开滦矿务局吕家坨矿--采矿工程毕业设计.doc

1.矿区概述及井田地质特征
1.1矿区概述
1.1.1 交通位置
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118°24ˊ，北纬39°40ˊ。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)。
图1－1 矿井交通位置图
1.1.2 地形、地貌
吕家坨矿业分公司位于冀东平原。矿区地表为第四纪冲积平原，地势较平坦，海拔高度介于+22.74~+31.13m之间，地形总体趋势为北高南低。矿井付井口标高＋28.286m，主井口标高＋27.826m，风井口标高＋30.198m，新风井口标高＋29.708m，混合井井口标高＋28.5m，宏文煤炭有限公司提升井井口标高＋32.6m，风井井口标高＋31.0m，矿内变电站标高＋27.9m。在井田的南部及东部，由采矿活动引起的地表沉陷在矿井周围形成了较多的塌陷积水坑，其中医院、东工房南部的塌陷积水坑已被人为填平，用于建设工厂及村庄搬迁，工业广场附近的塌陷坑96年最高洪水位为＋25.893m。
1.1.3 河流及水体
井田东部有一条沙河流过。沙河在井田东部由东北流向西南，属季节性河流，旱季有时断流，雨季流量较大。在沙河两侧建有沙河防洪堤坝，西侧沙河坝顶面标高＋30m；沙河距吕家坨矿工业广场十几千米，之间还有吕范公路、吕范铁路相隔（标高都在+30m），西侧沙河坝、吕范公路、吕范铁路可有效阻挡洪水进入吕家坨矿工业广场，沙河对吕家坨矿工业广场构不成水害威胁。
1.1.4 气象及地震
本区夏季炎热多雨，6、7、8月为雨季，地面径流流入沙河和塌陷坑。冬季干燥寒冷，冰冻期自11月下旬至3月上旬，冻土带深度一般为0.8m，属半大陆性气候，经多年观测，地表水体及大气降水与矿井涌水量的变化关系不明显。
有地震记载以来，在唐山地区共发生有感地震约百余次，其中震级大于4.8级的有十余次，大于6级的有2次。最大一次地震发生在1976年7月28日，震级7.8级，极震区烈度11度。
1.1.5 矿区经济情况
区内农业以种植玉米、小麦、花生、水稻为主；工业主要有水泥、煤矿、陶瓷、钢铁、发电等产业；劳动力资源充足。
1.1.6 水源及电源
矿区由矿内净化水厂提供生产、生活用水，供水能力约为400万吨/年，另矿区内还有一座污水处理厂，提供一级B排放标准的中水，供水能力约为75万吨。
矿区与两个电网相连接，一为华北电网，另一为开滦电网。距华北电网的距离为1.3km，距开滦电网的距离为9.5km。
1.2 井田地质特征
1.2.1 井田地质构造
吕家坨井田主体构造是吕家坨背斜。开平向斜是一赋煤向斜构造，煤系地层为石炭二叠系。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30m。
吕家坨井田以褶皱构造为主。井田内自北而南依次发育有黑鸭子向斜、吕家坨背斜、范各庄向斜、毕各庄向斜、南阳庄－岭上背斜、小张各庄向斜等五个主要褶曲构造。黑鸭子向斜轴作为吕、林井田技术边界。吕家坨背斜为矿井的主体构造，约占井田面积的70%，其中深部还发育有次一级的褶曲构造。在井田南部，吕家坨背斜、毕各庄向斜、南阳庄－岭上背斜、小张各庄向斜等褶曲构造复合，形成了董各庄盆地构造区和王各庄马鞍形构造区。
1.2.2 水文地质
吕家坨矿区位于开平向斜东南翼，区内地势较平坦，地面标高介于+22.74~+31.13m之间，含煤地层位于第四系冲积层之下。地面径流不发育，降水大部分渗入地下补给潜水层，只有大雨或暴雨才形成地表径流，流入附近塌陷坑、幸福河或塌陷区等低洼地带。
第四系冲积层厚度介于10.00～103.50m之间，煤层露头带附近一般厚40~60m，自西北向东南逐渐增厚。上部有分布广泛的以细砂层为主的潜水层，冲积层第一承压含水层由上下两段组成，含水较丰富，上段以中粗粒混合砂为主，下部以粗砂、卵砾石层为主，分布在勘探区中部。
煤系地层覆于奥陶系灰岩之上，奥陶系灰岩为裂隙、岩溶含水层，煤系本身及其上部基岩具有若干个砂岩含水层，其下部有厚度约3~6m的唐山灰岩及薄层石灰岩3~4层，其含水性不均一。
在背斜轴部附近，因受构造的影响，断层较为发育，但落差均不大，其导水性较两翼为强。
1)含水层段（岩组）划分及水文地质特征
根据开滦矿区统一的含水层划分标准，将区内含水层划分七个含水层（表5-1），其中Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ含水层为直接充水含水层，其它为间接充水含水层。现分别对冲积层含水层、基岩含水层叙述如下：
⑴冲积层含水层组（Ⅶ）
本含水层组由砾石、粗砂、中砂、细砂组成，卵石粒径在20~50mm，磨圆度中等。此含水层组平均厚度34m，单位涌水量0.103—3.68L/s.m，渗透系数0.75—10.66m/d，富水性中等。上部水质为重碳酸—氯—钙—镁型，下部为重碳酸—钙—镁型。其底部与基岩风化带呈不整合接触，第四系冲积层水通过基岩风化带经常性补给基岩含水层，不直接受季节和降水的影响。但是，由于风化作用，强风化带的砂岩变成了散砂状，粘土岩常变成软泥状，使裂隙弥合，相对阻隔了第四系含水层水向基岩含水层的补给。
⑵基岩含水层
煤系地层中的各含水层组主要由不同粒径的砂岩组成，相邻含水层均由粘土岩和煤层相隔，其中以第Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ含水层组对矿井涌水量影响较大，为矿井采掘时直接充水含水层。作为煤系地层基底的奥陶系灰岩含水层(Ⅰ)，含水性强，在正常情况下，不直接参与矿井涌水，但由于局部构造裂隙带的沟通，该含水层水也有可能涌入矿井。各含水层组含水性特征概述如下：
古冶组砂岩含水层组（Ⅵ）：本含水层组位于A层之上，厚约115m，岩性以砂岩为主，局部含砾，富水中等。为矿井间接充水含水层。
5煤层顶板含水层组(Ⅴ)：该含水层组厚约220m，位于5煤层以上6m，岩性以中、细砂岩为主，具粗砂岩，泥硅质胶结、坚硬，主要成分为石英、长石、岩屑等，裂隙发育，单位涌水量0.276-1.728L/s.m，渗透系数0.91-1.37m/d，矿化度0.221—0.456g/L，水质为重碳酸—硫酸—钠—钙型。据钻孔简易水文及矿井实际涌水等分析，该含水层含水性不仅与岩性有关，同时也受补给条件和构造断裂控制，如吕家坨背斜轴部位、断层发育部位，钻孔钻进过程中泥浆冲洗液均发生大量漏失现象，背斜两翼及构造简单部位，泥浆冲洗液消耗则较小。1994年，4654工作面回采过程中，最大涌水量1.58m3/min，且不易疏干。总体来说，该含水层属含水性中等~较强的含水层。
7煤层顶板含水层组（Ⅳ）：该含水层组厚约30m，位于7煤层以上3m，岩性以粉砂岩、细砂岩为主，下部有中砂岩，局部见泥质胶结的粗砂岩，单位涌水量0.01—0.286L/s.m，渗透系数0.115—18.063m/d，矿化度0.505—0.297g/L，水质为重碳酸—钙—镁型。根据钻孔简易水文观测资料及矿井生产涌水量分析，该层含水性较弱，为矿井直接充水含水层。
12煤层~14煤层间含水层组（Ⅲ）：该含水层组厚约60m，位于12煤层以下4m，顶、底部由细砂岩及粘土岩组成，中部具厚层中粗砂岩且含砾，泥质及硅质胶结，裂隙较发育，钻进过程中常发生漏水现象。为矿井直接充水含水层，开拓巷道多布设在此层位，每遇裂隙均有滴水和淋水出现，给施工带来困难。在-950m水平延深勘探中，吕补16号孔对该含水层进行了注水试验，试验结果表明在吕家坨背斜北翼该含水层富水性及导水性均很弱，单位涌水量为0.0025L/s.m，渗透系数0.000014m/d。
14煤层~奥灰间含水层组（Ⅱ）：该层厚约130m左右，岩性以粉、细砂岩为主，夹数层灰岩（K4、K3、K2、K1）及底部G层铝土岩。其中唐山灰岩（K3）一般厚度3m左右，沉积较稳定，质不纯；单位涌水量为0.025L/s.m，渗透系数2.59m/d，水质为重碳酸—硫酸—钙—镁型，据钻孔简易水文观测资料，该层含水性较弱，为矿井间接充水含水层。
奥陶系灰岩含水层组（Ⅰ）：该层厚约420m，为煤系地层基底，与上部地层呈不整合接触，质纯。单位涌水量最大72L/s.m，渗透系数最大167.73m/d，富水性极强，矿化度0.166—0.347g/L，水质为重碳酸—钙—镁型。岩溶裂隙发育，含水性强。在-950水平延深勘探中，有两个钻孔（吕补11、吕补13）揭露该层浅部，均揭露60余米，进行了水文地质试验，并留做水文长观孔。该层为矿井威胁最大的间接充水含水层。
奥陶系灰岩下伏于煤系地层，距最下一层可采煤层达180m左右。奥陶系灰岩顶部以上30～40m内的岩层主要由粘土岩和粉砂岩组成，直接接触处均有厚层粘土岩，起着良好的隔水作用。所以在正常情况下，二者之间的水力联系为极微弱。
根据钻探取芯及抽水试验资料分析，奥陶系灰岩浅部岩溶、裂隙较不发育，单位涌水量在0.0187～0.322L/s.m之间，渗透系数在0.0308～0.491m/d之间，说明奥陶系灰岩含水层浅部富水性较弱。
2)区域岩溶地下水的补给、径流和排泄
奥陶系灰岩含水层由于其上部稳定发育的G层铝土岩及多层粘土岩、粉砂岩，正常情况下阻隔了奥灰含水层向煤系含水层的补给。奥灰水由煤系地层下部迂回而过，至范各庄、钱家营矿南部又与冲积层承压水相遇。所以，在自然条件下，井田东北部煤岩层露头处是奥灰水补给区，相邻范各庄矿、钱家营矿为地下水排泄区。
3)矿井涌水量
矿井涌水量不大，为130m³/h。
1.2.3 其他有益矿物
本井田煤系地层中的伴生有益矿产有铁铝质泥岩、耐火粘土和稀有元素。经以往勘探采样分析，品位一般较低，目前尚无开采价值。
1)A层铁铝质泥岩
为灰紫～紫红色，细腻、性脆，呈棱角状断口或贝壳状断口，含菱铁质鲕粒。全区普遍发育，厚度在3.11～14.20m，平均7.46m，一般上部质地较纯，下部含铁量高，铝质含量低，未达到开采要求。
2)3煤层底板和14煤层底板耐火粘土
⑴3煤层底板耐火粘土
浅灰色～褐灰色，细腻具滑感，含褐红色菱铁质鲕粒，顶部含植物根化石，厚度2～3 m，因含铁量高而达不到品位要求。
⑵14煤层底板耐火粘土
灰色～深灰色，富含植物根化石，团块状构造，厚度2～3m，因含铝量低而达不到开采品位的要求。
3)稀有元素
在煤质化验中表明，煤层中存在一定量的稀有元素锗、镓、钒等，其中锗含量1.005～2.000ppm，镓含量16.168～21.000ppm，钒含量0.020～0.036ppm之间，都远远达不到开采品位。
1.3 煤层特征
1.3.1煤层
煤层的结构和厚度总体上与勘探阶段一致，主采煤层煤质稳定，煤类单一。计算储量煤层为两层，即7号和8号煤层，总厚度8.8米。
7煤层： 勘探厚度3.8～5.2m，平均4.8m，除局部煤层变薄、局部受冲刷缺失外，实见煤厚、结构与勘探阶段相符合，为全区可采煤层。
8煤层： 勘探厚度3.5～4.8m，平均4m，为全区可采煤层。
全矿及邻区实见163个点，7～8煤层层间距最大15.14m，最小0.10m，平均4.44m。间距变异系数77.78％。井田东、西部间距较小，向中部逐渐增大。在中部间距较大区中间又有一个形状不规则的间距缩小区。
表1-1 各煤层容重表
煤层
7
8
容重(t/m3)
1.49
1.55
表1-2 各可采煤层煤厚、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
7
3.6～5.4
仅西北部煤厚在4m以下，个别点煤厚偏大
0.15～15.14
平均4.52

井田中部间距最大，往西间距变小，往东北两煤层合区
4.8
8
3.6～4.4
煤厚变化不大
4.0
1.3.2 煤层顶、底板
通过对钻孔所见煤层顶底板的岩层取芯情况看，各个主要煤层的顶底板的岩性基本稳定。7煤层、8煤层的顶底板岩性以粉砂岩、细砂岩为主，岩石比较完整，裂隙不发育。由于断层的破坏，使一部分煤层的顶、底板岩石遭到了严重破坏，变得比较破碎，不少钻孔遇到了漏水现象。7煤层顶板、底板岩石的普氏硬度系数较小，变形系数较小，而不易维护。
1)7煤层顶、底板
⑴ 伪顶：为0.1～0.5m的黑色炭质泥岩，较软，常呈花斑状。
⑵ 直接顶板：以深灰色粉砂岩为主，其次为灰色细砂岩和黑色泥岩，粉砂岩常夹细砂岩薄层，水平层理，含植物叶片化石，当与7-1煤层间距较小时，形成复合顶板，对顶板的管理极为不利。层厚平均为1.2m。
⑶ 老顶：大部为浅灰色细－中砂岩，斜层理发育，中厚－厚层状，较硬，有时该层直接覆于煤层之上，采后不易冒落。层厚5－20m。
⑷ 直接底板：大部分区域为粉砂岩，近煤处含大量植物根化石，当7、8煤层间距在1.0m左右时，直接底板多为黑色泥岩，顶部含根化石，底部含叶化石，同时也是8煤层顶板，局部区域为细砂岩。层厚平均0.6m。
⑸ 间接底板：灰色细砂岩，微发褐，成分以石英为主，含少量长石；坚硬，岩性不均匀，多为深灰色粉砂岩和灰色细砂岩互层的条带状结构，平行层理，当7、8煤层间距较小时，间接底板缺失。平均层厚2.5m。
⑹ 开采技术条件：7煤层伪顶分布较普遍，在掘进和回采过程中随煤体一起垮落，使原煤灰分增大。煤层直接顶、底板较为平整，绝大部分范围的顶板在煤体采出后冒落。在老顶发育区，采后不易冒落。
2)8煤层顶、底板
⑴ 伪顶：局部发育，为0.1～0.4m的黑色炭质泥岩，硬度较小，斑状结构。
⑵ 直接顶板：以黑色泥岩或深灰色粉砂岩为主，在距离煤层0.2～0.6m的位置，常含一层厚0.05～0.3m的灰白色鲕粒状泥岩，可以作为煤层对比的标志；林西矿至吕矿的-600二采四中方向的古河流冲刷区内，8煤层直接顶板变为灰白色中粒砂岩或细砂岩，自北向南粒度逐渐变细，成分以石英为主，含少量长石及粉砂岩包裹体，泥质胶结，遇水易风化膨胀。层厚在0.5～1.2m之间，平均1.0m。
⑶ 间接顶板：当7、8煤层间距大于5m时，间接顶板多为深灰～灰色带状细砂岩，夹粉砂岩薄层，层厚平均3.35m；当7、8煤层间距在2.0～5.0m时，间接顶板多为7煤层间接底板，当7、8煤层间距小于2.0m时，则间接顶板多不存在，或为7煤层直接底板。
⑷ 直接底板：以深灰色粉砂岩为主，其次为灰色细砂岩，局部为黑色泥岩，富含植物根化石，根化石一般较亮，层厚0.2～0.6m，平均0.4m。
⑸ 间接底板：浅灰色细粒石英砂岩，斜层理，厚层状，有时夹粉砂岩条带，坚硬，层厚平均2.1m。
1.3.3 煤质
各煤层均为腐植煤，颜色一般为黑色，条痕为深褐色或黑色。硬度及韧性较小，脆性较大，呈棱角状、参差状断口，外生裂隙发育，油脂光泽或玻璃光泽。以亮煤和暗煤为主，次为镜煤，少量丝炭。一般为半亮～半暗型。各煤层的宏观煤岩类型特征参见表1-3。
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

类型
夹石层数
夹石厚度
夹石岩性
对回采的
影响
变化情况
续表
7
深黑色，玻璃光泽；以暗煤为主，底部有1m左右的亮煤，条带状或层状构造，硬度较大。
复杂
0-4
0.1-0.8
含炭泥岩或粉砂 岩
随煤一起采出，增加原煤灰份。
一般含两层夹石，相对来说东部不稳定，西部稳定且厚度大。
8
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
根据GB5751-86中国煤炭分类国家标准，根据精煤干燥无灰基挥发分（Vdaf）、粘结性指数（GR.I）和胶质层厚度（Ymm）为主要分类指标。
根据各个阶段煤芯化验成果（表4-5），7煤层以焦煤（JM25、JM15），局部为瘦煤（SM13）和贫瘦煤（PS12）；8煤层以焦煤为主（JM25、JM15），局部为瘦煤（SM14）和贫瘦煤（PS12）
表1-4 煤芯化验成果表
煤层

原煤/浮煤工业分析
原/浮煤
胶质层
粘结指数G%
Mad
Ad
Vdaf
Std(%)
Qgr,v.ad
MJ/Kg
Qgr,v.adf
MJ/Kg
Ymm
Xmm

7
最小值
0.43/0.46
12.28/4.59
15.06/14.43
0.32
/0.42
18.08
32.49
8
3
15
最大值
1.56/1.71
42.03/20.80
24.68/25.11
0.79
/0.73
34.33
36.75
31
31.5
148.12
平均值
0.80/0.90
25.53/8.22
21.06/19.22
0.51
/0.60
26.82
34.8
16
19.7
66
8
最小值
0.14/0.42
12.22/4.54
14.00/16.30
0.42
/0.37
14.72
33.28
8
0.1
15
最大值
9.40/1.33
45.49/15.97
26.12/23.91
2.73
/0.95
31.81
36.4
35.5
15
83
平均值
1.22/0.90
24.91/7.72
20.86/18.75
1.21
/0.65
25.3
34.98
18.8
12.4
62
7、8煤层的SiO2的含量在45%左右 ，7、8煤层的Al2O3的含量在36%左右， 7、8煤层的Fe2O3的含量都在5%以下。原煤灰分7煤层、8煤层灰分含量以中西部比较高，而南北部灰分含量比较小。各煤层煤灰均属难融熔灰。
原煤硫份中， 7煤层的含量小于1.0%，属于低硫煤；8煤层的硫份含量在1.0～2.0%之间，属于中硫煤；从横向上看，7煤层以北部含量偏高；8煤层以中西部含量偏高。
对于浮煤挥发分， 7煤层平均值为19.15%，一般在14～24%之间； 8煤层平均值为18.64%和19.42%，一般在15～24%之间。
原煤的磷含量情况为： 7煤层在0.01-0.12%之间，为中磷煤； 8煤层小于0.01%，属于特低磷煤。
因此，可以将煤质的主要等级指标归纳如下：
7煤层：高灰（25—40）、特低硫（≤0.5）、中磷（0.01—0.1）。
8煤层：高灰（25—40）、特低硫（≤0.5）、中磷（0.01—0.1）。
原煤的水分平均值为： 7煤层在0.75-0.92%之间；浮煤水分平均值： 7、8煤层在0.75-0.91%之间。
煤层中含有锗、钒、钛、镓等微量元素，但均达不到可采品位。
1.3.4 瓦斯
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。
表1-5 吕家坨矿瓦斯化验成果表
钻孔
项目
补7
补10
补14
煤7
(ml/g)
CH4
0.53
2.59
5.68
CO2
0.25
0.19
0.10
N2
0.98
1.53
1.43
煤8
(ml/g)
CH4
1.90
3.48
0.15
CO2
0.42
0.07
0.33
N2
2.94
1.73
3.13
1.3.5 煤尘及煤的自燃
根据河北省煤矿安全生产监督管理办公室“冀煤安办[2008]51号文”《关于唐山市辖区（部分）煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复》，吕家坨矿7煤层、8煤层自燃倾向性为自燃。

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90万t/a,属于中型矿井。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：
井田的走向最大长度为6km，最小长度为5km，平均长度为5.79km。
井田的倾斜长度最大为4km，最小长度为3km，平均长度为3.8km。
煤层的倾角最大为15°，最小为8°，平均为11°，井田平均水平宽度3.85km。
井田的水平面积按下式计算：
S=H×L
式中：S—井田的水平面积，m²；
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=5.79×3.8=22（km²）
井田赋存状况示意图如图2.1所示。

图2.1 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
1)根据开滦集团吕家坨矿区井田地质报告提供的煤层储量计算图计算。
2)依据《煤、泥炭地质勘查》煤炭资源量估算指标中无烟煤为：煤层最低可采厚度为0.8m，最高灰分为40%。最高硫分为3%，最低发热量为22.1MJ/kg。
3)储量计算厚度：加石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的加石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度。
4)井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用分段块段的算术平均法。
5)煤层体积质量：7号煤层的体积质量为1.49t/m³，8号煤的体积质量为1.55 t/m³。
2.2.2 井田地质勘探
根据勘探的性质和时间，吕家坨井田的勘探工作可分为六个阶段：
第一阶段：华北煤田地质勘探局116队从1953年开始进行地质勘查，于1955年8月提交精查地质报告《开平煤田吕家坨勘探区地质报告书》。这个阶段共施工地面钻孔26个，累计进尺10352.46m。施工的钻孔主要分布于井田的东部（浅部），线距500m左右，孔距大致在500～700m左右。共获地质储量115632千吨，其中工业储量105816千吨，远景储量9816千吨。
第二阶段：由于矿井设计和对井田中深部控制的需要，华北煤田地质勘探局116队自1955年11月至1958年施工了5个浅部控制孔、3个中深部控制孔和5个井筒检查孔，累计进尺7441.07m，并于1958年提交了《吕家坨勘探区补充地质资料》、《井筒检查孔报告》等资料，完成了吕家坨井田上、中部勘探任务。探明了井田-600m水平以上地质构造，提交地质储量161710千吨，为建井设计打下了坚实的基础。
第三阶段：由于矿井采掘工程的迅速发展，要求进一步查明矿井深部煤层情况，以适应矿井的扩展。河北勘探一队于1969年至1975年10月对吕家坨井田进行了扩大深部边界的勘探，共施工53个钻孔，总工程量44866.57m。
第四阶段：从1976年至1988年，共施工钻孔187个，其中施工地面钻孔22个，累计进尺34474.07m。
第五阶段：从1989年至1998年，共施工71个钻孔，其中地面钻孔8个，井下生产钻孔32个，地面供水孔4个，探放水孔6个，注浆孔21个，累计进尺10246.54m。
第六阶段：从1999年至2008年6月，共施工地面钻孔16个，进尺16040.67m。2002年～2005年期间，吕家坨矿委托中国煤炭地质总局地球物理勘探研究院对-800m水平的四、六、八采区和-950m水平的二采区、三采区、五采区进行了三维地震勘探。2007年，由河北省煤田地质局物测地质队对-950m水平的四、六、八采区进行了三维地震勘探工作。
2.2.3 工业储量计算
井田储量的计算公式：
Z=SMiγi/cosα （2-2-1）
式中 α—煤层倾角,（º）
γi—煤容重, t/m3
Mi—煤层的总厚度, m
S—井田面积,㎡
所以 Z=2.2×107×4.8×1.49/cos11°+2.2×107×4×1.55/cos11°
=2.9976×108吨

2.3 井田可采储量
2.3.1 永久煤柱煤量
要计算井田可采储量，首先要确定各种永久煤柱损失。永久煤柱一般是指保护工业广场和井筒的工业广场煤柱，井田境界和大断层两侧的井田境界煤柱和断层煤柱，以及保护地面建筑物、河流、铁路等而留设的保护煤柱等。
1) 工业广场保护煤柱
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β、γ和δ及表土层移动角Ø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。
基岩移动角和表土层移动角如图2-3-1所示。

图2-3-1 岩层移动角示意图
安全煤柱的留设与计算一般用垂直断面法求得。
煤柱的留设的计算方法与步骤如下：
⑴确定受保护面积
如图所示，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aˊbˊcˊdˊ。

图2-3-2 用垂直断面法确定建筑物下安全煤柱
⑵确定受保护煤柱
通过受保护面积中心作一沿煤层倾斜剖面1在这个剖面上，由维护带的边缘点m1，n1起在表土层以Φ=45º划两条保护线，即m1m2，n121n2。然后在基岩中在下山和上山方向按上山移动角γ=75º和下山移动角β=69.6º作保护线，与煤层相交得nˊ和kˊ，则通过nˊ和kˊ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2，按走向移动角δ=75º作保护线，得沿走向的煤柱边界AˊBˊ和CˊDˊ，将nˊkˊ和AˊBˊ，CˊDˊ均绘制在平面图上，即得保护煤柱边界ABCD。煤柱是一个梯形。
⑶煤柱煤量计算
工业场地煤柱煤量=梯形面积*煤层平均厚度*煤层平均密度
工业广场面积的取值，依据设计井型大小按《煤矿设计规范》中《煤矿工业广场占地指标》所列数值的规定选取。
表2-1 工业广场占地指标表
井型（万吨/年）
指标（公顷/10万吨）
400～600
0.45～0.6
240～300
0.7～0.8
120～180
0.9～1.0
45～90
1.2～1.3
注：指标中小井取大值，大井取小值
本矿井井型为240万吨/年，工业广场占地面积为：
240÷10×0.7×10000×＝1.68×105 m2
设计工业广场形状为长方形，长为420 m, 宽为400m。矿井的表土层厚度为50米，煤层平均倾角11º，δ=γ=75º，则β=69.6º，ɑ=20º，冲击层移动角Φ＝45º，围护带宽度为20m。
经计算得：
梯形高度 h=1106.4m
梯形上底 AB=974.5m
梯形下底 CD=1083.1m
得 S底=1/2×（974.5+1083.1）×1106.4=113.83×104 m2
工业广场保护煤柱煤量= 梯形面积×煤层平均厚度×煤层平均密度
所以 7煤层工业场地煤柱量＝113.83×104×4.8×1.49＝8.14×106t
8煤层工业场地煤柱量＝113.83×104×4×1.55＝7.06×106t
故 总工业场地煤柱损失量＝15.2×106t
㈡ 断层保护煤柱
根据《采矿工程设计手册》，为保护矿井的安全生产，本井田无特大的断层，只有一些较小断层，所有断层长度总为3100m，断层两侧各留设40m的保护煤柱。
断层保护煤柱煤量＝断层长度×煤柱宽度×煤层厚度×煤的平均密度：
故断层保护煤柱煤量＝3100×40×2×4.8×1.49+3100×40×2×4×1.55
=3.3×106t
㈢ 边界保护煤柱
根据井田边界的地质情况，井田边界防水安全煤柱为25m，防水煤柱约长为则留设井田边界防水安全煤柱的储量为4.75×106t
2.3.2 矿井可采储量计算
矿井可采储量的计算公式为：
Z＝（Zc－P）C （2-3-1）
式中 Z—矿井可采储量
Zc—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0.85
Z＝（2.9976×108－0.152×108－0.033×108－0.0475×108）×75%＝2.095×108 t
所以设计矿井可采储量为2.095×108 t

3 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300 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300 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。主采煤层厚度4.8m，工作面长度210 m，采煤机截深0.6m，每天进9刀，一年300 d ,工作面回采率93% ，则 综采面的生产能力为：
210×4.8×0.6×9×300×1.49×93%＝226.3万吨
由于掘进出煤约占矿井产量的10%，等于24万吨。226.3+24=250.3>240万吨每年。
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
0°～25°
煤层倾角
25°～45°
煤层倾角
45°～90°
6.0及以上
80
40

3.0～5.0
70
35

1.2～2.4
60
30
25
20
0.45～0.9
50
25
20
15
矿井服务年限可用下式计算：
T = Z/AK （3-2-1）
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1.3
对于本矿井
T = 2.095×108 /（2.4×106×1.3）= 67.15 a
同理可计算出第一水平的服务年限为 36a。
设计规范规定：240万t/a大型矿井的服务年限不小于60a，开采倾角0～25º煤层的矿井，第一水平服务年限不小于30a。
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。7煤层、8煤层自燃倾向性为自燃。煤与瓦斯突出及冲击地压危险性小。涌水量很大。根据以上条件，本矿采用中央边界式通风，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。煤自燃的预防，可在开拓、回采工艺、巷道布置、监测等方面来采取措施。
综上所述，本矿井的设计生产能力为240万吨/年。

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
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