采矿工程毕业设计（论文）-许疃矿1.8Mta新井设计

目录一般部分1矿区概述及井田地质特征 11.1矿区概述 11.1.1地理位置 11.1.2地形、地貌 11.1.3气象、地震 11.1.4水文情况 21.1.5矿区经济概况 21.1.6水源及电源 21.2井田地质特征 21.2.1井田煤系地层 21.2.2井田地质构造 41.2.3井田水文地质特征 51.3煤层特征 71.3.1可采煤层赋存特征 71.3.2煤质 81.3.3煤层开采技术条件 92井田境界和储量 102.1井田境界 102.1.1井田范围 102.1.2开采界限 102.1.3井田尺寸 102.2矿井工业储量 102.2.1储量计算基础 102.2.2井田地质勘探 112.2.3矿井工业储量计算 112.3矿井可采储量 122.3.1安全煤柱留设原则 122.3.2矿井保护煤柱损失量 132.3.3矿井设计可采储量 143矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 163.1矿井工作制度 163.2矿井设计生产能力及服务年限 163.2.1矿井设计生产能力 163.2.2确定依据 163.2.3服务年限 173.2.4井型校核 174井田开拓 194.1井田开拓基本问题 194.1.1确定井筒（硐）形式、数目、位置及坐标 194.1.2工业场地的位置 204.1.3开采水平的确定及带区、采区的划分 214.1.4主要开拓巷道 214.1.5开拓方案比较 214.2矿井基本巷道 294.2.1井筒 294.2.2井底车场及硐室 294.2.3主要开拓巷道 345准备方式—带区巷道布置 385.1煤层地质特征 385.1.1带区位置 385.1.2带区煤层特征 385.1.3煤层顶底板岩石构造情况 385.1.4水文地质 385.1.5地质构造 385.2带区巷道布置及生产系统 385.2.1带区准备方式的确定 385.2.2带区位置及范围 395.2.3带区巷道布置 395.2.4带区生产系统 395.2.5带区内巷道掘进 415.2.6带区生产能力及采出率 415.3带区车场选型计算 435.3.1带区车场的形式 435.3.2带区车场的调车方式 435.3.3带区主要硐室布置 446采煤方法 456.1采煤工艺方式 456.1.1带区煤层特征及地质条件 456.1.2确定采煤工艺方式 456.1.3回采工作面参数 466.1.4回采工艺及工作面设备选型 466.1.5采煤工作面支护方式 496.1.6端头支护及超前支护方式 516.1.7各工艺过程注意事项 526.1.8回采工作面正规循环作业 546.2回采巷道布置 556.2.1回采巷道布置方式 556.2.2回采巷道参数 567井下运输 587.1概述 587.1.1井下运输设计的原始条件与数据 587.1.2运输距离和货载量 587.1.3井下运输系统 587.2带区运输设备选型 597.2.1设备选型原则 597.2.2带区运输设备的选型及能力验算 597.3大巷运输设备选型 627.3.1运煤设备 627.3.2辅助运输设备选择 638矿井提升 668.1矿井提升概述 668.2主副井提升 668.2.1主井提升 668.2.2副井提升 689矿井通风及安全 719.1矿井通风系统选择 719.1.1矿井概述 719.1.2矿井通风系统的确定 719.1.3带区通风系统的确定 739.1.4矿井通风容易与困难时期的确定 749.2带区及全矿所需风量 759.2.1采煤工作面实际需风量 759.2.2掘进工作面实际需风量 789.2.3硐室需风量 799.2.4其它巷道需风量 809.2.5矿井所需总风量 809.2.6风量分配及风速验算 809.3全矿通风阻力的计算 819.3.1矿井通风总阻力计算原则 819.3.2矿井最大阻力路线 829.3.3矿井通风阻力计算 829.3.4矿井通风总阻力 839.4矿井通风设备选型 849.4.1主要通风机选型 849.4.2电动机选型 869.4.3主要通风机附属装置 879.5防治特殊灾害的安全措施 879.5.1预防瓦斯灾害的措施 879.5.2预防煤尘灾害的措施 889.5.3预防井下火灾的措施 899.5.4预防井下水灾的措施 8910设计矿井基本技术经济指标 90参考文献 92专题部分煤矿水砂充填采煤技术分析 93一、煤矿水砂充填采煤技术综述 931.煤矿水砂充填采煤技术简介 932.国内外研究概 931）国外研究现状 932）国内研究现状 94二、煤矿水砂充填采煤技术存在的主要问题 941.煤矿水砂充填采煤技术在设计方面的问题和缺点 94过去我们设计水砂充填工程中，通常存在着以下主要缺点： 942.煤矿水砂充填采煤技术在实际生产中出现的问题 943.煤矿水砂充填采煤技术的相关理论知识 943.1圆管两相流的阻力计算 953.2最小水砂比界限的确定 983.3最大流砂量的确定 1013.4管材强度及平盆长度对流砂量的限制 1033.5管路布置 1034.提高水砂充填体的支撑能力 106三．水砂充填采煤工艺评价及适用条件 108参考文献 108翻译部分英文原文 109中文译文 116参考文献 120致谢 121一般部分 中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第121页1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1地理位置许疃矿位于安徽省宿州市西南部，地处蒙城县板桥镇某乡境内。其地理坐标为东经116°40′～116°45′，北纬33°21′～33°26′。井田中心位置距东北方向的宿州市约37km，距西南方向的蒙城县约28km。井田东部有宿州至蒙城公路；京沪铁路、青阜铁路及京九铁路分别在井田外东、西部通过，青芦支线联接青阜铁路，井田距青芦支线上的任庄站9.3km。自京沪线宿县车站至各城市的距离为：徐州75km，北京886km，南京271km，上海574km。矿井交通位置见图1-1。图1-1矿井交通位置图1.1.2地形、地貌井田内地势平坦，北部略高于南部，海拔标高在+24.5～+26.5m之间，一般为+25.5m左右。1.1.3气象、地震本区属季风暖温带半湿润气候，春秋季多东北风，夏季多东～东南风，冬季多北～西北风。年平均风速3m/s，最大风速可达18m/s。年平均气温14.7℃，一月份最低可达-23.2℃，7月份最热可达41℃。年平均降雨量为750～910mm，雨量集中在7、8两个月。无霜期208～220天，冻结期一般在12月上旬至次年的2月中旬。根据安徽省地震局资料，本区历史上未发生过大的地震。按照《建筑抗震设计规范》（GB50011—2001）附录A《我国主要城镇抗震设防烈度设计基本地震加速度和设计地震分组》划分，本区地震烈度为6度。1.1.4水文情况井田南部外围仅有一条可通木船的北淝河，自西北流向东南，至怀远县流入淮河。一般水位低于地表。在井田北部外围，有一条自西向东流的懈河；在井田内有白马河及跃进河。井田范围内地面农灌沟渠较多，纵横交错，主要有：白马沟、玉亭沟、菜花沟、公益沟、双村沟、纲要沟等，组成农田排灌系统。1.1.5矿区经济概况许疃矿地处平原，土地肥沃，农作物生长良好，产量较高，农作物主要有小麦、玉米、大豆、棉花等。近几年乡镇企业发展迅速，某乡发展的乡镇企业有农机厂、木器厂、面粉加工厂、瓶盖厂等。主要建筑材料供应：钢材、水泥、木材供应充足；砖瓦主要由当地供应；石料主要由符离集供应；砂主要来源于嘉山县及山东滕州市，建筑材料供应渠道畅通。1.1.6水源及电源井田内新生界松散层第一、第三含水层上段埋藏深度浅，分布广，水量丰富，水质容易达到“饮用水卫生标准”。矿井工业场地及居住区的生活、生产、消防用水取自新生界一、三含水层。井下用水水质要求低于饮用水水质标准，选择用处理后的井下排水作为井下供水水源，水源充沛。矿井电源取自南坪集变电站，工业场地内已建成一座35kv变电所，S11-10000/35主变两台，已使用9年，电源是可靠的。1.2井田地质特征1.2.1井田煤系地层本井田煤系地层属石炭系、二迭系。根据井田内钻孔揭露的地层，自老至新叙述如下：1）奥陶系中下统老虎山-马家沟组（O2l-O1m）井田内揭露最大厚度117.22m，岩性为灰色、深灰色中厚～厚层豹皮状白云质灰岩及灰岩，细晶质结构，方解石自形程度高。2）石炭系上统太原组（C3t）据706孔揭露，地层厚度133.49m，岩性由石灰岩，碎屑岩和薄煤层组成。共含8层灰岩，总厚6l.87m，占本组地层厚度的46.3%。上段一灰至六灰灰岩总厚40.46m，占该段厚度的65%。下段含两层灰岩，总厚21.41m，占该段厚度的49%，含薄煤层，位于灰岩下，不作为开采对象。3）二迭系下统山西组（P1s）位于骆驼脖子砂岩底板至太原组一灰顶界之间，厚度95～130m，平均111m，由海陆交互相沉积的砂岩、砂泥岩互层、粉砂岩、泥岩和煤层组成。含10、11两个煤层（组），其中101煤层在某断层以北厚度稳定，为可采煤层，在某断层以南出现大面积沉积缺失。112煤层较薄，为局部可采煤层。4）二迭系下统下石盒子组（P1xs）位于K3砂岩底板至骆驼脖子砂岩底板之间，厚度220～260m，平均245m。由过渡相砂岩、砂泥岩互层、粉砂岩、铝质泥岩、泥岩和煤层组成。是本井田主要含煤地层，含4、5、7、8四个煤层（组），可采煤层为42、51、52、71、72、82六层。其中72、82煤层为本井田主采煤层，82煤层下的铝质泥岩为本区中部地层的重要标志层。5）二迭系上统上石盒子组（P2ss）位于K3砂岩底板以上，井田内揭露最大厚度644m。由过渡相～陆相砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。含1、2、3三个煤层（组），32煤层为本井田主采煤层，K3砂岩为本区上部地层重要标志层。6）下第三系（E）分布在井田南部及东南部，井田内揭露最大厚度492.59m。岩性由紫红色粉砂质胶结的砾岩及砖红色少量云母的粗砂和少量细砾组成。7）上第三系上新统（N2）地层厚度122～315m，平均厚度245m。底部以残积坡物和洪积物为主，厚度0～63m，平均厚度20m，主要分布在71线以北。岩性为砾石、粘土砾石、砂砾、砂及粘土质砂，夹薄层粘土、砂质粘土及粘土夹砾石。中下部以湖相沉积的灰绿色、综红色粘土和砂质粘土为主。厚度85～185m，平均140m。厚度大，可塑性好，膨胀性强，是井田内主要隔水层组。中上部多河湖相沉积的棕黄色、浅红色及灰白色细、中砂。顶部以综黄色及灰绿色粘土和砂质粘土为主，粘土可塑性强，分布稳定。8）第四系（Q）地层厚度64～116m，平均厚度90m左右。更新统下部砂层与粘土或砂质粘土呈互层状，以河间阶地沉积物为主，平均厚度37m左右。更新统上部以土黄色、棕黄色粘土和砂质粘土为主，平均厚度22m左右。全新统平均厚度31m左右。下部以细粉砂、粉砂为主。中部在垂深20～23m普遍含有一层厚1～2m的灰黑色富含腐植砂质粘土。上部在垂深3～5m为砂质粘土，富含钙质结核及锰铁质结核，为近代淮北平原的剥蚀面。近地表0.5m左右为褐黑色耕植土壤，在井田的西南部沉积有近代黄泛淤积的综红色粘土层，厚1m左右。矿井地质综合柱状图见图1-2。图1-2矿井地质综合柱状图1.2.2井田地质构造区域构造最主要、最突出的形象是新华夏构造和淮阴弧形构造。该井田位于童亭背斜的南端，为走向南北，向东倾斜的单斜构造，地层倾角北缓南陡8°～25°，一般为8°～16°。童亭背斜又位于淮阴弧形构造的南部，背斜南端以板桥断层与东西走向的固镇—蒙城凸起相接。由于该井田所处的特定位置，其构造成分必与区域构造相对应。1）褶曲邵于庄向斜位于井田东北界外，是五沟向斜的南延部分。于大庄背斜在邵于庄向斜东部，与向斜连成一个完整的起伏状态。本井田内，沿走向呈波状起伏，有两处较显著：一处在72～75线之间5煤露头呈波状起伏，与临近煤层露头的走向不一致。虽经72-735、73-746、74-756孔查证，也未见断层。另据地震补勘资料，在73至76勘探线间，F6断层的尾部，在72煤层中发现了DF10、DF11、F24、DF12、DF13、DF14、DF15等断层。由于受断层作用，该地段地层产状发生较大变化．在DF11、F24断层间呈现为反向的小褶曲。沿走向分别在70、72、74、76勘探线处形成小向斜，其间向背斜相互交替，小褶曲呈串珠状十分发育。另一处在65～66线浅部，该段地层沿走向发生强烈扭曲，呈明显的向背斜形态，经63～6615八个钻孔及5条地震测线控制，它是受南北向的挤压和某断层的牵引作用所致。2）断层根据某井田精查地质报告，井田内共查出断层23条，其中正断层11条，逆断层12条。断层落差大于100m的5条，断层落差大于30m而小于100m的8条，断层落差小于30m的10条。从断层组合关系看，属于北东向的断层有8条，是由东西向的压应力挤压而成的压性断裂；属于北西西～东西向的断层有10条，由东西向压应力而形成的张扭性和压扭性断裂；于第三系时有继承性活动，如板桥断层和某断层等。属于北西向的断层有4条，全为张扭性断裂。属于北东东向的断层只有F18一条，属张性断裂。根据国家能投计（1991）612号文件要求，为进一步查明该矿井首采区的小构造，淮北矿务局委托安徽省煤田地质局物探测量队进行地震补勘。补勘范围为：北起某断层，南至F11断层，东以F5断层为界，西至82煤层露头，面积约35km2。本次补勘全区共发现断点169个，利用断点134个，组合断层28条（包括补勘前发现的10条断层）。未能组合成断层的孤立断点35个，其落差均小于10m。28条断层中，正断层8条。控制可靠的断层21条，较可靠的6条，控制不足断层1条。本次补勘对以前发现的断层进行了进一步控制，修改了F15、F5-1断层，改变了F6断层的组合方式，F9根据钻探资料作为保留断层处理，其余6条断层与原来基本一致，新发现断层18条。从补勘结果来看，该区褶曲及断裂构造很发育，其特征及规律表现如下：（1）逆断层发育，以压性断裂为主且落差大，正断层少且落差小。（2）断层走向多数以北东向为主，且倾向南东，如F5、F6、F15走向北西以某断层和F11为代表。（3）补勘区北部断层相对较少，且表现为走向北西；南部断层相对较为发育，且现为走向北东。（4）煤层露头浅部和-800m深部断层较少，多数断层分布于井田深度的中部地段。（5）在地层产状变化的地段是褶曲加小断层。根据精查勘探和地震补勘的结果，本井田为一走向南北、向东倾斜的单斜形态，煤系地层沿走向呈舒缓状起伏，局部有伴生小断层的褶曲，地层倾角北缓南陡，已发现35条断层，未发现岩浆岩侵入。本井田构造复杂程度属于第二类—中等构造。1.2.3井田水文地质特征1）各含、隔水层特征（1）本井田新生界松散层厚度292.84～368.10m，一般厚度320～340m，自北西向南东有逐渐增厚的趋势。根据新生界松散层的钻孔芯取电测井资料和岩相组合特征，自上而下划分为四个含水层（组）和三个隔水层（组）。其中第三隔水层（组），底板埋深292.40～354．20m，隔水层两极厚度57.30～176.90m，一般厚度120m左右。中、上部以灰绿色、棕红色粘土和砂质粘土为主，质纯致密，可塑性好，膨胀性强；下部以粘士、砂质粘土、泥灰岩、钙质粘土为主，夹2～3层砂。该隔水层（组）可塑性好，膨胀性强，厚度大，分布稳定，隔水性能良好，能阻隔地表水及一、二、三含地下水与下部四含和基岩各含水层（段）地下水的水力联系，是井田内重要隔水层（组）。第四含水层（组），底板埋深292.40～368.10m，含水层（组）厚度0～56.62m。一般厚度10～15m左右。北部古潜山和西部、南部构造突起地段四含沉积缺失或沉积较薄，多为残积、坡积物，其岩性为砾石、粘土砾石、粘土夹砾石、砂砾、粘土、砂质粘土、钙质粘土等。在西北部沿五沟向斜向东南，构成了本井田天然进水通道，四含地下水自北西流向南东，在井田西北谷口附近及延至井田北部偏东形成谷口洪冲积物，该区段四含沉积最大厚度为56.62m。岩性为砾石、粘土质砾石、砂砾、粗砂、中砂、细砂、粉砂及粘土质砂，夹有粘土和砂质粘土。71线以北，据66-684孔及70-713孔抽水资料，q=0.105～0.282L/m·s，富水性中等。71线以南至77线，据74-756孔抽水资料q=0.0005L/m·s，富水性弱。77线以南绝大部分缺失四含。（2）新生界下第三系“红层”含、隔水层（段），上段厚度150m左右，多为浅红色砂质泥质砾岩，为含水层，835孔在深339.67m处，曾发生严重漏水。中段厚度280m左右，以砖红色粉砂岩为主，隔水性良好。下段厚度约50～60m，多为红色砂砾岩，钻进过程中未发生漏水，富水性较弱，在局部块段直接覆盖32、5、7煤层之上，对开采可能有影响。（3）二迭系主采煤层间大、隔水层（段），煤层岩层主要由砂岩、泥岩、粉砂岩、煤层组成。3煤顶板中细粒砂岩，裂隙较发育；3煤下60～90m的K3砂岩局部裂隙发育。据718孔和74-753孔对K3砂岩抽水资料，q=0.004～0.0062L/m·s，富水性弱。煤顶板中砂岩和底部细砂岩局部裂隙较发育，据7211孔抽水资料q=0.025L/m·s，富水性弱。3～4煤层（组）间砂岩裂隙水以储存量为主，补给水源不足。7～8煤顶、底板砂岩，局部裂隙较发育；据7015、68-672、73-746孔抽水资料，q=0.009～0.294L/m·s，富水性弱～中等。以储存量为主，补给水源不足。10煤顶底板砂岩，据623孔抽水资料，q=0.0015L/m·s，富水性弱。以上各含水层间以及与四含、太灰之间均有隔水层（段）。2）断层的富水性及导水性钻探揭露的破碎带充填物以泥岩、粉砂岩碎块为主，砂岩碎块次之，一般泥质胶结。钻孔揭露破碎带，均未发生漏水。据65～663、7017、546和7216孔分别对某断层、F5、F6和F7断层抽水资料，q=0.0001～0.0093L/m·s，T＝0.0038～2.93m2/d，k＝0.0001～0.017m/d。地质资料从断层破碎带岩性，简易水文和抽水试验资料，说明断层的富水性极弱，导水性差。根据生产矿井的实践经验，回采引起岩层移动，导致局部应力重新分布，极易使断层的导水性增强。未探明的地质构造，严重威胁矿井的安全生产。因此，施工及生产过程中还应从井下应力变化以及开采煤层引起的冒落裂隙带的实际情况，分析断层两盘岩性，采取必要的防水安全措施。3）矿井涌水量矿井主要充水因素是煤系地层砂岩裂隙水。松散层底部含水层应留设防水煤岩柱，其涌水量未计入矿井总涌水量内；巷道遇断层引起太灰水的突水量未计入矿井总涌水量。全矿井合计正常涌水量为550m³/h，最大涌水量为650m³/h。1.3煤层特征1.3.1可采煤层赋存特征二迭系煤系是本井田勘探对象，含10个煤层（组），自上而下编号为1、2、3、4、5、6、7、8、10、11煤层（组），含34层煤。其中可采煤层有：24、32、42、51、52、71、72、82、101、112共10层，煤层平均总厚15.79m。32、72、82煤层为主采煤层，平均总厚7.20m。42、51、52、71煤层属大部可采煤层。平均总厚4.56m。24、101、112煤层属局部可采煤层，平均总厚4.03m。24煤层平均厚0.72m，离32煤层较远（平均115m），112煤层平均厚度0.72m，离灰岩近（平均22m），精查地质报告列为暂不利用煤层。井田内可采煤层特征见表1-1。井田可采煤层情况分述如下：1）32煤层距24煤层平均115m，煤厚0.22～4.27m，平均2.22m。煤层结构较简单，以一层薄夹矸为主，个别孔夹矸增厚而分叉成二层独立煤层。该煤层为井田主采煤层，全区仅二个孔不可采，可采范围占全区99.2%。煤层顶板以泥岩为主，次为粉砂岩和砂岩。属较稳定煤层。2）42煤层距32煤层平均104m，煤厚0～2.18m，平均0.91m。煤层结构较简单，无夹矸者为主。井田的南部和北部有成片不可采区，可采范围占全区69.5%。煤层顶板以砂岩（南、北部）为主，次为泥岩和粉砂岩。属较稳定煤层。3）51煤层距42煤层平均78m，煤厚0～2.35m，平均1.19m。煤层结构较简单，一般在顶部有薄层炭质泥岩夹矸。中部、北部及南部靠近露头区有成片不可采区。可采范围占全区73.1%。煤层顶板以泥岩为主，其次为粉砂岩和砂岩。属较稳定煤层。4）52煤层距51煤层平均7m，煤厚0～2.94m，平均0.77m。煤层结构简单，南部有成片不可采区，其它为零星小块不可采区，可采范围占全区77.2%，煤层顶板以泥岩为主，次为粉砂岩和砂岩。属较稳定煤层。5）71煤层距52煤层平均58m，煤厚0～3.46m，平均l.69m。7煤组在分岔区为二层（71、72），东侧合并为一层（72），故71煤层仅位于井田北部和南部西侧。煤层结构较简单，无夹矸及具一层夹矸者占绝大多数，西部露头区有长条状不可采区，可采范围占全区89.4%，煤层顶板以砂岩，泥岩为主。属较稳定煤层。6）72煤层距71煤层平均13m，煤厚0～7.82m，平均3.0m。分岔区煤层薄且结构简单，合并区煤层厚且结构复杂。露头处有条带状不可采区，北部有片状不可采区，可采范围占全区81.6%。煤层顶板以砂岩为主，其次为粉砂岩和泥岩。属较稳定煤层。7）82煤层距72煤层平均19m，煤厚0～15.14m，平均9.0m。煤层结构较简单。当煤层具簿夹矸时，一般为83与82煤层合并，当夹矸增厚时则为分岔，导致83成为独立煤层。合并后煤层厚具一层夹矸，反之则薄或无夹矸。83煤层不稳定，常出现尖灭点，可采面积只有23%，在井田南部，82煤层有一条带状不可采区，可采范围占全区93.5%。煤层顶板以砂岩为主，其次为泥岩和粉砂岩。属较稳定煤层。8）101煤层只赋存于某断层以北，距82煤层平均97m，煤厚0～5.26m，平均2.59m，煤层结构较简单，有小片不可采区，可采范围为75.8%。煤层顶板以砂岩、泥岩为主，局部为粉岩砂。某断层以北可定为较稳定煤层。但在某断层以南由于沉降差异改变成煤环境而出现大面积缺失，从全井田衡量只能定为不稳定煤层表1-1可采煤层特征表煤层名称两极厚度平均厚度（m）煤层结构稳定程度煤层间距（m）320.22-4.272.22含夹矸1～2层，较简单较稳定，大部可采-420-2.180.91无夹矸为主，较简单较稳定，大部可采104510-2.351.19顶部有薄夹矸，较简单较稳定，大部可采78520-2.940.77无夹矸层，简单较稳定，大部可采7710-3.461.69无夹矸及一层夹矸为主，较简单较稳定，大部可采58720-7.823无夹矸，较简单较稳定，主要可采13820-15.149一层薄夹矸，较简单较稳定，主要可采191010-5.262.59无夹矸，较简单不稳定，大部可采971.3.2煤质本井田以肥煤为主，1/3焦煤次之，伴少量气煤和气肥煤。各煤精煤挥发分产率约为30～37.5%，胶质层最大厚度多在20～30mm之间，粘结性指数基本上都大于85%，属中等挥发分为主的强粘结煤种。32煤属高挥发分煤。各煤的原煤灰分产率多在15～25%之间，中灰为主，并伴有少量低灰及富灰煤。各煤含硫量一般都小于1.0%（42煤除外），磷含量多小于0.01%（仅72和82煤略大于0.01）。属特低硫～低硫、特低磷～低磷为主的煤，同时亦伴少量中硫～富硫煤。各煤的QfDT一般大于6400卡/g（2.7×107J/kg），51和52略低，但仍大于6000卡/g（25×107J/kg），都具有较高的热值。主要可采煤层的精煤回收率偏低，属难洗选煤。本井田之煤具有配煤炼焦、工业锅炉燃烧和气化等多种用途，但以配煤炼焦的优势最为明显，亦可兼作其它用途。1.3.3煤层开采技术条件1）主采煤层顶底板情况（1）72煤层72煤层直接顶为深灰色块状泥岩，局部为砂岩或炭质泥岩，厚度0～14.65m，平均厚度1.57m，局部见0.3～0.66m炭质泥岩伪顶；老顶为中～细粒石英砂岩或砂质泥岩，厚度0～16.20m，平均4.84m；直接底板为灰～深灰色块状泥岩，厚0.73～3.31m平均1.81m；上距71煤0～19.16m，下距82煤层9.25～22.87m，平均15.31m。（2）82煤层82煤层层直接顶为灰～深灰色细～粉砂质或砂质泥岩，厚度1.72～14.71m，平均厚度8.61m；老顶为粗～细粒砂岩或砂质泥岩，厚度0.25～14.02m，平均4.84m；直接底板为灰～深灰色块状泥岩，厚0.74～5.79m平均1.85m，直接底下见一薄煤层或煤线（83煤层）；上距72煤9.25～22.87m，平均15.31m；下距铝质泥岩标志层（K2）8.65～21.10m，平均14.49m。2）瓦斯本井田瓦斯样瓦斯含量为0.05～10.08mL/g，只82煤层有一个样沼气含量大于10mL/g，其余皆少于10mL/g。在煤系剖面上，浅部低于深部，上部煤层（32）低于深部煤层（72、82）。在平面上，某断层以北和76线（32煤层74线）以南低，中部区间为高。矿井相对瓦斯涌出量12m3/t，矿井属于高瓦斯矿井。3）煤尘及煤的自燃本井田各煤层均有煤尘爆炸危险。本井田各煤层基本上都属于有可能自燃发火—不自燃发火。4）地温本井恒温带深度为30m，温度为16.4℃。平均地温梯度26.7℃/100m，平均增温率为37.29m/℃。本井田属于基底凹陷型的以地温正常为背景的水温和岩温平衡基地的一级高温区，局部为二级高温区。2井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田范围某井田境界为：北以F7断层为界；南以板桥断层为界；浅部以石炭系第一层石灰岩顶界面为界；深部某断层以南以32煤层-800m水平地面投影线、某断层以北以F5断层为界。本井田北与隶属于皖北矿务局的任楼矿井相邻。除此之外，周围无其它矿井或小窑。井田72、82煤层赋存状况如图2-1所示。图2-1井田72、82煤层赋存状况示意图。2.1.2开采界限井田可采煤层有：24、32、42、51、52、71、72、82、101、112共10层，煤层平均总厚15.79m。32、72、82煤层为主采煤层，平均总厚7.20m。42、51、52、71煤层属大部可采煤层。平均总厚4.56m。24、101、112煤层属局部可采煤层，平均总厚4.03m。24煤层平均厚0.72m，离32煤层较远（平均115m），112煤层平均厚度0.72m，离灰岩近（平均22m）。由于72、82煤层厚度大，赋存条件较好，故本设仅考虑72、82煤层。2.1.3井田尺寸井田走向长10～13km，倾斜宽3～7km，井田面积52.5923km2。2.2矿井工业储量2.2.1储量计算基础1）根据本矿的井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；2）根据《煤炭资源地质勘探规范》和《煤炭工业技术政策》规定：煤层最低可采厚度为0.70m，原煤灰分≤40%；3）依据国务院过函（1998）5号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复》内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井，硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；4）储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；5）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层赋存较稳定，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。2.2.2井田地质勘探根据国家能投计（1991）612号文件要求，为进一步查明该矿井首采区的小构造，淮北矿务局委托安徽省煤田地质局物探测量队进行地震补勘。补勘范围为：北起某断层，南至F11断层，东以F5断层为界，西至82煤层露头。面积约35km2。本井田勘探类型和网度符合地质勘探规范要求和客观实际，各项勘探工程质量和勘探研究程度高，地质基础资料齐全、准确、可靠，对井田构造、可采煤层的厚度、结构、产状及分布已查明，煤的用途已评价，储量数据可靠，可以满足矿井设计的需要。2.2.3矿井工业储量计算本矿井主采煤层为72、82煤，采用地质块段法计算工业储量。地质块段法就是根据煤层倾角和厚度大体一致的原则，将井田划分为若干块段，在圈定的块段范围内可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。本井田划分为4个储量块，分块情况如图2-2所示图2-2块段划分示意图1）矿井地质资源量矿井地质资源量可由下式计算： (2-1)式中：Zz—矿井地质资源量，Mt；mi—第i块段煤层平均厚度，m；Si—第i块段煤层平面面积，m2；γ—煤的密度，1.41t/m3；Ai—第i块段煤层的平均倾角，°。将各参数代入式2-1，可得表2-1。故矿井地质资源储量为：344.46Mt。2）矿井工业储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%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%是边际经济的基础储量，则矿井工业储量由下式计算： Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k (2-2)式中：Zg—矿井工业储量，Mt；Z111b—探明的资源量中经济的基础储量，Mt；Z122b—控制的资源量中经济的基础储量，Mt；Z2M11—探明的资源量中边际经济的基础储量，Mt；Z2M22—控制的资源量中边际经济的基础储量，Mt；Z333—推断的资源量，Mt；k—可信度系数，取0.7~0.9，根据本矿实际条件取0.8。其中：Z111b=Zz×60%×70%=344.46×60%×70%=144.67MtZ122b=Zz×30%×70%=344.46×30%×70%=72.34MtZ2M11=Zz×60%×30%=344.46×60%×30%=62.00MtZ2M22=Zz×30%×30%=344.46×30%×30%=31.00MtZ333k=Zz×10%×80%=344.46×10%×80%=27.56Mt则矿井工业储量：Zg=144.67+72.34+62.00+31.00+27.56=337.57Mt表2-1井田块段储量计算表块号平均倾角/°平面面积/m2煤层面积/m2煤层平均厚度/m密度/t·m-3储量/Mt11061950006290567.86121.41106.442771250007178507.51121.41121.46312.544461544554104.46121.4177.06415.622484762334471.96121.4139.50合计2001463020357651.79——344.462.3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剖面法确定，用岩层移动角确定工业场地煤柱。3）围护带宽度是根据矿区建筑物的保护等级划定的。风井属I级保护建筑物，故风井场地留设20m宽的围护带；工业场地属II级保护建（构）筑物，留设15m宽围护带。4）落差超过100m的断层保护煤柱宽度50m，井田境界煤柱宽度为50m。5）工业场地占地面积，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工业广场占地面积指标井型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120~1801.245~901.59~301.82.3.2矿井保护煤柱损失量1）井田境界保护煤柱根据本矿井的实际情况，鉴于本井田大部分边界为落差超过100m的断层边界，按照《煤矿安全规程》（2010年版）的有关要求，井田边界内侧暂留50m宽度作为井田境界煤柱，则井田境界保护煤柱的损失量按下式计算： P=H×L×M×γ×10-6 (2-3)式中：P—井田境界煤柱损失量，Mt；H—井田境界煤柱宽度，50m；L—井田境界长度，19392m；m—煤层厚度，12m；γ—煤的密度，1.41t/m3。代入数据得：P=50×19392×12×1.41×10-6=16.4Mt2）工业场地保护煤柱本矿井设计生产能力为1.8Mt/a，由表2-2可得工业场地占地面积为0.216km2，故可取工业场地为550m×400m的长方形。工业场地所在位置的煤层倾角为10°，其中心处煤层埋藏深度为600m，该处表土层厚度为90m，主井、副井及地表建筑物均布置在工业场地内。工业场地按II级保护留维护带，宽度为15m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-3。表2-3地质条件及岩层移动角场地中心煤层埋深/m煤层倾角/°煤层厚度/m表土层厚度/mφ/°δ/°β/°γ/°60010129045756375结合本矿井的地质条件及冲积层和基岩移动角，采用垂直剖面法计算工业场地的压煤损失。工业场地压煤计算示意图如图2-3所示。工业场地压煤量可按下式计算： P=S×m×γ×10-6/cosα (2-4)式中：P—工业场地压煤量，Mt；S—工业场地压煤水平面积，1007762.35m2；m—煤层厚度，12m；γ—煤的密度，1.41t/m3；α—煤层倾角，1°。代入数据得：P=1007762.35×12×1.41×10-6/cos10°=17.3Mt图2-3工业场地压煤计算示意图3）井筒保护煤柱主副井筒和回风井保护煤柱在工业场地保护煤柱范围内，故不需留设保护煤柱。4）大巷保护煤柱矿井设计布置三条大巷，取大巷保护煤柱的宽度为40m，则大巷压煤量为：9.41Mt。综上，各种保护煤柱损失量见表2-4。表2-4保护煤柱损失量煤柱类型损失量/Mt井田境界保护煤柱16.4工业场地保护煤柱17.3井筒保护煤柱0大巷保护煤柱9.41合计43.112.3.3矿井设计可采储量矿井设计可采储量按下式计算： Zk=(Zg-P)×C (2-5)式中：Zk—矿井设计可采储量，Mt；Zg—矿井工业储量，Mt；P—断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建（构）筑煤柱等永久煤柱损失量、工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，Mt；C—采区采出率，厚煤层不小于75%；中厚煤层不小于80%；薄煤层不小于85%。此处取75%。则矿井设计可采储量：Zk=(344.46-43.11)×0.75=226.01Mt3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》（2005年版）相关规定，确定本矿井年工作日为330d，工作制度采用“三八”制，每日两班生产，一班检修，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矿井设计生产能力本矿井设计生产能力为1.8Mt/a。3.2.2确定依据《煤炭工业矿井设计规范》（2005年版）第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、外部建设条件、回采对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。本矿井设计生产能力的确定主要从以下几方面予以考虑：1）储量及服务年限本矿井设计可采储量为226.01Mt，从矿井设计生产能力及服务年限来看，本矿井具备建设大型矿井的资源条件。由表3-1可知，生产能力4.0Mt/a时，服务年限偏小，不能满足《煤炭工业矿井设计规范》（2005年版）的要求。生产能力3.0Mt/a时，对照《煤炭工业矿井设计规范》（2005年版）要求，其服务年限也稍微偏小。而生产能力为2.4Mt/a、1.8Mt/a时，则矿井服务年限均能满足《煤炭工业矿井设计规范》（2005年版）要求，本矿井选用1.8Mt/a。表3-1矿井设计生产能力及服务年限设计生产能力服务年限1.8Mt/a2.4Mt/a3.0Mt/a4.0Mt/a矿井服务年限/a93.169.855.941.92）煤层赋存条件本矿井主要开采煤层为72、82煤层，煤层平均厚度分别为3m和9m，厚度变化不大，赋存较稳定，煤层倾角大部分为3~10o，局部稍大，但也在20o以下,适宜机械化开采。3）市场需求随着经济的发展和煤炭开采技术的进步，煤炭市场总量需求不断加大，矿区目前生产能力已经不能满足已有用户的需求，宜加大矿井设计生产能力。4）经济效益由于井田内表土层较厚、井筒较深，建设费用较高，所以应尽可能提高矿井生产能力，减少吨煤投资，提高经济效益。综合比较，生产能力为2.4Mt/a时，矿井服务年限偏短，矿井投资与生产能力为1.8Mt/a时相差不大，并且工作面没有达到最大能力，限制了工作面单产，相应吨煤投资高，经济效益差；生产能力为1.8Mt/a时，服务年限适中，矿井保产、达产容易，有较长的稳产年限，收支比大，可充分发挥机械设备的效率，可获得较好经济效益。因此矿井设计生产能力推荐1.8Mt/a。3.2.3服务年限1）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和矿井服务年限T三者之间的关系为： T=Zk/(A×K) (3-1)式中：T—矿井服务年限，a；Zk—矿井设计可采储量，Mt；A—设计生产能力，Mt；K—矿井储量备用系数，取1.4。则矿井服务年限：T=226.01/(1.8×1.4)=89.69a2）第一水平服务年限矿井第一水平可采储量：Zk1=148.17Mt，则矿井第一水平服务年限T1： T1=Zk1/(A×K)=148.17(1.8×1.4)=58.80a符合《煤炭工业矿井设计规范》（2005年版）中规定的服务年限。3.2.4井型校核按矿井的实际煤层开采能力，运输能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：1）煤层开采能力的校核井田内72、82煤层为主采煤层，煤层平均厚度分别为3m和9m，为厚煤层，且厚度变化不大，赋存较稳定，煤层倾角大部分为3~10o。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综放工作面来满足井型要求。2）运输能力的校核矿井设计为大型矿井，开拓方式为立井两水平开拓。井下煤炭运输采用钢丝绳芯胶带输送机运输，工作面生产的原煤经胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，运输连续、能力大，自动化程度高，机动灵活；井下矸石、材料和设备采用轨道运输，运输能力大，调度方便灵活。3）通风安全条件的校核矿井生产前期采用中央并列式通风，生产后期在南、北两翼各布置一个回风井，可以满足通风要求。4）储量条件的校核根据《煤炭工业矿井设计规范》（2005年版）第2.2.5条规定：矿井设计生产能力与服务年限相适应，才能获得好的技术经济效益。井型和服务年限的对应要求见表3-2。由表3-2可知：煤层倾角低于25°，矿井设计生产能力为1.2~2.4Mt/a时，矿井设计服务年限不宜小于50a，第一开采水平设计服务年限不宜小于25a。本设计中，煤层倾角低于25°，矿井设计生产能力为1.8Mt/a，矿井服务年限为89.69a，第一水平服务年限为58.80a，均符合《煤炭工业矿井设计规范》（2005年版）的规定。表3-2我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力(万t/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°600及以上7035——300~5006030——120~2405025201545~90402015159~30各省自定4井田开拓4.1井田开拓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。这些开拓巷道的形式、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：1）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；2）合理确定开采水平的数目和位置；3）布置大巷及井底车场；4）确定矿井开采顺序，做好开采水平的接替；5）进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；6）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：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。6）根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.1.1确定井筒（硐）形式、数目、位置及坐标1）井筒（硐）形式的确定井筒（硐）形式是井田开拓方式中最重要的指标，井筒（硐）形式一般有三种：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。各形式井筒（硐）的优缺点及适用条件如下：（1）平硐开拓运输环节和设备少、系统简单、费用低；工业设施简单；井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用；施工条件好，掘进速度快，加快建井工期；煤炭损失少。但平硐开拓受地形埋藏条件限制，只适用于地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且有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。（2）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，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化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，提升深度有限，辅助提升能力小；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。适用于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。（3）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。煤层埋藏深、表土厚或水文条件复杂，井筒需特殊施工；对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。本井田为新生界地层所覆盖的隐伏煤田，主采煤层72、82煤埋深375—875m，倾角大部分3~10o，局部稍大，但也在20o以下。矿井水文地质条件中等偏复杂，涌水量较大，因而不适宜斜井开拓。井田地表地形较为平坦，无太大起伏，因而不适宜平硐开拓。综上，本矿井需采用立井开拓。2）井筒数目的确定矿井生产期间，在工业广场内开掘一回风立井，即采用中央并列式。3）井筒位置的确定井筒位置的确定原则：（1）工业场地应尽量靠近地质构造简单、块段完整且储量丰富的块段，以利于首采带区位置选择和首采工作面布置，并尽量减少初期工程量，减少投资，缩短建井工期；（2）工业场地尽量避开村庄、道路、沟渠等；（3）井筒、井底车场尽量避开断层、陷落柱等构造带；（4）井底车场巷道特别是主要硐室的岩性要好；（5）工业场地尽量少压煤，特别是少压开采条件较好的煤；（6）井位的确定兼顾分区划分的合理性；（7）工业场地尽量布置在开阔地带，并尽量靠近已有的公路及铁路，尽量减少铁路、公路、供电线路的长度，以降低工程造价；（8）井田两翼储量基本平衡。基于上述原则，结合本矿井实际地质资料，提出本矿井主副井筒及风井分别位于井田中心工业广场内。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，即井田中央。工业场地的形状和面积：根据表2-2工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为0.213km2，形状为矩形，长边垂直于井田走向，长为550m，宽为400m。4.1.3开采水平的确定及带区、采区的划分开采水平划分的依据：1）是否有合理的阶段斜长；2）阶段内是否有合理的分带、区段数目；3）要保证开采水平有合理的服务年限和足够的储量；4）要使水平高度在经济上合理。本井田主采煤层为72、82煤，其最高标高为-350m，井田东部煤标高最低，其最低开采标高为-850m，其余部分煤层标高都在-550m左右，故井田内煤层的赋存垂高最大为500m。根据《煤炭工业矿井设计规范》（2005年版）规定：缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200~350m。如果采用上山开采，一个水平服务一个阶段，因此，水平垂高也为200~350m；如果采用上下山开采，一个水平服务两个阶段，水平垂高为400~700m。因此，本矿井即可采用单水平上下山开采，也可采用两水平上山开采。72、82煤煤层倾角在东部和北部边界达到14°，局部稍大，但也在20°以下，井田中部煤层倾角很小，在6°以下，其余部分煤层倾角都在14°以下。故可以再井田中部布置一个大的带区，其余地方可以布置采区。4.1.4主要开拓巷道72、82煤煤质松散，且煤层顶底板均为泥岩，而大巷需要为全矿井服务，服务年限较长，使用断面很高，并且本矿为高瓦斯矿井，因此，不适宜将大巷布置在煤层中，应该选用岩石大巷。根据《采矿工程设计手册》（2005年版）岩石大巷以布置在距煤层底板10~30m的岩性好的岩层中。而距82煤层底板30m处围岩岩性好，适合将大巷布置在这一层位。岩石大巷优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；便于设置煤仓；可不留（或少留）护巷煤柱，煤的损失少；安全条件好。由于本井田大致呈现为南北方向延展较长，东西方向延展较短，且煤层倾角较小，大部分为6~10o，适宜沿井田主要延展方向开掘大巷，在大巷两侧布置工作面。故在距82煤层底板30m处沿东西方向布置三条大巷，分别为轨道大巷、胶带运输大巷和回风大巷。4.1.5开拓方案比较1）提出方案根据以上分析及矿井的实际情况，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分别如图4-1～图4-4所示。方案一：主、副、风井都采用立井，在井田中部位置82煤层底板岩层中沿南北方向布置两条-600m水平岩石大巷，大巷距82煤层底板30m左右，单水平辅助水平（-716.96m）上下山采区式准备方式。方案如图4-1所示。图4-1立井单水平辅助水平（-716.96m）开拓方案二：主、副、风井都采用立井，在井田中部位置82煤层底板岩层中沿南北方向布置两条-600m水平岩石大巷，大巷距82煤层底板30m左右，单水平辅助水平（-850m）上下山采区式准备方式。方案如图4-2所示。图4-2立井单水平辅助水平（-850m）开拓方案三：主、副、风井都采用立井，在-600m和-850m分别设立两个水平，同时主、副井采用暗斜井延伸，从而形成两水平暗斜井延伸上山开采的准备方式。方案如图4-3所示。图4-3立井两水平开拓，暗斜井延深方案四：主、副、风井都采用立井，在-600m和-850m分别设立两个水平，同时主、副井采用立井井延伸，从而形成两水平立井延伸上山开采的准备方式。方案如图4-4所示。图4-4立井两水平开拓，暗立井延深2）技术比较方案一与方案二的区别在于辅助水平的设立水平，从而可以减少石门的掘进量，由图可以看出方案一辅助水平过煤层，可能对上部煤层开采造成影响，因此暂取方案二。方案三和方案四的区别在于向井田下部延伸时，是采用立井延伸还是暗斜井延伸，采用立井提升优点是提升能力大，矿井延深在条件允许时，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。考虑到方案三减少了运煤环节，减少了运输距离，胶带运输适用倾角不大的斜井，因此方案三优于方案四。3）粗略经济比较四种方案进行详细的经济比较步骤较多，因此把相近的一、二方案和三、四方案先分开分别进行粗略的经济比较，选出经济上有明显优势的方案进行下一步的详细经济比较。各方案的粗略估算费用表见表4-1～表4-4。表4-1方案一粗略估算费用表项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段9188603169.74635.46基岩段53.587051465.72副井开凿表土段9168294151.46669.5基岩段53.596830518.04石门岩石150.431851479.04479.04下山岩石21341438882.63882.63井底车场岩巷10041874418.74418.74小计/万元3085.37生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元·t-1·km-1费用/万元立井提升1.2140880.6251.616905.60石门1.2140880.7520.3814843.66下山提升1.270031.0650.423758.93排水涌水量/m3·h-1时间/h服务年限/a基价/元·h-1·m-3费用/万元550876091.30.41759.53小计/万元29027.25合计/万元32112.62项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段9188603169.74635.46基岩段53.587051465.72副井开凿表土段9168294151.46669.5基岩段53.596830518.04石门岩石124.431851396.23396.23下山岩石23541438973.79973.79井底车场岩巷10041874418.74418.74小计/万元3093.72生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元·t-1·km-1费用/万元立井提升1.2140880.6251.616905.60石门1.2140880.6220.3814006.32下山提升1.270031.1750.424147.18排水涌水量/m3·h-1时间/h服务年限/a基价/元·h-1·m-3费用/万元550876091.30.41759.53小计/万元26818.63合计/万元29912.35表4-2方案二粗略估算费用表表4-3方案三粗略估算费用表项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段9188603169.741109.51基岩段53.587051465.72斜井段114.441438474.05副井开凿表土段9168294151.461143.55基岩段53.596830518.04斜井段114.441438474.05石门开凿岩巷133.831851426.16426.16井底车场岩巷10041874418.74418.74小计/万元3097.96生产费用立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元·t-1·km-1费用/万元1.2140880.6251.616905.60石门提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元·t-1·km-1费用/万元1.2140880.6690.3814609.05暗斜井提升系数煤量/万t提升距离/km基价/元·t-1·km-1费用/万元1.270030.5180.421828.29排水涌水量/m3·h-1时间/h服务年限/a基价/元·h-1·m-3费用/万元550876091.30.41759.53小计/万元25102.47合计/万元28200.43

表4-4方案四粗略估算费用表项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元基建费用主井开凿表土段9188603169.74853.09基岩段78.587051683.35副井开凿表土段9168294151.46911.58基岩段78.596830760.12井底车场岩巷10041874418.74418.74石门岩巷366.8318511168.291168.29小计/万元3351.7生产费用系数煤量/万t提升高度/km基价/元·t-1·km-1费用/万元立井提升1.2140880.8751.623667.84石门运输1.2140881.8340.38111812.86排水涌水量/m3·h-1时间/h服务年限/a基价/元·h-1·m-3费用/万元550876091.30.41759.53小计/万元37240.23合计/万元40591.93以上四个方案的粗略比较汇总见表4-5。表4-5四方案粗略比较汇总方案方案一方案二方案三方案四基建费用/万元3085.373093.723097.963351.7生产费用/万元29027.2526818.6325102.4737240.23合计/万元32112.6229912.3528200.4340591.93百分比107.36%100%100%143.94%需要说明的是：（1）方案一与方案二大巷布置相同，未进行大巷基建费用及生产费用比较，方案三与方案四大巷布置相同，未进行大巷基建费用及生产费用比较。（2）四种方案的风井布置相同，经济比较时不进行比较。（3）本次费用估算基价在《开拓方案主要经济数据及毕业设计制图标准》（2008年版）中查得。（4）方案中相同部分未做比较分析，仅对不同之处进行了计算对比。通过粗略比较知，方案一和方案二中，方案二比较经济，选择方案二；而方案三和方案四中，方案三比较经济，选择方案三。方案二和方案四三相比，方案二的基建费用、生产费用及总费用都要高一些。因此，两方案还需要通过详细的经济比较才能确定其优劣。4）详细经济比较按方案比较的原则，对方案二和方案三有差别的建井工程量、基建费和生产经营费分别计算，计算结果见表4-6～表4-10。

表4-6方案一和方案三的建井工程量项目方案二方案三初期主立井表土段90m基岩(535+35)m表土段90m基岩段(535+35)m副立井表土段90m基岩段(535+5)m表土段90m基岩段(535+5)m井底车场1000m1000m运输大巷3053m3053m轨道大巷3053m3053m回风大巷3053m0m后期主暗斜井0m1144m副暗斜井0m1144m运输下山1541m0m轨道下山1541m0m回风下山1541m0m石门622m675m运输大巷0m3065m轨道大巷0m3065m表4-7方案二基建费用项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元初期主井开凿表土段9188603169.74665.93基岩段5787051496.19副井开凿表土段9168294151.46674.34基岩段5496830522.88井底车场岩巷10041874418.74418.74大巷开凿岩巷915.9318511944.822917.23小计/万元4676.24后期下山开凿岩巷462.3414381915.681915.68石门开凿岩巷124.431851396.23396.23大巷开凿岩巷03185100小计/万元2312合计/万元6988.26

表4-8方案三基建费用项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元初期主井开凿表土段9188603169.74665.93基岩段5787051496.19副井开凿表土段9168294151.46674.34基岩段5496830522.88井底车场岩巷10041874418.74418.74大巷开凿岩巷610.6318511944.821944.82小计/万元3703.83后期暗斜井开凿岩巷228.841438948.10948.10石门开凿岩巷133.831851426.16426.16大巷开凿岩巷613318511952.471952.47小计/万元3326.73合计/万元7030.56表4-9方案二生产经营费项目系数煤量/万t平均运距/km基价/元·t-1·km-1费用/万元运输提升费西一带区1.258150.40.35976.92南二采区1.286291.80.427828.22东三采区1.263481.070.423423.35北四采区1.284601.20.425116.61小计/万元17345.1立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价/元·t-1·km-1费用/万元1.2292520.6251.635102.4排水费涌水量/m3·h-1时间/h服务年限/a基价/元·h-1·m-3费用/万元550876091.30.417595.34巷道维护费大巷维护系数数量/m服务年限/a基价/元·m-1·a-1费用/万元1.2915991.326.82689.28石门维护1.2124426.926.8107.62合计/万元72839.74

表4-10方案三生产经营费项目系数煤量/万t平均运距/km基价/元·t-1·km-1费用/万元运输提升费西一带区1.258150.40.35976.92南二采区1.286291.80.427828.22东三采区1.263481.970.426302.80北四采区1.284602.140.429124.62小计/万元24232.56系数煤量/万t提升高度/km基价/元·t-1·km-1费用/万元立井提升1.2292520.6251.635102.4排水费涌水量/m3·h-1时间/h服务年限/a基价/元·h-1·m-3费用/万元550876091.30.417595.34巷道维护费大巷维护系数数量/m服务年限/a基价/元·m-1·a-1费用/万元一水平大巷1.2610691.326.81792.85二水平大巷1.2613026.926.8441.92暗斜井1.2228826.935258.50石门维护1.2133826.926.8115.75合计/万元79539.32需要说明的是：（1）方案二与方案三中两种方案的风井，上下山布置相同，经济比较时不进行比较。（2）本次费用估算基价在《开拓方案主要经济数据及毕业设计制图标准》（2008年版）中查得。（3）方案中相同部分未做比较分析，仅对不同之处进行了计算对比。两种开拓方案的费用汇总见表4-11。表4-11方案二和方案三的费用汇总方案方案二方案三项目费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期基建费4676.24100%3703.8379.21%后期基建费2312100%3326.73143.89%生产经营费72839.74100%79887.24109.68%总费用79827.98100%86917.80108.88%由对比结果可知，方案二与方案三的初期基建费相比方案三较优，后期方案三由于在第二水平掘进大巷，使得后期费用远远高于方案二，而且方案三的生产费用也远高于方案二，从经济安全的角度考虑，选择方案二，即单水平辅助水平（-850m）上下山准备方式。

4.2矿井基本巷道4.2.1井筒由上一节确定的开拓方案可知，主、副井都为立井，矿井通风方式为中央并列式，在井田中央设置中央风井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种。圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用少及便于施工的特点。因此，主、副井及风井均采用圆形断面。1）主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为6.5m，净断面积33.17m2，井筒内装备一对16t底卸式箕斗，井壁采用钢筋混凝土支护，表土段井壁厚800mm，基岩段井壁厚400mm。此外，还布置有检修道、动力电缆、照明电缆、通讯信号电缆、人行台阶等设施。主井井筒断面如图4-5所示，主要参数见表4-12。2）副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.2m，净断面积为40.69m2，井筒内装备一对3t双层两车罐笼，井壁采用钢筋混凝土支护，井筒主要用于提料、运人、提升设备、矸石等。采用金属罐道梁，型钢组合罐道，罐道梁采用通梁式布置方式。副井内除装备罐笼外，还设有梯子间作为安全出口，并设有管子道、电缆道。副井井筒断面如图4-6所示，主要参数见表4-13。3）风井中央风井位于矿井中央上边界保护煤柱内，备有安全出口。风井采用圆形断面，井筒净直径6.0m，净断面积为28.26m2，采用钢筋混凝土支护方式。风井井筒断面如图4-7所示，主要参数见表4-14。4.2.2井底车场及硐室矿井为立井开拓，煤炭由胶带机运输至井底煤仓，再由箕斗运至地面；物料经副立井运至井底车场，在井底车场换装，再由蓄电池电机车（前期）牵引至各工作区域；矸石运至井底车场，换用矿车经副井罐笼运至地面。图4-5主井井筒断面图表4-12主井井筒主要参数特征表井型1.80Mt/a提升容器1对16t底卸式箕斗井筒直径6.5m井深570m井筒支护钢筋混凝土井壁表土段井壁厚800mm基岩段井壁厚400mm充填混凝土厚50mm净断面积33.17m2基岩段毛断面积42.99m2表土段毛断面积52.78m2图4-6副井井筒断面图表4-13副井井筒主要参数特征表井型1.80Mt/a提升容器3t矿车双层两车罐笼1对井筒直径7.2m井深540m井筒支护钢筋混凝土井壁表土段井壁厚800mm基岩段井壁厚400mm充填混凝土厚50mm净断面积40.69m2基岩段毛断面积51.50m2表土段毛断面积62.18m2图4-7风井井筒断面图表4-14风井井筒主要参数特征表井型1.80Mt/a井筒支护钢筋混凝土井壁表土段井壁厚800mm基岩段井壁厚400mm充填混凝土厚50mm井筒直径6.0m井深535m净断面积28.26m2基岩段毛断面积37.37m2表土段毛断面积46.54m21）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井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、提矸石、下料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。根据《煤炭工业矿井设计规范》（2005年版）4.2.1要求：井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较确定，并符合下列规定：（1）大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。（2）当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时，宜采用折返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。（3）当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形形式的车场。（4）采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井，井下采用多种运输方式运输时，应结合具体条件，经方案比较后确定。根据矿井开拓方式，立井和大巷的相对位置关系及《煤炭工业矿井设计规范》（2005年版）4.2.1之规定，确定本矿井底车场采用卧式环形井底车场，大巷运煤采用胶带输送机。矿井生产井下矸石、大巷材料及设备辅助运输采用蓄电池电机车牵引固定式矿车。井底车场平面布置示意图如图4-10所示。图4-10井底车场平面图1—主井；2—副井；3—中央风井；4—轨道大巷；5—胶带运输大巷；6—主回风石门；7—井底煤仓；8—水仓；9—中央水泵房；10—中央变电所；11—等候室；12—主副井联络巷；13—柴油机齿轨机车加油维修间；14—井底清理斜巷；15—回风大巷2）运输牵引方式大型矿井的副井空重车线的长度应为1.0~1.5列车长。本矿井辅助运输采用600mm轨距系列矿车。矿井生产前期牵引车选用XK8-6/140-2KBT防爆特殊型蓄电池电机车，其尺寸为4850×1052×1600；矿井生产后期牵引车选用CK-66型防爆低污染柴油机胶套轮齿轨卡轨车，其尺寸为10500×1050×1650。设计每列车由15辆1.5t矿车组成。3）调车方式运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓；矸石列车在副井重车线机车分离以后，牵引车经机车绕道至副井空车线牵引空车经绕道出井底车场；材料的运行路线与矸石空车相同。4）硐室（1）（1）主井系统硐室立井系统硐室由皮带