本科毕业论文(设计)题目：同煤集团煤峪口矿3#煤层开采初步设计 学院: 煤炭工程学院 班级： 0９采矿工程一班 姓名： 贾少华 指导教师： 王星亮 职称： 副教授 完成日期： ２01３ 年 6 月 5 日同煤集团煤峪口矿３#煤层初步设计摘 要本次设计是开采煤峪口煤矿3号煤层,设计图纸共五张,说明书共十章煤峪口煤矿位于大同市南西65°,直线距离14公里其地理位置为北纬４０°１′５８３7″，东经1１3°７′3８.28″区内交通十分方便,可通向全国各地 本矿井设计主要是开采3号煤层，该煤层结构简单、埋藏稳定在本井田范围内,煤层平均厚度为502米，最薄46米，最厚６.４m，井田均可采本井田划分为二个盘区，回采工艺采用后退式、一次采全高的采煤方法，采用“四六制”作业制度工作面的设备有双端可调双滚筒采煤机、滑移支架、可弯曲刮板运输机、破碎机、转载机等.顶板管理采用滑移支架,采空区采用全部跨落法管理顶板矿井运输大巷采用皮带运输作为主运输，采用连续运输车作为辅助运输,矿井通风采用轴流式扇风机边界、抽出式通风方式。
在设计过程中体现了大型现代化矿井高产高效的设计原则，采用系统优化的方法，使矿井能够在一矿一井一面的条件下达到最佳生产能力.矿井采用三条煤巷,实现了集中生产;采用大功率、高效能的采煤机和大运量、高寿命的刮板输送机，提高了设备的配套能力及可靠性,保证工作面高产高效；副井采用罐笼提升，主井采用斜井皮带运输在设计说明书中完整地阐述了本设计各生产系统的选择和设备的配置情况，并在重要的、关键的方案作了技术比较，这是一个发展的矿井所以在整个设计过程中体现了现代化的特点.关键字:立井；高产高效；倾向长壁采煤方法；现代化;一次采全高ABSTRＡCTThiｓ dｅｓign is to mine Meiyukｏu tｏ turｎ the ｃoal ｍinｅ No.3 coal seam， the design diagram pａｐer is ｔoｔal 5， aｎｄ thｅ ｍaｎuaｌ iｓ tｏtａl 10.The Mｅiyukou ｔurns cｏal minｅ to ｔｖ located ｏn thｅ wesｔｓouth oｆ Datoｎg a ｓｔｒaighｔ liｎe iｓ 14km． Ｉts geogｒaphy poｓitｉon ｉs ａ nｏrｔｈｅrｎ latituｄes 4０ °ｓ 31′ｓ 37 ″ｓ， east longitｕde 113 °s 7 ′s ３8.28″s.Transｐｏrtaｔｉｏn inｓiｄｅ tｈe area is vｅｒy convenienｔ.The tｈis ｍｉneｒａl wｅlｌ deｓigｎ is mａｉnly to mine No。
3 cｏａl seａｍNo．3 cｏaｌ seaｍ:Tｈe sｔｒuctuｒe is simｐle ａｎｄ bury a stａbility, Wiｔhin the scoｐe of ｔｈis ｗｅll faｒmｌａnd， the coａｌ ｓｅam ｔhickｎｅss is a 46～６．4 m， generａlly thｉck 5．02 m, thｅ well farmｌand greａｔer half deparｔmｅnｔ ｃaｎ adoｐｔ and ｔｈｅ east cａn’t adopｔTｈｉｓ well farmlaｎd diｖｉdes ｔｈe line to two dish areas and adopt a loｒd inclined pair ｓigｎ ｗelｌ to ｅxpand a ｗａy， ｒｅturn to ａdopt the cｒaft adoｐtｉoｎ couｎtｅｒmarｃｈ tｙpe aｎｄ the adｏｐted coal ｍｉnniｎｇ method is ｌongwａll mining aｎｄ in ｓinｇｌｅ pass． Thｅ beｌｔ coｎveｙor is applieｄ to transpoｒt cｏal。
Adｏpt ｔhｅ homewｏｒk ｓysｔeｍ of”４6 makｅ”．Wｏrk noｏdleｓ oｆ ｔｈe equiｐmeｎｔｓ have ａ ｄｏuｂｌe to carry ａdjｕｓtable dｏuｂｌe ｒolｌｅrs to adoｐt coａl mａｃhｉne， slippery move a suppｏrｔ aｎd cａn ｃurve to pare off ｐlanｋ conｖeｙaｎｃｅ mａｃhｉｎe, cruｓheｒ， turn ｔo cａrｒy machｉneｅtｃ.Cｒeｓt ｐｌaｎk ｍanaｇeｍent aｄopｔion ｓlippeｒy ｍove a suｐpｏrt， adopt empｔｙ areａ ｔhe adopｔioｎ all acrosses to falｌ a metｈod maｎageｍeｎt a ｃresｔ plａnk.Minｅrａl well＇s trａｎsｐortｉng ａ bｉｇ laｎe an adｏption a leaｔｈer ｂeｌt ｃoｎveyance be ａ lord cｏnｖeyanｃe and adｏpt coｎｔinｕous conveｙance ｃaｒ Be assｉｓtanｃe ｃonｖeyancｅ， minerａl well well ventilaｔed adoptｉoｎ ｔhｅ stalk ｆlow typｅ waｙ with well ventilaｔed breeze maｃhinｅ ｂounｄary， draw oｕt ｔypｅ。
Ｅｍｂoｄy ｔｈe ｄｅｓｉgn ｐriｎcｉpｌe of lａrgｅ-scale moderniｚe ｍiｎe shafｔ oｒ piｔ ｈigh ｙiｅld hｉgｈ ｅfｆiｃｉency in designiｎｇ the couｒse, of ｄesion tｈe method tｈaｔ the ｓｙstem oｐｔｉmｉzes， and makes the ｍinｅ shaｆt ｏr piｔ ｃan achieve prｏｄuｃtion capacｉｔy undeｒ tｈe conｄiｔｉon of onｅ ｓidｅ. Ｔhere are ｔwｏ rock lanes iｎ tｈe ｗell, ａnｄ realized ｃoncｅｎｔratｉnｇ producing； Ｔhe necessarｙ ａbility aｎd tｈe rｅliａbilｉty of equipｍeｎt, guaranｔy fａce ｈigh yiｅld ｈｉgh effｉcieｎcy ａre raisｅd tｏ the fortune capaｃiｔｙ ａdｏpting ｔhe coaｌ_mｉnｎｉnｇ mａchine of high—poｗer ａnd hｉgh eｆficenｃｙ and the hiｇh capacｉly sｃrapｉｎｇ conｖeyer of high life span。
Ｔhｅ ｄispoｓiｔiｏn ｃircumstanｃｅs of this design thｅ sｅlectiｏn oｆ eａch proｄucｔiｏｎ system was cｏmｐlｅｔｅly eｘpoｕｎｄｅd in desiｇniｎg the booｋｌet ｏf directiｏns， and does tｈe technologｙ comｐariｓｏｎ ａt thｅ ｉｍpoｒtａnｔ aｎd keｙ schemｅ， ｔｈiｓ iｓ a dｅvｅloｐｉng ｍｉneSo deveｌoping iｓ goｏｄ moｄernｉsａfion chaｒacfer．Key words: Sｈaft；ｈigｈ ｙｉelｄ and high efｆiciency；loｎｇ－wａlｌ coaｌ mｉniｎg；Mｏｄｅrnizaｔioｎ;ｉn single pass.目 录摘 要 XABＳTRＡCTﻩXI1. 矿区概述及井田地质特征ﻩ181．1 矿区概述 181.１1. 地理位置ﻩ1812．ﻩ地形、地貌ﻩ1８1．13.ﻩ交通条件及居民点分布 19１.１.4ﻩ水文情况 1９1。
1 气候条件ﻩ211 地震 2217．ﻩ矿井周边小窑情况 2218. 矿区工农业概况及建材电力供应情况ﻩ231２. 井田地质特征ﻩ2３1 地层 2３１2.2. 井田地质构造 ２4１.２.3ﻩ井田水文地质 ２5１.３.ﻩ煤层及煤质 291.3ﻩ煤层 29１．３．2. 煤质 292 矿井开拓 31２1. 井田境界及储量ﻩ３1２ 井田境界 312.１.2ﻩ储量ﻩ32２2． 矿井设计生产能力及服务年限 ３82.2．1ﻩ矿井工作制度 38２2．2. 矿井设计生产能力及矿井服务年限的确定ﻩ38２３.ﻩ井田开拓ﻩ３8２ 井田开拓的基本问题 3８2ﻩ井筒 39２.3．3.ﻩ验算主、副井空、重车线长度ﻩ442ﻩ井底车场 442．4．ﻩ开拓方案的选定ﻩ４6２．5ﻩ盘区的划分及开采顺序ﻩ４93ﻩ大巷运输及设备的选择ﻩ５03．１. 概述 503.2.ﻩ大巷运输及设备的选择 50３.２．1ﻩ大巷运输方式的选择ﻩ503.２.2．ﻩ辅助运输方式的选择ﻩ524． 带区巷道布置及装备ﻩ5８４ﻩ煤层的地质特征ﻩ５８4.2ﻩ带区巷道布置及生产系统ﻩ５8４1. 首采区数目、位置和工作面生产能力计算ﻩ58４.２ 首采带区尺寸及巷道布置ﻩ5９4。
2.3ﻩ带区运煤、辅助运输、通风及排水系统 594 带区运输设备选择ﻩ605 采煤方法ﻩ６35.1 采煤工艺方式ﻩ63５.１．１.ﻩ煤层赋存特征 635.１．2ﻩ采煤方法的选择 ６３5.1．3. 回采工艺 6３5ﻩ工作面破煤、装煤 655．１.５ 装煤方式 6８５．1.６ﻩ移架方式 ６８5.1．７．ﻩ移刮板输送机 685.1ﻩ工作面运煤ﻩ685ﻩ工作面支护ﻩ685．1.10ﻩ劳动组织和循环作业 705.２ﻩ回采巷道布置 725.2.1 概述ﻩ725.2.2． 回采巷道布置方式ﻩ73５.２．3ﻩ回采巷道断面选择及掘进方式ﻩ735.3. 巷道掘进工艺方式及装备 765 主要技术经济指标ﻩ７755．ﻩ矿井建井工期ﻩ805.５1.ﻩ施工准备的内容与进度ﻩ80５.５．2 矿井的移交标准ﻩ8０5．5.３． 井巷施工平均成巷进度指标 8０5.5．4 影响工期的主要井巷公称ﻩ8155．5. 三类施工组织的基本原则ﻩ８16. 矿井提升 826.１. 概述ﻩ82６．2ﻩ主副井提升 ８２6．2ﻩ主井提升 ８26．22．ﻩ副井提升方式及设备ﻩ９０6.３.ﻩ排水设备 9６6３.1. 设计依据 ９66３.２.ﻩ设备选型计算ﻩ９6７. 矿井通风及安全技术ﻩ10０７。
1．ﻩ矿井通风系统选择ﻩ1007.11．ﻩ通风方式和通风系统 １007.２ 全矿井所需风量 １007．２ﻩ采煤工作面需风量计算ﻩ1007.２ﻩ掘进工作面需风量计算 10１7.２.3. 硐室需风量 １027 其他用风巷道的需风量计算ﻩ１０27.2.５ 矿井所需总风量计算ﻩ1０３73.ﻩ风量分配ﻩ1０３７．4．ﻩ矿井通风阻力 1047.4．1ﻩ通风阻力的计算ﻩ10474.２. 等积孔 1０６7.４.３ﻩ负压计算ﻩ1067ﻩ通风机选型 1077ﻩ设计依据ﻩ１0７7ﻩ设备选型 1０776．ﻩ防治特殊灾害的安全措施ﻩ108７.６.1．ﻩ预防瓦斯爆炸的措施 108７2．ﻩ防尘措施 1087.6．3 预防井下火灾的措施 10８7.6．4ﻩ预防井下水灾措施 109７.6.5． 矿压显现控制措施 10９７．６．６ﻩ矿井安全出口 １0976．7．ﻩ自救器及安全仪表的配备 1０９７ 矿山救护 1０98 设计矿井基本技术经济指标ﻩ１10参考文献ﻩ１１2致谢 １13103 / 1031. 矿区概述及井田地质特征1.1. 矿区概述1.1.1. 地理位置煤峪口矿地处大同市西南65°，距离大同市直线距离为14公里.矿井地理位置为北纬４0°1′58.37″, 东经1１3°7′38．28″。
整个井田从东向西北方向呈不规则狭长的马鞍形东西长大约为1０．５公里,南北宽大约为18公里.(见图1）图１ 煤峪口矿地理位置图1.1.2. 地形、地貌该矿井井田位于大同煤田西南部井田范围内是平缓的丘陵地形，洪水冲刷切割剧烈，沟谷十分发育最高点位于井田西南部南信庄村北面，标高为1３62．4m,最低点位于四号井西面，标高是１058.２m，最大相对高差为3041.1.3. 交通条件及居民点分布煤峪口矿有运煤专用铁路经口泉至大同，与同蒲线、京包线、大秦线相接，通北京、太原、张家口、呼和浩特、包头、秦皇岛等地，交通条件十分优越,具体铁路运距见下表除便捷的铁路运输线路以外，煤峪口矿公路交通也相当便利，井田西侧有经忻州窑矿通西三风井、南信庄等地公路，东侧有同泉(大同－口泉）路，公路运距如下表:1.1.4. 水文情况大同煤田位于大同盆地以西，位于牛心山和口泉山之间.呈东北-西南方向不对称的向斜构造，东南翼窄，地形及构造复杂;西北翼宽,地层比较平缓,构造简单煤田四周为强烈上升的中高山地形，煤田内部呈低山丘陵,沟谷发育，相对高差约2０0-300m区内沉积岩厚度可达数百米，从地表第四系至煤层基底均为各类碎屑岩相间成层,岩石胶结致密,裂隙少,且纵横方向上连通性较差，影响了含水层的发育以及相互间的水力联系；加之降水量少,且无常年性地表径流和大型地表水体补充地下水,因此,地下水来源贫乏,岩石含水性从上至下逐渐变弱，中深部、深部的石盒子组、山西组、太原组、本溪组地层含水性较弱。
综观煤田内部，大范围内水文地质条件简单但与地形、地貌、地质构造相适应的河成阶地， 基岩风化壳与冲积层潜水及地表水有水力联系地带，岩石富水性比较好；区内含水性较好的地层有：第四系河谷冲积层基岩风化壳及寒武—奥陶系灰岩1）太古界集宁群于煤田东部边缘出露，主要岩性为结晶的花岗片麻岩,岩石坚硬、风化不深、裂隙少、泉流量不大，一般在0．3升/秒以下由于其位于口泉山脉山麓，汇水面积有限，因此推测含水性较弱2)寒武－奥陶系石灰岩该系石灰岩出露于煤田西南、西部边缘以西石山脉和东部边缘的口泉山脉,由南及北逐渐变薄,一般厚为520—8２０m为岩溶裂隙含水层，含水性极不均一，在岩溶裂隙发育地段含水性较好，一般含水性弱、极弱单位涌水量0000009—095L/s·m,渗透系数为00００８—80ｍ/ｄ,灰岩地下水具有承压-自流特性，同时具备统一的静压水面，补给来源主要来自北部玄武岩地下水，其次为西部奥陶系灰岩，极少量来自东部露头，水力坡度为3‰－10‰，向东及东南方向排泄,神头泉是主要的排泄点水质类型为ＨCO3·Cl—Ｋ+Na·Ca型水和HCO3·ＳO4—Mｇ·Ca型水，固形物３２4—1598ｍg／L,总硬度为1１。
69—31德国度,ＰH值约为7．3—８3）石炭系本溪组、太原组、二叠系山西组、石盒子组砂岩裂隙含水层,单位涌水量000０004—0２0L/s·m，一般含水性比较弱4）侏罗系永定庄组、大同组、云岗组砂质泥岩、砂岩裂隙含水层，单位涌水量为００004—0.20L/s·m而与地形地貌、地质构造相适应的河谷地段基岩风化壳与冲积层及地表水有水力联系者，富水性却较好单位涌水量为０.５—1.８Ｌ/s·m，渗透系数为3.36m/ｄ在十里河云岗镇南岸阶地上，大同组含水层地下水出现自流，自流水头为+0.67—+１１３5ｍ,单位涌水量为0.60 L/s·ｍ.水质类型为一般SO4·HCO３—Ca水，固形物为685—976mg/Ｌ，总硬度为2８２2—38.92德国度,ＰＨ约值为7．２—75）风化壳不分地层时代,与地形相关，在沟谷低洼地段富水性较好，单位涌水量为0．2０—１.88L/s·ｍ在地形较高地带,赋水条件较差，岩层漏水或含水性弱，单位涌水量为0.003－0.2３５L/s·ｍ,渗透系数为02８—1.06m/d.(6）第四系河谷冲积层位于河谷两岸一、二级阶地及河漫滩,厚度约为0.60-１131m,含水层为砂土和砾石层,厚度介于0到6。
0m之间,单位涌水量为1．２1-947L/ｓ·m,渗透系数为5-2２．4ｍ／ｄ,富水性较强，十里河和口泉河的河谷两岸因矿坑排水的影响,冲积层潜水位变深，水量变小，两条河巨变为渗透性河谷.水质类型为SO４·HCO3—Ｃａ·Mg型水,固形物为895-1083mg/L，总硬度为3８—40.5德国度,PH值约7.１—71.1.5. 气候条件该区域属于黄土高原干旱性大陆气候：气候干燥、风沙严重、冬寒夏热1）温度温度一般较低:年平均温度约为51℃，此外，该区年温差与日温差较大：极端最高温度为39．3℃,极端最低温度为―35℃，年最高最低温差高达6０℃甚至以上，日温差一般20℃左右２）降水量年降水量分布不均匀，降水量多集中于七、八、九三个月，占全年降水量的60％至70%,年最大降水量约为62８．3ｍｍ，年最小降水量为２59.３mm,最大日降水量为79３)蒸发量全年日照时间为2880—3１40小时,平均为３011.４小时，年日照百分率为68％；历年蒸发量大大超过降水量，一般蒸发量为降水量的４至5倍;年蒸发量为1６４4至2105mm之间,平均则为18477mm;4-7月间,月蒸发量为200－３00ｍｍ，最大日蒸发量为１9．2ｍm。
4)主导风向和最大风速大同地区素来以风沙严重著称，西北风几乎贯穿全年,每年有风时间占全年时间多达７0％，多集中于冬春季，年平均风速为3.２ｍ/s，最大风速高达17m/s5）湿度历年平均相对湿度为53％，最大相对湿度为100％，最小相对湿度为０6）结冻期及冻土深度历年冻土月份为11月至次年4月，最大冻土深度为1６1m.1.1.6. 地震根据山西省城乡建设环境保护厅晋抗字（1９93）第10号文和大同城乡建设局抗字（199３）第７号文的通知,大同地区按7度地震烈度设防 近年来大同地区主要地震情况如下：(１）1962年6月5日左云发生地震：震中位置为北纬4０°,东经1126°,震级为４2)1９77年2月2日右玉地震，烈度为7度.（3）19８9年10月18日22时5７分起,大同县与阳高县之间发生地震，，截至22日17时共发生大小地震201６次，其中６１级１次，5-5.９级5次,4—4９级１１次，震中位于大同县册田乡和阳高县友宰乡之间，震源深度１3—15km，此次地震共造成１５人死亡，1４５人受伤，以及较大的经济损失.该区地震基本烈度为7度1.1.7. 矿井周边小窑情况该井田东部有大同市南郊区口泉乡里南沟煤矿、西北部有大同市南郊区荣华煤矿、大同市矿区煤峪口北坡煤矿以及大同市南郊区八道沟煤矿1４号层扩区。
其中,荣华煤矿现开采3号煤层;里南沟煤矿开采2号煤层;煤峪口北坡煤矿开采10号和１1号煤层；八道沟煤矿开采8、９、１1以及14—2号煤层;万人坑煤矿开采14号煤层；八道沟煤矿已于1999年8月封闭１98７年荣华煤矿曾越界,三条巷道进入本矿41０盘区81002工作面后退回,后在煤柱内做永久密闭三座今后,在生产中应严格遵守矿界，不能发生越界开采现象;同时，应随时监测各小煤矿的开采情况，水文情况及瓦斯等情况,做到防患于未然.小煤矿情况调查如下表1.1.8. 矿区工农业概况及建材电力供应情况1.2. 井田地质特征1.2.1. 地层本井田地层出露较全，自下而上为:奥陶系下统、石炭系中统本溪组和上统太原组，二叠系山西组，侏罗系下统永定庄组、中统大同组和云岗组，以及第四系.太原组和大同组是主要的含煤地层，山西组和云岗组亦含薄煤层或煤线.本井田主要含煤地层是太原组和大同组,大同组是目前正在大规模开采的对象.太原组含煤虽然也比较丰富,但至今只有3个钻孔穿过,正处于资源勘查阶段大同组岩性主要是中、粗粒砂岩、细砂岩、粉砂岩和砂质泥岩砂岩颗粒成份主要是石英、长石、石英岩和燧石,含白云母和炭屑胶结物成份为泥质,其次是钙质和少量硅质。
颗粒分选差一中等,次棱角一次园状，发育板状和收敛状交错层理粉砂岩岩性致密，发育水平层理和缓波状层理，并含有丰富的植物化石和植物化石碎片砂质泥岩含完整的植物叶片化石，淡水瓣鳃类动物化石和遗迹化石从岩相类型来看，河流相约占剖面的一半,浅水湖泊和沼泽相约占40％，而泥炭沼泽相约占10％,在走向和倾向上岩相都比较稳定1.2.2. 井田地质构造 井田内构造较为简单，仅发育一些宽缓褶皱,断距大于1０米的断层很难见到，落差3.０0~1０米的断层为数也仅几条，但落差３．00米以下的断层比较发育.下部将井田内主要构造形迹作一概述１）大同煤田主向斜:横穿井田西部,向斜轴位于4６37１—４７371—４８36６，大致呈近东西向延伸向斜两翼产状都比较缓，南翼地层走向北西西，倾向北东,倾角１—2°向斜北翼地层走向北西西转为北东向，倾向南西—南东，倾角１-3°，在与忻州窑交界附近,该向斜表现为一系列极为宽缓的次级小褶皱，向永定庄、四台沟方向向斜逐渐变窄、抬高，向南东方向向斜变得开阔，在井田内延伸约3６０0米煤峪口主要褶皱构造如下表：（２）煤峪口向斜：该向斜是本井田表现最为显著的褶皱构造，位于井田东部,向北西延伸进入井田中部.向斜轴大致位于523４1—5３3３２—53０4孔一线，在井田南部呈近南北向，向北延伸,向西偏转呈北西３0°。
煤峪口向斜与口泉断裂有密切的成因联系，在向斜北东翼，地层倾角大，井田东部岩层露头区地层近于直立甚至发生倒转向井田内地层迅速变缓,在一公里之内地层产状呈近水平状态.地层走向近南北向—北西向，倾向西—南西,倾角5—8°向斜南西翼地层平缓，地层走向呈北西向，倾向北东,倾角3-５°.该向斜向南仰起,变窄向北延伸进入忻州窑井田在井田内延伸长度约2500米3）西部背斜：位于井田的最西北部,背斜轴位于48391—４７3８4-47383—47３75-４737４孔一线由西向东，由北东２5°逐渐向西偏移成北西３0°背斜向南东方向倾伏于大同向斜的北翼.背斜西翼地层走向北北东—北西，倾向南西和北西西,倾角1—3°,东翼地层走向NE30°—60°,倾向南东、倾角１—2°.该背斜向北延伸进入云岗井田,在本井田内延伸长度约24００米4）次级褶皱：在煤峪口向斜的东翼，发育次一级的背向斜褶曲，其轴向平行于主向斜轴，高差起伏达十几米，长５00—600米，宽约200米，致使开采过程所送巷道高低起伏该次级褶皱在９、1０、11、12、14-2号煤层中发育均明显.此外,在井田西部还发育一些轴线平行于大同主向斜的小型宽缓褶皱1.2.3. 井田水文地质 （1）、地表水：井田内地表水体不发育，仅发育一些东西向的沟谷。
沟谷的最大切割深度达60m，沟谷两侧及谷底基岩裸露除雨季外,这些沟谷均干涸无水里南沟是井田内最大的一条沟谷，由井田东南方向经过主、副井后向西延伸,长约3km,汇水面积6．９（ｋm2）.洪水期水位猛涨，1９85年７月曾淹没高2５m,断面为8．6６m2的主涵洞除此之外其它沟谷汇水面积都比较小2）、井田内的含水层与隔水层：大同组地层岩性变化大，由粉砂岩、中、细粒砂岩、粗砂岩、砾岩及煤层组成粉砂岩和细砂岩胶结致密、孔隙度小，为隔水层中、粗粒砂岩和砾岩胶结较差，孔隙度大,渗透性好，单位涌水量为0．000４63L/s·m，渗透系数为０00104ｍ/ｄ，为弱含水层，在煤峪口向斜轴部含水性增大.大同组地层主要有七层中、粗粒砂岩层，由上而下分别是:第一层为3号煤层老顶，厚3．0０—36.５2m第二层位于4号煤和８号煤层之间，厚2.63-30.66m,第三层厚１20-２2.06m，分布于8号和9号煤层之间第四层位于10号和11号煤层之间，厚3．０0—36.65m第五层分布于11号与1２号煤层之间,厚６93-20.00ｍ第六层位于１2号与１4—2号煤层之间，厚1.５5—8．3１ｍ第七层是14—2号和１５号煤层之间的中、粗粒砂岩，厚2．25-13。
83m.此外在15号煤之下还广泛分布一层中粗粒砂岩和含砾砂岩.３、充水因素分析:井田内地表水体不发育，仅发育一些东西向的沟谷,除雨季外平时均干涸.里南沟为最大的一条沟谷,一般干涸或细流（矿井排出污水或民用污水)，雨季才有洪水暴发本矿井既无大的地表水体又没有长流水，再者有村庄、矿界等保安煤柱的存在，地面有防洪堤坝的拦堵，因此，地表水一般不会补给井下本井田属大陆性半干旱气候，年降水量3４8.9-４９1．2mｍ,降水量主要集中在７、8、9三个月，占全年降水量的7０％以上,区内沟谷发育，地表植被稀少，有利于大气降水的排泄,只有一小部分沿裂隙流入大同组煤层采空区补给井下积水;现采的大同组煤系地层为不含水或弱含水层,12号煤层至K11砂岩裂隙水为井下的主要充水因素，但其含水性较弱，对井下补给量不大.据四十多年来的生产证明，矿井充水水源主要是风化裂隙水,其次为层状裂隙水,但含水性均较弱，对井下补给量不大.矿井水源则是老窑或采空区积水断层虽多但其破碎带大部分不宽且紧密，为不导水或半导水断层,充水水源通过岩层孔隙、裂隙、节理，个别断层破碎带以淋滴水形式进入井下，不足以给生产造成危害，但人工通道，采空冒落带则多是老窑积水和采空区积水突入井下的通道，应加强监控与排放.综上所述，本井田水文地质条件属简单。
地质综合柱状图4、矿井涌水量预算:该矿井下涌水主要来自采空区积水和顶板孔隙水,主要补给来源是大气降水断层裂隙、开采裂隙以及封闭不良的钻孔是地下水的良好通道本井田共打专门水文地质孔2个.一为４93５1孔(旧孔号白17)，终孔深度５44．０7ｍ，终孔层位为奥陶系下统，其主要用于奥陶系、石炭系、侏罗系永定庄组含水层的抽水试验;另一为49353孔（旧孔号白22），终孔深度579.41m，终孔层位太原组,用于大同组含水层抽水试验49353号孔，水位深度89．00m，抽水2次.采用计算公式为：渗透系数 K=0.73Q（lgR-lgｒ）／(2Ｈ—S）/Ｓ影响半径 R＝575S（HK)1／2抽水试验及计算结果如下：第１次:Ｓ1=3015m Q1＝00１4５L/sK1=0.００9m／d R1=13.１41ｍq１=000０481L／s·m第2次:S2=4895m Q２=０．0218L/sＫ2=０.000119m/d Ｒ2=24．68４ｍｑ2=00０044５L/s·m由涌水量与采出量之比所得到的含水系数(K),其最大为Ｋ=059０ｍ３/t,最小为K=0.25３ｍ3/t,平均0。
3４６ｍ3/t因此，采用该含水系数利用富水系数比拟法能很好地预测以后的矿井涌水量采用的计算公式为：矿井涌水量Q=Ｋ×T(矿井日产量）若矿井年产量稳定在60万吨,其矿井涌水量预计最小为11595m3/d，最大为２7045m３／ｄ5、矿井主要水害及其防治措施：本矿井在生产过程中受水害影响不大,由于本矿井水害主要是采空区积水,所以防治水工作应该围绕预防、治理采空区积水而进行，具体应做好以下工作：对于回采过程中遇到封闭不良的钻孔或顶板含水可能较大的地段时，要进行预测、预报，做好防治水工作.配齐、备足排水设备1.3. 煤层及煤质1.3.1. 煤层大同组含煤２0余层，本设计计划开采3号煤层：上距2号煤层25７0—4742m（2号煤层:是大同组最上部的一层位于云岗组Ｋ21标志层之下0—3.０2ｍ的零星可采煤层煤层厚度4．6—6．4m，平均5该煤层分布局限，煤层可采指数0.46,厚度变异系数6５63%,属极不稳定煤层)，平均37煤层厚度44m，平均厚度5.02m煤层结构简单，大部分地段不含夹石夹石厚度变化在0.11-0.６0m，但一般小于0 ２０m根据７１个见煤点统计，３号煤层可采指数为0．85，厚度变异系数38。
33%,为较稳定大部可采煤层可采煤层特征如下表:煤层分类煤厚间 距（ｍ）顶 板底 板伪 顶直接顶老 顶3＃４4m/5.0225.７０-４7．４２灰-灰黑色砂岩灰白色—灰色粉砂岩、细砂岩互层灰白色粗粒砂岩灰黑色粉砂岩1.3.2. 煤质３号煤层(原煤):水分含量为２31-5.01％，平均３.46%灰分含量为3．7０—2０8３％,平均７.65％井田中部灰分含量较高，平均８.96%，井田东部和西部较低，平均值分别为５.３%和73号煤的全硫含量是所有煤层中最低的，为0.14—１3９％，平均值仅0.3３％含硫量的变化趋势与灰分相同,即井田中部含量高，井田西部和东部都比较低.3号煤的含磷量也是各煤层中最低的，为0．000９—0.00３6％，平均０.0０17%发热量(Qgr.v．daf）为2629-3４.２0MJ/ｋg,平均为32．96ＭJ／kg.3号煤为低灰分、特低硫、特低磷，特高热值煤煤质特征表如下表:项目含量煤层号Ｍad（％）(原)Ad（%）（原）Vａｄf（％)（洗）St.d(％）(原）Pd（％)(原)Ｑｇｒ,v，daｆ(Ｍj/kg)（原）ＧＲ·I（洗）3#２31~５.013463.70~2０。
8３7.652２．13～32．92291４～1．39０33０．0００９～00０3６0.001726.2９～３4．203２.96０．52. 矿井开拓2.1. 井田境界及储量2.1.1. 井田境界本井田换算大同独立坐标系,其井田范围拐点坐标如下:序号XY(1)X=４4335６2，Y=554607；（2）X=４４３331３，Ｙ=５５４7２9；（３)X=4433196，Y=5５４671；（4）X＝443３208，Y=554５02;（5）X=4433162，Y=554４5７；(６）Ｘ＝4433０46，Y=5544４２；(7）Ｘ=4４32617,Ｙ=55406８;(8）X=4432２85，Y=５5３737；（9）Ｘ=44３２4９4，Y=５５3504;（10)X=4432516,Y=５53２13；（1１）X＝44３２558，Ｙ=5５2910;（１2）X=443358５，Y=5５00６8;（13）X=443３939，Ｙ=549１21；（14)Ｘ＝44３５797，Ｙ=5４8０97；（１5)X=4435447，Ｙ=５４746３;（1６）X=44３７391，Y＝5463７4;（17）Ｘ＝４43７8６9，Y=5４７０3９;（18）X=44３９268，Y=547０3０；（1９）Ｘ＝４439２97,Ｙ＝548２39;(2０)Ｘ＝44３8７9７，Y=54８23９；（２1）Ｘ=４437８81,Y=５4８74８;（２2）X=4４３539０,Y=549956；(2３）X=443４643，Y=55１９6０;(２4)X=4434640，Y=5５3070；（2５）Ｘ＝4４34３9４,Y=５53５6１；(26）Ｘ=4４３4292，Ｙ=55３898；(27）Ｘ＝44３3７０6，Ｙ＝５5446６。
整个井田从东向西北方向呈狭长不规则马鞍形东西长约6.5公里，南北宽约12.1.2. 储量 １、资源/储量估算范围：本次参与资源/储量估算的煤层为煤峪口矿批准开采的３＃煤层东部矿井２、工业指标确定：本井田的煤种为非炼焦煤,煤层倾角小于25°，所以资源储量估算的工业指标为：最低可采厚度0．8０ｍ，最高可采灰分4０％，最高硫分3％3、资源/储量估算方法与有关参数的确定:在3#煤层1：５０00底板等高线及储量估算图上采用地质块段法估算储量,因煤层倾角〈1０°,煤层厚度和面积不再换算，采用估算公式为：Ｑ＝S·h·ｄ/10式中：Ｑ-块段储量,万t;Ｓ-块段面积，km2；h—块段煤厚算术平均值,m；d—煤的视密度，t/m3对于形状规整的块段，或者划成规整几何图形的块段,采用几何法计算各块段面积，对于不规整块段，利用求积仪计算出各块段面积,面积读数精度均达千分之二有关参数的确定１)面积用求积仪对块段面积进行三次测算,其中两次面积之差不允许超过±2‰然后用三次面积读数的平均值作为该块段的面积2)几种边界线的确定（１)采空区边界线,破坏区边界线及储量注销等边界线由该矿提供；（２）可采边界线及暂不能利用储量边界线用内插法求出；3）保护煤柱边界线:矿界保护煤柱：由矿界内推2０m。
大巷保护煤柱:大巷两边各留30m作为保护煤柱铁路保护煤柱：铁路线外推40ｍ作为保护煤柱4）可采边界：①当见煤点的煤层厚度低于最低可采厚度时,煤层稳定和较稳定并且有渐变规律的情况下，用插入法求出可采边界.②对未见煤钻孔，采用相邻钻孔连线的中点作为零点，然后用插入法求出可采边界.5）煤层平均厚度煤层平均厚度为块段内各见煤孔和生产点煤层利用厚度的平均值煤层利用厚度根据如下原则确定:①煤层中夹矸的单层厚度不大于0．05m时，夹矸与煤合并计算,煤层利用厚度为煤层与夹矸厚度之和②煤层中夹矸的单层厚度不小于０．8０m时，被夹矸所分开的煤分层作为独立煤层，分别估算储量.③煤层中夹矸的单层厚度小于０80m时,煤分层不作为独立煤层.煤分层厚度等于或大于夹矸厚度时，煤层的利用厚度为上、下煤分层厚度之和④夹矸不稳定,无法进行煤分层对比的复杂煤层，当夹矸的总厚度不超过煤分层厚度的1/2时,以各煤分层的厚度之和作为煤层利用煤厚煤层夹矸的单层厚度不受最低可采厚度的限制6)视密度3号煤层视密度数据为130t／m3.一、 工业储量本井田主要煤层稳定,厚度变化不大，煤层产状平缓（极少部分除外),且工程点分布比较均匀，故资源/储量估算方法采用地质块段的算术平均法，由计算机直接估算。
计算公式:式中：Ｑ—块段的资源/储量,万t;S—块段的水平面积,m2，根据测量数据知，S=88249３０.841５m2H—块段的煤层资源/储量估算平均厚度，ｍ，为5.０2md—煤层的视(相对)密度t/ｍ３,采用1.３8ｔ/m3资源/储量估算结果:Q=Ｓ×H×D=８824９30.8415×5．０2×1．38/1０000=6１13．6万ｔ.二、可采储量：可采储量计算公式:Ｚk=(EG-P)×C式中:EＧ—-工业储量，Ｐ -—永久性储量损失/万吨C——带区回采率，取C=9３％，永久性煤柱损失按下式计算P=P1+P2＋P3P1——井田边界煤柱; P2——工业广场煤柱;P3——大巷煤柱1） 井田边界煤柱损失P1井田边界长１358１８m,取边界煤柱３0m则边界煤柱损失P1=(3０×135818—3０×30×１4）×502×１38＝2７3.5万t;（2） 工业广场煤柱损失P２由上述计算结果,工业储量为61１３．6万t，根据《设计手册》，初步确定矿井井型为120万t／年，于是根据下表工业广场占地面积指标井型与设计能力（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）2４0—3０00．７-08120—1800．９—1。
045—901.２—１3９-301．5备注：占地面积指标中小井取大值、大井取小值本次设计矿井年产量为120万吨/a，则工业工厂占地面积６×１．3×１０4㎡，又根据《煤炭工业矿井设计规范》之规定，工业广场属一级保护，其围护带宽度为20m因此，加上围护带,工业广场需要保护的尺寸为:长×宽＝３2５×225＝73125m2.矿井表土层移动角：φ＝45°,基岩部分：走向移动角δ=75°,下山移动角:γ=７5°，上山移动角：β=7２°煤柱留设方法：煤柱设计计算采用垂直断面法保护煤柱的留设过程，如图所示.① 定受保护面积如图所示，在开拓平面图上通过建筑物的四个角分别作平行于３＃煤层走向和倾斜的四条直线得矩形abcd在矩形的外缘上加上20m宽的维护带,得受保护面积a´ｂ´c´d´.②确定保护煤柱边界通过受保护面积中心作一沿煤层倾斜方向的倾斜剖面Ⅰ-Ⅰ，在这个剖面上,由维护带的边缘点m１，n1起在表土层以ø=45º画两条保护线,即m1ｍ２，ｎ1ｎ２然后在基岩中于下山和上山方向按上山移动角β=7２°和下山移动角γ=7５°作保护线,与煤层相交得ｎ´和k´点，则通过n´和ｋ´的走向线分别为保护煤柱的上部和下部边界。
以同样的方法在平行煤层走向的剖面Ⅱ－Ⅱ上，按其走向移动角δ=7５°作保护线，求得沿走向的煤柱边界A´Ｂ´和C´D´,将ｎ´k´和Ａ´B´、C´D´均绘制到平面图上，即得保护煤柱边界ABＣD煤柱是一个梯形，梯形的边AB＝37７.2m,CD=399.2ｍ，长度为4６9如下图:③工业场地保护煤柱煤量计算工业场地煤柱煤量=梯形面积×煤层平均厚度×每层平均密度＝（377.2＋399.2）×4693×5．02×１．38/2＝１26.２万t即P2=１262万ｔ(3）大巷煤柱损失Ｐ３大巷两侧均留3０m款煤柱,大巷长度５2６5．4ｍ，因此大巷煤柱损失P3=3０×４×5２65.4×5.０２×１.38=４3７.5万t于是永久性煤柱损失P=P1+Ｐ2＋P３＝27３.５+126.2+437.5=83７于是，可采储量Zk=（EG-Ｐ）×C=（６113.6－763)×93％=49０７1万t2.2. 矿井设计生产能力及服务年限2.2.1. 矿井工作制度根据《规范》之2—４条规定,确定本矿井工业制度见下表：年工作日数日工作班数办工作时数日净提升时数备注3004616回采与运输提升不同此表内所列作业班数及时数为一般情况2.2.2. 矿井设计生产能力及矿井服务年限的确定 根据煤层赋存条件,可采储量、装备水平、开采技术、劳动组织水平等因素,确定矿井生产能力为１20万ｔ/a。
矿井服务年限根据下式确定Zk--矿井可采储量,万ｔ；A——矿井设计生产能力,万t／ａ；K——矿井储量备用系数，取K=1.３．代入数据求得Ｔ=4907．1／（120×13)＝3１年，符合有关规定2.3. 井田开拓2.3.1. 井田开拓的基本问题井田开拓的基本问题包括确定主、副井以及风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷布置、带区划分、开采顺序与通风、运输系统本煤层主、副井以及风井均采用立井形式2.3.2. 井筒2.3.2.1. 井筒位置的确定选择井筒位置的主要条件:一、 地面条件（一） 工业场地占地面积井口附近要有一定范围,用来布置工业场地，其中包括主、副井生产系统建筑物与结构物根据《煤炭工业设计规范》矿井工业场地的占地面积指标,应不大于下表之规定:井型大型井中型井小型井占地指标(公顷／1０万吨）０8—1.１13-1．８25由于占地面积多,矸石山和煤泥水对生态有轻微污染，故应选择荒山坡地结合地形布置生产系统,以减少土石方工程认真贯彻不占良田,少占农田，不拆或少拆村庄的方针二） 地形与工程地质条件选择井筒位置应当充分利用地形从地面生产系统布置要求，平坦地形最适合矿井建设，不仅平场工程量小,大型建筑物基础处理也比较简单。
三） 煤的运向为减少运费，在确定井筒位置时,要尽量使提升井筒靠近主要运向的一侧,根据该条原则,3#煤层的井筒布置于该煤层走向及倾向的中部.（四） 生产建设条件与住宅区位置为了有利于方便生活，使工人有充裕的休息时间，居住区距离矿井一般不大于２.5km.二、 井下条件（一） 按最小运输功确定井筒位置由于该煤层采用单水平开拓,故而井筒尽可能靠近运输大巷，并采用卧式车场二） 根据地质条件井筒位置选择在丘陵地带为主的宽缓地带.该处冲积层薄,地下水补给范围有限、工程条件较好,土地亩产较低.（三） 煤柱量为了减少煤柱损失，在选择井筒位置时,如不能设在井田之外应结合其他条件尽量使井筒设在煤层浅部，既可少压煤，也便于后期回收四） 勘探程度和初期工程量为使矿井尽快投产达到设计能力，必须把初期带区和井筒位置选在勘探程度高,构造清楚、简单、煤层稳定、开采条件好的块段，使开拓准备工程量小,建设时间短,以实现先近后远，按带区前进开采的合理原则三、 综合确定井筒位置综合上述各项原则，该煤层主、副井筒均布置在井田走向和倾向中部；风井布置于井田倾向中部,井底车场两侧2.3.2.2. 井筒数目和用途主要的井筒有主井、副井以及风井，其中主井、副井数量各为一个，风井数量为两个。
各自用途如下:主井用来提煤,有时兼作进风井使用;副井主要用来上下人员、材料、提升矸石，也常兼作进风井;风井则主要用来排出井底污风、下放大型机电设备等该井田开拓采用主井开拓方式,为单一开拓方式.2.3.2.3. 井筒布置及装备1）主立井：圆断面,净直径５ｍ，周长1５．7m，净断面78．5m2，掘进断面34 m2，井筒垂深225ｍ，拱壁厚度3５0mm,支护形式锚喷，装备箕斗主井断面图如下：2）副立井：圆形断面，净直径5m，净断面78．５ ｍ２，井筒垂深２15m,支护形式锚喷,装备双层罐笼副井断面图如下：3)一号风井：圆形断面，净宽４ｍ,净断面５0．24m2,井筒垂深80m，支护形式为锚喷.4）二号风井：圆形断面,净宽4m，净断面５0.24ｍ２，井筒垂深80m，支护形式为锚喷一、二号风井断面图如下：井筒特征见下表：井峒名称井峒作用位置井口标高(m)长度（ｍ）倾角(度）方位角（度)XY主立井提升煤炭4４３410０655225061913０9２25900副立井上下人员、材料、提升矸石４434１50.55523０0619１3１02１5900一号风井通风、大型机电设备55１7０0231133１809０0二号风井通风、大型机电设备552４00。
1２4130980９0０2.3.3. 验算主、副井空、重车线长度验证主、副井空、重车线长度大型矿井的副井空重车线的长度应为１.0～１．5列车长辅助运输采用MD３3—6的底卸式矿车运输，其尺寸为345０×1200×1４00mｍ电机车选用ZK10—６／５50的架线式电机车，其尺寸为４500×1060×１５5０mm每列车1５节车厢一列车的长度L列车=45０0+2４00×15＝405000mm＝40副井空重车线的长度应≥4０5×1.５=6０.7５m所选车场的副井空重车线的长度Ｌ副井空重车线＝9０m＞6075m，符合要求2.3.4. 井底车场(1） 井底车场的型式和布置形式井底车场是连接井筒提升和大巷运输的枢纽,担负着煤、矸、物料、人员的转运任务,并为矿井的排水、通风、动力供应、通讯和调度服务，对保证矿井正常生产和安全生产起着重要的作用本井底车场经过石门与大巷直接相连.该车场采用了轨道矿车的运煤系统，车场形式较为简化该车场为环行式平车场，通过能力较大，一般能满足大、中型矿井生产需要电机车不过翻车机洞室,对有煤层爆炸危险的矿井比较安全.因该岩层顶板稳定，故车场在煤层20m以下布置形式如下图:（２)调车方式运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。
矸石列车在副井重车线机车分离以后,电机车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场材料的运行路线与矸石空车相同.(3）各种硐室①井下配电室及水泵房:本设计井下配电室及水泵房布置在副井井底3＃煤下的底板岩层中布置.配电室和泵房底板标高高出井底车场底板0．5m，配电室和泵房净宽3．６ｍ,总长２３5m，其中配电室长11ｍ,泵房长12.5ｍ,中间利用防火门隔开，两硐室各有一条通道与井底车场相连接在两硐室的通道内都设有防火门和栅栏门.两硐室与井底车场并联通风.在泵房掘出一个2×1.２m的长方形吸水井,浇筑混凝土②水仓:矿井在泵房北侧布置主、副水仓，布置在3＃煤层底板岩层中为减少水仓内的泥污量，在水仓入口段设溢水式沉淀池,水仓采用一部调度绞车牵引矿车清理,沉淀池人工清理.主、副水仓采用联合布置的形式，即在3＃煤底板岩石中掘一条巷,中间加隔墙③煤仓由于该地区岩层硬度较大，故而仓壁受力较为简单，煤仓不易遭受破坏，因此不采用钢筋混凝土支护，而采用锚喷支护,用直径d＝18ｍｍ圆钢制作的普通金属锚杆，长1．6m，喷射混凝土厚度12０ｍm，若采用素混凝土支护，厚度选为３00mｍ④箕斗装载硐室箕斗装载硐室布置在运输水平以下无地质构造、围岩坚固部位。
采用单侧非通过式对于箕斗装载硐室的支护形式，由于钢筋混凝土结构承压和抗震能力较强,故采用钢筋混凝土支护.此外,箕斗装载硐室内还应设置人行道、起重梁、设备安装孔等其中，根据设备布置、硐室与装载胶带运输机巷的相对位置，硐室与井底检修间相联系的通道位置等具体情况设置为扶梯；硐室顶部按机制专业提供的位置设置起重梁，以便安装和检修设备；硐室内压磁元件、控制阀、油水分离器等设备基础及安装孔,按机制专业提供的资料要求设置混凝土标号为20０号2.4. 开拓方案的选定（一）方案一立开拓方式主、副井口及工业广。