开滦矿务局荆各庄矿120万吨新井设计.docx

目 录
设计总说明 VII
一般部分 XI
1 矿区概述及井田地质特征 1
1.1 矿区概述 1
1.1.1 交通位置 1
1.1.2 地形和、地貌 1
1.1.3 水系及气候 1
1.1.4 水源 2
1.1.5 电源 2
1.2 地层特征 2
1.2.1 地质构造 4
1.2.2 水文地质 4
1.3 煤层特性 6
1.3.1 可采煤层情况 6
1.3.2 煤层的围岩的性质 7
1.4 煤的特征 7
1.4.1 煤层的物理特征表 7
1.4.2 煤的化学分析 8
1.5 煤层的稳定性 8
1.5.1 煤的含瓦斯性 8
1.5.2煤尘的爆炸性 8
1.5.3煤层自然发火性情况及煤尘爆炸性情况表1.5-1： 8
2井田境界和储量 11
2.1 井田境界 11
2.1.1 井田划分的依据 11
2.1.2井田范围 11
2.2 矿井工业储量 12
2.2.1 勘探类型及储量等级的圈定 12
2.2.2 储量等级的圈定 12
2.2.3 煤层最小可采厚度 12
2.2.4 矿井工业储量的计算 12
2.2.5可采储量 13
3 矿井工产能力及服务年限作制度、设计生产能力 15
3.1 矿井工作制度 15
3.1.1 矿井年工作日数的确定 15
3.1.2 矿井工作制度的确定 15
3.1.3 矿井每昼夜净提升小时数的确定 15
3.2 矿井设计生产能力及服务年限 15
3.2.1矿井生产能力的确定 15
3.2.2矿井及第一水平服务年限的核算 15
4 井田开拓 17
4.1 井田开拓的基本问题 17
4.1.1 井筒形式及数目的确定 17
4.1.2 井筒位置的确定 17
4.1.3 工业广场位置、形状和面积的确定 19
4.1.4 开采水平数目、位置和标高的确定 19
4.1.5 开拓方案的确定 20
4.1.7 采区的划分及布置 27
4.1.8 煤层生产能力 27
4.1.9 矿井开拓延伸及深部开拓布置方案 28
4.1.0 矿井水平间、采区间和煤层间接替顺序 28
4.2 矿井基本巷道 28
4.2.1 井筒 28
4.2.2 井底车场 29
4.2.3 主要开拓巷道 30
5 准备方式——采区巷道布置 39
5.1 煤层的地质特征 39
5.1.1 煤层埋藏条件 39
5.1.2 煤质特征 39
5.1.3 煤层顶、底板条件 39
5.1.4 煤层的含瓦斯特征 40
5.1.5 水文地质特征 40
5.1.6 煤尘的爆炸性和自燃发火危险性 42
5.1.7 地质构造 42
5.1.8 地表特征 42
5.2 采区巷道布置及生产系统 42
5.2.1 首采区概况 42
5.2.2 采煤方法选择 42
5.2.3 采区布置方案的确定 43
5.2.4 开采顺序及巷道掘进 47
5.2.4 采区生产能力核算 50
5.2.5 采区的服务年限 52
6 采煤方法 55
6.1 采煤工艺方式 55
6.1.1 设计采区地质条件 55
6.1.2 采煤方法及其机械化程度的确定 55
6.1.3 回采工作面参数的确定 56
6.1.4 回采工作面破煤、装煤方式及相应设备的选择 56
6.1.5 回采工作面运煤方式及其运输设备的选择 58
6.1.6 工作面支护方式及采空区处理 59
6.1.7 工作面设备布置 62
6.1.8 采煤工艺 62
6.1.9 劳动组织和循环作业图 65
6.2 回采巷道布置 67
6.2.1 回采巷道布置方式 67
6.2.2 回采巷道断面选择及其掘进方式 67
7 井下运输 71
7.1 概述 71
7.1.1 井下运输的原始条件 71
7.1.2 井下运输系统 71
7.1.3 各环节运输方式 72
7.2 采区运输设备选择 72
7.2.1 采区煤炭运输设备的选择 72
7.2.2 采区运输能力验算 73
7.2.3 采区辅助运输设备的选择 73
7.2.4 采区车场一次提升的矿车数 75
7.3 大巷运输设备选择 76
7.3.1 大巷运输设备的选择 76
7.3.2 运输设备运输能力验算 77
8 矿井提升 79
8.1 概述 79
8.2 主副井提升 79
8.2.1 主井提升 79
8.2.2 副井提升 80
9 矿井通风及安全 81
9.1 矿井通风系统选择 81
9.1.1 矿井概况 81
9.1.2 矿井通风系统的基本要求 81
9．1.3 矿井通风类型的确定 82
9.1.4 主扇工作方法的确定 85
9.1.5 采煤工作面通风类型的确定 87
9.1.6 绘制两个时期的通风系统网络图 87
9.2 风量计算与风量分配 90
9.2.1 矿井所需总风量的计算 90
9.2.2 矿井风量的分配 95
9.2.3 风速验算 96
9.2.4 风量的调节方法与措施 98
9.3 全矿井巷通风阻力 99
9.3.1 计算的原则 99
9.3.2 通风容易时期和通风困难时期最大阻力路线的确定 99
9.3.3 全矿井巷通风阻力的计算 100
9.4 扇风机选型 104
9.4.1 选择主扇 104
9.4.2 选择电动机 108
9.4.3 对矿井主要通风设备要求 109
9.5 防止特殊灾害的安全措施 109
9.5.1 井下防尘 110
9.5.2 瓦斯的预防 111
9.5.3 火灾的预防 112
9.5.4 水灾的预防 112
10设计矿井基本技术经济指标 113
总 结 115
参考资料 116
专题部分 117
综放面顶煤冒放性影响因素的探讨 119
摘 要 119
1.引言 121
1.1 选题背景及意义 121
1.2 顶煤冒放性研究的发展与现状 122
1.3 研究的主要内容与方法 122
2.顶煤冒放性影响因素分析 125
2．1 影响顶煤冒放性的因素分析 125
2.1.1 煤的强度对顶煤冒放性影响的一般规律 125
2.1.2 开采深度对顶煤冒放性的影响 126
2.1.3 煤体裂隙分布对顶煤冒放性影响的一般规律 127
2.1.4 夹矸对顶煤冒放性影响的一般规律 127
2.1.5 顶板岩层对顶煤冒放性的影响 128
2.1.6 煤层厚度对顶煤冒放性的影响 129
2.2 坚硬顶煤的模糊识别与判定法则 131
结论 133
参考文献 134
致 谢 135

设计总说明
本设计包括两个部分：一般部分和专题部分。
一般部分为开滦矿务局荆各庄矿120万吨新井设计，全篇共分为十个部分：矿井概括及井田地质特征、井田境界及储量、矿井工作制度和设计生产能力及服务年限、井田开拓、采区巷道布置、采煤方法、井下运输、矿井提升、矿井通风与安全和矿井主要经济技术指标。
荆各庄矿位于河北省唐山市境内。矿井走向长度约为6.3km，倾向长度4.5km，面积为13.75m2。井田内的主要可采煤层为9煤、11煤，该煤层赋存稳定，平均厚度2.9米。倾角平均为9°，为近水平中厚煤层。井田内工业储量吨，可采储量吨。矿井平均涌水量为3300m3/h，相对瓦斯涌出量 ，属于低瓦斯矿井，煤层具有爆炸危险性，有自然发火现象。
荆各庄矿年设计生产能力120万t/，服务年限53.37年。采用立井三水平开拓矿井采用走向长壁综合机械化采煤法。
矿井布置一个综采工作面保证全矿井的产量，长度160m，煤的运输采10吨用架线式电机车牵引3吨侧卸式矿车运输。矿井的通风方式采用通风。
专题部分为“综放面顶煤冒放性影响因素” 在经过多年的实践、完善与提高，并借鉴国外综放开采技术的基础上使我国的综放开采技术得到了迅速发展。目前该技术己成为我国开采厚及特厚煤层的主要采煤方法，并运用数学理论对每个影响因素进行定性和定量研究和分析，得出综放开采的最佳条件。
关键词： 可采储量；水平；集中大巷；走向长壁 ；综放开采；顶煤冒放

General Information of the Design
This design includes two parts:General part and special subject part.
The general part is a new design of jinggezhuang Mine in Kailuan coal department. The whole article is divided into ten parts totally: the outline of the mine and the mine filed geology, boundary and reserves, the mine work systemthe designed productive capacity and service life , mine exploition, mine methed, transportation of underground, mine lifting, mine ventilation and safety, and the economic and technologic index of the mine.
The jinggezhuang mine filed lies in the Tangshan city of Hebei province. The total area of the mine is about 13.75km2.there are three main available seams:9#,11#, and the total thickness of the seams is 2.9m. It is stable belong to fluty inclined, with the average angle 9degree. The industry reserves of the mine filed are million tons and the useable reserves are million tons. Mine normal Chung water is 3300m3／h,relative to gas .It is a low gassy mine. The coal dust have explosion hazard, and the seam has combustion tendency.
The productive capacity of jinggezhuang mine is 1.2million tons per year, and it’s service life is 53 years. There are 3 levels in the mine. coal minning method is fully mechanized mining to the strike with sublevel caving in inclined coal seam.
There is only one working face in the mine. The length of the face is 160m. Coal is transported by the10t tramcar with the capacity of 3T.The method of mine ventilation in this shift centralized ventilation..
The special subject part is Caving of top coal caving face of the impact of factors. After many year practices, consummation and enhancement,our country has made the person get prompt development on full-mechanized caving in the basis exploiting a technology,s .At preset full-mechanized caving has become our country exploiting the leading factor mining method thick and favoring a coal seam specially.And untilizes the corresponding mathematics theory to conduct qualitative and the quantitative inve -stigation and the analysis to each influence factor,obtains full-mechanized caving,s optimum condition.
；Top coal caving;；Top coal caving characteristics

一
般
部
分

1 矿区概述及井田地质特征
1.1 矿区概述
1.1.1 交通位置
荆各庄矿位于河北省唐山市北偏东约13 km处，南距马家沟矿6 km，距原京山铁路开平车站10 km，东距陡河发电厂4.5 km。行政区域属唐山市开平区管辖，如图1-1（开平/北京;吕家坨/吕各庄）

1.1.2 地形和、地貌
荆各庄矿矿区为一平坦的冲积平原，东南面沿陡河东岸是由奥陶纪石灰岩构成的东北－西南方向起伏伸展的低山丘陵。从东往西有巍山（＋290 m）、凤山（＋180 m）、小梁山（＋100 m）和菀豆山（＋38 m），由菀豆山向西南倾没于平原之下。由巍山向东北低山丘陵接连绵延，地势逐渐增高，直到青龙山标高达＋493.01 m。在井田北面约7 km为由震旦纪灰岩构成的低山丘陵，东西方向横伏，这两条低山丘陵在井田东面的青龙山一带相汇合。低山丘陵的伸展方向与地层走向方向一致。井田内地势平坦，但北部稍高，向南低下，北部地面标高为+38.8 m（湾35孔），南端标高为＋23.85 m（湾补6孔），倾向陡河。
1.1.3 水系及气候
流经本区东南边的陡河，发源于北部山区，上游由二支汇成，东支称管河，发源于丰润县福山寺管泉，西支称泉水河，发源于丰润县赵庄上水路。
唐山属半大陆性地区气候，夏季炎热多雨，冬季严寒凛烈，气温变化较大。
1.1.4 水源
大气降水：本区大气降水一般集中在7、8、9月份。据1979～2007年气象资料统计：年降水量最大值为899.6 mm（1987年），最小值为317.45 mm（1997年），平均值为596.85 mm。
地表水系：河北省水利厅于1965年在双桥村一带修建了陡河水库，水库大坝距井田东端的最近距离为2200 m。陡河水库积水量最大值为314.6万吨，陡河水库积水量最小值为21.6万吨，
1.1.5 电源
本矿主要电源为贾安子110千伏区域变电所35千伏母线引出，导线为LGJ---120型。
1.2 地层特征
井田地层特征荆各庄井田煤系主要由石炭系上统和二叠系下统组成，含煤地层总厚约450 m，共含大小煤层十九层，煤层总厚达25.3 m，含煤系数5.7%，其中可采煤层共四层，9、11、12-1和12-2煤，总厚度16.22 m，可采含煤系数3.6%，可采煤层集中在赵各庄组和大苗庄组，表1-1。
表1-1地层特征
地层关系
地层厚度（m）
所含煤层
可采煤层
系
统
组
层数
煤层
二叠系
下统
唐家庄
145.4
1～2
小煤线
无
大苗庄
90.36
7
5、6、7、8、9-1、9-2、10
9-2
石炭系
上统
赵各庄
60.00
5
11、煤线、12-1、12-2、121/2
11、12-1、12-2
开平
76.59
3
14、15、16
无
中统
唐山
75.00
1
煤线
无

1）唐家庄组
二迭系下统。上部止于Ａ层顶板，下伏大苗庄组，厚度约270米。岩性以粗～中砂岩为主，细砂岩次之，下部粉砂岩和泥岩比较发育，间夹１～４层薄煤线。岩石颜色由下部的深灰、浅灰往上变为灰和紫红色，均属于陆相沉积。从煤系地层形成过程来看，地壳运动在中石炭世、下二迭世是以上升为主，上升幅度由小到大，由缓慢上升到直线上升。从岩相来看，为近海相－－过渡相－－大陆相。从成煤环境看，则为滨海平原到内陆湖泊。正是由于地壳运动由弱到强，从海相逐渐转为陆相，在这种地壳相对稳定时期，才沉积了本井田的可采煤层。
2）大苗庄组
上限为5煤顶板的中粗粒砂岩底界面，此层位受古河流冲刷，冲蚀的下切深度并不相同，在井田西部不仅5煤受剥蚀，6、7、8煤、均受不同程度的影响。下限为11煤顶板粘土岩之顶界面。本组含煤6层即：5、6、7、8、9、10煤，其中可采煤层一层即9煤，是荆各庄矿的主采煤层，其它8煤、10煤局部可采。
3）赵各庄组
下限为赵各庄灰岩K6顶板，上限为11煤顶板泥岩之顶界面。一般厚度为60 m，本组为重要的含煤地层。自沉积赵各庄灰岩K6之后，海水大规模后退，而每次海进的幅度都比较小。该阶段沉积环境相对稳定，是成煤的最好时期。本组含煤层5层，即： 12-1/2煤、12-2煤、12-1煤、12-1煤上煤线、11煤。其中12-2煤、12-1煤、11煤三层可采。
4）开平组C31：
下限为唐山灰岩K3顶板，呈整合接触，上限为赵各庄灰岩K6之顶板，亦是整合接触。本组一般厚度76.59 m，以粉砂岩为主，粘土岩含量减少。
5）唐山组
直接覆盖于奥陶系石灰岩之上，上至K3唐山灰岩顶界面，一般厚度75 m。本统以粘土岩和粉砂岩为主。本组中含三层薄层石灰岩，均含有丰富海相动物化石，由下而上简称为K1、K2、K3石灰岩。第一层灰岩K1出现在距奥陶灰岩顶界面大约38 m处，第二层石灰岩K2出现在K1之上12 m处，第三层石灰岩K3出现在K2之上大约25 m处，称之为唐山灰岩，该层灰岩呈浅灰褐色，中厚层状，质纯，厚2.5 m左右，厚度大，层位稳定，含有大量的蜓科和珊瑚化石，易于同其它岩石相区别。
1.2.1 地质构造
本井田为一向斜盆形隐蔽有限煤田。除东南端外，周边向内倾斜。一般在350~500之间。西部有达600以上者。井田中部则产状平缓。本井田含煤部分是一个直径3.5公里左右的亚园轮廓。
1）褶曲
亚园向斜的“平底”具有波曲性。最深中心偏居西南部。大致以湾39孔为中心。在煤层等高线上呈现西部较挤。东部疏宽。南部纯园。向北变窄。作南北拉长。曲线中部西湾的园心不完整闭合状。在盆心东异波状起伏。使东端又相对凹下造成一个南北稍长的椭圆向斜。
2）断裂
区内共发现大小断层7。主要断层产状要素一览表表1—2：
表1—2主要断层产状要素一览表
编号
断层性质
走向
倾向
倾角
落差（m）
水平移距（m）
F1
逆掩断层
北350~600东
南东
150
13～14
10
F2
逆掩断层
北350~600东
南东
300
10～15
25
F3
逆掩断层
北350~600东
南东
200
12～16
18
F4
正断层
北600东
北西
250
10～15
12
F5
逆断层
北450东
北西
150
10～15
21
F6
逆断层
北550东
北西
150
5～14
13
F7
正断层
北500东
北西
250
11～15
15
1.2.2 水文地质
1）井田内含水层特征表1—3:
表1—3井田内含水层特征
含水层编号
层位
含水层性质
含水层厚度(m)
单位涌水量(米/秒)
渗透系(米/昼夜)
东 翼
西 翼
东 翼
西 翼
东 翼
西 翼
Ⅰ
奥陶系
裂隙溶洞-无压转承压
11.59-30.10
6.70-31.00
2.06
2.039
10.083
12.284
Ⅱ
K3--K6
裂隙-承压
11.83-17.48
6.94
0.652
0.094
5.184
1.348
Ⅲ
K6-煤12
裂隙-承压
9.37-25.00
3.95-16.89
1.96
0.076
12.92
0.806
Ⅳ
煤9-煤7
裂隙-承压
9.42
7.44-7.91
0.194
0.044
2.300
0.638
Ⅴ
A
煤5以上60米
裂隙-承压
4.18-26.72
12.65-38.10
1.354
0.365
7.154
2.321
B

煤5上60-100米
裂隙-承压
8.40
15.00
0.177
0.262
2.059
1.722
Ⅵ
风化带
裂隙孔隙承压
8.39-15.76
12.97-23.20
0.043
0.091
0.354
0.47
Ⅶ
底部卵砾石层
孔隙-承压
4.38-31.42
21.48
2.397
0.877
11.645
4.877
Ⅷ
A
中部卵石层
孔隙-承压
25.70
8.377
42.95
B
上部砂砾层
孔隙-承压
18.30-20.9
0.804
4.158
C
浅部砂层
孔隙-潜水
17.60-22.40
0.537
1.352
注：Ⅴ（风化带）层位，对比为北异（东异栏）和南异（西异栏）
2） 地下水补给、径流、排泄条件
荆各庄矿区为一平坦的冲积平原，东南面沿陡河东岸是由奥陶纪石灰岩构成的东北－－西南方向起伏伸展的低山丘陵。矿井的岩溶较发育，含水层水通过岩溶裂隙进入矿井。地下径流以扩散流为主，动态变化相对稳定，年变幅小，常具多年周期性变化，局部发育溶孔溶隙及小管道共同组成的强含水段或强径流带。岩溶地下水的排泄通过地下径流的的方式流入河流，另外矿上的疏排水使矿井的排泄能力得到很大的提高。
3）矿井用水量
矿井初期正常涌水量；55m3/min，突然涌水，初期最大涌水量80m3/min。后期最大100m3/min。
1.3 煤层特性
1.3.1 可采煤层情况
煤系地层总厚度450m。共含大小19层。其中按可采厚度计共11层。即煤5、煤6、煤7、煤8、煤9、煤10、煤11、煤12顶、煤12底、煤12 1/2、煤15、平均煤层总厚度22.5m。其中主要可采煤层有煤9、煤11主采煤层厚度特征表1-4：
表1-4煤层厚度特征表
煤层
煤厚与倾角
采区
东翼采区
西翼采区
南翼采区
9
厚度（m）
2.4～3.5
（3.4）
1.2～3.5
（2.8）
2.5～3.2
（3）
倾角（°）
3～14
（7）
4～13
（8）
4～14
（6）
11
厚度（m）
1.37～3.22
（2.74）
1.89～3.24
（3.19）
1.8～3.06
（2.43）
倾角（°）
3～16
（10）
6～15
（11）
3～14
（9）
1）煤9：为矿井的主采煤层，厚度为2.4～3.5m，平均厚度为3m。煤层为黑色、条带状构造，玻璃光泽，以亮煤为主，间夹暗色条带，局部含丝炭，偶含黄铁矿膜，半亮～光亮型，煤层的容重为1.44t/m3。
2）煤11：井田内厚度自0.37～4.22m，平均1.62m。倾角为3°～16°，平均为10°，黑色块状～条带状构造，玻璃光泽，以亮煤为主，夹镜煤及亮煤条带，含黄铁矿结核，光亮型煤，含夹矸一层，但夹石分布不稳定，在东翼采区1114掌见到厚度达0.5m的泥岩夹矸，褐红色，易碎,具油脂光泽。煤层的容重为1.42t/m3。
1.3.2 煤层的围岩的性质
1）煤9
伪顶：暗灰色泥岩或粉砂岩，厚0～0.08m，随采随落，区内大部分缺失。
直接顶：灰色粉砂岩，有明显水平层理或波状层理，块状，含有丰富的植物叶片化石，偶见浅褐色结核，厚度变化较大，极不稳定，厚0～3.86m，平均1.97m。
老顶：灰白色中砂岩，夹粉砂岩，厚层状；岩石成分为石英及泥质岩屑，次为暗色燧石，并含有紫红色的矿物细粒；胶结物为高岭土质基底式胶结，占30％，极易风化，遇水澎涨，厚10.43～39.2m，平均12.00m。
底板：灰黑色泥岩，致密块状，断口呈贝壳状或参差状，含菱铁质结核及黄铁矿散晶体，结核大小不一，扁球状成层状分布，含少量植物根化石，厚4.51～8.60 m，平均6.44m。
2）煤11
直接顶：灰黑色泥岩，块状，致密细腻，贝壳状断口，含菱铁质透镜状结核及黄铁矿聚集体,含海相动物化石(在西翼1210、1214采到完整的动物介壳化石)层厚3.96～9.47m,平均6.65m。
老顶：浅灰色～灰白色细砂岩，块状，钙质基底式胶结，成分以石英为主，易风化，厚度不稳定，一般在0.65～8.23m之间，平均2.69m。
直接底：灰～灰白色带褐色泥岩或粘土质粉砂岩,泥质胶结，块状构造，含大量植物根化石，厚0.53～3.87m，平均1.85m。
1.4
特
煤 征
层
颜色
光泽
煤岩成分
煤岩类型
煤的结构
和构造
矿物结核
和包体
容重（t/m3）
9
黑色
玻璃光泽
以亮煤为主，间夹暗煤条带局部含丝炭膜
半亮-光亮型
带条状构造
偶含黄铁矿
1.44
11
黑色
玻璃光泽
以亮煤为主，夹有镜煤及暗煤条带
光亮型
块状构造，局部呈条带状构造
含黄铁矿膜及薄膜
1.42
1.4.2 煤的化学分析
1）硫份:各煤层全硫平均含量为0.25％～3.66％,其中煤9含量均低于1％，属低硫煤；煤11含硫量最高为3.66％，平均为3.07％，属富硫煤，其所含硫量分为：黄铁矿硫占59％，有机硫占36％，硫酸盐硫占2.5％。
2）磷份：磷份平均含量最大0.0825％，最小0.008％，其中煤11为特低磷煤，煤9、为低磷煤。
3）发热量：各可采煤层发热量变化范围在18.01～24.18MJ/kg之间，各煤层发热量由大至小排列为：煤11～煤9（Ⅰ）～煤9(Ⅱ、Ⅲ)。一般情况是煤层灰分高的发热量低，而煤层灰分低的其发热量高。矿井中煤11、煤9一分层发热量最高，而煤9二三分层发热量较低，且相差不大。
1.5 煤层的稳定性
井田内共有可采煤层四层，煤9、煤11为较稳定煤层。
1.5.1 煤的含瓦斯性
008年8月对瓦斯涌出量根据测定的基础数据，分析计算得出鉴定结果，本矿属低瓦斯等级。1.5.2
1.5.3煤层自然发火性情况及煤尘爆炸性情况表1-6：
表1-6煤层自然发火性情况及煤尘爆炸性情况表
煤层名称
9
11
煤层自然倾向性鉴定结果
自燃
自燃
最短自然发火期（月）
2
8-12
煤尘爆炸性鉴定结果
有爆炸性
有爆炸性
煤尘爆炸指数
25.37～44.17
38.85～44.12

荆各庄井田位于开平向斜的西北侧，中隔凤山－－缸窑背 斜自成一盆状向斜，井田范围东起于庄、西止马庄，南自刘官 屯，北至沈庄－－小佛头一线，以荆各庄为圆心略成一个南北 长约3.5km，东西宽约3.4km，北端闭合、南端开放的亚圆形轮 廓，井田面积9平方公里。井田北部、西部及南部均以煤12-2冲积层下潜伏露头为界，东部及东南部以F3断层为界，深部以煤12-2盆状向斜底-530标高为最终深度，矿井面积约为9 km2，根据采矿登记，采矿许可证“地采证煤字[1990]第107号”批准的井田开采范围坐标见表2-1。
表 2-1 井田开采范围坐标表
拐点编号
X
Y
拐点编号
X
Y
拐点编号
X
Y
1
402303
77262
8
398360
76945
15
401175
79207
2
402157
76755
9
398627
77815
16
401685
78650
3
401475
75928
10
399182
78567
17
402013
78275
4
400815
75705
11
399682
79042
18
402070
78445
5
399735
75975
12
400200
79525
19
402420
78490
a6
398935
76225
13
400765
79715
20
402405
78167
7
398480
76517
14
401102
79577
21
402108
78158

平坦的冲积平原

井田划分为三个开采水平，即一水平，标高－314m，垂高154m，斜长1850m；二水平，标高－368m，垂高148m，斜长1650m，三水平标高430m，垂高70m，斜长1000m。

图3：方案3 立井单水平加斜井开拓

四个方案的粗略比较如下表4－2
表4－2 矿井开拓延伸布置方案粗略比较
项目
方案1
方案2
基建费用/万元
立井开凿
主井
36.9×66796×10－4+8×161866×10－4
＝392.57
立井开凿
主井
45.4×66796×10－4+8×161866×10－4
＝438.43
副井
36.4×87051×10－4+8×226226×10－4
＝519.6
副井
44.9×87051×10－4+8×226226×10－4
4＝512.64
石门开凿
253.2×44098×10－4
＝1116.55
石门开凿
467×44098×10－4＝2072.96
井底车场
99.7×41874×10－4
＝417.48
井底车场
（99.7×41874×10－4
＝417.48
小计
2446.2
小计
2441.24
生产费用/万元
立井提升
1.2×2520.18×0.312×1.6+1.2×3779.82×0.415×1.6=5252.84
立井提升
1.2×2520.18×0.354
×1.6+1.2×1817.5×
0.462×1.6+1.2×1962.3×0.534×1.6=5384.37
石门运输
1.2×2520.18×0.551×0.4+1.2×3779.82×1.412×0.4=9228.34
石门运输
1.2×2520.18×0.56×0.4+1.2×1817.
5×1.42×0.4+1.2×1962.3×2.14×0.4
=3923.17
立井排水
630×24×365×
53×0.4×10－4
＝11589.48
立井排水
630×24×365×
53×0.4×10－4
＝11589.48
小计
19970.66
小计
17297.02
总计
费用/万元
224338.86

19738.26
百分率
113％

100％

项目
方案3
方案4
基建费用/万元
立井开凿
主井
38.6×66796×10－4+8×161866×10－4
＝386.67
立井开凿
主井
32.3×66796×10－4+8×161866×10－4
＝345.15
副井
38.1×87051×10－4+8×226226×10－4
＝512.01
副井
31.8×87051×10－4+8×226226×10－4
4＝457.21
暗斜井
主暗斜井
42.1×36826×10－4 =155.03
暗斜井
主暗斜井
60.5×36826×10－4=222.79
副暗斜井
42.1×36826×10－4 =155.03
副暗斜井
60.5×36826×10－4=222.79
石门开凿
132×44098×10－4
＝592.53
石门开凿
180×31851×10－4=573.33
井底车场
99.7×41874×10－4
＝447.48
井底车场
（99.7×41874×10－4
＝417.48
小计
2524.91
小计
2238.75
生产费用/万元
立井提升
1.2×4178.5×0.466×1.6=3238.58
立井提升
1.2×2270.52×0.346
×1.6+1.2×2013.48×0.403×1.6=3066.3
暗斜井提升
1.2×2121.5×0.421×0.42=480.14
暗斜井提升
1.2×2701.2×0.605×0.42=823.64
石门运输
1.2×4178.5×0.66×0.4=1363.75
石门运输
1.2×2270.52×0.825
×0.4+1.2×2013.48×0.925×0.4=1793.17
排水
630×24×365×
53×0.4×10－4
＝11589.48
立井排水
630×24×365×
53×0.4×10－4
＝11589.48
小计
18101.95
小计
17572.59
总计
费用/万元
19926.89

19811.34
百分率
102％

100％

方案1、2的区别在于第1方案比第二方案少一水平水平。两方案对比，方案2需多开立井井筒、阶段石门、立井车场，并增加了相应的费用提升费用也相应增加。方案1则比第2方案减少了开立井井筒、阶段石门、立井车场但增加了相应运输的费用。
但在技术方面方案1难易实现，并且开拓方案粗略比较方案2明显优于方案1，所以取方案2。
方案3、4的区别在划分水平的数目，方案3比方案4少一水平。两方案对比，虽然方案3少了阶段石门和运输大巷，但由于少了一水平其技术要求比较高而且运输困难，通风不易解决，比较之下方案4工程技术易达到，而且费用少。
综合考虑经济和技术因素，方案4均优于方案3，故选取方案4参加经济比较。
在方案粗略比较后，方案2和方案4均在技术上可行，以下进行详细的经济比较，以确定最终方案。
4.1.6 矿井开拓方案经济比较
方案2和方案4有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费用、生产经营费用和经济比较结果分别汇总于表。
表4-3建井工程量

项目
方案2
方案4
初期
主井井筒/米
274+80
266+80
副井井筒/米
269+80
261+80
井底车场/米
997
997
主石门/米
1120
825
运输大巷/米
3530
12000
后期
主井井筒/米
120
77
副井井筒/米
129
77