采矿工程毕业设计（论文）-范各庄矿2.4Mta新井设计

1、华北科技学院毕业设计(论文)目录全套图纸加扣 3346389411或30122505821.矿区概述及井田地质特征71.1 井田概况及地质特征71.1.1 交通位置：71.1.2 地形地势81.1.3 河流湖泊81.1.4 矿区气候条件81.1.5 地震及地震烈度81.1.6 临近矿井81.2 地质特征91.2.1 井田地形91.2.2 井田的勘探程度91.2.3 地质构造101.2.4 矿井地质构造分布规律111.2.5 矿井的主要充水因素111.3 煤层特征121.3.1 煤层埋藏条件和特征121.3.2 煤层的围岩性质131.3.3 伴生矿床131.3.4 煤岩、煤质特征131.3.5

2、瓦斯、煤尘及煤的自然性132 井田境界和储量152.1 井田境界152.1.1 井田划分的依据152.1.2 井田划分结果152.2 矿井工业储量162.2.1 储量计算基础162.2.2 工业储量计算172.3 井田可采储量182.3.1安全煤柱留设原则182.3.2矿井永久保护煤柱损失量182.3.3矿井可采储量213 矿井工作制度和设计生产能力233.1 矿井工作制度233.2 矿井设计生产能力及服务年限234 井田开拓254.1 井田开拓的基本问题254.1.1 确定井筒的形式、数目、配置254.1.2 确定工业广场及井口位置264.1.3 确定开采水平和阶段高度274.1.4 开采水

3、平布置及井底车场的选型274.1.5 采区划分及其布置284.2 井田开拓设计方案比较294.2.1 开拓方案技术比较294.2.2开拓方案经济比较324.3 矿井基本巷道334.3.1 井筒334.3.2 井底车场及硐室364.3.3主要开拓巷道385 采区巷道布置435.1 采区煤层地质特征435.1.1 采区位置435.1.2 采区煤层特征435.1.3 煤层顶底板岩石构造情况435.1.4 地表情况445.2 采区巷道布置及生产系统445.2.1 确定采区走向长度445.2.2 确定区段斜长和区段数目445.2.3 煤柱尺寸的确定445.2.4 采区上山的布置455.2.5 区段平巷的

4、布置455.2.6 联络巷道的布置455.2.7 采区运输、通风运料等系统的确定455.3 采区车场设计465.3.1采区上部车场形式的选择465.3.2采取中部车场形式的选择475.3.3采区下部车场的选择及设计485.3.4采区主要硐室的布置505.4 采区采掘计划525.4.1采区主要巷道参数确定525.4.2确定采区生产能力545.4.3 计算采区回采率546 采煤方法576.1 采煤方法的选择576.2 采煤工艺方式586.2.1选择和决定回采工作面的工艺过程586.2.2工作面设备选型646.2.3选择采面循环方式和劳动组织形式706.2.4 回采工作面吨煤成本716.3 回采巷道

5、布置736.3.1 回采巷道布置方式736.3.2 回采巷道参数737井下运输757.1 系统基本概述757.1.1 基本概况757.1.2 井下运输系统757.2 采区运输设备767.2.1 主运输设备767.2.2 采区辅助运输777.3 大巷运输设备选型797.3.1 主运输大巷设备选型797.3.2 辅助运输设备选型797.3.3 运输设备能力验算808 矿井提升818.1 设计依据818.1.1 主井提升818.1.2 副井提升818.2 主副井提升设备的选型818.2.1 小时提升818.2.2 合理的提升速度828.2.3 一次循环时间828.2.4 一次合理提升量的确定838.

6、2.5 计算一次提升循环提升时间Tx和所需的提升速度vm848.3 提升钢丝绳的计算848.4 提升机与天轮的选择计算868.4.1 滚筒(或摩擦轮)直径的确定868.4.2 天轮的选择868.4.3 提升机强度校验868.5 提升电动机的预选878.5.1 电动机功率的估算878.5.2 估算电动机转数878.6 提升机与井筒的相对位置888.6.1 井架高度888.6.2 丝绳对摩擦轮的围包角计算889 矿井通风与安全919.1 矿井通风系统的选择919.1.1 选择矿井通风系统的原则919.1.2 选择矿井主要通风机的工作方法929.1.3 选择矿井通风方式939.2 全矿所需风量的计算

7、及其分配949.2.1 矿井风量计算原则949.2.2 矿井风量计算方法949.2.3 风速验算989.3 全矿通风阻力计算1009.3.1 矿井通风总阻力计算原则1009.3.2 矿井通风阻力计算1009.4 矿井通风设备的选择1029.4.1 矿井通风设备的要求1029.4.2 选择主要通风机1039.4.3 选择电动机1059.5 矿井灾害防治技术1069.5.1 防治瓦斯1069.5.3 防灭火1069.5.4 防治水10710 矿井基本技术经济指标109参考文献：110专题：矿山压力对采准巷道的影响初探111参考文献:127致 谢1291.矿区概述及井田地质特征1.1 井田概况及地质

8、特征1.1.1 交通位置：范各庄井田位于河北省唐山市古冶区境内。井田南北走向长5.5公里，东西最大倾斜长3.75公里，井田总面积为14.5平方公里,为开平煤田的一部分。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 (图1-1)。图1-1 开滦矿区矿井分布及交通位置平面图矿井地理坐标：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。西距唐山市区23公里，丰南区31公里。西南距天津市121.5公里，

9、西北距北京市192.3公里；北距古冶205国道10公里，京沈高速榛子镇入口23公里；南距唐港高速青坨营镇入口16公里，曹妃甸新区41公里，曹妃甸港67公里；东距滦县新城26.7公里，秦皇岛港100公里。东南距滦南县城24公里，乐亭县城46公里，京唐港66公里（以范各庄矿为中心，直线距离）。本区为广阔平原，被第四纪冲积层所掩覆。冲积层在井田北部较薄，约在50米左右，南部渐厚，范57孔达到152米，向南则更厚。冲积层多由粘土质层、沙层、卵石层所组成。1.1.2 地形地势井田西有沙河，其流向大致与煤系地层走向平行，为季节性河流。地面标高北部约26米，南部约22米，平均坡度12，地势平坦，间有几个小土

10、丘，比高不大，所占面积也很小，靠近沙河则多有沙崮。1.1.3 河流湖泊井田范围内有沙河自井田北部流向西南，河面开阔，水力坡度较小，仅为12。在井田北部，沙河已与地面塌陷坑连为一体。冬春季河水近于干涸，只排泄矿井水。夏秋季流量显著增大，汛期有时泛滥，流量随上游北部山区降雨量而变化。建井以来，1959年沙河最高洪水位为23.572米；1964年投产以来，由于年降雨量偏小，沙河最高洪水位只达到24.0米。根据洪水位与洪峰流量和降雨量的相互关系，计算沙河最高洪水位50年一遇为23.76米，百年一遇为25.49米。范矿各井筒井口高程除风井外，都低于百年一遇预测最高洪水位。1.1.4 矿区气候条件矿区气候

11、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。春季东风和西风交替出现，气候干燥少雨；夏秋两季东南和南风常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，气候寒冷干燥。根据1958年建井以来的气象资料统计，多年年平均降雨量为605.97毫米。降雨多集中在7、8、9三个月，多年平均7、8、9三个月的降雨量为431.67毫米，占多年年平均降雨量的71.24。1.1.5 地震及地震烈度现代的力学及应力环境发生很大的变化，根据地应力测量和对1976年地震后250多次余震的研究，发现区域性的应力方位在横向及纵向上均有变化，区域水平挤压作用由中生代的NW-SE向转变

12、为近东西向，部分地区伴有地慢上隆作用。震源机制解表明，1976年唐山地震震区7.8级、7.1级和6.9级地震的主压应力轴的方位主要集中在SWW-NEE向的范围内，其仰角小于30的占80，由此推得本区最大主压应力轴方位为近东西向。1.1.6 临近矿井开平煤田早在公元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。范各庄矿北部、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（图1-1），钱家营矿、吕家坨矿目前均为开滦生产矿井。根据（84）冀煤地字第97号文，1984年9月4日，开滦矿务局将毕各庄区域储量划给唐山市约5000万吨，由唐山市毕各庄煤矿开采，开采范围确定为

13、北部各煤层以经距94185、纬距385100和经距93600、纬距38500两点的连线为界，深部以各煤层-340米等高线为界，往东至F5断层，毕各庄煤矿于1990年正式投产，设计生产能力21万吨。开采布置共划分为2个采区和一个二水平开拓延伸区，采用下山方式开采，进风井作为提升井，集中下山和集中水平大巷布置在9煤层中。2005年3月，毕各庄煤矿被开滦集团收购，停止开采。1.2 地质特征1.2.1 井田地形本区为广阔平原，被第四纪冲积层所掩覆。冲积层在井田北部较薄，约在50米左右，南部渐厚，范57孔达到152米，向南则更厚。冲积层多由粘土质层、沙层、卵石层所组成。1.2.2 井田的勘探程度开平煤田

14、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。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

15、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

16、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*资料来源：开滦范各庄矿革命委员会，开滦煤矿范各

17、庄地质报告书，1977年8月。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，进尺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。1.2.3 地质构造开滦矿区位于燕山南麓，区

18、内包括开平煤田的开平主向斜和车轴山向斜2个含煤构造，为华北断块的一部分，因此区域构造特征及地应力分布都受到华北断块构造的控制。由于受加里东运动的影响，中朝地台自中奥陶世以后一直处于上升状态，至早石炭世仍未接受沉积，因此开平煤田也缺失了从中奥陶统至下石炭统的各地层。矿区主体构造形态为开平复式向斜构造，向斜东北端抬升封闭，西南端开口呈半封闭性的构造盆地，面积约800平方公里。向斜的总体轴向为北东向，自古冶以北主向斜轴逐渐转为东西向(图1-2)。图1-2开平煤田构造纲要图开平复式向斜构造两翼不对称，西北翼地层倾角比较大，局部地层倒转，发育落差及走向长度较大的逆断层或逆掩断层；东南翼地层倾角比较平缓，

19、由北往南发育两组轴向与主向斜轴斜交或直交的短轴倾伏褶皱构造：一组由杜军庄背斜、黑鸭子向斜、吕家坨背斜、塔坨向斜、毕各庄向斜及南阳庄背斜等组成；另一组出现在宋家营以南，由李新庄向斜、刘唐堡背斜组成，其规模不如前者。东南翼较缓，地质条件较为简单，断层发育程度较西北翼明显要低，且以张性、张扭性的高角度斜交正断层为主。区域地质演化史比较复杂，在古生代至中三叠世接受地台型沉积；基底由太古界的单塔子群和迁西群组成。岩石主要是各类片岩、角闪岩、片麻岩、石英岩等。出露厚度达万余米，加上隐伏部分可达两万余米，但在开滦矿区范围内出露较少，主要分布在东北部山区。盖层由震旦系、古生界、中生界的石英岩、白云岩、石灰岩、

20、砂岩、页岩、安山岩、泥灰岩和煤系地层组成，总厚度一万多米。盖层多数埋藏于松散地层之下，只少数出露于北部山区。由于受加里东运动的影响，华北地区自中奥陶世以后一直处于上升状态，至早石炭世仍未接受沉积，中石炭纪后地壳缓慢下沉，接受了一套海陆交互相含煤沉积。含煤岩系主要为中石炭统唐山组，上石炭统开平组和赵各庄组，下二叠统的大苗庄组、唐家庄组。三叠纪晚期，构造环境发生变化，断裂作用使得中国整个东北部分形成裂谷型（断陷）盆地。在侏罗纪晚期，由于受燕山运动的影响，在北西一南东向挤压应力场作用下形成北东南西向的褶皱并使得古生代地层产生逆冲作用，并形成今日区内的含煤岩系构造基底以及较大范围内分布的剥蚀面。始新世

21、（5千万年）以后，构造环境再次发生较大变化，主要表现为华北盆地由于板内裂谷作用发生张开。开滦矿区位于华北断块的北缘及燕山的山前地带，在第四纪（2百万年）后才开始快速沉降，并接受第四系沉积，厚度由北向南增厚，最大可达1000米，这些沉积物以不整合的形式直接覆盖于古生界含煤岩系之上。以上事实说明，该区在含煤岩系沉积后地壳经历了沉积抬升到新生代又快速沉降的过程。1.2.4 矿井地质构造分布规律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。塔坨向斜位于范各庄井田北端，北翼为急倾斜，与外围吕家坨背斜相连；南翼经由短轴舒缓的北二背斜与井口向斜，并过度成西倾的井田中段单斜区。毕各庄向

22、斜位于井田南端，轴向NW，两翼不对称，东南端为断层所截。1.2.5 矿井的主要充水因素1）地质构造对矿井充水的影响范各庄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。井田南北两翼均为向斜构造，中间为单斜构造，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-310水平为3.03.3兆帕，在-490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。1.3 煤层特征1.3.1 煤层埋藏条件和特征井田内基岩被新生界所覆盖，含煤地层为石炭-

23、二叠系，共含煤层17-20层。根据含煤情况及旋回特征，可将石炭-二叠系含煤部分划分为五个含煤段，分别为中石炭统唐山组，上石炭统开平组、赵各庄组，下二叠统的大苗庄组和唐家庄组，本区主要可采煤层位于下二叠统的大苗庄组中，即下二叠统的大苗庄组的5、7、9煤层。井田内的三层可采煤层及一层局部可采煤层的结构、厚度及其变化规律如下：1）5煤层5煤层为简单结构煤层，煤层厚度7.58.5，平均8.0米，厚度变化尚有规律，西北薄，东南厚。为较稳定煤层。除其井田东西倾向中央有大断层，两侧不可采外，其余大部分均可采。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=0.30.5，密度1.36 克

24、/厘米3。5煤与下伏7煤层的间距2943米，平均32米，由北往南逐渐变薄。1）7煤层7煤层为复杂结构厚煤层。煤厚2.854.16米，平均3.5米。煤层中夹有23层炭质成分含量很高的粉砂岩夹矸(俗称老碴)，中间一层厚度较大，约0.4米，广泛发育、比较稳定。煤层厚度由北往南逐渐变薄。在井田倾向中央以西煤厚多在3.0米以下，且受到F0大型断裂构造带的影响。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=0.40.9，密度1.57克/厘米3。1）9煤层9煤层为复杂结构的中厚煤层。煤层厚度1.132.45米，平均1.86米。含有12层泥

25、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0.1米至0.9米，在南二至南三石门，由于夹石厚达0.9米，将煤层分为两层。9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。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=0.40.7，密度1.51克/厘米3。与上伏7煤层间距5.314.0米，平均10.0米。1.3.2 煤层的围岩性质研究区内煤层顶底板岩性主要由泥岩、粉砂质泥岩、粉砂岩和中细砂岩构成。主采煤层直接顶板为深灰色泥岩或砂质泥岩，为分流间湾、泛滥平原相沉积，部分区域过渡为深灰色粉砂岩；老顶为灰色粉砂岩和

26、细粒砂岩，硅质或钙质胶结，含杂色矿物、炭纹、菱铁矿结核、黄铁矿及泥质包体，具板状交错层理与大型槽状交错层理和水平层理等，有时冲刷下伏泥岩或砂质泥岩直至煤层，在冲刷面上具泥质包体，节理裂隙发育。煤层直接底板岩性主要为泥炭沼泽相的泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，含大量植物根化石；老底为细砂岩。1.3.3 伴生矿床根据范各庄矿多年采探资料，在井田范围内，目前还没有发现具有一定经济品位，达到可采标准的伴生矿床，但在采矿及选煤过程中，可以把与煤伴生的有益矿产做为副产品进行回收和综合利用，其中主要是洗矸和黄铁矿。1） 洗矸洗矸是选精煤过程中的副产品，其主要成分是粘土类矿物。由于其与煤伴生，含碳量较高，因而有一定的

27、发热量，可以供沸腾炉燃用，也可以做为自燃砖的配料，以节约煤炭用量。2） 黄铁矿黄铁矿是制取硫磺和硫酸的原料，范各庄矿井田范围内黄铁矿主要与石炭系上统煤层相伴生，可以探索通过选矿对黄铁矿进行回收和综合利用的途径。1.3.4 煤岩、煤质特征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。 赋存于陆相大苗庄组的5煤、7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。1.3.5 瓦斯、煤

28、尘及煤的自然性1）瓦斯情况统计表明，在煤层隐伏露头带和矿区浅部，煤层含气量低。随着有效盖层厚度的增加，煤层瓦斯含量呈线性增大。这些资料也证实了各主要煤层距不整合面越近，自然脱气程度越高，同时也说明，抬升剥蚀作用破坏了本区煤层瓦斯的保存条件。这些也表明随着煤层埋深增大，煤储层压力增高，封闭条件也相对变好，煤层对瓦斯的吸附量在一定压力值范围内显著增加。根据各层煤瓦斯测定结果知道本矿井属低瓦斯矿井。3） 煤尘爆炸危险性及煤的自然性煤尘是在煤矿生产过程中，煤破碎后形成的粉末状尘埃。煤尘除引起煤肺病，影响人的健康外，其主要危害在于悬浮于空气中的煤尘，在一定条件下可引起燃烧或爆炸，造成巨大的井下事故。决定

29、煤尘是否具有爆炸性，以及爆炸性强弱的因素有以下几方面：(1) 煤尘的成份煤尘的爆炸性与它的可燃体挥发分含量有很大关系。当Vr3542时，爆炸性逐渐减弱。以多年的煤质统计数据来看，范矿各煤层的挥发分数值均在1536之间，尤以2335范围内的数值为多，这说明范矿具有发生煤尘爆炸的潜在危险。(2) 煤尘的爆炸性与它的水分和灰分含量也有一定关系水分可以阻碍煤尘的燃烧过程，增大尘粒的粘结性和减少煤尘飞扬，当水分含量达到4050时，煤尘几乎丧失了爆炸性能。(3) 巷道中的煤尘情况巷道空气中煤尘浓度和瓦斯浓度只有当煤尘呈悬浮状态，且煤尘浓度达到一定界限，而瓦斯浓度达到下表中的数值时，煤尘才有发生爆炸的可能。

30、表1-1 瓦斯浓度与煤尘爆炸下限浓度的关系 沼气含量 （%）00.51.42.53.54.5煤尘爆炸下限浓度（克/米3）4535261666由于范矿在采掘工作面实行喷水雾降尘，严格控制回风流中的瓦斯浓度，并将CH4值控制在0.5以下，从而基本上消除了因瓦斯、煤尘浓度而可能引发的煤尘爆炸事故。第 131 页 共 132 页2 井田境界和储量2.1 井田境界2.1.1 井田划分的依据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

31、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240万t/a,属于大型矿井。因此在划分井田范围时，应与该生产能力相适应。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。造成矿井接替紧张。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

32、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 井田划分结果根据埋深、井田构造情况以及上述各项要求，本矿井井田境界确定如下：东部：以煤层露头风化带为边界。北部：北部以一部分煤层露头为边界。西部：以地表风化带为边界。南部：以一断层和一部分煤层露头为边界。煤层的倾角最大为14，最小为7，平均为13。井田边界长1.587万米。井田最大走向5500m，最小走向长3000m，平均走向长5000m井田最长斜长3750m，最小斜长1474m，平均斜长2800m。井田划分为两个水平。井田的水平面积按下式计算：S

33、=HL式中：S井田的水平面积，m；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=5.02.8=14.0（km）井田赋存状况示意图如图2-1-1所示。图2-1 -1 井田赋存状况示意图2.2 矿井工业储量2.2.1 储量计算基础矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探，煤层厚度与质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量一般即A+B+C级储量。井田范围内全区可采煤层为5煤、7煤和9煤共3层煤。计算数据的依据及方法：计算数据的求取1）投影面积：以1：5000煤层底板等高线图为基础，划分储量计算块段，块段形状规则的以几何图

34、形求面积的方法计算，不规则的，则用求积仪在图上求得。2）煤层厚度及倾角：计算块段储量使用的煤厚及倾角是按储量规程要求计算的控制该块段的工程揭露的各见煤点的煤厚及倾角平均值。3）容重：计算块段储量使用的容重是1975年测定的数据，见表：2-1表2-2-1 单位：吨/米3煤层5煤7煤9煤容重1.361.571.514）设计回采率：我矿采用储量规程规定的各类煤层的回采率数据如表2-2表2-2-2煤层5煤7煤9煤回采率93%95%95%2.2.2 工业储量计算按生产矿井储量管理规程规定储量计算采用公式为：本井田面积约为14.5km，可采煤层5煤、7煤层和9煤的厚度分别为为8.0米、3.5米和1.86米

35、。则5煤层的工业储量：Zc5= MS = 8.0 则7煤层的工业储量：Zc7= MS = 3.5 则9煤层的工业储量：Zc9= MS = 1.86 则井田的工业储量:Zc =Zc5+Zc7+Zc9=2.85亿吨式中：Zc矿井工业储量, t ；M 煤层厚度,m ；S 井田面积, km ；煤的容重。2.3 井田可采储量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，上山移动角为720，下山移动角为640。3）维护带宽度：工业场地。4）断层煤柱宽度为3

36、0m，井田边界为50m，风氧化带为20m。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1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.8由于本矿井的设计生产能力为2.4Mt，因此工业广场的占地面积为24公顷，由于工业广场的长和宽的比值尽量接近4:3，因此本设计将工业广场的长设为600m，宽为400m。2.3.2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15.63Mt。

37、 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10.37Mt。 3）煤层露头保护煤柱：煤层露头煤柱留设20m宽，则煤层露头保护煤柱损失量为3.0Mt。 4）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22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13.594 Mt。各种煤柱损失量见表2-4表2-3 建筑物保护等级与维护带宽度建筑物保护等级维护带宽度/m2015105 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15.625断层保护煤柱10.37煤层露头保护煤柱3.07工业场地保护煤柱

38、13.594合计42.66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。地面建筑物保护煤柱规程（原开滦矿务局，1983年）第五条中提出，如果地面在垂直方向的移动不超过30毫米，就是对巨大的工业建筑也没有什么影响，但在含流沙层的条件下，其变形可达一级保

39、护建筑物的变形值。而在本矿含流沙层的条件下，尽管导致地表塌陷范围扩大，但它对地表变形却起到了缓冲作用，由观测站测得下沉30毫米的测点其变形值甚小。地表要达到一级保护建筑物变形值时，测点的下沉量可达130毫米之多。因此建议公司对保护井筒等重要建筑物时，采用下沉50毫米的移动点为宜。其平均角度如下：上山与走向基岩移动角：=72冲积层移动角：=35由于条件所限，对基岩未能求出下山移动角。下沉系数=089093认为较准确，可以使用。在实际工作中，我们仍采用了原开滦矿务局煤矿测量规程细则（1990年4月）中第189条规定的各种移动角和系数，进行各种煤柱线和波及线的绘制。即：上山移动角：=55+0.5（H

40、-50）；下山移动角：=72-0.67 ； （3072）走向移动角：=72；冲积层移动角：=35。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/m210035637272770.1920.175754637233.7 2.3 工业广场保护煤柱的留设2.3.3矿井可采储量 矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算： Zk（ZgP）C （2-3）式中:Zk矿井可采储量 Zg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0.8

41、5则矿井设计可采储量为：Zk（285.4742.66）75%182.1百万t3 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4班作业，每天净提升时间为16 h。因此，设计时按矿井年工作日330 d，每天4班作业，每天提升能力为16小时设计。随着社会进步和劳动制度改革，目前多采用四六制，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

42、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240万吨/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

43、。2005年发行的煤矿安全规程规定,采放比大于1:3的,严禁采用放顶煤。主采煤层厚度8m，综合考虑初步定为3.5:4.5。工作面长度280 m，采煤机截深1.0m，每天进3刀，一年330 d，由于放顶煤工作面的损失量大，工作面回采率为73% ，则 综采面的生产能力为：280由于掘进出煤约占矿井产量的10%，等于24万吨。220.15+24=244.15240万吨每年。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

44、年限。新建矿井及水平服务年限见表3-1。表3-1 矿井及水平服务年限表矿井设计生产能力（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1.4对于本矿井T = 1.821108 /（2.41061.4）= 54.2a同理可计算出第一水平的服务年限为28a。设计规范规定：240万t/a大型

45、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) 校核安全条件全矿井瓦斯绝对涌出量为10.214 m3/min，相对涌出量为1.790m3/t，二氧化碳绝对涌出量为22.349 m3/min，相对涌出量为3.918m3/t，矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井。煤层自燃倾向性为不自燃。根据以上条件，本矿采用采区式通风，工作面采用U型通风。在副井中铺设四趟排水管道可满足排水的要求。综上所述，本矿井的设计生产能力为240Mt/a。4 井田开拓4.1 井田开拓的基本问题4.1.1 确定井筒的形式、数目、配置1) 井筒形式选择的一般标准

46、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。各种提升方式的斜井井筒倾角一般规定如下： 串车提升 25 箕斗提升 25-35 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

47、条件。根据井田特点，结合地面布置，采用单一的开拓方式不能满足通风、安全生产、提升、运输时或单一开拓不合理时，可采用平硐立井、平硐斜井、斜井立井等综合开拓方式。第一水平采用立井开拓的大中型矿井，其延深方式可采用延深井筒方法开拓深部水平，或采用胶带输送机暗斜井和至延深副井的开拓方式。当条件受限制时，主副井不能直接延深时，也可采用暗立井延深开拓方式。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，不宜多次采用暗斜

48、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矿井煤层埋藏较深，冲积层厚度中等，斜长较大，所以，本矿井采用双立井加暗斜井两水平开拓方式。3) 井筒数目采用斜井或立井开拓时，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。 范各庄矿为新建矿井，且瓦斯涌出量低，综合考虑后确定布置 1 个主井、1 个副井、1个风井。4.1.2 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 对初期开采有利，即储量必须可靠，

49、井巷工程量省，建井工期较短。 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。 尽量不占良田、少占农田。充分利用地形地貌布置工业广场，以便使地面生产系统合理，便于与外界沟通，使运输方便。 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。 工业广场和井筒应有良好的工程地质条件，不受洪水、岩崩、泥石流、滑坡及森林火灾的威胁。 用斜井开拓时，应考虑井筒层位的合理选择，考虑其经济技术的合理性。 范各庄矿工业广场和主副井井口布置在井田走向的中央，对于本矿井井田走向中央也

50、大致是井田储量中央。2) 风井位置的确定风井位置应根据通风系统合理选择。 采用中央边界式通风系统时，主、副井筒设在井田储量中央，风井设在井田上部边界中央。 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。 采用对角式通风系统时，风井设在井田两翼上部边界。 采用分区式通风系统时，回风井设在各采区的上部边界。根据范各庄矿的生产实际：产量为240万吨/年，走向不太长。为保证井下生产时有

51、足够的风量，本矿井采用中央分列式。4.1.3 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上合理。其中开采水平有合理的服务年限很重要，须符合规范规定。水平垂高可按下表选取。表4-1 矿井水平垂高表井 型缓倾斜、倾斜煤层急倾斜煤层大、中型矿井200350100250小型矿井80120601

52、00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。 为扩大水平的开采范围，对倾角在16以下的缓倾斜煤层，可采用上下山开拓。在井田深部受自然条件限制时，且储量不多，深部境界不一致，设置开采水平有困难或不经济时，可在最终水平以下设下山开采。在开采水平以上的上山煤层斜长过长，用一个阶段开采技术上有困难，安全上又不可靠时，可考虑设置辅助水平。用多水平上下山开采的矿井，为解决下山采区

53、排水、通风和辅助运输等困难，也可考虑设置辅助水平。开采近水平煤层分煤层开拓，距开采水平较远的煤层，其储量不大，设置开采水平不经济时，也可以设置辅助水平。根据以上标准，范各庄矿计划设两个主水平，一水平都采用上山开拓，二水平采用上下山开拓。第一水平标高为464m，第二水平标高为540m。第一水平垂高为：284m，第二水平垂高为：76m。4.1.4 开采水平布置及井底车场的选型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50m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