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河南省平煤集团新义一矿矿井初步设计
摘要
本设计是根据河南省平煤集团新义煤业公司的实际情况进行的初步设计。

本设计的井田面积为17.8km2，年产量1.20Mt，井田内煤层赋存较深，倾角较小，井田内地质条件比较简单，煤层不自燃，但煤层厚度变化较大，具有短距离内急剧变化的特点，平均煤厚4.81m，瓦斯涌出量相对较大，矿井涌水量中等，煤尘具有爆炸危险性。

设计采用立井单水平上下山开采的开拓方式，采用带区式准备方式，设计采用综合机械化放顶煤回采工艺，倾斜长壁采煤法，用全部跨落法处理采空区。

主要对矿井开拓方式、准备方式、采煤方法进行了初步设计，对矿井运输、通风、排水等生产系统进行了设备选型计算，对矿井各个生产系统的生产过程进行了描述，并对矿井各个生产系统和各生产环节之间的相互联系和制约关系进行了有关说明。

矿井全部实现机械化，采用先进技术和借鉴已实现高产高效现代化矿井的经验，实现一矿一面高产高效矿井。

关键词：立井开拓条带开采综合机械化放顶煤倾斜长壁
目录
1矿区概况及井田地质特征 (5)
1.1矿区概况 (5)
1.1.1地理位置与交通 (5)
1.1.2自然环境 (5)
1.1.3运输、电源、水源及建材来源 (6)
1.2.1地层 (7)
1.2.3煤层 (8)
1.2.4水文地质 (8)
1.2.5开采技术条件 (9)
2.1井田境界 (11)
2.2井田储量 (11)
2.2.1矿井工业储量 (11)
2.2.2矿井设计储量 (12)
2.3矿井年储量及服务年限 (13)
2.3.1矿井工业制度 (13)
2.3.2矿井服务年限 (13)
3.1概述 (15)
3.1.1开拓方式选择 (15)
3.1.2影响立井开拓的主要因素分析 (15)
3.2井田开拓 (15)
3.2方案的提出及技术比较 (16)
3.2.2方案经济比较 (17)
3.2.3 确定方案 (20)
3.3井筒特征 (21)
3.3.1主井 (21)
3.3.2副井 (21)
3.3.3风井 (22)
3.4井底车场 (25)
3.4.2线路总平面布置设计 (26)
设计基本参数 (26)
3.4.3线路联接计算 (27)
3.5.通过能力计算 (29)
3.6.确定各井底车场硐室位置 (30)
3.5开采顺序及带区回采工作面的配置 (32)
3.5.1开采顺序 (32)
3.5.2保证年产量的同采带区数和工作面数 (32)
3.6井巷工程量和建井工期 (34)
3.6.1概述 (34)
3.6.2井巷工程量和建井周期的各计算图表 (34)
4.1采煤方法的选择 (37)
4.2带区巷道布置及生产系统 (37)
4.2.1带区走向长度的计算的确定 (37)
4.2.2 回采巷道的布置（分带斜巷的布置） (38)
4.2.3联络巷的布置 (38)
4.2.4带区车场的形式 (38)
4.2.5带区硐室 (38)
4.2.6带区千吨掘进率、带区掘进出煤率及带区回采率 (39)
4.2.7确定带区巷道掘进方法、设备数量及掘进工作面数 (40)
4.2.8带区生产系统 (41)
4.3回采工艺设计 (42)
4.3.1综采工作面的主要设备(见表4-3-1) (42)
4.3.2工作面循环方式和循环作业图表的编制 (44)
5 矿井运输、提升及排水 (46)
5.1矿井运输 (45)
5.1.1井下运输系统和运输方式的确定 (45)
5.1.2带区运输设备的选型 (46)
5.1.3大巷运输设备 (47)
5.1.4大巷带式输送机的选型计算 (49)
5.1.5列车组成的计算 (50)
5.1.6电机车台数的计算 (53)
5.2矿井提升 (55)
5.2.1矿井提升概述 (55)
5.2.2矿井提升设计的主要依据和原始资料 (55)
5.2.3提升设备的选型计算 (55)
5.3矿井排水 (65)
5.3.1概述 (65)
5.3.2排水设备选型计算 (66)
6矿井通风与安全技术措施 (76)
6.1矿井通风系统的选择 (76)
6.1.1矿井通风系统通风设计的基本依据 (76)
6.1.2矿井通风系统要符合下列要求： (76)
6.2风量计算及风量分配 (77)
6.2.1采煤工作面实际需风量 (78)
6.2.2掘进工作面所需风量 (79)
6.2.3峒室实际需风量 (79)
6.2.4风速验算： (80)
6.3全矿通风阻力计算 (81)
6.3.1计算原则 (81)
6.3.2计算方法 (82)
6.3.3计算矿井的总风阻及总等积孔 (84)
6.4扇风机选型 (85)
6.4.1选择主扇 (85)
6.4.2选择电动机 (86)
6.5矿井安全技术措施 (87)
6.5.1预防瓦斯爆炸的措施 (87)
6.5.2防尘措施 (87)
6.5.3预防井下火灾的措施 (88)
6.5.4为防止井下水灾的措施 (88)
7.1矿山污染源的防治 (89)
7.2.1.大气污染防治 (89)
7.2.2.矿山水污染的防治 (89)
7.2.3.矿渣利用 (89)
7.2.4.噪声的控制 (89)
总结 (90)
致谢 (91)
参考文献 (91)
一矿区概况及井田地质特征
1.1 矿区概况
1.1.1地理位置与交通
新义煤矿井田位于洛阳市新安县北部正村乡境内，南距新安县约8km，东距洛阳40km，属新安县正村乡和铁门镇辖区。

地理座标为东经112°04†09‡－112°11†58‡；北纬34°43†10‡－34°49†12‡。

陇海铁路的新安火车站距矿区南部约8km，浅部的新安煤矿专用铁路距本井田约5km。

洛三高速公路距矿区南部约5.5km，新安至石寺的公路从井田中部通过，新安至正村仓头的乡级公路从井田北东部通过。

区内交通方便。

交通位置图见图1－1－1，
图1－1－1 交通位置图
图1－
1－1交通位置图
1.1.2自然环境
1、地形地貌
本井田属于低山丘陵区，地势为北西高南东低。

最高海拔处为西部的象山，海拔+489.80m，最低海拔处在南西端的涧河河床，海拔+267.00m，
相对高差222.80m。

中部与北部有基岩出露，大部为黄土掩盖区。

低山由平顶山砂岩和金斗山砂岩构成，山脉大致呈南西走向。

另有少量北西、南北向冲沟，村落较稀疏。

2、水文
本井田位于涧河与畛河分水岭南坡，属黄河流域洛河水系。

区内溪流多向南东汇入涧河，东北地段小溪沟谷在洛阳市党湾流入涧河，西南地段小溪沿沟谷分别在新安县城东、七里站和高平附近流入涧河。

涧河发源于陕县观音堂镇段岩村马头山东麓，流经本井田西南端，在洛阳市兴隆寨注入洛河。

据涧河新安站的资料，最大洪流量1446.5m3/s(1958年)，最小流量0.1m3/s(1981年)。

畛河发源于新安县曹村乡的青野地。

流经石寺镇，在狂口注入黄河。

河床宽200－500m，河道宽10－20m。

据黄委会仓头水文站1958年7月7日观测的最大洪流量为4280m3/s，1967年6月18日观测的最小流量0.1m3/s。

涧河虽流经该井田西南端，由于该处二1煤层埋藏深度在1000m以下，对本井田煤矿开发不会造成影响。

畛河从井田外北部流过，与本井田间阻以海拔400－500m的石千峰组单面山，对本井田开发无影响。

3、气象
据新安县气象站资料表明，本区属于暖温带大陆性气候，冬季寒冷雨雪少，春季干旱大风多，夏热多雨且集中，秋天晴朗日照时间长。

降水量较适中，一般为600－700mm/年，夏季降水量占全年的60％左右，最高年降水量为
1097.3mm(1964年)，最低年降水量为373.4mm (1965年)，平均年降水量为670.1mm。

最大月平均降水量为152.7mm (7月份)，最大日降水量为
114.8mm(1972年9月1日)，最大一次连续降雨量179.2mm（1980年6月29日—7月3日）。

最大绝对湿度40.9毫巴(1967年8月27日)，最小绝对湿度0.1毫巴(1979年2月16日)。

最高气温44℃(1996年6月20日)，最低气温－17℃(1969年1月31日)。

最大蒸发量为2571.1mm/年(1965年)；最小蒸发量为1866.2mm/年（1973年）；平均蒸发量为2093mm/年。

最大月蒸发量350.3mm。

春冬两季以西风,西北风为主,夏秋两季以东南风为主,最大风速19m/s。

有霜期一般自9月至翌年5月为110天至165天，年平均为142.6天。

最多霜月为12月份，有霜天为8.5天，年平均有霜天数33.8天。

最大冻土深度为18cm。

4、地震
据洛阳市地震办公室资料，本区属五级地震区，震中烈度为Ⅳ－Ⅶ度
1.1.3运输、电源、水源及建材来源
1、运输
陇海铁路的新安火车站距矿区南部约8km，浅部的新安煤矿专用铁路距本井田约5km。

洛三高速公路距矿区南部约5.5km，井田中部和北西部有两条县级公路通过。

因此，矿井运输条件落实、可靠。

2、电源
矿井电源取自石寺110kV变电站，电源可靠。

3、水源条件
区内第四系残坡积层厚度大的部位，可存储一定量的大气降水，但这部分水源仅可基本满足当地居民用水。

矿井水源可取自以下两个水源：
（１）地下水：本井田奥灰水水量较充足，可利用深井取奥灰水作矿井水源。

（２）井下排水：二1煤层开采后，其上覆岩层中的山西组砂岩含水层、石盒子组砂岩含水层水等将直接或间接涌入井下，这部分涌水排至地面经处理后可作为水源。

1.2 井田地质特征
1.2.1地层
区内出露地层属华北地区的地层，自下而上有奥陶系、石炭系、二迭系、三迭系。

1.中奥陶统(Q2)
中奥陶统马家沟组(Q2m)，为灰色厚层状石灰岩组成，厚0～80m,平均63m。

2.上石炭统(C3)
主要为本溪组和太原组地层，与下伏中奥陶统地层平行不整合接触。

总厚35.62～79.68m，平均53.36m。

⑴本溪组(C2b)：底部为不稳定黄铁矿透镜体；下部为铝土质泥岩，上部为铝土岩。

一般厚6.50～26.12m，平均厚13.36m。

⑵太原组(C3t) ：自一1煤层底板泥岩之底至二1煤层底板砂岩之底，一般厚29.12～
53.56m，平均40.58m。

按岩性特征分为四段：底部泥岩段(含一1煤)、下部灰岩段（含一2、一3、一4煤和L1～L4灰岩）、中部砂泥岩段（含一5、一6煤）和上部灰岩段（含一7、一8、一9煤）。

3.二迭系(P)
下自二1煤层底板砂岩之底，上至三迭系金斗山砂岩之底，厚543.25～826.99m，平均厚693.32m，与下伏石炭系地层整合接触，划分为下统山西组、下石盒子组；上统上石盒子组、石千峰组。

⑴.下二迭统山西组(P1sh) ：自二1煤层底板砂岩(S e)之底至砂锅窑砂岩(S s)之底，全组厚
62.55～112.98m，平均厚81.45m，按岩性特征分为四段。

①二1煤层段：为灰、深灰色中厚层状细粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成，含煤1～2层，其中二1煤为主要可采煤层；②大占砂岩段：为灰、深灰色中厚层状富含白云片的中细粒砂岩、泥岩、砂质泥岩及粉砂岩，其间含二2、二3煤；③香炭砂岩段：为灰、深灰色厚层状中、细粒砂岩、泥岩、砂质泥岩、粉砂岩组成，偶含薄煤三层；④小紫泥岩段：为灰、深灰色泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩，上部泥岩含菱铁质鲕粒及紫斑。

⑵.下二迭统下石盒子组(P1x) ：自砂锅窑砂岩底至田家沟砂岩之底，全组厚202.65～308.95m，平均厚267.83m，与下伏地层整合接触，分为三、四、五、六４个煤段，所含煤层均不可采。

岩性由灰白、浅灰、灰绿、紫红、杂色泥岩、砂质泥岩、细、中、粗粒砂岩及不稳定的薄煤组成。

⑶.上二迭统上石盒子组(P2s) ：自田家沟砂岩底至平顶山砂岩之底，本组厚129.71～271.35m，平均厚度174.54m。

分为七、八煤段，由灰、紫灰及灰绿色砂质泥岩、中细粒砂岩及薄煤层组成。

⑷.上二迭统石千峰组(P2sh)：自平顶山砂岩底至金斗山砂岩之底。

厚87～286.40m，平均厚度168.82m,分为平顶山段和土门段。

平顶山砂岩段（P2sh1）平均厚72.40m，土门段(P2sh2)平均厚95.60m。

1.2.2构造
井本田位于新安倾伏向斜北翼的深部，为一平缓的单斜构造。

地层走向大致北40°～50°东，倾向130°～140°，倾角6°～14°。

井田构造简单。

井田内基本无褶曲构造，在03勘探线有一宽缓的牵引向斜，延伸3.6km，轴向NW，向东倾伏，地层倾角8～10°。

1.2.3煤层
本区含煤地层属石炭、二迭系地层，总厚度564.40m，6个煤组含煤计22层，煤层总厚度约15.15m，含煤系数2.6％。

可采煤层仅有山西组的二1煤，其它煤层均不可采或偶而可采。

可采煤层厚度0～15.47m，平均厚度4.81m，可采煤层含煤系数0.85％。

二1煤层赋存于下二迭统山西组（P1sh）下部，位于大占砂岩和二1煤层底板砂泥岩之间，上距砂锅窑砂岩38.80～100.65m，平均70.33m，下距L7灰岩5.82～21.00m，平均11.93m。

二1煤层层位稳定，井田内有61个钻孔穿见，其中51个孔可采，10个孔不可采，煤层厚度0～15.47m，平均4.81m，属较稳定煤层。

煤层结构较简单，局部夹矸1～2层。

二1煤层直接顶板为细、中粒砂岩（大占砂岩）。

厚度5.90～21.68m，比较稳定，岩性坚硬。

底板为具条带状泥岩、砂质泥岩，少数为粉砂岩或细砂岩。

1.2.4煤质
二1煤呈黑色、粉状及鳞片状产出，受后期构造作用的影响，其原生结构受到破坏，形成了以糜棱煤为主的构造煤。

煤中含黄铁矿结核，煤的强度极低。

视密度1.46t/m3。

二1煤层原煤灰份8.62～30.52％，平均17.72％，属低中灰煤，精煤灰分8.17％。

原煤全硫含量0.97～2.07％，平均1.78％，属中硫份煤，精煤全硫含量0.9％。

原煤磷含量0.02％，属低磷煤。

原煤收到基低位发热量27.69MJ/kg。

二1煤层煤质汇总表详见表1-2-2。

表1-2-2 二1煤层煤质汇总表
1.2.4水文地质
1、主要含水层
⑴.奥陶系灰岩岩溶裂隙承压含水层
井田范围内，本层顶板埋深600－1000m，本次勘探有21个钻孔揭露该层，未见溶孔。

局部裂隙发育。

钻孔单位涌水量0.021～0.048L/s·m，渗透系数0.0415～0.061m/d，地下水位标高+259.43～+291.69m，属于弱到中等富水性含水层。

(2）.山西组砂岩孔隙裂隙承压含水层
以二1煤层顶板以上的大占砂岩和香炭砂岩为主，为灰白色中粗粒砂岩，平均厚30m左右，裂隙不发育，井田内施工的所有钻孔均未发现涌、漏水现象。

井田外围浅部地段进行过多次抽水，钻孔单位涌水量q＝0.00025～0.181L/s.m，渗透系数k＝0.00135～0.217m/d，地下水位标高+198.75～+324.48m。

本井田内11013孔抽水试验结果表明，k＝0.138m/d，属于弱富水性含水层。

该含水层属弱富水性偏中等，且不均匀，受裂隙发育程度控制，为二1煤层顶板直接充水含水层。

(3).平顶山砂岩裂隙含水层
灰白色中、粗粒砂岩为主要含水层，总厚度66.10～91.40m，单位涌水量q＝2.557L/s.m，渗透系数k＝3.483m/d。

在本阶段勘探过程中有11013孔、1202孔、1301孔、1302孔和1601孔发生严重漏水现象，0803孔和0804孔出现涌水现象，放水试验结果为q＝0.098L/s.m，k ＝0.144m/d，属中等富水性。

由于该含水层与二1煤层间距较大，中间夹多层泥岩和砂质泥岩隔水层，因此对矿井开采没有影响。

2、断层导水性
井田内未发现落差大于20m以上的断层，构造简单，表明井田内地层连续性和完整性较好，各含水层因断层发生水力联系的几率较小。

但西部边界有龙潭沟正断层，走向北西，倾向北东，落差50～200m，导致灰岩含水层局部与煤层对接，有可能对煤矿床充水。

开采时应按规定留设防水煤柱。

3、水文地质勘查类型
根据《煤、泥炭地质勘查规范》（DZ/T0215－200），本井田水文地质勘查类型为第三类第二亚类第一～二型，属于底板进水为主的水文地质条件简单～中等的岩溶充水矿床。

4、矿井充水因素
二1煤层直接顶板砂岩裂隙水和太原组灰岩水为矿床直接充水水源。

由于含水层富水性弱，而且不均匀，水量有限，易于疏排。

井田内地表水系不发育，加之地形坡度较大，不利于大气降水及地表水的下渗，地表水对矿井开采没有影响。

井田内煤层埋藏深，没有生产矿井及老窑，未来矿井不会发生老窑积水的突水危害。

奥陶系灰岩埋藏深，水压大，为简单到中等富水性的含水层，距离二1煤层底板平均58m。

正常情况下对二1煤层没有影响，但由于岩溶裂隙发育不均，特别是由于构造破坏造成煤层底板隔水层导水情况下就会发生突水，成为矿井充水水源。

西界龙潭沟断层在一定条件下可对矿床直接充水
突水水源为奥陶系灰岩地下水直接突出，由于落差 4.40 m的F3断层的存在，使奥灰水沿F3断层破碎带导水通道上升至二1煤层附近，当巷道掘进至此处原有的压力平衡遭到破坏，在构造、水压和矿压的综合作用下导致矿井突水，突水系数为0.806。

现在新安矿的排水能力为3600 m3／d。

本井田属水文地质条件简单—中等的的岩溶充水矿床，但在煤矿开采后若发现有断层发育，就可有能使矿井水文地质条件转变为复杂类型。

矿井正常涌水量300m3/h，矿井最大涌水量460 m3/h。

1.2.5开采技术条件
1、煤层顶底板
二1煤层直接顶板主要为细～中粒砂岩，厚度5.30～21.68m，比较稳定，岩性坚硬。

其次为炭质泥岩、泥岩、砂质泥岩及粉砂岩，厚度为1.6～5.05，性脆易碎。

二1煤底板主要为泥岩和砂质泥岩，少数为粉砂岩或细砂岩。

2、瓦斯
井田内共有11个钻孔进行了瓦斯分析，瓦斯含量为2.21～9.8m3/t，平均5.39m3/t。

详
见表1-2-3（二1煤层瓦斯分析结果表），根据钻孔瓦斯成分、含量分析以及浅部生产矿井瓦斯鉴定资料︌本井琰应属高瓦斯矿井。

3、煤尘
根据二1煤层煤尘爆炸性试验结果，二1煤应属煤尘有爆炸危险性瘄煤层。

4、煤的自燃
根据邻軑煤矿二1煤试验结果，本井田二1煤层属不易自燃煤层。

5、地温
本区地温梯度平均1.87℃/100m，属地温正常区。

二1煤层底板温度变化范围在27.7～37.7℃，基本上随煤层埋藏深度的增加而升高。

丌1煤底板温度在-300m水平以浅一般小于31℃，-300m 水平以深，属一级高温区，深部开采时应采取降温措施。

1.3 开采条件评述
1.3.1开采条件评述
①煤层条件
本井田可采煤层仅有二1煤层，区内61个钻孔穿过，其中51个孔可采，10个孔不可采，可采性指数为84％，变异系数为77％，煤层厚度0～15.47m，平均4.81m。

二1煤厚度具有短距离内急剧变化的特点，先期开采地段用500m线孔距和1000m线孔距进行了控制。

该煤层虽然变化较大，但不可采面积较小，结构较简单，属较稳定型全井田大部可采煤层。

井田内穿过二1煤层位的钻孔61个。

按见煤点厚度统计，不可采点数10个，占16.39％，煤厚0.8～1.3m钻孔4个，占6.56％，煤厚1.31～3.5m钻孔16个，占26.23％，煤厚3.51～8.0m钻孔22个，占36.07％，煤厚大于8m的钻孔9个，占14.75％。

因此，本井田二1煤层为大部可采、赋存较稳定、厚度变化大的中～厚煤层，采煤方法采用放顶煤开采较为合适。

②开采技术条件评述
本区内主要可采煤层二1煤层，煤层厚度变化较大，属较稳定厚煤层。

为低中灰、中硫、低磷粉状高发热量贫煤。

本区水文地质条件简单到中等，处在沼气带范围，二1煤层属高瓦斯煤层，煤层不易自燃、煤尘具有爆炸性。

1.3.2地质条件及开采条件评述
地质条件评述
根据井田勘探报告，本区位于新安倾伏向斜北翼的深部，为一平缓的单斜构造。

井田构造形态受新安向斜控制，呈单斜状，地层走向40～50°，倾向130～140°，倾角6～14°。

井田内褶皱不发育，仅在03勘探线附近发育有一宽缓的牵引向斜。

井田内尚未发现落差大于15m的断层，构造类型属简单类型。

根据首采区三维地震勘探报告，在矿井东翼采区（东至15勘探线以东300m，西南至10勘探线以西200m，浅部为二1煤-200m等高线，深部为二1煤层-400m等高线，东西长3.16km，南北宽2.05～2.20m，面积6km2）内，地震勘探共组合断层39个，断层密度为7条/km2。

其中落差大于或等于10m的断层1条，大于或等于5m、小于10m的断层11条；落差小于5m的断层27条，从三维地震勘探结果可以看出，矿井地质构造虽属简单类型，但小断层较发育，密度较大因此，在基建及生产中应引起充分重视。

二. 矿井储量、年产量及服务年限
2.1 井田境界
井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素，进行技术分析后确定。

一般以下列情况为界：
1．以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界；
2．以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界；
3．以相邻的矿井井田境界煤柱为界；
4．人为划分井田境界：煤层倾角较小，特别是近水平煤层时，用一垂直面来划分井田境界。

在倾斜或者急倾斜煤层中，沿煤层倾斜方向，常以主采煤层底板等高线为准的水平面划分井田。

根据新义井田地质资料，矿区内的煤层倾角较小，地质构造简单，故采用垂直面法来划分井田境界，确定新义井田境界如下：
本设计井田范围北起二1煤层底板标高－250m等高线，南至二1煤层－600m等高线，东以煤层露头为界，西以人为划分为界，井田东西走向长约5.6km。

倾斜长近3.0km，井田面积约17.8km2。

2.2 井田储量
矿井储量是指矿井井田边界范围内，通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量，又称矿井总储量。

它不仅反映了煤炭资源的埋藏量，还表示了煤炭的质量。

本井田采用块段法计算的各级储量，块段法是我国目前广泛使用的储量计算方法之一。

块段法是根据井田内钻孔勘探情况，由几个煤厚相近钻孔连成块段。

根据此块段的面积，煤的容重，平均煤厚计算此块段的煤的储量，再把各个经过计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量。

2.2.1矿井工业储量
矿井工业储量是勘探（精查）地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和，其中高级储量A、B级之和所占比例应符合表2－2－1的规定。

由煤层底板等高线及储量计算图上提供的资料可计算出来
表2－2－1 矿井高级储量比例
表2－2－2 矿井工业储量汇总表
2.2.2矿井设计储量
矿井设计储量为矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量。

：
s Z ＝g Z －P
式中：
Z s ——矿井设计储量； Z g ——矿井工业储量；
P ——永久煤柱损失量，可暂按工业储量的5％－7％计入，本设计取5％； 由此：
矿井设计储量Z s ＝12602×（1－5%）
＝11971.9万t
2.2.3矿井设计可采储量
矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、井下主要巷道及上、下山保护煤柱处理后乘以采区回采率的储量。

矿井设计可采储量计算公式如下：
矿井设计可采储量=（矿井设计储量－保护煤柱损失）×采区回采率
保护煤柱为：工业场地、风井场地、主要巷道保护煤柱。

因工业场地、矿井井下主要巷道等煤柱损失与井田开拓方式、采煤方法有关，其煤柱损失量待第三章井田开拓、第四章采煤方法确定后才能够确定。

为了便于利用矿井可采储量初步确定矿井井型，上述永久煤柱损失与工业场地、井下主要巷道煤柱损失等可暂按工业储量的5-7%计入。

矿井设计可采储量＝矿井设计储量×采区回采率 ＝11971.9×75% ＝8978.925（万t ）
井筒及工业场地保护煤柱留设：
按规范规定，年产1.2Mt/a 的中型矿井，工业场地占地面积指标为1.0公顷/10万吨。

故可算得工业场地的总占地面积：
S ＝1.0×1.2＝12.0公顷=1.2×10 5 m2
可知工业场地占地120000 m2，设其沿倾向边长为400m ，走向边长为300m 。

根据建筑物级别围护带宽取20m 。

又知矿区安全系数k=250，故安全深度He=make =3.5×250=875m（式中3.5m 为采高）。

由井筒深小于安全深度可知，立井井筒和工业场地只需留一个总的安全煤柱。

矿井设计可采储量为矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以带区回采率所得到的储量。

岩层移动角按以下数值选取：表土层移动角：φ＝45°；下山移动角：B ＝70°－0.7α；上山移动角：γ＝70°；走向移动角：δ＝77.5°
村庄煤柱：村庄的围护带宽度为10m ，移动角同工业场地煤柱。

井田及采区边界煤柱：井田浅部边界煤柱按防水煤柱留设，为100m ，井田边界煤柱为20m ，采区边界两侧各留设10m 煤柱。

2.3 矿井年储量及服务年限
2.3.1矿井工业制度
根据设计大纲规定以及结合矿井实际情况。

规定该设计矿井年工作日为330、、每日三班工作，两班采煤，一班准备检修。

每班工作8小时，每日净提升时间数为16小时。

2.3.2矿井服务年限
初步设定该矿井设计年产量为1.20Mt/a ，根据公式：
Z
A T K
式中：
T ——矿井服务年限，年； Z ——矿井可采储量，万吨； A ——矿井生产能力，万吨/年；
K ——储量备用系数，K=1.3～1.5，此处取1.4 由此验算服务年限如下：
8947.39
120 1.4
T =⨯ =53.3>50年
符合要求。

三．井田开拓
3.1 概述
3.1.1开拓方式选择
本井田位于新安井田深部，开采的二1煤层埋藏深度在600m～950m，埋藏深不具备斜井开拓条件，所以井筒施工方式采用立井开拓比较合理。

立井开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件的限制。

立井开拓的生产系统比较简单，运输环节少，建井周期短，能够尽快投产，实现收益。

立井的井筒短、提升能力大、对辅助提升特别有利。

对于煤层赋存较深、表土层厚、水文情况比较复杂、井筒需要特殊法施工或多水平开采急斜煤层的矿井，一般都应该采用立井开拓。

3.1.2影响立井开拓的主要因素分析
影响设计矿井开拓方式的主要因素包括精查地质报告所确定的煤层自然产状、构造要素、顶底板条件、冲积层结构、地形以及水文地质条件等。

其中以煤层赋存深浅和冲积层的水文地质条件对开拓方式的影响最大。

下面主要介绍对开拓有影响的地质因素：
1．本井田内地质属简单类型，井田范围内煤层赋存稳定，地质构造简单，无大断层。

井田内可采的二1煤层属煤尘有爆炸危险性的煤层，煤层无自燃倾向。

2．煤层赋存较深。

3．本矿煤层瓦斯涌出量大，矿井涌水量较大。

3.2 井田开拓
3.2.1井田开拓方式
由于本井田地势平坦，井田位于新安井田深部，开采的二1煤层埋藏深度在600m～950m，埋藏深不具备斜井开拓条件，所以确定采用立井开拓方式。

考虑煤层倾角较小采用条带开采能够减少投资费用。

从井田运输负担考虑把工业广场布置在井田中央比较合理。

这样可以减少运输成本。

本矿井井田走向比较长，通风阻力较大，故开凿两个个风井。

并采取中央边界式通风，初期风井位于井田东翼中央，这样可以很好的解决由于井田走向较长及工作面倾向长度太大而带来的通风问题。

根据新义井田二1煤层赋存条件和设计规范的有关规定，本井田划分为1个水平（即2个阶段）；阶段内采用带区式准备。

采煤工作面沿煤层倾向推进，即采用倾斜长壁采煤法。

水平划分及位置在后面的方案中进行详细说明。

3.2.2.井硐形式、数目及其配置
⑴．井硐型式选择
由于新义矿区处于低山丘陵区，可采煤层埋藏较深，从而确定采用立井开拓方式。

立井开拓井筒短，提升速度快，提升能力大，通风有效断面大，能够满足矿井通风的需要。

⑵．井筒数目
采用立井开拓时，一般只开凿一对提升井筒（主、副井），风井的个数应根据安全生产、通风需要和一井多用的原则合理确定。

本设计矿井为高瓦斯矿井，煤层赋存深，考虑经济因素，矿井初期可设一个风井为全矿服务，后期可另外建设一个风井，采取边界式通风。