中國礦業大學2008屆本科生畢業設計第1頁摘要本設計包括三個部分：一般部分、專題部分和翻譯部分。一般部分為荊各莊礦0.9Mt/a新井設計。老公營子煤礦位于內蒙古赤峰市東北部，交通便利。井田南北長約4.9km，東西長約2.2km，井田總面積為10.78km2。主采煤層為3號煤、4號煤，平均傾角為10°，煤層平均總厚為27.51m。井田地質條件較為簡單。井田工業儲量為7703.2萬t，礦井可采儲量5124.93萬t。礦井設計生產能力90萬t/a,服務年限為41a。礦井正常涌水量為85m3/h，最大涌水量為208m3井田為雙立井單水平上下山式開拓，水平標高為+210m,主井采用箕斗提升，副井裝備罐籠。大巷采用膠帶運輸機運煤，輔助運輸采用窄軌鐵路配合礦車運輸。礦井通風方式為中央邊界式通風。礦井年工作日為330d，工作制度為“三八”制。一般部分共包括10章：1.礦區概述及井田地質特征；2.井田境界和儲量；3.礦井工作制度及設計生產能力、服務年限；4.井田開拓；5.準備方式-帶區巷道布置；6.采煤方法；7.井下運輸；8.礦井提升；9.礦井通風與安全技術；10.礦井基本技術經濟指標。專題部分題目是：綜放工作面綜合防滅火機理及實施方法翻譯部分題目是：控制煤炭開采位置處的地下水污染的決策支持系統的發展關鍵詞：新井設計；井田開拓；采煤方法；綜采放頂煤ABSTRACTThisdesignconsistsofthreeparts:thegeneralpart,thespecialpartandtranslatedpart.ThegeneralpartisanewdesignofLaoGongYingZimine,0.9Mt/a.LaoGongYingZiminelinesinNortheastofChiFenginNeiMengGuprovince.Thetrafficofroadandrailwayisveryconveniencetothemine.TheN-Softheminefieldis4.9km,theW-Eisabout2.2km，theareais10.78㎞2.The3#coalseamand4#coalseamisthemaincoalseam,anditsdipangleis10degree.Thethicknessofthemineisabout27.51minall.Thegeologicalstructureofthisareaissimple.Theprovedreservesoftheminefieldare7703.2milliontons.Therecoverablereservesare5124.93milliontons.Thedesignedproductivecapacityis12milliontonspercentyear,andtheservicelifeofthemineis41years.Thenormalflowofthemineis85m3percenthourandthemaxflowofthemineis208mTheminefield’sonelevelthathas+210melevation,twoverticalshaftdevelopment,usingskipupgradeequipmentbelongingcage.Usingcoalbeltconveyor,auxiliarytransportusingnarrow-gaugerailwaytransportwithtub.Mineventilationcentralborderventilation.Theworkingsystem“three-eight”isusedintheJingGeZhuangmine.Itproduced330d/a.Thisdesignincludestenchapters:1.Anoutlineoftheminefieldgeology;2.Boundaryandthereservesofmine;3.Theservicelifeandworkingsystemofmine;4.developmentengineeringofcoalfield;5.Thelayoutofpanels;6.Themethodusedincoalmining;7.Transportationoftheunderground;8.Theliftingofthemine;9.Theventilationandthesafetyoperationofthemine;10.Thebasiceconomicandtechnicalnorms.Thespecialsubjectpartsoftopicsare"fullymechanizedcavingintegratedfirecontrolmechnismandinmpetution".ThetranslationpartofmaincontentsesDevelopmentofaDecisionSupportSystemforGroundwaterPollutionControlatCoal-miningContaminatedSites.Keywords：newdesignofmine；Minedevelopment；Miningmethod；fullymechanizedcaving;目錄一般部分：1礦區概述及井田地質特征……………………11.1礦區概述…………………11.1.1礦區的地理位置及交通………………11.1.2地形地貌………………11.1.3地表水系………………11.1.4氣候及地震……………21.1.5交通運輸………………21.2井田地質特征……………21.2.1井田地質………………21.2.2井田水文地質…………51.3煤層特性...…………………61.3.1煤層……………………61.3.2煤質…………………71.3.3瓦斯、煤塵和煤的自燃………………82井田境界和儲量………………102.1井田境界………………….102.2礦井工業儲量…...………102.2.1地質資源儲量計算……..……2.2.2工業儲量計算………112.2.3.設計儲量計算………122.2.4設計可采儲量計算……………..……133礦井工作制度、設計生產能力及服務年限…………………163.1礦井工作制度………….…………………163.2礦井設計能力及服務年…………………163.3.1確定依據……………163.3.2礦井設計生產能力…………………163.3.3礦井服務年限………163.3.4井型校核……………174井田開拓……………………184.1井田開拓的基本問題……………………184.1.1井硐的形式及數目的確定…………194.1.2井硐位置的確定……………………204.1.3工業場地位置、形式及面積…………224.1.4開采水平的確定……………………224.1.5運輸大巷和井底車場的布置..………224.1.6礦井開拓延深方案及階段劃分……..………………224.1.7方案比較……………234.2礦井基本巷道……………314.2.1井筒…..………………34.2.2井底車場………………..……………314.3主要開拓巷道巷道……….………………334.3.1主要開拓巷道………334.3.2巷道的支護方式5準備方式--采區巷道布置…………………425.1煤層的地質特征…………425.1.1煤層埋藏條件………425.1.2煤質與地質情況……………………425.2采區巷道布置及生產系統………………435.2.1采區數目及位置……………………435.2.2采區走向長度的確定………………435.2.3確定區段和區段數目………………435.2.4煤柱尺寸的確定……………………435.2.5采區上山布置………445.2.6區段平巷的布置5.2.7采區內工作面的接替順序…………455.2.8采區生產系統………455.2.9采區巷道的掘進方法………………455.2.10采區生產能力………465.2.11采區采出率…………465.3采區車場選型……………475.3.1采區上部車場選型5.3.2采區中部車場選型…………………485.3.3采區下部車場選型…………………485.3.4采區主要硐室………496采煤方法……………………516.1采煤工藝方式…………516.1.1采煤工藝的確定……………………516.1.2機械化程度…………526.1.3確定回采工作面長度、工作面推進方向和推進度…526.1.4工作面采煤、運煤機械的選型………536.1.5端頭支護及超前支護方式…………606.1.6采煤工藝……………..………………626.1.7各工藝過程安全注意事項…………636.1.8回采工作面噸煤成本………………646.1.9工作面勞動組織和作業循環圖表…………………666.2回采巷道布置……………676.2.1回采巷道布置方式…………………676.2.2回采巷道參數………687井下運輸………………………707.1概述………………………707.1.1井下運輸系統…………707.1.2運輸距離和貨載量……………………717.2采區運輸設備選擇………717.2.1設備選型選擇原則…………………717.2.2采區運輸設備選型及能力驗算………..……………717.2.3采區輔助運輸設備的選擇…………737.3大巷運輸設備選擇………757.3.1大巷運輸設備的選擇……………757.3.2運輸大巷設備運輸能力驗算………778礦井提升……………………788.1礦井提升概述……………788.2主副井提升……………788.1.1主井提升設備選型……………………788.1.2副井提升設備選型……………………799礦井通風……………………829.1礦井通風系統選擇………829.1.1礦井概況……………829.1.2選擇礦井通風系統原則……………829.1.3通風方法的確定……………………839.1.4確定礦井的通風方式………………839.1.5采區通風…………879.1.6工作面通風系統……………………889.1.7礦井通風網絡………909.1.8通風系統立體圖與網絡圖…………909.2礦井所需風量……….……949.2.1回采面所需風量的計算…………949.2.2掘進通風……………969.2.3掘進通風方式9.2.4礦井實際總需風量9.2.5礦井總風量及其分配………………999.2.6風速驗算……………1019.3全礦通風阻力的計算……….……………1019.3.1礦井通風阻力………1029.3.2礦井總風阻、等級孔計算…………1069.4礦井主要通風機選型……………………1079.4.1礦井自然風壓………1079.4.2主要通風機選型…………………1079.4.3電動機選型9.4.4礦井主要通風設備的配置及要求…………………1109.5防止特殊災害時期的安全措施…………11110礦井基本技術經濟指標…………………114專題部分：綜放工作面綜合防滅火機理及實施方法………………1161概述……………….…………1162煤炭自燃………………1162.1煤炭自燃及其發展過程….………………1092.2影響煤炭自燃的因素….…………………1182.2.1影響煤炭自燃的內在因素……1182.2.2影響煤炭自燃的外在因素……1192.3煤炭自燃傾向性的鑒定……………….…………………1212.3.1煤炭自燃傾向性測定方法……1212.3.2煤炭自燃危險程度和自燃發火期……………1222.4煤炭自燃的早期識別和預報……………….……………1222.4.1人的直接感覺………..………1222.4.2測定礦內空氣和圍巖溫度……1232.4.3測定礦內空氣成分的變化……1243煤炭自燃的預防………1253.1正確選擇開拓、開采方法….……………1263.2防止漏風…….……………1263.3均壓防滅火………………….……………1273.3.1開區均壓.…………..…………1283.3.2閉區均壓…………..……………1293.4預防性灌漿………………….……………1293.5阻化劑防火………………….……………1313.6采空區灑水（或注水）防火….……………1323.7巷道局部充填預防自燃…….……………1324礦內滅火………………1324.1直接滅火法….……………1324.1.1水滅火法………1324.1.2砂子或巖粉滅火………………1334.1.3泡沫滅火………1334.1.4注漿滅火………1334.2隔絕滅火法….……………1344.3聯合滅火法….……………1344.3.1灌漿滅火………1344.3.2調節風壓滅火…..……………1344.3.3惰性氣體滅火…………………1344.3.4凝膠………………..…………1365古山礦065-2綜放工作面綜合防滅火設計及實施方法………………1365.1井田概況….………………1365.2工作面概況….……………1375.3問題提出….………………1375.4065-2綜放工作面綜合防滅火設計….………….…….…1375.4.1回采前工作面防滅火設計……1375.4.2回采期間工作面防滅火設計…………………1395.4.3采前及回采期間、回風及運輸平巷的防滅火設計..………1436結論……………………143參考文獻………………………144翻譯部分：英文原文………………………145中文譯文………………………151致謝……………156

1礦區概述及井田地質特征1.1礦區概述1.1.1礦區的地理位置及交通老公營子煤礦位于元寶山露天礦與風水溝煤礦之間，元寶山煤田的北部，行政區劃屬赤峰市元寶山區風水溝鎮。礦井地理坐標為東經119°17′--119°24′，北緯42°22′--42°24′。礦井南部鄰元寶山露天礦和建昌營煤礦，東鄰平莊能源有限責任公司所屬的風水溝煤礦，井田西部邊界與元寶山四井井田邊界相鄰。礦區內路網交織，鐵路公路四通八達，國鐵京通線由井田東北邊緣通過，礦區內鐵路運煤專線已沿京通線并行至安慶溝站。并在元寶山站、風水溝站和安慶溝站分別建有煤炭裝車站或集裝站。本礦井距風水溝站約1.5Km，距元寶山區政府所在地平莊鎮約50Km，距赤峰市紅山區43Km，距元寶山火車站7.5Km。礦區內公路鐵路發達，上安公路橫貫井田南北，交通十分方便見圖1.1。圖1.1老公營子煤礦交通位置示意圖1.1.2地形地貌本礦井位于英金河北側的沖積平原之中，地形平坦，起伏不大，地表標高在482-490m之間。1.1.3地表水系本礦井西南1.5km處有英金河，由西北向東南流過。英金河發源于河北山區，西經元寶山北側轉向東南，流經元寶山露天礦中部，在東八家匯入老哈河。據赤峰市水文觀測站1972年經測得英金河最大洪水流量為2650m1.1.4氣象及地震本區為大陸性氣候，寒冷干燥，冬春季多西北風和西南風。最大風速33.3m/s，年最高氣溫42.5，最低氣溫－31.4，年最大降水量560.8mm，最小降水量208.1mm，年最大蒸發量2315.3mm，最小蒸發量1311.6mm，凍結期一般這11月至翌年4月，凍結深度最大可達2.01m。1.1.5交通運輸（1）鐵路礦區內有葉柏壽—赤峰鐵路和北京—通遼鐵路，兩條國鐵橫跨全礦區，此外還有礦區鐵路運煤專線縱橫交錯，礦區鐵路分別在平莊南站，元寶山站、馬林站和安慶溝站同國鐵接軌。礦區鐵路屬平煤公司運輸部，礦區運煤鐵路全長為110km，南部礦區鐵路以平莊南站為運輸中心，南起五家礦，經西露天礦、古山礦和六家礦向南與國鐵平莊南站接軌。北部礦區鐵路以元寶山站為中心，元寶山二、三、四井運煤專線均在元寶山站與國鐵接軌。紅廟礦運煤專線在馬林站與國鐵接軌，風水溝礦鐵路專線分別在安慶溝站和元寶山站與國鐵接軌。礦區內鐵路縱橫，以形成較為完善的鐵路運輸網。（2）公路礦區內有赤元、赤平、赤朝、雙平等黑色路面公路縱橫交織，形成了較為發達的公路交通網，由此可去往京、津、唐、沈、等大中城市，年貨運量超過3.0Mt。本井田位于風水溝礦西1.5km處，2003年已建成的上店—安慶溝公路自本礦井工業場地東北通過。公路運輸十分方便。1.2井田地質特征1.2.1井田地質（1）地層：井田內地層自下而上為侏羅系上統杏園組（ｊ43），元寶山組（ｊ53），白堊系下統孫家灣組（K1S），第四系下更新統（Q1）、中更新統（Q2），上更新統（Q3）和全新統（Q4）。含煤地層為侏羅系上統元寶山組（J53）。如圖1.2地質綜合柱狀圖所示。侏羅系杏園組（ｊ43）五家段：為一套紫紅色分選，磨園都不好的礫巖，稍夾紫紅色砂巖，礫石成份以中酸性火成巖為主，也含變質礫巖、膠結堅實，控制厚度為280米。含煤段，據鉆孔所見，為一套粗屑含煤沉積，由灰綠、灰及灰黑色礫巖、砂巖夾粉砂巖。含薄煤層十層，最厚0.3米，全層總厚230米。泥巖段：由灰黑、青灰、灰褐色泥巖夾灰白色薄層砂層組成，有時夾礫巖及泥灰巖，層理平整，斷口平坦或參差不齊，層厚200米左右，為一套湖泊沉積地層，含種子化石及軟體動物化石。元寶山組（可比阜新組ｊ53）本組分為三個沉積旋回，自下而上為：第一旋回由底部粗砂巖開始，至六煤煤組頂板泥巖沉積結束，其間沉積了11、10、9、8、7、6煤組，煤層集中于沉積旋回的上部，為量好的成煤期，厚200－260米。第二旋回由六煤上部的粗砂巖開始，至五煤組的頂板泥巖結束，此間只含有5組煤，厚100－200米。第三旋回由五煤組上部粗砂巖開始至一煤層頂界結束，此間含4、3、2、1等煤組，厚150米左右。三個旋回底部的粗砂巖，其巖性大體相同，為灰色，淺灰綠色，泥質膠結，松散易碎，無明顯層理，夾薄層石英質硬砂巖，在井區南部露天區為砂礫巖層、煤層，在煤層上下常有泥灰巖和菱鐵礦薄層，標志著還原環境的存在，旋回在東南角最明顯。一煤之上是一段灰、灰白、灰綠色的粉細砂巖互層為主的地層，含薄煤層或不含煤，厚130米。白堊系下統孫家灣組（K1S）以灰色礫巖為主，夾薄層砂巖或砂礫巖，砂泥質膠結，礫石成份較雜，有花崗巖、片麻巖、安山巖礫石。磨圓不好，分選較差，礫徑5－50毫米。不整于元寶山組地層之上，最大厚度277ｍ，區內22線以北大部分分布。新生界第四系（Q）1）下更新統（Q1）下部為冰磧、冰水堆積層，分布于英鎦金河河谷平原的東北之北半部，主要巖性為雜色半膠結泥質礫巖，卵石間夾亞粘土薄層，一般厚為2－15ｍ，埋深45－89ｍ，底板與基巖不整合接觸，中部為玄武巖，分布于英金河漫灘二級階地東北一帶。玄武巖灰色－灰黑色，上部風化，氣孔發育，下部質密堅硬，局部裂隙發育，最大厚度36.7ｍ，一般3－20ｍ，埋深37－46ｍ。上部為坡洪積、風積層，分布于占家窩鋪至下坎子一線附近，由棕黃色、棕紅色粘土、亞粘土組成，含鈣質結核及小礫石，厚度10－30ｍ。分布于山麓城角一帶，夾坡積洪積礫石層。2）中更新統（Q2）下部為冰磧、冰水堆積層，分布于河谷平原中的中下游，主要雜色棕黃色亞粘土充填的泥砂質礫石組成，分選差，礫經5-60mm,大者達100－200ｍｍ，一般厚2－30米。中部為坡洪積層，分布于北部小燒鍋地及板什圖一帶，由黃色、棕黃色亞沾土夾砂礫石透鏡體組成，厚10－15ｍ。3）上更新統（Q3）下部為沖洪積層，分布于整個河谷平原地帶，由園礫砂礫，卵石組成，夾細、中粒砂薄層，厚度5－42ｍ。中部為冰水堆積――湖積層，分布于二級階地范圍，由砂礫石及粘土薄層包裹體組成，巖性變化大，厚1－10ｍ，上部為風積層，分布于廣大的山坡及丘陵地帶，為風成黃土，顆粒均勻，厚度1－25ｍ。4）全新統（Q4）下部為沖積層，分布于河漫灘，一級階地及沖溝中，由砂、砂礫、亞粘土組成，厚0.5－8ｍ，中部為風積層，分布于二級階地上，呈不連續分布的活動性，半活動性砂丘，砂灘厚0.5－6ｍ。上部為坡積層，分布于山麓、坡角一帶，由黃土、亞粘土、亞砂土及碎石組成，厚0.5－3.0ｍ。（2）構造井田范圍地層在F9－F39斷層區間，大部分為單斜構造，走向近南北，傾向東、傾角8－10°，在F13－F9區域，屬被斷層存壞了的平緩背斜，且斷層較發育。井田內所見斷層均為正斷層，共26條。F1號斷層，從元寶山露天礦延伸經過本區直至小風水溝，長10余公里，斷層走向N30°E，傾向NW,傾角50－60°，落差大于500ｍ。F9號斷層，位于本井田西部，走向SN和N20°E，傾向NW65°,傾角60－70°，落差40－70ｍ，延長近2.0公里。F11號斷層位于井田西部，走向N10°E，傾向SE65°，落差50～140m,向北落差大，向南便小而尖滅，延長約2.0kmF22斷層，為邊界斷層，控制較差，可能有較大變化。具體見井田斷層特征表1.1。 表1.1主要斷層特征表 斷層名稱斷層性質走向傾向傾角(°)落差(m)延展長度(Km)F1正斷層N30°ENW50°500～60010F4正斷層N34°WNE70°0～400.3F5正斷層N10°WNE66～75°0～380.4F7正斷層N10°WNE0～38°60～750.4F9正斷層N20°ENW60～70°40～702F11正斷層N10°ESE64～69°50～1401.7F22正斷層N55°ESE65～70°20～600井田水文地質（1）含水層1）富水性強的第四系沖積孔隙潛水含水層。該層主要由沖洪積水作用形成的圓礫、卵石組成。礦區西南較厚，礦區東北方向該層逐漸變薄。含水層地下水位標高為＋463～＋468m，含水層厚6～30m，一般10～15m。滲透系數為332.82m/d，單位涌水量為153.751L/s.m.第四系含水層滲透性及富水性變化較大。2）玄武巖裂隙承壓含水層該含水層主要分布在21勘探線以北，一般平均厚度為21.76m。為灰綠色，裂隙孔隙發育，滲透系數為0.0178m/d，單位涌水量為0.0600751L/m.s，為本區弱含水層。該層在南部邊界與第四系含水層有水力聯系。3）煤系風化帶承壓含水層該含水層主要由風化的細、中、粗砂巖組成，單位涌水量為0.035691L/s.m，滲透系數為0.09471m/d。4）煤系砂巖孔隙、裂隙承壓含水層該含水層為本區煤層開采的主要含水層，主要由灰、灰白、灰綠色細、中、粗砂巖組成，多為泥質膠結，局部夾薄層礫巖及沙礫巖。本區平均厚度為145.64m，最大單層可達33.5m，最小0.1m。該層局部極為松散，容易發生涌水潰沙現象。滲透系數為0.00763～0.067m/d，單位涌水量為0.176～0.05291L/s.m。本層在淺部與第四系含水層有水力聯系。5）斷層水斷層帶滲透系數為0.00166m/d，單位涌水量為0.000238L/s.m，導水性弱。（2）隔水層在本礦區第四系砂礫石潛水含水層的下部、玄武巖的頂部普遍存在一層厚度為0～30m，一般厚度5～20m的粘土層，起到良好的隔水作用。在玄武巖的下部也有一層黃褐色，粉紅色的粘土層，厚度1～2m，同樣起到良好的隔水作用。（3）礦井充水因素本礦區內煤層埋深在150～500m左右，主采層埋深大部分在200米以下，埋深較大，加之第四系砂礫石強含水層下有粘土隔水層，且玄武巖層的下部也有隔水層，因此本區礦井的充水因素主要是煤層頂板的砂巖水，另外，由于基巖風化帶在淺部與第四系含水層有力聯系，淺部各煤組在露頭處接受第四系含水層補給，開采過程中需留設防水煤巖柱。本次設計采用的涌水量為：正常用水量85m3/h，最大涌水量為2（4）相鄰礦井涌水情況風水溝礦涌水特點為初期揭露時涌水量大，隨著時間的推移，涌水量減少，最后達到疏干。一采區+300m以上125.4m3/h，二采區+240m以上為83.2125.4m3/h。建昌營鎮0.30Mt礦井涌水量+280m以上為40-50m3/h，與預計涌水量相差較大。建昌營鎮鐵東煤礦涌水量+280m以上為30m3/h，不到預計涌水量的一半。根據計算本礦井+100m標高以上礦坑涌水量為75m3/h，-50m標高以上礦坑涌水量為180m3/h，經用比擬法計算，本設計采用擬建0.9Mt/a礦井正常涌水量為85m31.3煤層特性1.3.1煤層井田內共賦存有13個煤層，其中3、4煤層結構較簡單，煤層賦存較好，其它煤層為復煤層，結構復雜，最大可采煤層總厚度為72.42m，可采煤層平均可采煤層總厚度為27.51m，煤系地層平均厚550m左右，含煤系數為5%，本次礦井設計只針對3、4號煤層進行設計。煤層的賦存規律是所有煤組東南角最厚并作為一個可采的復煤層出現，沿地層走向既向西北方向逐漸分岔，越分越多，且厚度逐漸變薄，在傾向上由西至東，賦存由淺至深，煤層厚度由深至淺，厚度薄且逐漸分岔。3煤層：在7420、73152兩孔之間為一個可采煤層，煤層厚度平均為3.8m,本煤組發育較好，是首采區主要可采煤層。4煤層：再補21、73182、7677三孔連線的東南側為一個可采煤層，煤層厚度平均為3.8m,本煤組發育較好，同樣也是首采區主要可采煤層。5煤層：在補25、補7431、補33，三孔連線之東南側為一個可采復煤層，有1-2個分煤層，過連線向西北，分別岔出5-1煤層，在遠至補03、7675、不13孔分別岔出5-2煤層，致使煤層逐漸變薄，各分層間距逐漸拉開。6煤層：是本井田主要可采煤組，發育最厚且面積最大，在7651、補11兩孔連線之東南側為一個可采復煤層，越過此線向西北即逐漸分岔，一直岔為五個可采復煤層，即分別岔出6-1、6-2、6-3、6-4煤層，各煤層間距逐漸增大，而煤層厚度逐漸變薄，直至不可采。7煤層：在補21、73182、7651等孔連線處從6煤下部岔出，向西北逐漸分岔變薄至不可采，最大厚度3.73m。8煤層：由73159、741兩孔之間西北側開始從6煤底部岔出，一經岔出即遠離6煤，最大厚度7.26m，向西北岔出為8-1煤層，煤層間距變大，煤層變薄。井田各煤層厚度、層間距及頂底板巖性見表1.2。1.3.2煤質本礦井所采的原煤樣，顏色一般呈黑褐色，煤質堅硬，稍經風化后色呈灰黑色，條痕呈褐色，光澤為弱油脂狀和瀝青狀，風化后變為暗淡光澤，由于煤的煤巖組分以絲碳為主，所以易風化，發火點低，易于氧化自燃，煤的牌號為褐煤。煤的容重為1.24－1.33t/m3,平均為1.28t/m3。從本井田煤質變化規律分析，井田西南部煤層集中，夾矸少，灰份低，發熱量高，往西北部煤層變薄，夾矸增厚，灰份增高，發熱量變低，縱向上看，灰份隨各煤層賦存深度的增加而相應的逐步減少，發熱量而增高，由此可以看出，煤層越向深部煤的變質程度越高，越趨向淺部煤的變質程度越低。本井田煤的水份含量較高，最低12.89%，最高16.87%，平均為15.24%，揮發份大于40%，最高達42.33%，煤中腐植酸含量最高大于5.24%，粘結指數1-2，灰份最低為8.77%，最高達20.8%，平均為13.96%，為低灰-中灰份煤；硫份一般在1%左右，為低-中硫煤；磷的含量平均為0.024%，為低磷煤。煤的灰熔點；一般在1100-1250之間。本礦生產的大塊煤主要以民用煤為主，混煤供給電廠。電煤要求粒度小于50mm，生產原煤收到基低位發熱量15.58Mj/Kg，完全可以滿足電廠用煤要求。煤層編號可采厚度（m）層間距（m）容重（t/m3）傾角（°）頂板巖性底板巖性最小－最大最小－最大平均33.50－4.04141.335－12泥巖、細砂巖粗砂巖3.8018－3043.50－4.1281.323－12細砂巖粉砂巖3.8012－1051.20－1.5101.294－13泥巖、細砂巖泥巖、粉砂巖1.3055－8562.50－3.80191.262－17泥巖、砂巖細砂巖3.205－2471.30－3.73151.245－13泥巖、細砂巖細砂巖2.0118－3481.50－3.51101.242－13細砂巖細砂巖2.372－25 表1.2井田可采煤層特征表1.3.3瓦斯、煤塵和煤的自燃本井田個煤層甲烷含量小于10%，屬氮氣-沼氣帶，為低瓦斯礦井。煤層有爆炸危險性，屬易自燃煤，自燃發火期1-3個月。此區域根據4個鉆孔測溫試驗，初步證實屬地溫梯度異常區。另為，根據平莊煤業公司現有生產井各煤層回風風流中含有甲烷氣體，采區瓦斯相對涌出量為0.88-9.37m3/t，其中風水溝礦最大為3.14m3/t，元寶山三井為5.94m3圖1.2地質綜合柱狀圖2井田境界與儲量2.1井田境界在煤田劃分為井田時，要保證各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的開發。煤田范圍劃分為井田的原則為：（1）井田范圍內的儲量，要與煤層賦存情況、開采條件和礦井生產能力相適應；（2）保證井田有合理尺寸；（3）充分利用自然條件進行劃分，如地質構造（斷層）等；（4）合理規劃礦井開采范圍，處理好相鄰礦井間的關系。本礦井東部境界為F1斷層，斷距500m～600m；礦井西南部分別與建昌營煤礦0.30Mt/a、元寶山露天煤礦相鄰，西部以各煤層最低可采邊界為界。井田南北走向約4.9km，東西傾斜寬約2.2km，井田面積10.78k㎡，煤層傾角3°～12°，平均10°，屬于緩傾斜煤層如圖2.1。圖2.1井田賦存狀況示意圖2.2礦井工業儲量礦井儲量是在劃定的井田范圍內，根據勘探資料計算而得，是進行礦井設計和生產建設的依據。本井田內共可采煤13層，其煤組編號自上而下分別為：3-8號煤組，本礦只針對3號和4號煤層進行設計，其余煤層由于薄及地質條件復雜有些煤層不具有開采價值，本次設計不參與儲量計算，故礦井設計針對3、4號煤層進行儲量計算。本次礦井儲量計算是在精查地質報告提供的1：5000的煤層底板等高線上計算的，儲量計算可靠。井田范圍內的煤炭儲量是礦井設計的基本依據，根據（《礦井設計指南》中礦大出版社陳吉昌主編）計算礦井工業儲量。3號煤層和4號煤層，采用塊段法計算工業儲量。地質塊段法就是根據一定的地質勘探或開采特征，將礦體劃分為若干塊段，在圈定的塊段法范圍內可用算術平均法求得每個塊段的儲量。煤層總儲量即為各塊段儲量之和，每個塊段內至少應有一個以上的鉆孔。2.2.1地質資源儲量計算根據儲量計算公式（2.1）式中：z—地質儲量，萬t； S—井田面積，m2； M—厚度，m； γ—容重，1.35t/m3。本井田內主要可采煤層為3、4號，其平均厚度為3.8m。煤層傾角在10°左右。根據地質勘探情況，將礦體劃分為7個塊段，在各塊段范圍內，用算術平均法求得每個塊段的儲量，煤層總儲量之和。3號煤層和4號煤層儲量計算見表2.1表2.13、4號煤地質資源儲量塊段編號塊段投影面積（㎡）平均傾角（°）塊段實際面積（m2）平均厚度（m）煤層容重（T/m）塊段儲量（T）1726257.10548.5734323.00973.51.333418273.6122117841.8393.52121799.4233.81.3310723574.283449705.406118472848.24653.51.332201108.58841132063.961111153252.4573.51.33536839098881268654.4453.81.336411779.5676469060.070213481398.27683.51.332240908.97971873753.35191897109.9233.81.339587993.548總計39952028.76備注：同理老公營子礦4#煤儲量計算結果:38652028(T);礦井總儲量:78604056(T)2.2.2工業儲量計算工業儲量Zg=111b+2M11+122b+2M22+333k（2.2）Zg—工業儲量，萬t;111b—探明的經濟基礎儲量，萬t;2M11—探明的邊際經濟基礎儲量，萬t;122b—控制的經濟基礎儲量萬，t;2M22—控制的邊際經濟基礎儲量，萬t;333—推斷的資源量，萬t。k—系數，取k=0.8。Zg=111b+2M11+122b+2M22+333k=（3772.99+943．25+1886．50+471．62）+786.04×0.8=7703.20萬t礦井工業儲量計算見表2.2 表2.2工業儲量計算表(萬/t)工業儲量Zg探明的資源量（331）經濟基礎儲量（111b）3772.99邊際經濟儲量（2M11）943．25控制的資源量（332）經濟基礎儲量（122b）1886．50邊際經濟基礎儲量（2M22）471．62推斷的資源量（333）786.042.2.3設計儲量計算設計儲量Zs=Zg-p1-p2-pn（2.3）Zg—工業儲量，萬t;p1—井田邊界煤柱損失，萬t;p2—斷層邊界煤柱損失，萬t;pn—永久保護煤柱，注：永久保護煤柱包括村莊、公路、鐵路等保護煤柱損失，本礦井中無村莊、公路、鐵路故不用考慮。礦井煤柱留設方法見表2.3，斷層煤柱及井田邊界煤柱損失表見表2.4。Zs=Zg-p1-p2-pn=7703.20-469.27-469.27-0=6764.66萬t 表2.3煤柱留設方法表名稱留設方法工業廣場根據《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱與壓煤開采規程》第72條：工業廣場維護帶寬度為15m井田邊界邊界煤柱5斷層斷層煤柱每側50m大巷大巷煤柱每側30m 表2.4斷層煤柱及井田邊界煤柱損失表（萬/t）煤柱名稱煤柱損失量/萬t3號煤4號煤井田邊界275.43275.43斷層193.84193.84小計469.27469.27總計938.542.2.4設計可采儲量ZkZk=(Zs-p)*C（2.4）Zk—設計可采儲量，萬t;Zs—設計資源儲量，萬t;p—井筒、工廣、大巷煤柱損失，萬t;C—采區回采率；注：厚煤層不小于0.75，中厚煤層不小于0.80，薄煤層不小于0.85。故設計可采資源儲量Zk=(6764.66-358.5)×0.8=5124.93萬t 表2.5儲量匯總表單位：（萬/t）煤層工業儲量設計儲量設計可采儲量33915.403446.132614.4343787.903318.632510.50合計7703.306764.765124.93（1）工業廣場煤柱留設根據《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱與壓煤開采規程》第72條：工業廣場維護帶寬度為15m。根據《煤炭工業設計規范》，工業場地占地指標如表2.6。 表2.6工業場地占地指標表井型（萬t/年）240及以上120-18045-909-30占地指標（公頃/10萬t）1.0注：1.占地指標中包括圍墻內鐵路站線的占地面積；（2）在山區，占地指標可適當增加；（3）附近礦井有選煤廠時，增加的數值為同類礦井占地面積的30～40%；（4）占地指標單位中的10萬t指礦井的年產量。工業場地的布置應結合地形、地物、工程地質條件及工藝要求，做到有利生產，方便生活，節約用電。經設計驗算，礦井的設計生產能力為120萬t/年。根據上述規定，工業場地的占地面積應為13.5公頃。取南北400m,東西337m，的矩形工業場地，工業廣場布置在井田的中上部。根據地質巖性，參照地質資料，3號煤層平均傾角α＝10°，松散層厚度約為32.5m，松散層移動角Ψ=45°，走向基巖移動角：δ=75°，上山基巖移動角：γ=75°，下山基巖移動角：?=65°。用作圖法求出工業廣場保護煤柱量。工業廣場保護煤柱留設見下圖2.2。圖2.2工業場地保護煤柱由此根據上述已知條件，根據垂直剖面法所作的工業廣場保護煤柱，畫出如圖2.3所示的工業廣場保護煤柱的尺寸，并由圖可得出保護煤柱的尺寸為：Si=梯形面積=(上寬+下寬)×高/（2×cos10°）（2.5）S1=（594+647）×559/(2×cos10°)=352210m2S2=(600+647)×564/(2×cos10°)=357079m2則：工業廣場的煤柱量為：Zi=S×M×R（2.6）式中：Zi—工業廣場煤柱量；S—工業廣場面積；M—煤層厚度；取M=3.8mR—煤的容重；取R=1.33則：Z1=178.0萬tZ2=180.5萬t即工業廣場保護煤柱損失為：(352210+357079)×1.33/cos10°=358.5萬t3礦井工作制度、設計生產能力及服務年限3.1礦井工作制度按照《煤炭工業礦井設計規范》相關規定：確定礦井設計年工作日330d，工作制度采用“三八制”，每天三班作業，二班生產，一班準備，每班工作8h。礦井每晝夜凈提升時間為16h，這樣充分考慮了礦井的富裕系數，防止礦井因提升能力不足而影響礦井的增產或改擴建。因此本礦設計每晝夜凈提升時間為16h。3.2礦井設計生產能力及服務年限3.2.1確定依據《煤炭工業設計礦井設計規范》第2.2.1條規定：礦井設計生產能力，應根據資源條件、外部建設條件、回采對煤炭資源配置及市場需求、開采條件、技術裝備、煤層及采煤工作面生產能力、經濟效益等因素，經多方案的比較或系統優化后確定。礦區規模可依據以下條件確定：（1）資源情況：煤田地址條件簡單，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，則不能將礦區的規模定的太大。（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（包括煤種、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礦井設計生產能力老公營子煤礦井田資源儲量有限，煤層賦存穩定，頂底板條件好，斷層褶曲少，傾角小，厚度變化不大，開采條件較簡單，煤質為褐煤，交通運輸便利，初步確定礦井生產能力為0.9Mt/a。3.2.3礦井服務年限礦井服務年限必須與井型相適應礦井服務年限的計算公式為：（3.1）式中：T——礦井的服務年限，a；Zk——礦井的可采儲量，萬t；K——礦井儲量備用系數，取K=1.4；A——礦井設計生產能力，萬t/a。由第二章計算結果可知：礦井可采儲量為5124.93萬t，則礦井服務年限為：T=5124.93/(90×1.4)=41a40本礦井開拓方式為單水平上下山式開拓，水平服務年限即為礦井服務年限均為41a，經過礦井及水平服務年限的核算，二者均符合《煤炭工業礦井設計規范》之規定。3.2.4井型校核按礦井的實際煤層開采能力、輔助生產能力、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。井田內3、4號煤層平均3.8m，為厚煤層，賦存穩定，厚度變化不大。根據現代化礦井“一礦、一井、一面”的發展模式，可以布置一個一次采全高的工作面保產。（2）輔助生產環節的能力校核。礦井設計開拓方式為立井單水平上下山開拓，工作面生產的原煤經順槽膠帶輸送機到大巷輸送機運到井底煤倉，再經主井提升到地面，輔助運輸采用軌道，運煤能力和設備下放均可以達到設計井型的要求。（3）通風安全條件的校核。礦井煤塵無爆炸危險性，瓦斯涌出量不大，屬低瓦斯礦井。礦井采用邊界式通風方式，可以滿足通風需要。（4）礦井的設計生產能力與整個礦井的工業儲量相適應，滿足《煤炭工業礦井設計規范》的要求，因此最終確定礦井的生產能力為0.9Mt/a。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、位置、數目及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。井田開拓主要研究如何布置開拓巷道問題，具體有下列幾個問題需要認真研究。（1）正確的確定井筒的形式、數目和配置，合理選擇井筒及工業場地的位置。（2）合理確定開采水平的數目和位置。（3）布置運輸、回風大巷，井底車場及其它硐室。（4）正確劃分階段、盤區和采區合理確定階段高度和開采水平的數目。（5）正確確定礦井開采順序及其配采關系，做好采區和開采水平的接替，以保證礦井的均衡生產。（6）礦井開拓延深、深部開拓及技術改造。（7）確定礦井通風、運輸及供電系統。確定開拓問題，需要根據國家政策，綜合考慮地質、開采技術等諸多條件，經全面比較后才能確定合理的方案。在解決開拓問題時，應遵循下列原則：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）必須貫徹執行煤礦安全生產的有關規定。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狀態。5）要適應當前國家的技術水平和設備供應情況，并為采用新技術、新工藝、發展采煤機械化、綜掘機械化、自動化創造條件。6）根據用戶需要，應照顧到不同煤質、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井筒形式及數目的確定井筒形式可分為四種：立井開拓、斜井開拓、平硐開拓、綜合開拓。一般情況下，平硐最簡單，斜井次之，立井最復雜。平峒開拓方式是在地形為山嶺的礦區，利用水平巷道作為主要井筒的一類開拓方式。適用于地形條件合適，煤層賦存較高的山嶺、丘陵或溝谷地區，且便于布置工業場地和引進鐵路，上山部分的儲量大致能滿足同類井型水平服務年限要求。斜井開拓方式是利用傾斜巷道作為主要井筒的一類開拓方式。適用于井田內煤層埋藏不深，表土層不厚，水文地質情況簡單，井筒不需要特殊法施工的緩斜和傾斜煤層。立井開拓方式是利用垂直巷道作為主、副井筒的一類開拓方式，在我國得到廣泛應用。適用于煤層賦存較深或沖擊層較厚；水文復雜，井筒需要用特殊方法施工，多水平開采的傾斜煤層；立井開拓的適應性很強，一般不受煤層傾角、厚度、瓦斯、水文等自然條件限制，技術上也比較可靠，當地質條件不利于平硐或斜井開拓時均采用立井開拓方式。綜合開拓方式是主要井筒用不同井筒形式進行開拓的方式。其主要目的是根據礦井環境、開采條件、設備供應情況，發揮利用不同井筒形式的優勢，因地制宜的進行井筒形式的最佳組合，以適應礦井生產的需要。平硐開拓的優點是：井下煤炭運輸不需要轉載即可由平硐直接外運，因而運輸環節和設備少、系統簡單、費用低;平硐地面工業設施簡單，不需結構復雜的井架、絞車房和硐口車場;無需在平硐內設水泵房、水倉等硐室，減少許多井巷工程，省去排水設備，排水費用大大減少預防井下水災較為有利;平硐施工條件較好，掘進速度快，可加快礦井建設;不留或少留工業場地煤柱，煤柱損失少。平硐開拓的不足之處是受地形及埋藏條件限制，只有在地形條件合適，煤層賦存較高的山嶺、丘陵或溝谷地區，且便于布置工業場地和引進鐵路，上山部分的含量大致能滿足同類井型水平服務年限要求時，都應采用平硐開拓。斜井開拓與立井開拓相比井筒施工工藝、施工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；地面工業建筑、井筒裝備、井筒裝備、井底車場及硐室都比立井簡單，井筒延深施工方便，對生產干擾少，不易受底板含水層的威脅；主提升膠帶有相當大的提升能力，可滿足特大型礦井主提升的需要；斜井井筒可作為安全出口，井下一旦發生透水事故等，人員可迅速從井筒撤離。其缺點是：斜井井筒長，輔助提升能力小，提升深度有限；通風路線長、阻力大，管線長度長；斜井井筒通過富含水層、流砂層施工技術復雜。對井田內煤層埋藏不深，表土層不厚，水文地質情況簡單，井筒不需特殊法施工的緩斜和傾斜煤層，一般可采用斜井開拓。立井開拓不受煤層傾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然條件的限制。在采深相同的條件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，對輔助提升特別有利，井筒通風斷面大，可滿足高瓦斯、煤與瓦斯突出礦井需風量的要求，且阻力小，對深井開拓更為有利;當表土層為富含水的沖積層、流砂層時，立井井筒比斜井容易施工;對地質構造和煤層產狀均特別復雜的井田，能兼顧井田淺部和深部不同產狀的煤層。立井開拓主要缺點是：井筒施工技術復雜，需用設備多，要求有較高的技術水平，井筒裝備復雜，掘進慢，基本建設投資大。當井田的地形地質條件不利于采用平硐或斜井開拓進都可考慮采用立井開拓。對于煤層賦存較深或沖積層厚、水文地質情況比較復雜或多水平開采急斜煤層的礦井，一般都應采用立井開拓。對于傾斜長度大的井田，采用立井多水平開拓對較合理的兼顧淺部和深部的開采，也較為有利。本礦井井田內第四系地層較厚，一般在40-70m，井筒穿過的第四系地層主要由砂層、礫石層以及土層組成。其中局部含夾粘土薄層，水文地質情況較復雜，砂礫層為強含水層，含水豐富，厚度9.99m，總厚為74m,疏水后易形成流砂，會給井筒施工帶來難度，根據上述情況，采用立井施工，表土段必須采用特殊施工方法，表土段采用凍結法施工，凍結深度為100m，深入基巖層大于10m。因此，綜合以上因素并結合該礦的實際情況，采用斜井開拓不合理，確定井筒的形式為立井。礦井采用一對立井開拓：主立井采用箕斗提煤；副立井采用罐籠提升矸石，升降人員、設備、材料且兼作進風井。副立井內安裝梯子間，作為一個安全出口。在井田邊界開鑿風井一個，主要回風、內設梯子間作為一個安全出口。4.1.2井筒位置的確定井筒是井下與地面出入的咽喉，是全礦井的樞紐。井筒位置的選擇對于建井期限、基本建設投資、礦井勞動生產率以及噸煤生產成本都有重要影響，因此，井筒位置一定要合理選擇。選擇井筒位置時要考慮以下主要原則：（1）有利于井下合理開采1）井筒沿井田走向的有利位置當井田形狀比較規則而儲量分布均勻時，井筒沿井田走向的有利位置應在井田的中央；當井田儲量分布不均勻時，井筒應布置在井田儲量的中央，以形成兩翼儲量比較均衡的雙翼井田，可使沿井田走向的井下運輸工作量最小，通風網絡較短，通風阻力小。應盡量避免井筒偏于一側，造成單翼開采的不利局面。2）井筒沿煤層傾向的有利位置在傾向上井筒宜布置在中偏上的位置，同時考慮到減少煤損，盡量讓工業廣場保護煤柱圈住一些影響生產的地質構造和斷層。（2）有利于礦井初期開采選擇井筒位置要與選擇初期開采區密切結合起來，盡可能使井筒靠近淺部初期開采塊段，以減少初期井下開拓巷道工程量，節省投資和縮短建井期。（3）盡量不壓煤或少壓煤確定井筒位置，要充分考慮少留井筒和工業廣場保護煤柱，做到不壓煤或少壓煤。為了保證礦井投產后的可靠性，在確定井筒位置時，要使地面工業場地盡量不壓首采區煤層。（4）有利于掘進與維護1）為使井筒的開掘和使用安全可靠，減少其掘進的困難及便于維護，應使井筒通過的巖層及表土層具有較好的水文、圍巖和地質條件。2）為加快掘進的速度，減少掘進費用，井筒應盡可能不通過或少通過流沙層、較厚的沖積層及較大的含水層。3）為便于井筒的掘進和維護，井筒不應設在受地質破壞比較劇烈的地帶及受采動影響的地區。（5）井筒位置還應使井底車場有較好的圍巖條件，便于大容積硐室的掘進和維護。（6）便于布置地面工業場地井口附近要布置主、副生產系統的建筑物及引進鐵路專用線。為了便于地面系統之間互相聯接，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，專用線短，工程量小及有良好的技術條件，應盡量避免穿過村鎮居民區、文物古跡保護區、陷落區或采空冒落區、洪水侵入區；要盡量少占農田、果園經濟作物區，盡量避免橋涵工程，尤其是大型橋涵隧道工程。為考慮長期運輸的行車安全和管理，要盡量避免與公路或其他農用道路相交，力求使接軌點位于編組站配線一側。另外，井口標高應高于歷年的最高洪水位；還要考慮風向的影響，防止污染。總之，選擇井筒位置要統籌井田全局，兼顧前期和后期、地下與地面等各方面因素。不僅要考慮有利于第一水平，還應兼顧其他水平，適當考慮井筒延伸的影響。通過以上分析，考慮到老公營子礦實際情況：為了減少煤柱損失，縮短，平衡井田北、南兩翼的運輸和通風系統，主副井布置在井田儲量的中央，以形成兩翼儲量比較均衡的雙翼井田。礦井通風方式為邊界式，在井田邊界布置一個風井。4.1.3工業場地位置、形式及面積（1）布置要求1）井田兩翼儲量基本平衡；2）工業廣場應充分利用地形，有良好的工程地質條件，且避開高山、低洼和采空區，不受崖崩滑坡和洪水威脅；3）工業廣場宜少占耕地，少壓煤；4）水源、電源較近，礦井鐵路專用線短，道路布置合理。（2）工業場地位置結合以上要求，根據井筒位置，工業場地的布置在井田走向的中央。工業廣場形式與面積見第二章相關內容。4.1.4開采水平的確定本礦井主采煤層為3、4號煤層，3、4號煤層傾角平緩為3°—12°，平均為10°，為緩傾斜煤層。表土層標高+480m，煤層標高+420m，煤層埋藏最深處達+20m，垂直高度達400m。井田走向長度平均走向長4.9km，傾斜長2.2km，煤層傾角平均10°，故設計為單水平上下山式開拓，水平標高+210m，采區式開采，3、4號煤層生產能力為：可采儲量5124.93萬t，服務年限41a。4.1.5運輸大巷和井底車場的布置（1）運輸大巷的布置由于本井田煤層埋藏比較淺，設計主采3煤層厚度3.5-3.8m，4煤層3.5-3.8m，運輸大巷為上下山服務為便于維護和使用，使大巷不受煤層開采的影響，兼顧井底車場的位置，將運輸大巷、軌道大巷分別布置在4煤層底板以下8m和14（2）井底車場的布置由于井底車場一般要為整個礦井服務，服務年限長，故要布置在較堅硬的巖層中，且與大巷要相符，即布置在4煤層底板下方。4.1.6礦井開拓延深方案及階段劃分礦井開拓延伸一般有立井和暗斜井延深，立井延伸時，可以充分利用原來的各種設備和設施，提升系統單一，轉運環節少，經營費用低，管理費用較方便。但采用這種方法延伸時，井筒同時擔任生產和延伸任務，施工與生產相互干擾，立井接井時礦井將短期停產，延伸兩個井筒施工組織復雜，為延伸井筒需要掘進一些臨時工程，延伸后提高增加，能力下降。采用暗斜井延伸時，原有的井筒的位置、水平的劃分，上山的或上下山開采同時生產和延伸相互干擾較小，其缺點是增加了提升運輸環節和設備。結合本礦井實際情況，本礦井地質水文條件較好，煤層賦存較穩定，煤層傾角在10°左右，瓦斯及涌水量均不大，所以本設計經過以下方案比較采用單水平上下山開拓方式。階段的開采水平垂高應以合理的階段垂高為前提，并使開采水平有合理的服務年限，有利于礦井水平和采區的接替，還要有較好的技術經濟效果。本礦井上部邊界標高為+440m，下部邊界標高為+20m，全礦井垂直標高為420m，根據大型礦井對階段垂高的要求，本設計礦井的階段垂高為200m。但就目前的生產技術水平而言，大型礦井的階段垂高最大已達到350m，階段斜長最大已達到4.1.7方案比較（1）提出方案借鑒我國現有高產高效礦井及國外生產礦井的經驗，結合本井田實際情況特提出以下四種開拓方案：圖4.1方案一立井單水平上下山開拓（井筒位于中央）圖4.2方案二立井單水平上下山開拓（井筒位于邊界）圖4.3方案三立井雙水平上山開拓圖4.4方案四立井雙水平上山暗斜井延深開拓方案一：立井單水平上下山開拓（井筒位于井田中央）如圖4.1主井、副井和風井均為立井，主、副井布置在井田的中央，井口標高為+480m，初期井筒直接延伸至水平，水平標高為+210m，風井位于井田上部邊界，通風方式采用中央邊界式通風方式，膠帶運輸大巷、輔助運輸大巷均布置在4號煤層的底板中，沿煤層走向布置，方案二：立井單水平上下山開拓（井筒位于井田邊界）如圖4.2主井、副井和風井均為立井，主、副井布置在井田的邊界，井口標高為+480m，井筒直接延伸至水平，一水平標高為+210m，通風方式采用中央邊界式通風方式，膠帶運輸大巷、輔助運輸大巷均布置在4號煤層的底板中，沿煤層走向布置，方案三：立井雙水平上山開拓如圖4.3主井、副井和風井均為立井，主、副井布置在井田的中央，井口標高為+480m，初期井筒直接延伸至第一水平，一水平標高為+210m，后期井筒通過立井延伸至第二水平，二水平標高為+20m。一、二水平采用上山開采。風井位于井田上部邊界，通風方式采用中央邊界式通風方式。膠帶運輸大巷、輔助運輸大巷均布置在4號煤層的底板中，沿煤層走向布置，方案四：立井雙水平上山暗斜井延深如圖4.4主井、副井和風井均為立井，主、副井布置在井田的中央，井口標高為+480m，井筒直接延伸至水平，水平標高為+210m，后期井筒通過暗斜井延伸至第二水平，二水平標高為+40m，兩個水平全部采用上山開采。風井位于井田上部邊界，通風方式采用中央邊界式通風方式，膠帶運輸大巷、輔助運輸大巷均布置在4號煤層的底板中，沿煤層走向布置，（2）經濟比較：以上所提出的四種方案，井筒形式均采用雙立井開拓，大巷布置均相同，區別在于井筒位置和開采水平數目不同，以及部分基建、生產費用不同。在下面就四種方案在經濟方面作一粗略比較。詳見表4.1、4.2、4.3、4.4、4.5。表4.1方案一立井單水平上下山開拓（井筒位于井田中央）項目數量(10m)基價(元)費用(萬元)費用(萬元)基建費用(萬元)①主井開鑿表土段10117696117.70157.25基巖段192082039.56②副井開鑿表土段10188266188.27354.10基巖段1797552165.84③井底車場巖巷220475201045.441045.44④小計1556.80生產費用(萬元)⑤立井提升系數煤量(萬t)提升高度(km)基價(元/t.km)2934.341.252700.291.6⑥排水涌水量(m3)時間(h)服務年限(年)基價(元/t.km)2091.752088760410.28⑦大巷運輸系數煤量(萬t)平均運距(km)基價(元/t.km)1328.041.252700.60.35⑧小計6354.12合計⑨費用(萬元)7910.92表4.2方案二立井單水平上下山開拓（井筒位于井田邊界）項目數量(10m)基價(元)費用(萬元)費用(萬元)基建費用(萬元)①主井開鑿表土段10117696117.70159.34基巖段202082041.64②副井開鑿表土段10188266188.27363.86基巖段1897552175.59③井底車場巖巷220475201045.441045.44主石門巖巷12033000396.00396.00④小計1964.64生產費用(萬元)⑤立井提升系數煤量(萬t)提升高度(km)基價(元/t.km)2934.341.252700.291.6⑥排水涌水量(m3)時間(h)服務年限(年)基價(元/t.km)2091.752088760410.28⑦大巷運輸系數煤量(萬t)平均運距(km)基價(元/t.km)1328.041.252700.60.35⑧小計6354.12合計⑨費用(萬元)8318.76表4.3方案三立井雙水平上山開拓項目數量(10m)基價(元)費用(萬元)費用(萬元)基建費用(萬元)①主井開鑿表土段10117696117.70190.57基巖段352082072.87②副井開鑿表土段10188266188.27519.94基巖段3497552331.68③井底車場巖巷220475201045.441045.44④小計1755.95生產費用(萬元)⑤立井提升系數煤量(萬t)提升高度(km)基價(元/t.km)第一水平1.252700.291.62934.34第二水平1.214480.451.61251.07⑥排水涌水量(m3)時間(h)服務年限(年)基價(元/t.km)2091.752088760410.28⑦大巷運輸系數煤量(萬t)平均運距(km)基價(元/t.km)1.252700.60.351328.04⑧小計7605.20合計⑨費用(萬元)9361.14表4.4方案四立井雙水平暗斜井延深開拓項目數量(10m)基價(元)費用(萬元)費用(萬元)基建費用(萬元)①主井開鑿表土段10.00117696117.70157.25基巖段192082039.56②副井開鑿表土段10188266188.27354.10基巖段1797552165.84井底車場巖巷220475201045.441045.44⑤小計1556.80生產費用(萬元)⑥立井提升系數煤量(萬t)提升高度(km)基價(元/t.km)1.252700.291.62934.34斜井提升1.214480.180.42131.36⑦排水涌水量(m3)時間(h)服務年限(年)基價(元/t.km)2091.752088760410.28⑧一水平皮帶運輸系數煤量(萬t)平均運距(km)基價(元/t.km)1.252700.60.351328.04二水平石門運輸1.214480.130.490.36⑨小計6575.84合計⑩費用(萬元)8132.64表4.5開拓方案匯總表方案方案一方案二方案三方案四名稱立井單水平上下山開拓（井筒位于井田中央）立井單水平上下山開拓（井筒位于井田邊界）立井雙水平上山開拓立井雙水平暗斜井延深基建費用(萬元)1556.801964.641755.951556.80生產費用(萬元)6354.326354.327605.206575.84合計(萬元)7910.928318.769361.148132.40百分比100.00105.161