学士学位论文--富康路煤矿说明书.doc

中国矿业大学成教学院2013届本科毕业设计说明书
1 矿区概况及井田地质特征
1.1 矿区概况
1.1.1 交通位置
富康路煤矿位于昭通市昭阳区950方向，直距约10km。行政区划属昭阳区太平办事处黄竹林社区。
煤矿有简易公路与昭通市相连，距213国道昭通站公路里程约13km，距内（内江）昆（昆明）铁路昭通站公路里程约5km，铁路线从矿权东南边界外通过，交通条件较好,详见交通位置图（图1-1）。

1.1.2 地形
富康路煤矿位于云南省东部乌蒙山脉东段，地势为北西低、南东高，属低中山区。矿区范围最低点为位于矿区西部冲沟中，标高1996.9m，最高点位于矿区南东部山头，标高2077.2m。最大相对高差80.3m。地形相对平缓，自然地形坡度一般10～22°，属构造抬升剥蚀、溶蚀低中山缓坡地形。
1.1.3 水系
矿区位于牛栏江上游补给区，地表水及地下水属长江水系。
1.1.4 气候
据凉风台气象站观测资料，区内年最大降雨量1380mm，最小降雨量776mm，多年平均降雨量1000mm，多年平均蒸发量1240mm，雨季月最大降雨量212mm，旱季月最小降雨量12mm；每年5～10月份为雨季，降雨量占全年平均降雨量的90％，11月～次年3月为干旱霜冻期。年平均气温17℃，极端最高气温40.5℃，最低气温﹣3.7℃。主导风向为北风,最大风速24.0m/s。
1.1.5 自然地震
根据历史资料，据昭通地震办资料，发生的较大地震有： 1974年5月11日永善、大关一带发生过7.1级大地震；1989年11月10日4.9级；2003年11月15日鲁甸、昭阳区发生5.1级地震；当年11月26日再次发生5级余震；2004年8月10日，该区又发生5.6级地震。根据《中华人民共和国国家标准GB50011—2001建筑抗震设计规范》，该区处于抗震设防烈度7度区，设计基本地震动峰值加速度为0.15g。区域稳定性一般。
1.1.6 电源
矿井现为单回路供电，主电源取自小龙洞变电站，送电线路规格为LGJ-50，供电距离1.8km。柴油发电机（容量为600kW）作为备用电源，通过升压变压器将电压由380V升至10kV，再接至地面变电所10kV母线，使地面变电所形成单母线分段接线方式。
1.2 井田地质特征
1.2.1 井田地质构造
总体构造特征：
本矿区位于箐门背斜的西南端尾部南翼，箐门断层上盘。为一走向北东，倾向南东的单斜构造，地层走向北东，倾向南东，地层出露自北西向南东依次变新，地层倾角一般在15°～25°之间。
区内断层不发育，在F2断层上下盘约200m范围内，受F2断层的影响，其两侧均较密集地发育有落差为0.5-3m左右的小型伴生断层，对断层两盘的煤层开采有一定的影响；超出200m外围，小型伴生断层则基本未见发育；未发现侵入岩分布；矿区地质构造复杂程度属简单类型。
地层：
1) 石炭系下统（C1）
（1）金子沟组（C1j）
为灰白色、深灰色中厚层灰岩，间夹燧石灰岩、白云岩，含有腕足类动物化石。一般厚50～55m， 平均厚52m。
（2）万寿山组（C1w）
地层厚120～160m，一般厚145m。根据本段岩性的不同将其分为两段，即：C1W1、C1W2。
万寿山组一段（C1W1）：下至煤系地层底界，上至M4煤层底板，岩性为深灰色～褐灰色薄～中厚层状的粉砂岩、细砂岩、泥岩、粉砂质泥岩及煤组成，含较多炭化植物碎屑。含煤4～6层，其中：M7煤层厚0.30～0.85m，一般厚0.50m，位于C1W1地层底部，属不稳定的局部可采煤层；其余均为煤线，底部8～10m为灰黑色泥岩、粉砂质泥岩，含较多炭化植物碎屑，地层厚40～55m，一般厚50m。
万寿山组二段（C1W2）：岩性为深灰色、褐灰、灰黑色粉砂质泥岩、泥岩，夹灰黄色、灰褐色中厚层状粉砂岩薄层及透镜体，局部含较多植物碎屑化石。含煤4～5层，其中含可采煤层两层，编号为M1 、M4煤层。M1煤一般厚1.45～1.73m,平均厚1.59m，位于C1w1 地层的中上部。M4煤一般厚1.65～1.85m,平均厚1.75m。其余为薄煤层，属不可采煤层，地层厚80～105m，一般厚95m。
（3）旧司组（C1js）
为浅海相沉积，岩性由深灰色、灰色薄～中厚层状隐晶或细晶质灰岩，夹灰黑色薄层泥岩、燧石灰岩。燧石呈条带状及团块状产出，中上部含有较多的腕足类、瓣鳃等动物化石及炭化植物碎屑。地层一般厚51～90m，平均厚62m。与下伏地层整合接触。
（4）上司组（C1sh）
为灰～深灰色，薄～中厚层状，隐晶～细晶质灰岩，夹多层灰黑色泥岩薄层及少量燧石灰岩条带、燧石团块。上部偶见腕足类、珊瑚、筳等动物化石。中部夹一层12～18m厚的砾状灰岩。底部为14～17m的浅灰色至灰黑色泥岩，含较多星点状黄铁矿，含植物碎屑化石。地层厚度119～147m， 一般厚138m。与下伏旧司组地层整合接触。
（5）摆佐组（C1b）
为灰白色～浅灰色中厚层状隐晶～细晶质灰岩、泥质灰岩，间夹薄层绿、黄绿色钙质泥岩、泥质粉砂岩及灰白色白云岩、燧石灰岩薄层；中下部含较多的腕足类、珊瑚等动物化石。地层出露不全，地层一般厚89～107m，平均厚92m。与下伏上司组地层呈整合接触。
2) 第四系（Q）
由残积、坡积、冲积层组成，岩性为粘土、亚粘土夹砾石，厚0～10m，平均厚约4m。
断层：
井田内主要有F1、F2正断层。断层特征见表1-1。
表1-1 断层特征及控制程度表
序号
断层名称
性质
落差/m
断 层 产 状
走向长度/m
控制
程度
走 向
倾 向
倾角
1
F1断层
正
0~30
N12°W
S125°W
60°
550
查明
2
F1断层
正
30~60
N20°E
W 115°S
68°
200
查明
1)含隔水层
矿区石炭系含、隔水层相间出露，第四系碎石土孔隙含水层，直接覆盖于各地层之上。现就对煤层开采有直接或间接影响的含、隔水层特征叙述如下：
1.第四系（Q）孔隙含水层
由残积、坡积、冲积物及耕植土组成，多在地形低洼，沟谷及两侧缓坡地带堆积，分布不均，厚0～10m，平均厚约4m。含季节性孔隙潜水，雨季有泉水流出，旱季干枯，由于其厚度小，分布范围有限，对矿井充水基本无影响。
2.石炭系下统摆佐组（C1b）碳酸盐岩岩溶、裂隙较强含水层
岩性为中厚层状隐晶～细晶质灰岩、泥质灰岩，间夹薄层钙质泥岩、泥质粉砂岩及白云岩、燧石灰岩薄层。厚89～107m，一般厚92m；于矿区范围东部及外围东南部大面积出露，由于剥蚀及溶蚀作用构成山顶平台，广泛接受大气降水补给，根据地面调查，摆佐组岩溶发育较差，地表溶斗、洼地、溶洞、岩溶裂隙少见发育，未见泉点出露，因其底部无明显隔水层,与下伏上司组（C1sh）地层可能存在一定的水力联系,但由于下伏上司组底部隔水层的相对隔水作用，对矿坑充水一般无影响。
3.石炭系下统上司组（C1sh）碳酸盐岩与碎屑岩含隔水层相间的弱裂隙、溶隙不均匀含水层
岩性为薄～中厚层状隐晶～细晶质灰岩，夹多层泥岩薄层及少量燧石灰岩条带、燧石团块，厚119～147m，一般厚138m；于矿区范围中部呈北东-南西向宽条带状分布，占矿区面积的70％以上，广泛接受大气降水补给。矿区内未见泉点出露，底部有14～18m厚的泥岩，可视为相对隔水层,由于此隔水层的相对隔水作用，正常状态下与下伏旧司组(C1js)地层无水力联系，对矿坑充水一般无影响。
4.石炭系下统旧司组（C1js）岩溶裂隙中等-弱裂隙、溶隙不均匀含水层
岩性为薄～中厚层状隐晶或细晶质灰岩，夹薄层泥岩、燧石灰岩。厚51～90m，一般厚62m；于矿区北部外围呈北东-南西向窄条带状分布，接受大气降水补给条件较好。区内未见泉点出露。本含水层因其自身岩性组合影响，岩溶裂隙不甚发育，其含水性及富水性均较差。经对矿区内主采的M1、M4煤层最大导水裂隙带计算结果，两煤层开采后，其最大导水裂隙带高度为：57.58m，而本含水层至万寿山组最上部的主采煤层M1的最小层间距为27.41m，在开采过程中尚未发现此层的导水现象。但在以后回采可能导致本含水层地下水直接充入矿井。
5.石炭系下统万寿山组（C1w）裂隙弱含水层
万寿山组二段（C1W2）：岩性为深灰色、褐灰、灰黑色粉砂质泥岩、泥岩，夹灰黄色、灰褐色中厚层状粉砂岩薄层及透镜体，局部含较多植物碎屑化石。含煤4～5层，其中含可采煤层2层（M1、M4)，M1煤层厚1.45～1.73m，平均厚1.59m；M4煤层厚1.65～1.85m，平均厚1.75m。其余为薄煤层，属不可采煤层，地层厚80～105m，一般厚95m。
万寿山组一段（C1W1）：下至煤系地层底界，上至M4煤层底板，岩性为深灰色～褐灰色薄～中厚层状的粉砂岩、细砂岩、泥岩、粉砂质泥岩及煤组成，含较多炭化植物碎屑。含煤4～6层，其中：M7煤层厚0.30～0.85m，一般厚0.50m，属局部可采煤层；其余均为煤线，底部8～10m为灰黑色泥岩、粉砂质泥岩，含较多炭化植物碎屑，地层厚40～55m，一般厚50m。
在矿区北部外围呈北东-南西向较宽条带状分布，矿区内未见泉点出露, 接受大气降水补给条件较好。由于本含水层发育有较多的泥岩层，故而正常情况下，其富水性及导水性均弱，属裂隙弱含水层。本含水层是矿区的含煤地层，矿山巷道开拓、回采必将导致本含水层地下水直接充入矿井，故而本含水层为矿床的直接充水含水层。
6.石炭系下统金子沟组（C1j）岩溶裂隙中等含水层
岩性为中厚层状灰岩夹白云岩。地层厚50～55m，一般厚52m。呈北东-南西窄条带状分布于矿区西北部外围,未见泉点出露，岩溶裂隙不发育，地表偶见溶蚀现象，接受大气降水补给条件较好。据区域资料，其富水性及导水性中等。据生产矿井、老窑调查访问，尚未发现底板涌水。本含水层与矿区主采煤层最近距离为50m，其间有数层泥岩、泥质粉砂岩相隔，在矿井最低开采水平以内，预测该含水层地下水对矿山开采基本无影响。
7.泥盆系上统（D3）碳酸盐岩与碎屑岩相间强-中等溶隙、裂隙含水层组广泛出露于矿区北部外围，厚度不详，矿区内及外围未见有泉点出露，由于其相距矿区主采煤层较远，对本区矿坑充水无影响。
2)矿井涌水量
矿井充水来源主要有万寿山组（C1w）砂泥岩裂隙弱含水层地下水由巷道揭露点和采空区导水冒裂带直接充入矿井；旧司组（C1js）岩溶裂隙中等-弱裂隙、溶隙含水层地下水通过采空区导水冒裂带直接充入矿井；大气降水及地表水沿矿井采空导水冒裂带直接充入矿井，或沿小窑开采冒裂带充入小窑采空区形成小窑积水，矿井掘通老窑巷道时，老窑积水将突入生产坑道形成老窑突水；地表箐门水库灌溉渠水通过基岩裂隙补充给旧司组岩溶裂隙含水层，而后由采空导水冒裂带充入矿坑；矿井掘通断裂带时，断裂带有可能导通煤系上覆及下伏岩溶含水层形成断裂突水。
矿井总涌水量在开采初期随开采面积扩大和水平延深而增加，但达到最大值时则涌水量趋于稳定或减少，除存在季节性变化外，具有消耗储存量之特征。
经与临近矿井黄竹林煤矿系统地质条件资料相比，预计开采M4煤层时，矿井平均正常涌水量为124 m3/h，最大涌水量为253 m3/h。
1.3 煤质特征
1.3.1 煤层
矿区内含煤地层为石炭系下统万寿山组（C1w），该地层总厚约138.88m。共含煤7～10层，编号煤层7层，由上而下分别编号为M1、M2、M3、M4、M5、M6、M7煤层。煤层总厚为4.52m，含煤系数为3.25%。其中M1、M4煤层为全区可采煤层，煤层平均厚度分别为1.59m、1.75m，可采含煤系数为2.40%。含局部可采煤层1层，为M7煤层，其余均为不可采的薄煤层或煤线。
井田主要可采煤层2层，倾角15°~25°，平均20°。各主要煤层分述如下：
1)M1煤层：
M1煤层：煤层厚1.45～1.73m，平均厚1.59m，结构单一，为全区稳定的可采煤层。煤层顶板为深灰色薄至中厚层状粉砂岩。粉砂状结构，显平行层理。底部含植物碎屑化石。在地表风化后为浅紫灰色。底板为深灰色、黑灰色泥岩，薄至中厚层状，显水平层理，裂隙较发育。含植物根茎化石。上距煤系顶界（C1js）地层45.21～55.36m，平均约51.00m。
2)M2煤层：
M4煤层：煤层厚1.65～1.85m，平均厚1.75m，结构单一，为全区稳定的可采煤层。煤层顶板为灰色、浅褐灰色细砂岩，夹有薄层泥质粉砂岩，其层位稳定，产植物碎屑化石。老顶为粉砂质泥岩，底板为灰色粉砂质泥岩夹粉砂岩。上距M1煤层29.93～40.39m，一般约36.29m；下距M7煤层约45m。
各主要可采煤层特征见表1-2，各煤层顶底板岩石物理性质见表1-3。
表1-2 主要可采煤层特征
煤层
煤层厚度
/m

煤层
间距
/m
煤层结构
（夹矸层数）
容重
/t·m-3
稳定
程度
顶底板特性
顶板
底板
M1

—
1
1.40
稳定
粉砂岩
泥岩
36.29
M4

1
1.42
稳定
细砂岩及
泥质粉砂岩
粉砂质泥岩夹粉砂岩
45.0
—
表1-3 煤层顶底板岩石物理性质
层位
岩石
名称
自然状态下抗压强度/Mpa
普氏硬度
系数
比重
容重
/t·m-3
一般
变异范围
M1煤顶板
粉砂岩
63.2
42.05~105.85
6.4
2.64
2.62
泥岩
37.6
33.5~42.5
4.9
2.48
2.39
M4号煤顶板
细砂岩及
泥质粉砂岩
48.3
23.45~121.85
7
2.75
2.63
粉砂质泥岩夹
粉砂岩
48.3
40.05~107.65
6.0
2.65
2.59
M1、M4煤底版
泥岩
粉砂质泥岩
29.8
28.7-30.8
5.8
2.48
2.39

1.3.2 煤质
本区主要煤层煤质稳定，煤类较单一，为WY。M1煤层为低灰分、特低挥发分、高固定炭、高热值、中硫、特低磷、二级含砷、中等软化温度灰、易磨无烟煤；M4煤层为特低灰分、低挥发分、中高固定炭、高热值、中硫、特低磷、一级含砷、中等软化温度灰、易磨无烟煤。
各煤层煤质特征表见表1-4。
11

表1-4 各煤层煤质特征表
煤层
Mad
/%
Ad
/%
Vdaf
/%
St,d
/%
Pd
/%
Qb,d
/MJ·㎏-1
原煤
原煤
精煤
原煤
原煤
原煤
原煤
M1
0.41-0.90
3.86-9.0
——
7.0-9.2
1.30-1.49
0.003-0.005
32.21-33.82
0.64
6.16
——
8.23
1.60
0.004
33.24(33.45)
M4
0.46-0.92
3.31-5.70
——
9.46-10.99
1.39-2.73
0.001-0.004
32.21-33.82
0.73
4.70
——
10.13
1.99
0.002
33.24(33.48)
1.3.3 瓦斯
矿井相对瓦斯涌出量
全矿井相对瓦斯涌出量4.46 m3/t，绝对瓦斯涌出量0.28m3/min，按照《煤矿安全规程》规定，日产一吨煤瓦斯涌出量在10 m3以下的矿井为低瓦斯矿井，本矿为低瓦斯矿井。本次设计按低瓦斯矿井进行设计。
1.3.4 煤层自然
按煤的自燃倾向性等级分类表，本矿各可采煤层自燃等级为：自燃倾向二类，本次设计按自燃煤层进行设计。
1.3.5 煤尘爆炸
通过煤尘爆炸试验成果表明，火焰长度在0㎜，岩粉量为0，因此本矿各可采煤层均无爆炸危险性。
1.3.5 地温、冲击地压
类比全区及相邻矿井和大丫口施工钻孔，未发现地温异常。推断本矿区属地温正常区，无热害地段。富康路煤矿属地温正常区，亦无冲击地压现象。

2 井田境界和储量
2.1 井田境界
2.1.1 井田范围
富康路煤矿位于昭通市昭阳区。矿区北与猫儿沟煤矿相连，南与富康路煤矿为邻；西侧为昭通褐煤盆地，东南为鲍家地煤矿区。据查，富康路煤矿矿权清楚，与周边其他煤矿均无矿权重叠现象（见图2-1）。
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图2-1 昭阳区富康路煤矿相邻矿界关系示意图

2.1.2 开采界限
矿井许可开采标高为+2010~+1840m。
2.1.3 井田尺寸
富康路矿井井田走向平均长度为1.45 km，倾斜平均宽度为0.45 km。
2.2 矿井工业储量(ZC)
根据2009年09月云南省一九八煤田地质勘探队编制提交的《云南省昭阳区富康路煤矿矿井生产地质报告》及云南省能源局（函）（云能源煤炭函［2010］15号）“关于同意《昭通市昭阳区富康路煤矿矿井生产地质报告》评审备案的函”。矿井实际保有资源/储量2340kt，其中111b类基础储量880kt，122b类基础储量570kt，压覆影响带111b类基础储量260kt，122b类基础储量160kt， 333类资源量470kt。
根据《煤炭工业小型矿井设计规范》（GB50399—2006）的相关规定，对333储量进行折算得到矿井工业资源/储量，可信度系数取0.8，则矿井工业资源/储量为：
Zc＝1140.0＋730.0＋470.0×0.8＝2246.0（kt）
表2-1 矿井实际保有资源/储量汇总表
煤层
采　区
保有资源/储量(kt)
合计(kt)
111b
122b
333
M1
一采区
940
194
30
1284.0
二采区
0
194
0
194.0
三采区
0
0
172
172.0
小　计

M4
一采区
160
106
40
186.0
二采区
40
236
0
276.0
三采区
0
0
228
228.0
小　计

合　计
1140.0
730.0
470.0
2340.0
2.3 矿井可采储量(ZS)
矿井设计资源/储量按下式计算：
Zs＝Zc－A1－A2－A3
式中： A1——井田境界煤柱，kt；
A2——断层保护煤柱煤量，kt。
A3——水渠保护煤柱煤量，kt
断层保护煤柱：按25m留设，经计算煤柱量为113.0kt。
矿井与相邻矿井间的境界边界煤柱按20m留设，经计算煤柱量为414.0kt。
水渠保护煤柱：按30m留设，经计算煤柱量为130.0kt。
矿井设计储量为：
Zs＝2246.0－113.0－414.0-130.0=1589.0（kt）
2.3.3 矿井设计可采储量
矿井设计可采储量按下式计算：
Zk＝(Zs－A4－A5)×C
式中：A4——工业场地煤柱量，kt；
A5——主要井巷煤柱量，kt；
C——采区回采率，%，中厚煤层取80%。
矿井工业场地位于煤层露头之外无需留设煤柱。
主副斜井、回风斜井布置M1煤层底板， M4煤层顶板，主副斜井压覆带 M4煤层需留设煤柱，南回风斜井掘露M4煤层后沿煤层倾向带需留设煤柱。维护带每侧按15m留设，岩石移动角按70°计算，经计算煤柱量为30.0kt,则矿井设计可采储量：
Zk＝（1589.0－0-30）×80%=1247.2（kt）
式中： M4煤层为中厚煤层，采区回采率取80%。

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表2-1-3 矿井可采储量计算表
单位：kt

煤层
编号
矿井地质
资源/储量
矿井工业
资源/储量
（333资源量
可信度系数
取0.8）
永久煤柱
矿井设计
资源/储量
保护煤柱
开采
损失
矿井
设计
可采
储量
111b
122b
333
采空区
隔离
煤柱
井田
境界
煤柱
断层
保护
煤柱
水渠
保护
煤柱
井筒及
工业场
地煤柱
主要
井巷
煤柱
一采区
M1
940
194.0
30.0
1158
0
74.0
25.0
29.0
1030.0
0
0
206.0
824
M4
160
106.0
40.0
298
60.0
83.0
29.0
33.0
93.0
30.0
0
12.6
50.4
小计
1470.0
1456
333.0
1123.0
30.0
218.6
874.4
二采区
M1
0
194.0
0
194.0
0
56.0
0
32.0
106.0
0
0
21.2
84.8
M4
40
236
0
276.0
0
63.0
0
36.0
177.0
0
0
35.4
141.6
小计
470.0
470.0
187.0
283.0
0
56.6
226.4
三采区
M1
0
0
172
137.6
0
65.0
28.0
0
44.6
0
0
8.92
35.68
M4
0
0
228
182.4
0
73.0
31.0
0
78.4
0
0
15.68
62.72
小计
400.0
320.0
197.0
123.0
0
24.6
98.4
合计
2340.0
2246.0
717.0
1529.0
15.0
302.8
1199.2

12

中国矿业大学成教学院2013届本科毕业设计说明书

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
设计年工作日330d，日工作班数3班，采用“三八”工作制，采煤“二采一准”，掘进“三班作业”，矿井主提升每天净提升时间为16h。
3.2 矿井设计生产能力及服务年限
3.2.1 确定依据
《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。
矿区规模可依据以下条件确定：
1)资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。
2)开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、
62

中国矿业大学成教学院2013届本科毕业设计说明书
公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模；否则应缩小规模；
3)国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；
4)投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。
3.2.2 矿井设计生产能力
富康路井田储量较丰富，煤层赋存较稳定，顶底板条件较好，地质条件较简单，倾角小，厚度变化不大，开采条件较简单，经济效益好，煤质为优质无烟煤，交通运输便利，市场需求量大。
结合云南地方小煤矿实际确定富康路矿井设计生产能力为90kt/a。
3.2.3 矿井服务年限
矿井服务年限必须与井型相适应，我国小型矿井设计服务年限如表3-1所示。
矿井设计能力（kt/a）
服务年限（a）
210~300
25
150
15
90
10
30~60
5
矿井可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为：
T=Zk/(A×K) （3-1）
式中：T——矿井服务年限，a；
Zk——矿井可采储量，Mt；
A——设计生产能力，Mt；
K——矿井储量备用系数，取1.3。
则矿井服务年限为：
T=1247.2/(90×1.3)
=10.65(a)
符合《煤炭工业小型矿井设计规范》要求。
第一水平的服务年限（及全矿井服务年限）符合《煤炭工业小型矿井设计规范》要求。
3.2.4 井型校核
按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：
1)煤层开采能力
井田内M1平均厚度1.59m，为中厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个工作面保正设计产量。
2)辅助生产环节的能力校核
矿井设计为小型矿井，主斜井采用矿车运煤、提矸及下放物料，副斜井采用架空乘人装置辅助运输，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经平巷矿车经石门到采区车场，再经主斜井提升至地面。主副斜井均能满足生产能力要求。大巷辅助运输采用架线电机车运输，运输能力大，调度方便灵活。
3)通风安全条件的校核
矿井煤尘具无爆炸危险性，矿井为低瓦斯矿井。矿井采用中央分列式通风，可以满足通风需要。
4)矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足《煤炭工业小型矿井设计规范》要求。

4 井田开拓
4.1 井田开拓的基本问题
井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。
井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。
1)确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；
2)合理确定开采水平的数目和位置；
3)布置大巷及井底车场；
4)确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；
5)进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；
6)合理确定矿井通风、运输及供电系统。
确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：
1)贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。
2)合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。
3)合理开发国家资源，减少煤炭损失。
4)必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。
5)要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。
6)根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。
4.1.1 确定井筒形式、数目、位置及坐标
1)井筒形式的确定
井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。
平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。
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；主提升胶带输送机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。缺点是：斜井井筒长、辅助提升能力小，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。
立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。
本矿井煤层倾角较大，平均20°，为缓倾斜煤层。由于表土层较薄煤层埋藏较深，不宜采用平硐开拓。经比较确定井筒形式为斜井开拓。
2)主副井筒位置的确定
井筒位置的确定原则：
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，石门工程量少。
（1）有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村。
（2）井田两翼储量基本平衡。
（3）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层。
（4）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威胁。
（5）工业广场宜少占耕地，少压煤。
（6）距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。
综合以上因素，结合矿井实际情况，考虑到石门工程量，倾斜方向易将井筒布置在靠近第一水平运输大巷位置，使第一水平石门工程量为最少。走向方向易将井筒布置在走向中央，可使大巷运输费最少。
综上所述，提出本矿井主副井筒布置位置如下：
主斜井（新建）位于矿区西南部，井口坐标：X＝3026841.00，Y＝35380507.00，Z＝＋2017.0m，方位角293°，坡度-24°，为顶板穿层斜井，与煤层走向斜交。
副斜井（新建）位于矿区西南部距离主斜井30米处，井口坐标：X＝3026819.00，Y＝35380461.00，Z＝＋2017.0m，方位角293°，坡度-24°，为顶板穿层斜井，与煤层走向斜交。
3)风井井口位置的选择
由于该矿属于低瓦斯矿井，通过后面的通风设计确定为中央分列式通风，故在矿井南北两翼各设一个回风立井。南回风井的井筒布置位置如下：
南回风斜井位于主斜井西南约340m处，井口坐标：X＝3026505.00，Y＝35380497.00，Z＝＋2038.8m，方位角211°，坡度-27°，为顶板穿层斜井，掘露M4煤层后沿煤层倾向掘进，与煤层走向斜交。
4.1.2 工业场地的位置
矿井工业场地围绕新建主、副斜井井口建设，地势较开阔，不受洪水威胁；场地附近无不良地质现象。
4.1.3 开采水平的确定及采区划分
矿井许可开采标高+2010～＋1840，设计开采标高+1840～＋1960m（+1960m标高以上已无资源未参与本次设计，＋1840m标高以下区域为334？类资源量区域，未参与本次设计），垂高120m，全矿井为一个水平，即＋1900m水平，分上、下山开采。矿井南北走向长约1.45km，东西倾斜宽约0.54km，矿区以F2断层为界划分为南、北两个区域，南区域划分为两个采区（一、二采区），北区域划分为一个采区（三采区），即全矿共划分为三个采区。
一采区开采标高＋1900～＋2010m，垂高110m（实际＋1960m标高以上已基本被小窑开采结束，实际垂高为60m），走向长约820m，为双翼采区；二采区开采标高+1840～＋1900m，垂高60m，走向长约370m，为单翼采区；三采区开采标高+1900～＋2010m，垂高110m（实际＋2000m标高以上为风氧化带，实际垂高为100m），走向长约300m，为单翼采区。
井田主采煤层为M1、M4煤层，煤层倾角为15~25°，平均为20°，为缓倾斜煤层，由于角度偏大不宜采用带区式准备方式，故采用采区式准备方式。
4.1.4 主要开拓巷道
本次设计首采区范围，无主要运输大巷和回风大巷。二采区、三采区开采时主要运输大巷为+1900m运输大巷，该运输大巷沿煤层走向布置于M4煤层中。二采区开采时主要回风大巷为+1905m回风大巷，该回风大巷沿煤层走向布置于M4煤层中。三采区开采时无主要回风大巷。
4.1.5 开采顺序
矿井开采二个煤层，煤层开采顺序为M1煤层→M4煤层，先采上层煤后采下层煤；采区开采顺序为一采区→二采区→三采区；回采工作面为后退式。
4.1.6 方案比较
1)提出方案
根据以上分析，现提出以下三种在技术上可行的开拓方案，分述如下：
方案一：斜井单水平上山开拓。
主、副井井筒均为斜井，开采水平设在+1840m,三个采区均采用上山开采，回风斜井布置在井田南北两翼，采用中央分列式通风。
方案二：斜井单水平上下山开拓。见图4-1
主、副井井筒均为斜井，开采水平设在+1900m,一、三采区均采用上山开采，二采区采用下山开采，回风斜井布置在井田中央，采用中央并列式通风。见图4-2
方案三：斜井单水平上下山开拓。
主、副井井筒均为斜井，开采水平设在+1900m,一、三采区均采用上山开采，二采区采用下山开采，回风斜井布置在井田南北两翼，采用中央分列式通风。见图4-3

2)方案比较
（1）技术比较
方案一和方案二的区别在于矿井水平标高不同，通风方式不同。两方案比较，方案一井筒长度短工程量小，投产时期早，通风线路短矿井阻力较小，开拓维护费用低。方案一和方案三的区别在于矿井水平标高不同。两方案比较，方案三井筒长度短工程量小，投产时期早，开拓维护费用低。方案二和方案三的区别在于矿井通风方式不同。两方案比较，方案三通风线路短矿井阻力小，开拓维护费用低。综合比较方案三为最优方案。
（2）经济比较
用Excel报表软件编制出方案一、方案二、方案三、方案四的粗略估算费用计算表，分别见表4-1、表4-2、表4-3。
通过粗略比较经济结果可知，方案二在经济上有明显优势，但方案二通风方式为中央并列式通风线路长矿井阻力大，因此选择方案三。
综上所述确定方案三为最佳开拓方案。

表4-1 单水平上山开拓
费用
项目
施工方法
数量/m
基价/元
费用/万元
小计
基
建
费
用
主斜井
表土段
20
6600
13.2
204.7
基岩段
15
5000
7.5
斜井段
400
4600
184
副斜井
表土段
20
6600
13.2
204.7
基岩段
15
5000
7.5
斜井段
400
4600
184
井底车场
岩巷
90
9800
8.82
8.82
运输大巷
煤巷
554
3800
210.52
210.52
回风大巷
煤巷
390
3800
148.2
148.2
回风斜井
煤巷
298
3960
118.0
118.0
小计

894.94
生
产
费
用
提升方式
系数
煤量/万t
提升长度m
基价/元
小计
斜井
1.2
9
435
0.00094
4.42
排水
涌水量/m3
时间/h
服务年限/a
基价/元
费用/万元
124
1980
10.6
0.35