煤矿毕业实习报告.docx
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煤矿毕业实习报告
1井田概况及地质特征3
1.1井田概况3
1.2井田地质特征3
1.3煤层特征5
2井田境界与储量7
2.1井田境界7
2.2井田工业储量计算8
2.3井田可采储量9
3矿井工作制度、生产能力、服务年限12
3.1矿井工作制度12
3.2矿井设计生产能力及服务年限12
4井田开拓14
4.1井田开拓的基本问题14
4.2矿井开拓方案设计比较17
4.3矿井基本巷道18
5采区巷道布置22
5.1煤层地质特征22
5.2采区采掘计划23
6采煤方法23
6.1采煤方法和回采工艺23
7井下运输30
7.1系统基本概述30
7.2采区运输设备32
8矿井提升32
8.1主井提升32
8.2主井提升设备的选型33
9矿井通风安全34
9.1矿井通风系统的选择34
9.2全矿所需风量的计算及其分配37
9.3全矿通风阻力计算37
9.4矿井通风设备的选择38
10动力供应40
10.1采区供电原则40
11矿井排水42
11.1概述42
11.2矿井主要排水设备43
参考文献44
心得体会45
1井田概况及地质特征
1.1井田概况
图1.1吕家坨矿井交通位置示意图
该矿井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°24＇，北纬39°40＇；北与林西矿井为邻，东与范各庄矿井为邻，南与钱家营矿井为邻；北通205、102国道及津唐、京沈高速公路，南通京唐港高速公路。
东有秦皇岛港，西有天津港，南有京唐港。
地面铁路有古吕范铁路专用线在京山铁路古冶站接轨，铁路、公路交通十分便利。
1.2井田地质特征
1.2.1井田地质构造
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。
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煤系地层划分及其特征
吕家坨井田地层系统属典型的华北型沉积，即石炭系下统沉积缺失，中统假整合于奥陶系中统马家沟石灰岩上，石炭系、二叠系为连续沉积，且为主要含煤岩系，煤层主要集中赋存于中部。
煤系地层各组厚度变化、岩性特征及所含标志层分述如下：
石炭系中统－唐山组（
）
下界为G层底面，上界为K3（唐山灰岩）顶面。
全矿实见点5个，厚度最大76.99m，最小65.70m，平均70.04m。
-600水平以下无控制。
底部G层为风化型铁铝质粘土岩，青灰－紫色，常呈花斑状，含铝质，具滑感，常见菱铁质鲕粒或结核。
该组岩性以浅灰－深灰色粘土岩－粉砂岩－细中砂岩为主，夹灰绿色、紫色薄层粉－细砂岩，常见鲕状铝质粘土岩。
含三层浅海相灰岩（K1、K2、K3），K1、K2厚1m左右，以深灰色为主；K3厚3m左右，为灰色－深灰色，质较纯；各层灰岩均含海百合、腕足类等海相动物化石。
1.2.3井田水文地质
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。
1.3煤层特征
1.3.1可采煤层概况
井田内可采和局部可采煤层共四层，即煤7、煤8、煤9、煤12、。
其中主要可采煤层共有2层。
即：
煤8和煤12，其余绝大部分不可采。
1.3.2煤的物理性质
7煤层为复杂结构煤层，含有1-2层泥浆，粉砂岩夹石。
煤岩类型以亮型为主，界限明显，内生节理发育，玻璃光泽。
平均厚度0.8米，该煤层为不稳定煤层。
8煤层为复杂结构煤层，有夹石1-2层，层位稳定，全井田可采，局部相变为炭质泥岩，平均厚度为4.4米。
采性指数为0.95，，煤厚变异指数为0.8，该煤层为稳定煤层。
9层为复杂结构煤层，有夹石1-2层，厚度、岩性均变化较大，该煤层只在F1断层西北及北侧和井田东南角可采，其他部位变尖或尖灭，平均厚度为0.9米，可采性指数为0.73，煤厚变异指数为0.812，该煤层为极不稳定煤层。
12层为结构简单厚煤层，煤层局部有夹石1-2层，层位较稳定，平均煤厚为5.0米，采性指数为0.98，煤厚变异系数为0.431，该煤层为稳定煤层。
1.3.3煤的围岩特性
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。
其中7煤层、8煤层、9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；12煤层的顶板为腐泥质泥岩。
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。
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。
从吕补9孔的煤层顶底板岩石物理力学试验结果看：
9煤层底板岩石普氏硬度系数较高，变形系数较大，容易维护；以7煤层顶板、12煤层顶板和底板岩石的普氏硬度系数较小，变形系数较小，而不易维护；7煤层底板、9煤层顶板的岩石普氏硬度系数小，变形系数小，而难以维护。
8煤层顶、底板
①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。
②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。
③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。
④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。
⑤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。
⑥开采技术条件：
在7、8煤层间距不足0.7m的区域两煤层合并采出，其它范围顶、底板平整，仅局部地段因河流冲刷顶板凹凸不平。
③直接底板：
以泥岩和粉砂岩为主，局部区域为细砂岩，含大量植物根化石，根化石较亮，并常含宽大的载根器，含黄铁矿晶体、薄膜和菱铁矿结核；当为细砂岩时，根化石一般较少，岩石具明显的脏感。
层厚0.8～3.0m，平均1.5m。
1.3.4煤的特征
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。
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）。
9煤层：
中灰（15—25）、低硫（1.5—2.5）、中磷（0.01—0.1）。
12煤层：
中灰（15—25）、高硫（>4.0）、中磷（0.01—0.1）。
1.3.5瓦斯和煤尘
全矿井瓦斯绝对涌出量为10.214m3/min，相对涌出量为1.790m3/t，二氧化碳绝对涌出量为22.349m3/min，相对涌出量为3.918m3/t，矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井。
瓦斯涌出不均衡，在背斜轴部等构造附近的封闭带和砂岩层中可能含有游离瓦斯，在矿井开采中应引起注意。
表1.5煤层自燃、煤尘爆炸性指数鉴定成果表
开采煤层（7）
开采煤层（8）
开采煤层（9）
开采煤层（12）
自燃倾向性
最短发火期
煤尘爆炸指数
自燃倾向性
最短发火期
煤尘爆炸指数
自燃倾向性
最短发火期
煤尘爆炸指数
自燃倾向性
最短发火期
煤尘爆炸指数
Ⅱ
-
24.54
Ⅱ
-
25.83
Ⅱ
-
23.34—25.70
Ⅱ
-
21.53
注：
Ⅰ—煤的自燃倾向性为容易自燃；Ⅱ—煤的自燃倾向性为自燃；Ⅲ—煤的自燃倾向性为不易自燃
2井田境界与储量
2.1井田境界
2.1.1井田划分依据
⑴在井田划分时，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应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150万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。
⑵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。
⑶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。
⑷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井田境界确定
矿井设计生产能力为1.5Mt/a，根据以上标准和开采技术水平并结合荆各庄矿区井田的实际情况确定井田南北长度约为3.0公里，东西宽约为5.0公里。
上部以-200水平为界；下部以-1000水平为界。
井田参数如下：
煤层平均倾角为21°，倾斜面积为12.75平方公里。
2.2井田工业储量计算
2.2.1井田储量的计算
设计井田范围内计算储量的煤层有8#、12#各煤层储量计算边界与井田境界基本一致。
矿井储量是指矿井内所埋藏的，具有工业价值的煤炭数量。
它不包含着煤炭底下埋藏的数量，而且还表示煤炭的质量，反映井田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采储量。
2.2.2保护煤柱
为了安全生产，本设计矿机依据《煤矿安全规程》规定，留设保安煤柱如下：
1、各煤层在露头处留设20m保安煤柱。
2、井田内部断层留设40m煤柱。
2.2.3井田工业储量
井田储量的计算公式：
Z=SMγ/cosα（2-1）
式中α—煤层倾角,（º）
γ—煤容重,t/m3
M—煤层的总厚度,m
S—井田面积,㎡
注：
本井田内考虑到煤7、煤9绝大部分不可采，目前情况下，暂定煤8、煤12为可采煤层，而这两层煤的厚度分别为5.0m和4.4m。
所以Z=1.275×107×9.40×1.4/cos21°
=1.797×108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。
⑴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2.1所示。
图2.1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：
a．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。
b．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=70º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。
c．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。
图2.2用垂直断面法确定建筑物下安全煤柱
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150万吨/年，工业广场占地面积为：
150÷10×0.9×10000×1.0＝1.35×105m2
设计工业广场形状为长方形，长为450m,宽为300m。
矿井的表土层厚度为40米，煤层平均倾角16.7º，δ=γ=75º，则β=70º，ɑ=16.7º，冲击层移动角Φ＝45º，围护带宽度为20m。
经计算得：
梯形高度h=890m
梯形上底AB=729m
梯形下底CD=843m
得S底=1/2×（729+843）×890=37.125万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8煤层工业场地煤柱量＝7.0×105×5.0×1.4＝4.9×106t
12煤层工业场地煤柱量＝7.0×105×4.4×1.4＝4.3×106t
故总工业场地煤柱量＝9.2×106t
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2500m，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＝2000×40×2×（5.0+4.4）×1.40=2.1×106t
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20m，防水煤柱约长为14515m,则留设井田边界防水安全煤柱的储量为：
边界保护煤柱煤量＝14515×20×（5.0+4.4）×1.40=3.82×106t
2.3.2井田可采储量计算
矿井可采储量的计算公式为：
Z＝（Zc－P）C（2-2）
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＝（1.797×108－0.1512×108）×80%＝1.32×108t
所以设计矿井可采储量为1.32×108t。
3矿井工作制度、生产能力、服务年限
3.1矿井工作制度
《设计规范》规定：
“矿井设计生产能力按工作日330d计算。
每天4班作业，每天净提升时间为16h。
”因此，设计时按矿井年工作日330d，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
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150万吨/年。
⑴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5.0m，工作面长度200m，采煤机截深06m，每天进6刀，一年330d,工作面回采率95%，则综采面的生产能力为：
200×5.0×0.6×6×330×1.4×95%＝158万吨>150万吨
故能够满足矿井设计生产能力的要求。
⑵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。
⑶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（3-1）
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=13200/（150×1.4）=62.8a
同理可计算出第一水平的服务年限为31.5a。
设计规范规定：
150万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。
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
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°
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：
①煤层赋存较深或冲积层较厚时；
②水文地质条件复杂，井筒需要特殊施工时；
③多水平开拓的急倾斜煤层；
④其他井筒形式无法开拓的条件。
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。
⑵本矿井的井筒形式
由于吕家坨北矿矿井煤层埋藏较深，冲积层厚度中等，所以，本矿井采用立井多水平开拓方式。
⑶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。
吕家坨矿北矿为新建矿井，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
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，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。
吕家坨矿北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大致是井田储量中央。
⑵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30～50m。
大型矿井相距可达60～100m，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。
根据吕家坨矿的生产实际：
产量为150万吨/年，走向长度5300m。
为保证井下生产时有足够的风量，本矿井开采前期采用中央边界式通风。
4.1.3确定开采水平及阶段高度
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