采矿工程毕业设计（论文）-开滦集团吕家坨九矿3.0Mta新井设计

华北科技学院2013届毕业设计1矿区概述及井田地质特征全套图 纸加扣 3346389411或30122505821.1矿区概况1.1.1井田位置、范围、地形特点和交通位置开滦吕家坨矿业公司位于河北省唐山市古冶区境内，西距唐山18 km，北距古冶9 km。地理坐标为东经11824，北纬3940。矿区交通便利。古吕钱公路南接唐港公路，北通205国道，与津唐、唐港、京沈高速公路相接；矿区铁路专线吕古铁路和吕陡铁路与京山线接轨；水路运输东有秦皇岛港，西有天津新港，南有唐山港和正在建设中的曹妃甸港；水、陆交通发达，煤炭外销十分方便。矿区地表为第四纪冲积平原，地面标高介于+22+35m之间。地形总趋势北高南低，沙河由井田东部自东北流向西南。沙河属季节性河流，旱季有时断流，雨季流量较大，最高洪水位+30 m。境内有村庄18个。主要农作物有小麦、玉米和水稻。图1.1 吕家坨矿交通位置图1.1.2工农业生产和原料及电力供应矿区内工业以煤炭为主，农业主要种植小麦、玉米、水稻，间杂有果园、菜园和苗圃等。 本矿井建设期间，所需要建设材料，除钢材、木材和部分水泥、石材需由国家计划供应外，其它砖、砂等土产材料，均由当地供应，满足建设需要。矿区已建有110 kv区域变电所，可向本矿井供电的两回35 kv输电线路。1.1.3矿区气候条件本区属温带季风区的海洋大陆性气候。根据唐山市气象局19591999年气象资料，历年平均气温17.9，最高气温40.3，最低气温-18.3 。历年平均降水量为708.14 mm，年最大降水量为1263.8 mm。区内冬季多北风，夏季多南风，最大风速16 m/s。冰冻期为十一月至次年三月，最大冻土深度0.27 m。1.1.4矿区水文情况矿区采用自备水源井供水，目前能够使用的供水井共有9眼，其中黑鸭子4眼，工业广场3眼，南小区2眼。这些井形成两套供水系统，一是黑鸭子至矿区的集中管路供水系统，包括黑鸭子及工业广场的水井，最大供水能力1100 m3/h，供矿生产和东工房、小楼生活区及黑鸭子、北安各庄、南安各庄、大安各庄、吕家坨村生活用水。二是南小区独立供水系统，最大供水能力100 m3/h，供小区内居民生活用水。1.2井田地质特征1.2.1煤系地层概述、勘探程度矿区煤系地层属于典型的华北区石炭二叠纪含煤岩系，其上界为唐家庄组A层铁铝质粘土岩顶面，下界为唐山组G层铁铝质粘土岩底面。根据两个钻孔实际控制，煤系地层厚度分别为480.35 m和486.26 m，按分组段厚度累计，煤系地层厚度为489 m。由此可见，沉积补偿作用明显，煤系地层厚度变化不大。煤系基底为奥陶系中统马家沟组灰岩，本矿钻孔揭露最大厚度为160 m，邻区资料证实，该组厚度400 m左右，与煤系地层呈假整合接触。矿井浅部奥灰岩溶发育，深部逐渐减弱。其风化形成的G层铁铝质粘土岩构成煤系第一个标志层。煤系地层之上为的古冶组和洼里组，从少数取芯钻孔揭露情况看，古冶组以杂色粉、细砂岩和浅灰灰绿色粗砂岩为主，向上部紫色粉细砂岩逐渐增多。洼里组则以浅紫、暗紫和紫红色泥岩中、粗砂岩为主，偶见浅灰色砂岩层。洼里组以河床相底砾岩底面作为与古冶组的分界面。矿区地表被第四系冲积层所覆盖，盖层厚度由东北向西南逐渐增厚，与基岩呈角度不整合接触。19881998年，共施工井上下各类钻孔78个，累计进尺10246.54 m。其中地面勘探工程有18、20、21、39、40、45、46和49号共8个补充勘探钻孔，工程量7461.23 m。1.2.2井田地质构造和地质变动吕家坨井田位于开平向斜东南翼中段，其主体构造是吕家坨背斜。开平向斜是一赋煤向斜构造，煤系地层为石炭二迭系。向斜轴的总体方向约NE40，北部受青龙山背斜等北西南东向构造的影响，自古冶至唐家庄逐渐变为东西向，形成一弧形构造。向斜的两翼不对称：西北翼岩层倾角陡，甚至局部倒转，并伴随出现了一组与向斜轴大致平行的断层和短轴褶皱构造。东南翼岩层倾角相对平缓，向斜边缘出现两组短轴边幕状褶皱，轴向与开平向斜轴直交或斜交，并沿倾伏方向逐渐消失。其中一组由杜军庄背斜、黑鸭子向斜、吕家坨背斜、范各庄向斜、毕各庄向斜及南阳庄岭上背斜组成；另外一组在宋家营以南，规模不如前一组。西北翼及对角翼存在三处较大断层，方向长斜交底层走向，落差一般小于50m。1.2.3井田水文地质特征根据开滦集团公司统一的含水层划分标准，将区内的地层划分为七个含水层（见表1.1）。其中，、含水层对矿井涌水量影响较大，为直接充水含水层，其它为间接充水含水层。各含水层抽放水试验资料，其主要特征如表1-1：1）直接充水含水层组（1）第含水层组（9煤层至10煤层砂岩含水层组）本含水层组位于9煤层以下4 m，层厚约60 m，岩性以中砂岩为主，岩石裂隙发育，单位涌水量0.0030.627 L/s.m，渗透系数0.014.704 m/d，矿化度0.3120.547 g/L，上部水质为重碳酸钠钙型，下部为重碳酸硫酸钙钠型。（2）第含水层组（7煤层顶板含水层组）本含水层组位于7煤层以上3 m，厚约30 m，岩性以中细砂岩为主，单位涌水量0.010.286 L/s.m，渗透系数0.11518.063 m/d，矿化度0.5050.297 g/L，水质为重碳酸钙镁型。1）直接充水含水层组（1）第含水层组（9煤层至10煤层砂岩含水层组）本含水层组位于9煤层以下4 m，层厚约60 m，岩性以中砂岩为主，岩石裂隙发育，单位涌水量0.0030.627 L/s.m，渗透系数0.014.704 m/d，矿化度0.3120.547 g/L，上部水质为重碳酸钠钙型，下部为重碳酸硫酸钙钠型。表1-1 含水层划分表含水层所处层位含水层厚含水层岩性含水性水质特征编号名称第四系冲积层含水层组第四系冲积层34卵石，粗、中细沙弱中等上HCO3-Cl-Ca2+Mg2+下HCO3-Ca2+Mg2+古冶组砂岩含水层组二迭系上统古冶组130粗、中砂岩中等5煤层顶板含水层组二迭系下统唐家庄组190砂岩中等HCO3-SO42-Na+Ca2+7煤层顶板含水层组二迭系下统大苗庄组30砂岩弱HCO3-Ca2+Mg2+1214煤层砂岩含水层组石炭系上统赵各庄组60石灰岩砂岩弱强上HCO3-Na+Ca2+下HCO3-SO42-Ca2+Na+唐山灰岩含水层组石炭系中统唐山组19石灰岩中等HCO3-SO42-Ca2+Mg2+奥陶系灰岩含水层组奥陶系中统马家沟组420石灰岩极强HCO3-Ca2+Mg2+（2）第含水层组（7煤层顶板含水层组）本含水层组位于7煤层以上3 m，厚约30 m，岩性以中细砂岩为主，单位涌水量0.010.286 L/s.m，渗透系数0.11518.063 m/d，矿化度0.5050.297 g/L，水质为重碳酸钙镁型。（3）第含水层组（5煤层顶板含水层组）本含水层组位于5煤层以上6 m，厚约190 m，岩性以中砂岩为主，其主要成分有石英、长石，次为岩屑、燧石等，裂隙发育，单位涌水量0.276-1.728 L/s.m，渗透系数0.91-1.37 m/d，矿化度0.2210.456 g/L，水质为重碳酸硫酸钠钙型。2）矿井间接充水含水层组（1）第含水层组(奥陶系灰岩含水层组)本含水层组为奥陶系中统马家沟组，岩性为灰灰白色厚层状灰岩，含水层平均厚度420 m，浅部岩溶、裂隙极发育。单位涌水量最大72 L/s.m，渗透系数最大167.73 m/d，富水性极强，矿化度0.1660.347 g/L，水质为重碳酸钙镁型。（2）第含水层组(唐山灰岩含水层组)本含水层组位于奥陶系灰岩以上65 m，灰岩厚1.466.14 m，单位涌水量为0.025 L/s.m，渗透系数2.59 m/d，富水性中等，水质为重碳酸硫酸钙镁型。（3）第含水层组（古冶组砂岩含水层组）本含水层组位于A层以上，厚约130 m，岩性以砂岩为主，局部含砾，富水性中等。1.2.4地温据详查勘探资料，本区地温梯度为0.94 /100 m，横温带在50100 m左右，地温变化范围在11.5017.00 之间，属地温正常区。1.3煤层特征1.3.1煤层埋藏条件矿井浅部以8煤层露头为界，深部至9煤层-1500米底板等高线。平均走向长10.37km，倾斜长6.66 km，面积69.06 km2。1.3.2煤层群特征吕家坨井田主要开采煤层有2层，即二迭系下统大苗庄组的5、7、8、9煤层，其中8、9煤层为本矿井设计的可采煤层。各煤层的厚度、层间距及其变化规律见表1.2。表1-2 主要开采煤层煤厚、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80.253.93煤厚变化不大，井田深部个别钻孔不可采4.52间距变化不大2.1021.626.8间距变化不大，仅局部间距较小，规律性不强90.264.53煤厚变化较大，井田深部有2个不可采点242.813.0724.6间距变化大，井田中部间距小，往四周逐渐增大缓慢1.3.3煤层的围岩性质1）8煤层基本为局部可采煤层，在吕家坨背斜浅部及深部煤层厚度较大，一般在2.0m以上；在主、副井以南与钱家营井田相邻区域一般在1.0 m以下，甚至个别地点不可采；其它区域煤层厚度一般变化在1.32.0 m之间。从林西井田自北而南延伸有一条古河流冲刷带，残留煤厚0.10.5 m。2）9煤层基本为全区可采煤层，在井田南部与钱家营井田相邻区域，煤厚多在1.3 m以下，甚至个别地点不可采；井田的东北部煤层较厚，大多在4.5 m以上，个别地点可达5 m；其余区域煤层厚度一般变化在1.52.0 m之间。9煤层的突出特点是底鼓现象较多，常形成长约50 m宽不足20 m的底鼓区。（地质柱状图见图1.2）表1-3 煤层肉眼鉴别特征和结构特征一览表煤层肉眼鉴别特征煤 层 结 构变化情况类型夹石层数夹石厚度夹石岩性对回采的影响煤层深黑色，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的炭质泥岩煤层黑色，具十分光亮的玻璃光泽，以亮煤和镜煤为主，条带状、透镜状及层状构造，硬度中等复杂0-20.10.3炭质泥岩或粉砂岩随煤一起采出，增加原煤灰份，夹石较厚时，回采难度加大。一般含一层夹石，而且较为稳定，仅局部为两层，且间距较近1.3.4煤的特征1）煤质概况根据井田开采范围内煤层煤样的化验结果和中深部钻孔的煤芯分析资料，吕家坨矿8、9、煤层均属肥煤和焦煤类，在井田浅部，煤层多属肥煤类，在井田深部多属焦煤类。在背斜轴部岩浆岩床和东翼岩浆岩墙附近，煤的挥发份降低，粘结性变差，煤质多属焦煤类，局部变为瘦煤或无烟煤。2）原煤分析（1）开采煤层主要煤质指标的等级8煤层：高灰（2540）、特低硫（0.5）、中磷（0.010.1）。9煤层：中灰（1525）、低硫（1.52.5）、中磷（0.010.1）。（2）开采煤层灰分成分及煤灰熔融性8、9、煤层的SiO2的含量在45%左右；8、9煤层的Al2O3的含量在36%左右，8煤层的Fe2O3的含量都在5%以下，9、煤层的Fe2O3的含量较高；各煤层CaO的含量均在5%以下。各煤层煤灰均属难融熔灰。（3）微量元素煤层中含有锗、钒、钛、镓等微量元素，但均达不到可采品位。（4）元素分析各煤层Cr的含量均在83%89%之间，Hr的含量均在5%左右，Nr在1.2%1.9%之间。（5）工业分析各煤层的精煤灰分均在2%11.7%之间，一般不超过10%。（6）结焦性分析各煤层胶质层厚度变化在14 mm40 mm，粘结指数变化在69102；奥亚膨胀序数6.59；焦渣特征58。3）全矿井瓦斯相对涌出量为5.526 m3/t，二氧化碳相对涌出量为5.194 m3/t,属低瓦斯矿井。各煤层中瓦斯涌出量最大的煤层为9煤层，其相对涌出量为5.526 m3/t。瓦斯涌出不均衡，一般在构造带附近涌出量较大。4）煤层爆炸指数： 表1-4 吕家坨矿各煤层煤尘爆炸指数表煤层水分灰分挥发分固定碳爆炸指数 爆炸危险性备注52.6426.6126.8143.9445.60有强爆72.3325.9125.3146.4535.27有强爆83.3021.8826.7648.0635.76有强爆92.4623.4024.9149.2333.60有强爆5）煤层自燃倾向性：根据鉴定结果，8、9煤层属于较易燃煤层其它煤层无资料。图1.2 吕家坨矿井田地层综合柱状图2井田境界与储量2.1井田境界2.1.1井田边界在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则为：1）井田范围内的储量，要与煤层赋存情况、开采条件和矿井生产能力相适应；2）保证井田有合理尺寸；3）充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；4）合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。吕家坨矿业公司北接林西矿业公司，南、东分别与钱家营和范各庄矿业公司相邻，其边界坐标见表2.1。图2-1 井田赋存状况示意图表2-1 吕家坨矿与邻矿井田技术边界坐标一览表吕、林井田技术边界吕、范井田技术边界吕、钱井田技术边界点号/批文号点号/批文号点号/批文号13930459191674开革技字第273号139234594749(81)局地字第2号1389350871601978年由开滦局地测处同吕、范两矿商定，无批文。239401091470(82)局地字第904号239199094620238831090125339417591070339201894422(89)局地字第768号338761391860439422391183439192494422438800091712539430991380539169693452639437291509639109793143(81)局地字第2号739440191602739053792605839440891264839025492217开局地程1995 399号9394524906589389800925901039467290204103889129238411394979895061138801092071矿井浅部以-950煤层露头为界，深部至煤层-1500 m底板等高线。平均走向长10.37 km，倾斜长6.66 km，面积69.06 km2。2.1.2矿区范围及面积吕家坨矿矿业公司1988年申报采矿登记。申报矿区面积为46.9 km2，其中井下开采及波及范围面积46.78 km2，由119号点控制(见表2-2)；表2-2 吕家坨矿开采范围角点坐标一览表点号点号点号13924159477583896958613514395615885452391990946109390520851651539440091595339201093615103911808478016394177910704391095931451139244884660173940109146553902509221012393758847301839291591970738761291860133958208700019392817917252.2矿井工业储量2.2.1钻探工程量19881998年，共施工井上下各类钻孔78个，累计进尺10246.54 m。其中地面勘探工程有18、20、21、39、40、45、46和49号共8个补充勘探钻孔，工程量7461.23 m。（详见表2-3）表2-3 吕家坨矿19881998年钻探工程量表钻孔地质孔水文孔工程孔合计类型地面补勘井下生产地面供水探放水孔注浆孔各类数量(个)832462171进尺()7461.232114.7126871467183810246.542.2.2工业储量计算本矿有5、7、8、9号煤层具有开采价值。本设计以9煤层为主采煤层，8#煤层为辅采煤层。本次矿井储量计算是在精查地质报告提供的1：10000的煤层底板等高线上计算的，储量计算可靠。煤层储量的计算公式为：Q1=S1M11 Q2=S2M22Q =Q1+Q2Q1、Q2-分别为8#和9煤层的储量，万tS1、S2-分别为各层的面积，m2M1、M2-分别为各煤层的煤层厚度，m1、2-分别为各煤层的容重，t/m2块段的面积S必须采用真面积（即煤层斜面积）。用煤层底板等高线上的水平投影面积换算成真面积。 （2-1） 式中 s真面积，m2; 水平投影面积，m2 ; 煤层倾角，采用煤层的平均倾角，（） 本设计矿井倾斜面积约为69.06km2，倾角约为6.8，8#煤层平均厚度约为2.10m，9#煤层平均厚度约为2.81m，两煤层的煤的容重均约为1.40，故得：Q1=69.06/cos6.82.101.4=204.47MtQ2=69.06/cos6.82.811.4=273.61MtQ =204.47+273.61Mt=478.08Mt即为本设计矿井的工业储量478.08Mt。2.3矿井可采储量2.3.1煤柱的留设矿井可采储量=（矿井工业储量永久煤柱损失）矿井回收率。计算矿井可采储量时，必须要考虑以下损失：1）工业广场保护煤柱；2）井田境界煤柱损失；3）采煤方法所产生的煤柱损失和断层煤柱损失；4）建筑物、河流、铁路等压煤损失；5）其他损失。本井田中永久煤柱损失主要有：工业广场保护煤柱、井田境界煤柱损失、村庄保护煤柱和断层保护煤柱等。根据吕家坨矿业公司周围矿井实际经验和依据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱与压煤开采规程之相关条款规定，部分煤柱的留设方法如下，见表2.5表2-5 煤柱留设方法名 称留 设 方 法工业广场根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱与压煤开采规程第72条：工业广场维护带宽度为15 m井田边界边界煤柱20 m断 层大断层煤柱每侧50 m 中小断层每侧2030m大 巷大巷煤柱每侧60 m 1）边界煤柱可按下列公式计算 Z=LbMR式中： Z边界煤柱损失量，万t L边界长度，m b边界宽度，m M煤层厚度，m R煤的容重。8#煤层1.40 t/m3和9煤层1.40 t/m3 Z=3295820(2.10+2.81) 1.40=453.11万t2）工业广场煤柱留设根据煤炭工业设计规范，工业场地占地指标如表2.7。表2-7 工业场地占地指标大 型 井公顷/10万t中 型 井公顷/10万t小 型 井公顷/10万t占地指标0.801.101.301.802.002.50注： （1）占地指标中包括围墙内铁路站线的占地面积；（2）井型小的取大值，井型大的取小值；（3）在山区占地指标可适当增加；（4）占地指标单位中的10万t指矿井的年产量。S=0.80300/10=24公顷=240000 m故本矿井工业场地的面积为24公顷，由于长方形便于布置地面建筑，所以初步设定工业广场为长方形，即长方形长边为600 m，短边为400 m。本矿井地质条件及冲击层和基岩移动角见表2-8。表2-8 岩层移动角广场中心深度煤层倾角煤层厚度冲积层厚度mmm-12006.84.9110045757575用作图法求出工业广场保护煤柱量，工业广场保护煤柱留设见图2-3 垂线法计算工业广场保护煤柱边界示意图由此根据上述已知条件，画出如图2.3所示的工业广场保护煤柱的尺寸，并由图可得出保护煤柱的尺寸为：S=梯形面积=(上宽+下宽)高/（2cos6.8） （2-2）S=1775989m2则：工业广场的煤柱量为： Z=SMR (2-3)式中：Z工业广场煤柱量； S工业广场面积； M煤层总厚度； R煤的容重。 则：Z=1220.81万t3）断层保护煤柱 测得断层总长度为10900m，断层两侧煤柱宽度和为100. 则断层保护煤柱量为=109001001.44.9110-4=749.27万t总煤柱损失量=453.11+1220.81+749.27 =2423.19万t2.3.2可采储量计算矿井的回收率没有具体规定，一般为不低于60%，结合本矿实际情况，为了充分利用煤炭资源，矿井回收率取75%。经计算矿井工业储量为478.08Mt，全矿永久煤柱损失为万2423.19t，则矿井可采储量=（47808-2423.19）0.75=34038.61万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3.1.1矿井年工作日数的确定按照煤炭工业矿井设计规范规定：矿井设计生产能力按年工作日330 d计算。所以，本矿井设计年工作日数为330 d。3.1.2矿井工作制度的确定矿井工作制度设计采用“四六”工作制，即三班采煤，一班准备，每班净工作时间为6 h。3.1.3矿井每昼夜净提升小时数的确定按照煤炭工业矿井设计规范规定：矿井每昼夜净提升时间18 h。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18 h。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井生产能力的确定由于吕家坨井田范围大，煤炭储量丰富，地质构造较简单，煤层生产能力大，开采技术条件好，初步确定矿井生产能力为300万t/a。3.2.2矿井及第一水平服务年限的核算矿井服务年限的计算公式为：T=Z/(K+A) （3-1） 式中： T矿井的服务年限，a；Z矿井的可采储量，万t；K矿井储量备用系数，取K=1.4；A矿井设计生产能力，万t/a。由第二章计算结果可知：矿井可采储量为34038.61万t，则矿井服务年限为 T=34038.61/(3001.4)= 81a60 a第一水平服务年限的计算公式为：T=ZK/(AK) （3-2）式中： T1第一水平的服务年限，a； ZK第一水平的可采储量，万t； K矿井储量备用系数，取K=1.4； A矿井设计生产能力，万t/a。根据矿井开拓布置，利用块段法计算出矿井第一水平可采储量为22692.31万t（见图2.2），所以第一水平的服务年限为： T1=17019.31/(3001.4)=54 a30 a经过矿井及第一水平服务年限的核算，二者均符合煤炭工业矿井设计规范之规定，因此最终确定矿井的生产能力为300万t/a。 4 矿井开拓4.1井田开拓的基本问题4.1.1井筒形式及数目的确定一般情况下，井筒的形式有立井、斜井和平峒三种。斜井适用于井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。平峒适用于地形条件合适，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，上山部分的储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。综合吕家坨井田实际情况：1）表土层较厚，且风化严重；2）地处平原，地势平坦，地面标高平均为+35 m左右，煤层埋藏较深，距地面垂深在-850-1500 m之间。因此，斜井及平峒均不适用于本矿。由于立井开拓的适应性较强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件的限制；在采深相同的条件下，立井的井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利；井筒的断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的的要求，且阻力小，对深井更为有利；当表土层为富含水的冲积层或流沙层时，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，能兼顾井田浅部和深部不同产状的煤层。因此，综合以上因素并结合该矿的实际情况，确定井筒的形式为立井。本矿井采用一对立井开拓：主立井采用箕斗提煤；副立井采用罐笼提升矸石，升降人员、设备、材料且兼作进风井。副风井安装梯子间，作为一个安全出口。考虑到吕家坨井田范围较大，矿井通风方式经过比较后确定为两翼对角式通风（具体比较情况见第九章），在井田东翼和西翼边界各掘一个风井，风井安装梯子间，作为回风井并兼作安全出口。4.1.2井筒位置的确定井筒是井下与地面出入的咽喉，是全矿井的枢纽。井筒位置的选择对于建井期限、基本建设投资、矿井劳动生产率以及吨煤生产成本都有重要影响，因此，井筒位置一定要合理选择。选择井筒位置时要考虑以下主要原则：1）有利于井下合理开采（1）井筒沿井田走向的有利位置当井田形状比较规则而储量分布均匀时，井筒沿井田走向的有利位置应在井田的中央；当井田储量分布不均匀时，井筒应布置在井田储量的中央，以形成两翼储量比较均衡的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网络较短，通风阻力小。应尽量避免井筒偏于一侧，造成单翼开采的不利局面。（2）井筒沿煤层倾向的有利位置在倾向上井筒宜布置在中偏上的位置，同时考虑到减少煤损，尽量让工业广场保护煤柱圈住一些影响生产的地质构造和断层。2）有利于矿井初期开采选择井筒位置要与选择初期开采区密切结合起来，尽可能使井筒靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道工程量，节省投资和缩短建井期。3）尽量不压煤或少压煤确定井筒位置，要充分考虑少留井筒和工业广场保护煤柱，做到不压煤或少压煤。为了保证矿井投产后的可靠性，在确定井筒位置时，要使地面工业场地尽量不压首采区煤层。4）有利于掘进与维护（1）为使井筒的开掘和使用安全可靠，减少其掘进的困难及便于维护，应使井筒通过的岩层及表土层具有较好的水文、围岩和地质条件。（2）为加快掘进的速度，减少掘进费用，井筒应尽可能不通过或少通过流沙层、较厚的冲积层及较大的含水层。（3）为便于井筒的掘进和维护，井筒不应设在受地质破坏比较剧烈的地带及受采动影响的地区。5）井筒位置还应使井底车场有较好的围岩条件，便于大容积硐室的掘进和维护。6）便于布置地面工业场地井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统之间互相联接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，专用线短，工程量小及有良好的技术条件，应尽量避免穿过村镇居民区、文物古迹保护区、陷落区或采空冒落区、洪水侵入区；要尽量少占农田、果园经济作物区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。为考虑长期运输的行车安全和管理，要尽量避免与公路或其他农用道路相交，力求使接轨点位于编组站配线一侧。另外，井口标高应高于历年的最高洪水位；还要考虑风向的影响，防止污染。总之，选择井筒位置要统筹井田全局，兼顾前期和后期、地下与地面等各方面因素。不仅要考虑有利于第一水平，还应兼顾其他水平，适当考虑井筒延伸的影响。通过以上分析，考虑到吕家坨矿实际情况：京山铁路穿过井田北部；井田东北部有一大块风化带。为了减少煤柱损失，缩短煤炭外运距离，减少运输费用，平衡井田东（前期）、西（后期）两翼的运输和通风系统，主副井布置在井田储量的中央，以形成两翼储量比较均衡的双翼井田。矿井通风方式为两翼对角式，在井田东、西翼边界各布置一个风井。4.1.3工业场地位置、形式和面积1）布置要求（1）井田两翼储量基本平衡；（2）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；（3）工业广场宜少占耕地，少压煤；（4）水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。2）工业场地位置结合以上要求，根据井筒位置，工业场地的布置在井田走向的中央。工业广场形式与面积见第二章相关内容。4.1.4开采水平的确定 本矿井煤层露头标高-950 m，煤层埋藏最深处达-1500 m，垂直高度达550m。井田走向长度平均走向长10.37 km，倾斜长6.66km，煤层倾角6.8，根据上下山斜长的要求，此井田开拓至少为二水平或三水平，延伸方式可为立井延伸和暗斜井延伸。由于受第一水平至少要服务30 a以上的限制，第一水平采用上山开采。4.1.5运输大巷和井底车场的布置1）运输大巷的布置由于本井田煤层埋藏比较深，冲击地压比较大，设计主采8煤层厚度2.10 m，9煤层2.81 m，运输大巷为上下两个阶段服务为便于维护和使用，使大巷不受煤层开采的影响，兼顾井底车场的位置，将大巷布置在9煤层底板以下20 m的灰色中粗砂岩深灰粉砂岩层内。其优点是便于大巷的维护，维护费用低，巷道施工条件能够保持一定方向和坡度，同时便于设置煤仓。2）井底车场的布置 由于井底车场一般要整个矿井服务，服务年限长，故要布置在较坚硬的岩层中，且与大巷要相符，即布置在9煤层底板下方。4.1.6矿井开拓延伸方案及阶段划分本矿井开拓延伸方案可以考虑以下两个方案：1）立井延伸采用立井延伸时，可以充分利用原来的各种设备和设施，提升系统单一，转运环节少，经营费用低，管理费用较方便。但采用这种方法延伸时，井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰，立井接井时矿井将短期停产，延伸两个井筒施工组织复杂，为延伸井筒需要掘进一些临时工程，延伸后提高增加，能力下降。2）暗斜井延伸采用暗斜井延伸时，原有的井筒的位置、水平的划分，上山的或上下山开采同时生产和延伸相互干扰较小，其缺点是增加了提升运输环节和设备。4.1.7方案比较1）方案说明借鉴我国现有高产高效矿井及国外生产矿井的经验，结合本井田实际情况特提出以下四种开拓方案：（1）立井一水平加暗斜井延伸，一水平上山开采，二水平上山开采，一水平和二水平分界位于-1300；（2）立井一水平加暗斜井延伸，一水平上下山开采，二水平上山开采，一水平和二水平分界位于-1350；（3）立井两水平，双立井延伸二水平，均采用上下山开采，两水平分界位于-1350；（4）立井两水平，双立井延伸二水平，暗斜井延伸三水平，一水平上下山开采，二水平上山开采，三水平上山开采，一水平和二水平分界位于-1350；2）粗略分析（1）对于方案二，一水平上山开采倾斜长度需要L=350/sin6.8=2955.9 m,考虑斜长太长，不参加经济比较；（2）方案四和方案三，-1300到-1500的斜长是1689 m,且矿井用水量正常在85 m3/h，倾角在6.8左右，所以对于方案四也不做经济比较。参加经济比较的是方案一和方案三。3）开拓方案经济比较对于方案一和方案三的建井工程量、生产经营工程量、基建费和经济比较结果分别汇总，见表4-1、4-2、4-3、4-4、4-5。表4-1 建井工程量项目方案一方案三初期主井井筒（m）1280+201280+20副井井筒（m）1280+51280+5井底车场（m）10001000运输大巷（m）26002600石门（m）-1460后期主井井筒（m）-250副井井筒（m）-250主暗斜井（m）2111-副暗斜井（m）2111-井底车场（m）-1000斜井车场（m）800-主石门（m）-运输大巷（m）79007900表4-2 基建费用表方案项目方案一方案三工程量（m）单价（元/m）费用（万元）工程量（m）单价（元/m）费用（万元）初期主井井筒（m）1280+2067657747.611400+2067657960.73副井井筒（m）1280+5962321048.931400+5962321352.06井底车场（m）1000300030010003000300运输大巷（m）2600245846391826002458463918石门（m）-14602458.4358.93小计（m）2735.723094.65后期主井井筒（m）-2508795.3219.88副井井筒（m）-25010693.6267.34主暗斜井（m）21112784658783-副暗斜井（m）211127846587.83-井底车场（m）-10003000300斜井车场（m）8003000240-主石门（m）-运输大巷（m）7900245841942.1479002458.41942.14小计（m）3357.802729.36共计6093.525824.01表4-3 生产经营工程量项目方案一项目方案三运输提升/（万tkm）工程量运输提升/（万tkm）工程量大巷及石门运输一水平二水平1.211246.182.6=35088.11.212529.67.9=118780.6大巷及石门运输一水平二水平1.211246.182.6=35088.11.212529.67.9=118780.6立井提升一水平二水平1.211246.181280=14170.9-立井提升一水平二水平1.211246.181280=14170.91.212529.61.3=19546.2斜井提升二水平1.212529.62.11=31724.9斜井提升二水平-排水/万m3一水平二水平2002436540/104=7008.02002436541/104=7183.2排水/万m3一水平二水平2002436540/104=7008.02002436541/104=7183.2表4-4 生产经营费用表项目方案一项目方案三工程量（m）单价（元/m）费用（万元）工程量（m）单价（元/m）费用（万元）大巷及石门运输一水平二水平35088.1118780.604103814386.145136.6大巷及石门运输一水平二水平35088.1118780.604103814386.145136.6立井提升一水平二水平14170.9-122-17288.5-立井提升一水平二水平14170.919546.21221.3017288.525410.1斜井提升二水平31724.9035211167.2斜井提升二水平-排水/万m3一水平二水平7008.07183.20083901325587.9951.8排水/万m3一水平二水平7008.07183.20083901325587.9951.8总计89518.1总计 103761.0表4-5 费用汇总表 方案项目方案一方案三费用/万元百分率%费用/万元百分率%初期建井费2735.72100%3094.65113%后期建井费3357.80123%2729.36100%生产经营费89518.1100%103761.0116%总费用95611.6100%109585.0115%在上述经济比较中需要说明的以下几点：1）两方案同是两个水平，而且水平标高相同，大巷位置相同，所以采区布置也相同，因而涉及区段生产经营费用没有比较。2）两方案由于井筒位置不同，其井筒保护煤柱也不同。方案三的井筒位置偏于煤层下部，因此方案三的煤柱损失比方案一的多。3）立井、大巷、石门及辅助运输费用占运输费用的20%进行估算。4） 井筒、井底车场及主要回风石门等均布置在中硬或坚硬的岩层中，它们的维护费用相对较低，故比较中未对其维护费用进行比较。由对比结果可知：1）方案三的费用比方案一的费用多了点，费用近似相同，但综合考虑到方案三的井筒位于煤层的中下部，煤柱损失比较大；2）方案三石门长度较长，初期工程量较大，不利于早期投产；3）方案三的初期建井费用比方案一多13%，初期投资较大。综上所述，方案一是最优方案。该设计选用立井开拓一水平，暗斜井延伸二水平的开拓方案。煤层设计两个阶段开采，第一阶段为-950-1300 m，阶段斜长2955 m，水平标高为-1300 m,采用上山开采；第二阶段为-1300-1500 m，阶段斜长2956 m，水平标高-1300m，采用上山开采。4.2矿井基本巷道4.2.1井筒1）主井主井井筒内布置两对16t长形箕斗，提升机采用多绳摩擦提升机，组合钢罐道。主井担负全矿的煤炭提升任务。井筒特征表见表4.6，井筒平面布置见图4.7。表4-6 主井井筒特征表井型300万t提升容器两对16t长形箕斗井筒直径6.5 m提升机多绳摩擦提升机井深1300m井筒支护形式表土和风化基岩段素混凝土支护，支护厚度500 mm，基岩段混凝土支护，支护厚度350 mm井筒净断面积50.26 m2基岩段荒断面积58.09 m 2表土段荒断面积67.9370.88m22）副井根据矿井辅助运输量（提升量）及不可拆件最大外形尺寸和重量，确定副井井筒直径为7.5