新庄煤矿1.5mta新井设计松软顶板稳定原理分采矿对煤层底板断层活化影响的数值模

目录一般部分1矿井概况与地质特征 11.1矿井概况 11.2井田地质特征 31.3煤层特征 62井田境界和储量 92.1井田境界 92.2井田工业储量 93矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 143.1矿井工作制度 143.2矿井设计生产能力及服务年限 144井田开拓 164.1井田开拓的基本问题 164.2方案比较 194.3矿井基本巷道 235准备方式—采区准备方式 345.1煤层地质特征 345.2采区巷道布置及生产系统 355.3采区车场选型设计 396采煤方法 426.1采煤工艺方式 426.2回采巷道布置 527井下运输 557.1概述 557.2采区运输设备选择 567.3大巷运输设备选 588矿井提升 618.1矿井提升概述 618.2主副井提升 619矿井通风安全 659.1选择矿井通风系统 659.2采区及全矿所需风量 699.3矿井通风总阻力计算 729.4选择矿井通风设备 799.5防止特殊灾害的安全措施 8210设计矿井基本技术经济指标 85参考文献 86专题部分松软顶板稳定原理分析 871软岩巷道围岩控制原则 871.1对症下药原则 871.2塑性圈原则 871.3提高围岩自稳能力原则 871.4联合支护原则 871.5大断面及避开最大水平应力原则 872软岩巷道支护实例 882.1巷道地质条件与原有支护 882.2巷道破坏原因分析 882.3巷道支护措施改进 882.4巷道支护措施改进后的效果 893支护技术 913.1支护方式的选择 913.2锚网带支护加固原理 913.3锚固形式选择 913.4合理锚杆参数的确定 914深部沿空留巷的数值模拟分析 934.1模型建立 934.2巷道围岩变形与应力分布特征分析 945深部沿空留巷支护井下试验 965.1沿空留巷支护设计 965.2井下监测与支护效果分析 996深部沿空留巷的支护原则与建议 1056.1深部沿空留巷的支护原则 1056.2存在的问题与改进建议 1057结论 1077.1合理确定开拓布局 1077.2优化支护设计 1077.3优化巷道断面形状 1077.4开拓巷道围岩控制主要途径 107翻译部分英文原文 109NumericalSimulationofCoalFloorFaultActivationInfluencedbyMining 109中文译文 116采矿对煤层底板断层活化影响的数值模拟 1161简介 1162数值计算模型的形成 1163数值模拟结果与分析 1174结论 119致谢 1221矿井概况与地质特征1.1矿井概况1.1.1地理位置与交通新庄矿位于豫、皖两省交接的永城市东部，行政区划分苗桥、茴村两乡管辖，主管部门为河南省神火集团，井田东部及北部以人为边界与安徽皖北矿务局刘桥二矿分界，西以王庄断层（F21)与葛店煤矿毗邻，南至煤层露头线。矿井范围由11个边界拐点连线圈定，其边界拐点坐标见表1.1—1。南北长约7.5Km东西宽约3Km，面积约22.5Km2。地理位置为东经116°37′15″，北纬33°55′25″。表1.1—1新庄煤矿边界拐点坐标一览表拐点直角坐标拐点直角坐标经距（Y）纬距（X）经距（Y）纬距（X）1394654003761960739466400375268023946584037619208394642403753820339466700376125093946328037528004394669843760200103946316037538305394662203753600113946370037554706394666403753110该矿西至永城市24Km，东距安徽省淮北市19Km，西北120Km可达京九、陇海西两主干铁路的交通枢纽商丘车站，东北94Km到津浦、陇海两铁路之枢纽徐州车站，矿区内部有专用运煤铁路与陇海铁路相连，省道永淮公路从矿区穿过，矿区内公路、铁路纵横交错，四通八达，交通十分便利。优越的地理位置为煤炭市场的开发创造了得天独厚的条件。交通位置图见图1－1－1。图1.1.1矿井交通位置图1.1.2地形地貌本区属于黄淮冲积平原，区内地势平坦，地面标高+30.3m左右，井田南约6Km有沱河向东注入安徽省的新汴河，中南部有王引河，最大排洪量12.278S/m3。1973年7月14日最高水位：王引河+30.63m，水深2.7m左右；曹沟+30.42m，水深1.96m1.1.3水系水源条件本区属淮河水系，区内无地表水体，自北而南有曹沟，王引河、运粮河等三条季节性小河，自西北向东南流入安徽省境内汇于淮河。因地势平坦，一般河谷宽缓，河床较浅，水流坡度很小。雨季洪水期，近河低洼地段常积水内涝成灾；据永城市水利局资料，1963年汛期，在二牛、黄饭棚、大小新庄一带积水深0.5～1.0m。最高洪水位31.79m。干旱季节，河水位一般低于地下水位，成为排泄地下水的渠道。矿井用水主要分为地面用水和井下用水。地面用水主要是由二眼水源井及一座水厂来供应；井下降尘用水采用井下排水经处理后再返回井下。1.1.4气象及地震本矿区属半干燥大陆性气候，夏季炎热多雨，冬季干燥寒冷，四季气候变化分明。据永城市气象站资料，年平均气温14.2℃，绝对最高气温41.5℃(1966年7月18日)，最低气温–23.4℃(1969年2月5日)；年平均降雨量847.66mm，年最大降雨量1518.6mm（1963年），年最小降雨量537.7mm（1966年），降雨量多集中于6～8月份，占全年降雨量的50%；年平均蒸发量1807.4mm，年最大蒸发量2290.4mm（1966年），结冰期一般在11月～翌年3月，最大冻土深度为21cm（1977年）；夏季多东南～南风，冬季多西北～北风，年平均风速3.4m/s；最大风速据《中国地震目录第二集》（1960年版）记载，自公元925年以来，安徽省肖县、宿县一带微震频繁，强震不断，曾发生强烈地震38次，其中1668年郯城发生8.5级强烈地震。本区位于郯（城）～庐（江）地震影响带，根据国家质量技术监督局发布的“中华人民共和国国家标准GB18306—2001《中国地震动参数区划图》（河南省部分）”本区地震动峰值加速度为0.05g，地震烈度为Ⅵ度。1.1.5矿区电源条件及通讯条件永城市工业较为发达，电源条件好，矿区有多座电厂和变电站，可满足矿井用电。矿井采用双回路供电，一路来自永城电厂，另一路来自淮北渠沟变电站。原设计矿井工业场地及北风井场地的35kV变电所3路进线电源分别为沱新线、葛新线和渠新线；渠新线来自淮北渠沟变电所，距离新庄矿30km；沱新线来自永城沱滨变电所，距离新庄矿24km。葛新线为新庄矿与葛店矿的互备用电源架空线，长度5km。矿井35kV架空电源线皆为LGS-120型。技改工程实施时，矿井工业场地的35kV变电所3路进线电源分别改为来自沱新线、新双线、新风线；沱新线来自永城沱滨变电所，距离新庄煤矿24km；新双线为新庄煤矿与葛店煤矿双庙站的互备电源架空线路，长度为1.8km；新风线为新庄煤矿与北风井场地的互备用电架空电源线路，长度为4.6km。北风井场地35kV变电所2路进线电源分别改为来自光新风线和新风线；光新风线来自神火光明变电所，距离北风井11.2km。矿井架空电源线沱新线为LGJ-185型，光新风线、新双线为LGJX-240型，新风线为LGJ-120型。1.1.6主要建筑材料供应条件矿区位于豫东大平原上的人口稠密区，劳动力资源比较丰富。土产建筑材料砖、瓦、石子和料石均可就地供应，钢材、木材和水泥等物资可经公路及铁路直接运至矿井工业广场。1.1.7工农业情况永城市现有耕地面积160×104亩，多属粘沙两合土。主要粮食作物有小麦、玉米、大豆、高粱、谷子等，主要经济作物有棉花、花生、芝麻、油菜和蔬菜等，是优质小麦生产基地，全国粮棉油百强县。永城市形成了建材、冶金、化工、机电、煤炭、电力、轻纺、造纸、食品、酿酒、电解铝等工业体系和优势产业；矿产资源丰富，为全国六大无烟煤生产基地，主要矿产有煤、铁、花岗岩、膨润土、高岭土、大理石、矿泉水等23种。1.1.8地区经济概况新庄矿位于河南省永城市，河南省重点建设的区域性中心城市。地处东经115°58′～116°39′，北纬33°42′～34°18′之间，平均海拔33米。市境的北、东、南及西南部分别与安徽省的砀山县、萧县、濉溪县、涡阳县、亳州市毗邻，西部和西北部与河南省的夏邑县缘连。沱河穿过西城区的北部和东城区的南部，芒砀山位于北部的芒山镇境内，主峰海拔高度159米。311国道从中部东西贯穿境内，连霍高速公路、永登高速公路东西贯穿境内。规划中的济祁高速公路邢商永地方铁路已经招标。沱浍河复航工程12.5期间争取开工。全境近似椭圆，地势由西北向东南微倾，平均海拔31.9米，除东北有方圆16平方公里的芒砀山群外，大部分为平原地区，属暖温带季风性半湿润气候区，年平均气温14.3℃。现辖18个镇、11个乡，744个行政村，3706个自然村。所属乡镇有：城关镇、演集镇、酂城镇、十八里镇、高庄镇、芒山镇、薛湖镇、马桥镇、裴桥镇、陈集镇、蒋口镇、太丘镇、李寨镇、顺和镇、苗桥镇、茴村镇、卧龙镇、侯岭镇；酂阳乡、王集乡、马牧乡、双桥乡、龙岗乡、刘河乡、条河乡、陈官庄乡、城厢乡、黄口乡、新桥乡。是全国六大无烟煤基地之一，华东工业的能源后方。境内有200多家面粉企业，也是国家唯一授予“中国面粉城”称号的城市，永城拥有两家中国500强企业-永城煤电控股集团和神火集团、是河南省最大的煤化工基地。1.2井田地质特征1.2.1井田地质概况新庄煤矿属于华北地层区鲁西分区徐州小区，矿区内无基岩出露，全被新生界所覆盖。根据钻孔揭露，区内地层由老到新依次发育有奥陶系中统马家沟组；石炭系中统本溪组，上统太原组；二叠系下统山西组、下石盒子组，上统上石盒子组和新生界第三系、第四系。其中石炭～二叠系为主要含煤地层。1.2.2地层井田含煤层由下至上有太原群、山西组、下石盒子组、上石盒子组。太原群（C3t）厚134m－149m，平均138m。岩性主要由隐晶质灰岩、泥岩组成，其次为砂质泥岩及砂岩。顶部灰岩稳定，厚2m左右，为K3标志层；底部灰岩厚13m－17m，一般15m，以含燧石结核为主要特征，为K2标志层。山西组（P1S）厚110m，由灰至灰黑色泥岩、砂质泥岩及白色细致粗粒砂岩组成。下石盒子组（P1XS）厚73m－113m，平均108m。由砂岩、砂质泥岩组成。底部为鲕状铝质泥岩，为K4标志层。上石盒子组（P2SS）厚度大于400m，底部为K5砂岩标志层与下石盒子组分界；上部紫色斑块泥岩夹厚层砂岩，以K6长石石英砂岩为较稳定的标志层。1.2.3褶皱、断层及陷落柱（1）褶曲①前松向斜：为一向NNW倾伏、两翼基本对称的宽缓向斜。轴部位于408孔和苗4孔一线，即前松村庄一带，向南延伸至403孔南部消失，向北至苗4孔北部消失，向斜轴线南北长约2.1km。两翼地层倾角8～12°。向斜东翼与东区背斜西翼共用。轴部因受F4断层的切割，局部地层倾角达15°，破坏了地层的连续性。该向斜由井下巷道、钻孔及三维地震勘探控制，依据可靠。东区背斜：轴部位于本矿东部505孔一带，为一向NNW倾伏、两翼基本对称的宽缓背斜。轴线与前松向斜近于平行，向南、北分别延伸至508孔东部及张庄与黄药店之间，长约1.8km。两翼地层倾角6～11°。背斜西翼与前松向斜东翼共用，背斜东翼向东延伸至安徽省刘桥井田。该向斜由钻孔及三维地震勘探控制，依据充分可靠。（2）断层新庄煤矿区内发育的主要大断层2条。现将主要断层叙述如下：王庄断层（F21）位于王庄至池楼一线，为井田之西界。该断层略呈弯曲展布，总体走向北北东，断层面倾向北西西，倾角70°，西盘下降，东盘相对上升，为一正断层。断层落差北小南大，落差为80m－250m。在井田范围内断层走向长约10Km，南部向黄集井田延伸，斜交于黄集断层，向北延伸情况不明。断层旁侧煤层牵引明显，并发育数条与之呈极小锐角的派生次级断层。黄饭棚断层（F4），分布于井田中南部，走向北北西，断层面倾向西西南，倾角35°。北东盘上冲，南西盘相对下降，落差35m，为一逆断层。西北端消失于张庄西部，向东南尖灭于501孔附近，走向约3.9Km。该断层切割前松向斜的轴部，破坏了向斜的横向连续性。主要地质构造特征见表1.2－1表1.2－1主要地质构造特征表序号名称断层性质断层面走向断层面倾向倾角（°）落差（m）1王庄断层正断层北北东北北西70180－2502黄饭棚断层逆断层北北西西西南35251.2.4水文地质特征（1）概况新庄煤矿西部以走向近南北、倾向西、东盘上升西盘下降、落差250～180m的王庄正断层为边界，造成矿井内二2煤层、三2煤层与西盘（下降盘）下石盒子组上部砂、泥岩地层相接，该断层基本上为一条阻水边界断层，以矿区中部NNE向永城背斜轴部为轴心，向东西两翼至二2煤层露头线为界，南北长约30km，东西宽平均约7km，面积约200～230km2，为太原组灰岩，奥陶系灰岩和寒武系灰岩的隐伏露头区。在永城背斜轴部从柏山惠、候岭经永城市至大孟庄一线为岩溶含水层的浅埋区，上覆新生界地层50～200m；背斜西翼较宽阔，岩溶含水层埋深约100～300m，背斜东翼较狭窄，含水层埋深约100～180m。矿井东部与刘桥二矿间为一条人为边界，实际上新庄、刘桥二矿同处于一个统一的水文地质单元内。矿井南部边界为煤层露头线，属于一个弱补给边界。矿井北部边界属于无限边界。（2）含水层矿井各含水层（组）基本与区域含水层相一致，按其储水空间，水力性质及富水性可分为三大类，对主要可采煤层井巷充水的主要含水层（组）共有九层（组）：新生界松散孔隙水含水组：矿井内新生界松散沉积物以冲积、湖积为主，沉积旋回稳定，由砂、含砾砂及粘土、砂质粘土等组成；受古地形控制其沉积厚度在南部135～155m，中南部稍薄约130m，中北部最厚为160～180m，可划分为三个含水组。①第四系上部孔隙潜水含水组（Ⅰ）：含水层埋深小于20m，潜水位标高+25.73～+31.69m，一般为+29m；单位涌水量0.136～6.713L/s·m，渗透系数1.215～6.532m/d；②第四系中部孔隙承压水含水组（Ⅱ）：含水层埋深在20～66m，水位标高+29.83m，单位涌水量0.671L/s·m，渗透系数4.633m/d；③第四系下部孔隙承压水含水组（Ⅲ）：含水层埋深在66～134m，水位标高+29.28m，单位涌水量0.00798L/s·m，渗透系数为0.0565m/d，二迭系砂岩裂隙承压水含水层（组）：①K6砂岩裂隙含水组（K6）：累厚6.30～46.75m，平均31.12m，水位标高–110.87m，单位涌水量0.096～0.942L/s·m，渗透系数0.2015～3.481m/d；②K5砂岩与三2煤顶板砂岩裂隙含水组（Ⅳ）：累厚9.86～62.55m，平均33.25m，水位标高–114.40m，单位涌水量0.061～0.172L/s·m，渗透系数0.509～0.9814m/d，③二2煤层顶板砂岩裂隙含水组（Ⅴ）：含水层累厚4.26～50.80m，平均20.00m。单位涌水量0.0515L/s·m，渗透系数0.4604m/d；灰岩岩溶裂隙承压水含水层（组）：①太原组上段灰岩岩溶裂隙含水组（Ⅵ）：水位标高+10.27～+10.61m，单位涌水量0.000461～3.690L/s·m，渗透系数0.00224～16.839m/d，②太原组下段灰岩岩溶裂隙含水组（Ⅶ）：水位标高+30.00m，单位涌水量1.216L/s·m，渗透系数4.73m/d，③中奥陶统马家沟组灰岩岩溶裂隙含水层（Ⅷ）：水位标高+30.28m，单位涌水量0.0633L/s·m，渗透系数1.77m/d，（3）主要隔水层新生界孔隙水含水组间隔水层：①Ⅰ、Ⅱ含水组间隔水层为粘土及砂质粘土，隔水层主要赋存于第四系中部含水段之上部，厚度几米到十几米②Ⅱ含与Ⅲ含间隔水层主要为粘土，在Ⅲ含水段的顶部发育有2～3层粘土、砂质粘土、粘土组合的稳定隔水层③新近系底部粘土、砂质粘土隔水层，主要为致密、细腻的湖积粘土，平均厚约17m，隔水性能良好二迭系砂岩裂隙水各含水组间隔水层：①K6与K5砂岩裂隙含水组间的隔水层（段）厚逾百米，尤其四1～四3煤层间近80m段内全部为泥岩、砂质泥岩地层组合②Ⅳ含与Ⅴ含间的隔水层有二段，上段为三1煤～三4煤间厚约30m的泥岩夹煤地层组合，下段为四煤段底部厚约6.50m的铝土质泥岩隔水层③二2煤底板隔水层（段），上起二1煤层底板下止K3顶界，厚41.55～65.75m，平均厚55.29m。隔水段中上部为一套厚约40m以泥岩为主夹2～3层中、细砂岩地层组合；下部为C3t顶部厚约15m的海相泥岩与山西组底部的深灰色泥岩组合而成的联合隔水层（段）岩溶裂隙含水层间的隔水层：①太原组中段砂泥岩层隔水段：厚约30m。由一套泥岩、砂质泥岩、细砂岩及煤线等地层组合而成，有时其中部夹二层薄层灰岩（L5、L6）②本溪组铝土质泥岩隔水层：厚1.64～10.98m，平均厚6.31m。（4）、井田充水因素①砂岩裂隙水的充水通道：含水层的构造裂隙，断层破碎裂隙带，褶皱轴部及转折端的碎裂裂隙等都可成为顶板含水层的充水通道；此外回采放顶后，顶板陷落造成的导水裂隙带属于再生的导水通道，且后者的导水能力比前者更强。②岩溶裂隙水的充水通道：在井田的构造带上（包括断裂构造和褶皱构造），尤其是转折部位、复合部位、尖灭端等受多期构造运动改造，构造破碎裂隙带相当发育，成为岩溶地下水向矿井突水的主要通道；采面回采初期，因采空处应力释放后引起地应力的重新分布，第一次来压的张应力，会使得原闭合的裂隙被拉张开，形成新的导水通道，往往该导水通道的突水作用更强、更猛，威胁更大。此外，应防范封闭不良钻孔，尤其是揭露太灰含水层的钻孔形成导水通道，使上下各含水层贯通，突入巷道。（5）矿井涌水量预测矿区在生产时，正常涌水量200，最大涌水量280。次采用大井法和比拟法预算矿井正常涌水量结果见表1.2—2。最大涌水量按正常涌水量的1.5倍。表1.2–2新庄矿井涌水量预算结果表预算煤层预算方法进水方式涌水量（m3/h）全矿涌水量（m3/h）计算值采用值正常最大二2煤大井法顶板37018513752063底板15861190比拟法全井9279309301395（6）矿井供水水源①大气降水与地表水：大气降水与地表水仅与第四系上部孔隙潜水含水层（Ⅰ含）具有直接的水力联系。矿井范围上覆新生界地层130～180m，由Ⅰ含层层垂直下渗补给充水含水层的量微乎其微，所以认为大气降水和地表水不属于矿井的充水水源。②地下水：煤层顶板的砂岩裂隙地下水是矿井前期生产中的主要充水水源，该水源对矿井的充水强度主要受顶板砂岩裂隙发育程度及构造带岩层破碎程度等控制导水因素的影响，充水性不猛烈，充水量有限，对矿井生产不造成威胁；但是K6、K5砂岩裂隙含水层垂直裂隙较发育，富水性较强，对井筒建设具有一定威胁，须加以提防。二2煤层下伏灰岩岩溶裂隙地下水，富水性强,且水压高,一旦向二2煤层井巷突水均来势猛,水量大,对安全生产造成极大威胁,应高度提防,预先积极采取各种防范措施。1.3煤层特征1.3.1主采煤层及其围岩性质本井田煤系地层总厚760m，含煤27层。其中可采煤层为山西组二2煤、下石盒子组的三2、三3、三5煤，共计四层。二2煤山西组含煤系数3.24％，下石盒子组含煤系数3.3％。共划六个煤组：一煤组位于太原群，含煤多达10层，一般5－7层；二煤组位于山西组中部，含煤最多4层，一般2层；三煤组位于下石盒子组，最多7层，一般2－5层；四煤组位于上石盒子组下部，含煤最多3层，一般2层；五、六煤组均位于上石盒子组中部，五煤组含煤最多3层，六煤组含煤1层。普遍可采者二2煤及三2煤层，局部可采者4煤，三3、三5煤层局部不可采。余者偶见可采点，多属不可采煤层。其中二2煤层为本设计的主采煤层，平均厚度4.23m。井田构造简单，煤层间距及厚度稳定，标志层明显。二2煤层：顶部为灰白色细砂岩，中央薄层深灰色泥岩，形成明显的沉积韵律和条带状层理，沿走向及倾向层位稳定，易于辨认，是控制该煤层的良好辅助标志。有个别地段相变为砂质夹薄层泥岩，但其条带状层理仍然显而易见。有的地段厚度变薄多为二煤组沉积发育所致。平均厚度4.23m。主要煤层特征表见表1.3—1。表1.3－1可采煤层特征表煤组煤层一般厚度（m）煤层结构顶底板岩性稳定性可采程度倾角（°）容重（t/m3）夹石层数夹石厚度顶板底板下石盒子组三50－1.90普遍含一层夹石一般为0.3m左右泥岩或砂质泥岩泥岩较稳定局部不可采5°左右，近露头处变陡，为10°左右1.431.11三30－1.70一般含一层夹石厚0.3m左右泥岩泥岩不稳定局部可采5°左右，近露头处变陡，为10°左右1.431.01三20－2.80无夹石砂岩泥岩和砂质泥岩较稳定可采5°左右，近露头处变陡，为10°左右1.431.83山西组二20.88－4.43无夹石泥岩、砂质泥岩有时为砂岩泥岩和砂质泥岩不稳定可采5°左右，近露头处变陡，为10°左右1.431.3.2煤的特性（1）煤种本井田内各煤层为无烟煤。（2）物理性质本井田二2、三2、三3及三5煤均呈灰黑色，略带钢灰色，金刚～似金刚光泽，灰黑色条痕，阶梯状，参差状断口，条带状、线理状结构，层状及块状构造，其中二2煤层上、下部多呈块状，中部为粒状或粉状；三2煤层大部分为块状，中、下部少数为粒状或粉状；三3、三5煤层均为以粉状为主，次为粒状及碎块状。（3）化学性质①灰分（Ad）：二2煤以低灰煤为主，其次为中灰煤；三2煤为中灰煤，三3煤为中～高灰煤；三5煤多为高灰煤，局部为中灰煤。②全硫（St，d）：本矿各可采煤层的原煤硫分含量低而且分布稳定，为0.24～1.07%。二2、三2煤属特低硫煤；三3煤属低硫煤；三5煤属低～中低硫煤。③磷（Pd）：二2煤原煤磷含量一般≤0.01%，属特低磷煤；三2煤原煤磷含量多数≤0.01%，少数>0.01%，应属低～特低磷煤；三5煤原煤磷含量一般介于0.01%～0.05之间，属低磷煤，（4）工艺性能①水分（Mad）：本矿各可采煤层水分（Mad）除个别钻孔超过2%外，其余均为1%左右，属低水分煤。发热量：基弹筒发热量（Qb,ad）：二2、三2及三5煤分别为29.22、28.03、19.27MJ/kg。原煤可燃基弹筒发热量（Qb,daf）：二2、三2、三3及三5煤层分别为34.78、33.98、33.79及33.30MJ/kg。二2、三2煤应属高热值煤，三3、三5煤应属中热值煤。本矿二2、三2煤层发热量高的原因主要为：一是灰分较低，二是煤层中氢元素含量较高；三3、三5煤层发热量相对较低，主要是灰分偏高所致。③热稳定性：据邻区试验结果，见表4.2—6，本矿西侧葛店煤矿的煤层属高热稳定性煤，推测本矿与其相似。④煤灰熔融性：本矿二2、三2煤层煤灰中难熔氧化物含量较高，分别为71.24%和78.80%，煤灰熔融性软化温度（ST）分别为1345℃和1370℃,二2煤应属中等软化温度灰，三2煤应属较高软化温度灰。⑤抗碎强度：据西邻葛店煤矿二2煤作落下法试验，结果大于25mm级产率为34.48%，应属低强度煤。⑥结渣性：二2煤结渣率为7.78%。所以二2和三2煤应属中等结渣性煤。三3与三5煤与三2煤煤质相近，亦应属中等结渣性煤。（5）煤的工业用途二2、三2煤层主要为低~中灰、特低硫、低磷、高发热量、高熔点灰份贫煤，为无烟煤，精煤回收率、化学反应性均属中等，强结渣，为优良之动力用煤。并可考虑作化工和气化用煤。三3、三5煤层为中灰、富~高硫、低磷、高发热量、高熔点灰份贫煤，部分为无烟煤。由于化学反应性低，精煤回收率为低等，硫份高，主要作动力用煤。1.3.3瓦斯、煤尘爆炸及煤的自燃①二2煤层：采样深度在289.80m～781.69m，CH4成分为10.08～96.48%，CH4含量0.14ml/g～15.79ml/g。②三2煤层：采样深度为202.05m～527.12m，CH4成分为0.42%～95.43%，CH4含量0.03ml/g～10.33ml/g。该矿各煤层瓦斯成分和含量具有随着煤层埋深的增加而相对增大的趋势，在空间位置中，由上至下，由浅至深，瓦斯成分和含量亦相应增大的特点。本矿自南向北煤层埋藏由浅变深，瓦斯含量亦由小变大，瓦斯分带明显由于地质条件的差异，使下部的二2煤瓦斯含量高于上部的三2煤层。三3煤和三5煤为局部可采煤层，采样点较少，今后工作中应进一步了解煤层瓦斯赋存情况。据5个钻孔二2、、三2、三3、三5煤尘爆炸性试验结果，见表6.2—9，其中两个钻孔二2、、三2煤具有煤尘爆炸性危险，另外3个钻孔不具有煤尘爆炸性危险。煤样煤尘爆炸性测试结果，见表1.3—2。本矿二2、、三2煤均为不爆炸煤层。和煤的自然倾向测定结果表采样地点二2、煤-700m水平东轨道巷二2、煤-600m水平东翼21011工作面三2、煤轨道暗斜井煤尘爆炸性测定结果不爆炸不爆炸不爆炸煤的自然倾向测定结果三类不易自燃三类不易自燃三类不易自燃本矿各煤层着火温度（T1）为389—405℃，还原样与氧化样燃点差（△T）一般为3—18℃；另外，本矿及邻矿自生产以来，从未发生过煤层自燃现象。由此可见，本矿各煤层不具有自燃倾向。本矿二2煤为三类不易自燃煤层。2井田境界和储量2.1井田境界2.1.1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）要充分利用自然条件划分，在可能的条件下，应尽量利用地形、地物、地质构造、水文地质以及煤层特征等自然条件，以减少煤柱损失，提高资源采出率，充分保护地面设施；（2）要有与矿区开发强度相适应的井田范围，要保证井田范围与矿井生产能力相适应，有足够的储量和服务年限及合理的尺寸；（3）照顾全局，处理好与临矿的关系；（4）直线原则，井田的划分应尽量采用直线或折线，有利于矿井的设计和生产管理工作的开展。根据以上划分原则，以及考虑到矿区煤田内地质构造强度大等原因，本井田在能满足生产开发强度的前提条件下，主要考虑了自然条件原因，将井田四周境界定为：井田范围由以下11个坐标点依次连线圈定，详见表1.1—1。井田边界如图2.1所示：图2—1新庄矿井田边界本井田形态呈不规则的多边形，南北长约7.5Km东西宽约3Km，面积约22.5Km2。2.2井田工业储量2.2.1储量计算基础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，目前可供开采利用的列入平衡表内的储量。矿井的地质资源量=探明的资源量331+控制的资源量332+推断的资源量333；探明的资源量331=经济的基础储量111b+边际经济的基础储量2M11+次边际经济的资源量2S11；控制的资源量332=经济的基础储量122b+边际经济的基础储量2M22+次边际经济的资源量2S22；矿井工业储量=111b+122b+2M11+2M22+333k。2.2.2井田勘探程度井田内的地质构造形态主要褶曲和断层以及煤层赋存条件已查清；井田水文地质条件已基本查明，所提资料基本满足设计要求。2.2.3矿井工业储量计算普遍可采者二2煤层，局部可采者4煤，三3、三5煤层局部不可采。余者偶见可采点，多属不可采煤层。二2煤层平均厚度4.23m，其中二2煤层为本设计的主采煤层。1矿井地质资源量由于煤层产状、厚度、煤质比较稳定，倾角变化比较大，为使储量计算更加精确，本次计算采用地质块段法，即以块段面积乘以块段平均煤厚和煤层容重，即得该块段的储量。根据地质勘探情况，将矿体划分为A、B、C、D四个块段，如图2-1所示，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。图2—2工业储量计算示意图Ⅰ块段水平面积为5.38km2，倾角为2.6°，两煤平均厚度之和4.20m；Ⅱ块段水平面积为8.54km2，倾角为5°，两煤平均厚度之和4.07m；Ⅲ块段水平面积为7.24km2，倾角为8°，两煤平均厚度之和4.19m；根据地质勘探报告，二2煤层的容重为1.5t/m3。矿井工业储量利用下式计算：（2-1）式中:Zz——矿井工业储量，Mt；m——各块段煤层平均厚度，m；r——煤层容重，t/m3；S——各块段水平面积，km2；α——各块段煤层的倾角,°；把各块段的数值带入式2-1得：各块段工业储量值。见表2.2—1表2—1序号厚度/m面积/km²容重/t/m³倾角/°余弦值资源量/mtⅠ4.205.381.52.60.99933.93Ⅱ4.078.541.550.99652.35Ⅲ4.337.241.580.99047.50则矿井工业储量：2矿井工业资源/储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源/储量为：由于地质条件简单，k在0.8以上取值。3保护煤柱留设（1）井田边界保护煤柱根据新庄矿井田实际情况，其井田边界保护煤柱宽度取50m，其中井田南部为煤层风化带，近乎无水，故不留边界保护煤柱，则用下式计算井田边界保护煤柱损失。=×××／cosα×0.000001（2-3）式中：——井田边界煤柱宽度，m；——井田边界煤柱长度，m；——煤层厚度，m；——煤层容重，t/m3；α——煤层平均倾角；——井田边界保护煤柱损失，Mt。已知=50m，=11969m，=1.5t/m3，=4.23m，α=5°，因此代入（2-3），可得：（2）断层保护煤柱井田现已查明2条断层，即F4和F21。因可靠且可控制，故其两侧各留30m保护煤柱，则其煤柱损失可由下式求得：（2-4）式中：——断层保护煤柱损失，Mt；H——宽度L——长度，m；——煤层厚度，m；——煤层容重，t/m3。已知L=11896m，=1.5t/m3，m=4.23m，α=5°，代入（2-4）可得：=2.27（）（3）工业广场煤柱工业广场的占地面积根据《煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明》中第十五条工业场地占地面积指标见表2.2。表2-2工业场地占地面积表井型/万t·a-1占地面积/公顷（10万t）-1≥2401.0120～1801.245～901.59～301.8本矿井设计生产能力为1.50Mt/a所以取工业广场的尺寸为400m×450m的长方形。主井、副井地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按Ⅱ级保护留维护带宽度为15m。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表2.3。表2-3新庄矿井田地质条件及岩层移动角（°）煤层厚度/m煤层倾角α围护带宽度/m表土层移动角4.2351545走向移动角δ上山移动角γ下山移动角β—746774—图2-3垂直剖面图由此可得工业广场保护煤柱面积：（2-5）式中——工业广场保护煤柱平面面积，m2；——梯形面的高，m；——煤柱上边长度，m；——煤柱下边长度，m。已知=1022m，=977m，=1027m，代入公式（2-5）可得：所以煤柱损失量：（4）井筒保护煤柱井筒布置在工业广场中央，包括在工业广场保护煤柱中，不再累计。总上，可汇总永久保护煤柱损失量如表2-4：表2-4永久保护煤柱损失量煤柱类型储量/Mt井田边界保护煤柱3.81断层保护煤柱2.27工业广场保护煤柱6.28合计12.364矿井设计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：（2-7）式中：——矿井可采储量，Mt；——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；——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。则矿井设计可采储量为：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《煤炭工业矿井设计规范》相关规定，确定设计矿井年工作日为330d，工作制度采用“三八制”。每天四班作业，每班工作8小时，其中两班生产，一班准备。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确定依据《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定：（1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定的太大。（2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模。（3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据。（4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2矿井设计生产能力新庄矿井田储量丰富，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，煤质为优质无烟煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建设大型矿井。故确定新庄矿矿井设计生产能力为1.5Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井设计可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为： (31) 式中 T——矿井服务年限，a； Zk——矿井设计可采储量，万t； A——设计生产能力，万t； K——矿井储量备用系数，取1.3则矿井服务年限为：根据《煤炭工业矿井设计规范》中对新建矿井设计服务年限规定如表3-1。表3-1新建矿井设计服务年限矿井设计生产能力(Mt/a)矿井设计服务年限(a)第一开采水平设计服务年限(a)煤层倾角

<25°煤层倾角

25°～45°煤层倾角

>45°6.0及以上7035——3.0～5.06030——1.2～2.4502520150.45～0.940201515由表3-1知，矿井设计服务年限符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。3.2.4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等因素对井型进行校核：（1）煤层开采能力：井田内煤层平均4.23m，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，可以布置一个综采放顶煤工作面。（2）辅助生产环节的能力校核：矿井设计为大型矿井，开拓方式为主斜井副立井单水平。主斜井采用胶带机运煤，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。工作面生产的原煤转载后经主斜井胶带机提升至地面，运输能力大，自动化程度高。副井采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。辅助运输大巷采用架线电机车运输，局部起坡段采用新型齿轨机车运输，运输能力大，对巷道底板起伏适应性强，调度方便灵活。（3）通风安全条件的校核：矿井煤尘无爆炸危险性，属低瓦斯矿井。矿井通风方式为：前期中央并列式，后期在两翼各布置一个边界风井，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，有足够的服务年限，满足《煤炭工业矿井设计规范》关于表31的有关要求。4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。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；合理确定开采水平的数目和位置；布置大巷及井底车场；确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；合理确定矿井通风、运输及供电系统。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：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。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。合理开发国家资源，减少煤炭损失。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。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。根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：1）本井田煤层埋藏较深，煤层最浅处在-120m，最深处到-820m，表土层厚度135m。2）本井田涌水比较不大,对开拓方式的选择影响不大。3）本井田瓦斯含量比较高，需另设风井。4）本井田地表地势高低变化不大，可在井田中部设立工业广场。4.1.1井筒形式的确定（1）井筒形式的确定井筒形式有三种：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。具体见表4-1。表4-1井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平平硐1运输环节和设备少、系统简单、费用低。2工业设施简单。3井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用。4施工条件好，掘进速度快，加快建井工期。5煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：1井筒施工工艺、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。2地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延深方便。3主提升胶带化有相当大提升能力。能满足特大型矿井的提升需要。4斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：1井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限。2通风线路长、阻力大、管线长度大。3斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立立井1不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制。2井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。3当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工。4井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求。1井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平。2井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。（2）井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此，井筒位置的确定原则：1）沿井田走向的有利位置当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。3）有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的工程量，节省投资和缩短建井工期。4）地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒不穿过或少穿过流沙层，较大的含水层，较厚冲积层，断层破碎带，煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及高应力区。5）井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统间互相连接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。6）井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。由于本井田倾角平缓，厚度变化小，故把井筒置于井田中央，即工业场地之中。（3）井筒数目为了满足井下煤炭的提升，需设置一主井，辅助提升及进风设置一副井。因为低瓦斯矿井，井田面积较大，表土层厚度小，宜用中央边界式，所以需另设风井，共计三个井筒。4.1.2工业场地的位置工业场地的选择主要考虑以下因素：尽量位于储量中心，使井下有合理的布局；占地要少，尽量做到不搬迁村庄；尽量布置在地质条件较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪水位；尽量减少工业广场的压煤损失。根据以上原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，其面积及保护煤柱的大小详见第2章规定以及设计确定大小的内容，工业广场面积18公顷，定为400m×450m的长方形。4.1.3开采水平的确定及采盘区划分井田主采煤层为二2和三2煤层，其它煤层均不可采。设计中针对二2煤层。二2煤层倾角小，，平均5°，为近水平煤层，但垂高较大，故设计为立井两水平开采。一水平标高-450m，主要开采方式为采区式开采，二水平标高-700m，主要开采方式为采区式开采。二2煤层生产能力：可采储量为101.51Mt，服务年限为52.06a。4.1.4运输大巷及井底车场的布置运输大巷的布置二2煤层平均厚度为4.23m，倾角为5°，赋存稳定，底板起伏不是很大，为缓倾斜煤层，煤层厚度变化不大，煤质硬度中等。矿井轨道石门、运输石门布置均布置在岩石中，大巷间距40m。有轨道石门和运输石门两条岩石大巷。石门位于井田中央，沿等高线方向布置，运输石门巷道坡度随煤层而起伏,一般3°-8°，轨道石门巷道水平掘进坡度为千分之三到千分之五，便于排水，主运输石门上仓段局部8°。井底车场的布置由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务时间较长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置选择在煤层底板中。煤层底板为坚硬的细砂岩。维护费用较低。4.2方案比较4.2.1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，一水平在-450m，暗斜井延伸至-730m,岩石大巷主、副井井筒均为立井，布置于井田中部边界，设两个水平，一水平均为立井，二水平为暗斜井延伸。轨道大巷采用电机车运输。轨道大巷和运输大巷均布置在岩层中，沿底板掘进。如图4.1。方案二：立井两水平，一水平在-450m，暗立井延伸至-800m，岩石大巷主、副井井筒均为立井开拓，布置于井田中央，一水平均为立井开拓，二水平为暗立井延伸。轨道大巷和运输大巷布置在岩层中，沿底板掘进。如图4.2。方案三：立井双水平，一水平在-300m，暗立井延伸至-730m，岩石大巷主、副井井筒一水平均为立井，二水平为暗立井延伸，轨道大巷采用电机车运输，轨道大巷和运输大巷均布置在岩层中，沿底板掘进。如图4.3。方案四：立井两水平，一水平在-300m，暗立井延伸至-800m，岩石大巷主、副井井筒一水平均为立井开拓，二水平为暗斜井延伸，轨道大巷采用电机车运输，轨道大巷和运输大巷布置在岩层中，沿底板掘进。如图4.4。4.2.2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4-2、表4-3、表4-4。方案一与方案二的区别在于二水平延伸的高度，两方案生产系统都比较简单可靠。方案一要延伸的暗立井比方案二短，而且开采第二水平时，方案二要挖掘的石门比方案一要长，比较结果是方案一在经济上优势十分明显，因此选择方案1。方案3与方案4的区别与方案一，二的区别类似，比较方法一样，因此选择方案3。方案一：立井两水平，一水平为-450m，二水平为-730m。图4-1方案一垂直剖面图方案二：立井两水平，一水平为-450m，二水平为-800m。图4-2方案二垂直剖面图方案三：立井两水平，一水平为-300m，二水平为-730m。图4-3方案三垂直剖面图方案四：立井两水平，一水平为-300m，二水平为-800m。图4-4方案四垂直剖面图表4-2方案一经济费用项目数量（10m）基价（元）费用（万元）合计（万元）基建费用主井开凿表土段3.1510491533.05534.02基岩段7566796500.97副井开凿表土段3.1511626736.62748.75基岩段7397552712.13井底车场岩巷10041874418.74418.74一水平石门岩741976.46二水平石门岩巷240418741004.98小计（万元）3677.97生产费用立井提升系数煤量提升高度基价第一水平1.243.290.481.63989.60第二水平1.248.790.11.62436.00排水涌水量时间服务年限基价252876051.70.283195.61石门运输系数煤量平均运距基价第一水平1.243.291.30.352363.63第二水平1.248.792.400.354918.03小计（万元）16902.87合计费用（万元）20580.78表4-3方案三经济费用项目数量（10m）基价（元）费用（万元）合计（万元）基建费用主井开凿表土段3.1510491533.05534.02基岩段7566796500.97副井开凿表土段3.1511626736.62748.75基岩段7397552712.13井底车场岩巷10041874418.74418.74一水平石门岩巷280418741172.472177.45二水平石门岩巷240418741004.98小计（万元）3878.96生产费用立井提升系数煤量提升高度基价第一水平1.243.290.331.62742.85第二水平1.248.790.11.62436.00排水涌水量时间服务年限基价252876051.70.283195.61石门运输系数煤量平均运距基价第一水平1.243.292.80.355090.90第二水平1.248.792.400.354918.03小计（万元）18383.39合计费用（万元）22262.35表4-4各方案费用汇总表方案一百分率方案三百分率名称立井两水平立井延伸立井两水平立井延伸基建费用3677.97100%3878.96105%生产费用16902.87100%18383.39109%合计20580.78100%22262.35108%方案1和方案3比较，方案3的基建费用和生产经营费用分别比方案1高出5.0%和9%，总费用也比方案1高出8%。所以选择方案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第一水平为-450m，方案3第一水平为-300m。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，它们的维护费用低于5元/a·m，所以运输轨道大巷、井底车场、回风石门两个方案有差别的地方，也未列入比较。(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-450m水平，暗立井延伸开拓-620m水平的开采方案。本矿采用立井两水平开采，暗立井延伸至-620m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带区区准备方式，大