采矿工程毕业设计（论文）-范各庄矿9号煤层3.0Mta新井设计

1、 山西大同大学本科生毕业设计.中文题目： 范各庄矿9 号煤层3.0Mt /a新井设计 英文题目：3.0Mt /a Nii design of No. 9 coal seam of fan Ge Zhuang mine 学 院： 煤炭工程学院姓 名： 学 号： 专 业： 采矿工程 班 级：16采矿专升本二班 指导教师： 职 称： 完成日期： 2018年 05 月 27 日摘 要此次设计是大同大学煤炭工程学院采矿系专升本班的毕业设计，本设计结合山西煤炭范各庄矿9号煤层的井田知识和地质资料，通过各种合理的方案，最后选择了设计符合矿井的开拓方案，采煤系统和个通风运输生产系统。此次设计为范各庄9号煤层的

2、矿井设计，9号煤层地质构造简单，平均厚度 可达5.12m左右，煤层倾角在10度以下，为近水平煤层，瓦斯浓度低，不容易发生危险，矿山工业储量为14452万t，可采储量为10155.44万 t，设计生产能力为300万t/a，总共煤层采煤使用寿命为60年。经过多种意见的比较，最终选择了主副井都是立井的开拓方式，该煤层一共分4个带区，首采区为北1带区，首采区采用的是全部垮落法处理采空区，此操作简洁快速，技术简单方便，便于操作，。矿井采用中央并列式通风的方法。关键词：立井开拓；带区式；中央式全套图纸加扣 3346389411或3012250582ABSTRACT This design is the g

3、raduation design of the mining Department of Datong University Coal Engineering College. This design combines the knowledge and geological data of the well field of No. 9 coal seam of Shanxi Coal Fangezhuang Mine. Through various reasonable schemes, the design was finally selected. In line with the

4、development plan themine, Coal mining system and a ventilation transportation production system.The design is a mine design for the No. 9 coal seam in Fangezhuang. The geological structure of the No. 9 coal seam is simple, the average thickness can reach about 5.12 M, and the dip angle of the coal s

5、eam is below 10 degrees. It is a near-horizontal coal seam with low gas concentration and is not prone to danger. The mine industrial reserves are 115.67715 million T. The recoverable reserves are 102.24 metric tons, the design production capacity is 10,000 t/a, and the service life is 60 years. Aft

6、er a variety of opinions, the main and secondary wells were finally selected as the way to open up the wells. The coal seam was divided into 6 zones. The first mining area was the North 1 zone. The first mining area used the whole collapse method to deal with the empty mining area. This operation is

7、 simple and fast. The technology is simple and convenient, easy to operate. The mine adopts a central parallel ventilation method.Key words: well development; Band type; Central style目 录1矿区简述以及井田地质构造11.1矿区简述11.1.1交通位置11.1.2井田的气候条件11.1.3井田的水文情况21.2井田地质特征21.2.1井田的地形21.2.2井田的地质构造21.2.3煤层埋藏条件32井田储量和服务年限

8、72.1矿井工业储量72.2矿井可采储量92.2.1保护煤柱留设原则92.2.2矿井永久保护煤柱损失量102.2.3可采储量计算122.2.4井田储量汇总表122.3矿井设计生产能力及服务年限132.3.1检验矿井煤层的一些开采能力是否满足设计生产能力的要求132.3.2矿井的一些服务的具体年限133井田开拓143.1 井田开拓的基本问题143.1.1 确定井筒的形式、数目、配置143.1.2 确定工业广场及井口位置153.1.3 确定开采水平和阶段高度163.1.4 开采水平布置163.1.5带区划分及其布置173.2 开拓方案比较183.2.1 基本情况183.2.2 开拓方案技术比较18

9、3.2.3 开拓方案经济比较223.2.4 综合比较253.3 矿井基本巷道263.3.1井筒263.3.2井底车场283.3.3 主要开拓巷道304 带区巷道布置344.1带区巷道布置344.2带区车场354.3各个系统的说明355 采煤方法365.1 总则365.2 采煤工艺方式365.2.1 采煤方法的初选365.2.2 采煤工艺选择及其依据365.2.3 落煤与装煤375.2.4 运煤395.2.5 支护405.2.6 处理采空区425.3 回采巷道布置435.3.1 回采巷道布置方式简述435.3.2 回采巷道护巷方法456 矿井通风及安全技术矿井通风及安全技术466.1 矿井通风系

10、统选择466.1.1 选择矿井主要通风机的工作方法466.1.2 选择矿井通风方式476.2风量计算有关规定476.3防止特殊灾害的安全措施486.3.1瓦斯486.3.2防治煤尘486.3.3防灭火487 矿井提升运输和排水系统487.1工作面运煤方式497.2.辅助运输设备及运输方式497.3井下排水498主要技术经济指标50参 考 文 献51致 谢521山西大同大学煤炭工程学院2018届本科毕业设计1 矿区简述以及井田地质构造1.1 矿井简述1.1.1 交通位置范各庄矿业分公司位于开平向斜之东南翼，北距古冶火车站10.2 km，地理坐标为东径11328，北纬3933。井口北部及西北部与吕

11、家坨矿业分公司相接；西及西南部与钱家营矿业分公司相邻；东部及南部以14煤层基岩露头为界。井田南北走向长48005500m，东西倾向17002500，全井田总面积为10.7平方千 m。矿井南有京唐港，东有秦皇岛港，西有塘沽港，公路、铁路、海运极为便利。开采深度标高为-320-680m。 图1-1 范各庄煤矿地理位置1.1.2 井田的气候条件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。每年七、八、九月为雨季，雨量占全年

12、的76，年平均降雨量645mm，降雪期由十一月到次年三月，月降雪平均厚度3040mm，最大163mm。常年最高气温37.6，最低气温-22.6，年平均气温10.8。冻结期由十一月中旬到次年三月下旬，土壤冻结深度0.50.7m【1】。1.1.3 井田的水文情况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，井田西部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，最高洪峰达142.8 m3/s，流速1.69 m2/s。1.2井田地质特征1.2.1 井田的地形井田的勘探程度：全区经过普查、详查、精查勘

13、探及使用综合勘探的精查补充勘探后，施工地面地质孔5个，进尺2737.35 m，井下地质孔201 个，进尺13237.17 m；地面水文地质探查孔13个，进尺8055.14 m，井下水文孔210个，进尺22496 m。1.2.2 井田的地质构造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一级构造。塔坨向斜在井田范围内已由钻探工程、井巷工程严密控制，向斜轴线总体呈东西向，枢纽呈弧形向北凸出。受塔坨向斜影响，往南伴生发育了北二背斜和井口向斜。毕各庄向斜主要为钻

14、探工程控制，向斜轴呈NW向，枢纽呈马鞍状起伏较大，沿轴线形成两个小型盆地。井田内较大的断裂构造主要分布于毕各庄向斜区域：一组是以F1大断层为主的断层带，走向呈NNE向。F5断层为正断层，落差达19 m，向北发育。F1断层为喜马拉雅运动中产生的次一级构造；另一组是以F2断层为主的断裂构造带。该断层带通过钻探、物探得到了比较好的控制。到目前为止，井田内可能出现的大型构造已基本得到了控制。总的来看，塔坨向斜区、毕各庄向斜区构造比较复杂，形成的断裂构造多与区域构造应力场有关，有明显的规律性。表1-1 矿井主要断层序号名称性质断层走向断层倾向倾角落差延展长度1F1正断层北43东西5519m1.8km2F

15、2正断层南78西西486m0.9km范各庄井田煤系地层主要由石炭系、二叠系地层组成，其中包括中石炭统唐山组，上石炭统开平组、赵各庄组，下二叠统的大苗庄组、唐家庄组。基底为经过长期剥蚀夷平的中奥陶统，上覆地层为上二叠统古冶组陆相碎屑岩，含煤建造由一套海相、过度相、陆相地层组成。表1-2为范各庄井田地层划分表。表1-2范各庄矿井田地层划分地质时代建组起止层位厚度含煤性主 要 特 征系统组 由地表至基岩面219.5主要由砂、粘土、卵石组成。二叠系上统古冶组红色砂岩底面至A层顶面120.0不含煤主要由中砂岩、粉砂岩组成下统唐家庄组A层顶面至5煤层顶面269.7含煤线4-5层主要由中砂岩、粉砂岩组成大苗

16、庄组5煤层顶板至11煤层顶板69.4含煤6层可采2层即5、9煤由砂岩、粉砂岩、煤和泥岩组成。1.2.3 煤层埋藏条件范各庄井田内的主要可采煤层共有三层，分别是9煤层、10煤层、12煤层，沉积于二迭系下统的大苗庄组，基本上属陆相沉积，由于沉积环境的复杂多变，对煤层厚度、结构及其顶底板均产生一定的影响，并往往伴随不同程度的河流冲刷。表1-3 可采煤层特征煤层名称煤层厚度（m）倾角（）硬度容重（t/m3）稳定性最大最小平均最大最小平均9煤层6.164.085.12173100.40.91.57较稳定10煤层5.644.124.881549.50.30.81.56较稳定12煤层7.455.556.51

17、64100.40.71.51较稳定1. 9煤层9煤层为复杂结构厚煤层。煤厚4.086.16 m，平均5.12 m。煤层中夹有23层炭质成分含量很高的粉砂岩夹矸（俗称老砟），中间一层厚度较大，约0.4 m，广泛发育、比较稳定。煤层局部受古河流冲刷，厚度变化较大，出现小范围无煤区。受河流强烈冲刷，10煤及顶底板层位全部代之以含砾粗砂岩砂岩。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l2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f0.40.9，容重1.57。9煤与下部10煤层间距变化较大，间距1.06.1 m。在井口区7、8煤层合群，往南间距逐渐增大

18、，在井田北翼7、8煤层间距为1.03.1 m。2. 10煤层10煤层为简单结构中厚煤层，煤层厚度4.125.64 m，平均4.88 m，煤层顶部为厚0.30.6 m的劣质煤。煤层局部受古河流冲刷，厚度变化较大，出现小范围无煤区。受河流强烈冲刷，10煤及顶底板层位全部代之以含砾粗砂岩砂岩【2】。煤岩类型以光亮型和半光亮型为主，中间夹有透镜状的半暗淡型煤，煤层内生节理发育。煤的硬度f=0.30.8，容重1.56。与下伏12煤层间距为7.116.8 m，平均12.3 m。表1-4 煤层顶底板煤层顶底板岩性厚度特征及赋存情况9煤伪顶泥岩0.52.5一般在1.0 m以下，岩性破碎，局部增厚可达2.5 m

19、，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 m，北翼及深部局部被冲蚀掉。老顶中砂岩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部分厚度小于1.0 m，松软破碎，含大量植物根化石，同时8煤层顶板，北翼局部缺失，直接为8煤层，即7、8煤层合群。此部分以南逐渐增厚。老底细砂岩02.5层状结构，由南到北逐渐增厚。10煤伪顶粉砂岩0.20.5松软破碎，节理发育，顶部发育煤线与直接顶相隔，由北到南逐渐出现，北部既为7煤层底板。直接顶粉砂岩2.0深灰色，由北往南逐渐发育并增厚。老

20、顶砂岩02.5层状层理，由北往南出现并逐渐增厚。直接底粉砂岩0.20.6含大量根化石，普遍发育。老底细砂岩3.0硅质胶结，呈块状结构，坚硬，普遍发育。12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。由南到北相变为细砂岩。续表1-4 煤层顶底板煤层顶底板岩性厚度特征及赋存情况直接底粉砂岩2.0局部缺失。顶部含大量植物根化石。井田中部较厚。老底细砂岩3.0硅质胶结，坚硬，局部相变为粉砂岩。3. 12煤层12煤层为复杂结构的中厚煤层。煤层厚度5.557.45 m，平均6.5m。含有l2层泥岩、粉砂岩夹石。夹石分布广泛，变化较大，由北往南逐渐增厚，由01 m

21、至09 m。12煤层厚度的变化较大，多是由于煤层底板起伏变化较大和煤层顶板小型断层比较发育造成的。表1-5 煤层间距煤层9S煤10S煤10S煤12S煤间距(m）最大6.116.8最小1.07.1平均3.912.32井田储量和服务年限2.1 矿井工业储量范各庄矿位于开平向斜之东南翼。矿井地理坐标：东经113度28分，北纬39度33分。东部边界：以14s煤层浅部露头与冲击层交线为界。北部边界：以1、2、3、4、5、6、7点连线与吕家坨矿为界，各点坐标见表2-1。表2-1 井田北部边界各点坐标各点XY13925009480523919909462033920809400043920159361553

22、9109793143639053792605739022092605西部边界：以钻孔毕25、33、34孔连线及深部-800m与钱家营矿为界，浅部以14S煤层露头与冲击层交线为界1。南部边界：-340 m以上以坐标点（385100，94185）和坐标点（385000，93600）的连线及风井工业广场煤柱为界；-340m以下以毕9孔、11孔、36孔连线为界，同时浅部以可采煤层-450m底板等高线与唐山市古冶区第一煤矿为界。1. 范各庄中9号煤层，其中的平均厚度是为5.12m本设计的储量计算是在地质部门提供的1：5000煤层底板等高线图基础上计算出来的。根据地质勘探的一些条件，采用区块法计算矿山的工

23、业储量是最合理的。而且这是一个成本效益高的方法。因此，煤层层分为1、2、3、4、块。在每个块的范围内，采用算术平均法得到每个块段的储量。煤层总储量是每个区块储量的总和。 然后开始去测量图中每个块段图中面积si、，通过下面公式计算块段的真面积Si=Si/cos a 式中：Si每一个块段的面积，m2；Si每一个块段的图上的面积，m2；煤层的倾角；2. 由图上的一些距离能够知道各小方框真面积分别为：S1= 126290.63857m2； S3=136314.94532m2；S2=102016.82216m2S4=135357.3364m2 按下式计算Zi = SiMiRi式中： Zi各块段储量，万t

24、；Si各块段的真面积，m2；Mi各块段内煤层的厚度，m；Ri各块段内煤的容重，均为1.57t/m3；1块段储量：Z1 =126290.638575.121.57=101.51万吨；2块段储量：Z2=102016.822165.121.57=82.0052万吨；3块段储量：Z3 =136314.945325.121.57=109.5754万吨；4块段储量：Z4=1353571.33645.121.57=108.97万吨；则该煤层工业储量：ZgZg=Z1+Z2 + Z3+ Z4+Z5+Z6=(101.51+82.0052+109.5754+108.97) 5=14452万吨容重：计算块段储量所用的

25、容重根据取样测定数据，见表2-2。表2-2 各煤层容重煤层9煤层10煤层12煤层容重1.571.561.51设计回采率：根据生产矿井储量管理规程规定，本设计矿井各煤层的回采率数据如表2-3。表2-3 每一个煤层当中所含的采煤量煤层9煤层10煤层12煤层回采率80%80%90%2.2 矿井可采储量2.2.1 保护煤柱留设原则1. 工业广场、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱。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广场、村庄煤柱。岩层移动角为70，表土层移动角为45。3. 断层煤柱宽度30m，井田境界煤柱宽度为20m。4. 工业广场

26、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2-4。表2-4工业场地占地面积指标井型/Mta-1占地面积指标/ha（0.1Mt）-12.4及以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.82.2.2 矿井永久保护煤柱损失量1. 井田边界保护煤柱边界煤柱可按下列公式计算P1LbMR式中： P1边界煤柱损失量，万吨； L井田边界长度,m； b保护煤柱宽度,m； M煤层厚度,m； R煤的容重,t m3；取1.57。井田边界保护煤柱：P13215.1555205.121.57=1292.23万吨2. 工业广场保护煤柱工业广场受保护面积边界

27、是由工业广场的边界向外加上一部分备用量即围护带确定的，受保护边界一般不是直接以工业广场的外边界为准，而是取平行于煤层走向或倾斜方向的与工业广场外边界相连的直线所围成的面积，作为受保护的边界。工业广场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受保护边界一般不是直接以工业广场的外边界为准，而是取平行于煤层走向或倾斜方向的与工业广场外边界相连的直线所围成的面积，作为受保护的边界与煤层的交线来确定。保护边界一般不是直接以工业广场的外边界为准，而是取平行于煤层走向或倾斜方向的与工业广场外边界相连的直线所围成的面积，作为受保护的边界。保护边界一般不是直接以工业广场的外边界为

28、准，而是取平行于煤层走向或倾斜方向的与工业广场外边界相连的直线所围成的面积，作为受保护的边界与煤层的交线来确定。工业广场的保护煤柱是从受保护的边界起，保护煤柱的留设与计算一般用垂直断面法求得，计算方法与步骤如下向或倾斜方向的与工业广场外边界相连的直线所围成的面积，作为受保护的边界与煤层的交线来确定【3】。1） 确定受保护面积如图2-2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15m宽的维护带，得受保护面积abcd。图2-1用垂直断面法确定工业广场保护煤柱2） 确定受保护煤柱通过受保护面积中心作一煤层倾斜剖面-，在这个剖面上，由维护

29、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=72和下山移动角=66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-，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。3） 煤柱煤量计算工业广场保护煤柱煤量计算公式如下：P2= S H r式中，P2工业广场保护煤柱煤量；S梯形面积；H煤层平均厚度；R煤层容重。工业广场按级保护，围护带宽度为15 m，本矿井设计生产能力为3.0

30、Mt，由表2-5知，工业广场面积取1.2ha/0.1Mt,即24公顷，形状为长方形，长为800 m, 宽为600m，地表层移动角及岩层移动角见表2-5。表2-5 地表层当中一些移动角以及岩层的移动角地表层厚度（m）(）(）(）(）3049757468经计算得：梯形高度h=148m；梯形上底AB=124m；梯形下底CD=189m，得 S底=0.5（124+189）148=23162m2。 所以9煤层工业场地煤柱量231625.121.57465.46万t所以总的损失量为P1+P2=(1292.23+465.46)=1757.69万t2.2.3 可采储量计算可采储量由公式2-3-4计算：式中，Zg

31、矿井工业储量，万吨；P保护煤柱损失储量，万吨；C采区回采率，取80%。Zk（ZgP）0.8 =（14452-1757.69）0.8=10155.448万吨2.3.4 井田储量汇总表在井田内水平煤层工业的储量以及一些可采的储量汇编成表，如下： 表2-6 井田储量计算煤层名称工业储量/万t永久煤层损失量/万t采区回采率可采储量/万tA+B+C工业场地煤柱边界煤柱断层煤柱合计9煤层12164.16436.23297.24114.82848.2980%9052.6910煤层11764.16412.46217.2486.35716.0580%8838.4812煤层15553.42567.11334.42

32、127.341028.8780%11620.15总计39481.751415.18848.90328.512592.5980%29511.322.3 矿井设计生产能力及服务年限2.3.1 检验矿井煤层的一些开采能力是否满足设计生产能力的要求平均厚度5.12米，容量1.57吨/立方米，工作面长300米，采煤机深度0.6米，每天6刀，每年330d，工作面的回收率为80%。3005.120.663301.5780%=341.22万吨300万吨。能满足矿山设计生产能力的要求。2.3.2 矿井的一些服务的具体年限具体的计算如下所示TZk /（AK）式中：T矿井服务年限，a；Zk矿井可采储量，万吨；A设计

33、生产能力，万吨；K矿井储量备用系数，矿井设计一般取1.4。矿井服务年限为：T =101.55/（31.4）=24a服务年限符合9号煤层的煤炭工业矿井设计规范要求。3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。3.1 井田开拓的基本问题3.1.1 确定井筒的形式、数目、配置1. 井筒形式的选择1）选择的一般标准煤层赋存和地形等条件具有平硐开拓条件时，应首先考虑采用平硐开拓。当平硐以上煤层垂高或斜长过大时，多开地面出口有利时，可采用阶梯平硐开拓。对于煤层赋存较浅，表土层不厚，水文地质条件简单的缓倾斜、倾斜煤层，应尽量采用斜井开拓。各种提升

34、方式的斜井井筒倾角一般规定如下：串车提升 25箕斗提升 2535输送机 16对于有条件的矿井，在急需煤炭地区，其浅部可采用片盘斜井开拓，提前出煤，由小到大，然后集中斜井开拓。片盘斜井可一个片盘生产，一个片盘准备。采用立井开拓的一般条件为：煤层赋存较深或冲积层较厚时；水文地质条件复杂，井筒需要特殊施工时；多水平开拓的急倾斜煤层；其他井筒形式无法开拓的条件。大型矿井采用立井多水平开拓，而第二水平采用暗斜井延深时，暗斜井井筒个数、主副暗斜井的提升能力，以及通风安全等条件均应作详细计算，避免出现暗斜井能力不足，要特别注意副井提升能力的校核。采用立井多水平开拓时，为避免出现多段提升，增加生产环节，不宜多

35、次采用暗斜井延深，避免增加设备占用量，增加投资费用。2）本矿井的井筒形式由于开滦集团范各庄矿井煤层埋藏较深，冲积层较厚，且倾角较小，所以，本矿井采用立井开拓方式【4】。开滦集团范各庄矿为新建矿井，倾角较小，走向长度不大，且瓦斯涌出量低，所以设计为建井初期1个主井、1个副井、2个风井。3.1.2 确定工业广场及井口位置1. 工业广场及井口位置确定的原则若下：1）对初期开采有利，即储量必须可靠，井巷工程量省，建井工期较短。2）应使井田两翼储量大致平衡，即井筒应位于储量中心，利于井下运输、通风和开采系统布置，减少生产经营费用。3）尽量不占良田、少占农田。充分利用地形地貌布置工业广场，以便使地面生产系

36、统合理，便于与外界沟通，使运输方便。4）井筒应尽量避免穿过流沙层、较大含水层、较厚的冲积层、有煤和瓦斯突出的煤层以及较大面积的采空区和大断层，以减少施工困难，并尽量少压煤。2. 风井位置的确定风井位置应根据通风系统合理选择：1）采用中央分列式通风系统时，主、副井筒设在井田中央，风井设在井田上部边界中央。2）采用中央并列式通风系统时，进、回风井并列在工业广场内。一般可利用其一井筒进风，另一井筒回风，主副井筒相距3050m。大型矿井相距可达60100m，并在井田上部边界附近设安全出口，如果矿井水文地质条件简单，无突水危险时，且主副井筒均能上下人员，也可以单独设置安全出口。3）采用对角式通风系统时，

37、风井设在井田两翼上部边界。4）采用分区式通风系统时，回风井设在各采区的上部边界。根据开滦集团范各庄矿的生产实际：产量为300万吨/年。为保证井下生产时有足够的风量，且每一个采区(带区）的通风路线都不太长。本矿井采用两翼对角式通风。 3.1.3 确定开采水平和阶段高度开采水平的确定是矿井设计的关键，它直接关系到矿井的基本建设投资及生产经营费用，是矿井开拓的重要参数。开采水平的高度根据煤层赋存条件、生产技术水平及水平接替等因素综合考虑决定。从以下方面进行分析论证：（1）是否有合理的阶段斜长；（2）阶段内是否有合理的区段数目；（3）要保证开采水平有合理的服务年限和足够的储量；（4）要使水平高度在经济

38、上合理。其中开采水平有合理的服务年限很重要，必须符合规范规定。水平垂高可按下表选取：表3-1 矿井水平垂高井 型缓倾斜、倾斜煤层急倾斜煤层大、中型矿井200350 m100250 m小型矿井80120m60120m采用上下山开拓时，水平垂高可大于250 m。对于开采近水平煤层的矿井，用盘区上（下）山准备时，盘区上山长度一般不宜超过1500 m，盘区下山不宜超过1000 m。用盘区石门和溜煤眼开采时，盘区斜长可根据具体确定。采用倾斜长壁采煤法时，阶段斜长可取10001500 m。根据以上标准，开滦集团范各庄矿设一个水平，采用上下山开拓，该水平标高为460m，阶段上山斜长为1300m,下山斜长为1

39、100m。3.1.4 开采水平布置开采水平布置的原则：1. 开采煤层群时，应根据煤层数目、煤层间距条件，选择采用分煤层运输大巷主要石门的布置方式，或集中运输大巷采区石门的布置方式，或者采用分组集中打巷主要石门的布置方式。某些矿区的经验表明：煤层间距小于50 m时，一般可采用集中运输大巷的布置方式；而采用分组集中大巷的布置方式时，分层间距一般应大于70 m。2. 有些煤层的层间距虽然较大，但煤层受断层切割，或者赋存状态不稳定，只有局部可采，储量较少，不宜单独布置运输大巷，可根据具体情况，与其他相邻煤层化为一组。对于瓦斯涌出量很大的有些煤层，为了满足技术上和安全上的要求，也可以分别划分为煤组。对有

40、突然涌水危险的煤层也可考虑单独划组。3. 运输大巷一般布置在底板岩层中，但在下列条件下，也可考虑布置在煤层中：1）距其他煤层很远，储量有限的单个薄及中厚煤层。2）煤组（或煤系）底部有距离很近的富含溶洞水或含水层，不宜布置底岩石运输大巷，而在煤层中有坚硬顶板、有布置大巷条件的薄及中厚煤层。3）大巷若布置在煤层中，需在上下帮两侧各留3040 m 保护煤柱。4）岩石运输大巷应布置在坚硬、稳定、厚度较大的岩层中，应考虑大巷距上部煤层的法线距离。根据我国经验，这一法线距离一般为2030 m。对急倾斜煤层，一般应布置在底板移动线之外，并留出1020 m 的安全岩柱。3.1.5 带区划分及其布置倾斜长壁回采

41、工作面，按推进方向可分为仰斜开采和俯斜开采。工作面沿倾斜从下向上推进的称为仰斜开采，工作面沿倾斜从上向下推进的称为俯斜开采。矿井开拓水平内同时生产的采区(带区）个数应符合“规范”规定，见下表:表3-2 各类矿井采区个数矿井设计生产能力（Mt/a）采区（带区）个数2.4，3.00以上351.5，1.8230.9，1.220.6及以下12根据范各庄矿情况，带区采用集中布置；井田范围内采用前进式开采顺序；煤层群开采顺序为下行式。同时生产的带区一个，该带区的一个工作面保证全矿井的产量。3.2 开拓方案比较 3.2.1 基本情况本井田位于平原地带，地表标高为+（8090）m，煤层上以-320m，下以-6

42、80m底板等高线为界，两侧系人为划定边界。井田走向长5.2km，倾斜长2.1km。井田内共有3个可采煤层，平均倾角为10。煤层的名称、厚度以及顶底板情况如下表：表3-3 煤层地质条件一览煤层别层厚/m间距/m顶板底板可采性指数煤92.94m3.9m12.3m粉砂岩粉砂岩0.988煤103.38m粉砂岩粉砂岩0.975煤123.2m粉砂岩粉砂岩0.945总厚度9.52m-属稳定煤层煤层成层可采性系数高，煤层本身比较稳定，地质构造简单，无断层，煤质中硬，煤尘具有爆炸性危险，煤的平均容重为1.57tm3。3.2.2 开拓方案技术比较由于本井田地势平坦，煤层埋藏较深且有冲击层，所以，确定采用立井开拓（

43、主井设箕斗），按煤矿设计手册上的规定，井筒原则上布置在井田走向的中央。根据井田条件和设计规范有关规定，煤层成层可采性系数高，煤层本身比较稳定，地质构造简单，无断层，煤质中硬，煤尘具有爆炸性危险。本井田可划分为12个水平，阶段内采用带区式进行准备。考虑到阶段本井田深部储量相对较小，且涌水量很小，所以可采用上下山开采。煤组（或煤系）底部有距离很近的富含溶洞水或含水层，不宜布置底岩石运输大巷，而在煤层中有坚硬顶板、有布置大巷条件的薄及中厚煤层所划定阶段的主要参数如表3-4所示。表3-4 阶段主要参数划定阶段数目/个阶段斜长/m水平垂高/m水平实际出煤量/Mt服务年限/a条带数目/个条带斜长/m条带采

44、出煤量/Mt水平带区12500360137.8565.67.85140011003.943.1521300120019017076.5861.2734.730.97.27.456130012003.543.35考虑到各煤层间距较小，宜采用集中大巷布置。为减少煤柱损失和保证大巷维护条件，大巷设于9煤层底板下垂距的20m的稳定坚固岩层中。采用沿空掘巷，沿着已采工作面的采空区边缘掘进区段平巷。根据前述各项规定，本井田在技术上可行的方案有下列三种，如图3-1所示，:方案一：立井单水平上下山 方案二：立井两水平上山 方案三：立井两水平加暗斜井延伸 图3-1技术上可行的三种开拓方案方案2和方案3的区别在于

45、是用直接立井至第二水平还是暗斜井开拓第二水平。两方案的生产系统较简单可靠。两方案对比，方案2需多开立井井筒（2160m）、阶段石门（975m）和立井井底车场，并相应增加了井筒和石门的运输，提升和排水费用。而方案3则多开暗斜井井筒(倾角10，21050 m）和暗斜井的上、下部车场；并相应的增加了斜井的提升和排水费用。粗略估计（如表4-4）表明：方案2费用低于方案3的费用，且考虑到方案2的提升、排水工作的环节少，人员上下较方便，故选用方案2。余下的1、2两方案均属技术上可行，水平服务年限等也符合要求。两者相比，虽然方案2的总投资要比并相应增加了井筒和石门的运输，提升和排水费用。而方案3则多开暗斜井

46、井筒(倾角10，21050 m）和暗斜井的上、下部车场；并相应的增加了斜井的提升和排水费用。虑到各煤层间距较小，宜采用集中大巷布置。为减少煤柱损失和保证大巷维护条件，而方案3则多开暗斜井井筒(倾角10，21050 m）和暗斜井的上、下部车场；并相应的增加了斜井的提升和排水费用。粗略估计（如表4-4）表明：方案2费用低于方案3的费用，且考虑到方案2的提升、排水工作的环节少，人员上下较方便，故选用方案2。余下的1、2两方案均属技术上可行，水平服务年限等也符合要求。两者相比，虽然方案2的总投资要比并相应增加了井筒和石门的运输，提升和排水费用。而方案3则多开暗斜井井筒(倾角10，21050 m）和暗斜

47、井的上大巷设于9煤层底板下垂距的20m的稳定坚固岩层中。采用沿空掘巷，沿着已采工作面的采空区边缘掘进区段平巷。根据前述各项规定，本井田在技术上可行的方案有下列三种粗略估计（如表4-4）表明方案1大一些，但其生产经营费用也可能低一点，因此，两方案需要进行经济比较，才能确定其优劣【5】。表3-5 各方案粗略估计费用方案项目方案2方案3基建费/万元立井开凿石门开凿井底车场2700300010-4=420.097580010-4=78.0100090010-4=90.0立井开凿主暗斜井开凿副暗斜井开凿上下暗斜井车场2520300010-4=312.01050105010-4=110.312001150

48、10-4=120.8（350+550）90010-4=81.0小计588.0小计624.1生产费/万元主井提升石门运输立井排水1.2150000.70.85=107101.2150000.9750.381=6686.515024365360.152510-4=721.4暗斜井提升立井提升排水（斜、立）1.2150001.050.48=90721.2150000.531.02=9730.81502436536（0.063+0.127）10-4=898.8/小计18117.9小计19701.63.2.3 开拓方案经济比较方案1、方案2有差别的建井工程量、基建费、生产经营工程量、生产经营费和经济比较

49、结果，分别计算汇总于表3-63-10。表3-6 建井工程量项目方案1方案2初期主井井筒/m副井井筒/m井底车场/m运输大巷/m520+25460+510003000520+25460+510003000后期主井井筒/m副井井筒/m井底车场/m主要石门/m运输大巷/m0000024024010009753000表3-7 基建费用方案项目方案1方案2工程量/m单价/元m-1费用/万元工程量/m单价/元m-1费用/万元初期主井井筒副井井筒井底车场运输大巷5454651000300030003000900800163.5139.590.024054546510003000300030009008001

50、63.5139.590.0240小计633小计633表3-8 生产经营工程量项目方案1项目方案2运输提升/万t工程量运输提升/万t工程量带区俯斜运输北一带区中央一带区南一带区1.21.31567.5=2445.31.21.31567.5=2445.31.21.21446.9=2083.6带区俯斜运输一水平北一带区中央一带区南一带区二水平北二带区中央二带区南二带区1.21.31567.5=2496.01.21.31567.5=2496.01.21.21446.9=2083.61.21.21446.9=2083.61.21.21446.9=2083.61.21.11326.3=1755.7带区仰斜运输北二带区中央二带区南二带区1.21.21446.9=2083.61.21.21446.9=2083.61.21.11326.3=1755.7大巷及石门运输立井提升1.2295003.0=1062001.2295000.52=18408大巷及石门运输一水平二水平立井提升一水平二水平1.2150003.0=540001.2145003.0=522001.2150000.52=93601.2