前 言
山西霍宝干河煤矿有限公司是山西焦煤霍州煤电集团公司和宝钢贸易有限公司共同出资组建，井田位于霍西煤田万安详查勘探区东北部，山西省洪洞县北部，汾河西岸的干河、平垣、小河村一带，距洪洞县城23km，其行政辖区大部分为洪洞县堤村乡，北部边缘地带属于汾西县团柏乡，跨洪洞、汾西两县，第四系黄土大面积覆盖，地形切割强烈，沟谷纵横，地貌形态以黄土梁、塬、峁为特征，地势西高东低，最高点位于区西北角井田边界附近的黄土梁上，标高740m，最低点位于井田东南部汾河河谷中，标高510m，相对高差230m。区内以一条近东西向的黄土梁为地形骨架，南北两侧黄土冲沟发育，属低山基岩黄土丘陵地貌。
井田形态呈北东－南西向长条形分布，北东－南西长约9km，北西－南东宽约4km，面积为35.5599km2，矿井设计可采储量为171.50Mt。其中山西组煤层60.81Mt，设计生产能力为210Mt/a，计算服务年限为58.3a。
本区地属温暖带季风型大陆气候，四季分明，冬春季寒冷，夏秋季湿润多雨；井田地震动峰加速度(g)为0.20，地震动(加速度)反应谱特征周期(sec)为0.35，地震烈度为8度。
根据煤炭科学研究总院沈阳研究院提交的《干河矿井一采区瓦斯基础参数测定及瓦斯涌出量预测》及山西省煤炭工业局的批复，矿井投产的上组煤首采区相对瓦斯涌出量为3.46m3/t，绝对瓦斯涌出量为16.03m3/min；矿井相对瓦斯涌出量为4.33m3/t，绝对瓦斯涌出量为20.06m3/min。矿井为低瓦斯矿井；在4个钻孔中对可采煤层做了煤尘爆炸性试验，其结果各煤层均有爆炸性危险，火焰长度在60～400mm，加岩粉量在70～80%；在5个钻孔中对可采煤层做了煤的自燃倾向性试验，其结果各煤层属不易自燃煤。
本井田采用立井开拓，三个井筒（主立井、副立井和回风立井）均位于同一工业场地，相互间距90m左右。主立井井口标高+546.40m，井筒深度567.40m。装备一对标准四绳20t箕斗，担负矿井煤炭提升任务兼作进风井。敷设通讯、信号电缆。主立井表土及风化岩段深度为73m，采用钢筋混凝土支护，支护厚度500mm，基岩段采用混凝土支护，支护厚度400mm；副立井井口标高+546.40m，井筒深度589.40m。装备一对1t矿车双层四车罐笼（一宽一窄），担负矿井矸石提升、材料设备下放、人员升降兼作进风井和安全出口。设有玻璃钢梯子间，并敷设排水、压风、消防洒水管路及动力、通讯、信号
电缆。副立井表土及风化岩段深度为84.2m，采用钢筋混凝土支护，支护厚度550mm，基岩段采用混凝土支护，支护厚度450mm；回风立井井井口标高+546.60m，井筒深度551.6m，作为矿井的专用回风井和安全出口。设有玻璃钢梯子间。回风立井表土及风化岩段深度为73m，采用钢筋混凝土支护，支护厚度550mm，基岩段采用混凝土支护，支护厚度450mm。
3个井筒均采用普通法施工，各井筒表土及风化岩段采用钢筋混凝土井壁，基岩正常段为混凝土井壁。
第一章 井田概况及地质特征
§1 矿区概述
一、地理位置及交通条件
干河井田位于山西省洪洞县北部，汾河西岸的干河、平垣、小河村一带，距洪洞县城23km，其行政辖区大部分为洪洞县堤村乡，北部边缘地带属于汾西县团柏乡，跨洪洞、汾西两县。
区内公路以团柏河东岸的洪洞—汾西县级公路为主，自东南向西北从井田东部通过，至下团柏村分为两支，一路向西经沟底村、后义村可到汾西县邢家要乡，一路北上直达汾西县城。
区外有南同蒲铁路及霍侯一级公路，位于井田东部边界的汾河东西两岸，铁路沿线设有辛置、赵城、洪洞等站。由矿井工业场地跨团柏河沿洪（洞）—汾（西）公路向东南2.5km可接108国道，北上3km至辛置火车站。自矿井工业场地至团柏矿工业场地6km，有公路相通。矿井北距太原、霍州市分别为221km和12km，南距临汾市、洪洞县城分别为60km和15km，矿井交通运输条件极为方便。
矿井交通位置见图1.1-1。
图1.1-1 矿井交通位置图
二、矿区电力供应基本情况
矿井两回电源采用35kV架空线路取自相距约3.77km的霍州煤电集团中
煤电厂（3³12MW），电源可靠。
三、矿区的水文简介
本区水源充足。矿井正常涌水量3600m3/d（一水平生产时），经不同程度处理后，可满足矿井生产及消防用水。
团柏河河谷地段浅层沙砾层水，富水性强、水质好，开掘大口井，井深40m左右，水位埋深10～15m，单井可提供100m3/h以上水量，可作为矿井建设初期用水水源及备用水源。做为永久性供水水源可选择在下团柏断层下盘的团柏河谷，这里正好接近郭庄泉的排泄区，开掘奥灰岩溶水，含水丰富，水质好，水位埋藏浅，一般在10～20m，距矿井2.0km，是理想的供水水源。
四、矿区的地形与气象
本区地处低山黄土丘陵区，四季分明，昼夜温差较大。降水量316.7～542.0mm，年平均降水量428.03mm，蒸发量1380.8～1820.6mm，年平均蒸发量1587.03mm，蒸发量大于降水量3.7倍，冬春少雨，夏末秋初雨水较大，且多集中在7、8、9三个月。年平均气温15.8℃，结冰期在11月下旬至次年3月上旬，最大冻土深度为530mm。无霜期180天左右。夏季多东南风，冬季多西北风，最大风速18m/s，属温暖带季风型大陆气候。
本区地震烈度为8度区。
五、主要自然灾害
霜冻：本区地势高寒，无霜期较长。据1975年来的资料，10年中有5年发生不同程度的冻灾，平均两年一遇。
冰雹：冰雹是本区常见的一种局部性灾害天气，据气象部门多年资料记载，洪洞县境内平均每年发生冰雹灾害1.4次，多发生在每年的5～9月，7、8、9三个月更为集中。
干旱：干旱是本区主要自然灾害之一，矿井所在堤村乡素有“十年九旱”之称。
井田内无滑坡、泥石流等地质灾害现象。
六、矿区开发史及周边小窑状况
干河井田地处新开发区，由于煤层埋藏较深，达460m以上，至今无小煤窑开采。井田外团柏煤矿隔下团柏断层与本井田为邻。井田以北及西北为团柏煤矿。
§2 井田地质特征
一、地层
本区大部被新生界地层覆盖，仅在西部、西南部沟谷中自西向东依次零星出露上石盒子组下段、中段及上段地层。根据钻孔揭露，将地层自下而上简述如下：
1．奥陶系（O）
区内地面未出露，钻孔中一般只揭露其顶部5～20m。仅127号钻孔及603号钻孔揭露厚度较大，分别揭露奥灰116.21m和205.67m，其余探岩溶钻孔揭露厚度100m左右。
(1) 中统上马家沟组（O2s）
区内仅603号钻孔揭露，但不完整，岩性为灰色白云质灰岩、泥质灰岩及石灰岩。
(2) 中统峰峰组（O2f）
603号钻孔揭露峰峰组厚度146.80m，岩性为灰色、深灰色块状石灰岩、泥质灰岩及石膏层。
2．石炭系（C）
(1) 中统本溪组（C2b）
本组地层自O2f古风化面至K1石英砂岩底，平行不整合覆盖于中奥陶统
峰峰组之上。厚度6.17～23.50m，平均14.90m。由浅灰色铝质泥岩、深灰色泥岩、粉砂岩、灰白色细粒砂岩及一层稳定的石灰岩和薄煤层组成。底部多为铝质泥岩，具鲕粒，可见星散状、结核状黄铁矿，其层位俗称“山西式铁矿”。中部以泥岩为主，夹薄层石灰岩和煤层，微观鉴定石灰岩90%为泥晶方解石和9%的生物碎屑，其碎屑成分有：腕足类碎片及刺、瓣腮类、有孔虫等。顶部多为泥岩、粉砂岩。从岩性、岩相及生物化石组合分析，属泻湖海湾沉积，局部不稳定的泥炭、沼泽化环境。
(2) 上统太原组（C3t）
本组地层自K1砂岩底至K7砂岩底。厚度77.80～99.66m,平均厚度
87.91m。为本区主要含煤地层之一。岩性主要以灰黑色泥岩、粉砂岩、煤层及石灰岩为主，夹厚度变化较大的细～中粒砂岩。据岩性组合及岩相特征将本组地层划分三段：
下段（C3t1）：K1砂岩底至K2石灰岩底。厚度17.72～32.47m，平均24.57m。
主要由石英砂岩、铝质泥岩、粉砂岩及9、10、11号稳定可采煤层和0～2层
薄煤层组成。底部中～细粒石英砂岩（K1）呈灰白色、质密、坚硬、质纯，孔
隙式硅质胶结，具暗色泥质线纹显示的斜层理及缓波状层理，厚度变化大，部分地段相变为粉砂岩。该砂岩上部的灰黑色泥岩、粉砂岩中含大脉羊齿、栉羊齿等化石。
中段（C3t2）：K2石灰岩底至K4石灰岩顶（或K5砂岩底）。厚度29.51～
35.85m，平均33.23m。岩性主要由三层石灰岩、泥岩、粉砂岩和薄层砂岩组成，夹一层不稳定局部可采的薄煤层（7下号）；底部K2为厚层状含生物碎屑
石灰岩，厚度1.23～11.32m，平均9.11m。上部夹燧石条带。镜下鉴定泥粉晶基质和生物碎屑分别占80～85%和15～20%，基质中方解石含量达98%以上。生物碎屑主要有蜒、有孔虫、腕足碎片、海百合茎和苔藓虫碎片等。K2石灰岩至K3石灰岩间夹泥岩、细粒砂岩及不稳定的薄煤层（8号），局部地段（124
号孔附近）砂岩相变为石英砂岩。K3石灰岩厚度变化不大，全区发育。K3～K5砂岩间以泥岩为主，夹不稳定的粉砂岩、砂岩及7、7下号煤层，上部K4石灰岩发育不好，仅分布在井田西部和东北部，中部地段相变为粉砂岩。
上段（C3t3）：K4石灰岩顶或（K5砂岩底）至K7砂岩底。厚度21.80～40.67m，
平均30.44m。以黑色泥岩、粉砂岩为主。夹薄层砂岩及海相泥岩，含1～4层不稳定的薄煤层（其中6号煤层为局部可采煤层）。底部K5砂岩主要由碎屑
和填隙物组成，分别占80%、20%。填隙物以粘土杂基为主，约占80%以上，碳酸盐胶结物少量、孔隙式胶结。局部K5砂岩相变为粉砂岩、泥岩。
总之，本组地层沉积厚度有一定规律，大致上以3勘探线为界，西部较厚为90～99.66m，东部较薄为80～90m，东南部701、702、120号钻孔一带最薄，为77.80～80m。
3．二叠系（P）
(1) 下统山西组（P1s）
K7砂岩底至K8砂岩底，为本区主要含煤地层之一。与太原组地层整合接
触，厚度32.12～47.22m，平均厚度40.18m。岩性以深灰色泥岩、粉砂岩和灰色、灰白色细～中粒砂岩为主。含煤3～5层，其中1、2号煤层为分区稳定的大部可采煤层。
本组厚度变化较大，东部西北及中南部相对较薄，西部、中北部及东南部702号、604号孔一带较厚。
K7砂岩为灰白色细～中粒长石石英砂岩，厚0.65～14.00m，平均6.59m。
成分主要以碎屑和填隙物构成，分别约占80～85%和15～20%。碎屑以石英为主，石英含量约占80%以上，长石约占10－15%，多已高龄石化和绢云母化，含少量云母。胶结物以粘土杂基为主，占其总量的95%，结晶方解石约占5%
左右。中～细粒结构、滚园度和分选性较好，多呈次棱角状，具大型斜层理，含泥质包裹体，厚度变化趋势为北部、南部较厚，东、西部及中部较薄。
(2) 下统下石盒子组（P1x）
与下伏山西组地层整合接触。由K8砂岩底至K10砂岩底，厚度平均90m，
本组按岩性组合分为两段：
下段（P1x1）：由深灰色、灰色粉砂岩、泥岩及薄层细～中粒砂岩间互成
层组成，夹有1～3层不稳定的薄煤层，厚31.20～46.95m，平均39.66m。本段总的变化趋势，西部厚，东部较薄。底部K8为中～细粒长石石英砂岩，成
分以石英为主，占碎屑的85%，长石占10%，含少量黑云母，分选中等，磨园中等－好，多呈次园状，孔隙式胶结，厚度0～9.94m，平均3.03m，局部相变为粉砂岩。
上段（P1x2）：K9砂岩底至K10砂岩底，为灰色、灰绿色粉砂岩、泥岩和
灰白色微带绿色的细～中粒砂岩互层。厚36.80～76.30m，平均49.62m。本段顶部为一层稳定的铝质泥岩，呈灰白色含紫色斑块及铁质鲕粒，俗称“桃花泥岩”，为K10砂岩的辅助标志层。
(3) 上统上石盒子组（P2s）
与下伏下石盒子组地层成整合接触。按岩性组合分为三段：
下段（P2s1）：K10砂岩底至K12砂岩底，据钻孔揭露，厚度108.00～194.90m,
平均161.32m。K10砂岩为灰白色厚层中、粗粒砂岩，以石英为主，长石云母
及绿色矿物次之，底部含砾石。钙质胶结，分选中等，呈次棱角状，直线型斜层理，厚1.30～21.50m，平均6.90m。其上为灰绿色、紫红色、灰黄色的粉砂岩、泥岩，夹数层灰绿色砂岩，中部夹灰及深灰色泥岩及粉砂岩条带。
中段（P2s）：K12砂岩底至K13砂岩底。厚120.55～185.60m,平均151.97m。
岩性为灰紫色、紫红色、灰绿色粉砂岩及泥岩互层，夹2～3层细粒砂岩。K12砂岩主为灰白色、灰绿色厚层状中～细粒砂岩底部含砾石。厚度1.20～14.10m,平均4.57m。
上段（P2s3）：K13砂岩底至K14砂岩底。厚度81.80～92.30m,平均84.30m。
底部K13为灰绿色中～粗粒砂岩,成分以石英为主，长石次之，底部含细砾，
粘土质胶结，厚度0.95～11.80m，平均5.17m。其上以紫红色、黄绿色、灰绿色粉砂质泥岩、粉砂岩为主，间夹薄层黄绿色细粒砂岩。
(4) 上统石千峰组(P2sh)
本区地表未出露，仅在区西北部122、123、401、402号钻孔中揭露，揭露厚度10～20m。底部K14为灰绿色微含紫色细～中粒砂岩，成分以石英为
主，长石次之，粘土质胶结，分选中等，次圆状，其上为紫红色泥岩和灰绿
2
色粉砂岩组成，裂隙中充填有次生石膏。
4．第三、四系（N、Q）
(1) 第三系上新统（N2）
区内沟谷中零星出露，不整合覆盖于不同时代的基岩之上。底部为半胶结的砂～砾石，其上为棕红色砂质粘土和泥质砂土。
(2) 第四系（Q）
更新统以黄土为主，出露于山坡、山梁之上。全新统以洪积冲积砂砾层为主，分布于团柏河之中，均不整合覆盖于各时代地层之上。
二、含煤地层
本井田主要含煤地层为上石炭统太原组和下二叠统山西组，自上而下共含5（1、2、7下、9、11）层可采煤层。其中太原组下段的9号煤层属不稳定
的局部可采煤层； 11号煤层为本区主要稳定可采煤层；太原组中段的7下号煤层为不稳定的局部可采煤层。10号煤层硫份大于3％为暂不利用煤层。山西组的1、2号煤层属分区稳定（3勘查线以东）的大部可采煤层，是本井田开采的主采煤层。
三、井田内煤系地层的主要地质构造
干河井田位于霍西煤田霍州矿区内，根据目前板块构造研究成果，其大地构造处于华北板块（Ⅱ级）山西过渡块体（Ⅲ级），洪洞区块（Ⅳ级）的北部，是临汾—运城裂陷盆地的组成部分。中生代的燕山运动在霍州矿区内形成的基本构造特征是断裂发育，并伴有开阔的波状起伏。
1、断层
(1) 下团柏断层
位于井田北西部边界，走向N60°E，倾向SE，为南东盘下降的正断层，落差280～350m，地表下盘自西向东依次出露P2s1、P1x2、P1x1、C3t3地层，上
盘为黄土覆盖，并有团-9和团-10、团-24和112、团-6和126、团-17和118号成对钻孔控制。团-3号钻孔中见到K10下18m与奥陶系峰峰组底部地层接触，
落差350m。向北东没入汾河。
(2) 下张端断层
位于井田南东部边界内侧，走向N55°E，倾向SE，为南东盘下降的正断层，落差30～120m，自东向西逐渐增大。断层北西侧出露有P2s2、P2s3地层，南东
侧为黄土覆盖，由9条地面电法剖面线及114和115号成对钻孔控制。111、114、
405、117、604、120号钻孔控制其延展方向，向北东没入汾河，区内延展长度7500m。
下张端断层为先期开采地段南东边界，受电法剖面线和上述钻孔控制、其摆动范围已控制在80m之内，总述平面位置已控制。
2．褶曲
（1）沟东计向斜
位于井田北西部，轴部沿105、107、110、112、401、601号钻孔一线展布，区走向NE，北西翼受F1断层和下团柏断层影响，倾角9～12°，南东翼
倾角5～7°，被新生界地层覆盖，向西出井田在沟谷中有P2s2地层零星出露，
向北东没入汾河，区内延伸长9200m。该向斜受钻孔控制，轴部位置基本确定。
（2）五里庄背斜
位于井田南西部，轴向N50°E，轴部沿下张端断层北西侧与断层平行展布，向南西出井田延伸很远，两翼不对称。北西翼倾角8°左右，南东翼受断层影响倾角较大7～14°，轴部有上石盒子组地层零星出露和产状控制，区内延伸约5000m。
（3）小河背斜
位于井田北东部小河村一带，沿604、702（南）、801（南）一线展布。走向北北东，西段北西西，两翼不对称。南东翼受断层影响角度10°左右，北西翼倾角4～8°，区内延伸长3700m。地表被新生界地层覆盖，向东出井田没入汾河。该背斜受钻孔控制，轴部位置基本确定。
3．陷落柱
井田内大部被新生界地层覆盖，地表及钻孔未发现陷落柱。且从钻孔资料分析奥灰岩溶不甚发育，反映O2f地下水活动性弱，陷落柱不易生成。但并
不排除井田内有陷落柱存在，据北西界相邻团柏煤矿调查资料陷落柱的发育密度为29.6个/km2，估计本区可能存在陷落柱，开采过程应引起注意。
4．岩浆岩
本井田无岩浆岩活动。
总之，全井田地层走向变化不大，产状平缓，断层稀少，褶皱宽缓，陷落柱不发育，构造简单，适宜于建设大型矿井。
四、井田的水文地质及矿井涌水量概况
（一）水文地质
1、含水层
(1) 寒武系中统张夏组（∈2）岩溶含水层
以厚层状鲕状灰岩，白云岩为主，分布吕梁山区，在关王庙一带及其以
南寒武系地层大面积出露，厚62～148m，地表构造裂隙发育，光华河各水源井岩溶发育与奥灰混合抽水，单位涌水量6.82～142.12L/s.m，属富水性较强岩溶含水层。
(2) 奥陶系（O）岩溶含水层
该岩层为本区的主要含水层系。
下统（O1）包括冶里组与亮甲山组，分布地段与张夏组基本相同，以白云
岩为主，夹竹叶状白云岩、泥质白云岩及灰质白云岩，裂隙不发育，可视为隔水层。
中统（O2）包括下马家沟组（O2x）、上马家沟组（O2s）及峰峰组（O2f）。 主要含水层为上马家沟组：主要分布吕梁山复背斜东翼，以南北向条带状出露灵石南及汾河河床出露，一般底界普遍可见一层分选磨园良好的石英砂岩，其上为白云质泥灰岩呈角砾状，厚20～30m，中部以厚层状白云质灰岩，厚50m，上部为中厚层石灰岩与薄层白云质泥质灰岩、泥灰岩互层，厚20～50m，含水丰富，单位涌水量53.54～40.00～13.88L/s.m。
中统峰峰组分布范围与上马家沟组基本相同，下段为角砾状白云质灰岩、泥灰岩，常夹透镜或似层状石膏，厚50～80m，上段为角砾状石灰岩或白云质灰岩，厚50～80m，岩溶裂隙发育，钻孔单位涌水量10～60L/s.m。
(3) 石炭系上统太原组石灰岩（K4、K3、K2）溶隙含水层
该组三层石灰岩较稳定，其中K2为稳定层，一般厚6～14m，分布广泛，
由于补给面积较小，多与奥灰含水层发生水力联系，成为较强含水层，白龙井田单位涌水量0.972～3.156L/s.m。
(4) 石盒子组砂岩裂隙含水层组
砂岩含水层较稳定，发育数层，岩性为黄绿色、灰色、厚层状、中～粗粒石英长石砂岩，埋藏浅时，风化裂隙发育，大气降水补给条件好，可在地形条件适宜的情况下，以泉的形式排泄，一般不易形成丰富的含水层。
(5) 第四系（Q）孔隙潜水含水层组
为砂砾孔隙潜水，主要分布于各沟谷和河床底部，以砂砾石为主要含水层，富水性视分布位置和厚度不同而有很大差异，在汾河则成为富水区段，单位涌水量为2.0～388.1L/s.m，而在山区因厚度变薄，含水性明显减弱，一般只能做小型供水水源由居民饮用。
2、隔水层
(1) 太古界、元古界变质岩构成寒武、奥陶系碳酸盐岩溶含水层的隔水基底。
(2) 石炭系中统本溪组16～45m，由泥质岩类不稳定的薄层砂岩和灰岩组
成，裂隙、岩溶不发育，具有良好的隔水性能，成为奥灰含水层与可采煤之间的主要隔水层。
(3) 石炭、二叠、三叠系中较厚且稳定的泥岩及裂隙不发育的砂岩为各含水层间的隔水层。
（二）矿井涌水量
根据井田水文地质条件及充水因素，1、2号煤层充水含水层K8砂岩抽水试
验为简易抽水，水文地质参数准确性差。因此，上组煤矿井涌水量预算，利用与本井田相邻水文地质条件相似的团柏矿井资料，用比拟法计算；下组煤层选用解析法中的“大井法”对首采区矿井涌水量预算。
计算结果：1、2号煤层矿井正常涌水量为3050m3/d（127m3/h），最大涌出量为6050m3/d（252m3/h）；下组煤层矿井正常涌水量为4900m3/d（204m3/h），最大涌出量为8640m3/d（360m3/h）。
§3 煤层的埋藏特征
一、煤层
1．1号煤层
位于山西组上部，上距K8砂岩平均12.58m，下距2号煤层0.70～13.89m，
平均间距7.30m。南东部与2号煤层合并，北及西部成为独立煤层。该煤层厚度0.00～2.17m，平均0.95m，一般不含夹矸，(仅在区北东部5勘查线501、116、团-6号钻孔号含一层夹矸，夹矸岩性为泥岩)，结构简单。顶板岩性主要为中、细粒砂岩，局部为泥、粉砂岩；底板岩性以泥岩、粉砂岩为主，仅西部109、110、122号钻孔一带为细粒砂岩。
1号煤层可采范围成片面积较大，可采面积17.194km2，占48.4%；分布在井田北中部南西部及北西部。1号煤层厚度东部较西部为厚，靠近1、2号煤层合并区附近发育较好，厚度1.05～2.03m，平均1.56m，大部不含夹矸，结构简单，稳定可采；西部3勘查线以西煤层较薄，可采范围内0.70～1.38m，平均0.81m，结构简单。全井田1号煤层总述属大部可采的较稳定煤层，基本以3勘查线为界，以东属稳定可采煤层。
2．2号煤层
位于山西组中部，上距1号煤层0.70～13.89m，平均间距7.30m，自南东向北西间距逐渐增大。煤层厚度0.30～5.35m，平均厚度2.15m。
根据1号、2号煤层间距变化，以两煤层间距0.70m为界在相邻钻孔之间
采用插点法作出1、2号煤层分叉合并线，将2号煤层划分为合并、分叉两个区，合并分叉界线大致为钻孔119、701、602、J-2、J-1、W-1、404、405、114、111连线。合并区内煤层厚3.20～5.35m，平均4.09m，变异系数13%；可采系数100%，含1～2层夹矸。顶板以粉砂岩、泥岩为主，其次为中、细粒砂岩；底板以粉砂岩、泥岩为主，局部为细粒砂岩。分叉区内煤层厚0.30～
2.31m，平均1.43m，变异系数为36%，可采系数90%，分叉后的2号煤层大部不含夹矸，局部含1层夹矸。顶板以泥岩、粉砂岩为主，局部（402、123、113号孔一带）为中、细粒砂岩；底板以粉砂岩为主,局部（区西部109、111、W-2、113号孔一带）为细粒砂岩。
总述，2号煤层厚度大，层位稳定，结构简单，厚度变化规律明显，呈现为从北到南、由西至东逐渐变厚的趋势。2号煤层可采范围面积25.260km2，占71%，全井田综合评价属大部可采的较稳定煤层。基本以3勘查线为界,以东分叉区厚度1.50～2.00m左右，合并区煤层较厚，分别自北东和南西向中部增厚，故3勘查线以东属稳定可采煤层。
3．7下号煤层
位于太原组中段中部K3石灰岩之上，上距2号煤层38.78～71.77m,平均
间距58.84m。厚度0.00～1.25m，平均厚度0.68m，厚度变异系数为27%；可采系数为47%。一般不含夹矸，结构简单(井田外个别点含一层夹矸)。顶板泥岩为主，粉砂岩次之；底板铝质泥岩为主，粉砂岩、泥岩次之。
7下号煤层可采范围主位于北西部及中部局部，可采边界极不规则，可采
面积17.283km2，占48.6%。
总之，7下号煤层0.70m可采边界极不规则，属不稳定的局部可采煤层。
4．9号煤层
位于太原组下段顶部，上距7下号煤层15.66～29.19m，平均间距23.04m，
厚度0.60～2.20m，平均厚度1.03m。厚度变异系数为23%，厚度可采系数为100%。不含夹矸，结构简单，顶板为K2石灰岩，底板为灰黑色粉砂岩，局部
为泥岩。
9号煤层厚度全井田可采，井田内402号孔最厚达2.20m，井田内109号钻孔最薄为0.75m，北东部北西界外团-17最薄0.60m，其余厚度变化不大，基本为1.00m左右。
9号煤层虽厚度全井田可采，但硫分小于3%的可采面积18.06km2，占50.9%。其余属硫分大于3%的范围，且硫分大于3%的界线不规则，故全井田9号煤层属局部可采的不稳定煤层。
5．10号煤层
位于太原组下段上部，上距9号煤层0.70～3.95m，平均间距2.05m，煤层厚度1.83～3.01m，平均2.50m。厚度变异系数11%；厚度可采系数100%。一般含夹矸0～1层，以泥岩为主，局部含2层，结构简单。顶板粉砂岩为主，泥岩次之，底板粉砂岩、泥岩为主，偶为细粒砂岩。
10号煤层厚度全井田可采，厚度变化总的趋势为南东部较薄，向北、向西厚度增大，最厚点（109号孔）3.01m，位于井田南西部，最薄点120号孔
1.83m位于井田北东部之南东界内侧。
总之，10号煤层厚度全井田可采，结构简单，厚度变化具规律性，但硫分均大于3%，属不可采煤层。
二、煤层围岩性质
山西组主要可采煤层是1、2号煤层，在井田东南部合并为2号煤层。 1号煤层直接顶板多为细、中砂岩，占55%，抗压强度25～53.8MPa，抗拉强度3.00～3.62MPa；泥岩占28%，抗压强度9.3～21.2MPa；粉砂岩占17%，抗压强度20.7～28.1MPa。据生产矿井调查，顶板为中等冒落，较好管理。因此，1号煤层顶板应属中等稳定类型。1号煤层底板多为泥岩、炭质泥岩，占66%，抗压强度9.3～14.2MPa；其次为粉砂岩、砂岩，抗压强度10.0～13.6MPa，应属不稳定类型。
2号煤层直接顶板岩性多为泥岩，占50%，抗压强度3.1～16.7MPa，老顶多为细、中粒砂岩，其次直接顶板为细、中砂岩和粉砂岩，抗压强度15.5～39.5MPa。因此，顶板应属不稳定～中等稳定类型。2号煤层底板岩性多为粉砂岩，占66%，抗压强度15.5～27.2MPa，抗拉强度1.09～2.39MPa，其次为细、中粒砂岩，抗压强度12.3～43.0MPa。因此，底板应属中等稳定类型。
三、煤的特征及工业用途
1号煤层：属低灰、特低硫－低硫、特低磷－低磷、强－特强粘结性、高热值的1/3焦煤和气肥煤及气煤。是很好的炼焦用煤。
2号煤层：属低灰、特低－低硫、特低－低磷、强－特强粘结性、高热值的1/3焦煤。是很好的炼焦用煤。
7下号煤层：灰分属低灰煤；硫分属中高硫煤；磷以低磷煤为主，其次特
低磷；属特低－中－高热值煤、特强粘结性的气肥煤和肥煤。一般作动力用煤,但可适当作炼焦配煤。
9号煤层：属特低灰、高硫、特低－低磷、特高热值、特强粘结性的肥煤，
可做动力用煤。
10号煤层：属低灰、高硫、特低－低磷、高热值、特强粘结性的肥煤和气肥煤，可做动力用煤。
四、瓦斯、煤尘及煤的自然发火期
（一）瓦斯
本井田在16个钻孔中采取1、2、9、10、11号煤层瓦斯样共62个，做了瓦斯鉴定，其中4个孔为详查孔，12个孔为勘探孔，布置较合理，对全井田煤层在倾向上的瓦斯含量及分布得到一定控制。
据测试煤层中甲烷含量介于0～2.52ml/g可燃值，基本上属瓦斯风化带。随着煤层埋深的加大，瓦斯反而有降低的趋势，这可能与本井田的构造有关。2号煤层瓦斯含量高于其它煤层，最高孔为109号孔，CH4含量为2.52ml/g可
燃值，11号煤层瓦斯含量最低。1号煤层除403号孔CH4成分占到21.51%外，
其余均小于10%，平均2.62%，属CO2－N2带。2号煤层CO2－N2带分布于区的
中东部，N2－CH4带及CH4带分布于区的西部。9号、10号煤层瓦斯属CO2－N2带。11号煤层除J-1号孔CH4成分占到11.47%外，其余均小于10%，平均仅
0.91%，属CO2－N2带。
（二）煤尘及煤的自然发火期
本井田在4个钻孔中对可采煤层做了煤尘爆炸性试验，其结果各煤层均有爆炸性危险，火焰长度在60～400mm，加岩粉量在70～80%有爆炸性危险。本井田在5个钻孔中对可采煤层做了煤的自燃倾向性试验，其结果各煤层属不易自燃煤。但在煤炭开采过程中，一定要提高安全生产意识，隐患是随时存在的，应采取一系列防范措施。
第二章 井田境界与储量
§1 井田境界
根据国土资矿划字[2007]014号矿区范围批复，干河井田北西以下团柏断层为界，与团柏矿紧邻，南东至下张端断层，南西为汾西县申村东界起往南东至104号详查钻孔北东750m，北东到汾河最高洪水位线。矿区范围由7个座标点控制，开采标高350m至-200m。其拐点座标见表
井田形态呈北东－南西向长条形分布，北东－南西长约9km，北西－南东宽约4km，面积为35.5599km2。
井田的水平面积按下式计算：
S＝H³L （公式2.1） 式中： S—井田的水平面积，m2；
H—井田的平均水平宽度，m；
L—井田的平均走向长度，m；
则井田的水平面积为：S=9 ³ 4 =35.5599km2
§2 地质储量的计算
全井田1、2、7下、9、11号煤层共获得资源量313.06Mt（其中QF26.83Mt，
QM0.08Mt，FM27.50Mt，1/3JM258.65Mt）。其中探明的资源量（331）90.60Mt（QF0.96Mt，1/3JM89.64Mt），占29.0%；控制的资源量（332）77.65Mt（QF2.40Mt，1/3JM75.25Mt），推断的资源量（333）144.81Mt（QF23.47Mt，QM0.08Mt，FM27.50Mt，1/3JM93.76Mt），探明的（331）+控制的（332）资源量168.25Mt，占53.8%。
§3 可采储量的计算
一、工业资源/储量
地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部分，归类为矿井工业资源/储量。即扣除了331、332储量中的次边际经济的资源量2S11、2S22。
矿井工业资源/储量按下式计算：
矿井工业资源/储量＝111b＋122b＋2M11＋2M22＋333k
式中k为推断的资源量333的可信度系数，根据本井田地质构造及各可采煤层赋存情况，设计1、2号煤层取0.9。
经计算，矿井工业资源/储量为101.40Mt。
二、设计资源/储量
矿井工业资源/储量减去设计计算的断层煤柱、河流煤柱、井田境界煤柱和地面建筑物、构筑物等永久保护煤柱损失量后的资源/储量为矿井设计资源/储量。经计算，本井田去除断层、井田境界和地面建筑物、构筑物等永久保护煤柱后，矿井设计资源/储量为68.34Mt。
矿井设计可采储量为矿井设计资源/储量减去工业场地和主要井巷煤柱
的煤量后乘以采区回采率。即：
矿井设计可采储量＝矿井设计资源/储量－工业场地和主要井巷煤柱煤量－开采损失
采区回采率：根据设计布置， 2号煤层采区回采率为80%。
经计算，矿井设计可采储量为5214Mt。
第三章 矿井工作制度及生产能力
§1 矿井工作制度
矿井设计年工作日330d，每天四班工作（三个班生产，一个班检修），日净提升时间16h。
§2 矿井生产能力及服务年限
矿井设计生产能力为210Mt/a。
一、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，经多方案比较优化确定。
矿区规模可依据以下条件确定：
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的太大。
2、开发条件：包括矿区所处的地理位置、交通条件、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。
二、矿井设计生产能力
1、本井田煤层储量十分丰富，赋存以稳定、较稳定型为主，倾角一般为3°～6°，非常适宜综合机械化开采，宜建设现代化大型矿井。
2、井田内地质构造简单，以宽缓的褶曲为主，断层、陷落柱稀少，无岩浆岩侵入。井田内水文地质条件简单。适合建设大型矿井。
3、2号煤为属低灰、特低－低硫、特低－低磷、强－特强粘结性、高热值的1/3焦煤。是很好的炼焦用煤，其社会经济效益显著。
为此，从矿井资源条件、煤层开采技术条件和煤的加工利用以及煤炭外运条件和可研批复等方面综合考虑，矿井年设计生产能力确定为210Mt/a。
三、矿井服务年限
矿井计算服务年限为58.3a。
矿井及水平服务年限均按下式计算：
aG AKB
a----煤矿剩余服务年限
G---煤矿核定能力时上年末矿井煤层可采储量，15916万t
A---煤矿核定生产能力，210万t
KB----储量备用系数，取1.3通过上式可以得出：以年产210万t
计，可采期58.3年。参照表3.1矿井服务年限符合《煤炭工业设计规范》要求。
表3.1 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限
四、井型校核
按矿井实际煤层开采能力、辅助生产能力、储备条件及安全条件因素对井型进行校核。
1、煤层开采能力
井田内1#、2#合并煤层平均厚度4.2米，赋存稳定，厚度变化不大，可以布置一个工作面保产。
2、辅助生产环节的能力校核
矿井设计开拓方式为双立井单水平开拓，主立井采用箕斗提升、副立井采用罐笼提升，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型要求。
3、通风条件的校核
矿井煤尘无爆炸性危险性，瓦斯涌出量效，属于低瓦斯矿井。
设计生产能力与整个矿井的工作储量相适应，保证有足够的服务年限满足《煤炭工业矿井规范设计规定》要求。
第四章 井田开拓
§1 井田开拓方式的确定
一、井筒位置、形式、数目及通风方式
（一）井筒位置、形式及数目 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。平硐开拓受
地形条件限制，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，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类型水平服务年限要求。
斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少，地面工业建筑井筒装备、井底车场及硐室都比较简单，井筒延伸施工方便，生产干扰少，不易受底板含水煤层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可以满足特大型矿井提升需要；斜井井筒也可以作为安全出口，井下一旦发生事故，人员可以从主斜井迅速撤离。
立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文地质等自然条件的限制。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，井筒通风断面大，可以满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓特别有利；当表土层为富含水的冲积层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的能兼顾井田浅部和深部不同产状的煤层。
2、井筒位置的确定原则
有利与第一水平的开采并兼顾其他水平，有利与井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；
有利与首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村庄或不迁村庄；
井田两翼储量基本平衡；
井筒不宜穿过厚土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或较软弱岩层。
工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山，低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁。
距水源电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理
矿井采用立井开拓方式，初期在工业场地内布置三个立井井筒，即主立井、副立井和回风立井，其中主立井、副立井井筒直径分别为5.5m和6.5m，井口标高均为+546.4m，回风立井井筒直径为6.5m，井口标高为+546.6m。 （二）通风方式
根据开拓部署，矿井采用主、副立井进风，回风立井回风的通风方式。主扇的工作方式采用抽出式。
二、开拓方案
1、提出方案
根据以上分析，提出以下四种技术上可行的开拓方案，分述如下： 方案一；立井单水平开拓
主、副井井筒均为立井，布置在井田中央，只设一个 水平。由于辅助运输采用无轨胶轮车，爬坡能力强。大巷布置在煤层中，沿底板掘进。
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。大巷布置在煤层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷。
2、技术比较
以上分析以上所提出的三种方案大巷及水平数目都相同，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。
方案一、二主井井筒立井形式不同。方案一主井为立井，开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文地质等自然条件的限制，主要缺点是井筒施工技术复杂需要设备多，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，斜井的运输提升能力比立井大，有相当大的提升能力，但是施工时间长，减小慢，优点不突出，而立井的提升能力大的特点很适合200万吨的大型矿井的需要。经过以上技术分析、比较在结合粗略估算结果在方案一、二中选择方案一。
各方案粗略估算费用表 单位：万元
全井田划分为一个开采水平，主要开采山西组煤层，水平标高+80m，采用立井开拓，见效快，成本低。
三、运输和回风大巷位置的确定
（一）大巷布置
根据煤层赋存情况及井田形状，本设计提出两种开拓方案
方案一：在井田中部东西方向开掘三条大巷即运输大巷、轨道大巷、回风大巷，在井田中西部开掘上下山，分采区进行长壁式开采。
方案二：在井田南部边界沿东西方向开掘运输大巷、轨道大巷、回风大巷，条带式布置工作面。 （二）开拓方案的技术比较 方案比选：
方案一的优点：
1、充分利用已掘的巷道，建井工期短，投资见效快。 2、采动影响小，工作面接替容易。 3、后期开采倾斜煤层较容易。 4、煤炭损失小。 方案一的缺点：
前期开采多掘三条上下山
方案二的优点：
1、条带式开采，巷道布置简单 2、后期开采倾斜煤层开拓工程量少 方案二的缺点：
1、回采巷道教方案一少约500m
2、不能对井田内赋存煤层进行充分开采 3、单翼开采，工作面接替较困难 4、后期开采通风路线长，通风阻力大 （三）开拓方案经济比较
经计算，采用方案二比方案一矿井前期新增费用约1500万元，机电运营费用还要略高。
综合以上多方面的考虑，认为方案一从总体上来说是比较适合矿井生产实际的，故确定方案一为这次设计的推荐方案。
设计主立井只设一个装载水平，一水平采用下装式，二水平采用上装式，副立井采用直接延伸。考虑到二水平距一水平距离仅95m，为了给矿井后期开采太原组煤层创造有利条件，因此，副立井和回风立井均一次延伸到二水平，避免水平延伸时影响矿井正常生产。
根据井田开拓布置，设计在井田中部沿煤层走向布置3条大巷，即胶带输送机大巷、辅助运输大巷和回风大巷。三条大巷水平间距为30m。
+80m水平胶带输送机大巷和辅助运输大巷布置在2号煤层中，其中胶带输送机大巷沿2号煤层底板掘进，辅助运输大巷按3‰掘进；回风大巷沿1号煤层顶板掘进。胶带输送机大巷直接通过1号井底煤仓上口；辅助运输大巷直接与+80m水平副井井底车场连通；回风大巷与回风立井连通。
-15m水平胶带输送机大巷、辅助运输大巷和回风大巷均布置在10号煤层中，沿10号煤层底板掘进，辅助运输大巷按3‰掘进。胶带输送机大巷通过胶带上仓斜巷进入2号井底煤仓；辅助运输大巷直接与-15m水平副井井底车场连通；回风大巷与回风立井连通。
根据大巷位置及煤层赋存情况，设计尽量加大采区尺寸，增加工作面推进长度，减少工作面搬家次数，充分发挥采掘设备的效能。
§2 达到设计生产能力时工作面的配备
一、回采工作面长度
回采工作面长度为260m，主要结合本矿煤层赋存条件，考虑工作面刮板输送机铺设长度、工作面支护难易程度、工作面产量等因素确定。
二、工作面的个数、产量及装备
矿井达到设计生产能力时，在1、2号煤层中布置一个回采工作面。工作面年推进度为1500m，采煤工作面生产能力按下式计算：
A=M³I³L³r³C
式中：A----回采工作面年生产能力， M----回采工作面采高，m I ----回采工作面的长度，m L----回采工作面年推进度，m r----煤的容重，1.4 t/m³ C----工作面回采率，95%
所以，A=4.2³260³1500³1.44³95%=209.5kt/a 考虑加上掘进出煤，可满足矿井设计生产能力的需求。
第五章 矿井基本巷道及建井计划
§1 井筒、石门与大巷
一、井筒布置及装备
根据井田开拓布置，设计在井田中部沿煤层走向布置3条大巷，即胶带输送机大巷、辅助运输大巷和回风大巷。三条大巷水平间距为30m。
+80m水平胶带输送机大巷和辅助运输大巷布置在2号煤层中，其中胶带输送机大巷沿2号煤层底板掘进，辅助运输大巷按3‰掘进；回风大巷沿1号煤层顶板掘进。胶带输送机大巷直接通过1号井底煤仓上口；辅助运输大巷直接与+80m水平副井井底车场连通；回风大巷与回风立井连通。
-15m水平胶带输送机大巷、辅助运输大巷和回风大巷均布置在10号煤层中，沿10号煤层底板掘进，辅助运输大巷按3‰掘进。胶带输送机大巷通过胶带上仓斜巷进入2号井底煤仓；辅助运输大巷直接与-15m水平副井井底车场连通；回风大巷与回风立井连通。
井 筒 特 征 表
二、井底车场及硐室
矿井为立井开拓，煤炭由主立井箕斗提升至地面，物料经副立井罐笼运至工作面，矸石由无轨胶轮车运送至地面矸石山。
1．井底车场形式的确定
井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称，它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矿石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，它是井下运输的总枢纽。
井底车场的设计选型原则
（1）要留有一定的富余通过能力，一般大于矿井设计生产能力的30﹪； （2）设计时要考虑矿井增产的可能；
（3）尽可能提高机械化水平，简化调车作业，提高通过能力。
从矿车在井底车场的运行特点看，井底车场有两大类，即环形式和折返式。本矿井设计为大型矿井。大巷运输采用胶带输送机，直接运煤入井底煤仓再到主井的形式根据开拓部署和本矿井特有的辅助运输方式，确定中央进风立井采用环形刀把式车场。
2．空重车线的长度 井底车场空、重车线长度按1.5倍列车长度考虑，一列矿车为20个车厢，采用1.5t固定式矿车，型号为MGC1.7-9，外形尺寸（长³宽³高）2400³1150³1150（mm），故取调车线长度70m。
3．调车方式
井底车场内设置2台蓄电池机车轨道，车场内的材料设备、集装箱、平板车由蓄电池机车牵引，重车顶入换装站，空车返回井底车场存车线。大巷来的材料胶轮平板车直接倒入换装站一端等待换装。
4、硐室
井底车场硐室主要有：井底换装站、井底煤仓、主变电所、主排水泵房、井底清理斜巷、水仓、信号房、等候室、机头硐室联络巷。
（1）井底换装站
用于材料、设备的换装，长度为70m，可同时放两套胶轮平板车，硐室内布置两台40m行程的10t电动葫芦桥式起重机用于物料与一般设备的换装；一端布置2台一组的20t电动葫芦桥式起重机，用于支架等重型设备的换装。
（2）井底煤仓
井底煤仓形式采用直径为18m的圆形直立式普通煤仓。
井底煤仓容量根据《煤炭工业矿井设计规范》，应为矿井日产量的0.15倍，本次设计根据井筒运输设备的能力，结合不设采区煤仓的特点，确定井底设两个煤仓，每个煤仓有效容量为4000t。
（3）水仓布置及清理
水仓布置在井底车场空车线的北侧，水仓开口在调车线的中央，矿井正常涌水量为680m3/h,故所需水仓容量为：
Q0=680³8=5440(m) 水仓采用清理机清理。
井底车场巷道及硐室除煤仓、装载硐室等采用现浇混凝土支护外，其余采用锚喷支护，遇围岩破碎的地方加金属网支护。
3
§2 巷道布置及生产系统
一、采区准备方式确定
采区准备方式的优点，不需要开拓上山，大巷掘出后便可掘顺槽、开切眼和必要的硐室车场，因此巷道系统简单；运输系统环节少，费用低，系统简单，运输设备、数量和辅助人员少，工作面长度可以保持等长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果显著，国内实践表明，在工作面单产、巷道掘进率、采出率和吨煤成本等几项指标方面，都有显著提高和改善。
本设计矿井的大巷布置在煤层中，辅助运输采用无轨胶轮车。 采区准备方式存在的问题，如辅助运输、行人比较困难的问题在采用无轨胶轮车后可以很好的解决。故采用采区准备方式。
二、采区巷道布置
1、首采东一区，走向长度分别为2500m，倾向长度均为1900 m，工作面长度260m，两条顺槽均为3.8m高5m宽。
2、开采顺序
首采采区为东一采区，然后依次为东二采区、东三采区、东四采区。采区内区段煤柱留设较宽，故个区段之间依次开采。首采工作面101工作面，然后依次开采下一个分带。
3、采区通风 采区内各工作面采用一进一回，U型通风系统。 4、采区运输
采区运输巷铺设B=1400mm的胶带运输机，运煤炭到胶带运输机，采区内辅助运输采用无轨胶轮车运输材料从地面经副立井至辅助运输大巷到回采工作面辅助运输斜巷，再到工作面。
三、采区生产系统
1、运煤系统
工作面可弯曲刮板输送机→顺槽转载机→顺槽可伸缩胶带输送机→采区胶带运输大巷→井底煤仓→地面。
掘进煤全部在采区处理，采用分掘分运方式直接将煤与煤流系统混合在一起外运。
2、辅助运输系统
井下全部采用无轨胶轮车运输，井下所需材料、设备在地面装入无轨胶轮车经副立井、采区运输大巷运至各使用地点和工作面。
3、通风系统 矿井新鲜风流经主、副立井进入井下，再经采区运输大巷和采区胶带运输大巷进入回采工作面进风顺槽，清洗工作面后的乏风经回风顺槽进入回风大巷，经中央回风立井排到地面。
4、排矸系统
矿井矸石经排至地面矸石场地，井下矸石装无轨胶轮车运至副立井井底装1.5t固定式矿车提升到地面或周杰由无轨胶轮车运送至地面矸石山。
5、供电系统 供电：地面变电所→副立井→中央变电所→轨道大巷→采区轨道巷→工作面
6、排水系统
由于井下大巷全部沿1、2号煤层布置，因此采区全部采用管路排水，各涌水地点的水通过设在涌水地点的小水泵经管路直接排到井底水仓，然后通
过主排水泵房经中央回风立井排至地面。
四、采区巷道掘进方法
采区内所有工作面顺槽巷道沿煤层顶板掘进，普通综掘工作面配备的主要设备有S200M型半煤岩巷掘进机，SSJ800/2³40型可伸缩胶带输送机，BKJ66-11№9型局部通风机等设备。
掘进通风可通过采用局部通风机为掘进头供风。
采区生产能力及采出率 1、采区生产能力
根据煤层条件、设备，结合国内目前的高产高效矿井工作面长度，确定1、2号煤层回采工作面的长度为260m。
根据采煤机切割速度，工作面长度，瓦斯含量，开机率，回采工作面每天完成5~8个循环，平均6个循环，采煤机截深为0.865m，日进度为5.19m。 则每个工作面生产能力为
Q0=L0³l0³M³T³K 式中： Q0—工作面生产能力，万t/a；
L0—工作面年推进度,L=300³0.865³6=1557(m/a)；
l0—工作面长度，260m； M—煤层厚度，4.2m；
T—煤的容重，1. 44t/m3 ； K—工作面回采率，95%。
则：Q0=1557³260³4.2³1.44³0.95=217.43(万t/a)
由计算得出布置一个回采工作面足够达到矿井产量要求。 2、采区采出率
采区内留设的煤柱，利用连采机房柱式采煤法回收，回收率为50%。部分煤炭资源损失，因此采区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。
采区内实际采出煤量与采区内工业储量的百分比称为采区采出率。按下式计算：
采区采出率=采区实际采出煤量/采区工业储量³100 %
采区开采损失组要有：工作面落煤损失，约占5%；工作面顶煤煤皮损失；采区内区段煤柱不可回收部分损失；采区内陷落柱煤柱损失等。
采区内工业储量为：6846万t 采区内实际采出煤量为：5428万t
则：采区采出率＝5428 / 6786³100%=79.3%
根据《煤炭工业设计规范》规定：采（带）区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.85。设计首采采区采出率为，符合《煤炭工业设计规范》规定。
采区车场选型设计
采区内煤层倾角较小，平均为4°，为近水平煤层。采区布置，进风顺槽和回风顺槽通过联巷相连，不设采区车场，采用无轨胶轮车辅助运输，在联巷和大巷连接处需抹角，抹角大小为3*3m，与大巷成45°角，以便于无轨胶轮车的拐弯。
采区顺槽与大巷均为胶带输送机运煤，工作面顺槽胶带输送机与大巷胶带输送机直接搭接，不设采区煤仓。
煤层底板坡度小，起伏不大，无轨胶轮车完全可以适应，故不设采区绞车房。
井底中央变电所至采区的供电系统电路压降较大，为保证采区正常生产，需布置采区变电所，采区变电所应该设在通风良好，围岩稳定，地压小，易维护，无淋水，易于搬迁电压器等设备的地方，并使变电所位于采区用电负荷中心。采用锚网喷支护，底板用100号水泥铺底并高出邻近巷道200-300mm。具有0.3%的坡度。
、
第六章 采煤方法
§1 确定采煤工艺方式
根据带区内地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺、防顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：
根据煤层赋存条件及井田开拓布置，结合国内目前技术装备水平及霍煤集团多年的生产管理经验，设计采用长壁综采一次采全高采煤法。
1. 分层综采工艺的特点 优点：
分层综采工艺 技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.0-3.5m, 回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可以达到93-97%以上。
缺点；
巷道掘进多；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，人工铺设网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可开采下分层。
2. 放顶煤工艺 优点：
有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性。
缺点：
煤损多，工作面回采率低；煤尘大，放煤时煤和矸石界限难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。
3.一次采全高工艺 优点：
工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道维护工程量，同时生产也相对集中；万吨掘进率高；工作面搬家次数少，节省搬家费用，增加了生产时间；材料消耗少。
缺点：
煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易片帮；采高固定，适应条件单一。
比较上述3种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，初步选择放顶煤或一次采全高的回采工艺较合理，结合矿井生产条件，采用放顶煤工艺工作面瓦斯容易超限，煤质硬度大，顶煤放煤困难，且放顶煤回采率低，本煤层平均厚4.2m，工作面回采率比放顶煤要高很多。故确定工作面选用一次采全高回采工艺，后退式自然跨落法采煤。
§2 回采设计
一、回采工作面参数
根据前面开拓、准备巷道布置，回采工作面沿倾向布置，走向推进，工作面长度为260m，顺槽长度平均为2850m，煤厚4.0m，采高4.2m。
工作面采用一进一回的布置方式，每个工作面共设置两条顺槽，均为进风巷、回风巷，一条巷道布置皮带，另一条做为运输、行人巷；顺槽断面均为5m宽，3.8m高，工作面间留设30m煤柱。
工作面配套设备表见表6.1。
表6.1 工作面配套设备表
二、回采工作面破、装、运煤方式
1、进刀方式：割三角煤端头斜切进刀：即采煤机前滚筒割透机头（尾）后，将其后方生产溜顶至煤帮。调换滚筒上下位置，将采煤机返回距机头（尾）45m处斜切进刀。之后将生产溜弯曲段及机头（尾）顶至煤帮。采煤机调换滚筒上下位置返回机头（尾）将进刀时所留三角煤割掉，最后再次调换滚筒上下位置返回正常割煤。（进刀方式如图6.1）
(a)
(b)
(c)
(d)
(e)
图6-1 工作面端部割三角煤斜切进刀
a－起始；b－斜切进刀；c－推移刮板输
送机；d－割三角煤；e－开始正常割煤1-综采面双滚筒采煤机；2－刮板输送机
2、采煤机选型
（1）采煤机的牵引速度
(LL1)nv
T60nT1
式中：v——采煤机所需平均牵引速度，m/min；
（公式6.1）
L——工作面设计长度，250m；
L1——工作面生产时采用斜切进刀开机窝方式，机窝长度取35m；
T——工作面开机时间：16³55%=8.8h； n——昼夜循环数，9个；
T1——开机窝时间，取20min；
(25035)9故：m/min v5.68.860920
则工作面的最大牵引速度为：1.4³5.6=7.84 m/min
采煤机的实际截煤速度应为7～8 m/min，空载时应不小于12 m/min，以减少辅助工作时间。 （2）采煤机的功率
W60vBHkHw
式中： W—采煤机所需功率，kW；
（公式6.2）
v—采煤机所需平均牵引速度，m/min； B—工作面截深，取0.865m；
H—采高，根据国内大采高设备能力，取3.5m； k—破岩能力系数，取1.4；
Hw—能耗系数(1.1～4.4)，取2.5～3.5；
.3kW 故： W605.60.8653.51.4(2.5～3.5)/3.6914.7～1792
根据上述计算，选用德国艾克夫公司制造的SL500电牵引采煤机，其具体技术参数见表6-2。
表6-2 采煤机技术特征表
3、刮板输送机选型
（1）刮板输送机的生产能力应将采煤机采下的煤全部运出，并留有余地。因受设备开机率、液压支架移架速度、矿井瓦斯涌出量及通风能力限制，采煤机实际生产能力为：
Q60HBVrC （公式6.3）
式中：Q——采煤机小时采煤量，t/h；
H——采高，m；
B——工作面截深，取0.865m；
V——采煤机实际牵引速度，取6m/min；
3
r——煤的容重，t/m；
C——采煤机反向空牵引或清浮煤、割煤时的牵引速度， 取0.9m/min；
故： Q602.770.86561.40.91006t/h 则刮板输送机的运输能力应达到1200 t/h。
（2）刮板输送机的铺设长度和装机功率应按工作面设计长度和采煤参数来确定。初步计算功率在1000kW，结构应坚固耐用。根据上述原则选择PF4-1132 型工作面刮板输送机，其主要技术参数见表6.3。
三、回采工作面支护方式
1、支架选型及布置
工作面选用液压支架支护，根据顶底板岩性及煤层厚度，采高条件，并参照矿上的实际情况，选用DBT-Schitd255/550型液压支架，并配备电液阀。
支架技术特征表见表6.4。
表6.4 支架技术特征表
工作面支架最大控顶距6415mm，最小控顶距5550mm，端面距400mm，放顶步距0.865m。
2、支架支护强度的验算
结合矿上实际情况，工作面液压支架按照工作面最大采高的八倍进行计算，上覆岩层所需的支护强度按下式计算：
F=8³H³R³g （公式6.4） 式中： H-工作面采高，5.5m；
R-上覆岩层容重2200kg/m3； F-计算工作阻力，KN。
则F=2200³9.8³5.5³8=8395.5KN
根据支架说明书的工作阻力为8738KN大于8倍采高验算所需的工作阻力，所以此类型支架符合本工作面支护要求。
3、顶板管理 采用液压支架及时支护方式管理顶板并隔离采空区，自然垮落法处理采空区。
4、移架及推溜方式
移架：正常情况下，采煤机后滚筒割煤后，滞后3-5m开始移架，移架步
距0.865m。顶板破碎时，前滚筒割过3-5m时即伸出支架伸缩梁或提前拉架，但过程中滚筒严禁割碰支架伸缩梁或顶梁。移架采用本架操作，移架时禁止相邻两架同时动作。移架要求少降快拉，带压擦顶拉架。拉架后保证工作面支架在与工作面平行的同一直线。操作完毕后及时将手把打到零位。
提前拉架工艺流程：拉架割煤（落煤、装煤、运煤）移溜
五、端头支护及超前支护方式
1、机头、机尾贴帮柱及切顶柱打法及要求：
从煤壁向外20m距采帮0.5m和0.8m处各支设一排帽柱，柱间距不超过1m，柱帽规格：600³150³80（长³宽³高）mm。压力较大时可适当加密超前维护的单体柱。帽柱不得支设在钢带上。帽柱支设符合质量标准化要求。
2、工作面端头应力集中区配备端头支架、单体液压支柱、金属铰接顶梁强化顶板管理。
3、超前支护管理
分带胶带斜巷、分带回风斜巷超前煤壁不小于20m对顶板加强支护。如果顶板完好，压力不大，且锚索支护良好时，可以支护单体柱进行超前维护；若顶板破碎、压力大，则进行套棚管理。具体管理办法如下：
⑴ 进风顺槽超前管理
A、当顶板压力不大且在五无（无离层、无下沉、无劈口、无破碎、无断裂）情况下超前支护方式：
从煤壁向外20m距采帮0.5m和0.8m处各支设一排帽柱，柱间距不超过1m，柱帽规格：600³150³80（长³宽³高）mm。压力较大时可适当加密超前维护的单体柱。帽柱不得支设在钢带上。帽柱支设符合质量标准化要求。
B、当压力大（顶板下沉或底板鼓起）及初采期间，顶板有破碎迹象或已经破碎时采用以下方式超前支护：
从煤壁向外20m延至落山切顶线，距第一架顶梁0.3m处支设1路交错迈步抬棚管理顶板。棚梁间距不超过0.3m，规格为不小于φ200mm的优质一面见平梁，长度5m，梁下支设单体柱，柱距不超过1m。跨溜时，要求一梁不少于3根柱。支护不能满足需要时，可适当加设抬棚。棚梁支设符合质量标准化要求。
⑵ 分带回风斜巷超前管理与分带胶带斜巷同。 超前支护见图6.2。
六、各工艺过程注意事项
1、割煤质量标准
割过煤后工作面要保持煤壁平直，无伞檐（长度超过1m，最突出部分不超过150mm；长度在1m以下，最突出部分不超过200mm）。无马棚、顶底板平直。如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过±50mm
。
机头、机尾各10m要平缓过度，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。
2、移架质量标准
移架质量标准：支架拉过后必须成一条直线，其偏差不得超过±50mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过±100mm。支架顶梁与顶板平行铺设，最大仰俯角
移架时要保证支架移到位，梁端距要依据采高变化保持在350～550mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。
3、推溜质量标准
刮板输送机在推移后必须保持成一条直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大现象。刮板输送机的机头机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.865m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推溜。
4、清煤质量标准
工作面没有超过100mm的煤块。清煤工必须滞后移溜10个架，距采煤机大于50m，清煤人员必须面向机尾注意溜子、顶板、煤帮情况，以防发生意外。
5、对工作面端头架支护的管理 端头管理：
当分带进风斜巷顶板完好、无棚梁支护推移生产溜机头时，把影响移机头的单体柱直接回出。顶板破碎支设有顺巷抬棚梁时，则在移机头前，将抬棚梁下影响机头前移的单体柱回出，待移过机头及时在棚梁下补支设单体柱，呈跨溜抬棚。抬棚梁在跨溜时至少支设三根单体柱。机头移过后，支设单体帽柱或抬棚梁支护端头，端头帽柱间排距不得超过0.8m。端头支护要沿至密柱切顶线。切顶密柱距转载机机尾0.2m处支设，挡矸密柱沿第一架顶梁外侧至切顶密柱支设，要求密柱每米不少于4根。切顶密柱滞后支架切顶线不得超过3.2m。
回风端头支护同分带进风斜巷，但切顶密柱不得滞后支架切顶线0.8m。 6、采空区管理
采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m2而不跨落时，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区
强制放顶，相应措施按有关规定执行。
7、提高块率、保证煤质的措施 （1）提高块率的措施
1）在各转载点落煤处加设缓冲装置。
2）在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在5m/min左右。 3）破碎机锤头高度保持在150-200mm之间。 4）机组司机要掌握好采高，严禁割底割顶。 （2）去除杂质措施：
1）由于当前使用的运输皮带磨损后有皮带纤维，皮带纤维对煤质影响较大，因此，每班煤溜工必须负责清理干净皮带和皮带辊上的纤维。
2）严禁把锚杆=托板、金属网、废木头等杂物清到溜里，煤溜工发现以上杂物必须及时停机取出。
（3）降低灰分措施：
1）采煤机司机要掌握好采高，严禁割顶、割底。 2）严禁将30公分以上的大矸清到溜子上。 3）皮带煤溜工发现拉出大矸要及时停机搬出。
4）若遇顶板破碎时，采用超前拉架的方式及时控制顶板，防止过多的矸石混入煤中。
5）遇构造，岩石量大或顶板有冒落，应采取煤矸分装分运的方式，以减少煤含矸量。
（4）煤质指标符合要求：灰分≤26%，含矸率≤7%，水分≤6%。 8、顶板维护及矿压的观测 工作面及顺槽巷道必须加强顶板支护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作 面50m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于破网地点必须 进行补网并联好。
矿压观测由当班班长及验收人员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。
七、回采工作面正规循环作业
1、劳动组织形式
劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、移前后溜、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面为放顶煤工作面，设计采高为4.2m，工作面沿顶板推进。循环
进度0.865m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“四六”制作业（一个班检修，三个班生产），均执行现场交接班制，每班有效工时为八个小时。
循环方式为生产班进3个循环，日进6个循环。
表6.5 劳动组织配备表
2、技术经济指标
循环产量按下列公式计算：
Q1=L1³S³M1³P³C （公式6.5） Q2=L2³S³M2³P³C （公式6.6） Q = Q1+ Q2 （公式6.7）
式中： Q1—割4.2m采高段一刀煤产量，t；
Q2—割过渡段一刀煤产量，t；
L1—工作面4.2m采高段倾斜长度，m； L2—工作面过渡段倾斜长度，m； M1—工作面中段采高，4.2m
M2—工作面过渡段采高，取55m； S—循环进度，0.865m； P—煤的容重，1.4t／m3
C—工作面可采范围内回采率，0.95；
则：Q1＝（250－20）³0.865³5.5³1.4³0.95＝1655.32t
Q2＝20³0.865³5³1.4³0.95＝115.05t 循环产量 Q＝Q1+ Q2＝1655.32+115.05＝1770.37t
日产量＝Q³日循环数＝1770.37³6＝10622.23t
吨煤成本：根据矿上实际数据为45元/t。
工作面主要技术经济指标见表6.6。
§3 回采巷道布置
一、回采巷道布置方式
1、布置方式
工作面瓦斯涌出量为 2.358 m3/t，生产能力为210Mt/a，根据以风定产的要求以及后面通风设计关于通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。一条为进风顺槽，一条为回风顺槽，顺槽之间由联巷相连。 采用综合机械化采煤机割煤，综掘机掘进的机械化掘进方式。
2、煤柱尺寸
工作面顺槽之间留设30m煤柱。 回采巷道参数 1. 断面
各顺槽、联络巷断面均为5m宽，3.8m 高。采用胶带输送机运煤，无轨胶轮车辅助运输，故2-101运输顺槽布置1400mm宽的胶带运煤，其它巷道不布置设备。
2) 支护
(1) 顶板支护 锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度2.2 m，
杆尾螺纹为M22，规格型号20#—M22—2200。
锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2388（先放），另一支规格为CK2340（后放），钻孔直径为28 mm，锚固长度为2000 mm。
钢筋托梁规格：采用Ф16 mm的钢筋焊接而成，宽度为100 mm，长度4.5 m，规格型号为Ф16—4500—100—6。
托盘：采用拱形高强度托盘，规格为150³150³8 mm。
锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成25°，其余与顶板垂直。
网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号5000³1000 mm、3500³1000 mm。
锚杆布置：锚杆排距0.8 m，每排5根锚杆，间距800 mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮200 mm。
锚索：单根钢绞线，Ф17.8mm，长度8300m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为K2388（先放），两支规格为CK2340（后放）。锚索矩形布置，每排3根，排距2.4 m，间距2.4 m，距帮1.0 m。
(2) 巷帮支护
锚杆形式和规格：帮锚杆侧为Ф20mm高强螺纹锚杆，长度2.0 m，锚固方式：树脂端部锚固。顶锚杆侧为Ф22mm高强螺纹锚杆，长度2.5 m，锚固方式：树脂端部锚固。
托盘：采用拱形高强度托盘,规格为120³120³6 mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为200³300³50 mm的柱帽，中心孔直径为30 mm
锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成15°，靠近底板的锚杆与水平夹角为-5°。
网片规格：顺槽煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮，规格型号：5000³1000 mm、3500³1000mm。
锚杆布置：锚杆排距0.8 m，每帮每排5根锚杆，间距800 mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板250 mm。
帮支护最大滞后顶支护为3 m，严禁空顶支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。
二、采区布置及主要设备
1．采煤方法
根据主要可采煤层赋存条件和开采技术条件，结合矿井开拓部署，设计采用长壁采煤法，全部垮落法管理顶板。
对山西组2号煤层合并区的厚煤层，回采工作面采煤工艺设计选用一次采全高综采；山西组1号及2号煤层分叉区的薄煤层通过技术经济比较，回采工作面采煤工艺设计选用薄煤层综采。
2．主要采煤机械设备
结合建设单位设备订货情况，矿井初期开采的一采区2号煤层回采工作面主要采煤设备技术特征见表
三、达到设计生产能力时的盘区数目、位置及工作面生产能力
矿井达到设计生产能力时，井下布置位于井底车场以东、+80m 水平大巷南侧的上组煤一采区，一采区为1、2号煤层合并区，布置1个厚煤层回采工作面。
根据回采工作面生产能力计算，一采区2号煤回采工作面生产能力为215Mt/a，计入掘进工作面煤量(按回采产量的5%计算)0.10Mt/a ，全矿井产量可达225Mt/a。即全矿井以1个一采区2号煤回采工作面可保证矿井210Mt/a
的设计生产能力，实现一井一面集约化生产。达到设计能力时回采工作面特征见表。
回采工作面特征表
四、采区巷道布置
设计各采区均采用上（下）山开采，回采工作面沿煤层走向推进。各采区上（下）山均按3条巷道布置，水平间距30m，分别为胶带输送机上（下）山、辅助运输上（下）山和回风上（下）山。
回采工作面均布置2条顺槽，一条为运料顺槽，另一条为胶带输送机顺槽。
巷道掘进及支护 矿井达到设计生产能力时，井下共布置2个普掘工作面，担负矿井开拓巷道、硐室、立交点等掘进任务；2个煤及半煤岩巷综掘工作面，担负采区准备巷道和回采工作面顺槽的掘进任务。
井下主要开拓巷道及采区上（下）山均采用锚网喷（锚杆、喷浆和金属网）加强支护形式，在顶板破碎或围岩破坏严重地段采用锚梁网喷（锚杆、喷浆、型钢梁和金属网）或增加锚索；工作面顺槽采用钢筋锚杆支护，在距回采工作面20m范围内采用单体液压支柱进行超前加强支护，以抵抗回采超前支承压力的影响。
第七章 井下运输
§1 运输系统和运输方式的确定
一、地面运输
干河矿井的原煤在工业场地经初级筛分排矸后采用汽车运输运至7km和20 km外的辛置矿、李雅庄矿选煤厂洗选，洗选后的产品煤在上述两矿的装车站装车，然后经南同蒲铁路外运。 1、厂外道路
设计新建两条公路，即连接汾洪公路与矿井工业场地北大门、南大门的进场道路和煤炭外运道路。工业场地进场道路主要供进出矿井工业场地的人员和通勤车辆使用，煤炭外运道路主要供外运煤炭的空重货车、材料运输车辆使用。
二、井下运输
大巷煤炭运输采用胶带输送机运输方式，矿井移交投产时装备+80m水平东翼胶带输送机大巷带式输送机。主要技术数据为：B=1400mm，St1250（阻燃带），L=385m， Q=2500t/h， V=3.15m/s，α=-0.6467°～0°。防爆电动机1台，型号：YB2-315L-4，N=185kW。液压自动拉紧装置（一套）。 井下大巷辅助运输采用蓄电池电机车牵引1t矿车运输，选用XK12-6/192-1KBT型蓄电池电机车5台。装载材料及设备的矿车经副立井运至井底车场，由蓄电池电机车牵引，经辅助运输大巷运至采区上（下）部车场，再由采区辅助运输上（下）山连续牵引车系统（SQ-90D型，牵引力90kN，132kw）运至采区中部车场，然后由轨道顺槽连续牵引车系统运至工作面。鉴于矿井移交投产的一采区位于井底车场附近，距离井底车场不足400m。因此，考虑下井人员步行至工作地点。
采区普掘工作面的矸石装入矿车，由采区辅助运输上（下）山连续牵引车系统运至采区上（下）部车场，再由蓄电池电机车牵引至井底车场。大巷普掘工作面的矸石直接由蓄电池电机车牵引至井底车场，经副立井提出地面。
第八章 矿井提升
§1 主井及地面生产系统
主井担负矿井原煤提升任务。井筒直径φ5.5m，装备一对20t四绳提煤箕斗。
地面生产系统的工艺总布置原则是力求煤流顺畅、系统简捷、紧凑、转载少，减少占地面积，预留末煤洗选加工场地。
矿井提升原煤由主井井口房箕斗仓下直接运至原煤仓，经仓下带式输送机转载运至动筛排矸车间。
原煤在动筛排矸车间经准备筛分、块煤排矸、脱水及煤泥浓缩等作业后，生产出50～0mm的初级产品和300～50mm的矸石。选后块煤经块煤破碎机破碎到50mm以下，与分级筛筛下-50mm末原煤掺混，运至混煤仓储存。
混煤仓仓下设有汽车装车闸门，产品由汽车外运至附近选煤厂洗选。300～50mm矸石运至矸石仓由窄轨矿车外运排弃。
考虑到混煤仓储存能力有限，产品储存另设有储煤场。混煤仓装满后，选后产品可在仓侧卸至储煤场储存。 副井生产系统
副立井主要担负全矿矸石、材料、人员、设备、大件等的提升任务。井筒直径φ6.5m，装备一对600mm轨距1吨矿车双层四车钢罐道多绳罐笼，罐笼为一宽一窄，宽罐笼净宽B=1670mm，窄罐笼净宽B=1020mm。采用带张力自动平衡的YXZ型首绳悬挂装置。 矸石系统
本矿井井下巷道多为半煤岩巷道，矸石量约占原煤产量的8%，为168000t/a；另外动筛车间排放的矸石量为112500t/a。根据地形条件，确定矸石处理方式采用矿车运至距副立井井口约0.5km处的排矸场，填沟排放。
太原理工大学 继续教育学院毕业设计（论文）纸
第九章 矿井通风与安全
§1 瓦斯
一、井田勘探瓦斯情况
据调查团柏煤矿2003年2号煤层矿井瓦斯测试结果为：绝对瓦斯涌出量
1.362m3/min，相对瓦斯涌出量0.862m3/t，属低瓦斯矿井。辛置煤矿南区360水平2004年2号煤层矿井瓦斯测试结果为：绝对瓦斯涌出量20.93m3/min，相对瓦斯涌出量6.20m3/t，属低瓦斯矿井。
团柏煤矿位于本井田的北部，以下团柏断层相隔，团柏煤矿处于下团柏断层的下盘（上升盘），干河井田处于断层的上盘（下降盘）。团柏煤矿2号煤层埋深一般在300～400m左右，干河井田2号煤层埋深一般在600～700m。煤层中瓦斯含量一般随着埋藏深度的增大而升高，所以可推测干河井田矿井瓦斯涌出量可能要比团柏煤矿瓦斯涌出量高。辛置煤矿位于干河井田的东部，2号煤层埋深一般也在600～700m，所以干河井田矿井瓦斯涌出量可能与辛置煤矿南区360m水平2号煤矿井瓦斯涌出量大致相当。
据井田勘探地质报告，本矿井煤层中甲烷含量介于0～2.52ml/g可燃值，基本上属瓦斯风化带。随着煤层埋深的加大，瓦斯反而有降低的趋势，这可能与本井田的构造有关。2号煤层瓦斯含量高于其它煤层，最高孔为109号孔，CH4含量为2.52ml/g可燃值，11号煤层瓦斯含量最低。1号煤层除403号孔
CH4成分占到21.51%外，其余均小于10%，平均2.62%，属CO2－N2带。2号煤层CO2－N2带分布于区的中东部，N2－CH4带及CH4带分布于区的西部。9号、
10号煤层瓦斯属CO2－N2带。11号煤层除J-1号孔CH4成分占到11.47%外，其
余均小于10%，平均仅0.91%，属CO2－N2带。
二、矿井瓦斯涌出量预测
根据上述煤层瓦斯含量情况，本矿井1、9、10、11号煤层瓦斯属CO2-N2带，仅2号煤层瓦斯含量相对较高，故按开采单一煤层计算回采瓦斯涌出量（不考虑邻近层的瓦斯涌出）。
2号煤层最大瓦斯含量按下式计算：
Wh＝WO²(100-Ad-Mad)/100
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前 言
山西霍宝干河煤矿有限公司是山西焦煤霍州煤电集团公司和宝钢贸易有限公司共同出资组建，井田位于霍西煤田万安详查勘探区东北部，山西省洪洞县北部，汾河西岸的干河、平垣、小河村一带，距洪洞县城23km，其行政辖区大部分为洪洞县堤村乡，北部边缘地带属于汾西县团柏乡，跨洪洞、汾西两县，第四系黄土大面积覆盖，地形切割强烈，沟谷纵横，地貌形态以黄土梁、塬、峁为特征，地势西高东低，最高点位于区西北角井田边界附近的黄土梁上，标高740m，最低点位于井田东南部汾河河谷中，标高510m，相对高差230m。区内以一条近东西向的黄土梁为地形骨架，南北两侧黄土冲沟发育，属低山基岩黄土丘陵地貌。
井田形态呈北东－南西向长条形分布，北东－南西长约9km，北西－南东宽约4km，面积为35.5599km2，矿井设计可采储量为171.50Mt。其中山西组煤层60.81Mt，设计生产能力为210Mt/a，计算服务年限为58.3a。
本区地属温暖带季风型大陆气候，四季分明，冬春季寒冷，夏秋季湿润多雨；井田地震动峰加速度(g)为0.20，地震动(加速度)反应谱特征周期(sec)为0.35，地震烈度为8度。
根据煤炭科学研究总院沈阳研究院提交的《干河矿井一采区瓦斯基础参数测定及瓦斯涌出量预测》及山西省煤炭工业局的批复，矿井投产的上组煤首采区相对瓦斯涌出量为3.46m3/t，绝对瓦斯涌出量为16.03m3/min；矿井相对瓦斯涌出量为4.33m3/t，绝对瓦斯涌出量为20.06m3/min。矿井为低瓦斯矿井；在4个钻孔中对可采煤层做了煤尘爆炸性试验，其结果各煤层均有爆炸性危险，火焰长度在60～400mm，加岩粉量在70～80%；在5个钻孔中对可采煤层做了煤的自燃倾向性试验，其结果各煤层属不易自燃煤。
本井田采用立井开拓，三个井筒（主立井、副立井和回风立井）均位于同一工业场地，相互间距90m左右。主立井井口标高+546.40m，井筒深度567.40m。装备一对标准四绳20t箕斗，担负矿井煤炭提升任务兼作进风井。敷设通讯、信号电缆。主立井表土及风化岩段深度为73m，采用钢筋混凝土支护，支护厚度500mm，基岩段采用混凝土支护，支护厚度400mm；副立井井口标高+546.40m，井筒深度589.40m。装备一对1t矿车双层四车罐笼（一宽一窄），担负矿井矸石提升、材料设备下放、人员升降兼作进风井和安全出口。设有玻璃钢梯子间，并敷设排水、压风、消防洒水管路及动力、通讯、信号
电缆。副立井表土及风化岩段深度为84.2m，采用钢筋混凝土支护，支护厚度550mm，基岩段采用混凝土支护，支护厚度450mm；回风立井井井口标高+546.60m，井筒深度551.6m，作为矿井的专用回风井和安全出口。设有玻璃钢梯子间。回风立井表土及风化岩段深度为73m，采用钢筋混凝土支护，支护厚度550mm，基岩段采用混凝土支护，支护厚度450mm。
3个井筒均采用普通法施工，各井筒表土及风化岩段采用钢筋混凝土井壁，基岩正常段为混凝土井壁。
第一章 井田概况及地质特征
§1 矿区概述
一、地理位置及交通条件
干河井田位于山西省洪洞县北部，汾河西岸的干河、平垣、小河村一带，距洪洞县城23km，其行政辖区大部分为洪洞县堤村乡，北部边缘地带属于汾西县团柏乡，跨洪洞、汾西两县。
区内公路以团柏河东岸的洪洞—汾西县级公路为主，自东南向西北从井田东部通过，至下团柏村分为两支，一路向西经沟底村、后义村可到汾西县邢家要乡，一路北上直达汾西县城。
区外有南同蒲铁路及霍侯一级公路，位于井田东部边界的汾河东西两岸，铁路沿线设有辛置、赵城、洪洞等站。由矿井工业场地跨团柏河沿洪（洞）—汾（西）公路向东南2.5km可接108国道，北上3km至辛置火车站。自矿井工业场地至团柏矿工业场地6km，有公路相通。矿井北距太原、霍州市分别为221km和12km，南距临汾市、洪洞县城分别为60km和15km，矿井交通运输条件极为方便。
矿井交通位置见图1.1-1。
图1.1-1 矿井交通位置图
二、矿区电力供应基本情况
矿井两回电源采用35kV架空线路取自相距约3.77km的霍州煤电集团中
煤电厂（3³12MW），电源可靠。
三、矿区的水文简介
本区水源充足。矿井正常涌水量3600m3/d（一水平生产时），经不同程度处理后，可满足矿井生产及消防用水。
团柏河河谷地段浅层沙砾层水，富水性强、水质好，开掘大口井，井深40m左右，水位埋深10～15m，单井可提供100m3/h以上水量，可作为矿井建设初期用水水源及备用水源。做为永久性供水水源可选择在下团柏断层下盘的团柏河谷，这里正好接近郭庄泉的排泄区，开掘奥灰岩溶水，含水丰富，水质好，水位埋藏浅，一般在10～20m，距矿井2.0km，是理想的供水水源。
四、矿区的地形与气象
本区地处低山黄土丘陵区，四季分明，昼夜温差较大。降水量316.7～542.0mm，年平均降水量428.03mm，蒸发量1380.8～1820.6mm，年平均蒸发量1587.03mm，蒸发量大于降水量3.7倍，冬春少雨，夏末秋初雨水较大，且多集中在7、8、9三个月。年平均气温15.8℃，结冰期在11月下旬至次年3月上旬，最大冻土深度为530mm。无霜期180天左右。夏季多东南风，冬季多西北风，最大风速18m/s，属温暖带季风型大陆气候。
本区地震烈度为8度区。
五、主要自然灾害
霜冻：本区地势高寒，无霜期较长。据1975年来的资料，10年中有5年发生不同程度的冻灾，平均两年一遇。
冰雹：冰雹是本区常见的一种局部性灾害天气，据气象部门多年资料记载，洪洞县境内平均每年发生冰雹灾害1.4次，多发生在每年的5～9月，7、8、9三个月更为集中。
干旱：干旱是本区主要自然灾害之一，矿井所在堤村乡素有“十年九旱”之称。
井田内无滑坡、泥石流等地质灾害现象。
六、矿区开发史及周边小窑状况
干河井田地处新开发区，由于煤层埋藏较深，达460m以上，至今无小煤窑开采。井田外团柏煤矿隔下团柏断层与本井田为邻。井田以北及西北为团柏煤矿。
§2 井田地质特征
一、地层
本区大部被新生界地层覆盖，仅在西部、西南部沟谷中自西向东依次零星出露上石盒子组下段、中段及上段地层。根据钻孔揭露，将地层自下而上简述如下：
1．奥陶系（O）
区内地面未出露，钻孔中一般只揭露其顶部5～20m。仅127号钻孔及603号钻孔揭露厚度较大，分别揭露奥灰116.21m和205.67m，其余探岩溶钻孔揭露厚度100m左右。
(1) 中统上马家沟组（O2s）
区内仅603号钻孔揭露，但不完整，岩性为灰色白云质灰岩、泥质灰岩及石灰岩。
(2) 中统峰峰组（O2f）
603号钻孔揭露峰峰组厚度146.80m，岩性为灰色、深灰色块状石灰岩、泥质灰岩及石膏层。
2．石炭系（C）
(1) 中统本溪组（C2b）
本组地层自O2f古风化面至K1石英砂岩底，平行不整合覆盖于中奥陶统
峰峰组之上。厚度6.17～23.50m，平均14.90m。由浅灰色铝质泥岩、深灰色泥岩、粉砂岩、灰白色细粒砂岩及一层稳定的石灰岩和薄煤层组成。底部多为铝质泥岩，具鲕粒，可见星散状、结核状黄铁矿，其层位俗称“山西式铁矿”。中部以泥岩为主，夹薄层石灰岩和煤层，微观鉴定石灰岩90%为泥晶方解石和9%的生物碎屑，其碎屑成分有：腕足类碎片及刺、瓣腮类、有孔虫等。顶部多为泥岩、粉砂岩。从岩性、岩相及生物化石组合分析，属泻湖海湾沉积，局部不稳定的泥炭、沼泽化环境。
(2) 上统太原组（C3t）
本组地层自K1砂岩底至K7砂岩底。厚度77.80～99.66m,平均厚度
87.91m。为本区主要含煤地层之一。岩性主要以灰黑色泥岩、粉砂岩、煤层及石灰岩为主，夹厚度变化较大的细～中粒砂岩。据岩性组合及岩相特征将本组地层划分三段：
下段（C3t1）：K1砂岩底至K2石灰岩底。厚度17.72～32.47m，平均24.57m。
主要由石英砂岩、铝质泥岩、粉砂岩及9、10、11号稳定可采煤层和0～2层
薄煤层组成。底部中～细粒石英砂岩（K1）呈灰白色、质密、坚硬、质纯，孔
隙式硅质胶结，具暗色泥质线纹显示的斜层理及缓波状层理，厚度变化大，部分地段相变为粉砂岩。该砂岩上部的灰黑色泥岩、粉砂岩中含大脉羊齿、栉羊齿等化石。
中段（C3t2）：K2石灰岩底至K4石灰岩顶（或K5砂岩底）。厚度29.51～
35.85m，平均33.23m。岩性主要由三层石灰岩、泥岩、粉砂岩和薄层砂岩组成，夹一层不稳定局部可采的薄煤层（7下号）；底部K2为厚层状含生物碎屑
石灰岩，厚度1.23～11.32m，平均9.11m。上部夹燧石条带。镜下鉴定泥粉晶基质和生物碎屑分别占80～85%和15～20%，基质中方解石含量达98%以上。生物碎屑主要有蜒、有孔虫、腕足碎片、海百合茎和苔藓虫碎片等。K2石灰岩至K3石灰岩间夹泥岩、细粒砂岩及不稳定的薄煤层（8号），局部地段（124
号孔附近）砂岩相变为石英砂岩。K3石灰岩厚度变化不大，全区发育。K3～K5砂岩间以泥岩为主，夹不稳定的粉砂岩、砂岩及7、7下号煤层，上部K4石灰岩发育不好，仅分布在井田西部和东北部，中部地段相变为粉砂岩。
上段（C3t3）：K4石灰岩顶或（K5砂岩底）至K7砂岩底。厚度21.80～40.67m，
平均30.44m。以黑色泥岩、粉砂岩为主。夹薄层砂岩及海相泥岩，含1～4层不稳定的薄煤层（其中6号煤层为局部可采煤层）。底部K5砂岩主要由碎屑
和填隙物组成，分别占80%、20%。填隙物以粘土杂基为主，约占80%以上，碳酸盐胶结物少量、孔隙式胶结。局部K5砂岩相变为粉砂岩、泥岩。
总之，本组地层沉积厚度有一定规律，大致上以3勘探线为界，西部较厚为90～99.66m，东部较薄为80～90m，东南部701、702、120号钻孔一带最薄，为77.80～80m。
3．二叠系（P）
(1) 下统山西组（P1s）
K7砂岩底至K8砂岩底，为本区主要含煤地层之一。与太原组地层整合接
触，厚度32.12～47.22m，平均厚度40.18m。岩性以深灰色泥岩、粉砂岩和灰色、灰白色细～中粒砂岩为主。含煤3～5层，其中1、2号煤层为分区稳定的大部可采煤层。
本组厚度变化较大，东部西北及中南部相对较薄，西部、中北部及东南部702号、604号孔一带较厚。
K7砂岩为灰白色细～中粒长石石英砂岩，厚0.65～14.00m，平均6.59m。
成分主要以碎屑和填隙物构成，分别约占80～85%和15～20%。碎屑以石英为主，石英含量约占80%以上，长石约占10－15%，多已高龄石化和绢云母化，含少量云母。胶结物以粘土杂基为主，占其总量的95%，结晶方解石约占5%
左右。中～细粒结构、滚园度和分选性较好，多呈次棱角状，具大型斜层理，含泥质包裹体，厚度变化趋势为北部、南部较厚，东、西部及中部较薄。
(2) 下统下石盒子组（P1x）
与下伏山西组地层整合接触。由K8砂岩底至K10砂岩底，厚度平均90m，
本组按岩性组合分为两段：
下段（P1x1）：由深灰色、灰色粉砂岩、泥岩及薄层细～中粒砂岩间互成
层组成，夹有1～3层不稳定的薄煤层，厚31.20～46.95m，平均39.66m。本段总的变化趋势，西部厚，东部较薄。底部K8为中～细粒长石石英砂岩，成
分以石英为主，占碎屑的85%，长石占10%，含少量黑云母，分选中等，磨园中等－好，多呈次园状，孔隙式胶结，厚度0～9.94m，平均3.03m，局部相变为粉砂岩。
上段（P1x2）：K9砂岩底至K10砂岩底，为灰色、灰绿色粉砂岩、泥岩和
灰白色微带绿色的细～中粒砂岩互层。厚36.80～76.30m，平均49.62m。本段顶部为一层稳定的铝质泥岩，呈灰白色含紫色斑块及铁质鲕粒，俗称“桃花泥岩”，为K10砂岩的辅助标志层。
(3) 上统上石盒子组（P2s）
与下伏下石盒子组地层成整合接触。按岩性组合分为三段：
下段（P2s1）：K10砂岩底至K12砂岩底，据钻孔揭露，厚度108.00～194.90m,
平均161.32m。K10砂岩为灰白色厚层中、粗粒砂岩，以石英为主，长石云母
及绿色矿物次之，底部含砾石。钙质胶结，分选中等，呈次棱角状，直线型斜层理，厚1.30～21.50m，平均6.90m。其上为灰绿色、紫红色、灰黄色的粉砂岩、泥岩，夹数层灰绿色砂岩，中部夹灰及深灰色泥岩及粉砂岩条带。
中段（P2s）：K12砂岩底至K13砂岩底。厚120.55～185.60m,平均151.97m。
岩性为灰紫色、紫红色、灰绿色粉砂岩及泥岩互层，夹2～3层细粒砂岩。K12砂岩主为灰白色、灰绿色厚层状中～细粒砂岩底部含砾石。厚度1.20～14.10m,平均4.57m。
上段（P2s3）：K13砂岩底至K14砂岩底。厚度81.80～92.30m,平均84.30m。
底部K13为灰绿色中～粗粒砂岩,成分以石英为主，长石次之，底部含细砾，
粘土质胶结，厚度0.95～11.80m，平均5.17m。其上以紫红色、黄绿色、灰绿色粉砂质泥岩、粉砂岩为主，间夹薄层黄绿色细粒砂岩。
(4) 上统石千峰组(P2sh)
本区地表未出露，仅在区西北部122、123、401、402号钻孔中揭露，揭露厚度10～20m。底部K14为灰绿色微含紫色细～中粒砂岩，成分以石英为
主，长石次之，粘土质胶结，分选中等，次圆状，其上为紫红色泥岩和灰绿
2
色粉砂岩组成，裂隙中充填有次生石膏。
4．第三、四系（N、Q）
(1) 第三系上新统（N2）
区内沟谷中零星出露，不整合覆盖于不同时代的基岩之上。底部为半胶结的砂～砾石，其上为棕红色砂质粘土和泥质砂土。
(2) 第四系（Q）
更新统以黄土为主，出露于山坡、山梁之上。全新统以洪积冲积砂砾层为主，分布于团柏河之中，均不整合覆盖于各时代地层之上。
二、含煤地层
本井田主要含煤地层为上石炭统太原组和下二叠统山西组，自上而下共含5（1、2、7下、9、11）层可采煤层。其中太原组下段的9号煤层属不稳定
的局部可采煤层； 11号煤层为本区主要稳定可采煤层；太原组中段的7下号煤层为不稳定的局部可采煤层。10号煤层硫份大于3％为暂不利用煤层。山西组的1、2号煤层属分区稳定（3勘查线以东）的大部可采煤层，是本井田开采的主采煤层。
三、井田内煤系地层的主要地质构造
干河井田位于霍西煤田霍州矿区内，根据目前板块构造研究成果，其大地构造处于华北板块（Ⅱ级）山西过渡块体（Ⅲ级），洪洞区块（Ⅳ级）的北部，是临汾—运城裂陷盆地的组成部分。中生代的燕山运动在霍州矿区内形成的基本构造特征是断裂发育，并伴有开阔的波状起伏。
1、断层
(1) 下团柏断层
位于井田北西部边界，走向N60°E，倾向SE，为南东盘下降的正断层，落差280～350m，地表下盘自西向东依次出露P2s1、P1x2、P1x1、C3t3地层，上
盘为黄土覆盖，并有团-9和团-10、团-24和112、团-6和126、团-17和118号成对钻孔控制。团-3号钻孔中见到K10下18m与奥陶系峰峰组底部地层接触，
落差350m。向北东没入汾河。
(2) 下张端断层
位于井田南东部边界内侧，走向N55°E，倾向SE，为南东盘下降的正断层，落差30～120m，自东向西逐渐增大。断层北西侧出露有P2s2、P2s3地层，南东
侧为黄土覆盖，由9条地面电法剖面线及114和115号成对钻孔控制。111、114、
405、117、604、120号钻孔控制其延展方向，向北东没入汾河，区内延展长度7500m。
下张端断层为先期开采地段南东边界，受电法剖面线和上述钻孔控制、其摆动范围已控制在80m之内，总述平面位置已控制。
2．褶曲
（1）沟东计向斜
位于井田北西部，轴部沿105、107、110、112、401、601号钻孔一线展布，区走向NE，北西翼受F1断层和下团柏断层影响，倾角9～12°，南东翼
倾角5～7°，被新生界地层覆盖，向西出井田在沟谷中有P2s2地层零星出露，
向北东没入汾河，区内延伸长9200m。该向斜受钻孔控制，轴部位置基本确定。
（2）五里庄背斜
位于井田南西部，轴向N50°E，轴部沿下张端断层北西侧与断层平行展布，向南西出井田延伸很远，两翼不对称。北西翼倾角8°左右，南东翼受断层影响倾角较大7～14°，轴部有上石盒子组地层零星出露和产状控制，区内延伸约5000m。
（3）小河背斜
位于井田北东部小河村一带，沿604、702（南）、801（南）一线展布。走向北北东，西段北西西，两翼不对称。南东翼受断层影响角度10°左右，北西翼倾角4～8°，区内延伸长3700m。地表被新生界地层覆盖，向东出井田没入汾河。该背斜受钻孔控制，轴部位置基本确定。
3．陷落柱
井田内大部被新生界地层覆盖，地表及钻孔未发现陷落柱。且从钻孔资料分析奥灰岩溶不甚发育，反映O2f地下水活动性弱，陷落柱不易生成。但并
不排除井田内有陷落柱存在，据北西界相邻团柏煤矿调查资料陷落柱的发育密度为29.6个/km2，估计本区可能存在陷落柱，开采过程应引起注意。
4．岩浆岩
本井田无岩浆岩活动。
总之，全井田地层走向变化不大，产状平缓，断层稀少，褶皱宽缓，陷落柱不发育，构造简单，适宜于建设大型矿井。
四、井田的水文地质及矿井涌水量概况
（一）水文地质
1、含水层
(1) 寒武系中统张夏组（∈2）岩溶含水层
以厚层状鲕状灰岩，白云岩为主，分布吕梁山区，在关王庙一带及其以
南寒武系地层大面积出露，厚62～148m，地表构造裂隙发育，光华河各水源井岩溶发育与奥灰混合抽水，单位涌水量6.82～142.12L/s.m，属富水性较强岩溶含水层。
(2) 奥陶系（O）岩溶含水层
该岩层为本区的主要含水层系。
下统（O1）包括冶里组与亮甲山组，分布地段与张夏组基本相同，以白云
岩为主，夹竹叶状白云岩、泥质白云岩及灰质白云岩，裂隙不发育，可视为隔水层。
中统（O2）包括下马家沟组（O2x）、上马家沟组（O2s）及峰峰组（O2f）。 主要含水层为上马家沟组：主要分布吕梁山复背斜东翼，以南北向条带状出露灵石南及汾河河床出露，一般底界普遍可见一层分选磨园良好的石英砂岩，其上为白云质泥灰岩呈角砾状，厚20～30m，中部以厚层状白云质灰岩，厚50m，上部为中厚层石灰岩与薄层白云质泥质灰岩、泥灰岩互层，厚20～50m，含水丰富，单位涌水量53.54～40.00～13.88L/s.m。
中统峰峰组分布范围与上马家沟组基本相同，下段为角砾状白云质灰岩、泥灰岩，常夹透镜或似层状石膏，厚50～80m，上段为角砾状石灰岩或白云质灰岩，厚50～80m，岩溶裂隙发育，钻孔单位涌水量10～60L/s.m。
(3) 石炭系上统太原组石灰岩（K4、K3、K2）溶隙含水层
该组三层石灰岩较稳定，其中K2为稳定层，一般厚6～14m，分布广泛，
由于补给面积较小，多与奥灰含水层发生水力联系，成为较强含水层，白龙井田单位涌水量0.972～3.156L/s.m。
(4) 石盒子组砂岩裂隙含水层组
砂岩含水层较稳定，发育数层，岩性为黄绿色、灰色、厚层状、中～粗粒石英长石砂岩，埋藏浅时，风化裂隙发育，大气降水补给条件好，可在地形条件适宜的情况下，以泉的形式排泄，一般不易形成丰富的含水层。
(5) 第四系（Q）孔隙潜水含水层组
为砂砾孔隙潜水，主要分布于各沟谷和河床底部，以砂砾石为主要含水层，富水性视分布位置和厚度不同而有很大差异，在汾河则成为富水区段，单位涌水量为2.0～388.1L/s.m，而在山区因厚度变薄，含水性明显减弱，一般只能做小型供水水源由居民饮用。
2、隔水层
(1) 太古界、元古界变质岩构成寒武、奥陶系碳酸盐岩溶含水层的隔水基底。
(2) 石炭系中统本溪组16～45m，由泥质岩类不稳定的薄层砂岩和灰岩组
成，裂隙、岩溶不发育，具有良好的隔水性能，成为奥灰含水层与可采煤之间的主要隔水层。
(3) 石炭、二叠、三叠系中较厚且稳定的泥岩及裂隙不发育的砂岩为各含水层间的隔水层。
（二）矿井涌水量
根据井田水文地质条件及充水因素，1、2号煤层充水含水层K8砂岩抽水试
验为简易抽水，水文地质参数准确性差。因此，上组煤矿井涌水量预算，利用与本井田相邻水文地质条件相似的团柏矿井资料，用比拟法计算；下组煤层选用解析法中的“大井法”对首采区矿井涌水量预算。
计算结果：1、2号煤层矿井正常涌水量为3050m3/d（127m3/h），最大涌出量为6050m3/d（252m3/h）；下组煤层矿井正常涌水量为4900m3/d（204m3/h），最大涌出量为8640m3/d（360m3/h）。
§3 煤层的埋藏特征
一、煤层
1．1号煤层
位于山西组上部，上距K8砂岩平均12.58m，下距2号煤层0.70～13.89m，
平均间距7.30m。南东部与2号煤层合并，北及西部成为独立煤层。该煤层厚度0.00～2.17m，平均0.95m，一般不含夹矸，(仅在区北东部5勘查线501、116、团-6号钻孔号含一层夹矸，夹矸岩性为泥岩)，结构简单。顶板岩性主要为中、细粒砂岩，局部为泥、粉砂岩；底板岩性以泥岩、粉砂岩为主，仅西部109、110、122号钻孔一带为细粒砂岩。
1号煤层可采范围成片面积较大，可采面积17.194km2，占48.4%；分布在井田北中部南西部及北西部。1号煤层厚度东部较西部为厚，靠近1、2号煤层合并区附近发育较好，厚度1.05～2.03m，平均1.56m，大部不含夹矸，结构简单，稳定可采；西部3勘查线以西煤层较薄，可采范围内0.70～1.38m，平均0.81m，结构简单。全井田1号煤层总述属大部可采的较稳定煤层，基本以3勘查线为界，以东属稳定可采煤层。
2．2号煤层
位于山西组中部，上距1号煤层0.70～13.89m，平均间距7.30m，自南东向北西间距逐渐增大。煤层厚度0.30～5.35m，平均厚度2.15m。
根据1号、2号煤层间距变化，以两煤层间距0.70m为界在相邻钻孔之间
采用插点法作出1、2号煤层分叉合并线，将2号煤层划分为合并、分叉两个区，合并分叉界线大致为钻孔119、701、602、J-2、J-1、W-1、404、405、114、111连线。合并区内煤层厚3.20～5.35m，平均4.09m，变异系数13%；可采系数100%，含1～2层夹矸。顶板以粉砂岩、泥岩为主，其次为中、细粒砂岩；底板以粉砂岩、泥岩为主，局部为细粒砂岩。分叉区内煤层厚0.30～
2.31m，平均1.43m，变异系数为36%，可采系数90%，分叉后的2号煤层大部不含夹矸，局部含1层夹矸。顶板以泥岩、粉砂岩为主，局部（402、123、113号孔一带）为中、细粒砂岩；底板以粉砂岩为主,局部（区西部109、111、W-2、113号孔一带）为细粒砂岩。
总述，2号煤层厚度大，层位稳定，结构简单，厚度变化规律明显，呈现为从北到南、由西至东逐渐变厚的趋势。2号煤层可采范围面积25.260km2，占71%，全井田综合评价属大部可采的较稳定煤层。基本以3勘查线为界,以东分叉区厚度1.50～2.00m左右，合并区煤层较厚，分别自北东和南西向中部增厚，故3勘查线以东属稳定可采煤层。
3．7下号煤层
位于太原组中段中部K3石灰岩之上，上距2号煤层38.78～71.77m,平均
间距58.84m。厚度0.00～1.25m，平均厚度0.68m，厚度变异系数为27%；可采系数为47%。一般不含夹矸，结构简单(井田外个别点含一层夹矸)。顶板泥岩为主，粉砂岩次之；底板铝质泥岩为主，粉砂岩、泥岩次之。
7下号煤层可采范围主位于北西部及中部局部，可采边界极不规则，可采
面积17.283km2，占48.6%。
总之，7下号煤层0.70m可采边界极不规则，属不稳定的局部可采煤层。
4．9号煤层
位于太原组下段顶部，上距7下号煤层15.66～29.19m，平均间距23.04m，
厚度0.60～2.20m，平均厚度1.03m。厚度变异系数为23%，厚度可采系数为100%。不含夹矸，结构简单，顶板为K2石灰岩，底板为灰黑色粉砂岩，局部
为泥岩。
9号煤层厚度全井田可采，井田内402号孔最厚达2.20m，井田内109号钻孔最薄为0.75m，北东部北西界外团-17最薄0.60m，其余厚度变化不大，基本为1.00m左右。
9号煤层虽厚度全井田可采，但硫分小于3%的可采面积18.06km2，占50.9%。其余属硫分大于3%的范围，且硫分大于3%的界线不规则，故全井田9号煤层属局部可采的不稳定煤层。
5．10号煤层
位于太原组下段上部，上距9号煤层0.70～3.95m，平均间距2.05m，煤层厚度1.83～3.01m，平均2.50m。厚度变异系数11%；厚度可采系数100%。一般含夹矸0～1层，以泥岩为主，局部含2层，结构简单。顶板粉砂岩为主，泥岩次之，底板粉砂岩、泥岩为主，偶为细粒砂岩。
10号煤层厚度全井田可采，厚度变化总的趋势为南东部较薄，向北、向西厚度增大，最厚点（109号孔）3.01m，位于井田南西部，最薄点120号孔
1.83m位于井田北东部之南东界内侧。
总之，10号煤层厚度全井田可采，结构简单，厚度变化具规律性，但硫分均大于3%，属不可采煤层。
二、煤层围岩性质
山西组主要可采煤层是1、2号煤层，在井田东南部合并为2号煤层。 1号煤层直接顶板多为细、中砂岩，占55%，抗压强度25～53.8MPa，抗拉强度3.00～3.62MPa；泥岩占28%，抗压强度9.3～21.2MPa；粉砂岩占17%，抗压强度20.7～28.1MPa。据生产矿井调查，顶板为中等冒落，较好管理。因此，1号煤层顶板应属中等稳定类型。1号煤层底板多为泥岩、炭质泥岩，占66%，抗压强度9.3～14.2MPa；其次为粉砂岩、砂岩，抗压强度10.0～13.6MPa，应属不稳定类型。
2号煤层直接顶板岩性多为泥岩，占50%，抗压强度3.1～16.7MPa，老顶多为细、中粒砂岩，其次直接顶板为细、中砂岩和粉砂岩，抗压强度15.5～39.5MPa。因此，顶板应属不稳定～中等稳定类型。2号煤层底板岩性多为粉砂岩，占66%，抗压强度15.5～27.2MPa，抗拉强度1.09～2.39MPa，其次为细、中粒砂岩，抗压强度12.3～43.0MPa。因此，底板应属中等稳定类型。
三、煤的特征及工业用途
1号煤层：属低灰、特低硫－低硫、特低磷－低磷、强－特强粘结性、高热值的1/3焦煤和气肥煤及气煤。是很好的炼焦用煤。
2号煤层：属低灰、特低－低硫、特低－低磷、强－特强粘结性、高热值的1/3焦煤。是很好的炼焦用煤。
7下号煤层：灰分属低灰煤；硫分属中高硫煤；磷以低磷煤为主，其次特
低磷；属特低－中－高热值煤、特强粘结性的气肥煤和肥煤。一般作动力用煤,但可适当作炼焦配煤。
9号煤层：属特低灰、高硫、特低－低磷、特高热值、特强粘结性的肥煤，
可做动力用煤。
10号煤层：属低灰、高硫、特低－低磷、高热值、特强粘结性的肥煤和气肥煤，可做动力用煤。
四、瓦斯、煤尘及煤的自然发火期
（一）瓦斯
本井田在16个钻孔中采取1、2、9、10、11号煤层瓦斯样共62个，做了瓦斯鉴定，其中4个孔为详查孔，12个孔为勘探孔，布置较合理，对全井田煤层在倾向上的瓦斯含量及分布得到一定控制。
据测试煤层中甲烷含量介于0～2.52ml/g可燃值，基本上属瓦斯风化带。随着煤层埋深的加大，瓦斯反而有降低的趋势，这可能与本井田的构造有关。2号煤层瓦斯含量高于其它煤层，最高孔为109号孔，CH4含量为2.52ml/g可
燃值，11号煤层瓦斯含量最低。1号煤层除403号孔CH4成分占到21.51%外，
其余均小于10%，平均2.62%，属CO2－N2带。2号煤层CO2－N2带分布于区的
中东部，N2－CH4带及CH4带分布于区的西部。9号、10号煤层瓦斯属CO2－N2带。11号煤层除J-1号孔CH4成分占到11.47%外，其余均小于10%，平均仅
0.91%，属CO2－N2带。
（二）煤尘及煤的自然发火期
本井田在4个钻孔中对可采煤层做了煤尘爆炸性试验，其结果各煤层均有爆炸性危险，火焰长度在60～400mm，加岩粉量在70～80%有爆炸性危险。本井田在5个钻孔中对可采煤层做了煤的自燃倾向性试验，其结果各煤层属不易自燃煤。但在煤炭开采过程中，一定要提高安全生产意识，隐患是随时存在的，应采取一系列防范措施。
第二章 井田境界与储量
§1 井田境界
根据国土资矿划字[2007]014号矿区范围批复，干河井田北西以下团柏断层为界，与团柏矿紧邻，南东至下张端断层，南西为汾西县申村东界起往南东至104号详查钻孔北东750m，北东到汾河最高洪水位线。矿区范围由7个座标点控制，开采标高350m至-200m。其拐点座标见表
井田形态呈北东－南西向长条形分布，北东－南西长约9km，北西－南东宽约4km，面积为35.5599km2。
井田的水平面积按下式计算：
S＝H³L （公式2.1） 式中： S—井田的水平面积，m2；
H—井田的平均水平宽度，m；
L—井田的平均走向长度，m；
则井田的水平面积为：S=9 ³ 4 =35.5599km2
§2 地质储量的计算
全井田1、2、7下、9、11号煤层共获得资源量313.06Mt（其中QF26.83Mt，
QM0.08Mt，FM27.50Mt，1/3JM258.65Mt）。其中探明的资源量（331）90.60Mt（QF0.96Mt，1/3JM89.64Mt），占29.0%；控制的资源量（332）77.65Mt（QF2.40Mt，1/3JM75.25Mt），推断的资源量（333）144.81Mt（QF23.47Mt，QM0.08Mt，FM27.50Mt，1/3JM93.76Mt），探明的（331）+控制的（332）资源量168.25Mt，占53.8%。
§3 可采储量的计算
一、工业资源/储量
地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部分，归类为矿井工业资源/储量。即扣除了331、332储量中的次边际经济的资源量2S11、2S22。
矿井工业资源/储量按下式计算：
矿井工业资源/储量＝111b＋122b＋2M11＋2M22＋333k
式中k为推断的资源量333的可信度系数，根据本井田地质构造及各可采煤层赋存情况，设计1、2号煤层取0.9。
经计算，矿井工业资源/储量为101.40Mt。
二、设计资源/储量
矿井工业资源/储量减去设计计算的断层煤柱、河流煤柱、井田境界煤柱和地面建筑物、构筑物等永久保护煤柱损失量后的资源/储量为矿井设计资源/储量。经计算，本井田去除断层、井田境界和地面建筑物、构筑物等永久保护煤柱后，矿井设计资源/储量为68.34Mt。
矿井设计可采储量为矿井设计资源/储量减去工业场地和主要井巷煤柱
的煤量后乘以采区回采率。即：
矿井设计可采储量＝矿井设计资源/储量－工业场地和主要井巷煤柱煤量－开采损失
采区回采率：根据设计布置， 2号煤层采区回采率为80%。
经计算，矿井设计可采储量为5214Mt。
第三章 矿井工作制度及生产能力
§1 矿井工作制度
矿井设计年工作日330d，每天四班工作（三个班生产，一个班检修），日净提升时间16h。
§2 矿井生产能力及服务年限
矿井设计生产能力为210Mt/a。
一、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，经多方案比较优化确定。
矿区规模可依据以下条件确定：
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的太大。
2、开发条件：包括矿区所处的地理位置、交通条件、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。
二、矿井设计生产能力
1、本井田煤层储量十分丰富，赋存以稳定、较稳定型为主，倾角一般为3°～6°，非常适宜综合机械化开采，宜建设现代化大型矿井。
2、井田内地质构造简单，以宽缓的褶曲为主，断层、陷落柱稀少，无岩浆岩侵入。井田内水文地质条件简单。适合建设大型矿井。
3、2号煤为属低灰、特低－低硫、特低－低磷、强－特强粘结性、高热值的1/3焦煤。是很好的炼焦用煤，其社会经济效益显著。
为此，从矿井资源条件、煤层开采技术条件和煤的加工利用以及煤炭外运条件和可研批复等方面综合考虑，矿井年设计生产能力确定为210Mt/a。
三、矿井服务年限
矿井计算服务年限为58.3a。
矿井及水平服务年限均按下式计算：
aG AKB
a----煤矿剩余服务年限
G---煤矿核定能力时上年末矿井煤层可采储量，15916万t
A---煤矿核定生产能力，210万t
KB----储量备用系数，取1.3通过上式可以得出：以年产210万t
计，可采期58.3年。参照表3.1矿井服务年限符合《煤炭工业设计规范》要求。
表3.1 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限
四、井型校核
按矿井实际煤层开采能力、辅助生产能力、储备条件及安全条件因素对井型进行校核。
1、煤层开采能力
井田内1#、2#合并煤层平均厚度4.2米，赋存稳定，厚度变化不大，可以布置一个工作面保产。
2、辅助生产环节的能力校核
矿井设计开拓方式为双立井单水平开拓，主立井采用箕斗提升、副立井采用罐笼提升，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型要求。
3、通风条件的校核
矿井煤尘无爆炸性危险性，瓦斯涌出量效，属于低瓦斯矿井。
设计生产能力与整个矿井的工作储量相适应，保证有足够的服务年限满足《煤炭工业矿井规范设计规定》要求。
第四章 井田开拓
§1 井田开拓方式的确定
一、井筒位置、形式、数目及通风方式
（一）井筒位置、形式及数目 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。平硐开拓受
地形条件限制，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，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类型水平服务年限要求。
斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少，地面工业建筑井筒装备、井底车场及硐室都比较简单，井筒延伸施工方便，生产干扰少，不易受底板含水煤层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可以满足特大型矿井提升需要；斜井井筒也可以作为安全出口，井下一旦发生事故，人员可以从主斜井迅速撤离。
立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文地质等自然条件的限制。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，井筒通风断面大，可以满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓特别有利；当表土层为富含水的冲积层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的能兼顾井田浅部和深部不同产状的煤层。
2、井筒位置的确定原则
有利与第一水平的开采并兼顾其他水平，有利与井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；
有利与首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村庄或不迁村庄；
井田两翼储量基本平衡；
井筒不宜穿过厚土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或较软弱岩层。
工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山，低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁。
距水源电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理
矿井采用立井开拓方式，初期在工业场地内布置三个立井井筒，即主立井、副立井和回风立井，其中主立井、副立井井筒直径分别为5.5m和6.5m，井口标高均为+546.4m，回风立井井筒直径为6.5m，井口标高为+546.6m。 （二）通风方式
根据开拓部署，矿井采用主、副立井进风，回风立井回风的通风方式。主扇的工作方式采用抽出式。
二、开拓方案
1、提出方案
根据以上分析，提出以下四种技术上可行的开拓方案，分述如下： 方案一；立井单水平开拓
主、副井井筒均为立井，布置在井田中央，只设一个 水平。由于辅助运输采用无轨胶轮车，爬坡能力强。大巷布置在煤层中，沿底板掘进。
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。大巷布置在煤层中，沿底板掘进，局部半煤岩及岩巷。
2、技术比较
以上分析以上所提出的三种方案大巷及水平数目都相同，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。
方案一、二主井井筒立井形式不同。方案一主井为立井，开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文地质等自然条件的限制，主要缺点是井筒施工技术复杂需要设备多，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，斜井的运输提升能力比立井大，有相当大的提升能力，但是施工时间长，减小慢，优点不突出，而立井的提升能力大的特点很适合200万吨的大型矿井的需要。经过以上技术分析、比较在结合粗略估算结果在方案一、二中选择方案一。
各方案粗略估算费用表 单位：万元
全井田划分为一个开采水平，主要开采山西组煤层，水平标高+80m，采用立井开拓，见效快，成本低。
三、运输和回风大巷位置的确定
（一）大巷布置
根据煤层赋存情况及井田形状，本设计提出两种开拓方案
方案一：在井田中部东西方向开掘三条大巷即运输大巷、轨道大巷、回风大巷，在井田中西部开掘上下山，分采区进行长壁式开采。
方案二：在井田南部边界沿东西方向开掘运输大巷、轨道大巷、回风大巷，条带式布置工作面。 （二）开拓方案的技术比较 方案比选：
方案一的优点：
1、充分利用已掘的巷道，建井工期短，投资见效快。 2、采动影响小，工作面接替容易。 3、后期开采倾斜煤层较容易。 4、煤炭损失小。 方案一的缺点：
前期开采多掘三条上下山
方案二的优点：
1、条带式开采，巷道布置简单 2、后期开采倾斜煤层开拓工程量少 方案二的缺点：
1、回采巷道教方案一少约500m
2、不能对井田内赋存煤层进行充分开采 3、单翼开采，工作面接替较困难 4、后期开采通风路线长，通风阻力大 （三）开拓方案经济比较
经计算，采用方案二比方案一矿井前期新增费用约1500万元，机电运营费用还要略高。
综合以上多方面的考虑，认为方案一从总体上来说是比较适合矿井生产实际的，故确定方案一为这次设计的推荐方案。
设计主立井只设一个装载水平，一水平采用下装式，二水平采用上装式，副立井采用直接延伸。考虑到二水平距一水平距离仅95m，为了给矿井后期开采太原组煤层创造有利条件，因此，副立井和回风立井均一次延伸到二水平，避免水平延伸时影响矿井正常生产。
根据井田开拓布置，设计在井田中部沿煤层走向布置3条大巷，即胶带输送机大巷、辅助运输大巷和回风大巷。三条大巷水平间距为30m。
+80m水平胶带输送机大巷和辅助运输大巷布置在2号煤层中，其中胶带输送机大巷沿2号煤层底板掘进，辅助运输大巷按3‰掘进；回风大巷沿1号煤层顶板掘进。胶带输送机大巷直接通过1号井底煤仓上口；辅助运输大巷直接与+80m水平副井井底车场连通；回风大巷与回风立井连通。
-15m水平胶带输送机大巷、辅助运输大巷和回风大巷均布置在10号煤层中，沿10号煤层底板掘进，辅助运输大巷按3‰掘进。胶带输送机大巷通过胶带上仓斜巷进入2号井底煤仓；辅助运输大巷直接与-15m水平副井井底车场连通；回风大巷与回风立井连通。
根据大巷位置及煤层赋存情况，设计尽量加大采区尺寸，增加工作面推进长度，减少工作面搬家次数，充分发挥采掘设备的效能。
§2 达到设计生产能力时工作面的配备
一、回采工作面长度
回采工作面长度为260m，主要结合本矿煤层赋存条件，考虑工作面刮板输送机铺设长度、工作面支护难易程度、工作面产量等因素确定。
二、工作面的个数、产量及装备
矿井达到设计生产能力时，在1、2号煤层中布置一个回采工作面。工作面年推进度为1500m，采煤工作面生产能力按下式计算：
A=M³I³L³r³C
式中：A----回采工作面年生产能力， M----回采工作面采高，m I ----回采工作面的长度，m L----回采工作面年推进度，m r----煤的容重，1.4 t/m³ C----工作面回采率，95%
所以，A=4.2³260³1500³1.44³95%=209.5kt/a 考虑加上掘进出煤，可满足矿井设计生产能力的需求。
第五章 矿井基本巷道及建井计划
§1 井筒、石门与大巷
一、井筒布置及装备
根据井田开拓布置，设计在井田中部沿煤层走向布置3条大巷，即胶带输送机大巷、辅助运输大巷和回风大巷。三条大巷水平间距为30m。
+80m水平胶带输送机大巷和辅助运输大巷布置在2号煤层中，其中胶带输送机大巷沿2号煤层底板掘进，辅助运输大巷按3‰掘进；回风大巷沿1号煤层顶板掘进。胶带输送机大巷直接通过1号井底煤仓上口；辅助运输大巷直接与+80m水平副井井底车场连通；回风大巷与回风立井连通。
-15m水平胶带输送机大巷、辅助运输大巷和回风大巷均布置在10号煤层中，沿10号煤层底板掘进，辅助运输大巷按3‰掘进。胶带输送机大巷通过胶带上仓斜巷进入2号井底煤仓；辅助运输大巷直接与-15m水平副井井底车场连通；回风大巷与回风立井连通。
井 筒 特 征 表
二、井底车场及硐室
矿井为立井开拓，煤炭由主立井箕斗提升至地面，物料经副立井罐笼运至工作面，矸石由无轨胶轮车运送至地面矸石山。
1．井底车场形式的确定
井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称，它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矿石、下料、通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，它是井下运输的总枢纽。
井底车场的设计选型原则
（1）要留有一定的富余通过能力，一般大于矿井设计生产能力的30﹪； （2）设计时要考虑矿井增产的可能；
（3）尽可能提高机械化水平，简化调车作业，提高通过能力。
从矿车在井底车场的运行特点看，井底车场有两大类，即环形式和折返式。本矿井设计为大型矿井。大巷运输采用胶带输送机，直接运煤入井底煤仓再到主井的形式根据开拓部署和本矿井特有的辅助运输方式，确定中央进风立井采用环形刀把式车场。
2．空重车线的长度 井底车场空、重车线长度按1.5倍列车长度考虑，一列矿车为20个车厢，采用1.5t固定式矿车，型号为MGC1.7-9，外形尺寸（长³宽³高）2400³1150³1150（mm），故取调车线长度70m。
3．调车方式
井底车场内设置2台蓄电池机车轨道，车场内的材料设备、集装箱、平板车由蓄电池机车牵引，重车顶入换装站，空车返回井底车场存车线。大巷来的材料胶轮平板车直接倒入换装站一端等待换装。
4、硐室
井底车场硐室主要有：井底换装站、井底煤仓、主变电所、主排水泵房、井底清理斜巷、水仓、信号房、等候室、机头硐室联络巷。
（1）井底换装站
用于材料、设备的换装，长度为70m，可同时放两套胶轮平板车，硐室内布置两台40m行程的10t电动葫芦桥式起重机用于物料与一般设备的换装；一端布置2台一组的20t电动葫芦桥式起重机，用于支架等重型设备的换装。
（2）井底煤仓
井底煤仓形式采用直径为18m的圆形直立式普通煤仓。
井底煤仓容量根据《煤炭工业矿井设计规范》，应为矿井日产量的0.15倍，本次设计根据井筒运输设备的能力，结合不设采区煤仓的特点，确定井底设两个煤仓，每个煤仓有效容量为4000t。
（3）水仓布置及清理
水仓布置在井底车场空车线的北侧，水仓开口在调车线的中央，矿井正常涌水量为680m3/h,故所需水仓容量为：
Q0=680³8=5440(m) 水仓采用清理机清理。
井底车场巷道及硐室除煤仓、装载硐室等采用现浇混凝土支护外，其余采用锚喷支护，遇围岩破碎的地方加金属网支护。
3
§2 巷道布置及生产系统
一、采区准备方式确定
采区准备方式的优点，不需要开拓上山，大巷掘出后便可掘顺槽、开切眼和必要的硐室车场，因此巷道系统简单；运输系统环节少，费用低，系统简单，运输设备、数量和辅助人员少，工作面长度可以保持等长，对综合机械化非常有利；受断层影响小；技术经济效果显著，国内实践表明，在工作面单产、巷道掘进率、采出率和吨煤成本等几项指标方面，都有显著提高和改善。
本设计矿井的大巷布置在煤层中，辅助运输采用无轨胶轮车。 采区准备方式存在的问题，如辅助运输、行人比较困难的问题在采用无轨胶轮车后可以很好的解决。故采用采区准备方式。
二、采区巷道布置
1、首采东一区，走向长度分别为2500m，倾向长度均为1900 m，工作面长度260m，两条顺槽均为3.8m高5m宽。
2、开采顺序
首采采区为东一采区，然后依次为东二采区、东三采区、东四采区。采区内区段煤柱留设较宽，故个区段之间依次开采。首采工作面101工作面，然后依次开采下一个分带。
3、采区通风 采区内各工作面采用一进一回，U型通风系统。 4、采区运输
采区运输巷铺设B=1400mm的胶带运输机，运煤炭到胶带运输机，采区内辅助运输采用无轨胶轮车运输材料从地面经副立井至辅助运输大巷到回采工作面辅助运输斜巷，再到工作面。
三、采区生产系统
1、运煤系统
工作面可弯曲刮板输送机→顺槽转载机→顺槽可伸缩胶带输送机→采区胶带运输大巷→井底煤仓→地面。
掘进煤全部在采区处理，采用分掘分运方式直接将煤与煤流系统混合在一起外运。
2、辅助运输系统
井下全部采用无轨胶轮车运输，井下所需材料、设备在地面装入无轨胶轮车经副立井、采区运输大巷运至各使用地点和工作面。
3、通风系统 矿井新鲜风流经主、副立井进入井下，再经采区运输大巷和采区胶带运输大巷进入回采工作面进风顺槽，清洗工作面后的乏风经回风顺槽进入回风大巷，经中央回风立井排到地面。
4、排矸系统
矿井矸石经排至地面矸石场地，井下矸石装无轨胶轮车运至副立井井底装1.5t固定式矿车提升到地面或周杰由无轨胶轮车运送至地面矸石山。
5、供电系统 供电：地面变电所→副立井→中央变电所→轨道大巷→采区轨道巷→工作面
6、排水系统
由于井下大巷全部沿1、2号煤层布置，因此采区全部采用管路排水，各涌水地点的水通过设在涌水地点的小水泵经管路直接排到井底水仓，然后通
过主排水泵房经中央回风立井排至地面。
四、采区巷道掘进方法
采区内所有工作面顺槽巷道沿煤层顶板掘进，普通综掘工作面配备的主要设备有S200M型半煤岩巷掘进机，SSJ800/2³40型可伸缩胶带输送机，BKJ66-11№9型局部通风机等设备。
掘进通风可通过采用局部通风机为掘进头供风。
采区生产能力及采出率 1、采区生产能力
根据煤层条件、设备，结合国内目前的高产高效矿井工作面长度，确定1、2号煤层回采工作面的长度为260m。
根据采煤机切割速度，工作面长度，瓦斯含量，开机率，回采工作面每天完成5~8个循环，平均6个循环，采煤机截深为0.865m，日进度为5.19m。 则每个工作面生产能力为
Q0=L0³l0³M³T³K 式中： Q0—工作面生产能力，万t/a；
L0—工作面年推进度,L=300³0.865³6=1557(m/a)；
l0—工作面长度，260m； M—煤层厚度，4.2m；
T—煤的容重，1. 44t/m3 ； K—工作面回采率，95%。
则：Q0=1557³260³4.2³1.44³0.95=217.43(万t/a)
由计算得出布置一个回采工作面足够达到矿井产量要求。 2、采区采出率
采区内留设的煤柱，利用连采机房柱式采煤法回收，回收率为50%。部分煤炭资源损失，因此采区内实际采出的煤量低于实际埋藏量。
采区内实际采出煤量与采区内工业储量的百分比称为采区采出率。按下式计算：
采区采出率=采区实际采出煤量/采区工业储量³100 %
采区开采损失组要有：工作面落煤损失，约占5%；工作面顶煤煤皮损失；采区内区段煤柱不可回收部分损失；采区内陷落柱煤柱损失等。
采区内工业储量为：6846万t 采区内实际采出煤量为：5428万t
则：采区采出率＝5428 / 6786³100%=79.3%
根据《煤炭工业设计规范》规定：采（带）区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.85。设计首采采区采出率为，符合《煤炭工业设计规范》规定。
采区车场选型设计
采区内煤层倾角较小，平均为4°，为近水平煤层。采区布置，进风顺槽和回风顺槽通过联巷相连，不设采区车场，采用无轨胶轮车辅助运输，在联巷和大巷连接处需抹角，抹角大小为3*3m，与大巷成45°角，以便于无轨胶轮车的拐弯。
采区顺槽与大巷均为胶带输送机运煤，工作面顺槽胶带输送机与大巷胶带输送机直接搭接，不设采区煤仓。
煤层底板坡度小，起伏不大，无轨胶轮车完全可以适应，故不设采区绞车房。
井底中央变电所至采区的供电系统电路压降较大，为保证采区正常生产，需布置采区变电所，采区变电所应该设在通风良好，围岩稳定，地压小，易维护，无淋水，易于搬迁电压器等设备的地方，并使变电所位于采区用电负荷中心。采用锚网喷支护，底板用100号水泥铺底并高出邻近巷道200-300mm。具有0.3%的坡度。
、
第六章 采煤方法
§1 确定采煤工艺方式
根据带区内地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺、防顶煤工艺和一次采全高回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：
根据煤层赋存条件及井田开拓布置，结合国内目前技术装备水平及霍煤集团多年的生产管理经验，设计采用长壁综采一次采全高采煤法。
1. 分层综采工艺的特点 优点：
分层综采工艺 技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.0-3.5m, 回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可以达到93-97%以上。
缺点；
巷道掘进多；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，人工铺设网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可开采下分层。
2. 放顶煤工艺 优点：
有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性。
缺点：
煤损多，工作面回采率低；煤尘大，放煤时煤和矸石界限难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。
3.一次采全高工艺 优点：
工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道维护工程量，同时生产也相对集中；万吨掘进率高；工作面搬家次数少，节省搬家费用，增加了生产时间；材料消耗少。
缺点：
煤炭损失大，对于煤厚比采高大的煤层一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易片帮；采高固定，适应条件单一。
比较上述3种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，初步选择放顶煤或一次采全高的回采工艺较合理，结合矿井生产条件，采用放顶煤工艺工作面瓦斯容易超限，煤质硬度大，顶煤放煤困难，且放顶煤回采率低，本煤层平均厚4.2m，工作面回采率比放顶煤要高很多。故确定工作面选用一次采全高回采工艺，后退式自然跨落法采煤。
§2 回采设计
一、回采工作面参数
根据前面开拓、准备巷道布置，回采工作面沿倾向布置，走向推进，工作面长度为260m，顺槽长度平均为2850m，煤厚4.0m，采高4.2m。
工作面采用一进一回的布置方式，每个工作面共设置两条顺槽，均为进风巷、回风巷，一条巷道布置皮带，另一条做为运输、行人巷；顺槽断面均为5m宽，3.8m高，工作面间留设30m煤柱。
工作面配套设备表见表6.1。
表6.1 工作面配套设备表
二、回采工作面破、装、运煤方式
1、进刀方式：割三角煤端头斜切进刀：即采煤机前滚筒割透机头（尾）后，将其后方生产溜顶至煤帮。调换滚筒上下位置，将采煤机返回距机头（尾）45m处斜切进刀。之后将生产溜弯曲段及机头（尾）顶至煤帮。采煤机调换滚筒上下位置返回机头（尾）将进刀时所留三角煤割掉，最后再次调换滚筒上下位置返回正常割煤。（进刀方式如图6.1）
(a)
(b)
(c)
(d)
(e)
图6-1 工作面端部割三角煤斜切进刀
a－起始；b－斜切进刀；c－推移刮板输
送机；d－割三角煤；e－开始正常割煤1-综采面双滚筒采煤机；2－刮板输送机
2、采煤机选型
（1）采煤机的牵引速度
(LL1)nv
T60nT1
式中：v——采煤机所需平均牵引速度，m/min；
（公式6.1）
L——工作面设计长度，250m；
L1——工作面生产时采用斜切进刀开机窝方式，机窝长度取35m；
T——工作面开机时间：16³55%=8.8h； n——昼夜循环数，9个；
T1——开机窝时间，取20min；
(25035)9故：m/min v5.68.860920
则工作面的最大牵引速度为：1.4³5.6=7.84 m/min
采煤机的实际截煤速度应为7～8 m/min，空载时应不小于12 m/min，以减少辅助工作时间。 （2）采煤机的功率
W60vBHkHw
式中： W—采煤机所需功率，kW；
（公式6.2）
v—采煤机所需平均牵引速度，m/min； B—工作面截深，取0.865m；
H—采高，根据国内大采高设备能力，取3.5m； k—破岩能力系数，取1.4；
Hw—能耗系数(1.1～4.4)，取2.5～3.5；
.3kW 故： W605.60.8653.51.4(2.5～3.5)/3.6914.7～1792
根据上述计算，选用德国艾克夫公司制造的SL500电牵引采煤机，其具体技术参数见表6-2。
表6-2 采煤机技术特征表
3、刮板输送机选型
（1）刮板输送机的生产能力应将采煤机采下的煤全部运出，并留有余地。因受设备开机率、液压支架移架速度、矿井瓦斯涌出量及通风能力限制，采煤机实际生产能力为：
Q60HBVrC （公式6.3）
式中：Q——采煤机小时采煤量，t/h；
H——采高，m；
B——工作面截深，取0.865m；
V——采煤机实际牵引速度，取6m/min；
3
r——煤的容重，t/m；
C——采煤机反向空牵引或清浮煤、割煤时的牵引速度， 取0.9m/min；
故： Q602.770.86561.40.91006t/h 则刮板输送机的运输能力应达到1200 t/h。
（2）刮板输送机的铺设长度和装机功率应按工作面设计长度和采煤参数来确定。初步计算功率在1000kW，结构应坚固耐用。根据上述原则选择PF4-1132 型工作面刮板输送机，其主要技术参数见表6.3。
三、回采工作面支护方式
1、支架选型及布置
工作面选用液压支架支护，根据顶底板岩性及煤层厚度，采高条件，并参照矿上的实际情况，选用DBT-Schitd255/550型液压支架，并配备电液阀。
支架技术特征表见表6.4。
表6.4 支架技术特征表
工作面支架最大控顶距6415mm，最小控顶距5550mm，端面距400mm，放顶步距0.865m。
2、支架支护强度的验算
结合矿上实际情况，工作面液压支架按照工作面最大采高的八倍进行计算，上覆岩层所需的支护强度按下式计算：
F=8³H³R³g （公式6.4） 式中： H-工作面采高，5.5m；
R-上覆岩层容重2200kg/m3； F-计算工作阻力，KN。
则F=2200³9.8³5.5³8=8395.5KN
根据支架说明书的工作阻力为8738KN大于8倍采高验算所需的工作阻力，所以此类型支架符合本工作面支护要求。
3、顶板管理 采用液压支架及时支护方式管理顶板并隔离采空区，自然垮落法处理采空区。
4、移架及推溜方式
移架：正常情况下，采煤机后滚筒割煤后，滞后3-5m开始移架，移架步
距0.865m。顶板破碎时，前滚筒割过3-5m时即伸出支架伸缩梁或提前拉架，但过程中滚筒严禁割碰支架伸缩梁或顶梁。移架采用本架操作，移架时禁止相邻两架同时动作。移架要求少降快拉，带压擦顶拉架。拉架后保证工作面支架在与工作面平行的同一直线。操作完毕后及时将手把打到零位。
提前拉架工艺流程：拉架割煤（落煤、装煤、运煤）移溜
五、端头支护及超前支护方式
1、机头、机尾贴帮柱及切顶柱打法及要求：
从煤壁向外20m距采帮0.5m和0.8m处各支设一排帽柱，柱间距不超过1m，柱帽规格：600³150³80（长³宽³高）mm。压力较大时可适当加密超前维护的单体柱。帽柱不得支设在钢带上。帽柱支设符合质量标准化要求。
2、工作面端头应力集中区配备端头支架、单体液压支柱、金属铰接顶梁强化顶板管理。
3、超前支护管理
分带胶带斜巷、分带回风斜巷超前煤壁不小于20m对顶板加强支护。如果顶板完好，压力不大，且锚索支护良好时，可以支护单体柱进行超前维护；若顶板破碎、压力大，则进行套棚管理。具体管理办法如下：
⑴ 进风顺槽超前管理
A、当顶板压力不大且在五无（无离层、无下沉、无劈口、无破碎、无断裂）情况下超前支护方式：
从煤壁向外20m距采帮0.5m和0.8m处各支设一排帽柱，柱间距不超过1m，柱帽规格：600³150³80（长³宽³高）mm。压力较大时可适当加密超前维护的单体柱。帽柱不得支设在钢带上。帽柱支设符合质量标准化要求。
B、当压力大（顶板下沉或底板鼓起）及初采期间，顶板有破碎迹象或已经破碎时采用以下方式超前支护：
从煤壁向外20m延至落山切顶线，距第一架顶梁0.3m处支设1路交错迈步抬棚管理顶板。棚梁间距不超过0.3m，规格为不小于φ200mm的优质一面见平梁，长度5m，梁下支设单体柱，柱距不超过1m。跨溜时，要求一梁不少于3根柱。支护不能满足需要时，可适当加设抬棚。棚梁支设符合质量标准化要求。
⑵ 分带回风斜巷超前管理与分带胶带斜巷同。 超前支护见图6.2。
六、各工艺过程注意事项
1、割煤质量标准
割过煤后工作面要保持煤壁平直，无伞檐（长度超过1m，最突出部分不超过150mm；长度在1m以下，最突出部分不超过200mm）。无马棚、顶底板平直。如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过±50mm
。
机头、机尾各10m要平缓过度，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。
2、移架质量标准
移架质量标准：支架拉过后必须成一条直线，其偏差不得超过±50mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过±100mm。支架顶梁与顶板平行铺设，最大仰俯角
移架时要保证支架移到位，梁端距要依据采高变化保持在350～550mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架咬架现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。
3、推溜质量标准
刮板输送机在推移后必须保持成一条直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜，凹溜和局部起伏过大现象。刮板输送机的机头机尾推进度保持一致，且必须保持推移步距为0.865m，以确保截深及产量和工程质量。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推溜困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推溜。
4、清煤质量标准
工作面没有超过100mm的煤块。清煤工必须滞后移溜10个架，距采煤机大于50m，清煤人员必须面向机尾注意溜子、顶板、煤帮情况，以防发生意外。
5、对工作面端头架支护的管理 端头管理：
当分带进风斜巷顶板完好、无棚梁支护推移生产溜机头时，把影响移机头的单体柱直接回出。顶板破碎支设有顺巷抬棚梁时，则在移机头前，将抬棚梁下影响机头前移的单体柱回出，待移过机头及时在棚梁下补支设单体柱，呈跨溜抬棚。抬棚梁在跨溜时至少支设三根单体柱。机头移过后，支设单体帽柱或抬棚梁支护端头，端头帽柱间排距不得超过0.8m。端头支护要沿至密柱切顶线。切顶密柱距转载机机尾0.2m处支设，挡矸密柱沿第一架顶梁外侧至切顶密柱支设，要求密柱每米不少于4根。切顶密柱滞后支架切顶线不得超过3.2m。
回风端头支护同分带进风斜巷，但切顶密柱不得滞后支架切顶线0.8m。 6、采空区管理
采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m2而不跨落时，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区
强制放顶，相应措施按有关规定执行。
7、提高块率、保证煤质的措施 （1）提高块率的措施
1）在各转载点落煤处加设缓冲装置。
2）在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在5m/min左右。 3）破碎机锤头高度保持在150-200mm之间。 4）机组司机要掌握好采高，严禁割底割顶。 （2）去除杂质措施：
1）由于当前使用的运输皮带磨损后有皮带纤维，皮带纤维对煤质影响较大，因此，每班煤溜工必须负责清理干净皮带和皮带辊上的纤维。
2）严禁把锚杆=托板、金属网、废木头等杂物清到溜里，煤溜工发现以上杂物必须及时停机取出。
（3）降低灰分措施：
1）采煤机司机要掌握好采高，严禁割顶、割底。 2）严禁将30公分以上的大矸清到溜子上。 3）皮带煤溜工发现拉出大矸要及时停机搬出。
4）若遇顶板破碎时，采用超前拉架的方式及时控制顶板，防止过多的矸石混入煤中。
5）遇构造，岩石量大或顶板有冒落，应采取煤矸分装分运的方式，以减少煤含矸量。
（4）煤质指标符合要求：灰分≤26%，含矸率≤7%，水分≤6%。 8、顶板维护及矿压的观测 工作面及顺槽巷道必须加强顶板支护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作 面50m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于破网地点必须 进行补网并联好。
矿压观测由当班班长及验收人员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。
七、回采工作面正规循环作业
1、劳动组织形式
劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织拉架、移前后溜、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面为放顶煤工作面，设计采高为4.2m，工作面沿顶板推进。循环
进度0.865m。根据后面通风设计回采工作面风量计算，遵循以风定产原则。采用“四六”制作业（一个班检修，三个班生产），均执行现场交接班制，每班有效工时为八个小时。
循环方式为生产班进3个循环，日进6个循环。
表6.5 劳动组织配备表
2、技术经济指标
循环产量按下列公式计算：
Q1=L1³S³M1³P³C （公式6.5） Q2=L2³S³M2³P³C （公式6.6） Q = Q1+ Q2 （公式6.7）
式中： Q1—割4.2m采高段一刀煤产量，t；
Q2—割过渡段一刀煤产量，t；
L1—工作面4.2m采高段倾斜长度，m； L2—工作面过渡段倾斜长度，m； M1—工作面中段采高，4.2m
M2—工作面过渡段采高，取55m； S—循环进度，0.865m； P—煤的容重，1.4t／m3
C—工作面可采范围内回采率，0.95；
则：Q1＝（250－20）³0.865³5.5³1.4³0.95＝1655.32t
Q2＝20³0.865³5³1.4³0.95＝115.05t 循环产量 Q＝Q1+ Q2＝1655.32+115.05＝1770.37t
日产量＝Q³日循环数＝1770.37³6＝10622.23t
吨煤成本：根据矿上实际数据为45元/t。
工作面主要技术经济指标见表6.6。
§3 回采巷道布置
一、回采巷道布置方式
1、布置方式
工作面瓦斯涌出量为 2.358 m3/t，生产能力为210Mt/a，根据以风定产的要求以及后面通风设计关于通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。一条为进风顺槽，一条为回风顺槽，顺槽之间由联巷相连。 采用综合机械化采煤机割煤，综掘机掘进的机械化掘进方式。
2、煤柱尺寸
工作面顺槽之间留设30m煤柱。 回采巷道参数 1. 断面
各顺槽、联络巷断面均为5m宽，3.8m 高。采用胶带输送机运煤，无轨胶轮车辅助运输，故2-101运输顺槽布置1400mm宽的胶带运煤，其它巷道不布置设备。
2) 支护
(1) 顶板支护 锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度2.2 m，
杆尾螺纹为M22，规格型号20#—M22—2200。
锚固方式：树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2388（先放），另一支规格为CK2340（后放），钻孔直径为28 mm，锚固长度为2000 mm。
钢筋托梁规格：采用Ф16 mm的钢筋焊接而成，宽度为100 mm，长度4.5 m，规格型号为Ф16—4500—100—6。
托盘：采用拱形高强度托盘，规格为150³150³8 mm。
锚杆角度：靠近巷帮的顶板锚杆安设角度与顶板垂线成25°，其余与顶板垂直。
网片规格：采用铁丝编织的菱形金属网护顶，规格型号5000³1000 mm、3500³1000 mm。
锚杆布置：锚杆排距0.8 m，每排5根锚杆，间距800 mm，靠近巷帮的顶锚杆距巷帮200 mm。
锚索：单根钢绞线，Ф17.8mm，长度8300m，加长锚固，采用三支锚固剂，一支规格为K2388（先放），两支规格为CK2340（后放）。锚索矩形布置，每排3根，排距2.4 m，间距2.4 m，距帮1.0 m。
(2) 巷帮支护
锚杆形式和规格：帮锚杆侧为Ф20mm高强螺纹锚杆，长度2.0 m，锚固方式：树脂端部锚固。顶锚杆侧为Ф22mm高强螺纹锚杆，长度2.5 m，锚固方式：树脂端部锚固。
托盘：采用拱形高强度托盘,规格为120³120³6 mm，另外玻璃钢锚杆增加规格为200³300³50 mm的柱帽，中心孔直径为30 mm
锚杆角度：靠近顶板的巷帮锚杆安设角度与水平线成15°，靠近底板的锚杆与水平夹角为-5°。
网片规格：顺槽煤柱侧挂铁丝编织金属网护帮，规格型号：5000³1000 mm、3500³1000mm。
锚杆布置：锚杆排距0.8 m，每帮每排5根锚杆，间距800 mm。靠近顶板的巷帮锚杆距顶板250 mm。
帮支护最大滞后顶支护为3 m，严禁空顶支护。如出现帮破碎，帮锚杆必须跟紧顶支护。
二、采区布置及主要设备
1．采煤方法
根据主要可采煤层赋存条件和开采技术条件，结合矿井开拓部署，设计采用长壁采煤法，全部垮落法管理顶板。
对山西组2号煤层合并区的厚煤层，回采工作面采煤工艺设计选用一次采全高综采；山西组1号及2号煤层分叉区的薄煤层通过技术经济比较，回采工作面采煤工艺设计选用薄煤层综采。
2．主要采煤机械设备
结合建设单位设备订货情况，矿井初期开采的一采区2号煤层回采工作面主要采煤设备技术特征见表
三、达到设计生产能力时的盘区数目、位置及工作面生产能力
矿井达到设计生产能力时，井下布置位于井底车场以东、+80m 水平大巷南侧的上组煤一采区，一采区为1、2号煤层合并区，布置1个厚煤层回采工作面。
根据回采工作面生产能力计算，一采区2号煤回采工作面生产能力为215Mt/a，计入掘进工作面煤量(按回采产量的5%计算)0.10Mt/a ，全矿井产量可达225Mt/a。即全矿井以1个一采区2号煤回采工作面可保证矿井210Mt/a
的设计生产能力，实现一井一面集约化生产。达到设计能力时回采工作面特征见表。
回采工作面特征表
四、采区巷道布置
设计各采区均采用上（下）山开采，回采工作面沿煤层走向推进。各采区上（下）山均按3条巷道布置，水平间距30m，分别为胶带输送机上（下）山、辅助运输上（下）山和回风上（下）山。
回采工作面均布置2条顺槽，一条为运料顺槽，另一条为胶带输送机顺槽。
巷道掘进及支护 矿井达到设计生产能力时，井下共布置2个普掘工作面，担负矿井开拓巷道、硐室、立交点等掘进任务；2个煤及半煤岩巷综掘工作面，担负采区准备巷道和回采工作面顺槽的掘进任务。
井下主要开拓巷道及采区上（下）山均采用锚网喷（锚杆、喷浆和金属网）加强支护形式，在顶板破碎或围岩破坏严重地段采用锚梁网喷（锚杆、喷浆、型钢梁和金属网）或增加锚索；工作面顺槽采用钢筋锚杆支护，在距回采工作面20m范围内采用单体液压支柱进行超前加强支护，以抵抗回采超前支承压力的影响。
第七章 井下运输
§1 运输系统和运输方式的确定
一、地面运输
干河矿井的原煤在工业场地经初级筛分排矸后采用汽车运输运至7km和20 km外的辛置矿、李雅庄矿选煤厂洗选，洗选后的产品煤在上述两矿的装车站装车，然后经南同蒲铁路外运。 1、厂外道路
设计新建两条公路，即连接汾洪公路与矿井工业场地北大门、南大门的进场道路和煤炭外运道路。工业场地进场道路主要供进出矿井工业场地的人员和通勤车辆使用，煤炭外运道路主要供外运煤炭的空重货车、材料运输车辆使用。
二、井下运输
大巷煤炭运输采用胶带输送机运输方式，矿井移交投产时装备+80m水平东翼胶带输送机大巷带式输送机。主要技术数据为：B=1400mm，St1250（阻燃带），L=385m， Q=2500t/h， V=3.15m/s，α=-0.6467°～0°。防爆电动机1台，型号：YB2-315L-4，N=185kW。液压自动拉紧装置（一套）。 井下大巷辅助运输采用蓄电池电机车牵引1t矿车运输，选用XK12-6/192-1KBT型蓄电池电机车5台。装载材料及设备的矿车经副立井运至井底车场，由蓄电池电机车牵引，经辅助运输大巷运至采区上（下）部车场，再由采区辅助运输上（下）山连续牵引车系统（SQ-90D型，牵引力90kN，132kw）运至采区中部车场，然后由轨道顺槽连续牵引车系统运至工作面。鉴于矿井移交投产的一采区位于井底车场附近，距离井底车场不足400m。因此，考虑下井人员步行至工作地点。
采区普掘工作面的矸石装入矿车，由采区辅助运输上（下）山连续牵引车系统运至采区上（下）部车场，再由蓄电池电机车牵引至井底车场。大巷普掘工作面的矸石直接由蓄电池电机车牵引至井底车场，经副立井提出地面。
第八章 矿井提升
§1 主井及地面生产系统
主井担负矿井原煤提升任务。井筒直径φ5.5m，装备一对20t四绳提煤箕斗。
地面生产系统的工艺总布置原则是力求煤流顺畅、系统简捷、紧凑、转载少，减少占地面积，预留末煤洗选加工场地。
矿井提升原煤由主井井口房箕斗仓下直接运至原煤仓，经仓下带式输送机转载运至动筛排矸车间。
原煤在动筛排矸车间经准备筛分、块煤排矸、脱水及煤泥浓缩等作业后，生产出50～0mm的初级产品和300～50mm的矸石。选后块煤经块煤破碎机破碎到50mm以下，与分级筛筛下-50mm末原煤掺混，运至混煤仓储存。
混煤仓仓下设有汽车装车闸门，产品由汽车外运至附近选煤厂洗选。300～50mm矸石运至矸石仓由窄轨矿车外运排弃。
考虑到混煤仓储存能力有限，产品储存另设有储煤场。混煤仓装满后，选后产品可在仓侧卸至储煤场储存。 副井生产系统
副立井主要担负全矿矸石、材料、人员、设备、大件等的提升任务。井筒直径φ6.5m，装备一对600mm轨距1吨矿车双层四车钢罐道多绳罐笼，罐笼为一宽一窄，宽罐笼净宽B=1670mm，窄罐笼净宽B=1020mm。采用带张力自动平衡的YXZ型首绳悬挂装置。 矸石系统
本矿井井下巷道多为半煤岩巷道，矸石量约占原煤产量的8%，为168000t/a；另外动筛车间排放的矸石量为112500t/a。根据地形条件，确定矸石处理方式采用矿车运至距副立井井口约0.5km处的排矸场，填沟排放。
太原理工大学 继续教育学院毕业设计（论文）纸
第九章 矿井通风与安全
§1 瓦斯
一、井田勘探瓦斯情况
据调查团柏煤矿2003年2号煤层矿井瓦斯测试结果为：绝对瓦斯涌出量
1.362m3/min，相对瓦斯涌出量0.862m3/t，属低瓦斯矿井。辛置煤矿南区360水平2004年2号煤层矿井瓦斯测试结果为：绝对瓦斯涌出量20.93m3/min，相对瓦斯涌出量6.20m3/t，属低瓦斯矿井。
团柏煤矿位于本井田的北部，以下团柏断层相隔，团柏煤矿处于下团柏断层的下盘（上升盘），干河井田处于断层的上盘（下降盘）。团柏煤矿2号煤层埋深一般在300～400m左右，干河井田2号煤层埋深一般在600～700m。煤层中瓦斯含量一般随着埋藏深度的增大而升高，所以可推测干河井田矿井瓦斯涌出量可能要比团柏煤矿瓦斯涌出量高。辛置煤矿位于干河井田的东部，2号煤层埋深一般也在600～700m，所以干河井田矿井瓦斯涌出量可能与辛置煤矿南区360m水平2号煤矿井瓦斯涌出量大致相当。
据井田勘探地质报告，本矿井煤层中甲烷含量介于0～2.52ml/g可燃值，基本上属瓦斯风化带。随着煤层埋深的加大，瓦斯反而有降低的趋势，这可能与本井田的构造有关。2号煤层瓦斯含量高于其它煤层，最高孔为109号孔，CH4含量为2.52ml/g可燃值，11号煤层瓦斯含量最低。1号煤层除403号孔
CH4成分占到21.51%外，其余均小于10%，平均2.62%，属CO2－N2带。2号煤层CO2－N2带分布于区的中东部，N2－CH4带及CH4带分布于区的西部。9号、
10号煤层瓦斯属CO2－N2带。11号煤层除J-1号孔CH4成分占到11.47%外，其
余均小于10%，平均仅0.91%，属CO2－N2带。
二、矿井瓦斯涌出量预测
根据上述煤层瓦斯含量情况，本矿井1、9、10、11号煤层瓦斯属CO2-N2带，仅2号煤层瓦斯含量相对较高，故按开采单一煤层计算回采瓦斯涌出量（不考虑邻近层的瓦斯涌出）。
2号煤层最大瓦斯含量按下式计算：
Wh＝WO²(100-Ad-Mad)/100
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