许疃煤矿1.2Mt-a新井建设-大采高综采工作面片帮防治分析

本科生毕业设计学院：矿业工程学院专业：采矿工程设计题目：许疃煤矿1.2Mt/a新井建设专题：大采高综采工作面片帮防治分析

毕业设计题目：许疃煤矿1.2Mt/a新井建设毕业设计专题题目：大采高综采工作面片帮防治分析毕业设计主要内容和要求：院长签字：指导教师签字：

大学毕业设计指导教师评阅书指导教师评语（①基础理论及基本技能的掌握；②独立解决实际问题的能力；③研究内容的理论依据和技术方法；④取得的主要成果及创新点；⑤工作态度及工作量；⑥总体评价及建议成绩；⑦存在问题；⑧是否同意答辩等）：成绩：指导教师签字：年月日

大学毕业设计评阅教师评阅书评阅教师评语（①选题的意义；②基础理论及基本技能的掌握；③综合运用所学知识解决实际问题的能力；③工作量的大小；④取得的主要成果及创新点；⑤写作的规范程度；⑥总体评价及建议成绩；⑦存在问题；⑧是否同意答辩等）：成绩：评阅教师签字：年月日

大学毕业设计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部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为许疃煤矿1.2Mt/a新井设计。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。井田走向长6～7km，倾斜宽2～4km，井田面积21.3838km2。主采煤层为72和82煤层，煤层倾角为8~16°，平均厚度分别为3.0m和9m。井田地质条件较为简单。井田工业储量为354.54Mt，可采储量为269.62Mt。矿井设计生产能力为1.2Mt/a。矿井服务年限为160.49a，矿井正常涌水量为525m3/h，最大涌水量830m3/h。矿井瓦斯相对涌出量为12m3／t，为高瓦斯矿井。矿井开拓方式为立井单水平上下山开拓。采用胶带输送机运煤，采用矿车进行辅助运输。矿井通风方式为两翼对角式通风。矿井年工作日为330d，工作制度为“三八制”。一般部分共包括10章：1、矿区概述与井田地质特征；2、井田境界和储量；3、矿井工作制度、设计生产能力及服务年限；4、井田开拓；5、准备方式—采区巷道布置；6、采煤方法；7、井下运输；8、矿井提升；9、矿井通风与安全；10、设计矿井基本技术经济指标。专题部分题目是大采高综采工作面片帮防治分析，主要是研究了大采高综采工作面片帮的原因和防治措施。翻译部分主要内容是关于改进巷道顶板支护的研究，英文题目是：ImprovedroadwayroofsupportdesignforAngloAmericanMetallurgicalCoal’sundergroundoperations关键词：煤矿顶板支护，不确定性，概率设计ABSTRACTThisdesignincludesthreeparts:thegeneralpart,thespecialsubjectpartandthetranslationpart.Thegeneralpartisanewdesignforxutuanmine.xutuanmineislocatedinmengchenginanhuiprovince.Itisveryconvenienttogettothemineintermsofbothhighwayandrailway.Thelengthofthecoalfieldis6~7km,thewidthisabout2~4kmandthetotalareais21.3838km2.The72and82arethemaincoalseam,anditsdipangleis8~16degree.Thethicknessofthemineisabout3.0mand9minall.Thegeologicstructureofthiscoalfieldissimple.Therecoverablereservesofthecoalfieldare354.54milliontons,andtheminablereservesare269.62milliontons.Thedesignedproductivecapacityis1.2milliontonspercentyear,andtheservicelifeofthemineis160.49years.Thenormalflowofthemineis525m3perhourandthemaxflowofthemineis830m3perhour.Therelativeminegasgushis12m3/t,soitisahighgasmine.Themineisasinglelevelintwoshaftstodevelop.TecentrallanewayusesBeltConveyortotransitcoal,andtrolleywagonsareusedforaccessorialtransportationintheroadway.Takingintoaccountofthehighgasemission,mineventilationmethodusetwodiagonalwingsventilation,The“three-eight”workingsystemisusedinthexutuanmine.Itproducesfor330daysayear.Thisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofpanels;6.Themethodusedincoalmining;7.Undergroundtransportationofthemine;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnormsofthedesignedmine.ThethematicsegmentforthepurposeoffullymechanizedFaceRibpreventionanalysisistostudythecausesandpreventionmeasuresoffullymechanizedminingfacespalling.Itmainlystudythecausesandpreventionmeasuresoffullymechanizedminingfacespalling.TranslationpartisaboutImprovetheroadwayroofsupport.TheEnglishtitleis“ImprovedroadwayroofsupportdesignforAngloAmericanMetallurgicalCoal’sundergroundoperations”.Keywords:Coalmineroofsupport,Uncertainty,Probabilisticdesign目录TOC\o"1-2"\h\z\u一般设计部分1矿区概述与井田地质特征 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交通条件本井田位于淮北平原，地形平坦，矿区铁路专用线青芦支线在井田北约9km通过，本矿井铁路专用线在该支线的任庄站接轨，专用线长度9.3km已投入运营。宿（州）蒙（城）公路在井田的东部边界外通过，许（疃）赵（集）公路与其相连，本矿井进场公路接自许（疃）赵（集）公路，长度2.2km。故本矿井的交通运输较方便。1.1.4气候、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。1.1.5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。1.1.6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。1.1.7水源、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525m³/h，最大涌水量为830m³/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井田范围许疃矿井井田范围为：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。2.1.2开采界限可采煤层有：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。故本设计考虑将72、82煤层作为主采煤层2.1.3井田尺寸井田走向长6～7km，倾斜宽2～4km，井田面积21.3838km2。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矿井工业储量计算本矿井主采煤层为72和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7个储量块，分块情况如图2-1所示。图2-1快段划分示意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：361.81Mt。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%=361.81×60%×70%=151.96MtZ122b=Zz×30%×70%=361.81×30%×70%=75.98MtZ2M11=Zz×60%×30%=361.81×60%×30%=65.13MtZ2M22=Zz×30%×30%=361.81×30%×30%=32.56MtZ333k=Zz×10%×80%=361.81×10%×80%=28.94Mt则矿井工业储量：Zg=151.96+75.95+65.13+32.56+28.94=354.54Mt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/Mt17.62421261.342442719.31121.4141.33212.44485811.704592954.87121.4177.7137.229398122963177.54121.4150.14410.14131174.564196202.35121.4171515.72406230.742499482.05121.4142.29615.43256513.643377791.89121.4157.157221215956.41311451.22121.4122.19合计19856760.3821383779.23————361.812.3矿井可采储量矿井设计资源储量按式（2-3）计算：（2-3）式中： ——矿井设计资源/储量 ——断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失量之和。按矿井工业储量的3%算。则：矿井设计可采储量：（2-4）式中： ——矿井设计可采储量； ——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储量的2%算； 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0.8。则：（Mt）2.3.2矿井保护煤柱损失量根据《煤炭工业设计规范》不同井型与其对应的工业广场面积见表2-2。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120万吨/年，所以取工业广场的尺寸为480m×300m的长方形。煤层的平均倾角为10度，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为-550m，该处表土层厚度为90m，主井、副井，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。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表2-3。表2-2工业场地占地面积指标井型（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表2-3岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m冲击层厚度/mфδγβ-55010°3、99040757565由此根据上述以知条件，画出如图2-2所示的工业广场保护煤柱的尺寸由图可得出保护煤柱的尺寸为：由于两层煤，需算两个保护煤柱。由CAD量的两个梯形的面积分别是：821913.92m2和843444.14m2S7煤=821913.92/cos10°=834593.27m2S8煤=843444.14/cos10°=856455.56m2则：工业广场的煤柱量为：Z工=S×M×R式中：Z工工业广场煤柱量，万吨；S工业广场压煤面积，㎡；M煤层厚度，7煤3m，8煤9m；R煤的容重,1.41t/m3。则：Z7煤=834593.27×3×1.41×10-4=353.03(万吨)Z8煤=856455.56×9×1.41×10-4=1086.84(万吨)Z工=353.03+1086.84=1439.87(万吨)

3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度按照《煤炭工业矿井设计规范》中规定，参考《关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明》，确定本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，三八制作业（两班生产，一班检修），每日两班出煤，净提升时间为16小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限1.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，井田内部无较大断层，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120万吨/年。2.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）矿井开采能力校核本矿72煤层为中厚煤层，82煤层为厚煤层，煤层平均倾角为10度，地质构造简单，赋存较稳定，但矿井瓦斯含量相对较大，工作面长度不宜过大，考虑到矿井的储量布置一个综采工作面开采即以满足矿井的设计能力。（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相对较高，属于高瓦斯矿井，水文地质条件较简单。矿井采用两翼对角式通风系统，抽出式通风方式，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。矿井服务年限的公式为：T=Zk/(A×K)（3-1）其中：T矿井的服务年限，年；Zk矿井的可采储量，269.62Mt；A矿井的设计生产努力，120万吨/年；K矿井储量备用系数，取1.4。则：T=269.62×100/（120×1.4）=160.49（年）既本矿井的开采服务年限符合规范的要求。注：确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力，矿井达产后，产量迅速提高，局部地质条件变化，使储量减少，有的矿井由于技术原因使采出率降低，从而减少储量，为保证有合适的服务年限，确定井型时，必须考虑备用系数。5）第一水平服务年限校核由本设计第四章井田开拓可知，矿井是单水平上下山开采，水平在-600m，水平服务年限即为全矿井服务年限，为160.49年。即本设计第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求。表3-1不同矿井设计生产能力时矿井服务年限表矿井设计生产能力（万t/a）矿井设计年限（a）第一水平设计服务年限煤层倾角<25°25°-45°>45°600及以上7035300-5006030120-2405025201545-9040201515

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。本矿井煤层倾角小，一般8~16°，为缓倾斜煤层；主采煤层72、82煤埋深350~850m，表土层厚约90m，无流沙层；水文地质情况中等—简单，涌水量不是很大，属高瓦斯矿井，因此需采用立井开拓。（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，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工期短；井筒位于井田中部时，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，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采井田深部及向下扩展有利。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。由于本井田倾角平缓，厚度变化小。故把井筒置于井田中央，即工业场地之中。（3）井筒数目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。井田面积较小且矿井属高瓦斯矿井，不宜用边界式通风，故采用两翼对角式通风方式通风，于南北两翼各布置一个风井，轨道大巷、胶带机大巷和回风大巷都布置在82煤层底板岩石中。共计二个井筒。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0.144km2，形状为矩形，长边垂直于井田走向，长为480m，宽为300m。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和82煤，其最高标高为-350m，最低开采标高为-850m，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。由于本矿井涌水及煤层倾角比较小,所以可以考虑上下山的开采方案,考虑到井田范围不大,所以本矿井也可采用两水平的开采方式。采用两个水平划分时，立井开拓第一水平，二水平采用立井或暗斜井延深。4.1.4开拓方案比较（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，如图4-1，分述如下：方案一：立井单水平上下山，井底车场布置在82煤层底板岩石中，轨道大巷、运输大巷和回风大巷皆为岩石大巷，布置在82煤层底板岩层中；通风方式采用中央并列式通风，即将风井布置在井田中央的工业广场内，与主副井一起。方案二：立井单水平上下山，井底车场布置在82煤层底板岩石中，轨道大巷、运输大巷和回风大巷皆为岩石大巷，布置在82煤层底板岩层中；通风方式采用两翼对角式通风方式，即设置东、西风井于井田边界处。方案三：立井两水平暗立井延深，主、副井井筒一水平均为立井开拓，二水平为暗立井延伸，轨道大巷、运输大巷和回风大巷布置在岩层中，沿底板掘进;通风方式采用两翼对角式通风方式，即设置东、西风井于井田边界处。方案四：立井两水平暗斜井延深，主、副井井筒一水平均为立井开拓，二水平为暗斜井延伸，轨道大巷、运输大巷和回风大巷布置在岩层中，沿底板掘进；通风方式采用两翼对角式通风方式，即设置东、西风井于井田边界处。（2）技术比较方案一、方案二的主要区别在于通风方式的不同。方案一采用中央并列式通风方式，中央并列式的优点是工业场地布置集中，管理方便，工业场地保护煤柱小。缺点是通风线路长，通风阻力大，井下漏风多。方案二采用两翼对角式通风，风井设立在井田东西两翼，此种方式通风线路短，带区通风方便，通风阻力小，适用于高瓦斯矿井，但投产时间较长，东西风井还需设置保护煤柱。考虑到本矿井为高瓦斯矿井，为适应通风需要，特提出两翼对角式通风方式进行经济比较。方案三、方案四的主要区别在于二水平主、副井井筒形式的不同。方案三主、副井两水平均为立井，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，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；方案四主、副井一水平为立井，二水平为暗斜井延伸，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。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、四中选择方案三：立井两水平（井筒位于井田中央）。方案一：双立井单水平（中央并列式通风）方案二：双立井单水平（两翼对角式通风）方案三：立井两水平暗立井延伸（两翼对角式通风）方案四：立井双水平暗斜井延伸（两翼对角式通风）（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。方案一的粗略估算费用项目数目/m基价/元费用/万元小计/万元初期基建费用主井开凿表土段9016186.6145.68629.85基岩段5508803.1484.17副井开凿表土段9012321.1110.891108.7基岩段53018826.6997.81风井开凿表土段9016186.6145.68612.24基岩段5308803.1466.56后期基建费用井底车场岩巷10004268.3426.83426.83轨道大巷岩巷67724152.12811.82811.8胶带机大巷岩巷67724152.12811.82811.8回风大巷岩巷67724152.12811.82811.8基建费用小计11213.02生产费用系数煤量/万吨提升长度/km基价/元小计/万元立井提升1.2269620.621.632095.56排水涌水量/m3.h时间/h服务年限/a基价/元20666.625258760160.490.28大巷运输系数煤量/万吨平均运距/km基价/元/t,km7668.641.2269620.67720.35生产费用小计60430.82合计71643.84方案二的粗略估算费用项目数目/m基价/元费用/万元小计/万元初期基建费用主井开凿表土段9016186.6145.68629.85基岩段5508803.1484.17副井开凿表土段9012321.1110.891108.7基岩段53018826.6997.81风井开凿表土段9016186.6145.681224.48基岩段5308803.1466.56后期基建费用井底车场岩巷10004268.3426.83426.83轨道大巷岩巷67724152.12811.82811.8胶带机大巷岩巷67724152.12811.82811.8回风大巷岩巷67724152.12811.82811.8基建费用小计11825.26生产费用系数煤量/万吨提升长度/km基价/元小计/万元立井提升1.2269620.621.632095.56排水涌水量/m3.h时间/h服务年限/a基价/元20666.625258760160.490.28大巷运输系数煤量/万吨平均运距/km基价/元/t,km7668.641.2269620.67720.35生产费用小计60430.82合计72256.08方案三、四的粗略估算费用项目方案方案三方案四基建费/万元立井开凿2×230×8803.1/10000=404.94主暗斜井开凿882×2529.2/10000=223.07石门开凿1683×4152.1/10000=698.8副暗斜井开凿882×2793/10000=246.34井底车场1000×4268.3/10000=426.83上下斜井车场（300+500）×4268.3/10000=341.46石门832×4152.1/10000=345.46小计1530.57小计1156.33生产费/万元立井提升1.2×26962×0.5×1.6=25883.52暗斜井提升1.2×26962×0.882×0.42=11985.36石门运输1.2×26962×1.687×0.35=19103.66立井提升1.2×26962×0.27×1.6=13977.1立井排水525×8760×160.49×0.28/10000=20666.62排水525×8760×160.49×0.32×/10000=23619小计65653.8小计49581.46总计费用/万元67184.37费用/万元50737.79百分率132%百分率100%通过粗略估算可以看出方案一和方案二费用差别不大，最终开拓方案的选择还要进行详细经济比较，才能确定。方案三和方案四的费用差别较大，暗立井延深开采的经济费用大于暗斜井延深开采的费用，因此可以确定采用暗立井延深开采，排除了方案三。（4）详细经济比较方案一、方案二和方案四的详细经济比较方案一：双立井单水平中央并列式通风项目数目/m基价/元费用/万元小计/万元初期基建费用主井开凿表土段9016186.6145.68629.85基岩段5508803.1484.17副井开凿表土段9012321.1110.891108.7基岩段53018826.6997.81风井开凿表土段9016186.6145.68612.24基岩段5308803.1466.56后期基建费用井底车场岩巷10004268.3426.83426.83轨道大巷岩巷67724152.12811.82811.8胶带机大巷岩巷67724152.12811.82811.8回风大巷岩巷67724152.12811.82811.8基建费用小计11213.02生产费用系数煤量/万吨提升长度/km基价/元小计/万元立井提升1.2269620.621.632095.56排水涌水量/m3.h时间/h服务年限/a基价/元20666.625258760160.490.28大巷运输系数煤量/万吨平均运距/km基价/元/t,km7668.641.2269620.67720.35大巷维护系数大巷长度大巷数量基价/元2798.731.2677231148通风费用系数线路长度基价/元779.471.213544479.59生产费用小计64009.02合计75222.04方案二：双立井单水平两翼对角式通风项目数目/m基价/元费用/万元小计/万元初期基建费用主井开凿表土段9016186.6145.68629.85基岩段5508803.1484.17副井开凿表土段9012321.1110.891108.7基岩段53018826.6997.81风井开凿表土段9016186.6145.681224.48基岩段5308803.1466.56后期基建费用井底车场岩巷10004268.3426.83426.83轨道大巷岩巷67724152.12811.82811.8胶带机大巷岩巷67724152.12811.82811.8回风大巷岩巷49114152.12039.12039.1基建费用小计10440.32生产费用系数煤量/万吨提升长度/km基价/元小计/万元立井提升1.2269620.621.632095.56排水涌水量/m3.h时间/h服务年限/a基价/元20666.625258760160.490.28大巷运输系数煤量/万吨平均运距/km基价/元/t,km7668.641.2269620.67720.35大巷维护系数大巷总长度大巷数量基价/元2542.361.21845531148通风费用系数大巷长度基价/元676.541.249111148生产费用小计63649.72合计74090.04方案四：立井双水平暗斜井延伸（两翼对角式通风）项目数目/m基价/元费用/万元小计/万元初期基建费用主井开凿表土段9016186.6145.68629.85基岩段5508803.1484.17副井开凿表土段9012321.1110.891108.7基岩段53018826.6997.81风井开凿表土段9016186.6145.68612.24基岩段5308803.1466.56后期基建费用井底车场岩巷10004268.3426.83426.83轨道大巷岩巷67724152.12811.82811.8胶带机大巷岩巷67724152.12811.82811.8回风大巷岩巷67724152.12811.82811.8主暗斜井开凿岩巷8822529.2223.07223.07副暗斜井开凿岩巷8822793246.34246.34二水平井底车场岩巷10004268.3426.83426.83二水平轨道大巷岩巷67724152.12811.82811.8二水平胶带机大巷岩巷67724152.12811.82811.8二水平回风大巷岩巷67724152.12811.82811.8基建费用小计20544.66生产费用系数煤量/万吨提升长度/km基价/元小计/万元立井提升1.2269620.621.632095.56暗斜井提升1.2269620.8820.4211985.36排水涌水量/m3.h时间/h服务年限/a基价/元41333.245258760160.490.28大巷运输系数煤量/万吨平均运距/km基价/元/t,km15337.281.2269620.67720.35大巷维护系数大巷长度大巷数量基价/元5597.461.2677231148通风费用系数线路长度基价/元779.471.213544479.59生产费用小计107128.37合计127673.03方案一和方案二对比汇总：方案一、方案二经济比较表方案方案一方案二名称两翼对角式通风两翼对角式通风）项目费用/万元百分比/%费用/万元百分比/%初期基建费用2350.79100.002963.03126.04后期基建费用20544.66109.558089.53100.0生产经营费用64009.02100.5663649.72100.0总费用75222.04101.5374090.04100.0由上表可知，虽然方案一的前期基建费用低，但无论是后期基建费用还是生产经营费用都比方案二要高，最终的投资总费用也要比方案四要高。而且从技术比较上可以看出中央并列式通风虽然在前期投入上较少，但很难满足高瓦斯矿井的通风需要，后期通风线路较长且较复杂，相对而言两翼对角式通风线路简单，适于本矿井的地质条件。方案二和方案四对比汇总：方案方案四方案二名称两翼对角式通风（两水平）两翼对角式通风（一水平）项目费用/万元百分比/%费用/万元百分比/%初期基建费用2350.79100.002963.03126.04后期基建费用8862.23109.558089.53100.0生产经营费用107128.37168.3163649.72100.0总费用127673.03172.3274090.04100.0由上表可知，采用两翼对角式通风方式开采时，两水平开采所需的费用要比一水平开采所需的费用高很多，因此从经济方面考虑采用一水平开采，因此，综合技术比较、粗略和详细的经济比较所得出的结论，可确定选择方案二，即双立井单水平开拓，通风方式采用两翼对角式通风，于东西两翼各布置一个风井，轨道大巷、胶带机大巷和回风大巷都布置在82煤层底板岩石中。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒由前节确定的开拓方案可知主副井都为立井，在井田东西两翼设计东西风井。一般来说，立井井筒横断面形状有圆形、矩形两种，但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、副立井及东、西风井均采用圆形断面。（1）主立井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径5.5m，断面积23.76m²，井筒内装备一对12t箕斗，井壁采用砌碹支护方式。此外，还布置有检修道，动力电缆，照明电缆，通迅信号电缆，人行台阶等设施。（2）副立井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为6.5m，断面积33.18m²，井筒内装备一对3t双层单车罐笼，井壁采用砌碹支护方式，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，端面布置，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。（3）东、西风井东、西风井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为6.0m，断面积28.27m²。各井筒断面如图4-2-1至4-2-3，主要参数见表4-2-1至4-2-3.图4-2-1主井井筒断面图表4-2-1主井井筒断面主要参数井型1.2Mt表土段毛断面积45.36m2井筒直径5.5m提升容器一对12t箕斗井深645.5m井筒支护基岩段砌碹厚350mm净断面积23.76m2表土冻结段混凝土厚1000mm基岩段毛断面积31.17m2充填混凝土厚50mm图4-2-2副井井筒断面图表4-2-2副井井筒断面主要参数井型1.2Mt表土段毛断面积63.62m2井筒直径6.5m提升容器一对3t双层单车罐笼井深625.5m井筒支护基岩段砌碹厚450mm净断面积33.18m2表土冻结段混凝土厚1200mm基岩段毛断面积44.18m2充填混凝土厚50mm图4-2-3风井井筒断面图表4-2-3风井井筒断面主要参数井型1.2Mt/a井筒直径6.0m井深净断面积28.27m2基岩段毛断面积37.39m2表土段毛断面积54.10m24.2.2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，在车场由蓄电池电机车牵引至工作面。（1）井底车场的形式和布置方式井底车场是连接矿井只要提升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《煤炭工业设计规范》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，确定为卧式环形井底车场，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，工作面斜巷采用无极绳绞车牵引，井底车场形式和布置方式如图4-2-4。1-主井2-副井3-轨道大巷4-胶带机大巷5-井底煤仓6-中央变电所7-水仓8-爆破材料库9-等候硐室10-胶带机机头硐室11-医疗室12-水泵房图4-2-4井底车场平面图（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。辅助运输采用MG1.9-9B型1.5吨固定箱式矿车运输，其尺寸为2400×1050