大学毕业论文-—兴隆庄煤矿井田.doc

毕业设计（论文）原创性声明和使用授权说明

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本人郑重承诺：所呈交的毕业设计（论文），是我个人在指导教师的指导下进行的研究工作及取得的成果。尽我所知，除文中特别加以标注和致谢的地方外，不包含其他人或组织已经发表或公布过的研究成果，也不包含我为获得 及其它教育机构的学位或学历而使用过的材料。对本研究提供过帮助和做出过贡献的个人或集体，均已在文中作了明确的说明并表示了谢意。
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导师签名： 日期： 年 月 日

指导教师评阅书

指导教师评价：
一、撰写（设计）过程
1、学生在论文（设计）过程中的治学态度、工作精神
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
2、学生掌握专业知识、技能的扎实程度
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
3、学生综合运用所学知识和专业技能分析和解决问题的能力
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
4、研究方法的科学性；技术线路的可行性；设计方案的合理性
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
5、完成毕业论文（设计）期间的出勤情况
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
二、论文（设计）质量
1、论文（设计）的整体结构是否符合撰写规范？
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
2、是否完成指定的论文（设计）任务（包括装订及附件）？
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
三、论文（设计）水平
1、论文（设计）的理论意义或对解决实际问题的指导意义
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
2、论文的观念是否有新意？设计是否有创意？
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
3、论文（设计说明书）所体现的整体水平
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
建议成绩：□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
（在所选等级前的□内画“√”）
指导教师： （签名） 单位： （盖章）
年 月 日

评阅教师评阅书

评阅教师评价：
一、论文（设计）质量
1、论文（设计）的整体结构是否符合撰写规范？
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
2、是否完成指定的论文（设计）任务（包括装订及附件）？
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
二、论文（设计）水平
1、论文（设计）的理论意义或对解决实际问题的指导意义
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
2、论文的观念是否有新意？设计是否有创意？
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
3、论文（设计说明书）所体现的整体水平
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
建议成绩：□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
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评阅教师： （签名） 单位： （盖章）
年 月 日

100
中国矿业大学2006届本科毕业设计
教研室（或答辩小组）及教学系意见

教研室（或答辩小组）评价：
一、答辩过程
1、毕业论文（设计）的基本要点和见解的叙述情况
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
2、对答辩问题的反应、理解、表达情况
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
3、学生答辩过程中的精神状态
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
二、论文（设计）质量
1、论文（设计）的整体结构是否符合撰写规范？
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
2、是否完成指定的论文（设计）任务（包括装订及附件）？
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
三、论文（设计）水平
1、论文（设计）的理论意义或对解决实际问题的指导意义
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
2、论文的观念是否有新意？设计是否有创意？
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
3、论文（设计说明书）所体现的整体水平
□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
评定成绩：□ 优 □ 良 □ 中 □ 及格 □ 不及格
（在所选等级前的□内画“√”）
教研室主任（或答辩小组组长）： （签名）
年 月 日
教学系意见：

系主任： （签名）
年 月 日

1 矿区概述及井田地质特征
1.1 矿区概述
1.1.1 矿区的地理位置、交通条件
兴隆庄煤矿位于山东省兖州市境内，井田横跨兖州、曲阜两市。津浦铁路纵贯井田东北部。公路四通八达，104国道沿井田东部通过。矿井北距兖州市8km，东距程家庄2.1 km，东南距邹城市14 km。矿井交通位置图如图1-1。

图1-1 矿井交通位置图
1.1.2 矿区的气候条件
本区为温带半湿润季风区，属大陆与海洋间过渡性气候，四季分明。据济宁、兖州、邹城气象站1959～2001年的观测资料，年平均气温14.1°，气温最低月为元月，平均气温-2°。最高气温为7月份，平均气温29°，最高可达40°以上。年平均降雨量712.7 mm，年最小降雨量347.90 mm，最大降雨量1179.3mm。雨季多集中在7～8月，有时延至9月，其降雨量约占全年降雨量的65%。年平均蒸发量1884.8 mm，最大蒸发量多在4～7月，约占全年蒸发量的45%。风向频率多为南及东南风，年平均风速2.73 m/s，极端最大风速24 m/s，最大风速的风向多为偏北风。结冰期由11月至翌年3月，最大冻土深度0.45m，最大积雪厚度0.19 m。
一、 矿区的水文情况.
区内为第四系冲积平原，地形平坦，由东北向西南逐渐降低，坡度极为平缓。地面标高变化于+52 m～+44 m之间，井口附近地势较高，工业广场标高为+49.20 m。除特大洪水外，一般不受威胁。区内有泗河纵贯全区。泗河全长142 Km，河宽100～1000 m，流域面积2590 Km2，最大流量3380 m3/s；流经本区3层煤隐伏露头的部分地段，向西南注入南阳湖，属一季节性河流，与第四系潜水有一定的水力联系。
二、 矿区的电力供应
矿井供电系统共有两个电源，分别来自济宁电业局的马青变电站和兴隆庄煤泥自备热电厂。来自马青变电站的电源线路共有两回，线路电压等级为35 kv，导线型号LGJ-185。运行方式为：一回运行，一回带电热备用。来自兴隆庄煤泥自备热电厂的电源线路共有三回。一回为6 kv电源线路，导线型号为YJLV-3×150-6，6条并用；另两回35kv电源线路，导线型号分别为YJV22-1×150-35和YJV22-1×240-35。
1.2 井田地质特征
1.2.1 地质特征
兖州煤田为一轴向北东、向东倾伏的不对称向斜。兴隆庄煤矿位于兖州向斜的北翼，为一走向北东～北西，倾向南北～北东，倾角2°～14°的单斜构造。主要含煤地层为下二叠统山西组和上石炭统太原组，煤系和煤层沉积稳定，为华北型含煤岩系, 无岩浆侵入，平均厚度310 m，全部为第四系冲积层所覆盖，井田地层综合柱状图见图1-2。
第四系厚度在132.4～235.29 m之间，平均厚度184.08 m，分上中下三组，以粘土、砂质粘土，含粘土的砂（砾），或砂（砾）等相间组成，不整

图1-2 井田地层综合柱状图

合于侏罗系之上。侏罗系的上侏罗统，最大残厚330.46 m，仅保留于本区东南部的边缘地段，由紫红色细砂岩或中细粒砂岩，间夹细砂岩与泥岩互层所组成，底部偶见砾岩，与二叠系成不整合接触。二叠系之石盒子组最大残厚
181.88 m，一般厚度60 m左右，以粘土岩为主，间夹细砂岩，其底部全区普遍发育着一层粗砂岩或含砾砂岩，孔隙度大，硅质接触式胶结，岩性稳定，整合于主要含煤地层山西组之上。二叠系山西组厚84.82～152.91 m，一般厚为129.62 m，为本煤田的主要含煤地层， 含有局部可采的2层煤和稳定可采的3层煤，其中3层煤是井田的主采煤层，煤层底部多为细砂岩、粉砂岩互层，有时相变为中砂岩，整合于石炭系之上。上石炭系的太原群厚148.53～185.13 m，一般厚度173.42 m，以粉砂岩和泥质岩为主，间加中砂岩、粘土岩、薄层灰岩及煤层组成，共含煤23层。 其中16层、17层煤是全井田可采的薄煤层，主要标志层为第三层灰岩和第十层灰岩，地层多为粉砂岩和深灰色泥岩为主，间夹以中砂岩、粘土岩和薄层灰岩，整合于本系的本溪群之上。中石炭系本溪群厚21.49～36.00 m，一般厚度28.75 m，以灰岩为主，假整合于奥陶系之上。奥陶系马家沟统总厚725.20 m，以石灰岩为主，有裂隙和洞穴，与下伏寒武系呈整合接触。
1.2.2 构造特征
井田位于兖州向斜的北翼。为一倾向南东至北东,倾角2～14°，一般为4～8°，走向北东至北北西的单斜构造，并发育着次一级小型的宽缓波状起伏。区内北东向逆断层不发育，而北西向的高角度正断层较发育，并具有断层走向的弯曲、分叉、合并、落差时大时小、呈“入”字型构造形态等特点。煤层有古河床冲刷切割。地质构造整体比较简单，但有的采区比较复杂，局部不能开采。
1.2.3 水文地质特征
矿井水文地质比较简单。主要含水层为上覆的第四系覆盖层，总厚度平均184.08 m，分上、中、下三组，除中组粘类的厚度占73%左右，透水性弱，含水不丰富外，其上、下两组均为含水丰富的砂及砂砾岩层。上组含水层局部地段与地表径流和降雨进行垂直渗透补给，补给和排泄条件良好。下组含水层间夹有不稳定的粘土层，其上有中组为隔水层，故含水性虽强，但补给和排泄条件较差，其底部含水层为煤系含水层的主要补给水源。基岩主要含水层对矿井充水直接有关的为第3层煤顶部砂岩，第三层灰岩和第十层灰岩。当有断层构造时，其它含水层也可成为奥陶系灰岩水的通道，直接影响矿井安全开采。煤系底部的奥陶系灰岩， 厚度在450～750 m之间，虽然含水丰富， 但因距主采煤层甚远，故近期内对矿井生产不产生影响。
根据地质报告预测，开采前期矿井正常涌水量为400 m3/h，最大涌水量为500 m3/h；开采后期正常涌水量为550 m3/h，最大涌水量为650 m3/h。
1.3 煤层特征
1.3.1 埋藏条件
煤层均厚8.29 m，煤层倾角3°～8°，平均6°，属于缓倾斜煤层。本区主采3#煤层，硬度中硬，普氏硬度为2～3，属中变质气煤，为高硫低灰分。平均容重为1.35 t/m3。矿井属低沼气矿井，煤尘有爆炸危险，煤层均又自然发火倾向。自然发火周期为3～6个月。
1.3.2 围岩性质
见表1-1围岩性质表。
表1-1 围岩性质表
顶底板
名称
岩石名称
厚度（m）
特性描述
老顶
中砂岩
20.34
灰白色，少量燧石及菱铁质点，粒度相下渐粗，底部以粗粒为主，微层状缓波状层理为主，少量斜层理
粉、中砂岩互层
11.5
深灰、浅灰色，成分石英为主，下部以细粒为主，粉砂粒细，中层状具缓波状层理发育，中部斜层理为主。下部呈浑浊状层理。
直接顶
粉砂岩
3.20
深灰色，含苛达树等叶化石，显隐伏微波状水平层理。
直接底
粉砂岩
7.04
深灰色，具水平层理。顶部含根化石以下含细羊齿及苛达树化石。
老底
中砂岩
9.22
灰～灰白色，致密坚硬，以石英长石为主，钙泥质胶结，斜层理为主。

1.3.3 煤的特征
本区煤质稳定，各层煤的主要指标变化很小，均为中变质程度的气煤。山西组煤层（第2、3层煤）属低硫中灰中等可选至易选煤，是良好的炼焦配煤或动力用煤；太原群煤层（第6～16、17层煤）属中灰富硫至高硫的易选煤，不宜单独作炼焦配煤，为动力用煤。
根据地质资料，本矿井第3、16、17层煤都属于氮气带，沼气和二氧化碳含量很底，均小于10 m3/t，属低瓦斯矿井。可采煤层均有煤尘爆炸危险，煤尘爆炸指数一般为37 %~42 %。各煤层都有自燃发火倾向，自燃发火期为３~６个月。
3#煤火焰长度大于400 mm，挥发份含量40.38 %，煤尘具有强爆炸危险性有自燃发火倾向，发火期3~6个月，发火等级Ⅱ级。煤层特征见表1-2。

表1-2. 煤层特征表
煤层编号
煤层厚度
煤层间距
稳定性
结构
顶板岩性
底板岩性
容重
2
0~1.49

中砂岩
砂岩

---------
14.95~42.85
不稳定
简单
泥岩
泥岩
1.35t/m3
0.86

粘土岩
粘土岩

2.3~10.65

粉砂岩 中砂岩
粉砂岩

3
-----------
24.15~46.34
稳定
较简单
岩质岩
1.35t/m3

8.29

质岩

0~0.97

粉砂岩 中砂岩

6
----------
43.30~60.20
极不稳定
简单
细砂岩
1.30t/m3

0.66

0.6~2.35

粉砂岩 粘土岩

16上
-----------
5.5~13.12
稳定
简单
粉砂岩
1.30t/m3

1.1

0.5~1.33

灰岩 粉砂岩
粉砂岩 粉砂岩

17
-----------
7.29
稳定
较简单
1.30t/m3

1.02

2 井田境界及储量
2.1 井田境界
井田西北以铺子断层为界，东北以大间头断层为界，东以津浦铁路为界。井田走向最长4960 m，最短1680 m，倾向最长5370 m，最短2975 m。
2.2 矿井工业储量
2.2.1 煤层面积
井田水平投影面积：
S水=0.25×89=22.25 km2
3#煤层倾角2o~14o，大部分为4o~8o，此处取其平均值θ=6o，故3#煤层面积：
S= S水/cos6o=22.37 km2
2.2.2 工业储量
Zg=S·h·γ
式中：S-- 煤层面积。22.37 km2。
h—煤层厚度。8.29 m。
γ—煤的容重。1.35 t / m3。
Zg=24108万t
2.3 矿井可采储量
2.3.1 煤柱损失
P=Pt+Pd+Pj+Pg
式中：Pt—铁路保护煤住损失。
Pd—断层保护煤住。
Pj—井田边界煤住。
Pg—工业广场保护煤住。
1. Pt的计算
Pt=BLhγ/cosθ
式中：B—煤住宽度。m
L—煤住长度。m
h—煤层厚度。m
γ—煤的容重。T/m3
θ—煤层倾角。（o）
2. Pd的计算
Pd=d·L·h·γ
=35×13890×1.3
=523.9万t
3. Pb的计算
Pb= d·L·h·γ
=20×8680×8.29×1.3
=187.1万t
4. Pg的计算
⑴工业广场面积：
根据《煤炭工业设计规范》，大型矿井工业广场占地指标为0.8～1.1(公顷/10万t)。
S1=150/10×1.1×10000=0.18 km2
取长a=450 m，b=400m。
根据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱与压煤开采规程》，工业广场围护宽度为15m。工业广场工占用：
S=480×430=215600 m2
⑵ Pg的计算
见表2-1. Pg计算的有关参数表。
表2-1. Pg计算的有关参数表
煤层倾角 / o
冲击层厚度 / m
煤层厚度 / m
煤层标高 / m
煤的容重 t/m3
Φ / o
δ / o
β / o
γ / o
2~3
186
8.29
-300
1.3
45
70
72
75

图2-1 工广保护煤柱计算示意图
Pg=V·γ·h
=943.08 万t
P=Pt+Pd+Pb+Pg
=943.5+523.9+187.1+943.08
=2597.58 万t
2.3.2 矿井可采储量
Zk=（Zg-P）·C
=（24108-2597.58）×0.75
=16132.8万t

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
本矿井井下工作人员工作制度和地面工作人员均为为“三八制”。年工作天数320天，矿井每昼夜净提升小时数16小时。每日两班采煤，一班检修，每班工作八小时。具体见表3-1劳动组织表。
表3-1 劳动组织表
序号
工 种
一 班
二 班
三 班
合 计
1
电 工
1
1
3
5
2
泵站工
1
1
1
3
3
煤机司机
2
2
3
7
4
三机工
5
5
7
17
5
支架工
4
4
4
12
6
放煤工
2
2
2
6
7
端头维护
4
4
4
12
8
班 长
2
2
2
6
9
验收员
1
1
1
3
10
合 计
22
22
27
77
11
在 册
28
28
28
105
12
干 部

9
13
总计在册
28
28
44
114
3.2 矿井设计生产能力及服务年限
根据井田储量、投资量、地质状况及机械化水平等综合考虑，确定矿井年生产能力150万t。

式中：T — 矿井服务年限，a。
Zk— 可采储量，万t。
A — 矿井生产能力，万t / 年，
K — 矿井储量备用系数，1.3~1.5

第一水平服务年限36年，符合规范要求。

4 井田开拓
4.1 井田开拓的基本问题
4.1.1 井硐
1. 主井、副井
该矿井主要含煤地层为下二叠统山西组和上石炭统太原组，煤系和煤层沉积稳定，为华北型含煤岩系, 无岩浆侵入，平均厚度310m，全部为第四系冲积层所覆盖，地形平坦，由东北向西南逐渐降低，坡度极为平缓。地面标高变化于+52m～+44m之间。分析以上特点，发现不具备平硐开采的条件。只能采用立井或斜井开采。
主、副井井筒位置的选择：
（1） 井筒沿井田走向方向的有利位置。本井田形状比较对称，储量分布比较均匀，故井筒的有利位置应在井田走向的储量中央，以形成两翼储量比较均匀的双翼井田，可使井田走向的井下运输工作量减小，通风网路较短，通风阻力较小。
（2） 井筒沿倾斜方向的有利位置。立井开拓时，应沿倾向中部布置，考虑储量，井筒定于井田倾斜方向的中部略靠下。
（3） 有利于矿井初期开采的井筒位置。
（4） 尽量不压煤或减少压煤。
（5） 地质及水文条件也必须考虑。
（6） 井口位置应便于布置工业场地。
2. 风井
本井田煤层赋存条件比较好，属于缓倾斜煤层，因为本井田面积比较大，如果将风井布置在井田的中央，将给通风带来极大的不便。所以考虑采用对角式通风。结合实际情况，提出在井田的左右两翼各布置一风井。
4.1.2 工业场地
工业场地的选择应主要考虑以下因素：
（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比较好的区域，同时工业场地的标高要高于最高洪水位；
（4） 尽量减少工业场地的压煤损失。
工业广场的形状、位置、面积等详见第二章第三节。
4.1.3 开拓方案及经济技术比较
根据地质勘探资料，本井田的3#煤层为主采煤层，埋深主要分布在-200m～-500m，倾角平均6°，为缓倾斜煤层。考虑到技术和经济的合理性，本设计采用单水平或两水平开拓都能满足要求。
主采煤层平均厚度在8.29 m左右，所以布置煤层大巷较困难，特别是以后的维护，切需要很大的保护煤柱，故采用双岩巷布置。
井田延伸方案有两种：立井延伸和暗斜井延伸。这两种延伸方案在经济和技术上都是可行的，所以都可以采用。
综合以上四种情况，提出以下四种开拓方案：方案一，两水平立井延伸（如图4-1）；方案二，两水平暗斜井延伸（如图4-2）；方案三，立井单水平（如图4-3）；方案四，斜井单水平（如图4-4）。

图4-1 两水平立井延伸

图4-2 两水平暗斜井延伸

图4-3. 立井单水平

图4 -4 斜井单水平

通过分析，以上四种方案在技术上都是可行的，故全部参加经济比较。首先对各方案费用进行粗略估算。见表4-1。
方案一和方案二的区别仅在于第二水平是用暗斜井开拓还是直接延伸立井。两方案的系统都简单可靠，而且费用相差不大，考虑到方案一的提升、排水、通风工作的环节少、人员上下比较方便，所以决定采用方案一。

表4—1 各方案粗略估算费用表
方案
方案

方案一
方案二
项目
基
立井开凿
（7730+10078）×200=356.2
主副暗斜井开凿
2659×645.6+2445×723.9=342.8
建
井底车场
1000×900×10-4=90
上下斜井车场
（300+500）×900×10-4=72
费
石门开凿
1914×800×10-4=153.1
/万元
大巷开凿
3×3434×414×103=4532.9
大巷开凿
4532.9

小计
5132.2
小计
4947.7
生产
立井提升
1.2×0.903×1.326×108×200=2873.7
暗斜井提升
1.2×0.317×103×1.326×108×645.6=3256.5
费
立井排水
0.23×400×24×365×119=9715.5
排水（斜立井）
0.233×400×24×365×51+0.233×1.0435×400×24×365=9957
/万元
小计
17721.4
小计
18161.2

总计

百分率
100%
百分率
102%
方案
方案三
方案四
项目
基
立井开凿
（7730+10078）×350=623.3
斜井开凿
2659×1132.7+2445×1270=6157
建
大巷开凿
2×3434×200=137.4
大巷开凿
2×3434×200=137.4
费
井底车场
1000×900×10-4=90
上下斜井车场
800×900=72
/万元
小计
850.7
小计
821.1
生
立井提升
1.2×0.903×10-3×2.321×108×350=8803
斜井提升
1.2×0.317×10-3×2.321×108×1132.7=10000.7
产
立井排水
0.233×400×24×365×119=9715.5
斜井排水
0.233×1.0435×400×24×365×119=10138
费/万元
小计
19369.2
小计
20959.8
总计
百分率
100%
百分率
107%

方案三和方案四的区别也仅在于提升是用立井还是用斜井。粗略估算方案四的费用高7%，且方案三的通风线路比方案四短，所以决定选方案三。
余下的方案一和方案三技术上均可行，而且水平服务年限符合要求。二者相比方案三的总投资要高一些，但是方案三的生产经营费用可能要低一些。因此，两方案还需要通过经济比较才能确定最终采用何种开拓方式。
详细比较见表4-2～4-6。
表4-2 建井工程量比较表

项目
方案一
方案三
初期
立井井筒
350+20
350+20
副井井筒
350+5
350+5
井底车场
1000
1000
运输大巷
4400
200
轨道大巷
4400
200
后期
主井井筒
200

副井井筒
200

井底车场
1000

主石门
1914

运输大巷

10400
轨道大巷

10400

表4-3 基建费用比较表

项目
方案一
方案三

工程量
单价
费用
工程量
单价
费用
初期
立井井筒
350+20
7730
286.01
350+20
7730
286.01
副井井筒
350+5
10078
357.77
350+5
10078
357.769
井底车场
1000
900
90
1000
900
90
运输大巷
10600
1380
1462.8
2000
1380
27.6
小计
2196.6
761.4
后期
主井井筒
200
7730
154.6

副井井筒
200
10078
201.56

井底车场
1000
900
90

主石门
1914
800
153.1

运输大巷

10400
1380
1385.52
小计
599.26
1385.52
合计
2759.86
2146.92

表4 -4 生产经营工程量比较表
方案一
方案三
项目
工程量
项目
工程量
运输提升/万t

运输提升/万t

上山运输

大巷运输机长0~1.5 1.5~2 2~2.5 2.5~3 3~3.5 3.5~4
9845.789 7152.312 3182.904 9342.092 5187.6 380.592
一带区
55346.376×0.2=11069.2752
二带区
29069.04×0.2=5813.808
三带区
2071.92×0.2=414.384
四带区
32516.16×0.2=6503.232
石门运输

一带区
1.2×11069.2752×0.8=10626.5
二带区
1.2×6229×0.8=5979.84
三带区
1.2×440.4×2.8=1479.744
四带区
1.2×2448.8×1.4=4113.984
立井提升
1.2×5965.69×0.23=1646.5
立井提升
1.2×0.903×2.321×108×350=8803
排水/万m3
400×24×365×119=41697.6
排水/万m3
400×24×365×119=41697.6

表4-5 生产经营费比较表
项目
方案一
方案三
工程量
单价
费用
工程量
单价
费用
（m）
（万元／m）
（万元）
（m）
（万元／m）
（万元）
运输

一带区
10626.5
0.098
1041.4
9845.789
0.098
964.89
二带区
5979.84
0.098
586.02
7512.312
0.096
686.62
三带区
1479.744
0.095
45.6
3182.904
0.092
292.83
四带区
4113.984
0.098
403.2
9342.092
0.095
887.5
小计

2591.117

3384.99
提升

一水平
6120954
0.000903
5527.3

二水平
6018012
0.000903
5434.3

8803
维护巷道

2959.9

2849.6
总计

28465.71

21903.49

表4-6 费用汇总表

费用

方案一
方案三
项目
费用/万元
百分率
费用/万元
百分率
初期建井费
2196.6
288 %
761.4
100 %
基建工程费
2795.86
130 %
2146.92
100 %
生产经营费
28465.71
123.92 %
21903.494
100 %
总费用
33458.71
135 %
24811.814
100 %

由以上比较结果可以看出方案三的总费用比方案一少35 %，且该方案只有一个水平，生产系统更为简单可靠。而方案一有两个水平，当进行第二水平开拓的时候会影响第一水平的开采，所以方案一在后期更能体现其优势。
综合考虑经济、技术及安全等多方面因素，选取最优方案方案一——立井单水平开拓。
矿井开拓平面图及剖面图见毕业设计大图《矿井开拓平面图》和《矿井开拓剖面图》。
4.2 矿井基本巷道
4.2.1 井筒
1. 主井
本矿井设计年生产能力150万t，为保证提升，决定采用两对12 t的箕斗提煤。如图4-5和表4-7。

图4—5 主井断面图

表4-7 主井断面技术特征表
井型
150万t
井筒直径
6.5m
井深
340m
净断面积
33.18m2
基岩段毛断面积
44.18m2
表土段毛断面积
44.18m2
提升容器
两对12t箕斗 多绳摩擦轮提升机
井筒支护
混凝土砌碹厚450mm 充填混凝土厚50mm
2. 副井
副井采用一套1.5 t双层四车罐笼提升。副井内设梯子间，可作为安全出口。如图4-6和表4-8。
3. 风井
风井内也设一梯子间，可作为另一安全出口。如图4-7和表4-9。
4.2.2 井底车场
1. 井底车场的型式和布置形式
本井底车场不经过石门和大巷直接相连，减少了工程量。由于该车场采用了胶带输送机运煤系统，使车场形式大为简化，实际上它只是一个带有机车绕道的单环行车场。采用这种车场，形式简单，通过能力大，有较多富余。布置形式见图4.2-4。
2. 空重车线长度验算
大型矿井的空重车线长度应为1.0～1.5倍列车长。辅助运输采用MG1.7-6A型1.5t固定厢式矿车运输，其尺寸为2400×1050×1200。电机车选用ZK10-6/550支流架线式电机车，其尺寸为4500×1060×1550。每列车15节车厢。
一列车的长度：L列车=4500+2400×15=40500 mm=40.5 m。
副井空重车线的长度应40.5×1.5=60.75 m。所选用的车场的空重车线长度L为105 m＞60.75 m，符合要求。
3. 调车方式
运输大巷的煤直接由皮带运入井底煤仓。矸石车副井重车线机车分离后，电机