤最多4层，一般2层；三煤组位于下石盒子组，最多7层，一般25层；四煤组位于上石盒子组下部，含煤最多3层，一般2层；五、六煤组均位于上石盒子组中部，五煤组含煤最多3层，六煤组含煤1层。普遍可采者二2煤及三2煤层局部可采者一4煤，三3、三5煤层局部不可采。余者偶见可采点，多属不可采煤层。其中三2煤层为本设计的主采煤层。井田构造简单，煤层间距及厚度稳定，标志层明显。三2煤层：顶部为灰白色细砂岩，在1线3线间厚度变化在3.5m12m左右，4线5线间厚度变化在9.7m18m左右，中央薄层深灰色泥岩，形成明显的沉积韵律和条带状层理，沿走向及倾向层位稳定，易于辨认，是控制该煤层的良好辅助标志。有个别地段相变为砂质夹薄层泥岩，但其条带状层理仍然显而易见。有的地段厚度变薄多为三煤组沉积发育所致。该煤层下距三1煤层7m左右，距K4标志层34m左右，上距三3煤层8m左右。偶有尖灭和变薄。厚度变化02.8m，一般厚度1.51.8m，在1线2线-300m水平以上有增厚之势（2.42.8m），结构简单。主要煤层特征表见表122。表122 可采煤层特征表煤组煤层一般厚度（m）煤层结构顶底板岩性稳定性可采程度倾角（°）容重（t/m3）夹石层数夹石厚度顶板底板下石盒子组三501.90普遍含一层夹石一般为0.3m左右泥岩或砂质泥岩泥岩较稳定局部不可采5°左右，近露头处变陡，为10°左右1.431.11三301.70一般含一层夹石厚0.3m左右泥岩泥岩不稳定局部可采5°左右，近露头处变陡，为10°左右1.431.01三202.80无夹石砂岩泥岩和砂质泥岩较稳定可采5°左右，近露头处变陡，为10°左右1.431.83山西组二20.884.43无夹石泥岩、砂质泥岩有时为砂岩泥岩和砂质泥岩不稳定可采5°左右，近露头处变陡，为10°左右1.433.061.2.4水文地质特征1.2.4.1地表水特征井田内无大的地表水体，自北而南有曹沟、王引河、运粮河等三条季节性人工小河，自西北流向东南。因地势低洼平坦，一般河谷宽缓、河床较浅，水流坡度很小。雨季洪水期，河水位水上涨，近河低洼地段，平地小沟及南部采空区沿陷地表常积水内涝成灾，地表水补给地下水。1963年井田内除村庄高地外，平地积水1m左右，在二牛、黄饭棚一带水深0.731m，最高水位在前、后松一带达31.69m。由于近几年地下水位下降，河道基本长时间干涸、断流。1.2.4.2含水层的水文地质特征新庄井田含水层组有奥陶系灰岩含水层、太原群灰岩含水层（）、二迭系砂岩含水组（）、新生界砂砾石孔隙含水组（）。奥陶系灰岩含水层：据区域资料表明，距二2煤层底板180m左右，单位涌水量0.1123.15l/s·m渗透系数0.1695.0195m/d。富水性强，但具有不均一性，对矿井开采影响不大。太原群灰岩含水层（）：含灰层810层，厚度变化大，单层厚度薄者12.3m，厚者13.4117.85m，厚度累计平均64m。顶部第一层灰岩（K3）厚度2m左右，上距二2煤底面5068m，平均58m，裂隙与岩溶现象不甚发育，富水程度具有不均一性。据301孔混合提水资料，单位涌水量0.073l/s·m，渗透系数1.98 m/d，308与309孔对上部四层灰岩混合抽水资料，单位涌水量分别为0.00046l/s·m与3.69l/s·m，渗透系数分别为0.001487 m/d和9.064m/d。二迭系砂岩含水组（）：1山西组砂岩裂隙孔隙含水组（下），单位涌水量0.048l/s·m，渗透性系数0.371m/d，水位标高+27.28m。2下石盒子组砂岩裂隙孔隙含水组（上），单位涌水量0.036l/s·m，渗透性系数0.064m/d，水位标高+26.71m。3上石盒子组砂岩裂隙孔隙含水组，K5、K6砂岩单位涌水量分别为0.121l/s·m与0.672l/s·m，渗透系数分别为0.568 m/d和2.33m/d。4风化带裂隙水，单位涌水量0.023l/s·m，渗透性系数0.118m/d。新生界砂砾石孔隙含水组（）：下部为粘土、粉细砂和泥质钙质胶结的砂卵砾石含水层，一般埋藏在90m以下，钻孔单位涌水量为0.00798 l/s·m，渗透系数为0.029 m/d；中部以褐色粉细砂和黄色细纱细中砂为主，埋深2090m，含水沙层24层，厚度7.0632.8m，平均18.33m，含水丰富，钻孔单位涌水量为0.640.72l/s·m，渗透系数为3.614.9 m/d；上部主要为埋藏在20m以内的粉细砂，含砂12层，平均厚度10m左右，单位涌水量为1.566.7l/s·m。三煤组煤层顶板均有厚度不同的泥岩、砂质泥岩隔水层。其中水的主要来源是煤系地区本身的砂岩裂隙水，还有风化带裂隙水，其他含水层组，因受相应的隔水层所阻，一般不易造成矿床充水。井田综合柱状图见图121。图12-1 钻孔综合柱状图1.2.5沼气、煤尘和自燃在补充勘探过程中，共采瓦斯样17个，其中合格的3个，可作为参考的7个，分析结果为：三5煤-250m水平以上为氮气二氧化碳带，甲烷含量为0.001 cm3/g。三2煤层大约-300m以浅水平为氮气带及氮气二氧化碳带，甲烷含量小于0.05 cm3/g，成分小于2.96；-300m-400m之间为氮气甲烷带，含量7.3510.33 cm3/g，成分占88.3195.43，-400m以下为低沼区。通过三2煤层的煤尘采样试验，煤尘不具有爆炸危险。煤尘试验成果表见表123。表123 煤尘试验成功表孔号样号煤层号火焰长（mm）加岩粉量（）有无爆炸性109M3二2无火508M3二21055有005M1二2550有109M2三3无火508M2三2火量多50有109M4三5根据实验室采用“着火温度降低值测定法”，结果还原与氧化着火温度差在36，不具有自燃性。自燃性试验结果见表124。表124 自燃试验结果表孔号样号煤层燃点温度备注原样氧化还原005M1二2388386389T=3508M3二2386384389T=5109M2三2401396还原未测508M2三2389387393T=61.2.6煤质、煤的牌号与用途井田各可采煤层煤质稳定，均是由高等植物生成的高变质程度、中等灰分之单一工业牌号的无烟煤，低磷、低硫。所有可采煤层的煤质指标均达到了工业要求。煤的工业分析表见表125。表125 煤的工业分析表序号煤层名称牌号水分（）M灰分（）A挥发分（）V含硫量（）S发热量MJ/KgQ备注1234567891三2无烟煤1.0615.589.630.4729.67毛煤三2煤层块状，全亮型或暗，钢灰色，金刚光泽，主要由亮煤组成，呈中宽条带状结构，镜煤和亮煤均有所见。镜煤内生裂隙发育，其中充填有方解石薄膜。暗煤中夹有很少量理状亮煤，沿单垂直于层理的裂隙面上有黄铁矿片晶体，呈星点状分布，单体在3mm以下。镜下特征，基本上由凝胶化组分组成。灰白色，不具突起，以其质体为主，胶结着丝碳化物质及其碎片，呈条带状结构。木质镜煤及亮煤为数甚少，凝胶化基质占90以上。丝碳化物质含量8以下显突起，主要为丝碳化基质体，胶结着凝胶化物质及其碎片。本质镜煤丝炭及亮煤丝炭均有之。丝炭化浑圆体数量甚微。矿物质含量不多，以粘土矿物为主，夹有浸染状黄铁矿。变质程度为1阶段，与煤的牌号基本相符。化学工艺特征，灰分一般高于5.2精煤灰分变动在57之间，原煤灰分变动在19以下。挥发分一般在5.578.68之间。高位发热量在6000卡/克以上，灰熔点1370，属中熔号灰分，稀散元素含量未达到工业指标。煤的工业利用方向，在相邻的葛店煤矿基建巷道中采取了二2煤层的筛分结果，块煤（大于25mm）占24.22。从试验结果可以看出，煤的热稳定性较差。从其它结果看，井田煤炭是良好的氮肥用煤。由于各可采煤层的热值高，灰分中的氮化镁含量低，砷的含量小于百万分之一点五，因而井田煤炭还可以用于水泥生产，火力发电、砖瓦、食品等工业，也是民用上好的生活燃料。2 矿井储量、年产量及服务年限2.1 井田境界井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素，进行技术分析后确定。一般以下列情况为界：1以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界；2以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界；3以相邻的矿井井田境界煤柱为界；4人为划分井田境界。新庄煤矿井田境界，东部以刘桥二矿人为边界边界，西部以王庄正断层与葛店矿双庙扩大区分界，南部到-150m煤层露头处，北部到三2煤层-550m底板等高线以北坐标为3758500为界。井田东西走向最小2.1Km，平均走向长度2.5Km，倾向长约5Km。井田面积约12.5Km2。2.2 井田储量矿井储量是指矿井井田边界范围内，通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量，又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资源的埋藏量，还表示了煤炭的质量。本井田采用块段法计算的各级储量，块段法是我国目前广泛使用的储量计算方法之一。块段法是根据井田内钻孔勘探情况，由几个煤厚相近钻孔连成块段。根据此块段的面积，煤的容重，平均煤厚计算此块段的煤的储量，再把各个经过计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量。2.2.1矿井工业储量矿井工业储量是勘探（精查）地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和，其中高级储量A、B级之和所占比例应符合表221的规定。由煤层底板等高线及储量计算图上提供的资料可计算出来设计矿井工业储量汇总表见222。表221 矿井高级储量比例 地质开采条件储量级别比例（）简单中等复杂大型中型小型大型中型小型中型小型井田内A+B级储量占总储量的比例4035253540202515第一水平内A+B级储量占本水平储量的比例70604060503040不作具体规定第一水平内A级储量占本水平内储量的比例4030153020不作具体规定不要求表222 矿井工业储量汇总表煤层名称工业储量（万吨）备注ABA+BCA+B+C三2煤层2446746319228446036符合总计2446746319228446036符合2.2.2矿井设计储量矿井设计储量为矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量。而在该井田范围内只有煤田境界煤柱和断层煤柱。可暂时按工业储量的57计入，本设计取5，故：P式中： Z矿井设计储量；Z矿井工业储量；P 永久煤柱损失量，可暂按工业储量的57计入，本设计取5；由此：矿井设计储量Z6036×（15）5734.2万吨2.2.3矿井设计可采储量矿井设计可采储量为矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率所得到的储量。各种主要巷道的保护煤柱及可采储量见表223；矿井工业广场地保护煤柱留设见图221；工业广场保护煤柱设计计算参数见表224。表223 矿井可采储量汇总表开采水平煤层名称工业储量(A+B+C)(万吨)矿井设计储量（万吨）矿井可采储量（万吨）永久性煤柱损失设计储量设计煤柱损失可采储量断层境界工业广场井下巷 道其他三26036148.3231.75656175.7349无5131.3表224 工业广场保护煤柱设计参数表煤层倾角（°）煤厚（m）（°）（°）（°）（°）埋深（m）73.645756975370图221 工业广场保护煤柱计算图2.3 矿井年储量及服务年限2.3.1矿井工业制度根据设计大纲规定以及结合矿井实际情况。规定该设计矿井年工作日为300天，每日三班工作，每日工作8小时，每日净提升时间数为14小时。2.3.2矿井服务年限初步设定该矿井设计年产量为0.60Mt/a，根据公式：式中：T矿井服务年限，年； Z矿井可采储量，万吨； A矿井生产能力，万吨/年；K储量备用系数，K=1.31.5，此处取1.4。由此验算服务年限如下： =61.1>50年符合要求。3 井田开拓3.1 概述3.1.1开拓方式选择原矿井采用的是立井开拓方式，暗斜井延伸。由于新庄煤矿井田表土层厚，流沙层较多，所以井筒施工方式采用立井开拓。立井开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件的限制。立井的井筒短、提升能力大、对辅助提升特别有利。对于煤层赋存较深、表土层厚、水文情况比较复杂、井筒需要特殊法施工或多水平开采急斜煤层的矿井，一般都应该采用立井开拓。3.1.2影响立井开拓的主要因素分析影响设计矿井开拓方式的主要因素包括精查地质报告、所确定的煤层自然产状、构造要素、顶底板条件、冲积层结构、地形以及水文地质条件等。其中以煤层赋存深浅和冲积层的水文地质条件对开拓方式的影响最大。3.2 井田开拓3.2.1对井田开拓中若干问题分析3.2.1.1井田开拓方式由于本井田地势平坦，表土层厚且有流沙层，所以确定采用立井开拓方式，并按照工业广场少压煤，至少不压好煤和井下生产费用较低的原则确定了主、副井筒位于井田偏南部的井田走向中央。同时由于在井田走向中央有一个25m的断层需要留有一定的保护煤柱，故可考虑把工业广场保护煤柱和断层保护煤柱留设在一起，这样可以节省60m的保护煤柱。为了避免采用箕斗井通风时封闭井塔困难和减少穿越流沙层，决定开凿一个风井。并采取中央边界式通风，风井位于南部煤层露头处，这样由于煤层露头处的煤不采，风井就不需要留设保护煤柱，减少了煤柱的损失。同时为了减少煤柱损失和保护大巷维护条件，把运输大巷设在煤层底板下垂距为30m的岩层中。根据新庄井田三2煤层赋存条件和设计规范的有关规定，本井田可以划分为23个水平（即34个阶段）；阶段内采用带区式或采区式准备。水平划分及位置在后面的方案中进行详细说明。3.2.1.2井硐形式、数目及其配置.井硐形式选择由于新庄矿区地势平坦，表土层较厚，流沙层较多井筒需要特殊凿岩法施工，从而确定采用立井开拓方式。立井开拓井筒短，提升速度快，提升能力大，通风有效断面大，能够满足矿井通风的需要。井筒数目因为新庄井田走向长度不大，且为低瓦斯矿井，前面已经确定采用立井开拓方式，故只需开凿一对提升井筒和一个风井即可。后期可以在下一水平的上方东西边界开设一个风井用于第二水平的回风。井筒位置选择根据井田地形和地质条件，从首先满足第一水平的开采，缩短贯通距离，减少井巷工程量考虑，将主、副井筒设置在井田走向的中央处。该处的地质构造清楚、简单、开采条件好。3.2.1.3运输大巷和总回风巷的布置为了减少煤柱损失和便于维护巷道，将运输大巷布置在距离煤层30m处的三2煤层底板岩石中。布置岩石大巷时，应避免在松软、吸水膨胀、易风化的岩石中布置，同时还应避开支承压力的不利影响。考虑到三2煤层不具有自燃发火倾向，且煤质为比较坚硬的无烟煤，将巷道布置在煤层中维护并不困难。所以将回风大巷布置在三2煤层的南部煤层露头处的风氧化带中。3.2.2方案的提出及技术比较根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案有下列三种：立井两水平，见图321；图321 立井二水平立井延伸开拓立井三水平，见图322；图322 立井三水平开拓立井一水平加暗斜井二水平延伸，见图323。图323 立井一水平加暗斜井二水平延伸从以上方案的简图可以对方案和方案进行比较，二方案的生产系统均简单可靠，但是方案比方案多开设立井井筒（2×180m），阶段石门（1850m）和立井井底车场；并相应的增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用所以在方案和方案中决定选择方案。余下的、两个方案均属技术上可行的方案，水平服务年限也均符合要求（中型矿井第一水平服务年限应大于20年，故确定其阶段斜长分别为1525m和1150m）。两者相比，虽然方案的总投资要比方案高些，但是其初期投资较少，因此两方案要通过经济比较才能够确定其优劣。3.2.3方案经济比较 由于方案和方案在第一水平内的准备方式和采煤方法都完全相同，方案比较法在对不同的开拓方案进行比较时，一些相同的部分可以不进行比较，于是我们在对方案和方案两个方案进行比较时，可以只将两个方案中有差表321 基建工程量