石台矿60万t设计说明书 采矿工程专业毕业论文 毕业设计

1、.中国矿业大学采矿工程专业03级毕业设计1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 交通位置石台矿位于淮北市东北15公里，闸河煤田中部偏东，坐落在萧县境内。 图1-1 石台矿交通位置图井田属淮北市杜集区石台镇、朔里镇和萧县永固镇管辖，南邻张庄矿，西接岱河矿和房庄矿，东以张庄向斜轴与永固井田相连。区内铁路运输有矿用铁路经符夹线至符离集，可通往华东各工业城市，公路可直通徐州、宿县、阜阳等地，交通甚为方便。另外井田北有连霍高速公路，交通较方便。南邻张庄矿，西接岱河矿和朔里矿，东以张庄向斜轴与井田相连，北以16号勘探线为界，南北长7.5公里，东西宽5公里，面积约22平方公里。1.1.2 矿区

2、气候条件本区属季风湿暖带，为半湿润半干燥的大陆性气候。年最大降雨量1518.6mm，年平均降雨量861mm，最大月降雨量792.8mm，最大日降雨量207mm。年平均气温14.4，日最低气温-23.4，日最高气温-41.5，年蒸发量1809.9mm。夏季多东南风，冬季多西北风，平均风速3.4m/s，最大风速20 m/s。降雪期和冰冻期为11月至翌年3月。冻土深度一般10cm左右，最大19cm。井田内地表水系不发育。1.1.3 矿区供电本矿现有两趟LGJ70.35KV电源线，一趟引自马庄区域变电所，供电距离14KM。经验算，正常情况下两趟线路同时供电，当cos0.85时，马庄区变石台矿，14KM

3、线路压降为2.28%，马庄变区朔里矿石台矿，144.5KM线路压煤为4.23%。当一趟线路故障，另一趟负担全矿负荷时；马庄区变石台线路压降为4.56%，均在许可范围内。1.2 井田地质特征1.2.1 井田地形及煤系地层概述本区煤系地层为石炭二迭系，全被厚50米左右的第四系冲积层所覆盖。（2）矿井涌水量浅水平历年涌水量为145.8吨时。深部正常涌水量为329.2吨时，最大涌水量为378.6吨时。（3）井田水文地质类型矿井充水的主要岩层为3和6煤层的顶板砂岩裂隙水，浅部较深部发育，且富水性强。矿井涌水量与地表水无水力联系，断层导水性弱。本矿井水文地质条件属于以裂隙岩层充水为主的简单类型。查明矿井充

4、水因素，认为开采3煤层主要受其顶板裂隙含水层的 威胁为主，但富水性微弱，影响不大，而与地表水、灰岩水无直接水力联系的规律。根据生产水平矿井涌水量较小，且上与地表水，下与灰岩水无水力联系，断裂导水性弱、顶板裂隙充水微弱等特征，将矿井划为水文地质条件简单类型。石台矿位于闸河盆地复式向斜中部，朔里背斜以东，本区以宽缓褶曲为主，次一级褶曲教发育，石层倾角8度至22度，平均16度，断裂构造以北此东向正断层为主。二水平断距大于20米的有五条。区内岩浆岩分布较广，岩性种类较多。其中以辉绿岩为主，次为花岗斑岩和闪长岭岩，主要以岩床和透镜状由东向西，由北向南侵到3煤层中，上部侵入面积约14平方公里，占3煤层总面

5、积的64%，对煤层厚度，煤质及矿井生产影响较大。根据地质报告，南以8号断层，西以H下3断层。北至16线，东到张庄向斜轴。延伸水平标高从负250负450米，勘探线控制到负500米。南北长7.5公里，东西宽5公里，面积22平方公里。井田构造以宽缓褶曲为主并伴有稀疏断裂的构造形态。褶曲以北北东向为主，其主体褶曲构造有张庄向斜和朔里背斜，次一级褶曲构造有宗台、丁庄背斜及童台、黄庄向斜等组成。区内断裂构造主要以与曲轴向平行的北北东向正断层为主。其次与褶曲轴向垂直的近东西向断层，上述断裂构造虽条数不多，因断距大，破碎带宽，延伸长，对开拓布局和开采有一定影响。查明岩浆侵入范围及其对煤层的破坏和影响。岩浆以辉

6、绿岩为主，次为花岗斑岩和闪长玢岩，主要以岩床和透镜状侵入到煤层中，对煤层、煤质及开采影响较大（北翼尤为突出）。地质报告初步阐明了岩浆岩侵入的分布规律，及其与褶曲、断裂构造的关系。表1-1 褶曲构造表名称位置走向盆底深两翼产状张庄向斜井田中部N8-26度E6煤层-1000m西10-26度东30-80度宗台背斜井田中偏北近SN10-15度董台向斜井田中偏北N20度W6煤层-400m20度丁庄背斜井田西部N20度W15度黄庄向斜井田中偏南近EW6煤层-600m10度朔里背斜井田外西北部N25度E10度1.3 井田煤层特征1.3.1 煤层埋藏条件及围岩性质区内煤系地层总厚度136米，含煤14层，平均煤

7、层总厚度11.35米，含煤系数1%。井田内3煤层为主要可采煤层，5，6煤层2为局部可采的 薄煤层。36煤层分布 3煤层，为主要煤层，仅局部因岩浆侵入不可采。 5 煤层，主要分布在井田西南、西北及东北北部三块可采区。 6煤层， 61煤层分布在井田南部15线间，62煤层分布在北部1114线间。该井田主采煤层为3号煤层。共192个见煤钻孔，182个点达到可采厚度，应属于较稳定煤层类型。5、6煤层均局部可采，且可采边界不规则、应属不稳定煤层。查明区内含煤地层的含煤性和各主要可采煤层的赋存特征。根据主可采煤层（3层）在井田内有194个钻孔穿过其层位，其中见煤点192个（仅有2个钻孔因过断层未见煤），认为

8、该煤层的控制程度较好。本区主要可采煤层的煤层对比基本可靠。查明本区因受区域变质及岩浆岩侵入接触变质影响，使从中变质的肥、焦煤带向高变质的贫煤、无烟煤甚至天然焦发展的煤质变化规律，并提出了岩浆岩对各煤层的影响大小、煤变质程度及其煤种的分布情况。具体煤层特征见下表。表1-2 煤层特征表煤层名称穿层点数见煤点数可采点数煤厚M煤层结构稳定程度顶底板岩性备注最大-最小可采点平均平均1501240.74-1.090.650.97简单极不泥岩零星可采2193100110.13-1.070.511.17较复杂不稳定粉砂-泥岩零星可采31941921820.10-7.7255较简单较稳定泥岩-粉砂岩主要可采41

9、943260.15-3.270.601.55简单不稳定泥岩零星可采518664220.16-2.430.691.24复杂不稳定粉砂-砂岩局部可采6111147160.24-2.380.71.17复杂不稳定粉砂-砂岩局部可采6211042130.21-2.080.641.04复杂不稳定泥岩-粉砂岩局部可采732700.31-0.660.420复杂极不砂岩不可采煤质，本区煤质的变质作用以接触变质为主，由于岩浆的侵入作用，煤层的变质程度明显增强，煤种较多。二水平内3 煤层以焦煤为主，占62.3%，焦煤到贫煤次之，占26.5%，无烟煤占6.4%，天然焦占4.8%.3 煤层属低硫、低磷、中灰中等可选煤层

10、，2、5、6等煤层属低硫中灰煤层。（3）瓦斯、煤尘及自燃本矿属于低瓦斯矿井。瓦斯相对涌出量为6.042m3/吨、日，瓦斯梯度为47.3。属于低瓦斯矿井。通过煤尘爆炸性测定及煤层爆炸指数计算，2、5、6等煤层均属于有爆炸危险的煤层。通过煤层燃点测定，煤层具有自然发火倾向。2 井田境界与储量2.1 井田境界2.1.1 井田境界划分的原则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

11、规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。2.1.2 井田境界根据地质报告，南以8号断层，西以H下3断层。北至16线，东到张庄向斜轴。延伸水平标高从负250负450米，勘探线控制到负500米。南北长7.5公里，东西宽4公里，面积22平方公里。 图 2-1 井田范围示意图2.2 矿井工业储量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ABC级储量。井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，煤炭工业储量由煤层面积、厚度及容重相乘所得，其计算公式一般为：Q=100S×M×/cos (2-1)式中： Q为井田工业储量，万t；S

12、井田面积，km2；M煤层平均厚度，3.5m；煤的容重，t/m3，1.6t/m3煤层平均倾角，10°；则：Zc=100×22×2×1.4/cos17°=5890.84万t。2.2.1 井田勘探类型 精查地质报告查明了本井田的煤层赋存情况、构造形态、煤质及水文地质条件。井田勘探类型为中等。2.2.2 矿井工业储量的计算及储量等级的圈定2.3 矿井可采储量2.3.1 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）井田边界煤柱损失；（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。

13、 2.3.2 各种煤柱损失计算（1）工业广场保护煤柱本矿井设计年生产能力为0.6Mt/a，按煤矿设计工业规范，占地面积指标应在（0.70.8）公顷/10万吨之间，取0.8。占地面积为6×0.84.8×104m2。故设计工业广场的尺寸为300×250m2的长方形，面积为：7.5×104m2，尺寸为300×250m2的长方形。工业广场位置处的煤层的平均倾角为17°，工业广场的中心处在井田走向中央，倾向中央偏于煤层中上部，其坐标为：该处表土层厚度为50m。主井、副井、地面建筑物均在工业广场内。工业广场按大型矿井级保护，留围护带宽度为15m。

14、本矿的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-1：表2-1 矿井地质条件及冲积层和基岩层移动角项目广场中心煤层深度煤 层 倾 角煤层厚度冲积层厚度冲积层移动角走向移动角下山移动角上山移动角单位m(°)mm(°)(°)(°)(°)数值-3301725035735575由此根据上述已知条件，画出如图2-1所示的工业广场保安煤柱的尺寸，并由图得出保护煤柱的尺寸为： 图2-1 工业广场保护煤柱示意图S=梯形面积=1/2×(上宽×下宽) ×高=1/2×(361.9563.7) ×794.25=367578.

15、9m2 (则工业广场压煤为：Q1S×M×r/cos (2-1)367578.9×2×1.4/ cos17°107.65万t（2）井田边界煤柱损失边界煤柱根据实际情况留设40米，共(123+88+70)×50×40×2÷cos17o×1.4=165.344万t（3）断层煤柱由于断层落差40-90米，落差较大，两侧各留煤柱50米，共计(27+26+10) ×50×100×2÷cos17o×1.4=92.212万t2.3.3 井田的可采储量井田的可采储

16、量Z按下式计算：Z=(QP) ×C (2-3)式中：Q矿井工业储量， P各种永久煤柱的储量之和， P=107.65+165.344+92.212=365.206万t C采区回采率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.80。薄煤层不低于0.85；设计开采的3煤层属厚煤层，采区回采率取为0.75。则计算可采储量为：Z=(QP) ×C=（5890.84365.206）×0.85=5525.634万t由此可得本矿井的可采储量为5525.634万t。在备用储量中，估计约为50%为回采率过底和受未知地质破坏影响所损失的储量。井田实际采出储量用下式计算： Z实际= ZkZk

17、×（K1）×50%/K (2-6) 式中：Z实际 井田实际采出煤量，万t； Zk矿井的可采储量，5525.634万t； K矿井储量备用系数，取1.3；由23式，得： Z实际=5525.6345525.634×（1.31）×50%/1.3 =4448.135万t即本设计矿井实际采出煤量为4448.135万t。表 2-2 井田煤炭储量分布煤层名称水平号工业储量万t永久煤柱损失/万t总计损失(万t)可采储量(万t)工广煤柱断层煤柱边界煤柱3号煤一2171.46458.750.49270.042179.2342020.23二2428.73648.95149.37

18、28.688149.3582255.634三1290.640041411249.64合计5890.84107.65199.862165.344472.8655525.6343 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1 矿井工作制度按照煤炭工业矿井设计规范的规定，参考关于煤矿设计规范中若干条文修改决定的说明，确定本矿井设计生产能力按年工作日330d计算。“三八制”作业，每天三班出煤，净提升时间为16h。3.2 矿井设计生产能力服务年限3.2.1 矿井设计生产能力本井田储量丰富，设计开采煤层赋存稳定，煤层厚度大部分比较稳定，属厚煤层(2m)，为缓倾斜煤层（倾角17°）。矿井总的工业储量

19、为5890.84万t，可采储量为5525.634万t。因地质构造相对简单，同时煤田范围较大，开采技术好的矿井应建设大型矿井，故本设计初步确定矿井的设计生产能力为0.6Mt。3.2.2 井型校核下面按矿井的实际煤层开采能力，各辅助生产环节的能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：（1）煤层开采能力矿井的开采能力取决于回采工作面和采区的生产能力，根据本设计第四章（矿井开拓）与第六章（采煤方法）的设计可知，该矿由于煤层倾角17度，工作面不宜太长，暂定长度160m，布置一个一次采全高综采工作面完全可以达到本设计的产量。（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

20、一对12t底卸式提升箕斗，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤一律用强力胶带输送机运到采区煤仓，运输能力也很大，自动化程度较高。辅助运输采用双层罐笼，大巷辅助运输采用600mm轨距的1.5t固定车厢式矿车，同时本矿井井底车场调车方便，通过能力大，满足矸石，材料和人员的调动要求。所以各辅助生产环节完全可以达到设计生产能力的要求。（3）通风安全条件的校核本矿井无煤尘爆炸性，浅部瓦斯含量低，属于低瓦斯矿井。水文地质条件中等，在副井中铺设两趟水管路可以满足排水要求。矿井采用对角式通风，有专门的风井，可以满足要求。井田中部有大断层，对于开拓有一定的影响，留设有保护煤柱。（4）

21、储量条件校核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。矿井服务年限的计算：T = (3-1)式中：T矿井设计服务年限，年； Z矿井可采储量，5525.634万t； A矿井设计生产能力，60万t /a； K储量备用系数，取1.3；由31式得：T=5525.634/(60×1.3)= 70.84a；因此，本矿井的开采年限符合规范的要求。本设计中第一水平倾斜范围为-17m-280m，第一水平服务年限的计算公式为：T =22.424a式中: T第一水平服务年限，a本矿井的服务年限以及第一水平的服务年限的设计服务年限符合规定。4 井田开拓井田开拓是在总体设计已经划定的

22、井田范围内，根据精查地址报告和其它补充资料，具体体现在总体设计合理原则，将主要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程。合理的确定井田开拓方式是矿井设计的一个重要环节，因为开拓方式一经确定，并按设计施工后，就难以再改变，如果确定的开拓方式不合理，不仅影响基本建设费用和建井速度，更重要的是在整个服务年限期间会使矿井的正常生产和技术经济指标受到影响。因此，确定矿井开拓方式时必须慎重考虑矿井开拓设计，包括确定主、副井和风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采（带）区划分以及开采顺序与通风运输系统。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

23、向地下开拓一系列巷道进入媒体，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

24、，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

25、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 影响井田开拓的主要因素本矿井开拓需要考虑以下几个问题：1.井田中部有一条南北走向的大断层，倾角75o，落差达40-90m，将会对矿井开拓布置产生重要影响。2.煤层倾角在南北两翼有较大差异，在断层右侧，倾角变化较小，煤层赋存相对稳定；断层左侧倾角变化较大，从7o40o均有出现，且在井田中部，煤层赋存状况及其复杂，开拓时均应予以考虑。4.1.2 井筒形式、数目的确定（1）井硐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，

26、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、

27、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。根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑石台煤矿的实际情况：地势平坦，地面标高平均+33m左右，煤层埋藏较深；矿井年设计生产能力为0.6Mt/a，为中小型

28、矿井。综上所述，本矿初期决定采用立井开拓。（2）主、副井井筒位置的选择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；.水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。井筒沿井田走向方向的有利位置本井田北部煤层赋存相对稳定，南部倾角小，相对平缓，储量分布不

29、均匀，井筒的有利位置应在井田走向的储量中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可以使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。井筒沿井田倾斜方向的有利位置 立井开拓时，本井田中部偏左有大断层，井筒布置在井田的中央靠上部位，位于断层稍右侧。有利于矿井初期开采的井筒位置矿井应尽快达产，使井筒布置在第一水平的位置最优。尽量不压煤或少压煤合理布置井筒确定井筒位置，要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱。因为本井田内无主要铁路，并不需留设保护煤柱。为了减少工业广场所压煤柱，将断层煤柱和工业广场煤柱合并考虑，并且保证在井田走向的中央。倾向的中央靠上部位。地质及水文地质条件对井筒布置的影响要保证

30、井筒、井底车场及硐室位于稳定的围岩中，应使井筒尽量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、煤与瓦斯突出煤层、较软煤层及高应力区。本矿井矿井涌水量与地表水无水力联系，断层导水性弱。本矿井水文地质条件属于以裂隙岩层充水为主的简单类型。井口位置应便于布置工业场地井口附近要布置主、副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联接，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，专用线短，工程量小及有良好的技术条件。（3）风井位置的选择本井田煤层赋存条件比较好，属于缓倾斜煤层，第一水平采用采区式开采，少部分倾角小的地方可采用带区式开采。由于井田走向较长，7

31、.5km，且南部井田不规则，考虑后期开采过程中可能因线路较长带来通风困难问题，前期采用中央分列式通风，后期在南部开新风井，煤层埋藏较浅，浅部风井深度不超过100m，费用不高，方案可行。故在设计中采用中央分列式通风，中央风井服务第一、二水平的中北部。南翼风井服务第一、二水平的南翼，南翼下一水平的通风通过一段回风平巷与南风井相连。风井井口位置的选择，应在满足通风要求的前提下，与提升井筒的贯通距离最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。中央风井布置在井田边界之外，不留煤柱；另外将南翼风井布置在难以开采的三角煤区，且利用一部分边界煤柱，从而减少了煤柱损失。4.1.3 工业广场的位置、形状和面积的确定

32、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；（2）占地要少，尽量做到不搬迁村庄；（3）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；（4）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二章第三节内容，工业广场面积7.5×104m2，定为300m×250m的矩形。4.1.4 开采水平的确定本矿井煤层露头标高为-17m，煤层埋藏最深处达-850m，垂直高度达833m，因此必须采用多水平开采，根据煤炭工业矿井设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200

33、350m，根据本矿井的实际条件，结合阶段斜长考虑，决定煤层的阶段垂高选为250m左右。4.1.5 井底车场和运输大巷的布置（1）运输大巷的布置由于运输大巷要为各水平的开采服务以及本煤层厚度为2m，煤的f系数为1.3，属于软煤，为便于维护和使用，且不受煤层开采的影响，水平大巷布置在距煤层底板20m左右的细砂岩中。由于煤层赋存条件以及煤质硬度等客观因素的影响，布置岩层大巷其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；在开采上下水平时，可以跨大巷开采，不留保护煤柱，减少煤柱损失，便于设置煤仓。（2）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

34、较坚硬的岩层中。本矿井布置位置可以选择在煤层顶板或者煤层底板中。煤层顶板为中硬的砂泥岩，底板为坚硬的中细砂岩。后者相对于前者维护费用较低，但对于不同的开拓方案还需进行技术与经济比较，以选择最优方案。4.1.6 矿井开拓延伸及深部开拓方案本矿井开拓延伸可考虑以下二种方案：立井延伸；双暗斜井延伸。双立井延伸：采用双立井延伸时可充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单一，转运环节少，经营费低，管理较方便。但采用这种方法延伸时，致使井筒需打在煤层较深处，增大井筒的保护煤柱量。同时，该方法使原有井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰，立井接井时技术难度大，矿井将短期停产；延伸两个井筒施工组织复杂

35、，为延伸井筒需要掘进一些临时工程，延伸后提升长度增加，能力下降，可能需要更换提升设备。暗斜井延伸：采用两个暗斜井延伸时，原有井筒的位置，水平的划分，上山或下山开采都不受太大影响。暗斜井立井内铺设胶带输送机，系统较简单且生产能力大，可充分利用原有井筒能力，同时生产和延伸相互干扰少。其缺点是增加了提升、运输环节和设备，通风系统较复杂。4.1.7 开采顺序本井田开采顺序为先采第一水平，再采第二、三水平；采区开采顺序：采用采区前进式，即由井筒向井田边界推进；采区内回采顺序：采用后退式，即由采区边界向采区上山推进。4.1.8 方案比较根据以上分析，提出以下四种方案，如图4-1所示 图 4-1 开拓方案示

36、意图 （1）三水平开采，立井井筒位于-280煤层处，顶板车场，主暗斜井、副立井延伸至第二水 平，水平标高-550，石门到达主采煤层，双暗斜井延伸至三水平，水平标高-850。（以下各方案各水平标高与方案一相同）（2）三水平开采，立井井筒位于-280煤层处，主暗斜井、副立井延伸至第二水平；主暗斜井、副立井延伸至第三水平（3）三水平开采，井筒位置改变，一水平仍位于-280水平煤层处，车场位于底板岩石中；二、三水平双暗斜井延伸。（4）三水平开采，井筒位于-280水平煤层处，石门到达主采煤层；二水平暗副立井延伸，主暗斜井延伸，石门到达主采煤层；三水平双暗斜井延伸。方案说明：各方案中除一水平双立井开拓外，

37、其他多用斜井开拓，特别是主井。主要考虑到立井延伸施工过程相对与斜井延伸来说较复杂，需要从旁边开掘斜巷从下部开掘，并向上掘进，直到与上部贯通，这样会影响到正在生产的开采水平的煤炭提升，影响到矿井产量。斜井延伸则可以在不影响正常生产的情况下开掘。缺点是斜井长度太长，工程量大，运输时间长。（1）技术比较方案一和二主要区别在于三水平用斜井还是立井延伸，方案三和四在三水平延伸方案相同的情况下，改变井筒位置，比较二水平立井延伸和斜井延伸的区别。表4-1 开拓方案粗略经济比较方案一方案二基建费/万元主暗斜井井开凿1729.5×1050×1e-4=118.5975副立井开凿300×

38、;3000×1e-4=90副暗斜井井开凿1729.5×1150×1e-4=198.89主暗斜井开凿1729.5×1050×1e-4=118.5975上下斜井车场(300+500)×900×1e-4=72石门开凿900×800×1e-4=72井底车场1000×900×1e-4=90小计452.79小计433.5975生产费/万元石门运输1×2268.01×0.16×0.381=139.346立井提升0.2×2268.01×0.57

39、5;0.85+1.2×2268.01×0.313×1.1=1152.82暗斜井提升1.2×2268.01×1729.5/1000×0.48+2268.01×923.48/1000×0.48=3264071暗斜井提升1×2268.01×0.48×1729.5/1000+1×2268.01×923.48/1000×0.48=2888.15立井提升1.2×2268.01×0.313×1.1+0.2×2268.01×

40、;0.27×0.85=1041.15排水329.2×24×365×30.3×(0.305)/10000=2665.05排水329.2×24×365×30.3×(0.103+0.305)/10000=2223.75石门运输0.2×2268.03×0.381×0.9+0.2×2268.01×0.6×0.381+1×2268.01×0.160.381=397.49小计6668.96小计 7107.52总计费用/万元7121.7575

41、41.1175百分率100.00%106%方案三方案四基建费/万元主暗斜井井开凿923.48×1050/10000=96.9654暗副立井开凿270×3000/10000=81副暗斜井井开凿923.48×1150/10000=106.2石门开凿875×800/10000=70上下斜井车场(300+500)×900/10000=72主暗斜井开凿923.48×1050/10000=96.9654井底车场1000×900/10000=90斜井车场(300+500)×800/10000=64小计275.1656小计409.

42、9654生产费/万元暗斜井提升1.2×3753.33×923.48/10000.48=1996.488立井提升1.2×3753.33×1.1×313/1000+0.2×3753.33×270/10000.85=1723.0立井提升1.23753.33×270/1000×1.1=1550.7258石门运输0.2×3753.33×800×0.875=250.25排水（斜、立）329.2×24×365×(0.063+0.225)×30.3/1

43、0000=2516.512暗斜井提升1×3753.33×0.48×0.875=1567.39排水（斜、立）329.3×24×30.3×(0.305)/10000=2665.05小计6063.726小计6205.7总计费用/万元6338.89166615.6654百分率100.00%104%余下的1、3方案均属技术上可行，水平服务年限也都符合要求。两者相比方案3的总投资要少一些，但是方案1的生产经营费用可能要低一些。因此，两方案还需要通过具体的经济比较，才能确定其优劣。2）开拓方案经济比较第1、第3方案有差别的建井工程量、生产经营工程量

44、、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：表 4-2 建井工程量项目方案一方案三前期主井井筒313+20333313+20333副井井筒313+5318313+5318井底车场10001000主石门160运输大巷12001050后期主井井筒副井井筒270副斜井1729.5923.481729.5主斜井923.481729.5923.481729.5井底车场1000800主石门525运输大巷1075010525表 4-3 基建费用表基建费用表项目方案一方案三工程量单价费用/万元工程量单价费用初期主井井筒333300099.9333300099.9副井井筒318300095.43

45、18300095.4井底车场100090090100090090主石门16080012.8运输大巷15008001201500800120小计418.1405.3后期主井井筒2703000810副井井筒00副斜井1729.51150198.89252652.981150305.0927主斜井2652.981050278.56292652.981050278.5629井底车场10009009080090072主石门600800480运输大巷1075080086010525800842小计1556.45541497.6556共计1974.55541902.9556表4-3 生产经营工程量项目方案一

46、方案三工程量工程量运输提升大巷及石门运输一水平1.2×3363.66/2×(23+11.5+2.5+14)×50+(17+7+18.5)×50)/1000=9435.0661.2×3363.66/2×(23+11.5+2.5+9.5)×50+(21+7+18.5)×50)/1000=9384.6114二水平1.2×3639.11/2×(33+8+11)×50+(27+10)×50+10.5×50)/1000+0.2*605*3639.11/1000=11303.07

47、51.23639.11/2×(33+8+11)×50+(27+10)×50+10.5×50)/1000=10862.74三水平1.2×2268.01/2×31×50/1000=2109.2490.2.2×2268.01/2×31×50/1000=351.5立井提升一水平1.2×3363.66×0.313=1263.3911.2×3363.66×0.313=1263.391二水平0.×3639.11×0.583+1.2×3639

48、.11×0.313=1791.171.2×3639.11×0.313=1366.8497三水平0.2×2268.01×0.583+1.2×2268.01×0.313=1116.3151.2×2268.01×0.313=851.86斜井提升一水平00二水平1×3639.11×0.923=3358.8993753.33×1.2×0.923=4157.188三水平1.2×2268.01×1.7295+1×2268.01×0.923=

49、6800.4011.2×2268.01×1.7295+1.2×2268.01×0.923=7219.0758维护采区上山1.2×2×6×(923.2+1729.5+263/SIN(17)×12.83)/10000=20.4471.2×2×6×(923.2+1729.5+263/SIN(17)×12.83)/10000=20.447排水一水平329.2×24×365×28.03/10000=6063.269329.2×24×36

50、5×27.07/10000=7806.42二水平329.2×24×365×30.3/10000=8773.69329.2×24×365×31.28/10000=9020.50三水平329.2×24×365×18.9/10000=5450.367329.2×24×365×18.9/10000=5450.366表4-4 生产经营费项目方案一方案三工程量单价费用/万元工程量单价费用/万元大巷及石门一水平9435.0660.454245.7798384.61140.4542

51、23.0751二水平11303.0750.3814306.471510862.7430.3814138.7052三水平2109.2490.32674.95978351.50.32112.48小计9227.21158474.2603立井提升一水平1263.3911.11389.72981263.39071.11389.7298二水平1791.170.851522.49451366.84970.851161.8223三水平1116.3150.8893.05162851.864560.8681.49164小计3805.27583233.0437斜井提升一水平00.48000.480二水平358.89

52、90.361209.20354157.18830.361496.5878三水平800.4010.32040.12047219.07580.32165.7227小计3249.32383662.3105运提费用合计16218.84315369.614维护采区上山20.4472535715.6536620.44724735715.65366排水一水平8083.2690.2251818.73557806.42490.2251756.4456二水平8737.890.272359.23029020.50140.272435.5354三水平5450.3670.291580.60645450.36690.29

53、1580.6064小计5758.57225772.5874合计22756.06921857.852表4-5 费用汇总表项目方案一方案三费用/万元百分率费用/万元百分率初期建井费418.1103%405.3100%基建工程费1974.5554104%1902.9556100%生产经营费22756.069104%21857.852100%总费用25148.7244104.1%24166.10967100%在上述经济比较中需说明以下几点： 两方案中，各采区的划分与布置类似，故采区服务年限及各采区上山的总开掘长度一样，两方案上山开掘费及维护费未进行经济比较。 在运输费用中，方案1、3的区别仅在于方案1

54、的第二水平与方案3的第二水平的延伸方式的不同，故仅对方案1的二、三水平与方案3的二、三水平作了比较。 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。 两方案由于井筒位置不同，其井筒保护煤柱也不同。方案3井筒位置偏于煤层上部，因此方案1的煤柱损失将比方案3的多，在综合比较中须考虑到这一点。 综合比较及结果：虽然方案1的总费用与方案3的总费用相差不大，但考虑到方案3的井筒位于煤层的上部，工业广场在一水平压煤多于方案1，但压煤总量少。此外，考虑到方案3斜井运输，胶带可直接通往主井井底煤仓，连续性好。且车场位于底板中，维护较好。三方案的初期投资少。故综合比较，3方案优于1方案。矿井为三个