黄春光设计说明书3.doc

河南理工大学2007届本科生毕业设计 摘 要 本设计是根据河北省开滦集团吕家坨矿的实际情况进行的初步设计。设计的井田面积为41平方公里，矿井年产240万吨，井田内煤层赋层较深，倾角不大，平均厚3.83m，，瓦斯涌出量相对较小，煤层有自然发火倾向，矿井涌水量一般。 设计采用立井两水平暗斜井延深开采的开拓方式，采用条带式准备方式，采用倾斜长壁采煤方法，综合机械化一次采全高的回采工艺，用全部跨落法处理采空区，主要对矿井开拓方式、准备方式、采煤方法进行了初步设计，对矿井运输、通风、排水等生产系统进行了设备选型计算，对矿井各个生产系统的生产过程进行了描述，并对矿井各个生产系统和各生产环节之间的相互联系和制约关系进行了有关说明。在设计过程中，尽量采用先进的技术和设备，矿井全部实现机械化，采用先进技术和借鉴已实现高产高效现代化矿井的经验，实现一矿一面高产高效矿井从而达到良好的经济效益和社会效益。 关键词开拓方式 准备方式 采煤方法 综合机械化 高产高效 第 20 页 ABSTRACT The designation is based on actual situation of Lu Jiatou pit of the Kailuan Mining Group in Hu beifor the the preliminary design. There are 41 square kilometres of well field area and 2，400,000 tons of coal annually to be designed, whose coal bed gives deeper layer and inclination is not lager, the average thick is about 3.83m, geological structure is simple, the volume of gas poures out relatively larger, coal bed has natural fireing tendency, and the colliery water is middle in cacity . This design adopts the erected sheft mining and belt-ready way. In addition to using skewed towards long walland s, integrating mechanized stoping techniques, That is the main way to open up the pit, preparing s, coal mining s for preliminary design. As well as transport, ventilation, drainage systems and other production equipment models calculated to pit various production systems described in the production process, Besides, I want to describe various production systems of the pit and the interlinkages between the production relations and the constraints on the statement. In the design process, both shaft whole realize mechanization，adopt advanced techniques and use for reference afterwards realize high yield highly active modernization shaft experience，realize one mine not both high yield highly active shaft thereby run up to favorable economic benefit and social benefit. Keywords explore ways preparation ways coal mining s mechanization comprehensive high yield highly active 前 言 本次设计是根据河北省开滦集团吕家坨矿进行的毕业实习中所收集的矿井生产图纸和资料，并作了一些改动以后，对矿井进行的初步设计。 采矿工程毕业设计是采矿专业全部教学进程中的最后一个环节。它是我们在完成本专业教学计划规定的学习内容之后，通过综合运用各学科的理论知识，根据某一矿井的实际情况,对其进行的系统化设计，这对提高我们理论分析和解决采矿工程技术问题的能力有着现实的实践意义，所以这也是采矿专业的核心。 设计是在我们搜集、整理和运用资料的基础上，通过贯彻执行矿产资源法、煤炭法、煤炭工业技术政策、煤矿安全规程、煤炭工业矿业设计规范之后，再进行井田开拓、准备方式及采煤方法的选择和矿山运输、提升、排水及通风的设计计算。所有这些都能培养我们分析问题、解决问题的综合能力和撰写技术文件、绘制工程图件的基本技能。 衷心感谢院领导和采矿教研室的老师的帮助和辅导，尤其要感谢我的导师勾攀峰院长，在这三个月里，正是他认真、耐心、详细的辅导，才使我能按时、按质的完成毕业设计。 由于本人知识水平和知识范围的限制，设计中难免有不当和错误之处，恳请批评指正。 1 矿区概况及井田地质特征 1.1概况 1.1.1地理位置与交通 开滦矿务局吕家坨矿位于河北省唐山市古冶区境内，西距唐山18km，北距古冶9km。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，津唐、唐港、京沈高速公路正在修建；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，南有新近建成的京唐港；水、陆交通发达，煤炭外销十分方便见图1－1 1.1.2自然环境 井田内地势平坦，略向南倾斜，地形呈东北高西南低。沙河从采区地表流过,厂区排水沟均由厂房向四周道路降坡5‰，雨水沟多南北向，东西向水沟与矿井雨水沟相接。最高洪水位为29.57 m。 本区气候属于大陆性气候，最高气温为37.6℃，风向多为东风，冬季为偏北风，年最大风速20m/s，冰冻期由每年12月初至翌年3月初，土壤冻结深度为0.8m。年平均降雨量630mm，年最大降雨量1007.7mm，最热月份平均湿度79，最大冻结深度为0.80m。 按国家地震局地震地质大队提供资料，本区处于强烈地震活动地带，地震基本烈度为8级。 1.1.3矿井附近的工农业情况 吕家坨庄矿附近地主要厂矿企业有吕家坨矿北接林西矿，南、东分别与钱家营矿和范各庄矿相邻。矿井所在地为第四纪冲积平原，地势平坦，农业比较发达，主要农作物为主要农作物有小麦、玉米和水稻。 1.1.4水源、电源、劳动力及建材来源 我矿采用自备水源井供水，目前正在使用的供水井共有9眼，其中黑鸭子4眼，工业广场3眼，南小区2眼。各井参数见表11 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1100m3/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（见图8-1）。二是南小区独立供水系统，最大供水能力100m3/h，供小区内居民生活用水。 矿井采用双回路供电，一路来自唐山电厂，另一路来自古冶变电站。矿区位于华东大平原上的人口稠密区，劳动力资源比较丰富。土产建筑材料砖、瓦、石子和料石均可就地供应，钢材、木材和水泥等物资可经公路及铁路直接运至矿井工业广场。 表11 目前矿正使用中的供水孔有关参数一览表 供水孔 名称 孔口坐标 成井 时间 原始 静水位 m 单位 涌水量 l/s.m 取水 层位 井管 直径 mm 井管 深度 m 井深 m 供水 能力 m3/h X Y Z 吕水07 395282.2 89337.5 32.9 73.10 25.10 43.788 O2 230 100 235.71 230 吕水06 394400.5 94644.8 32.3 66.02 29.58 32.567 O2 325 37.6 183.03 230 更新1号 394840.2 94510.9 31.8 82.12 20.90 O2 377 60.0 241.00 230 备用2号 394606.6 94789.6 31.4 83.02 21.24 O2 377 62.5 219.90 230 吕观01 392808.9 91226.7 28.6 78.03 17.14 2.240 O2 245 80.5 421.12 80 锅炉房井 Q 273 66.9 66.86 50 营运科井 Q 273 50 南小区5号 390369.5 89337.5 27.0 89.05 11.32 1.918 Q 273 66.0 66.00 50 砖厂1号 390353.4 89831.0 80.08 11.00 Q 273 73.8 73.80 50 1.2井田地质特征 矿区地表为第四纪冲积平原，地面标高介于22～31m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30m。境内有村庄18个。主要农作物有小麦、玉米和水稻。 采矿活动引起地表沉陷，使矿井周围形成塌陷坑。1998年实测塌陷坑积水面积1.9km2，最大积水深度3m，积水量121万m3。积水范围主要分布在井田东翼。吕范公路东坑，林西发电厂以粉煤灰造地还田；吕范公路以西至工业广场之间的塌陷区域已成为古冶区国家级农副渔业开发区；矿医院南塌陷波及区采用抗变形技术，兴建职工住宅楼23栋；井田西翼塌陷坑现作排矸场，为村庄搬迁准备场地。所有这些工作，使塌陷坑治理初见成效。 1.2.1地层 吕家坨矿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480.35m和486.26m，按分组段厚度累计，煤系地层厚度为489m。 表1－2地层划分明细表 地层 层组起止层位 地层厚度m 所 含 系 统 组 煤层（编号） 标志层 第 四 系 由地表至基岩 顶面 10.0-103.50 ───── 61.38 二 迭 系 上统 洼里组 下界为红色砂 岩层底砾岩。 300.00 古冶组 由红砂岩底砾 岩底面至A层铝土岩顶界面 338.02-434.7 ───── 377.83 A0 下统 唐家庄组 A层铝土岩顶面至煤5顶板顶界面。 177.0-238.0 ───── 217.0 3、4 A 大苗庄组 煤5顶板顶界面至煤11顶板腐－泥岩顶面 45.93-96.11 ───── 67.57 5-1、5-2、6 、7-1、7-2、 8、9、 煤6顶板 石 炭 系 上统 赵各庄组 煤11顶板腐－泥岩顶面至K6石灰岩顶界面 44.05-91.01 ───── 69.46 11、12-1、12 -2、12下 K8、K7 开平组 K6灰岩顶界面至K3唐山灰岩顶界面。 49.99-79.14 ───── 70.00 13、14、15、 16、17 K6、K5、 K4 中统 唐山组 K3顶界面至奥陶系马家沟组灰岩顶界面。 65.70-76.99 ───── 70.04 K3、K2、 K1、G 奥 陶 系 中统 马家沟组 400 1.2.2构造 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。东南翼断层的发育程度相对西北翼较低，且断层常分布在轴部附近，方向常斜交地层走向或平行褶曲的轴向，正断层为主，逆断层较少，落差一般小于30米。 1.2.3煤层及其顶底板岩性特征 本井田煤系地层总厚760m，含煤27层。其中可采煤层为山西组二2煤、下石盒子组的三2、三3、三5煤，共计四层。山西组含煤系数3.24％，下石盒子组含煤系数3.3％。共划六个煤组一煤组位于太原群，含煤多达10层，一般5－7层；二煤组位于山西组中部，含煤最多4层，一般2层；三煤组位于下石盒子组，最多7层，一般2－5层；四煤组位于上石盒子组下部，含煤最多3层，一般2层；五、六煤组均位于上石盒子组中部，五煤组含煤最多3层，六煤组含煤1层。普遍可采者二2煤及三2煤层局部可采者一4煤，三3、三5煤层局部不可采。余者偶见可采点，多属不可采煤层。其中三2煤层为本设计的主采煤层。 井田构造简单，煤层间距及厚度稳定，标志层明显。 三2煤层顶部为灰白色细砂岩，在1线－3线间厚度变化在3.5m－12m左右，4线－5线间厚度变化在9.7m－18m左右，中央薄层深灰色泥岩，形成明显的沉积韵律和条带状层理，沿走向及倾向层位稳定，易于辨认，是控制该煤层的良好辅助标志。有个别地段相变为砂质夹薄层泥岩，但其条带状层理仍然显而易见。有的地段厚度变薄多为三煤组沉积发育所致。该煤层下距三1煤层7m左右，距K4标志层34m左右，上距三3煤层8m左右。偶有尖灭和变薄。厚度变化0－2.8m，一般厚度1.5－1.8m，在1线－2线-300m水平以上有增厚之势（2.4－2.8m），结构简单。主要煤层特征表见表1－2－3。 表1－3 煤组 煤层 一般厚度（m） 煤层结构 顶底板岩性 稳定性 可采程度 倾角（） 容重（t/m3） 夹石层数 夹石厚度 顶板 底板 下石盒子组 三5 0－1.90 普遍含一层夹石 一般为0.3m左右 泥岩或砂质泥岩 泥岩 较稳定 局部不可采 5左右，近露头处变陡，为10左右 1.43 1.11 三3 0－1.70 一般含一层夹石 厚0.3m左右 泥岩 泥岩 不稳定 局部可采 5左右，近露头处变陡，为10左右 1.43 1.01 三2 0－2.80 无夹石 砂岩 泥岩和砂质泥岩 较稳定 可采 5左右，近露头处变陡，为10左右 1.43 3．6 山西组 二2 0.88－4.43 无夹石 泥岩、砂质泥岩有时为砂岩 泥岩和砂质泥岩 不稳定 可采 5左右，近露头处变陡，为10左右 1.43 3.06 1.2.4水文地质特征 1地表水特征 井田内地形平坦，地面标高介于＋22～31m之间。地面径流不发育，降水大部分渗入地下补给潜水，只有大雨或暴雨才形成地表径流，流入附近的塌陷坑、沙河、幸福河或低洼地带。 沙河为季节性河流，当上游普降暴雨时，第二天洪峰到达矿区。1977年7月27日，北部山区暴雨过后，在大安各庄东沙河坝处测得洪水位＋30m，这是建矿以来沙河的最高洪水位。为防止洪水泛滥，1986年加固了沙河大坝。但近年来大坝北端人为损坏严重，一旦发生大的降雨，洪水可能溢出河道，危及附近村庄和农田。 受矿井开采活动的影响，造成地面塌陷，使井田两翼形成塌陷积水坑。到1997年底，塌陷坑积水总面积2500000m2，积水总体积1781000m3。其中，东翼塌陷坑积水面积2429000m2，积水量1725000m3，西翼塌陷坑积水面积71000m2，积水量56000m3。塌陷坑积水面积和积水量每年随季节的变化而变化，6、7、8、9月份为蓄水期，到10月初积水量最大；汛期过后，由于蒸发、地下渗透和农村灌溉，塌陷坑积水量减少，每年五月末六月初积水量最少。十年来塌陷坑积水面积及积水量变化情况见表1-4。 表1-4 塌陷坑积水面积和积水体积统计表 时间 东翼 西翼 全矿 面积m2 体积m3 面积m2 体积m3 面积m2 体积m3 1988 280.5 285.7 53.7 48.0 334.2 333.7 1989 267.9 230.8 27.9 13.2 295.8 244.0 1990 267.1 200.3 37.4 21.1 304.5 221.4 1991 284.0 330.8 34.2 6.2 318.2 280.3 1992 278.3 326.9 6.4 2.4 284.7 329.3 1993 272.8 182.3 6.5 3.3 279.3 185.3 1994 250.2 156.7 6.3 5.6 256.5 162.3 1995 282.9 198.6 26.6 18.4 309.5 217.3 1996 283.7 197.6 29.0 27.1 312.7 224.7 1997 242.9 172.5 7.1 5.6 250.0 178.1 采用灰色关联分析方法，利用表124中的数据，对塌陷坑积水和-425水平涌水量关系进行评价，得出积水面积与涌水量的关联度为0.52，积水体积与涌水量的关联度为0.63。所以，塌陷坑积水面积和积水体积与井下涌水量关系不密切。分析其原因，大致有以下几点 1、矿区内基岩上部覆盖有较厚的冲积层，大气降水量主要补给潜水。 2、冲积层与基岩呈不整合接触，基岩风化带平均厚20m左右，风化带岩石松软，裂隙弥合，透水性较弱，对上下含水层水的沟通起到了一定的阻滞作用。 3、煤系地层顶部平均厚9.67m的A层粘土岩隔水性良好。 4、深部采空冒落裂隙带高度达不到地表，没有良好的导水通道。 2含水层的水文地质特征 根据开滦矿务局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1-5）。其中，Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ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。 表1-5 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 Ⅶ 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-Ca2Mg2 下HCO3-Ca2Mg2 Ⅵ 古冶组砂岩 含水层组 二迭系上统 古冶组 130 粗、中 砂岩 中等 Ⅴ 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- NaCa2 Ⅳ 7煤层顶板 含水层组 二迭系下统 大苗庄组 30 砂岩 弱 HCO3-Ca2Mg2 Ⅲ 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-NaCa2 下HCO3-SO42-Ca2Na Ⅱ 唐山灰岩 含水层组 石炭系中统 唐山组 19 石灰岩 中等 HCO3-SO42- Ca2Mg2 Ⅰ 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-Ca2Mg2 井田综合柱状图见图12 图1－2 钻孔综合柱状图 1.2.5沼气、煤尘和自燃 由于矿井开采时间不常，瓦斯含量基础资料不足，加之采区局部瓦斯含量较高，矿井瓦斯含量较低，因此难以准确推导出瓦斯风化带深度和梯度。以往曾采用林西矿瓦斯风化带深度（-449m）和梯度33m预计矿井-800水平的瓦斯相对涌出量为12.64m3/d.t，属高沼气矿井。但近年来开采实践证实，瓦斯涌出量远远低于该值。 1997年实测最大瓦斯相对涌出量为4.377m3／d.t，但-800水平各采区瓦斯含量不均衡，在掘进或回采时遇到地质构造异常时常出现瓦斯涌出量增高现象。根据“开局风[1997]681号”文下发的1997年矿井瓦斯鉴定报告，将吕家坨矿定为低沼气矿井，-800水平按高瓦斯区管理。 吕家坨矿各可采煤层均有自燃倾向性，但自68年投产至96年11月均未发生煤层自燃灾害。1996年11月25日，由于宏运煤矿12煤层东运输道掘透吕家坨矿3320老风道，造成采空区漏风，使4720回采工作面一氧化碳超限，形成了自燃发火隐患。根据“开局风[1997]681号”文，吕家坨矿12煤层按自燃发火煤层管理，矿井自燃危险程度定为Ⅳ级。 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，我矿设计开采的5、7、8、9、11、12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。 1、开采煤层主要煤质指标的等级 5煤层高灰（2540）、低硫（1.52.5）、中磷（0.010.1）。 7煤层高灰（2540）、特低硫（≤0.5）、中磷（0.010.1）。 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）。 11煤层低灰（815）、高硫（4.0）、中磷（0.010.1）。 12煤层中灰（1525）、高硫（4.0）、中磷（0.010.1） 2、开采煤层灰分成分及煤灰熔融性 7、8、9、12煤层的SiO2的含量在45左右，5煤层略高，为52.34，11煤层略低，为39.82；5、7、8、9、12煤层的Al2O3的含量在36左右，只是11煤层较低，为21.53；5、7、8煤层的Fe2O3的含量都在5以下，9、11、12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，相对来说11煤层的灰融点较低，主要是因为其煤灰中Al2O3的含量较低。 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。 2 矿井储量、年产量及服务年限 2.1 井田境界 井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素，进行技术分析后确定。一般以下列情况为界 1．以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界； 2．以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界； 3．以相邻的矿井井田境界煤柱为界； 4．人为划分井田境界。 吕家坨煤矿井田境界，北部以林西矿为界，南、东分别与钱家营矿和范各庄矿为界，矿井浅部以12煤层露头为界，深部至5煤层-1000米底板等高线为界。井田平均走向长7.5km，倾斜长5.472km，面积41km2 2.2 井田储量 矿井储量是指矿井井田边界范围内，通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量，又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资源的埋藏量，还表示了煤炭的质量。 本井田采用块段法计算的各级储量，块段法是我国目前广泛使用的储量计算方法之一。 块段法是根据井田内钻孔勘探情况，由几个煤厚相近钻孔连成块段。根据此块段的面积，煤的容重，平均煤厚计算此块段的煤的储量，再把各个经过计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量。 2.2.1矿井工业储量 矿井工业储量是勘探（精查）地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和，其中高级储量A、B级之和所占比例应符合表2－1的规定。由煤层底板等高线及储量计算图上提供的资料可计算出来设计矿井工业储量汇总表见2－2。 表2－1 矿井高级储量比例 地质开采条件 储量级 别比例（％） 简单 中等 复杂 大型 中型 小型 大型 中型 小型 中型 小型 井田内AB级储量占总储量的比例 40 35 25 35 40 20 25 15 第一水平内AB级储量占本水平储量的比例 70 60 40 60 50 30 40 不作具体规定 第一水平内A级储量占本水平内储量的比例 40 30 15 30 20 不作具体规定 不要求 表2－2 矿井工业储量汇总表 煤层名称 工业储量（万吨） 备注 A B AB C ABC 7-1煤层 6073 7302.25 13375.25 9551.13 22926.38 符合 总计 6073 7302.25 13375.25 9551.13 22926.38 符合 2.2.2矿井设计储量 矿井设计储量为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。而在该井田范围内只有煤田境界煤柱和断层煤柱。可暂时按工业储量的5％－7％计入，本设计取6％，故 ＝－P 式中 Z矿井设计储量； Z矿井工业储量； P 永久煤柱损失量，可暂按工业储量的5％－7％计入，本设计取6％； 由此 矿井设计储量Z＝22926.38（1－6％） ＝21550.8万吨 2.2.3矿井设计可采储量 矿井设计可采储量为矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱后乘以采区回采率所得到的储量。各种主要巷道的保护煤柱及可采储量见表2－3；矿井工业广场地保护煤柱留设见图2－1；工业广场保护煤柱设计计算参数见表2－4。 表2－3 矿井可采储量汇总表 开采水平 煤层名称 工业储量ABC 万吨 矿井设计储量（万吨） 矿井可采储量（万吨） 永久性煤柱损失 设计储量 设计煤柱损失 可采储量 断层 境界 工业广场 井下巷 道 其他 Ⅰ 7-1 22926.38 21.5 22926.38 21550.8 1293.048 3017.11 无 17240.64 表2－4 工业广场保护煤柱设计参数表 煤层倾角（） 煤厚（m） Φ（） γ（） β（） δ（） 埋深（m） 12 3.83 45 75 69 75 600 图2－1 工业广场保护煤柱计算图 2.3 矿井年储量及服务年限 2.3.1矿井工业制度 根据设计大纲规定以及结合矿井实际情况。规定该设计矿井年工作日为330天，每日三班工作，每日工作8小时，每日净提升时间数为16小时。 2.3.2矿井服务年限 初步设定该矿井设计年产量为2.40Mt/a，根据公式 式中 T矿井服务年限，年； Z矿井可采储量，万吨； A矿井生产能力，万吨/年； K储量备用系数，K1.3～1.5，此处取1.4。 由此验算服务年限如下 51.350年 符合要求。 3 井田开拓 3.1概述 3.1.1开拓方式选择 原矿井采用的是立井开拓方式，暗斜井延伸。由于吕家坨煤矿井田表土层厚，流沙层较多，所以井筒施工方式采用立井开拓。立井开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件的限制。立井的井筒短、提升能力大、对辅助提升特别有利。对于煤层赋存较深、表土层厚、水文情况比较复杂、井筒需要特殊法施工或多水平开采急斜煤层的矿井，一般都应该采用立井开拓。 3.1.2影响立井开拓的主要因素分析 影响设计矿井开拓方式的主要因素包括精查地质报告、所确定的煤层自然产状、构造要素、顶底板条件、冲积层结构、地形以及水文地质条件等。其中以煤层赋存深浅和冲积层的水文地质条件对开拓方式的影响最大。 3.2井田开拓 3.2.1对井田开拓中若干问题分析 1、井田开拓方式 由于本井田地势平坦，表土层厚且有流沙层，所以确定采用立井开拓方式，并按照工业广场少压煤，至少不压好煤和井下生产费用较低的原则确定了主、副井筒位于井田偏南部的井田走向中央。 为了避免采用箕斗井通风时封闭井塔困难和减少穿越流沙层，决定开凿一个风井。开采前期采用中央并列式通风方式，后期采用中央边界式通风方式，在井田西翼和中部各布置一个风井，以满足生产需要。风井就不需要留设保护煤柱，减少了煤柱的损失。同时为了减少煤柱损失和保护大巷维护条件，把运输大巷设在煤层底板下垂距为30m的岩层中。 根据吕家坨井田7-1煤层赋存条件和设计规范的有关规定，本井田可以划分为2－3个水平（即3－4个阶段）；阶段内采用带区式或采区式准备。水平划分及位置在后面的方案中进行详细说明。 .2、井硐形式、数目及其配置 ⑴.井硐形式选择 由于吕家坨矿区地势平坦，表土层较厚，流沙层较多井筒需要特殊凿岩法施工，从而确定采用立井开拓方式。立井开拓井筒短，提升速度快，提升能力大，通风有效断面大，能够满足矿井通风的需要。 ⑵井筒数目 因为新庄井田走向长度不大，且为低瓦斯矿井，前面已经确定采用立井开拓方式，故只需开凿一对提升井筒和一个风井即可。后期可以在下一水平的上方东西边界开设一个风井用于第二水平的回风。 ⑶井筒位置选择 根据井田地形和地质条件，从首先满足第一水平的开采，缩短贯通距离，减少井巷工程量考虑，将主、副井筒设置在井田走向的中央处。该处的地质构造清楚、简单、开采条件好。 3.2.2方案的提出及技术比较 根据前述各项决定，本井田在技术上可行的开拓方案有下列三种 ⑴立井三水平，见图3－2－1； 图3－1 立井三水平立井延伸开拓 ⑵立井两水平暗斜井延伸，见图3－2－2； 图3－2 立井两水平暗斜井延伸 ⑶立井一水平加暗斜井二水平延伸，见图3－2－3。 图3－3 立井一水平加暗斜井二水平延伸 从以上方案的简图可以对方案Ⅱ和Ⅲ方案进行比较，两方案的生产系统均简单可靠，但是方案Ⅲ比方案Ⅱ多开阶段石门（1850m）且相应的增加了暗斜井角度的抬高，使井筒和石门的运输、提升、排水费用增大，所以在方案Ⅱ和方案Ⅲ中决定选择方案Ⅰ。 余下的Ⅰ、Ⅱ两个方案均属技术上可行的方案，水平服务年限也均符合要求（大型矿井第一水平服务年限应大于25年）。两者相比，虽然方案Ⅱ的总投资要比方案Ⅰ高些，但是其初期投资较少，因此两方案要通过经济比较才能够确定其优劣。Ⅰ 3.2.3方案经济比较 由于方案Ⅰ和方案Ⅱ在第一水平内的准备方式和采煤方法都完全相同，方案比较法在对不同的开拓方案进行比较时，一些相同的部分可以不进行比较，于是我们在对方案Ⅰ和方案Ⅲ两个方案进行比较时，可以只将两个方案中有差 表3-1 基建工程量 方案 项目 方案Ⅰ 方案Ⅱ 工程量 /m 工程量 /m 初期 主井井筒 870 870 副井井筒 870 870 风井井筒 650 650 井底车场 910 910 后期 主井井筒 200 3300（暗斜井） 副井井筒 200 3300（暗斜井） 风井井筒 1000 1000（暗斜井） 井底车场 910 130 石 门 4000 表3-2 基建费 方案 项目 方案Ⅰ 方案Ⅱ 工程量/m 单价元/米 费用/万元 工程量/m 单价元/米 费用/万元 初期 主井井筒 870 9468.91 823.8 870 9468.91 823.8 副井井筒 870 9468.91 823.8 870 9468.91 823.8 风井井筒 650 9468.91 615.5 650 9468.91 615.5 井底车场 910 7546.09 686.7 910 7546.09 686.7 后期 主井井筒 200 11828.06 236.6 3300 3415 1127 副井井筒 200 11828.06 236.6 3300 3415 1127 风井井筒 1000 9672.85 967.3 1000 9672.85 967.3 井底车场 910 4526.34 411.9 石 门 4000 3440.52 1376.2 130 4526.34 58.8 总计 6178.4 6229.9 表3-3 生产经营工程量 方案 项目 方案Ⅰ 方案Ⅱ 工程量 工程量 立井提升/万tkm 二水平 1.268980.02 1.268980.33 石门运输/万tkm 二水平 1.268984 排水/万立方米 二水平 6182436528.7 6182436528.7 表3-4 生产经营费 方案 项目 方案Ⅰ 方案Ⅱ 工程量 /万tkm 单价 /元/（tkm） 费用 /万元 工程量 /万tkm 单价 /元/（tkm） 费用 /万元 立井 提升 165.5 4.867 805.5 2730.8 1.346 3675.7 石门 运输 33100.8 1.234 40846 排水费 15537 2.256 36605 15537 0.526 8172.462 总计 18256.5 11848.162 表3-5 综合比较 方案 项目 方案Ⅰ 方案Ⅱ 费用（万元） 百分率（﹪） 费用（万元） 百分率（﹪） 基建 工程费 6178.4 100 6229.9 100.84