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（111b）为86652kt，
第三节 可采储量的计算 一、永久煤柱的留设
设计对地面井田边界、工业广场、大巷及井筒等均留设保护煤柱，根据地质地形情况，按现行《地面建筑物及主要井巷保护暂行规程》规定设计和计算，表土层移动角按45°计算，基岩层移动角按72°计算，工业广场、井筒留设50m保护煤柱，大巷保护煤柱为20m。
二、可采储量
计算公式Q采=（Q探-P）K 其中：Q采—可采储量 Q探—探明的经济基础储量
P—永久煤柱（矿界、井筒、断层、大巷储量×50%）；
K—回采率，采用国家规定指标，即：厚煤层：>3.50m K=75%； 经计算，3、9、15号煤可采储量kt。详见可采储量表2-3-1。
表2-3-1 可采储量汇总表
煤层编号 3 9 15 合计 工业储量（kt） 43036 96860 86652 226548 大巷 1564 3520 3149 9233 煤柱损失（kt） 工业场地及井筒 247 555 497 1299 边界 1218 2741 2452 6411 小计 3029 6816 6098 15943 开采损失（kt） 10001 22511 20139 52651 设计可采储量（kt） 30006 67533 60415 157954
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第三章 矿井工作制度及生产能力
第一节 矿井工作制度
矿井设计年工作日300d，每天四班工作（三班生产，一班准备），日净提升时间18h。
第二节 矿井生产能力及服务年限 一、矿井生产能力
根据该矿煤层赋存及资源情况，综合考虑储量、井型及服务年限三者的关系，本矿设计为3、9、15号三层煤分三个水平开采。
根据现今我国生产水平及规模要求，综合考虑储量、井型及服务年限三者的关系，确定矿井生产能力为900kt/a。
二、矿井服务年限
本井田可采储量为157954kt，按该矿现有生产规模900kt/a计算，矿井服务年限为：
矿井服务年限=可采储量/生产能力×1.4（资源/储量备用系数） =157954/(900×1.4)=125年 经计算，该矿井服务年限为125年。
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第四章 井田开拓
第一节 井田开拓方式的确定
一、井筒位置、形式、数目及通风方式 （一）、井筒位置、形式及数目
由于本矿井表土层不厚，水文地质情况简单，井筒施工容易，故采用斜井开拓。根据矿井提升的需要与本矿的地质条件以及《煤矿安全规程》的规定，在本井田中部设主副井筒各一个；主井用来提升煤炭，副井用来提升人员、材料、矸石以及通风。
风井井口位置的选择，应满足通风要求。本矿井瓦斯不大，井田走向长为3.2km，故采用中央边界式通风，在矿井东、西部边界中部各打一眼立井风井，担负整个矿井的回风任务。
经以下两种开拓方案的比较，可以得出井筒位置、形式及数目，具体特征如下：
1、主斜井：半圆拱形断面，担负矿井煤炭提升、进风兼作安全出口。 2、副斜井：半圆拱形断面，担负矿井辅助提升、进风兼作安全出口。 3、西回风立井：圆形断面，担负矿井西部采区回风任务兼作安全出口。 4、东回风立井：圆形断面，担负矿井东部采区回风任务兼作安全出口。
井筒特征表4-1-1
序号 1 井筒特征 X Y 井筒名称 主斜井 3933640.000 19619370.000 副斜井 3933637.445 19619404.997 回风立井 3933939.445 19617794.398 井筒坐标 18
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2 3 4 5 6 7 8 9 10 提升方位角 井筒倾角 井口标高（m） 井底标高（m） 井筒斜长（m） 井筒净宽度（m） 井筒净断面（m2） 砌壁 厚度mm 材料 0° 13.5° ＋815 ＋734 347 3.6 10.45 450 锚喷 胶带输送机 0° 16° ＋813 ＋730 300 3.6 9.52 450 锚喷 单滚筒提升机 90° 90° ＋821 ＋721 100 4.5 15.90 450 钢筋混凝土 风机 井筒装备
（二）、通风方式
根据井田开拓布置，矿井采用主、副斜井进风，回风立井回风的中央边界式通风方式。主扇的工作方式采用抽出式。
二、开拓方案
本次设计主要是针对3号煤层的开拓布置进行设计，根据本矿区3号煤层赋存情况及水文地质地貌情况，本次设计提出两种开拓方案：
方案一：采用斜井单水平开拓，在井田中部沿走向向西开掘三条大巷至西部边界与西部回风立井贯通，在大巷南北两翼布置工作面进行长壁式开采。后期向东延伸三条大巷与东部回风立井贯通，并在大巷南北两翼布置工作面进行长壁式开采。
方案二：采用斜井片盘开拓，在井田中部沿倾向向上部边界开掘两条大巷至北部边界与北部回风立井贯通，并沿倾向划分多个片盘，在每个片盘东西两翼各布置1个工作面，采用后退式回采。后期向下部边界延伸大巷，同上部一样划分片盘布置工作面进行回采。
开拓方案的比较：
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开拓方案技术比较表4-1-2。
项目 方案一 便于集中生产和机械化生产，产量大； 单水平开拓，避免了频繁的水平接替； 带区内的准备巷道随带区采完而废弃； 优点 方案二 初期井巷工程量少、投资少、出煤块； 生产管理简单； 运输和回风大巷沿煤层掘进，施工容易，同时又可其它巷道均布置在岩层中，所以巷道维护费用低； 出煤； 巷道布置简单，护巷煤柱少，提高了矿井回采率。 技术装备比较简单。 岩石巷道工程量大，初期投资相对较大，建井时间长。 缺点 片盘服务年限短，需要经常延伸大巷； 由于采用连续式回采，故在遇到断层、褶曲时很难保证正常生产； 产量小，如要加大产量则需在矿区内建设过多的片盘斜井，从而造成矿井分散、管理困难、占地过多。 基本建设费用计算表4-1-3
方案一 工程量/m 主斜井 副斜井 回风立井 井底车场 运输大巷 总计 煤巷不计 347 300 100 200 550 单价/元/m 3000 3000 4000 2400 2000 费用/万元 104 90 40 48 110 392 方案二 工程量/m 300 300 100 100 0 单价/元/m 3000 3000 4000 2400 0 费用/万元 90 90 40 24 0 244 生产经营费用计算表4-1-4
项目 运输费用 巷道维护费用 合计 方案一 3.25元/t 0.525元/t 3.775元/t 方案二 3.75元/t 1.50元/t 5.25元/t 开拓方案经济比较汇总表4-1-5
项目 基本建设费用 生产经营费用 建井时间 储量损失 方案一 392万元 3.775元/t 2.5年 52651kt 百分率% 160% 100% 108% 100% 方案二 244万元 5.25元/t 2.3年 58971 百分率% 100% 139% 100% 112% 经比较，方案一虽然基建费用比方案二高，但方案一生产经营费用相对较
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