【文章內容簡介】 +，半圓拱斷面，，傾角29176。56′，斜長408m。采用單鉤串車提升。，擔負排矸、運送材料、下放設備、上下人員等任務兼做進風井和安全出口。井筒井壁結構主斜井（已有）：表土段采用現(xiàn)澆鋼筋混凝土支護方式，支護厚度500mm?；鶐r段采用錨網噴支護方式，噴層厚度150mm。副斜井：表土段采用現(xiàn)澆鋼筋混凝土支護方式，支護厚度500mm?；鶐r段采用錨網噴支護方式，噴層厚度150mm。二、井口位置、工業(yè)場地以及開拓布置方案設計的主要原則（1）盡量利用現(xiàn)有地面工程及設施設備，以減少基建投資。（2）地面平坦、開闊，場地挖方填方量小，工程地質條件好。（3）靠近公路、交通方便，運輸距離短。（4）井口及工業(yè)場地盡量位于儲量中心，減少井下運輸、通風、井巷工程費用。井田開拓方案基于上述設計原則，根據本礦井煤層賦存特點，結合現(xiàn)有井筒、地面工業(yè)場地及井下條件，設計提出兩個開拓方案進行技術經濟比較。方案一（三井筒方案），井田邊界附近，在浮山—沁水縣級公路水地莊處，回風立井場地選在駝腰村西。+。斜長472m。傾角24176。34′，落底標高+698m。三心拱斷面，。擔負礦井提煤任務，兼做進風井和安全出口。副斜井井口標高+。斜長408m，傾角29176。56′，落底標高+699m。半圓拱斷面，,。該井筒擔負排矸、運送材料、下放設備、人員運輸?shù)热蝿?，兼做進風井和安全出口?；仫L立井井口標高+960m,井筒凈直徑5m,，垂深276m。擔負回風任務，井筒內安裝有梯子間，兼做安全出口。井田內可采煤層為9+10號煤層，2號煤距離9+，全井田共劃分一個水平，井底車場設在9+10號煤層，水平標高+,集中膠帶機運輸大巷和集中軌道運輸大巷，專用回風大巷,并按原有方位向東延伸至井田東部邊界附近。沿井田東部邊界向北布置三條采區(qū)大巷, 一條皮帶運輸進風大巷, 一條軌道運輸進風大巷, 一條專用回風大巷,一條皮帶運輸進風大巷, 一條軌道運輸進風大巷, 一條專用回風大巷,、主排水泵房及水倉、井下消防材料庫、井下爆破材料發(fā)放硐室等。，在主斜井底設煤倉一個，布置通風行人巷?；仫L立井落底9+10號煤，通過回風繞道與回風大巷相連，形成開拓系統(tǒng)。采區(qū)接續(xù)為：先采北采區(qū)，南二采區(qū)為接續(xù)采區(qū)。方案二（四井筒方案），井田邊界附近，在浮山—沁水縣級公路水地莊處，回風井一個在井田北東角邊界處, +。斜長472m。傾角24176。34′，落底標高+698m。三心拱斷面，。擔負礦井提煤任務，兼做進風井和安全出口。副斜井井口標高+。斜長408m，傾角29176。56′，落底標高+699m。半圓拱斷面，,。該井筒擔負排矸、運送材料、下放設備、人員運輸?shù)热蝿?，兼做進風井和安全出口?；仫L立井兩個, 一個井口標高+960m,井筒凈直徑為5m,，垂深276m。擔負北采區(qū)回風任務，井筒內安裝有梯子間，兼做安全出口。另一個井口標高+960m,井筒凈直徑為5m,，垂深276m。擔負南一采區(qū)和南二采區(qū)回風任務，井筒內安裝有梯子間，兼做安全出口。井田內可采煤層為9+10號煤層，2號煤距離9+，全井田共劃分一個水平，井底車場設在9+10號煤層，水平標高+,集中膠帶機運輸大巷和集中軌道運輸大巷，專用回風大巷,并按原有方位向東延伸至井田東部邊界附近。沿井田東部邊界向北布置三條采區(qū)大巷, 一條皮帶運輸進風大巷, 一條軌道運輸進風大巷, 一條專用回風大巷,一條皮帶運輸進風大巷, 一條軌道運輸進風大巷, 一條專用回風大巷,、主排水泵房及水倉、井下消防材料庫、井下爆破材料發(fā)放硐室等。，在主斜井底設煤倉一個，布置通風行人巷?；仫L立井落底9+10號煤，通過回風繞道與回風大巷相連，形成開拓系統(tǒng)。礦井共劃分為三個采區(qū)，即北采區(qū)、南一采區(qū)和南二采區(qū)。設計初期在北采區(qū)布置一個放頂煤綜采工作面。采區(qū)接續(xù)為：先采北采區(qū)，南一采區(qū)為接續(xù)采區(qū)。方案比較兩個方案相比，方案一具有以下優(yōu)點：1）井筒個數(shù)少，主、副井在一個工業(yè)場地內，比較集中，便于生產管理。2）井筒工程量及井筒裝備投資均比較省3）與方案二相比，井筒初期井巷工程量少，投資省。建井工期短比方案二少。4）工業(yè)場地壓煤量小，資源回收率高。5）新增用地少，比方案二少。方案一缺點：1））安全出囗少, ： 1）主扇選型功率小。2）風路短,：1）井筒個數(shù)多, )井筒工程量大, )主扇風機多, 管理比方案一難.。綜上所述，方案一與方案二相比，井筒數(shù)量少，占地面積小；比較集中，便于生產管理。，施工工期短等優(yōu)點，雖然方案一通風路線長, 但礦井實行一采兩掘工作面少, 用風量不大, 一臺大功率主扇可以滿足礦井南北兩翼供風需求。經技術經濟多方面比較，本設計推薦方案一。第二節(jié) 垂高及開采水平的規(guī)劃設計采用單水平沿煤層開拓，全井田劃分一個水平，井底車場設在9+10號煤層，水平標高+（a）。第三節(jié) 主要運輸大巷的布置方式和位置選擇井田中部，主、副斜井井底向東方向布置礦井集中膠帶機運輸大巷和集中軌道運輸大巷至井田東邊界，平行軌道巷間隔20米布置一條總回風大巷至井田東邊界回風立井。形成開拓系統(tǒng)本井田內共有一層可采煤層9+10號煤層，全區(qū)可采。根據井田內地質構造及煤層賦存特點以及采空區(qū)的范圍，結合工作面裝備水平，為適應安全高效綜合產業(yè)工作面的布置要求，設計確定大采區(qū)尺寸、增加工作面推進長度、盡量減少工作面搬家次數(shù)，提高礦井單產及效率。根據上述原則及本井田的井田范圍，結合井田開拓部署、大巷位置、煤層賦存情況、工作面推進長度、生產規(guī)模、煤層厚度變化情況、構造分布情況、裝備水平及國內外安全高效礦井生產經驗等因素，設計確定全井田分煤組共劃分為三個采區(qū)，即北采區(qū)、南一采區(qū)和南二采區(qū)。根據井田內地質構造及煤層賦存特點，首先開采北采區(qū)；南一采區(qū)，為接續(xù)盤區(qū)。工作面均采用后退式回采。第五章礦井基本巷道第一節(jié)井筒、石門與大巷礦井，共布置三個井筒：即：主斜井、副斜井、回風立井。各井筒用途如下：主斜井：井口標高+。斜長540m。傾角24176。34′，三心拱斷面，。落低9+10號煤層，標高+699m。裝備帶寬B＝1000mm的膠帶機，擔負礦井提煤任務，兼做進風井和安全出口。井筒內有3寸壓風管；2寸靜壓管；主電纜；及人行階梯。副斜井：井口標高+，井底標高+，半圓拱斷面，，傾角29176。56′，斜長408m。采用單鉤串車提升。，擔負排矸、運送材料、下放設備、上下人員等任務兼做進風井和安全出口。井筒內有4寸靜壓管一趟；4寸排水管兩趟；及人行階梯。第二節(jié)井底車場一、井底車場位置及形式的選擇副斜井井底在9+10號煤層中設有平車場，長度100m，可以同時存放空重礦車60輛，通過能力較大，主要為輔助提升服務，礦井實際運輸量較小，車時形式簡單，調車方便，工程量省。二、井下硐室名稱及位置 主斜井井底硐室有：井底煤倉。副斜井井底硐室有：等候硐室、醫(yī)療硐室、井下消防材料庫、中央變電所、中央水泵房、管子道、中央水倉、爆破材料發(fā)放硐室等。井底煤倉采用直煤倉，井底煤倉直徑8m。垂高30m?，F(xiàn)澆鋼筋混凝土支護，容量1200t。井底水倉有主、副水倉組成，主水倉有效長度90m。容積900m3,副水倉有效長度60m。容積600m3,。9+10號煤井底煤倉直徑8m。垂高30m?，F(xiàn)澆鋼筋混凝土支護，容量1200t。，8小時涌水量為100m3，水倉總容積1500m3，大于100m3，符合《煤礦安全規(guī)程》第280條要求。井下爆破材料庫為壁槽式，總體積200m3。采用獨立通風。三、井底車場主要巷道及硐室的支護方式及支護材料 副斜井井底車場采用半圓拱斷面、錨網噴支護方式，噴層厚度150mm；井下爆破材料發(fā)放硐室、中央水泵房、中央變電所及水倉采用半圓拱斷面，現(xiàn)澆混凝土支護方式，支護厚度350mm；管子道和井下消防材料庫采用半圓拱斷面，錨網噴支護方式，噴層厚度150mm；井底煤倉采用現(xiàn)澆鋼筋混凝土支護，支護厚度400m。第六章采煤方法第一節(jié)采（盤）區(qū)地質條件與選定的采煤方法煤層開采條件（1）地質構造8401工作面位于呂梁—太行斷塊之沁水塊坳的次級構造單元，郭道—安澤近南北向褶帶中南段西部邊緣。該褶帶走向北北東，北寬南窄，褶皺排列較為緊密，成組出現(xiàn)的褶皺表現(xiàn)為若斷若續(xù)。但因井田處于褶皺帶西部邊緣，受鄰近構造帶影響，井田內構造特征表現(xiàn)為中部、東部以褶皺為主，褶皺多屬寬緩褶曲，對煤層、地層沒有明顯影響。西側斷裂發(fā)育，但斷距較小，58m間，對煤層、地層的破壞影響較小，總體傾向以南東為主，傾角一般3176。11176。井田內未見陷落柱及巖漿活動。因此，本井田構造類型屬簡單類型。（2）工程地質9+10號煤層：偽頂為泥巖或炭質泥巖，較薄，隨采隨落，直接頂和老頂為K2石灰?guī)r，—。脆性頂板，易管理。9號煤層頂?shù)装辶W試驗成果，，；。底板屬軟弱中硬巖性，發(fā)生底鼓的可能性較小。（3）瓦斯、煤塵爆炸性、自燃傾向性及地溫地壓9+10號煤層瓦斯含量低，為低瓦斯礦井，9+10號煤層無煤塵爆炸危險性，自然傾向性為Ⅱ級，為自燃煤層。井田內無地溫，地壓異常，屬地溫地壓正常區(qū)。（4）水文地質9+10號煤位于太原組第一段上部，直接充水含水層為太原組碎。2．采煤方法的選擇根據本礦井的地質條件、煤層賦存特征和礦井生產規(guī)模，設計考慮9+10號煤開采提出大采高綜采一次采全高和綜采放頂煤一次采全高兩種采煤方法進行比選。方案一： 綜采放頂煤一次采全高采煤法放頂煤綜采采煤法就是在厚及特厚煤層的底部布置回采工作面，采用滾筒式采煤機、放頂煤液壓支架、刮板輸送機及其他附屬設備進行配套聯(lián)合生產，除用采煤機正常割煤外，還利用礦山壓力或輔以人工松動方式使工作面上方頂煤破碎，并隨著工作面的推進從液壓支架的上方或后方放出并回收的一種采煤方法。與大采高綜采一次采全高相比放頂煤綜采有如下優(yōu)越性：（1）設備投資少。（2）井巷工程量省，由于放頂煤設備外形尺寸及重量均小于大采高設備，在滿足通風要求的前提下，巷道斷面要求小，井巷工程量少，且本礦井副斜井傾角較大，為29176。56′。若使用大采高設備，最大件重量較大，提升絞車選型困難，投資大，且運輸安全性差。（3）占放頂煤工作面煤量一半以上的頂煤基本是利用地壓破煤，依靠自重放煤，所以綜采放頂煤是一種動力消耗量最小的綜合機械化采煤方法。（4）與一般的綜采相比，綜采放頂煤采煤成本明顯降低。（5）綜采放頂煤開采過程中，由于其頂煤利用地壓破碎，依靠自重有控制的放煤，塊煤量與機采割煤相比有所增加，經濟效益比較明顯。（6）綜采放頂煤對地質構造較復雜、厚度變化較大煤層的開采，比大采高綜采更靈活和適用。據礦方介紹，實際開采中9+10號煤煤層厚度變化較大，局部厚度達到6m左右。所以采用放頂煤開采，資源回收率高。其主要缺點是：（1）工作面設備多，工藝復雜，管理復雜。（2）混入矸石多，原煤灰分高，工作面作業(yè)條件差。（3）瓦斯不好管理。（4）工作面回采率低。方案二 ：大采高綜采一次采全高采煤法 的綜采。我國于上世紀七十年代末從德國引進了部分大采高液壓支架和相應的采煤、運輸設備，與此同時開始國產的大采高液壓支架和采煤機的研制和試驗工作，經過二十多年的努力，已取得了明顯的進展。～，煤層及頂?shù)装逯杏惨陨系牡刭|條件。，隨著大采高設備和技術的進步，大采高綜采已成為我國高產高效礦井的主要采煤方法之一。與放頂煤綜采相比大采高綜采的主要優(yōu)點是：（1）工作面單產高，增產潛力大，工作面單產在同等條件下比一般綜采高，回采工效高。（2）工作面設備少，工序簡單，易管理。（3）和放頂煤綜采相比，含矸率低。（4）工作面回采率高。其主要缺點是：（1）采高大，工作面煤壁松軟時易片幫。（2）設備投資較高。（3）工作面裝備及配套環(huán)節(jié)能力大，運行費用高。經過上面對兩種采煤方法的比選，設計認為采用綜采放頂煤一次采全高采煤法初期投資少、見效快。放頂煤綜采適應性強，產量高，有明顯的經濟效益。9+10號煤的冒放性分析：(1)開采深度生產實踐和理論計算都表明頂煤冒放性隨著開采深度的增大而加強。開采深度與頂煤冒放性的關系可通過有限元計算的頂煤破壞系數(shù)尋找其規(guī)律。本井田9+10號煤層埋深270～450m左右，大部分煤層開采深度大于300m，從開采深度看，較有利于頂煤的冒放。(2)煤層強度國內外大多數(shù)放頂煤綜采工作面的實測資料統(tǒng)計表明，煤層強度是影響頂煤冒放性的關鍵因素。一般當煤層硬度f系數(shù)小于強度小于20Mpa時，頂煤冒放性較好。應當指出的是，煤層作為一個整體，其強度不僅與煤層抗壓強度有關，同時也與煤層的節(jié)理和裂隙發(fā)育程度有關，一般煤體都存在不同程度的地質弱面和構造裂隙，節(jié)理裂隙發(fā)育的煤層，煤