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1、第 1 页 矿区概况及井田地质特征1.1概况1.1.1地理位置与交通开滦矿务局吕家坨矿位于河北省唐山市古冶区境内，西距唐山18km，北距古冶9km。地理坐标为东经11824，北纬3940。矿区交通便利。古吕钱公路南接唐港公路，北通205国道，津唐、唐港、京沈高速公路正在修建；矿区铁路专线吕古铁路和吕陡铁路与京山线接轨；水路运输东有秦皇岛港，西有天津新港，南有新近建成的京唐港；水、陆交通发达，煤炭外销十分方便(见图11) 1.1.2自然环境井田内地势平坦，略向南倾斜，地形呈东北高西南低。沙河从采区地表流过,厂区排水沟均由厂房向四周道路降坡5，雨水沟多南北向，东西向水沟与矿井雨水沟相接。最高洪水位
2、为29.57 m。本区气候属于大陆性气候，最高气温为37.6，风向多为东风，冬季为偏北风，年最大风速20m/s，冰冻期由每年12月初至翌年3月初，土壤冻结深度为0.8m。年平均降雨量630mm，年最大降雨量1007.7mm，最热月份平均湿度79%，最大冻结深度为0.80m。按国家地震局地震地质大队提供资料，本区处于强烈地震活动地带，地震基本烈度为8级。1.1.3矿井附近的工农业情况吕家坨庄矿附近地主要厂矿企业有：吕家坨矿北接林西矿，南、东分别与钱家营矿和范各庄矿相邻。矿井所在地为第四纪冲积平原，地势平坦，农业比较发达，主要农作物为：主要农作物有小麦、玉米和水稻。1.1.4水源、电源、劳动力及建
3、材来源我矿采用自备水源井供水，目前正在使用的供水井共有9眼，其中黑鸭子4眼，工业广场3眼，南小区2眼。各井参数见表11这些井形成两套供水系统，一是黑鸭子至矿区的集中管路供水系统，包括黑鸭子及工业广场的水井，最大供水能力1100m3/h，供矿生产和东工房、小楼生活区及黑鸭子、北安各庄、南安各庄、大安各庄、吕家坨村生活用水（见图8-1）。二是南小区独立供水系统，最大供水能力100m3/h，供小区内居民生活用水。矿井采用双回路供电，一路来自唐山电厂，另一路来自古冶变电站。矿区位于华东大平原上的人口稠密区，劳动力资源比较丰富。土产建筑材料砖、瓦、石子和料石均可就地供应，钢材、木材和水泥等物资可经公路及
4、铁路直接运至矿井工业广场。表11 目前矿正使用中的供水孔有关参数一览表供水孔名称孔口坐标成井时间原始静水位m单位涌水量l/s.m取水层位井管直径mm井管深度m井深m供水能力m3/hXYZ吕水07395282.289337.532.973.1025.1043.788O2230100235.71230吕水06394400.594644.832.366.0229.5832.567O232537.6183.03230更新1号394840.294510.931.882.1220.90O237760.0241.00230备用2号394606.694789.631.483.0221.24O237762.52
5、19.90230吕观01392808.991226.728.678.0317.142.240O224580.5421.1280锅炉房井Q27366.966.8650营运科井Q27350南小区5号390369.589337.527.089.0511.321.918Q27366.066.0050砖厂1号390353.489831.080.0811.00Q27373.873.80501.2井田地质特征矿区地表为第四纪冲积平原，地面标高介于+22+31m之间。地形总趋势北高南低，沙河由井田东部自东北流向西南。沙河属季节性河流，旱季有时断流，雨季流量较大，最高洪水位+30m。境内有村庄18个。主要农作物
6、有小麦、玉米和水稻。采矿活动引起地表沉陷，使矿井周围形成塌陷坑。1998年实测塌陷坑积水面积1.9km2，最大积水深度3m，积水量121万m3。积水范围主要分布在井田东翼。吕范公路东坑，林西发电厂以粉煤灰造地还田；吕范公路以西至工业广场之间的塌陷区域已成为古冶区国家级农副渔业开发区；矿医院南塌陷波及区采用抗变形技术，兴建职工住宅楼23栋；井田西翼塌陷坑现作排矸场，为村庄搬迁准备场地。所有这些工作，使塌陷坑治理初见成效。1.2.1地层吕家坨矿煤系地层属于典型的华北区石炭二叠纪含煤岩系，其上界为唐家庄组A层铁铝质粘土岩顶面，下界为唐山组G层铁铝质粘土岩底面。根据两个钻孔实际控制，煤系地层厚度分别为
7、480.35m和486.26m，按分组段厚度累计，煤系地层厚度为489m。表12地层划分明细表地层层组起止层位地层厚度m所 含系统组煤层（编号）标志层第四系由地表至基岩顶面10.0-103.5061.38二迭系上统洼里组下界为红色砂岩层底砾岩。300.00古冶组由红砂岩底砾岩底面至A层铝土岩顶界面338.02-434.7377.83A0下统唐家庄组A层铝土岩顶面至煤5顶板顶界面。177.0-238.0217.03、4A大苗庄组煤5顶板顶界面至煤11顶板腐泥岩顶面45.93-96.1167.575-1、5-2、6、7-1、7-2、8、9、煤6顶板石炭系上统赵各庄组煤11顶板腐泥岩顶面至K6石灰岩
8、顶界面44.05-91.0169.4611、12-1、12-2、12下K8、K7开平组K6灰岩顶界面至K3(唐山灰岩)顶界面。49.99-79.1470.0013、14、15、16、17K6、K5、K4中统唐山组K3顶界面至奥陶系马家沟组灰岩顶界面。65.70-76.9970.04K3、K2、K1、G奥陶系中统马家沟组4001.2.2构造吕家坨井田位于开平向斜东南翼中段，其主体构造是吕家坨背斜。开平向斜是一赋煤向斜构造，煤系地层为石炭二迭系。向斜轴的总体方向约NE40，北部受青龙山背斜等北西南东向构造的影响，自古冶至唐家庄逐渐变为东西向，形成一弧形构造。向斜的两翼不对称：西北翼岩层倾角陡，甚至
9、局部倒转，并伴随出现了一组与向斜轴大致平行的断层和短轴褶皱构造。东南翼岩层倾角相对平缓，向斜边缘出现两组短轴边幕状褶皱，轴向与开平向斜轴直交或斜交，并沿倾伏方向逐渐消失。其中一组由杜军庄背斜、黑鸭子向斜、吕家坨背斜、范各庄向斜、毕各庄向斜及南阳庄岭上背斜组成；另外一组在宋家营以南，规模不如前一组。东南翼断层的发育程度相对西北翼较低，且断层常分布在轴部附近，方向常斜交地层走向或平行褶曲的轴向，正断层为主，逆断层较少，落差一般小于30米。1.2.3煤层及其顶底板岩性特征本井田煤系地层总厚760m，含煤27层。其中可采煤层为山西组二2煤、下石盒子组的三2、三3、三5煤，共计四层。山西组含煤系数3.2
10、4，下石盒子组含煤系数3.3。共划六个煤组：一煤组位于太原群，含煤多达10层，一般57层；二煤组位于山西组中部，含煤最多4层，一般2层；三煤组位于下石盒子组，最多7层，一般25层；四煤组位于上石盒子组下部，含煤最多3层，一般2层；五、六煤组均位于上石盒子组中部，五煤组含煤最多3层，六煤组含煤1层。普遍可采者二2煤及三2煤层局部可采者一4煤，三3、三5煤层局部不可采。余者偶见可采点，多属不可采煤层。其中三2煤层为本设计的主采煤层。井田构造简单，煤层间距及厚度稳定，标志层明显。三2煤层：顶部为灰白色细砂岩，在1线3线间厚度变化在3.5m12m左右，4线5线间厚度变化在9.7m18m左右，中央薄层深
11、灰色泥岩，形成明显的沉积韵律和条带状层理，沿走向及倾向层位稳定，易于辨认，是控制该煤层的良好辅助标志。有个别地段相变为砂质夹薄层泥岩，但其条带状层理仍然显而易见。有的地段厚度变薄多为三煤组沉积发育所致。该煤层下距三1煤层7m左右，距K4标志层34m左右，上距三3煤层8m左右。偶有尖灭和变薄。厚度变化02.8m，一般厚度1.51.8m，在1线2线-300m水平以上有增厚之势（2.42.8m），结构简单。主要煤层特征表见表123。 表13煤组煤层一般厚度（m）煤层结构顶底板岩性稳定性可采程度倾角（）容重（t/m3）夹石层数夹石厚度顶板底板下石盒子组三501.90普遍含一层夹石一般为0.3m左右泥岩
12、或砂质泥岩泥岩较稳定局部不可采5左右，近露头处变陡，为10左右1.431.11三301.70一般含一层夹石厚0.3m左右泥岩泥岩不稳定局部可采5左右，近露头处变陡，为10左右1.431.01三202.80无夹石砂岩泥岩和砂质泥岩较稳定可采5左右，近露头处变陡，为10左右1.4336山西组二20.884.43无夹石泥岩、砂质泥岩有时为砂岩泥岩和砂质泥岩不稳定可采5左右，近露头处变陡，为10左右1.433.061.2.4水文地质特征(1)地表水特征井田内地形平坦，地面标高介于22+31m之间。地面径流不发育，降水大部分渗入地下补给潜水，只有大雨或暴雨才形成地表径流，流入附近的塌陷坑、沙河、幸福河或
13、低洼地带。沙河为季节性河流，当上游普降暴雨时，第二天洪峰到达矿区。1977年7月27日，北部山区暴雨过后，在大安各庄东沙河坝处测得洪水位30m，这是建矿以来沙河的最高洪水位。为防止洪水泛滥，1986年加固了沙河大坝。但近年来大坝北端人为损坏严重，一旦发生大的降雨，洪水可能溢出河道，危及附近村庄和农田。受矿井开采活动的影响，造成地面塌陷，使井田两翼形成塌陷积水坑。到1997年底，塌陷坑积水总面积2500000m2，积水总体积1781000m3。其中，东翼塌陷坑积水面积2429000m2，积水量1725000m3，西翼塌陷坑积水面积71000m2，积水量56000m3。塌陷坑积水面积和积水量每年随
14、季节的变化而变化，6、7、8、9月份为蓄水期，到10月初积水量最大；汛期过后，由于蒸发、地下渗透和农村灌溉，塌陷坑积水量减少，每年五月末六月初积水量最少。十年来塌陷坑积水面积及积水量变化情况见表1-4。表1-4 塌陷坑积水面积和积水体积统计表时间东翼西翼全矿面积(m2)体积(m3)面积(m2)体积(m3)面积(m2)体积(m3)1988280.5285.753.748.0334.2333.71989267.9230.827.913.2295.8244.01990267.1200.337.421.1304.5221.41991284.0330.834.26.2318.2280.31992278.
15、3326.96.42.4284.7329.31993272.8182.36.53.3279.3185.31994250.2156.76.35.6256.5162.31995282.9198.626.618.4309.5217.31996283.7197.629.027.1312.7224.71997242.9172.57.15.6250.0178.1采用灰色关联分析方法，利用表124中的数据，对塌陷坑积水和-425水平涌水量关系进行评价，得出积水面积与涌水量的关联度为0.52，积水体积与涌水量的关联度为0.63。所以，塌陷坑积水面积和积水体积与井下涌水量关系不密切。分析其原因，大致有以下几点：
16、1、矿区内基岩上部覆盖有较厚的冲积层，大气降水量主要补给潜水。2、冲积层与基岩呈不整合接触，基岩风化带平均厚20m左右，风化带岩石松软，裂隙弥合，透水性较弱，对上下含水层水的沟通起到了一定的阻滞作用。3、煤系地层顶部平均厚9.67m的A层粘土岩隔水性良好。4、深部采空冒落裂隙带高度达不到地表，没有良好的导水通道。(2)含水层的水文地质特征根据开滦矿务局统一的含水层划分标准，将区内的地层划分为七个含水层（见表1-5）。其中，、含水层对矿井涌水量影响较大，为直接充水含水层，其它为间接充水含水层。表1-5 含水层划分表含水层所处层位含水层厚含水层岩性含水性水质特征编号名称第四系冲积层含水层组第四系冲
17、积层34卵石，粗、中细沙弱中等上HCO3-Cl-Ca2+Mg2+下HCO3-Ca2+Mg2+古冶组砂岩含水层组二迭系上统古冶组130粗、中砂岩中等5煤层顶板含水层组二迭系下统唐家庄组190砂岩中等HCO3-SO42-Na+Ca2+7煤层顶板含水层组二迭系下统大苗庄组30砂岩弱HCO3-Ca2+Mg2+1214煤层砂岩含水层组石炭系上统赵各庄组60石灰岩砂岩弱强上HCO3-Na+Ca2+下HCO3-SO42-Ca2+Na+唐山灰岩含水层组石炭系中统唐山组19石灰岩中等HCO3-SO42-Ca2+Mg2+奥陶系灰岩含水层组奥陶系中统马家沟组420石灰岩极强HCO3-Ca2+Mg2+井田综合柱状图见
18、图12图12 钻孔综合柱状图1.2.5沼气、煤尘和自燃由于矿井开采时间不常，瓦斯含量基础资料不足，加之采区局部瓦斯含量较高，矿井瓦斯含量较低，因此难以准确推导出瓦斯风化带深度和梯度。以往曾采用林西矿瓦斯风化带深度（-449m）和梯度(33m)预计矿井-800水平的瓦斯相对涌出量为12.64m3/d.t，属高沼气矿井。但近年来开采实践证实，瓦斯涌出量远远低于该值。1997年实测最大瓦斯相对涌出量为4.377m3d.t，但-800水平各采区瓦斯含量不均衡，在掘进或回采时遇到地质构造异常时常出现瓦斯涌出量增高现象。根据“开局风1997681号”文下发的1997年矿井瓦斯鉴定报告，将吕家坨矿定为低沼气
19、矿井，-800水平按高瓦斯区管理。吕家坨矿各可采煤层均有自燃倾向性，但自68年投产至96年11月均未发生煤层自燃灾害。1996年11月25日，由于宏运煤矿12煤层东运输道掘透吕家坨矿3320老风道，造成采空区漏风，使4720回采工作面一氧化碳超限，形成了自燃发火隐患。根据“开局风1997681号”文，吕家坨矿12煤层按自燃发火煤层管理，矿井自燃危险程度定为级。根据井田开采范围内煤层煤样的化验结果和中深部钻孔的煤芯分析资料，我矿设计开采的5、7、8、9、11、12煤层均属肥煤和焦煤类，在井田浅部，煤层多属肥煤类，在井田深部多属焦煤类。在背斜轴部岩浆岩床和东翼岩浆岩墙附近，煤的挥发份降低，粘结性变
20、差，煤质多属焦煤类，局部变为瘦煤或无烟煤。1、开采煤层主要煤质指标的等级5煤层：高灰（2540）、低硫（1.52.5）、中磷（0.010.1）。7煤层：高灰（2540）、特低硫（0.5）、中磷（0.010.1）。8煤层：高灰（2540）、特低硫（0.5）、中磷（0.010.1）。9煤层：中灰（1525）、低硫（1.52.5）、中磷（0.010.1）。11煤层：低灰（815）、高硫（4.0）、中磷（0.010.1）。12煤层：中灰（1525）、高硫（4.0）、中磷（0.010.1）2、开采煤层灰分成分及煤灰熔融性7、8、9、12煤层的SiO2的含量在45%左右，5煤层略高，为52.34%，11煤
21、层略低，为39.82%；5、7、8、9、12煤层的Al2O3的含量在36%左右，只是11煤层较低，为21.53%；5、7、8煤层的Fe2O3的含量都在5%以下，9、11、12煤层的Fe2O3的含量较高；各煤层CaO的含量均在5%以下。各煤层煤灰均属难融熔灰，相对来说11煤层的灰融点较低，主要是因为其煤灰中Al2O3的含量较低。3、微量元素煤层中含有锗、钒、钛、镓等微量元素，但均达不到可采品位。2 矿井储量、年产量及服务年限2.1 井田境界井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素，进行技术分析后确定。一般以下列情况为界：1以大断层、褶曲和煤层露头
22、、老窑采空区为界；2以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界；3以相邻的矿井井田境界煤柱为界；4人为划分井田境界。吕家坨煤矿井田境界，北部以林西矿为界，南、东分别与钱家营矿和范各庄矿为界，矿井浅部以12煤层露头为界，深部至5煤层-1000米底板等高线为界。井田平均走向长7.5km，倾斜长5.472km，面积41km22.2 井田储量矿井储量是指矿井井田边界范围内，通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量，又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资源的埋藏量，还表示了煤炭的质量。本井田采用块段法计算的各级储量，块段法是我国目前广泛使用的储量计算方法之一。块段法是根据井田内钻孔勘探
23、情况，由几个煤厚相近钻孔连成块段。根据此块段的面积，煤的容重，平均煤厚计算此块段的煤的储量，再把各个经过计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量。2.2.1矿井工业储量矿井工业储量是勘探（精查）地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和，其中高级储量A、B级之和所占比例应符合表21的规定。由煤层底板等高线及储量计算图上提供的资料可计算出来设计矿井工业储量汇总表见22。表21 矿井高级储量比例 地质开采条件储量级别比例（）简单中等复杂大型中型小型大型中型小型中型小型井田内A+B级储量占总储量的比例4035253540202515第一水平内A+B级储量占本水平储量的比例706040605
24、03040不作具体规定第一水平内A级储量占本水平内储量的比例4030153020不作具体规定不要求表22 矿井工业储量汇总表煤层名称工业储量（万吨）备注ABA+BCA+B+C7-1煤层60737302.2513375.259551.1322926.38符合总计60737302.2513375.259551.1322926.38符合2.2.2矿井设计储量矿井设计储量为矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量。而在该井田范围内只有煤田境界煤柱和断层煤柱。可暂时按工业储量的57计入，本设计取6，故：P式中： Z矿井设计储量
25、；Z矿井工业储量；P 永久煤柱损失量，可暂按工业储量的57计入，本设计取6；由此：矿井设计储量Z22926.38（16）21550.8万吨2.2.3矿井设计可采储量矿井设计可采储量为矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率所得到的储量。各种主要巷道的保护煤柱及可采储量见表23；矿井工业广场地保护煤柱留设见图21；工业广场保护煤柱设计计算参数见表24。表23 矿井可采储量汇总表开采水平煤层名称工业储量(A+B+C)(万吨)矿井设计储量（万吨）矿井可采储量（万吨）永久性煤柱损失设计储量设计煤柱损失可采储量断层境界工业广场井下巷 道其他7-122926.38
26、21.522926.3821550.81293.0483017.11无17240.64表24 工业广场保护煤柱设计参数表煤层倾角（）煤厚（m）（）（）（）（）埋深（m）123.8345756975600图21 工业广场保护煤柱计算图2.3 矿井年储量及服务年限2.3.1矿井工业制度根据设计大纲规定以及结合矿井实际情况。规定该设计矿井年工作日为330天，每日三班工作，每日工作8小时，每日净提升时间数为16小时。2.3.2矿井服务年限初步设定该矿井设计年产量为2.40Mt/a，根据公式：式中：T矿井服务年限，年； Z矿井可采储量，万吨； A矿井生产能力，万吨/年；K储量备用系数，K=1.31.5，
27、此处取1.4。由此验算服务年限如下： =51.350年符合要求。3 井田开拓3.1概述3.1.1开拓方式选择原矿井采用的是立井开拓方式，暗斜井延伸。由于吕家坨煤矿井田表土层厚，流沙层较多，所以井筒施工方式采用立井开拓。立井开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件的限制。立井的井筒短、提升能力大、对辅助提升特别有利。对于煤层赋存较深、表土层厚、水文情况比较复杂、井筒需要特殊法施工或多水平开采急斜煤层的矿井，一般都应该采用立井开拓。3.1.2影响立井开拓的主要因素分析影响设计矿井开拓方式的主要因素包括精查地质报告、所确定的煤层自然产状、构造要素、顶底板条件、冲积层结构、地形以
28、及水文地质条件等。其中以煤层赋存深浅和冲积层的水文地质条件对开拓方式的影响最大。3.2井田开拓3.2.1对井田开拓中若干问题分析1、井田开拓方式由于本井田地势平坦，表土层厚且有流沙层，所以确定采用立井开拓方式，并按照工业广场少压煤，至少不压好煤和井下生产费用较低的原则确定了主、副井筒位于井田偏南部的井田走向中央。为了避免采用箕斗井通风时封闭井塔困难和减少穿越流沙层，决定开凿一个风井。开采前期采用中央并列式通风方式，后期采用中央边界式通风方式，在井田西翼和中部各布置一个风井，以满足生产需要。风井就不需要留设保护煤柱，减少了煤柱的损失。同时为了减少煤柱损失和保护大巷维护条件，把运输大巷设在煤层底板
29、下垂距为30m的岩层中。根据吕家坨井田7-1煤层赋存条件和设计规范的有关规定，本井田可以划分为23个水平（即34个阶段）；阶段内采用带区式或采区式准备。水平划分及位置在后面的方案中进行详细说明。.2、井硐形式、数目及其配置.井硐形式选择由于吕家坨矿区地势平坦，表土层较厚，流沙层较多井筒需要特殊凿岩法施工，从而确定采用立井开拓方式。立井开拓井筒短，提升速度快，提升能力大，通风有效断面大，能够满足矿井通风的需要。井筒数目因为新庄井田走向长度不大，且为低瓦斯矿井，前面已经确定采用立井开拓方式，故只需开凿一对提升井筒和一个风井即可。后期可以在下一水平的上方东西边界开设一个风井用于第二水平的回风。井筒位
30、置选择根据井田地形和地质条件，从首先满足第一水平的开采，缩短贯通距离，减少井巷工程量考虑，将主、副井筒设置在井田走向的中央处。该处的地质构造清楚、简单、开采条件好。3.2.2方案的提出及技术比较根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案有下列三种：立井三水平，见图321；图31 立井三水平立井延伸开拓立井两水平暗斜井延伸，见图322； 图32 立井两水平暗斜井延伸立井一水平加暗斜井二水平延伸，见图323。 图33 立井一水平加暗斜井二水平延伸从以上方案的简图可以对方案和方案进行比较，两方案的生产系统均简单可靠，但是方案比方案多开阶段石门（1850m）且相应的增加了暗斜井角度的抬高，使井筒和
31、石门的运输、提升、排水费用增大，所以在方案和方案中决定选择方案。余下的、两个方案均属技术上可行的方案，水平服务年限也均符合要求（大型矿井第一水平服务年限应大于25年）。两者相比，虽然方案的总投资要比方案高些，但是其初期投资较少，因此两方案要通过经济比较才能够确定其优劣。3.2.3方案经济比较 由于方案和方案在第一水平内的准备方式和采煤方法都完全相同，方案比较法在对不同的开拓方案进行比较时，一些相同的部分可以不进行比较，于是我们在对方案和方案两个方案进行比较时，可以只将两个方案中有差表3-1 基建工程量方案项目方案方案工程量 /m工程量 /m初期主井井筒870870副井井筒870870风井井筒6
32、50650井底车场910910后期主井井筒2003300（暗斜井）副井井筒2003300（暗斜井）风井井筒10001000（暗斜井）井底车场910130石 门4000表3-2 基建费方案项目方案方案工程量/m单价元/米费用/万元工程量/m单价元/米费用/万元初期主井井筒8709468.91823.88709468.91823.8副井井筒8709468.91823.88709468.91823.8风井井筒6509468.91615.56509468.91615.5井底车场9107546.09686.79107546.09686.7后期主井井筒20011828.06236.633003415112
33、7副井井筒20011828.06236.6330034151127风井井筒10009672.85967.310009672.85967.3井底车场9104526.34411.9石 门40003440.521376.21304526.3458.8总计6178.46229.9表3-3 生产经营工程量方案项目方案方案工程量工程量立井提升/万tkm二水平1.268980.021.268980.33石门运输/万tkm二水平1.268984排水/万立方米二水平6182436528.76182436528.7表3-4 生产经营费方案项目方案方案工程量/万tkm单价/元/（tkm）费用/万元工程量/万tkm单
34、价/元/（tkm）费用/万元立井提升165.54.867805.52730.81.3463675.7石门运输33100.81.23440846排水费155372.25636605155370.5268172.462总计18256.511848.162表3-5 综合比较方案项目方案方案费用（万元）百分率（）费用（万元）百分率（）基建工程费6178.41006229.9100.84生产经营费18256.5154.0911848.162100总费用24434.9135.6318078.1100从前面表格中的计算可以看出，方案的总费用要比方案的高出10.1，很明显方案要比方案优越的多，故决定采用方案。
35、3.2.4确定方案综上比较可知方案的总费用超过了方案的10，故决定采用方案。即采用立井两水平加暗斜井延伸。第一水平位于-600m，采取上下山开采；第二水平位于-800m，采取上山开采。3.3井筒特征在矿井开拓方式确定以后，还应对矿井主要井筒（包括主井、副井、风井）的横断面布置形式、井筒装备、井筒断面尺寸、井筒支护材料等特征进行说明。3.3.1主井主井主要用于提煤。井筒直径6.5.0m，采用1对32t多绳摩擦式提煤箕斗进行煤炭提升。支护材料：基岩段采用单层砼结构，冻结段采用双层砼结构；井壁厚度400mm，充填混泥土50mm井筒装备有钢丝绳罐道。主井井筒断面布置如下图34 主井断面布置图3.3.2
36、副井副井主要用于升降人员、设备、材料及提升矸石等，并兼作通风、排水。为防止断绳事故，设有防坠器。井筒净直径8米，采用混凝土支护，充填混泥土50mm，井筒壁厚500mm，采用1.5吨矿车双层四车普通罐笼。井筒内还设有玻璃钢梯子间，并敷设有排水管、消防洒水管、压风管、动力电缆和信号电缆。井筒断面布置如下：图35 副井断面布置图副井风速校核：式中：通过井筒的风速，m/s；通过井筒的风量，m3/s；井筒净断面积，m2；井筒的有效断面系数，圆形井取0.8；安全规程规定的允许最大风速；由此： 1.53m/s8m/s所以井筒选择符合要求。3.3.3风井风井主要用于回风或兼作矿井安全出口。配备有玻璃钢梯子间及
37、管路、电缆等。采用混凝土砌碹壁，井筒直径5.0米，井壁厚度400mm。风井断面图如下：图3-6风井井筒断面图井壁的支护材料及井壁厚度：为了防止井筒围岩风化及承受地压，保证井筒的形状，必需对井筒进行支护。根据井壁厚度经验数据选择井壁的支护材料为混凝土支护，以节约原材料、降低成本、保证安全生产、加快建井速度为依据，结合本矿井筒断面尺寸。设计本矿主井井壁厚度为400mm，副井井壁厚度为500mm，风井井壁厚度为400mm。井筒深度：井筒深度除自井口至开采水平的井筒长度外，还需要加井窝的深度。井窝深度：箕斗井为清理井底撒煤，平台下再设4m井底水窝。故一般井筒需要开挖到井底车场水平以下30-40m。如井
38、底装载硐室设于开采水平以上时，可以不设水窝，编制井筒特征表如下表3-3-1所示：表36 井筒特征井筒名称主井副井风井井口坐标X（m）392066.500392026.975392954.005Y（m）89961.82190029.23791677.999用途提煤提料、矸、人、进风回风提升设备一对16t箕斗1.5t双层四车罐笼井筒倾角（）909090断面形状圆圆圆支护方式混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁混凝土砌碹壁井筒壁厚（mm）400500400提升方位角（）140140井筒深度（m）650650650断面积净（）33.18350.26519.625掘（）41.85463.61726.4073.4井底
39、车场井底车场是连接矿井主要提升井简和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称。它联系着井简提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下物料、通风、排水、供电和升降人员等各项工作任务。它是井下运输的总枢纽。设计依据：1、设计矿井基本概况：矿井设计生产能力为2.4Mt/a，年工作日330天，日提升时间16小时，矸石系数为20%。2 主井采用16t箕斗，副井采用罐笼提升。3、大巷运输设备的型号及外形尺寸设计要求：1 井底车场富裕通过能力，一般大于矿井设计生产能力的30%。2 设计井底车场时，应考虑增产的可能性。3 尽可能地提高井底车场的机械化水平，简化调车作业。4 应考虑主、副井筒之间的施工时短路贯
40、通。5 在确定井筒位置和水平标高时，要注意井底车场所处的围岩情况及岩层的含水情况，一般应避开破碎带或强含水层。6 对于大型矿井或高瓦斯含量矿井在确定井底车场型式时，应尽量减少交岔点的数量和减少跨度，并考虑施工和维护方便。7 井底车场布置应紧凑，应注意节省工程量。3.4.1设计基本参数主井净直径6.5.0m，装备有一对16t箕斗，副井净直径8.0m，装备一对1.5t双层四车罐笼。井下辅助运输采用3t固定式矿车（掘进煤列车由37辆矿车组成），煤矸混合列车由28辆矿车组成，其中煤车9辆，矸石车19辆。井底车场设1t翻车机处理掘进煤。矸石辆占矿井产量的20，由副井提升。掘进煤辆占5，由翻车机翻入井底煤仓从主井提升。矿井为低沼气矿井，副井进风，风井回风。3.4.2井筒相互位置的计算本矿井所在地地形平坦，井筒位置不受地面限制，主井中心坐标为（392066.500，89961.821），副井中心坐标为（392026.975，90029.237），两井筒垂直于存车线方向的距离H为40m，平行于存车线方向的距离L为67.4m。如下图所示：1 主井中心线；2副井中心线；3副井储车线图3-7 井筒相互位置图两井筒中心点间的直线距离C为： C78.4m3.4.3井底车场各存车线长度的确定井底车场线路包括存车线和行车线。存车线