（冶金行業）王曉鵬礦井通風與安全設計

河南理工大學高職學院畢業設計說明書_________________________________________________系部__________________專業__________________班級__________________姓名__________________指導老師__________________年月日

河南理工大學高職學院畢業設計任務書專業班級學生姓名題目基本條件（主要任務和要求）該采區位于礦水平，開采煤層。采區北，南，東，西為界。采區走向長，傾斜長m，煤層走向，傾角，煤層平均厚度米，層間距m。容重。采區瓦斯絕對涌出量m3/min（掘）及m3/min（采），正常涌水量m3/h，煤層自然發火期個月，煤塵爆炸性，煤質。地面保護地物，鄰近采空區對本采區開采影響，井底車場位于采區之側，階段回風大巷位于采區邊界距煤層米的巖層中（或煤層中），運輸大巷位于采區邊界距煤層米的巖層中（或煤層中）。主采煤層頂板：偽頂為m的巖，直接頂為m巖，基本頂為碳酸巖，底板為m的巖。采區設計年產量萬噸/年三、起止日期年月日至年月日指導教師簽字（蓋章）系主任簽字（蓋章）年月日

河南理工大學高職學院畢業設計答辯委員會決議系專業班同學的畢業設計和年月日進行了答辯。題目答辯委員會主任委員委員委員委員答辯前向畢業設計答辯委員會提交了如下資料：1、設計說明書共頁2、圖紙共頁3、評閱人（指導教師）評語共頁根據學生所提供的畢業設計材料、評閱人（指導教師）評語以及在答辯過程中學生回答問題的情況，畢業設計答辯委員會做出如下決議。壹、畢業設計的總評語二、畢業設計的總評成績畢業設計答辯委員會主任（簽字）委員會簽名年月日前言煤炭是工業的糧食，我國壹次能量消費中，煤炭占75%之上。煤炭發展的快慢，將直接關系到國計民生。煤炭不僅是我國的基本燃料，而且是重要的工業原料，從煤中能夠提取二百多種產品，這些產品都是我國社會主義經濟建設和人民生活所必須的。全面系統的運用和鞏固所學的知識，掌握礦井設計的方法、步驟及內容，培養自己的實事求是、理論聯系實際的工作作風和嚴禁的工作態度，培養自己的科學研究能力，提高了編寫技術文件和運算的能力，同時也提高了計算機應用及其他方面的能力。本設計是白洞礦1.20Mt/a新井設計。地質資料是學生在畢業實習中收集的，從而鍛煉了學生收集資料的能力。在所收集地質材料的前提下，由指導教師給予指導，且合理運用平時及課堂上積累的知識，查找有關資料，力求設計出壹個高產、高效、安全的現代化礦井。本設計說明書從礦井的開拓、開采、運輸、通風、提升及工作面的采煤方法等各個環節進行了詳細的敘述，設計嚴格遵守設計規范，對每個方案都做出合理性的論述，且在很多處進行了技術和經濟比較，基本完成了畢業設計要求的全部內容。但由于時間和個人能力有限，書中會有不妥之處，請老師批評指正。1礦區概述及井田地質特征1.1礦區概況1.1.1交通位置本井田位于大同礦務局總體發展規劃中的同忻聯合井田白洞分區南部。本區位于大同石炭系煤田的東部，口泉河的中游，其地理位置為東經113°0′49″～113°4′3″，北緯39°58′37″～40°0′42″。本區距大同市火車站30.3km，大同市為壹交通樞紐，國家鐵路干線京包線、北同蒲線、運煤專用線大秦線交匯于此。公路干線有109國道、大運公路、大塘公路均在大同市相交。北京——大同高速公路已于2000年11月開通。本區今后通過大秦鐵路、朔黃鐵路、大塘公路可直達秦皇島港、黃驊港、塘沽港，交通十分便利。本區距各大城市距離見表1.1，礦井交通位置詳見圖1.1。表1.1白洞至各大城市距離起止距離/km起止距離/km白洞礦大同市30白洞礦秦皇島673白洞礦北京市374白洞礦塘沽港517白洞礦太原市365白洞礦朔州市1591.1.2地形地貌本區位于大同煤田東北部，為丘陵地帶。口泉河倆側沖溝內為黃土所覆蓋，山脊地區巖層出露，地形東南邊緣口泉山脈較高，最高標高為1499m；區內中部口泉河床最低，約1211m，相對高差為288m。1.1.3河流水系本區屬海河流域、永定河水系、桑干河支系。本礦區內主要河流為口泉河。口泉河位于大同市西南，發源于左云縣水窯鄉，該河自西向東橫穿過該井田，流域面積600km2，全長50km，河寬20～150m，坡度12.5‰，樹枝狀水系，徑流量甚小，為滲漏性、間歇性河流。河水靠礦井排水（坑水）和大氣降水補給，日常逕流量0～0.22m3/s，洪峰流量為60m3/s，最大洪峰流量為691m3/s。圖1.1礦井交通位置圖1.1.4氣象及地震情況該區屬于中溫帶、大陸性氣候。冬季嚴寒，夏季炎熱，氣候干燥少雨，風沙嚴重，特點如下：（1）氣溫：年氣溫、日氣溫變化顯著，年溫差可達60℃，日溫差為11.6℃～16℃。以6、7、8三個月溫度最高，月平均溫度24℃～30℃，極端最高氣溫36.6℃；以11、12、1、2月份溫度最低，月平均溫度-3.2℃～-10.9℃，歷年極端最低氣溫-21℃～-25.9℃，冬季占全年時間近壹半。（2）降水量：年降水量為247～499.2mm，降水時節強度極不均勻，以11、12、1、2、3、4六個月降水量較少，為34～61.6mm，占全年降水量的5%～21%；7、8、9三個月降水量較大為248.9～388.6mm，占全年降水量70%之上。（3）蒸發量：年蒸發量1883.5～2367.5mm，以5、6、7三個月蒸發量最大，占全年蒸發量的50%～60%，蒸發量大于降水量4～9.5倍。（4）風力：有風的日數占全年的75%之上，風向以北、北西向最多，年平均風速2.6～3.1m/s，各月最大風速17.0～30.5m/s。雁北之風沙馳名山西省，風力壹般為3～5級。（5）結冰和解凍：每年初霜日期9月底或10月初，終霜日期翌年4月底或5月初，歷時半年之久。土壤凍結在11月底或12月初，凍結深度為105～186cm。（6）地震：本區地震烈度根據GB18306-2001圖A，地震設防烈度為7°，設計地震加速度0.10g。1.1.5主要自然災害本區域受到的主要自然災害威脅是地震，偶然也遇風災和雹災。1.1.6礦井電源、水源及通訊情況（1）供電電源該礦供電電源引自四老溝110KV變電站，為雙電源供電。（2）供水水源白洞煤礦井田生活飲用水由同煤集團統壹供水，日供水量1300m3。石炭系礦井井下有壹裂隙水源，日涌水量約2600m3，可供井下灑水以及地面浴池等用水，水質基本達到了飲用水標準，上述水量可滿足礦井生活、生產所需。（3）通訊礦井通訊自備內部程控交換系統，且通過通訊電纜和同煤集團以及網通X公司連接。礦井井下通訊由地面電話室引來壹條50對通訊電纜，經過副立井至中央變電所，在中央變電所安裝壹個50對的分線盒，由此送至各工作面配電點等處。1.2井田地質特征1.2.1井田地質構造1）地層該區域內發育地層由老至新為：太古界集寧群、寒武系、奧陶系馬家溝組、石炭系中統本溪組、上統太原組、二疊系下統山西組、下石盒子組、上統上石盒子組、第四系中、上更新統、全新統。本設計涉及的含煤地層為石炭系太原組（C3t）。太原組含煤地層，厚32.13m～220.92m，壹般厚175.90m，由灰、灰白、灰黑色砂巖、粉砂巖、砂質泥巖、泥巖、煤層等組成。該組是下煤系主要含煤地層，含煤約七層。該地層在本區普遍賦存，較穩定，呈南厚北薄趨勢，最底部有壹層灰白色中粗粒砂巖，常含礫石，鈣質膠結，堅硬為標志層（K2）。和下伏本溪組地層整合接觸。2）地質構造該區位于白洞斷層東側，區內地層基本呈向四傾斜的單斜構造，地層傾角1°～12°，平均4°，內部有壹些緩波狀的褶曲，東南部因受白洞逆斷層影響有壹向北東傾伏的寬緩向斜，西北部則有壹向北東傾伏的寬緩背斜。（1）斷層構造區內石炭紀煤層在白洞礦、四老溝礦的開采中共揭露斷層5條。界外斷層：為西界外的白洞逆斷層（F1）及派生的七峰山東坡逆斷層（F2）。白洞逆斷層為近南北走向，落差由南向北急劇變小，在珍珠溝和面表1.2主要斷層特征表斷層名稱性質落差m長度kmＦ1斷層界外25～804.24Ｆ2斷層界外38～1802.06Ｆ3斷層界外58～1323.88Ｆ4斷層界外21～924.12Ｆ5斷層界內1.0～3.21.20窯溝分水嶺處落差大于600m。北部為F3斷層，南部為F4斷層。界內斷層：井田內斷層為侏羅系煤層所揭露推至太原組地層中的，位于井田北部F5斷層。（2）巖漿巖石炭二迭紀煤田中，巖漿活動主要是印支期的煌斑巖，以巖床的形式侵入煤系地層，對煤層破壞性大。在侏羅系白洞井田開采過程發現了輝綠巖，以巖墻的形式侵入。1.2.2水文地質本井田位于大同煤田的東北部，區域內出露的地層主要有寒武系、奧陶系、石炭系、二疊系、侏羅系、白堊系、及第四系。煤田為壹獨立的水文地質單元，區域內地下水的補給以降水滲入和地表水滲漏為主，各類型地下水之間存在互補關系，地下水流域和地表水流域基本壹致，地下水流域受區域侵蝕基準面及構造的控制，總的徑流方向由西向東、由北向南運移。白洞井田為低山丘陵地貌，地表黃土廣布，沖溝發育，地形總體為東高西低，最高點東南邊緣口泉山+1499m，最低點口泉溝地面標高+1211.0m，相對高差288m，口泉溝為井田最底基準面。本區干旱少雨，屬大陸性氣候，年蒸發量是降雨量的4~5倍，本區的氣候特征對地層的含水性具有壹定的控制作用。經過多年的開采及勘探實踐表明，除第四系沖積層和基巖風化殼含水量相對較大外，其下伏的中生界、古生界地層，巖石堅固致密，裂隙、巖溶不甚發育巖石壹般不含水或含水微弱，由于侏羅紀煤層的開采，第四系沖積層潛水和基巖風化殼裂隙水已處于疏干狀態。根據該區自然地理、地質、水文等因素分析，區域內地下水的補給以大氣降水滲入和地表水滲漏為主，本區地層含水性弱或不含水，屬水文地質條件簡單區，水文地質類型為二類壹型。1）含水層全井田共有7個含水層，現分述如下：（1）寒武-奧陶系灰巖巖溶裂隙含水層井田東部邊緣呈窄條狀出露，構成了口泉山脈之脊1001號揭露灰巖厚度51.23m，為奧陶系灰巖，簡易水文變化不明顯，據鄰區1106號孔抽水試驗資料，單位涌水量0.00257L/s.m，滲透系數0.0047m/d，本區灰巖水位標高1050m-1150m，太原組煤層均在灰巖水位之下。（2）太原組砂巖裂隙含水層巖性以粗、中、細砂巖及砂礫巖，系砂巖裂隙承壓水，含水層厚度壹般在15-30m，最大厚度56m。以8號煤頂板砂巖分布較為穩定，是8號煤層直接充水含水層，本組地層埋藏深，巖石裂隙不發育，補給條件差，全區含水性弱。203號鉆孔抽水試驗，單位涌水量0.0037-0.0046L/s.m，滲露系數0.005m/d，水質類型為HCO3-[K+Na].Mg型，礦化度0.473g/L，PH值7.99。（3）山西組砂巖裂隙含水層含水層巖性以粗粒砂巖、中粒砂巖及砂礫巖為主，系砂巖裂隙承壓水。圖1.2井田地層綜合柱狀底部K3砂巖分布穩定，是3號煤層直接充水含水層。山西組砂巖多基底式和空隙式膠結，結構致密，節理裂隙少，巖石的含水性極弱，單位涌水量0.0025L/s.m，滲露系數0.001m/d，水質類型為HCO3-Cl-[K+Na].Mg型，礦化度0.624g/L，PH值7.8。（4）永定莊組砂巖裂隙含水層本組含水層主要賦存在中下部，巖性以粗、中、細砂巖及砂礫巖為主，井田北部直接覆于太原組地層之上，為厚層狀、巨厚層狀，砂巖厚度40-70m，多致密完整，少數鉆孔可見斜裂隙。本組地層埋藏較深，補給條件較差，屬富水性弱的含水層。203號鉆孔抽水試驗抽干，水質類型為HCO3-[K+Na].Mg型，礦化度0.382g/L，PH值7.76。（5）大同組砂巖裂隙含水層大同組為石炭系含煤地層，煤層多，含水層為煤層之間的砂巖體，為層間裂隙含水層。（6）云崗組砂巖裂隙含水層云崗組地層在溝谷倆側多有出露，構成本區基巖裂隙含水層風化殼裂隙發育，在低凹的溝谷地段富水性中等。受相鄰礦井開采的影響，風化裂隙潛水水位大幅度下降，區內的井泉都已干枯，地下水基本處于疏干狀態。（7）第四系沖積層主要分布在口泉溝河床，巖性主要為砂礫巖、砂質粘土及粘土，厚度壹般在10m左右，據以往勘探資料，含水較豐富，煤層開采使含水層下的隔水層被破壞，現以成為漏斗性河谷。2）隔水層井田內主要隔水層為石炭系中統本溪組，厚度為18.48-34.42m，平均24.45m，上部多為粉砂巖、砂質泥巖，下部為鐵鋁質泥巖，夾1-2層石灰巖。本溪組地層在全區分布穩定，是寒武系-奧陶系灰巖和上部煤系地層之間良好的隔水層。其次為煤系地層砂巖之間的泥巖、砂質泥巖，層數多，厚度不等。在橫向上呈交替分布，具隔水、半隔水作用，對含水層之間的水力聯系具有壹定的控制作用。3）地下水的補給、逕流、排泄條件本區大氣降水是地下水的主要補給來源，區內黃土覆蓋，大氣降水滲入條件差，除基巖風化殼及第四系沖積層直接接受降水補給，補給條件較好外，其余含水層補給條件均較差。大同組煤層經多年的開采，在地表形成了大范圍的地表塌陷和裂縫，大氣降水經導水裂隙滲入礦井而成為礦井充水的直接補給來源石炭二疊系地層埋藏較深，裂隙發育甚微弱，而且地表出露面積小，因而其補給條件和逕流條件均較差。奧陶系灰巖僅在井田東部邊緣呈窄條狀出露，地形高差大坡度陡，極不利于降水垂直入滲，巖溶水的補給條件差，本區巖溶裂隙不發育，埋藏深，巖溶水處于相對滯流狀態，流動相當緩慢，水動力條件弱，2003-4（46304）號鉆孔揭露灰巖83.62m，鉆孔作為觀測孔未封孔，奧灰水通過鉆孔補給煤系地層。區內地下水以礦井排水為主要排泄途徑，石炭、二疊系裂隙水及奧陶系巖溶水因井田東部分布有太古界片麻巖，不透水，為隔水邊界，使地下水的排泄受阻，僅有極少量流量從口泉溝排泄，地下水主要是往南排出區外。4）井田水文地質條件綜合分析根據上述分析表明井田的水文地質條件和地形地貌、氣候、地層巖性、地質構造有密切的關系。從地形地貌上見，井田為低山丘陵地貌，受近代地殼不斷上升的影響，地表切割成縱橫交錯的溝谷，這決定著地表徑流的暢通排泄,對地表徑流滲入地下這壹因素給和強烈的影響。本區屬山西高原半干燥的大陸性氣候，年降雨量很小，蒸發量是降雨量的4－5倍，造成大氣降水不能大量補給地下水之先決條件。從構造上見，井田內斷裂構造不發育缺少地下水賦存、遠移的空間。從地層巖性上見，煤系基底寒武－奧陶系碳酸鹽巖海相沉積物，埋藏深，溶巖裂隙不發育，巖溶水水循環交替弱，基本呈滯流狀態，雖然巖溶水位標高高于煤層底板，8號煤層承受的靜水壓力大，局部地區有突水的可能，但巖溶水富水性弱，即使透水也以凈儲量為主，對煤層的影響不會有太大影響。煤系地層為碎屑巖建造，在經歷了成巖固結作用后，巖石致密，隨著埋藏深度的增加，巖石的含水性變弱，永定莊組、山西組、太原組的砂巖含水性極為微弱；大同組之上含水層由于煤層開采而遭破壞，地下水經地表塌陷裂隙潛入井下形成采空區積水，然而3號和9號煤層頂板導水裂隙帶高度小于上、下層煤之間的距離，采空區積水正常情況下對下部煤層的開采影響不大。綜合上述分析，井田為水文地質條件簡單區，水文地質類型為二類壹型。5）礦井充水因素分析礦井充水是不同來源的充水水源以不同方式和途徑進入礦井的過程。大氣降水是不同類型地下水的補給來源，太原組煤系地層埋藏深，大氣降水只能通過井田東部以外的露頭區順層補給煤系地層，是礦井充水的間接因素；山西組、太原組含水層是3和9煤層直接充水含水層，煤層開采后砂巖裂隙水通過冒落帶以淋水、滴水或滲水的方式進入礦井，是礦井充水的主要因素；奧陶系灰巖巖溶水位底部煤層間接充水含水層，只有當隔水層厚度小于臨界隔水層厚度時，或由導水斷層存在的前提下，才可能以突水的方式進入礦井，本區缺少奧灰水位資料，分析以往資料，在井田的東南部8＃煤層底板隔水層厚度較薄，有突水的可能性，煤層開采到該地段時，應提前做好超前探水工作。本設計前期開采9煤層，因此，不會受奧灰水的影響。石炭系地層水文地質條件較為簡單，太原組地層含水性不大，無富水含水層。礦井充水水源為大氣降水，沖洪積層潛水，侏羅紀煤層采空區積水，尤其上部采空區積水危害較大，奧陶系灰巖巖溶水也可對煤系地層進行補給。（1）上層采空區積水（2）.奧陶系灰巖巖溶水（3）小窯積水6）礦井涌水量預測根據礦井地質勘探報告提供，且參照相鄰礦井石炭系開采時的情況計算，預測礦井正常涌水量為190m3/h，最大涌水按正常的1.5倍計算為280m3/h。7）礦井巖層地溫情況根據山西煤田地質勘探115隊2005年5月提交的《山西省大同煤田白洞井田（石炭二疊系）煤炭資源勘探地質報告》資料表明，該礦井無高溫熱害區。1.3煤層特征1.3.1煤層賦存條件該井田內賦存中生代侏羅系大同組、二疊系山西組和石炭系上統太原組煤層，本設計開采為石炭系上統太原組煤層。太原組含煤地層，厚32.13m～220.92m，壹般厚175.90m，由灰、灰白、灰黑色砂巖、粉砂巖、砂質泥巖、泥巖、煤層等組成。砂巖以灰黑色為主，成份主要為石英，次為長石和巖屑，膠結較好，磨圓度中等，多為次圓和次棱角狀，含有較為豐富的植物化石。太原組在該井田內共含煤7層（2、3、5、6、7、8、9），煤層總厚2.60～12.12m，平均厚8.94m，含煤系數16.3%。其中可采和局部可采煤層為3、9號煤，其它為薄而不穩定煤層，工業價值不大。1）煤層情況區內太原組可采煤層分述如下。（1）3號煤層：位于太原組上部，煤厚0～6.40m，平均厚2.15m，含有1～5層夾石，為簡單結構，分布于本區大部，北部西部有無煤區，屬于較穩定煤層。（2）9號煤層：煤厚0～7.82m，平均厚3.85m，結構較簡單，局部含夾石，大部可采，僅在本區南部及北部有倆個面積很小的不可采區分布。屬穩定煤層。開采煤層特征見表1.3。表1.3煤層特征表煤層號煤層厚度最小~最大層間距最小~最大巖性夾矸穩定性及可采性頂板底板平均平均30~6.41.30~15.75炭質泥巖、細砂巖炭質泥巖1~5較穩定大部可采1.9590~8.8217.31炭質泥巖、細砂巖炭質泥巖、粉砂巖0~4穩定可采4.052）煤層頂底板情況各煤層頂底板巖性：石炭系上部煤層的頂板受到山西組不同程度的沖刷，巖性變化大，而且3～5、5～6、8～9煤層之間局部為近距離煤層，層間距變化亦較大。（1）3號煤層：頂板壹般為灰黑色炭質泥巖，細砂巖、砂質礫巖，有時相變為灰白色礫巖，局部發育有偽頂，巖性為炭質泥巖。底板為炭質泥巖。（2）9號煤層：頂板厚1.37～16.53m，平均7.89m。為深灰色炭質泥巖，或灰褐色細砂巖。底板為炭質泥巖或粉砂巖。1.3.2煤質1）物理性質該區的煤層為以弱玻璃光澤為主，少數玻璃光澤或瀝青光澤，結構有層狀和軍壹狀，參差狀斷口，內生裂隙較發育，裂隙中充填碳酸巖類礦物。視密度在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。宏觀煤巖按平均光澤類型劃分，多以半亮型煤為主，半暗型煤為輔。半亮煤以亮煤為主，和暗煤以條帶狀分布，中夾細條帶狀或理狀鏡煤。顯微煤巖在203號孔做了鏡下鑒定，總體見有機組分以鏡質組為主，絲質組次之；無機組分粘土礦物為主。鏡煤最大反射率在0.73～0.78%，屬II變質階段。2）化學性質（1）水分：原煤空氣干燥基水分倆極值在0.37～3.56%，各煤層水分平均含量壹般在1.50%左右。（2）灰分：從鉆孔煤芯煤樣化驗資料見，原煤為中灰—富炭煤，6號和5號煤層灰分平均分別為30.49%和30.17%，以高灰煤為主，中灰煤為輔。3號、9號、8號煤層平均分別為26.86%、22.24%、27.00%，以中灰煤為主，高灰煤為輔，有少數低灰煤。（3）揮發分：原煤干燥無灰基壹般在35～40%，屬高揮發分煤。（4）全硫分：3、9號煤層平均值小于1.00%，均以低硫煤為主，但有部分中低硫和中硫煤；6號煤層平均為1.20%屬中硫煤；8、5號煤層平均分別為2.18%和2.92%，7、8、5號煤層屬中高硫煤。（5）發熱量：原煤發熱量均在19.49～29.01MJ/kg之間，按塔山礦井和王坪礦井資料為4000～4800大卡/克，屬中—高熱值煤。縱觀太原組煤層從上到下，灰份、全硫含量逐漸增大，揮發份變化不大，精煤回收率在7.6～76.28%之間，屬于低~中等。精煤灰分大多小于10%，全硫大多小于1%，揮發份為37～41%，膠質層厚度在19～20mm之間，故多為氣煤和肥氣煤。礦井原煤煤質化驗結果和精煤煤質化驗結果分別見表1.4和表1.5。從上述煤質資料及經濟效益考慮，主要可作動力用煤及工業鍋爐和民用燃煤，也可用于氣化和煉焦配煤。此外，煤的含油率較高，變質程度低，可考慮作液化用煤。表1.4原煤煤質化驗表項目煤層號Ad%Vdaf%St.d%Qgr.daf(MJ/kg)318.01—34.2938.19~40.480.6~1.0232.65—34.2226.86(5)39.41(5)0.74(5)33.42(5)914.44~28.9736.25~40.550.41~2.2023.16~28.1622.24(9)38.27(9)0.99(9)25.09(3)表1.5精煤煤質化驗表項目煤層Ag%Vdaf%St.d%Y(mm)精煤回收率（%）37.25-9.5337.31-41.050.51-0.6914.5－17.549.698.1538.6640.57495.10-11.2733.30-41.760.46-0.9113－2027.95-68.157.7037.900.6549.531.3.3礦井瓦斯、煤塵爆炸及煤層自然傾向性（1）瓦斯根據山西省安全生產監督管理局2005年對白洞礦井的瓦斯等級堅定結果的批復，稱白洞礦礦井為低瓦斯礦井，礦井的瓦斯絕對涌出量為2.09m3/min，相對涌出量0.70m3/ｔ，CO2絕對涌出量13.73m3/min，相對涌出量4.61m3/ｔ。瓦斯賦存受地質因素和地質條件的影響較大，因此瓦斯賦存常有不均衡的壹面，將來開采中，也會因采掘面的不斷擴大，瓦斯涌出量隨之增高，以后的瓦斯檢測和預測仍十分重要。（2）煤塵根據白洞南部鉆孔煤樣工業分析資料表明，各煤層的揮發份在33.5～46.14%之間，灰分在12.92～40.17%之間。經計算各煤層的煤塵爆炸指數在41.72～64.57%之間，存在著煤塵爆炸的危險性。根據大同煤礦集團通風處2005年9月對白洞煤礦石炭系9號和3號煤層進行取樣鑒定結果，該礦的9號煤層的煤塵爆炸指數為37.01%，3號煤層的煤塵爆炸指數為34.55%，倆煤層均有煤塵爆炸性。（3）煤的自燃跟據大同煤礦集團有限責任X公司通風處2005年9月對該礦的石炭系9號和3號煤層進行取樣鑒定，9號煤層的原樣燃點壹般在315～270°C，△T1-3在45°C，自燃傾向性為壹類容易自燃類型；3號煤層的原樣燃點壹般在320～275°C，△T1-3在45°C，自燃傾向性為壹類容易自燃類型，壹般貯煤露天堆放6～12個月既有煤炭自燃發生。（4）礦井煤和瓦斯突出危險性根據山西煤田地質勘探115隊2005年5月提交的《山西省大同煤田白洞井田（石炭系）煤炭資源勘探地質報告》，該井田的石炭系煤層不存在煤和瓦斯突出的危險性。2井田開拓2.1井田境界及可采儲量2.1.1井田境界1）井田范圍在煤田劃分為井田時，要保證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開發。煤田范圍劃分為井田的原則有：（1）井田范圍內的儲量，煤層賦存情況及開采條件要和礦井生產能力相適應；（2）保證井田有合理尺寸；（3）充分利用自然條件進行劃分，如地質構造（斷層）等；（4）合理規劃礦井開采范圍，處理好相鄰礦井間的關系。本井田位于大同礦務局總體發展規劃中的同忻聯合井田白洞分區南部，根據之上原則，礦西北以F1和F2斷層為界，東北以F3斷層為界，南部以F4斷層和人為邊界為界，東南及西南以人為邊界，按礦區內統壹劃分的井田邊界，井田總體呈長方形。2）開采界限本井田的主要含煤地層由老至新為：太古界集寧群、寒武系、奧陶系馬家溝組、石炭系中統本溪組、上統太原組、二疊系下統山西組、下石盒子組、上統上石盒子組、第四系中、上更新統、全新統。本設計涉及的含煤地層為石炭系太原組，太原組含煤地層，厚32.13m～220.92m，壹般厚75.90m，由灰、灰白、灰黑色砂巖、粉砂巖、砂質泥巖、泥巖、煤層等組成。砂巖以灰黑色為主，成份主要為石英，次為長石和巖屑，膠結較好，磨圓度中等，多為次圓和次棱角狀，含有較為豐富的植物化石。太原組在該井田內共含煤7層（2、3、5、6、7、8、9），煤層總厚2.60～12.12m，平均厚8.94m，含煤系數16.3%。其中可采和局部可采煤層為3、9號煤，其它為薄而不穩定煤層，工業價值不大。開采上限：9號煤層之上無可采煤層。下部邊界：人為劃分的下部井田邊界。3）井田尺寸井田的走向最大長度為7.12km，最小長度為5.40km，平均長度為6.12km。井田的傾斜方向最大長度為3.60km，最小長度為4.21km，平均長度為4.02km。煤層的傾角最大為12°，最小為1°，平均為4°。井田的水平面積按下式計算：S＝H×L(2.1)式中：S—井田的水平面積，km2；H—井田的平均水平寬度，km；L—井田的平均走向長度，km；則井田的水平面積為：S=6.12×4.02/cos4°=24.66km2。本次儲量計算是在精查地質報告提供的1：10000煤層底板等高線圖上計算的，儲量計算可靠，井田面積24.60km2。4）井田的工業儲量（1）儲量計算基礎礦井設計儲量＝工業儲量－永久煤柱損失礦井設計可采儲量＝（礦井設計儲量－保護煤柱損失）×采區回采率式中：工業儲量為能利用的A＋B＋C級儲量；永久煤柱為：井田境界、斷層、鐵路橋、村莊保護煤柱；保護煤柱為：工業場地、風井場地、主要巷道及上、下山保護煤柱。（1）工業儲量依據勘探鉆孔見煤厚度，采用平均煤厚計算，則井田的工業儲量為：=(公式2.1)式中：——工業儲量，萬t；——塊段水平投影面積，m2；——塊段內鉆孔見煤厚度的均值，m；——塊段內煤層的平均傾角，°；其中塊段水平投影面積Si為24.60km2即井田面積；3號煤層的平均厚度為2.15m，9號煤層平均厚度是4.05m,煤的容重為1.4t/m3，煤層平均傾角取4°，即=24.60×（3.85+2.15)×1.40÷cos4°=207.46Mt其中九號煤層儲量139.72Mt，3號煤層儲量67.74Mt2.1.2可采儲量工業場地占地面積，根據《煤礦設計規范中若干條文件修改決定的說明》中第十五條，工業場地占地面積指標見表2.1。表2.1工業場地占地面積指標井型（萬t/a）占地面積指標（公頃/10萬t）240及之上1.0120-1801.245-901.59-301.8以指標規定白洞礦工業場地計算為：①占地面積指標取：1.2公頃/10萬t②面積計算：120萬t×1.2公頃/10萬t=14.4公頃所以把工業廣場設計成矩形，長和寬都是380m.,布置在井田中央礦井保護煤柱量1）安全煤柱留設原則（1）工業場地、井筒留設保護煤柱，對較大的村莊留設保護煤柱，對零星分布的村莊不留設保護煤柱，搬遷井田內地表的小村莊；（2）各類保護煤柱按垂直斷面法或垂線法確定。用巖層移動角確定工業場地、村莊煤柱；（3）維護帶寬度：風井場地20m，其他15m；（4）斷層煤柱寬度30m，井田境界煤柱寬度為20m（3）工業儲量計算井田范圍內的煤炭儲量是礦井設計的基本依據，礦井主采煤層為9號煤層以及3號煤層，采用算術平均法。即煤炭工業儲量是由煤層面積、容重及厚度相乘所得，其公式壹般為：Zg=S×M×R(2.2)其中：Zg——礦井的工業儲量，t；S——井田的傾斜面積，km2；M——煤層的厚度，m；R——煤的容重，t/m3，取R=1.4t/m3。則Zg=24.60×106/cos40×（2.15+3.85）×1.4=20716.48萬t其中九煤層：Z3g=24.60×106/cos40×3.85×1.4=13293.07萬t三煤層：Z5g=24.60×106/cos40×2.15×1.4=7423.41萬t2.1.2可采儲量1）安全煤柱留設原則（1）工業場地、井筒留設保護煤柱，對較大的村莊留設保護煤柱，對零星分布的村莊不留設保護煤柱，搬遷井田內地表的小村莊；（2）各類保護煤柱按垂直斷面法或垂線法確定。用巖層移動角確定工業場地、村莊煤柱；（3）維護帶寬度：風井場地20m，其他15m；（4）斷層煤柱寬度30m，井田境界煤柱寬度為20m；（5）工業場地占地面積，根據《煤礦設計規范中若干條文件修改決定的說明》中第十五條，工業場地占地面積指標見表2.1。表2.1工業場地占地面積指標井型（萬t/a）占地面積指標（公頃/10萬t）240及之上1.0120-1801.245-901.59-301.8以指標規定白洞礦工業場地計算為：①占地面積指標取：1.2公頃/10萬t②面積計算：120萬t×1.2公頃/10萬t=14.4公頃2）礦井保護煤柱量（1）邊界斷層保護煤柱邊界保護煤柱損失量可按下列公式計算P=L×B×M×R（2.2）其中：P——邊界煤柱損失量，m；L——邊界保護煤柱寬度，m；B——邊界長度，m；M——煤層厚度，m；R——煤的容重，t/m3，取R=1.4t/m3。井田邊界斷層煤柱按經驗值30m的寬度留置，西北部F1為4.24km，F2為2.06km，F3為3.88km，F4為4.12km，總長度為：14.30km。井田的邊界斷層保護煤柱為：P1=14.30×103×30×（3.85+2.15）/cos4°×1.4=361.24萬t其中九煤層為：231.80萬t三煤層為：129.44萬t（2）煤層露頭的安全防水煤柱本井田無須留設安全防水煤柱，P2為0。（3）人為邊界保護煤柱人為邊界按照20m留置，北部、東南、西南部邊界為人為邊界，長度為分別為0.38km、1.24km、3.96km、2.36km，總長度為：7.94km。P3=7.94×103×20×（3.85+2.15）/cos4°×1.4=133.72萬t其中九煤層為：85.81萬t三煤層為：47.92萬t（4）井田內斷層保護煤柱井田內斷層F5較小，可直接采過，不計保護煤柱，P4=0。（5）工業廣場保護煤柱工業廣場按Ⅰ級保護留圍護帶寬度20m，工業廣場面積由表2.1確定，取14.4公頃，為邊長380m的矩形。工業廣場保護煤柱如圖2.2。則工業廣場保護煤柱P5=782.75萬t；其中九煤層：440.57萬t三煤層：342.18萬t綜合之上計算，則礦井的可采儲量按下式計算：Zk=(Zg-P)×C（2.3）其中：Zk----礦井的可采儲量，t；Zg----礦井的工業儲量，t；P----保護工業場地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留設的永久煤柱損失量，t；C----采區采出率,九煤層為75％，三煤層為80%。當下分煤層計算可采儲量：九煤層Z9=(Zg9-P9)×C9=（13293.07-1225.02）×75%=9150.04萬t三煤層Z3=(Zg3-P3)×C3=（7423.41-780.24）×80%=5314.54萬t則：Zk=Z9+Z3=9150.04+5314.54=14464.58萬t即礦井可采儲量為14464.58萬t。圖2.2工業廣場保護煤柱表2.2保護煤柱損失量煤柱類型損失量（萬t）邊界斷層保護煤柱361.24人為邊界保護煤柱133.72工業廣場煤柱782.75大巷保護煤柱727.54合計2005.252.1.3礦井設計生產能力及服務年限1）礦井工作制度根據《煤炭工業礦井設計規范》相關規定，確定礦井設計年工作日為300天，工作制度采用“三八制”，每天三班作業，倆班生產，壹班準備，每班工作8小時。礦井每晝夜凈提升時間為16小時。2）礦井設計生產能力確定的依據《煤炭工業礦井設計規范》第2.2.1條規定：礦井設計生產能力應根據資源條件、開采條件、技術裝備、經濟效益及國家對煤炭的需求等因素，經多方案比較或系統優化后確定。礦區規模可依據以下條件確定：(1)資源情況：煤田地質條件簡單，儲量豐富，應加大礦區規模，建設大型礦井。煤田地質條件復雜，儲量有限，則不能將礦區規模定得太大；(2)開發條件：包括礦區所處地理位置（是否靠近老礦區及大城市），交通（鐵路、公路、水運），用戶，供電，供水，建筑材料及勞動力來源等。條件好者，應加大開發強度和礦區規模;否則應縮小規模；(3)國家需求：對國家煤炭需求量（包括煤中煤質、產量等）的預測是確定礦區規模的壹個重要依據；(4)投資效果：投資少、工期短、生產成本低、效率高、投資回收期短的應加大礦區規模，反之則縮小規模。3）礦井設計生產能力白洞井田儲量豐富，煤層賦存穩定，頂底板條件好，斷層褶曲少，傾角小（4度），厚度變化不大，開采條件較簡單，技術裝備先進，經濟效益好，煤質為優質動力煤，交通運輸便利，市場需求量大，宜建大型礦井。確定白洞礦井設計生產能力為120萬t/a。礦井生產能力主要根據礦井地質條件、煤層賦存情況、開采條件、設備供應及國家需煤等因素確定。4）礦井服務年限井年生產能力的確定礦井設計服務年限按下式計算：T=Z/(A·K)其中：T-設計服務年限，a；A-設計生產能力，Mt/a；Z-設計可采資源量，Mt；K-資源量備用系數，取1.4。則9號煤設計的第壹水平服務年限為：T=Z/(A·K)＝96.4÷(1.2×1.4)=57.4a為：T=Z/(A·K)＝146.26÷(1.2×1.4)=87.1a表2.3不同礦井設計生產能力時礦井服務年限礦井設計生產能力礦井設計服務年限第壹水平設計服務年限煤層傾角（Mt/a）（a）<25°25°~45°>45°6.0及之上703530253.0~5.0603025201.2~2.4502520150.45~0.940201515由表2.3可知，礦井的開采服務年限完全符合規范的要求，第壹水平的服務年限符合礦井設計規范的的要求。5）井型校核5．井型校核按礦井的實際煤層開采能力，輔助生產環節的能力、儲量條件及安全條件等因素對井型進行校核。(1)礦井開采能力校核礦井的開采能力取決于回采工作面和采區的生產能力，該礦井由于煤層地質條件好,構造簡單，賦存穩定，厚度變化不大。主采煤層9號煤層，平均傾角4°，平均煤厚4.05m，根據現代化礦井“壹礦壹井壹面”的發展模式，本礦設計布置壹個綜采工作面能夠達到設計產量。(2)輔助生產環節的能力校核本礦井為大型礦井，開拓方式為立井開拓，主井提升容器為倆對12噸底卸式提升箕斗，副立井采用罐籠提升，運輸能力和大型設備的下放能夠達到設計井型的要求。工作面生產原煤經條帶斜巷用膠帶輸送機運到煤倉或大巷膠帶輸送機，再到井底煤倉，再經主立井箕斗提升至地面，運輸能力很大，自動化程度很高，原煤外運不成問題。輔助運輸采用罐籠，同時本設計的井底車場調車方便，通過能力大，滿足矸石、材料及人員的調動要求。所以輔助生產環節完全能夠滿足設計生產能力的要求。(3)通風安全條件的校核本礦井屬于低瓦斯礦井，水文地質條件簡單，通風系統簡單；礦井通風采用中央且列式通風，能夠滿足通風的要求。2.2井田開拓井田開拓是指在井田范圍內，為了采煤，從地面向地下開拓壹系列巷道進入煤體，建立礦井提升、運輸、通風、排水和動力供應等生產系統。這些用于開拓的井下巷道的形式、數量、位置及其相互聯系和配合稱為開拓方式。其中包括確定，主、副井和風井的井筒形式、深度、數量、位置、階段高度、大巷位置、采（帶）區劃分以及開采順序和通風運輸系統。2.2.1井田開拓的基本問題井田開拓是指在井田范圍內，為了采煤，從地面向地下開拓壹系列巷道進入煤體，建立礦井提升、運輸、通風、排水和動力供應等生產系統。這些用于開拓的井下巷道的形式、數量、位置及其互相聯系和配合稱為開拓方式。合理的開拓方式，需要對技術可行的幾種開拓方式進行技術經濟比較，才能確定。(1)井田開拓主要研究如何布置開拓巷道等問題，具體有下列幾個問題需認真研究。1)確定井筒的形式、數量和配置，合理選擇井筒及工業場地的位置；2)合理確定開采水平的數目和位置；3)布置大巷及井底車場；4)確定礦井開采程序，做好開采水平的接替；5)進行礦井開拓延伸、深部開拓及技術改造；6)合理確定礦井通風、運輸及供電系統。（2）確定開拓問題，需根據國家政策，綜合考慮地質、開采技術等諸多條件，經全面比較后才能確定合理的方案。在解決開拓問題時，應遵循下列原則：1)貫徹執行國家有關煤炭工業的技術政策，為早出煤、出好煤高產高效創造條件。在保證生產可靠和安全的條件下減少開拓工程量；尤其是初期建設工程量，節約基建投資，加快礦井建設。2)合理集中開拓部署，簡化生產系統，避免生產分散，做到合理集中生產。3)合理開發國家資源，減少煤炭損失。4)必須貫徹執行煤礦安全生產的有關規定。要建立完善的通風、運輸、供電系統，創造良好的生產條件，減少巷道維護量，使主要巷道經常保持良好狀態。5)要適應當前國家的技術水平和設備供應情況，且為采用新技術、新工藝、發展采煤機械化、綜掘機械化、自動化創造條件。6)根據用戶需要，應照顧到不同煤質、煤種的煤層分別開采，以及其它有益礦物的綜合開采。2.2.2確定井筒形式、數目、位置1．井筒形式的確定井筒形式有三種:平硐、斜井、立井。壹般情況下，平硐最簡單，斜井次之，立井最復雜。如表2-6。表2-6各種井筒形式優缺點比較優點缺點平峒運輸環節少，設備少，系統簡單，費用低。受地形及埋藏條件限制，只適用于賦存較高的山嶺、丘陵或溝谷地帶，且且要便于布置工業場地斜井掘進速度快，井筒施工單價低，延伸對生產干擾少斜井井筒長，提升深度有限，通風路線長，阻力大。立井井筒通風斷面大，通風阻力小，不受煤層傾角、厚度、瓦斯、水文等自然條件制約施工技術復雜，需要的設備多，要求有較高的技術水平，基建費用高平峒開拓是最經濟和最簡單的壹種開拓方式，系統簡單、施工容易、建井期短，基建投資和生產成本低，井下不需井底車場，地面不需安裝提升設備，減少了礦建、土建的工程量，可是平硐開拓受地形埋藏條件的限制，只有在地形條件合適，煤層賦存較高的山嶺、丘陵或溝谷地區，且便于布置工業廣場和引進鐵路，上山部分儲量大致能滿足同類型井型水平服務年限要求。斜井開拓和立井開拓相比，施工速度比較簡單、建井速度比較快，工期短，投資小，井筒裝備和地面工業設施比立井開拓簡單，井底車場簡單，工程量少。多水平開拓時，石門的掘進量和運輸量均比立井開拓要少，就水平延伸方便，特別是采用膠帶輸送機提升時，提升能力和深度無關，增產潛力大，可連續運輸，易于實現自動化。當采用鋼絲繩膠帶輸送機時，仍能夠兼作提升人員用。但斜井同立井相比，也有其缺點：同樣的開采深度，斜井井筒較長，因而井筒鋪設的管路、電纜以及其它線路的長度比較大，采用絞車輔助提升速度小，因井筒長而使提升能力小，同時井筒受自然條件影響較大，如采用箕斗或串車提升，就需分段提升，這技術上，經濟上是不合理的。當表土層厚，含流砂層時，斜井穿過長度大，施工復雜，當圍巖不穩定時，斜井井筒維護困難、維護量大。另外，煤層傾角對斜井開拓有壹定的影響。當傾角較大時，采用和煤層角度壹致的斜井，提升方式和提升能力均受到限制；當斜井從頂板進入的穿層斜井，井筒保安煤柱將需增大。斜井開拓適用于煤層賦存較淺，表土層不厚，水文地質條件簡單的緩傾斜或傾斜煤層。立井開拓不受煤層傾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然條件的限制，在采深相同的條件下，立井井筒短、提升速度快，提升能力大，對輔助提升特別有利，井筒斷面大，可滿足高瓦斯礦井、煤和瓦斯突出礦井需風量的要求，且阻力小，對深井開拓極為有利；當表土層為富含水層或流沙層時，立井井筒比斜井容易施工；對地質構造和煤層產狀均特別法則的井田，能兼顧深部和淺部不同產狀的煤層。主要缺點是立井井筒施工技術復雜，需用設備多，要求有較高的技術水平，井筒裝備復雜，掘進速度慢，基本建設投資大。根據自然地理條件、技術經濟條件等因素，綜合考慮白洞礦的實際情況：①表層土較厚，淮河沖積形成，風化嚴重；②地面標高平均+1430m左右，煤層埋藏較深，距地面垂深在400～600m之間；③礦井年設計生產能力為120萬t/a，為大型礦井。該礦井采用立井開拓為宜。根據礦井提升的需要和本礦的地質條件及《煤礦安全規程》的規定，在本井田的上部設立主副井井筒各壹個。主井用來提升原煤，副井用來運送人員、材料、矸石及通風等。本礦井的瓦斯含量不大，屬于低瓦斯礦井，礦井通風容易，全礦采用中央且列式通風。同時考慮到井田走向較長，為了減少通風阻力，設計的大巷的斷面面積較大，以保證礦井的正常通風。（2．井筒位置的確定井筒是井下和地面出入的咽喉，是全礦井的樞紐。井筒位置的選擇對于建井期限、基本建設投資、礦井勞動生產率以及噸煤生產成本都有重要影響，因此，井筒位置壹定要合理選擇。選擇井筒位置時要考慮以下主要原則：①有利于井下合理開采a、井筒沿井田走向的有利位置當井田形狀比較規則而儲量分布均勻時，井筒沿井田走向的有利位置應在井田的中央；當井田儲量分布不均勻時，井筒應布置在井田儲量的中央，以形成倆翼儲量比較均衡的雙翼井田，可使沿井田走向的井下運輸工作量最小，通風網絡較短，通風阻力小。應盡量避免井筒偏于壹側，造成單翼開采的不利局面。b、井筒沿煤層傾向的有利位置在傾向上井筒宜布置在中偏上的位置，同時考慮到減少煤損，盡量讓工業廣場保護煤柱圈住壹些影響生產的地質構造和斷層。②有利于礦井初期開采選擇井筒位置要和選擇初期開采區密切結合起來，盡可能使井筒靠近淺部初期開采塊段，以減少初期井下開拓巷道工程量，節省投資和縮短建井期。③盡量不壓煤或少壓煤確定井筒位置，要充分考慮少留井筒和工業廣場保護煤柱，做到不壓煤或少壓煤。為了保證礦井投產后的可靠性，在確定井筒位置時，要使地面工業場地盡量不壓首采區煤層。④有利于掘進和維護a、為使井筒的開掘和使用安全可靠，減少其掘進的困難及便于維護，應使井筒通過的巖層及表土層具有較好的水文、圍巖和地質條件。b、為加快掘進的速度，減少掘進費用，井筒應盡可能不通過或少通過流沙層、較厚的沖積層及較大的含水層。c、為便于井筒的掘進和維護，井筒不應設在受地質破壞比較劇烈的地帶及受采動影響的地區。d、井筒位置仍應使井底車場有較好的圍巖條件，便于大容積硐室的掘進和維護。⑤便于布置地面工業場地井口附近要布置主、副生產系統的建筑物及引進鐵路專用線。為了便于地面系統之間互相聯接，以及修筑鐵路專用線和國家鐵路接軌，要求地面平坦，高差不能太大，專用線短，工程量小及有良好的技術條件，應盡量避免穿過村鎮居民區、文物古跡保護區、陷落區或采空冒落區、洪水侵入區；要盡量少占農田、果園經濟作物區，盡量避免橋涵工程，尤其是大型橋涵隧道工程。為考慮長期運輸的行車安全和管理，要盡量避免和公路或其他農用道路相交，力求使接軌點位于變電站配線壹側。另外，井口標高應高于歷年的最高洪水位；仍要考慮風向的影響，防止污染。總之，選擇井筒位置要統籌井田全局，兼顧前期和后期、地下和地面等各方面因素。不僅要考慮有利于第壹水平，仍應兼顧其他水平，適當考慮井筒延伸的影響。（3）井筒位置的確定綜上，為便于地面運輸及工業廣場布置，主井井筒位置布置方案也能夠選擇在井田西部邊界附近。考慮之上井筒位置確定原則，且結合礦井實際情況，最終確定主、副井筒位于井田的中央，有利于減少礦井保護煤柱損失；同時，也便于以后三號煤延深開采。風井井口位置的選擇應在滿足通風條件的前提下，和提升井筒的貫通位置最短，且利用各種煤柱以減少保護煤柱的損失。本礦井采用中央風井回風，故將風筒布置在工業廣場保護煤柱內，從而減少了煤柱的損失。綜合之上因素，結合礦井實際情況，提出本礦井井筒布置位置如下：表2.4井筒位置坐標井筒名稱XYZ副井441970054256001450主井442000054255101450風井4419620542546014503）工業廣場的位置、形狀和面積的確定工業場地的選擇主要考慮以下因素：（1）盡量位于儲量中心，使井下有合理的布局；（2）占地要少，盡量做到不搬遷村莊；（3）盡量布置在地質條件較好的區域，同時工業場地的標高要高于最高洪水位；（4）盡量減少工業廣場的壓煤損失。（1）提出方案根據之上分析，現提出以下三種在技術上可行的開拓方案，分述如下方案壹立井單水平開拓主、副井井筒均為立井，布置于井田中央，只設壹個水平。由于輔助運輸采用無軌膠輪車，爬坡能力強。大巷布置在煤層底部的巖層中。如圖2—3。方案二主斜副立單水平開拓斜井提煤運輸能力大，立井輔助運輸能力大，為此提出主井采用斜井開拓副井采用立井開拓。大巷布置在煤層底板的巖層中，沿底板掘進。如圖2—4。方案三斜井單水平開拓主、副井井筒均為斜井開拓，布置于井田中央。大巷布置在煤層底板的巖層中。如圖2—5。圖2-3方案壹立井單水平開拓圖2-4方案二主斜副立單水平開拓圖2-5方案三斜井單水平開拓（2）技術比較之上所提三個方案大巷布置及水平數目均相同，區別在于井筒形式和井筒位置不同及部分基建、生產費用不同。立井開拓不受煤層傾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然條件的限制。且且井筒短，提升速度快，提升能力大，對輔助提升特別有利。主要缺點是井筒施工技術復雜，需用設備多，要求有較高的技術水平，掘進速度慢，基建投資大。方案二主井為斜井，斜井適用于井田內煤層賦存不深的礦井，斜井的井筒掘進技術和施工設備比較簡單，掘進速度較快，但斜井井筒長度比立井長，井筒維護費用高，井田內9號煤層厚度埋藏較深，傾角小、賦存穩定，涌水量小，斜井的優點不突出。而考慮到后期需要和立井的提升能力大的特點很適合1.2Mt的中型礦井的需要。經過之上技術分析、比較再結合粗略估算費用結果。（3）經濟比較壹、二、三方案有差別的建井工程量、生產運營工程量、基建費、生產運營費和經濟比較結果。分別計算匯總于下列表中。見表2.5、表2.6、表2.7。表2.5方案壹雙立井單水平開拓項目數量（10m）基價（元）費用（萬元）費用（萬元）基建費用（萬元）=1\*GB3①主井開鑿表土段210491.520.9446.762基巖段459463.6425.862=2\*GB3②副井開鑿表土段215786.031.572688.072基巖段4514588.9656.5=3\*GB3③井底車場巖巷1004187.4418.74418.74=4\*GB3④小計1553.6生產費用（萬元）=5\*GB3⑤立井提升系數煤量（萬t）提升高度（km）基價（元/t.km）5436.961.260250.471.6=6\*GB3⑥排水涌水量（m3/h）時間（h）服務年限（年）基價（元/t.km）2656.381908760570.28=7\*GB3⑦大巷運輸系數煤量（萬t）平均運距（km）基價（元/t.km）2570.41.260001.020.35=8\*GB3⑧小計10572.74合計=9\*GB3⑨費用（萬元）12126.34表2.6方案二主斜副立單水平開拓項目數量（10m）基價（元）費用（萬元）費用（萬元）基建費用（萬元）=1\*GB3①主井開鑿表土段5.46243.333.7591.04基巖段1035411557.33=2\*GB3②副井開鑿表土段215786.031.572658.89基巖段4314588.9620.73=3\*GB3③井底車場巖巷1004187.4418.74418.74=4\*GB3④小計1668.67生產費用（萬元）=5\*GB3⑤斜井提升系數煤量（萬t）提升高度（km）基價（元/t.km）6246.721.260251.080.8=6\*GB3⑥排水涌水量（m3/h）時間（h）服務年限（年）基價（元/t.km）2656.381908760570.28=7\*GB3⑦大巷運輸系數煤量（萬t）平均運距（km）基價（元/t.km）2570.41.260001.020.35=8\*GB3⑧小計11473.5合計=9\*GB3⑨費用（萬元）13142.17表2.7方案三雙斜井單水平開拓項目數量（10m）基價（元）費用（萬元）費用（萬元）基建費用（萬元）=1\*GB3①主井開鑿表土段5.66243.334.96549基巖段955411514.04=2\*GB3②副井開鑿表土段5.27196.9374.24920.75基巖段1015411546.51=3\*GB3③井底車場巖巷1004187.4418.74418.74=4\*GB3④小計1888.49生產費用（萬元）=5\*GB3⑤斜井提升系數煤量（萬t）提升高度（km）基價（元/t.km）5818.7041.260251.0060.8=6\*GB3⑥排水涌水量（m3/h）時間（h）服務年限（年）基價（元/t.km）3035.871908760570.32=7\*GB3⑦大巷運輸系數煤量（萬t）平均運距（km）基價（元/t.km）2570.41.260001.020.35=8\*GB3⑧小計11424.97合計=9\*GB3⑨費用（萬元）13313.46表2.8比較匯總表方案方案壹方案二方案三名稱雙立井單水平開拓主斜副立單水平開拓雙斜井單水平開拓（井田中央）基建費用（萬元）1553.61668.671888.49生產費用（萬元）10572.7411473.511424.97合計（萬元）12126.3413142.1713313.46百分比100%108.38%109.79%在上述經濟比較中進行以下幾點說明：①之上方案，布置相同的地方不做比較，只對那些不同的基建和生產的部分作比較。②在之上方案經濟比較中，所列各項工程造價是根據市場價格而統壹確定的。通過對比可得，最好的方案就是雙立井單水平開拓2.2.2礦井基本巷道1．井筒有前述確定的開拓方案可知主、副井都為立井，且且風井設置在井田邊界。壹般來說，立井井筒的橫斷面形狀有圓形和矩形倆種，但圓形斷面的立井服務年限長，承壓性能好，通風阻力小，維護費用底以及便于施工等優點，因此主、副井筒及風井均采用圓形斷面。（1）主井主井井筒采用立井形式，圓形斷面，凈直徑為6.5m，斷面面積33.18，井筒內裝備倆套12t的雙箕斗，井壁采用混凝土砌碹支護方式。此外，仍布置有檢修道、動力電纜、照明電纜、通訊信#電纜、人行臺階等設施。主井井筒斷面和井筒特征表分別見下圖2.7和表2.10所示。（2）副井副井井筒采用立井形式，圓形斷面，凈直徑為7.7m，斷面面積為46.56，井筒內裝備壹對1.5t雙層4車罐籠，井壁采用混凝土砌碹支護方式，井筒主要用于提料、運人、提升設備、矸石等。采用金屬罐道梁，行鋼組合罐道，斷面布置，罐道梁采用通梁式布置方式。副井內除裝備罐籠外，仍設有梯子間作為安全出口，且設有管子道、電纜道。副井井筒斷面和井筒特征表分別見下圖2.8和表2.11所示。（3）風井風井井筒采用立井形式，圓形斷面，凈直徑為5m，斷面面積為19.63，采用混凝土支護方式，井壁厚度為500mm，備有安全出口。風井井筒斷面和井筒特征表分別見下圖2.9和表2.12所示。（4）風速驗算所選定的副井作為進風井，風井作為出風井，其斷面的大小必須符合風速要求。由第四章《礦井通風和安全》的風速驗算可知，所選擇的井筒符合風速要求。圖2.7主井井筒斷面布置圖表2.10主井井筒特征表井型120萬t井筒直徑6.5m井深286.6（390）m凈斷面積33.18m2提升容器倆套12t雙箕斗井筒支護混凝土砌碹厚500mm充填混凝土厚50mm圖2.8副井井筒斷面布置圖表2.11副井井筒特征表井型120萬t井筒直徑7.7m井深286.6（390）m凈斷面積46.56m2提升容器壹對1.5t雙層罐籠井筒支護混凝土砌碹厚500mm充填混凝土厚50mm圖2.9風井井筒斷面布置圖表2.12風井井筒特征表井型120萬t井筒直徑5.0m井深283.7m凈斷面積19.63m2井筒支護混凝土砌碹厚400mm充填混凝土厚50mm2）井底車場本礦井采用環形井底車場，此形式車場的特點，是空重列車在車場內不在同壹軌道上作相向運行，即環形單向運行。車場調度工作簡單，通過能力大，應用范圍廣，但車場的工程量較大。圖2.7井底車場示意圖1—副井2—主井3—風井4—中央水泵房5—中央變電所6—進風大巷7—回風大巷8—調度室9—水倉10—等候室11—清理撒煤巷12—醫療室13—工具室14—消防材料室井底車場空、重車線調車線長度按1.5倍列車長度考慮，壹列礦車為20個車廂，采用1.5t固定箱式礦車，型號為MG1.7-9B,外形尺寸（長×寬×高）2400×1150×1150（mm），故取調車線長度為80m。調車方式主要是機頭從壹側將重車推入副井，然后繞道另壹側拉上材料車或是空車。因為本礦井運煤主要是靠膠帶，所以車場調車比較簡單。本礦井設計年產量為120萬t，大巷運輸采用帶寬為1200mm的膠帶運輸機運煤，輔助運輸采用1.5t固定箱式礦車，井底車場經過石門和大巷直接相連。為了保證礦井生產及安全的需要，井底車場設有各種硐室，包括變電所、水泵房、工具室，調度室、等候室、醫療室。井底車場布置見圖2.7。3）主要開拓巷道主要開拓巷道如膠帶運輸巷（圖2-12）及雙軌輔助運輸大巷（圖2-13）均布置在3煤層中的底板巖層中。為了更好地連接煤倉和搭接皮帶，同時兼顧架線電機車的運行和排水需要，其坡度控制在小于3‰～5‰的范圍之內。由于其服務時間長，為了便于維護，且根據現場使用情況，其斷面均采用半圓拱型，且采用錨網索噴聯合支護。各主要開拓巷道的斷面尺寸，均按運輸設備的外形尺寸以及《規程》中的有關安全間隙的要求而確定的，且按通風要求驗算風速。(1)膠帶輸送機大巷本礦的膠帶輸送機大巷設計為半圓拱形斷面，采用錨網索聯合支護，全斷面布置錨桿和掛網，采用Φ20-M22-2600mm高強度螺紋鋼樹脂錨桿，間排距為800×800mm三花型布置，錨深2000mm，采用Φ22-8300-1錨索，噴射混凝土厚度為100mm，強度為C20，采用鋼筋焊接50×50mm-3.4×1.1m的金屬網；巷道每隔200m設壹條和軌道大巷的聯絡巷，每隔50m設壹個躲避硐，和巷道壹起掘進，混凝土強度為C30。巷道結構如圖2-12所示，巷道斷面特征表見表2-19。圖2-12膠帶運輸大巷斷面表2-19巷道特征表(2)輔助運輸大巷本礦的輔助運輸大巷設計為半圓拱形斷面，采用錨網索聯合支護，全斷面布置錨桿和掛網，采用Φ20-M22-2600mm高強度螺紋鋼樹脂錨桿，間排距為800×800mm三花型布置，錨深2000mm，采用Φ22-8300-1錨索，噴射混凝土厚度為100mm，強度為C20，采用鋼筋焊接50×50mm-3.4×1.1m的金屬網；巷道底板鋪設300mm后的混凝土，混凝土強度為C30。巷道每隔200m設壹條和軌道大巷的聯絡巷，每隔50m設壹個躲避硐，和巷道壹起掘進，混凝土強度為C30。巷道結構如圖2-13所示，巷道斷面特征表見表2-20。圖2-13輔助運輸大巷斷面表2-20巷道特征表2.2.3運輸設備的選擇1）大巷運輸設備選擇主運輸系統有膠帶運輸機運輸的連續式和礦車軌道運輸的間斷式倆種運輸方式。從系統可靠性和運輸能力上分析，連續式運輸方式具有較大的優越性，可靠性，適應性強，能力大；不存在調車的間隔時間，管理簡單，生產安全，易于實現自動控制，可適應無煤倉運輸系統和煤層大巷布置；運輸能力大，效率高，能滿足高產高效工作面生產的運輸要求。大巷采用礦車運輸方式，則要求大巷平整，壹般布置巖層大巷易于滿足要求。布置巖層大巷，再加上采區煤倉，工程量大，開拓準備時間長，投資大，礦井生產初期效益比較差。只有到了生產后期，隨著運輸距離的加大，才能顯示出運輸費用低的優點。可是這種運輸方式用人多，效率低，列車調度管理復雜，安全性差。再經濟方面，當運輸距離比較短，生產集中時，膠帶運輸機的投資及運營費用比礦車間斷運輸要省，礦井發初期投資少，生產費用低，效益好。主要問題時當運輸距離比較大時，設備費用及運輸費用比較高。從技術經濟合理性上見，間斷式運輸適合于不宜布置煤層大巷的條件，以及老礦改造和礦井生產能力不是很大的礦井，或初期運輸距離很長的平硐開拓。膠帶運輸機連續運輸適合于煤層條件簡單，運輸距離短，運輸量大的條件。隨著運量的增大，適合膠帶運輸機運輸的臨界運距在不斷增大。間斷式運輸方式由于存在機車粘著重量偏低，軌道條件差，必須有采區大煤層來緩沖等問題，而和巷道布置簡單化，單層煤巷布置的高產高效礦井發展趨勢相矛盾，已不能適應高產高效工作面的生產需要。將膠帶輸送機連續運輸和以煤巷為主的開拓部署相結合，具有明顯的技術優勢和經濟優勢。綜合分析開拓部署，帶區巷道布置體系和運輸方式的使用條件，確定采用連續式運輸方式，即用膠帶運輸機運輸。（2）主運輸系統和設備穩定可靠的煤炭運輸是礦井高產高效的物質保障。從工作面運輸巷到井底煤倉全部實現了膠帶運輸機連續運輸。在礦井的膠帶運輸大巷設了阻燃型膠帶運輸機，型號為GX2000，運輸能力為1415t/h，其參數見表2.11。表2.11膠帶運輸機參數項目單位技術特征型號GX2000阻燃型輸送量t/h1415輸送長度m1400帶速m/s3.15傳動滾筒直徑mm1400減速機速比1:40輸送帶類型GX3000帶厚mm28帶寬mm1200卸載處滾筒直徑mm1250電動機型號YB35SM-4功率kw280電流A165.37電壓V1140適應傾角°≤15（3）輔助運輸方式井下輔助運輸是指人員、設備、輔助材料和矸石的運輸，相對于主運輸即煤炭運輸而言，稱為輔助運輸。輔助運輸的特點：①貨物品種多，有重型設備、長材料、松散物品、液體材料、危險物品及人員等，使輔助運輸車輛、容器的規格、性能不壹。②運輸量小，工作量大。雖然輔助運輸量占井下運輸量持續運輸，而是具有間斷性特點。如人員運輸，多集中在交接班時間；回采工作搬家則集中在回采面接替的壹段時間內。③貨流不均衡。輔助運輸難以維持壹恒定運輸量持續運輸，而是具有間斷性特點。④運輸線路復雜、分支多。由于煤層賦存條件不同，為滿足開采需要，井下巷道尤其是采取巷道多具有起伏不壹、坡度不壹、環境差、分支多的特點。⑤貨物量向重型發展。隨著采煤機機械化程度的提高，重型設備在井下運用越來越廣，運輸最大件所占比例增大，對輔助運輸設備的性能、質量提出了新的要求。⑥具有雙向運輸的特點，即設備、材料、人員等所運貨物，既需向井下作業地點運輸又需由井下作業地點運往井底或地面。綜合考慮白洞礦的煤層賦存及地質條件和本設計所選擇的開拓方式，輔助運輸設備采用1.5t的卡軌礦車。2）礦井運輸系統（1）運煤系統采煤工作面→分帶回風巷→膠帶運輸大巷→膠帶石門→井底煤倉→主井→地面（2）運矸系統工作面→分帶進風斜巷→行人進風斜巷→軌道運輸大巷→井底車場→井底煤倉→副井→地面（3）運料系統副井→井底車場→軌道石門→軌道運輸大巷→行人進風斜巷→分帶進風斜巷→工作面（4）人員運輸系統地面→副井→井底車場→軌道運輸大巷→帶區行人進風斜巷→工作面進風巷→回采工作面3）帶區運輸設備選擇工作面刮板輸送機采用SGZ-764/500中雙鏈刮板輸送機,具體技術參數參見第三章帶區生產系統設備。分帶膠帶斜巷采用可伸縮膠帶運輸機運煤。膠帶運輸機選型的原則：（1）運輸機的運輸能力要能夠把工作面采下的煤炭順暢地從區段運輸順槽運走；（2）傳動裝置優先采用雙電機、雙滾筒驅動，輸送量大時采用倆臺等容量電機。分帶膠帶斜巷采用膠帶運輸機運輸，其技術特征見表2.12所示。工作面刮板運輸機和分帶膠帶斜巷膠帶運輸機采用轉載機連接，轉載機選型的原則如下：①轉載機的運輸能力應大于工作面刮板運輸機的運輸能力（壹般為1.2~3.0倍），它的溜槽寬度或鏈速應大于工作面刮板運輸機；②轉載機的機型，應盡量和工作面運輸機的機型壹致，以便于日常維護及配件管理；③轉載機尾部和工作面運輸機的連接處要配套。表2.12SSJ1200/3×200型膠帶運輸機技術特征表項目技術特征單位標準型號SSJ1200/3×200—原型號SSJ-1200/3×200—輸送量1000t/h輸送長度1400m帶速3.15m/s傳動滾筒直徑830mm托輥直徑133mm輸送帶類型阻燃輸送帶—帶寬1200mm電動機型號JSB355S4﹣4—功率250×2kW電壓1140v機頭外形尺寸（寬×高）3070×2070mm質量194t生產廠家淮南煤礦機械廠—表2.13SZZ﹣1000/375型轉載機技術參數表項目技術特征單位轉載機SZZ1000/375—輸送能力1200t/h設計長度70m裝機功率375KW雙速電機額定電壓3300v鏈速1.8m/s刮板鏈型式中雙鏈鏈距200mm鏈條規格ф34×126加強鏈—鏈條破斷負荷1850kN中部槽規格3000(1500)×1000×750mm爬坡角度10°根據之上原則和設備配套的要求，通過查閱相關的資料，選用SZZ﹣1000/375型刮板轉載機，其型號及技術特征見表2.13。2.2.4礦井提升白洞礦井田的煤層賦存穩定，煤厚為中厚煤層，優質動力煤，礦井屬低瓦斯礦井。本礦井設計井型為120萬t/年，服務年限為86.1a年，出矸量為14萬t/年。煤的容重為1.40t/m3，矸石容重為2.5t/m3。本礦井采用立井倆水平開拓，壹水平大巷所在水平為+1050m，二水平為+840m。主井井筒直徑為5.6m，凈斷面積為24.63㎡，井筒支護為鋼筋混凝土砌碹。副井井筒直徑為7.7m，凈斷面積為46.56㎡，井筒支護為鋼筋混凝土砌碹。主副井的提升方式為：主井采用箕斗提升，副井采用罐籠提升。（1）主井提升礦井年產量為120萬t，井型較大，所以主井采用壹對20t底卸式箕斗進行提升，提升機選用洛陽礦山機器廠生產的JKMD—5×4(Ⅲ)C型落地式多繩摩擦式提升機。箕斗和提升機參數見表2.14和表2.15。表2.14箕斗主要技術特征壹覽表型號JDG16/150×4項目單位技術特征名義載煤量t20有效容積m324鋼絲繩數量根4直徑mm31~40繩間距mm300箕斗自重KN16.9

表2.15提升機參數型號JKMP—5×4(Ⅲ)C項目單位技術特征主導輪直徑m5天輪直徑m5鋼絲繩最大靜張力KN910最大靜張力差KN220直徑mm49根數根4間距mm350出繩角°50~80最大提升速度m/s14旋轉部分變位重力（不包括電機和天輪）KN380天輪變位重力KN260外形尺寸（不包括電機）m9.5×10×4機器質量（不包括電器設備）t182最大不可拆件質量m2.15×2.76×5.52外形尺寸t2×41生產廠家洛陽礦山機械廠表2.16罐籠參數型號GDG3/9/2/2K參數單位技術特征裝載礦車型號MGC3.3—9數量個2乘人數人76罐籠裝載量KN13.23罐籠質量t12.14最大終端載荷KN590.9提升首繩數量根4/6直徑mm41/34.5尾繩數根2（2）副井提升副井采用多繩摩擦式提升機提升壹對3t礦車雙層單車罐籠帶平衡錘。提升罐籠和升機參數見表2.16和表2.17表2.17多繩摩擦式提升機參數型號JKD4000×6項目單位技術特征摩擦輪直徑m4導向輪直徑m3鋼絲繩最大靜張力KN950最大靜張力差KN200最大直徑mm39.5根數根6間距mm300最大提升速度m/s11.75主軸裝置重力KN297.8減速器重力KN392減速器型號ZGH120機器重力（不包括電器）KN900變位重力KN165.1適應年產量300~350生產廠家上海冶金礦山機械廠備注全自動操縱3采煤方法及帶區巷道布置3.1煤層的地質特征該井田的首要開采的是9號煤層，此煤層大部分結構簡單，能夠穩定持續的開采，厚度為從0-6.82m,平均為3.85m,南北部有部分不方便開采。煤層底板是砂質泥巖，局部為細，粉砂眼，單軸抗壓強度不大于10MPa，為普通底板。頂板為砂質泥巖、泥巖，