城郊井田-毕设论文.doc

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116º17′30″～116º25′21″，北纬33º53′52″～34º00′35″。
图1—1—1 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。乡村之间公路相通（见图1—1—1）。

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1~2m3/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34º附近，属半干旱、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7~8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1—2—1《城郊井田构造纲要图》。
1）褶皱构造
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8˚～15˚,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1—2—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，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30°C，-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，总的含煤系数为5.93%。下二叠统山西组（P1s）含二煤组，由1~3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4~7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1—3—1 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
三7
1
0.20~0.50
0.38

0
不可采

9.0%
不稳定
0.62~21.02
4.10
三6
1
0.12~1.20
0.53
0
不可采
不稳定
0.43~14.29
3.75
三5
1~2
0.20~1.17
0.57
0~1
偶见可采点
不稳定
0.90~14.40
6.57
三4
1~3
0.05~3.55
1.45
0~2
大部可采
较稳定
0.40~9.35
4.10
三3
1
0.2~0.95
0.3
0
不可采
不稳定
0.52~15.21
4.32
三22
1~2
1.5~4.62
4.18
0~1
可采
较稳定（31线以南稳定）
0.20~5.81
1.52
三21
1
0.20~054
0.34
0
不可采
不稳定
0.57~6.81
2.67
三1
1~2
0.3~2.03
1.05
0~1
大部可采
较稳定偏不稳定

表1—3—2 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(%)
三22
WY
13.68~34.04
20.10(83)
0.23~1.47
0.62(57)
18.1~30.6
27.5(76)
2.45~13.36
8.04(72)
6.30~9.53
8.36(67)
90.63~93.69
92.23(40)
3.52~4.43
3.93(40)
TR
16.79~26.30
20.72(11)
0.42~0.61
0.54(7)
24.6~29.3
27.5(11)
4.36~11.88
7.89(11)
9.97~11.44
10.55(11)
90.40~91.95
91.14(9)
3.81~4.49
4.16(9)
二2
WY
8.64~35.67
14.41(178)
0.14~1.05
0.498(8)
20.7~32.4
28.5(155)
2.50~11.53
6.23(147)
5.62~9.86
7.80(145)
91.03~95.29
92.76(98)
3.24~4.20
3.78(101)
TR
13.32~15.01
14.35(4)
0.10~1.00
0.49(8)
29.6~30.4
29.9(4)
3.97~8.96
6.58(4)
10.03~10.72
10.41(5)
90.52~91.70
91.23(3)
3.94~4.19
4.05(3)
二煤组
二3
1
0.2~0.40
0.30
1.40~5.10
2.91
0
不可采

3.8%
不稳定
二2
1~2
0.32~7.68
2.95
0~1
全区可采
稳定
23.01~40.08
30.47
二1
1~2
0.25~0.55
0.40
0~1
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7.55km,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1∶10000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，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=S×M×R （2—1—1）
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=44×106×（4.18+2.95）×1.45/cos8
=454894000/cos8t
=45936.45万t
其中，3#煤层Zg3=44× 106×4.18×1.45/cos8=26930.49万t
2#煤层Zg2=44×106×2.95×1.45/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=L×B×M×R （2—2—1）
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=27×103×40×（4.18+2.95）×1.45
=1116.56t
2.3.2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）×103×40×（4.18+2.95）×1.45×2
= 793.99 万t
2.3.3工业广场煤柱
根据《煤炭工业设计规范》第5-22条规定：工业广场的面积为0.8~1.1平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为300万吨/年，则30×（0.8~1.1）=2.4~3.3，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550m×550m的正方形（见图2—2—1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

α
φ
δ
γ
β
650m
41.8m
35m
15m
8°
41°
70°
70°
64.4°
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
=1289万t
2.3.4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，m
M --- 煤层厚度或采高，m
K ---岩石碎胀系数，K=1.3
α --- 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=202×4700×1.45×7.13/cos8 = 991.12万t
2.3.5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t
P2#=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 （2—2—1）
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%
= 18312.14万t
2#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2—2—1。
表2—2—1 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
24303.81
17325.21
40.95
-800水平
21632.64
15421.04
36.92
合计
45936.45
32746.25
77.87

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中国矿业大学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/(A×K) （3—2—1）
其中：T ——矿井的服务年限，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/（300×1.4）
=77.87a
5）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/(A×K) （3—2—2）
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/（300×1.4）
=40.95a
不同矿井设计生产能力时矿井服务年限如表3—2—1所表示。

表3—2—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）
<25°
25°~45°
>45°
6.0及以上
80
40

3.0~5.0
70
35

1.2~2.4
60
20
25
20
0.45~0.9
50
25
20
15
由表3—2—1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，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400～860m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，提出本矿井井筒布置位置如下：
表4—1—1 井筒位置坐标
井筒名称
X
Y
Z
副井
3757300
39439900
35
主井
3757400
39439800
35
中央风井
3757100
39439700
35
西北风井
3760700
39439400
35
4.1.3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30公顷，定为550m×550m的正方形。加维护带宽度15m，即565m×565m。
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150~200m，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
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4—1—1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4—1—2所表示。

表4—1—1 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
1150×1050×0.0001=120.75
主副井
2×160×3000×10-4=96.00
副暗斜井
1150×1150×10-4=132.25
石门
1140×800×10-4=91.20
主副斜井井底车场
（300+500）×900×10-4=72
井底车场
1000×900×10-4=90.00
小计
325
小计
277.2
生产经营费用
（万元）

斜井提升
1.2×13957/1.4×1.15×0.48=6630.60
立井提升
1.2×13957/1.4×（0.86+0. 035）
×0.6=6424.21
立井提升
1.2×13957/1.4×735
×0.62×10-4=5451.40
石门运输
1.2×13957/1.4×1140
×0.381=5196.10
排水
380×24×365×46.5/1.4×
（0.62+0.127）×10-4=2100.7
排水
380×24×365×46.5/1.4×0.1525=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%

表4—1—2 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
718×1050×10-4=75.39
主副井开凿
2×100×3000×10-4=60.00
副暗斜井开凿
718×1150×10-4=82.57
石门
712×800×10-4=56.96
主副斜井井底车场
（300+500）×900×10-4=72.00
井底车场
1000×900×10-4=90.00
小计
229.96
小计
206.96
生产经营费
（万元）

斜井提升
1.2×11076.9×0.718
×0.5=4771.93
立井提升
1.2×11076.9×（0.8+0.35）
×0.6=6659.43
立井运输
1.2×24×11076.9×0.735
×0.62=6057.29
石门运输
1.2×11076.9×0.712
×0.381=3605.82
排水
380×24×365×37×
（0.063+0.127）×10-4=2340.15
排水
380×24×365×37×0.1525
×10-4=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4—1—3，表4—1—3，表4—1—6，表4—1—7所表示。
表4—1—3 建井工程量

项目
方案二
方案四
初期
主井井筒/m
735+20
735+20
副井井筒/m
735+20
735+20
井底车场/m
1000
1000
运输大巷
5210
4850
后期
主井井筒/m
160
100　
副井井筒/m
160
100　
井底车场/m
1000　
1000
主石门/m
1140
712　
运输大巷/m
7950
8800
采区上山/m
2×1350
0

方案二
方案四
项目
工程量
项目
工程量
（万t×km）
（万t×km）
一水平

一水平

区段1
2×1.2×363.6×7×0.21=1527.37
区段1
2×1.2×519.51×7×0.21=2181.94
区段2
2×1.2×363.6×6×0.21=1309.17
区段2
2×1.2×519.51×6×0.21=1870.24
区段3
2×1.2×363.6×5×0.21=1090.98
区段3
2×1.2×519.51×5×0.21=1558.53
区段4
2×1.2×363.6×4×0.21=872.78　
区段4
2×1.2×519.51×4×0.21=1246.82
区段5
2×1.2×363.6×3×0.21=654.58　
区段5
2×1.2×519.51×3×0.21=935.12
区段6
2×1.2×363.6×2×0.21=436.39
区段6
2×1.2×519.51×2×0.21=623.41
区段7
2×1.2×363.6×1×0.21=218.20
区段7
2×1.2×519.51×1×0.21=311.71
二水平

区段1
2×1.2×606..1×3×0.21=1090.98

区段2
2×1.2×606..1×2×0.21=727.32

区段3
2×1.2×606..1×1×0.21=363.66

区段4
2×1.2×606. 1×1×0.21=363.66

区段5
2×1.2×606.1×2×0.21=727.32

区段6
2×1.2×606.1×3×0.21=1090.98

大巷及石门运输
（万t×km）

（万t×km）
一水平
1.2×13387.9×6.2=99605.98
一水平
1.2×12285.7×6.2=91405.61
二水平
1.2×9969.3×63.5=75966.07
二水平
1.2×11076.9×7.0=93045.9

表4—1—4 生产经营工程量
立井提升
（万t×km）
立井提升
（万t×km）
一水平
1.2×13387.9×0.700=11245.84
一水平
1.2×12285.7×0.700=10319.99
二水平
1.2×9969.3