张双楼矿1.8Mt-a的矿井设计--毕业设计.docx

山西煤炭管理干部学院成人高等教育毕业论文摘 要本设计为张双楼矿1.8 Mt/a的矿井设计。井田走向（东西）长平均约8.23km，倾向（南北）长约3.88km，井田水平面积为31.93km2。主采煤层一层，即7号煤层，平均倾角8.9，厚约5.0m。井田工业储量为226.69 Mt，可采储量172.53Mt，矿井服务年限为73.7a。矿井正常涌水量为320m3/h，最大涌水量为340 m3/h；矿井绝对瓦斯涌出量为1.84 m3/min，属低瓦斯矿井；煤层有自燃发火倾向，发火期36个月，煤尘具有爆炸危险性。开拓方案为立井两水平开采，暗斜井延深至-700m水平。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用1.5 t固定厢式矿车。设计首采区采用采区准备方式，采用一次采全厚采煤法，全部跨落法处理采空区。矿井采用中央并列式通风。通风容易时期矿井总需风量4608 m3/min，矿井通风总阻力2096 Pa，风阻0.35 Ns2/m8，等积孔2.03m2，矿井通风容易。矿井通风困难时期矿井总风量4608 m3/min，矿井通风总阻力2746 Pa，风阻0.46 Ns2/m8，等积孔1.77m2，矿井通风中等困难。关键词：立井；上下山开采；大采高；中央并列式109AbstractThe general design is about a 1.8 Mt/a underground mine design of Zhangshuanglou coal mine. Its about 8.23km on the strike and 3.88 km on the dip,with the 31.93km2total horizontal area. The minable coal seam of this mine is only 7 with an average thickness of 5.0 m and an average dip of 8.9. The proved reserves of this coal mine are 226.69 Mt and the minable reserves are 172.53 Mt, with a mine life of 73.7a.The geological condition of the mine is relatively simple. The normal mine inflow is 320m3/h and the maximum mine inflow is 340m3/h. It is bituminous coal 44 with low mine gas emission rate and coal spontaneous combustion tendency, and its a coal seam liable to explosion. The available project is vertical shaft development with two mining levels and the extension of inclined shaft go to -700m. Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, and mine car to be assistant transport.Designed first mining district makes use of the method of preparation in mining area, which uses fully-mechanized coal mining technology, and fully caving method to deal with goaf.The way of mine ventilation is centralized juxtapose ventilation.At the easy time of mine ventilation, the total air quantity is 4608 m3 per minute, the total mine ventilation resistance is 2096 Pa, the coefficient of resistance is 0.355 Ns2/m8, equivalent orifice is 2.03 m2. At the difficult time of mine ventilation, the total air quantity is about 4608 m3 per minute, the total mine ventilation resistance is 2746 Pa, the coefficient of resistance is 0.465 Ns2/m8, equivalent orifice is 1.77 m2. Keywords：shaft; up-dip and down-dip minging; large mining height; centralized juxtapose ventilation.目 录摘 要IABSTRACTIII第1章 矿井概述及井田地质特征1 1.1矿区概述1 1.1.1交通地理位置1 1.1.2地形地貌和水文情况1 1.1.3矿区经济状况2 1.1.4矿区电力供应2 1.1.5矿区的气候条件2 1.1.6地震2 1.2井田地质特征3 1.2.1井田的地形，井田的勘探程度3 1.2.2井田的地质构造、最主要的地质变动3 1.2.3井田的水文地质特征4 1.3煤层特征4 1.3.1煤层埋藏条件4 1.3.2煤层群的层数4 1.3.3煤层的围岩性质4 1.3.4煤的特征5第2章 井田境界和储量9 2.1井田境界9 2.1.1井田范围9 2.1.2开采界限9 2.1.3井田尺寸9 2.2 矿井工业储量10 2.2.1井田地质勘探10 2.2.2工业储量计算10 2.3矿井可采储量11 2.3.1安全煤柱留设原则11 2.3.2矿井永久保护煤柱损失量11 2.3.3 矿井可采储量13第3章 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限15 3.1矿井工作制度15 3.2矿井设计生产能力及服务年限15 3.2.1矿井设计生产能力15 3.2.2矿井服务年限15 3.2.3井型校核16第4章 井田开拓17 4.1井田开拓的基本问题17 4.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标17 4.1.2工业场地的位置18 4.1.3开采水平的确定及采采区划分18 4.1.4矿井开拓延深及深部开拓方案19 4.1.5开采顺序19 4.1.6方案比较19 4.2 矿井基本巷道27 4.2.1井筒27 4.2.2井底车场及硐室28 4.2.3主要开拓巷道29 4.2.4巷道支护31第5章 采区设计40 5.1煤层地质特征40 5.1.1采区煤层特征40 5.1.2煤层顶底板岩石构造情况41 5.1.3地表情况41 5.2采区巷道布置及生产系统42 5.2.1采区位置及范围34 5.2.2采煤方法及工作面长度的确定34 5.2.3煤柱尺寸的确定34 5.2.4采区巷道的联络方式34 5.2.5采区接替顺序35 5.2.6采区生产系统35 5.2.7采区生产能力及采出率36 5.3采区车场选型设计37 5.3.1确定采区车场形式37 5.3.2采区主要硐室布置38第6章 采煤方法41 6.1采煤工艺方式41 6.1.1采区煤层特征及地质条件41 6.1.2确定采煤工艺方式41 6.1.3回采工作面参数50 6.1.4回采工作面破煤、装煤方式43 6.1.5回采工作面支护方式51 6.1.6端头支护及超前支护方式47 6.1.7回采工作面正规循环作业47 6.2回采巷道布置51 6.2.1回采巷道布置方式51 6.2.2回采巷道参数51第7章 矿井运输与提升617.1矿井运输61 7.1.1概述617.1.2采区运输设备选择56 7.1.3大巷运输设备选择587.2矿井提升60 7.2.1概述617.2.2主副井提升61第8章 矿井通风及安全67 8.1矿井通风系统选择67 8.1.1矿井通风方式的确定67 8.1.2主要通风机工作方式选择68 8.2 采区及全矿所需风量69 8.2.1 采煤工作面实际需要风量69 8.2.2 掘进工作面需风量71 8.2.3硐室需风量80 8.2.4其它巷道所需风量80 8.2.5矿井总风量80 8.2.6风量分配81 8.3矿井通风总阻力计算74 8.3.1矿井通风总阻力计算原则74 8.3.2确定矿井通风容易和困难时期76 8.3.3矿井最大阻力路线76 8.3.4矿井通风阻力计算76 8.3.5矿井通风总阻力77 8.3.6总等积孔90 8.4选择矿井通风设备82 8.4.1选择主要通风机82 8.4.2电动机选型84 8.5防止特殊灾害的安全措施85 8.5.1煤尘的防治85 8.5.2预防井下火灾的措施85 8.5.3防水措施86 8.5.4瓦斯管理措施86第9章 矿井基本技术经济指标101参考文献93致 谢105第1章 矿井概述及井田地质特征1.1矿井概述1.1.1交通地理位置张双楼煤矿位于徐州市西北，距徐州市约79km，在江苏沛县安国镇境内，东距大屯煤电公司6.5km，南距沛县城16.5km，东有沛屯铁路和陇海线相连，矿区的徐沛公路北上山东，南达上海，交通甚为便利。矿区（居民点）现状由张双楼、陈庄、高庄、梅庙、梅海子、油坊口、袁庄七个自然村组成，居住总人口3461人，910户。交通位置如图1-1。图1-1 张双楼矿井交通位置图1.1.2地形地貌和水文情况本井田地表属黄泛冲积平原，地面平坦，地面标高+35+39m，地势西高东低，地表水系不发育，区内东缘微山湖，有徐沛河，南有丰沛河经京杭大运河注入微山湖。1.1.3矿区经济状况矿区工业发展迅速，已形成铸造、酿酒、缫丝、纺织、塑编、木材加工、机械制造等八大工业体系，工业产品100余种。张双楼工业园区，形成了板皮加工、塑料编织、铸造加工、机械制造四大主导产业。矿区农副产品资源丰富，有优质小麦、“无公害水稻”、“高蛋白玉米”等粮食作物7.4万亩，芸豆5000亩，黄皮洋葱1000亩、脱毒土豆1000亩、东北毛茄1000亩、越冬甘兰1000亩、大沙河无籽西瓜14000亩、优质红富干苹果4000亩、桑园5000亩。有年出栏300万羽的肉鸭养殖基地、年出栏150万羽的合同鸡养殖基地、有大型的波尔山羊养殖基地。1.1.4矿区电力供应矿井110kV主电源引自沛县220kV变电站，备用电源引自大屯110kV变电站，由110kV线路送至距矿井110kV变电站。1.1.5矿区的气候条件本区属南温带黄淮区，气象具有长江流域的过渡性质，接近北方气候特点，冬季寒冷干燥，夏季炎热多雨，春季有干旱及寒潮、霜冻等自然灾害，但四季分明，气候温和。降水量：年平均降水量811.7mm，最大年降水量1178.9mm，最小年降水量550mm，降水多集中于7、8、9月份，占全年降水量的5070%，1、2、3月份为枯水季节。蒸发量：年平均蒸发量1873.5mm，年最小蒸发量1273.9mm。气 温：年平均气温13.8 ，最高气温40.7 ，最低气温-21.3 。1.1.6地震自公元462年以来，根据不完全统计，本区共记载有感地震30余次，其中影响较大的有1968年7月25日山东莒县郯城8.5 级地震，1937年8月1日山东菏泽7级地震等。本区属于华北地震区，据郯庐断裂100余公里，该断裂为一长期活动的断裂带，亦为强地震带，郯城至新沂一带具有发生强地震的地质构造背景。1.2井田地质特征1.2.1井田的地形，井田的勘探程度本区位于华北陆台之东南部，在大地构造上处于鲁西穹折带（鲁西台凸）的西侧，与徐蚌凹折带（徐州台凹）相邻。区内地形平坦，出露地层极少，仅在局部地区有前震旦系、寒武系、奥陶系等地层零星出露。区域地层在前震旦纪的结晶基底上沉积了震旦系、寒武系、奥陶系、石炭二迭系、侏罗白垩系及新生代地层。在区域构造上位于两个不同的构造单元联结处（鲁西穹折带与徐蚌凹折带之间），前者以一系列接近经向和纬向的断裂为主，间有宽缓的短轴褶皱，后者以一系列北东向的紧密向斜、背斜相间而成。本区的岩浆岩活动自老至新大致分为三期：即吕梁期花岗岩、燕山期中基性岩侵入以及喜马拉雅期的玄武岩流，在煤系中以燕山期侵入体为主。综合地质柱状图如图1-2。图1-2 综合地质柱状图1.2.2井田的地质构造、最主要的地质变动井田内地层走向、倾向、倾角，褶曲、断层的总体发育规律等方面如下：区内呈单斜构造，局部发育有次级背向斜，地层倾角变化不大，大致有一条正断层，局部遭受岩浆侵入的影响，属中等。本区地层属华北型，煤系地层为石炭、二迭系，均为第四系或侏罗-白垩系所覆盖。区内揭露的地层有奥陶系下统肖县组（未揭穿）、马家沟组，奥陶系中统阁庄组、八陡组，石炭系中统本溪组，石炭系上统太原组，二迭系下统山西组和下石盒子组，二迭系上统上石盒子组，侏罗-白垩系，第四系。构造：张双楼井田是一个完整的地质构造单元，为一倾向NW，走向略有变化的单斜构造，地层倾角一般在712。张双楼井田隶属于丰沛煤田，地质构造特征受区域构造运动所控制，丰沛煤田构造特征（模式）是在特定环境中，由不同时期、不同方向张力的相继作用，造成他们即继承又转化，即断陷又隆升的伸展构造格局。F1正断层，走向近EW向，倾向NS，倾角4560，落差4060m，延展9800m，西部落差较大60m，而东部落差较小40m，被F1断层切割，控制可靠。1.2.3井田的水文地质特征张双楼地区基岩含水层，包括煤系地层含水层和奥陶系灰岩水层均有隐伏露头，即为第四系地层直接覆盖。虽然各含水层是来自大气降水入渗，且第四系第一段砂岩层含水量较大，但第四系下部有一层厚达14.4m的粘土隔水层段，底砾层多为砂泥质充填，含水性小，故其顶部可视为弱水边界。矿井的历年涌水量的变化范围为20340m3/h，水文地质属于简单型，全井田最大涌水量为340m3/h，正常涌水量为320m3/h。1.3煤层特征1.3.1煤层埋藏条件走向：东西走向。倾向：北偏西。倾角及其变化：712。煤层的露头深度：-211m。风化带深度：-218m。1.3.2煤层群的层数本区主要含煤地层为石炭二迭系，其中：石炭系太原组（C3t）、二迭系山西组（P11），总厚度272m，含煤16层，平均累计厚度9.30m，含煤系数3.40%。含主要可采煤层1层，平均总厚度5.0m。1.3.3煤层的围岩性质 7煤顶板多为泥岩、砂泥岩，底板多为灰色粉砂岩。煤层顶底板具体情况见表1-1。表1-1 煤层顶底板情况一览表顶底板名称岩石名称厚度(m)特性描述基本顶细砂岩8.57浅灰浅灰白色，有厚脉栉羊齿化石。直接顶砂泥岩4.55灰色，含长椭圆形楔叶化石。直接底砂泥岩4.19深灰色，含少量动物化石及黄铁矿，偶夹钙质透镜体。基本底细砂岩24.69灰白色，致密坚硬，以石英长石为主，钙质胶结，斜层理为主。1.3.4煤的特征本区7煤呈油脂半暗淡光泽，鳞片状及厚薄不等的条带状结构，硬度IIIII，内生裂隙发育，性脆易碎，为光亮半暗型煤。7煤容重测定值1.311.55，煤矿采用1.42。煤质稳定，各主要指标变化很小，为中变质程度的气肥煤。可作为电力、船舶、锅炉用煤及其它工业用煤，并且可作为良好的炼焦配煤。煤层具体特征见表1-2、1-3。表1-2 煤层特征表煤 层 厚 度4.85.2 m，加权平均厚度为5.0 m，为厚煤层煤 层 倾 角712，平均8.9，为缓倾斜煤层煤层硬度系数f2.3表1-3主要煤质指标分级一览表煤层精煤挥发份原煤灰分原煤含硫原煤发热量粘结性数码Ad熔融性738.15中灰高难溶特低中高中等44 瓦斯：区内先后共采集了10个瓦斯钻孔，瓦斯含量测定成果见表1-4和表1-5。全矿井相对瓦斯涌出量0.77m3/(td)，按照煤矿安全规程规定，日产一t煤瓦斯涌出量在10m3以下的矿井为低瓦斯矿井，本矿为低瓦斯矿井。煤尘：本区综采，机掘的最大最小煤尘浓度和平均浓度为337.8mg/m3、136.8mg/m3、189.4mg/m3，煤尘爆炸性指数在43%左右，均属于有煤尘爆炸危险性煤层。表1-4可采煤层钻孔瓦斯含量测定成果统计表煤层CH4(m3/g)C02(m3/g)N2(m3/g)C2H6(m3/g)备注70.10.1691.740.507(7)0.01表1-5 可采煤层钻孔瓦斯自然成分统计表煤层CH4(%)C02(%)N2(%)C2H6(%)备注72.941.744.11(2)10.650.4526.21(8)44.2889.3572.75(8)0.05煤的自燃倾向：区内共采取5个煤层自燃倾向试验样本，煤层自燃倾向试验成果见表1-6。表1-6 煤层自燃倾向试验成果表煤层采样点数T1T2T3T(1-3)煤的自燃倾向系数75336370346(5)327343332(5)319339327(5)94420(5)不易自燃井田内煤层的自然发火期一般为36个月，为不易自燃煤层。地温：井田内在地面进行了10个地质钻孔的测温工作，其中近似稳态测温孔2个，其它均为简易测温孔。地温梯度及相同深度岩温对比见表1-7。表1-7 地温梯度及相同深度岩温对比表深度-300 m地温()-500 m地温()-800 m地温()-1000 m地温()地温梯度(/100 m)地温率(m/)变化范围21.823.524.025.727.429.129.631.32.252.8136.644.3平均23.024.828.130.81.1239.8第2章 井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田范围东部边界：东起F1大断层；西部边界：由第1勘探线控制；南部边界：由第9勘探线控制；北部边界：北到-800m水平7煤层底板等高线。2.1.2开采界限井田内含煤地层为上石炭统太原群及下二叠统山西组，总厚123.38m，含煤4层。可采煤层1层，为7号煤层。矿井设计只针对7号煤层。下部边界：7号煤层以下无可采煤层。2.1.3井田尺寸井田的走向最大长度为8.234km，最小长度为8.229km，平均长度为8.231km。井田倾斜方向的最大长度为3.976km，最小长度为3.782km，平均长度为3.879km。煤层的倾角最大为12，最小为7，平均为8.9。井田的水平面积按下式计算： （2-1） 式中： S井田的水平面积，m2；H井田的平均水平宽度，m；L井田的平均走向长度，m。井田的水平面积为：井田赋存状况示意图如图2-1。图2-1井田赋存状况图2.2 矿井工业储量2.2.1井田地质勘探井田南部钻孔分布均匀，地质勘探类型为精查，北部的东半部分钻孔分布均匀，为详细勘探区，西半部钻孔较少，为普查区。井田内断层南部以及断层北部东大半部分属111b-1级储量，断层附近及露头附近属122b级储量，其它区域为111b-2级储量。高级储量占94.15%，符合煤炭工业设计规范要求。7号煤层最小可采厚度为4.8m，最大可采厚度为5.2m，平均5.0m。2.2.2工业储量计算根据地质勘探情况，将矿体划分为11个块段，在各块段范围内，用算术平均法求得每个块段的储量，煤层总储量即为各块段储量之和。块段划分如图2-2。各块储量计算见表2-1。图2-2 井田块段划分图表2-1 井田块段储量计算表块段标号等级倾角()平均厚度(m)容重(t/m3)面积(m2)储量(Mt)K1111b-18.555.01.424021256.428.5509K210.015.01.423013260.321.3941K37.805.01.422928132.020.7897K47.525.01.423052104.021.6699K510.015.01.425016389.435.6164K68.555.01.424399694.031.2378K7111b-28.955.01.423473213.424.6598K88.245.01.424155325.429.5028K9122b9.415.01.42226080.11.6052K107.765.01.42820901.85.8284K1111.295.01.42821692.25.8340总面积31928049.0总储量226.68912.3矿井可采储量2.3.1安全煤柱留设原则1工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱；2各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩层移动角确定工业场地、村庄煤柱。岩层移动角为75，表土层移动角为40；3维护带宽度：风井场地20m，其它15m；4断层煤柱宽度50m，井田境界煤柱宽度为20m；2.3.2矿井永久保护煤柱损失量1井田边界保护煤柱井田边界保护煤柱留设40m宽，则井田边界保护煤柱损失量为3.440Mt。2断层保护煤柱断层F1煤柱留设50m宽，则断层保护煤柱损失量为：4.003Mt。3工业广场保护煤柱本矿井设计生产能力为1.80Mt/a，取工业广场的尺寸为400m500m的长方形。工业广场所在位置煤层倾角为8.9，其中心处埋藏深度为-450m，该处表土层厚度为70m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按级保护留维护带，宽度为15 m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-2。表2-2 岩层移动角广场中心深度(m)煤层倾角()煤层厚度(m)冲积层厚度(m)()()()()-4508.95.07040757568由此根据上述已知条件，画出如图2-3所示的工业广场保护煤柱的尺寸：图2-3 工业广场保护煤柱由图可得出保护煤柱的尺寸为： S=(上宽+下宽)高/(2cos8.9) (2-2) =(1051+984)868/(2cos8.9) =0.893953 (km2)则工业广场的保护煤柱量为： (2-3)式中：Zi工业广场煤柱量，Mt； M煤层平均厚度，m； S工业广场压煤面，0.894 km2。Zi8939535.01.42=6.3471 (Mt)4井筒保护煤柱主、副井井筒保护煤柱在工业广场保护煤柱范围内故井筒保护煤柱损失量为0。风井布置在工业广场中心，煤柱损失为0，见表2-3。 表2-3 保护煤柱损失量煤 柱 类 型储量(Mt)井田边界保护煤柱3.440断层保护煤柱4.0033工业广场保护煤柱6.3471井筒保护煤柱0合 计13.78962.3.3 矿井可采储量 矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算： （2-4）式中：Zk矿井可采储量，Mt；P保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，Mt；C采区采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85；地方小煤矿不小于0.7。Zk =(226.6891-18.0121)0.8=172.5278(Mt)矿井储量汇总表见表2-4。表2-4 矿井储量汇总表煤层工业储量（Mt）111b/（111b+122b）永久煤柱损失(Mt)设计开采损失（Mt）矿井设计储量（Mt）设计可采储量（Mt）111b-1111b-2122b7161.2054.8213.4394.15%13.7943.17215.66172.53第3章 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矿井设计规范规定，确定矿井设计年工作日为330d，工作制度采用“三八制”，每天三班作业，二班生产，一班准备，每班工作8h。矿井每昼夜净提升时间为16h。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井设计生产能力张双楼井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，断层褶曲少，倾角小，厚度变化不大，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，煤质为优质气肥煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井。确定张双楼矿井设计生产能力为1.8Mt/a。3.2.2矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为： （3-1）式中：T矿井服务年限，a； Zk矿井可采储量，Mt； A设计生产能力，Mt； K矿井储量备用系数，取1.3。则矿井服务年限为：T=172.53/(1.81.3)=73.7(a)符合煤炭工业矿井设计规范要求。第一水平矿井保护煤柱损失见表2-3。第一水平工业储量为101.0540Mt，所以第一水平服务年限为：=(101.054-10.0027)0.8/(1.31.8)=31.3 (a)符合煤炭工业矿井设计规范要求。3.2.3井型校核按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：1煤层开采能力井田内7煤平均厚度5.0m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个大采高工作面保产。2辅助生产环节的能力校核矿井设计为大型矿井，主立井采用箕斗运煤，副立井采用罐笼辅助运输，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经平巷胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，再经主立井提升至地面，运输能力大，自动化程度高。副井运输采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用架线电机车运输，运输能力大，调度方便灵活。3通风安全条件的校核矿井煤尘具有爆炸危险性，瓦斯涌出量小，属低瓦斯矿井。矿井采用中央并列式通风，可以满足通风需要。4矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足煤炭工业矿井设计规范要求。第4章 井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：1贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。2合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。3合理开发国家资源，减少煤炭损失。4必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。5要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。4.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延深施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带输送机有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长、辅助提升能力小，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。本矿井煤层倾角小，平均8.9，为缓倾斜煤层；水文地质情况比较简单，涌水量小；地势平坦，只能采用立井开拓。4.1.2工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部。工业场地的形状和面积：根据工业场地占地面积规定，0.61.1公顷/10万t，确定地面工业场地的占地面积为20公顷，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为500m，宽为400m。4.1.3开采水平的确定及采采区划分本矿井煤层露头标高为-211m，煤层埋藏最深处达-800m，垂直高度达589m，根据煤炭工业矿井设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200350m，因此必须采用多水平开采，由于本矿被井田中央走向大断层划分为南北两部分，其中任何一部分均不能划分为两个阶段，结合阶段斜长考虑，决定本井田划分为两个水平，阶段垂高在200300m之间变化。井田主采煤层为7煤层，7号煤层平缓，倾角为712，平均为8.9，为缓倾斜煤层，一水平由于断层影响，并且煤层褶皱比较大，大巷布置困难，若采用带区开采需设置辅助水平，生产系统复杂，因此选择采用采区准备方式。二水平经过经济比较后再确定开采方式。4.1.4矿井开拓延深及深部开拓方案本矿井开拓延深可考虑以下二种方案：双立井延深；双暗斜井延深。双立井延深：采用双立井延深时可充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单一，转运环节少，经营费低，管理较方便。但采用这种方法延深时，原有井筒同时担任生产和延深任务，施工与生产相互干扰，立井接井时技术难度大，矿井将短期停产；延深两个井筒施工组织复杂，为延深井筒需要掘进一些临时工程，延深后提升长度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。暗斜井延深：采用两个暗斜井延深时，暗斜井立井内铺设胶带输送机，系统较简单且运输能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延深相互干扰少。其缺点是增加了提升、运输环节和设备，通风系统较复杂。4.1.5开采顺序本井田开采顺序为先开采第一水平，再开采第二水平；采区内回采顺序：采用后退式，即由采区边界向采区上山推进。4.1.6方案比较1提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：立井两水平开采，暗斜井延深至-700m水平，岩石大巷，如图4-1。方案二：立井两水平开采，立井延深至-700m水平，岩石大巷，如图4-1。方案三：立井两水平开采，暗斜井延深至-820m水平，岩石大巷，如图4-1。方案四：立井两水平开采，立井延深至-820m水平，岩石大巷，如图4-1。所提四个方案水平数目均相同，区别在于井筒延深形式和工作面布置以及由此及起的部分基建、生产费用不同。2经济比较方案有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果，分别计算汇总于下列表中：见表4-1、表4-2、表4-3、表4-4、表4-5和表4-6。方案1与方案2的区别在于二水平延深是暗斜井延深还是立井延深，两方案生产系统都比较简单可靠，相同的立井开凿和井底车场开凿费用没有比较。比较结果是方案1在经济上优势十分明显，并且方案1是暗斜井延深，不干扰现行矿井的正常生产，因此选择方案1。方案3与方案4的区别也仅在于二水平延深是暗斜井延深还是立井延深，两方案生产系统都比较简单可靠，相同的立井开凿和井底车场开凿费用没有比较。比较结果是方案3在经济上优势十分明显，因此选择方案3。方案1和方案3比较，方案1和方案3的初期建井费用相同，但方案3的基建费用和生产经营费用分别比方案1高出11.4%和6.3%，总费用也比方案1高出6.8%，方案3第二水平采用带区布置，生产系统简单，投产快。并且向下俯采，适合本井田的大采高开采，但斜井运输和石门运输折返费用比较高，带区开采的优势不明显，经过经济比较后，并且结合本矿的实际条件，选择方案1。在上述经济比较中需要说明以下几点：(1) 两方案中，第一水平的大巷布置及工作面划分完全一致，因此由此产生的基建费用和生产经营费用相同，在所有四个方案中均不比较第一水平的各种费用，只比较第二水平。(2) 方案1、3的区别仅在于方案1通过暗斜井延深至-700m水平，第二水平采用采区上下山开采，方案3通过暗斜井延深至-820m水平，第二水平采用带区开采。因方案1和方案3的井底车场、石门、运输轨道大巷均布置在坚硬的岩层中，；至于方案3回风大巷，布置在煤层中，但仅承担回风作用，不用作辅助运输，维护费用低，也不比较。(3) 立井、大巷、石门及采区上下山的辅助运输费用均按占运输费用的20%进行估算。综上所述：综合经济、技术和安全三方面的考虑，方案1是最优方案，即该设计宜选用立井开拓一水平，暗斜井延深开拓二水平的开采方案。本矿采用立井两水平开采，暗斜井延深至-700m水平，大巷均为岩巷，且平行布置。全矿第一水平和第二水平开采均采用采区准备方式，并且采区为两翼布置。大巷布置和各采区分布位置见矿井开拓平面图。图4-1 开拓方案图表4-1 各方案粗略估算费用表(单位：万元)方案一方案二基建费用暗斜井开凿966105010-4966115010-4101.43111.09立井开凿2250300010-4150.00石门283680010-4133.76石门2177880010-4284.48井底车场80090010-472.00井底车场100090010-490.00小计418.28小计524.48生产费用 立井提升1.215650.7750.4880.857790.33立井提升1.215650.7750.7380.8511281.28暗斜井提升1.29059.60.9660.485040.91暗斜井提升00石门运输1.29059.60.8360.3813462.75石门运输1.29059.61.7780.3817364.56排水3402436526.80.152510-41217.27排水3402436526.80.152510-41217.27小计17511.26小计19863.11合计费用(万元)17929.54费用(万元)20387.59百分率100.0%百分率113.7%方案三方案四基建费用暗斜井开凿1430105010-41430115010-4150.15164.45立井开凿2370300010-4220.00石门2121480010-4194.24石门2264380010-4422.88斜井车场80090010-472.00立井车场100090010-490.00小计580.84小计732.88暗斜井提升1.29059.61.430.487462.21斜井提升00石门运输1.29059.61.2140.3815028.45石门运输1.29059.62.6430.3819347.44排水3402436526.80.152510-41217.27排水3402436526.80.152510-41217.27小计21498.26小计24361.64合计费用(万元)22079.10费用(万元)25194.52百分率100.0%百分率114.1%表4-2 建井工程量 (单位：m)项目方案一方案三初期主井井筒488+30488+30副井井筒488+15488+15井底车场10001000运输轨道大巷2163621636后期斜井井筒296621430井底车场800800主石门283621214回风大巷08067运输轨道大巷2(1864+4093)2(1864+8150)东部双翼采区上下山221630西部双翼采区上下山220760采区车场2110100表4-3 生产经营工程量 (单位：m)项目方案一方案三运输提升/万tkm工程量工程量大巷和石门运输1.29059.6(2.047+0.836)31331.72大巷和石门运输1.29059.6(2.075+1.214)35756.43斜井提升1.29059.60.96610501.89斜井提升1.29059.61.4313546.27立井提升1.29059.60.4885305.30立井提升1.29059.60.4885305.30维护采区上山(万am)1.22(2163+2076)0.488209.93维护采区上山(万am)0.000排水(万m3)3402436530.18964.98排水(万m3)3402436530.18964.98表4-4 建井费用表项目方案一方案三工程量(m)单价(元/m)费用(万元)工程量(m)单价(元/m)费用(万元)初期主井井筒5183000155.405183000155.40副井井筒5033000150.905033000150.90井底车场100090090.00100090090.00运输轨道大巷32728002