毕业论文-井田概况及地质特征分析.doc

中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计（论文） 第 9 页目 录1 井田概况及地质特征11.1 井田概况11.1.1 交通位置11.1.2 地形河流11.1.3 气象特征11.1.4 自然地震12 井田境界及储量102.1 井田境界102.1.1 井田范围102.1.2 开采上限102.2 矿井工业储量112.2.1勘探类型113 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163.2.2 矿井设计生产能力163.2.3 矿井服务年限163.2.4 井型校核174 井田开拓194.1 井田开拓的基本问题194.1.1 确定井筒形式、数目、位置及坐标194.1.2 开采水平的确定214.1.3 主要开拓巷道214.1.4 方案比较214.2 矿井基本巷道284.2.1 井筒284.2.2 井底车场324.2.3 主要开拓巷道335 准备方式采区巷道布置355.1 煤层地质特征355.1.1 采区位置及范围355.1.2 采区煤层特征355.1.3 地质构造355.1.4 顶底板特性及水文地质355.2 采区巷道布置及生产系统365.2.1 采区走向长度的确定365.2.2 确定区段斜长和区段数目365.2.3 煤柱尺寸的确定375.2.4 采区上山布置375.2.5 区段平巷的布置395.2.6 采区内工作面的接替顺序395.2.7 采区通风、运输及其它系统395.2.8 采区内各种巷道的掘进方法395.2.9 采区生产能力405.2.10 采区采出率415.3 采区车场及主要硐室425.3.1 采区上部车场选型425.3.2 采区中部车场选型435.3.3 采区下部车场选型435.3.4 采区主要硐室436 采煤方法456.1 采煤工艺方式456.1.1 采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 回采工作面破煤、装煤方式466.1.5 回采工作面支护方式486.1.6 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 循环图表、劳动组织、主要技术经济指标546.1.9 综合机械化采煤过程中应注意事项596.2 回采巷道布置606.2.1 区段平巷的布置607.1 概述617.1.1 井下运输设计的原始条件和数据617.2 采区运输设备的选择627.2.1 矿井运输设备选型应遵循以下原则：627.2.2 工作面运煤设备的选型627.2.3 运输设备能力验算667.2.4采区辅助运输设备的选型与设计667.3 大巷运输设备的选择688 矿井提升708.1 概述708.2 主副井提升708.2.1 已知原始条件和数据708.2.2 主井提升设备（箕斗）的选型708.2.3副井提升设备的选择729 矿井通风及安全739.1 矿井概况、开拓方式及开采方法739.1.1 矿井地质概况739.1.2 开拓方式739.1.3 开采方法739.1.4 变电所、充电硐室、火药库739.1.5 工作制、人数749.2 矿井通风系统的确定749.2.1 矿井通风系统的基本要求749.2.2 矿井通风方式的选择749.2.3 矿井主扇工作方式选择759.2.4 采区通风系统的要求769.2.5 工作面通风方式的选择769.3 矿井风量计算789.3.1 工作面所需风量的计算789.3.2 备用面需风量的计算809.3.3 掘进工作面需风量809.3.4 硐室需风量829.3.5 其它巷道所需风量829.3.6 矿井总风量829.3.7 风量分配839.4 矿井阻力计算849.4.1矿井最大阻力路线849.4.2 矿井通风阻力计算889.4.3 矿井总等积孔909.5 选择矿井通风设备909.5.1 矿井通风设备选择的要求909.5.2 主要通风机的选择919.5.3 对矿井主要通风设备的要求959.5.4 对反风、风峒的要求969.6 矿井灾害防治措施969.6.1 瓦斯管理措施969.6.2 煤尘的防治969.6.3 防火979.6.4 防水9710 设计矿井基本技术经济指标98参考文献100致 谢1021 井田概况及地质特征1.1 井田概况1.1.1 交通位置欢城煤矿位于腾南煤田中部，地处微山县欢城镇境内。欢城有公路直达京津线官桥站，微山至济宁公路经过欢城镇。井田西距微山湖8km，并有公路与运河相通。故水陆交通较便利见图1-1交通位置示意图。1.1.2 地形河流井田内地形为自东向西南缓慢下降的滨湖冲积平原，地面标高+39+43m。由于南四湖几乎承受鲁西南地表主要水系的来水，历史上多次泛滥成灾，如1957年遭遇百年特大洪水，导致郭河决堤和湖水泛滥，湖水水位由常年的+33m上涨到+37.01m。但本井田 未受洪水淹没。1.1.3 气象特征本区属季风型大陆气候，历年平均气温13.5C，最高气温+40.9C，最低气温-21.8C。最大冻土深度0.28m，年平均降雨量804.3mm。全年主导风向为东南风，最大风速可达20m/s。1.1.4 自然地震根据山东省地震局（77）鲁震发第83号文“关于腾南矿区地震基本烈度鉴定意见”，本区地震烈度为七度。本矿井北部为枣庄矿务局田陈煤矿，设计能力为0.9Mt。现正在建井。西邻岱庄煤矿，年产原煤60Mt。1.1.5 水源本区第四系含水层，储水丰富，水位浅，水质优良，可做矿井的供水水源。1.1.6电力供应距本矿井井口3km处有欢城区域变电所，可为本矿井生产和建设提供可靠电源。1.2 地质特征1.2.1 地层腾南煤田属腾县背斜南翼，为一断裂发育的宽缓褶皱区。地层属华北型沉积，除奥陶系及其以前地层在煤田外围有零星出露外，其余皆隐伏于第四系地层之下。现将各地层自上而下简述如下；1)奥陶系中统马家沟群：厚度400-500m，属厚层状灰岩，为煤系地层基盘。2)中石炭统本溪群厚36-39m，平均38m。由杂色泥岩、石灰岩、粘土岩组成，其中夹第十五、十四、十三、十二等四层灰岩，以第十二层灰岩较稳定，为与太原群分界的标志层。3)上石炭统太原群厚156.4-178.68m，平均166.99m，由海陆交互相得深灰色泥岩，薄层石灰岩灰绿色砂岩和少量粘土岩组成，中夹灰岩11层，其中主要以三灰最为稳定，为主要标志层。本地层共含煤15层，其中主要可采者位12下、16煤层，局部可采者为14、17煤层。4)下二迭统山西组厚74.59-145.20m，平均117.15m，上部为陆相沉积，以杂色泥岩，灰绿色粉砂质粘土岩和粉砂岩组成，下部为过渡相沉积，以中细砂岩为主，是井田主要含煤底层。含煤2-3层（3上、3下）其中3上、3下属中厚煤层，为井田主要可采煤层。5)下二迭统石盒子组；最大残厚186m，以杂色粘土岩，灰绿色砂岩为主，底部含薄煤层1-3层（柴煤）,厚度一般为0.2-0.3m，层位稳定，是煤系地层上部标志。6)最大残厚222.81m，平均154.69m，下部为紫色、灰绿色砾岩，以石英砾、灰岩砾为主，一般为钙质胶结，部分泥质胶结，上部为灰色粉砂岩间夹薄层紫红色泥岩，灰色泥岩与粉砂岩互层及紫红色粉砂岩。7)厚24.85m-64.35m，平均37.38m，分上下两组。上组有粘土、砂质泥岩、细-中粗砂岩组成;下组有铁锰质结核粘土、砂质粘土、砂砾组成。煤层赋存情况见矿井综合柱状图。1.2.2 煤层特征及煤质1)煤层特征本井田为石炭二迭系含煤地层，共含煤17层，其中稳定可采3上、3下、12下、16四层，局部可采14、17两层，可采总厚约18.56m(可采煤层特征见表1-1)。2)煤质及用途煤质均为中等变质程度的气煤和肥煤。山西组煤层一般为低-中硫煤。太原群煤层一般属中-高硫煤(煤质特征见表1-2)。山西组煤层可作为良好的炼焦煤或配焦煤及动力煤。太原群煤层可作为配焦及动力煤。1.2.3 地质构造本井田为-断裂发育的平缓单斜构造，地层走向北西-南北，倾向北东-东，地层倾角1-10，一般7左右。本井田断层较发育，根据断层走向和性质可分为三组；北北东向正断层组，北东东至近东西向正断层组，北东向逆断层组。北北东向正断层组是本区主要构造，具有密度大，切割深，延展长，角度高的特征，常形成地垒、或阶梯状构造；北东东至近东西向正断层组的特点为；一般落差大的，均向南倾斜；北升南降，致使井田由北往南形成阶梯状降落，多构成井田自然边界；北东向逆断层组，井田内不慎发育(断层特征表1-3)。1.2.4 水文地质1)本井田主要含水层有第四系冲积层，上侏罗统、3层煤顶板砂岩、三灰、十灰及奥灰。现自上而下分述如下；（1）第四系含水层厚24.85-64.35m，平均37.38m，含水砂层多，但其厚度和岩性均不稳定，水量丰富，水位标高+36.11m，钻孔单位用水量为2.656l/sm。，水质类型为HCO3-Ca或HCO2.SO4-CaNa型水，矿化度一般小于0.5g/l。按岩性和含水性的不同，分为上下两组；上组以黄褐色粘土、砂质粘土、细及中组砂为主，含水十分丰富。下组以灰色、灰绿色含铁锰质结核粘土、砂质粘土、砂砾层为主，为相对的隔水层。（2）上侏罗统砾岩层；-100m以上溶洞发育，富水性强，但不均一，属裂隙溶洞承压水，钻孔抽水试验的单位涌水量仅0.00154kg/sm，正常情况下，对矿井生产无影响。（3）三层煤顶板砂岩；平均厚度8.17m，使3上和3下煤层的直接顶，是矿井的主要水分来源，水位标高+36.07m，钻孔单位涌水量为0.163L/sm。由于补给条件差以静储量为主，故易于疏干。（4）第三层石灰岩厚5.8-10.48m，平均8.15m，富水性不均一，属裂隙溶洞承压水，抽水实验证实，单位涌水量大时为4.136l/sm，小时为0.00021kg/s.m，一般情况下因距3下和12下煤层较远，对矿井生产无影响，但因断层错动，是隔水层缺失或变薄，不足以抵抗三灰水压时，有底鼓突水和顶板来水的可能，故基建、生产时不可忽视，穿过或靠近三灰时，应提前探放水及降压。图1-1 交通位置示意图图1-2 矿井综合柱状图（5）第十层石灰岩；厚2.3-7.02m，平均5.52m，为浅灰-深灰色石灰岩，裂隙不发育，水位标高+39.01m，钻孔单位涌水量为0.0146l/sm十灰是16层煤的直接顶板，是开采16煤层时矿井水的直接水源（6）奥灰；本区最大揭露厚度111.61m，属溶洞裂隙承压水，据柴里煤矿抽水结果，单位涌水量为0.000125-1.612l/sm，水位标高+37.34-+43.19m。2)含水层间的水力联系；据本区地质报告所提供的资料，井田内构造发育，由于断层的切割错动，使不同的含水层直接接触或使含水层间的间距大为缩小，产生水力联系，形成复杂的补给关系。3)断层错动；断层的导水性取决于断层两盘的导水性和断层带的充填胶结物。本井田未对断层做抽水试验，但根据田陈井田地质报告，当断层两盘含水层对口接触时断层带都有不同程度的导水性。井田内第20勘探线纸坊断层及其它地段因三灰和奥灰对口接触，故回采中要特别注意。当断层两盘为隔水层时对口或一盘为含水层，另一盘为隔水层接触时，具有阻水性或弱导水性。由于岩石的不均衡性，同一断层在不同地段和部位，落差不同，两盘含水层对口接触的机会也就受到限制。4)矿井涌水量；矿井充水主要来源是地层至3层煤顶板砂岩、三灰、十灰根据临近煤矿目前开采的实际情况。结合地质部门提供的涌水量，预计矿井正常涌水量为60m3/h。最大涌水量为246m3/h。1.2.5 瓦斯、煤尘和自然发火1)瓦斯；据钻孔瓦斯测量资料，各煤层瓦斯含量均小于1cm3/g，临近矿井柴里煤矿1977年测定ch4相对涌出量为1.812m3/t.d，co2相对涌出量为8.466m3/t.d，本井靠近柴里煤矿，地质情况基本类似，故地质部门根据柴里矿历年及1977年审定的等级，1.92m3/t.d及本矿测得确定本矿井为低瓦斯矿井。2)煤尘及煤的自燃；据煤芯测定结果，煤尘具有爆炸危险。根据燃点试验T评定，各煤层都有不同的自燃发火倾向。煤层名称厚度（m）两极平均层间距（m）两极平均结构稳定性顶底板岩性夹石厚顶底3上0-4.673.4720.34-43.80复杂较稳定泥 岩中、细砂岩泥 岩粉砂岩3下0-4.723.2632.0597.37-125.78复杂较稳定泥 岩中、细砂岩泥 岩中、细砂岩0.05-1.0812下1.27-2.633.68108.512.8-3.50简单不-较稳定泥 岩粉砂岩泥 岩中、细砂岩140-0.720.653.1048.96-65.05简单不稳定泥 岩粉砂岩砂质泥岩0.08161.85-2.6021253.124.07-10.3简单较-稳定十 灰粉砂岩砂质泥岩0.030.3917083-1.731265.84简单不稳定石灰岩砂质泥岩泥岩粉砂岩0.050.07表1-1 可采煤层特征表煤 层名 称原精煤水分Wf%灰分Ag%挥发分Vr%全磷SgQPg%胶质层Y(m/m)牌号发 热 量QfDTQrDT3上原煤0.0097精煤0.00253下原煤0.0105精煤0.002612下原煤精煤16原煤0.0025精煤0.0014表1-2 煤质特征表中国矿业大学成人教育学院2009届毕业设计（论文） 第 118 页 表1-3 断层特征表名称性质产状落差（m）控制程度走向倾向倾角纸坊断层正NNEE750-280有64-24、66-34、T18-7等孔穿过，已查明。欢城断层正NNEW70-7550-150T12-1、T14-9、T15-3、63-66、64-72、T21-2、63-24、64-66等孔穿过，已经查明。纸房支断层正NEE750-5063-20、T17-1、T18-7、66-49等孔控制，且有地震线控制，基本查明。T19-8断层正NEW750-30T19-8号钻孔穿过，基本查明。73-1断层正NNEW7030有73-1孔和井下巷道控制已查明。F1号断层正NNEW7011欢城矿井下巷道揭露T19-4断层正近EWNNW7525-40T19-4孔穿过，并有地震线控制，基本查明。63-51断层正近EWN7515-2663-51孔穿过，并有欢城矿巷道控制，西段查明，东段控制差。石庄断层逆NENW53-570-30T13-5、T15-7、T17-1穿过已查明。64-35断层逆NENW450-4064-35、63-26两孔穿过，已查明。2 井田境界及储量2.1 井田境界2.1.1 井田范围欢城矿区井田北部以F5断层为界，与藤南市白集矿相邻，东侧为旗山矿和韩桥矿，西至太原地层露头线，南部为地层露头线和另一矿区，是人为划定的井田边界。井田南北长约5.1 Km，东西最长4.0 Km，井田面积16.28 Km2。2.1.2 开采上限图2-1 井田赋存状况示意藤南井田自下而上沉积了太原组、山西组和下石盒子组含煤地层，总厚367569 m，平均486 m。含煤21层，可采煤层为3煤。9、17、20、21煤为局部可采煤层，作为后备资源开采，矿井设计只针对3号煤层。矿井西侧为煤层露头线，其他三面为其他矿区，开采上限无扩大的可能性。下部9，17，20，21煤局部可采，列入平衡表外储量。井田赋存示意图见图2-1。2.2 矿井工业储量2.2.1勘探类型1955年6月至1957年8月进行了初次勘探，并提交了欢城煤矿区精查地质报告 。根据矿区煤层及构造特征，确定井田勘探类型为二类一型，勘探深度-500 m，共获工业储量8601.3347万t。1970年10月至1974年3月由济宁矿务局地质勘探队对藤南区深部-500-1000 m进行了勘探，勘探类型为一类一型。欢城井田内共施工10个钻孔，扩大了欢城井田范围。1984年4月至1996年2月，由济宁矿务局地质勘探处设计，对藤南井田进行了联合勘探。1997年7月提交了济宁矿务局藤南区煤层勘探地质报告，该报告确定勘探类型二类型，并经山东省煤炭工业管理办公室批准。在欢城井田内共施工钻孔13个，欢城煤矿井下施工钻孔11个。表2-2井田块段划分图井田内主要可采煤层为3号煤，最小可采厚度为6.7 m，最大可采厚度为7.3 m，平均厚度为7.1 m。2.2.2 工业储量计算矿井主采煤层为3号煤层，采用地质块段法。根据地质勘探情况，将矿体划分为A、B、C、D、E、F、G、H八个块段。在各块段范围内，用计算机cad的面域命令求得每个块段的面积，煤层总储量即为各块段储量之和。块段划分如图2-2所示。计算储量的公式为：Zi = SiMiri (2.1)式中： Zi各块段储量，t。Si各块段的面积，m2。Mi各块段内煤层的厚度，m。Ri各块段内煤的容重，均为1.30 t/m3。用计算机计算得各块段的面积和储量，详见表2-1。表2-1 井田面积储量表项目面积（m2）倾角（）煤层厚度(m)工业储量(t)A区846537.7954367.19655837.223B区541562.3535347.16028202.85C区392425.6372437.14950825.1D区1104983.487227.110999108.39E区3853982.782167.137004301.33F区2324669.789117.121857887.28G区2940616.498117.127649373.79H区4274390.57697.139943903.28总面积16279168.9合计158089439.3按不同标高计算储量，以便确定第一水平的位置，使第一水平能够达到服务年限。由于井田内煤层赋存稳定，煤层底板等高线的标高从0-1000 m，划分标高时宜放在-500以下，因此按-500 m和-550 m等高线计算储量。表2-2 -500m和-550m水平储量表550水平以下面积(m2)6259905.911550以下储量(t)59545915.73550水平储量(t)98543523.52500水平以下面积（m2）7577170.436500以下储量（t）72076091.67500水平储量（t）86013347.582.3 矿井可采储量（1）井田煤柱可按下列公式计算 Zi=LbMR (2.2) 其中：Z边界煤柱损失量； L边界长度； b边界宽度；m M煤层厚度；平均7.1 m R煤的容重；1.3 t/m3 露头煤柱损失：Z1=100/cos457.153531.3=696.66万t 断层落差与应该留设煤柱宽度的关系见表2-3表2-3 断层留设煤柱表断层落差（m）50应该留设煤柱宽度（m）不留3550故各断层的煤柱损失量为：F4-5断层煤柱：Z2=1.343507.150=200.8万tF3断层煤柱：Z3=1.322007.1235=142.14万tF2断层煤柱：Z4=1.318007.1250=166.14万tF1断层煤柱：Z5=1.344507.1250=410.74万t 井田东、南两侧是人为划定的边界留设25 m的煤柱即可满足生产要求。 人为划定边界煤柱：Z6=1.367007.125=153.6万t（2）工业广场煤柱根据煤炭工业设计规范第5-22条规定：工业广场的面积为1.2平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为150万t/年，所以取工业广场的尺寸为425m425m的正方形。煤层的平均倾角为14度，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15m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-4。表2-4 岩层移动角煤层倾角()煤层厚度（m）冲击层厚度（m）()()()()147.13243.87754.553.5由此根据上述以知条件，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 由上图可量得压煤面积为863078.16 ，工业广场的煤柱损失可用公式计算：Zi=SMR (2.3)式中： Zi工业广场煤柱量；S 工业广场压煤面积，863078.16 ；M 煤层厚度， 7.1 m；R 煤的容重。则： Zi=863078.167.11.3=983.75万t（3）由以上计算可得井田的永久煤柱损失量Z，Z=Z1+Z2+Z3+Z4+Z5+Z6Z=696.66+200.8+153.6+142.10+166.14+410.74+983.01 =2753.05万吨（4） 可采储量的计算； 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：Zk = （Zg-P）C （2.4）式中： Zk矿井可采储量，万t；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，万t；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。本矿为厚煤层，采出率取0.82。则，矿井设计可采储量：Zk =（15808.9-2753.05）0.82=10705.8万t。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，确定矿井设计年工作日为330天，工作制度采用“四六制”，每天四班作业，三班生产，一班准备，每班工作6小时。矿井每昼夜净提升时间为16小时。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得太大；（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 矿井设计生产能力因为本井田设计丰富，主采煤层赋存条件简单，井田内部仅有较大断层，比较合适布置大型矿井，经校核后确定本矿井的设计生产能力为150万吨/年。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： T=ZK/（AK） （3.1） 式中: T矿井服务年限，a；Zk矿井可采储量，万t；A设计生产能力,万t；K矿井储量备用系数，取1.4；则，矿井服务年限为： T=10705.8/（1501.4）=50.98 a。3.2.4 井型校核下面通过对设计煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型加以校核。（1） 矿井开采能力校核欢城煤矿矿区3煤层为厚煤层，煤层平均倾角为14度，地质构造简单，赋存较稳定，可以布置一个综放工作面，或两个综采面保产。（2） 辅助生产环节的能力校核本矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓，主井提升容器为两对12吨底卸式提升箕斗，提升能力可以达到设计井型的要求，工作面生产原煤一律用带式输送机运到采区煤仓，运输能力很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。辅助运输采用罐笼，同时本设计的井底车场调车方便，通过能力大，满足矸石、材料及人员的调动要求。所以辅助生产环节完全能够满足设计生产能力的要求。（3） 通风安全条件的校核本矿井煤尘具有爆炸性瓦斯含量低，属于低瓦斯矿井，水文地质条件较简单。矿井通风采用混合式通风，有专门的风井回风，可以满足通风的要求。本井田内存在若干小断层，已经查到且不导水，不会影响采煤工作。所以各项安全条件均可以得到保证，不会影响矿井的设计生产能力。（4） 储量条件校核井田的设计生产能力应于矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服务年限。通过上面计算能够满足矿井的服务年限。（5） 第一水平服务年限校核由本设计第四章井田开拓可知，第一水平为-550m，可采储量大约占总可采储量的一半,结合本矿井的实际情况，确定第一水平的可采储量为9854.35万吨。第一水平的服务年限的计算公式为：T1=985435/(1501.4) =30.98a矿井的服务年限和第一水平的服务年限应满足表3-1。表3-1 矿井服务年限表矿井设计生产能力（万吨/a）矿井设计服务年限（a）第一水平设计服务年限煤层倾角45600及以上7035300-5006030120-2405025201545-9040201515由上表可知，设计矿井完全满足煤炭工业设计规范的要求。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。（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）确定矿井开采程序，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，应照顾到不同媒质、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 确定井筒形式、数目、位置及坐标（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。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：斜井井筒长辅助提升能力少，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。本矿井煤层倾角平均14，地势平坦，地面标高在+30.5 m+31.5 m之间，平均+31 m，不能利用平硐开拓。由于第一水平服务年限的限制，第一水平的标高应为-500 m或-550 m，若用斜井开拓工程量浩大经济上不合理。因此第一水平只能用立井开拓。（2）井筒位置的确定 井筒位置的确定原则：有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少； 有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村； 井田两翼储量基本平衡； 井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层； 工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁； 工业广场宜少占耕地，少压煤；距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。 井筒位置的确定由于井田内煤层赋存稳定，地质条件简单，地势平坦，井筒布置在井田储量的中央即可。4.1.2 开采水平的确定本矿井煤层有露头，煤层埋藏最深处达-900m，垂直高度达900m，因此必须采用对水平开采。根据煤炭工业设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为150200m，针对于本矿井的实际条件，决定煤层的阶段垂高为350m左右。但由于第一水平的服务年限的限制，第一水平的位置应该在-500m或-550m。而-500m或-550m以下煤层倾角较小且变化很小，可再布置一个水平。因此，矿井为二水平开采。4.1.3 主要开拓巷道3号煤层平均厚度为7.1m，赋存稳定，底板起伏不大，煤层倾角平均14度，煤层厚度变化不大，且煤质硬度小，在煤层下方有一层厚度为15m的砂岩，应该布置岩层双轨大巷，用来运煤和运料。大巷两侧留设30m的保护煤柱。4.1.4 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：立井两水平上山开拓图4-1 方案一示意图主、副井井筒均为立井，一水平-550m，二水平-900m，布置于井田中央，两水平均为上山开采，如图4-1。方案二：立井加暗斜井两水平上山开拓主、副井井筒均为立井，一水平-550m，二水平暗斜井延伸至-900m，两水平均为上山开采，如图4-2。图4-2 方案二示意图方案三：立井两水平上下山开拓主、副井井筒均为立井开拓，布置于井田中央，一水平-500m上山开采，二水平-800m上下山开采，如图4-3。图4-3 方案三示意图方案四：立井加暗斜井两水平上下山开拓图4-4 方案四示意图主、副井井筒均为立井，一水平-550m，上山开采，二水平暗斜井延伸至-800m，上下山开采，如图4-4。（2）开拓方案粗略经济比较方案一和方案三都是立井开拓，所不同的是水平的位置的不同和开采方式的不同，具有可比性。方案一和方案三的粗略经济比较见表4-1。表4-1 方案一和方案三粗略经济表 方案项目方案1方案2基立井开凿3504585.1=160.5主斜井开凿20922374.8=496.81建3507300.5=255.5副斜井开凿20923363.6=703.67费石门开凿20303898.6=791.4上下斜井(300+50)2732.9=218.63（万元）井底车场10002732.9=273.3车场小计1480.71小计1419.11生立井提升4198.680.9310.71.2=暗斜井提升4198.652.0920.31.2=石门运输3283.543162.33产4198.682.030.1551.2=立井提升4198.660.580.741.2=立井排水1585.342162.49费50424365200.1525=排水5042436530.980.19=（万元）1346.581677.71总小计6215.46小计7002.53计费用7696.17费用8421.64百分率100%百分率109.4对方案一和方案二进行经济比较可知方案一具有明显的经济优势，而且方案一的提升、排水费用少，生产系统可靠性高，因此方案一较方案三优。方案二和方案四都是立井开拓，所不同的是水平的位置的不同和开采方式的不同，具有可比性。方案二和方案四的粗略经济比较见表4-2。表4-2 方案二和方案四粗略经济表 方案项目方案3方案4基立井开凿3004585.1137.6主斜井开凿15152374.8359.78建3007300.5=219副斜井开凿15153363.6=509.59费石门开凿15103898.6=588.7上下斜井(300+500)2732.9=218.63（万元）井底车场10002732.9=273.3车场小计1218.55小计1088生立井提升5093.140.8310.711.2=暗斜井提升5093.141.5150.312=36062888.91产石门运输5093.141.510.1631.2=立井提升5093.140.5310.841.2=1504.292726.75费立井排水5042424.280.1525365=排水5042436524.280.19=1634.752036.75（万元）小计6745.04小计7652.41总费用7963.59费用8740.41计百分率100百分率109.7两方案经济比较相差10%，方案三有明显的经济优势，而且方案三没有下山开采，通风排水方便，生产系统可靠性高。（3）开拓方案详细经济比较对方案1、3有差别的建井工程量、基建费、生产经营工程量、生产经营费和费用汇总表分别汇总。见下表。表4-3 建井工程量项目方案1方案2初主井井筒（m）581+20531+20副井井筒（m）581+5531+5井底车场（m）10001000主石门（m）141141期运输大巷（m）800650后主井井筒（m）350300副井井筒（m）350300井底车场（m）10001000期主石门（m）20301510运输大巷（m）4460+16404460+1640表4-4 基建费用表方案 项目方案1方案3工程量(m)单价(元/m)费用(万元)工程量(m)单价(元/m)费用(万元)初主井井筒6014585.1275.565514585.1252.64副井井筒5867300.5427.815367300.6391.31井底车场10002732.9273.2910002732.9273.29主石门1411852.526.121411852.526.12运输大巷8001852.5148.26501852.5120.41期小计1150.981063.77后主井井筒3504585.1160.483004585.1137.55副井井筒3507300.5255.523007300.6219.02井底车场1000