徐州矿务局张双楼煤矿180万吨新井设计 采矿工程专业毕业论文

中国矿业大学毕业设计说明书 第149页摘 要本设计包括三部分：一般部分，专题部分，翻译部分。一般部分为徐州矿务局张双楼煤矿180万吨新井设计，共分十章：矿井概述及井田地质特征，井田境界和储量，矿井工作制度、设计生产能力及服务年限，井田开拓，准备方式采区巷道布置，采煤方法，井下运输，矿井提升，矿井通风及矿井基本技术经济指标。张双楼矿区位于距离徐州市区北约77.5千米，矿区对外交通便利。区内地势较为平坦，井田走向长度10.7千米，倾斜方向长2.7千米。面积为29.4平方千米。井田可采煤层自上而下为7#，9#。厚度分别为2.47米，3.33米，7#与9#煤层相距30.5米。煤层倾角平均为20度。井田可采储量为16471.7万吨，新井设计生产能力为180万吨/年，服务年限为65.4年。张双楼煤矿矿井工作制度为“三八”制，两工作面保产。开拓方式为立井两水平开拓，水平标高分别为-600，-950。矿井主井采用箕斗提煤，副井采用罐笼作为辅助提升。工作面采用走向长壁采煤法，采用集中布置，工作面长180米，采煤工艺为综采。矿井运煤在大巷中采用3吨底卸式矿车运输，辅助运输采用1.5吨固定式矿车运输。矿井采用两翼对角式通风，主扇工作方式为抽出式。专题部分提出了煤矿绿色开采的概念，阐述了它的内涵和技术体系。翻译部分列举了在改进矿山安全及采矿机械可靠性的几项工作。即(1) 6千伏中性点不接地系统有选择性的漏电保护；(2) 矿井沼气的检测及断电保护；(3) 井下静电危险的保护；(4) 采煤机电动机可靠性的研究；(5) 采掘机械可靠性的试验和改进。AbstractThis design contains three parts: the general part, the special part and the translated part. The general part is a new design of ZhangShuanglou mine belongs to XuZhou mining bureau whose production capacity is 1800 kt per year .It has ten chapters as follows: the outline of mine and mine field geology, boundary and reserves, working system and productive capacity and service life, development method of the mine, the main roadways, coal mining method and layout or roadways in working area, transportation of underground, mine lifting, mine ventilation and safety, main techniqueeconomic induces.The ZhangShuanglou mine filed lies in the north of XuZhou about 77.5 kilometers .The transportation is convenient and the geological condition is simply .It covers 29.4square kilometers. The boundary of the minefield run 10.7 kilometers on the strike and the pitch length is 2.7 kilometers. The two layers of seams are 7# and 9# coal. The thickness of 7# coal is 2.47 meters; 9# coal is 3.33 meters the distance between these two seams is 30.5 meters. The average angle of the coal seams is 20 degrees. The accessible reserves of the minefield are 164.717Mt.The design production capacity is 1800 kt per year. The service life is 65.4 years. The working system is “3-8”. Two productive places meet the requirement. The mode of development about the mine is shaft development. The mine has two levels, the first level locates in the level of 600meters, the second in the level of 950meters.The main shaft uses skip hoisting and the auxiliary shaft adopts cage hoisting. The working face adopts long wall retreating to the strike; its length is 250 meters. The technology of the working face is the full-mechanized mining. 3t rocker bottom car is used chiefly to transport coal, the auxiliary transportation uses 1.5t solid car .The ventilation style is two-way transverse ventilation, and the main fans working style is exhausting ventilation.The special part explores and discuss the concept of green technique in coal mining. The transportation part tells some of our efforts on the important of mining safety and the reliabilities of mining machineries. They are: (1) The selective earth leakage protection of 6 KV underground power supply system with insulated neutral ; (2) The detection of mine methane and power supply tripping device; (3) The protection against the hazard of underground static electric charge; (4) The research of reliability of the shearer motor; (5) The test and improvements of the reliabilities of mining machineries.目 录一般部分 6第一章 矿井概述及井田地质特征 7第一节 矿井概述7第二节 井田地质特征 8第三节 煤层特征 13第二章 井田境界和储量 15第一节 井田境界 15第二节 矿井工业储量 16第三节 矿井可采储量 17第三章 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 20第一节 矿井工作制度 20第二节 矿井设计生产能力及服务年限 20第四章 井田开拓22第一节 井田开拓的基本问题 22第二节 矿井基本巷道 32第五章 准备方式采区巷道布置 40第一节 煤层地质特征 40第二节 采区巷道布置及生产系统41第三节 采区车场选型设计 43第六章 采煤方法 46第一节 采煤工艺方式 46 第二节 回采巷道布置55第七章 井下运输 57第一节 概述57第二节 采区运输设备的选择 58第三节 大巷运输设备的选择 63第八章 矿井提升 65第一节 概述 65第二节 主副井提升 65第九章 矿井通风设计 68第一节 矿井通风系统选择 68第二节 采区及全矿所需风量 72第三节 通风阻力 77第四节 选择矿井通风设备 88第五节 井下灾害预防 94第十章 设计矿井基本的技术经济指标 96专题部分 98煤矿绿色开采的关键技术 99翻译部分 118Some of our efforts on the improvement of mining safety and the reliabilities of mining machineries 119在改进矿山安全及采矿机械可靠性的几项工作131主要参考书目 141一般部分第一章 矿区概述及井田地质特征第一节 矿区概述一、矿区地理位置、地形特点和交通条件概述张双楼矿井位于大屯矿区的西侧。矿井井口东距矿区生产服务中心(即指挥部)6.5公里，而井田中心距指挥部为8.7公里。西距丰县城32公里，南距沛县城16.5公里，距徐州77.5公里。矿区地形平坦，地势西高东低，比差以三千分之一到五千分之一坡向微山湖。地面标高37.0039.00米。 矿区地震烈度，经中国科学院中南大地构造研究室及南京地震大队确认为七度。矿井东有沛龙公路，南有丰沛公路，由指挥部至矿井井口的公路于一九七二年建成。位于井田东侧的徐沛铁路沛屯编号站早于一九七一年建成通车。二、 矿区气候条件和水文情况矿区气候属华北类黄河南区。年平均降雨量为799.4毫米，年平均气温13.9，年极端最低气温-21.3，年极端最高气温40.7。土地最大冻结深度29毫米，冻结期在十一月上旬至翌年三月下旬。风向频率全年多为东南偏东风，四季风向变化较大，春夏多东南风，秋冬多偏北风，年平均风速3.3米秒，最大风速20米秒。 地表水系不发育，仅有几条南北灌溉总沟，东北灌溉小渠。在井田西部20勘探线的间歇性河流大沙河是井田唯一的地表水体。承担废黄河滩地来水，流域面积较大，枯水期干涸，雨季导黄河水至龙固集附近注入昭阳湖。不过由于矿井地势较高，洪水危害不大。 图1-1-1 张双楼矿交通地理位置图 第二节 井田地质特征一、井田地形地势以及井田的勘探程度区内地势平坦，地势西高东低，比差以三千分之一到五千分之一坡向微山湖，地面标高37.00-39.00m。全区经过普查、详查、精查勘探及使用综合勘探的精查补充勘探后，使完成勘探线21条，平均间隔500m；钻孔119个，共计工程量为40639.57m，其中水文钻孔6个，共计工程量为3732.65m。根据勘探情况，矿区的地质条件以基本清楚。二、井田煤系地层概述（见图1-2-1地质综合柱状图）本区以冲积物为主的第四纪广泛分布，不见基岩出露，经钻探工作探明，地层由老至新叙述如下：1、中奥陶马家沟组：有四孔探至此层，均为穿全厚，揭示最大厚度为20.84m，为灰-浅灰色石灰岩。2 、中石炭统本溪组：有12孔探至此层，4孔穿透，平均厚28.61m，为海陆交替相沉积，中上部为灰-灰黑色之石灰岩，致密坚硬。下部为紫红色铝土质泥岩，粘土岩，底部为铁质泥岩。3、上石炭统太原群：有10孔穿过，为本区主要含煤地层之一，分布全区，层位厚度稳定，平均厚167.31m，标志层明显，属海陆交替相沉积，由石灰岩，砂质泥岩，泥岩，少量砂岩及煤层组成，共见灰岩15层，占21%，已编号的煤层11层，含煤系数2%，故煤层多而薄。均未达到可采。沉积规律是地壳升降幅度小，多旋回性，致使海陆交替出现。4 、下二迭统山西组：有39孔穿过，为主要含煤地层，厚79.88-143.45m，平均厚104.45m，由灰-深灰色砂岩，灰黑色泥岩，砂质泥岩与7，9号煤组成，含煤系数6%，7煤以上有一层发育较好的层位比较稳定的灰白色长石、石灰砂岩组成，9煤至山西组底界一般10m左右，多为灰色细砂岩，与下伏太原群顶部的海相泥岩呈正合接触。5、上二迭统石合子组：地层厚171.67-417.41m，岩性为泥岩、砂质泥岩、砂岩和1-4层煤线组成，煤均为不可采。6、白垩侏罗系：有19孔穿过，揭露厚度17-407m，中上部由紫红色粉砂岩、细砂岩，夹数层灰绿色砾岩及砂质泥岩组成，主要为钙质胶结。底部为猪肝色，紫红色砾岩层，砾石以石英岩，石灰岩，燧石组成，分选性差，砾径1-5公分，由泥质、粉砂质胶结，致密坚硬。与下伏呈不正合接触。7、第三系：取芯片并探到化石的钻孔只有Z52孔，岩性凝灰质泥岩，本区内可能赋存本系地层。 8、第四系：由粘土、砂质粘土、粘土质砂、砂层、砂砾及底部的部分砾石等松散物组成，厚度变化大，189304.90m，平均242.32m，东薄西厚，含粉砂量亦向西渐增。三、井田地质构造及特征1、本井田为一倾向NW,走向略变化的单斜构造，地层顷角一般在18350左右，井田内以张姓断层4条，火成岩张性断裂侵入煤层，局部使煤层变为天然焦，侵入最高层位为山西组7煤，地震控制尖灭区一个。2、主要断层特征（表1-2-1）：3、火成岩侵入情况：井田岩浆岩活动主要表现在燕山晚期，以基性岩为主, 岩浆岩侵入以F1断裂为主要通道，呈岩床或岩脉侵入到煤系地层之中,钻孔揭露岩浆岩侵入最高层位为四灰底，对太原组煤层有着一定的破坏作用。该火成岩两端有外延的趋势。经钻孔揭露的有4个钻孔（7526、32、31、012）岩浆岩侵入到21煤，使煤层变成天然焦，主要分布在4勘探线以东。侵入到17煤层的有23个钻孔揭露，使煤层变为天然焦或局部侵蚀，主要分布在39及1316勘探线之间，侵入到煤系地层的岩浆岩有斜闪煌斑岩、闪长岩、安山岩等。断层特征一览表 （表1-2-1）序号断层号性质产 状长度 （m）落差 (m)可靠 程度走向倾向倾角（）1F1正N40ESE7045001000可靠2F2正EW-NWS-SW65540065-110可靠3F2-1正N30ESE5580050可靠4F3正NEN85208060较可靠5F4逆N60ESE55200017-60可靠4、 7煤、9煤基本不受断层影响，只有局部受到火成岩的侵入，影响也较小。只有在912勘探线中部出现无煤带，且七煤区域小，9煤区域远远大于七煤。除此之外，7煤、9煤厚度均匀，七煤平均厚2.47m，9煤厚3.33m。煤层间距变化不大，平均间距30m。四、矿井水文地质特征本井田含水层与隔水层，自上而下为：1 第四系：两极厚度189304.9m ，平均242.32米，自东向西逐渐变厚，1017勘探线地形起伏较大。根据岩性，地质分为四个分层：第一层：厚98米，为现代黄河泛滥相，中部为湖相没有粘土、砂质粘土、粘土质砂、细中砂组成，局部微含砾，粘性土富含水水位埋深浅，为矿区水水源之一，Q2040立方米/时，硬度1426度，据沛城井田资料：水位34.35米，单位涌水量1.03公斤/秒米，渗透系数12.79米/日。第二层：为冲积，湖积相。由细中粗砂岩及粘土砂、砂质粘土、粘土互层组成，厚80米，本层共有砂层46层，平均厚43米，砂层厚，富含空隙承压水，根据Q1孔资料，渗透系数2.106米/日。第三层：为湖积，冲积相，以粘土和砂质粘土为主。厚度1993米，平均为52米其中粘性土平均为46米，从东向西变厚。经Z25孔抽水，第二层与第三层间无水力联系，为第四纪下部良好的隔水层。在7煤露头处与本层厚度在4060米以上。第四层：为河床相，习惯称为底砾层，以砂砾，砾石为主，间夹稳定粘土12层，厚0-39米，砾石直径24毫米，大者超过5厘米，滚圆度好，含较富质孔隙承压水，含水层厚度029.75米，平均9.07米。2 侏罗白垩系：相当于大屯井田所规划位之中下部位，本层仅于75-29孔浅部风化带中发现漏水。3 石合子组：有20个孔发现漏水33，其中大部分漏于浅部风化裂隙带及构造裂隙带中，区域资料含水性较弱。4 山西组：7煤上部有平均厚19米的砂岩，钻进中有两孔漏水，据抽水资料含水性微弱，7煤下部单位涌水量和渗透系数近似于零，基本无水。5 太原群：含石灰岩15层，较稳定10层，其中4，8，9，12灰岩溶洞裂隙相对发育，含溶洞裂隙承压水。第4灰岩厚8米，300米以上溶洞裂隙普遍发育，全部漏水，水位33.32米，单位涌水量0.403公升/秒米，渗透系数6.35米/日，上下于可采煤层间距军大于40米，在正常情况下对煤层开采无影响，其它灰岩只对深部17煤，21煤有影响。不予考虑。五、矿井涌水量经精查补充勘探资料计算并参照相邻矿井实际涌水量资料，根据补充地质报告审查意见；本矿井正常涌水量为200m3/h,最大涌水量为500m3/h。第三节 煤层特征一、 可采煤层特征本井田可采煤层共两层,自上而下依次为山西组7、9煤，总厚度为平均5.8m煤层厚度及间距变化小，其中7煤平均厚度2.47m，9煤3.33m，煤层间距平均30.5m，倾向西北，走向东北西南，煤层倾角较大1535。顶底半均属稳定。其可采煤层特征见下表：可采煤层特征表 表1-3-1煤层号厚度（m）顶板岩性底板岩性层间距（m）最小最大最小最大平均平均72.022.86砂质泥岩、泥岩、粉、细砂岩砂质泥岩、泥岩、细砂岩2.4723.7742.0492.873.56泥岩、中、细砂岩砂质泥岩、泥岩、细砂岩30.53.33二、地温井温测定如下：井温测定表 表1-3-3孔深（m）6007008009001000温度（C）25.426.7283033根据资料数据可知由于矿井开采深度大，温度过高，所以应在深部开采时应采取相应的降温措施。三、煤特征1煤的容重：经过化验分析得出7煤为1.36T/m3，9煤为1.37T/m3。硬度中硬,普氏硬度为23。2煤质及其类别：本区煤质稳定，根据井田内各煤层挥发份、粘结指数、胶质层最大厚度，结合中国煤炭分类国家标准（GB575286），对照中国煤炭分类简表，山西组7、9煤属气煤，为中硫低灰分。其煤质分析见下表：各煤层的煤类及主要煤质指标 表1-3-2煤层煤类原煤工业分析精煤工业分析AdVdaf (%)Qnet.ad(MJ/Kg)St.dAdVdaf(%)Qnet.ad(MJ/Kg)St.d7气煤17.9437.8626.330.656.8338.1530.680.529气煤13.2636.0429.510.765.5537.1231.680.653 瓦斯及煤尘含量：区内各主要可采煤层CH4平均含量为0.0390.124cm3/g可燃质；CO2各煤层平均含量为0.3460.503cm3/g可燃质。各主要可采煤层瓦斯自然成分以N2为主占64.9177.24；CO2次之，19.2833.62，CH4含量仅占3.389.11。全矿井相对瓦斯涌出量为1.0（m3/t.d），绝对瓦斯涌出量为3.73（m3/min），根据2001版煤矿安全规程，本矿井应属低瓦斯矿井。各煤层仰制煤尘爆炸最低岩粉量均在80以上，均属于有煤尘爆炸危险性煤层。因此生产设计中应注意做好洒水及其它的防范工作。4 煤的自燃性：区内7 煤9煤均属于易于自然的煤层，所以设计中应该提高采掘速度，合理安排回采与掘进的配合，尽量减少煤巷空闲情况的出现，采空区要求封闭严实，以防止煤的自燃。第二章 井田境界和储量第一节 井田境界一、井田境界确定在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：1、井田范围内的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；2、保证井田有合理尺寸； 3、充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；4、合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。根据以上划分本井田浅部走向长9.5km，深部走向长10.9km，平均长10.7km，井田倾向长2.33.1km，平均2.7km。井田面积29.4km2。根据勘探资料可知煤层在-1200以下向北部延深，区域资料在近距离内无大的断层，因此深部是一无限煤田。 图2-1-1 井田赋存状况示意图 第二节 矿井工业储量一、 井田钻孔及勘探分布情况及勘探类型钻孔及勘探分布情况：全区经过普查、详查、精查勘探及使用综合勘探的精查补充勘探后，使完成勘探线21条，平均间隔500m；钻孔119个，共计工程量为40639.57m，其中水文钻孔6个，共计工程量为3732.65m。根据勘探情况，矿区的地质条件以基本清楚。勘探类型本区断层发育集中，强度大， 9煤局部受火成岩侵入，故属于中等构造；但煤层稳定，对比可靠，故属于稳定煤层；所以确定本矿井勘探类型为二类一型。二、工业储量计算工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探厚度与质量均合乎开采要求，目前可供利用的列入平衡表内的储量，即A+B+C级储量。本设计采用求积仪法结合算术平均法计算工业储量：1、利用求积仪法测得井田水平面积为29.4km2。2、用算术平均法计算矿井工业储量： Zg=SMr/cos （2-1） = SM11/cos+ SM22/cos式中： Zg工业储量，t；S井田面积, m2； M17煤层平均厚度， 2.47m；M29煤层平均厚度， 3.33m；17煤的平均容重， 1.36t/m3；29煤的平均容重，1.36 t/m3；煤层平均倾角，20；故工业储量为：Zg=29.42.471.36/cos2029.43.331.37/cos20 = 24482 万t3、根据地质勘探资料显示，其中高级储量为：68.69+120.385=189.075 Mt，约占工业储量的77.4%，符合设计要求。三、按等高线算工业储量利用式2-1计算本矿井按等高线工业储量见下表：按等高计算储量统计 表2-2-1等高线深度工业储量（Mt）-600-25090-950-60090-1200-95064.3第三节 矿井可采储量一、计算可采储量时，必须要考虑以下储量损失 1、工业广场保护煤柱；2、井田境界煤柱损失；3、采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失；4、 建筑物、河流、铁路等压煤损失；5、其它各种损失。工业工场煤柱设计 图2-3-1二、各种煤柱损失计算1、本矿井开采时，由于村庄稀疏且规模较小，开采初期时无影响，在后期开采时宜采用搬迁解决；井田内无铁路河流影响。因此煤柱损失只需考虑工业广场保护煤柱损失，断层煤柱损失及井田边界煤柱损失。2、工业广场保护煤柱设计：本矿井设计年生产能力为180万t/a，按煤矿设计工业规范，占地面积应在1.80.8/101.81.1/10之间，即14.419.8公顷之间，本设计工业广场取18公顷，长、宽分别为450m、400m，工业广场围护带宽度为15m.本矿井山上方向移动角为70；下山移动角为76；表土层移动角为45；基岩移动角为74。则按垂直剖面法计算工业广场压煤见图2-3-1。3、其它煤柱留设：本矿井断层落差较大，所以F1、F2、F2-1两侧分别各留设50m煤柱；F3、F4两侧分别各留设30m煤柱；井田浅部有风化带留设50m煤柱；由于深部不留煤柱；井田西部留边界煤柱50m；12勘探线附近尖灭区留设30米保护煤柱。风井煤柱留设与浅部边界煤柱重合，损失不在计算。 利用求积法结合算术平均法计算得出其它煤柱总量为4111.7万t。4、煤柱留设总量为120+4111.74231.7万t。三、矿井可采储量计算矿井的可采储量是矿井设计的可以开采的储量，其计算公式为：Zk=(Zc-P)C (2-2)式中： Zk 矿井可采储量，24482万t；Zc矿井工业储量， 万t；P永久煤柱损失， 4231.7万t；C采区采出率，按设计规程规定本区内煤层属于中厚煤层，取0.8。计算得出本矿井的可采储量为：16471.7 万t根据式2-1计算得出-600及-950水平的工业储量；据式2-2计算得出两水平的工业储量及可采储量见下表：储量统计表 表2-3-1水平工业储量（万t）可采储量（万t）-60013867.69241-95010953.37230第三章 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限第一节 矿井工作制度根据煤炭工业设计规范规定矿井年工作日定为330天。矿井日净提升时间确定为14小时。由于本矿井采用了联合集中布置，且煤层埋深较大，因此大部分巷道布置在岩石中，为了减少提升人员时间，增加副井的提矸时间；以及采区走向较长导致个人上下班时间较长，生产设备先进，工人劳动强度低等因素，设计认为采用“三八”工作制，其中二班半采煤，半班准备，每班工作8小时最为合理。第二节 矿井设计生产能力及服务年限一、矿井设计生产能力的确定本矿井的生产能力主要考虑了以下几点：1、矿井生产能力与工业储量符合煤炭工业设计规范要求；2、当地煤炭市场需求情况，目前煤炭市场供不应求，本矿井的煤质属于市场紧缺煤种。3、当地煤炭市场需求情况，目前煤炭市场供不应求，本矿井的煤质属于市场紧缺煤种。鉴于以上因素确定本矿井的年设计生产能力为180万t/a。二、各水平的服务年限根据矿井实际的地层和煤层特征，本矿井主采7层煤、9层煤，赋存稳定。两水平采用立井开拓，水平标高分别为-650、-950。矿井服务年限的计算公式：T=Zk/（AK） （3-1）式中 T为水平服务年限，a;Zk矿井可采储量，16471万t；A矿井设计年生产能力，180万t；K矿井备用系数，取1.4。由上式计算得出矿井服务年限的服务年限为65.4a。同理根据式3-1计算得出第一水平服务年限为35.7a。根据煤炭工业设计规范要求，生产能力在90180万t的矿井其服务年限在6080a之间，第一水平的服务年限不小于25a。以上计算表明设计满足其要求。第四章 井田开拓第一节 井田开拓的基本问题一、工业广场及井筒的位置，形状及面积确定1、工业场地的选择主要考虑以下因素：(1)、尽量位于储量中心，使井下有合理的布局避免单翼开采，节省运输及通风费用；(2)、占地尽量要少，减少压煤，且交通方便；(3)、工业场地的标高要高于矿区历年最高洪水位； (4)、主副井筒布置在地质条件较好的区域，确保井筒及井底车场的围岩稳定。(5)、综合考虑矿井的前期及后期生产，在保证总体工程量小的前提条件下，尽量减少初期投资。2、根据以上原则，结合本矿实际情况，工业广场布置在11勘探线附近。此处地质资料详细，位于储量中心，整个矿井的运输费用最省，没有村庄干预；充分利用无煤区减少压煤；工业广场煤柱与F2断层的煤柱重合，减少了煤柱损失；另外此处地面标高高于历年的最高洪水位；-600、-950水平车场及井筒均避免通过断层F2，围岩稳定。因此此处是最佳位置。3、根据煤炭设计规范要求，本矿井工业广场占地面积应在1.80.8/101.81.1/10之间，即14.419.8公顷之间，本设计工业广场取18公顷，长、宽分别为450m、400m。二、井筒形式，数目，位置及坐标确定1、井筒数目：本矿井采用主井提煤，副井运料。由于矿井走向远大于倾向长度，而且矿井开采深度大，为便于后期通风，采用两翼对角式通风，风别为东风井和西风井。2、井筒形式的选择：根据本矿井的实际情况：表土层厚，平均225米；区内地势平坦；煤层埋深较大，浅部埋深255米。不适用斜井与平峒开拓，确定本矿井采用立井开拓。3、为方便管理将主井与副井均布置在工业广场内，风井布置在煤层浅部。4、设计井筒位置坐标见下表：井筒坐标 表4-1-1坐标XY主井83.864552.6587副井83.904152.7900东风井87.163452.2131西风井79.695750.6883三、阶段参数确定根据本井田条件及矿井设计规范有关规定，本矿井可划分为23个水平即34个区段；阶段内宜采用采区布置方式，每个阶段划分为34个采区。初步划定阶段主要参数见下表：阶段主要参数 表4-1-2阶段数目 /个阶段斜长/m水平垂直/m阶段出煤量/万t阶段服务 年限/a区段数目 /个区段斜长/m310203505753.622.8617212503507050.928.071726502503666.514.5417247002503948.515.7417213534007631.930.381726402003610.114.341722271001280.55.11172四、确定开拓方案1、 方案提出：结合本矿井的实际条件提出以下四个方案。方案一：采用立井三水平开拓，第一水平标高500；二水平采用立井延伸，标高900；三水平采用暗斜井延伸，标高1100。如图4-1-1。图4-1-1方案二：采用立井三水平开拓，一水平标高500；二水平采用立井延伸，标高800；三水平采用立井延伸，标高，1000。如图4-1-2。图4-1-2方案三：采用立井二水平开拓，一水平标高600；二水平采用暗斜井延伸，标高950。如图4-1-3。图4-1-3方案四：采用立井两水平开拓，一水平标高600；二水平采用暗延伸，标高950。如图4-1-4。图4-1-42、技术比较：在技术上，以上四个方案都避免了主副井过F2断层，只有方案一与方案三存在暗斜井过断层问题，但通过加强支护可以解决其存在的问题。因此技术上均属于可行。3、经济比较： 粗略比较：方案一与方案二均为三水平开拓，水平标高相差较小；区别仅在于三水延伸方式不同，所以将其先进行粗略比较；方案二与方案四均为两水平开拓，水平标高相同，区别仅在于二水平延伸方式不同，所以将其先进行粗略比较。比较情况见下表：个方案粗略估算费用比较 表4-1-3项目 方案方案1方案2基建费 （万元）暗斜井开凿26401100/10000=140.8立井开凿21003000/10000=60石门开凿1136800/10000=90.88石门开凿（771+1382）800/10000=172.24斜井井底车场（300+500）900/10000=72井底车场1000900/10000=90小 计303.68小 计322.24生产费用 （万元）立井提升290000.40.85=3672立井提升1.23467.60.30.85=1061.09暗斜井提升1.249010.6400.48=1806.71.25532.40.50.85=2821.52石门运输1.290001.1360.381=4674.4石门运输1.23467.60.7710.381=1222.33暗斜井排水60024365400.19/10000=3994.561.25532.41.3820.381=3495.65立井排水60024365400.1525/10000=3206.16小 计14147.68小 计11806.75总 计费用(万元)14451.36费用(万元)12128.99百分率119%百分率100% 项目 方案方案3方案4基建费 （万元）暗斜井开凿211501100/10000=253立井开凿23503000/10000=210石门开凿0石门开凿1017800/10000=81.36斜井井底车场（300+500）900/10000=72井底车场1000900/10000=90小计325小 计381.36生产费用 （万元）暗斜井提升1.2100000.6400.48=3686.4立井提升1.2100000.350.85=3570暗斜井排水60024365300.19=2995.92石门运输1.21000010170.381=4946.72立井提升1.2100000.6370.85=6497.4立井排水60024365300.1525/10000=2404.62小 计13179.72小 计10624.34总 计费用(万元)13504.27费用(万元)11005.7百分率112%百分率100%经过粗略经济比较可知，方案二与方案四费用相对较少，所以排除方案一与方案三。将方案二与方案四进行详细经济比较。 详细经济比较：建井工程量比较见下表：建井工程量 表4-1-4项目方案二方案四初期主井井筒/m537+20637+20副井井筒/m537+5637+5井底车场/m10001000运输大巷/m60288353石门/m193220后期主井井筒/m500350副井井筒/m500350井底车场/m20001000运输大巷/m165358339石门/m1713797生产经营工程量比较：提运生产经营工程量 表4-1-5项目方案二项目方案四运输提升万tkm工程量运输提升万tkm工程量采区下山运输采区下山运输一水平一区段1.29500.1651=188.1一水平一区段1.29500.1651=188.10二区段1.29500.1652=376.2二区段1.29500.1652=376.20三区段1.29500.1653=564.30三水平一区段1.29500.1651=188.1二水平一区段1.29500.1651=188.10二区段1.29500.1652=376.2二区段1.29500.1652=376.20三区段1.29500.1653=564.30采区上山运输采区上山运输一水平一区段1.29500.1745=991.8一水平一区段1.29500.1656=1128.6二区段1.29500.1654=752.4二区段1.29500.1655=940.50三区段1.29500.1653=564.3三区段1.29500.1654=752.40四区段1.29500.1652=376.2四区段1.29500.1653=564.30五区段1.29500.1651=188.1五区段1.29500.1652=376.20六区段1.29500.1651=188.10二三水平一区段21.29500.1654=1504二水平一区段1.29500.1655=940.50二区段21.29500.1653=1128二区段1.29500.1654=752.40三区段21.29500.1652=752.4三区段1.29500.1653=564.30四区段21.29500.1651=376四区段1.29500.1652=376.20五区段1.29500.1651=188.10大巷运输大巷运输一水平1.24503.33.014=16287一水平1.286852.088=21761.14二水平1.238602.096=9708.67三水平1.238602.037=9435.38二水平1.277202.095=19408.08石门运输石门运输一水平1