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I 目目 录录 一般部分一般部分 设计总说明设计总说明 - 1 - 1 1 矿区概述及矿区概述及地质条件地质条件 - - 3 3 - - 1.1 矿区概述 - 3 - 1.1.1 交通位置 . - 3 - 1.1.2 地形地貌 . - 3 - 1.1.3 河流及水体 . - 3 - 1.1.4 气象及地震 . - 3 - 1.1.5 矿区经济情况 . - 4 - 1.1.6 水源及电源 . - 4 - 1.2 井田地质特征 - 4 - 1.2.1 井田地质构造 . - 4 - 1.3 煤层特征 - 6 - 1.3.1 煤层 . - 6 - 1.3.2 煤层顶、底板 . 6 1.3.3 煤质 . 7 1.3.4 瓦斯 . 8 1.3.5 煤尘及煤的自燃 . - 8 - 2 2 井田境界和储量井田境界和储量 - 9 - 2.1 井田境界 - 9 - 2.1.1 井田划分依据 . - 9 - 2.1.2 井田范围 . - 9 - 2.1.3 井田尺寸 . - 9 - 2.2 矿井工业储量 . - 10 - 2.2.1 储量计算基础 - 10 - 2.2.2 井田地质勘探 - 10 - 2.2.3 工业储量计算 - 11 - 2.3 井田可采储量 . - 12 - 2.3.1 永久煤柱煤量 - 12 - 2.3.2 矿井可采储量计算 14 3 矿井工作制度和设计生矿井工作制度和设计生产能力产能力. - 15 - 3.1 矿井工作制度 . - 15 - 3.2 矿井设计生产能力及服务年限 . - 15 - 4 井田开拓井田开拓 - 17 - 4.1 井田开拓的基本问题 . - 17 - 4.1.1 开拓方式的影响因素 - 17 - 4.1.2 井筒形式和数目的确定 - 18 - 4.1.3 工业场地及井口位置的确定 - 19 - 4.2 矿井开拓设计方案比较 . - 19 - II 4.2.1 开采水平和阶段高度的确定 - 19 - 4.2.2 采区划分 - 20 - 4.2.3 开采水平大巷的布置 . - 21 - 4.2.4 井底车场形式的选择 - 21 - 4.2.5 方案比较 - 21 - 4.3 矿井基本巷道 - 26 - 4.3.1 井筒 - 26 - 4.3.2 井底车场及硐室 . - 29 - 4.3.3 主要开拓巷道 - 31 - 5 采区巷道布置采区巷道布置 - 37 - 5.1 煤层地质特征 . - 37 - 5.1.1 采区基本情况 - 37 - 5.1.2 采区煤层特征 - 37 - 5.1.3 煤层顶底板岩石构造情况 - 37 - 5.1.4 水文地质 - 37 - 5.1.5 地质构造 - 37 - 5.1.6 煤尘和瓦斯 - 37 - 5.2 采区巷道布置及生产系统 - 37 - 5.2.1 采区划分及其布置 . 37 5.2.2 采区巷道布置及生产系统 . - 38 - 5.3 采区车场设计 - 40 - 5.3.1 采区上部车场形式的选择及设计 40 5.3.2 采区中部车场的选择及设计 41 5.3.3 采区下部车场的选择及设计 42 5.3.4 采区主要硐室的布置 43 5.4 采区采掘计划 44 5.4.1 采区主要巷道参数确定 44 5.4.2 确定采区生产能力 49 5.4.3 计算采区采出率 50 6 采煤方法采煤方法 . 51 6.1 采煤方法和回采工艺 51 6.1.1 选择采煤方法 51 6.1.2 综采工作面回采工艺设计 52 6.2 综采工作面巷道布置方式 59 7 井下运输井下运输 . 61 7.1 系统基本概述 . 61 7.1.1 基本概况 61 7.1.2 井下运输系统 . 61 7.2 采区运输设备 61 7.2.1 主运输设备 . 61 7.3 大巷辅助运输设备选型 70 III 8 矿井提升矿井提升 . 73 8.1 设计依据 . 73 8.1.1 主井提升 . 73 8.1.2 副井提升 . 73 8.2 主副井提升设备的选型 . 73 8.2.1 小时提升量 . 73 8.2.2 合理的提升速度 . 74 8.2.3 一次提升循环时间 . 74 8.2.4 一次合理提升量的确定 . 75 8.3 提升钢丝绳的选择计算 . 76 8.4 提升机与天轮的选择计算 . 77 8.4.1 滚筒（摩擦轮）直径的确定 . 77 8.4.2 天轮的选择 . 77 8.5 提升电动机的预选 . 77 8.5.1 电动机功率的估算 . 77 8.5.2 估算电动机转数 . 78 8.5.3 提升机与井筒的相对位置 . 78 8.6 第二水平主副井提升设备选型 . 79 9 矿井通风与安全矿井通风与安全. 81 9.1 矿井通风系统的选择 . 81 9.1.1 选择矿井通风系统 . 81 9.1.2 选择矿井主要通风机的工作方法 . 82 9.1.3 选择矿井通风方式 . 82 9.2 全矿所需风量的计算及其分配 . 83 9.2.1 矿井风量计算原则 . 83 9.2.2 矿井风量计算方法 . 83 9.2.3 风速验算 . 88 9.3 全矿通风阻力计算 . - 89 - 9.3.1 矿井通风总阻力计算原则 . 89 9.3.2 矿井通风阻力计算 89 9.3.3 矿井总风阻及总等积孔计算 - 90 - 9.4 矿井通风设备的选择 . - 90 - 9.4.1 矿井通风设备的要求 - 90 - 9.4.2 选择主要通风机 91 9.4.3 选择电动机 92 9.4.4 电费计算 . 92 9.5 矿井灾害防治技术 . 93 9.5.1 防治瓦斯 . 93 9.5.2 防治煤尘 . 93 9.5.3 防治水 . 94 10 矿井基本技术经济指标矿井基本技术经济指标 95 参考文献参考文献 - - 96 96 - - IV 专题部分专题部分 超高水材料充填超高水材料充填开采基础理论开采基础理论及其工程应用及其工程应用 9797 1 绪论绪论 9898 2 超高超高水材料充填采煤技术国内外研究现状及水材料充填采煤技术国内外研究现状及问题问题 9898 2.1 国外研究概况 . 98 2.2 国内研究概况 99 2.3 存在的问题 99 3 超高水超高水充填材料形成机理研究充填材料形成机理研究 100100 3.1 水泥及烧制物料矿物研究 . 101 3.2 辅料研究 . 103 3.3 外加剂研究 . 103 3.3.1 促凝剂的研究 103 3.3.2 缓凝分散剂 104 3.4 影响超高水充填材料性能的因素分析 104 4 超高水充填材料基本力学分析超高水充填材料基本力学分析 104104 4.1 超高水充填材料的力学性能 104 4.2 超高水充填材料的凝结时间 . 105 4.3 超高水充填材料固结体的稳定性. 105 4.4 超高水充填材料的流体力学性能. 105 5 超高水充填材料充填采煤技术及工艺研究超高水充填材料充填采煤技术及工艺研究 105105 5.1 超高水充填材料采空区充填方法研究 . 105 5.1.1 采空区开放式充填方法 106 5.1.2 采空区全袋（包）式充填法 106 5.1.3 采空区混合式充填法 107 5.2 超高水充填材料充填工艺系统研究 . 108 6 6 工程应用工程应用 108108 参考文献参考文献 - - 96 96 - - 致致 谢谢 - - 111 111 - - - 1 - 设计总说明 本设计包括两个部分：一般部分和专题部分。 一般部分为开滦集团范各庄东矿 1.5Mt/a 新井设计，全篇共分为十个部分：矿区概 述及地质特征、井田境界及储量、矿井工作制度、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、矿井通风与安全和设计矿井主要经济 技术指标。 范各庄东矿井田位于河北省唐山市古冶区境内。井田南北走向长 5.5km，东西最大 倾斜长 3 km，井田总面积为 14.86km 2,为开平煤田的一部分。本井田内的主要可采煤层 有 5#煤、7#煤，主采煤层 5#煤厚 3.05m，倾角平均为 14 。井田内工业储量 18230.5 万 t， 可采储量 10683 万 t。 矿井瓦斯相对涌出量为 0.649m 3/t， 瓦斯绝对涌出量为 5.89m3/min, 为瓦斯矿井。水文地质条件为极复杂，矿井涌水量约为 1200m 3/h。煤层有爆炸危险性， 有自然发火倾向。 范各庄东矿年设计生产能力 1.5 Mt/a，服务年限 54 年。采用立井两水平上山开 拓，暗斜井延深至-800m 二水平。第一水平标高-510 m。矿井采用综合机械化采煤 法。 矿井布置一个综采工作面保证全矿井的产量，长度 180 m，煤在运输大巷的运输采 用胶带输送机运输。矿井的通风方式采用中央分列式通风。 专题部分是超高水材料充填开采基础理论及其工程应用。 关键词： 新井设计；设计生产能力；立井两水平上山开拓；中央分列式通风； - 2 - Design General Description This design consists of two parts:the general part and the special part. The general part for Kailuan Fangezhuang mine south 1.5Mt / a new well design, which is divided into ten parts: overview of mining area and geological features, mine realm and reserves, mine system, design production capacity and service life of mine development, mining roadway layout, mining method, underground transport, mine hoist, mine ventilation and safety and design of mine main economic and technical indicators. Fan Zhuang mine field is located in the territory of Tangshan City, Guye Province, Hebei province. North and south to the long 5.5km, the biggest tilt long 3 km, the total area of 14.85km2, as part of the Kaiping coalfield. The main mining coal seam has 5# coal, 7# coal, the average thickness of 4.1m, the average angle of 14 degrees. The industrial reserve is 182.305Mt, the workable reserve is 142.445Mt. The relative emission of mine gas is 0.649 meters 3/t, and the absolute gas emission is 5.89 meters 3/min, which is a low gas mine. The hydrogeological condition is very complicated. Coal seam has the risk of explosion, there is a tendency of spontaneous combustion. The design and production capacity of 1.5 Mt/a, the service life is 51 years. The shaft two level mountain development, the first level of elevation of -540m. Coal mine used to comprehensive mechanized coal mining method. Mine layout of a fully mechanized caving face to ensure the production of the entire mine, length 240 m, coal transportation in the transport of the roadway using conveyor belt conveyor. Mine ventilation methods used central paratactic type ventilation. The special part is the basic theory and engineering application of the super high water material filling mining. Keywords： Coal mining engineering new well design； production capacity; shaft two level mountain development; central paratactic type ventilation; - 3 - 1 矿区概述及地质条件 1.1 矿区概述 1.1.1 交通位置 开滦集团范各庄矿位于河北省唐山市古冶区境内， 井田南北走向长12.25公里， 东西 最大倾斜长3.92公里，井田总面积为32.33平方公里。矿内铁路与林西矿和京山线古冶站 接轨，北距古冶火车站10.2公里，有公路干线（迁唐线）通过井田。有季节性河流沙河 流过。矿井地理坐标：东经113度28分，北纬39度33分，井田北部、西北部及西部与吕 家坨矿相接，井田西及西南部与钱家营矿相邻，井田东部及南部以14煤层的基岩露头为 界。井田地理位置优越，交通线四通八达，煤炭外销十分方便(图11)。 图图 11 开滦矿区矿井分布及开滦矿区矿井分布及范各庄范各庄交通位置平面图交通位置平面图 1.1.2 地形、地貌 该地区地貌形态属于华北平原地带。地形高差不大，地面标高平均为+26米。范各 庄东矿井田是被第四系冲积层所覆盖。地貌简单，地表平坦，地势呈现北低南高，坡度 12左右，地表海拔标高+31+23m。由于受多年开采的影响，矿区南北各有一个 塌陷坑，随开采的进行而逐步扩大并有大量的积水。矿区范围内分布有村庄1个，分布 在井田东南部。 1.1.3 河流及水体 流经井田的河流只有沙河，自井田北部流向西南，流向大致与地层走向一致，河面 开阔，水力坡度较小，仅为12。属季节性河流，冬春河水近于干涸，夏秋流量显著 增大，汛期有时泛滥。建矿以来沙河最高洪水位50年一遇为29.76米，百年一遇为30.49 米。因为煤系地层上覆盖着巨厚的冲积层，大气降水后大部分从地表流走，所以矿井涌 水量无季节性变化，井田外沙河在冬春季河水近于干涸，只排泄矿井水，夏季流量显著 增加，汛期有时泛滥，历史最高洪峰水位为29.572m。 - 4 - 井田西面的沙河流向大致与井田地层走向平行。沙河为季节性河流，冬季河水近似 干枯，只有林西、唐家庄等矿排放水流过。夏季流量显著增加，最高洪峰达142.8m3/s ，流速1.69m2/s。 1.1.4 气象及地震 矿区气候属于大陆季风气候，春季东风和西风交替出现，气候干燥少雨；夏秋两季 东南和南风交替由海面带来潮湿空气，使矿区多雨；冬季因受西伯利亚蒙古一带冷气压 影响多西北风。自建井以来，多年平均降雨量为617.45mm，降雨多集中在79月，这 三个月的降雨量为463.79 mm。矿区气候属大陆型季风气候，夏季炎热多雨，冬季寒冷 干燥，气候变化较大，春季东风和西北风交替出现，气候干燥少雨，夏秋两季东南和南 风常有海面带来的潮湿空气，使矿区多雨；冬季因受西伯利亚蒙古一带冷空气压的影响 ，多西北风，气候寒冷干燥。每年的7、8、9三个月降雨量占全年降雨量的76。年平 均气温10.8C，常年最高气温37.6C，最低气温-22.6，冻土深度0.50.7m，结冰期 ：11月中旬至次年的3月中旬。 有地震记载以来， 在唐山地区共发生有感地震约百余次， 其中震级大于4.8级的有十 余次，大于6级的有2次。最大一次地震发生在1976年7月28日，震级7.8级，极震区烈度 11度。 1.1.5 矿区经济情况 区内农业以种植玉米、小麦、花生、水稻为主。业主要有水泥、煤矿、陶瓷、钢铁 、发电等产业。动力资源充足。 1.1.6 水源及电源 本矿工业、生活用水均从地面自备深水井和井下清污分流工程取水；进入矿中央变 电站的电源线计四趟，其中两趟是电网吕家坨变电站35千伏输电线，另外两趟是开滦林 西电厂35千伏输电线。本矿井建设期间，所需要建设材料，除钢材、木材和部分水泥需 由国家计划供应外，其它砖、石、砂等土产材料，均由当地供应，满足建设需要。 1.2 井田地质特征 1.2.1 井田地质构造 南翼整个区域基本上为毕各庄向斜区。毕各庄向斜及F5大断层是该区的主体构造， 对区域内其它褶皱和断裂构造起着控制作用。 该区域以褶皱构造和大型断层发育为主要 特征。 F5断层：为一巨型断裂构造。断层在本井田内的落差在200米以上，由开平煤田的 东南部边缘一直延伸到唐家庄井田。该断层在井田内的走向已由O5孔、毕44孔控制，倾 向NWW，倾角88。断层上盘的煤系地层与下盘的奥陶纪灰岩对接，成为井田东南部 的自然边界。有资料证实，F5断层是喜马拉雅运动中滦县地块相对往北运动而形成的大 型剪切构造。 F5断层形成过程中派生的构造应力场对该区域的构造起着重要的控制和改 造作用。 - 5 - 毕各庄向斜：轴向呈N2030E。枢纽呈波状起伏，鞍部位于843孔和毕10孔之 间，两侧沿轴向形成两个不同形态的小型盆地。两翼地层不对称，东北翼较缓，倾角小 于10，西南翼较陡，倾角可达33，轴面略向西南倾斜。由于受F5断层的影响，向斜 轴自毕36孔以南略有向北偏转。 小西庄背斜：位于毕各庄风井处，是受F5断层影响形成的小型牵引倾伏短轴背斜， 背斜的核部比较紧密，顶部较为舒缓。轴向NE向，SW向倾斜，与毕各庄向斜交汇于84 3孔至毕10孔之间，从而造成了毕各庄向斜枢纽起伏呈马鞍状。 受F5断层影响，距其11001400米处发育一组断裂构造，位于毕36、847钻孔附 近，由F4、F11、F12断层组成，落差2530米。由于均为单个钻孔控制，未能确定其走 向和延展长度。若为F5断层的伴生构造，其走向应为NWW至NEE向，如果是F5断层的 派生构造，走向则可能为NW向。该组断层对井田南部采区布置影响甚大，需在以后的 生产中投入一定的勘探工程量进一步查明，以指导采区规划设计和生产。 表表 1 1- -1 1 地层划分明细表地层划分明细表 地层 建组的 起止层位 上下 地层 接触 关系 地层 厚度 （m） 标志 系 统 组 煤层 标志层 第 四 系 由地面至基岩的顶 面 不整合 整合 整合 整合 整合 整合 整合 假整合 二 迭 系 上统 洼里组 基岩的顶面至红砂 岩底面 古冶组 由红砂岩底面至 A 层铝土岩顶界面 下统 唐家庄组 A 层铝土岩顶界面 至 5S 煤顶板 约 270 1S4S 煤线 A 层铁铝质 泥岩 大苗庄组 5S 煤顶板至 11S 煤 顶板 约 74 5S、7S、 8S、9S 5S 底板砂岩、 6S 底板泥岩 石 炭 系 上统 赵各庄组 由 11S 煤顶板至 K6 石灰岩顶界面 约 80 11S、12S 11S 底板泥岩 12S 底板泥岩 开平组 K6 石灰岩顶界面至 K3 石灰岩顶界面 约 50 13S、14S 14S 底板铝质 泥岩、K5、 K6 中统 唐山组 K3 石灰岩顶界面至 奥陶系石灰岩顶界 约 69 G 层铝质泥 岩 K3 奥 陶 系 中统 - 6 - 1.3 煤层特征 1.3.1 煤层 煤层的结构和厚度总体上与勘探阶段一致，主采煤层煤质稳定，煤类单一。计算储 量煤层为两层，即5号和7号煤层，总厚度8.15米。 5#煤层：平均3.05m，除局部煤层变薄、局部受冲刷缺失外，实见煤厚、结构与勘 探阶段相符合，为全区主要可采煤层。7#煤层：平均5.1m，为全区储备可采煤层。 57煤层层间距最大81m，最小72m，平均间距76.2m。由北往南逐渐变薄。 表表 1 1- -1 1 各煤层容重表各煤层容重表 煤层 5# 7# 容重(t/m3) 1.36 1.57 表表 1 1- -2 2 各可采煤层煤厚、层间距变化特征一览表各可采煤层煤厚、层间距变化特征一览表 煤层 煤 层 厚 度（m） 煤 层 间 距（m） 最小最大 变 化 规 律 最小最大 变 化 规 律 平均 平均 7 1.995.5 仅西北部煤厚在 2m 以 下，个别点煤厚偏大 81-72 平均 76.2 由北往南逐渐变薄 3.05 12 3.897.66 煤厚变化不大 5.1 1.3.2 煤层顶、底板 通过对钻孔所见煤层顶底板的岩层取芯情况看， 各个主要煤层的顶底板的岩性基本 稳定。5煤层、7煤层的顶底板岩性以粉砂岩、细砂岩为主，岩石比较完整，裂隙不发育 。由于断层的破坏，使一部分煤层的顶、底板岩石遭到了严重破坏，变得比较破碎，不 少钻孔遇到了漏水现象。 5#煤层顶、底板 伪顶：为0.10.5m的黑色炭质泥岩，较软，常呈花斑状。 直接顶板：以深灰色粉砂岩为主，其次为灰色细砂岩和黑色泥岩，粉砂岩常夹 细砂岩薄层，水平层理，含植物叶片化石，当与5-1煤层间距较小时，形成复合顶板， 对顶板的管理极为不利。层厚平均为1.2m。 老顶：大部为浅灰色细中砂岩，斜层理发育，中厚厚层状，较硬，有时该 层直接覆于煤层之上，采后不易冒落。层厚520m。 直接底板：大部分区域为粉砂岩，近煤处含大量植物根化石，当5、7煤层间距 在80m左右时，直接底板多为黑色泥岩，顶部含根化石，底部含叶化石，同时也是7煤层 - 7 - 顶板，局部区域为细砂岩。层厚平均0.6m。 间接底板：灰色细砂岩，微发褐，成分以石英为主，含少量长石；坚硬，岩性 不均匀，多为深灰色粉砂岩和灰色细砂岩互层的条带状结构，平行层理，当5、7煤层间 距较小时，间接底板缺失。平均层厚2.5m。 开采技术条件：5煤层伪顶分布较普遍，在掘进和回采过程中随煤体一起垮落， 使原煤灰分增大。煤层直接顶、底板较为平整，绝大部分范围的顶板在煤体采出后冒落 。在老顶发育区，采后不易冒落。 7#煤层顶、底板 伪顶：局部发育，为0.10.4m的黑色炭质泥岩，硬度较小，斑状结构。 直接顶板：以黑色泥岩或深灰色粉砂岩为主，在距离煤层0.20.6m的位置，常 含一层厚0.050.3m的灰白色鲕粒状泥岩，可以作为煤层对比的标志；林西矿至吕矿的 -600二采四中方向的古河流冲刷区内，7煤层直接顶板变为灰白色中粒砂岩或细砂岩， 自北向南粒度逐渐变细，成分以石英为主，含少量长石及粉砂岩包裹体，泥质胶结，遇 水易风化膨胀。层厚在0.51.2m之间，平均1.0m。 间接顶板：当5、7煤层间距大于85m时，间接顶板多为深灰灰色带状细砂岩， 夹粉砂岩薄层，层厚平均3.35m；当5、7煤层间距在80100m时，间接顶板多为5煤层 间接底板，当5、7煤层间距小于80m时，则间接顶板多不存在，或为5煤层直接底板。 直接底板：以深灰色粉砂岩为主，其次为灰色细砂岩，局部为黑色泥岩，富含 植物根化石，根化石一般较亮，层厚0.20.6m，平均0.4m。 1.3.3 煤质 各煤层均为腐植煤，颜色一般为黑色，条痕为深褐色或黑色。硬度及韧性较小，脆 性较大，呈棱角状、参差状断口，外生裂隙发育，油脂光泽或玻璃光泽。以亮煤和暗煤 为主，次为镜煤，少量丝炭。一般为半亮半暗型。各煤层的宏观煤岩类型特征参见表 1-3 表 1 1- -3 3 煤层肉眼鉴别特征和结构特征一览表煤层肉眼鉴别特征和结构特征一览表 煤 层 肉眼鉴别特征 煤 层 结 构 类型 夹石层 数 夹石厚 度 夹石岩 性 对回采的影响 变化情况 5 深黑色，玻璃光 泽；以暗煤为主， 底部有 1m 左右的 亮煤，条带状或层 状构造，硬度较 大。 复杂 0-4 0.1-0.8 含炭泥 岩或粉 砂 岩 随煤一起采出， 增加原煤灰份。 一般含两层夹石， 相对来说东部不稳 定，西部稳定且厚 度大。 7 深黑色，具光亮的 玻璃光泽；以亮煤 为主，次为镜煤和 暗煤，条带状构 造，硬度中等。 简单 一般无 一般不含夹石，但 在二采四中区域常 含一层 0.05m 的炭 质泥岩 - 8 - 1.3.4 瓦斯 全矿井瓦斯绝对涌出量为 5.89 米 3/min，相对涌出量为 0.649 米 3/t，二氧化碳绝对 涌出量为 22.349 m3/min，相对涌出量为 3.918m3/t，矿井瓦斯等级为瓦斯矿井。 1.3.5 煤尘及煤的自燃 通过对 19992008 年部分工作面进行煤尘爆炸指数采样抽查发现：煤尘爆炸指数 的平均值为 42.89，较 19931997 年的采样煤尘爆炸指数平均值 37.74提高 5.15 个 百分点，最高值已达 81.19。 采空区的碎煤和煤柱与空气接触而氧化生热，在散热条件下不畅的情况下，氧化生 成的热量大于向四周逸散的热量，致使煤的温度逐渐升高，达到煤的燃点时，就会发生 煤的自燃。范矿各煤层均有自燃倾向性。但从投产至今只有 12 煤层发生过 8 次火灾。 - 9 - 2 井田境界和储量 2.1 井田境界 2.1.1 井田划分依据 1）在井田划分时，它保证各井田合理的尺寸和境界，使煤的各部分得到合理性开 发。 井田划分的范围、储量、煤层赋存及开采条件与矿井生产能力相适应。对于现代化 大型矿井，要求井田有足够储量和合理服务年限，生产能力小的矿井可小些。同时考虑 到矿井发展余地，井田范围应适当的划的大些。本设计生产能力为 150 万吨/a，属于大 型矿井。因此，在划分井田范围时，应与矿井设计生产能力相适应。 2）保证井田有合理的尺寸。 通常情况下，为合理安排井下生产，井田走向长度应大于倾斜长度。如井田长度过 短，则难以保证矿井各个开采水平有足够的储量和合理的服务年限，矿井接替紧张。井 田走向长度过长，又会给矿井通风，井下运输带来不便。根据实际地质情况，并参照我 国煤矿的实践经验，选择一个合理的尺寸。 3）合理划分矿井开采范围，处理相邻矿井关系。 划分矿井边界时，通常把煤层倾角不大，沿倾斜延展很宽的煤田，分成浅部和深部 两部分。一般应先浅后深，先易后难，分别开发建井，以节约初期投资。 4）选择好井口与工业广场位置 划分应考虑井筒与工业广场位置的选择，使有利于井田开拓和采区布置，有利于矿 井建设施工和工业场地布置。 2.1.2 井田范围 范各庄东矿井田东部、西部、南部、北部以人为划分井田边界线为界。东北部以冲 积层下潜伏露头以下垂深 250m 处氧化风化带为界，深部以煤 7 盆状向斜底-800 标高为 最终深度。 2.1.3 井田尺寸 井田的走向平均长度为 5.5km，井田的倾斜平均长度为 3km。 煤层的倾角最大为 17 ，最小为 10 ，平均为 14 ，井田平均水平宽度 3.2km。 井田的水平面积按下式计算： S=H L （2-1） 式中：S井田的水平面积，m ； （根据等高线划分为 5 个部分） H井田的平均水平宽度，m； L井田的平均走向长度，m。 则井田的水平面积为：S=S1S2S3S4S5=14.86km - 10 - 图 2-1 井田赋存状况示意图 2.2 矿井工业储量 2.2.1 储量计算基础 1）根据开滦集团范各庄矿区井田地质报告提供的煤层储量计算图计算。 2）依据煤、泥炭地质勘查煤炭资源量估算指标中无烟煤为：煤层最低可采厚 度为 0.8m，最高灰分为 40%。最高硫分为 3%，最低发热量为 22.1MJ/kg。 3）储量计算厚度：加石厚度不大于 0.05m 时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层 的加石总厚度不超过每分层厚度的 50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度。 4）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀， 采用分段块段的算术平均法。 5) 煤层体积质量：5 号煤层的体积质量为 1.36t/m ，7 号煤的体积质量为 1.57 t/m 。 2.2.2 井田地质勘探 根据勘探的性质和时间，范各庄井田的勘探工作可分为六个阶段： 开平煤田早在公元 1400 年前后即被发现，并相继开采。从 19 世纪末叶开采规模才 逐渐扩大。解放前，开滦企业大权操在英、日帝国主义和国内资本家手里，虽在矿区周 围打过一些钻孔，但为量很少，对煤田的远景评价无大补助。地质填图工作过去亦作过 一些，但仅限于煤盆西北翼露头地带，地质点全用目测标定，精度较差。 开平煤田地层划分，曾经中外学者多人研究，如赵亚曾、葛利普、孙云铸、俞建章、 马涤吾等，现时仍采用马涤吾式的划分作为基础。 - 11 - 1953 年开始大规模勘探， 由前开滦煤矿总管理处基本建设处地质勘测科负责， 先在 开平煤盆地东端开始。同年年底由林西西部技术边界线开始用钻探方法进行找矿勘探， 到 1955 年已查明吕家坨勘探区并提交精查地质报告。根据已知推未知的方法，1956 年 起在开平煤盆地周围施行地球物理探矿。目前在车轴山及玉田地区经钻探证实，发现新 的含煤地带。 1955 年 4 月， 由开滦勘探队在吕家坨区以追踪走向勘探法越过沙河对范各庄勘探区 进行普查勘探，采用“追踪走向勘探法”找煤，先后施工范 31、范 32、范 33、范 34、 范 35、范 44、范 42、范 36、范 37 九个钻孔，同年 6 月 27 日以（56）地地字 370 号函 向煤炭部地质勘探总局报送“范各庄勘探区普查报告及详精查勘探设计说明书” 。1956 年 5 月开始对范各庄勘探区进行详精查勘探，1957 年合并毕各庄勘探区进行详精查勘 探。至 1957 年 6 月，共施工地面钻孔 25 个，共进尺 13588.38 米，冲积层水文孔 8 个， 共进尺418.6 米， 平均每平方公里有钻孔2.3 个， 总投资640756.88 元， 获得储量 A2+B+C1 级 234884 千吨。 1957 年 12 月提交精查地质报告。 普查阶段末期和详精查阶段所打钻孔 除个别孔外，都经电测井校正。孔深误差的校正一般不超过 1。钻孔歪斜测量全用氟 酸蚀刻玻璃管方法，在详精查阶段所打钻孔并用电测法校正。 1958 年 8 月，开滦范各庄矿开始破土建井，1964 年 10 月正式移交生产。1974 年毕 各庄区划入范各庄井田，地质储量增加将近一倍。截至 1975 年，根据生产需要，井上 下补充勘探钻孔、水文观测孔及岩石冒落孔等，共进尺 10483 米。 1977 年至 1987 年， 在井田北翼和南翼边界地区， 共施工地质钻孔 21 个， 尺 13226.21 米，施工水文地质钻孔 37 个，进尺 19251.36 米。 （资料来源：中国统配煤矿总公司、开 滦矿务局、范各庄矿， 开滦矿务局范各庄矿地质报告书 1979-1989 ，1989 年 9 月 17 日） 1987 年至 1998 年，施工地面钻孔 5 个，进尺 2737.35 米，井下地质孔 201 个，进 尺 13237.17 米；地面水文地质勘查孔 13 个，进尺 8055.14 米，井下水文孔 210 个，进 尺 22496 米。根据综合水文地质条件，确定矿井地质条件的类别为：-abcdeg。 1987 年至 1998 年，完成了矿井重点延伸工程 2-1 皮带、三水平井底车场、3-2 皮带 巷的综合水文地质勘探。引进了高精度采区三维地震勘探技术，完成了二水平南三至南 四采区、 三水平南一至南二采区的三维地震勘探， 合计 4.12 平方公里， 取得了较好效果。 2.2.3 工业储量计算 井田储量的计算公式： Z=SMii/cos （2-2） 式中:煤层倾角,（ ） i煤容重, t/m3 - 12 - Mi煤层的总厚度, m S井田面积, 所以 Z= （S1/ cos10 S2/ cos13 S3/ cos17 S4/ cos11 S5/ cos12 ） （5.11.57 3.051.36）=18.23107t 2.3 井田可采储量 2.3.1 永久煤柱储量 要计算井田可采储量，首先要确定各种永久煤柱损失。永久煤柱一般是指保护工业 广场和井筒的工业广场煤柱，井田境界和大断层两侧的井田境界煤柱和断层煤柱，以及 保护地面建筑物、河流、铁路等而留设的保护煤柱等。 （一） 工业广场保护煤柱 受保护面积边界是由受保护建筑物和主要井筒的边界向外加上一部分备用量即维 护带确定的。受保护建筑物边界一般不是直接以被保护建筑物的外边界为准，而是取平 行于煤层走向或倾斜方向的与受保护建筑物外缘相连的直线所围成的面积，作为受保护 建筑物的边界。 地面建筑物和主要井筒的保护煤柱是从受保护的边界起，按基岩移动角 、 和 及表土层移动角 所做的保护平面与煤层的交线来确定。 煤层群开采时， 应采用重复采 动条件下的移动角值。 基岩移动角和表土层移动角如图 2-2 示。 图 2-2 岩层移动角示意图 安全煤柱的留设与计算一般用垂直断面法求得。 煤柱的留设的计算方法与步骤如下： a确定受保护面积 如图所示， 在开拓平面图上通过建筑物四个角分别做平行与煤层走向和倾斜的四条 直线，得矩形 abcd。在矩形的外缘加上 20m 宽的维护带，得受保护面积 abcd。 - 13 - -断面-断面 建筑物的长轴方向 煤层 围护带 图 2-3 用垂直断面法确定建筑物下安全煤柱 b确定受保护煤柱 通过受保护面积中心作一沿煤层倾斜剖面 1 在这个剖面上， 由维护带的边缘点 m1， n1 起在表土层以 =45 划两条保护线，即 m1m2，n1n2。然后在基岩中在下山和上山方 向按上山移动角 =76 和下山移动角 =61 作保护线，与煤层相交得 n和 k，则通过 n 和 k的走向线分别为保护煤柱的上部和下部边界。 以同样的方法在平行煤层走向的剖面 2，按走向移动角 =70 作保护线，得沿走向的煤柱边界 AB和 CD，将 nk和 AB， CD均绘制在平面图上，即得保护煤柱边界 ABCD。煤柱是一个梯形。 c煤柱煤量计算 工业场地煤柱煤量=梯形面积煤层平均厚度煤层平均密度 工业广场面积的取值，依据设计井型大小按煤矿设计规范中煤矿工业广场占 地指标所列数值的规定选取。 表表 2 2- -1 1 工业广场占地指标工业广场占地指标 井型（万吨/年） 指标（公顷/10 万吨） 400600 0.450.6 240300 0.70.8 120180 0.91.0 4590 1.21.3 注：指标中小井取大值，大井取小值 - 14 - 本矿井井型为 150 万吨/年，工业广场占地面积为： 150 101.0 1000015km 设计工业广场形状为长方形，长为 500 m, 宽为 300m。矿井的表土层厚度为 80 米， 煤层平均倾角 14 ，= 70 ，=61 ，=76 ，冲击层移动角 45 ，围护带宽度为 20m。 经计算得： 梯形高度 h=1581.89m 梯形上底 AB=1181.6m 梯形下底 CD=1905.2m 得 S 底=1/2（1181.6+1905.2） 1581.89=244.025 万 m 工业广场保护煤柱煤量= 梯形面积煤层平均厚度煤层平均密度 所以计算得 总工业场地煤柱量30.71 106t (二) 断层保护煤柱 根据采矿工程设计手册 ，为保护矿井的安全生产，本井田无特大的断层，只有 一些较小断层，所有断层长度总为 2950m，断层两侧各留设 30m 的保护煤柱。 断层保护煤柱煤量断层长度 煤柱宽度 煤层厚度煤的平均密度： 故计算得断层保护煤柱煤量 2.15 106t。 （三）边界保护煤柱 根据井田边界的地质情况， 井田边界防水安全煤柱为50m， 防水煤柱约长为11050m， 则留设井田边界防水安全煤柱的储量为 7 106t。 2.3.2 矿井可采储量计算 矿井可采储量的计算公式为： Z（ZcP）C （2-3） 式中:Z矿井可采储量 Zc矿井工业储量 P各种永久煤柱煤量损失之和 C采区回采率， 厚煤层不低于 0.75， 中厚煤层不低于 0.80， 薄煤层不低于 0.85 Z（180.2310630.7110671062.15106） 80%1.0683108t 所以设计矿井可采储量为 1.0683108t。 - 15 - 3 矿井工作制度和设计生产能力 3.1 矿井工作制度 矿井设计生产能力按工作日 330 d 计算。每天 3 班，两班生产，一班检修。每天的 提升时间为 16 小时。 随着社会进步和劳动制度改革，目前综采多采用四六制，每班工作六小时，三班出 煤一班检修，以缩短煤矿工人的辅助劳动时间，以减轻工人的劳动强度。但考虑年推进 度要求，本矿井计划采用“三八”工作制度。 按照煤炭工业矿井设计规范规定：矿井每昼夜净提升时间 16 小时。这样充分 考虑了矿井的富裕系数，防止矿井因提升能力不足而影响矿井的增产或改扩建。因此本 矿设计每昼夜净提升时间为 16 小时。 3.2 矿井设计生产能力及服务年限 对于储量丰富，地质构造简单，煤层生产能力大，开采技术条件好的矿区宜建设大 型矿井。 当煤层赋存深，表土层厚，冲积层含水丰富，井筒需要特殊施工时，为扩大开采范 围降低吨煤成本，建设大型矿井较为合理。 对煤层生产能力大，地形地貌复杂的矿区，工业广场不易选择和布置，为避免过多 的地面工程，井型应当定大一些， 储量不丰富，煤层生产能力不大，或为薄煤层，或地质构造复杂，或有煤与瓦斯突 出危险，宜建中小矿井。 由于本矿井煤层赋存较深，表土层较厚，且储量丰富，没有煤与瓦斯突出危险。因 此，可以设计为大型矿井。 综合考虑各方面因素，初步确定本矿井的设计生产能力为 150 万吨/年。 1）校核矿井煤层的开采能力是否满足设计生产能力的要求 矿井的开采能力取决于回采工作面和采区的生产能力， 本矿井计划用一个采区的一 个高产、高效工作面保证全矿井的产量。主采煤层厚度 3.05m，工作面长度 180m，采 煤机截深 0.8m，每天进 8 刀，一年 330 d，工作面采出率 95%，则综采工作生产能力 180 3.05 0.88 330 1.36 95%149.8058 万吨 由于掘进出煤约占矿井产量的 10%，等于 15 万吨。149.8058+15=164.8058150 万 吨每年。 故能够满足矿井设计生产能力的要求。 2）校核各种辅助生产环节的能力 根据后面矿井运输提升部分的设计可知， 矿井的各种辅助运输能力都能满足矿井生 产能力的要求。 3）校核储量条件 矿井的设计生产能力应与矿井储量相适应，以保证矿井有合理的服务年限。新建矿 - 16 - 井及水平服务年限见表 3-1。 表表 3 3- -1 1 矿井及水平服务年限矿井及水平服务年限 矿井设计生产 能力（Mt/a） 矿井设计服务 年限（a） 第一水平设计服务年限/a 煤层倾角 0 25 煤层倾角 25 45 煤层倾角 45 90 6.0 及以上 70 35 3.05.0 60 30 1.22.4 50 25 20 15 0.450.9 40 20 15 15 矿井服务年限可用下式计算： T = Z/AK （3-1） 式中:T矿井设计服务年限，a Z矿井可采储量，万 t A矿井设计生产能力，万 t/a K储量备用系数，这里取 1.3 对于本矿井 T = 1.0683 108 /（1.5 106 1.3）= 54.787 a50a 同理可计算出第一水平的服务年限为 27.4a25a. 设计规范规定： 150 万 t/a 大型矿井的服务年限不小于 50a， 开采倾角 025 煤层的 矿井，第一水平服务年限不小于 25a。 经校核储量条件满足设计生产能力的要求。 4）校核安全条件 本矿井瓦斯涌出量较小，全矿井瓦斯相对涌出量为 0.052.0256m3/t，为低瓦斯矿 井。煤尘爆炸指数为 38.41-42.84%，具有强大的爆炸性，随着开采深部的增加，煤层爆 炸性增强。初个别区域外，煤层均属容易自然发火的煤层，其发火期短，属于 I 级自然 发火矿井。煤与瓦斯突出及冲击地压危险性小。涌水量很大。根据以上条件，本矿采用 中央分列式通风，工作面采用 U 型通风。矿井涌水量大，在副井中铺设四趟排水管道满 足排水的要求。煤自燃的预防，可在开拓、回采工艺、巷道布置、监测等方面来采取措 施。 综上所述，本矿井的设计生产能力为 1.50Mt/a。 - 17 - 4 井田开拓 开拓设计是矿井设计的关键，它直接关系到矿井的布局，关系到矿井长远的技术经 济效益，关系到安全生产。 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、位置及其相关练习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要认真研究： (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，作好开采水平的接替。 (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