新汶赵官矿井建设.pdf

1 1 井田概况及井田地质特征 1.1 矿 区 概 况 1.1.1 位置及交通 赵官井田位于山东省西北部，以区内的赵官镇为中心其地理座标为：东径116°30′00″～116°36′30″， 北纬36°28′00″至36°33′30″，本井田属黄河北煤田的一部分，探矿权登记范围见赵官井田范围直角坐标点表 1-1-1本井田位于京沪铁路西侧，距京沪线晏城东站 30km，北部有309 国道，井田内有 324 省道与其连通，工业场地距 324 省道仅 300m自本矿井到济南不足 50km黄河流经本井田东南部，可航行 500t 级船只水陆交通均较方便，本矿井交通非常便利其东与长清井田分界，西与邱集煤矿毗邻，南到 13 层煤露头，北以探矿权边界走向长约 9km，倾向宽约7km，勘探面积约为 59.2079km2行政区划属德州市齐河县管辖详见交通位置图(图 1-1-1) 表 1-1-1 赵官井田范围直角坐标点 点号 经距（Y） 纬距（X） 点号 经距（Y） 纬距（X） 1 20461204.2409 4047656.9426 15 2042657.4583 4038402.9050 2 20464935.4910 4047640.9412 16 20456681.7818 4038430.8063 3 20464922.3157 4044403.6996 17 20456677.1424 4037505.3484 4 20464550.3953 4044405.2209 18 20455184.5892 4037512.9611 5 20464542.7921 4042556.1877 19 20455194.1909 4039363.5045 6 20464914.7925 4042554.6665 20 20455940.9203 4039359.6621  2 7 20464912.9154 4042093.0750 21 20455955.0786 4042134.1576 8 20464166.4318 4042096.1433 22 20456700.3427 4042130.3849 9 20464160.6673 4040707.9506 23 20456714.2672 4044903.7523 10 20463412.8369 4040711.0883 24 20458207.9845 4044896.3803 11 20463410.8769 4040248.7373 25 20458212.4763 4045821.8500 12 20463038.7757 4040250.3225 26 20459704.8104 4045814.7420 13 20463034.8231 4039326.3802 27 20459709.1299 4046739.8317 14 20462661.4612 4039327.9866 28 20461200.0810 4046732.9871 图 1-1-1 赵官矿井交通图示意 赵官矿  3 1.1.2 地形地貌 本井田地处华北大平原南部，为黄河冲积平原。

井田内地势平坦，地面标高一般为+27～+32m，西北略低，东南略高，坡度为 0.5‰～1‰ 我国最大的水系之一—黄河自西南向东北方向流经本井田东部据济南洛口水文站观测记录，1958 年 7 月 23 日特大洪峰时水位达到+32.08m，流量为 11800m3/s区内有引黄灌渠与之相通井田内水系较发育，沟渠纵横，主要为引黄灌溉渠系区内主要河、渠为黄河及老巴公河 1、黄河：本井田东部自西南向东北方向径流，区内沟渠与黄河贯通 2、老巴公河：井田西部近南北向通过，是齐河重要排灌河道，承担着赵官、仁里集、潘店等乡镇农田灌溉蓄水功能，在赵官镇设有节制闸，蓄水量为 21 万 m3， 拟建工程排水量 21361.1m3/d， 由于老巴公河蓄水量较小，部分排水量通过老巴公河进入赵牛新河，赵牛新河祁庄、务头设节制闸，总蓄水量 362 万 m3 1.1.3 气象及地震 1、气象 本区为温带季风～大陆性气候年平均气温 13.4℃，年平均最高气温19.0℃，月均最高气温 33.9℃（1959 年 7 月） ，日最高气温 41.2℃（1960年 6 月 21 日） 年平均最低气温 8.7℃，月最低气温-10.4℃（1963 年 1 月） ，日最低气温-22.0℃ （1959 年 12 月 21 日） ， 多年最低气温月为 1 月 （-6.7℃） ，常年 1 月平均气温为-2.5℃。

最大冻土深度47cm(1977年2月)年平均降雨量为619.4mm，降雨量多集中在7、8月份，春季偏少，多有夏涝、春旱，有时晚秋也出现旱象年平均风速2.9m/s，最大风速20.0m/s冬春季多东北风，夏秋季多为南风偏西本地区年平均相对湿度为66%，最小相对湿度（1月）为2%，最大相对 4 湿度（8月）为81% 2、地震 根据现行《中国地震动参数区划图》 （2001）使用规定和现行《建筑抗震设计规范》 （GB50011-2001） ，本矿井工业场地地震设防烈度为 6 度（设计基本地震加速度值为 0.05g） 1.1.4 人文社科 赵官矿井所在地赵官镇位于齐河县城西南部，北距齐河县城约25km，下辖 52 个自然村，面积 61.2km2，总人口 30110 人根据齐河县城市发展规划，赵官镇将建成工矿型乡镇，因此，工程选址符合当地发展规划 齐河县重点保护文物龙山文化遗址－尹屯遗址在晏城西南 3.5km 处，不在井田范围内，本井田周围无重要文物保护目标 1.1.5 电源及水源条件 1、电源条件 赵官镇井田位于济南、聊城两市中间，矿井电源充足可靠，在赵官镇以北 16km 处有一座运行中的 110KV 焦庙变电站，站内设备先进，主变压器容量能够满足矿井的供电要求。

在赵官矿井以南 2.5km 处有赵官 35kV 变电站， 该站设 35kV 进线一路赵官井田位于济南、聊城两市中间，距两市 50km 左右有济南、聊城电厂，济南、聊城电厂可做为今后矿井电源故矿井电源落实可靠，而且靠近电厂，供电质量也有保证矿井电源落实可靠 2、水源条件 井田内第四系、上第三系砂砾层富水性较强，水质较好井田内对第四系及上第三系均进行过抽水试验， 矿化度 0.6508～1.428g/L，水质符合生活饮用水标准矿层水埋藏浅，分布广泛，适合分散或集中供水可作为 5 本井田的供水水源矿井水经处理后，能满足矿井生产用水 1.1.6 区内经济概况 井田内经济以农业为主，盛产小麦、玉米、棉花、豆类等；该地区矿产资源、水资源丰富，工业以造纸、建材、化工、医药、纺织、家具、机械、电子、食品、工艺美术等十大类为主，工业只有地方小工业，建井所需砂石等材料需要从黄河南岸平阴一带运来，区内多为农业人口、劳动力充足 1.1.7 邻近矿区开发情况 赵官井田属山东省黄河北煤田的一部分，位于该煤田的中西部该井田作为独立的新建井开发，黄河北煤田无总体开发规划 井田西邻的邱集煤矿于1990年开工建设，1998年产煤，设计生产能力为0.45 Mt /a，目前正在改扩建，扩建后的生产能力为0.90 Mt /a。

济西煤矿由省司法局开发，现正在建设中济阳煤矿也正在建设中，这将为本矿井的开发建设提供借鉴经验此外，本煤田东北部的济东矿区和东部的济（宁）北矿区都早已建井开采，也可做为本井田建井开发的参考 1.1.8 矿井建设外部条件综评 综上所述，本矿井具有交通方便、电源可靠、通讯发达、水源充足，土产材料易于解决等有利条件，同时有邻近矿井建设的经验可供借鉴，建设单位有丰富的生产和管理经验，充足的资金保证因此，本矿井建设的外部条件是优越的  6 1.2 井田地质特征 1.2.1 区域地层 黄河北煤田地层区划属华北地层区鲁西地层分区的一部分石炭-二叠系假整合于奥陶系石灰岩之上煤系基地奥陶系和寒武系出露于黄河南岸的长清至平阴一带，组成中低山、丘陵区石炭二叠系含煤地层则被相当厚的第四系、新近系所覆盖，成为隐蔽煤田石炭二叠系含煤地层发育较好，煤炭资源较为丰富 表 1-2-1 区域地层简 地层系统 主要岩性特征 第四系 （Q） ～～～～～ 新近系 （N） ～～～～～ 古近系 （E） ～～～～～ 二叠系 由土黄、棕黄、灰绿色粘土夹黄白色松散砂砾组成，局部砂砾层可胶结成岩。

0～500m 上部棕黄、棕红、灰绿、紫色粘土、泥岩夹土黄、浅棕色粉砂-细砂岩、含砾砂岩 下部紫红、棕红、灰绿色泥岩夹粉-中砂岩、底部灰白色含砂砾岩1635m 上部为浅灰色粉砂岩、泥岩及灰-灰绿色砂岩，其次为杂色泥岩、泥灰岩下部为紫红、红色粉砂岩，泥质细砂岩等 1700m 石盒子统 （P2） 上石盒子组 上部为紫红、灰绿色粘土岩，夹灰白色中砂岩； 中部为致密坚硬的厚层状石英砂岩夹杂色泥岩； 下部为灰、紫色等杂色粘土岩，泥岩和灰绿色砂岩底部为 A 层铝土岩 >425m 下石盒子组 以灰白色长石砂岩和灰色泥岩为主，上部有紫色粘土岩出现，偶夹紫色石英质砂-砂砾岩 120m± 月门沟统 （P1） 山西组 灰色、灰白色中细粒长石砾岩、 粉砂岩夹泥岩， 含煤 5～6 层，可采及局部可采煤层 2～4 层为区内重要含煤地层 87m±  7 （P） 太原组 灰色-深灰色泥岩、粘土岩与砂岩互层砂岩多为粉、细粒状，为粘土质胶结的长石砂岩夹薄层海相石灰岩 5层，含煤层 10～14 层，可采及局部可采煤层 7 层左右，为本区主要含煤地层 142～235m 石炭系 （C） ～～～～～ 奥陶系 （O1＋2） 上统 （C2） 本溪组 紫色、灰色泥岩、粉砂岩、砂岩。

含石灰岩 2 层，底部具山西式铁矿层位和 G 层铝土岩的发育20～68m 上部为青灰色厚层石灰岩，豹皮状石灰岩夹泥灰岩和角砾状石灰岩下部为白云质石灰岩和白云岩，含燧石结核和条带 800m± 1.2.2 井田地层 本井田为全隐蔽的华北型石炭、二迭系煤田煤系以中、下奥陶地层为基底，沉积了中石炭统本溪组、上石炭统太原组、下二迭统山西组、下石盒子组， 上二迭系上石盒子组， 其上覆盖是第三系和第四系 详见图 1-2-1本区地层自上而下分述如下： 1、第四系(Q) 厚 71.30～106.00m，平均 89.7m上部为黄沙近代淤积的粉砂土和黄土，中下部以砂质粘土和粘土为主，粘土呈半固结状，可塑性强，隔水性好，夹砂数层底部有一不稳定的灰、褐黄色砂砾层与上第三系分界，砾石成份以石灰岩为主，岩浆岩、石英岩次之，混杂大量粗砂及粘土与上第三系呈角度不整合接触 2、新近系(N) 厚 125.90～252.10m，平均 191.60m，由东南向西北逐渐增厚以粘土为主，上部多为紫红、灰绿等杂色，中下部多为绿至灰白色上部夹砂数层，下部夹钙质粘土、泥灰岩及钙质细砂岩，溶蚀现象发育。

角度不整合于古生界之上 3、上二迭统上石盒子组（P21）  8 上石盒子在本井田钻孔最大揭露残厚281.60m 属干旱条件下的内陆河床相及湖泊相沉积主要由紫红、灰绿、灰黄、浅灰色等杂色粘土岩，粉砂岩及灰白、灰绿色砂岩组成以底部灰绿色鲕状铝土岩（B 层）下的粗砂岩底界与下石盒子组分界 4、下二迭统下石盒子组（P12） 厚 29.88～69.87m，平均 47.93m以陆相沉积为主，主要分布在井田的北部，主要由灰绿色砂岩，杂色粘土岩组成，局部夹灰色至深灰色粘土岩及粉砂岩底部常以一层灰白色中粗砂岩与山西组分界，二者为连续沉积 5、下二迭统山西组（P11） 厚 66.20～113.90m，平均 97.62m为陆相及海陆过渡相沉积，为本井田含煤地层之一，主要分布在本区的中及西北部由灰、灰绿色、灰白色中、细砂岩，灰、深灰色粉砂岩，粉砂质泥岩、泥岩及煤层组成煤层集中于中下部，井田内仅见 3、4 煤层，4 煤层局部可采以 4、5 煤层之间最下一层砂岩底界与太原组分界，二者为连续沉积 6、上石炭统太原组（C3） 厚 142.80～174.65m，平均 163.23m本组属典型的海陆交互沉积，是本井田主要含煤地层。

由深灰、灰黑色泥岩、粉砂岩以及中、细砂岩、薄层石灰岩及煤层组成夹石灰岩五层，由上而下依次为一、二、三、四、五灰其中一灰和四灰全区发育，厚度比较稳定，特征明显，是煤层对比的重要标志本组含煤 9 层，由上而下为 5、6、7、8、9、10、11、13、14层煤，主要可采煤层 11、13 煤层赋存在五灰以下 14 层煤底板以一层石英细砂岩与本溪组分界为连续沉积 7、中石炭统本溪组（C2） 厚 20.66～56.05m，平均 32.42m井田中部较厚，两翼渐薄本组为 9 一套海陆交互相沉积由灰黑色泥岩、粉砂岩，灰色粘土岩、石灰岩、砂岩、铁铝质泥岩、杂色粘土岩等组成顶部六灰为一层不稳定的石灰岩；中部徐家庄灰岩常含遂石结核及海相动物化石，厚度大且稳定（7.70～12.40m ，平均 10.03m ） ，是本区良好的标志层； 下部见铁铝质鲕状泥岩及杂色粘土岩偶夹薄煤层（15、16 层煤） ，一般不可采，无经济价值与下伏奥陶统呈假整合接触 8、奥陶系中下统（O1+2） 井田内钻孔最大揭露厚度 63.91m主要以浅灰、灰、灰褐色中厚层状石灰岩为主具豹皮状，产珠角石化石间夹多层黄灰色泥质灰岩、灰绿色泥岩及深灰色粉砂岩。

多见溶洞及溶蚀现象，裂隙较发育，多数被方解石充填为煤系地层的主要充水含水层根据井田外围出露情况，全厚可达 800m 左右图 1－2－1：  10 古下石盒子组山迭二石盒子组石盒子P12P12101.40～186.50140.67统P2生新近系Kz生系组PP11西58.0422.900.602345石月炭门沟统太原组50.3275.521.810.9118.6949.3314.7033.9554.4349.035.531.661.950.941.7843.4329.4812.77五四三109二876一系C中统C2本溪组C2bP1C2t奥陶系界统下中O1+2Pz O37.887.6226.486.8743.341.912.73131411徐灰10.03地层系统煤层及标志层间 距两 极 值平均值界第柱状名称系统组厚 度平 均 值两极值四系Q岩性及水文特征新界N上0.00～1.710.00～1.900.00～1.330.00～3.0015.28～44.8951.68～90.400.00～0.930.00～4.200.00～0.600.00～2.550.00～0.550.30～1.700.00～3.702.80～7.300.00～3.460.00～2.571.01～4.050.00～0.787.70～12.4032.99～69.962.30～9.1241.40～56.6040.82～62.569.42～46.3332.63～51.6143.78～58.9014.93～43.7820.51～35.1720.66～34.6633.05～43.281.71～38.0024.00～42.9011.60～21.3037.95～67.2035.50～84.53～P1厚71.30～106.00m，平均89.70m，上部为近代淤积的粉砂土和黄土，中下部以砂质粘土和粘土为主，夹砂数层，底部常有一层灰绿～乳白色的砂砾层，与下伏第三系呈不整合关系。

本组总体透水性良好，接受地表水和大气降水的补给，含水量丰富，补给循环条件良好，属富水性中新的孔隙潜水-承压含水层根据钻孔抽水试验资料，水位标高+28.68～+29.19m，单位涌水量0.0044～0.7753L/s·m，矿化度0.4811～0.6508g/l，水质类型HCO SO ～Ca 型厚度125.90～252.10m，平均191.60m，由东南向西北逐渐增厚，以粘土和砂质粘土为主，上部多为紫红、灰、绿等色，下部多为灰～灰绿夹棕黄色，在粘土中，常含钙质结核（姜结石），上部夹砂数层，底部常有一层含砾粘土岩或砾石层，不整合于古生界之上本组含砂砾层单层厚度一般为0.90～9.00m，总厚度20～30m，据抽水试验资料，水位标高+28.65m，单位涌水量0.0736L/s·m，矿化度1.428g/l，水质类型SO ～Ca 型属富水性弱的裂隙承压含水层，径流补给循环条件不良本组半胶结粘土岩吸水性强，属良好隔水层厚度29.88～69.87m，平均为47.93m，为本区含煤地层之一主要分布于本区西北部，岩性主要有深灰色粉砂岩、泥岩灰色～灰白色细砂岩、中砂岩组成本组灰色泥岩具有较强的吸水膨胀性，为良好的隔水层，与第三系粘土一起隔断了大气降水和地表水与煤系地层的水力联系。

本组部分灰白色细砂岩、中砂岩，但由于厚度薄、含水性弱、距可采煤层远，其间发育有良好的泥岩、粉砂岩等隔水层厚142.80～174.65m，平均163.23m，由深灰、灰黑色泥岩、粉砂岩、灰色中细砂岩及石灰岩、煤层组成，并伴有岩浆岩侵入，是本区主要含煤地层，共含煤9层，从上而下依次为5、6、7、8、9、10、11、12、13、14层煤，其中可采煤层分别为7、10、11、13层煤，石灰岩五层从上而下编号为一、二、三、四、五灰，底部以14煤底板下一层石英细砂岩或六灰顶界与本溪组分界一灰：浅灰～灰色，质较纯，局部含泥质，厚0～3.00m，平均1.81m区内单孔抽水试验3次，水位标高+30.30m，单位涌水量为0.1694 L/s.m，富水性中等，矿化度0.4379 L/s.m，水质类型为HCO3～K Na型二灰：褐灰色，裂隙稍发育，顶部质不纯，含泥质厚0～2.55m，平均1.78m，邻区旦镇井田抽水试验时水位标高+32.72m，单位涌水量0.0004 L/s.m，矿化度1.012 L/s.m，水质类型为SO4～K Na型长清井田抽水试验时水位标高+30.60m，单位涌水量0.0276 L/s.m，矿化度0.4512 L/s.m，水质类型为SO4～K Na型。

三灰：褐灰色，厚度0～3.70m，平均1.95m，质不纯，顶部含有泥质，裂隙稍发育邻区旦镇井田三灰抽水试验时，单位涌水量0.0004 L/s.m，矿化度1.0173 L/s.m，水质类型为SO4～K Na型，富水性较弱长清抽水试验时水位标高+28.14m，富水性较弱四灰：灰色，裂隙发育，质不纯，局部夹有泥岩厚2.80～7.30m，平均1.66m 五灰：浅灰色，裂隙发育厚0～3.46m，平均1.66m单孔抽水试验，水位标高+30.02m，单位涌水量为0.2997L/s.m，富水性中等，矿化度0.4584g/l，水质类型为HCO3～K Na型为SO4～Ca Mg 型厚66.20～113.90m，平均97.62m，为本区含煤地层之一，主要分布于本区西北部，主要有深灰色粉砂岩、泥岩、灰色～灰白色细、中砂岩组成，并有花岗斑岩侵入煤层集中于中下部，区内仅见2、3、4层煤，其中4煤层局部可采，底部常以一层细粒砂岩与太原组分界，二者呈整合关系根据本煤田其他井田抽水资料，单位涌水量为0.016～0.041L/s·m,渗透系数为0.028～0.133m/d，属富水性弱的裂隙承压含水层，是开采煤4的直接充水含水层，但含水性较弱，径流补给循环条件不良。

厚20.66～56.05m，平均32.12m，由灰色～深灰色石灰岩、砂岩、泥岩及铁铝质泥岩组成下部常有一层徐家庄灰岩，一般厚7.70～12.40米，底部以一层铁铝质泥岩假整合于奥陶系之上本组徐灰为主要含水层，局部发育小溶洞补1号孔抽水时水位标高为+30.45m，单位涌水量1.709L/s·m，矿化度0.52g/l,渗透系数18.35m/d，影响半径487.47m，水质类型为HCO ～Ca 型水，富水性弱至强区内最大的揭露厚度108.75m，根据黄河南岸出露情况，全厚可达800米，由灰、棕灰、青灰色石灰岩、白云质石灰岩等构成奥灰浅灰～灰色，致密坚硬井田内28孔揭露奥灰，6孔漏水，漏水率21%，4孔埋深较浅，2孔较深原井田内抽水试验三次，水位标高+29.45～+31.70m，单位涌水量0.0019～0.1517L/s·m,富水性弱至中等，矿化度0.3146～3.0152g/l，水质类型HCO3～Ca、HCO3～K Na型分布于本区北部，最大残厚281.60m，主要有灰色泥岩及灰绿色粉砂岩、中细砂岩组成，近底部偶有一层灰绿色鲕状铝土岩，底部常以一层中粒砂岩与下伏下石盒子组呈整合接触3-2+2--2+++3-2+2-2+2+-++2-++2-++2-++-++2+442- 11 1.2.1 地质构造 本井田位于黄河北煤田中西部，为一走向北东，倾向北西的单斜构造，倾角一般 5～8°，部分地层（13 层煤露头部位及深部）大于 10°。

次一级褶曲不甚发育，有三层岩浆岩侵入，构造复杂程度中等区内发育有两组正断层，一组为北东向，一组为北东东向，根据钻探和地震资料解释成果，区内褶曲和断层发育情况描述如下： 1、褶曲 ① 李全庄向斜： 位于井田的中东部，在 24—32 勘探线之间走向北转为北北西，延伸长度 3km南起 F20 中部，北至 28-7 号孔附近消失，为轴向北西的倾伏向斜， 有近 11 条地震测线及 9 个钻孔控制， 形态基本查明 ② 32-6 号孔背斜： 位于井田的东部，走向北西，南起 32-5 号孔，北至井田深部边界延伸长度 2km，为轴向北北西的倾伏背斜有 5 条地震测线及 4 个钻孔控制，形态基本查明 ③ 744 号孔向斜： 位于井田东部，走向以 135 号孔与 744 号孔连线北北西向至井田边界，延伸长度 2km，为轴向北西向的倾伏向斜 2、断层 井田内共有 40 条断层，其中逆断层 3 条，正断层 37 条，落差 20m 以上（含 20m）断层 14 条，20m 以下 26 条现将主要断层分述如下： ①F11 正断层：为本井田深部边界断层走向 N55°E，过 28线转为 N35°E，倾向 NW，倾角70°。

在井田延展达 6km有 12、20、28 测线控制，A 级断点 2 个，B 级断点 1 个，邱集井田 11-6 号孔穿过，落差 120m属基本控制断层 ②F11-1 正断层： 井田深部推断为 F11 断层的分支断层 走向 N65°E，倾向 NW，倾角 70°，落差 50～90m，在井田内延展达 6km有 28、32、L1、 12 34、39 五条测线控制，控制长度 5.6kmA 级断点 1 个，B 级断点 4 个，该断层 28～34 线之间较可靠，28 线以西及 34 线以东部分可靠性较差，属基本查明断层 ③F8 正断层：为本井田西部与邱集井田的分界断层走向 N25°E，倾向 NW，倾角 63°～70°，落差 10～40m，在井田延展长度为 6.4km ，浅部分别有地震 1、2、WL1，WL3 线上 4 个断点（2 个 B 级，2 个 A 级）所控制，且有邱集井田 12-1 与 125；旦 12-1 与 165 两组孔控制；中部有旦 9-4 与旦9-1 孔所控制，深部有地震 6 线（B 级）所控制，属基本查明断层 ④F14 正断层：东部与长清井田的分界断层，走向 N10°E，倾向 NW，倾角 70°，落差 0～65m，向深部尖灭。

浅部有 167 与 161；738 与 132 两组钻孔所控制，属初步控制断层 ⑤F14-1 正断层：在井田东部，走向 N10°E，倾向 NWW，倾角 65°，落差 0～30m有 G4、G1、L5 线控制，控制长度 3.7kmA 级断点 1 个，B级断点 2 个，该断层是井田东部与长清井田分界断层 F14 的分支断层为基本查明断层 ⑥F17 正断层： 走向 N11°E，倾向 SEE，倾角 60°，落差 0～50m，有14、16、18、19、L10、20、G5、21、L9、22、23、L8、25、L7、26、S1、27 地震测线及 20-2 与 22-3， 24-4 与 24-5 两组钻孔控制， 控制长度 4.8km，A 级断点 4 个，B 级断点 11 个，C 级断点 2 个，是一查明断层 ⑦F20 逆断层：由近 NEE 走向转向 NNE，倾向 NW，倾角 20～30°落差小于 10m有 19、20、21、22、23、24、25、S1、26、L6、28、29、G3地震测线控制，控制长度 3.2km，A 级断点 1 个，B 级断点 6 个，C 级断点 6个，26 勘探线以西可靠，以东可靠性较差，为基本查明断层。

 13 表 1-2-2 主要断层控制程度表 断层 名称 性质 产状 落差（m） 延伸长度（km） 地震测线及钻孔控制情况 控制程度 走向 倾向 倾角（°） F8 正 N25°E NW 63～70 10～40 6.4 1.2、WL1、WL34 地震线、125、 旦12-1、 165、 旦9-4、旦9-1 5个钻孔 基本查明 F9 正 SN E 60 0～20 2.4 WL1、WL2 基本查明 F11 正 N55°E NW 70 120 6 12 20 28 基本查明 F11-1 正 N65°E NNW 70 50～90 6 28、32、L1、34、39 查明 F12 正 N65°E NNW 70 0～35 2.3 24、28 基本查明 F13 正 N42°E NW 70 0～30 3.0 16、20、24 基本查明 F15 正 N50°E NW 70 0～20 3.0 12、14、L3、16、20 查明 F16 正 N20°E NWW 70 0～40 3.0 30、32、L3、34、36-1 钻孔穿过 基本查明 F17 正 N11°E SEE 60 0～50 4.8 14、 16、 18、 19、 L10、 20、G5、21、L9、22、23、L8、25、 L7、 26、 S1、 27、 20-2、22-3、24-4、24-5 查明 F18 正 N35°E SE 60 0～25 1.6 12、16 基本查明 F19 正 N35°E NW 56 0～25 1.0 G7、10、11、12、12-1 钻孔 查明 F20 逆 EW-SN SN-EW 20～30 <10 3.2 19、20、21、22、23、24、25、S1、26、L6、28、29、G3 查明 F21 逆 N60°E NNW 25 <10 1.8 10、11、12、13、14、15 查明 F22 逆 N34°NWW 40 <10 0.8 8、L4、G9 查明  14 E F10 正 N60°E NW 66 0～20 1.1 12、L1 查明 F14 正 N10°E NW 70 0～65 3.7 167、161、738、132 初步控制 F14-1 正 N10°E NW 65 0～30 5.2 G1、G4、L5 基本查明 1.2.3 岩浆岩 从黄河北煤田来看，本井田岩浆岩侵入的厚度、面积和侵入层位均大于旦镇、长清井田，而且在山西、太原组煤系地层中基本形成三层侵入岩床，活动较强烈，对煤层、煤质均有相当大的影响。

由于裂隙较发育，局部也成为较强含水层 （1）上层主要侵入到山西组 2 煤层附近，除浅部被剥蚀外，广泛分布在井田的中深部区域，由南向东北和西北两个方向增厚744 号钻孔达72.40m （2）中层主要侵入太原组的顶部 5 煤层附近，分布在 20 勘探线到 36勘探线之间中深部，最厚点 36-1 号钻孔达 53.86m，向西南逐渐变薄，很可能是上层岩浆岩的分层部分 （3）下层岩浆岩侵入 11 煤附近，有的上冲到四灰上下，分布范围几乎波及整个井田，呈岩床分布，浅部薄，逐渐向深部增厚，厚度变化较稳定，井田内揭露最厚点为28-7 号钻孔为 95.37m 岩浆岩对煤层的影响：上层岩浆岩处没有可采煤层，中层岩浆岩侵入到 5 煤层位，对邻近可采的5 煤层破坏较大而失去经济价值 下层岩浆岩侵入11 煤层，使井田内大部分的煤层厚度变薄，焦化或全部吞蚀，使原沉积厚度在 2m 左右的稳定煤层的可采性遭到很大破坏，同时对 13 煤层的煤质也有一定影响  15 1.2.4 水文地质 本井田属北方型石炭、二迭系岩溶裂隙充水矿床，储水构造为自流水单斜井田内主要充水含水层有第四系含水砂层、太原组一、二、三、四、五灰，下层岩浆岩、本溪组徐灰及奥灰，上述诸含水层富水性中等至较强。

开采上组煤（煤 7、煤 10）时，直接充水含水层为一、二、三灰，同时四、五灰有底鼓突水威胁，各含水层富水性中等， （g = 0.1694～0.2997 L/s.m） ，属三类二型，即富水性中等的岩溶裂隙充水矿床开采下组煤（煤 11、煤13）时，直接充水含水层为四、五灰、徐灰及奥灰，四、五灰及徐灰富水性中等 （g = 0.2997L/s.m） ，奥灰富水性中等至强（g = 0.1517～2.261L/s.m ） ，属三类二～三型，即富水性中等至强，水文地质条件中等至复杂的岩溶裂隙充水矿床矿井生产时将受徐灰及奥灰底鼓突水的严重威胁，矿井涌水量较大，矿井防治水难度大 1、含水层 ① 新生界含水层 第四系： 厚 71.30～106.00m，平均 89.70m，主要由砂层、砂质粘土及粘土组成含水层主要由数层细砂、中灰、粗砂及砂砾组成含水的砂粒层与隔水的粘土、砂质粘土相间分布，地下水呈多层赋存状态砂层较松散，透水性好，含水性较强井田内 28-3 号孔第四系单孔抽水一次，水位标高+28.68m 第三系： 第三系厚 125.90～252.10m， 平均 191.60m， 岩性以粘土为主，含砂数层第三系砂层中多含有粘土，含水较弱。

②一灰、二灰、三灰、四、五灰含水层 一灰：厚 0～3.00m，平均 1.81m井田内 56 个钻孔揭露一灰，其中5孔漏水，漏水孔率为 9%，漏水孔均分布在-350m 水平以浅，说明一灰富水性有随埋藏深度增大而减弱的趋势 一灰下距 7 煤层 14.93～25.30m，平均 16 18.69m，是开采 7 煤层的顶板直接充水含水层 二灰：褐灰色，裂隙稍发育，顶部质不纯，含泥质厚 0～2.55m，平均 1.78m，区内有 64 个钻孔揭露二灰，6 个钻孔漏水，漏水率 9%含水层岩溶裂隙发育不均一，往煤田深部岩溶裂隙发育相对减弱二灰下距 10 煤9.42～16.33m，平均 12.77m，二灰含有裂隙水，是采 10 层煤的顶板直接充水含水层 三灰：褐灰色，厚度 0～3.70m，平均 1.95m，区内有 66 个钻孔揭露三灰， 6 个钻孔漏水， 漏水率 9%， 富水性较弱 井田内 10 煤至三灰间距 0.20～4.26m，平均 1.25m三灰为开采 10 煤层的底板直接充水含水层采 10 煤时，局部直接揭露三灰 四、 五灰： 四灰至五灰的间距为 0～20.60m， 平均 4.09m 四灰， 厚 2.80～7.30m，平均 5.53m，岩芯中见有小溶洞。

五灰，厚 0～3.46m，平均 1.66m四、五灰含水层厚度大，含有丰富的承压裂隙水井田内四灰上距 10 煤层24.20～50.86m，平均 37.15m，采 10 煤层时四灰薄弱地段可能有底鼓充水矿井 五灰为11煤层的直接顶板， 与13煤的间距2.30～11.69m， 平均8.78m采 11、13 两层煤时，四、五灰在冒裂带范围内 ③徐灰： 灰白、 褐灰色， 局部发育小溶洞， 厚7.70～12.40m， 平均10.03m区内有 22 个钻孔揭露徐灰，2 个钻孔漏水，漏水率 2%，两个漏水钻孔都分布在井田南部露头，往煤田深部，徐灰富水性减弱徐灰-550m 以深岩溶不发育， 含水层补给条件较差， 富水性差 井田内徐灰至 11 煤层间距 23.97～47.83m， 平均 36.08m， 徐灰至 13 煤间距 20.66～30.66m， 平均 26.48m -450m水平徐灰水的静水压力 4.80MPa，这组隔水层强度不够，采 11、13 煤时，会底鼓出水 ④奥灰：厚 800m，22 个孔揭露，4 孔漏水，漏水孔率 18%，奥灰为区域性强含水层本井田奥灰原始水位标高+29.45～+31.71m。

奥灰上距徐灰 17 7.62m，距 13 煤层为 43.34m，距 11 煤层为 50.21m开采 11、13 煤层时，奥灰将以底鼓突水形式威胁安全开采 2、隔水层 井田内主要的隔水层组有两个，即上第三系隔水层组和下伏隔水层组 ① 上第三系隔水层组： 位于上第三系的中部和下部，岩性以粘土为主，分布普遍，厚度大，塑性强，遇水易膨胀，为强隔水层 ②下伏隔水层组： 13 煤层以下至徐灰、 奥灰之间的隔水层组， 也称压盖隔水层组井田内徐灰、奥灰含水性比其它含水层相对较强，含水丰富，是开采 11、13 煤层的底鼓充水含水层13 煤层与徐灰之间的这组隔水层厚20.66～34.66m，平均 26.48m ，其岩性主要为泥岩、粉砂岩、细砂岩这组隔水层厚度薄，强度不够，在开采 13 煤层时不能够抵抗住徐灰水的高压，会引起底鼓突水如果徐灰发生底鼓突水，则又会引起奥灰底鼓突水，所以在开采 13 煤层之前先处理好徐灰水和奥灰水 3、断层导水性 井田内断层带本身的含水性较弱，导水性也较差由于断层的导水性和富水性极不均一，同一条断层的不同部位和不同地段往往存在着很大差异，但当断层两盘均为含水层时，断层就可能是导水断层。

井田内没有对断层带进行过抽水试验，在生产过程中应预先采取防范措施 4、井田的边界条件 井田的西部边界为F8 断层，与邱集煤矿相邻，F8 断层落差 10m～40m，井田内为断层下盘，所以井田内的徐、奥灰含水层与邱集煤矿的四、五灰含水层对接， 所以西部边界F8 断层为非导水边界， 井田的东部为F14 断层，落差 0～65m，局部为导水边界井田南部以奥灰隐伏露头为边界，接受奥灰含水层的补给，为补给边界 5、充水因素分析  18 赵官镇勘探区共有 4 个可采煤层：7 煤、10 煤、11 煤、13 煤，有六个直接充水含水层，一灰、二灰、三灰、四灰、五灰及徐灰和奥灰，现按煤层分别叙述如下： ①7 煤层： 7 煤上距一灰 14.93～25.30m， 平均 18.69m 冒裂带高度 0～19.20m，加上构造裂隙，采 7 煤时一灰在冒裂带影响范围内，这样就能以冒裂带来水的方式直接进入矿井 7 煤下距二灰 18.89～36.92m， 平均 27.91m， 二灰静止水位按 30m 计算，-450m 水平，二灰水压力 P=4.80MPa，采煤时对底板破坏深度以 10m 计算，突水系数 Ts=0.53～0.18。

采 7 煤时二灰含水层可以以底鼓水方式充水矿井 ②10 煤层：10 煤层上距二灰 9.42～16.33m，平均 12.77m，冒裂带高度平均 20m，所以开采 10 煤层，二灰在顶板冒裂带影响范围内，会以冒裂带来水的方式进入矿井 10 煤层下距三灰 0.20～4.26m，间距相当小，在开采 10 煤层过程中，局部可能直接揭露三灰，所以三灰可以以底鼓水的方式进入矿井 10 煤层下距四、五灰 24.20～50.86m，平均 37.15m，四、五灰静止水位 30.20m，-450m 水平静水压力 P=4.80MPa，突水系数 Ts=0.20～0.09，开采 10 煤层时，四、五灰含水层局部会以底鼓水的方式突入矿井 ③11 煤层和 13 煤层： 11 煤层与 13 煤层合称下组煤四、五灰为 11煤层的直接顶板，开采 11、13 煤层时四、五灰会以顶板冒裂来水的方式进入矿井 徐灰、奥灰含水层厚度大，富水性强，具有较高的静水压力，11 煤与徐灰的间距 23.97～47.83m，平均 36.08m，13 煤与徐灰的间距平均 26.5m，上覆压盖隔水层强度小， 不足以抵挡徐、奥灰水强大的 静水压力，开采 11煤时，徐灰水会以底鼓水的方式涌入矿井，徐灰突水会引起奥灰突水，对 19 下组煤的开采威胁较大。

④其它充水因素 井田内 104 个钻孔中，普、详查阶段施工的 52 个钻孔，均不同程度的存在封闭质量问题，使这些钻孔中的含水层发生水力联系，使得含水层的补给能力增加，在矿井开采过程中，一旦巷道揭露这些未封闭钻孔时，地下水可能会涌入矿井，造成突水事故另外奥灰长观孔，属于临时止水，多年后止水可能失效 这些未封闭钻孔是矿井开采中影响安全生产的隐患，开采前应对这些钻孔进行封闭，以确保采矿安全 6、涌水量预计 由于地质报告未对后组煤 （煤 10、 煤 11、 煤 13） 开采进行涌水量预计,新汶矿业集团组织有关方面专家，对赵官镇井田水文地质条件进行了认真的分析研究，提出了“黄河北煤田赵官镇井田资源条件分析论证意见” ，其结论为：-415m 水平以上矿井正常涌水量为 38.82m3/min，最大涌水量为54.35m3/min 其中前组煤 （煤 7） 开采时正常涌水量为 15.28m3/min （916.8 m3/h） ，最大涌水量为 21.39m3/min（1283.4 m3/h） ；后组煤（煤 10、煤 11、煤 13）开采时正常涌水量为 23.54m3/min（1412.4m3/h） ，最大涌水量为32.96m3/min（1977.6 m3/h） 。

矿井排水设备选型暂按此涌水量进行设计选型 1.3 煤层特征 1.3.1 煤层埋藏条件及煤层群的情况： 1、煤层赋存条件 本井田煤层赋存较平缓，走向为东西方向，倾向为南高北低，地层倾角多为 5～8°， 部分地层大于10° 共有可采煤层4 层， 平均总厚度 6.49m但主采 7 煤层均属于薄煤层，煤层生产能力较小  20 2、煤质及用途分析 井田内煤类较多，以无烟煤、贫煤、焦煤为主，次为气煤、气肥煤等煤种当生产冶炼精煤时，无论是在精煤质量方面还是在煤种方面均无优势可言，因此不宜生产冶炼精煤，只能作为动力用煤、民用煤和发电用煤 3、煤层群的情况 本井田含煤地层为上石炭统太原组和下二迭统山西组，平均总厚度260.85m 其中山西组含煤1～3 层，仅个别钻孔见有3 煤层， 4 煤层局部可采；太原组地层平均总厚 163.23m，共含煤 9 层，平均总厚度 8.15m，含煤系数 5%可采煤层 4 层（7、10、11、13） ，平均总厚度 5.90m，可采煤层的可采系数为 4%井田可采煤层及局部可采煤层 5 层，分述如下： ①4 煤层 位于山西组下部，下距山西组底界 15.28～44.89m，平均 22.90m。

下距 5 煤层 22.04～59.99m，平均 33.21m厚度 0～1.39m，平均 0.54m顶板为粉砂岩、细砂岩，底板细砂岩，分布在井田的中部 16～28 勘探线之间，可采面积约 3.60km2属不稳定煤层 ②7 煤层 该煤层位于太原组中上部，上距一灰 14.93～25.30m，平均 18.69m上距 5 煤层 38.50～47.10m，平均 42.52m，下距 8 煤层 9.79～16.57m，平均 13.33m顶板为泥岩，底板为粘土岩、粉砂岩，煤厚 0.70～1.42m，平均 0.95m，西南部沉缺，可采系数 92%中部 20-3、134 号钻孔附近被岩浆岩吞蚀夹石 0～1 层，可采面积 34.5km2，属较稳定煤层 ③10 煤层 该煤层位于太原组中部，上距二灰 9.42～16.33m，平均 12.77m，下距三灰 0.20～4.26m， 平均 1.25m 厚度 0.70～1.70m， 平均厚 0.90m， 夹石 0～1 层，西部 12 勘探线 131 号钻孔附近及东部24-6，32-3 号钻孔处不可采， 21 可采系数 81%顶板为深灰色泥岩，底板为灰色粉细砂岩及灰岩。

可采面积36.60km2，属较稳定煤层 ④11 煤层 位于太原组下部五灰之下，是本井田主要的沉积煤层，原沉积厚度0.71～2.92m，平均 1.73m，可采系数 100%但受岩浆岩侵入影响，井田西部和深部大部被吞蚀或焦化，可采性变差，属不稳定煤层一般含一层炭质砂岩夹石，厚 0.11～0.57m，顶板为灰色石灰岩，底板为泥岩可采面积27.80km2 ⑤13 煤层 位于太原组底部，为本井田主要可采煤层，上距 11 煤层 2.30～9.12m，平均 6.87m，厚度 0.97～4.31m，平均厚 2.32m，可采系数 100%，全井田可采，可采面积 56.10km2，煤层结构较复杂，大部含 2～3 层夹石，多者可达5 层，属稳定可采煤层顶板为深灰色泥岩，底板为灰色粘土岩或粉砂岩见煤层特征表 1－3－1 1.3.2 煤质 本井田各可采煤层均受岩浆岩侵入影响而变质程度较高，煤类划分多达 11 类之多，各煤层主要以无烟煤、贫煤、焦煤为主，其次为正常变质的气肥煤、1/3 焦煤、气煤和部分不粘煤、弱粘煤、中粘煤 4、7、10 煤层均为中灰分，11、13 煤层为低中灰，原煤硫分：4 煤层为低硫煤、7、10 煤层为中硫煤，11、13 煤层为高硫煤。

7 煤层原煤平均为低磷煤，属特低～低磷煤，10、11、13 煤层平均为特低磷煤层的挥发分在 17.51～27.18%之间各煤层发热量在 21.11～33.27MJ/kg 之间，属中热值～高热值煤无烟煤和天然焦均可作为化工用煤，气肥煤可作动力用煤，洗选后可考虑作配焦煤各煤层的工业指标见表 1—3—2  22 煤 层 特 征 表 表 1－3－1 煤层 名称 煤 层 夹 石 可采区厚度(m) 最小～最大 平均(点数) 煤层间距 最小～最大 平 均 结构 稳定性 可 采 性 层数 主要岩性 4 0.00～1.39 0.54(30) 51.68～90.4 简单 不稳定 局部 可采 7 0.70～1.42 0.95(50) 75.52 32.63～51.61 简单 较稳定 大部 可采 0~1 岩质泥岩 10 0.70～1.70 0.90(52) 43.43 41.4～59.17 简单 较稳定 大部 可采 0~1 泥岩、岩质泥岩 11 0.71～2.92 1.73(75) 50.94 2.30～9.12 简单 不稳定~稳定 浅部可采 0~3 炭质泥岩 炭质粉砂岩泥岩 13 0.97～4.31 2.32(77) 6.87 复杂 稳定 全区可采 0~5 粉砂岩 泥 岩 炭质泥岩  23 表 1－3－2 各 煤 层 工 业 指 标 表 煤层 数值 项目 4 7 10 11 11（焦） 13 工 业 分 析 Mad (%) 原煤 1.74～4.56 ———— 3.01(7) 1.06～4.20 ———— 2.28(29) 1.08～4.26 ————— 2.32(30) 0.86～6.15 ———— 2.25(22) 3.76～6.77 ———— 4.95(7) 0.90～6.00 ———— 2.95(41) 精煤 1.40～1.34 ———— 2.44(7) 0.96～4.34 ———— 2.11(29) 0.80～4.23 ————— 2.03(30) 0.86～5.19 ———— 1.96(21) 3.45～6.20 ———— 5.07(7) 0.49～6.63 ———— 2.69(41) Ad (%) 原煤 14.99～28.96 ———— 21.10(7) 15.17～34.38 ———— 24.97(29) 10.82～32.48 ————— 24.21(29) 7.03～22.62 ————— 14.55(22) 10.76～25.06 ———— 18.09(7) 9.92～30.83 ———— 19.77(41) 精煤 4.09～10.04 ———— 7.07(7) 4.75～20.51 — — — —— 11.23(29) 5.75～14.07 ————— 9.56(30) 3.83～9.41 ————— 5.43(22) 4.96～11.11 ———— 7.86(7) 4.60～10.68 — — — —— 6.93(41) Vdaf (%) 原煤 6.86～13.32 ———— 10.34(7) 8.51～35.51 ———— 17.51(29) 7.48～46.84 ————— 22.73(30) 4.16～43.74 ————— 27.18(22) 2.55～7.39 ———— 4.32(7) 4.15～42.85 ———— 21.93(41) 精煤 5.25～12.78 ———— 9.59(7) 5.34～34.65 ———— 16.04(29) 3.72～44.82 ————— 21.29(30) 2.64～42.56 ————— 26.91(22) 2.30～5.33 ———— 3.85(7) 3.20～43.53 ———— 21.19(41) 全硫 St.d (%) 原煤 0.52～1.31 ———— 0.83(7) 1.50～3.66 ———— 2.28(27) 1.59～5.32 ————— 2.92(21) 1.53～4.78 ————— 3.25(22) 2.04～3.40 ———— 2.94(7) 1.86～5.17 ———— 3.41(41) 精煤 0.30～0.77 ———— 0.63(7) 0.76～1.77 ———— 1.13(29) 0.84～3.12 ————— 1.54(30) 0.61～3.13 ————— 2.26(22) 0.98～3.48 ———— 1.87(7) 1.29～2.87 ———— 2.29(41) 磷 Pd (%) 原煤 0.008～0.046 ———— 0.024(5) 0.004～0.024 ———— 0.011(19) 0.003～0.010 ————— 0.007(6) 0.002～0.025 ————— 0.007(13) 0.004～0.008 ———— 0.006(3) 0.004～0.025 ———— 0.009(20) 精煤 0.004～0.022 ———— 0.015(5) 0.001～0.018 ———— 0.005(9) 0.001～0.005 ————— 0.003(6) 0.001～0.014 ————— 0.004(10) 0.004(2) 0.001～0.013 ———— 0.004(17)  24 各 煤 层 工 业 指 标 表 表 1—3—2（续） 煤层 数值 项目 4 7 10 11 11（焦） 13 发热量 Qb.ad (MJ/kg) 原煤 23.31～30.61 ——— 27.46(7) 21.11～29.11 ———— 25.32(29) 21.31～32.13 ———— 25.71(28) 24.03～33.27 ———— 28.58(22) 23.41～29.00 ———— 26.09(7) 22.54～31.22 ———— 26.54(41) 精煤 31.26～32.86 ———— 32.25(3) 29.71～32.38 ———— 31.19(11) 29.92～32.74 ———— 31.15(7) 27.88～34.77 ———— 32.46(17) 29.34～31.13 ———— 30.24(2) 20.08～34.13 ———— 31.35(27) 元素分析 Cdaf (%) 精煤 89.71～94.12 ———— 92.02(7) 84.47～92.24 ———— 89.00(27) 82.38～93.88 ———— 88.07(26) 82.19～92.60 ———— 86.56(19) 90.61～95.41 ———— 92.87(7) 82.96～95.12 ———— 88.33(38) Hdaf (%) 精煤 2.74～4.87 ———— 3.91(7) 2.42～5.74 ———— 4.37(27) 2.05～60.2 ———— 4.61(26) 0.96～5.86 ———— 4.36(19) 1.26～2.47 ———— 2.27(7) 2.33～5.97 ———— 4.07(38) Ndaf (%) 精煤 1.52～3.50 ———— 1.95(7) 1.56～2.07 ———— 1.86(26) 1.15～1.85 ———— 1.70(26) 0.85～1.58 ———— 1.38(19) 1.08～1.56 ———— 1.36(7) 1.10～1.56 ———— 1.43(37) 软化温度 ST (℃) 1340 ～ >1400 ———— >1377(3) 1240～>1400 ———— >1293(23) 1130～>1400 ———— 1228(22) 1140～1390 ———— 1201(12) 1120～1190 ———— 1163(5) 1173～>1400 — ———— ＞1286(21) 焦油产率Tar (%) 0.57～1.71 ———— 1.07(6) 0.64～11.20 ———— 2.88(25) 0.26～21.52 ———— 5.72(24) 0.39～14.57 ———— 7.68(16) 0.46～14.58 ———— 6.34(29) 粘 结 指 数GR-1 0(7) 0～83 ———— 7.6(29) 0～97 ———— 26.4(30) 0.0～99 ———— 70.3(16) 0.0(2) 0～98 ———— 37.99(41) 胶质层厚度Ymm 0(7) 0～19 ———— 2.5(29) 0.0～24.5 ———— 7.0(29) 0.0～31.0 ———— 15.0(19) 0.0(5) 0～28.90 ———— 10.81(41)  25 1.3.3 其它开采技术条件 1、煤层顶底板 7 煤层直接顶板绝大多数为泥岩、 粉砂岩岩组， 零星分布有中砂岩和细砂岩。

抗压强度平均值为 20.8MPa，属不稳定至较稳定顶板 10 煤层的直接顶板主要为泥岩、粉砂岩岩组，抗压强度平均值为14.7MPa ，属不稳定顶板 11 煤层直接顶板一般为第五层石灰岩，平均厚度1.66m 抗压强度平均值为 104.2MPa ，局部地段岩浆岩侵入 11 煤层上部，岩浆岩厚度 4.54 ～95.37m ， 平均62.25m ， 岩石完整程度较高所以11煤层的顶板属稳定顶板 13 煤层直接顶板主要为泥岩、粉砂岩岩组，岩石的完整程度较差，平均抗压强度值19.9MPa ，少量钻孔见有泥岩伪顶，属不稳定顶板 本井田主要可采煤层的底板均以泥岩、粉砂岩和粘土岩为主，岩石完整程度较差，仅有局部块段为细、中砂岩等岩组，抗压强度值普遍较低，故多为较稳定至不稳定底板 2、瓦斯、煤尘和煤的自燃 ①瓦斯 各煤层瓦斯相对涌出量为1.33～7.13m3/t，小于 10m3/t，为低瓦斯矿井但该区由于岩浆岩侵入煤系地层，使煤的变质程度增高，产生了部分瓦斯，且岩浆岩本身透气性差，不利于瓦斯排放，特别是北区深部瓦斯含量非常大，因此，在今后开采过程中一定要做好通风排放等措施，以防瓦斯聚集，避免发生瓦斯爆炸。

本井田各煤层瓦斯含量、成分最高分别为 19.334cm3/g燃和 96.45%，二氧化碳(CO2)最高含量为 0.557cm3/gr，最高成分为16.66% ②煤尘和煤的自燃  26 各煤层均具有煤尘爆炸危险性各煤层的还原样着火温度在 348～438°之间，还原样和氧化样的着火点之差在 6～62°之间，从不自燃发火到很易自燃发火的煤均有，以不易自燃为主，次为易自燃各煤层自燃倾向性等级划分见表 1—3—3 ③地温 本区恒温点的深度为60m，温度为 18℃ 平均地温梯度为 1.5℃/100m，属地温正常区煤系地层岩性组合较复杂，一般地温梯度比非煤系要高，平均地温梯度1.8℃/100m，非煤系地层平均地温梯度为 1.2℃/100m推测-450m 水平原岩温度为 24℃ 各煤层自燃倾向性等级划分表 表 1—3—3 煤层 还原样 (℃) 氧化样 (℃) T (℃) 自燃发火 等 级 结论 4 438 410 28 Ⅳ 不自燃 7 384～401 392(5) 347～370 357(5) 25～48 35(5) Ⅱ～Ⅲ 不易～易自燃 10 355～422 388(5) 331～364 354(5) 14～62 34(5) Ⅱ～Ⅳ 不自燃～易自燃 11 348～382 360(5) 326～370 342(5) 12～22 18(5) Ⅲ～Ⅳ 不自燃～不易自燃 13 355～431 392(12) 330～402 368(12) 6～39 23(12) Ⅰ～Ⅳ 不自燃～很易自燃  27 2 井田境界及储量 2.1 井田境界 根据国土资源部划定矿区范围批复 （国土资矿划字[2007]32 号） ，赵官矿井范围由十三个座标拐点圈定，井田走向长约 9km，倾向宽约 7km，面积约 59.2079km2 。

井田境界见图 2-1-1 井田境界图 图 2-1-1 ++++++++++++++++++++++++++++++++++++++++++++++++++++++ 28 2.2 矿井工业储量 2.2.1 矿井地质储量 根据勘探报告，全井田共获得-1200m 以浅地质资源量（A＋B＋C＋D） 347.424Mt(包括天然焦 12.986Mt)，其中能利用储量 108.470Mt，暂不能利用储量 238.954Mt在能利用储量中 A＋B＋C 级 102.087Mt 根据批准的《山东省黄河北煤田赵官镇井田勘探（精查）地质报告》，井田范围内矿井地质资源量为 347.424Mt(包括天然焦 12.986Mt)其中： 探明的煤炭内蕴经济资源量（ 331）131.668Mt； 控制的煤炭内蕴经济资源量（332） 193.438Mt（包括天然焦 11.766Mt） ； 推断的煤炭内蕴经济资源量（333）22.318Mt（包括天然焦 1.220Mt） 2.2.2 矿井工业资源/储量 根据批准的《山东省黄河北煤田赵官镇井田勘探（精查）地质报告》及《山东新汶矿业集团有限责任公司赵官矿井环境影响报告书》批复的要求，以及《规范》关于矿井资源/储量类型及计算分类原则和指标，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 注：333k——根据地质勘探程度和地质复杂条件，k 取 0.7。

由于精查地质报告和《储量认定书》提供的储量对能利用和暂不能利用储量进行了分类， 因此，设计将暂不能利用储量划为2S11 和 2S22，对可利用储量进行了如下经济意义评价，见表2-2-1 经计算矿井工业资源/储量为 106.591Mt  29 工业资源/储量表,单位：Mt 经济评价 表2-2-1 序号 工业资源/储量 2S11 2S22 111b 122b 2M11 2M22 333k 小计 4 — — — — — — — 4.543 7 11.263 26.582 2.549 4.141 2.284 46.819 0.142 4.970 10 7.944 19.986 1.9592 2.7228 2.220 34.832 6.898 7.827 11 14.383 7.302 2.009 1.246 — 24.940 21.598 15.529 13 — — — — — — 159.699 19.741 合计 33.590 53.870 6.5172 8.1098 4.504 106.591 188.337 50.617 2.2.3 矿井设计资源/储量 矿井设计资源/储量＝矿井工业资源/储量－断层煤柱－防水煤柱-井田境界煤柱-地面建筑物煤柱 1、断层煤柱 断层防水煤柱留设原则如下： 断层落差≥100m 两侧各留 100m 煤柱，100m>断层落差≥50m 两侧各留50m煤柱， 落差在30～50m之间者两侧各留30m煤柱， 落差小于30m暂不留煤柱，生产中断层煤柱留设可视具体情况作相应调整，加强煤柱管理，确保安全。

本井田需留设煤柱的断层均分布在井田边界或深部，根据《山东省黄河北煤田赵官镇井田勘探（精查）地质报告》的划分，断层煤柱均列为暂不能利用储量之中 2、防水煤柱 经过计算，设计将7、10 煤层-600m 水平以上作为矿井安全可采储量，11 煤-415m 以上为低硫煤且受奥灰水的威胁相对较小，设计将11 煤-415m以上储量作为矿井可采储量 7、10 煤层-600m水平以下和 11 煤-415m 以深 30 储量，设计作为暂不能利用储量 3、井田边界煤柱 根据《矿井水文地质规程》规定井田边界两侧各留设 40m 边界煤柱矿井东部以黄河保护煤柱为界，南部边界以煤层露头为界，不用留设井田边界煤柱 经计算，井田边界煤柱为33.054Mt 4、村下采煤损失储量 根据地表下沉预测计算，按照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》对砖结构建筑物破坏等级的划分，首采区受到影响的村庄主要有大徐庄、 李全庄等，村庄的破坏等级为I～Ⅱ级，全井田两层煤开采后，下沉量最大的村庄是赵庄，为 1.1m，本区地下潜水位为 2～4m，因此，房屋需要小修，不影响使用但当在村庄附近开采时，为确保村庄不被破坏，还应采取相应的监测措施，布置观测点，以便出现问题及时处理。

全井田开采结束后，东河、银杏树和崔桥 3 个村庄达到Ⅲ级破坏等级，因此，在 11 煤开采前将对这 3 个村庄实施搬迁总体来看，前 31.4a 开采期间（即开采 7、10 煤时）村庄无需搬迁因此，设计对本井田的建（构）筑物、村庄均暂不考虑留设保护煤柱本设计暂不考虑村庄压煤储量损失 经过计算，矿井设计资源/储量为 73.537Mt，各煤层矿井设计资源/储量见表 2-2-2  31 矿井设计资源/储量表 单位：Mt 表2-2-2 煤层 工业资源/储量 井田边界煤柱 设计资源/储量 7 46.819 14.545 32.274 10 34.832 10.509 24.323 11 24.940 8.000 16.940 合计 106.591 33.054 73.537 （四）矿井设计可采储量 矿井设计可采储量＝矿井设计资源/储量－工业场地保护煤柱－大巷保护煤柱-采区开采损失 经计算矿井设计可采储量为53.956Mt （见表2-2-3） （1）工业场地保护煤柱 因黄河北煤田尚无地表塌陷观测资料可以借鉴，设计依据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》要求，根据兖州、淮北、滕南矿井实测资料，结合本矿井实际情况，设计按新生界地层移动角 45°，煤系地层移动角 70°，以此圈定工业场地保护煤柱。

经计算，工业场地保护煤柱为 5.134Mt 可采储量计算表 单位：Mt 表2-2-3 煤层 设计资源/储量 煤柱及开采损失 设计可采储量 工广煤柱 大巷煤柱 开采损失 小计 7 32.274 2.565 1.604 4.216 8.385 23.889 10 24.323 2.569 1.703 3.008 7.280 17.043 11 16.940 0.660 3.256 3.916 13.024 合计 73.537 5.134 3.967 10.480 19.581 53.956  32 （2）大巷煤柱 大巷两侧各留设 40m 的煤柱，经计算大巷煤柱为 3.967Mt （3）开采损失 根据 《煤炭工业矿井设计规范》 ， 7、 10 煤层属薄煤层， 开采损失取 15%；11 煤层属中厚煤层，开采损失取 20%生产中应积极推广无煤柱开采，尽量提高资源回收率  33 3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 3.1 矿井工作制度 根据煤炭工业技术政策和设计规范要求，矿井设计年工作日按 330d，每天三班作业，其中三班生产，边生产边检修；每天净提升时间20h。

随着技术水平的提高及管理经验的丰富，矿井生产可逐步过渡到“四.六”制，以增加生产和提升时间，充分发挥设备潜力，提高矿井经济效益 3.2 矿井设计生产能力及服务年限 3.2.1 矿井设计生产能力 为科学地确定矿井生产能力，充分利用煤炭资源和发挥投资效益，设计通过对本井田煤炭储量、煤层赋存及开采技术条件、矿井地质构造、水文地质条件等因素，进行了详细分析；对回采工作面和采区生产能力，根据本井田具体条件和邻近矿区生产水平进行分析预测，对设计生产能力提出了 0.45Mt/a、0.90Mt/a二个方案，经综合分析比较，设计推荐矿井设计生产能力为 0.90Mt/a其主要依据和理由是： 1、可采储量较大 本井田勘探范围内共获得地质储量为 347.424Mt，能利用储量108.470Mt，可采储量 53.956Mt若矿井生产能力为 0.45Mt/a，则服务年限为 85.6a，服务年限过长 2、发挥矿井规模优势，提高经济效益 由于本矿井煤层埋藏较深，井筒深度大，凿井费用高；初期工程量较大，占用设备较多；矿井涌水量较大，排水费用高这些因素导致矿井初期投资较大因此，在摸清矿井开采条件后，应积极挖掘矿井增产潜力， 34 发挥规模优势，提高经济效益，在合理的时间内，发挥整个矿井的内在潜力，多产出，多收益。

3、因地制宜，设计确定的生产能力稳妥可靠 根据我国类似矿井的生产经验，本矿井初期布置两个回采工作面，采用综合机械化回采工艺，每个工作面生产原煤 0.45mt/a 左右，能够保证矿井设计的生产能力；加之，国内的淄博、鸡西、永荣、徐州等矿区都有成功的经验所以，设计所确定的矿井设计生产能力是稳妥可靠的 综上分析，根据本井田的资源条件、开发条件、技术装备条件，为了使矿井的建设和生产获得最佳的投资效益和良好的经济效益，设计推荐矿井设计规模为0.90Mt/a 3.2.2 矿井服务年限 根据矿井可采储量及年设计生产能力 0.90Mt/a，采用 1.4 的储量备用系数，则矿井服务年限为 42.8a  35 4 井田开拓 4.1 井田开拓方式的确定 4.1.1 井田开拓方式及井口位置 1、开拓方式 新建矿井根据井田内水文地质、井田边界、矿井设计生产能力和服务年限等综合因素，一般开拓主井(专用提升煤)、副井(用于提升矸石通风运输材料和上下人员 )以及回风井(与副井一起通风回风 ) 参阅表 4-1-1 井筒选择表 表 4-1-1 井筒选择表 井筒形式 优点 缺点 适应条件 平硐开拓 井下煤炭运输不需转载即可由平硐直接外运，工业设施简单， 井巷工程量小，利于排水，掘进速度快，不留或少留工业场地煤柱，煤柱损失少。

受地形即埋藏 条 件 限制 适合煤层赋存较高的山岭、丘陵，或沟谷地区 立井开拓 立井的适应性强，一般不受煤层倾角、厚度、 瓦斯、水文等自然条件的限制 1. 施 工 复杂，设备多技 术 要 求高； 2.施工困难掘 进 速 度慢； 3.不能躲开煤层顶底板1.煤层埋藏较深，或冲击层厚； 2.水文条件复杂，围岩不稳定需特殊施工； 3.倾斜长度大，用立井开采兼顾小开采  36 含水层 斜井斜井 1.地质条件较好井筒掘进技术简单 ; 2.斜井开采每个水平井底车场易靠近储量中心; 3.井口可靠近井田边界，工业广场留煤少 ; 4.主井做斜井时可做安全出口; 5.建井工期短; 6.可用皮带运输，实现连续运提 受地形及煤层埋藏条件限制 1.便于布置工业广场和引进铁路， 2.水文地质条件好 综合开拓 可充分利用各种开拓方式的优点 由于本井田第四系厚度平均约 89.0m ，上第三系厚度平均约 191.0m ，新生界地层总厚度平均约 280.0m ，松散地层相对较厚，且富水性较强，井筒需采用特殊法施工，因此采用立井开拓方式 2、井口及工业场地位置的选择 本井田主采煤层为 7、10和 11煤层，受井下水文条件的限制，开采深度为-600m 以浅；再加之，受岩浆岩侵入和煤层冲刷变薄的影响，7、10 煤层在可采范围内多处出现不可采和无煤区，面积有大有小；较完整的煤层赋存主要位于16-32 勘探线之间。

根据上述煤层赋存特点，前期主采 7 煤层，同时兼顾全井田的原则，有利于井筒施工，并考虑总平面布置及地面运输条件，对井口及工业场地位置在多方案比选的基础上，提出3 个方案，详见井口位置图4-1-1 Ⅰ方案： 井口及工业场地位于赵官镇以北， 20 号勘探线 20-5 号孔以西 37 200m，北与吴庄干渠相邻，西距 324 省道 300m 处新生界厚度 268m，地面标高+29.8m 左右 Ⅱ方案：井口及工业场地位于赵官镇以北，20 号勘探线 20—6 号孔附近，工业场地南与吴庄干渠相邻工业场地沿 324 省道布置，场地内地势平坦新生界厚度 280m，地面标高+29.24～29.80m Ⅲ方案：井口及工业场地布置在赵官镇以西 12 号勘探线 12—4 号孔附近，井口东距 324 省道 500m新生界厚度 296m，地面标高+28.83m 三个方案特点分述如下： Ⅰ方案开拓方式： 采用立井＋石门开拓方式在工业场地内布置主井、副井和风井三个井筒，中央并列式通风方式，井底车场水平标高-415m井筒到底后，由井底车场所在水平分别布置三条大巷，开拓整个井田初期开采勘探程度较高，煤层赋存稳定，距井底车场最近的一采区，开拓巷道总体上沿7 煤层底板粉砂岩、细砂岩布置。

开采 7 煤层采用石门与采区巷道联络，平推石门见煤层后，沿煤层布置上、下山，采用走向长壁采煤法 Ⅱ方案：井口位置位于Ⅰ方案的东北部约400m，开拓方式同Ⅰ方案 Ⅲ方案：井口位置在井田西部，10 煤层的不可采区域，距井田西边界3km，距井田东边界 6km该方案开采水平标高为-415m主要优点：井底车场布置在 7 煤层顶板岩层中，有利于上组煤开采；工业场地不压7 煤层 A级储量，少压 10 煤层储量缺点：井口位置偏向井田西部，造成井下运输、通风费用增加，经济上不合理；前期开采的煤层储量级别偏低；地势较低，地面填方量较大；地面供电线路比Ⅰ、Ⅱ方案长 1.5km因本井田前期可采煤层均为薄煤层，各方案工业场地压煤差别不大，经分析比较，Ⅲ方案均劣于Ⅰ、Ⅱ方案，故Ⅲ方案不予考虑 经综合分析比较认为：  38 Ⅰ方案和方案Ⅱ工业场地相邻，方案Ⅰ位于吴庄干渠南面，方案Ⅱ位于吴庄干渠北面，靠近324 省道 1、Ⅰ、Ⅱ方案的共同点 井口位置基本位于井田的中央，有利于整个井田的煤层开采；工业场地压煤均可与赵官镇的煤柱结合起来一同考虑新生界厚度较薄，建井条件较好；前期开采的储量为高级储量，勘探程度高，控制程度好。

（2）Ⅰ、Ⅱ方案的不同点： 从地面条件分析： （1）Ⅱ方案比Ⅰ方案工业场地易于布置因Ⅰ方案工业场地位于吴庄干渠和齐河四中之间的狭长地带内，场地布置受到一定限制；而Ⅱ方案地面较开阔 （2）Ⅱ方案紧靠 324 省道，工业场地沿公路布置，交通运输比Ⅰ方案场外公路短 400m （3）Ⅱ方案地面输电线路比Ⅰ方案短 300m 左右 从井下开拓方面分析： （1）Ⅱ方案井底车场离上组煤的 7 煤层较近，有利于矿井前期开采，缩短了建井工期，减少了初期井巷工程量；Ⅰ方案井底车场离上组煤的 7煤层较远，距 7 煤层的间距比方案Ⅱ远400m，不利于上组煤的开采，但兼顾了下组煤的开采 （2）Ⅱ方案主、副井贯通距离比Ⅰ方案可缩短2 个月 根据以上分析，两方案初期井巷工程量基本相同，无论从地面运输条件，工业场地布置条件，还是从井下开拓条件，Ⅱ方案均优于Ⅰ方案但由于Ⅰ方案工业场地位置为规划的工业用地，符合征地政策；Ⅱ方案工业场地位于基本农田，不宜占用，购地困难，经与建设方商定，设计推荐Ⅰ方案为主导方案  39 井口位置图 4-1-1 4.1.2 井筒个数 根据矿井生产能力、开拓部署、初期采区布置及排水、通风等因素，设计对井筒个数提出了二个方案： Ⅰ方案： 主、 副井两个井筒。

主井净直径 5.0m， 装备一对 8t 多绳箕斗，兼做回风井；副井净直径 6.0m，装备一对 1t 矿车双层四车罐笼， 兼做进风井； Ⅱ方案：主、副、风井三个井筒主井净直径 5.0m，装备一对 8t 多绳箕斗；副井净直径 6.0m，装备一对 1t 矿车双层四车罐笼，兼做进风井；风井净直径 5.5m，为专用回风井井筒数目方案比较见表 4-1-2 从比较表中可以看出，I 方案具有井筒工程量少，投资省等优点，但存在箕斗井回风漏风量大、井筒装备易腐蚀等缺点 II 方案漏风少，管理方便，但存在着井筒工程量大，投资高等问题  40 综上分析，主、副、风井三个井筒方案不仅技术上可行，而且经济上相当，更重要的是可操作性和安全性高，因此设计推荐Ⅱ方案主井回风存在的问题可以通过提高井架密闭质量、加强通风设施管理、井筒装备防腐应用玻璃钢复合材料等措施加以解决，这在目前许多矿井已有成功的经验 井 筒 数 目 比 较 表 表 4-1-2 序 内 容 单 位 I 方案 II 方案 II-I 号 1 井筒 主井 m 5.0 5.0 2 直径 副井 m 6.0 6.0 3 （m） 风井 m 5.5 4 井筒长度 m 932 1378 +446 5 井筒掘进体积 m3 22412.1 33007.4 +10595.3 6 井筒费用（可比） 万元 3585.9 5281.2 +1695.2 7 年漏风电耗 万元 3.9 －3.9 4.1.3 水平划分与标高 1、水平划分 本井田因受水文条件的限制，前期主采的 7 煤层深部的开采深度为－600m，主采 7 煤层赋存标高主要为－ 250～－600m。

根据本井田煤层赋存特点，结合选定的井口位置，为便于两翼开拓开采，避免开拓巷道受奥灰水威胁，设计确定采用一个水平开拓 2、标高 经过分析初期采区的煤层赋存特点，结合井筒检查钻资料，设计对井底车场水平标高提出了2 个方案： I 方案：井底车场水平标高-415m，主井采用全上提；  41 II 方案：井底车场水平标高-450m，主井采用全上提 I 方案与 II 方案相比，具有以下优点： （1）I 方案井筒和井底车场离中层岩浆岩较远根据井筒检查钻资料，中层岩浆岩与四灰、五灰构成同一含水层，且水量较大，一旦沟通将对建井和生产带来直接威胁 而 II 方案副井井筒穿过四灰、 五灰和中层岩浆岩，井底车场水平离岩浆岩16m （2）减少了井筒工程量，缩短建井工期，节省初期投资 I 方案井筒工程量比方案II 减少 105m （3）井底车场巷道和主要硐室位于较坚硬的细粒砂岩、粉细砂岩、粗粒砂岩中，岩性较好，有利于施工和永久支护 经综合分析， 设计推荐 I 方案为主导方案， 即井底车场水平标高-415m，主井采用全上提 4.1.4、采区划分及开采顺序 根据本井田的特点，采区划分主要考虑以下原则： （1）充分利用地质构造和煤层冲刷带及工业场地保护煤柱作为自然分界； （2）采区尺寸及储量，适合相应的采煤工艺，要保证合适的采区服务年限； （3）尽量减少初期井巷工程量和矿井开拓工程量； （4）要为合理布置采区巷道创造条件。

根据以上原则，结合本井田的煤层赋存特点，将可采的 7 煤层分上下山将全矿井划分为 8 个采区 2、开采顺序 本着由近到远，先浅后深，先上后下的原则按此原则，设计对二个 42 工作面保证矿井年设计生产能力 0.90Mt/a，安排了 20 多年的接续 4.2 矿井基本巷道 4.2.1 井筒 井筒在矿井开发和开采中的作用是不言而喻的，它是整个矿井的进口和出口，井筒选择决定于其用途、服务年限等因素，井筒的断面大小更是整个矿井的关键因素，它决定了矿井的用途、井型、服务年限等同时，井筒穿过的岩层性质、涌水情况、选择的支护方式及施工方法等因素也决定了井筒的断面形状 (一)井筒断面形状和布置形式 1、井筒断面形状 井筒断面形状主要根据井筒的用途、服务年限、穿过的岩层性质、选择的支护材料，及施工方法等因素确定 我国的矿井中，立井井筒断面大多选用圆形，只有少数小型矿井选用矩形 圆形断面常采用混凝土、料石或混凝土喷砼支护，具有服务年限长、承受地压性能较好、生产期间支护不需要或很少需要维修、通风阻力小，以及便于施工等一系列优点，因此，服务年限在 10 年以上的矿井都采用圆形断面其主要缺点是断面利用率较差。

立井井筒的名称见表 4-2-1 表 4-2-1 立井井筒名称 名 称 用 途 提升容器及装备 备注 主 井 提 煤 箕斗（小型矿井装备罐笼） 除小型矿井外，一般不设梯子间，目前在设计中，一般不考虑留延伸间 副 升降人员、设备、材料罐笼；排水、压风、  43 井 及提升矸石等， 并兼做通风、排水 洒水、电缆等管线和梯子间 风 井 进风、 回风或兼做矿井的安全出口 梯子间及管线、电缆等 有的矿井根据需要还设有提升设备 混合井 兼做主副井之用 箕斗、罐笼；排水、压风、洒水、电缆等管线和梯子间 常用于老矿井的改建 矩形断面井筒仅适于采用木井框支护，其主要优点是断面利用率高，但服务年限短，承受地压能力差，而且四角不易开凿，故矩形断面多用于服务年限不长（小于10～15 年） 、围岩较坚固的金属矿中 除了圆形和矩形断面的井筒外，还有六角形和椭圆形断面的井筒，但由于这些矿井施工不便，且断面利用率低，只在个别情况下采用 综合上述各因素，本矿井生产能力大，服务年限较长，选定断面形状为圆形断面 (二)井筒布置及装备 井筒断面布置主要根据提升间的提升容器与井筒装备的类型来决定井筒断面内除提升间外，根据井筒的用途和需要的不同，往往还须布置梯子间、管子间或延伸间。

在提人的罐笼井（副井）中必须设梯子间，箕斗井（主井）可不设梯子间现有矿井立井井筒内一般都没有梯子间，但有些井筒的梯子间由于年久失修不能使用目前，在大型矿井和深井中有用紧急罐笼代替梯子间的趋势 过去在箕斗立井井筒的一般设计中，曾留有延伸间，作为井筒的延伸之用但生产中多采用从辅助水平延伸井筒的方法，仅少数矿井利用延伸间延伸井筒据一些矿井利用延伸间延伸箕斗立井井筒的经验：在浅井 44 （350～440 米）利用延伸间延伸井筒，在地面提升和卸载，具有不干扰生产、辅助工程量小、管理集中等优点 若矿井储量丰富，在以后有可能扩大生产，可以留有延伸间在井筒延伸后可利用延伸间安装辅助提升设备， 以满足矿井扩大生产能力的需要 井筒断面布置的设计，既要满足井筒内提升容器等设备布置的要求，又要力求缩小井筒断面，简化井筒装备，以达到节约材料和投资费用的目的 根据提升容器和井筒装备的不同，井筒断面布置形式多种多样 井筒布置要求 1）箕斗提升的井筒不应兼做风井如兼做回风井时，井上下装卸载装置和井塔都必须有完善的封闭措施，其漏风率不得超过 15%，并应有可靠的降尘设施；兼做进风井时，井筒中的风速不得超过 6m/s，并应有可靠的降尘设施，保证粉尘浓度符合工业卫生标准。

2）作为安全出口的立井井筒，当井深超过 300 米时，宜每隔 200 米左右设置一休息点休息点可在井壁上开凿一硐室与梯子平台相连通 3）井筒平面内布置提升容器时所允许的间隙，必须符合规定 4）井筒允许最大风速不得超过下表规定 井筒允许最大风速 表 4-2-2 井 筒 名 称 允 许 最 大 风 速 无提升设备的风井 15 专为升降物料的井筒 12 升降人员和物料的井筒 8 设梯子间的井筒 8 修理井筒时 8 根据矿井开拓部署，在工业场地内集中布置主、副、风井三个井筒主井担负全矿井的提煤任务并少量进风副井担负全矿井的矸石、人员、 45 设备、材料等提升任务，并兼作进风井，风井为全矿井专用回风井兼安全出口 根据提升容器的规格、型号、数量、罐道型式，并考虑通风、临时提升等因素，对主、副井直径及断面布置方式均提出两个方案： 1、主井井筒 方案Ⅰ：井筒净直径 5.0m，装备一对 8 吨多绳箕斗，采用钢罐道，设有玻璃钢梯子间，层间距6m井筒内设有通讯信号电缆等 方案Ⅱ：井筒净直径4.5m，装备情况同方案Ⅰ 两方案比较见表4-2-1 主井井筒布置方案综合分析比较表 表 4-2-3 序 号 方 案 项 目 Ⅰ Ⅱ 对比差值 Ⅰ-Ⅱ 1 井筒净直径(m) 5.0 4.5 2 罐道型式 钢 钢 3 梯子间层间距(m) 6.0 6.0 4 井筒掘砌费用(万元) 1112.2 871.1 241.1 5 井筒相对通风费用(万元/年) 0 17.5 -17.5 方案Ⅰ由于井径较大，井筒布置较宽松，生产期间通风费用较少，但其初期投资稍大。

方案Ⅱ井筒布置较紧张，且通风负压较大，通风运营费用高，不利于后期生产，但其掘砌费用稍低从长期效益分析比较，确定主导方案为Ⅰ方案主井井筒平面布置图见图4-2-1 2、副井井筒 方案Ⅰ：井筒净直径6.0m，装备一宽一窄1t 矿车双层四车多绳罐笼，采用钢罐道，设有 6m 层间距玻璃钢梯子间井筒内设有三趟排水管、一趟压风管、一趟洒水管及动力电缆、通讯信号电缆等  46 方案Ⅱ：井筒净直径 5.0m，装备一宽一窄 1t 矿车双层二车多绳罐笼，采用钢罐道，设有 6m 层间距玻璃钢梯子间井筒内还设有三趟排水管、一趟压风管、一趟洒水管及动力电缆、通讯信号电缆等 两方案比较见表 4-2-4 副井井筒布置方案综合分析比较表 表 4-2-4 序 号 方 案 项 目 Ⅰ Ⅱ 对比差值 Ⅰ-Ⅱ 1 井筒净直径(m) 6.0 5.0 2 罐道型式 钢 钢 3 梯子间层间距(m) 6.0 6.0 4 井筒掘砌费用(万元) 1458.1 1077.5 380.6 方案Ⅰ由于井径大，可布置一对长罐笼，提升能力大，可以实现综采支架整体下井，且下长材料比较方便；但其缺点是井筒掘砌费用较高。

方案Ⅱ在同类型矿井中亦得到广泛应用，基本可以满足矿井建设及生产的要求，其主要缺点是综采支架需解体后下井，设备安装周期长，不利于缩短建井工期经综合分析比较，确定方案Ⅰ为主导方案副井井筒平面布置图见图 4-2-2 3、风井井筒 井筒净直径 5.5m，装备 6m 层间距玻璃钢梯子间， 井筒内设有一趟防火灌浆管 风井井筒平面布置图见图4-2-3  47 主井井筒平面布置图 4-2-1  48 副井井筒平面布置图 4-2-2  49 风井井筒平面布置图 4-2-3  50 4.2.2 井筒施工方法与井壁结构 1、井筒穿过的地层情况 根据地质报告，井筒主要穿过第四系、第三系、二叠系及石炭系第四系及第三系厚约 280m由粉土、粉砂、细砂和各类粘土组成，其下为基岩段 基岩段水文地质条件较复杂，基岩风化带、一灰以上火成岩含水丰富 2、井筒施工方法 目前国内外通过深厚含水新生代松软地层的凿井法主要有两种：钻井法和冻结法 冻结法施工适应性强，无论是在表土或含水基岩中均可适用，一般不受井筒直径大小的制约，且施工较可靠，成井速度快；但冻结法凿井由于是在井下现浇砼、作业条件较差又受冻结温度的影响，井壁质量不如钻井法在地面予制那样有保证。

钻井法施工机械化程度高，表土段井壁的凿砌人员可不下井，施工准备期较短（一般为三个月左右） 由于井壁制作为地面预制，因此井壁强度高，井壁质量好但是钻井法也存在比较突出的缺点，其一是成井直径受到一定限制，建成的井筒存在程度不等的偏斜；其二是施工期间为钻井造浆、贮浆、泥浆循环等设施需要而占用临时场地过大，为工业广场内永久建筑的提前利用和施工带来不利影响；其三是凿井任务完成后遗留了泥浆的处理问题 根据本矿井地层情况，参照邻近矿区井筒施工经验，确定井筒表土层段采用冻结法施工，冻结深度暂定为312m 根据井筒检查钻资料，井筒基岩段含水丰富，建议井筒基岩段采用地面预注浆封水，注浆后采用普通钻爆法施工 3 、井壁结构  51 冻结段井壁采用双层钢砼结构, 砼为 C30～C50，深厚粘土层段铺设50mm 厚泡沫板 基岩段采用单层井壁,砼强度等级为C30 井筒特征详见表4-2-3 井筒特征表 表 4-2-5 序号 名 称 单位 主 井 副 井 风 井 1 井口 经距 Y m 20460553.000 20460420.251 20460560.655 座标 纬距 X m 4042488.000 4042405.674 4042542.465 2 井口标高 m +31.0 +31.0 +31.0 3 提升方位角 度 278 8 98 4 井底车场标高 m -415 -415 -415 5 井筒 至车场水平 m 446 446 446（至风井井底） 深度 至井底 m 456 476 6 净直径 m 5.0 6.0 5.5 7 净断面 m2 19.6 28.3 23.8 8 井壁 表土段 mm 800～1100 900～1200 850～1150 厚度 基岩段 mm 400 500 450 9 掘进 表土段 m2 34.2～41.9 47.8～55.4 40.7～49.8 断面 基岩段 m2 26.4 38.5 32.2 10 砌壁 表土段 双层钢筋砼 双层钢筋砼 双层钢筋砼 材料 基岩段 单层砼 单层砼 单层砼 11 井筒装备 一对 8t 多绳箕斗 一宽一窄 1t 矿车 双层四车罐笼 一套梯子间 4.2.3 井底车场 井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称，是连接井下运输和井筒提升两个环节的枢纽。

井下煤炭和矸石通过井底车场经井筒转运到地面，井上的材料和设备通过井底车场转运到井下各个地点排水、通风、动力供应以及人员上下等，也必须通过井底车场所以 52 它是矿井生产的咽喉，直接影响着矿井的生产和安全 1、井底车场型式 根据矿井开拓方式，主、副井筒相对位置，车场、大巷运输方式及工业场地布置要求，经方案比较和技术分析确定采用环形车场应现场要求车场不再考虑临时改绞，采用吊桶提升该车场具有以下特点： （1）车场调车简单，管理方便，通过能力大采区的重列车由电机车牵引至车场调车线，电机车摘钩绕到列车尾部，将列车顶入副井重车线； （2）在满足运输、通风和行人要求的基础上，尽量缩小巷道断面，以利于巷道施工和维护 井底车场布置在考虑永久使用的前提下，兼顾了临时施工和井筒贯通的要求，有利于缩短建井工期 2、井底车场水平岩性 根据主、副井井筒检查钻孔资料,副井井筒与井底车场连接处及其附近的主变电所硐室、主排水泵房、管子道及水仓均位于灰色粉砂岩中，箕斗装载硐室位于粉砂岩与细砂岩中，岩性较坚硬，有利于硐室的施工和维护 3、调车方式 来自采区和掘进工作面的矸石车，经轨道大巷进入井底车场调车线，电机车摘钩，经过道岔至列车尾部，将列车顶至副井重车线，在空车存车线，电机车牵引空车或材料车经过回车线、车场调车线，进入轨道大巷至工作地点；采区的重列车进入车场调车线后，直接由电机车顶入副井重车线。

4、通过能力 本矿井掘进煤经胶带直接进入主煤流系统，脏杂煤装矿车后，由电机车牵引至翻车机硐室，经溜煤眼进入主煤流系统翻车机硐室布置于胶带 53 机大巷变坡点附近 井底车场仅担负矸石和材料运输，根据线路布置及调车方式，经验算能够满足全矿井的辅助运输要求 4.2.4 井底车场主要硐室 1、主井装载系统：装载方式采用全上提方式，即装载胶带机巷位于井底车场水平以上，井底撒煤采用平巷清理方式，井筒淋水经沉淀后，自流入井底车场水仓，简化了箕斗撒煤清理问题主井装载系统由井底煤仓、给煤机硐室、箕斗装载硐室、装载胶带机巷及联络巷等组成 2、井底煤仓：立井井底煤仓有直立式和倾斜式两种，其优缺点及适用条件见下表 井底煤仓形式表 4-2-6 形式 煤仓与水平面夹角（度） 优缺点 适用条件 直 立 式 90 煤仓容量大，可实现多煤种分装分运，受力条件好， 施工、 维修简便， 适应性强但仓帽及底部斗口施工较复杂 食用于围岩较差的大型矿井 倾 斜 式 50～65 煤仓上口施工、安装较简便， 但煤仓容量小， 不能实现多煤种分装分运， 缓冲能力及适应性均较差， 煤仓的施工、维修复杂 多用于围岩较好，开采单一煤种和不要求分装分运的中、小型矿井 因本矿井设计生产能力为 90 万吨/年，属中型矿井，矿井煤种不分装 54 分运，井底煤仓的断面选用承压能力强，施工、维修简便直径为 5m 的圆形断面垂直煤仓。

根据《煤矿安全规程》井底煤仓设计有效容量可以有下面的公式计算： 松箕斗tqQmc  式中：Qmc——井底煤仓的有效容积； t——箕斗提煤时， 用于计算井底煤仓有效容量规定的时间，大型矿井取1.0～2.0 小时； q箕斗——箕斗小时提煤量，吨/小时； 松——煤的松散系数，取0.9 吨/米 3 计算得：Qmc=507吨，即设计的井底煤仓的有效容量为600 吨， 2、煤流上仓系统：由驱动硐室、电控硐室、拉紧硐室、仓顶硐室等组成 3、主井井底清理撒煤系统，该系统位于井底车场水平（标高-415m） ，井底布置有清理井底撒煤硐室、沉淀水池 撒煤清理方式：箕斗撒煤落入井底，用扒斗装入矿车后，由蓄电池机车牵引至翻车机硐室，经翻笼转入主煤流系统；井筒淋水由沉淀水池溢出直接进入大巷，流入井底车场水仓 4、副井井底系统：由副井井筒与井底车场连接处、等候室、医疗室、工具备品保管室、副井井底清理硐室和斜巷组成副井井底采用斜巷清理方式 5、井下主排水系统：由井下主排水泵房、井底车场水仓及主排水泵房管子道等组成其中水仓入口位于车场最低点，矿井正常涌水量为 765m3，水仓有效容量按照公式 V=2× （Q+3000） 计算为 7530 m3， 设计水仓容量 8000  55 m3，能够满足矿井正常涌水量的要求。

同时，考虑矿井生产后期（开采 11煤层）水量增大的可能，井底车场水仓和水泵房均留有扩大的余地，后期排水管路采用钻孔敷设方式 6、供电系统：由井下主变电所硐室及通道、上仓胶带机头变电所等组成 7、井下爆破材料库：位于轨道大巷一侧，其回风经专用回风通道，直接进入总回风巷中；硐室采用壁槽式，火药储存量暂按 2000kg，但爆破材料库的最大贮藏量， 不得超过矿井 3d 的炸药需要量和 10d 的电雷管需要量 8、其他硐室：消防材料列车库利用车场巷道加宽方式，车场内还设有电机车修理间及充电硐室、调度室等硐室 4.2.5 井底车场巷道及硐室支护 根据现有检查钻资料推断，井底车场巷道及硐室均位于较坚硬的岩石中，车场巷道及部分硐室全部锚（网）喷支护，主要硐室采用砼或钢筋砼砌碹支护对巷道过断层或穿含水较丰富的灰岩时，应采用先探后掘，确保矿井安全的建设和生产，必要时应采取注浆措施，以加强支护 4.2.6 车场巷道及硐室井巷工程量 井底车场巷道及硐室井巷工程量见表4-2-4 井底车场巷道及硐室工程量表 表 4-2-7 序号 工程名称 长度(m) 掘进体积(㎡) 1 车场巷道 488.4 6777.7 2 交岔点 177.5 3175.2 3 硐室 1737.2 20385.8 合计 2403.1 30338.7  56 5 准备方式—采区巷道布置 5.1 煤层的地质特征 5.1.1 煤层埋藏条件及煤层群的情况： 1、煤层赋存条件 本井田煤层赋存较平缓，地层倾角多为5～8°，部分地层大于 10°。

共有可采煤层 4 层，平均总厚度 6.49m但主采 7 煤层属于薄煤层，煤层生产能力较小 2、煤质及用途分析 井田内煤类较多，以无烟煤、贫煤、焦煤为主，次为气煤、气肥煤等煤种当生产冶炼精煤时，无论是在精煤质量方面还是在煤种方面均无优势可言，因此不宜生产冶炼精煤，只能作为动力用煤、民用煤和发电用煤 3、煤层群的情况 本井田含煤地层为上石炭统太原组和下二迭统山西组，平均总厚度260.85m 其中山西组含煤1～3 层，仅个别钻孔见有3 煤层， 4 煤层局部可采；太原组地层平均总厚 163.23m，共含煤 9 层，平均总厚度 8.15m，含煤系数 5%可采煤层 4 层（7、10、11、13） ，平均总厚度 5.90m，可采煤层的可采系数为 4%井田可采煤层及局部可采煤层 5 层，分述如下： 1、4 煤层 位于山西组下部，下距山西组底界 15.28～44.89m，平均 22.90m下距 5 煤层 22.04～59.99m，平均 33.21m厚度 0～1.39m，平均 0.54m顶板为粉砂岩、细砂岩，底板细砂岩，分布在井田的中部 16～28 勘探线之间，可采面积约 3.60km2属不稳定煤层 2、7 煤层 该煤层位于太原组中上部，上距一灰 14.93～25.30m，平均 18.69m。

上距 5 煤层 38.50～47.10m，平均 42.52m，下距 8 煤层 9.79～16.57m，平 57 均 13.33m顶板为泥岩，底板为粘土岩、粉砂岩，煤厚 0.70～1.42m，平均 0.95m，西南部沉缺，可采系数 92%中部 20-3、134 号钻孔附近被岩浆岩吞蚀夹石 0～1 层，可采面积 34.5km2，属较稳定煤层 3、10 煤层 该煤层位于太原组中部，上距二灰 9.42～16.33m，平均 12.77m，下距三灰 0.20～4.26m， 平均 1.25m 厚度 0.70～1.70m， 平均厚 0.90m， 夹石 0～1 层，西部 12 勘探线 131 号钻孔附近及东部24-6，32-3 号钻孔处不可采，可采系数 81%顶板为深灰色泥岩， 底板为灰色粉细砂岩及灰岩 可采面积36.60km2，属较稳定煤层 4、11 煤层 位于太原组下部五灰之下，是本井田主要的沉积煤层，原沉积厚度0.71～2.92m，平均 1.73m，可采系数 100%但受岩浆岩侵入影响，井田西部和深部大部被吞蚀或焦化，可采性变差，属不稳定煤层一般含一层炭质砂岩夹石，厚 0.11～0.57m，顶板为灰色石灰岩，底板为泥岩。

可采面积27.80km2 5、13 煤层 位于太原组底部，为本井田主要可采煤层，上距 11 煤层 2.30～9.12m，平均 6.87m，厚度 0.97～4.31m，平均厚 2.32m，可采系数 100%，全井田可采，可采面积 56.10km2，煤层结构较复杂，大部含 2～3 层夹石，多者可达5 层，属稳定可采煤层顶板为深灰色泥岩，底板为灰色粘土岩或粉砂岩见煤层特征表 5－1－1 5.1.2 煤质 本井田各可采煤层均受岩浆岩侵入影响而变质程度较高，煤类划分多达 11 类之多，各煤层主要以无烟煤、贫煤、焦煤为主，其次为正常变质的气肥煤、1/3 焦煤、气煤和部分不粘煤、弱粘煤、中粘煤  58 4、7、10 煤层均为中灰分，11、13 煤层为低中灰，原煤硫分 4 煤层为低硫煤、7、10 煤层为中硫煤，11、13 煤层为高硫煤7 煤层原煤平均为低磷煤，属特低～低磷煤，10、11、13 煤层平均为特低磷煤层的挥发分在17.51～27.18%之间 各煤层发热量在21.11～33.27MJ/kg之间， 属中热值～高热值煤无烟煤和天然焦均可作为化工用煤，气肥煤可作动力用煤，洗选后可考虑作配焦煤。

各煤层的工业指标见表5—1—2 煤 层 特 征 表 表 5－1－1 煤层 名称 煤 层 夹 石 可采区厚度(m) 最小～最大 -------------- 平均(点数) 煤层间距 最小～最大 ----------------- 平 均 结构 稳定性 可 采 性 层数 主要岩性 4 \0.00～1.39 ————— 0.54(30) 51.68～90.4 简单 不稳定 局部可采 7 0.70～1.42 ————— 0.95(50) 75.52 32.63～51.61 简单 较稳定 大部可采 0~1 岩质泥岩 10 0.70～1.70 ———— 0.90(52) 43.43 41.4～59.17 简单 较稳定 大部可采 0~1 泥岩、岩质泥岩 11 0.71～2.92 ———— 1.73(75) 50.94 2.30～9.12 简单 不稳定~稳定 浅部可采 0~3 炭质泥岩 炭质粉砂岩泥岩 13 0.97～4.31 ———— 2.32(77) 6.87 复杂 稳定 全区可采 0~5 粉砂岩 泥 岩 炭质泥岩  59 各 煤 层 工 业 指 标 表 表 5－1－2 煤层 数值 项目 4 7 10 11 11（焦） 13 工 业 分 析 Mad (%) 原煤 1.74～4.56 ————— 3.01(7) 1.06～4.20 ———— 2.28(29) 1.08～4.26 ———— 2.32(30) 0.86～6.15 ———— 2.25(22) 3.76～6.77 ———— 4.95(7) 0.90～6.00 ——— 2.95(41) 精煤 1.40～1.34 ————— 2.44(7) 0.96～4.34 ———— 2.11(29) 0.80～4.23 ———— 2.03(30) 0.86～5.19 ———— 1.96(21) 3.45～6.20 ———— 5.07(7) 0.49～6.63 ——— 2.69(41) Ad (%) 原煤 14.99～28.96 ————— 21.10(7) 15.17～34.38 ———— 24.97(29) 10.82～32.48 ———— 24.21(29) 7.03～22.62 ——— 14.55(22) 10.76～25.06 ———— 18.09(7) 9.92～30.83 ——— 19.77(41) 精煤 4.09～10.04 ————— 7.07(7) 4.75～20.51 ———— 11.23(29) 5.75～14.07 ———— 9.56(30) 3.83～9.41 ——— 5.43(22) 4.96～11.11 ———— 7.86(7) 4.60～10.68 ——— 6.93(41) Vdaf (%) 原煤 6.86～13.32 ————— 10.34(7) 8.51～35.51 ———— 17.51(29) 7.48～46.84 ———— 22.73(30) 4.16～43.74 ———— 27.18(22) 2.55～7.39 ———— 4.32(7) 4.15～42.85 ——— 21.93(41) 精煤 5.25～12.78 ————— 9.59(7) 5.34～34.65 ———— 16.04(29) 3.72～44.82 ———— 21.29(30) 2.64～42.56 ———— 26.91(22) 2.30～5.33 ———— 3.85(7) 3.20～43.53 ——— 21.19(41) 全硫 St.d (%) 原煤 0.52～1.31 ————— 0.83(7) 1.50～3.66 — — — —— 2.28(27) 1.59～5.32 — — — —— 2.92(21) 1.53～4.78 — — — ——— 3.25(22) 2.04～3.40 — — — —— 2.94(7) 1.86～5.17 ——— 3.41(41) 精煤 0.30～0.77 ————— 0.63(7) 0.76～1.77 ———— 1.13(29) 0.84～3.12 ———— 1.54(30) 0.61～3.13 ———— 2.26(22) 0.98～3.48 ———— 1.87(7) 1.29～2.87 ——— 2.29(41) 磷 Pd (%) 原煤 0.008～0.046 ————— 0.024(5) 0.004～0.024 ———— 0.011(19) 0.003～0.010 ———— 0.007(6) 0.002～0.025 ———— 0.007(13) 0.004～0.008 ———— 0.006(3) 0.004 ～0.025 ——— 0.009(20) 精煤 0.004～0.022 ————— 0.015(5) 0.001～0.018 ———— 0.005(9) 0.001～0.005 ———— 0.003(6) 0.001～0.014 ———— 0.004(10) 0.004(2) 0.001 ～0.013 ——— 0.004(17)  60 各 煤 层 工 业 指 标 表 表 5—1—2（续） 煤层 数值 项目 4 7 10 11 11（焦） 13 发热量 Qb.ad (MJ/kg) 原煤 23.31～30.61 ———— 27.46(7) 21.11～29.11 ———— 25.32(29) 21.31～32.13 ———— 25.71(28) 24.03～33.27 ———— 28.58(22) 23.41～29.00 ———— 26.09(7) 22.54～31.22 ———— 26.54(41) 精煤 31.26～32.86 ———— 32.25(3) 29.71～32.38 ———— 31.19(11) 29.92～32.74 ————31.15(7) 27.88～34.77 ———— 32.46(17) 29.34～31.13 ———— 30.24(2) 20.08～34.13 ———— 31.35(27) 元素分析 Cdaf (%) 精煤 89.71～94.12 ———— 92.02(7) 84.47～92.24 ———— 89.00(27) 82.38～93.88 ———— 88.07(26) 82.19～92.60 ———— 86.56(19) 90.61～95.41 ———— 92.87(7) 82.96～95.12 ———— 88.33(38) Hdaf (%) 精煤 2.74～4.87 ———— 3.91(7) 2.42～5.74 ———— 4.37(27) 2.05～60.2 ———— 4.61(26) 0.96～5.86 ———— 4.36(19) 1.26～2.47 ———— 2.27(7) 2.33～5.97 ———— 4.07(38) Ndaf (%) 精煤 1.52～3.50 ———— 1.95(7) 1.56～2.07 ———— 1.86(26) 1.15～1.85 ———— 1.70(26) 0.85～1.58 ———— 1.38(19) 1.08～1.56 ———— 1.36(7) 1.10～1.56 ———— 1.43(37) 软化温度 ST (℃) 1340～>1400 ———— >1377(3) 1240～>1400 ———— >1293(23) 1130～ >1400 ———— 1228(22) 1140～1390 ———— 1201(12) 1120～1190 ———— 1163(5) 1173～>1400 — ———— ＞1286(21) 焦油产率 Tar (%) 0.57～1.71 ———— 1.07(6) 0.64～11.20 ———— 2.88(25) 0.26～21.52 ———— 5.72(24) 0.39～14.57 ———— 7.68(16) 0.46～14.58 ———— 6.34(29) 粘 结 指 数GR-1 0(7) 0～83 ———— 7.6(29) 0～97 ———— 26.4(30) 0.0～99 ———— 70.3(16) 0.0(2) 0～98 ———— 37.99(41) 胶 质 层 厚 度Ymm 0(7) 0～19 ———— 2.5(29) 0.0～24.5 ———— 7.0(29) 0.0～31.0 ———— 15.0(19) 0.0(5) 0～28.90 ———— 10.81(41)  61 5.2 采区巷道布置及生产系统 5.2.1 首采区位置选择 1、首采区位置选择的主要原则 （1）突出经济效益，以少投入，多产出为原则。

（2）首采区开采安全技术条件好 （3）首采区勘探程度要高，煤层及地质构造控制可靠或者基本可靠，大部分储量应为基础储量，保证矿井的稳产高产 （4）与井底车场距离近，初期开拓巷道工程量少，减少基建投资和建井工期，降低初期生产费用 （5）首采区要求煤层条件好，有利于矿井资源的有效回收，减少煤柱损失 2、根据矿井开拓布局，煤层开采条件及村庄分布情况，为保证矿井达到设计生产能力，设计确定一采区为首采区 首采区具有下列特点： （1）勘探程度较高，首采范围大部分位于 A 级储量 （2） 距井口近，出工业场地即可布置回采工作面，初期开拓工程量省，建井工期短 （3）储量较丰富，开采范围大，煤层赋存稳定，工作面接续可靠 （4）矿井将二个回采工作面布置在两翼的两个采区进行开采，有利于生产的主动性和灵活性 5.2.2 首采区及采煤工作面布置 （一）首采区特点及参数 矿井初期在一采区布置一个薄煤层综采工作面，此采区平均厚度0.95m  62 (二)回采工作面布置 根据本矿井开拓布局，在煤层底板布置三条上山，在上山两侧布置回采工作面 为了缩短建井工期，同时考虑本井田水文条件，工作面均位于－415m水平以上，以便于排水。

(三)采区巷道布置 根据本矿井开拓布局，在煤层底板布置三条上山，在上山两侧布置回采工作面 5.3 采区车场设计 5.3.1 采区车场选型 1、采区下部车场形式:经综合考虑选用大巷装车底板绕道式下部车场 2、采区上部车场选型 采区上部车场是采区上山与采区上部区段回风平巷或阶段回风巷之间的一组联络巷道的硐室 本采区选用的采区上部车场为单向甩车场如图， 轨道上山的绞车房布置在区段回风平巷水平之上,绞车将矿车沿轨道上提至甩车道标高以上,然后经甩车道甩到区段回风平巷,这时便可在平巷中设置储车线和调车线该车场的优点是使用安全,方便可靠效率高,劳动量小可减少工程量.缺点是绞车房通风不便有下行风,另外采区上部是软岩风化带或采空区时维护比较困难 由于本采区两层煤的间距比较大,采用分煤层准备,采区中部车场与上 63 部车场一样 5.3.2 采区主要硐室 1、采区煤仓 本设计的工作面运输巷和轨道大巷均采用皮带运输，为了保证生产的连续性采区内设计煤仓煤仓是采区的主要硐室，设计时本着布置恰当、经济合理、容量合适、结构简单、使用方便为准则采区采用井底式自由角度垂直煤仓，断面为圆形，采用锚杆、混凝土砌碹支护，壁厚 300mm，断面采取圆形。

2、采区变电所 采区变电所是采区的重要硐室，也是采区的供电枢纽，由于低压输电的电压较大，故合理的确定采区变电所的位置及尺寸是保证采区生产、减少工程费用的重要措施设计如下：采区变电所位置应设置在岩石稳固、地压小、通风条件好、无淋水的地点本设计采区变电所位于两条大巷之间，采区上山附近断面形状采取半圆拱、锚喷支护，用混凝土铺底厚度100mm，硐室设计坡度3‰，便于向外流水 变电所两端各设一个出口通道，通道高度取 2.5 米，采用锚杆支护硐室与通道相连处，设向外的防火栅栏两用门 3、采区绞车房 采区绞车房的位置应选择在围岩坚硬的薄及中厚煤层或顶板岩石中，避开瓦斯突出、地质构造复杂、含水丰富的地方，并且有良好的通风条件；有防火、防水、防潮的措施，室内不能有滴水因而，本设计中采区绞车房布置在煤层的顶板岩石中，距轨道大巷 20 米左右采用半圆拱断面，采用锚喷支护  64 6 采煤方法 6.1 采煤方法选择 6.1.1 开采技术条件 1 、构造 黄河北煤田位于华北地台山东台背斜西缘，东阿—济南—临朐单斜凹陷的北部赵官井田位于黄河北煤田中西部，总体呈向北西倾的单斜构造，倾角一般 5-80；有三层岩浆岩侵入，对煤层和煤质均有相当大的影响。

构造复杂程度中等 2 、煤层 本井田前期主采煤层为 7 煤层 7 煤层厚 0～1.42m，平均煤厚为 0.95m，西南部沉缺，中部 20-3、134号钻孔附近被岩浆岩吞蚀，东南部和东北部为不可采区域煤层夹石 0-1层，可采面积 34.5 km2，属较稳定煤层上距一灰 14.93～25.30m，平均18.69m 7 煤层直接顶板绝大多数为泥岩、 粉砂岩， 抗压强度平均值为20.8MPa，属不稳定至较稳定顶板底板为细砂岩，抗压强度平均值为 81.9MPa10煤层的直接顶板主要为泥岩、粉砂岩，抗压强度14.7-44.3MPa，属不稳定至较稳定顶板底板为泥岩，抗压强度平均值为14.9MPa 3、其它开采条件 各煤层瓦斯相对涌出量为1.33～7.13m3/t，小于 10m3/t，为低瓦斯矿井 各煤层均具有煤尘爆炸危险性煤层以不易自燃为主，次为易自燃  65 开采 7 煤层直接充水含水层有太原组一灰、二灰、三灰根据邱集煤矿建井和生产经验，以上所有含水层的水压均超过 4.2MPa应采取疏放卸压，再开采 7 煤层 综上所述，本矿井初期开采范围内 7 煤层以薄煤层为主（平均 0.95m） ，赋存较稳定，倾角平缓（1°-4°） ，地质构造中等；主采场开采面积大，可采储量较丰富；瓦斯含量低，适宜全部垮落法管理顶板。

但因本井田含水层较多，水量较大，水压较高，在建设和生产过程中，应先释放水压和水量，再进行开采 6.1.2 采煤方法选择 根据矿井初期投产采区煤层均为薄煤层的实际情况，采煤方法的选择主要考虑以下原则： （1）与煤层赋存条件相适应，有利于提高回采工作面单产，尽量减少矿井回采工作面数量，提高矿井生产效率 （2）提高机械化程度，降低工人劳动强度 （3）简化采煤工艺，减少运输环节，降低巷道掘进率 （4）有效地防治水、火等矿井灾害，保证矿井安全生产 （5）提高资源回收率，减少资源损失 根据上述原则及矿井首采区开采技术条件，水文地质条件，参照国内薄煤层开采经验，设计采用走向长壁采煤法，顶板管理方式为全部跨落法待水文地质条件摸清后，可在条件具备的情况下，采用倾斜长壁开采 根据井田内煤层赋存状况、开采条件，邻近薄煤层矿井的生产实践经验和目前国内薄煤层机械开采技术水平， 设计在回采工艺上提出三个方案： 对上述方案分析如下： I 方案：综合机械化开采 II 方案：高档普采  66 III 方案：对拉高档炮采回采工艺 III 方案：对拉高档炮采是国内薄煤层工作面应用较多的采煤方法它的优点是适用于构造较复杂，赋存不稳定的煤层，设备简单，投资少，在我国中小型煤矿中已有成功的使用经验。

但其缺点也较突出，工艺落后，安全性较差，工人劳动强度大，产量和效率低常应用于地质条件较复杂或小型矿井，也可用作中型矿井的辅助采煤方式 II 方案：高档普采是近年国内大力推进的采煤工艺随着矿井管理水平的提高及薄煤层采煤机制造技术的提高，薄煤层工作面的单产水平也得到了较大提高，目前，鸡西矿业集团公司使用国产高档采煤设备工作面单产已到 30kt/月左右其优缺点介于综合机械化采煤和爆破落煤采煤之间，适用于煤层较稳定的中型矿井，亦可作为大型矿井的辅助采煤方式与本矿井邻近的邱集煤矿正在进行改扩建，扩大后的生产能力达0.90Mt/a，设计三个回采工作面，其中7 煤层中分别布置一个高档普采 I 方案：综采工艺具有高产、高效、安全、生产集中等优点；但对地质条件适应性较差，设备多，投资高，适用于煤层赋存稳定的大、中型矿井解决薄煤层开采，实现高产高效的唯一途径是发展机械化，即综合机械化采煤我国一直致力于这方面的努力如国内的淄博、鸡西、永荣、徐州等矿区都有成功的经验 薄煤层综采有如下优点： （1） 综采是实现薄煤层机械化开采的有效途径， 它实现了落煤、 装煤、运煤、的联合机械化 （2） 工人们可在综采设备全封闭的坚固支架下作业， 不受顶板的威胁，并可通过液压操作手把进行溜子、支架的自动前移等，实现了薄煤层开采的全自动化，一个工作面仅用五、六个人进行操作，大大降低了职工的劳动强度，提高了安全系数。

 67 （3）由于煤层薄、支护难度大，若使用打眼放炮的传统开采方式，大量煤炭飞落到采空区，煤炭回收率不到 50% 薄煤层综采可提高煤炭资源回收率，目前最高可达 97% （4）投资合理，滚筒采煤机虽然效率很高，但投资却为刨煤机的十分之一 综上所述，结合本井田目前的勘探程度，分析本井田煤层的厚度、围岩条件和煤层赋存情况，本矿井适宜采用综合机械化开采和高档普采两种采煤工艺为提高效率降低工人劳动强度，设计采用综采随着地质工程勘探的加深和类似生产矿井的生产经验，不断探讨新的采煤方法及工艺，并应用于生产实践 6.1.3 回采工艺与机械设备 1、回采工艺 （1）落煤：采煤机从工作面上端头斜切进刀割煤，向下割煤，然后返回扫底煤，割三角煤，依次循序推进 （2）装煤：采用采煤机螺旋叶片将煤装入运输机上，另外，在移溜时，铲煤板将煤帮少量浮煤铲入运输机内 （3）推溜：采煤机扫底煤后，随后从溜头开始依此将溜子顶移至煤帮成直线，即完成一个循环 （4）支护：工作面支护采用液压支架，平巷超前支护采用单体液压支柱 2、采煤工艺详细说明及要求： （1）割煤时两个滚筒要保持一个切割平面，煤壁要采直，采齐，控制好采高。

（2）工作面不要随意丢弃顶底煤，工作面浮煤应及时清理干净 （3）采煤机牵引速度要均匀，不得过速运行，不得强制牵引，严禁频 68 繁启动，以防负荷过大损坏机器 （4）采煤机司机要随时注意观察顶、底板情况，注意工作面推进方向倾角的变化，随时调整摇壁的高度，防止割飘或啃底，以免造成大溜不平，顶溜困难或采煤机掉道 （5）随时注意电缆，大溜的运行状况，发现拉扯电缆，大溜卡堵滚筒涌煤或出现其他特殊紧急情况，应立即挺机闭锁大溜处理，防止事故发生及扩大 （6）当采煤机运行至端头（尾）5 米时，必须降低速度，由一名司机控制前滚筒调高按钮，另一名司机在端头架内观察指挥，当前滚筒伸入巷道半个滚筒时，停止牵引 3、综采工作面主要设备 推荐 7 煤层采煤工作面设备如下： （1）采煤机 工作面装备 MG132/345-BW 型双滚筒无链牵引采煤机，采高 0.75～1.6m，滚筒直径0.75m，电机功率345kW，电压1140V （2）液压支架 合理的支护强度应与顶板压力相适应，支护强度过大，不仅增加支架重量和设备投资，而且给搬运、安装带来困难，过小则会造成顶板过早下沉、离层、冒落，使顶板破碎，造成顶板维护困难。

因此支护强度的大小应取决于工作面采场矿压的大小以经验计算法初步确定7 煤层支架的支护强度 MPanKrMP3 .0102 .2)13 .1 (4 .2642.110)1(33 69 支架支护强度估算法如下： 式中：P —— 支架支护强度， MPa； M —— 工作面最大采高，取 1.42m； r —— 煤层顶板岩石容重，取 26.4kN/m3； K —— 顶板岩石碎胀系数，取 1.3； n —— 考虑老顶来压动载及安全系数，取 2.2 根据以上计算结果，要求支护强度不小于 0.3MPa 结合 7 煤层的赋存条件和国内薄煤层的开采经验，设计选用双柱支撑掩护式液压支架，支架有关参数如下： 支架型号： ZY3200/7.5/16 支撑高度 0.75m～1.6m 支护强度 0.47～0.55MPa 工作阻力 2458～2936kN 移架步距 0.6m 泵站压力 31.5MPa 支架重量 8.3t 架中心距 1.5m 操作方式 邻架 （3）刮板输送机 选用 SGZ630/264BW 型可弯曲双边链刮板输送机，刮板机槽宽 630mm，长度 150m，运输能力 450t/h，配带铲、挡煤板、移溜器和电控等，电机功率 2×132kW，电压 1140V。

（4）刮板转载机 选用 SGW-40T 型刮板转载机， 槽宽 630mm， 长度 30m， 转载能力 450t/h，配带电控等，电机功率 55kW，电压 1140V  70 （5）破碎机 选用 LPS500 型破碎机，破碎能力为 500t/h，出口粒度 300mm，带电控等，电机功率 75kW，电压 1140V （6）可伸缩带式输送机 每个工作面配备一条胶带机，选用 SPJ-800 型可伸缩带式输送机，带宽 800mm，运量 500t/h ，阻燃抗静电，带电控一条铺设长度 1360m，电机功率 2×90kW；一条铺设长度 1310m，电机功率 2×90kW电机均为防爆，电压 1140V （7）乳化液泵站 选用 BRW200/31.5 型乳化液泵站，流量 200L/min ， 公称压力 31.5MPa,两泵一箱，其中一泵备用，电机功率125kW，电压 1140V （8）喷雾泵站 选用 WPB320/5.5 型喷雾泵站，流量 320L/min ，公称压力 5.5MPa, 两泵一箱，其中一泵备用，带过滤器，电机功率45kW，电压 1140V 6.1.4 端头支护 工作面端头是指工作面与两巷的交接处。

端头处的悬顶面积大，时间长，机械设备多，又是进出材料和人员的交通口，所以必须采取措施加强支护特别是工作面端头处的顶板事故约占工作事故的1/4～1/3，搞好工作面两端头处的支护管理是十分重要的 确定端头支护方式时，主要考虑端头悬顶面积的大小、顶板压力的大小及其稳定性、回采巷道原用支护方式，工作面与两巷的连接特点，工作面生产工艺特点，端头设备布置形式等因素 工作面端头位于工作面和顺槽的连接处，是行人、运输和通风的必经之地，多种设备的汇集处，也是工作面支护和巷道支护的交叉地带，端头 71 处条件复杂， 位置重要 端头支护采用单体液压支柱支护 工作面配备 DZ-25型单体液压支柱 300 根，其支撑高度为 1.7～2.5m，工作阻力 250kN 6.1.5 采煤工作面的吨煤成本及正规循环作业 根据工作面的开采条件和回采工艺，经测算采煤工作面的吨煤成本为124.56 元；矿井采用三班生产，边生产边检修，进一步提高工作面的单产水平和能力 6.2 采煤工作面布置 6.2.1 工作面平巷布置 根据开拓及采区布置，针对 7 煤层对工作面平巷的布置提出以下三个方案： I、单巷布置，沿空掘巷准备下区段。

II、单巷布置，沿空留巷服务下区段 III、双巷布置，留煤柱单巷服务于下区段 I 方式在兖州等矿区已得到广泛的应用， 积累了丰富的经验， 其主要优点为煤炭回收率高，有利于防止自然发火，巷道维护工作量少 II 方式在国内某些矿区也有成功的经验，巷道掘进工程量少，但巷旁充填系统复杂，生产管理困难，采面产量低 III 方式有利于长距离煤巷掘进和下工作面的准备工作； 但要多掘进巷道，丢煤多，维护量大，容易引起自然发火 综上分析，设计推荐 III 方式，即双巷布置，留煤柱单巷服务于下区段 6.2.2 回采工作面参数 1、工作面长度 针对本矿井开采条件和技术装备水平，为保证采煤工作面正常接续， 72 设计暂定工作面长度为 150m投产后，可随生产管理水平的提高和采煤技术的发展作相应的调整 2、工作面推进度 根据国内生产矿井的生产经验，设备大修时间，结合本矿井设计确定的工作制度及煤层条件，暂确定每个工作面推进按每天进 6 刀，截深为1.0m，每天进尺6.0m，按年工作330d计，单工作面年推进度为2000m 3、回采工作面产量 单一回采工作面年产量按下式计算： Q＝M×r×L×l×δ×10-6 ＝0.95×1.53×150×2000×0.97×10-6 ＝0.42 Mt 式中： Q－回采面年产量，Mt； M－煤层平均厚度，m； r－煤的容量，t/m3，r＝1.53t/m3； L－工作面长度，m； l－工作面年推进度，m； δ－工作面回采率，δ＝97%。

6.2.3 工作面及采区回采率 1、工作面回采率 根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，工作面回采率为不应小于 97％ 2、采区回采率： 根据《煤炭工业矿井设计规范》规定，确定本矿井采区回采率为 85％ 6.2.4 回采方式 针对本井田初期采区煤层赋存情况以及断裂构造特点，采区内回采工 73 作面采用后退式开采，这种方式可以探明工作面的地质情况，简化回采工作面工艺系统，确保矿井稳产高产 6.2.5 回采工作面巷道断面及支护方式 根据所选定的采煤方法和设备，确定回采工作面巷道断面为 5.6m2,即高 2.0 m，宽 2.8 m；沿煤层底板等高线掘进，巷道沿煤层掘进，由于煤层为薄煤层，布置巷道时需要将煤层底板起底掘进  74 7 井 下 运 输 7.1 运输系统概述 本设计考虑了大巷运输采用胶带输送机采区煤炭经采区胶带输送机直接运至井底煤仓，实现井下煤炭运输的连续化，不仅生产环节少，系统简单，工程量少，运量大，而且事故少，易管理，易于实现集中控制和自动化，并为矿井稳产、高产、高效奠定了有利条件因此采用胶带输送机运输方式 井下运输系统的设计应符合以下规： 1、应综合分析井下煤炭，矸石，材料，设备及人员等因素，选择系统简单，环节少的运输方式。

2、井下煤炭运输系统应减少运输总的破碎 3、大型矿煤流应优化设计 4、辅助运输应采用效率高，范围广的设备 5、采区或工作面与大巷之间应设煤仓 7.2 主要大巷运输设备选择 7.2.1 大巷带式输送机选型 大巷带式输送机采用一条强力阻燃带式输送机将采区转载而来的煤炭运入井底煤仓，输送机技术特征及选型结果如下： 输送量： Q＝600t/h 带宽： B＝1200mm 速度： V=3.15m/s 机长： L＝1200m 倾角： δ＝0°~12°~0°  75 提升高度： H＝60m 选用 St1000 钢绳芯阻燃型胶带，胶带强度 1000N/mm； 电动机型号：YB400S2-4，P=355kW，1140V （1 台） ； 减速器型号：M3RSH90 型，i=25（带冷却风扇、逆止器） 液体粘性软启动装置：YNRQD355/1500 （2 台） ； 胶带自动液压拉紧装置：ZYL500J（01-130） （1 套） 此外，带式输送机还配有制动器、张紧力下降保护装置和防撕裂保护装置、驱动滚筒防滑保护、烟雾保护、防跑偏装置等。

7.2.2 采区上山带式输送机选型 采区上山运输采用 PVG 整芯阻燃带式输送机输送机技术特征及选型结果如下： 输送量： Q＝500t/h 带宽： B＝1200mm 速度： V=2.5m/s 机长： L＝500m 倾角： β＝3°～5.5° 选用 PVG1000S 阻燃型胶带； 电动机型号：YB355M-4，P=185kW，1140V (1 台)； 减速器型号：M3PSF70 型(1 台)+逆止器 液体粘性软启动装置：YNRQD185/1500 （1 台） ；胶带自动液压拉紧装置：ZYL500J(ZLY-01-80) （1 套） 此外，带式输送机还配有制动器、张紧力下降保护装置和防撕裂保护装置、驱动滚筒防滑保护、烟雾保护、防跑偏装置等 7.2.3 煤炭运输系统 井下煤炭由采掘工作面至井底煤仓全部实现胶带输送机运输，回采工 76 作面出煤的运输流程如下： 回采工作面破碎机转载机可弯曲刮板输送机,,胶带机平巷 可伸缩胶带输送机胶带机上山上山胶带输送机运输大巷大巷胶带输送机井底煤仓。

主要煤层巷道（或半煤岩巷）掘进工作面出煤的运输流程如下： 掘进工作面可伸缩胶带输送机转载机,胶带机上山 7.3 井下辅助运输设备 7.3.1 概述 辅助运输是指矿井中除了煤炭（主要运输）以外的所有运输包括井下所需的材料、设备、人员、部分掘进矸石的运输，采煤和掘进工作面设备的搬迁运输等井下巷道的布置、坡度、断面和矿压的大小、运输设备的型式以及运量、运距等，都是制约辅助运输效率提高和影响其安全性的重要因素 近年来，随着矿井开拓部署的改进，人们对新型高效率的辅助运输方式及设备进行了不断的创新和探索，使得国内外煤矿用辅助运输设备有了很大发展，除了常规的架线式电机车和矿用蓄电池电机车配合绞车牵引矿车的辅助运输方式外，在普通窄轨的基础上，采用防爆柴油机胶套轮、齿轨、卡轨机车牵引矿车，可以适应更大的巷道坡度，胶套轮机车可在 5.7度以下运行(一般控制在4 度以下)， 铺设齿轨后可适应 12 度以下的巷道(最好控制在 8 度以下)但由于胶套轮和齿轨对井下泥水巷道适应性差，机车进采区尚有一定困难，因此仍不可避免用绞车倒运防爆柴油机单轨吊车 77 虽然可以适应较大的巷道坡度，但对巷道的支护条件要求高，最好为 U 型钢支架，因此钢材消耗量太大。

用防爆的无轨胶轮车作为辅助运输设备，具有机动灵活、爬坡能力大等优点，近年来我国煤矿中已有应用，但由于一些大吨位的运输车辆还必须依靠进口，初期投资较大，且受到巷道坡度的限制因此，矿井辅助运输方式必须结合具体条件选用 7.3.2 辅助运输方式的选择 大巷运输方式： 本矿井－415m 水平大巷较长， 加之本矿井为中型矿井，井下掘进矸石量较大经综合分析比较，设计选用架线电机车牵引 1t 矿车运输方式，作为本矿井辅助运输方式，这种运输方式具有运行可靠、灵活、运行安全、易于管理、经济实用等优点，在生产矿井中已有成功的使用经验 上（下）山运输方式：井田内煤层赋存较平缓，倾角多为5～8°，部分地层大于 10°，首采区煤层倾角 1～4°，担负的运输任务和数量同井底车场根据上述特点，对当前国内外各种辅助运输方式（胶套轮普通齿轨机车、卡轨车、单轨吊、绞车等）进行综合分析比较，结合本矿井的具体条件，设计推荐轨道上（下）山暂按对拉绞车运输方式，上（下）山人员运输选用架空乘人装置（猴车） ，架空乘人设备布置在胶带机上（下）山巷道内，并在两设备（施）间设安全隔离网顺槽采用无级绳运输方式 7.3.3 架空乘人装置设备选型 采区上山乘人装置： 根据计算，架空乘人装置选型结果如下： （1）巷道倾斜角度：δ=3°； （2）运送人员距离：L=1500m； （3）乘人器速度：V=1.15m/s；  78 （4）乘人间距：L=10m； （5）上下行单边人数：n=840/10=84； （6）电动机型号：YB200M-4，P=30kW； （7）钢丝绳型号：18ZBB6X19FI+NF1570ZZ。

7.3.4 矿井车辆配备 依据《煤炭工业矿井设计规范》 ，结合本矿井的具体条件，矿井主要车辆型号及配备数量如下 1、8t 蓄电池电机车、XK8-6/144-KBT，600mm 轨距 3 辆 2、600 轨距、1t 固定矿车 MG1.1-6A 326 辆 3、600 轨距、特制平板车（载重 15t） 30 辆 4、600 轨距、1t 材料车 MC1-6B 50 辆 5、600 轨距、1t 平板车 MP1-6A 50 辆 6、平巷人车、PR12-6/3,每节乘人 12 人 10 节 7.3.5 辅助运输系统 大巷采用电机车牵引1t矿车运输方式， 上下山采用对拉绞车提升方式，担负全矿井的辅助材料、工作面搬家和掘进工作面矸石运输任务；上下山人员运输选用架空乘人装置（猴车）运输方式，架空乘人装置与上山胶带机同布置在胶带机上下山之中 1、掘进矸石运输 掘进工作面出矸，装入矿车后，由绞车运输至采区车场，利用电机车牵引至副井，提升至地面翻矸系统。

2、材料运输 井下所需要的材料和设备，从地面经过罐笼、井底车场、轨道大巷、采区车场，轨道上下山运至工作地点； 3、人员运送  79 人员在井底车场乘坐大巷人车，至采区车场附近，再有采区的架空乘人装置运到各个工作地点 4、工作面设备搬家 回采工作面设备的搬家，配备专用的重型平板车运输  80 8 矿井提升 8.1 概述 矿井提升设备是煤矿生产的重要设备，它连接井下和地面，担负着提升煤炭和矸石，升降人员，下放材料和设备的繁重任务各系统由于提升系统一般没有备用设备，一旦发生故障，轻者影响生产，重者危及安全所以矿井提升设备必须具有良好的控制系统和完善可靠的保护系统，以实现准确、安全运行矿井提升设备的合理设计，主要取决于确定合理的提升系统 本矿井年产量为0.9Mt采用竖井开拓方式， 主井担负提煤， 副井担负升降人员，提升矸石，下放各类材料,升降大设备等辅助作业任务，风井进行回风 8.2 主井提升 8.2.1 主井提升设备 主井井口标高+31m,井筒直径Φ5m,装备一对 8t 多绳箕斗,矿井工作制为 330 天， 16 小时， 三班生产， 边生产边检修 提升设备不均衡系数为 1.1。

本设计根据矿井特征及条件，对提升设备进行了多方案的比选,各方案技术经济指标见表 8-2-1 方案 I 选用 JKMD-2.8X4（III）落地式多绳提升机，配 ZKTD 型 800kW 38r/min 低速直流电动机，该方案提升能力大，占用井口时间短，可以缩短建井工期 方案 II 选用 JKMD-2.8X4（I）E 落地式多绳提升机,提升容器同方案 I，配 Z560-3A 型 622kW 418r/min 高速直流电动机，虽总投资较方案 I 少，但带减速器传动效率低，同时增加了维修工作量 方案 III 选用的提升机同方案 II,提升容器同方案 I，配 YR6304-10  81 710KW 590r/min 交流电动机该方案虽总投资少，但采用交流拖动，调速性能不如 I、II 方案 经比选,认为方案 I 具有提升能力大,传动效率高，维护方便，运行环境好等优点 因此，设计推荐 I 方案,即选用 JKMD-2.8X4（III）落地多绳摩擦式提升机，配 ZKTD 型 800kW 45r/min 低速直流电动机其提升系统见图 8-2-1钢丝绳选型： 主钢丝绳终端荷重： 21000kg 主钢丝绳选用三角股钢丝绳，平衡绳选用扁尾绳，其规格及参数见表8-2-1。

表 8-2-1 钢丝绳规格、参数表 项 目 主钢丝绳 扁尾绳 型 号 28 ZBB 6V×33+FC- 1570 ZZ/SS 443 318 GB/T8918-1996 P8×4×7－113×19 GB/T8918-1996 直径(或宽×厚)(mm) 28 113×19 单位重量(kg/m) 3.18 6.15 抗拉强度(MPa) 1570 1370 每根最小钢丝破断拉力总和(kN) 521.4 根 数 4 2 安全系数 m 7.63 >6.94 满足《煤矿安全规程》规定的允许安全系数 m=7.2-0.0005Hc=6.94 提升机选型:  82 提升设备技术性能见表 8-2-2 表 8-2-2 提升机技术性能表 项 目 JKMD-2.8×4（III）E(ZG)落地式多绳提升机 参数 设计计算值 主导轮直径（m） 2.8 2.8m≥90dk=2.34m 上、下天轮直径 （m） 2.8 主钢丝绳根数 4 4 平衡尾绳根数 2 钢丝绳允许最大静张力（kN） 328 266.56(实际值) 钢丝绳允许最大静张力差（kN） 93 80.47 (实际值) 传动方式 直联 最大提升速度（m/s） 10 7.62 衬垫比压（KPa） 1962 1135 主绳绳间距(mm) 300 提升运动学(按六阶段速度图计算结果见表 8-2-3，速度图见图 8-2-2) 表8-2-3 速度图参数计算结果 名 称 符号 单位 数据 初加速度 a0 m/s2 0.3 初加速时间 t0 s 5 初速度 V0 m/s 1.5 初加速阶段距离 H0 m 3.75 加速度 a1 m/s2 0.7 加速时间 t1 s 7.27 加速阶段距离 H1 m 29.407 减速度 a3 m/s2 1 减速时间 t3 s 6.09  83 减速阶段距离 H3 m 21.59 爬行速度 V4 m/s 0.5 爬行时间 t4 s 6 爬行距离 H4 m 3 制动减速度 a5 m/s2 1 制动距离 H5 m 0.125 制动时间 t5 s 0.5 最大速度 vm m/s 6.59 等速时间 t2 s 56.7 等速阶段距离 H2 m 373.628 箕斗提煤休止时间：10s 一次提升循环时间：91.56s 提升能力： 1.509Mt/a 提升动力学： 提升系统变位质量总和 7071.3kg·s2/m， 六阶段速度图上各点提升力见图 8-2-1，计算结果见表 8-2-4。

电动机等效时间 81.56s 电动机等效力 95.52kN 电动机额定力 118.91kN 电动机等效容量 706kW 选用 ZKTD215/47.5 型 800kW 750V 45r/min 低速直流直联电动机，通风方式为强迫风冷式 表 8-2-4 速度图运动力计算结果 阶段 运动力公式及计算结果 初加速开始 F0’=K1.Qm+PkHt+Σma0=124.4KN 初加速终了 F0”= F0’-2PkH0=123.93KN 加速开始 F1’= F0”+Σm(a1-a0)=151.65KN 加速终了 F1”= F1’- 2PkH1=149.81KN  84 等速开始 F2’=F1’-Σma1=101.31KN 等速终了 F2”=F2’ -2PkH2=78.02KN 减速开始 F3’= F2”-Σma3= 8.7KN 减速终了 F3”= F3’-2PkH3=7.38KN 爬行开始 F4’= F3” + Σma3=76.67KN 爬行终了 F4”= F4’+2PkH4=76.49KN 制动开始 F5’= F4”-Σma5=5.97KN 制动终了 F5’’= F5’=5.97KN 钢丝绳防滑安全校验: 主井提升机制动系统采用恒力矩，随主机配套。

主摩擦轮衬垫按照摩擦系数μ=0.23 计算) 其计算结果见表 8-2-5 表 8-2-5 提升钢丝绳滑动极限减速度、紧急制动减速度计算表 项 目 滑动极限减速度 (m/s2) 紧急制动减速度(m/s2) 重载上提 4.01 3.92 重载下放 1.58 1.56 空载上提 2.85 2.21 空载下放 2.25 1.64 以上计算满足《安全规程》要求的,上提重载≤5 m/s2，下放重载≥1.5 m/s2且不超过滑动极限减速度计算值的规定, 即重载上提时：4.01m/s2 <3.92m/s2 < 5m/s2 重载下放时：1.5m/s2< 1.56m/s2< 1.58m/s2 提升机房布置于井筒西侧，机房布置形式为二层，主机房内安装一台SSQ-3 手动双梁起重机，起重量为 25t，跨度 13.5m 供安装、检修设备用 主井提升电气设备 提升机房内高压双回路电源分别引自地面 35kV变电所10kV两段母线低压电源两路均引自地面 35kV 变电所两段低压母线  85 提升机主电机采用晶闸管 12 脉动供电,电枢可逆、磁场恒定的全数字调速与监控直流传动系统。

具有良好的调速性能和完善可靠的控制、保护功能主井装卸载采用可编程序控制器控制的自动化装卸载系统并与提升系统配合实现主井提升自动化运行 速度图见图8-2-2  86 表 8-2-6 主井提升设备方案比较表 方案 内 容 项 目 I II III JKMD-2.8×4（III） 落地式多绳摩擦提升机一台，配800kW 45r/min 直流电动机 悬臂直联 一对 8t 多绳箕斗 JKMD-2.8×4（I）E 落地式多绳摩擦提升机一台，i=11.5 配Z560-3A 622kW 418r/min 高速直流电动机 一对 8t 多绳箕斗 JKMD-2.8×4（I）E 落地式多绳摩擦提升机一台，i=15.5配 YR6304-10 10kV 710kW 590r/min 交流电动机 一对 8t 多绳箕斗 井筒直径(m) Φ5 主钢丝绳 28 ZBB 6V×33+FC 1570 ZZ(SS) 28 ZBB 6V×33+FC 1570 ZZ(SS) 28 ZBB 6V×33+FC 1570 ZZ(SS) 最大提升速度（m/s） 6.59 5.33 5.58 一次提升循环时间（S） 111.79 115.07 112．02 提升能力 （万吨/年） 150.9 120.13 123．4 提升富余系数 1.37 1.33 1.37 井架高度（至上天轮轴中心高） （m） 45.97 45.97 45.97 总投资 （万元） 其中：设备安装费（万元） 土建费 （万元） 780 592.4 554.63 460 355.4 317.63 320 237 237 电耗费（万元/年） 86.98 87.32 93.62 主要优、缺点 提升能力大，占用井口时间短，可以缩短矿井建设工期。

采用直联、直流拖动，传动效率高，调速性能好总投资高 提升能力大，占用井口时间短，可以缩短矿井建设工期总投资较少带减速机，维护不如 I 方案 提升能力大，占用井口时间短，可以缩短矿井建设工期总投资少采用交流拖动，调速性能差 备注 电费按照每度 0.55 元计算  87 提升系统图 8-2-1  88 提升机房内高压双回路电源分别引自地面 35kV 变电所 10kV 两段母线低压电源两路均引自地面 35kV 变电所低压母线 提升机主电机采用晶闸管串联 12 脉动供电,电枢可逆、 磁场恒定的全数字调速与监控直流传动系统具有良好的调速性能和完善可靠的控制、保护功能 主井装卸载采用可编程序控制器控制的自动化装卸载系统并与提升系统配合实现主井提升自动化运行 8.3 副井提升 8.3.1 副井提升设备 副井井口标高+31m,井底车场水平-415m，设计选型参照《煤炭工业矿井设计规范》 ，对副井提升最大班工人下井时间，不超过 40 分钟，最大班设计作业时间不宜超过 8 小时的规定，同时还考虑整体升降大件设备的需要，本设计作了三个方案（见表8-2-7） 方案 I,在直径 6m 的井筒内装备一对 1 吨双层四车多绳罐笼（一宽一窄） ，选用 JKMD-3.5X4（III）落地式多绳提升机，配 ZKTD 型 900kW，40r/min 低速直流电动机。

可下 12t（包括平板车）大设备该方案具有提升能力大，井架安装和机房施工与井筒施工可同期进行，可较多的缩短建井工期，且采用低速直联直流电动机，给设备的管理、维护带来很大的方便等诸多优点 方案 II, 选用 JKMD-3.5X4（I）E 落地式多绳提升机,提升容器及提升内容同 I 方案配 Z560-3A 907kW 431r/min 高速直流电动机,该方案传动效率比 I 方案低带减速器维护不如 I 方案方便 方案 III, 选用 JKMD-3.5X4（I）E 落地式多绳提升机,提升容器及提升内容同 I 方案,配 YR6304-8 10kV 900kW 741r/min 交流电动机,同样具有占用井口时间短的优点，该方案投资省，采用交流电机,厂家生产周期短，以 89 利于加快矿井建设但调速性能不如直流拖动系统 综合考虑，本设计推荐方案 I 为主导方案，即选用 JKMD3.5×4(III)型落地多绳摩擦式提升机，配 ZKTD 900kW 40r/min 低速直流电动机其提升系统见图 8-2-3 表 8-2-7 副井提升设备方案比较表 方案 内 容 项目 I II III JKMD3.5×4（III）多绳摩擦式提升机 ZKTD 900kW 40r/min 低速直流电动机 提升容器： 一对 1t 双层四车多绳罐笼（一宽一窄）（自重 13.5t，全高10.74m,下 12t 大设备,(包括平板车） JKMD-3.5×4（I）E多绳摩擦式提升机 速比：11.5 Z560-3A 907kW 431r/min高速直流电动机 提升容器：同左 JKMD-3.5×4（I）E多绳摩擦式提升机 速比：20 YR6304-8 6kV 900kW 741r/min交流电动机 提升容器：同左 1.井筒直径(m) Φ6 2.提升内容 双层提人、提矸，单层升降物料、综采设备等 双层提人、提矸，单层升降物料、综采设备等 双层提人、提矸，单层升降物料、综采设备等 3.主钢丝绳 32 ZBB 6VX36+FC-1670 ZZ/SS 32 ZBB 6VX36+FC-1670 ZZ/SS 32 ZBB 6VX36+FC-1670 ZZ/SS 4.最大提升速度（m/s） 7．33 6.86 6.8 5.最大作业班工人下井时间 9min34s<40min 9min41s<40min 9min45s<40min 6.最大作业班提升时间 2h32min14s<5h 2h33min26s<5h 2h36min20s<5h 7.井架高度（m，至上天轮中心） 31.85 31.85 31.85 8.总投资（万元） 其中： 设备安装费（万元） 土建费（万元） 824.65 425.8 398.85 653 367.3 285.7 601.3 315.6 285.7 8.电耗费 （万元/年）（提矸） 10.51 11.24 11.32 9．主要优、缺点 提升能力大，占用井口时间短，可以缩短矿井建设工期。

总投资高,采用直联、直流拖动，传动效率高，调速性能好总投资高 提升能力较大，占用井口时间短，可以缩短矿井建设工期总投资较 I 方案少.带减速器维护不如 II方案方便 升能力大，占用井口时间短，可以缩短矿井建设工期总投资少,采用交流拖动，调速性能差  90 钢丝绳选型: 主钢丝绳终端载荷 25500kg， （按下大设备 12t 计） 主钢丝绳选用三角股钢丝绳，尾绳选用扁尾绳，其规格及参数见表8-2-8 表 8-2-8 钢丝绳规格、参数表 项 目 主钢丝绳 扁尾绳 型 号 32 ZBB 6V×37S+Fc 1670 646 435 ZZ/SS P8×4×9－143×24 直径(或宽×厚)(mm) 32 143×24 单位重量(kg/m) 4.35 8.65 抗拉强度(MPa) 1670 1370 每根最小钢丝绳破断拉力总和(kN) 760.342 根 数 4 2 安全系数 m 大件 9.05>7.97 m 矸 9.72 >7.97 m 人 11.08>8.97 满足《煤矿安全规程》规定的允许安全系数 m 大件=8.2-0.0005Hc=7.97 m 矸=8.2-0.0005Hc=7.97 m 人=9.2-0.0005Hc=8.97 提升设备技术性能见表 8-2-9。

 91 表 8-2-9 提升设备技术性能表 项 目 JKMD-3.5×4（Z）落地式多绳提升机 参数 设计计算值 主导轮直径（m） 3.5 3.5m≥90dk=2.88m 上、下天轮直径 （m） 3.5 主钢丝绳根数 4 4 平衡尾绳根数 2 钢丝绳允许最大静张力（kN） 515 406（实际值） 钢丝绳允许最大静张力差（kN） 137 70.81（实际值） （按照下 12t 大设备，配 2 个矸石车） 传动方式 直联 最大提升速度（m/s） 13 7.33 衬垫比压（KPa） 1962 1081 主绳绳间距(mm) 300 提升运动学(按五阶段速度图计算结果见表8-2-10，速度图见图8-2-4，最大班设计作业时间平衡表见表 8-2-11)本设计正常提升速度为 7.33m/s 表 8-2-10 速度图参数计算结果 名 称 符号 单位 数据 加速度 a1 m/s2 0.6 加速时间 t1 s 12.22 加速阶段距离 H1 m 44.79 减速度 a3 m/s2 0.6 减速时间 t3 s 11.38 减速阶段距离 H3 m 44.55 爬行速度 V4 m/s 0.5 爬行时间 t4 s 6  92 爬行距离 H4 m 3 制动减速度 a5 m/s2 1 制动距离 H5 m 0.125 制动时间 t5 s 0.5 最大速度 vm m/s 7.33 等速时间 t2 s 48.23 等速阶段距离 H2 m 353.535 一次纯提升时间： 78.33s， 其余作业时间见表 8-2-11。

表 8-2-11 最大班设计作业时间平衡表 Vm=7.33m/s Tc=78.33s 序号 提升 内容 单 位 班提升量 每次提升量 提升次数 每次提升循环时间(s) 每班提升时间(s) 1 降送人员 人 187 61 5 190.33 761.32 2 提升人员 人 3 190.33 570.99 3 升降技管人员 人 2 190.33 380.66 4 提升矸石 车 120 4 30 114.33 3429.9 5 下放坑木 车 1 1 1 166.33 166.33 6 金属支架 车 2 1 2 166.33 332.66 7 水泥砂石 车 7 2 4 166.33 665.32 8 保健车 次 2 2 1 166.33 166.33 9 炸药 车 1 470.64 470.64 10 其它 车 10 2 5 166.33 831.65 合计 7966.13 降送人员时间：12 分 41 秒 <40 分 总运行时间：2 小时 9 分 37 秒<6 小时  93 提升系统见图 8-2-3  94 速度图见图 8-2-4 速度图 8-2-4  95 电气设备：副井提升机房高压双回路电源分别引自地面 35kV 变电所10kV 两段母线。

低压电源两路均引自地面35kV 变电所低压母线 提升机主电机采用晶闸管串联12 脉动供电,电枢可逆、 磁场恒定的全数字调速与监控直流传动系统具有良好的调速性能和完善可靠的控制、保护功能 提升信号采用可编程控制的多功能提升信号装置，并设有与提升机控制回路的闭锁信号  96 9 矿井通风及安全 9.1 矿井通风系统选择及风量计算 9.1.1 概 况 矿井通风系统是向矿井各作业地点供给新鲜空气、 排出污浊空气的进、回风井的布置方式，主要通风机的工作方法，通风网络和风流控制设施的总称本矿井为高瓦斯矿井，通风方式为中央并列抽出式，副井进风，主井少量进风，风井回风 1、瓦斯 本井田各煤层瓦斯成分、含量见表 9-1-1瓦斯(CH4)含量和成分最高分别为 19.334cm3/g燃和 96.45%，二氧化碳(CO2)最高含量为 0.557cm3/g，最高成分为 16.68% 根据钻孔测得的瓦斯含量资料，该井田瓦斯含量较低，属低瓦斯矿井但由于岩浆岩侵入煤系地层，使煤的变质程度增高，产生了部分瓦斯，且岩浆岩本身透气性差，不利于瓦斯排放，特别是北区深部瓦斯含量非常大，因此，在生产过程中应加强瓦斯管理，以防瓦斯聚集发生瓦斯爆炸事故。

表 9-1-1 各煤层瓦斯成分及含量表 项目 煤层 瓦斯含量 cm3/g.燃 两极值/平均(点数) 瓦斯成分% 两极值/平均(点数) CH4 CO2 CH4 CO2 N2 及其它 4 0.027 0.574 1.33 16.68 81.99 7 0.429～14.926 4.16(4) 0.164～0.557 0.369(4) 5.47～95.68 38.61(4) 3.27～10.03 6.09(4) 1.05～90.70 55.30(4) 10 0.16～19.334 7.13(6) 0.152～0.498 0.32(6) 21.53～96.45 60.74(6) 1.02～16.66 5.94(6) 0.40～73.48 33.33(6)  97 13 0.04～4.102 1.33(8) 0.02～0.919 0.28(8) 0.64～76.07 31.73(8) 0.51～15.47 7.79(8) 18.26～96.48 60.47(8) 2、煤尘及煤层自燃 4、7 煤层的煤尘爆炸性试验结果表明：火焰长度在 0～100mm 之间，扑灭火焰的岩粉量变化在 0～25%之间。

10、11、13 煤层的煤尘爆炸性试验结果表明：火焰长度在 0～750mm 之间，扑灭火焰的岩粉量变化在 0～80%之间，多数超过 60%故各煤层均有煤尘爆炸危险性 根据煤样测试结果，各煤层还原样着火温度变化在348～438℃之间，还原样与氧化样着火点之差为 6～62℃之间， 从不自燃发火到很易自燃的煤均有，以不易自燃为主，次为易自燃 3、地温 本井田非煤系地层平均地温梯度 1.2℃/100m,煤系地层平均地温梯度1.8℃/100m；全孔地温梯度1.5℃/100m,即地热增温率为 67m 增加 1℃，属地温正常区各煤层局部均存在一、二级高温区 9.1.2 矿井通风方式 （一）矿井通风方式 通风系统的选择 按进回风在井田内的位置不同，通风系统可分为中央式，对角式，混合式，下列是各种通风系统的适用条件及其优缺点 1、中央并列式：出风井与进风井大致布置在井田中央，由主井兼作回风井或专设中央风井适用于煤层倾角较大，走向不长（一般小于 4Km 左右） ，投产初期尚末设置边界安全出口，且自然发火不严重的矿井 优缺点： （1） 、初期投资少，采区生产集中，且矿井反风容易，便于管理 （2） 、节省风井工业场地，占地少，护井煤柱少。

 98 （3） 、进出风井之间漏风比较大，风路长，阻力大 （4） 、工业场地有噪音影响 2、中央分列式：进风井与出风井大致位于井田走向的中央适用于煤层倾角较小，走向长度较大的中型矿井，投产初期多采用这种通风方式 优缺点: （1） 、比中央并列式安全性要好 （2） 、矿井通风阻力较小，内部漏风少，利于对瓦斯、自然发火的管理 （3） 、工业广场地无噪声及回风风流的影响 （4） 、风流在井下流动线路为折返式，风流线路长 3、两翼对角式：进风井大致位于井田走向中央，出风井位于沿倾斜浅部走向的两翼 一般适用于煤层走向长（超过 4 公里） ， 井田面积大，产量较大的矿井其优点与中央并列式相反，比中央分列式安全性要好，但初期投资大，建井期较长对有瓦斯喷出或有煤层和瓦斯突出的矿井，应采用对角式通风系统 4、分区对角式：进风井位于井田中央，两翼各有两个或两个以上回风井为所在附近采区服务适用于煤层埋藏较浅，第一水平无法开凿总回风巷的情况也适用于高瓦斯矿井该方式建井期短，安全性高，便于管理，但风井多，占用场地大，风机管理分散 5、混合式：进风井与出风井三个以上的井筒按中央式与对角式混合组成其中有中央分列与对角混合式。

中央并列与对角混合以及中央并列与中央分列混合等 混合式是前几种的发展适用于: （1） 、矿井走向距离很长以及老矿井的改扩建和深部开采  99 （2） 、多煤层多井筒的矿井，有利于矿井分区分期投产 （3） 、大型矿井井田面积大、产量大或采用分区开拓的矿井 通风机工作方式的选择 1、抽出式：当前通风机工作的主要方式，适应性较广泛，尤其对高瓦斯矿井，更是有利于与对瓦斯的管理，也适用于矿井走向长，开采面积大的矿井主要通风机安装在回风井口，整个矿井通风系统处在低于大气压的负压状态当主要通风机因故停止运转时，井下风流压力提高，比较安全 2、压入式：低瓦斯矿井，矿井地面地形复杂且煤层埋藏较浅，开采第一水平无法在高山上设置主通风机，总回风巷道无法连通或维护困难，煤层自然发火不严重的条件下使用当主要通风机因故停止运转时，井下风流的压力降低 该方式在矿井总进风路线上设置若干通风构筑物管理困难，漏风较大 3、混合式：适用于个别老井延伸或改建的低沼气矿井能产生较大的通风压力，适合大阻力矿井的需求但通风管理困难，一般新建矿井和高瓦斯矿井不宜采用 综上所述并根据开拓部署，矿井采用中央并列抽出通风方式副井进风，主井回风。

（二）矿井通风系统 矿井开采前期新鲜风流由副井进入井底车场，经轨道大巷、轨道上山、轨道运输平巷、清洗工作面 乏风从回采工作面经胶带机平巷、回风上山、回风大巷至回风井排出地面 （三） 矿井风量计算 根据《煤矿安全规程》规定：矿井需要的风量，按下列要求分别计算， 100 并取其最大值 1、按井下同时工作的最多人数计算： Q 矿井＝4NK 矿通 m3/min 式中： N－井下同时工作的最多人数，人； K 矿通－矿井通风系数， 包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素， 取 K矿通＝1.25 Q 矿井＝4×140×1.25＝700 m3/min 2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算： Q 矿井＝（∑Q 采＋∑Q 掘＋∑硐＋∑Q 其它）×K 矿通 m3/s 式中： ∑Q 采－采煤工作面实际需要风量总和，m3/s； ∑Q 掘－掘进工作面实际需要风量总和，m3/s； ∑硐－硐室实际需要风量的总和，m3/s； ∑Q 其它－矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s； ⑴采煤实际需要风量,按矿井各个采煤工作面实际需要风量的总和计算 ①按工作面温度计算 Q 采 i=60×V 采 i×S 采 i m3/min 式中: Q 采 i-第 i 个采煤工作面实际需要的风量, m3/min； V 采 i -第 i 个采煤工作面风速, m/s。

取 2.0 m/s； S 采 i-第 i 个采煤工作面的平均断面积, m2估算为 4 m2； Q 采 i=60×2.0×4=480 m3/min=8m3/ s ②按人数计算实际需要风量  101 Q 采 i=4Ni m3/min 式中: Ni-第 i 个采煤工作面同时工作的最多人数,人； Q 采 i=4×20=80 m3/min 按煤矿安全规程的规定采煤工作面需要风量,应按瓦斯、二氧化碳涌出量、工作面的气温和风速及人数等因素分别进行计算后，采取其中最大值，因此暂推荐回采工作面风量 10m3/s 采煤实际需要风量为 2 个回采工作面和 1 个准备工作面之和： ∑Q 采＝10×2+5=25 m3/s ⑵掘进实际需要风量 按矿井配产安排，全矿井共设置 8 个掘进工作面，2 个综掘工作面、6个普掘工作面，每个掘进工作面配风 6 m3/s，全矿井掘进风量为: ∑Q 掘=6×8=48m3/s ⑶硐室实际需要风量 ①井下爆破材料库:3 m3/s； ②上仓胶带输送机头硐室:3 m3/s； ③电机车修理间：2 m3/s ∑硐=3+3+2=8m3/s ⑷其它地点供风量 根据我国大多数机械化矿井的统计资料,一般按下列公式计算: ∑Q 其它= （∑Q 采＋∑Q 掘＋∑硐） ×5%=(25+48+8) ×5%=4.05m3/s 计算全矿井初期风量为: Q 矿=(25+48+8+4.05)×1.25=106.3m3/s,取 107 m3/s 经过计算全矿井初期风量为： Q 矿＝107m3/s,开采后期由于通风路线加长漏风增大，风量将增加，经过估算风量最大为 140m3/s。

 102 (五) 矿井通风负压计算 矿井通风负压采用下列公式进行计算： h＝9.8α·p·L·Q2/s3 Pa 式中： α－通风阻力系数； p－巷道净周长，m； L－巷道长度， m； S－巷道净断面，m2； Q－通过巷道的风量，m3/s 考虑自然风压,经过计算初期的通风负压 886.4Pa， 后期最大通风负压为1517.4Pa (六)矿井等积孔计算 矿井等积孔采用下式计算： A=0.38Q/√ h/9.8 式中： A－矿井等积孔，m2； Q－矿井风量，m3/s； h－矿井通风负压， Pa； 经过计算初期矿井等积孔为 4.3m2， 后期最困难时等积孔为 4.3m2， 表 9-1-2 等积孔 等积孔（m2） 风阻（NS2/m8） 通风阻力等级 难易程度评价 ＜1 ＞1.420 大阻力矿 难 1～2 1.420-0.355 中阻力矿 中 ＞2 ＜0.355 小阻力矿 易 属通风容易矿井 9.1.3 通风设备  103 方案 I，选用二台 FBCDZ-10 No28 型对旋防爆轴流式通风机该风机具有装置效率高，噪音低,电耗低等优点。

且结构简单紧凑，维修方便，操作简单反转反风不需设反风道，土建工程量小但风机内置电机存在散热效果欠佳的缺点 方案 II，选用二台 GAF23.7-11.2-1 型轴流式风机，其中一台工作，一台备用该风机为上海鼓风机厂引进德国 TLT 公司的专利而制造、其结构设计和运行性能均达到世界上同类产品先进水平在国内矿井有十多年的运行经验具有风机装置效率高，噪音低，反风采用停车动叶集中同步调节，操作简单等诸多优点但总投资高 经技术经济选较， 认为 I 方案所选对旋防爆轴流式风机， 虽然风机内置电机散热效果欠佳，但优点较 II 方案突出故设计确定 I 方案为推荐方案即选用二台 FBCDZ-10 No28 型对旋防爆轴流式通风机，前期配四台 10kV 200kW 防爆电动机， （每台风机二台电机） 后期更换为 10kV 355kW 防爆电动机 1、设计依据 风量： 前期：107 m3/s 后期：140m3/s 负压： 前期：886.4Pa 后期: 1517.4Pa 2、风量计算 Q初=KL×QK=1.05×107=112.35m3/s Q后=1.05×140=147m3/s 式中： KL-----通风设备的漏风系数，风井回风，取 1.05  104 QK-----矿井需要的风量 m3/s 3、负压计算 H初=886.4+200=1086.4Pa H后=1517.4+200=1717.4Pa 4、风机运行工况点 表 9-1-3 风机运行工况点 工况点 前期工况点 后期工况点 QM(m3/S) 112.35 147 HM(Pa) 1086.4 1717.4 ηM 0.83 0.84 6、电动机功率的计算（后期） Q2H2 147×1717.4×10-3 N后=K----------- = 1.15 ------------------- =352.81kW η2ηC 0.84×0.98 因矿井前、后期负压参数差别较大，为保证风机前、后期均在高效区运行， 前期每台通风机配二台YBF630-10 200kW,10kV 590r/min防爆电机，后期更换为 YBF630-8 355kW 10kV 740r/min 防爆电机。

且风机前、后期安装尺寸不变 通风机房内布置二台风机，一台工作，一台备用并在通风机房内设置 20t 手动单梁起重机 通风机房高压电源引自地面 35kV 变电所 10kV 两段母线， 双回路供电通风机采用 YBF 系列异步电动机驱动，直接启动 通风机控制属矿井生产监控子系统的一个监控分站具有在矿井监控中心实现监控功能能实现实时参数统计、存贮和分析，以汉字方式显示和打印并具有风量、负压、电压、电流、振动、湿度、温度沼气含量及 105 开关和风门位置等检测功能 表 9-1-4 通风设备方案比较表 方 案 内 容 项 目 I II FBCDZ-10 No.28 对旋防爆轴流式风机 590r/min 2 台 初期： 配 10kV 200kW 防爆电机2 台（每台风机） 后期： 配 10kV 355kW 防爆电机2 台（每台风机） GAF23.7-11.2-1 轴流式风机985r/min 2 台 配 10kV 710kW 异步电机 反风方式 倒转反风 调整叶片角度反风 工况点 初期 后期 初期 后期 Q=112.35m3/s H=1086.4Pa η=83% Q=147m3/s H=1717.4 Pa η=84% Q=112.35m3/s H=1086.4Pa η=78% Q=147m3/s H=1717.4 Pa η=81% 1. 总投资（万元）其中：设备安装费 土建费 399.42 459.68 274.12 285.78 125.3 173.9 2、电耗费 （万元/年） 初期 后期 初期 后期 126.54 290.36 138.91 300.69 3、主要优缺点 结构简单紧凑，维修方便，不受地基下沉影响。

不需设反风道， 虽土建费用省，但设备散热效果欠佳 设备性能优越，效率高，噪音低，反风操作简单，不需设反风道 设备总投资高 备注 电费暂按照每度 0.55 元计算  106 9.2 防止特殊灾害的安全措施 9.2.1 矿井灾害因素分析和措施 （1）水文地质条件危险有害因素分析 充水因素的分析： ①7 煤层：7 煤上距一灰平均 18.69m，7 煤平均厚 0.95m，冒裂带高度0~19.2m，加上构造裂隙，所以采 7 煤时一灰在冒裂带影响范围内，这样就能以冒裂带来水的方式直接进入矿井 7 煤下距二灰平均 27.91m，二灰静止水位按 30m 计算，采煤时对底板破坏深度以 10m 计所以采 7 煤时二灰含水层可以以底鼓水方式充入矿井 ②未封闭钻孔均有不同程度的存在封闭质量问题，使这些钻孔中的含水层发生水力联系，使含水层的补给能力增加，在矿井开采过程中，一旦巷道揭漏这些未封闭钻孔时，地下水可能会涌入矿井，造成突水事故 断层的导水性： 由于断层的导水性和富水性极不均一，同一条断层的不同部位和不同地段，往往存在着很大差异，在同一条断层上，断层两盘当一盘是含水层一盘是隔水层时断层可能不导水，但当断层两盘均为含水层时，断层就可能是导水层，所以不能一概而论。

井田没有对断层带进行过抽水试验，所以在实际生产过程中，应注意到断层的这种差异性 （2）预防措施 ①矿井建设和生产过程中自始至终都要认真做好水文地质工作，切实掌握水文情况，保证矿井安全施工和生产 ②为了防止钻孔沟通第四系含水层，采区准备施工前，应严格检查封孔质量，不合乎要求的必须重新启封 ③在落差较大的断层两侧必须留有足够的防水煤柱当掘进工作面接近断层时，必须打超前钻孔探水  107 ④从建井阶段到生产初期还没有充分掌握水文情况并建立相应可靠的排水设施之前，应尽量避免穿过深部石灰岩和断层，以保证矿井安全 ⑤在老空区附近掘进，必须先探放水，确认无水时，方能掘进 开采下组煤时，应进一步搞清徐奥灰的水文情况及其对开采的影响，并制定包括设置防水闸门硐室和排水能力在内的专门防水措施 9.2.2 矿井火灾 按照矿井火灾发生的原因分析，矿井火灾分为煤层自燃和外因火灾两类 ① 煤层自燃 a、煤层自燃的条件和地点 具有自燃倾向煤层在一定的供氧条件下，其氧化过程中生成蓄积的热量难以及时散发时，就可能出现煤层自燃现象在生产过程中，可能产生煤层自燃的地点有：角联巷道(风流不稳定)、微风巷道、工作面停采线、巷道高冒区、采空区漏风地点。

b、煤层自燃的危害 煤层自燃事故是煤矿生产的主要灾害之一，能引起以下严重的后果： 产生有毒有害气体，可能导致人员的中毒或死亡； 煤炭资源受到损失，影响正常的生产秩序； 烧毁生产设备、材料； 引起瓦斯爆炸 ② 矿井外因火灾 矿井外因火灾是指由外来热源点燃可燃物质引起的火灾发生矿井外因火灾的条件有两个：一是井下有可燃物在赵官矿井的生产过程中，井下有大量的可燃物，如电缆、电气设备、油料、木料和其他可燃物；二是 108 有引燃可燃物的火源，这些引火源包括：电器发热、设备摩擦等 外因火灾一旦发生，就会在短时间内产生大量的有毒有害气体并出现火焰，如果发现、扑灭和井下人员撤退不及时，就会造成巨大的财产损失和重大的人员伤亡 9.2.3 瓦斯灾害分析 ①、瓦斯灾害的原因 瓦斯在煤体内的赋存形式有游离和吸附两种，在进行掘进或采煤时，煤体内的游离瓦斯和部分吸附瓦斯解吸而进入采掘空间为稀释采掘生产过程产生的瓦斯等有害气体，必须建立合理可靠的矿井通风系统当矿井生产过程中出现下列情况时，就有可能形成瓦斯积聚，造成瓦斯灾害 a、矿井通风异常 当出现通风异常情况时，就会出现风量减少或无风的情况，就不能有效地稀释和排除生产过程中产生的瓦斯，从而造成瓦斯气体的局部积聚。

通风异常的主要有以下几个情况： a) 停电 主扇停电造成全矿井停风(只有自然通风)，必然引起矿井瓦斯积存；掘进工作面局扇停风，引起其供风的独头巷道无风，可能造成该巷道的瓦斯积存 通风系统或通风设施的破坏或异常 非常开风门未关闭，风道堵塞，临时改变通风系统，掘进风筒脱节或破坏等，都会造成局部或区域风量不足甚至无风，产生瓦斯积存 b) 反风 在矿井反风期间会出现瓦斯浓度异常 b、瓦斯涌出异常  109 当瓦斯涌出量大于预计或实测的正常涌出量时，即使保持正常通风，也会出现瓦斯积聚的情况根据赵官矿井的地质和开采技术条件，在下列情况下可能会出现瓦斯异常现象： 地质原因引起的瓦斯异常： 本矿井的地质构造较复杂，因此在地质构造异常(复杂)区域进行采掘活动时，就有可能出现瓦斯异常或瓦斯喷出，引起一定范围的瓦斯长时间超限事故 深部瓦斯异常涌出或突出： 本矿井煤层埋藏较深矿井进入深部开采后，可能会出现瓦斯异常涌出 冲击地压事故引起瓦斯异常： 本矿井在进入深部及地质构造复杂区域开采时，有可能产生冲击地压灾害发生冲击地压时，会把煤体内或采空区的瓦斯挤压出来，造成瓦斯异常 采掘工作面接近采空区边界的卸压线： 采掘工作面接近采空区边界的卸压线时，采空区内积存的瓦斯可能突然涌入采掘空间，造成瓦斯异常。

其它情况引起的瓦斯异常： 大气压力急剧降低、采掘工作面大面积同时放炮落煤时，都有可能造成大量瓦斯涌出 ② 瓦斯灾害的形式及危害 瓦斯灾害主要是由瓦斯的物理化学特性决定的，其灾害的主要形式有瓦斯爆炸、瓦斯燃烧、瓦斯中毒窒息和瓦斯突出 a、瓦斯爆炸及危害 瓦斯浓度在 5％～16％范围内时， 遇到火源会产生瓦斯爆炸 瓦斯爆炸 110 是一种危险性极大的灾害，严重危及矿井生产和井下工人的生命安全，可导致以下严重的后果： 爆炸火焰造成人员烧伤； 爆炸火焰引起电气设备破坏； 爆炸火焰引发火灾； 爆炸冲击波引起人员伤亡； 爆炸冲击波引起设备和巷道破坏； 产生的有毒有害气体，造成大量人员伤亡 b、瓦斯燃烧及危害 当瓦斯浓度较高时(16％以上)，遇到火源会产生燃烧事故瓦斯燃烧可以导致以下后果： 导致作业人员烧伤或中毒窒息； 烧毁作业场所的电气设备 ③ 瓦斯中毒窒息事故 由于瓦斯无色无味，所以当瓦斯浓度很高时，就可能造成瓦斯中毒窒息事故，造成人员的窒息死亡 ④ 瓦斯突出及危害 矿井进入深部开采后，可能会出现瓦斯突出事故瓦斯突出可引起以下严重事故： 造成人员的中毒窒息； 引起瓦斯爆炸； 引起瓦斯燃烧。

9.2.4 煤尘灾害和危害分析 矿井在采掘、运输过程中，如果不采取有效的综合防尘措施，就会产生大量的煤尘，造成煤尘灾害事故  111 ① 产生煤尘的原因分析 在本矿井的开采过程中，可能产生大量煤尘的场所和生产环节主要有： a、采煤和综掘工作面，在割煤时煤尘的产生量尤为严重； b、掘进工作面打眼、放炮和出煤； c、煤炭运输巷道的装卸载点 ② 煤尘灾害的形式及危害 煤尘灾害(危害)的主要形式是煤尘爆炸和作业人员的煤 (矽)肺病 a、煤尘爆炸及危害 4、7 煤层煤尘爆炸性试验结果表明：火焰长度在 0～100mm 之间，扑灭火焰的岩粉量变化在 0～25%之间10、11、13 煤层的煤尘爆炸性试验结果表明：火焰长度在0～750mm 之间，扑灭火焰的岩粉量变化在0～80%之间，多数超过 60%故各煤层均有煤尘爆炸危险性 煤尘爆炸会造成下列严重的后果： 爆炸火焰造成人员烧伤； 爆炸火焰引起电气设备破坏； 爆炸火焰引发火灾； 爆炸冲击波引起人员创伤； 爆炸冲击波引起设备和巷道破坏； 产生的有毒有害气体，造成大量人员伤亡 b、煤(矽)肺病及危害 煤尘灾害除了煤尘爆炸外，作业人员长期吸入大量的煤岩尘会形成煤肺病和煤矽肺病等许多职业病，严重危害作业人员的身体健康，严重时会造成劳动力的丧失和死亡。

9.2.5 高温热害  112 ①矿井的致热因素分析 a、地面大气温度影响 赵官矿井地处温带季风～大陆性气候，四季分明年平均气温 13.4℃，夏季日最高气温达 41.2°C，井口入风温度较高，对井下风流的热状况影响比较明显 b、围岩散热影响 本井田平均地温梯度 1.5℃/100m,属地温正常区， 但由于煤系上覆地层较厚，主采煤层埋藏较深，随着开采深度的加大，开采时应采取降温措施由于新生界松散层较厚，后期开采深度较大，其井下地温高，围岩散热成为影响矿井井下风流温度的主要热源 c、机电设备散热影响 该矿井开采强度较大，井下采、掘、运等生产环节机械化程度高，设备功率大，机电设备散热成为该矿井的又一主要热源 d、风流压缩升温影响 本矿井开采深度较大，风流在井巷中自然压缩，其压缩热使风流升温较大 e、氧化散热影响 井下煤或含碳、含硫围岩及支护材料的氧化散热也成为井下气温升高的热源之一 f、其它散热影响 其它散热包括人体散热、沟管散热、爆破热等 ②高温作业的危害 井下高温对工人劳动效率和人身健康有极大影响，环境温度的升高，工人生产效率明显下降有关统计资料，前苏联 1975 年矿井平均月效率为52.9t／工，由于井下环境温度的升高，工人的劳动环境恶化，1980 年下降 113 到 46.2t／工，实际下降 14％；据前苏联调查资料，以井下气温 26°C 为基准，气温每升高 1℃，劳动生产率下降 6～8％；南非高温金矿，当井下气温高于 30°C，相对湿度大于 90％时，作业人员中开始出现中暑现象；原西德高温矿井， 在气温高于 28℃， 相对湿度大于 90％的高温高湿环境中，作业人员的心情易于烦躁不安，注意力不集中，反应能力差，事故发生率增加约 20％。

因此，本井田随着开采深度的加大，热害工作必须加以重视，综合治理，制定有效可行的降温措施 9.2.6 顶板及地压灾害 在矿井采掘生产过程中，采场和巷道围岩就会在地应力作用下发生变形或破坏，这种现象即称为矿压显现由矿压造成的危害主要表现为顶板下沉和垮落、底鼓、片帮、支架变形破坏、采场冒落、冲击地压和煤与瓦斯突出等 ① 矿山压力显现的影响因素和危害分析 A、矿山压力显现的影响因素 根据赵官矿井地质和开采技术特征，在矿井生产过程中下列因素对采掘工作面的矿压显现有较大的影响 a、煤层顶、底板岩性 根据地质勘探资料，各煤层直接顶板多为泥岩，局部为炭质泥岩和砂质泥岩，顶板属岩体中等完整的软弱岩石，顶板稳定性差底板以泥岩、砂质泥岩为主底板属岩体中等完整的软弱岩石，稳定性较差 b、采掘部署 采掘部署对矿压显现的影响很大巷道布置和开采顺序不合理，容易引起矿山压力的叠加，造成应力集中，给工作面的顶板管理和安全生产带来很大的困难 c、开采深度  114 开采深度较大会使工作面周围的支承压力峰值和影响范围增加，矿井随着深度加大，在开采顶底板岩石稳定或坚硬煤层具有冲击倾向性的煤层时，容易发生冲击地压，在地质构造复杂区域容易引起煤与瓦斯突出。

d、生产工序 许多矿压实测资料表明，对工作面顶底板移近速度影响最大的生产工序，主要是落煤和放顶在组织生产时，不宜将落煤和放顶两工序同时进行，以避免顶板的剧烈活动，下沉速度增大 e、采高和控顶距 工作面顶板移近量是矿山压力显现的一个重要参数，它同采高和控顶距有密切的关系采高与煤层的赋存条件和工作面所用的工艺方式有关采高越大，顶板压力越大，直接顶的稳定性也越降低 最大控顶距与放顶宽度有关放顶距小，顶板放不下来，会增加支架的压力；放顶宽度太大，采空区垮落的面积太大将易推倒支架，引起冒顶 B、矿山压力显现的危害分析 矿压活动造成工作面和巷道的顶板下沉和垮落、底鼓、片帮、支架变形破坏、冲击地压和煤与瓦斯突出等，产生的直接危害是：工作面或巷道内人员的伤亡；破坏工作面或巷道内的设备、设施；破坏正常的生产系统；破坏巷道等 ② 冲击地压产生的原因和危害分析 A、冲击地压发生的原因分析 冲击地压是矿井巷道和采场周围煤岩体由于变形能释放而产生以突然、急剧、猛烈破坏为特征的动力现象，是煤矿的重大灾害之一赵官矿井煤层埋藏深，地质构造复杂，因此在矿井进入深部开采后，可能会发生冲击地压事故冲击地压的发生主要与以下几个因素有关： a、地质因素  115 地质因素包括煤岩结构及物理力学性质、采深和地质构造三个方面。

煤岩结构和物理力学特性：煤层较硬，易发生脆性破坏，则煤层具有强倾向性；煤层顶板坚硬并有大面积悬顶时，会使煤体承受较高的支承压力，容易发生冲击地压；煤层底板强度较高，会由于顶底板对煤层的夹制作用，使煤体承受较高的压力作用，易于积聚能量 b、采深：由于煤体内的应力几乎与采深成正比，因此，采深越大，煤体的应力越高，煤体变形和积聚的弹性潜能也越大 地质构造：地质构造复杂及应力集中区域，构造应力的作用可以使发生冲击地压的临界深度明显减小，在构造应力集中的构造地带，构造应力能促使发生冲击地压 c、开采因素 煤柱：留煤柱开采或煤柱尺寸不合理所形成的应力集中是发生冲击地压的条件之一，因此应尽可能不留煤柱或在需要的情况下，留设较大的煤柱，防止应力集中 d、巷道布置：同一区段内布置多个工作面相向或相背回采，形成三面或四面采空区另外巷道交岔点多，也会形成支承压力叠加而导致冲击地压 放炮：放炮后，煤体应力重新分布，使部分煤柱应力增加，进入极限平衡状态或破坏其平衡，从而释放弹性潜能 B、冲击地压的危害 冲击地压可能造成危害有： 破坏采场和周围的巷道；造成采场内人员的伤亡；破坏采场内的设备和设施；破坏矿井的正常通风系统；引起瓦斯、煤尘爆炸、火灾等；造成地面建筑物的破坏和倒塌等。

 116 10 矿井主要技术经济指标 设计矿井基本技术经济指标 序号 技术经济指标项目 单位 数量或内容 1 煤层牌号 无烟煤、贫煤、焦煤 2 可采煤层数目 层 4 3 可采煤层总厚度 M 5.9 4 煤层倾角 ° 5-8 5 （1）矿井工业储量 万 t 10659.1 （2）矿井可采储量 万 t 5395.6 6 （1）矿井年工作日数 d 330 （2）日采煤班数 班 3 7 （1）矿井年生产能力 万 t/a 90 （2）矿井日生产能力 t/d 2727.3 8 矿井服务年限 a 42.8 9 矿井第一水平服务年限 a 42.8 10 井田走向长度 m 9000 井田倾斜长度 m 7000 11 瓦斯等级 低瓦斯矿井 瓦斯相对涌出量 m3/t/d 1.33-7.13 12 通风方式 中央并列式抽出式 13 （1）矿井正常用水量 m3/h 765 (2)矿井最大用水量 m3/h 1000 14 开拓方式（井硐形式、水平数） 立井+石门 15 (1)第一水平标高 m -415 （2）最终水平标高 m -415 16 （1）生产的工作面数目 个 2  117 （2）备用的工作面数目 个 1 17 采煤工作面年进度 m 2000 18 （1）移交时井巷工程量 m 3000 （2）达产时井巷工程量 m 4000 19 开拓掘进队数 个 6 20 大巷运输方式 胶带输送机 21 矿车类型 1 吨固定式矿车 22 电机车类型 台数 架线式 3 台 23 设计煤层采煤方法 走向长壁后退式自然跨落法综采 24 （1） 工作面长度 （2） 工作面推进度 （3） 工作面坑木消耗量 （4） 工作面效率 （5） 工作面成本 m m/月 m3/千 t t/工 元/t 150 180 0.69 15.53 124.56  118 参考文献 [1]陈炎光,陆士良,侯朝炯等.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,1994.125-127 [2]马小钧.掘进机械化技术工艺现状与展望 [J] . 煤矿支护, 2008 (1) . [3] 彭庄精查地质报告（简） [4]李先才.矿井支护论文集，煤炭工业出版社，1990 [5]徐永坼.《煤矿开采学》 （修订本）[M].徐州：中国矿业大学出版社，1999. [6]黄元平.《矿井通风》 （修订本）[M].徐州：中国矿业大学出版社，2003. [7]杨孟达.《煤矿地质学》 [M]. 北京：煤炭工业出版社，2003. [8]东兆星，吴仕良.《井巷工程》[M].徐州：中国矿业大学出版社，2004. [8]张国栖《通风安全学》[M].徐州：中国矿业大学出版社，2003. [10]钱鸣高，刘听成.《矿山压力及岩层控制》[M].徐州：中国矿业大学出版社，2003. [11]赖昌干.《矿山电工学》[M]. 北京：煤炭工业出版社，2006. [12]牛树仁，陈滋平.《矿山固定机械及运输设备》[M]. 北京：煤炭工业出版社，1998. [13] 煤矿安全规程读本编委会.《煤炭工业矿井设计规范》[M].北京：煤炭工业出版社，2005. [14] 煤矿安全规程读本编委会.《煤矿安全规程读本》 [M].北京：煤炭工业出版社，2005. [15] 蒋国安， 吕家立. 《采矿工程英语》 [M].江苏： 中国矿业大学出版社，1998. 。