本科生畢業設計（論文）題目：孔莊煤礦1.2Mt/a新井設計淺析礦井煤與瓦斯突出機理及防治大學畢業論文任務書畢業論文題目：孔莊煤礦1.2Mt/a新井設計畢業論文專題題目：淺析礦井煤與瓦斯突出機理及防治畢業論文主要內容和要求：根據采礦工程專業畢業設計大綱，本畢業設計分為一般部分、專題部分和翻譯部分，具體包括：1、一般部分：孔莊煤礦1.2Mt/a新井設計，主要內容包括：礦井概況、礦井工作制度及設計生產能力、井田開拓、首采區設計、采煤方法、礦井通風系統、礦井運輸提升等。2、專題部分：淺析礦井煤與瓦斯突出機理及防治。3、翻譯部分：完成近3-5年國外期刊上與采礦或煤礦安全有關的科技論文翻譯一篇，要求不少于3000字符。大學畢業論文答辯及綜合成績答辯情況提出問題回答問題答辯委員會評語及建議成績：答辯委員會主任簽字：年月日學院領導小組綜合評定成績：學院領導小組負責人：年月日摘要本設計包括三個部分：一般部分、專題部分和翻譯部分。一般部分為孔莊煤礦1.2Mt/a新井設計。孔莊煤礦位于江蘇省徐州市西北大約80km處，井田位于江蘇省沛縣和山東省微山縣境內，其東為山東省微山縣金源煤礦，南、北分別是江蘇天能集團的沛城煤礦和上海大屯能源股份有限公司的徐莊煤礦。井田平均走向長度5.4km，平均傾向長度3.2km，井田面積約17.3km2。煤層傾角平均為12°，傾角變化較小，可采煤層為7煤和8煤，設計煤層為8煤，平均厚度5.0m。礦井工業儲量302.2Mt，可采儲量200.6Mt，設計服務年限111.4a。礦井正常涌水量185m3/h，最大涌水量345m3/h。礦井相對瓦斯涌出量1.84m3/min，屬低瓦斯礦井。煤層自燃傾向性為三類，煤塵具爆炸危險性。根據井田地質條件，提出四個技術上可行的開拓方案。方案一：立井單水平開拓加輔助水平開拓，一水平上山開采，輔助水平上下山開采，輔助水平大巷設在煤層中；方案二：立井加暗斜井延伸兩水平開拓，水平通過石門與其水平巖石大巷相連通，二水平通過井底車場與二水平巖石大巷相連通；方案三：立井兩水平開拓（巖巷），立井延伸，設兩水平，兩水平均通過石門與上下水平巖石大巷相連通；方案四：立井兩水平開拓（煤巷），立井延伸，設兩水平，兩水平均通過石門與上下水平煤層大巷相連通。通過粗略和詳細技術經濟比較，最終確定方案三為最優方案。一水平標高-660m，二水平標高-820m。整個井田劃分為5個采區。采用中央并列式通風。礦井采用采區式準備方式，工作面設計長度200m。采用綜合機械化一次采全高工藝。礦井年工作日為330d，晝夜凈提升時間為16h。礦井采用“三八”制工作制度，兩班生產，一班檢修。生產班每班完成3個采煤循環。循環進尺為0.5m，日產量3866.94Mt。礦井煤炭采用膠帶輸送機運輸，輔助運輸采用蓄電池式電機車牽引固定箱式礦車。主井采用兩對12t底卸式箕斗提煤，副井采用一對1.5t礦車雙層四車加寬罐籠運送物料和升降人員。專題部分題目為：淺析礦井煤與瓦斯突出機理及防治。主要綜述了煤與瓦斯突出事故的機理、預測及指標檢驗、防治和保障體系。翻譯部分主要內容是關于基于LBM的計算機模擬巷道中瓦斯的運移和阻滯模型及其應用。英文題目是：SimulationmodelofgasmigrationandhinderinginundergroundtunnelbasedonLBM。關鍵詞：立井；兩水平；采區；綜合機械化一次采全高；中央并列式通風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目錄一般部分TOC\h\z\t"標題1,1,標題2,2,標題3,3"1礦區概述及井田地質特征 頁1礦區概述及井田地質特征1.1礦區概述1.1.1井田位置孔莊煤礦位于江蘇省徐州市西北大約80km處，井田位于江蘇省沛縣和山東省微山縣境內，其東為山東省微山縣金源煤礦，南、北分別是江蘇天能集團的沛城煤礦和上海大屯能源股份有限公司的徐莊煤礦。其主井地理坐標為東經116o57′13″，北緯34o50′20″。井田采礦登記邊界東西走向長約為12.98km，南北平均寬約為3.40km，總面積約為44.13km2。1.1.2交通礦區交通方便，有徐（州）沛（屯）鐵路專用線，在沙塘與隴海鐵路接軌，全長82.87Km，有礦區支線到達孔莊煤礦。區內公路四通八達，徐州—濟寧省級公路縱貫礦區南北，礦區內連通中心區和各礦的公路、鐵路通暢。京杭大運河從礦區東部通過，可供100噸級機船常年航行，水路交通也較方便，詳見礦區交通位置圖(圖1-1-1)。圖1-1-1孔莊礦交通位置圖1.1.3礦權孔莊煤礦采礦許可證是由中華人民共和國國土資源部2000年4月29日簽發的，證號為：1000000020072，礦權范圍由24個拐點坐標組成。采礦登記面積為41.1355km2，開采深度為-160m至-1300m，有效期限自2000年4月至2029年4月。1.1.4自然地理孔莊井田地貌屬黃淮沖積平原，為第四系地層覆蓋地區，地勢較平坦，地表廣泛分布古黃河泛濫的砂質粘土，地形西高東低，陸地地面高程大部分在33.0～35.5m之間，東部昭陽湖湖底高程為32.0m左右，井田內湖堤高程為38.8～40.0m，歷年最高洪水位為37.01m（1957年）。本區屬黃河流域與長江流域過渡性氣候，為季風型大陸性氣候，冬季嚴寒干燥，夏季炎熱多雨。據沛縣氣象站資料：歷年來平均降雨量738.2mm，最大降雨量1290.1mm（2003年），最小降雨量425.9mm（1988年），最大日降雨量為340.7mm（1971年8月9日），大氣降水多集中在7、8月份，年平均蒸發量為1475.1mm。年平均氣溫為14.2℃，日最高氣溫為40.3℃（1972年6月11日），日最低氣溫為-15.7℃(1990年2月1日)。歷年最大凍土層深度19.0cm（1969年），平均為12.0cm。該地區多季節風，春夏季多東南風，秋冬季多偏北風，全年以東南偏東風為主，平均風速2.1m/s，最大風速20.0m/s,湖區風力一般在5級左右，雷暴期在4～9月份。根據國家頒布的地震動參數區劃圖GB18306-2001標準，大屯礦區地震動峰值加速度處于0.05至0.10g烈度分界線附近，大部分是0.10g，部分是0.05g。1.1.5礦區經濟概況沛縣為全國重要商品糧生產基地，微山湖大米為優良無公害大米，且本區工業經濟發展迅速。已形成機械、食品、化工、紡織四大工業體系。沛縣又是全國重要的煤炭生產基地。1.1.6水源及電源礦區內供作水源的有第四系地下水，地表的湖水和河水，水質一般較好?？浊f礦的生活用水取自第四系地下水，生產用水為井下排水經過處理后使用。礦區內水資源可靠、豐富，能滿足生產建設的需要。大屯礦區現有裝機容量130MW火力發電廠和24MW矸石熱電廠，主要供應礦區生產和生活需要，其余部分并入徐州電網。礦井用電接自發電廠，因此用電可靠。1.2井田地質特征1.2.1區域地層本區在太古界的結晶基底上沉積了震旦系、寒武系、中下奧陶統地層。由于加里東運動影響，上奧陶統至下石炭統地層缺失，在中奧陶統的侵蝕面上，廣泛沉積了中上石炭統、二疊系、侏羅白堊系（地層不全）、第三系、第四系等地層?，F將地層由老至新簡述如下：一、震旦系（Z）該系在徐州附近有廣泛出露，下統為灰褐色泥巖、粉砂巖、石英細砂巖；中統為青灰、紫灰色泥巖、砂質泥巖及灰黑色致密狀含疊層石灰巖；上統為黃綠、紫紅色泥巖、砂巖、細晶白云巖、疊層石灰巖及竹葉狀灰巖。與上覆地層呈整合接觸。二、寒武系（∈）厚度大于700m，下部為紫紅色頁巖、砂質泥巖和細晶灰巖，上部為礫狀、竹葉狀、鮞狀灰巖和灰～深灰色結晶灰巖，產三葉蟲化石。與上覆地層呈整合接觸。三、奧陶系（O）區域厚度600m左右（上奧陶統沉缺），其巖性下部為白云巖、礫質白云巖、灰巖、含云灰巖、巖溶角礫巖、白云質泥巖；中部為灰巖、白云巖及白云質灰巖；上部為白云巖、灰質白云巖、灰巖、含云灰巖、豹皮狀白云質灰巖、礫屑灰巖、構造角礫巖。與上覆地層呈假整合接觸。四、石炭系（C）厚度180～200m，平均厚190m（下石炭統缺失）。中統本溪組厚約30m，巖性主要為灰白色灰巖夾薄層泥巖；上統太原組厚約160m，為海陸交互相沉積，由泥巖、砂質泥巖、灰巖組成，夾6～15層煤層，其中可采煤層1～3層，由南往北煤層變厚，可采層數增多，灰巖層厚度逐漸變小。與上覆地層呈整合接觸。五、二疊系（P）山西組：厚度70～148m，平均厚110m。由灰色、深灰色砂質泥巖、泥巖、砂巖組成，含煤3～4層，沉積了本區主要可采煤層。下石盒子組：平均厚度100m，由灰、灰綠色砂巖，深灰色、灰黑色砂質泥巖、泥巖及雜色泥巖、砂質泥巖組成，為徐州礦區重要含煤地層。上石盒子組：厚度在200～600m之間，由紫紅、灰綠色泥巖、砂質泥巖和砂巖組成。局部含多層薄煤。石千峰組：厚度大于100m，由紫紅色石英粗砂巖、粉砂巖組成。與上覆地層呈不整合接觸。六、上侏羅、下白堊統（J3+K1）厚度數千米。下部為紫紅色中砂巖、細砂巖及粉砂巖，夾兩組5～6層礫巖；中部為灰綠色粉砂巖、細砂巖與粉砂巖互層及淺灰色砂巖和粉砂質粘土巖，含植物化石碎片和瓣鰓類動物化石，在魯西南有輝綠巖侵入其中；上部由紫紅、灰綠、灰黃色砂巖、泥巖、安山巖、玄武安山巖、安山玢巖、輝綠巖、淡水灰巖和煤線組成，含植物和淡水動物化石。該地層由山東至本區逐漸增厚。均以紅色碎屑巖建造和火山碎屑建造為主要特征。與上覆地層呈不整合接觸。七、第三系（R）厚度0～1500m，以紅色砂質泥巖為主，中上部為褐色、灰綠色泥巖夾薄層石膏，偶見油頁巖和煤線，與侏羅、白堊系不易區別。與上覆地層呈不整合接觸。八、第四系（Q）厚度0～490m。以沖積、湖積相為主。由棕黃、黃褐、灰白色粘土、砂質粘土及砂層組成，底部常有砂礫石層。1.2.2井田地質構造本區為全掩蓋式煤田，屬華北型石炭二疊系含煤地層，地層走向NE60°，傾角4～16°，平均14°，呈淺部緩，深部陡的單斜構造。地層綜合柱狀圖如圖1-2所示。區內鉆探揭露的最老地層為奧陶系（O），現將地層由老到新分述如下：(1)奧陶系（O）該層揭露最大厚度為48.30m，巖性為淺灰色，灰色，灰褐色厚層狀石灰巖，白云質灰巖，隱晶質，質較純，致密堅硬，裂隙發育且被方解石及泥質充填，與上覆地層假整合接觸。(2)中石灰組本溪組（C2b）該組地層厚度為23.87～46.91m，平均厚度為33.92m，該組底部主要有紫紅色含鐵質泥巖及鋁質泥巖組成。上部以灰白色，棕褐色灰巖為主，間夾灰色，灰綠色泥巖及鋁土質泥巖，與上覆地層成整合接觸。(3)上石炭統太原組（C3t）該組兩極厚度為137～161.96m，平均厚度為154.67m。由灰黑色，灰色砂質泥巖，砂巖，灰巖及煤層組成，為一套海陸相互含煤沉積?？刹擅簩?7、21號煤層位于本組的中下部，與上覆地層假整合接觸。(4)下二疊統（P11sh）該組為區內主要含煤地層。兩極厚度為92.67～136.13m。平均厚度為109.29m，由灰色，深灰色砂質泥巖，泥巖，砂巖組成，含煤2層，即7、8煤層，7、8煤層為本區主采煤層，賦存于本組地層中下部。含煤總厚度為9m。與上覆地層整合接觸。(5)下二疊統下石盒子組（P21sh）該組地層在安全區發育，兩極厚度為187.21～293.00m，平均厚度為223.5m，在西部的淺部較薄，深部較厚，由西至東有變厚的總趨勢。巖性主要為雜色，灰綠色泥巖及灰白，灰綠色砂巖組成。下部一層為不穩定煤線，與上覆地層呈整合接觸。(6)上二疊統下石盒子組（P12ss）本組揭露最大殘厚321.56m。因其頂部與侏羅白晉的底界礫巖或第四系呈不整合接觸，故厚度變化較大，且西薄東厚的總趨勢。巖性為紫紅，灰綠色中粗粒石灰砂巖，間雜泥巖，砂質泥巖，雜質，紫紅色，灰綠色泥巖，砂質泥巖組成，間夾灰綠色細砂巖，與上覆地層不整合接觸。圖1-1-2井田地層綜合柱狀圖1.2.3水文地質特征1、含水層：孔莊井田為黃淮沖積平原一部分，第四系地層較厚，其中3隔、4隔、5隔厚度大，隔水性能強，有效阻隔了大氣降水、地表水以及第四系中上部含水層水與第四系底部含水層水、基巖地下水的水力聯系。在開采山西組7、8號煤層時，主要充水含水層為第四系底含、煤層頂板砂巖、四灰含水層。表1-1-1礦井水文地質類型表類別分類依據水文地質條件評價所屬類型采掘破壞和影響的含水層含水層性質及補給條件底含水底含較厚，富水性較強，直接覆蓋在煤層露頭及基巖面上，與基巖各含水層發生水力聯系，也是開采淺部煤層時的直接充水水源。湖下區域底含水接近疏干。中等8煤層頂板砂巖水含水性弱，以靜儲量為主，易疏干，在露頭處接受底含水補給，在有些斷層附近接受四灰水補給，補給量較差，對礦井安全無威脅。簡單四灰水井田內多次揭露，淺部裂隙發育，含水性較強，越往深部裂隙發育越差，含水性也較差。目前Ⅰ6采區-150總回出水點已干枯，-375大巷出水量37m3/h,含水層在露頭區接受第四系底含水補給，補給條件較好。中等單位涌水量q/l·s-1·m-1底含水0.076-0.226中等8煤層頂板砂巖水K5號孔：0.06簡單四灰水K17號孔：0.53620-39號孔:0.258中等礦井涌水量/m3·h-1年平均185中等最大345開采受水害影響程度采掘工程受水害影響，但一般不威脅礦井安全中等防治水工作難易程度防治水工作易于進行，防治效果較好，沒有發生水害事故中等本井田從投產至今，開采的只是山西組的7、8號煤層，對煤層開采影響較大的含水層主要是7煤頂板砂巖含水層、太原組L4（四灰）含水層和第四系底含。今后很長一段時期內，礦井還只開采山西組7、8號煤層，開采活動主要集中在湖下，因此，各含水層水文地質參數的選用以及各含水層防治水的難易程度均以湖下為首選，經過對影響含水層的富水特性、補給條件、單位涌水量以及礦井涌水量和防治水的難易程度等因素綜合評定，孔莊礦礦井的水文地質條件為中等（中煤總生字[1992]第57號批復結果也是Ⅱ類），詳細情況見表1-1-1。2、礦井涌水量：礦井充水水源分析,礦井涌水主要包括第四系底部含水層水、石盒子組分界砂巖水、煤層頂板砂巖裂隙水、四灰水、防塵注漿水，其中第四系底部含水層水12.5m3/h，占6.6%，石盒子組分界砂巖水25m3/h,占13.2%,煤層頂板砂巖裂隙水75.5m3/h，占39.8%，四灰水62m3/h,占32.6%，防塵注漿水16m3/h,占8.4%，合計2006年底礦井涌水量為190m3/h。1.2.4其它有益礦物井田內有益礦產有鋁土礦、菱鐵礦、石灰巖、煤層及頂底板、夾矸中的稀有分散元素等，根據鉆孔采樣化驗資料可知只有個別樣品達到工業品位的要求，均沒有工業開采的價值。1.3煤層特征1.3.1煤層概況井田內主要含煤地層有石炭系太原組及二疊系山西組。山西組含煤4層，其中7、8煤層為本區的主要可采煤層。太原組含煤13層，其中17煤層為局部可采的不穩定煤層，21煤層為全區磕磣的較穩定煤層。各可采煤層分述如下：(1)7號煤層：位于山西組中下部，是主要可采煤層之一。煤層厚度為0.28～9.46m，平均厚度8.00m，夾矸一般為1～3層，少數為4～5層，夾矸巖性多為巖漿巖。(2)8號煤層：位于山西組底部，上距7號煤層4.17～40.18m，下距太原組頂界一般厚度為17.26m，厚度0.29～5.96m，平均厚5.00m，往深部及東部夾矸較少，煤層結構簡單。(3)17號煤層：位于太原組中部，上距8號煤層底板一般厚度約100m，厚度0.19～1.30m，平均厚度0.86m，厚度變化不大，總體形勢為西薄東厚。(4)21號煤層：位于太原組的下部，上距17號煤約50m，厚度0.18～1.68m，平均厚度0.92m，煤層結構較為復雜，在巖漿巖石侵入區夾矸巖性多為巖漿巖，夾矸層數一般2～3層。各可采煤層特征見表1-1-2。表1-1-2各主要可采煤層特征表單位：m煤層最小—最大平均厚度頂板巖性底板巖性夾矸兩極厚度層數夾矸巖性層間距區間間距72.00～6.528.00砂質泥巖、泥巖、細砂巖砂質泥巖、泥巖、細砂巖0.05～1.971～2泥巖砂質泥巖炭質泥巖巖漿巖772.2180.29～5.965.00砂質泥巖、泥巖、細砂巖砂泥巖、泥巖0.14～1.081～2泥巖砂質泥巖炭質泥巖巖漿巖7～816.12170.19～1.300.86泥巖、炭質泥巖石灰巖、泥巖0.10～0.641～2泥巖巖漿巖8～17101.58210.18～1.680.92石灰巖砂質泥巖、泥巖、細砂巖0.14～0.941～2砂質泥巖泥巖巖漿巖細砂巖17～2150.00表1-1-3各煤層煤質特征表煤層編號項目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)發熱量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)焦油產率/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)揮發分/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)膠質層指數/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)粘結指數/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)氫/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)煤類QM、1/3JM1/3JM、QMQF、QMQF表1-1-4勘探時各可采煤層瓦斯測定匯總表煤層號瓦斯自然成分/%瓦斯含量/cm3/g可燃質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煤層賦存狀況本井田勘探類型從整體來說為二類一型，構造發育中等，主要可采煤層7、8號煤層，為穩定型和較穩定型煤層。煤層對比是在充分利用各工程點資料的基礎上，結合測井曲線反映的巖層物性特征及所含的動植物化石種屬差異等方面進行綜合對比的，井田內各巖層物性特征明顯，標志層多而穩定，易于辨認，煤層對比可靠。1.3.3煤質從本井田的煤質指標來看，煤質較穩定，煤質的揮發分產率和膠質層厚度自上而下遞增。7、8號煤層屬于高揮發分、中高～高發熱量、低灰、特低硫、低磷、富焦油、強粘結性、中等偏低變質的煤，簡易可選性為易選～極易選。17號煤層屬于高揮發分、高發熱量、中灰、中～富硫、特低磷、高焦油煤。21號煤層屬于高揮發分、高發熱量、低灰、富硫、特低磷、高焦油煤。各煤層煤質特征見表1-1-3。1.3.4瓦斯根據本井田在歷次勘探以及生產過程中的瓦斯采集工作，井田內各煤層的瓦斯含量與瓦斯成分的變化都較大（見表1-1-4）。2006年孔莊礦測定礦井瓦斯相對涌出量0.77m3/t,絕對涌出量值1.84m3/min；礦井CO2相對涌出量3.01m3/t,絕對涌出量值0.92m3/min。風井各翼和各采區的瓦斯和二氧化碳相對涌出量均小于10m3/t，瓦斯和二氧化碳絕對涌出量均小于40m3/t。根據屯煤電司[2006]262號文件的意見，井田內各煤層瓦斯含量較低，屬低瓦斯礦井。1.3.5煤塵及煤的自燃本區各可采煤層揮發分產率都較高，加之礦井水文地質條件中等偏復雜，礦井涌水量小，使部分區段都呈干燥狀態。煤塵樣爆炸指數數據表明（表1-1-5），礦井各煤層都具有煤塵爆炸危險性。本井田區域內各煤層變質程度屬中等偏低，故燃點也較低。根據屯煤電司[2006]262號文件的意見，孔莊礦井煤層的自燃發火期為6～12個月，煤層自燃傾向性為三類，自燃危險等級為Ⅲ級自燃礦井。表1-1-5煤塵爆炸指數統計表編號取樣地點取樣時間煤層編號煤層爆炸指數結論04-1Ⅰ6采區七煤2004.8.29七36.65有爆炸危險04-2Ⅲ3采區八煤2004.8.29八41.29有爆炸危險04-3Ⅲ3采區七煤2004.8.29七36.54有爆炸危險04-4Ⅳ3采區七煤2004.8.29七37.64有爆炸危險

2井田境界和儲量2.1井田境界2.1.1井田范圍礦井北部以斷層為界，東、西部人為劃分井田邊界，南部以煤層露頭為界。平均走向長度5.4km，平均傾向長度3.2km，井田面積約17.3km2。煤層傾角平均為12°，傾角變化較小。2.1.2開采界限本井田共含煤4層，煤層總厚13.0m。8號煤層為主要可采煤層，煤層平均厚度5.0m。本煤層厚度較大，賦存條件較好，故本設計礦井僅考慮8號煤層。2.1.3井田尺寸井田走向最大長度為5.8km，最小長度為4.8km，平均長度為5.4km。井田傾向最大長度為4.0km，最小長度為2.4km，平均長度為3.2km。煤層傾角最大為18°（局部小區域），最小為5°，平均為12°，井田平均水平寬度4.7km。井田水平面積按下式計算：S=H×L（2-1）式中：S——井田的水平面積，m2H——井田的平均水平寬度，mL——井田的平均走向長度，m則井田的水平面積為：S=5.4×3.2=17.28km22.2井田地質勘探本礦井可采煤層為7、8號煤層，設計煤層主要是8煤，-1000m以下的煤炭儲量尚未探明，可以作為礦井遠景儲量。本次儲量計算是在精查地質報告提供的1：5000煤層底板等高線圖上計算的，儲量計算可靠?？刹擅簩訛?煤、8煤。7煤平均煤厚8m，設計煤層8煤，煤厚0.49～5.96m，平均厚5.00m，結構簡單。含煤面積17.29km2，其中可采面積16.7km2，占可采面積的96.6%。2.3礦井地質儲量2.3.1儲量計算基礎（1）根據本礦的井田地質勘探報告提供的煤層儲量計算圖計算；（2）根據《煤炭資源地質勘探規范》和《煤炭工業技術政策》規定：煤層最低可采厚度為0.70m，原煤灰分≤40%；（3）依據國務院過函（1998）5號文《關于酸雨控制區及二氧化硫污染控制區有關問題的批復》內容要求：禁止新建煤層含硫份大于3%的礦井。硫份大于3%的煤層儲量列入平衡表外的儲量；（4）儲量計算厚度：夾石厚度不大于0.05m時，與煤分層合并計算，復雜結構煤層的夾石總厚度不超過每分層厚度的50%時，以各煤分層總厚度作為儲量計算厚度；（5）井田內主要煤層穩定，厚度變化不大，煤層產狀平緩，勘探工程分布比較均勻，采用地質塊段的算術平均法。2.3.2礦井地質儲量計算根據地質勘探情況以及等高線疏密程度，將礦體劃分為A、B、C、D四個個塊段。具體分塊情況見圖2-3-1井田地質儲量計算面積劃分示意圖，根據每個面積小塊的等高線水平間距和高差計算出面積小塊的煤層傾角，用CAD命令計算面積小塊的水平面積，由此可計算得出每個塊段的不同儲量，礦井地質總儲量即為各塊段儲量相加之和。再根據：（2-2）式中：Z——礦井地質儲量，tS——井田塊段面積，m2m——煤層平均厚度γ——煤層的容重，1.4t/m3——各塊段煤層的傾角圖2-3-1礦井塊段劃分圖由式2-2及礦井塊段劃分圖，得各塊段地質儲量計算見下表2-3-1：表2-3-1礦井地質儲量計算表塊段名稱傾角/°面積/km2煤層厚度/m儲量核算/Mt7煤8煤A102.68548.05B151.38524.49C122.88552.10D810.085183.77資源總儲量308.41則礦井地質儲量：2.3.3礦井工業儲量計算礦井工業儲量是指在井田范圍內，經過地質勘探，煤層厚度與質量均合乎開采要求，地質構造比較清楚，目前可供利用的可列入平衡表內的儲量。礦井工業儲量是進行礦井設計的資源依據，一般也就是列入平衡表內的儲量。礦井工業儲量：地質資源量中探明的資源量331和控制的資源量332，經分類得出的經濟的基礎儲量111b和122b、邊際經濟的基礎儲量2M11和2M22，連同地質資源量中推斷的資源量333的大部，歸類為礦井工業儲量。儲量的分配探明儲量、控制儲量、推斷儲量按6：3：1分配，經濟基礎儲量、邊際經濟基礎儲量按90%、10%分配，次邊際經濟基礎儲量不計。各種儲量分配見表2-3-2：類別探明儲量/Mt控制儲量/Mt推斷儲量/Mt經濟儲量邊際儲量經濟儲量邊際儲量數量166.518.583.39.330.8合計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礦井可采儲量2.4.1井田邊界保護煤柱根據孔莊礦的實際情況，按照《煤礦安全規程》的有關要求，井田邊界內側暫留30m寬度作為井界煤柱，則井田邊界保護煤柱的損失按下式計算。（2-4）式中：P——井田邊界保護煤柱損失，萬t。H——井田邊界煤柱寬度，30m；L——井田邊界長度，17874m；m——煤層厚度，m；r——煤層容重，1.4t/m3；代入數據得：P=30×17874×13×1.4=9.8Mt2.4.2工業廣場保護煤柱工業廣場的占地面積，根據《煤礦設計規范中若干條文件修改決定的說明》中第十五條，工業場地占地面積指標見表2-4-1。表2-4-1工業廣場占地面積指標表井型/Mt·a-1占地面積指標/ha·0.1Mt-12.4及以上1.01.2～5～9～0.31.8礦井井型設計為1.2Mt/a，因此由表2-3-3可以確定本設計礦井的工業廣場為1.2km2。但是考慮到近些年來建筑技術的提高，建筑物不斷向空間發展，所以，工業廣場的面積都有縮小的趨勢，再加上本井田煤層埋藏較深，若取工廣煤柱較大會造成大量的工廣壓煤，所以本設計取0.70的系數，則工業廣場的面積約為0.84km2?！督ㄖ?、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規程》第14條和第17條規定工業廣場屬于Ⅱ級保護，需要留設15m寬的圍護帶。本設計選定工業廣場長為300m，寬為300m，新生界松散層厚度80~130m，平均110m，結合本礦井的地質條件及沖積層和基巖移動角（表2-4-2）采用垂直剖面法計算工業廣場的壓煤損失。表2-4-2地質條件及巖層移動角煤層傾角/°煤層厚度/m廣場中心深度/m/°δ/°γ/°β/°125.0-66041667066采用垂直剖面法計算所得各主采煤層工廣保護煤柱面積及壓煤量見下表2-4-3：表2-4-3各煤層工廣煤柱壓煤量計算表煤層厚度/m工廣煤柱面積/m2壓煤量/Mt7煤8.090173610.328煤5.0106307787.60合計17.92求得工業廣場總壓煤量為：17.92Mt采用垂直剖面法計算工業廣場壓煤示意圖如圖2-4-1所示圖2-4-17煤、8煤工業廣場保護煤柱計算示意圖2.4.3斷層保護煤柱井田8號煤層現已查明一條大斷層F1，其兩側各留30m保護煤柱，其次生斷層F2、F3、F4將井田南部部分劃為不可采區。故僅考慮斷層F1及斷層F4一側的保護煤柱，則其煤柱損失可由下式求得：（2-5）式中：Pf——煤柱損失，t；Li——斷層長度，m；m——13-1#煤層厚度，m；——煤層容重，t/m3。已知t/m3，7煤m，8煤m，代入（2-5）可得：2.4.4大巷保護煤柱取大巷保護煤柱的寬度為30m計算可得大巷保護煤柱總量為：2.14Mt綜上，礦井的永久保護煤柱損失量匯總見表2-4-4。表2-4-4永久保護煤柱損失量煤柱類型儲量/Mt井田邊界保護煤柱9.8斷層保護煤柱5.2大巷保護煤柱2.14工業廣場保護煤柱17.92合計礦井可采儲量礦井可采儲量是礦井設計的可以采出的儲量，可按下式計算：（2-6）式中：Zk——礦井可采儲量，t；Zg——礦井的工業儲量，302.2Mt；P——保護工業場地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大斷層等留設的永久保護煤柱損失量，30.4Mt；C——采出率；根據《煤炭工業礦井設計規范》2.1.4條規定：礦井的采出率，厚煤層不小于0.75；中厚煤層不小于0.8；薄煤層不小于0.85。本設計礦井8號煤層厚度為5.0m，屬于厚煤層，且為主采煤層，因此采區采出率選擇0.75。則代入數據得礦井設計可采儲量：

3礦井工作制度、設計生產能力及服務年限3.1礦井工作制度根據《煤炭工業礦井設計規范》2.2.3條規定，礦井設計宜按年工作日330d計算，每天凈提升時間宜為16h。礦井工作制度采用“三八制”作業，兩班生產，一班檢修。3.2礦井設計生產能力及服務年限3.2.1確定依據《煤炭工業礦井設計規范》第2.2.1條規定：礦井設計生產能力應根據資源條件、開采條件、技術裝備、經濟效益及國家對煤炭的需求等因素，經多方案比較或系統優化后確定。礦區規?？梢罁韵聴l件確定：（1）資源情況：煤田地質條件簡單，儲量豐富，應加大礦區規模，建設大型礦井，煤田地質條件復雜，儲量有限，則不能將礦區規模定得太大；（2）開發條件：包括礦區所處地理位置（是否靠近老礦區及大城市），交通（鐵路、公路、水運），用戶，供電，供水，建筑材料及勞動力來源等。條件好者，應加大開發強度和礦區規模，否則應縮小規模；（3）國家需求：對國家煤炭需求量（包括煤中煤質、產量等）的預測是確定礦區規模的一個重要依據；（4）投資效果：投資少、工期短、生產成本低、效率高、投資回收期短的應加大礦區規模，反之則縮小規模。3.2.2礦井設計生產能力本礦井井田范圍內煤層賦存簡單，地質條件較好，首采煤層平均厚度5.0m，煤層平均傾角12°，屬緩傾斜煤層，易于發揮工作面生產能力。全國煤炭市場需求量大，經濟效益好。結合本礦區的煤炭儲量，確定本礦井設計生產能力為1.2Mt/a。3.2.3礦井服務年限礦井可采儲量、設計生產能力和礦井服務年限三者之間的關系為：（3-1）式中：T——礦井服務年限，a；ZK——礦井可采儲量，200.6Mt；A——設計生產能力，1.2Mt/a；K——礦井儲量備用系數。礦井投產后，產量迅速提高，礦井各生產環節需要有一定的儲備能力。例如局部地質條件變化，使儲量減少；或者礦井由于技術原因，使采出率降低，從而減少了儲量。因此，需要考慮儲量備用系數。《煤炭工業礦井設計規范》第2.2.6條規定：計算礦井及第一開采水平設計服務年限時，儲量備用系數宜采用1.3～1.5。結合本設計礦井的具體情況，礦井儲量備用系數選定為1.5。把數據代入公式3-1得礦井服務年限：3.2.4井型校核按礦井的實際煤層開采能力，運輸能力，儲量條件及安全條件因素對井型進行校核：（1）煤層開采能力的校核井田內8號煤層為首采煤層，煤厚5.0m，為厚煤層，賦存穩定，厚度基本無變化。煤層傾角平均12°，地質條件簡單，根據現代化礦井“一礦一井一面”的發展模式，可以布置一個綜采大采高工作面來滿足井型要求。（2）運輸能力的校核礦井設計為大型礦井，開拓方式為立井兩水平開拓。井下煤炭運輸采用鋼絲繩芯膠帶輸送機運輸，工作面生產的原煤經膠帶輸送機到大巷膠帶輸送機運到井底煤倉，運輸連續、能力大，自動化程度高，機動靈活；井下矸石、材料和設備采用軌道運輸，運輸能力大，調度方便靈活。（3）通風安全條件的校核礦井采用中央并列式通風系統，抽出式通風方式，井田中央布置一中央風井，可以滿足通風要求。（4）儲量條件的校核根據《煤炭工業礦井設計規范》第2.2.5條規定：礦井的設計生產能力與服務年限相適應，才能獲得好的技術經濟效益。井型和服務年限的對應要求見表3-2-1。表3-2-1我國各類井型的礦井和第一水平設計服務年限礦井設計生產能力萬/t·a-1礦井設計服務年限/a第一開采水平服務年限煤層傾角<25°煤層傾角25°～45°煤層傾角>45°600及以上7035——300～5006030——120～2405025201545～90402015159～30各省自定由上表可知：煤層傾角低于25°，礦井設計生產能力為1.2～2.4Mt/a時，礦井設計服務年限不宜小于50a，第一開采水平設計服務年限不宜小于25a。本設計中，煤層傾角低于25°，設計生產能力為1.2Mt/a，礦井服務年限為111.4a，符合《煤炭工業礦井設計規范》的規定。針對8煤的本礦井設計，8煤一水平標高-660，可采儲量49.1Mt，服務年限27.3a，符合《煤炭工業礦井設計規范》的規定。4井田開拓4.1井田開拓的基本問題井田開拓是指在井田范圍內，為了采煤從地面向地下開拓一系列巷道進入煤體，建立礦井提升、運輸、通風、排水和動力供應等生產系統。這些用于開拓的井下巷道的形式、數量、位置及其相互聯系和配合稱為開拓方式。合理的開拓方式需要對技術可行的幾種開拓方式進行技術經濟比較才能確定。井田開拓具體有下列幾個問題需要確定：（1）確定井筒的形式、數目和配合，合理選擇井筒及工業廣場的位置；（2）合理確定開采水平的數目和位置；（3）布置大巷及井底車場；（4）確定礦井開采程序，做好開采水平的接替；（5）進行礦井開拓延深、深部開拓和技術改造；（6）合理確定礦井通風、運輸及供電系統。開拓問題解決的好壞，關系到整個礦井生產的長遠利益，關系到礦井的基建工程量、初期投資和建設速度，從而影響礦井經濟效益。因此，在確定開拓方式是要遵循以下原則：（1）貫徹執行國家有關煤炭工業的技術政策，為早出煤、出好煤、高產高效創造條件。在保證生產可靠和安全的條件下減少開拓工程量；尤其是初期建設工程量，節約基建投資，加快礦井建設。（2）合理集中開拓部署，簡化生產系統，避免生產分散，做到合理集中生產。（3）合理開發國家資源，減少煤炭損失。（4）要建立完善的通風、運輸、供電系統、創造良好的生產條件，減少巷道維護量，使主要巷道經常保持良好的狀態。（5）要適應當前國家的技術水平和設備供應情況，應為采用新技術、新工藝、發展采煤機械化、綜合機械化、自動化創造條件。（6）根據用戶需要，應照顧到不同媒質、煤種的煤層分別開采，以及其它有益礦物的綜合開采。4.1.1確定井筒形式、數目、位置1、井筒形式的確定井筒形式有三種：平硐、斜井、立井，各井筒形式優缺點比較及適用條件見表4-1-1。表4-1-1各井筒形式優缺點比較及適用條件井筒形式優點缺點適用條件平硐①環節和設備少、系統簡單、費用低②工業設施簡單③井巷工程量少，省去排水設備，大大減少了排水費用④施工條件好，掘進速度快，加快建井工期⑤煤炭損失少。受地形影響特別大有足夠儲量的山嶺地帶斜井與立井相比：①井筒施工工藝、設備與工序比較簡單，掘進速度快，井筒施工單價低，初期投資少②地面工業建筑、井筒裝備、井底車場簡單、延伸方便③主提升膠帶化有相當大提升能力，能滿足特大型礦井的提升需要④斜井井筒可作為安全出口。與立井相比：①井筒長，輔助提升能力小，提升深度有限②通風線路長、阻力大、管線長度大③斜井井筒通過富含水層，流沙層施工復雜。井田內煤層埋藏不深，表土層不厚，水文地質條件簡單，井筒不需要特殊法施工的緩斜和傾斜煤層。立井①不受煤層傾角、厚度、深度、瓦斯和水文地質等自然條件限制②井筒短，提升速度快，對輔助提升特別有利③當表土層為富含水層的沖積層或流沙層時，井筒容易施工④井筒通風斷面大，能滿足高瓦斯、煤與瓦斯突出的礦井需風量的要求，風阻小，對深井開拓極為有利。①井筒施工技術復雜，設備多，要求有較高的技術水平②井筒裝備復雜，掘進速度慢，基建投資大。對不利于平硐和斜井的地形地質條件都可考慮立井?？浊f礦為深井開采，低瓦斯礦井，煤層傾角不大，平均12°，為緩傾斜煤層，主采煤層8號煤埋深標高-300~-950m，表土層厚約110m，無流沙層，綜上適合采用立井施工。2、井筒位置的確定井筒位置選擇要有利于減少初期井巷工程量，縮短建井工期，減少占地面積，降低運輸費用，節省投資；要有利于礦井的迅速達產和正常接替。因此，井筒位置的確定原則：（1）沿井田走向的有利位置當井田形狀比較規則而且儲量分布均勻時，井筒的有利位置應在井田走向中央；當井田儲量呈不均勻分布時，應布置在儲量的中央，以形成兩翼儲量比較均勻的雙翼井田，可使沿井田走向的井下運輸工作量最小，通風網路較短，通風阻力小。（2）井筒沿井田傾斜方向的有利位置井筒位于井田淺部時，立井工程量較小，總石門工程量大，但第一水平投資較少，建井工期短；井筒位于井田中部時，立井工程量較大，石門較短，沿石門的運輸工程量較?。痪参挥诰锏南虏繒r，立井工程量最大，石門長度小，沿石門的運輸工作量不大。從井筒和工業場地保護煤柱損失看，井筒愈靠近淺部，煤柱尺寸愈小，愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田傾向方向中偏上的位置。（3）有利于礦井初期開采的井筒位置盡可能的使井筒位置靠近淺部初期開采塊段，以減少初期井下開拓巷道的工程量，節省投資和縮短建井工期。（4）地質及水文條件對井筒布置影響要保證井筒，井底車場和硐室位于穩定的圍巖中，應盡量使井筒不穿過或少穿過流沙層，較大的含水層，較厚沖積層，斷層破碎帶，煤與瓦斯突出的煤層，較軟的煤層及高應力區。（5）井口位置應便于布置工業廣場井口附近要布置主，副井生產系統的建筑物及引進鐵路專用線。為了便于地面系統間互相連接，以及修筑鐵路專用線與國家鐵路接軌，要求地面平坦，高差不能太大，盡量避免穿過村鎮居民區，文物古跡保護區，陷落區或采空區，洪水浸入區，盡量避免橋涵工程，尤其是大型橋涵隧道工程。（6）井口應滿足防洪設計標準附近有河流或水庫時要考慮避免一旦決堤的威脅及防洪措施?；谏鲜鲈瓌t，結合本礦井實際地質資料，本設計將主井井口定于工業場地內。該處表土層厚度約110m，地面平坦、無村莊，地面原始標高+33m。業場地位于井田中央及儲量中心，便于兩翼均衡開采，一水平投資少，建井工期短。3、井筒數目的確定為了滿足井下煤炭的提升，需設置一主井，輔助提升及進風設置一副井。因為用主井回風存在主井漏風嚴重的問題，所以不安排主井進回風；井田面積較小，埋深較大，邊界回風井僅能服務第一水平，不宜用邊界式通風，因此設置中央回風井，用于前后期回風。共計三個井筒。4.1.2階段劃分和開采水平的確定根據井田條件和《煤炭工業設計規范》的有關規定，本井田可劃分為3個階段，設置2個水平。開采水平劃分的依據：（1）具有合理的階段斜長合理的階段斜長要便于煤炭的運輸，便于輔助提升，方便行人。同時還要考慮要有合理的區段數目。（2）要有利于采區的正常接替為保證礦井均衡生產，一個采區開始減產，另一個新的采區應投入生產，必須提前準備好一個新采區。所以，一個采區的服務年限應大于一個采區的開拓準備時間。由此可見，階段斜長越長，采區儲量多，采區的服務年限就越長，越有利于采區的接替。（3）經濟上有利的水平垂高我國多年的生產建設實際表明，開采水平垂高過小，將造成嚴重的采掘失調。合理的加大開采水平垂高，可以增加水平儲量和服務年限，有利于集中生產，提高開采水平的生產能力，減少開采水平和同時生產的水平數目。故在運輸、通風、排水、巷道維護等技術條件能夠達到的情況下，可以適當加大水平垂高，減少水平數目?？紤]到技術和經濟的合理性，根據本井田條件和設計規范相關規定，本井田可劃分為1～3個水平，階段內準備方式以采區為主，局部可以采用帶區式。表4-1-2階段主要參數表水平劃分階段劃分階段斜長/m水平垂高/m水平實際出煤/萬t水平服務年限/a采區數目采區采出煤量/萬t第一水平第一階段152033049.127.31613.6225第二水平第二階段97615032.5318.012-第三階段8171208-4.1.3工業場地的位置工業廣場的選擇主要考慮以下因素：（1）盡量位于儲量的中心，使井下有合理的布局;（2）占地要少，盡量做到不搬遷村莊；（3）盡量布置在地質條件比較好的區域，同時工業廣場的標高要高于歷年最高洪水位；（4）盡量減少工業廣場的壓煤損失。根據以上原則及表2-4-1工業場地占地面積指標，確定地面工業場地的占地面積為8.4公頃，形狀為正方形，長為300m,寬為300m。4.1.4主要開拓巷道8號煤煤質較好，井田面積小，巷道服務年限不長，故可考慮煤層大巷和巖石大巷開拓。根據《采礦工程設計手冊》（2005年版）巖石大巷以布置在距煤層底板10~30m的巖性好的巖層中。煤層大巷開拓速度快、費用低，但維護費用較高。巖石大巷優點是巷道維護條件好，維護費用低，巷道施工能夠按要求保持一定方向和坡度；便于設置煤倉；可不留（或少留）護巷煤柱，煤的損失少；安全條件好。本礦井沿煤層走向布置兩條大巷，分別為軌道大巷和膠帶運輸大巷，不布置專用回風大巷。4.1.5開拓方案比較（1）提出方案根據以上分析及礦井的實際情況，現提出以下四種在技術上可行的開拓方案，分別如圖4-1-1～圖4-1-4所示。方案一：立井單水平加輔助水平開拓主、副井及回風井筒均為立井，布置于井田中央，設一水平及其輔助水平，一水平上山開采，輔助水平上下山開采，輔助水平大巷設在煤層中。如圖4-1-1。方案二：立井加暗斜井延伸兩水平開拓主、副井及回風井筒均為立井，布置于井田中央，暗斜井延伸，設兩水平。其中，一水平上山開采，二水平上下山開采。一水平通過石門與其水平巖石大巷相連通，二水平通過井底車場與二水平巖石大巷相連通，如圖4-1-2。方案三：立井兩水平開拓（巖巷）主、副井及回風井筒均為立井，布置于井田中央，立井延伸，設兩水平。其中，一水平上山開采，二水平上下山開采。兩水平均通過石門與上下水平巖石大巷相連通，如圖4-1-3。方案四：立井兩水平開拓（煤巷）主、副井及回風井筒均為立井，布置于井田中央，立井延伸，設兩水平。其中，一水平上山開采，二水平上下山開采。兩水平均通過石門與上下水平煤層大巷相連通，如圖4-1-4。1—主井2—副井3—中央風井4—水平主石門5—主下山圖4-1-1方案一：立井單水平加輔助水平開拓1—主井2—副井3—中央風井4—水平主石門5—暗斜井延伸圖4-1-2方案二：立井加暗斜井延伸兩水平開拓1—主井2—副井3—中央風井4—水平主石門5—二水平主石門6—巖石大巷圖4-1-3方案三：立井兩水平開拓（巖巷）1—主井2—副井3—中央風井4—水平主石門5—二水平主石門6—煤層大巷圖4-1-4方案四：立井兩水平開拓（煤巷）（2）技術比較以上所提四種方案中，方案一與方案二的井筒位置、數量和軌道大巷、回風大巷長度以及第一階段上山開采的采區和帶去布置總體一致。區別在于二、三階段的開拓延伸方案不同，方案一在一水平的標高上，采用下山延伸至標高-800的輔助水平，輔助水平大巷設置在煤層中，采用上下山開采；方案二在一水平的標高上，采用暗斜井延伸至標高-800的第二水平，第二水平大巷設置在巖層中，采用上下山開采。方案一、二中，區別在于方案二中有兩條暗斜井的延伸，這樣就增加了巖石巷道的掘進，使后期延伸費用加大；增加了設備的配備；維護費用；但其優點在于：①減少了大巷保護煤柱；②運輸系統干擾降低，各種運輸暢通；③由于是厚煤層開采，通風安全性提高，通風條件優化；④可以適當減少煤巷的維護，提高了煤炭采出率。方案三、四中，有所區別的是軌道大巷的布置。方案三中軌道大巷布置在巖層中，這樣就導致巖石掘進量高，開拓費用增加，開拓準備時間增加，但其優點突出：①維修費用低；②可以定向取直，有利于輔助運輸工具的使用；③安全性高；④保護煤柱少。有利于提高煤炭采出率。方案四中，軌道大巷布置在煤層中，掘進容易，速度快，費用低；開拓準備時間短。但后期的維護費用較高；保護煤柱損失大。（3）粗略經濟比較四種方案進行詳細的經濟比較步驟較多，因此，把相近的方案一和方案二，方案三和方案四先分開分別進行粗略的經濟比較，選出經濟上有明顯優勢的方案進行下一步的詳細經濟比較。各方案的粗略估算費用表見表4-1-3～4-1-7。表4-1-3方案一立井單水平加輔助水平開拓項目數量/10m基價/元費用/萬元合計/萬元初期基建費用主井表土段12.7188603239.52727388基巖段56.187051488.35副井表土段12.7168294213.73756.94基巖段56.196830542.2163中央風井表土段12.7188603239.52668.68基巖段49.387051429.16井底車場巖巷8041874334.992334.92主石門巖巷12.03185138.2238.22小計/萬元2488.51后期基建費用軌道下山煤巷10421290221.42運輸下山煤巷10421290221.42輔助車場巖巷4041874167.49軌道大巷煤巷24025310607.44運輸大巷煤巷24025310607.44小計/萬元1825.2基建費小計/萬元4313.72生產費用立井提升系數煤量/萬t提升高度/km基價元·t-1·km-1費用/萬元1.281630.6881.610782.99下山提升系數煤量/萬t提升距離/km基價元·t-1·km-1費用/萬元1.232530.500.42819.75排水涌水量/m3·h-1時間/h服務年限/a基價/元·h-1·m-3費用/萬元185792045.350.42657.87小計/萬元14260.63合計/萬元18574.34

表4-1-4方案二立井加暗斜井延伸兩水平開拓項目數量/10m基價/元費用/萬元費用/萬元初期基建費用主井表土段12.7188603239.52727.88基巖段56.187051488.35副井表土段12.7168294213.73756.95基巖段56.196830543.21中央風井表土段12.7188603239.53668.69基巖段49.387051429.16井底車場巖巷8041874334.99334.99主石門巖巷12.03185138.2238.22小計/萬元2526.732后期基建費用主暗斜井延伸巖巷10441438430.95副暗斜井延伸巖巷10441438430.95斜井車場巖巷6041874251.24軌道大巷巖巷24031851764.42運輸大巷巖巷24031851764.42小計/萬元2641.99基建費小計/萬元5167.72生產費用立井提升系數煤量/萬t提升高度/km基價元·t-1·km-1費用/萬元1.281630.6881.68166.48暗斜井提升系數煤量/萬t提升距離/km基價元·t-1·km-1費用/萬元1.232530.500.423255.12排水涌水量/m3·h-1時間/h服務年限/a基價元·h-1·m-3費用/萬元185792045.350.42657.87小計/萬元14079.48合計/萬元19247.2

表4-1-5方案三立井兩水平開拓（巖巷）項目數量/10m基價/元費用/萬元費用/萬元初期基建費用主井表土段12.7188603239.52727.88基巖段56.187051488.35副井表土段12.7168294213.73756.95基巖段56.196830543.21中央風井表土段12.7188603239.53668.69基巖段49.387051429.16井底車場巖巷8041874334.99334.99主石門巖巷12.03185138.2238.22小計/萬元2526.73后期基建費用主井延伸巖巷1587051130.57副井延伸巖巷1587051130.57二水平車場巖巷7041874293.11主石門巖巷115.131851366.60軌道大巷巖巷24031851764.42運輸大巷巖巷24031851764.42小計/萬元2450.48基建費小計/萬元4977.21生產費用一水平立井提升系數煤量/萬t提升高度/km基價元·t-1·km-1費用/萬元1.281630.6881.610782.99二水平立井提升系數煤量/萬t提升高度/km基價元·t-1·km-1費用/萬元1.232530.1041.6649.56排水涌水量/m3·h-1時間/h服務年限/a基價元·h-1·m-3費用/萬元185792045.350.42657.87大巷維護費系數數量/m服務年限/a基價/元費用/萬元1.2240027.120156.10小計/萬元13646.52合計/萬元19223.74表4-1-6方案四立井兩水平開拓（煤巷）項目數量/10m基價/元費用/萬元費用/萬元初期基建費用主井表土段12.7188603239.52727.88基巖段56.187051488.35副井表土段12.7168294213.73756.95基巖段56.196830543.21中央風井表土段12.7188603239.53668.69基巖段49.387051429.16井底車場巖巷8041874334.99334.99主石門巖巷12.03185138.2238.22小計/萬元2526.73后期基建費用主井延伸巖巷1587051130.57副井延伸巖巷1587051130.57二水平車場巖巷7041874293.11主石門巖巷115.131851366.60軌道大巷煤巷24026354632.50運輸大巷煤巷24026354632.50小計/萬元2186.60基建費小計/萬元4713.33生產費用一水平立井提升系數煤量/萬t提升高度/km基價元·t-1·km-1費用/萬元1.281630.6881.610782.99二水平立井提升系數煤量/萬t提升高度/km基價元·t-1·km-1費用/萬元1.232530.1041.6649.56排水涌水量/m3·h-1時間/h服務年限/a基價元·h-1·m-3費用/萬元185792045.350.42657.87大巷維護費系數數量/m服務年限/a基價/元費用/萬元1.2240027.135273.17小計/萬元13763.60合計/萬元19076.93

需要說明的是：（1）四種方案中，一水平的大巷布置相同，故粗略經濟比較時未進行比較。（2）本次費用估算基價在《開拓方案主要經濟數據及畢業設計制圖標準》（2008年版）中查得。（3）主、副井及風井布置在巖層中，維護費用較低，故未對比其維護費用的差別；（4）方案中相同部分未做比較分析，僅對不同之處進行了計算對比。兩種開拓方案的費用匯總見表4-1-7。表4-1-7四方案粗略比較匯總方案方案一方案二方案三方案四基建費用/萬元4313.725167.724977.214713.33生產費用/萬元14260.6314079.4814246.5214363.60合計/萬元18574.3419247.2019223.7419076.93百分比100%103.62%100.77%100%通過粗略經濟比較知，方案二基建費用略大于方案一，而生產維護費用小于方案一，兩者總費用相差不大，而由上節技術比較可知，方案二的技術優勢很大，故方案一、二中選擇方案二；方案三與方案四的總費用幾乎相同，且方案三在技術上的優勢明顯，故方案三、四中選擇方案三。方案二與方案三相比，方案一的基建費用及總費用高一些，而方案三的生產費用要高一些。因此，兩方案還需要通過詳細的經濟比較才能確定其優劣。（4）詳細經濟比較方案三和方案四的詳細經濟比較見表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項目方案二方案三初期主立井表土段127m基巖段(561+20)m表土段127m基巖段(561+20)m副立井表土段127m基巖段(561+10)m表土段127m基巖段(561+10)m井底車場800m800m運輸大巷2500m2500m軌道大巷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井底車場600m700m運輸大巷2400m2400m軌道大巷2400m2400m表4-1-9方案二立井加暗斜井延伸兩水平開拓項目數量/10m基價/元費用/萬元費用/萬元初期基建費用主井表土段12.7188603239.52727.88基巖段56.387051488.35副井表土段12.7168294213.73756.95基巖段56.296830543.21中央風井表土段12.7188603239.53668.69基巖段49.387051429.16井底車場巖巷8041874334.99334.99主石門巖巷12.03185138.2238.22軌道大巷巖巷25031851796.3796.3運輸大巷巖巷25031851796.3796.3小計/萬元4119.33后期基建費用主暗斜井延伸巖巷10441438430.95副暗斜井延伸巖巷10441438430.95斜井車場巖巷6041874251.24軌道大巷巖巷24031851764.42運輸大巷巖巷24031851764.42小計/萬元2641.99基建費小計/萬元6761.32生產維護費用立井提升系數煤量/萬t提升高度/km基價元·t-1·km-1費用/萬元1.281630.6881.68166.48暗斜井提升系數煤量/萬t提升距離/km基價元·t-1·km-1費用/萬元1.232530.500.423255.12排水涌水量/m3·h-1時間/h服務年限/a基價元·h-1·m-3費用/萬元185792045.350.42657.87暗斜井維護系數長度/m服務年限/a基價元·h-1·m-3費用/萬元1.2208027.135201.2大巷維護系數長度/m服務年限/a基價元·h-1·m-3費用/萬元1.2480027.126.8418.3小計/萬元14698.98合計/萬元21460.30表4-1-10方案三立井兩水平開拓（巖巷）項目數量/10m基價/元費用/萬元費用/萬元初期基建費用主井表土段12.7188603239.52727.88基巖段56.187051488.35副井表土段12.7168294213.73756.95基巖段56.196830543.21中央風井表土段12.7188603239.53668.69基巖段49.387051429.16井底車場巖巷8041874334.99334.99主石門巖巷12.03185138.2238.22軌道大巷巖巷25031851796.3796.3運輸大巷巖巷25031851796.3796.3小計/萬元4119.33后期基建費用主井延伸巖巷1587051130.57副井延伸巖巷1587051130.57二水平車場