城郊井田毕业设计

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1、 中国矿业大学2006届本科生毕业设计 第 8 页1 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1地理位置与交通城郊井田位于河南省永城市境内，覆盖城关乡、城厢乡的全部及侯岭、双桥、十八里、蒋口乡的一部分。南北长约8.3km，东西宽约4.95km，勘探面积约44km2。矿井北临陈四楼井田，南接新桥井田，地理坐标为：东经11617301162521，北纬335352340035。图111 城郊矿交通位置图井田内地势平坦、交通方便。永城市西北至陇海铁路商丘东站约95km，夏邑东站62km；东北至京沪铁路徐州车站约100km，东南至宿州车站约75km，距京九铁路的亳州车站55km，且均有柏油公路相通

2、。乡村之间公路相通（见图111）。1.1.2地形地貌城郊井田位于淮河冲积平原的东部 ，地势平坦，海拔标高为+30m，微向东南倾斜。区内新生界松散沉积物广泛分布，厚度一般为100m左右。工业广场标高+35.0m。1.1.3主要河流城郊井田内地表水系不发育，仅有淮河支流的沱河从本区北中部自西向东流过，沱河源于商丘北侧响河，雨季流量剧增，旱季干涸无水，属季节性河流。实测最高洪水位标高+29.79m，（1963年8月9日），年平均水位标高+26.39m，最大流量384m3/s（1963年8月9日），年平均流量一般为12m3/s。其上游永城市段常年关闸蓄水，致使下游断流无水。本区地处中纬34附近，属半干

3、旱、半湿润季风型气候，蒸发量大于降雨量，干湿差大，四季分明。年平均气温14.3 ，日最高气温41.5，日最低气温为-23.4。年平均降水量962.9，年最大降水量1518.6，年最小降水量556.2。大气降水量多集中在78月份，可占全年降水量的50%以上，年蒸发量1808.9。永城地区受地震影响不大，地震烈度小于6度。1.2井田地质特征1.2.1质构造城郊井田位于北北东向的永城隐伏背斜的西翼中段，北北东向断层构造居主导地位，其次是近东西向构造，局部发育有北西向构造。总体构造特征是以宽缓褶皱为主，伴随一定数量的断裂构造，且多集中在表现明显的背、向斜两侧。见图121城郊井田构造纲要图。1）褶皱构造

4、井田内褶皱构造除柏窑背斜与蒋阁向斜比较紧密外，其余均属褶幅不大的隆起和凹陷。主要有：四里禅向斜、柏窑背斜。2）断裂构造井田地层走向为北北东向，中部、北部由于受小褶曲的影响，呈波状起伏，走向变化较大。地层产状总趋势向南西西方向倾斜，地层倾角一般在815,褶皱和断裂构造呈北北东向和近东西展布。本井田精查勘探时在44km2范围内组合大小断层5条，其中较大的断层有3条，井田东北部即以一大断层为界。总之，整个井田以近北北东向断层构造居主导地位，其次是近东西向构造，局部发育有北西向构造。总体构造特征是以宽缓褶皱为主，伴随一定数量的断裂构造。晚古生代中基性岩浆岩活动比较强烈，并对煤层有一定的破坏作用。图12

5、1 城郊井田构造纲要图 1.2.2文地质条件新生界松散层划分为四个含水层组及四个隔水层组，由于新生界底部砂层少，富水性又弱，与基岩之间有平均厚44.29m的粘土隔水层，对矿床一般无充水影响。煤层顶板砂岩裂隙水是矿床主要直接充水的水源，但由于井田内砂岩富水性很弱，渗透性差，径流滞缓，补给源不足，故对将来的矿床开采一般不会造成太大的威胁。太原组上段灰岩是开采二2煤层的间接充水含水层，二2煤底板下距K3（L11灰岩，平均厚1.64m）平均距离50m，距L8灰岩（平均厚10.49m）平均距离80m，L8上距L11一般平均在30m左右，其间又有泥岩，砂质泥岩相隔，基本无水力联系，因此，如不受断裂构造影响

6、，正常情况下不会造成突水。本井田断层富水性微弱，具有一定的隔水性能，一般情况下不会发生大导水威胁。综上所述，本井田是一个与外部水力联系微弱，补给不足的较完整的独立水文地质单元，开采煤层远离地表水体，无流水影响，间接充水岩层“灰岩”虽然单位涌水量较大，局部在断层处有与煤层对接的可能性，如留好煤柱，远离断层，一般是不会突水的，本矿井水文地质，工程地质条件属中等类型。矿井正常涌水量380m3/h，考虑上段灰岩突水，最大涌水量为420m3/h。1.2.3 地温井田内地温仅随深度的增加而增加。井田的平均地温梯度为2.67 /100m，从地温梯度看，浅部地温梯度较高，深部地温梯度较低。从二煤组煤层、三煤组

7、煤层地温等值线图上看出，等温线与煤层底板等高线基本平行，二煤组煤层-500m以浅的地温一般低于30C，-600m以深的地温除井田东南部小面积低温区外，一般为一级高温区。在3127孔（F3断层西侧）-700m以深地段，地温大于31，为一级高温区，其余地段地温一般低于31。1.3煤层特征1.3.1煤层埋藏条件煤层走向为东西走向，北高南低，平均倾角为8，其中上部煤层更加平缓，倾角只有2度到5度，下部煤层倾角较大，有10度左右。煤层上部露头深度大约有30m。本井田的主要含煤地层有下二叠统山西组（P1s）及下石盒子组（P1 x），两组煤系地层总厚度平均172.17m，煤层总厚度平均9.22m，总的含煤系

8、数为5.93%。下二叠统山西组（P1s）含二煤组，由13个分层组成，分层编号从下至上分别为二1、二2、二3，合并为2#煤，煤层平均总厚度为2.95m，含煤系数为3.8%。下石盒子组（P1x）含三煤组，由47个分层组成，分层编号从下至上分别为三1、三21、三、三3、三4、三5、三6及三7，合并为3#煤，煤层总厚度为4.18m，含煤系数为9.0%。井田内二2、三1、三、三4煤层为可采煤层，详见煤层情况一览表。1.3.2煤质二2煤层属低灰分，特低硫，特低磷，高发热量，易选的优质无烟煤。三1煤层以富灰分为主，特低硫，特低磷，中等发热量，中等难选的无烟煤。三22和三4煤层为中灰分，特低硫，特低磷，中高发

9、热量，中等可选性的无烟煤。各可采煤层中贫煤数量较少，除它的发热量量稍高于无烟煤外，其它煤质特征与无烟煤相似。二2煤层为无烟煤，首先可作为化工用煤，包括气化用煤及发生炉煤气用煤和化肥用煤，其次作为动力用煤及民用燃料等。三煤组各层煤可用于发电，水泥工业及民用，详见可采煤质特征表。1.3.3煤层顶底板三煤组煤层直接顶板，底板主要为薄层状泥岩，砂质泥岩，局部为粉砂岩，抗压强度一般小于600kg/cm2（局部大于600kg/cm2），稳定性差，管理有一定困难。二煤组煤层直接顶，底板多为细中粒砂岩，厚层状泥岩（厚度一般大于5m），局部为砂质泥岩或落层状泥岩，抗压强度一般大于600kg/cm2 ，岩石的完整

10、性，稳定性较好，顶板易于管理，底板一般不易发生底鼓。1.3.4瓦斯、煤尘等井田中各煤层沼气含量一般小于0.5cm3/g，属低沼气矿井。各煤层均无煤尘爆炸危险。各煤层均属不自燃发火煤层。116表131 煤层情况一览表煤组号煤层编号煤分层数煤厚最小最大平 均(m)间距最小最大平 均(m)夹矸层数可采情况含煤系数煤层稳定性三煤组三710.200.500.380不可采9.0%不稳定0.6221.024.10三610.121.200.530不可采不稳定0.4314.293.75三5120.201.170.5701偶见可采点不稳定0.9014.406.57三4130.053.551.4502大部可采较稳定

11、0.409.354.10三310.20.950.30不可采不稳定0.5215.214.32三22121.54.624.1801可采较稳定（31线以南稳定）0.205.811.52三2110.200540.340不可采不稳定0.576.812.67三1120.32.031.0501大部可采较稳定偏不稳定表132 可采煤质特征表煤层编号煤质牌号原 煤精 煤Ad(%)St.d(%)Qnet.ad(MJ/kg)Ag(%)Vr(%)Cc(%)Hr(%)三22WY13.6834.0420.10(83)0.231.470.62(57)18.130.627.5(76)2.4513.368.04(72)6.30

12、9.538.36(67)90.6393.6992.23(40)3.524.433.93(40)TR16.7926.3020.72(11)0.420.610.54(7)24.629.327.5(11)4.3611.887.89(11)9.9711.4410.55(11)90.4091.9591.14(9)3.814.494.16(9)二2WY8.6435.6714.41(178)0.141.050.498(8)20.732.428.5(155)2.5011.536.23(147)5.629.867.80(145)91.0395.2992.76(98)3.244.203.78(101)TR13.3

13、215.0114.35(4)0.101.000.49(8)29.630.429.9(4)3.978.966.58(4)10.0310.7210.41(5)90.5291.7091.23(3)3.944.194.05(3)二煤组二310.20.400.301.405.102.910不可采3.8%不稳定二2120.327.682.9501全区可采稳定23.0140.0830.47二1120.250.550.4001不可采不稳定 中国矿业大学2006届本科生毕业设计 第 13 页 2 井田境界与储量1.1井田境界2.1.1井田境界在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得

14、到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：1）井田范围内的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；2）保证井田有合理尺寸；3）充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；4）合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。根据以上原则，矿井井田北以F6断层及人为边界为界，西部以F10断层为界，并有煤层露头，煤层露头约4.70km，东南方向均以人为边界为界。2.1.2井田特征井田内部有南北走向F4、F48及F16三条断层将井田隔断，整个井田面积约44km2,由于开采上限为煤层露头，故无扩大的可能；煤层下部边界有待继续进一步的勘探，尚有扩大的可能。井田走向较长，最大走向长度为7.55

15、km,走向最小长度5.65km,平均走向长度6.86km；井田倾向较长，最大倾向长度只有9.24km，最小倾向长度3.54km，平均为6.45km，井田大致呈梯形分布。煤层上部较平缓，近水平分布，下部煤层倾角较小，最小为2，煤层最大倾角为12，整个井田煤层倾角约8。2.2 矿井工业储量本矿井设计只对2#、3#煤层进行开采设计，主采煤层为3#煤，其中2#煤层厚2.95m，3#煤层厚4.18m。边界露头线为-260m，-740m以下的煤炭储量尚未探明，作为矿井的远景储量。本次储量计算是在精查地质报告提供的110000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，

16、煤炭工业储量是由煤层面积、容重及厚度相乘所得，其公式一般为：Zg=SMR （211）其中：Zg矿井的工业储量，t； S 井田的倾斜面积，km2； M煤层的厚度，m； R 煤的容重，t/m3，取R=1.45 t/m3。则：Zg=44106（4.18+2.95）1.45/cos8 =454894000/cos8t=45936.45万t其中，3#煤层Zg3=44 1064.181.45/cos8=26930.49万t 2#煤层Zg2=441062.951.45/cos8=19005.96万t煤层最小可采厚度为2煤层，2.95m。2.3 矿井可采储量2.3.1边界煤柱边界煤柱可按下列公式计算Z1=LB

17、MR （221） 其中： Z1边界煤柱损失量，m； L边界保护煤柱宽度，m； B边界长度，m； M煤层厚度，m； R煤的容重，t/m3，取R=1.45t/m3。井田边界煤柱按一侧40m的宽度留置，总长度为27km。则井田的边界煤柱为： Z1=2710340（4.18+2.95）1.45 =1116.56t2.3.2断层保护煤柱断层两侧保护煤柱由于水大以及落差较大，可按每侧40m宽度留置，井田内有断层三条，长度分别为3.9Km，2.5Km和3.2Km，因此断层保护煤柱损失量为： Z2=（3.9+2.5+3.2）10340（4.18+2.95）1.452= 793.99 万t2.3.3工业广场煤柱

18、根据煤炭工业设计规范第5-22条规定：工业广场的面积为0.81.1平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为300万吨/年，则30（0.81.1）=2.43.3，在此取工业广场占地面积为30公顷，即30万m2。所以取工业广场的尺寸为550m550m的正方形（见图221所表示）。在计算矿井可采储量时，工业广场保护煤柱可按井田工业储量的5%留置，因此工业广场的煤柱量为：表2.3.1工广、村庄保护煤柱设计参数 650m41.8m35m15m841707064.4工业广场保护煤柱面积为1234475m2，即煤柱损失量为：Z3=1234475（4.18+2.95）1.45/cos8 =12888045t

19、=1289万t2.3.4煤层露头保护煤柱基岩面有一定的松散层含水层覆盖时，防水安全煤岩柱的垂高Hf，应等于导水带裂缝高度和Hl与保护层高度Hb之和，如下图所示： 1：裂隙带边界 2：冒落带边界 3：采空区Hb：保护带高度 Hl ：冒落带垂高 Hf：防水煤柱全高Hf = Hl+ Hb冒落带高度计算：Hm -冒落带最大高度，mM - 煤层厚度或采高，mK -岩石碎胀系数，K=1.3 - 煤层倾角保护层厚度选取：覆岩岩性中硬，松散层底部粘性土层厚度大于累计采厚，所以累计采厚，n：煤层分层数所以露头煤柱宽度为（14.07+14.26）/tg8 =201.58 202m保护煤柱损失煤量为Z4=20247

20、001.457.13/cos8 = 991.12万t2.3.5保护煤柱总量合计煤柱为P =Z1+Z2+Z3+Z4=1116.56+793.99+1289+991.12=5198.49万t其中P3#=3047.64万tP2#=2150.83万t综合以上计算，则矿井的可采储量按下式计算： Zk=(Zg-P) C （221）其中：Zk-矿井的可采储量，t； Zg-矿井的工业储量，t； P -保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱损失量，t； C -采区采出率。现在分煤层计算可采储量：3#煤层 Z3# = (Zg3-P3#) C3#=（26930.49-3047.64）75%

21、= 18312.14万t2#煤层 Z2# = (Zg2-P2#) C2#=（19005.96-2150.83）80%= 14434.11万t则：Zk = Z2#+Z3#=18312.14+14434.11=32746.25万t即矿井可采储量为32746万吨。后附矿井分水平储量分配表，详见表221。 表221 矿井分水平储量分配表开采水平工业储量（万t）可采储量（万t）服务年限（a）-700水平24303.8117325.2140.95-800水平21632.6415421.0436.92合计45936.4532746.2577.87 中国矿业大学2006届本科毕业论文 第 14 页 中国矿业大

22、学2006届本科生毕业设计 第 34 页 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，“四六”制作业（三班生产，一班检修），每日三班出煤，净提升时间为16小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井设计生产能力的确定矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、开采条件、设备供应及国家需煤等因素确定。针对城郊矿的实际情况：地质构造相对较简单，储量丰富，煤层赋存较稳定，为近水平煤层（倾角8），主采3#煤层，平均厚度为4.18m；瓦斯涌出量较小和水涌出量中

23、等，采用综合机械化的开采方法。所以根据以上条件，确定本矿井的年设计生产能力为300万t/年。3.2.2井型校核下面按矿井的实际煤层开采能力，及辅助生产环节的能力、储量条件及安全条件等因素对井型进行校核。1）矿井开采能力校核矿井的开采能力取决于回采工作面和采区的生产能力，根据本设计第四章矿井开拓及第六章采煤方法可知，该矿井由于煤层地质条件好，主采煤层3#煤煤层较厚，可布置一个综采工作面保产，煤层开采能力能满足矿井设计生产能力。2）辅助生产环节的能力校核本设计的矿井为大型矿井，开拓方式为立井两水平开拓。主井采用2对20t底卸式提升箕斗，提升能力大，能满足提升方面的要求。大巷采用胶带输送机运煤，运输

24、能力很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。辅助运输2.0吨矿车运输，机动性强。井底车场采用卧式车场，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瓦斯涌出量为0.5m3/t，属于低瓦斯矿井。煤尘无爆炸性危险。水文地质条件简单，涌水量中等（380 m3/h）。矿井通风在第一水平初期时采用边界式通风，通风系统简单，有专门的风井回风，可以满足通风的要求。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/(AK) （321）其中：T 矿井的服务年限

25、，a； Zk矿井的可采储量,t ； A 矿井的设计生产能力，300万t/a； K 矿井储量备用系数，取1.4。则：T =32746.25/（3001.4）=77.87a5）第一水平服务年限校核由本设计第四章井田开拓可知，第一水平的可采储量为17325.21万t，那么第一水平的服务年限的计算公式为：t=Zk1/(AK) （322）其中：t 矿井第一水平的服务年限，a； Zk1矿井第一水平的可采储量,t ； A 矿井的设计生产能力，300万t/a； K 矿井储量备用系数，取1.4。则： t =17325.21/（3001.4）=40.95a不同矿井设计生产能力时矿井服务年限如表321所表示。表32

26、1 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限矿井设计生产能力 矿井设计服务年限 第一水平设计服务年限煤层倾角（Mt/a）（a）456.0及以上80403.05.070351.22.4602025200.450.950252015由表321可知，矿井的开采服务年限完全符合规范的要求，第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求。4 井田开拓井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充资料，具体体现在总体设计合理原则，将主要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程。其中包括确定，主、副井和风井的井筒形式、深度、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采（带）区划分以及开

27、采顺序与通风运输系统。4.1井田开拓的基本问题4.1.1井筒形式、数目的确定1） 井硐形式的确定平硐、斜井与立井开拓的优缺点比较平硐开拓的优点是运输环节少，设备少，系统简单，费用低，但受地形及埋藏条件限制，只适用于赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地带，并且要便于布置工业场地。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、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延深施工方便，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，

28、人员可迅速从井筒撤离。与立井开拓相比，斜井开拓的缺点是：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，管线长度长；斜井井筒通过富含水层、流砂层施工技术复杂。对井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需特殊法施工的缓斜和倾斜煤层，一般可采用斜井开拓。根据自然地理条件、技术经济条件等因素，综合考虑城郊矿的实际情况：（1） 表层土较厚，淮河冲积形成，风化严重；（2） 地面标高平均+30m左右，煤层埋藏较深，距地面垂深在400860m之间；（3） 矿井年设计生产能力为300万t/a，为大型矿井。综上所述，矿井只能采用立井开拓。根据矿井提升的需要与本矿的地质条件及煤矿安全

29、规程的规定，在本井田的中上部设立主副井筒各一个。主井用来提升煤炭，副井用来运送人员、材料、矸石及通风等。本矿井的瓦斯含量不大，属于低瓦斯矿井，矿井通风容易。同时考虑到井田走向较长，确定第一水平初期采用中央边界式通风，第一水平后期即第二水平在工业广场打一风井，以保证矿井的正常通风。4.1.2井筒位置的确定1）井筒位置的确定原则（1）有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门的工程量要尽量少；（2）有利于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区要尽量少迁村或不迁村；（3）井田两翼的储量基本平衡；（4）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破坏带、煤与瓦斯突出煤层或

30、软弱岩层；（5）工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水的威胁；（6）工业场地宜少占耕地，少压煤；（7）水源、电源较进，矿井铁路专用线短，道路布置合理。2）井筒位置的确定考虑以上井筒位置确定原则，并结合矿井实际情况，最终确定主、副井筒位于井田的中上部，有利于减少矿井保护煤柱损失；同时，便于第二水平井筒延深。风井井口位置的选择应在满足通风条件的前提下，与提升井筒的贯通位置最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。本矿井第一水平主要采用中央并列式通风，故将风筒布置在工业广场保护煤柱内，从而减少了煤柱的损失。综合以上因素，结合矿井实际情况，提出本矿井

31、井筒布置位置如下：表411 井筒位置坐标井筒名称XYZ副井37573003943990035主井37574003943980035中央风井37571003943970035西北风井376070039439400354.1.3工业广场的位置、形状和面积的确定工业场地的选择主要考虑以下因素：（1） 尽量位于储量中心，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较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪水位；（4） 尽量减少工业广场的压煤损失。根据以上原则和本矿井的实际情况，工业广场与主副井筒布置位置相同，其面积及保护煤柱的大小详见第二章内容，工业广场面积约3

32、0公顷，定为550m550m的正方形。加维护带宽度15m，即565m565m。4.1.3开采水平的确定本矿井煤层露头标高-260m，煤层埋藏最深处达-860m，垂直高度达600m，而450以上煤的储量很少，所以采用两水平加一辅助水平开采。根据煤炭工业设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为150200m，针对于本矿井的实际条件，决定煤层的阶段垂高为100m左右。对于本矿井开采水平的确定，可考虑划分为两个水平。第一水平标高为-700m，第二水平标高为-800m或-860m。延深方式既可以选择立井延深，也可以选择暗斜井延深；大巷可以采用全岩巷布置，也可采用全煤巷布置。4.1.4井田开拓的方案本井

33、田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：（1） 本井田煤层埋藏较深，煤层可采线在-260m，最深处到-860m，区内新生界松散沉积物广泛分布，厚度一般为100m左右。（2） 煤层倾角较小，平均倾角只有8，为近水平煤层，并且下部煤层更加平缓。（3） 可采煤层为2#煤和3#煤，3#煤平均厚度4.18m，2#煤平均厚度2.95m，总厚度7.13m，两煤层间距为80m。（4） 本矿地表地势平坦，且多为农田，无大的地表水系和水体，平均标高为+35m。综上，提出以下四个方案：方案一：立井两水平，一水平-700m，二水平-860m，暗斜井延深方案二：立井两水平，一水平-700m，二水平-860m，直接延深

34、方案三：立井两水平，一水平-700m，二水平-800m，暗斜井延深方案四：立井两水平，一水平-700m，二水平-800m，直接延深四种开拓方案的开拓示意图见图411所表示。4.1.5方案比较1） 粗略经济比较这四种方案在技术上都是可行的，都参加经济比较，所需费用粗略估算如表412所表示。表411 各方案粗略估算费用表方案项目方案一方案二基建费用（万元）主暗斜井115010500.0001=120.75主副井 2160300010-4=96.00副暗斜井1150115010-4=132.25石门114080010-4=91.20主副斜井井底车场（300+500）90010-4=72井底车场100

35、090010-4=90.00小计325小计277.2生产经营费用（万元）斜井提升1.213957/1.41.150.48=6630.60立井提升1.213957/1.4（0.86+0. 035）0.6=6424.21立井提升1.213957/1.47350.6210-4=5451.40石门运输1.213957/1.411400.381=5196.10排水3802436546.5/1.4（0.62+0.127）10-4=2100.7排水3802436546.5/1.40.1525=1686.10小计14155.7小计13306.41总费用总计14480.7总计13583.61百分率106%100

36、%表412 各方案粗略估算费用表方案项目方案三方案四基建费用（万元）主暗斜井开凿 718105010-4=75.39主副井开凿2100300010-4=60.00副暗斜井开凿718115010-4=82.57石门71280010-4=56.96主副斜井井底车场（300+500）90010-4=72.00井底车场100090010-4=90.00小计229.96小计206.96生产经营费（万元）斜井提升1.211076.90.7180.5=4771.93立井提升1.211076.9（0.8+0.35）0.6=6659.43立井运输1.22411076.90.7350.62=6057.29石门运输

37、1.211076.90.7120.381=3605.82排水3802436537（0.063+0.127）10-4=2340.15排水38024365370.152510-4=1878.28小计13169.37小计12143.53总费用总计13399.33总计12350.49百分率108%100%方案一与方案二的区别在于大巷是煤巷布置，还是岩巷布置，因此相同部分可不做比较。煤巷具有掘进速度快，容易施工，掘进费用低，便于机械化作业，且掘进中可以进一步探明煤层变化情况和地质构造等优点，只要留置足够的保护煤柱，维护是完全不成问题的。相比之下，岩巷则工程量大，掘进施工困难，掘进慢，掘进费用高。由此可以

38、确定选取方案一。方案三与方案四的区别同上，经过比较后，选取方案三。余下的方案一、方案三在技术上均属可行，具体采用那个方案，要经过详细的经济比较才能确定。2）详细经济比较对方案一和方案三的建井工程量、生产经营工程量、基建费和经济比较结果分别比较，见表413，表413，表416，表417所表示。表413 建井工程量 项目方案二方案四初期主井井筒/m735+20735+20副井井筒/m735+20735+20井底车场/m10001000运输大巷52104850后期主井井筒/m160100副井井筒/m160100井底车场/m10001000主石门/m1140712运输大巷/m79508800采区上山/

39、m213500方案二方案四项目工程量项目工程量（万tkm）（万tkm）一水平一水平区段121.2363.670.21=1527.37区段121.2519.5170.21=2181.94 区段221.2363.660.21=1309.17 区段221.2519.5160.21=1870.24 区段321.2363.650.21=1090.98 区段321.2519.5150.21=1558.53区段421.2363.640.21=872.78区段421.2519.5140.21=1246.82 区段521.2363.630.21=654.58 区段521.2519.5130.21=935.12

40、区段621.2363.620.21=436.39 区段621.2519.5120.21=623.41区段721.2363.610.21=218.20区段721.2519.5110.21=311.71 二水平区段121.2606.130.21=1090.98 区段221.2606.120.21=727.32 区段321.2606.110.21=363.66区段421.2606. 110.21=363.66 区段521.2606.120.21=727.32 区段621.2606.130.21=1090.98大巷及石门运输（万tkm）（万tkm）一水平1.213387.96.2=99605.98一水

41、平1.212285.76.2=91405.61二水平1.29969.363.5=75966.07二水平1.211076.97.0=93045.9表414 生产经营工程量 立井提升（万tkm）立井提升（万tkm）一水平1.213387.90.700=11245.84一水平1.212285.70.700=10319.99二水平1.29969.30.860=10288.32二水平1.211076.90.800=10633.82维护运输大巷（万元am） （万元am）采区上山1.27217508.4910-4=24.96采区上山1.272175012.1210-4=35.631.2262135012.1

42、210-4=47.130二水平大巷维护1.2（1550+1950+1550）21.1110-4+1.21350（21.11+12.12）10-4=18.181.2（2250+1500+2050+1400）36.9210-4=31.90排水万m3万m3一水平3802436544.6310-4=14856.43一水平3802436540.9510-4=13631.44二水平3802436533.210-4=11051.62二水平380243653710-4=12316.56表915 基建费用表方案方案二方案四项目工程量单价费用工程量单价费用时期（m）（m）（元m-1）（万元）（m）（元m-1）（万

43、元）前期主井井筒7553000226.57553000226.5副井井筒7553000226.57553000226.5井底车场100090090100090090运输大巷48508003884850800388小计931931后期主井井筒160300048100300030副井井筒160300048100300030井底车场100090090100090090主石门114080091.271280056.96运输大巷79508006368800800704采区上山213508002160小计1129.2910.96共计2060.21841.96 表916 生产经营费方案二方案四项目工程量单价

44、费用项目工程量单价费用（万tkm）（元/tkm）（万元）（万tkm）（元/tkm）（万元）运输提升运输提升一水平一水平区段一1527.370.432659.82区段一2181.940.431940.42区段二1309.170.451590.44区段二1870.240.453847.22区段三1090.980.508554.22区段三1558.530.503783.94区段四872.780.642560.32区段四1246.820.641799.21区段五654.580.756494.86区段五935.120.756706.95区段六436.390.772336区段六623.410.771480

45、.65区段七218.200.830181区段七311.710.830258.27二水平区段一1090.980.656715.68区段二727.320.751546.22区段三363.660.832302.57区段四363.660.832302.57区段五727.320.751546.22区段六1090.980.656715.68小计6505.604816.66方案二方案四项目工程量单价费用项目工程量单价费用（万tkm）（元/tkm）（万元）（万元）大巷及石门大巷及石门一水平99605.980.37537352.24一水平91405.610.37534277.10二水平75966.070.362

46、27499.72二水平93045.90.36533775.66小计64851.96小计68052.76立井提升立井提升一水平11245.840.657309.80一水平10319.990.656707.99二水平10288.320.414218.21二水平10633.820.444678.88小计11528.01小计11386.87运输费合计82849.5784256.29维护采区上山及大巷万am万am采区上山24.9635873.6采区上山35.63351247.0547.13351649.55二水平大巷18.1830545.4二水平大巷31.9030957小计3068.552204.05排

47、水费一水平14856.430.12471852.60一水平13631.440.12471699.84二水平11051.620.15251685.37二水平12316.560.13501662.74小计3537.973362.58总计89456.0989822.92表417 费用汇总表 方案项目 方案二方案四费用百分率费用百分率（万元）（%）（万元）（%）初期建井费931100%931100%基建工程费2060.2111%1841.96100%生产经营费89456.09100%89822.92100.04%总费用92447.29100%92595.88100.2%在上述经济比较中需说明以下几点；

48、（1） 两方案的第一水平均为-700m，大巷及上山的开掘量费用近似相同，考虑到全井田中第一水平及辅助水平大巷的开掘长度相同，即开掘总费用近似相同，故未对此进行比较计算，另外，采区上部、中部、下部车场数目两方案虽略有差别，但基建费的差别很小，也未予以计算。（2） 立井、大巷、石门及采区上山的辅助运输费用均按运输费用的20%进行估算。（3） 井筒、井底车场、主石门、阶段大巷及总回风巷等均布置于坚硬的岩石中，维护费用较低，故比较中未对其进行比较。（4） 采区上部、中部、下部车场的维护费用均按占采区上山维护费用的20%估算，采区上山的维护单价按未受采动影响和受采动影响的平均维护单价估算。综合经济、技术

49、和安全三方面的考虑选择方案四为最优方案，即该设计宜选用立井多水平开拓方式，直接延深立井，生产系统可靠，基建总投资少。即立井两水平开拓，一水平-700m，二水平-800m直接延深井筒，作为本矿井的开拓方案。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒由开拓方案可知第一水平主、副井和风井都为立井。一般来说，立井井筒的断面形状有圆形和矩形两种，但圆形断面的立井服务年限长，承压性能好，通风阻力小，维护费用底以及便于施工等优点，因此主、副井筒及风井均采用圆形断面。1）主井主井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为7.5m，断面面积44.18，井筒内装备两对16t箕斗，井壁采用钢筋混凝土及砌碹支护方式。此外，还布置有检

50、修道、动力电缆、照明电缆、通讯信号电缆和人行台阶等设施。主井井筒断面和井筒特征表分别见图421。2）副井副井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为8.0m，断面面积为50.26，井筒内装备一套5t双层单车罐笼带平衡锤和一套一大罐笼5t双层单车及一个小罐笼，井壁采用钢筋混凝土及砌碹支护方式，井筒主要用于提料、运人、提升设备、矸石等。采用金属罐道梁，行钢组合罐道，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、电缆道等设备。副井井筒断面和井筒特征表分别见图422。3）风井风井井筒采用立井形式，圆形断面，净直径为6.5m，断面面积为33.18，采用混凝土

51、支护方式，井壁厚度为500mm，备有安全出口。风井井筒断面和井筒特征表分别见图423。4）风速验算副井作为进风井，风井作为回风井，其断面的大小必须符合风速要求。由第九章矿井通风及安全技术的风速验算可知，所选择的井筒符合风速要求。4.2.2井底车场井底车场有两大类，即环形式和折反式。本矿井设计年产量为300万吨，大巷运输采用带宽为1200mm的胶带运输机运煤，辅助运输采用1.5t矿车运输材料及矸石，故选用卧式井底车场，井底车场经过石门与大巷相连。为了保证矿井生产及安全的需要，一般井底车场设有各种硐室。井底车场布置见图424。4.2.3主要开拓巷道机轨合一大巷、胶带运输大巷、辅助运输大巷、回风石门

52、、工作面进风巷和工作面回风巷等主要开拓巷道的断面形式、断面大小、支护方式及参数见图和表。1）主要开拓巷道的支护方式根据本矿井的设计的地质条件和煤层埋藏特点，经过开拓方案的技术经济比较，将胶带输送机大巷和辅助运输大巷都布置在2#煤层中，卧底掘进。胶带运输大巷采用胶带运输机运输，辅助运输采用1.5t矿车运输。主要大巷（胶带运输大巷和辅助运输大巷）均采取锚喷，其支护效果好，经济效益可观。2）主要开拓巷道的特征（断面形式和断面大小）见图425、图426、图427、图428和图429。2） 各主要开拓巷道的风速检验由第九章矿井通风及安全技术的风速验算可知， 中国矿业大学2006届本科毕业论文 第 37 页 主井井筒断面布置图1：80图421 主井井筒断面图 井 筒 特 征 表 井型300万t提升容器两对16t箕斗井筒直径7.5m井深530m净断面积44.18m2井筒支护钢筋混凝土及砌碹基岩段毛断面积58.09