孔庄煤矿1.2Mt-a新井设计-浅析矿井煤与瓦斯突出机理及防治

本科生毕业设计（论文）题目：孔庄煤矿1.2Mt/a新井设计浅析矿井煤与瓦斯突出机理及防治大学毕业论文任务书毕业论文题目：孔庄煤矿1.2Mt/a新井设计毕业论文专题题目：浅析矿井煤与瓦斯突出机理及防治毕业论文主要内容和要求：根据采矿工程专业毕业设计大纲，本毕业设计分为一般部分、专题部分和翻译部分，具体包括：1、一般部分：孔庄煤矿1.2Mt/a新井设计，主要内容包括：矿井概况、矿井工作制度及设计生产能力、井田开拓、首采区设计、采煤方法、矿井通风系统、矿井运输提升等。2、专题部分：浅析矿井煤与瓦斯突出机理及防治。3、翻译部分：完成近3-5年国外期刊上与采矿或煤矿安全有关的科技论文翻译一篇，要求不少于3000字符。大学毕业论文答辩及综合成绩答辩情况提出问题回答问题答辩委员会评语及建议成绩：答辩委员会主任签字：年月日学院领导小组综合评定成绩：学院领导小组负责人：年月日摘要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为孔庄煤矿1.2Mt/a新井设计。孔庄煤矿位于江苏省徐州市西北大约80km处，井田位于江苏省沛县和山东省微山县境内，其东为山东省微山县金源煤矿，南、北分别是江苏天能集团的沛城煤矿和上海大屯能源股份有限公司的徐庄煤矿。井田平均走向长度5.4km，平均倾向长度3.2km，井田面积约17.3km2。煤层倾角平均为12°，倾角变化较小，可采煤层为7煤和8煤，设计煤层为8煤，平均厚度5.0m。矿井工业储量302.2Mt，可采储量200.6Mt，设计服务年限111.4a。矿井正常涌水量185m3/h，最大涌水量345m3/h。矿井相对瓦斯涌出量1.84m3/min，属低瓦斯矿井。煤层自燃倾向性为三类，煤尘具爆炸危险性。根据井田地质条件，提出四个技术上可行的开拓方案。方案一：立井单水平开拓加辅助水平开拓，一水平上山开采，辅助水平上下山开采，辅助水平大巷设在煤层中；方案二：立井加暗斜井延伸两水平开拓，水平通过石门与其水平岩石大巷相连通，二水平通过井底车场与二水平岩石大巷相连通；方案三：立井两水平开拓（岩巷），立井延伸，设两水平，两水平均通过石门与上下水平岩石大巷相连通；方案四：立井两水平开拓（煤巷），立井延伸，设两水平，两水平均通过石门与上下水平煤层大巷相连通。通过粗略和详细技术经济比较，最终确定方案三为最优方案。一水平标高-660m，二水平标高-820m。整个井田划分为5个采区。采用中央并列式通风。矿井采用采区式准备方式，工作面设计长度200m。采用综合机械化一次采全高工艺。矿井年工作日为330d，昼夜净提升时间为16h。矿井采用“三八”制工作制度，两班生产，一班检修。生产班每班完成3个采煤循环。循环进尺为0.5m，日产量3866.94Mt。矿井煤炭采用胶带输送机运输，辅助运输采用蓄电池式电机车牵引固定箱式矿车。主井采用两对12t底卸式箕斗提煤，副井采用一对1.5t矿车双层四车加宽罐笼运送物料和升降人员。专题部分题目为：浅析矿井煤与瓦斯突出机理及防治。主要综述了煤与瓦斯突出事故的机理、预测及指标检验、防治和保障体系。翻译部分主要内容是关于基于LBM的计算机模拟巷道中瓦斯的运移和阻滞模型及其应用。英文题目是：SimulationmodelofgasmigrationandhinderinginundergroundtunnelbasedonLBM。关键词：立井；两水平；采区；综合机械化一次采全高；中央并列式通风ABSTRACTThisdesignincludesthreeparts:thegeneraldesign,themonographicstudyandthetranslation.Thegeneraldesignisabouta1.2Mt/anewundergroundminedesignofKongzhuangCoalMine.KongzhuangCoalMineliesinthenorthwestofXuzhouCity,Jiangsuprovince.Thetransportationintheminingareaisveryconvenient.It’sabout5.4kmonthestrikeand3.2kmonthedip,withthe17.3km2totalarea.Thereare2minablecoalseam.Themainaquifercoalseamis8coalseamwithanaveragethicknessof5.0m,andtheaveragedipof8coalseamis12°.Theprovedreservesofthiscoalmineare302.2Mtandtheminablereservesare200.6Mt,withaminelifeof111.4a.Thenormalmineinflowis185m3/handthemaximummineinflowis345m3/h.Theminerelativegasemissionquantityis4.436m3/t,andtheabsolutegasemissionquantityis30.806m3/min.Thus,itisalowgasmine.Thecoalseamhasspontaneouscombustiontendency,andthecoaldusthasexplosionhazard.Basedonthegeologicalconditionsofthemine,fouravailableprojectintechnologywasbroughtforward.Thefirstisverticalshaftdevelopmentwithasinglemininglevelincludingaauxiliarylevel;thesecondisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevels,thedeepextensionofblindslope;thethirdisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevels,andthetunnelissetintherockseam;thelastisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevels,andthetunnelissetinthecoalseam.Thethirdprojectisthebestcomparingwithotherthreeprojectsintechnologyandeconomy.Thefirstmininglevelis-660m,thesecondmininglevelis-820m.Theminefieldisdividedintofiveminingdistricts.Thetypeofmineventilationisthecentralizedjuxtaposeventilation.Designedfirstminingdistrictmakesuseofthemethodoftheminingdistrictpreparation.Thedesignlengthofworkingfaceis200m,whichusesfullymechanizedminingoverallheightinonetimestechnology.Theworkingdaysinoneyearare330.Everydayittakes16hoursinliftingthecoal.Theoperationmodeinthemineis“three-eight”withtwoteamsminingandtheotheroverhauling.Everyminingteammakesthreeworkingcycle.Soeverydaythereare6workingcycles.Theadvanceofaworkingcycleis0.5m,andthequantityof3866.94toncoalismakedeveryday.Mainroadwaymakesuseofbeltconveyortotransportcoalresource,andminecartobeassistanttransport.Themainshaftusestwodouble12tskipstoliftcoalandtheauxiliaryshaftusesatwinswide1.5tfour-cardouble-deckcagetoliftmaterialandpersonneltransportation.Themonographicstudyentitled“Initialanalysisonthemechanismandpreventionofcoalandgasoutburst”.Thestudymainlysummarizedthemechanism,forecast,verify,preventionandinsurancesystemofcoalandgasoutburst.ThetranslatedacademicpaperisaboutNumericalsimulationofthegasmigrationandhinderinginthetunnel.Itstitleis“SimulationmodelofgasmigrationandhinderinginundergroundtunnelbasedonLBM”.Keywords:shaft;twomininglevels;minedistrict;fullymechanizedminingoverallheightinonetimestechnology;centralizedjuxtaposeventilation目录一般部分TOC\h\z\t"标题1,1,标题2,2,标题3,3"1矿区概述及井田地质特征 页1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1井田位置孔庄煤矿位于江苏省徐州市西北大约80km处，井田位于江苏省沛县和山东省微山县境内，其东为山东省微山县金源煤矿，南、北分别是江苏天能集团的沛城煤矿和上海大屯能源股份有限公司的徐庄煤矿。其主井地理坐标为东经116º57′13″，北纬34º50′20″。井田采矿登记边界东西走向长约为12.98km，南北平均宽约为3.40km，总面积约为44.13km2。1.1.2交通矿区交通方便，有徐（州）沛（屯）铁路专用线，在沙塘与陇海铁路接轨，全长82.87Km，有矿区支线到达孔庄煤矿。区内公路四通八达，徐州—济宁省级公路纵贯矿区南北，矿区内连通中心区和各矿的公路、铁路通畅。京杭大运河从矿区东部通过，可供100吨级机船常年航行，水路交通也较方便，详见矿区交通位置图(图1-1-1)。图1-1-1孔庄矿交通位置图1.1.3矿权孔庄煤矿采矿许可证是由中华人民共和国国土资源部2000年4月29日签发的，证号为：1000000020072，矿权范围由24个拐点坐标组成。采矿登记面积为41.1355km2，开采深度为-160m至-1300m，有效期限自2000年4月至2029年4月。1.1.4自然地理孔庄井田地貌属黄淮冲积平原，为第四系地层覆盖地区，地势较平坦，地表广泛分布古黄河泛滥的砂质粘土，地形西高东低，陆地地面高程大部分在33.0～35.5m之间，东部昭阳湖湖底高程为32.0m左右，井田内湖堤高程为38.8～40.0m，历年最高洪水位为37.01m（1957年）。本区属黄河流域与长江流域过渡性气候，为季风型大陆性气候，冬季严寒干燥，夏季炎热多雨。据沛县气象站资料：历年来平均降雨量738.2mm，最大降雨量1290.1mm（2003年），最小降雨量425.9mm（1988年），最大日降雨量为340.7mm（1971年8月9日），大气降水多集中在7、8月份，年平均蒸发量为1475.1mm。年平均气温为14.2℃，日最高气温为40.3℃（1972年6月11日），日最低气温为-15.7℃(1990年2月1日)。历年最大冻土层深度19.0cm（1969年），平均为12.0cm。该地区多季节风，春夏季多东南风，秋冬季多偏北风，全年以东南偏东风为主，平均风速2.1m/s，最大风速20.0m/s,湖区风力一般在5级左右，雷暴期在4～9月份。根据国家颁布的地震动参数区划图GB18306-2001标准，大屯矿区地震动峰值加速度处于0.05至0.10g烈度分界线附近，大部分是0.10g，部分是0.05g。1.1.5矿区经济概况沛县为全国重要商品粮生产基地，微山湖大米为优良无公害大米，且本区工业经济发展迅速。已形成机械、食品、化工、纺织四大工业体系。沛县又是全国重要的煤炭生产基地。1.1.6水源及电源矿区内供作水源的有第四系地下水，地表的湖水和河水，水质一般较好。孔庄矿的生活用水取自第四系地下水，生产用水为井下排水经过处理后使用。矿区内水资源可靠、丰富，能满足生产建设的需要。大屯矿区现有装机容量130MW火力发电厂和24MW矸石热电厂，主要供应矿区生产和生活需要，其余部分并入徐州电网。矿井用电接自发电厂，因此用电可靠。1.2井田地质特征1.2.1区域地层本区在太古界的结晶基底上沉积了震旦系、寒武系、中下奥陶统地层。由于加里东运动影响，上奥陶统至下石炭统地层缺失，在中奥陶统的侵蚀面上，广泛沉积了中上石炭统、二叠系、侏罗白垩系（地层不全）、第三系、第四系等地层。现将地层由老至新简述如下：一、震旦系（Z）该系在徐州附近有广泛出露，下统为灰褐色泥岩、粉砂岩、石英细砂岩；中统为青灰、紫灰色泥岩、砂质泥岩及灰黑色致密状含叠层石灰岩；上统为黄绿、紫红色泥岩、砂岩、细晶白云岩、叠层石灰岩及竹叶状灰岩。与上覆地层呈整合接触。二、寒武系（∈）厚度大于700m，下部为紫红色页岩、砂质泥岩和细晶灰岩，上部为砾状、竹叶状、鲕状灰岩和灰～深灰色结晶灰岩，产三叶虫化石。与上覆地层呈整合接触。三、奥陶系（O）区域厚度600m左右（上奥陶统沉缺），其岩性下部为白云岩、砾质白云岩、灰岩、含云灰岩、岩溶角砾岩、白云质泥岩；中部为灰岩、白云岩及白云质灰岩；上部为白云岩、灰质白云岩、灰岩、含云灰岩、豹皮状白云质灰岩、砾屑灰岩、构造角砾岩。与上覆地层呈假整合接触。四、石炭系（C）厚度180～200m，平均厚190m（下石炭统缺失）。中统本溪组厚约30m，岩性主要为灰白色灰岩夹薄层泥岩；上统太原组厚约160m，为海陆交互相沉积，由泥岩、砂质泥岩、灰岩组成，夹6～15层煤层，其中可采煤层1～3层，由南往北煤层变厚，可采层数增多，灰岩层厚度逐渐变小。与上覆地层呈整合接触。五、二叠系（P）山西组：厚度70～148m，平均厚110m。由灰色、深灰色砂质泥岩、泥岩、砂岩组成，含煤3～4层，沉积了本区主要可采煤层。下石盒子组：平均厚度100m，由灰、灰绿色砂岩，深灰色、灰黑色砂质泥岩、泥岩及杂色泥岩、砂质泥岩组成，为徐州矿区重要含煤地层。上石盒子组：厚度在200～600m之间，由紫红、灰绿色泥岩、砂质泥岩和砂岩组成。局部含多层薄煤。石千峰组：厚度大于100m，由紫红色石英粗砂岩、粉砂岩组成。与上覆地层呈不整合接触。六、上侏罗、下白垩统（J3+K1）厚度数千米。下部为紫红色中砂岩、细砂岩及粉砂岩，夹两组5～6层砾岩；中部为灰绿色粉砂岩、细砂岩与粉砂岩互层及浅灰色砂岩和粉砂质粘土岩，含植物化石碎片和瓣鳃类动物化石，在鲁西南有辉绿岩侵入其中；上部由紫红、灰绿、灰黄色砂岩、泥岩、安山岩、玄武安山岩、安山玢岩、辉绿岩、淡水灰岩和煤线组成，含植物和淡水动物化石。该地层由山东至本区逐渐增厚。均以红色碎屑岩建造和火山碎屑建造为主要特征。与上覆地层呈不整合接触。七、第三系（R）厚度0～1500m，以红色砂质泥岩为主，中上部为褐色、灰绿色泥岩夹薄层石膏，偶见油页岩和煤线，与侏罗、白垩系不易区别。与上覆地层呈不整合接触。八、第四系（Q）厚度0～490m。以冲积、湖积相为主。由棕黄、黄褐、灰白色粘土、砂质粘土及砂层组成，底部常有砂砾石层。1.2.2井田地质构造本区为全掩盖式煤田，属华北型石炭二叠系含煤地层，地层走向NE60°，倾角4～16°，平均14°，呈浅部缓，深部陡的单斜构造。地层综合柱状图如图1-2所示。区内钻探揭露的最老地层为奥陶系（O），现将地层由老到新分述如下：(1)奥陶系（O）该层揭露最大厚度为48.30m，岩性为浅灰色，灰色，灰褐色厚层状石灰岩，白云质灰岩，隐晶质，质较纯，致密坚硬，裂隙发育且被方解石及泥质充填，与上覆地层假整合接触。(2)中石灰组本溪组（C2b）该组地层厚度为23.87～46.91m，平均厚度为33.92m，该组底部主要有紫红色含铁质泥岩及铝质泥岩组成。上部以灰白色，棕褐色灰岩为主，间夹灰色，灰绿色泥岩及铝土质泥岩，与上覆地层成整合接触。(3)上石炭统太原组（C3t）该组两极厚度为137～161.96m，平均厚度为154.67m。由灰黑色，灰色砂质泥岩，砂岩，灰岩及煤层组成，为一套海陆相互含煤沉积。可采煤层17、21号煤层位于本组的中下部，与上覆地层假整合接触。(4)下二叠统（P11sh）该组为区内主要含煤地层。两极厚度为92.67～136.13m。平均厚度为109.29m，由灰色，深灰色砂质泥岩，泥岩，砂岩组成，含煤2层，即7、8煤层，7、8煤层为本区主采煤层，赋存于本组地层中下部。含煤总厚度为9m。与上覆地层整合接触。(5)下二叠统下石盒子组（P21sh）该组地层在安全区发育，两极厚度为187.21～293.00m，平均厚度为223.5m，在西部的浅部较薄，深部较厚，由西至东有变厚的总趋势。岩性主要为杂色，灰绿色泥岩及灰白，灰绿色砂岩组成。下部一层为不稳定煤线，与上覆地层呈整合接触。(6)上二叠统下石盒子组（P12ss）本组揭露最大残厚321.56m。因其顶部与侏罗白晋的底界砾岩或第四系呈不整合接触，故厚度变化较大，且西薄东厚的总趋势。岩性为紫红，灰绿色中粗粒石灰砂岩，间杂泥岩，砂质泥岩，杂质，紫红色，灰绿色泥岩，砂质泥岩组成，间夹灰绿色细砂岩，与上覆地层不整合接触。图1-1-2井田地层综合柱状图1.2.3水文地质特征1、含水层：孔庄井田为黄淮冲积平原一部分，第四系地层较厚，其中3隔、4隔、5隔厚度大，隔水性能强，有效阻隔了大气降水、地表水以及第四系中上部含水层水与第四系底部含水层水、基岩地下水的水力联系。在开采山西组7、8号煤层时，主要充水含水层为第四系底含、煤层顶板砂岩、四灰含水层。表1-1-1矿井水文地质类型表类别分类依据水文地质条件评价所属类型采掘破坏和影响的含水层含水层性质及补给条件底含水底含较厚，富水性较强，直接覆盖在煤层露头及基岩面上，与基岩各含水层发生水力联系，也是开采浅部煤层时的直接充水水源。湖下区域底含水接近疏干。中等8煤层顶板砂岩水含水性弱，以静储量为主，易疏干，在露头处接受底含水补给，在有些断层附近接受四灰水补给，补给量较差，对矿井安全无威胁。简单四灰水井田内多次揭露，浅部裂隙发育，含水性较强，越往深部裂隙发育越差，含水性也较差。目前Ⅰ6采区-150总回出水点已干枯，-375大巷出水量37m3/h,含水层在露头区接受第四系底含水补给，补给条件较好。中等单位涌水量q/l·s-1·m-1底含水0.076-0.226中等8煤层顶板砂岩水K5号孔：0.06简单四灰水K17号孔：0.53620-39号孔:0.258中等矿井涌水量/m3·h-1年平均185中等最大345开采受水害影响程度采掘工程受水害影响，但一般不威胁矿井安全中等防治水工作难易程度防治水工作易于进行，防治效果较好，没有发生水害事故中等本井田从投产至今，开采的只是山西组的7、8号煤层，对煤层开采影响较大的含水层主要是7煤顶板砂岩含水层、太原组L4（四灰）含水层和第四系底含。今后很长一段时期内，矿井还只开采山西组7、8号煤层，开采活动主要集中在湖下，因此，各含水层水文地质参数的选用以及各含水层防治水的难易程度均以湖下为首选，经过对影响含水层的富水特性、补给条件、单位涌水量以及矿井涌水量和防治水的难易程度等因素综合评定，孔庄矿矿井的水文地质条件为中等（中煤总生字[1992]第57号批复结果也是Ⅱ类），详细情况见表1-1-1。2、矿井涌水量：矿井充水水源分析,矿井涌水主要包括第四系底部含水层水、石盒子组分界砂岩水、煤层顶板砂岩裂隙水、四灰水、防尘注浆水，其中第四系底部含水层水12.5m3/h，占6.6%，石盒子组分界砂岩水25m3/h,占13.2%,煤层顶板砂岩裂隙水75.5m3/h，占39.8%，四灰水62m3/h,占32.6%，防尘注浆水16m3/h,占8.4%，合计2006年底矿井涌水量为190m3/h。1.2.4其它有益矿物井田内有益矿产有铝土矿、菱铁矿、石灰岩、煤层及顶底板、夹矸中的稀有分散元素等，根据钻孔采样化验资料可知只有个别样品达到工业品位的要求，均没有工业开采的价值。1.3煤层特征1.3.1煤层概况井田内主要含煤地层有石炭系太原组及二叠系山西组。山西组含煤4层，其中7、8煤层为本区的主要可采煤层。太原组含煤13层，其中17煤层为局部可采的不稳定煤层，21煤层为全区磕碜的较稳定煤层。各可采煤层分述如下：(1)7号煤层：位于山西组中下部，是主要可采煤层之一。煤层厚度为0.28～9.46m，平均厚度8.00m，夹矸一般为1～3层，少数为4～5层，夹矸岩性多为岩浆岩。(2)8号煤层：位于山西组底部，上距7号煤层4.17～40.18m，下距太原组顶界一般厚度为17.26m，厚度0.29～5.96m，平均厚5.00m，往深部及东部夹矸较少，煤层结构简单。(3)17号煤层：位于太原组中部，上距8号煤层底板一般厚度约100m，厚度0.19～1.30m，平均厚度0.86m，厚度变化不大，总体形势为西薄东厚。(4)21号煤层：位于太原组的下部，上距17号煤约50m，厚度0.18～1.68m，平均厚度0.92m，煤层结构较为复杂，在岩浆岩石侵入区夹矸岩性多为岩浆岩，夹矸层数一般2～3层。各可采煤层特征见表1-1-2。表1-1-2各主要可采煤层特征表单位：m煤层最小—最大平均厚度顶板岩性底板岩性夹矸两极厚度层数夹矸岩性层间距区间间距72.00～6.528.00砂质泥岩、泥岩、细砂岩砂质泥岩、泥岩、细砂岩0.05～1.971～2泥岩砂质泥岩炭质泥岩岩浆岩772.2180.29～5.965.00砂质泥岩、泥岩、细砂岩砂泥岩、泥岩0.14～1.081～2泥岩砂质泥岩炭质泥岩岩浆岩7～816.12170.19～1.300.86泥岩、炭质泥岩石灰岩、泥岩0.10～0.641～2泥岩岩浆岩8～17101.58210.18～1.680.92石灰岩砂质泥岩、泥岩、细砂岩0.14～0.941～2砂质泥岩泥岩岩浆岩细砂岩17～2150.00表1-1-3各煤层煤质特征表煤层编号项目781721原煤灰分/Ad%7.15-25.9114.36(107)6.33-40.3212.64(75)10.83-29.2218.38(17)3.50-29.1112.91(24)全硫/St,d%0.17-1.290.54(92)0.10-2.380.96(58)0.77-4.172.70(13)1.36-7.23.20(22)磷/Pd%0.0039-0.0430.0177(32)0.0029-0.0430.0126(20)0.005-0.0150.010(2)0.002-0.0150.0084(4)发热量Qb,ａd24.8-32.429.22(81)24.0-32.229.64(51)26.9-30.930.34(11)20.4-34.330.20(20)Ｑb,daf33.0-34.034.00(48)31.7-35.434.4(37)34.3-37.235.40(9)33.3-36.535.40(19)焦油产率/Ｔ%9.75-14.0011.59(27)8.40-14.3011.10(18)11.04-15.9013.68(4)11.47-12.9112.19(2)精煤灰分/Ａd%4.36-9.246.38(105)3.61-10.055.53(69)3.06-12.238.20(17)1.29-9.684.01(26)挥发分/Ｖdaf%35.11-39.5335.78(86)32.77-41.4736.60(69)36.31-51.9043.52(17)33.89-49.4641.12(25)胶质层指数/Ｙm/m8.3-19.013.8(70)10.0-24.014.2(66)15.0-15.528.7(14)11.0-50.030.6(22)粘结指数/ＧＲ.Ｔ％66.5-92.084.0(58)75.8-94.084.5(45)80.0-103.098.0(9)70.0-105.094.9(17)碳/C%79.97-86.8684.92(31)75.80-93.5085.38(36)83.80-85.1884.60(6)83.43-86.9785.12(12)氢/H%5.11-5.825.46(33)5.14-5.785.47(29)5.63-5.985.93(6)5.29-6.275.68(12)氮/N%1.28-1.641.45(26)1.31-1.651.44(27)1.37-1.591.47(6)1.22-1.521.37(12)氧+硫/O+S%6.75-9.037.52(14)6.12-8.717.29(21)6.76-8.938.22(5)5.99-9.867.83(12)煤类QM、1/3JM1/3JM、QMQF、QMQF表1-1-4勘探时各可采煤层瓦斯测定汇总表煤层号瓦斯自然成分/%瓦斯含量/cm3/g可燃质CH4CO2N2CH4CO2N27微量～87.5740.89(11)3.23～17.187.95(11)9.04～88.5746.61(11)微量～4.0381.15(11)0.086～0.890.16(11)81.79～83.752.35(7)2.89～10.105.83(7)14.89～88.7141.27(7)0.04～3.641.67(7)0.08～0.1920.13(7)1778.6178.61(1)3.693.69(1)17.7017.70(1)3.4373.437(1)0.1780.178(1)212.3～48.8225.56(3)5.96～10.857.66(3)44.25～86.8566.53(3)0.02～0.7110.47(3)0.1～0.1450.12(3)1.3.2煤层赋存状况本井田勘探类型从整体来说为二类一型，构造发育中等，主要可采煤层7、8号煤层，为稳定型和较稳定型煤层。煤层对比是在充分利用各工程点资料的基础上，结合测井曲线反映的岩层物性特征及所含的动植物化石种属差异等方面进行综合对比的，井田内各岩层物性特征明显，标志层多而稳定，易于辨认，煤层对比可靠。1.3.3煤质从本井田的煤质指标来看，煤质较稳定，煤质的挥发分产率和胶质层厚度自上而下递增。7、8号煤层属于高挥发分、中高～高发热量、低灰、特低硫、低磷、富焦油、强粘结性、中等偏低变质的煤，简易可选性为易选～极易选。17号煤层属于高挥发分、高发热量、中灰、中～富硫、特低磷、高焦油煤。21号煤层属于高挥发分、高发热量、低灰、富硫、特低磷、高焦油煤。各煤层煤质特征见表1-1-3。1.3.4瓦斯根据本井田在历次勘探以及生产过程中的瓦斯采集工作，井田内各煤层的瓦斯含量与瓦斯成分的变化都较大（见表1-1-4）。2006年孔庄矿测定矿井瓦斯相对涌出量0.77m3/t,绝对涌出量值1.84m3/min；矿井CO2相对涌出量3.01m3/t,绝对涌出量值0.92m3/min。风井各翼和各采区的瓦斯和二氧化碳相对涌出量均小于10m3/t，瓦斯和二氧化碳绝对涌出量均小于40m3/t。根据屯煤电司[2006]262号文件的意见，井田内各煤层瓦斯含量较低，属低瓦斯矿井。1.3.5煤尘及煤的自燃本区各可采煤层挥发分产率都较高，加之矿井水文地质条件中等偏复杂，矿井涌水量小，使部分区段都呈干燥状态。煤尘样爆炸指数数据表明（表1-1-5），矿井各煤层都具有煤尘爆炸危险性。本井田区域内各煤层变质程度属中等偏低，故燃点也较低。根据屯煤电司[2006]262号文件的意见，孔庄矿井煤层的自燃发火期为6～12个月，煤层自燃倾向性为三类，自燃危险等级为Ⅲ级自燃矿井。表1-1-5煤尘爆炸指数统计表编号取样地点取样时间煤层编号煤层爆炸指数结论04-1Ⅰ6采区七煤2004.8.29七36.65有爆炸危险04-2Ⅲ3采区八煤2004.8.29八41.29有爆炸危险04-3Ⅲ3采区七煤2004.8.29七36.54有爆炸危险04-4Ⅳ3采区七煤2004.8.29七37.64有爆炸危险

2井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田范围矿井北部以断层为界，东、西部人为划分井田边界，南部以煤层露头为界。平均走向长度5.4km，平均倾向长度3.2km，井田面积约17.3km2。煤层倾角平均为12°，倾角变化较小。2.1.2开采界限本井田共含煤4层，煤层总厚13.0m。8号煤层为主要可采煤层，煤层平均厚度5.0m。本煤层厚度较大，赋存条件较好，故本设计矿井仅考虑8号煤层。2.1.3井田尺寸井田走向最大长度为5.8km，最小长度为4.8km，平均长度为5.4km。井田倾向最大长度为4.0km，最小长度为2.4km，平均长度为3.2km。煤层倾角最大为18°（局部小区域），最小为5°，平均为12°，井田平均水平宽度4.7km。井田水平面积按下式计算：S=H×L（2-1）式中：S——井田的水平面积，m2H——井田的平均水平宽度，mL——井田的平均走向长度，m则井田的水平面积为：S=5.4×3.2=17.28km22.2井田地质勘探本矿井可采煤层为7、8号煤层，设计煤层主要是8煤，-1000m以下的煤炭储量尚未探明，可以作为矿井远景储量。本次储量计算是在精查地质报告提供的1：5000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。可采煤层为7煤、8煤。7煤平均煤厚8m，设计煤层8煤，煤厚0.49～5.96m，平均厚5.00m，结构简单。含煤面积17.29km2，其中可采面积16.7km2，占可采面积的96.6%。2.3矿井地质储量2.3.1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，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。2.3.2矿井地质储量计算根据地质勘探情况以及等高线疏密程度，将矿体划分为A、B、C、D四个个块段。具体分块情况见图2-3-1井田地质储量计算面积划分示意图，根据每个面积小块的等高线水平间距和高差计算出面积小块的煤层倾角，用CAD命令计算面积小块的水平面积，由此可计算得出每个块段的不同储量，矿井地质总储量即为各块段储量相加之和。再根据：（2-2）式中：Z——矿井地质储量，tS——井田块段面积，m2m——煤层平均厚度γ——煤层的容重，1.4t/m3——各块段煤层的倾角图2-3-1矿井块段划分图由式2-2及矿井块段划分图，得各块段地质储量计算见下表2-3-1：表2-3-1矿井地质储量计算表块段名称倾角/°面积/km2煤层厚度/m储量核算/Mt7煤8煤A102.68548.05B151.38524.49C122.88552.10D810.085183.77资源总储量308.41则矿井地质储量：2.3.3矿井工业储量计算矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探，煤层厚度与质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量是进行矿井设计的资源依据，一般也就是列入平衡表内的储量。矿井工业储量：地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部，归类为矿井工业储量。储量的分配探明储量、控制储量、推断储量按6：3：1分配，经济基础储量、边际经济基础储量按90%、10%分配，次边际经济基础储量不计。各种储量分配见表2-3-2：类别探明储量/Mt控制储量/Mt推断储量/Mt经济储量边际储量经济储量边际储量数量166.518.583.39.330.8合计185.092.5Zg=111b+122b+2M11+2M22+333k（2-3）其中：k=0.8Zg=166.5+18.5+83.3+9.3+30.8×0.8=302.2Mt2.4矿井可采储量2.4.1井田边界保护煤柱根据孔庄矿的实际情况，按照《煤矿安全规程》的有关要求，井田边界内侧暂留30m宽度作为井界煤柱，则井田边界保护煤柱的损失按下式计算。（2-4）式中：P——井田边界保护煤柱损失，万t。H——井田边界煤柱宽度，30m；L——井田边界长度，17874m；m——煤层厚度，m；r——煤层容重，1.4t/m3；代入数据得：P=30×17874×13×1.4=9.8Mt2.4.2工业广场保护煤柱工业广场的占地面积，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2-4-1。表2-4-1工业广场占地面积指标表井型/Mt·a-1占地面积指标/ha·0.1Mt-12.4及以上1.01.2～5～9～0.31.8矿井井型设计为1.2Mt/a，因此由表2-3-3可以确定本设计矿井的工业广场为1.2km2。但是考虑到近些年来建筑技术的提高，建筑物不断向空间发展，所以，工业广场的面积都有缩小的趋势，再加上本井田煤层埋藏较深，若取工广煤柱较大会造成大量的工广压煤，所以本设计取0.70的系数，则工业广场的面积约为0.84km2。《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》第14条和第17条规定工业广场属于Ⅱ级保护，需要留设15m宽的围护带。本设计选定工业广场长为300m，宽为300m，新生界松散层厚度80~130m，平均110m，结合本矿井的地质条件及冲积层和基岩移动角（表2-4-2）采用垂直剖面法计算工业广场的压煤损失。表2-4-2地质条件及岩层移动角煤层倾角/°煤层厚度/m广场中心深度/m/°δ/°γ/°β/°125.0-66041667066采用垂直剖面法计算所得各主采煤层工广保护煤柱面积及压煤量见下表2-4-3：表2-4-3各煤层工广煤柱压煤量计算表煤层厚度/m工广煤柱面积/m²压煤量/Mt7煤8.090173610.328煤5.0106307787.60合计17.92求得工业广场总压煤量为：17.92Mt采用垂直剖面法计算工业广场压煤示意图如图2-4-1所示图2-4-17煤、8煤工业广场保护煤柱计算示意图2.4.3断层保护煤柱井田8号煤层现已查明一条大断层F1，其两侧各留30m保护煤柱，其次生断层F2、F3、F4将井田南部部分划为不可采区。故仅考虑断层F1及断层F4一侧的保护煤柱，则其煤柱损失可由下式求得：（2-5）式中：Pf——煤柱损失，t；Li——断层长度，m；m——13-1#煤层厚度，m；——煤层容重，t/m3。已知t/m3，7煤m，8煤m，代入（2-5）可得：2.4.4大巷保护煤柱取大巷保护煤柱的宽度为30m计算可得大巷保护煤柱总量为：2.14Mt综上，矿井的永久保护煤柱损失量汇总见表2-4-4。表2-4-4永久保护煤柱损失量煤柱类型储量/Mt井田边界保护煤柱9.8断层保护煤柱5.2大巷保护煤柱2.14工业广场保护煤柱17.92合计矿井可采储量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：（2-6）式中：Zk——矿井可采储量，t；Zg——矿井的工业储量，302.2Mt；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，30.4Mt；C——采出率；根据《煤炭工业矿井设计规范》2.1.4条规定：矿井的采出率，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。本设计矿井8号煤层厚度为5.0m，属于厚煤层，且为主采煤层，因此采区采出率选择0.75。则代入数据得矿井设计可采储量：

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》2.2.3条规定，矿井设计宜按年工作日330d计算，每天净提升时间宜为16h。矿井工作制度采用“三八制”作业，两班生产，一班检修。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矿井设计生产能力本矿井井田范围内煤层赋存简单，地质条件较好，首采煤层平均厚度5.0m，煤层平均倾角12°，属缓倾斜煤层，易于发挥工作面生产能力。全国煤炭市场需求量大，经济效益好。结合本矿区的煤炭储量，确定本矿井设计生产能力为1.2Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井可采储量、设计生产能力和矿井服务年限三者之间的关系为：（3-1）式中：T——矿井服务年限，a；ZK——矿井可采储量，200.6Mt；A——设计生产能力，1.2Mt/a；K——矿井储量备用系数。矿井投产后，产量迅速提高，矿井各生产环节需要有一定的储备能力。例如局部地质条件变化，使储量减少；或者矿井由于技术原因，使采出率降低，从而减少了储量。因此，需要考虑储量备用系数。《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.6条规定：计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数宜采用1.3～1.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井储量备用系数选定为1.5。把数据代入公式3-1得矿井服务年限：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8号煤层为首采煤层，煤厚5.0m，为厚煤层，赋存稳定，厚度基本无变化。煤层倾角平均12°，地质条件简单，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采大采高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采用中央并列式通风系统，抽出式通风方式，井田中央布置一中央风井，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》第2.2.5条规定：矿井的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3-2-1。表3-2-1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-1矿井设计服务年限/a第一开采水平服务年限煤层倾角<25°煤层倾角25°～45°煤层倾角>45°600及以上7035——300～5006030——120～2405025201545～90402015159～30各省自定由上表可知：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°，设计生产能力为1.2Mt/a，矿井服务年限为111.4a，符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。针对8煤的本矿井设计，8煤一水平标高-660，可采储量49.1Mt，服务年限27.3a，符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。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。井田开拓具体有下列几个问题需要确定：（1）确定井筒的形式、数目和配合，合理选择井筒及工业广场的位置；（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、深部开拓和技术改造；（6）合理确定矿井通风、运输及供电系统。开拓问题解决的好坏，关系到整个矿井生产的长远利益，关系到矿井的基建工程量、初期投资和建设速度，从而影响矿井经济效益。因此，在确定开拓方式是要遵循以下原则：（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）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的状态。（5）要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，应为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综合机械化、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1、井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井，各井筒形式优缺点比较及适用条件见表4-1-1。表4-1-1各井筒形式优缺点比较及适用条件井筒形式优点缺点适用条件平硐①环节和设备少、系统简单、费用低②工业设施简单③井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用④施工条件好，掘进速度快，加快建井工期⑤煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：①井筒施工工艺、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②地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延伸方便③主提升胶带化有相当大提升能力，能满足特大型矿井的提升需要④斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：①井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限②通风线路长、阻力大、管线长度大③斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。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。立井①不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制②井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利③当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工④井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求，风阻小，对深井开拓极为有利。①井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平②井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。孔庄矿为深井开采，低瓦斯矿井，煤层倾角不大，平均12°，为缓倾斜煤层，主采煤层8号煤埋深标高-300~-950m，表土层厚约110m，无流沙层，综上适合采用立井施工。2、井筒位置的确定井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此，井筒位置的确定原则：（1）沿井田走向的有利位置当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短，通风阻力小。（2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置井筒位于井田浅部时，立井工程量较小，总石门工程量大，但第一水平投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，立井工程量较大，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于井田的下部时，立井工程量最大，石门长度小，沿石门的运输工作量不大。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。（3）有利于矿井初期开采的井筒位置尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的工程量，节省投资和缩短建井工期。（4）地质及水文条件对井筒布置影响要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒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，煤与瓦斯突出的煤层，较软的煤层及高应力区。（5）井口位置应便于布置工业广场井口附近要布置主，副井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连接，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，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区，洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。（6）井口应满足防洪设计标准附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。基于上述原则，结合本矿井实际地质资料，本设计将主井井口定于工业场地内。该处表土层厚度约110m，地面平坦、无村庄，地面原始标高+33m。业场地位于井田中央及储量中心，便于两翼均衡开采，一水平投资少，建井工期短。3、井筒数目的确定为了满足井下煤炭的提升，需设置一主井，辅助提升及进风设置一副井。因为用主井回风存在主井漏风严重的问题，所以不安排主井进回风；井田面积较小，埋深较大，边界回风井仅能服务第一水平，不宜用边界式通风，因此设置中央回风井，用于前后期回风。共计三个井筒。4.1.2阶段划分和开采水平的确定根据井田条件和《煤炭工业设计规范》的有关规定，本井田可划分为3个阶段，设置2个水平。开采水平划分的依据：（1）具有合理的阶段斜长合理的阶段斜长要便于煤炭的运输，便于辅助提升，方便行人。同时还要考虑要有合理的区段数目。（2）要有利于采区的正常接替为保证矿井均衡生产，一个采区开始减产，另一个新的采区应投入生产，必须提前准备好一个新采区。所以，一个采区的服务年限应大于一个采区的开拓准备时间。由此可见，阶段斜长越长，采区储量多，采区的服务年限就越长，越有利于采区的接替。（3）经济上有利的水平垂高我国多年的生产建设实际表明，开采水平垂高过小，将造成严重的采掘失调。合理的加大开采水平垂高，可以增加水平储量和服务年限，有利于集中生产，提高开采水平的生产能力，减少开采水平和同时生产的水平数目。故在运输、通风、排水、巷道维护等技术条件能够达到的情况下，可以适当加大水平垂高，减少水平数目。考虑到技术和经济的合理性，根据本井田条件和设计规范相关规定，本井田可划分为1～3个水平，阶段内准备方式以采区为主，局部可以采用带区式。表4-1-2阶段主要参数表水平划分阶段划分阶段斜长/m水平垂高/m水平实际出煤/万t水平服务年限/a采区数目采区采出煤量/万t第一水平第一阶段152033049.127.31613.6225第二水平第二阶段97615032.5318.012-第三阶段8171208-4.1.3工业场地的位置工业广场的选择主要考虑以下因素：（1）尽量位于储量的中心，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比较好的区域，同时工业广场的标高要高于历年最高洪水位；（4）尽量减少工业广场的压煤损失。根据以上原则及表2-4-1工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为8.4公顷，形状为正方形，长为300m,宽为300m。4.1.4主要开拓巷道8号煤煤质较好，井田面积小，巷道服务年限不长，故可考虑煤层大巷和岩石大巷开拓。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。煤层大巷开拓速度快、费用低，但维护费用较高。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。本矿井沿煤层走向布置两条大巷，分别为轨道大巷和胶带运输大巷，不布置专用回风大巷。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4-1-1～图4-1-4所示。方案一：立井单水平加辅助水平开拓主、副井及回风井筒均为立井，布置于井田中央，设一水平及其辅助水平，一水平上山开采，辅助水平上下山开采，辅助水平大巷设在煤层中。如图4-1-1。方案二：立井加暗斜井延伸两水平开拓主、副井及回风井筒均为立井，布置于井田中央，暗斜井延伸，设两水平。其中，一水平上山开采，二水平上下山开采。一水平通过石门与其水平岩石大巷相连通，二水平通过井底车场与二水平岩石大巷相连通，如图4-1-2。方案三：立井两水平开拓（岩巷）主、副井及回风井筒均为立井，布置于井田中央，立井延伸，设两水平。其中，一水平上山开采，二水平上下山开采。两水平均通过石门与上下水平岩石大巷相连通，如图4-1-3。方案四：立井两水平开拓（煤巷）主、副井及回风井筒均为立井，布置于井田中央，立井延伸，设两水平。其中，一水平上山开采，二水平上下山开采。两水平均通过石门与上下水平煤层大巷相连通，如图4-1-4。1—主井2—副井3—中央风井4—水平主石门5—主下山图4-1-1方案一：立井单水平加辅助水平开拓1—主井2—副井3—中央风井4—水平主石门5—暗斜井延伸图4-1-2方案二：立井加暗斜井延伸两水平开拓1—主井2—副井3—中央风井4—水平主石门5—二水平主石门6—岩石大巷图4-1-3方案三：立井两水平开拓（岩巷）1—主井2—副井3—中央风井4—水平主石门5—二水平主石门6—煤层大巷图4-1-4方案四：立井两水平开拓（煤巷）（2）技术比较以上所提四种方案中，方案一与方案二的井筒位置、数量和轨道大巷、回风大巷长度以及第一阶段上山开采的采区和带去布置总体一致。区别在于二、三阶段的开拓延伸方案不同，方案一在一水平的标高上，采用下山延伸至标高-800的辅助水平，辅助水平大巷设置在煤层中，采用上下山开采；方案二在一水平的标高上，采用暗斜井延伸至标高-800的第二水平，第二水平大巷设置在岩层中，采用上下山开采。方案一、二中，区别在于方案二中有两条暗斜井的延伸，这样就增加了岩石巷道的掘进，使后期延伸费用加大；增加了设备的配备；维护费用；但其优点在于：①减少了大巷保护煤柱；②运输系统干扰降低，各种运输畅通；③由于是厚煤层开采，通风安全性提高，通风条件优化；④可以适当减少煤巷的维护，提高了煤炭采出率。方案三、四中，有所区别的是轨道大巷的布置。方案三中轨道大巷布置在岩层中，这样就导致岩石掘进量高，开拓费用增加，开拓准备时间增加，但其优点突出：①维修费用低；②可以定向取直，有利于辅助运输工具的使用；③安全性高；④保护煤柱少。有利于提高煤炭采出率。方案四中，轨道大巷布置在煤层中，掘进容易，速度快，费用低；开拓准备时间短。但后期的维护费用较高；保护煤柱损失大。（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，把相近的方案一和方案二，方案三和方案四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4-1-3～4-1-7。表4-1-3方案一立井单水平加辅助水平开拓项目数量/10m基价/元费用/万元合计/万元初期基建费用主井表土段12.7188603239.52727388基岩段56.187051488.35副井表土段12.7168294213.73756.94基岩段56.196830542.2163中央风井表土段12.7188603239.52668.68基岩段49.387051429.16井底车场岩巷8041874334.992334.92主石门岩巷12.03185138.2238.22小计/万元2488.51后期基建费用轨道下山煤巷10421290221.42运输下山煤巷10421290221.42辅助车场岩巷4041874167.49轨道大巷煤巷24025310607.44运输大巷煤巷24025310607.44小计/万元1825.2基建费小计/万元4313.72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1.281630.6881.610782.99下山提升系数煤量/万t提升距离/km基价元·t-1·km-1费用/万元1.232530.500.42819.75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185792045.350.42657.87小计/万元14260.63合计/万元18574.34

表4-1-4方案二立井加暗斜井延伸两水平开拓项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元初期基建费用主井表土段12.7188603239.52727.88基岩段56.187051488.35副井表土段12.7168294213.73756.95基岩段56.196830543.21中央风井表土段12.7188603239.53668.69基岩段49.387051429.16井底车场岩巷8041874334.99334.99主石门岩巷12.03185138.2238.22小计/万元2526.732后期基建费用主暗斜井延伸岩巷10441438430.95副暗斜井延伸岩巷10441438430.95斜井车场岩巷6041874251.24轨道大巷岩巷24031851764.42运输大巷岩巷24031851764.42小计/万元2641.99基建费小计/万元5167.72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1.281630.6881.68166.48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1.232530.500.423255.12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185792045.350.42657.87小计/万元14079.48合计/万元19247.2

表4-1-5方案三立井两水平开拓（岩巷）项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元初期基建费用主井表土段12.7188603239.52727.88基岩段56.187051488.35副井表土段12.7168294213.73756.95基岩段56.196830543.21中央风井表土段12.7188603239.53668.69基岩段49.387051429.16井底车场岩巷8041874334.99334.99主石门岩巷12.03185138.2238.22小计/万元2526.73后期基建费用主井延伸岩巷1587051130.57副井延伸岩巷1587051130.57二水平车场岩巷7041874293.11主石门岩巷115.131851366.60轨道大巷岩巷24031851764.42运输大巷岩巷24031851764.42小计/万元2450.48基建费小计/万元4977.21生产费用一水平立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价元·t-1·km-1费用/万元1.281630.6881.610782.99二水平立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价元·t-1·km-1费用/万元1.232530.1041.6649.56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185792045.350.42657.87大巷维护费系数数量/m服务年限/a基价/元费用/万元1.2240027.120156.10小计/万元13646.52合计/万元19223.74表4-1-6方案四立井两水平开拓（煤巷）项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元初期基建费用主井表土段12.7188603239.52727.88基岩段56.187051488.35副井表土段12.7168294213.73756.95基岩段56.196830543.21中央风井表土段12.7188603239.53668.69基岩段49.387051429.16井底车场岩巷8041874334.99334.99主石门岩巷12.03185138.2238.22小计/万元2526.73后期基建费用主井延伸岩巷1587051130.57副井延伸岩巷1587051130.57二水平车场岩巷7041874293.11主石门岩巷115.131851366.60轨道大巷煤巷24026354632.50运输大巷煤巷24026354632.50小计/万元2186.60基建费小计/万元4713.33生产费用一水平立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价元·t-1·km-1费用/万元1.281630.6881.610782.99二水平立井提升系数煤量/万t提升高度/km基价元·t-1·km-1费用/万元1.232530.1041.6649.56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185792045.350.42657.87大巷维护费系数数量/m服务年限/a基价/元费用/万元1.2240027.135273.17小计/万元13763.60合计/万元19076.93

需要说明的是：（1）四种方案中，一水平的大巷布置相同，故粗略经济比较时未进行比较。（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）主、副井及风井布置在岩层中，维护费用较低，故未对比其维护费用的差别；（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。两种开拓方案的费用汇总见表4-1-7。表4-1-7四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4313.725167.724977.214713.33生产费用/万元14260.6314079.4814246.5214363.60合计/万元18574.3419247.2019223.7419076.93百分比100%103.62%100.77%100%通过粗略经济比较知，方案二基建费用略大于方案一，而生产维护费用小于方案一，两者总费用相差不大，而由上节技术比较可知，方案二的技术优势很大，故方案一、二中选择方案二；方案三与方案四的总费用几乎相同，且方案三在技术上的优势明显，故方案三、四中选择方案三。方案二与方案三相比，方案一的基建费用及总费用高一些，而方案三的生产费用要高一些。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）详细经济比较方案三和方案四的详细经济比较见表4-1-8、表4-1-9、表4-1-10：表4-1-8方案二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127m基岩段(561+20)m表土段127m基岩段(561+20)m副立井表土段127m基岩段(561+10)m表土段127m基岩段(561+10)m井底车场800m800m运输大巷2500m2500m轨道大巷2500m2500m后期主井延伸主暗斜井1040m主立井150m副井延伸副暗斜井1040m副立井150m井底车场600m700m运输大巷2400m2400m轨道大巷2400m2400m表4-1-9方案二立井加暗斜井延伸两水平开拓项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元初期基建费用主井表土段12.7188603239.52727.88基岩段56.387051488.35副井表土段12.7168294213.73756.95基岩段56.296830543.21中央风井表土段12.7188603239.53668.69基岩段49.387051429.16井底车场岩巷8041874334.99334.99主石门岩巷12.03185138.2238.22轨道大巷岩巷25031851796.3796.3运输大巷岩巷25031851796.3796.3小计/万元4119.33后期基建费用主暗斜井延伸岩巷10441438430.95副暗斜井延伸岩巷10441438430.95斜井车场岩巷6041874251.24轨道大巷岩巷24031851764.42运输大巷岩巷24031851764.42小计/万元2641.99基建费小计/万元6761.32生产维护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1.281630.6881.68166.48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1.232530.500.423255.12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185792045.350.42657.87暗斜井维护系数长度/m服务年限/a基价元·h-1·m-3费用/万元1.2208027.135201.2大巷维护系数长度/m服务年限/a基价元·h-1·m-3费用/万元1.2480027.126.8418.3小计/万元14698.98合计/万元21460.30表4-1-10方案三立井两水平开拓（岩巷）项目数量/10m基价/元费用/万元费用/万元初期基建费用主井表土段12.7188603239.52727.88基岩段56.187051488.35副井表土段12.7168294213.73756.95基岩段56.196830543.21中央风井表土段12.7188603239.53668.69基岩段49.387051429.16井底车场岩巷8041874334.99334.99主石门岩巷12.03185138.2238.22轨道大巷岩巷25031851796.3796.3运输大巷岩巷25031851796.3796.3小计/万元4119.33后期基建费用主井延伸岩巷1587051130.57副井延伸岩巷1587051130.57二水平车场