采矿工程毕业设计（论文）-七台河精煤集团有限责任公司龙湖九矿0.6Mta新井设计【全套图纸】 .doc

i 摘 要 本设计矿井为七台河精煤集团有限责任公司龙湖九矿 0.6mt/a 新矿井设 计，井田共有可采煤层五层，分别为 58#、59#、62c#、63#、65b#煤层，煤层总 厚度为 12.5m。本区煤层煤种有焦煤、肥煤、1/3 焦煤并有少量瘦煤、贫煤、 无烟煤，其中以焦煤为主，设计井田的可采储量 48.67mt，设计服务年限为 57a。 设计采用双立井开拓方式，集中大巷及采区石门的大巷布置方式。大巷 运输采用 10t 架线式电机车牵引 1.5t 固定式矿车运输。本井田共划分 12 个采 区,58#、59#联合开采，62c#、63#、65b#单层开采，投产工作面 1 个。本设计 采区为中一采区，采用石门装车式下部车场，分区式通风，工作面年工作日为 330d，采用“四、六”工作制，工作面长为 120m，截深 0.8m，采用的采煤方 法为走向长壁采煤法，采煤工艺为普通机械化采煤工艺，顶板处理方法为全部 垮落法。 关键词 矿井设计 立井开拓 走向长壁采煤法 全套图纸，加全套图纸，加 153893706 ii abstract this is a pit design of long hu coal mine of qi taihe,the ability production of the mine coal is 0.6mt/a.the new design has five coverable coal seams,they are 58#,59#,62c#,63#,65b#,the total thickness of the seam is 12.5 meters. coal industry brands for 1/3 coke, the recoverable reserves is 48.67mt and the service life is 57a. the mine take double vertical shaft development, concentrated in large mining area roadway and the shihmen the roadway layout.the bottom of the roadway transport planes take 10 tons car and 1.5 tons mine car.the mine field is divided into 16 mining area to explore, a mixed layout, 62c #, 63#, 65b# slice mining, 58#, 59# joint exploitation of each mining area for single-wing exploitation, face an operation. the design mining area for a mining area, using the lower part of the shihmen-loading garage,area ventilation,working face 330 days, adopt “four to six“ working system,the length of the woking face is 120 metres,the progress of cycle is 0.8 metres,the working face takes longwall working method.mining technology is ordinary mechanized mining technology. key words mine pit design vertical shaft development longwall working iii 目录 摘要i abstractii 绪论 .1 第 1 章 井田概况及地质特征 .2 1.1 井田概况.2 1.1.1 交通位置 .2 1.1.2 地形地势 .2 1.1.3 气象及地震情况 .3 1.1.4 水文地质情况 .3 1.1.5 煤田开发史 .3 1.1.6 水源及电源 .3 1.2 地质特征.4 1.2.1 矿区范围内的地质情况 .4 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 .7 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 .8 1.2.4 岩石性质、厚度特征 .9 1.2.5 井田内的水文地质情况 .9 1.2.6 瓦斯、煤尘爆炸性及煤的自然性 .11 1.2.7 煤质、牌号及用途 .12 1.3 地质勘探程度及可靠性.16 第 2 章 井田境界、储量及服务年限 .17 2.1 井田境界.17 2.1.1 井田周边情况 .17 ii 2.1.2 井田边界确定的依据 .17 2.1.3 井田未来发展情况 .17 2.2 井田储量.18 2.2.1 井田储量的计算 .18 2.2.2 保安煤柱的计算方法 .18 2.2.3 储量计算方法 .19 2.2.4 储量计算的评价 .20 2.3 矿井工作制度、生产能力及服务年限.22 2.3.1 矿井工作制度 .22 2.3.2 设计生产能力和服务年限 .22 2.3.3 矿井服务年限的确定 .23 第 3 章 井田开拓 .24 3.1 概述.24 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 .24 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 .24 3.2 矿井开拓方案的选择.24 3.2.1 井筒形式和井口位置 .24 3.2.2 开采水平的数目及标高 .29 3.2.3 开拓巷道的布置 .31 3.3 选定开拓方案的系统描述.32 3.3.1 井硐形式和数目 .32 3.3.2 井筒位置及坐标 .33 3.3.3 水平数目及高度 .33 3.3.4 石门、大巷的布置 .33 3.3.5 井底车场形式的选择 .34 3.3.6 煤层群的联系 .36 3.3.7 采区划分 .36 3.4 井筒布置和施工.37 3.4.1 井硐穿过的岩石性质及井硐支护 .37 3.4.2 布置及装备 .38 3.4.3 井筒施工 .40 3.4.4 延深意见 .41 iii 3.5 井底车场及硐室.41 3.5.1 井底车场形式的确定及论证 .41 3.5.2 井底车场的布置、储车、行车线路布置长度 .41 3.5.3 井底车场通过能力验算 .43 3.5.4 井底车场主要硐室 .45 3.6 开采顺序.46 3.6.1 沿井田走向的开采顺序 .46 3.6.2 沿井田倾向的开采顺序 .46 3.6.3 采区接续计划 .46 第 4 章 采区巷道布置及采区生产系统 .48 4.1 采区概述.48 4.1.1 采区位置、边界、范围及采区煤柱 .48 4.1.2 采区地质、煤层情况 .48 4.1.3 采区生产能力、储量及服务年限 .49 4.2 采区巷道布置.50 4.2.1 区段划分 .50 4.2.2 采区上山布置 .50 4.2.3 采区车场布置 .50 4.2.4 采区煤仓形式、容量及支护 .53 4.2.5 采区硐室简介 .54 4.2.6 采区工作面接续 .54 4.3 采区准备.56 4.3.1 采区巷道的准备顺序 .56 4.3.2 采区巷道的断面图及支护方式 .56 第 5 章 采煤方法 .58 5.1 采煤方法的选择.58 5.2 回采工艺.58 5.2.1 回采工艺的选择及使用设备 .58 5.2.2 回采工作面的循环方式和劳动组织形式 .60 第 6 章 井下运输和矿井提升 .63 6.1 矿井井下运输.63 6.1.1 运输方式和运输系统的确定 .63 iv 6.1.2 矿车的选型及数量 .63 6.1.3 采区运输设备的选择 .66 6.2 矿井提升系统.67 6.2.1 矿井主提升设备的选择及计算 .67 第 7 章 矿井通风安全 .69 7.1 矿井通风系统的确定.69 7.1.1 概述 .69 7.1.2 矿井通风系统的确定 .69 7.1.3 主扇工作方式的确定 .70 7.2 风量计算与风量分配.71 7.2.1 风量计算 .71 7.2.2 风量分配 .73 7.2.3 风量的调节方法与措施 .74 7.2.4 风速的验算 .75 7.3 矿井通风阻力计算.76 7.3.1 确定全矿最大通风阻力和最小通风阻力 .76 7.3.2 矿井等积孔计算 .77 7.4 通风设备的选择.78 7.4.1 主扇的选择计算 .78 7.4.2 电动机的选择 .79 7.4.3 反风措施 .79 7.5 矿井安全生产措施.79 7.5.1 预防瓦斯及煤尘爆炸 .79 7.5.2 火灾与水患的预防 .80 7.5.3 其他事故的预防 .80 7.5.4 避灾路线及自救 .81 第 8 章 矿井排水 .83 8.1 概述.83 8.1.1 矿井水来源及涌水量 .83 8.1.2 对排水设备的要求 .83 8.2 矿井主要排水设备.84 8.2.1 排水方式与排水系统简介 .84 v 8.2.2 主排水设备及管路的选择计算 .85 第 9 章 矿井主要技术经济指标 .88 结 论 .90 致 谢 .91 参考文献： .92 附录一 .93 附录二 .97 绪论 本设计的选题为七台河精煤集团有限责任公司龙湖九矿 0.6mt/a 新井设计。 通过大学四年的学习，运用所积累的知识做好本设计，本次设计的主攻方向是 关于龙湖九矿的新井设计，其中主要内容包括井田开拓、采区巷道布置及采区 生产系统、采煤方法、井下运输和矿井提升、矿井通风安全等。 做本次设计之前在七台河做了实地调查了解并搜集了大量的地质资料。详 细分析了龙湖矿的地质特点，结合实际情况做好设计，使设计方案具有更好的 实用效用。本设计主要是通过绘制各种图纸来进行矿井的优化设计，这其中文 字部分包括大量的方案比较，以便使设计更加合理。 2 第 1 章 井田概况及地质特征 1.1 井田概况 1.1.1 交通位置 龙湖煤矿位于七台河矿区东部，距七台河市中心 25km，行政区划属黑龙 江省七台河市勃利县北兴农场。地理坐标为北纬 45504553分，东 经 1311213115。 勃利至宝清公路从井田中部通过，七台河市距佳木斯市 172km，距牡丹江 市 232km，距哈尔滨市 587km，七台河市到以上各市均有铁路和公路相通，交 通方便。详细请见图 1-1。 倭 河 肯 图 1-1 交通位置示意图 3 1.1.2 地形地势 本区地貌为丘陵地形。地面被第四系残积，坡积及洪积所覆盖，仅东南 火山岩地形局部裸露。地势总的趋势是南部高，北部低。地面最低标高为 190.00m，最高标高为 382.92m,一般标高为 230.00m。 本区地貌可以分为三中形态： 1.堆积地形：西部龙湖河床两岸及沟谷为冲击及洪积地层，地势平缓， 沼泽湿地遍布； 2.堆积侵蚀地形：煤系地层受长期侵蚀，流水冲刷及堆积作用结果，形 成缓坡状丘陵地形； 3.火山熔岩地形：为中性火山熔岩组成。经剥蚀和刻切后形成陡坡峭壁， 呈苍穹状及脊状低山。 1.1.3 气象及地震情况 本区属于寒温带大陆性气候，年最高气温 30.538.2，年最地气温- 31-37.2，年平均气温 1.15.1。年降水量 323.9747.6mm。年蒸 发量 968.81635.3mm。冻结期为平均风速为 2.34.4m/s，最大风速 1633m/s。根据辽宁省地震大队 1964 年地震资料本区地震烈度为度。 1.1.4 水文地质情况 本区水系只有龙湖河位于井田西部。发源于龙湖东，全长约 19km，流向 西北注入倭肯河。该河无固定河道。每年的 12 月份至翌年 3 月冻结。该河属 于季节性河流常年流量为。0.021.00m3/s。据 1971 年 7 月观测流量为 8.769m3/s。 1.1.5 煤田开发史 龙湖煤田为新近开发，无开发历史。 1.1.6 水源及电源 根据已批准的七台河矿区总体发展规划，矿井用水取自桃山水库水。根据 1986 年 1 月 3 日七台河矿务局与佳木斯电业局会谈纪要及其达成协议。本矿 井电源引自七台河东部变电所。 4 1.2 地质特征 1.2.1 矿区范围内的地质情况 龙湖矿区地层走向为 ew，倾向为 n,倾角为 33。地层厚度为 880m。表土及 风化带厚度约 2063m，表土中无流沙岩。岩层多由细砂岩及中砂岩构成。详 见图（12） ，煤系地质综合柱状图，本区地层简表 （11） 。 本区赋存的地层为中侏罗统万隆组（kd2w） 、上侏罗统鸡西群滴道组 （kd3d） 、城子河组（kd3ch）及白垩系桦山群东山组（k1d） 、第四系。自上而 下叙述如下： （1）万隆组（j2w） 在本区仅分布在 f1 断层以北。本组为万隆组地层的一部分。其岩性为沉 积岩、以粗粒碎屑岩为主、夹粉砂岩、细砂岩及凝灰岩等。火山物质含量较多， 富含白云母，分选较差、岩相变化较大，基本不含煤，仅 9270 钻孔见其有薄 煤。本区实控厚度 500m。 （2）滴道组（j3d） 本组地层仅赋存于本区南部 f18f75 之间背斜轴部，本区控制厚度仅 180m。本组地层岩性偏粗，粗砂岩、含砾粗砂岩发育，有时夹砾岩层，岩相在 横向上变化较大，不稳定。本组与下伏万隆组的接触关系在邻区北岗、茄子河、 东方红区所见为不正合接触。 （3）城子河组（j3ch） 本组是本区主要含煤地层。本组地层厚度 1880m，含煤 8 层，其中可采及 局部可采煤层 5 层，可采煤层总厚 12.5m。主要可采煤层均赋存于本组之中。 本组地层之岩性与滴道组比较，粗岩石逐渐减少，而细相岩石则逐渐增多，岩、 煤层稳定性逐渐变好。组成岩石主要为粉砂岩、细砂岩、粉砂岩、细砂岩互层、 中砂岩、粗砂岩、含砾粗砂岩、煤层及少量薄层凝灰岩、云母粉砂岩等。本组 与下伏滴道组的接触关系为整合接触。 （4）东山组（k1d） 本组地层出露在 f19 断层以南，是城子河组的上覆地层。该组在勃利煤 田分布广泛，沉积厚度也较大，但在本区实际控制厚度仅为 400m 左右，本组 地层与城子河组的接触关系，在铁东区实际控制为东山地层与城子河组为不 同层位相接触，为不整合接触关系。 （5）第四系（q） 5 为残积层、坡积层、冲洪积层，同粘土、砂砾石及粉、细、中砂等组成。 厚度由 0.510m。冲洪积层本区仅在沟谷地带有所分布。 表 11 本区地层简表 第四系 q 不整合 白垩系下统东山组 k1d 不整合 城子河组 j3ch 整合 下白垩系 下统鸡西群 滴道组 j3d 不整合 侏罗采中统万隆组 j2w 6 煤 层 综 合 柱 状 图 岩 性 描 述 层间 煤岩层厚 最大-最小 距 煤岩 结 构 煤 层 平均 名称 (米) 柱状 1:200 地 层 年 代 段组群系 大部超灰 2.4-2.7 58 59 2.6-2.9 2.1-2.4 62c 63 65b 2.8 2.6 2.2 2.3 单一 单一 单一 22.4灰黑色,泥质胶结,中等块状构造。 灰黑色，无层理，泥质胶结。 灰白色,无层理,含暗色矿物,分选 差,泥质胶结,以石英、长石为主。 灰黑色，具微波状层理。 黑色,节理和条带发育,煤质好, 半光亮型煤。 黑色上伏粉砂岩，半暗型煤。 灰白色,胶结致密,块状结构。 黑色,局部不发育,半暗型煤。 灰黑色,主要是暗色矿物,泥质胶结 微波状层理,胶结致密、坚硬。 贝壳状断口,煤较硬,半暗型煤。 黑色,层节理发育,条带状构造， 2.5-2.7 2.6 黑色，层节理发育，半暗型煤。 灰黑色,主要是暗色矿物,泥质胶结 侏 罗 系 鸡 西 群 城 子 河 组 第 二 段 粉 砂 岩 粉 砂 岩 中 砂 岩 粉 砂 岩 粉 砂 岩 22.4 4.3 5.7 139 40.7 38.8 图 12 煤系地质综合柱状 7 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 勃利煤田位于新华夏系第二隆起带，是一个弧形构造。龙湖九矿位于弧形 构造之东翼，区内褶皱，断层均很发育，并伴有岩浆活动。 本区总体构造形态简单无明显褶皱形态，断块活动特点为北升南降趋势。 主要构造见图（1-3） 1.褶皱 无明显的褶皱。 2.断层 本区断裂构造的几点规律： （1）9 本区发育 f15、f17、f18、f19、f20、f25、f30 断层，其中 f15、f20、f25、f30 断层为倾向断层并将井田分为三大块，f17、f18、f19 断 层为走向断层； （2）总体为北部上升、南部下降的规律； （3）逆断层多数为走向断层，与褶曲轴平行，褶曲与逆断层相伴出现； （4）断层成组出现，并且性质相同； （5）沿地层走向、地堑、地垒相间出现的规律； （6）本区较大的走向断层为主干断层，其次生断层十分发育。 3.岩浆活动 本区岩浆活动可分为两期。第一期为大规模侵入活动，侵入煤系地层之 中，呈岩床产出，为闪长粉岩。第二期岩体以岩盖形态产出，覆盖于含煤地层 之上。岩性在镜下鉴定为安山岩。 8 图 1-3 主要构造图 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 本区含煤地层为下白垩统鸡西群滴道组和城子河组。煤系地层总厚 2060m。含煤 8 层。煤层总厚度 14.5m,其中可采和局部可采煤层 5 层。可采煤 层总厚 12.50m。 本区煤层对比采用标志层对比法、测井曲线对比法、层段岩性特征对比 法等。虽然钻孔所遇断层较多，层段被断层分割而常不完整，但是运用上述各 法，经过反复研究对比，最终所确定的层位，除断层带的附近及边远部分地带 的钻孔所确定的层位不太可靠以外，绝大部分煤层对比都是可靠的。 本区参与储量计算的煤层共 5 层 58 煤层 全区发育。f30 以东的中部存在一 nee 向变薄条带。最大厚度 2.7m，最 小厚度 2.4m，一般厚度 2.6m，单一结构，有时顶部夹 0.10m 粉砂岩。属于稳 定型至较稳定型煤层。 59 煤层 发育在本区的西部及南部，北部呈 nee 向条带变薄至不可采。最大 2.7m，最小厚度 2.5m，一般厚度 2.6m，单一结构，在发育范围内偶然出现不 可采点，有 0.1 米伪顶,属较稳定型煤层。 f f3 30 0 f f3 30 0 f f1 19 9 f f2 25 5 f f2 25 5 f f1 18 8 f f1 18 8 f f2 20 0 f f2 20 0 f f1 17 7 f f1 15 5 f f1 15 5 9 62c 煤层 单一结构，偶有一层夹石。最大厚度 2.9m，最小厚度 2.6m，一般厚度 2.8m，属稳定至较稳定型煤层。 63 煤层 中部及北部变薄而不可采。最大厚度 2.4m，最小厚度 2.1m，一般厚度 2.3m，单一结构，属较稳定煤层。 65b 煤层 北部在 f20 以北呈 ne 向出现变薄条带。南缘即 f18 以南亦呈 ne，最大厚 度 2.3m，最小厚度 2m。一般厚度 2.2m，常夹一层矸石，厚 0.25m 左右，为岩 质泥岩。属稳定至较稳定煤层。 1.2.4 岩石性质、厚度特征 煤层顶底板的厚度一般都大于 8m,多为砂岩。详细见表（1-2） 。 表 1-2 岩石性质特征表 名称容重 kg/cm3孔隙度% 抗压强度 102kg/cm3 抗拉强度 102kg/cm3 变形模量 102kg/c3 弹性模量 kg/cm3 砂岩2.02.65252200.50.40.58110 砾岩2.32.65151150.21.50.8828 页岩2.02.416301100.21.013.528 石英2.652.70.120.515351.03.06 20620 泥岩2.7 2.851.6 5.2 12.83 0.62.027510 灰岩2.2 2.75 205200.52.018510 1.2.5 井田内的水文地质情况 1.河流 龙湖河位于本区西部。发源于龙湖东沟，全长 19km 流向北西、注入倭肯 河，无固定河道，河谷沼泽相连。属季节性河流，是本区唯一河流。 2.水文地质分析 根据地下水的埋藏条件，水力性质，含水层充水空间类型，将该区划分 两个水文地质区；又根据不同的地貌单元结合地下水的补给、迳流、排泄关系 将基岩裂隙水水文地质区划分三个水文地质亚区。 10 （1）第四系冲洪积层孔隙水水文地质区 分布于龙湖河谷以及大的冲沟地段，多呈条带状分布。地下水位浅，迳 流量小，多以孔隙潜水状态出现。本区接受两侧基岩裂隙水的补给，出现局部 承压。是井田地下水的迳流排泄区。地下水位年变化幅度 3.5m 左右，水位标 高在 185200m 之间。 （2）基岩裂隙水水文地质区 冲沟、河谷地下水排泄亚区 分布范围与第四系孔隙水水文地质区基本一致。该区上部第四系地层发 育，直接与第四系砂砾含水层相接触。是本区地下水的迳流排泄区，也是基岩 裂隙水的主要集聚区。地下水位埋深小于 13.18m，据水 4 号孔抽水资料， q=0.2591/s.m，k=0.326m/d。 丘陵斜坡地下水迳流亚区 分布于勘探区中部的丘陵斜坡地带。其上部分较薄的残一坡积层，厚约 15m。大气降水以垂直运动，又有水平运动。岩层透水性较好，地下水埋深 大于 13.18m。据 3m 抽水资料，q0.03571/sm，k=0.112m/d。 低山丘陵顶部地下水补给亚区 分布于勘探区南部、东南部的地表分水岭地带。地势较高、坡度大、基 岩局部裸露。第四系的残层较薄，厚 0.21.5 米。地下水埋深大于 40m。由 于地形陡峻，有利于降水转成地表迳流流失，而不利于地下水的聚集，风化裂 隙带几乎无水，岩层含水性很弱，根据抽水分析， q0.002311/s.m，k0.00708m/d。 3.含水层 第四纪孔隙含水层，分布于龙湖河谷及中部的冲沟地带。上部为含水性 较弱的粘性土，下部为分选不好的冲击洪积的中砂、细砂、粉砂，以孔隙充水 为主，富水性较弱，平均厚小于 2m，局部承压。水化学类型为 hco3- camg.hco3-cana 型水。 风化裂隙含水带，位于基岩浅部 7080m，由风化裂隙和松驰裂隙组成。 以裸露和半裸露状态存在，受大气降水补给，地下水存在类型为潜水。岩性粗、 富水性好，岩性细、富水性差。水化学类型以低矿化度 hco3-ca 型中性水为主。 4.充水因素 本区以大气降水补给为主，根据多年开采，矿井涌水量观测资料可知， 每年七、八、九月份矿井水量明显增加。大气降水是主要的补给水源。本区为 基岩裂隙充水矿床，煤层露头均位于当地侵蚀基准面以上，大气降水直接补给 11 地下水，水文地质类型为 ii 类 i 型，气象型充水矿床。 5.涌水量变化规律： （1）矿井涌水量初期开采较大，随开采深度加深矿井涌水量呈逐步稳定 的趋势； （2）河谷区或接近河谷区，矿井涌水量较大，丘陵区涌水量较小； （3）巷道出水位置和形成以顶板滴水，淋水为主； （4）矿井涌水量随矿井开采面积增加而增加。 1.2.6 瓦斯、煤尘爆炸性及煤的自然性 1.瓦斯 瓦斯矿井，初期开采时，由于地质条件复杂，开采深度小，-100m 水平以 上，瓦斯涌出量非常小。随着开采深度增加瓦斯涌出量逐渐增加。不同煤层瓦 斯含量也有不同。生产实际揭露三采的 62c、58 上两煤层瓦斯含量最高， 63、65b、含量一般，其它煤层含量较小。全区各煤层煤尘有爆炸性。 根据 9223 孔采样资料，瓦斯含量为 11.8mt/g。全区瓦斯可分三带，浅部 为 co2-n2，中部为 n2-ch4带，深部为 ch4带。由于地质报告没有提供瓦斯等级 则按高沼气矿井设计。 2.煤尘爆炸性 在本区煤层做了煤尘的爆炸实验，实验结果有爆炸性。火焰长度为 5mm， 加岩量 10%-80%才能制止。 3.煤的自然性 本区对煤层的煤芯和煤样进行化验，均为不自然。 4.地温 根据鸡西市气象站资料。推定本区恒温带深度为 1626m，温度为 6. 本区平均地温梯度为 2.6/100m，平均地热增温率为 38.7m/地温梯度小于 3。本区属温度正常区。 1.2.7 煤质、牌号及用途 1.煤的物理性质和煤岩特性 本区煤为黑色深黑色、玻璃光泽强玻璃光泽，裂隙发育、质脆易碎。 多为贝壳状断口和阶梯状断口。均一结构条带状结构。硬度小。煤芯以粉状 为主，其次为块状及少数鳞片状。以光亮型半亮型煤为主。极少为半暗型煤。 12 比重最小为 1.33，最大为 1.66，平均为 1.58。容量最小为 1.27，最大为 1.58，平均为 1.39。 各煤层镜质组含量一般为 6090，半镜质组含量 0.24.5、丝 质组含量为 0.5518.49、稳定组含量为 0.20.5。煤的变质阶段： 焦煤、肥煤、1/3 焦煤为阶段，镜煤反射率 0.951.5730。无煤煤、 贫煤为-阶段，镜煤反射率为 1.73722.2128。从煤岩组分与化学分 析中看出：矿物杂质含量在 30以上的煤的灰份在 40以上。 表 1-3 煤岩组分与化学分析对照表 层化学分析有机质岩矿杂质 煤 种 采 样 号 ad%vdaf%y(mm) 镜质组 半镜 质组 丝质 组 稳 定 组 单 独 有机 质 合 计 点 数 5828.9328.982180.991.313.780.22.311.514 2 5929.3328.2626.577.151.944.55 16 2 6226.3924.2228.575.81.312.4 11 1 6320.8221.6513.570.282.418.5 2.66.158.7 2 65b22.8423.331773.434.5311.1 3.47.5511 4 表 1-4 各煤层容重表 煤层号煤种煤层灰分平均值采用 ard 值 58fmjm1/3jm30.23(37)1.4 59fmjm1/3jm24.12(32)1.4 62cfmjm1/3jm16.28(13)1.4 63fmjm1/3jm20.72(31)1.4 65bfmjm1/3jm23.33(38)1.4 13 2.化学性质和工艺性能： （1）煤的种类：煤种划分标准，根据中国煤炭分类国家标准 （gb575186） （1986 年 10 月 1 日起试行） 。本区煤种有焦煤、肥煤、1/3 焦 煤、瘦煤、贫煤、无烟煤、其中焦煤、肥煤、1/3 焦煤占总储量 97.14，焦 煤占总储量 56.84，肥煤占总储量 27.92，1/3 焦煤占总储量 12.38。而 瘦煤、贫煤、无烟煤仅局部存在，仅占总储量的 2.86，其中瘦煤占煤炭总 储量 2.23。贫煤占总储量 0.46，无烟煤占总储量 0.17。焦煤、1/3 焦 煤主要分布在中、下部煤层，肥煤主要分布在上、中部煤层。 （2）煤种界线的划分依据：本区肥煤以 y 值大于 25mm 或 b 值大于 150。1/3 焦煤以 vdaf28-37，g 值大于 65。焦煤以 vdaf20-28，g 值大 于 50。由于本区勘探时间较早，部分煤样未测 g 指数，因此 1/3 焦煤与焦煤 分界以 vdaf 小于 28为焦煤，当 vdaf 在 2837时则划为 1/3 焦煤。当 vdaf 小于 20，g 值在 65 以下划为瘦煤。当 vdaf 小于 20，y 为 0 粉，g 等 于 0-5 时划为贫煤。当 vdaf 小于 10时划分无烟煤。本区煤种划分在储量图 上根据合格采样点的化验成果，用插入法并就近构造线或煤层等高线圈定煤种 界线。由于部分煤层采样不足，根据上、下煤层煤种情况，推测其煤种界线。 全区所圈定煤种界线基本可靠。 （3）煤的变质作用：区内煤种在平面上，基本上是沿着北东南西方向 分布与煤层走向基本一致。受构造影响不大，在 9 线、10 线、12 线、13 线、 15 线，标高300600 米以下局部处出现瘦煤、贫煤及无烟煤，其原因可 能是受隐伏的火成岩体影响。 本区煤主要以区域变质作用为主，局部为接触变质作用: 区域变质作用：主要表现在上部煤系地层煤的变质程度低（fm） ，下部 地层煤的变质程度高（jm）并随着煤的埋藏深度不同，由浅至深 煤的挥发份 值由 28.35 逐渐降低到 22.86，镜煤反射率由 1.1552增至 1.4612。碳 含量由 88.48逐渐增高到 89.38，氢含量由 5.28逐渐降至 5.19。氧含 量由 4.5降至 3.57，呈有规律的变化。如区内第 16 勘探线 9276 号孔煤层 的煤岩及工业分析元素分析资料表明：煤层随现代埋藏深度的不同，煤化学指 标呈有规律变化。镜煤反射率每 100m 增高梯度增加 0.062。挥发份值每 100m 递减 1.125梯度。碳含量每 100m 增加 0.23，氢加氧每 100m 减少值 分别为 0.098和 0.17。这些数值变化，体现了深成变质的规律。 接触变质作用：区内岩浆岩以闪长玢岩为主，分布在第 14 线-19 线， 其中 17 线19 线有 2 个岩体，主要表现为顺层侵入和局部吞蚀部分煤层，岩 14 体厚 10m400m 左右，由于岩浆体带来的高温对煤质起主导作用，因此与侵入 体直接接触的煤，受其影响，表 vdaf 降低，粘结性消失。距岩体越近，受影 响越大。远离岩体受影响小或不受影响。 煤的灰变化与煤层发育有关，煤层厚度大，发育稳定，煤的灰份值较低， 煤层厚度变小处于边缘地段并发育不稳定时煤的灰份值相对变高，如 58 上号 煤层南部 f18 号断层附近，煤层发育不稳定，忽厚忽薄，煤的灰份在 40左 右，北部煤层发育稳定，灰份较低而稳定。59 号煤层北部煤层发育不稳定， 其灰份值也有偏高的趋势。 厚煤水分含量，肥煤见 0.151.54，平均值为 0.80，1/3 焦煤由 0.441.66，平均值为 0.99。焦煤由 0.311.79，平均值为 0.71。瘦煤由 0.370.93，无烟煤平均值为 1.55。 精煤挥发份含量： 1/3 焦煤由 28.1535.94，平均值为 29.78， 瘦煤由 13.7427.96。平均值为 24.46。贫煤由 12.3016.82平 均值为 14.47，无烟煤由 5.687.80。全区煤层 co2含量小于 2对煤 层挥发份测值没有影响。 肥煤粘结指数由 90103，平均值为 96.8，胶质层厚度由 25.536 毫米， 平均值为 28mm，奥亚膨胀度由 150318.5，平均为 212.8，1/3 焦煤粘 结指数由 77102，平均为 93，胶质层厚度幅 9.025mm 平均为 21mm，奥亚 膨胀度由 10210，平均为 151.8，焦煤粘结指数由 55-98 平均值为 87.5，胶质层厚度 9.025mm，平均为 18.5mm。奥亚膨胀度由-5149.6， 平均值为 76。 原煤发热量（qbadmj/kg）：肥煤由 12.52mj/kg34.03mj/kg 平均 28.08mj/kg，1/3 焦煤由 16.85mj/kg39.97mj/kg，平均值为 26.70mj/kg， 瘦煤由 22.6mj/30.8mj/kg 平均为 26.89mj/kg。贫煤由 24.98mj/kg30.25mj/kg，平均为 27.01mj/kg。无烟煤为 27.06 mj/kg。 精煤碳（cdaf）含量：肥煤由 86.7890.24，平均为 88.63。1/3 焦煤由 86.45%89.96%,平均为 87.77%,焦煤由 85.4%91.53%，平均值为 89.34，瘦煤由 90.0791.3，平均为 90.82，贫煤由 89.1993.39平均值为 91.61。 肥煤原煤全硫含量由 0.1100.72，平均为 0.70，精煤全硫含量 为 0.140.39，平均为 0.31，1/3 焦煤原煤全硫会计师由 0.100.55，平均仁政为 0.26，精煤全硫含量由 0.160.34，平 均值为 0.30，焦煤原煤全硫含量由 0.181.00，平均为 0.26，精煤 全硫含量由 0.2240.64，平均为 0.30。贫煤原煤全硫含量由 15 0.210.60，无烟煤原煤全硫含量为 0.45。全区各种硫：硫酸盐硫 00.11，精煤为 00.06，硫化铁硫 sp.d：原煤由 00.09，精煤由 00.11，精煤为 014，有机硫 so.d 原煤由 0.080.28，精煤由 0.110.38。因此以下有机硫占主要。 焦煤砷（asad）含量由 07ppm，平均为 1.9ppm，氯含量由 00.024，平均为 0.009，肥煤砷（asad）由 03.0ppm，平均为 1.4ppm，氯（clad）含量由 0.0010.021，平均为 0.01。1/3 焦煤砷 （asad）由 0.42.4ppm，平均为 1.9ppm，氯（clad）含量 0.0040.012，平均值为 0.007。 煤灰成份（平均值） ，全区 sio2 含量为 65.80。al2o3 含量为 19.72。fe2o3 含量为 3.94。cao 含量为 2.10，mgo 含量为 0.82，so3 要煤层灰熔点，安施特诺公式， 58 煤层 k23.43，59 煤层 k20.16，63 煤 层 k13.29，65b 煤层 k13.20。 本区煤层煤种有焦煤、肥煤、1/3 焦煤并有少量瘦煤、贫煤、无烟煤，其 中以焦煤为主。原煤灰份为中灰煤富灰煤。属特低硫煤。邻近生产坑口煤炭 都为炼焦用煤。因此本区煤炭适合做为炼焦用煤。 1.3 地质勘探程度及可靠性 本矿井的勘探分普查、精查、补堪和深部补堪四类。本矿井勘探基本详 尽可靠，可共矿井初期设计参考。 16 第 2 章 井田境界、储量及服务年限 2.1 井田境界 2.1.1 井田周边情况 本井田位于黑龙江省七台河市勃利县北兴农场境内，距七台河市中心 25km，勃利至宝清公路从井田中部通过，见图（2-1） 。 17 倭 河 肯 图 2-1 井田周边略图 2.1.2 井田边界确定的依据 1.以大的断层和勘探边界为矿界； 2.以保证井田的合理尺寸，及与邻近矿区处理好关系。 2.1.3 井田未来发展情况 由于本井田虽然有几条大的断层，但投产时的产量能及时达到设计生产 能力，随着开采深度的增加，煤层赋存条件转好，采用新技术防治矿井瓦斯， 产量会有较大的提高幅度。 2.2 井田储量 2.2.1 井田储量的计算 参加储量计算的煤层有 58、59、62c、63、65b 共五层煤。根据煤炭资 源地质勘探规范规定，工业指标确定为倾角小于 35煤层，能利用储量选 18 用厚度0.70m,灰分40%；暂不能利用储量厚度为 0.600.70m,灰分在 40%50%之间。倾角在 3035，能利用储量厚度选用0.60m,暂不能利 用储量选用 0.500.60m。 根据煤炭部煤炭资源地质勘探规范规定和我国能源政策、资源状况 及目前煤矿开采技术条件，本区绝大部分为炼焦用煤。按全国储量颁发的煤炭 资源地质勘探规范第十条规定的储量计算工业指标进行储量计算，分能利用储 量和暂不能利用储量两类。容重采用原报告数据。 储量计算中对个别高灰分点， 58 层、65b 层点，虽然灰分略高，但从煤 层灰分变化规律看，则属于采样质量问题，故未剔出，而计为能利用储量。 2.2.2 保安煤柱的计算方法 参照保护煤柱的设计原则如下： 1.在一般情况下，保护煤柱应根据受护面积边界和移动角值进行圈定； 2.地面受护面积包括受保护对象及周围的受护带； 3.当受护边界与煤层走向斜交时，根据基岩移动角求得垂直与受护边界 方向的上山方向移动角和下山方向移动角，然后再确定保护煤柱； 4.立井保护煤柱应按其深度，用途，煤层赋存条件和地形特点留设，立 井深度大于或等于 400m 的以边界角圈定，小于 400m 的以移动角圈定。 为了安全生产，本设计矿井依据煤矿安全规程 ，留设保安煤柱如下： 1.各煤层在露头处留设 20 m 保安煤柱； 2.边界断层留设 20m 保安煤柱； 3.井田内部断层留设 20m 保安煤柱； 4.河流两侧各留设 20m 保安煤柱； 5.地面建筑物留设 50m 保安煤柱。 按以上方法计算得： 总损失量：5.40mt； 损失率： 11.33%。 2.2.3 储量计算方法 采用分水平及投影块段法，用煤层真厚度和斜面积计算储量，块段平均厚 度采用钻孔见煤厚度，以算术平均法求出。 19 计算公式： ； m s q cos 式中 块段储量 ； q 块段平面积；s 煤层平均倾角； 块段平均厚度； m 煤的容重，详见表（2-1） 。 表 21 各煤层容重表 序号煤层号容重/（g/cm3） 1581.40 2591.40 362c1.39 4631.38 565b1.41 块段面积在 1：5000 的煤层储量计算图上用电子求积仪求，块段倾角采 用余切尺量。 2.2.4 储量计算的评价 表 2-2 龙湖九矿储量计算表 煤层号面积/m2 工业储 量/mt 永久损 失/mt 可采储 量/mt 回采 率 585.1810620.084.7512.2780% 595.0410617.043.5910.7680% 62c4.5110613.753.428.2680% 634.310612.952.468.3980% 65b4.1410612.892.198.5680% 总计 23.1710677.6616.2348.67 20 表 2-3 一水平采区储量表 顺序 工业储量 （mt） 工业广场 压煤量 采区回采率 （%） 可采储量 （mt） 年产量 （mt） 服务年 限 （a） 西 1 8.43 无 806.560.69 西 2 3.79 无 802.820.64 西 3 2.44 无 802.750.45 西 4 2.82 无 802.250.35 中 1 9.54.77805.540.66 中 2 2.591.43800.720.34 中 3 2.451.08800.860.23 中 4 1.880.94800.750.23 东 1 6.58 无 805.080.67 东 2 3.59 无 802.870.45 东 3 2.94 无 802.360.35 东 4 2.76 无 802.20.35 一水平总工业储量 46.76 一水平总可采储量 29.76 一水平服务年限35 年 21 图 2-4 煤层储量计算块段划分示意 本次报告较系统的收集了勘探成果和近几年来大小井生产实践资料，对龙 湖矿生产矿井地质原报告，进行了全面认真的修改和补充。通过对勘探成果及 十年来采掘实测资料分析研究煤层对比、采勘对比可靠，煤质变化规律清楚。 本次报告共获得储量 77.66 mt，储量增减原因分析清楚，本报告可做为今后 矿井生产及开拓延深设计的依据。 2.3 矿井工作制度、生产能力及服务年限 2.3.1 矿井工作制度 依据煤矿安全规程 ， 煤矿生产许可法和劳动法有关规定，结 合龙湖九矿的实际情况，拟制定工作制度如下： 新一采区 0.6mt 走向长壁 采煤法 5.04mt 东二采区 0.6mt 走向长壁 采煤法 2.87mt 东三采区 0.6mt 走向长壁 采煤法 2.36mt 东一采区 0.6mt 走向长壁 采煤法 6.07mt 东四采区 0.6mt 走向长壁 采煤法 2.20mt 西四采区 0.6mt 走向长壁 采煤法 2.25mt 西三采区 0.6mt 走向长壁 采煤法 2.75mt 西二采区 0.6mt 走向长壁 采煤法 3.82mt 西一采区 0.6mt 走向长壁 采煤法 7.56mt 新四采区 0.6mt 走向长壁 采煤法 0.75mt 新三采区 0.6mt 走向长壁 采煤法 0.86mt 新二采区 0.6mt 走向长壁 采煤法 1.72mt 22 1.矿井每年工作日按 330 天计算； 2.矿井每昼夜三班工作，其中两班生产一班准备； 3.每日净提升时间为 16h。 2.3.2 设计生产能力和服务年限 本矿以查明的工业储量为 77.66 mt，估算本井田内工业广场煤柱，井田 煤柱等永久损失量占工业储量的 22%，各可采煤层均为中厚煤层，按矿井设计 规范要求确定本矿的采区采出率为 80%，由此计算确定本井田的可采储量为： 48.67mt。 (1)矿井设计生产能力的确定原则： 应根据地质条件，国民发展需要和国内外市场需求，技术装备和管理水平， 充分考虑科学技术进步等因素，依据投资少，出煤快，经济效益好的原则合理 确定。 (2)确定矿井生产能力的重要因素 a 储量是指基础储量中经济可采部分，b 地质和开采条件技术装备和管理 水平。 矿井与水平服务年限计算公式： t=z/(ak)； 式中： t 设计计算服务年限； z 可采储量，48.67mt； a 年产量， 0.6mt/a； k 储量备用系数，宜采用 1.4。 1 设计生产能力 矿井生产能力的大小主要根据井田储量、煤层赋存状况、地质条件等情 况来确定，还应考虑当前及今后市场的需煤量。根据该井田的实际情况，初步 拟定了三种矿井年生产能力方案，具体如下： 方案：0.9mt/a； 方案：0.6mt/a； 方案：0.45mt/a。 上述三种方案，具体选择哪一种，还应根据矿井服务年限来确定。 23 2.3.3 矿井服务年限的确定 矿井服务年限的计算公式如下： tz（） ； 式中： z矿井设计可采储量，48.67mt； a生产能力， mta； k矿井储量备用系数，k1.4。 根据本设计矿井实际情况，k 值取 1.4。 依据以上拟定的矿井生产能力，服务年限的确定现提出三种方案，具体 如下： 方案： 0.9mt/a /（）38a； 方案： 0.6mt/a /（）=57a； 方案： 0.45mt/a /（）=77a。 参照煤矿工业矿井设计规范 ，方案 b 较合理，即矿井生产能力 0.6mt/a，矿井服务年限 57a。 第 3 章 井田开拓 3.1 概述 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 龙湖矿分别与新铁矿、向阳矿接壤，其各自矿井开拓方式为： 24 新铁矿：立井多水平上山开采； 向阳矿：立井单水平上下山开采。 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的因素及具体情况 1.本井田所在的位置属于丘陵地带，工业场地宜选在相对比较开阔的地 阶，标高 200m。 2.本井田煤层埋藏的深度为 200m-600m,煤层倾角在 3035之间。 煤层浅部赋存标高为 200m，深部开采到-600m。垂深一般在 800m 左右。 3.顶底板为粉砂岩，粗砂岩层，稳定性好。 3.2 矿井开拓方案的选择 3.2.1 井筒形式和井口位置 (1)井筒形式的确定 在一定的井田地质条件、开采技术条件下，矿井开拓