1.5Mta新井设计毕业设计

摘要本设计包括三部分：一般部分，专题部分和翻译部分。一般部分是十一矿1.5Mt/a新井设计。全篇共分为十个部分：矿井概述及井田地质特征、井田境界和储量、矿井工作制度、设计生产能力及服务年限、井田开拓、准备方式－采区巷道布置、采煤方法、井下运输、矿井提升与运输、矿井通风与安全和矿井主要经济技术指标。十一矿井位于河南省平顶山市境内。十一矿位于平顶山市区西北13km处，行政区划属平顶山市湛河区和宝丰县共同管辖。矿井地理坐标为东经113°8′26″～113°11′15″,北纬33°47′30″～33°51′20″。井田南北长8.05km，东西宽3.25km。设计面积约25.5km2。二煤层为可采煤层，厚度为7.5m，平均倾角为10°。矿井十一矿设计年生产能力为1.5Mt/a，服务年限为64a。矿井工作制度为“三八”制。矿井的采煤方法主要为走向长壁综合机械化放顶煤。矿井为两水平采区开拓。第一水平标高为-500m，第二水平采用暗斜井延深至-700m矿井采用一矿一面的高效作业方式。工作面长度为240m。运输大巷采用胶带运输煤炭，轨道大巷采用矿井通风方式为抽出通风方式，风井布置方式为两翼对角式。专题部分介绍了矿井水灾防治。翻译部分的一篇关于无人工作面综合机械化刨煤机机组的研究和应用，题目为“Researchandpracticeofunmannedminingfacewithfullmechanizedplow”关键词：矿井设计；机械化综采放顶煤技术；长壁开采ABSTRACTThisdesignincludesthreeparts:Generalpart,translationpartandspecialpart.ThegeneralpartisamineofNo.11mineral1,500,000tnewwellindesign.TheNo.11mineislocatedinhenanpingdingshanterritory.11inpingdingshanmineinurbannorthwest13km,administrativedivisionZhanHeOubaofengcountyofpingdingshan'sjurisdiction.TogetherwithMinegeographicalcoordinatesforlongitude113°8°26"~113','15",11°latitude3347°~3330"','20"51.North-southlength8.05km,compartmentalizedwest-eastwidth325km.Designareaabout25.5km2.Twocoalseamrecognizebase-levelcycle,thicknessfor7.5m,averageinclinationfor10°.Mine246.9t/hnormalsection,belongtolowgasmine.Coal-dustexplosiondanger,andcoalseamareaspontaneouscombustiontendency.TheNo.11minedesignannualproductioncapacityisupto1.5Mt/a,for64aservicelife.Mineworksystemfor"38"system.Themainmethodsofminecoalfortowardslongwallcomprehensivemechanizedtopcoalcaving.Mineastwolevelsofminingdevelopment.Thefirstlevelelevation-upto500mbsecondlevelusedarkshaftsofextendingthedeepto-700m.Adoptsverticalshaftexpand,Lord,mainlyusedforascensionismainlyusedforshaftwellofcoalgangue,andascendpersonnel,materialetc.Byusingaoremineefficientpracticesside.Face240minlength.TransportationDaHangadoptstapetransportcoal,railDaHangadoptswiringtypeelectriclocomotivetraction3.0tfixedboxharvestersgangueandmaterialsetc.TransportationFormineventilationwayoutventilationmode,windWellslayoutsfortwo-wingdiagonaltype.Theprojectssectionminefloodcontrolisintroduced.Translationpartofanarticleaboutnoonecomprehensivemechanizedminingcoalunitsoftheplane,anditsapplicationistrueandtitled"miningfacedifferentunmannedfullaccountofmechanizedfarm"Keywords:minedesign;Mechanizationlong-walltopcoalcavingtechnology;Longwallmining目录一般部分1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述11.1.1矿区地理位置11.1.2矿区地形特点11.1.3地震情况11.1.4矿区交通条件11.1.5矿区气候条件21.1.6矿区水文情况31.1.7区域经济情况31.2井田地质特征3井田地形特点31.2.2井田地质勘探程度31.2.3井田煤系地层概述41.2.4井田地质构造61.2.5岩浆活动61.2.6井田水文地质特征71.3煤层特征81.3.1煤层埋藏条件81.3.2可采煤层81.3.3煤层围岩性质91.3.4煤的特征92井田境界和储量2.1井田境界122.1.1井田范围122.1.2开采界限12井田尺寸122.2矿井工业储量13井田地质勘探132.2.2储量计算基础132.2.3工业储量计算132.3矿井可采储量162.3.1安全煤柱留设原则162.3.2矿井保护煤柱损失量172.3.3矿井设计储量182.3.4矿井设计可采储量183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193.2矿井设计生产能力及服务年限193.2.1确定依据193.2.2矿井设计生产能力193.2.3矿井服务年限193.2.4井型校核204井田开拓4.1井田开拓的基本问题204.1.1开采水平的确定及采区划分22开拓方案的提出234.2开拓方案比较24技术比较24经济比较25方案二、三的详细经济比较294.3矿井的基本巷道314.3.1井筒31主要开拓巷道314.3.3井底车场及硐室314.4.4验算井底车场空重车线长度325准备方式-采区巷道布置5.1煤层的地质特征40采区位置及范围415.2采区巷道布置及生产系统41采区走向长度的确定41确定采区巷道布置415.2.3采区巷道布置参数确定42煤柱尺寸的确定42采区上山布置42区段平巷的布置42采区内工作面的接替顺序42采区通风、运输及其它系统43采区内各种巷道的掘进方法43采区生产能力44采区采出率455.3采区车场选型46采区上部车场选型46采区中部车场选型46采区主要硐室476采煤方法6.1采煤工艺方式49采煤工艺确定49机械化程度50工作面长度的确定51工作面落煤、装煤方式及落煤、装煤机械516.1.5工作面运煤方式及运煤机械52工作面支护方式及支架选型53各工艺过程注意事项56采煤工艺58回采工作面吨煤成本59工作面劳动组织和作业循环图表60采煤方法和回采工艺的分析和论证626.2回采巷道布置65采区巷道布置656.2.2回采巷道断面选择及其掘进方式657井下运输7.1概述67矿井设计生产能力及工作制度67运输系统677.2采区运输设备的选择67设备选型原则：67采区运煤设备选型及能力验算67采区辅助运输设备选型717.3大巷运输设备选择73大巷运输设备的选择73运输大巷设备运输能力验算758矿井提升8.1概述758.2主副井提升75主井提升设备选型75副井设备选型769矿井通风及安全技术9.1通风方式选择789.1.1矿井通风系统和通风方式78采区通风概述82采区上（下）山通风系统82工作面通风829.1.6通风构筑物839.2采区及全矿所需风量84采煤工作面所需风量的计算84掘进通风85掘进通风方法87矿井实际总需风量87矿井风量的分配88风速验算899.3全矿通风阻力的计算90确定矿井通风容易时期和困难时期90矿井通风阻力计算的方法90矿井总等积孔939.4通风机选型94选择风机的基本原则及技术资料94矿井自然风压949.4.3通风机风压95风机风量及风机选型959.4.5电动机的选择96对矿井主要通风设备的要求969.5矿井灾害防治措施97瓦斯管理措施97煤尘的防治97防火97防水9810设计矿井基本技术经济指标99参考文献101专题部分矿井水灾防治1我国矿井水害分布1.1华北石炭二叠纪煤田的岩溶-裂隙水水害区1042.2华南晚二叠世煤田的岩溶水水害区1042.3东北侏罗纪煤田的裂隙水水害区1042.4西北侏罗纪煤田的裂隙水水害区1052.5西藏—滇西中生代煤田的裂隙水水害区1052.6台湾第三纪煤田的裂隙-孔隙水水害区1062我国煤矿水害防治对策研究现状2.1我国煤矿水害防治对策研究现状1062.2煤矿水害防治方法1103近期我国煤矿水灾的主要特点及防治对策3.1概述1123.2老空、老窑水充水特征1133.3老空、老窑水水害原因1133.4老空、老窑水事故的预防措施1144矿井发生水灾的主要原因1145矿井防治水新技术5.1矿井水文地质勘探的理论研究成果及新技术115矿井水文地质勘探的理论研究成果1155.2注浆堵水的发展120注浆堵水在煤矿防治水害中的应用与发展1205.3对煤层底板突水的新认识1255.4水体下采煤技术途径发展的新趋势128概述1285.4.2水体下采煤地质、水文地质条件分析1295.4.3系统监测水体下采煤时的地下水动态1295.4.4系统监测工作面(采区)地表及岩层移动1295.4.5探测导水裂隙带的发育高度1305.4.6确定防水煤(岩)柱留设的方法1315.4.7研究、试验有利于水体下安全开采的采煤方法1325.4.8判定防水煤(岩)柱隔水作用的有效性及开采上限的合理性1325.4.9水体下采煤技术途径发展的新趋势132参考文献134翻译部分英文原文136中文译文141致谢145一般部分2井田境界和储量2.1井田境界井田范围东部边界：井田东起50勘探线与平煤五矿为邻，二（己）组煤层在-280m煤层底板等高线以浅与平煤香山公司为邻，以深与平煤五矿为邻），西至59勘探线，南起各煤层露头，（己）煤层分别以-300m、-500m、-550m、-700m为南界，与地方煤矿香山矿相邻〕，二（己）组煤层-800m底板等高线。开采界限十一矿井田范围内含煤地层为石炭系上统太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组和上统上石盒子组。可采煤层总厚8.58m，可采煤层含煤系数1.80％。井田尺寸东西走向长(H)8.05Km，南北倾向平均宽(L)3.25km。井田水平面积(S)：(km²）。井田赋存状况如图2-1所示。图2-1井田赋存状况示意图2.2矿井工业储量井田地质勘探十一矿先后进行了资源精查勘查、矿井地质勘探等两大阶段。两大阶段勘查工作均投入了大量的工程量，共计施工247个钻孔，钻探总进尺134192.31m。井田范围内钻孔分布分布都比较均匀，勘探详细。勘探程度属于精查。储量计算基础本次储量计算是按照《煤、泥炭地质勘查规范》DZ/0215-2002要求的工业指标进行资源储量计算。1、煤层最低可采厚度井田内各煤层倾角浅部大于5°，深部一般小于15°，其中一4煤为非炼焦用煤，依据现行《煤、泥炭地质勘查规范》，确定其最低可采厚度为纯煤真厚0.8m。二1、二2为炼焦用煤，依据现行的《煤、泥炭地质勘查规范》，确定其最低可采厚度为纯煤真厚0.702、灰分各煤层能利用储量见煤点最高原煤灰分（Ad）为40%。3、硫份各煤层见煤点原煤最高硫分（St.d）为3%。4、发热量煤层最低发热量（Qnet，d）17.0MJ/kg工业储量计算1、井田可采煤层井田内可采煤层自下而上包括：二1、二2、等煤层。其平均厚度下表可见：名称最小～最大(m)平均厚度(m)二20～4.700.89二10.37～23.727.52、资源/储量估算方法选用在平面投影图上采用地质块段法，分块段在煤层底板等高线图上进行资源储量估算。煤层厚度采用真厚度，故块段资源储量的采用估算公式为：Q＝S•Secα•M•D式中：Q—块段储量(单位：104t)S—块段平面积(单位：104m2)M—块段纯煤平均真厚(单位：m)D—煤层视密度(单位：t/m3)α—煤层底板倾角（单位：°）3、参数的确定（1）、煤层厚度(a)、见煤点厚度利用：矿区内煤层倾角一般小于15°，故参加资源储量估算的见煤点为钻孔见煤点、井巷工程见煤点，各煤厚均为纯煤真厚。钻孔见煤点为钻探、测井综合质量达可级以上的见煤点，井巷工程见煤点为实测煤厚点。（b）煤层夹矸处理：煤层中单层厚度小于0.05m的夹矸，可与煤层合并计算采用厚度，参加储量估算，但并入夹矸以后煤层总灰分不大于40%；夹矸厚度大于0.05m小于煤层的最低可采厚度，且煤分层厚度均等于或大于夹矸厚度时，将上下煤分层厚度相加，作为采用厚度，参加储量估算。（c）块段平均煤厚：为块段内及附近所有见煤点纯煤真厚的算术平均值。2、块段平面积块段平面积是利用AutoCAD软件，在煤层底板等高线图上读取面积数据，面积数据乘以面积系数25即为换算后实际代表的块段平面积。该方法求得的面积数据精确，速度快捷。3、煤层倾角采用作图法确定。即：在煤层底板等高线图上，沿煤层倾向量取相邻等高线之间的水平距离，高差与其间的水平距离的比值为煤层坡度，然后利用反正切函数求得煤层倾角。不同部位煤层倾角的算术平均值即为块段煤层倾角。4、视密度以本矿1997年7月平顶山煤业（集团）有限责任公司地质测量处编制的《平顶山矿区十一矿井田补充勘探暨矿井地质报告》、2002年10月15日平顶山天安煤业股份编制的《河南省平顶山煤田天安十一矿资源储量复核报告》提供资料，各煤层视密度见表2-1。表2-1各煤层视密度一览表煤层编号视密度（t/m3）二2煤1.32二1煤1.32现将二1煤层采用地质块段法进行计算。计算二1煤地质资源储量时，主要是根据煤层倾角大体一致的原则将整个井田划分为15个储量块，并分别加以标号、计算。其储量块段的划分如图2-2所示。图2-2二1煤层储量块段的划分各块段的储量可按下式计算：(2-1)式中Zi——各块段储量，万t；Si——各块段的煤层面积，m²；Mi——各块段煤层的厚度，m；γi——各块段煤的容重，均按1.32t/m³计算。具体计算情况见表2-2所示。表2-2二1煤层储量计算表块号倾角α（°）平面面积（m²）煤层面积（m²)煤厚（m）容重（t/m³）储量（Mt）1101401101.981491021.599.01.321771.332121667307.941734499.514.81.321098.983111860367.651979761.917.51.321959.964101646637.581741517.967.01.321609.16515834937.6864391.014.91.32559.096122211385.122260788.786.91.322059.137111375557.621401303.527.01.321294.8815664269.93687702.836.81.32617.28964361289.784385312.986.31.323646.831061067296.821073175.795.81.32821.621151515502.641521291.616.11.321224.941252739183.772749647.018.41.323048.811391114608.631128502.376.81.321012.94148592643.57598467.8210.61.32837.381552475162.242484616.967.11.322328.58合计-25527252.8726102001.65--23890.83二1煤平均厚度7.5m，煤层倾斜面积26.1km2，平均容重1.32t/m3，则二1煤工业储量为：238.9Mt2.3矿井可采储量安全煤柱留设原则（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断面法或垂线法确定。用岩层移动角确定工业场地煤柱。由于煤层为近水平煤层，故走向与上下山岩层移动角大致相等，取值：走向岩层移动角δ=75°，上山移动角γ=70°，下山移动角β=75°，表土层移动角φ=45°。（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；工业广场属Ⅱ级保护建（构）筑物，留设15m宽围护带。（4）井田边界煤柱宽度为50m。（5）工业广场占地面积，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，工业广场占地面积指标见表2-3。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1.0120～1801.245～901.59～301.8矿井保护煤柱损失量1、井田边界保护煤柱井田边界保护煤柱留设50m宽，则井田边界保护煤柱损失量为1053万t。2、工业广场保护煤柱本矿井设计生产能力为1.5Mt/a，取工业广场尺寸为400m×300m的长方形。工业广场所在位置煤层倾角为11°，其中心处煤层埋藏深度为-500m，该处表土层厚度为24m，主井、副井、风井及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。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-3。表2-3岩层移动角广场中心煤层埋深/(m)煤层倾角/(°)煤层厚度/(m)冲积层厚度/(m)φ/(°)δ/(°)γ/(°)β/(°)340117.52445757075工业广场保护煤柱作法示意见图2-3。图2-3工业广场保护煤柱示意图据此可由开拓平面图计算出工业广场压煤平面面积为141900m²P＝141900/cos11°×7.5×1.32=133.6万t。3、井筒保护煤柱除工业广场中的井筒外，后期在井田两翼有两个回风井，即东、西回风井，其压煤量为：P＝(181860+68443)×7.5×1.32=231.3万t。由于斜井长度较长，故工业广场煤柱不足以保护斜井全长，故其额外增加的保护煤柱压煤量为：P＝60197×7.5×1.32＝55.万t。则井筒保护煤柱压煤量为：231.3+55.6＝287万t。4、大巷保护煤柱矿井设计布置二条大巷，大巷保护煤柱宽度为147m，长度总计为3500m，则其总压煤量为：P＝147×3500×7.5×1.32＝475.3万t。则矿井的保护煤柱损失量为：P＝133.6+231.3+287+475.3＝1127.2万t。矿井设计储量矿井设计储量是从矿井工业储量中减去矿井永久保护煤柱损失量P1之后的储量。可按下式计算：式中——矿井可采储量，万t；——保护井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，Mt。则矿井设计储量=23890.83-1127.2=22763.63万t。矿井设计可采储量矿井设计可采储量是矿井设计的可以采出的煤量，是从矿井设计储量中减去工业场地、井筒、井下主要巷道等保护煤柱煤量后得出的储量。可按下式计算：式中Zk——矿井可采储量，万t；P2——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，万t；C——采区采出率。关于采出率C有如下规定：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。则矿井设计可采储量为：Zk=(23890.83-1173.8)×0.75=17039.7725万t＝170.4Mt3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330天，工作制度采用“三八制”。每天三班作业，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确定依据《煤炭工业矿井设计规范》第条规定：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。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。矿井设计生产能力平顶山天安煤业十一矿井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，交通运输便利，市场需求量大，宜建设大型矿井。故确定十一矿矿井设计生产能力为1.5Mt/a。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：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：T=17040/(150×1.3)=64a符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。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二煤平均7.5m，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，可以布置一个综放工作面保产。2、辅助生产环节的能力校核矿井设计为大型矿井，开拓方式为双立井二水平开拓。主井装备16t箕斗一对，提升能力大，能满足提升方面的要求。大巷和石门采用强力胶带输送机运煤，运输能力也能达到要求，机械化程度较高。辅助运输采用柴油机牵引齿轨卡轨车运输，运输能力很大，且车场简单，所以本设计中采用立井刀式井底车场。调车和通过能力均能满足要求，辅助运输能力能满足生产环节的要求。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：两翼对角式通风，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3-1的有关要求。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——1.2～2.4502520150.45～0.9402015表3-14井田开拓4.1井田开拓的基本问题本设计井田平均走向长8.05km。井田平均倾斜长3.25km。井田的平均水平宽度3.53km。煤层的最大倾角为15°,最小倾角为5°，平均为10°。井田的水平面积为25.5km2，井田主要可采煤层为二煤层，平均厚度为7.5m斯和水涌出量均不大。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。依据以上所述地质情况和结合矿井开拓的其他问题，确定该矿井开拓方式，具体分述如下：井硐的形式、数目：本井田处平原地区，且煤层倾角小，煤层埋藏距离地表200～300m。因此井筒施工无需采用特殊施工方法。井筒形式：一般情况下，井筒的形式有立井、斜井和平峒三种。在一般条件下，平硐最简单，斜井次之，立井复杂，选择井筒形式必须从自然地质条件，技术条件和经济条件等各方面因素综合考虑。各井筒适用条件斜井：适用于井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。平峒：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，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分的储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。立井：煤层埋藏深、表土厚或水文情况复杂，井筒需特殊施工；开采煤层受倾角、厚度、CH4、水文等条件限制；多水平开采的急斜煤层；凡不适合斜井、平硐及综合开拓方式时，均可采用立井开拓。考虑到本井田境界较大，属低瓦斯矿井等因素，本区冲积层由南向北逐渐加厚，介于200－300m之间，大致分五个层段，自上而下分述为：1．耕土～细砂层段：地表耕土层厚1－2m，多为砂质粘土或粉砂：其下为细砂，局部夹粘土层，含水性中等，为潜水含水层段。2．粘土及砂质粘土层段：沉积较稳定，局部夹砂层透镜体，隔水性强。3．卵石～中粗砂层段：粒度分选差，局部夹粘土层透镜体，含水性较强，承压含水层段。4．粘土～砂质粘土层段：覆盖于底部卵石层之上，在背斜轴附近局部直接和基岩接触，隔水强。5．底部卵砾石层段：含粗、中砂、主要分布于井筒附近及背斜北翼，背斜南翼多以粘土或粘土夹卵石与基岩直接接触，含水性较强，为承压含水层。本设计中决定采用主副两个井筒，均为立井，主井提升煤炭，副井提升材料兼做进风井，根据不同开拓方案：在井田西南翼开掘一个风井或在工业广场内单独开凿一风井，满足矿井通风要求。井硐的位置：井筒是井下与地面出入的咽喉，是全矿井的枢纽。井筒位置的选择对于建井期限、基本建设投资、矿井劳动生产率以及吨煤生产成本都有重要影响，因此，井筒位置一定要合理选择。选择井筒位置时要考虑以下主要原则：有利于井下合理开采井筒沿井田走向的有利位置：当井田形状比较规则而储量分布均匀时，井筒沿井田走向的有利位置应在井田的中央；当井田储量分布不均匀时，井筒应布置在井田储量的中央，以形成两翼储量比较均衡的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网络较短，通风阻力小。应尽量避免井筒偏于一侧，造成单翼开采的不利局面。井筒沿煤层倾向的有利位置：在倾向上井筒宜布置在中偏上的位置，同时考虑到减少煤损，尽量让工业广场保护煤柱圈住一些影响生产的地质构造和断层。有利于矿井初期开采：选择井筒位置要与选择初期开采区密切结合起来，尽可能使井筒靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道工程量，节省投资和缩短建井期。尽量不压煤或少压煤：确定井筒位置，要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱，做到不压煤或少压煤。为了保证矿井投产后的可靠性，在确定井筒位置时，要使地面工业场地尽量不压首采区煤层。有利于掘进与维护为使井筒的开掘和使用安全可靠，减少其掘进的困难及便于维护，应使井筒通过的岩层及表土层具有较好的水文、围岩和地质条件;为加快掘进的速度，减少掘进费用，井筒应尽可能不通过或少通过流沙层、较厚的冲积层及较大的含水层；为便于井筒的掘进和维护，井筒不应设在受地质破坏比较剧烈的地带及受采动影响的地区；井筒位置还应使井底车场有较好的围岩条件，便于大容积硐室的掘进和维护。便于布置地面工业场地：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。为了便于地面系统之间互相联接，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，应尽量避免穿过村镇居民区、文物古迹保护区、陷落区或采空冒落区、洪水侵入区；要尽量少占农田、果园经济作物区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。为考虑长期运输的行车安全和管理，要尽量避免与公路或其他农用道路相交，力求使接轨点位于编组站配线一侧。另外，井口标高应高于历年的最高洪水位；还要考虑风向的影响，防止污染。总之，选择井筒位置要统筹井田全局，兼顾前期和后期、地下与地面等各方面因素。终上所述，经后面方案比较确定主、副井筒位置在井田中央。工业场地位置布置要求（1）井田两翼储量基本平衡；（2）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；（3）工业广场宜少占耕地，少压煤；（4）水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。工业场地位置：结合以上要求，根据井筒位置，工业场地的布置选择在主、副井井口附近，即井田中部。工业场地的形状为矩形，占地面积为12公顷。长为400m，宽为300m。开采水平的确定及采区划分本设计中只针对二层。平均厚度为7.5m，倾角平均为10°左右，为缓斜煤层，瓦斯和水涌出量均不大，但由于煤层赋存情况，经后边的技术经济比较，得出最优开拓方案。开拓方案的提出根据十一煤矿地形、地貌特征及煤层赋存条件，在技术上可行的基础上提以下四种开拓方案：根据前述各项决定，决定本井田在技术上可行的开拓方案有下列四种。方案一：立井、暗立井两水平开拓方式第一阶段水平垂高定为282m，主副井标高+101m，主副井落底后下设-500m水平车场；-500m水平岩石运输大巷按照3%流水坡度掘进，布置在二煤层下部岩石中，延伸时通过阶段运输石门将立井与第二水平的暗立井联系起来；回风大巷通过回风石门与风井联系。主、副井井筒均为立井，布置在井田中央，在井田的上部边界设置回风井，总共设两个开采水平，第二水平以下尚有一小部分煤炭可采用下山开采的方式予以解决。开采后期考虑在井田的两翼设立两个风井，采用对角式通风。如下图所示：方案一立井两水平暗立井延深方案二：立井、暗斜井两水平开拓方式其一水平井筒延伸形式基本上与方案一相同，只是在延伸第二水平时主副井筒均采用斜井形式。这种开采方式所需掘进的阶段石门长度较短，对矿井的运输有利，且第二水平采用斜井的形式有利于延伸及矿井末期的开采。大巷与风井开拓方式与方案一相同，如下图所示。方案二立井暗斜两水平井延深方案三：立井、暗主斜副立两水平开拓方式主、副井井筒均为立井，布置在井田中部偏上的位置，暗主井采用斜井形式，有利于实现煤炭的连续运输，提升能力大。暗副井为立井形式，副井之间采用阶段石门相联系，共设两个开采水平开拓全矿井。其通风形式与方案一相同。其具体布置方式如下图所示：方案三立井两水平暗主斜副立延深方案四：立井、暗立井三水平开拓方式第一阶段水平井筒延伸形式基本与方案一相同，布置在二煤层下部岩石中，延伸时通过阶段运输石门将立井与第二水平的暗立井联系起来；回风大巷通过回风石门与风井联系。矿井主、副井井筒均为立井，布置在井田中央，在井田的上部边界设置回风井，总共设三个开采水平，开采后期考虑在井田的两翼设立两个风井，采用对角式通风。如下图所示：方案四立井、暗立井三水平开拓方式4.2开拓方案比较技术比较因为煤层埋藏深，倾角小，第一水平只考虑立井的开拓方式；由于煤层间距离较大，只能考虑分煤层布置阶段运输大巷以解决运输问题。以上所提方案均为多水平开拓方式。区别主要在于井筒形式、位置及阶段运输石门布置不同，这就会造成基本费用与生产费用不同。方案一、方案二主要是暗井井筒形式不同。方案一暗主副井均为立井，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，主要缺点是井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，掘进速度慢，基建投资大；方案二第二水平延伸时暗主副井均为斜井，斜井的运输提升能力比立井大，有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒也可作为安全出口，井下一旦发生事故，人员也可从主斜井迅速撤离。经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（见表4），在方案一、方案二中选择方案二：立井、暗立井斜井两水平开拓方式。方案三、方案四的主要区别也是在于暗井井筒布置方式的不同，方案三采用主斜副立的开拓方式，其优点是二水平实现煤炭的连续运输，运输能力大，同时斜井井筒也可作为安全出口，井下一旦发生事故，人员也可从主斜井迅速撤离。方案四主副井均采用立井形式，经过以上技术分析、比较，再结合粗略估算费用结果（见表4-1），在方案三、四中选择方案四：立井、暗斜井两水平开拓方式。经济比较表4-1开拓方案所需费用粗略估算表方案一:立井暗立井两水平开拓项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段7145889102.12660.29基岩段5699672558.16副井开凿表土段7176902123.83802.59基岩段54.5124542678.75主暗井开凿基岩段3999672388.72855.75副暗井开凿基岩段37.5124542467.03石门开凿岩巷320418731339.941339.94井底车场岩巷240418741004.981004.98小计4663.54生产费用(万元)立井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)44034.191.2170400.6011.6排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)3090.532108760640.28大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t.km)26318.251.2170402.50.35小计73442.97合计⑨费用(万元)78106.51方案二:立井暗斜井两水平开拓项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段7145889102.12660.29基岩段5699672558.16副井开凿表土段7176902123.83802.59基岩段54.5124542678.75暗斜井开凿主斜井16534970577.011252.71副斜井16540952675.71井底车场岩巷240418741004.981004.98小计3720.56生产费用(万元)立井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)30318.621.2170400.6011.6暗斜井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)1583.061.294900.20.42排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)3090.532108760640.28大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t.km)26318.251.2170402.50.35小计61310.46合计⑨费用(万元)65031.02方案三:立井暗主斜副立两水平开拓项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段7145889102.12660.29基岩段5699672558.16副井开凿表土段7176902123.83802.59基岩段54.5124542678.75暗井开凿主斜井16534970577.011044.04副立井37.5124542467.03井底车场岩巷240418741004.981004.98小计3511.88生产费用(万元)立井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)30318.621.2170400.6011.6暗斜井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)1583.061.294900.20.42排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)3090.532108760640.28大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t.km)26318.251.2170402.50.35小计61310.46合计⑨费用(万元)64822.35方案四:立井暗立井三水平开拓项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段01458890.00558.16基岩段5699672558.16副井开凿表土段01769020.00678.75基岩段54.5124542678.75二水平暗井开凿主立井21.599672149.51317.64副立井20124542168.13三水平暗井开凿主立507673.02副立井13.51245424483.51石门开凿岩巷320418731339.941339.94井底车场岩巷360418741507.461507.46小计12074.97生产费用(万元)立井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)44034.191.2250650.9151.6排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)3090.532108760640.28大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t.km)26318.251.2250652.50.35小计73442.97合计⑨费用(万元)85517.94表4-2开拓方案所需费用粗略估算汇总表开拓方案汇总表方案方案一方案二方案三方案四名称立井暗立井两水平开拓立井暗斜井两水平开拓立井暗主斜副立两水平开拓立井暗立井三水平开拓基建费用(万元)4663.543720.563511.8812074.97生产费用(万元)73442.9761310.4661310.4673442.97合计(万元)78106.5165031.0264822.3585517.94百分比100.0083.26100.00131.93经过以上技术分析、比较，再结合粗略估费用结果，在方案一、方案二中选择方案二；立井暗斜井两水平开拓。在方案三、方案四中选择方案三；立井暗主斜副立两水平开拓。下面对初选方案，即方案二、方案三作进一步详细比较。方案二、三的详细经济比较按方案比较的原则，我们对两个方案的主要初期、后期基建费、生产经营费分别计算汇总后再进行比较，如表4.3所示。表4-3开拓方案的详细经济比较表方案二:立井暗斜井两水平开拓项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段7145889102.12660.29基岩段5699672558.16副井开凿表土段7176902123.83802.59基岩段54.5124542678.75暗斜井开凿主斜井16534970577.011252.71副斜井16540952675.71井底车场岩巷240418741004.981004.98小计3720.56生产费用(万元)立井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)30318.621.2170400.6011.6暗斜井提升系数煤量(万t)提升高度(km)基价(元/t.km)1583.061.294900.20.42排水涌水量(m3)时间(h)服务年限(年)基价(元/t.km)3090.532108760640.28大巷运输系数煤量(万t)平均运距(km)基价(元/t.km)26318.251.2170402.50.35小计61310.46合计⑨费用(万元)65031.02方案三:立井暗主斜副立两水平开拓项目数量(10m)基价(元)费用(万元)费用(万元)基建费用(万元)主井开凿表土段7145889102.12660.29基岩段5699672558.16副井开凿表土段7176902123.83802.59基岩段54.5124542678.75暗井开凿主斜井16534970577.011044.04副立井37.5124542467.03井底车场岩巷240418741004.98