采矿专项初步设计毕业论文

中平能化集团平煤四矿采矿专项初步设计毕业论文目录TOC\t"肖总1,1,肖总2,2,肖总3,3"\h194741井田概况及地质特征 1163781.1井田概况 1255451.1.1矿区地理位置、围 179261.1.2交通条件 1189631.1.3地形、地貌 23851.1.4水文 312411.1.5气象 5169201.1.6地震 5102311.2地质特征 68171.2.1以往勘探的情况 6230221.2.2区域地质构造简况 7121991.2.3井田地质 7100151.2.4井田地层 88931.2.6构造情况 13245791.2.7含煤概况 1419871.2.8煤质 14250811.2.9瓦斯、煤尘和煤的自燃 166792井田开拓 18265242.1井田境界及储量 1894562.1.1井田境界 1894152.1.2井田储量 18185552.1.3储量计算围和工业指标的确定 18214182.1.4储量级别与计算块段的划分 18285252.1.5储量计算方法及参数的确定 19173142.1.6工业储量计算 19292442.1.7矿井设计储量 20163032.2矿井设计生产能力及服务年限 20314252.2.1边界煤柱 2045422.2.2工业广场保护煤柱 2073912.2.3矿井设计可采储量的计算 22207702.2.4矿井生产能力的确定 2285982.2.5矿井服务年限及校验 22240472.2.6核算第一水平服务年限： 23326312.3井田开拓方案比选 24143572.3.1井筒形式 2450662.3.2井筒数目 2462522.3.3开采水平的确定 2425452.3.4延深方案 2489812.3.5煤层与大巷之间的联系 2527562.3.6采区间接替顺序 2514922.3.7开拓方案技术比较 27235532.4井筒 30108342.4.1主井 3061482.4.2副井 3190702.4.3风井 32103322.5井底车场及硐室 33302082.5.1井底车场形式的选择 33168942.5.2线路总平面布置 3483732.5.3确定井底车场主要巷道断面 38225682.5.4井底车场硐室布置 3992123大巷运输及设备 41253853.1运输方式的选择 4146283.1.1煤炭运输方式 416883.1.2辅助运输方式 41124673.2矿车 42325953.2.1列车组成的计算 42166223.2.2电机车台数的计算 4534213.3运输设备选型 47264323.3.1大巷运输设备 478233.3.2采区上山运输设备 48155853.3.3综采面运输设备 4820184采区布置及装备 5273804.1采煤方法 5287854.1.1采煤方法的选择 5246844.2采区布置 5263264.2.1矿井达到设计产量的回采工作面个数 52151954.2.2采区上山的布置 55181614.2.3区段平巷的布置 56189584.2.4采区巷道布置及生产系统 5635274.3采掘设备选型 58244124.3.1回采工艺设计 58185754.3.2采煤机工作方式和进刀方式 6057774.3.3工作面支护 62259654.3.4工作面循环方式和循环作业图表的编制 6733614.4采区车场线路设计 69236464.4.1采区车场 69210004.4.2采区下部车场线路设计 69255005通风和安全 75166655.1概况 75297315.1.1选择原则 75127885.1.2选择矿井主扇的工作方法 7618875.1.3选择矿井通风方式 76244425.2矿井风量计算 77325845.2.1风量计算及风量分配 77214855.2.2风速验算 79298255.2.3全矿通风阻力计算 80182185.2.4计算矿井的总风阻及总等积孔 84169405.3矿井通风设备选型 8419515.3.1选择主扇 8496135.3.2选择电动机 8730405.3.3防止漏风和降低风阻的措施 87142705.3.4矿井安全技术措施 88312516矿井建设工程 91312266.1概述 9170476.2关键线路 91126186.2.1确定关键线路的原则 9197766.2.2关键线路的选定 92298556.3井巷工程量和建井周期的各计算图表 92212196.3.1井巷工程量 92103876.3.2矿井建井工期计算 9511905致谢 9615981参考文献 971井田概况及地质特征1.1井田概况1.1.1矿区地理位置、围矿务集团小楼煤矿位于市西北方向九里区境，距市中心13km。现主井中心座标：Ｘ＝3802653.480Ｙ＝20508032.675Ｚ＝37.5；地理座标为：北纬34°21′00″,东经117°05′12″，井囗标高＋37.5m。井田围：东自21煤露头起；西至夹河工业广场及第17勘探线为界与夹河矿为邻；南部王庄煤矿相邻；北以F1断层与庞庄井相邻。井田东西长约5.9km、南北宽3.9km，面积约21km2。1.1.2交通条件市地处京沪、陇海两大铁路动脉的交汇点，本井田有矿区专用铁路，东与京沪铁路茅村站、西与陇海铁路夹河寨站相联接。徐丰公路从矿门口通过，可与苏北、皖北、鲁南、豫东各县相通。矿区东北有京杭大运河穿过，经煤港贯通南北。因此，小楼煤矿水、陆交通运输条件极为便利。(见交通示意图1－1)图1-1交通示意图1.1.3地形、地貌本井田属古黄河冲积平原，地形较平坦，且向东及北东微倾，地面坡降为1／5000，地面标高为+35.8～+44.0m，平均为+36m。第17勘探线以西地势突然增高，为废黄河故堤南坝，平均标高为+42米。地面植被大部分为农作物，村落为井田的主要建筑群。地表岩性以粉砂土、亚粘土和砂质粘土为主。由于常年开采，造成地表部分塌陷并积水成塘，其最大深度可达3m。矿区东南有寒武、奥陶纪石灰岩构成为数不多的低山丘陵，大致呈NE60°方向延伸。自西向东为大、小孤山、霸王山、九里山、琵琶山。其中以九里山最高，山顶绝对标高为+173.2m。eq\o\ac(○,1)地形、地貌庞庄井田为古黄河泛滥形成的冲积平原。冲积层东北薄,西北厚，平均厚度76.0m。区地势较平坦，略显西北高、东南低的趋势。地表标高+35m～+42m，坡度约为两千分之一。由于几十年的煤炭开采活动，使地表形成大面积塌陷并积水成塘，塌陷区水深可达到5m～6m。矿区东南有寒武、奥陶纪石灰岩构成的为数不多的低山丘陵，大致呈NE60°方向延展。自西向东有大、小孤山、霸王山、九里山、琵琶山。其中以九里山最高，山顶绝对标高为+173.2m。eq\o\ac(○,2)水文井田尚有零星分布的鱼塘和纵横交错的排水沟渠。因此，矿区地表水系较为发育。eq\o\ac(○,3)气象根据气象资料，本区属南温带鲁南气候区，具有长江流域和黄河流域气候过渡的性质，日照充足，年降水量充沛，冬寒干燥，夏热多雨，春、秋季短，并有寒潮、霜冻、冰雹、旱风等自然灾害。eq\o\ac(○,4)降水量由于本区地处中纬度副热带和暖温带的过渡区，因此，降水有集中性高、年变化大的特点，平均年降水量841.9mm，最大1297.0mm(1958年)；最小500.6mm(1988年)。夏季平均雨量(6～8月)466.03mm，约占全年降水量的55％，其中以7、8月份雨量最多，形成了冬干、春秋旱频繁、盛夏常发生旱涝急转，易涝、易旱的气候特点。eq\o\ac(○,5)蒸发量1440mm／年。eq\o\ac(○,6)风向、风速全年多偏东风，平均风速3.2m／s，最大风速24.3m／s(1959年6月)。eq\o\ac(○,7)气温年平均气温14.13℃。1月份最低，平均气温-0.6℃;7月份最高，平均气温27.4℃。eq\o\ac(○,8)冻土冻土深度平均为29cm。eq\o\ac(○,9)霜期历年平均初霜期为10月下旬，终霜期4月上旬。1.1.4水文1、区域水文地质庞庄井田位于复背斜的西北翼、九里山向斜的中部。总体上为一向南西倾伏的复式向斜构造，由5个次级的向、背斜构成。复向斜两翼分别被F1、F3两逆断层切割，使该区构造体系的完整性遭到破坏。本矿区位于黄河冲积平原的东部边缘，与上升区的构造侵蚀低山丘陵区毗邻，煤系地层上有较厚的第四系冲积层覆盖。二迭系煤系地层在区域侵蚀基准面以下，属陆相沉积，为裂隙充水矿床。水文地质条件简单。下部的石炭系煤系地层为海陆交互相沉积，伴有13层薄层岩溶化灰岩，水文地质条件复杂。整个矿区含水层具有单面充水的特征。矿区地下水补、迳、排条件分析：本区地下水既有山区天然补给的特点，又具备平原区地下水迳流较弱的特征，矿井排水为地下水的主要排泄方式。区含水层可分为：孔隙潜水～承压含水层组、裂隙承压含水层组、岩溶～裂隙承压含水层组。潜水接受大气降水和地表水的直接补给，一般和下伏承压含水层不发生直接水力联系。各基岩含水层均在山区露头处接受大气降水和潜水的入渗补给。各基岩含水层之间仅能通过导水构造发生水力联系，由于含水层属平原区倾斜岩层，承压含水层补给条件差，地下水交替运动迟缓，故在水质上反映了由山麓到平原、由矿区外缘到矿区深部地下水矿化度呈逐渐增高的趋势。地下水赋存受构造影响明显。二迭系砂岩含水层以静储量为主，既有局部垂直渗透、也有越流及侧向缓慢补给。组13层灰岩中，以四灰岩溶裂隙最为发育，富水性强，在浅部接受奥灰岩溶裂隙水的越流补给。2、矿井水文地质地表水井田地表水体主要为塌陷区积水，积水区常年水位+34.3m，雨季最高水位+36.25m（1982年7月22日）；其次有拾新河及拾屯河，拾新河是1977年12月铜山县在矿区中部自西北向东南人工开挖而成，常年积水，水深5～6m，河床不连续且与塌陷区积水连成一片。拾屯河从矿区南部露头自西向东入丁万河，全长13Km。为季节性河流。区另有零星的鱼塘和纵横交错的排水沟渠分布。因此，矿区地表水系较为发育。3、矿井主要含水层组划分及特征根据含水层岩性特征、空隙性质及地下水埋藏条件，矿井主要含水层组可划分为三种类型：4、地下水动力环境各含水层水力联系a.第四系上部孔隙潜水含水层组直接接受地表水、大气降水的补给，受季节性影响潜水位变幅较大。b.第四系中部砂层孔隙承压含水层组的下部有粘土隔水层，使其与第四系底部粘土砾石含水层水力联系微弱，其补给水源主要为上部的孔隙潜水，补给方式以垂直渗透补给为主。c.第四系底部粘土砾石孔隙承压含水层与煤系地层各含水层组无直接水力联系，补给方式以地表水的侧向迳流及垂直缓慢入渗为主。d.上石盒子组底部奎山砂岩承压含水层与各煤系地层含水层组无直接水力联系，其水源补给方式为第四系底部砂礓、砾石孔隙水的缓慢垂直补给、露头区的侧向缓慢补给及煤系外缘浅部高水位的太灰、奥灰溶隙水的侧向越流补给。e.下石盒子组、组砂岩裂隙承压含水层组与其它各含水层组无直接水力联系。其富水性受构造控制，矿井涌水量的大小取决于砂岩含水层的厚度、胶结成份、颗粒度、裂隙连通性及构造裂隙发育程度等因素。f.组灰岩溶隙含水层富水性弱～强，以四灰富水性最好。十灰、十二灰为开采组煤层的直接充水含水层。该含水层组是区煤系地层各含水层组的间接补给水源，补给方式以导水构造或侧向越流补给为主。g.奥陶系灰岩岩溶含水层在本区F1断层上盘浅部区域属富水性中等～强的含水层；处于F1断层下盘深部区域的属富水性较弱的含水层。F1断层上盘的奥灰富含水层对下盘煤层开采构成威胁，设计开采时应留设必要的防水煤柱。该含水层是区煤系地层各含水层组的间接补给水源，补给方式以导水构造或侧向越流补给为主。1.1.5气象根据气象资料，本区属南温带鲁南气候区，具有长江流域和黄河流域气候的过渡性，区气候日照充足，年降雨量充沛，冬寒干燥，夏热多雨，春秋季短，并有寒潮、霜冻、冰雹、旱风等自然灾害。本区由于地处中纬度副热带和暧温带的过渡区，因此，降水有集中性高，年变化大的特点。平均年降水量841.9mm，最大1297.0mm(1958年)；最小500.6mm(1988年)。夏季平均雨量(6～8月)466.03mm，约占全年降水量的55％，其中以7、8两月雨量最多，形成了冬干、春秋旱频繁、盛夏常发生旱涝急转，易涝、易旱的气候特点。蒸发量：1440mm／年，全年以偏东风为多，年平均风速3.2m／S，最大风速24.3m／S(1959年6月)。年平均气温14.13°C。1月份最低，平均气温-0.6°C，7月份最高，平均气温27.4°C。冻土深度为29cm。历年平均初霜期为10月下旬，终霜期4月上旬。1.1.6地震地区地震烈度为7度，根据1956年科学资料，地区地震记录始于公元522年，讫于1937年，即1415年间发生地震21次。其中破坏性地震占了3～7次。影响较大的有1502年10月17日地震，坏城垣民舍；1668年7月25日莒县郯城8.5级地震，1937年8月1日渮泽7级地震。本区属华北地震区，距郯庐断裂约100km，该断裂带为一长期活动的强地震带。1.2地质特征小楼井田位于九里山向斜的中段，总体上为一个不对称的复式向斜构造，即由二个背斜，三个向斜组成，西北翼被F1断层切割，破坏了构造的完整性，地层形状沿走向和倾向均有变化。从1956年至1999年间，由124煤田地质勘探队、169煤田地质勘探队、矿务局地质勘探队、煤田地质物探队、煤科分院在本区进行多期地质勘探及物探工作，共施工钻孔232个，工程量78756.58m。完成地震测线17条，总测长26.44km。瞬变电磁法勘探线46条，施测物理点601个。1.2.1以往勘探的情况1956年原华东煤田地质勘探局124队在九里山地区进行普查找矿时，施工钻孔34个，总工程量5360.06m。发现了九里山煤田。1957~1963年省煤炭工业局煤田地质勘探169队在本区进行勘探工作，共施工97个钻孔，总工程量27119.73m，并分别于1958年7月提交了《拾屯矿区精查报告》(包括王庄、东城、庞庄、桃园、拾屯及邓庄六个井田)，1959年10月提交了《拾屯矿区深部补充勘探报告》，1962年9月提交了《东城-庞庄煤矿地质勘探最终报告补充资料》，1963年6月提交了《王庄煤矿地质勘探最终补充报告》，1963年7月提交了《拾桃井田地质勘探最终报告(精查)》，同时在拾桃方案设计研究时将拾桃井田的拾屯区划归庞庄煤矿，桃园区划归夹河煤矿。1978~1982年，矿务局地质勘探队在本井田深部进行勘探，共施工钻孔99个，总工程量45556.76m，于1982年提交了《庞庄煤矿补充勘探报告》。1986年，矿务局地勘队在第5勘探线深部进行生产勘探，共施工钻孔2个，总工程量720.02m，严密地控制了F1断层产状要素，为顶水采煤提供了可靠的地质依据。1991年煤田地质物测队对庞庄井田深部进行了二维地震勘探。其围：第13勘探线至第17勘探线之间，-370m水平以下至F1断层，面积2．31Km2，完成地震测线17条，测线总长度26.44Km。并于同年10月提交了《矿务局庞庄煤矿深部水平地震开发勘探报告》。1999年10月，委托煤炭科学研究总院分院对庞庄井田深部的庞4断层与F1断层之间区域进行瞬变电磁法勘探工作，查明庞4、、庞4-1、F1-1、F1断层的含水层分布情况，推断、核实上述断层位置及含水破碎带宽度，并查明-800ｍ以浅的组四灰、十灰及奥陶系灰岩水的水力联系。完成测线46条，施测了601个物理点，于2000年2月提交了《庞庄煤矿庞4、、庞4-1、及F1-1断层带含水性探测成果报告》。1.2.2区域地质构造简况煤田位于中朝准地台隆起区的南端，复背斜的西端。若按地质力学划分：是秦岭东西向构造带的北支和新华夏第二隆起带的交汇部位，其东侧紧邻郯庐大断裂。故本区是几个大构造带的交汇地，构造复杂。区盖层发育，属北方型。中生代印支--燕山运动对本区影响甚大，使本区地层发生褶皱、断裂并伴有岩浆活动。复背斜由多个相间排列的背、向斜组成。自东南向西北分别是：棠集向斜、大许家背斜、贾汪向斜、背斜、闸河向斜、肖县背斜、九里山向斜等。每一个背、向斜由更次一级的背、向斜组成复式背、向斜。就单一褶曲而言，一般北翼较缓，南翼较陡，局部直立甚至倒转，并伴生有与褶曲轴大致平行的高角度逆断层、逆掩断层出观。区域地层沉积缺失奥陶系上统、志留系、泥盆系及石炭系下统，除震旦系与寒武系、奥陶系与石炭系呈假整合接触关系，第四系与其它各时代的地层呈不整合接触关系外，其它各地层皆呈整合接触关系。地区的岩浆岩活动大致分为三期：即晚元古代未的辉绿岩类侵入，燕山中～晚期的中酸性-中基性岩浆岩活动、燕山晚期～喜山期的基性-超基性岩浆岩活动。在复背斜的分布大体沿桃山集--贾汪一线以东出露的全为基性岩；该线以西出露的主要为中性-中酸性-酸性火成岩，这正是利国铁矿和斑井铜矿的成矿母岩。本井田的组地层及邻区的垞城矿组地层亦见有煌斑岩、辉绿岩类的岩墙、岩脉侵入，而井田西北部的集矿则见有大面积的中酸性火成岩。1.2.3井田地质区域地质构造概况煤田位于中朝准地台隆起区的南端，复背斜的西端。若按地质力学划分：是秦岭东西向构造带的北支和新华夏第二隆起带的交汇部位，其东侧紧邻郯庐大断裂。故本区是几个大构造带的交汇地，构造复杂。区地层发育，属北方型。中生代印支－燕山运动对本区影响甚大，使本区地层发生褶皱、断裂并伴有岩浆活动。复背斜由多个相间排列的背、向斜组成。自东南向西北分别是：棠集向斜、大许家背斜、贾汪向斜、背斜、闸河向斜、肖县背斜、九里山向斜等。每一个背、向斜由更次一级的背、向斜组成复式背、向斜。就单一褶曲而言，一般北翼较缓，南翼较陡，局部直立甚至倒转，并伴生有与褶曲轴大致平行的高角度逆断层、逆掩断层出现。区域地层沉积缺失奥陶系上统、志留系、泥盆系及石炭系下统。除震旦系与寒武系、奥陶系与石炭系呈假整合接触关系、第四系与其它各时代的地层之间呈不整合接触关系外，其它各地层皆呈整合接触关系。地区的岩浆岩活动大致分为三期：即晚元古代末的辉绿岩类侵入；燕山中～晚期的中酸性～中基性岩浆岩活动；燕山晚期～喜马拉雅山时期的基性～超基性岩浆岩活动。在复背斜的分布大体沿桃山集－－贾汪一线以东出露的全为基性岩；该线以西出露的主要为中性～中酸性～酸性火成岩，这正是利国铁矿和斑井铜矿的成矿母岩。本井田的组地层及邻区的垞城矿组地层亦见有煌斑岩、辉绿岩类的岩墙、岩脉侵入，而井田西北部的集矿则见有大面积的中酸性火成岩。表1－1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(θ°)落差(m)延伸长度可靠程度1F1正NE～SWSE78～8618～3702500可靠4F2正NE～SWNW80～8520～301000较可靠1.2.4井田地层eq\o\ac(○,1)地层井田无基岩出露，现据区外露头及钻孔揭露资料，井田地层自下而上为：a.寒武系(€)井田钻孔未见，仅在矿区外围群山有出露。主要分布于复背斜的轴部，与下伏地层震旦系(Z)呈假整合接触。下部以砂页岩为主，夹薄层状灰岩；中、上部由中～厚层状灰岩组成。b.奥陶系(O)仅见于少数钻孔，是复背斜构造的两翼地层主要组成部分。也是煤系地层的沉积基底。区只发育有下统和中统，上统缺失。eq\o\ac(○,a)奥陶系下统(O1)与下伏地层寒武系呈整合接触关系。下部由中厚层竹叶状白云岩、泥质白云岩、页片状泥质灰岩、钙质白云岩及厚层状灰岩组成。上部的马家沟组则由中厚层～巨厚层的豹皮状灰岩组成，顶部夹有紫灰色薄层钙质白云岩，厚450～530m，平均484m。eq\o\ac(○,b)奥陶系中统阁庄组(O2g)厚65.2～70.9m平均68m。由青灰～黄灰～灰色薄～中厚层钙质白云岩、白云质灰岩、白云岩组成。c..石炭系(C)本系地层仅发育有中统和上统，下统缺失。eq\o\ac(○,a)石炭系中统组(C2b)本组地层厚17.8～42.7m，平均27.0m,假整合于奥陶系之上。是在奥陶系中统之后地壳整体长期上升、剥蚀夷平的基础上广泛海侵的浅海相沉积。其岩性自下而上为：下部为紫色、灰绿色页岩(相当于华北式铁矿层位)，含铁不均匀，厚度较小，一般在6m左右，系本组与下伏奥陶系分界之标志层。中部为浅灰色铝土质页岩，厚度多小于5m。上部为浅灰色厚层状石灰岩，含黄铁矿，夹透镜状页岩，厚约16m。eq\o\ac(○,b)石炭系上统组(C3t)本组地层厚124.0～208.2m，平均156.0m。为本区主要含煤地层之一。整合于组之上，为海陆交互相沉积，主要由灰白～灰黑色的灰岩、页岩、砂质页岩组成，夹极不稳定～稳定薄煤7～10层，不可采。各层石灰岩中常含有丰富的蜓科、腕足类及海百合化石。d.二迭系(P)区二迭系地层沉积有下统组、下石盒子组，上统上石盒子组。eq\o\ac(○,a)二迭系下统组(P11S)本组地层厚96.5～145.4m，平均113.0m。为本区主要含煤地层之一。整合于组地层之上，为近海河湖沼泽相沉积。主要由灰色页岩、砂质页岩、灰色粉砂岩及石英砂岩组成。中、下部以石英砂岩为主，其次为深灰～灰白色页岩、砂质页岩组成。夹稳定～极不稳定的薄～中厚煤层4～6层，其中7煤为稳定可采煤层，8、9煤为不可采煤层。各煤层上、下的页岩中常含有保存较为完整的植物化石，常见有栉羊齿、楔叶木、轮木、丁氏蕨等。eq\o\ac(○,b)二迭系下统下石盒子组(P12x)本组地层厚170.7～299.0m，平均217.0m。为本区主要含煤地层之一，整合于组地层之上，为陆湖泊沼泽相沉积。主要由灰绿～深灰色砂质页岩组成，上部以灰色为主，下部以深灰色为主。自上而下夹数层杂色页岩。含煤6～9层，不可采。本组下部的煤层附近地层中常保存有较为完整的植物化石：辨轮木、轮木、芦木、大羽羊齿、柯特木和丁氏蕨等。eq\o\ac(○,c)二迭系上统上石盒子组（P21s）厚3.9～269.2m，平均250m，整合于下石盒子组之上。为炎热气候下陆河湖相沉积。以杂色、灰绿色、灰色砂页岩、页岩为主夹灰绿色、浅灰色细～中粒砂岩，中下部时夹有煤线及炭质页岩，底部为灰～灰白色石英、长石粗粒含砾砂岩，间夹灰色，杂色页岩。为本组与下统下石盒子组分界标志层。产烟叶大羽羊齿、剑形瓣轮木等化石。e.第四系(Q)井田围厚度52.7～124.0m，平均76.0m，不整合于各系地层之上。主要由砾石、砂礓、粘土、亚粘土、粉砂土和腐植土组成。由东南向西北逐渐增厚。eq\o\ac(○,2)含煤地层本井田含煤地层为石炭、二迭系，有3个含煤组：石炭系上统组、二迭系下统组和下石盒子组。a.石炭系上统组(C3t)本组沉积旋回清楚，标志层明显。沉积有薄层灰岩13层，含煤7～10层，自下而上为：eq\o\ac(○,a)浅灰色页岩、灰色页岩、砂岩、砂页岩互层、22煤(个别钻孔见灰色砂岩)、23煤，十三灰(局部缺失)、浅灰～灰绿色铝土质页岩。本段地层厚约18m。eq\o\ac(○,b)灰色细砂岩、砂页岩、深灰色页岩、2l煤、十二灰、灰黑色页岩、十一灰。其中：十二灰含燧石结核，中、下部多含蜓科化石，为本组主要标志层之一。十一灰为薄层状泥灰岩，局部地段十一灰、十二灰合为一层。本段地层厚约15m。产：schwagerinasp·希瓦格蜓(未定种)eq\o\ac(○,c)深灰色砂页岩、灰白色砂岩、20煤、十灰。十灰为灰～深灰色灰岩，含蜓科化石，本段地层厚约24m。eq\o\ac(○,d)黑灰色砂页岩，浅灰色砂岩、铝土质页岩、17煤、深灰色页岩、灰色砂岩、15煤、九灰。本段地层厚约24m。产：Lepidendronoculus-Felis猫眼磷木eq\o\ac(○,e)灰黑色页岩、14煤、八灰、灰色砂页岩、13煤、七灰。有时七灰和13煤均缺失，本段地层厚约8m。eq\o\ac(○,f)灰黑色砂页岩、12煤，有时夹灰色薄层灰岩、浅灰色页岩、11煤、六灰，本段地层厚约11m。eq\o\ac(○,g)深灰色砂页岩、灰色砂岩、砂页岩、五灰、本段地层厚约12m。eq\o\ac(○,h)灰色页岩、细砂岩、四灰、灰色页岩、砂页岩、三灰。四灰厚度较大，含动物化石和燧石结核，为本组主要标志层之一,本段地层厚约23m.eq\o\ac(○,i)灰黑色砂页岩、灰色砂岩、二灰、灰黑色页岩、一灰。一、二灰间距平均1m左右，有时合为一层，为浅灰色泥灰岩。属陆棚浅海相沉积，既有细粒石英～含生物泥晶灰岩混合岩，也有生物碎屑灰岩含大量动物化石，特征明显，是本组与上覆组分界标志层。本段地层厚约21m。产：Sinccrinustien中国海百合茎LophocarinophyllumGradau脊板顶柱珊瑚b.二叠系下统组(P11S)本组地层厚96.5～145.4m，平均113.0m。属滨海相沉积过渡为陆沉积,沉积旋回明显，可分为3个沉积旋回，含煤4～5层，其中：7煤为主采煤层，8、9煤为不可采煤层。eq\o\ac(○,a)第一旋回：灰色砂质页岩、深灰色砂质页岩与灰白色砂页岩互层、砂页岩、10煤、深灰色砂页岩、9煤。底部深灰色砂质页岩、9煤、10煤不太稳定且常被砂岩替代，砂岩中夹泥纹、炭纹和页岩碎块，为河床相沉积物,互层中层理清晰，水平状层理发育。本段地层厚约40m。产：Pecopterisarborenscoppert树形栉羊齿(未定种)Gordaitessp柯达狄木(未定种)eq\o\ac(○,b)第二旋回：由灰白色中～厚层状、细～中粒砂岩、灰色砂页岩、深灰色页岩、砂页岩、砂页岩互层、灰色砂页岩、8煤、灰黑色页岩、7煤组成。其中，8煤为不稳定煤层，7煤为稳定煤层，局部含有夹矸厚0.1～1.5m。本段地层厚约20m。产：Neuropterissp.脉羊齿(未定种)产：Pecopterissp.栉羊齿(未定种)eq\o\ac(○,c)第三旋回：灰白色细～中粒砂岩、灰色砂页岩、深灰色页岩、灰色薄层状砂岩、杂色页岩，本段底部偶含5、6两层薄煤层，其中，5煤为极不稳定煤层，6煤由于受河流冲刷而造成部分地段缺失。本段地层厚约53m。产：Emplecopteritiumalatumsp.翅状准组羊齿c.二叠系下统下石盒子组(P12X)本组地层厚170.7～299.0m，平均217.0m。属陆湖泊沼泽相沉积，含煤4～8层。按其沉积特征，本组地层可以分为四段，自下而上为：eq\o\ac(○,a)灰绿～灰白色中～粗粒砂岩、灰色砂页岩、杂色铝土质页岩。底部的中～粗粒砂岩(即分界砂岩)有时相变为页岩，厚度为l.1～34.2m，平均为13.0m，钙质或泥质胶结，有时含细砾，为本组与组分界标志层。其上的杂色铝土页岩相对稳定，可作为层位的对比标志。本段地层厚约36m。eq\o\ac(○,b)深灰色砂页岩、页岩、灰白色薄层细～中粒砂岩、灰黑色页岩、砂页岩、灰白色中～细粒砂岩、夹有薄煤多层，本段地层厚43m。产：Lobtannulariasp．辨轮木pecotrerissp．栉羊齿(未定种)eq\o\ac(○,c)灰色页岩、杂色页岩、灰绿色砂页岩、灰～灰白色细～中粒砂岩。顶部的中粒砂岩厚度为2.87～31.50m,平均18.11m，该砂岩层位稳定。下距2煤44.17～76.20m，平均约60m，俗称“60m砂岩”，为本组标志层。该段地层约厚78m。产：Sphenepterissp．楔羊齿(未定种)eq\o\ac(○,d)灰色砂页岩(偶夹煤线)、杂色页岩、灰绿色砂页岩夹薄层细砂岩、杂色页岩。厚约60m。产：Tingiasp.丁氏蕨(未定种)1.2.5含煤地层本井田含煤地层为石炭、二迭系，有三个含煤组：石炭系组、二迭系下统组和下石盒子组,煤系地质综合柱状图见图1—2。1.2.6构造情况小楼井田位于九里山向斜的中段，总体上为一不对称的复式向斜构造；即由2个背斜、3个向斜组成；大中型断裂亦较为发育,受褶曲构造的影响，地层产状沿走向和倾向上均有变化，一般为8～l0°；东南翼较陡，西北翼相对较缓；在12勘探线以西的浅部或煤层露头产状可达60°以上，局部近乎直立。由于西北翼被F1断层切割，其构造的完整性遭到了一定程度的破坏。1.2.7含煤概况本区含煤地层为石炭、二迭系，有3个含煤组：二迭系下统下石盒子组(P1x2)、组(P1s1)，石炭系上统组(C3t)。煤系地层平均总厚度486m，含煤20层，可采和局部可采仅7层，可采煤层的厚度为11.65m，含煤率为2.40%。其中：下石盒子组地层平均厚度217.0m,含煤6～9层，可采和局部可采2层，可采煤层平均厚度3.16m，含煤率为1.46%。组地层平均厚度113.0m,含煤4～6层，可采和局部可采3层，可采煤层平均厚度6.62m，含煤率为5.86%。组地层平均厚度156.0m,含煤7～10层，可采和局部可采2层，可采煤层平均厚度1.87m，含煤率为1.20%。1.2.8煤质一、含煤概况本区含煤地层为石炭、二迭系，有3个含煤组：二迭系下统下石盒子组(P1x2)、组(P1s1)，石炭系上统组(C3t)。煤系地层平均总厚度486m，含煤20层，可采和局部可采仅7层，可采煤层的厚度为11.65m，含煤率为2.40%。其中：下石盒子组地层平均厚度217.0m,含煤6～9层，可采和局部可采2层，可采煤层平均厚度3.16m，含煤率为1.46%。组地层平均厚度113.0m,含煤4～6层，可采和局部可采3层，可采煤层平均厚度6.62m，含煤率为5.86%。组地层平均厚度156.0m,含煤7～10层，可采和局部可采2层，可采煤层平均厚度1.87m，含煤率为1.20%。（一）煤的工业指标本报告在煤质方面除了收集洗煤厂几个主要指标外，另在生产中采取了少数煤样进行化验分析，现将化验结果列表如下：(见表1-2、表1-3)表1-2煤质工业分析成果表组别煤层工业分析有害成份发热量Mad(％)Ad(％)Vdaf(90℃)(％)焦渣特征固定炭(％)St,d(％)Pd(％)Qad(KJ/g)Qnet,ad(KJ/g)下石盒子组12.6812.5236.22654.300.440.00529.0828.7722.4512.3437.64653.320.450.00329.4329.04组72.207.3437.33656.790.330.00231.3130.9282.2610.8936.76655.081.670.00330.0429.5591.8233.5243.6636.773.300.00222.0521.30从上列数表的煤质化验资料统计结果看出：水份：各煤层均属低水份煤，且自上而下逐渐减少。灰份：下石盒子组的1煤、2煤属偏高的中灰煤。组的7煤、8煤、9煤属低灰煤。组的20煤、21煤属偏低的中灰煤。其精煤的灰份均小于10%，可见易选。硫份：下石盒子组煤层与组煤层属特低硫煤。组煤层属富硫煤或高硫煤。磷份：下石盒子组煤层与组煤层属特低磷煤。组煤层未做磷份分析。发热量：除1煤外，其余煤层分析煤样的分析基弹筒发热量(Qdrr)都在25.0J/Kg以上；可燃基弹筒发热量(Qdrr)都在33.44J/Kg左右，且自上而下有逐步增大趋势。挥发份：各煤层均大于37%，且自上而下有增高趋势。元素分析：化验成果中各元素组分的变化规律不甚明显。表1-3煤质分析成果统计表组别煤层水分Mad(％)灰分Ad(％)硫分St,ad(％)下石盒子组1EQ\F(1.71～3.50,2.98(9))EQ\F(14.80～24.44,20.56(9))2EQ\F(1.92～4.00,3.00(48))EQ\F(6.92～30.16,18.64(49))EQ\F(0.37～0.42,0.40(5))组7EQ\F(1.30～3.87,2.67(94))EQ\F(8.86～30.16,14.71(94))EQ\F(0.22～0.48,0.32(9))8EQ\F(1.72～3.06,2.43(9))EQ\F(10.61～23.30,15.53(9))9EQ\F(1.23～3.36,2.30(67))EQ\F(6.23～36.86,15.59(67))EQ\F(0.50～0.79,0.66(4))（二）煤的物理特征：1煤：半亮～半暗型，树脂～沥青光泽，条带状结构，鳞片状或块状构造，褐黑色，质地较松软，裂隙较发育，有时被方解石脉充填。2煤：半亮～半暗型，树脂～沥青光泽，条带状似均一结构，鳞片状或块状构造，褐黑色，质地较松软，外生裂隙较多，多为方解石脉充填，并有少量黄铁矿星点。7煤：半亮～半暗型，树脂～玻璃光泽，条带状结构，块状构造，色黑性脆，裂隙较发育，并有方解石脉充填。9煤：半光亮～半暗型，玻璃～树脂状光泽，生、外生裂隙都较发育，条带状结构，块状构造。20煤：半亮至光亮型，色黑性脆，玻璃～树脂光泽，条带状结构，块状构造，生裂隙发育，含浸染状黄铁矿。21煤：半亮至光亮型，玻璃～树脂光泽，条带状结构，块状构造，生裂隙发育，下部含泥砂；质硬，灰分高，俗称砂岩煤。（三）煤的工业牌号本区各煤层工业牌号系按1958年4月国家技术委员会规定的分类表划分原则确定的。先后三次地质报告确定的结果相同，见表1-4。表1-4煤层工业牌号表煤层号确定单位1煤2煤7煤8煤9煤20煤21煤拾屯报告气气气气气气-肥气-肥62年补勘弱粘气气气气气-气肥气-气肥82年补勘气气气气-肥气-肥矿上采用气气气气气肥肥1.2.9瓦斯、煤尘和煤的自燃eq\o\ac(○,1)瓦斯本矿(包括原东城井)为低沼气矿井。虽然如此，但今后的采掘工程中，也应继续做到：a.加强通风管理，做到合理安排生产，布局平衡，严格执行以风定产的规定。b.严格瓦斯管理制度，并做到掘进巷道按要求施工，减少盲巷，防止瓦斯积聚。c.加强老空区密闭管理，对老空区要及时、保质、保量进行密封，防止向老空区漏风而引起自燃发火，同时防止老空区有害气体泄出。eq\o\ac(○,2)煤尘通常以可燃挥发分Vγ煤尘爆炸指数的高低作为衡量煤尘爆炸性强弱的标志，一般说：Vγ含量越高，爆炸性就强，Vγ若小于10％，基本上无爆炸危险。本矿井煤层的爆炸指数较低。eq\o\ac(○,3)煤的自燃我矿煤层的自燃倾向均为二类，属有可能自燃发火的矿井。因此，在今后的采掘生产过程中，要切实采取有效措施，尽量减少丢煤，严格并及时加强老区的密闭工作。eq\o\ac(○,4)地温州矿区恒温带的深度约在20～25m之间，恒温带的温度约为16.7℃(在本矿所测的钻孔是原东城井工人村Fl-2号水文观测孔，测试结果为：恒温带的深度在25～30m之间，恒温带的温度为16.6～16.7℃)，比地区多年平均地温15.1℃略高1～2℃。此恒温值与枣庄的恒温带温度17℃和九龙岗恒温带的温度16.8℃基本一致。该次测得西部矿区的地温梯度为2.0～2.5℃/100m，东部矿区的地温梯度为1.5～2.0℃／100m。按照上表所列的15-4孔和15-6孔的测温结果计算，其百米增温率约为1.9℃。此值与东部矿区百米增温率的高温值接近，与西部矿区百米增温率的低温值接近。本矿区的增温率选用2.0℃/100m2井田开拓2.1井田境界及储量2.1.1井田境界小楼矿井田东与夹河矿为界，西与柳新矿为界，南部以人为边界划分，北以F1断层与庞庄矿为邻，井田东西长约5.9km，南北宽约3.9km，面积21km2。2.1.2井田储量矿井储量是指矿井井田边界围，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。2.1.3储量计算围和工业指标的确定1、储量计算边界本井田储量计算上限为-200m水平，下限为-1300m水平，东至各煤层上限，西至夹边界线，南以人为边界线，北至F1断层下盘交面线。2、工业指标的确定（1）煤层最低可采厚度不分倾角，均采用0.6m；（2）煤层最高可采灰分不大于40％；（3）煤层的最低发热量不低于14.54MJ/kg；2.1.4储量级别与计算块段的划分1、各级储量的基本线距根据庞庄矿井田的勘探类型，确定各级储量的基本线距如表2-1：表2-1储量基本线距表勘探类型煤层A级B级C级二类一型7500100020002、储量计算块段划分原则（1）稳定或不稳定的7煤，高级储量的外围，以不超过基本线距的1/2的距离外推次一级储量；（2）工程质量低劣，打丢煤的钻孔不参与可采边界的圈定；（3）井田可跨越已查明的落差不大于50m的地段，降为C级储量，其断层两侧各留30～50m的煤柱，若断层密集，不能跨越断层划分高级储量；（4）见煤点的煤层厚度低于0.6m时,用插入法求出可采边界,对未见煤钻孔,用相邻的钻孔连线的中点为零点,再用插入法求出可采边界；（5）煤层夹矸的单层厚度不大于0.5m时，夹矸与煤层合并计算，煤分层厚度等于或大于夹矸厚度时，且夹矸厚度小于0.6m时，上下煤分层合并计算。2.1.5储量计算方法及参数的确定1、储量计算方法本井田煤层的倾角较小，为缓倾斜煤层，采用等高线法直接在井田开拓平面图上井田大致面积，再根据煤层倾角折算倾斜面积，乘以容重、煤层厚度，计算出井田工业储量。2、储量计算参数的确定（1）煤层厚度均采用煤层真厚度，按块段或附近见煤点计算其算术平均值，作为该块段的煤层平均厚度，结果是：7煤2.8m。（2）煤层容重均采用1.34t/m3。2.1.6工业储量计算计算公式：Zc＝SMr式中Zc－工业储量，t；S－井田总面积，m2；M－煤层平均厚度，m；r－煤层容重，t/m3由此计算公式得7煤工业储量：Zc7＝SM7r＝21789710.2×2.8×1.34＝8175.5万t；2.1.7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。而在该井田围只有煤田境界煤柱和断层煤柱。可暂时按工业储量的5％－7％计入，本设计取7％，故：＝－P式中：Z——矿井设计储量；Z——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＝8175.5×（1－5％）＝7766.73万t2.2矿井设计生产能力及服务年限2.2.1边界煤柱小楼矿东以夹河矿为界，西以柳新矿为界，各留设30m煤柱；南以人为边界留设30m煤柱，北以F1断层与庞庄矿为界，留设30m煤柱。2.2.2工业广场保护煤柱根据《煤炭工业设计规》中矿井工业广场占地指标的规定：中型矿井工广占地面积为1.3～1.8公顷/10万t。矿井生产能力越大，取值越小，本矿井设计生产能力为90万t/a，为中型矿井，本矿井取1.7公顷/10万t，因此，工广占地面积为15公顷（150000m2）。工业广场布置为300×500m的矩形，另外，根据规定，长边与宽边都加15m的围护带，煤层倾角α＝8°，表土层厚度为40m；基岩移动角中，沿煤层走向移动角δ＝70°，上山移动角γ＝70°，下山移动角β＝70°-0.7α＝70°－0.7×8＝64.4°；表土层移动角φ＝50°，以上数据均根据矿务集团生产技术部与中国矿业大学测物系在全国矿山测量学术会议上发表的矿区地表移动规律综合分析成果资料关于《地表移动主要参数的计算》，工广煤柱计算示意图见图2－1，煤柱煤炭损失计算表见表2-2。表2－2煤柱煤炭损失计算表类别煤层工业广场煤柱损失边界煤柱损失压煤面积（m）煤厚(m)容重(t/m3)煤损(万t)长(m)宽(m)煤厚(m)容重(t/m3)煤损(万t)79650002.81.34362.118552302.81.34208.8图2－1工广煤柱计算示意图ψ－表土层移动角50°δ－基岩岩层移动角70°γ－上山移动角70°β－下山移动角β＝γ－0.7α＝64.4°2.2.3矿井设计可采储量的计算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采区回采率所得到的储量。，计算可采储量如下：Z＝（Zc－P）×C式中Z—一矿井可采储量，t；Zc—一矿井工业储量，t；P—一保护工业广场、井田边界等永久煤柱损失量，t；C—一采区采出率，对于中厚煤层取0.85。则矿井可采储量为Z＝（Zc－P）×C＝（7766.73-362.1-208.8）×0.85＝6116.5万t2.2.4矿井生产能力的确定小楼矿井田围7煤赋存稳定，储量丰富，煤层倾角小，地质条件简单，非常适合综合机械化采煤，故本设计定为90万t/a的中型矿井。2.2.5矿井服务年限及校验矿井的设计生产能力应与矿井的工业储量相适应，以保证有足够的服务年限。矿井井型和服务年限应满足下表 表2-3矿井井型和服务年限井型矿井设计生产能力（Mt/a）新矿井服务年限（a）扩建后矿井服务年限（a）大型6.0及以上3.0～5.01.2～2.4706050605040中型0.45～0.904030小型0.30及以下由各省煤炭厅自定同左注：改矿井的服务年限，不应低于同类型新建矿井服务年限的50%。矿井服务年限的计算，根据公式：T=ZK/A*K式中T—一矿井设计服务年限，年;Zk—一矿井可采储量，万t;A—一矿井设计生产能力，万t/a；K—一矿井储量备用系数，一般1.2－1.4，本设计取1.3T＝ZK/A*K=52.3(a)＞50(a)基本符合矿井设计要求。 2.2.6核算第一水平服务年限：第一水平服务年限应满足下表。矿井设计生产能力（Mt/a）第一开采水平设计服务年限（a）缓斜煤层倾斜煤层急斜煤层6.0及以上35——3.0～5.030——1.2～2.42520150.45～0.9201515表2-4第一开采水平设计服务年限本设计中第一水平倾斜围为-900m～-200m，第一水平服务年限的计算公式为：。T＝ZK/A*K＝20.2（a）＞20（a）基本满足设计要求2.3井田开拓方案比选2.3.1井筒形式小楼矿地处平原，故无开拓平峒的可能性，本矿第四纪表土层厚度为36-41.5m，煤层倾角不大，平均倾角为8º，井筒开拓的形式有：双立井开拓、双斜井开拓、一斜一立井开拓等几种。双斜井开拓：主斜井用强力钢丝绳牵引的胶带输送机提升煤炭，副斜井用串车提升，小楼矿煤层埋藏深度达1300m，副井串车提升矸石、运送人员、物料会出现多段提升，又由于煤层埋藏较深，故斜井开拓费用较大，技术上不可行，故双斜井开拓不可取。一斜一立井开拓：这种方式有两种：主斜副立式或副斜主立式。主斜副立式开拓：斜井用钢丝绳牵引的强力胶带输送机，副立井用罐笼来提升矸石、运送人员、物料，能够满足生产需要，但本矿煤层埋藏太深，如果用斜井就太长了，显然不够经济。主立副斜井开拓与双斜井开拓相比有相同的缺点，对本矿也不适用。双立井开拓：这种开拓方式的生产系统比较简单，运输环节少，建井速度快，投产早，对于地质条件要求不高，应用广泛，因此这种开拓方式也适合本井田。最后井筒开拓形式只有双立井开拓。2.3.2井筒数目双立井：主井用箕斗提升，副井用罐笼来提升矸石，下放物料，升降人员并兼作进风井，在副井安装梯子间，作为一个安全出口，第一水平由于上部标高较小，在标高-670处设一回风井通风方式为：中央边界式。2.3.3开采水平的确定本矿井煤层倾角为6º-25º，平均8º，主采煤层7煤，可采用三水平开采，第一水平布置在－550m，，第二水平布置在－900m，第三水平布置在-1200，都采用上山开采；若采用两水平开采，第一水平布置在-900m，第二水平布置在-1200m。2.3.4延深方案本井田煤层底板离奥陶系灰岩较远，延深不到奥陶系灰岩上，因此延深方案有3个：暗斜井延深、立井延深、一主一斜延深，用两个暗斜井延深时，运料、运人、提矸组织比较复杂，故一般不采用这种方式延深，用双立井延伸与一主立井一副暗斜井延深两种方案。2.3.5煤层与大巷之间的联系由于煤层厚度2.8m，运输大巷与回风大巷分别布置在相邻的岩层中，两大巷之间用联络巷连接，便于运料行人。2.3.6采区间接替顺序本矿地质条件简单，矿井涌水量较低，瓦斯含量较低，平均倾角为8º，其中倾角分界比较明显，上部倾角20º，这部分采用采区式开采，下部煤层基本上接近水平，故采用条带式采煤法，由于采用沿空掘巷，在采空区上覆岩层尚未垮落稳定前，不能沿空掘巷，工作面接替采用跳采方式。。根据上述各项决定，确定开拓方案有两种。方案一：三水平副立井主暗斜井开拓方案二：两平主立井开拓方案三：两水平副立井主暗斜井开拓2.3.7开拓方案技术比较方案二和方案三区别在于第二水平是立井开拓还是主暗斜井开拓两方案比较，方案三多开主暗斜井1088m（倾角16°），并相应增加了斜井的提升和排水费用，，方案二需要多开立井井筒300m，阶段石门500m，并相应增加了井筒和石门的运输，提升，排水费用，采用立井提升，优点是施工距离短，矿井延伸在条件允许时，增加的设备较少，但施工条件差，施工速度慢，开拓维护费用高，采用斜井提升时，施工速度快，费用低，但需要与暗斜井配套设备，人员，材料运输需，考虑到方案一的提升，排水工作环节少，人员上下较方便。粗略估算表明，两方案费用相差不大，在方案一中未计入暗斜井上下部车场的石门运输费用。方案一与方案三区别在于用几个水平开采，方案一采用三水平，要多开掘运输大巷和水平煤仓，以及增加更多的排水和通风设备，方案三采用两水平就相应减少了这些费用及设备，综合这些因素，选择方案三更合理一些。综上，方案二与方案三技术上均可行，水平服务年限也均符合要求，需要通过经济比较，确定优劣。2.3.8开拓方案经济比较由于方案二和方案三在第一水平的准备方式和采煤方法都完全相同，及前期的各项不需要比较，只要比较后期的各项费用即可。表2－5基建工程量时期项目方案二方案三早期主井井筒/m937.5+20937.5+20副井井筒/m937.5+5937.5+5风井/m700.5700.5运输大巷/m1500×21500×2回风上山/m850850回风石门/m2525后期暗斜井/m01088立井/m300+300300石门和车场460×2+1000460+500运输大巷/m4400×24400×2回风巷/m4400+16004400+1600表2－6基建费用表方案项目方案二方案三工程量/m单价/费用/万元工程量/m单价/费用/万元早期主井井筒957.54500430.875957.54500430.875副井井筒942.54800452.4942.54800452.4风井/m700.54000280.2700.54000280.2井底车场1000250025010002500250运输大巷3000300090030003000900回风石门2525006.252525006.25小计2319.7252319.725后期暗斜井00010884200456.96立井300300450048002793004800144井底车场300200060000运输大巷5800×2300034805800×230003480回风巷5800300017404400＋160030001740小计55595820.96共计7878.7258140.685表2－7生产经营费用项目方案二生产经营费用/万元项目方案三生产经营费用/万元提升1.2×5864.6×0.75×0.85＝4486.419提升1.2×5864.6×0.58×0.85＝3469.4971.2×5864.6×0.28×0.48＝945.843排水200×24×365×19.61×0.14×10-4＝412.281排水200×24×365×19.61×0.12×10-4＝274.854合计4898.7合计4690.194表2－8费用汇总表方案项目方案二方案三费用/万元百分率/％费用/万元百分率/％基建工程费7878.725103.358140.685103.32生产经营费4898.7263.884690.19495.74总费用12777.425118.8912830.879100.42由经济比较可知，方案二优于方案三。所以决定采用方案二2.4井筒在矿井开拓方式确定以后，还应对矿井主要井筒（包括主井、副井、风井）的横断面布置形式、井筒装备、井筒断面尺寸、井筒支护材料等特征进行说明。2.4.1主井主井主要用于提煤。井筒直径5.0m，断面积19.6m3采用9t提煤箕斗进行煤炭提升。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度：基岩段350mm，冻结段700mm。井筒装备有钢丝绳罐道，井深920m。主井井筒断面布置如下：图2－2主井断面布置图2.4.2副井主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。为防止断绳事故，设有防坠器。井筒净直径6.0m，断面积28.26m3。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度：基岩段400mm，冻结段800mm。井筒装备有钢丝绳罐道、梯子间、电缆线和水管管道等。井深为930m。副井井筒断面布置如下：图2－3副井断面布置图副井风速校核：

式中：——通过井筒的风速，m/s；——通过井筒的风量，m3/s；——井筒净断面积，m2；——井筒的有效断面系数，圆形井取0.8；——《安全规程》规定的允许最大风速；由此：＝2.72m/s<8m/s所以井筒选择符合要求。2.4.3风井风井主要用于回风兼作矿井的安全出口。配备有梯子间及管路、电缆等。井筒直径4m，断面积12.57m3采用砼支护，井壁厚度为300mm，井深670m。风井井筒断面布置如下：图2－4风井断面布置图表2－9井筒特征井筒名称主井副井风井井口坐标X（m）39465058.19539464988.9639465115.8275Y（m）3755633.7153755585.853754120.898Z（m）114.2113.646.7用途提煤提料、矸、人、进风回风提升设备4t箕斗1t双层四车罐笼——井筒倾角（°）909090断面形状圆圆圆支护方式砼支护砼支护砼支护井筒壁厚（mm）300400300提升方位角（°）175175——井筒深度（m）814.2813.696.7断面积净（）15.928.312.6掘（）20.436.316.62.5井底车场及硐室2.5.1井底车场形式的选择井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸、下料、供电和升降人员等各项工作服务。井底车场首先必须保证矿井生产所需要的运输能力，并应满足矿井不断持续增产的需要。为此，井底车场的设计通过能力应大于矿井生产能力30～50﹪。其次，在满足井底车场通过能力的前提下应尽量减少其掘砌体积，而且井底车场应便于管理和安全操车。根据本矿实际情况选用立井刀式环行井底车场。井底车场设计示意图如下:图2－5井底车场示意图2.5.2线路总平面布置1、井筒相互位置的确定本矿井所在地地形平坦，井筒位置不受地面限制，主井中心坐标为（3802741.43,20506553.12），副井中心坐标为（3802738.60，20506513.00），两井筒垂直于存车线方向的距离H为40m，平行于存车线方向的距离L为30m。如下图所示：1—主井中心线；2—副井中心线；3—副井储车线图2－6井筒相互位置图两井筒中心点间的直线距离C为：C＝＝50m2、井底车场各存车线长度的确定井底车场线路包括存车线和行车线。存车线为存放空、重车辆的线路，它由主井重车线、主井空车线、副井重车线、副井空车线及材料车线组成。行车线为调度空、重车辆的线路，如连接主、副井空、重车线的绕道和调车线。副井马头门线路也用于行车线。除上述主要线路外，在井底车场还有一些辅助线路，如通往各硐室的专用线路和硐室铺设的线路。当运输大巷采用列车运行时，主、副井空重车线长度应符合《设计规》规定：主井空、重车线长度应能够容纳1.5～2列车，副井进、出车线长度，应能够容纳1～1.5列车。材料车线应能够容纳10个以上材料车到一列车。井底车场线路由直线线路和连接部分所组成，连接部分包括曲线线路和道岔。直线线路就是指存车线和行车线以及调车线。本矿井运煤直接由胶带输送机运往煤仓，故无需计算主井空、重车线长度。1）副井空、重车线长度L＝mnL1＋L2＋L3式中L—副井空、重车线长度，mm—列车数目，列数，取1列；n—每列矿车数，辆，取15辆；L1—一个矿车长度，m，2.4；L2—电机车长度，m，4500；L3—电机车制动距离，m，取15m；副井辅助运输采用1.5t固定矿车，型号为MG1.7－6A，外形尺寸2400×1050×1200mm，自重718kg。电机车选用XK8—6/140KBT,外形尺寸4490×1044×1600mm。L＝mnL1＋L2＋L3＝1×15×2.4＋4.5＋15＝55.5m，取L＝60m；2）材料车线长度L=ncLc+4.5式中：L—一材料车线长度，m；L材—一辆材料车长，m；2.4；本矿井选用1.5t材料车，型号为MG1.7—6A，外形尺寸2400×1050×1200mm。L＝15L材+4.5＝15×2.4+4.5＝40.5m所以取L＝50m3、马头门线路长度计算图2－7马头门线路布置由上图可以看出：马头门的空、重车线的长度计算为：LO=LS＋LN=（a/2＋b＋c＋e＋f）＋（a/2+b’+e’+f）=（5.29/2+7+4+10+9.89）＋（5.29/2+5+5+9.89）=56.17m取LO=57m式中：a—罐笼长度，5.29mb、b'—摇台摇臂长。900㎜轨距摇臂长，取b'=5m,b=7mc—摇台摇臂轴中心与单式阻车器轮挡面之间的距离。取4m。e—单式阻车器轮挡面到对称道岔与直线段连接的切线交点之间的距离，通取10m；e’—出车侧摇台臂活动轨中心至对称道岔与