采矿工程毕业设计（论文）-范各庄井田1.8Mta新井设计

1、华北科技学院毕业设计目录全套图纸加扣 3346389411或3012250582第1章 矿区概述及井田地质特征I1.1 矿区概述11.1.1交通位置11.1.2自然地理11.2 井田地质特征21.2.1井田地质构造21.2.2井田内水文地质情况21.2.3 沼气，煤尘及煤的自燃性31.3 煤层特征41.3.1煤层埋藏条件41.3.2煤层情况41.3.3煤层的围岩性质51.3.4煤质61.3.5瓦斯和二氧化碳71.3.6煤层的自燃倾向7第2章 井田境界和储量82.1 井田境界82.1.1 井田周边情况82.1.2井田尺寸82.1.3 井田未来发展情况82.2 矿井工业储量82.2.1 井田储量的

2、计算82.2.2 保安煤柱82.2.3 储量计算方法92.3矿井可采储量92.3.1安全煤柱留设原则92.3.2矿井永久保护煤柱损失量102.3.3矿井可采储量11第3章 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限123.1 矿井工作制度123.2矿井设计生产能力和服务年限123.2.1.计生产能力是确定原则123.2.2.矿井生产能力的重要因素123.2.3.生产能力123.2.4井型校核13第4章 井田开拓134.1 井田开拓的基本问题134.1.1确定井筒形式、数目、位置144.1.2工业场地的位置154.1.3 矿井开拓方案的选择154.1.4井底车场形式的选择154.1.5方案特征154.

3、1.6开拓方案的比较：164.1.7水平数目及高度204.1.8石门，大巷（运输大巷，回风大巷）数目及布置204.1.9采区划分214.1.10煤层群的联系224.2 矿井基本巷道224.2.1井筒224.2.2井底车场284.3 开采顺序324.3.1沿煤层走向的开采顺序324.3.2沿煤层垂直方向的开采顺序324.3.3沿煤层倾斜方向的开采顺序324.3.4采区接续计划33第5章 采煤方法和采区巷道布置345.1 煤层的地质特征345.1.1采区的位置、边界，范围及采区煤柱等基本情况345.1.2 采区煤层特征345.1.3 煤层顶底板岩石构造情况345.1.4 水文地质345.1.5 地

4、质构造345.1.6 煤尘和瓦斯345.2采煤方法和回采工艺345.2.1 选择采煤方法345.2.2 综放工作面回采工艺设计355.3采区巷道布置及生产系统445.3.1确定采区走向长度455.3.2确定区段斜长和区段数目455.3.3煤柱尺寸的确定455.3.4采区上下山的布置465.3.5区段平巷（集中巷）的布置465.3.6联络巷道的布置475.3.7采区运输、通风运料等系统的确定475.3.8采区巷道485.3.9确定采区生产能力545.3.10 计算采区回采率545.4采区车场设计及硐室555.4.1 采区上部车场形式的选择555.4.2 采区中部车场的选择555.4.3 采区下部

5、车场的选择及设计565.4.4 采区主要硐室的布置59第六章 矿井通风设计626.1 矿井通风系统的选择626.1.1 选择矿井通风系统626.1.2 选择矿井主要通风机的工作方法636.1.3 选择矿井通风方式646.2 全矿所需风量的计算及其分配676.2.1 矿井风量计算原则676.2.2 矿井风量计算方法676.2.3 风速验算756.3 全矿通风阻力计算766.3.1 矿井通风总阻力计算原则766.3.2 矿井通风阻力计算766.3.3 井总风阻及总等积孔计算796.4 矿井通风设备的选择806.4.1 矿井通风设备的要求806.4.2 选择主要通风机806.4.3 选择电动机826

6、.4.4 电费计算82第七章 安全技术措施847.1 防治瓦斯847.2 防治煤尘847.3 防治水847.4无网开采的安全技术措施857.5 各工种安全技术措施86第八章 矿井基本技术经济指标91参考文献9293第1章 矿区概述及井田地质特征华北科技学院1.1 矿区概述1.1.1交通位置范各庄矿位于唐山市古冶区境内,北距古冶火车站10.2公里，矿内铁路与京山线古冶站和林西矿接轨，有公路干线通过井田 。交通十分方便，具体见交通位置图1-1。 图1-1其地理坐标为：东经：113281133030北纬： 39333934201.1.2自然地理1.井田地形、地貌 该地区地貌形态属于华北平原地带。地形

7、高差不大，地面标高平均为+20米。2.水系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。3.气象情况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。4.水电供给情况我矿工业、生活用水均从地面

8、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。1.2 井田地质特征1.2.1井田地质构造 1.区域构造 范各庄井田位于开平煤田的东南翼。开平煤田位于燕山南麓，煤系地层为石炭二迭系。开平主向斜是煤田的主要构造骨架，呈复式向斜构造。向斜的总体轴向为NE向，自古冶以北主向斜逐渐转为东西向。 2.井田构造 (1) 褶曲 范各庄井田的主体构造为井田北翼的塔坨向斜和南翼毕各庄区域的毕各庄向斜，是由于开平向斜在发育过程中北部受青龙山东西构造带影响，主向斜轴在古冶以北发生偏转呈东西向而派生出的南北应力场形成的次

9、一级构造。 (2) 断层 井田内共有两条断层，F5走向东-西，F6走向东南西北，两条倾角都较大，都属于正断层。（详见断层一览表1-2）表1-2 断层一览表断层倾向倾角0落差m类型备注F0SWW70841437正断层向北、向南延展落差逐渐减小，该断层贯穿整个单斜构造区F1NWW8850正断层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F2NWW7010正断层随着断层向上部煤层发育，落差逐渐减小1.2.2井田内水文地质情况 范各庄南矿井田水文地质情况复杂，煤系上下各有一个含水层，上为冲积层强含水层，其为厚度不等的卵石层，下有一黏土层有隔水作用；下为奥灰含水层。它们之间联系密切

10、，以煤层露头线为联系，相互沟通，煤层地质有两个含水层：5S顶板砂岩含水层和12S-14S砂岩组含水层，它们是矿井的主要出水来源。矿井涌水量为19t/min，矿井最大涌水量为39t/min。地表水体与第四系冲积层中的潜水层水量呈互补关系。在雨季地表水体水位高于潜水层水位，地表水补给潜水；在旱季地表水体水位低于潜水位，潜水补给地表水。地表水体和大气降水一样，在正常情况下，只是通过渗透补给冲积层底部卵砾石含水层，间接补给煤系地层。1）地下含水层及其特征在煤系地层中，对矿井直接充水的含水层是5煤层顶板砂岩裂隙承压含水层、512煤层间砂岩裂隙承压含水层和1214煤层间砂岩裂隙承压含水层。5煤层顶板砂岩裂

11、隙承压含水层：该层在5煤层顶板以上，平均厚度约74.4米，岩性主要为中、细砂岩及粉砂岩。该层裂隙发育，含水较丰富。采掘过程中大都表现为淋滴水，局部表现为涌水现象。该含水层在井田东部、西南部隐伏露头区与第四系冲积层底部砾石含水层直接接触，并接受其补给。在井田北部、西部分别与吕家坨矿、钱家营矿相连。整个含水层在井田范围内具有典型的裂隙水特点，节理裂隙较为发育，充水及导水性较好，含水较为丰富，单位涌水量为0.328升秒米，渗透系数为0.339米昼夜，水质类型为重碳酸钙镁钠型或重碳酸钠型，属软水。512煤层间砂岩裂隙承压含水层：该含水层由几层互不联系的含水亚层组成，主要有57煤层间砂岩裂隙承压含水层，

12、79煤层间砂岩裂隙承压含水层，911煤层间砂岩裂隙承压含水层、1112煤层间砂岩裂隙承压含水层。其中以57煤层间砂岩裂隙承压含水层和911煤层间砂岩裂隙承压含水层富水较强。该含水层在井田东部露头区接受第四系冲积层含水层的补给，煤层采掘过程中充水形式为顶板淋滴水和底板缓慢渗水，目前主要消耗其静储量。另外，7煤层采出后，通过回采冒落裂隙带接受上部5煤层顶板砂岩裂隙承压含水层的补给。据抽水试验结果，单位涌水量为0.00220.845升秒米，渗透系数为0.0121.725米昼夜。水质类型变化较大，为重碳酸钠钙镁型，重碳酸钙型，重碳酸、硫酸钙镁型，属软水，局部矿化度较高。2）地质构造对矿井充水的影响范各

13、庄南矿井田煤系地层下部以奥陶系石灰岩为基底，上部有巨厚冲积层覆盖。井田北部为单斜构造，南部为向斜构造，有良好的储水条件，地下水极易沿岩层的孔隙、裂隙集中而达到饱和，其结果使所有含水层均为承压状态。经钻孔实测奥陶系石灰岩含水层水压在-400水平为3.03.3兆帕，在-750米水平为4.85.0兆帕。突水与构造密切相关，断裂构造规模和力学性质以及区域内断裂构造的复杂程度是发生突水的重要因素。1.2.3 沼气，煤尘及煤的自燃性 矿井瓦斯等级：低瓦斯矿井矿井瓦斯绝对涌出量：0.73米3/分钟矿井瓦斯相对涌出量：0.12米3/吨天煤尘爆炸指数为41.38%，各层均属于很自燃性煤，发火等级为1。1.3 煤

14、层特征1.3.1煤层埋藏条件本区域煤系地层主要由石炭二叠系地层组成。主要可采煤层发育在石炭系上统的赵各庄组和二叠系下统的大苗庄组，基底为中奥陶统，上覆地层为上二叠统古冶组陆相碎屑岩。其标志层自上而下为：A铝铁质泥岩；五煤层底板砂岩；六煤层底板砂岩；11煤层顶板；12煤层顶板；K6灰岩；K5灰岩；14煤层底板泥岩；K3灰岩；G层铝质泥岩。1.3.2煤层情况1）含煤性本区域内共发育5、7、8、9、11、12六个煤层。本区域总厚度为15.6m。煤系地层总厚度约为530m。含煤系数为2.8 。（详见煤层赋存情况表13）表13 煤层赋存情况表煤层厚度、倾角、结构、间距煤层名称煤厚m倾角结构层间距mkMr

15、稳定性5平均513简单结构32.21.01.36较稳定最小-最大3-5.96-177平均413复杂结构71.01.57较稳定最小-最大3.4-5.45-188平均1.313简单结构9.30.941.56较稳定最小-最大0.8-1.57-159平均3.213复杂结构9.31.01.51较稳定最小-最大2.4-3.55-1511平均0.98单一结构13.41.39较稳定最小-最大0.6-1.26-1012平均1.213复杂结构1.42较稳定最小-最大0.7-1.48-172）可采煤层（1）5煤层 5煤层为简单结构厚煤层，煤层厚度35.9米，平均5 米，厚度变化不是很大。煤层顶板多直接为砂岩，属成煤

16、建造期内冲刷造成，为较稳定煤层。 煤岩类型以光亮型煤为主，间夹半亮型煤。内生节理发育，性脆。煤的硬度f=2.53，容重1.36t/m3。（2）7煤层 7煤层为复杂结构厚煤层。煤厚3.45.4米，平均4米。煤层厚度由北往南逐渐变薄。 煤岩类型以半亮型和半暗淡型煤为主，中间夹12层暗淡型煤，底部为光亮型煤。煤层中节理裂隙发育，棱角状断口。煤的硬度f=12.5，容重1.57 t/m3。（3）9煤层9煤层为复杂结构的中厚煤层。煤层厚度2.43.5米，平均3.2米 煤岩类型以光亮型为主，下层以半亮型为主，界线明显。内生节理发育，玻璃光泽。煤的硬度f=22.5，容重1.51 t/m3。1.3.3煤层的围岩

17、性质井田内主要可采煤层顶底板赋存情况表（见表1-4）表1-4 井田内主要可采煤层顶底板赋存情况煤层顶底板岩性厚度（米）特征及赋存情况5煤伪顶粉砂岩01.3岩石破碎，夹多层煤线，南三剖面以南出现煤线直接顶粉砂岩3.0水平层理，层理面附大量植物化石，富含泥质结核，成细层状或串珠状分布。老顶砂岩4.0硅质胶结，局部含钙质。老底细砂岩2.03.0水平层理，分布稳定。7煤伪顶泥岩0.52.5一般在1.0米以下，岩性破碎，局部增厚可达2.5米，相变为粉砂岩或细砂岩。中夹一层煤线，顶部一层煤线与直接顶相隔。直接顶粉砂岩2.43.5水平层理，含植物化石。井田中部厚度增大至68米，北翼及深部局部被冲蚀掉。老顶中

18、砂岩0.56.0硅质胶结，坚硬。北翼及深部局部直接沉积于煤层上。直接底粉砂岩0.52.5直接为8煤层，即7、8煤层合群。老底细砂岩02.5层状结构9煤伪顶无伪顶。直接顶粉砂岩4.0含炭质成分及菱铁矿结核，小断层、节理十分发育，比较破碎。老顶细砂岩4.5水平层理，层理面附炭质薄膜，分布稳定。老底细砂岩3.0硅质胶结，坚硬，局部相变为粉砂岩。1.3.4煤质井田各煤层由腐植煤构成。其宏观煤岩组分以亮煤为主，暗煤次之，镜煤和丝炭较少；其煤岩类型以半亮型煤和半暗型煤为主，光亮煤较少，具条带状-线状层理。显微煤岩组分以镜质组占绝对优势。井田内各主要可采煤层的煤种均为结焦性良好的1号、2号肥煤和气肥煤。赋存

19、于陆相大苗庄组的5煤、7煤、8煤、9煤则灰分较高，发热量较低，但煤的含硫量低。均属于难选或非常难选煤。各煤层的原煤工业分析和洗精煤工业分析见表1-5和表1-6。表 1-5 原煤工业分析综合表项目灰分 Ag（%）硫分 S（%）挥发分 Vr（%）发热量（大卡/克）灰熔融性煤质牌号备注5煤层10.7820.870.530.9834.0339.2040407902135015001、2号肥煤为主，局部气肥煤15.820.7436.9459017煤层26.7238.290.430.5827.7336.80552076521、2号肥煤为主，局部肥焦煤和气肥煤在井田东南翼煤层结构复杂，夹石增厚，灰分增大。3

20、1.090.4729.8660609煤层24.1731.701.052.4430.6338.7146007630117015001、2号肥煤南翼煤层下部夹石层增厚，灰分增加。28.801.6335.106016表1-6 精煤工业分析综合表 项 目5煤层7煤层9煤层工业分析水分Wf （%）0.970.800.87灰分Ag （%）5.4110.0214.86挥发分Vr （%）38.1628.1832.17粘结性7-86-87硫分S （%）0.660.651.13发热量QT（卡/克）801376237729碳 Cr86.2587.8486.71氢 Hr5.635.145.33氮 Nr 1.561.6

21、71.54氧 Or4.984.775.45硫 Sr 0.630.661.69横向厚度（mm）32.1919.588.43纵向厚度（mm）23.5624.5531.53曲线类型之 字之 字之 字 煤 质 牌 号2肥气1肥煤2肥煤1.3.5瓦斯和二氧化碳根据勘探阶段取样器采区主要煤层5、7、9煤层的瓦斯煤样化验结果，瓦斯都不大。根据范各庄矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告，矿井瓦斯相对涌出量：0.649m/t，矿井瓦斯绝对涌出量：5.89m/min，矿井瓦斯等级鉴定为瓦斯矿井。CO2的相对涌出量1.67-9.73米3吨。1.3.6煤层的自燃倾向可采煤层5、7、9煤层的自燃倾向的时间均较长，只有12

22、煤层具有自然发火的倾向，发火期最短一般在11个月，不过其为不可采煤层，不做考虑。第2章 井田境界和储量2.1 井田境界2.1.1 井田周边情况本井田北部及西北部与吕家坨矿相接，西及西南部与钱家营矿相邻，东部及西南部以14煤层的基石露头为界。井田南北走向长12.25公里，东西最大倾斜长3.92公里，全井田总面积为31.78平方公里。2.1.2井田尺寸井田的平均走向长度为5.72Km。井田的平均倾向长度为2.44Km。煤层的最大倾角为160，最小倾角为70，平均为130，井田平均水平宽度为 Km。井田的水平面积按下式计算： S=HL （2-1）式中 S井田的水平面积，m2; H井田的平均水平宽度，

23、m; L井田的平均走向长度，m;则井田的水平面积为：S=5.722.44 = 13.96 （2）2.1.3 井田未来发展情况鉴范各庄是开滦矿物局重要的骨干矿井之一，以其经济效益和产量占有较重要的位置，矿井的服务年限可以达到75年，但是随着矿井开采区域的延深，煤层赋存情况趋于复杂，高强度的机械化开采难度越来越大。2.2 矿井工业储量2.2.1 井田储量的计算范各庄井田范围内计算的煤层有5煤层、7煤层和9煤层。矿井储量是指矿井内所埋藏的，具有工业价值的煤炭数量。它不仅包含着煤炭在地下埋藏的数量，而且还表示煤炭的质量，反映井田的勘探程度及开采技术条件。矿井储量可分为矿井地质储量，矿井工业储量和矿井可

24、采储量。 矿井工业储量是指平衡表内A+B+C级储量的总和。矿井设计储量是矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱，防水煤柱，井田境界煤柱和已有的地面建筑物，构筑物需要留设的保护煤柱等永久煤柱损失量后的储量。矿井可采储量是指矿井设计储量减去工业场地保护煤柱，矿井井下主要巷道保护煤柱煤量后乘以采区回采率的储量。2.2.2 保安煤柱按照保护煤柱的设计原则（1） 在一般情况下，保护煤柱应根据受护面积边界和移角值进行圈定。（2） 地面受护面积包括受护对象及周围的受护带（3） 当受护边界与煤层走向斜交时，洋感根据基岩移动角求得垂直与受护边界方向的上山方向移动角和下山方向移动角，然后再确定保护煤柱。（4） 立井保

25、护煤柱应按其深度，用途，煤层赋存条件和地形特点留设，立井深度大于或等于400米的以边界角圈定，小于400米的以移动角圈定。根据三层开采煤层的厚度，具体保安煤柱留设如下：水平大巷两侧各3040米；断层煤柱F5、F6留设20米。 注：1.业储量=块段面积平均倾角正割块段平均厚度容重2.采储量=（工业储量永久损失）采区回采率 2.2.3 储量计算方法1.工业储量计算矿井主采煤层为5号煤层，采用地质块段法。7号、9号煤层采用算术平均法按下式计算： Zg=（2-2）式中： Zg工业储量，万tSi块段水平投影面积，Km2Mi块段内钻孔见煤厚度的均值，ma块段内煤层的平均倾角，0则5号煤层的工业储量：Zg5

26、=7184.32万t7、9煤层工业储量按下式计算： Zg=SMr/cos （2-3）式中： Zg工业储量，万tS水平面积，Km2M煤层厚度，mr平均容重，t/m3平均倾角，07、9煤层工业储量的计算分别为：Zg7=13470.6万tZg9=4041.18万t总的工业储量Zg= Zg5+ Zg7+ Zg9 =7184.32+13470.6+4041.18=24696.1万t2.3矿井可采储量2.3.1安全煤柱留设原则1）对工业场地、井筒、地面建筑物留设保护煤柱2）各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定，用岩层移动角确定工业场地、村庄、风井煤柱。冲积层层移动角为350，走向移动角为700，上山移动角

27、为720，下山移动角为640。3）维护带宽度：工业场地为20m，村庄为10m，4）断层煤柱宽度为30m，井田边界为50m，风氧化带为50m。5）工业场地占地面积，根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中第十五条，工业广场占地面积指标见表2-2表2-2工业场地占地面积井 型Mta-1占地面积指标/ha(0.1Mt)-12.4及以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.82.3.2矿井永久保护煤柱损失量1）井田边界保护煤柱：井田边界保护煤柱留设50m宽，则井田边界保护煤柱损失量为967万t。2）断层保护煤柱：断层煤柱留设30m宽，则断层保护煤柱损失量为528万t。3）煤

28、层露头保护煤柱：煤层露头煤柱留设50m宽，则煤层露头保护煤柱损失量为517万t。4）村庄保护煤柱：村庄维护带的宽度为10m，则村庄保护煤柱损失量为5.38Mt。5）工业场地保护煤柱：由表2-3可知，工业场地按级保护，维护带宽度为20m，工业场地面积由表2-2确定，取21.6公顷，工业广场保护煤柱如图2.3所示，工业场地保护煤柱压煤量为12.21 Mt。各种煤柱损失量见表2-4。表2-4保护煤柱损失量煤柱类型储 量/Mt井田边界保护煤柱9.67断层保护煤柱5.28煤层露头保护煤柱5.17村庄保护煤柱5.38工业场地保护煤柱12.21合计37.71表2-3建筑物保护等级与维护带宽度建筑物保护等级维

29、护带宽度/m2015105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。由计算的工业广场的保护梯形煤柱的具体数据如表2-5表2-5 梯形保护煤柱的数值表土层厚度/m/0/0/0/0AB/mCD/m高度/m面积/m25035715570779.6913.78811.05706969.1图2.3工业广场保护煤柱的留设2.3.3矿井可采储量计算公式如下：K=(c -P) C 式中：K可采储量，tc工业储量，tP永久煤柱损失，t C采区回采率回采要求：中厚煤层不应小于80%，薄煤层不应小于

30、85%，经各煤层可采储量计算，汇总计算出本井田可采储量为： K=（24696.1-1234.805）75%=18769.036万t第3章 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1 矿井工作制度根据安全规程，煤矿生产许可法和劳动法有关规定，结王营矿的实际情况，拟制定工作制度如下：设计年工作日300天，日提升14小时，采用“四六”作业制，三班生产，一班准备。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。所以本矿井计划采用“四六”工作制度3.2矿井设计生产能力和服务年限3.2.1.计生产能力是确定原则应根据地

31、质条件，国民发展需要和国内外市场需求，技术装备和管理水平，充分考虑科学技术进步等因素，依据投资少，出煤快，经济效益好的原则合理确定。3.2.2.矿井生产能力的重要因素（1） 储量是指基础储量中经济可采部分（2） 地质条件和开采条件（3） 技术装备和管理水平（4） 矿井与水平服务年限见下表表3-2第一水平设计服务年限参照表矿井生产能力Mt/a矿井服务年限(a)第一水平设计服务年限（a）煤层倾角小于25度煤层倾角25-45度煤层倾角大于45度3.0及以上60-7030-35_1.2-2.450-6025-3020-2515-200.45-0.940-5020-2515-2010-15 矿井与水平服

32、务年限计算公式：T= Zm /(AK) （3-1）式中 T 设计计算服务年限Zm可采储量，万吨；A年产量，万吨/年K储量备用系数，宜采用1.31.5则矿井服务年限为： T = 1.8769108 /（1.81061.4）= 75a60a3.2.3.生产能力 该矿井可采储量1.87亿吨，设计生产能力为180万吨/年。 服务年限为75年， 计算过程中储量备用系数取1.4。参照煤矿工业矿井设计规范规定，即：矿井生产能力：1.8Mt/a，矿井服务年限75a。3.2.4井型校核按矿井实际煤层开采能力、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5号煤层平均厚度为5m，为特

33、厚煤层，赋存较稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个大采高工作面保产。2）辅助生产环节的能力校核。矿井设计为大型矿井，开拓方式为立井双水平开拓，主立井采用箕斗提升，副立井采用罐笼辅助提升，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顺槽胶带输送机到大巷胶带输送机运到主井煤仓。大巷的辅助运输采用轨道运输。3）通风安全条件的校核。矿井煤尘无爆炸危险性，瓦斯涌出量小，为低瓦斯矿井。矿井采用中央并列式通风。4）矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证足够的服务年限，满足煤炭工业矿井设计规范要求，见表3-2表3-2 我国各类井型的新建矿

34、井和第一水平设计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025煤层倾角2545煤层倾角45906.0及以上70353.05.060301.22.4502520150.450.940201515第4章 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

35、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)

36、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，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其他有益矿物的综合开采4.1.1确定井筒形式、数目、位置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。平硐开拓受地形及埋藏

37、条件限制，要求地形条件合适，即在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、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；主提升胶带有相当大的替身能力，可满足特大型矿井提升的需要，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

38、杂。斜井井筒倾角应符合下列规定：采用串车提升时，井筒倾角不应大于25；采用箕斗提升时，井筒倾角应为2535；采用普通胶带输送机提升时，井筒倾角不应大于16；立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自燃条件的限制，在采深相同的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有力，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，要求较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基

39、本建设投资大。本矿井煤层倾角小，平均为13，为缓斜煤层；表土层厚度大，表土层下部为富含水层，有流沙层；水文地质情况比较复杂，涌水量大；井田不需要特殊施工，因此确定采用立井开拓方式，井筒形式为双立井。2）井筒数目的确定采用立井开拓时，新建矿井一般要开凿一对井筒，满足提升和辅助运输的需要并满足矿井通风和施工的需要。风井的个数是根据通风系统要求以及安全生产的需要合理确定的。若采用主井通风，用箕斗或胶带输送机井筒做风井时，应符合煤矿安全规程的规定。范各庄南矿为新建矿井，且瓦斯涌出量低，设立1个主井、1个副井和1个风井。3）井筒位置及坐标的确定（1）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

40、主要运输大巷的布置，石门工程量少；（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）工业场地应充分利用地形，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）工业场地宜少占耕田，少压煤；（6）距水源、电源较近，矿井铁路专用线段，道路布置合理。 4.1.2工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田的中部。工业场地的形状和面积：根据工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为21.6公顷，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为540m，宽为400m。 4.1.3 矿井开拓方案的选择由于煤层

41、埋藏深度大，一般为150米750米（80的储量位于200米-600米），故适合用立井开拓。煤层倾角平缓，井田跨度较大，为了减少井下的运输费用，实现两翼开采，必须将主副井布置近似储量的中央，风井布置在井田两翼。4.1.4井底车场形式的选择井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称，是连接井下运输和提升两个环节的枢纽，是矿井生产的咽喉，因此井底车场选择是否合理直接影响矿井的安全和生产。由于井筒形式，提升方式，大巷运输方式及大巷距井筒的水平距离等不同，井底车场的形式也各异。按照矿车在井底车场内运行特点，井底车场可分为：环行式和折返式两大类型。井底车场型式选择的因素有：(1)调车简单，

42、管理方便，弯道及交叉点少，符合有关规程，规范；(2)矿车提升的斜井井底车场，井筒不延深的一般采用平车场，井筒延深的一般采用甩车场； (3)井巷工程量小，建设投资省，便于维护，生产成本低；(4)施工方便，各井筒间，井底车场巷道与主要巷道间能迅速惯通，缩短建设时间；(5)保证矿井生产能力，有足够的富裕系数，有增产的可能性；(6)当大巷或石门与井筒距离较大时，能够扣置下存车线和调车线，可选择立式井底车场，否则，可选择卧式井底车场。根据本设计矿井井筒形式及大巷的布置，结合上述井底车场型式的选择因素，该设计矿井采用立式车场，大巷运煤主要是皮带运输。4.1.5方案特征双立井开拓（井筒位于井田中央）主副井井

43、筒位于7煤层地板等高线300米，向斜轴以北，具体坐标位置见井田开拓平面图。本井田走向5725米，通风网路较长，往往不采用中央式，且本模式一个水平的所有煤层仅打一组集中大巷，所以分区式通风成为不可能，因此只能采用对角式通风。1）开采水平数目和标高根据该井田内煤层间距变化不大，储量相对集中，煤层倾角平缓，各层储存状况大致相同，结合水平划分的要求，划分为两个水平，第一水平设在425米，水平垂高325米，其中425米以上的可采储量为9510.58万吨，服务年限可达44.3年。第二水平设在690米。 2）开拓巷道的布置根据煤层的数目和间距，大巷的布置方式分为单煤层布置（称分煤层运输大巷），分煤组布置（称

44、分组集中运输大巷）和全煤组集中布置（称集中运输大巷）采用集中运输大巷时，各煤层（组）间用采区石门联系。当煤层间距太大时，层间联系也可用溜井或斜巷。各种方式的适用条件如下：分煤层大巷适用条件a）煤层数不多，层间距大，石门长；b）井田走向长度短，服务年限不长；c）井底车场或平硐在煤层顶板；d）煤质牌号不同，要求分采，分运；e）产量，风量均大，需要疏解；f）各煤层底板均有坚硬岩层.分组集中大巷适用条件g）煤层数多，层间距大小悬殊；h）按煤层的特点根据运输，通风要求组合，经济上有利；i）多水平生产，容易解决运输，通风的干扰；.集中运输大巷适用条件j）适于煤层层数多，层间距不大的矿井；k）井田走向长度大

45、，服务年限长；l）下部煤层底板有坚硬岩层，容易维护；m）煤质牌号相同，要求分采分运；n）自然发火严重，便于分区，分段处理事故；o）采区尺寸大，石门长度短4.1.6开拓方案的比较：1）提出方案根据上述分析，现提出以下三种在技术上可行的开拓方案，细述如下方案一：双立井开拓直接延伸立井多水平开拓，主、副井井筒均为立井，布置在井田中上部，设置两个水平，在煤层底板岩层中布置大巷。一水平水平标高-425m，二水平水平标高-690m，延深方案为主副井直接延伸到第二水平。1 主井 2 副井图4-3双立井直接延伸开拓图方案二：双立井开拓加暗斜井延伸立井多水平开拓，主、副井井筒均为立井，布置在井田中上部，设置两个

46、水平，在煤层底板岩层中布置大巷。一水平水平标高-425m，二水平水平标高-690m，延深方案为打暗斜井到第二水平。图4-4双立井加暗斜井延伸开拓图方案三：双立井开拓加暗立井延伸双立井开拓加暗立井延伸（图）主、副井井筒均为立井，布置在井田中上部，设置两个水平，在煤层底板岩层中布置大巷。一水平水平标高-425m，二水平水平标高-690m，延深方案为打暗立井到下一开采水平。图4-5双立井开拓加暗立井延伸2）技术比较技术比较方案三方案二方案一优点缺点优点缺点优点缺点1.提升距离短，通风路线短，通风相对容易，节约排水费用2.提升速度快，能力大3.周转环节少，管理方便1.施工复杂2.石门工程量大3.井筒施

47、工时，一水平生产有干扰1.施工与生产相互干扰小2. 石门工程量小3.暗斜井上端与一水平合理搭接，减少周转环节4.石门距离短5.施工容易1.增加了井筒的维护量2.增加了提运设备和周转环节3.通风路线长4.增加了排水费用5.管线较长，投入大1.提升、排水工作环节少，人员上下方便，通风容易2.提升速度快，能力大3.管线较短，投入少1. 施工与生产相互干扰大2.施工复杂3.石门较长，石门工程量大4.增加了相应的运输排水费用综上：考虑到范各庄矿地质条件，方案二、方案三相对方案一在技术上更可行，优先选择方案二或者方案三，需要对方案二和方案三再次进行经济上的比较，进而选择出一种技术可行、经济合理的方案。3）

48、 经济比较：方案一（双立井开拓加暗立井延伸）表4-2 经济比较表项目数量（m）基价/（元）费用/（万元）初期基建费用（万元）主立井5566825.3379.48副立井5566825.3379.48石门1632761.645.01井底车场100090090小计893.91后期基建费用（万元）暗主立2686825.3182.9暗副立2686825.3182.9石门1062.52761.6293.42井底车场100090090小计659.22生产费用（万元）暗井提升系数煤量/万吨提升高度/km基价/元费用/万元1.26577.160.2681.483130.5排水涌水量时间/h服务年限/a基价/元费

49、用/万元1140m336524310.288668.19石门运输系数煤量/万吨平均运距/km基价/元费用/万元1.26577.161.06250.373102.7小计14901.39费用总计15560.61方案二（双立井开拓加暗斜井延伸）表4-3 经济比较表项目数量（m）基价/（元）费用/（万元）初期基建费用（万元）主立井5566825.3379.48副立井5566825.3379.48石门1632761.645.01井底车场100090090小计893.91后期基建费用（万元）暗主斜1136.53186.1362.1暗副斜810.53186.1362.1石门293.752761.681.12

50、井底车场100090090小计724.2生产费用（万元）暗井提升系数煤量/万吨提升长度/km基价/元费用/万元1.26577.161.13650.221973.38排水涌水量时间/h服务年限/a基价/元费用/万元1140m336524310.3811763.98石门运输系数煤量/万吨平均运距/km基价/元费用/万元1.26577.160.2930.34786.26小计14523.62费用总计15417.53两个方案的区别在于井筒掘进费用及他们的维护费和提升费，主石门的掘进长度。而两个方案的井底车场、水平运输大巷及回风大巷工程量基本相同。因此，我们只需要比较他们的不同之处，及比较他们的建井工程量，生产经营费，基建费和生产提升费。综上所述，本矿井选择方案二进行开拓设计。 4.1.7水平数目及高度三层可采煤层大部分赋存-200-700之间，由于煤层倾角较小，煤层沿倾向延伸比较大，又由于5煤层和7煤层相对储量较大，考虑主、副井地面标高基本上都在20米左右，立井提升能力和第一水平服务年限以及煤田中部的F5断层，现将开采煤层划分为两个水平，其中一水平为-425米。第二水平为-690米。4.1.8石门，大巷（运输大巷，回风大巷）数目