采矿工程毕业设计（论文）-司马煤矿1.5Mta新井设计【全套图纸】.doc

中国矿业大学2012届本科毕业设计 第127页目 录一般部分1 矿井概况与地质特征31.1井田概况31.1.1位置与交通31.1.2地形地貌及水系31.1.3气候与气象31.1.4地震烈度31.1.5矿区经济概况31.1.6水源及电源31.2井田地质特征31.2.1地层31.2.2构造31.2.3水文地质特征31.3煤层特征31.3.1煤层特征31.3.2煤质31.3.3 煤层开采技术条件32 井田境界和储量32.1井田境界32.1.1井田范围32.1.2开采界限32.1.3井田尺寸32.2井田地质勘探32.3矿井地质储量32.3.1储量计算基础32.3.2矿井地质储量计算32.3.3矿井工业储量计算32.4 矿井可采储量32.4.1井田边界保护煤柱32.4.2工业广场保护煤柱32.4.3断层保护煤柱32.4.4风井保护煤柱32.4.5大巷保护煤柱32.4.6矿井可采储量33 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限33.1矿井工作制度33.2矿井设计生产能力及服务年限33.2.1确定依据33.2.2矿井设计生产能力33.2.3矿井服务年限163.2.4井型校核34 井田开拓34.1井田开拓的基本问题34.1.1确定井筒形式、数目、位置34.1.2阶段划分和开采水平的确定34.1.3井田划分34.1.4主要开拓巷道34.1.5开拓方案比较34.2矿井基本巷道34.2.1井筒34.2.2井底车场及硐室34.2.3大巷35 准备方式带区巷道布置35.1煤层地质特征35.1.1带区位置35.1.2带区煤层特征35.1.3煤层顶底板岩石构造情况35.1.4水文地质35.1.5地质构造35.1.6地表情况35.2 带区巷道布置及生产系统35.2.1带区准备方式的确定35.2.2带区巷道布置35.2.3带区生产系统35.2.4带区内巷道掘进35.2.5带区生产能力及采出率35.3带区车场选型计算35.3.1带区车场的形式35.3.2带区车场的调车方式35.3.3带区主要硐室布置36 采煤方法36.1采煤工艺方式36.1.1带区煤层特征及地质条件36.1.2确定采煤工艺方式36.1.3回采工作面参数36.1.5采煤工作面支护方式36.1.6端头支护及超前支护方式36.1.7各工艺过程注意事项36.1.8回采工作面正规循环作业36.2回采巷道布置36.2.1回采巷道布置方式36.2.2回采巷道参数37 井下运输37.1概述37.1.1井下运输设计的原始条件与数据37.1.2运输距离和货载量37.1.3井下运输系统37.2带区运输设备选型37.2.1设备选型原则37.2.2带区运输设备的选型及能力验算37.3大巷运输设备选型37.3.1运煤设备37.3.2辅助运输设备选择38 矿井提升38.1矿井提升概述38.2主副井提升38.2.1主井提升38.2.2副井提升设备选型39 矿井通风及安全39.1矿井通风系统选择39.1.1矿井概述39.1.2矿井通风系统的确定39.1.3带区通风系统的确定39.1.4矿井通风容易与困难时期的确定39.2带区及全矿所需风量39.2.1采煤工作面实际需风量39.2.2掘进工作面实际需风量39.2.3硐室需风量39.2.4其它巷道需风量39.2.5矿井所需总风量39.2.6风量分配及风速验算39.3全矿通风阻力的计算39.3.1矿井通风总阻力计算原则39.3.2矿井最大阻力路线39.3.3矿井通风阻力计算39.3.4矿井通风总阻力39.4矿井通风设备选型39.4.1主要通风机选型39.4.2电动机选型39.4.3主要通风机附属装置39.5防治特殊灾害的安全措施39.5.1预防瓦斯灾害的措施39.5.2预防煤尘灾害的措施39.5.3预防井下火灾的措施39.5.4预防井下水灾的措施310 设计矿井基本技术经济指标3参考文献3专题部分31 绪论31.1新桥煤矿巷道支护及设计现状31.2研究的意义31.3巷道围分类方法现状31.3.1锚喷支护围岩分类方法31.3.2围岩变形分类方法31.3.3围岩松动圈分类方法31.3.4煤巷围岩极限平衡区分类方法31.4巷道锚杆支护设计方法现状31.4.1常规锚杆支护设计31.4.2极限平衡区锚杆支护设计方法31.4.3煤层巷道围岩预应力锚杆支护设计方法31.4.4围岩松动圈锚喷支护设计方法31.5本文主要内容及研究方法32.1岩层巷道围岩稳定性分类32.1.1分类指标的确定32.1.2围岩分类参数及评分标准32.1.3分类结果32.2煤层巷道围岩稳定性分类32.2.1分类指标的确定32.2.2数据标准化32.2.3分类结果33 巷道支护技术思路33.1巷道支护理论33.2巷道支护技术措施33.2.1应用最新的“三高”锚杆支护技术体系33.2.2围岩注浆技术33.2.3U型棚及全封闭马蹄形刚性支架支护技术903.2.4联合支护技术914 巷道支护系统软件设计思路914.1运行环境924.2程序流程924.2窗体界面编制及部分程序924.2.1主窗体页面编制34.2.2煤巷围岩分级及支护设计页面编制935 总结与展望99参考文献99翻译部分100A method for the design of longwall gateroad roof support101Keywords: Coal mine; Roof control; Support; Design1011. Introduction1012. Current roof support design methods for longwall gateroads1023. Geotechnical roof classification of longwall gateroads1024. An index of mining induced stress1035. Characterisation of installed roof support36. Database37. Design methodology1087.1. Introduction1087.2. Rock-mass characterisation1087.3. Stress index1087.4. Design charts1108. Conclusions113References113长壁工作面区段平巷顶板支护设计方法1141简介1152目前长壁工作面区段巷道顶板支护设计方法1153长壁工作面区段平巷顶板地质分级1164采动应力指数1165顶板支护描述1196数据库1197设计方法119介绍119岩体特征描述120应力指数120结论123致谢125全套图纸，加1538937061 矿井概况与地质特征1.1井田概况1.1.1位置与交通司马煤矿位于长治县境内，行政区划隶属长治县苏店镇，北距长治市14km，其地理位置为北纬360407- 361023，东经1130033-1130530。矿界西北以太焦铁路东侧保安煤柱与南寨煤矿相望，南与经坊煤矿为邻，东部为3号煤层露头线，西邻目前在建的高河井田。图1-1-1 司马矿交通位置图1.1.2地形地貌及水系本井田地处太行山西侧，属长治断陷堆积盆地，井田内地势趋势为南高北低，北部地势较为平坦，最高点位于鲍村西山附近，标高+993.6m，最低点标高932.4m，位于安城村西。地形相对高差61.2m。本区域为河海水系，区内无大的地表水体，井田中部有一黑水河，受季节控制的间歇性小溪，向北流入浊漳河最终汇入河海。1.1.3气候与气象本区属大陆性气候，昼夜温差较大，据长治气象站观测统计，气温为-29-37.6，年降水量340.19832.9mm。夏季多东南风，冬季多西北风。1.1.4地震烈度根据已掌握的地震历史资料，本区地震动峰值加速度为0.10，对应地震烈度为VII度区。 1.1.5矿区经济概况长治县位于长治盆地东南部边缘，面积484平方公里人口约30.3万人，全县经济以煤炭工业为支柱产业。县城工业主要有采矿冶铁，建材，食品，纺织等。1.1.6水源及电源根据石宜节煤业公司司马矿井筹备处与山西省电力公司长治供电分公司达成的供电协议，司马矿井设35KV双回路供电电源，一回电源引自城南110KV变电站35KV母线，另一回电源引自韩电110KV变电站35KV母线，矿井工业广场设35KV变电所，矿井供电电源可靠。本区浅水层和地表水均无利用价值，矿井供水水源考虑用水量丰富，水质优良的奥灰水，另外，矿井涌水排至地面经净化处理达到复用水标准后，用于选煤厂生产和井下消防洒水，矿井水源比较可靠。1.2井田地质特征1.2.1地层本矿区含煤地层为晚古生代石炭-二叠系，区内除西部外缘零星出露P2s地层外，其余全部为第四系所覆盖。现依据钻孔资料将各地层由老到新简述如下：奥陶系中统(O2)为煤系地层基底，钻孔揭露厚度261.31m(2102号孔)。上马家沟组(O2s)揭露最大厚度70m左右，为灰色中厚层状的石灰岩，夹泥质灰岩及白云质灰岩。峰峰组(O2f)据长治详查资料，厚161.82-200m,平均176.21m，主要由石灰岩、泥灰岩、白云质灰岩夹石膏层组成。(二)石炭系（C）1、中统本溪组(C2b)与下伏奥陶系地层呈平行不整合接触。厚3.20-29.60m，平均10.44m。主要为一套泻湖潮坪为主的灰-深灰色的泥岩、砂质泥岩沉积，夹石灰岩及薄煤层，底部含铁铝质泥岩，含菱黄铁矿结核和大量动植物化石。2、上统太原组(C3t)区内主要含煤地层之一，厚92.90-121.31m，平均104.74m，为一套海陆交互相沉积。主要由灰深灰色砂岩、粉砂岩、泥岩、煤层及石灰岩组成，层理构造发育，动植物化石丰富。按岩性组合特征划分太原组可分为三段：下段(C3t1)：从K1砂岩底-K2灰岩底，平均厚度16.31m，以灰-灰黑色泥岩为主，夹钙质泥岩、泥灰岩，局部夹粉砂岩，含煤2-3层，其中14、15号为不可采煤层。中段(C3t2)：由K2灰岩底-K4灰岩顶，平均厚34.88m，为深灰-灰黑色泥岩、砂质泥岩，夹细粒砂岩和粉砂岩，有石灰岩、泥灰岩4-5层，含煤3层，均不可采。上段(C3t3)：由K4灰岩顶-K4灰岩底，平均厚度53.45m，为深灰-灰黑色的泥岩、砂质泥岩夹粉砂岩及细粒砂岩，见石灰岩或泥灰岩2-3层，夹不稳定的煤层5-7层，其中8-2、9为局部可采煤层。(三)二迭系(P)山西组(P1s)为矿区主要含煤地层之一，本组厚45.67-65.10m，平均57.36m。底部以K7砂岩与下伏地层呈整合接触，由砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成，中部为本区主要可采的3号煤层赋存部位。本组以色浅、含砂成分较高、交错层理发育、生物扰动构造多、植物化石丰富为特点。属滨海三角州沉积。2.下石盒子组(P1x)K8砂岩底K10砂岩底，厚43.07-75.64m，平均62.70m。以K8砂岩与下伏地层整合接触。主要为浅灰色深灰色泥岩、砂质泥岩、灰白色砂岩，顶部常含一较稳定的带紫斑的鲕粒铝质泥岩，俗称“桃花泥岩”。3.上石盒子组(P2s) 区内仅在西部零星出露，钻孔最大揭露厚度290.58m，仅出现中段和下段，底部K10砂岩与下伏地层呈整合接触。本组地层由灰绿、紫红砂质泥岩、泥岩、灰白、黄绿色中粗粒砂岩组成。(四)第三系上新统(N2)为一套山麓洪积相沉积，厚021.24m。为紫红、褐红、砖红、棕黄及黄色粘土、亚粘土与砂互层，底部含砾石层。与下伏地层呈角度不整合接触。(六)第四系(Q)区内广泛分布，钻孔最大揭露厚度198.95m，主要由亚砂土、亚粘土、粘土、砂组成，底部含砾石层。根据首采区地震资料，新生界厚度总体规律为东南部和西南部较薄，厚度变化范围在125-140m之间，中部厚度一般在140-150m之间，西北部和东北部相对较厚，厚度变化在145-170m之间。1.2.2构造矿区位于晋(城)-获(鹿)褶断带南段的主要构造形迹长治大断裂的西侧，西临武乡-阳城坳褶带。区内构造受新华夏构造体系的控制，其构造形迹亦呈多字型排列规律，总体呈一走向NNE、倾向NW、倾角4左右的单斜构造，并伴有宽缓褶曲和少量断裂，区内无岩浆岩侵入。矿区内以往勘探中发现有落差不一的中型断层5条，建井期间在一采区内揭露小型断层六条，在15号煤层中还发现小断层两条。所有断层一般均为北东走向，具有一定的规律性。1.2.3水文地质特征（1）主要水文地质条件本矿区含煤地层为晚古生代石炭-二叠系，区内除西部外缘零星出露P2s地层外，其余全部为第四系所覆盖。现依据钻孔资料将各地层由老到新简述如下：奥陶系中统(O2)为煤系地层基底，钻孔揭露厚度261.31m(2102号孔)。上马家沟组(O2s)揭露最大厚度70m左右，为灰色中厚层状的石灰岩，夹泥质灰岩及白云质灰岩。峰峰组(O2f)据长治详查资料，厚161.82-200m,平均176.21m，主要由石灰岩、泥灰岩、白云质灰岩夹石膏层组成。(二)石炭系（C）1、中统本溪组(C2b)与下伏奥陶系地层呈平行不整合接触。厚3.20-29.60m，平均10.44m。主要为一套泻湖潮坪为主的灰-深灰色的泥岩、砂质泥岩沉积，夹石灰岩及薄煤层，底部含铁铝质泥岩，含菱黄铁矿结核和大量动植物化石。2、上统太原组(C3t)区内主要含煤地层之一，厚92.90-121.31m，平均104.74m，为一套海陆交互相沉积。主要由灰深灰色砂岩、粉砂岩、泥岩、煤层及石灰岩组成，层理构造发育，动植物化石丰富。按岩性组合特征划分太原组可分为三段：下段(C3t1)：从K1砂岩底-K2灰岩底，平均厚度16.31m，以灰-灰黑色泥岩为主，夹钙质泥岩、泥灰岩，局部夹粉砂岩，含煤2-3层，其中14、15号为不可采煤层。中段(C3t2)：由K2灰岩底-K4灰岩顶，平均厚34.88m，为深灰-灰黑色泥岩、砂质泥岩，夹细粒砂岩和粉砂岩，有石灰岩、泥灰岩4-5层，含煤3层，均不可采。上段(C3t3)：由K4灰岩顶-K4灰岩底，平均厚度53.45m，为深灰-灰黑色的泥岩、砂质泥岩夹粉砂岩及细粒砂岩，见石灰岩或泥灰岩2-3层，夹不稳定的煤层5-7层，其中8-2、9为局部可采煤层。(三)二迭系(P)山西组(P1s)为矿区主要含煤地层之一，本组厚45.67-65.10m，平均57.36m。底部以K7砂岩与下伏地层呈整合接触，由砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成，中部为本区主要可采的3号煤层赋存部位。本组以色浅、含砂成分较高、交错层理发育、生物扰动构造多、植物化石丰富为特点。属滨海三角州沉积。2.下石盒子组(P1x)K8砂岩底K10砂岩底，厚43.07-75.64m，平均62.70m。以K8砂岩与下伏地层整合接触。主要为浅灰色深灰色泥岩、砂质泥岩、灰白色砂岩，顶部常含一较稳定的带紫斑的鲕粒铝质泥岩，俗称“桃花泥岩”。3.上石盒子组(P2s) 区内仅在西部零星出露，钻孔最大揭露厚度290.58m，仅出现中段和下段，底部K10砂岩与下伏地层呈整合接触。本组地层由灰绿、紫红砂质泥岩、泥岩、灰白、黄绿色中粗粒砂岩组成。(四)第三系上新统(N2)为一套山麓洪积相沉积，厚021.24m。为紫红、褐红、砖红、棕黄及黄色粘土、亚粘土与砂互层，底部含砾石层。与下伏地层呈角度不整合接触。(六)第四系(Q)区内广泛分布，钻孔最大揭露厚度198.95m，主要由亚砂土、亚粘土、粘土、砂组成，底部含砾石层。根据首采区地震资料，新生界厚度总体规律为东南部和西南部较薄，厚度变化范围在125-140m之间，中部厚度一般在140-150m之间，西北部和东北部相对较厚，厚度变化在145-170m之间。1.3煤层特征1.3.1煤层特征本区内主要含煤地层为山西组和太原组，含煤6-14层，含煤地层平均总厚162.10m，煤层平均总厚15.96m，含煤系数平均9.85%。可采煤层平均总厚8m，可采含煤系数9.3%。一、山西组：为主要含煤地层之一，地层总厚45.67-65.10m，平均57.36m，一般含煤1-3层，煤层平均总厚6.72m，含煤系数11.5%。主要可采煤层3号煤层位于本组中下部，其余煤层为极不稳定的薄煤层，不具工业开采价值。二、太原组：主要含煤地层之一，地层总厚92.90-121.31m，平均104.74m。含煤5-11层，自上而下编号为5、7、8-2、9、11、12、13、14、15号煤层，煤层平均总厚度9.32m，平均含煤系数8.9%，可采煤层平均总厚8.31m，可采含煤系数为7.9%。其中9、14、15号煤层全区不可采，8-2号煤层较稳定大部分可采，其余煤层为零星或不可采。 三 煤层对比矿区内含煤地层厚度变化不大，标志层及主要可采煤层较为稳定。煤层主要采用标志层及其层间距法，辅以地层的物性特征加以对比。各煤层对比标志如下：1号煤层：位于山西组顶部，一般为K8砂岩直接下伏。层位极不稳定。2号煤层：位于山西组中部、位于1号煤与3号煤之间两套砂岩之间，其顶板一般为砂岩，极不稳定。3号煤层：位于山西组中下部，以煤层本身厚度大，结构简单，层位稳定为特征，是很好的对比标志区别于其它煤层。物性反映特征明显，视电阻率电位曲线呈高幅值笋状，伽玛伽玛曲线呈箱形，对比可靠。5号煤层：K6石灰岩下伏。7号煤层：K5石灰岩下伏。8-2号煤层：位于9号煤层顶板泥灰岩之上10m左右，煤层顶板一般为致密的黑色泥岩、砂质泥岩，该煤层大部可采，对比可靠。9号煤层：位于K4石灰岩之上0.30-9.70m，平均3m左右，其顶板一般为泥灰岩、钙质泥岩，该煤层全区可采，对比可靠。煤层情况见表4-1。 煤层情况一览表 表4-1煤层号煤厚m平均间距层位稳定性煤层稳定性可采性10-0.50/0.168.95极不稳定极不稳定不可采20-0.60/0.04极不稳定极不稳定不可采20.6537.5-8.53/8.02稳定稳定可采21.8750-1.25/0.11不稳定不稳定不可采11.4570-1.65/0.39较稳定不稳定不可采18.268-20.45-1.78/1.31不稳定较稳定不可采11.3890.76-1.78/1.46不稳定稳定不可采7.24110-0.50/0.31较稳定不稳定不可采6.70120.16-1.45/0.55不稳定不稳定不可采5.94130-0.78/0.39较稳定不稳定不可采16.43140-1.59/0.90稳定稳定不可采4.74151.08-6.70/4.64不稳定稳定不可采备注：层位稳定性：稳定90%；较稳定：90-60%；不稳定：60-30%；极不稳定：30%煤层稳定性：稳定0.7510号煤层：位于K4石灰岩上覆。11号煤层：位于K4石灰岩下伏。12号煤层：位于K4至K3石灰岩之间。顶板一般为石灰岩、泥灰岩。13号煤层：K3石灰岩下伏。14号煤层：K2石灰岩下伏，该煤层全区稳定可采，对比可靠。15号煤层：位于K2灰岩下5m左右，顶板以泥灰岩、泥岩为主，且含大量黄铁矿，煤层厚度大，结构较复杂，全区稳定，本身可作为对比标志，视电阻率曲线呈掌状，伽玛伽玛曲线呈四指形。该煤层属不可采煤层，对比可靠。1.3.2煤质一、物理性质和宏观煤岩特征1、3号煤层：灰黑黑色，块状为主，玻璃光泽，亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤条带，属半光亮型煤。二、显微煤岩特征1、3号煤层：镜质组在72.1-73.9%之间，半镜质组4.9-6.2%之间，丝质组21.2-21.7%之间。镜质组多为均质、基质、团块状镜质组，矿物含量不多，主要以粘土类(2.7-7.3%)为主。镜质组以均质镜质体和基质镜质体为主，结构镜质体少见。半镜体多于团块体。矿物含量为4.6%，以粘土类为主，其次为黄铁矿。粘土多为层状或透镜状分布于有机质中。黄铁矿为颗粒状或结核状，其它成分较少。 1.3.3 煤层开采技术条件（1）煤层顶底板情况本井田主要可采煤层顶板主要以粉砂岩，细粒砂岩为主、底板主要以中、细砂岩为主。粉砂岩和砂泥岩互层属中等坚硬岩类，细砂岩、中砂岩胶结良好，岩石坚硬致密，抗压强度高，稳定性好，工程地质条件良好。主要煤层的顶底板情况见表1-3-3：表1-3-3 主要可采煤层赋存状况表煤层均厚/m顶板岩性底板岩性38粉砂岩，细粒砂岩中、细砂岩为主，次为砂质泥岩（2）瓦斯据经坊煤矿瓦斯资料：瓦斯成份主要为甲烷和二氧化碳，瓦斯相对涌出量4.73-8.57m3/t,平均6.77m3/t，属低瓦斯矿井。据南寨煤矿瓦斯资料：瓦斯成份主要为甲烷、次为二氧化碳及氮气，瓦斯相对涌出量为1.19m3/t,属低沼气矿井。（3）煤尘与煤的自燃据区内部分钻孔及邻近22-1孔采样作3、8-2、9、15号煤层煤的自燃趋势试验见下表。表7-3 煤的燃点试验结果表采样位置煤层号燃 点（）备 注原煤样氧化还山西煤田地质研究所测试22-2340439841122-18-240837141322-1940936941522-21541539142717043379376380170415377379393根据煤的自燃倾向性等级分类表，3号煤层的T1-3为4-14，属不自燃煤层；8-2号煤层T1-3为42，属很易自燃煤层；9号煤层T1-3为46，也属很易自燃煤层；15号煤层T1-3为14-36，属不自燃-不易自燃煤层。（4）地温以往有13个钻孔进行了简易测温，根据测温资料结果统计分析，区内恒温带深度在2040m，温度为14.7,地温梯度变化在1.15-1.45/100米之间，因此属地温正常区。（5）放射性及其它有害气体本区经各勘探阶段，对钻孔测井及大量的煤、岩样品测试，均未发现有放射性异常和大量有害气体。（6）首采面综合柱状图本设计所选主采3#煤层，其综合柱状图如图1-3-1：图1-3-1 首采面综合柱状图2 井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田范围井田处于沁水煤田长治勘探区的东部边缘地段，南北走向走向长平均6.9km，东西倾斜长度平均为6.5km，井田面积约为44.25平方千米。2.1.2开采界限本井田共含煤11层分别为3、5、7、8-2、9、11、12、13、14、15煤层，平均总厚为21.58m。3#煤层为主要可采煤层，平均总厚8m，由于13-1#煤层厚度大，赋存条件较好，故本设计矿井仅考虑3#煤层。2.1.3井田尺寸井田的走向平均长度为6.9km。井田的倾斜方向平均长度为6.5km。煤层的倾角平均为3井田的水平面积按下式计算：S = H L （2-1）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 =6.5 6.9 =44.25 km2，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井田地质勘探主采煤层3#煤，平均厚8.00m，结构简单。赋存条件稳定。2.3矿井地质储量2.3.1储量计算基础（1）根据本矿的井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；（2）根据煤炭资源地质勘探规范和煤炭工业技术政策规定：煤层最低可采厚度为0.70m，原煤灰分40%；（3）依据国务院过函（1998）5号文关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；（4）储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹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；（5）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，采用地质块段的算术平均法。2.3.2矿井地质储量计算矿井可采煤层为3#煤。由于矿井井田形状规整，本区矿井储量采用网格法，将井田分为A、B、C、D四个块段（根据等高线疏密程度划分面积小块）具体分块情况见图2-3-1井田地质储量计算面积划分示意图，根据每个面积小块的等高线水平间距和高差计算出面积小块的煤层倾角，用CAD命令计算面积小块的水平面积，由此可计算得出每个块段的不同储量，矿井地质总储量即为各块段储量相加之和。再根据： （2-2）式中Z矿井地质储量，tS 井田块段面积，m2m煤层平均厚度 煤层的容重，1.4 t/m3 各块段煤层的倾角图2-3-1 矿井块段划分图由式2-2及矿井块段划分图，则矿井地质储量：2.3.3矿井工业储量计算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。矿井工业储量是进行矿井设计的资源依据，一般也就是列入平衡表内的储量。矿井工业储量：地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部，归类为矿井工业储量。储量的分配探明储量、控制储量、推断储量按6：3：1 分配，经济基础储量、边际经济基础储量按90%、10% 分配，次边际经济基础储量不计。各种储量分配见表2-3-2：表2-3-2 矿井工业储量计算表类别探明储量/Mt控制储量/Mt推断储量/Mt经济储量边际储量经济储量边际储量数量267.6229.74133.8114.8739.65合计297.36148.48Zg=111b+122b+2M11+2M22+333k （2-3）其中：k=0.8Zg=495.6Mt2.4 矿井可采储量2.4.1井田边界保护煤柱根据司马矿的实际情况，鉴于本井田大部分边界为断层边界，按照煤矿安全规程的有关要求，井田边界内侧暂留30m宽度作为井界煤柱，则井田边界保护煤柱的损失按下式计算。 （2-4）式中：P井田边界保护煤柱损失，万t。H井田边界煤柱宽度，30m；L井田边界长度，26422.9m；m煤层厚度，8m；r煤层容重，1.4t/m3；代入数据得：P=3026422.981.4=8.9Mt2.4.2工业广场保护煤柱工业广场的占地面积，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，工业场地占地面积指标见表2-4-1。表2-4-1 工业广场占地面积指标表井型/Mta-1占地面积指标/ha0.1Mt-12.4及以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.8矿井井型设计为4.0Mt/a，因此由表2-3-3可以确定本设计矿井的工业广场为0.4km2。但是考虑到近些年来建筑技术的提高，建筑物不断向空间发展，所以，工业广场的面积都有缩小的趋势，再加上本井田煤层埋藏较深，若取工广煤柱较大会造成大量的工广压煤，所以本设计取0.70的系数，则工业广场的面积约为0.28km2。建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程第14条和第17条规定工业广场属于级保护，需要留设15m宽的围护带。本设计选定工业广场长为700m，宽为400m，新生界松散层厚度平均160m，结合本矿井的地质条件及冲积层和基岩移动角（表2-4-2）采用垂直剖面法计算工业广场的压煤损失。表2-4-2 地质条件及岩层移动角煤层倾角/煤层厚度/m广场中心深度/m/38.0+65045707070采用垂直剖面法计算所得各主采煤层工广保护煤柱面积及压煤量见下表2-4-3：表2-4-3 各煤层工广煤柱压煤量计算表煤层厚度/m工广煤柱面积/m压煤量/Mt3#898730911.08求得工业广场总压煤量为：11.08Mt采用垂直剖面法计算工业广场压煤示意图如图2-4-1所示图2-4-1 3#煤工业广场保护煤柱计算示意图2.4.3断层保护煤柱井田3#煤层现已查明一条断层，看寺正断层，其两侧各留30 m保护煤柱，则其煤柱损失可由下式求得： （2-5）式中：Pf煤柱损失，t；Li断层长度，m；m3#煤层厚度，m；煤层容重，t/m3。已知t/m3，m，代入（2-5）可得：2.4.4风井保护煤柱按照建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程（2000版）中参数计算，取东西风井工业场地为100m100m，同样采用垂直剖面法计算东西风井压煤量为：0.9Mt2.4.5大巷保护煤柱取大巷保护煤柱的宽度为30m计算可得大巷保护煤柱总量为：21.7Mt综上，矿井的永久保护煤柱损失量汇总见表2-4-4表2-4-4 永久保护煤柱损失量煤柱类型储量/Mt井田边界保护煤柱8.9断层保护煤柱4.04大巷保护煤柱21.7风井保护煤柱0.9工业广场保护煤柱11.08合计46.622.4.6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：式中：Zk 矿井可采储量，t；Zg 矿井的工业储量，485.6Mt；P 保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，46.62Mt；C带区采出率；根据煤炭工业矿井设计规范2.1.4条规定：矿井的采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85。本设计矿井3煤层厚度为8m，属于厚煤层，且为主采煤层，因此带区采出率选择0.75。则代入数据得矿井设计可采储量：3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范2.2.3条规定，矿井设计宜按年工作日330d计算，每天净提升时间宜为16h。矿井工作制度采用“三八制”作业，两班生产，一班检修。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定：（1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井，煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；（2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模，否则应缩小规模；（3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；（4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2矿井设计生产能力本矿井井田范围内煤层赋存简单，地质条件较好，首采煤层平均厚度4m，煤层平均倾角25，属近水平煤层，易于发挥工作面生产能力。全国煤炭市场需求量大，经济效益好。结合本矿区的煤炭储量，确定本矿井设计生产能力为1.5Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井可采储量、设计生产能力和矿井服务年限三者之间的关系为： T=ZK(A*T) （3-1）式中：T 矿井服务年限，a；ZK 矿井可采储量，329.24Mt；A 设计生产能力，4Mt/a；K 矿井储量备用系数。矿井投产后，产量迅速提高，矿井各生产环节需要有一定的储备能力。例如局部地质条件变化，使储量减少；或者矿井由于技术原因，使采出率降低，从而减少了储量。因此，需要考虑储量备用系数。煤炭工业矿井设计规范第2.2.6条规定：计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数宜采用1.31.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井储量备用系数选定为1.3。把数据代入公式3-1得矿井服务年限：T=63.4a3.2.4井型校核按矿井的实际煤层开采能力，运输能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：（1）煤层开采能力的校核井田内3煤层为首采煤层，煤厚8m，为厚煤层，赋存稳定，厚度基本无变化。煤层倾角平均3，地质条件简单，根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采放顶煤工作面来满足井型要求。（2）运输能力的校核矿井设计为大型矿井，开拓方式为立井单水平开拓。井下煤炭运输采用钢丝绳芯胶带输送机运输，工作面生产的原煤经胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，运输连续、能力大，自动化程度高，机动灵活；井下矸石、材料和设备采用轨道运输，运输能力大，调度方便灵活。（3）通风安全条件的校核矿井采用中央并列式通风系统，抽出式通风方式，井田中央布置一回风井，另在辅助水平处增设一风井，可以满足通风要求。（4）储量条件的校核根据煤炭工业矿井设计规范第2.2.5条规定：矿井的设计生产能力与服务年限相适应，才能获得好的技术经济效益。井型和服务年限的对应要求见表3-2-1。表3-2-1 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力万/ta-1矿井设计服务年限/a第一开采水平服务年限煤层倾角45600及以上7035300500603012024050252015459040201515930各省自定由上表可知：煤层倾角低于25，矿井设计生产能力为3.05.0Mt/a时，矿井设计服务年限不宜小于60a，第一开采水平设计服务年限不宜小于30a。本设计中，煤层倾角低于，设计生产能力为4.0Mt/a，矿井服务年限为63.4a，符合煤炭工业矿井设计规范的规定。4 井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较才能确定。井田开拓具体有下列几个问题需要确定：（1）确定井筒的形式、数目和配合，合理选择井筒及工业广场的位置；（2）合理确定开采水平的数目和位置；（3）布置大巷及井底车场；（4）确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；（5）进行矿井开拓延深、深部开拓和技术改造；（6）合理确定矿井通风、运输及供电系统。开拓问题解决的好坏，关系到整个矿井生产的长远利益，关系到矿井的基建工程量、初期投资和建设速度，从而影响矿井经济效益。因此，在确定开拓方式是要遵循以下原则：（1）贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤、高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。（2）合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。（3）合理开发国家资源，减少煤炭损失。（4）要建立完善的通风、运输、供电系统、创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好的状态。（5）要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，应为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综合机械化、自动化创造条件。（6）根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.1.1确定井筒形式、数目、位置（1）井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井，各井筒形式优缺点比较及适用条件见表4-1-1。表4-1-1 各井筒形式优缺点比较及适用条件井筒形式优点缺点适用条件平硐环节和设备少、系统简单、费用低工业设施简单井巷工程量少，省去排水设备，大大减少了排水费用施工条件好，掘进速度快，加快建井工期煤炭损失少。受地形影响特别大有足够储量的山岭地带斜井与立井相比：井筒施工工艺、设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少地面工业建筑、井筒装备、井底车场简单、延伸方便主提升胶带化有相当大提升能力，能满足特大型矿井的提升需要斜井井筒可作为安全出口。与立井相比：井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限通风线路长、阻力大、管线长度大斜井井筒通过富含水层，流沙层施工复杂。井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质条件简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。立井不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地质等自然条件限制井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利当表土层为富含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施工井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井需风量的要求，风阻小，对深井开拓极为有利。井筒施工技术复杂，设备多，要求有较高的技术水平井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。对不利于平硐和斜井的地形地质条件都可考虑立井。司马矿为浅部开采，属于低瓦斯矿井，煤层倾角小，平均3，为近水平煤层，主采煤层3#埋深平均+260m，表土层厚约160m，无流沙层，综上适合采用立井施工。（2）井筒数目的确定本井田煤层埋藏浅，地温正常，地压小，瓦斯小等特点，根据上述特点，对初期工业场地内的井筒数目提出了如下方案：工业场地内布置主井、副井，中央风井，后期在辅助水平处开一风井用于辅助水平的回风。其中主井井筒主要承担矿井煤炭提升及兼进部分风；副井井筒主要担负矸石、人员、设备及材料等辅助提升和进风，井筒内装备梯子间，作为矿井的安全出口，井筒内布置有压风管、洒水管、动力电缆和通讯电缆。回风井主要用于井田的回风。（3）井筒位置的确定本设计在选择井口位置时主要依据以下原则：工业场地应尽量靠近地质构造简单、块段完整且储量丰富的块段，以利于首采盘区位置选择和首采工作面布置，并尽量减少初期工程量，减少投资，缩短建井工期；工业场地尽量避开村庄、道路、沟渠等；井筒、井底车场尽量避开断层、陷落柱等构造带；井底车场巷道特别是主要硐室的岩性要好；场地尽量少压煤，特别是少压开采条件较好的煤；井位的确定兼顾分区划分的合理性；工业场地尽量布置在开阔地带，并尽量靠近已有的公路及铁路，尽量减少铁路、公路、供电线路的长度，以降低工程造价；井田两翼储量基本平衡。基于上述原则，结合本矿井实际地质资料，本设计将主井井口井田中央偏上的位置。4.1.2阶段划分和开采水平的确定根据井田条件和煤炭工业设计规范的有关规定，本井田可划分为3个阶段，设置1个水平和1个辅助水平。开采水平划分的依据：（1）是否有合理的阶段斜长；（2）阶段内是否有合理的带区数目；（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。本井田煤层埋藏深，近水平，3#煤层赋存标高在520m790m之间，阶段垂高仅有270m，符合设立单水平的标准，但由于阶段过长，需设一辅助水平开采。4.1.3井田划分根据井田地质构造，煤层倾角、煤层层间距、东西翼几何尺寸等特点，结合工业场地煤柱线的位置和断层的位置，断层东北部的井田用盘区开采，西北部用带区开采。断层南部的井田用带区开采。4.1.4主要开拓巷道3#煤层平均厚度为8.0m，赋存稳定，埋深浅，底板起伏不大，为