采矿工程毕业设计（论文）-常村矿2.4Mta新井设计.docx

全套图纸加扣 3012250582目录（一般部分）1 井田概述及地质特征11.1井田概述11.1.1交通位置11.1.2 矿区气候与气象21.1.3地形与河流21.1.4地震21.2地质特征31.2.1地层31.2.2构造31.2.3煤系及煤层31.2.4煤质41.2.5水文地质41.3煤层特征61.3.1煤层61.3.2煤层顶底板81.3.3煤质及工业用途81.3.4瓦斯101.3.5煤尘和煤的自燃倾向性111.3.6地温122 井田境界与储量132.1井田境界132.1.1 井田境界划分的原则132.1.2 开采界限132.1.3 井田尺寸132.2 矿井储量计算132.2.1 构造类型132.2.2矿井工业储量132.2.3 矿井可采储量143 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限173.1矿井工作制度173.2矿井设计生产能力及服务年限173.2.1确定依据173.2.2矿井设计生产能力173.2.3矿井服务年限174 井田开拓194.1井田开拓的基本问题194.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标194.1.2工业场地的位置214.1.3开采水平的确定及采采区划分214.1.4主要开拓巷道214.1.5 矿井开拓延伸方案及阶段划分214.2 矿井基本巷道254.2.1井筒254.2.2井底车场及硐室264.2.3主要开拓巷道275 准备方式带区巷道布置355.1煤层地质特征355.1.1带区位置355.1.2带区煤层特征355.1.3煤层顶底板岩石构造情况355.1.4水文地质355.1.5地质构造365.1.6地表情况365.2带区巷道布置及生产系统365.2.1带区准备方式的确定365.2.2带区巷道布置365.2.3带区生产系统375.2.4带区生产能力及采出率385.3带区车场选型计算405.3.1带区车场的形式405.3.2带区车场的调车方式415.3.3带区主要硐室布置416 采煤方法436.1采煤工艺方式436.1.1带区煤层特征及地质条件436.1.2确定采煤工艺方式436.1.3确定工作面长度446.1.4回采工作面破煤、装煤方式456.1.5进刀方式466.1.6移架方式466.1.7移运输机方式466.1.8放煤方式476.1.9采煤工艺486.2设备496.2.1液压支架496.2.2采煤机516.2.3工作面主运输设备526.3顶板管理556.3.1支护设计556.3.2工作面顶板管理566.3.3工作面上、下端头及出口的顶板管理586.4劳动组织和工作面成本596.4.1劳动组织596.4.2工作面成本596.5回采巷道布置616.5.1回采巷道布置方式616.5.2回采巷道参数627 井下运输677.1概述677.1.1井下运输设计的原始条件和数据677.1.2运输距离和货载量677.1.3矿井运输系统687.2带区运输设备选择697.2.1设备选型原则697.2.2带区设备的选型697.2.3带区运输能力验算728 矿井提升758.1矿井提升概述758.2主井提升758.2.1箕斗758.2.2提升机758.2.3钢丝绳技术特征768.2.4提升能力验算769 矿井通风及安全819.1矿井通风系统的选择819.1.1矿井通风系统的基本要求819.1.2矿井通风系统的确定819.1.3带区通风系统的确定839.2矿井风量计算849.2.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定849.2.2各用风地点的用风量和矿井总用风量869.2.3风量分配及风速验算929.2.4通风构筑物939.3矿井通风阻力计算949.3.1计算原则949.3.2矿井最大阻力路线949.3.3矿井通风阻力计算949.4选择矿井通风设备989.4.1选择主要通风机的基本原则989.4.2通风机风压的确定989.4.3主要通风机工况点1019.4.4 主要通风机的选择及风机性能曲线1019.4.5电动机选型1039.5安全灾害的预防措施1049.5.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施1049.5.2预防井下火灾的措施1049.5.3防水措施10510 矿井基本技术经济指标107参考文献109（专题部分）煤田充填开采技术浅谈111引言1131 国内外煤矿充填开采的发展状况1132 充填开采方法分类1143 应用现状1163.1 应用情况1163.2 充填效果1174 存在的问题及发展方向1174.1 存在问题1174.2 发展方向1184.2.1 强化规划引导，扩大充填开采技术应用区域1184.2.2 依靠科技进步，推进充填开采理论研究和先进技术攻关1184.2.3坚持因地制宜，积极推广应用充填开采技术1194.2.4 加强行业管理，引导和规范充填开采健康发展1205 煤矿充填开采的意义1206 结论121致 谢125V1 井田概述及地质特征1.1井田概述1.1.1交通位置 常村矿位于长治盆地西部，地势平坦，属于农业区，主要农作物有玉米、小麦、谷子、蔬菜等。常村煤矿位于山西省屯留县东部，横跨路村、上村、北岗等乡镇，地理座标为东经11254261125929，北纬361651362609。属于暖温带大陆型气候，夏热冬冷，春秋温暖，年平均降雨量为584毫米，且集中在第三季度。年蒸发量1731mm。冻土期为每年十月至次年四月，最大冻土深度0.75m。年平均气温8.9，地震基本烈度为6度。井田中部有东西向309国道穿过，南北向208道从本区东部通过，另外本矿还修有自营铁路。北距太原市200km，南距长治市23km，东距长治火车站15km，交通十分便利，见图1-1。图1-1交通位置图1.1.2 矿区气候与气象根据屯留县历年气象资料统计，1966 1978年间，年降水量在410917毫米，平均594.8毫米，年蒸发量在15021926.8毫米，平均1738.6毫米，蒸发量为降水量的26.3倍，属半干燥大陆性气候；冰冻期为每年10月到次年4月，最大冻土深度为75厘米（1977年2月）；最多风向北西，最大风速1416米/秒。根据1978年温差变化，最高气温36.6（6月30日），最低气温-19.6（2月12日），悬差56.2。1.1.3地形与河流井田流域属海河流域，漳河自南向北流经本区东缘，其支流绛河，由西向东流经本区南部，河床平缓开阔，阶地发育，北部有阉村、常隆两座小型水库，其它地表无大的水体存在。1.1.4地震历史记载1497年2月，屯留县城附近曾发生6级地震（中国地震资料表上未记载级别，地震地质大队（1970年10月）编制山西地区构造体系图上定为55.9级。）图1-2 综合柱状简图根据国家质量技术监督局发布的“中华人民共和国国家标准GB183062001中国地震动峰值加速度区划图（山西省部分）”，本区地震动峰值加速度为0.05g，相应的基本烈度为VI度，其地震设防应为VI。 1.2地质特征1.2.1地层常村煤矿广为第四系黄土掩盖，仅于北部阎村、常隆一带有二叠系上石盒子组地层零星出露，根据区内大量钻孔资料，从老到新分别叙述如下：1、奥陶系中统峰峰组（O2f）2、石炭系中统本溪组（C2b）3、石炭系上统太原组（C3t）4、下二叠统山西组（P1s）5、下二叠统下石盒子组（P1x）6、上二叠统上石盒子组（P2s）7、上二叠统石千峰组（P2sh）8、第四系（Q），如图1-2。1.2.2构造井田内地质构造以褶曲为主，地层走向近南北向西倾斜，倾角36，东部以单斜为主，伴有近东西向波状起伏，西部为近南北向褶曲，断层不发育，除北部文王山南断层和东南边界安昌、藕泽两断层较大外，区内仅有2条断层。1.2.3煤系及煤层常村井田内含煤地层有下二叠统山西组及上石炭统太原组，煤层厚7.2m，含煤系数6.9%。山西组厚54.10m，含本区最主要可采煤层3#煤层，煤层厚度5.548.32m，平均厚度7.2m，含煤系数11.20%。山西组顶部、底部，局部发育不稳定薄煤层13层，一般均不达可采厚度。1.2.4煤质本区主要可采煤层为3#物理性质：为黑色，块状、细中条带状结构，层状构造，为灰黑色条痕，具玻璃光泽，呈阶梯状或贝壳状断口，裂隙较发育。宏观煤岩成分以亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤及丝炭条带。煤岩类型以光亮型为主，半暗型次之。1.2.5水文地质绛河在井田南部，由西向东流过。屯留县城外，最大流量1.46m3/s（1978年9月16日），最小流量0.78m3/s（1979年5月）；勘探区南部北送渡附近，水位标高约900m。绛河流向与地层走向基本垂直，故不利于地表水的垂直下渗；井田北部有阉村、常隆两座小型水库，除此，井田内无其它大的地表水体。阉村、常隆两水库下距3#煤层垂直距离均大于430m，远大于计算的91m冒落裂隙带高度，故对3#煤层开采无影响。常村井田在精查勘探阶段，仅对2012号钻孔基岩风化带进行了抽水试验和1063号钻孔277287.10m上石盒子组涌水段做了涌水试验，水文地质工作量较少。1985年10月，矿务局地质队在主、副井之间补打1个检查孔，该检查孔采用流量测井技术，通过测量钻孔中垂向水流的变化来划分含水层的位置，基岩风化带以下共探明含水层11个。结合区域水文地质特征和矿井水文地质条件及检查孔资料，常村矿井可划分为15个含水层，即中奥陶统马家沟组灰岩岩溶含水层、太原组K2、K3、K4、K5灰岩岩溶裂隙含水层、山西组K7砂岩裂隙含水层、3#煤层顶板砂岩裂隙含水层、下石盒子组K8砂岩裂隙含水层、上石盒子组基岩风化带裂隙含水层、第四系下更新统孔隙含水层、第四系中更新统孔隙潜水含水层等。现分述如下：I、奥陶系中统灰岩含水层该层灰岩为本区含煤地层的基底灰岩，主要由厚层状石灰岩、白云质灰岩和泥质灰岩，平均厚度130m。上距3# 煤层100.70205.05m，平均136.30m。矿区北中部，岩溶、裂隙较发育，漳-2钻孔所见溶洞直径达0.7m。一般岩溶发育标高在+300+500m之间，具有成层发育特征，富水性较强，且“上强下弱”。目前水位标高为+647.69+659.31m，南高北低。另外，在矿区外文王山南断层以北有出露。主要富水段见区域含水岩组中的奥陶系中统灰岩含水段。据五阳煤矿注（抽）水试验，单位注（涌）水量0.023232.7L/sm，渗透系数0.04843.68m/d，富水性较强，但极不均一，水质类型为HCO3Ca型水。长观资料，属富水性强的裂隙溶洞含水层，对矿井威胁较大。在隔水层的阻隔下，一般不会发生直接突水。但极有可能通过断层破碎带、陷落柱或封闭不良钻孔进入矿井。故该层水患应以防为主。II、石炭系上统太原组K2石灰岩含水层层厚2.6211.60m，平均7.20m。属厚层状石灰岩，上距3#煤层平均距离96.18m。据王庄井田16号和43号两钻孔抽水试验，水位标高714m（16号钻孔），单位涌水量0.00050.916L/sm，渗透系数0.888m/d（16号钻孔）；钻孔循环液消耗量一般为0.6m3/h，最大为15m3/h（常-14）。富水性不均，属富水性中等的岩溶裂隙水。据水位长期观测资料，该含水层水位已初步形成了依采区为中心的近东西向漏斗状。最低水位标高+602.53m（SC3-5孔）。井下突水点初期水量50120m3/h，稳定水量5m3/hIII、石炭系上统太原组K3石灰岩含水层层厚04.85m，平均2.51m。局部相变为泥岩，上距3#煤层平均距离78.34m。据王庄井田16号钻孔，混合抽水试验（K3+K4），单位涌水量0.0017 L/sm；钻孔循环液最大漏失量达16m3/h（1037孔）。但从所取岩芯看，裂隙一般不发育，为富水性弱的裂隙含水层。IV、石炭系上统太原组K4石灰岩含水层层厚05.95m，平均3.63m。局部含泥质较多，平均上距3#煤层66.98m左右。位于11号煤层之上，为厚层状石灰岩。据王庄井田16号（K3+K4）和本井田边界附近518号（K4+K5）两孔分别做的混合抽水试验，单位涌水量0.00170.055L/sm,为富水性较弱的裂隙含水层。V、石炭系上统太原组K5石灰岩含水层层厚1.303.90m，平均2.85m。位于7#煤层之上，平均上距3#煤层31.58m。全区发育，厚度较稳定，裂隙不发育。据518号钻孔混合抽水（K4+K5）试验，单位涌水量0.055L/sm；另据王庄井田16号钻孔抽水试验，单位涌水量0.00175L/sm。为富水性弱的裂隙含水层。据矿井生产验证，该含水层对矿井充水无影响。VI、二叠系山西组K7砂岩含水层一般为细、中粒砂岩，局部相变为粗粒砂岩或粉砂岩。厚014.50m，平均3.40m。上距3#煤层2.7018.85m，平均12.98m。裂隙不发育。钻孔单位涌水量0.0108L/sm，渗透系数0.097m/d。为富水性弱的砂岩裂隙含水层。是3#煤层底板直接充水含水层。生产实践表明，因其富水性较弱，对矿井生产影响不大。VII、二叠系山西组3#煤层顶板S4砂岩含水层层厚约7.5m米，裂隙不发育，一般下距3#煤层10m左右。516孔抽水被抽干；钻孔循环液消耗量一般为0.10.3m3/h。为富水性弱的砂岩裂隙含水层。是3#煤层顶板直接充水含水层。经生产实践验证，该层富水性确实较弱，一般对3#煤层开采影响不大。VIII、二叠系下石盒子组底部K8砂岩含水层层厚019.68m，平均5.16m。一般为中、粗粒砂岩，局部为细粒砂岩，厚度变化较大，平均下距3#煤层31.67m。在516孔进行抽水试验时，被抽干；钻孔循环液消耗量一般为0.10.3m3/h。为富水性弱的砂岩裂隙含水层。该层虽位于顶板冒落裂隙带内，生产实践证明，该层富水性较弱，对3#煤层开采亦无较大影响。IX、二叠系上石盒子组底部K10砂岩含水层层厚1.1025.50m，平均8.29m。全区普遍发育，一般为中、粗粒砂岩，裂隙较发育。平均下距3#煤层91.83m。钻孔单位涌水量0.58L/sm，渗透系数2.05m/d。由于该含水层厚度大，面积广，具有良好的多年水调节性能，故水动态比较稳定，为富水性中等的砂岩裂隙含水层。经生产实践验证，该层随有一定的富水性，且能受到顶板冒落裂隙的影响，但因距3#煤层较远，对3#煤层开采偶有影响。X、二叠系上石盒子组中部中粒砂岩含水层在主、副井检查孔中，该含水层深207.31m，厚10.49m。它与上部的第11层含水层之间可通过其中间的半隔水层可获的补给。钻孔单位涌水量0.253L/sm，渗透系数3.88m/d，故为富水性中等的砂岩裂隙含水层。对3#煤层开采无影响。1.3煤层特征1.3.1煤层常村井田内含煤地层有下二叠统山西组及上石炭统太原组，含煤地层总厚163.36m，含煤1017层，煤层总厚11.25m，含煤系数6.9%。山西组厚54.10m，含本区最主要可采煤层3#煤层，煤层厚度5.548.32m，平均厚度7.2m，含煤系数11.20%。山西组顶部、底部，局部发育不稳定薄煤层13层，一般均不达可采厚度。太原组厚109.26m。含稳定的可采煤层15-3#煤层，不稳定的局部可采煤层8-2#、9#、12#、15-1#、15-2#煤层及不稳定薄煤层6#、7#、8-1#、11#、13#、14#等煤层，太原组煤层总厚5.20m，含煤系数4.8%，旋回结构清晰，K2、K3、K4、K5石灰岩与砂岩、泥岩和煤层相间出现，为煤层对比明显的可靠的依据。本区计算储量的可采煤层7层，即3#、8-2#、9#、12#、15-1#、15-2#、15-3#煤层，发育情况详见表1-1，现叙述如下：表1-1可采煤层发育情况表煤层厚度(m)间距(m)结构（夹矸层数）稳定程度可采情况顶板岩性底板岩性最小最大最小最大平均平均3#5.548.3246.5866.6503稳定全区可采粉砂岩中砂岩细粉砂岩7.27#4.487.2835.7854.8603稳定全区可采泥岩泥岩6.115-1#00.870.686.30简单不稳定局部可采泥岩泥岩0.571.4915-2#02.653.1903较稳定除冲刷外全区可采泥岩泥岩及炭质泥岩1.358-2#01.733.6023.21简单01不稳定局部可采中粗砂岩粉砂岩0.4357.179#02.218.0417.97局部分叉03不稳定局部可采粉砂岩K4灰岩上泥岩0.999.6812#01.0227.3537.54简单不稳定局部可采K4灰岩下粉砂岩K3灰岩上泥岩0.5011.003#煤层位于山西组的中下部。是本区主采煤层，以其本身厚度大，层位稳定为重要对比标志层。上距K8砂岩22.4243.32m，平均31.67m，下距K7砂岩顶面2.7018.85m，平均12.98m，煤层厚度5.548.32m，平均厚度7.2m。结构简单，夹矸03层，夹矸厚0.100.30m，个别孔（1009号孔）夹矸厚达0.75m。从3#煤层厚度分布范围示意图（图4-1）上可以看出，煤层厚度多集中在5.77.7m之间。通过对区内129个钻孔点的煤层真厚统计计算，3#煤层真厚5.247.38m，平均7.2m，煤厚变异系数=7.3%，可采指数Km=1，用矿井地质规程中厚煤层的评定标准衡量，3 #煤层属稳定煤层。煤层直接顶板为灰黑色粉砂岩或泥岩，厚09m，其上为灰白色厚层中、粗粒砂岩，有时直接覆于3#煤层之上为煤层的直接顶板（如1042等钻孔）。底板多为深灰色粉砂岩、细粒砂岩。1.3.2煤层顶底板直接顶板多为灰黑色粉砂岩和泥岩，厚910m不等；老顶多为灰白色厚层状中粒粗砂岩，厚数米至十余米，全区稳定。顶板裂隙较发育。底板多为深灰色粉砂岩，薄水平层理。厚05m，其下为灰色细粒砂岩、或中粒砂岩，厚层状。顶板粉砂岩，自然状态下平均抗压强度115.5MPa，单向平均抗拉强度1.9 MPa；底板细粒砂岩，自然状态下平均抗压强度111.9MPa，单向平均抗拉强度3.1MPa。1.3.3煤质及工业用途3#煤为黑色，块状、细中条带状结构，层状构造，为灰黑色条痕，具玻璃光泽，呈阶梯状或贝壳状断口，裂隙较发育。宏观煤岩成分以亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤及丝炭条带。煤岩类型以光亮型为主，半暗型次之。煤的可选性在补充勘探阶段，常-49钻孔采取了3#煤煤芯样作简易可选性试验，而未作生产煤样筛分浮沉试验，相邻五阳煤矿2001年9月对3#煤层生产煤样进行了筛分浮沉试验，资料可靠，可以借鉴。1）筛分试验3#煤层筛分试验结果见表1-2，煤样粒度以小于0.5mm为主，占57.26%，其次为0.53mm粒级，占20.45%，136mm粒级，占14.93%，63mm粒级最少，占7.36%。表1-2 3#煤筛分试验成果表 煤样粒度级(mm)产率质量重量（kg）占全样（%）筛上累计（%）Mad (%)Ad (%)常-491360.73014.9314.930.7617.65630.3607.3622.290.9613.4930.51.00020.4542.741.1014.660.502.80057.26100.001.0112.18合计4.890100.000.9913.60 2）浮沉试验3#简易可选性的浮沉试验分为1.30、1.301.40、1.401.50、1.501.60、1.601.80、1.80等比重级进行，经试验3#煤130.5mm产率主要集中在1.30、1.301.40两个密度级内。3#煤层简易浮沉试验结果见表1-3、1-4。表1-3 常-49孔3#煤130.5 mm简易浮沉试验综合表密度级 (kg/L)原煤浮物累计(%)沉物累计(%)分选密度0.1产率产率(%)灰分(%)产率灰分产率灰分密度(kg/L)产率()2.006.2772.93100.0014.496.2772.93小 计100.00煤 泥6.0615.58总 计100.00表1-4 五阳煤矿3#煤500.5 mm粒级浮沉试验成果表 采样地点密度级(kg/L)原 煤浮煤累计(%)沉浮累计(%)分选密度0.1%产率(%)Ad(%)产率Ad产率Ad密度产率%新井+600751575081.301.4010.785.3510.785.35100.0021.671.3064.161.401.5053.388.9364.168.3389.2223.651.4066.501.501.6013.1216.2277.289.6735.8445.591.5017.221.601.804.1027.0281.3810.5422.7262.541.608.211.301.404.1139.0085.4911.8918.6270.351.704.111.8014.5179.26100.0021.6714.5179.26合计100.0021.673)可选性评价按照国家标准GB/T16417-1996，对常-49孔3#煤层煤芯样、五阳煤矿3#煤层生产煤样进行可选性评价，评价结果见表1-5。假设浮煤灰分Ad为9.0%时，3#煤层属较难选中等可选；假设浮煤灰分Ad为10.0%时 3#煤层属中等可选易选。表1-5 3#煤层简易可选性综合评价结果表 孔号煤层假设浮煤灰分（）理论分选密度（kg/L）理论浮煤产率（）0.1含量（）可选性等级常-493#9.01.548610.9中等可选10.01.76913.8易选五阳煤矿生产煤样3#9.01.457327.5较难选10.01.527815.7中等可选1.3.4瓦斯矿井瓦斯涌出量和二氧化碳涌出量特点：1）瓦斯涌出量随开采深度的加深而增高，如S2采区570580m，瓦斯相对涌出量7.71m3/t，二氧化碳相对涌出量2.57m3/t ；S1采区500520m，瓦斯相对涌出量11.41 m3/t，二氧化碳相对涌出量1.65m3/t。2）瓦斯涌出量随煤产量的增加而增高，如S1采区皮带巷月平均日产量2589t，瓦斯相对涌出量7.85m3/t，瓦斯绝对涌出量14.11m3/ min，同一区域月平均日产量3893t，瓦斯相对涌出量10.34m3/t，瓦斯绝对涌出量29.62m3/ min。 3）当煤层顶、底板岩性为泥岩、砂质泥岩等较致密岩石时，阻碍了煤层瓦斯的逸散，使局部煤层瓦斯含量相对较高。按照煤矿安全规程之规定，矿井瓦斯等级的划分，是根据矿井相对瓦斯涌出量、矿井绝对瓦斯涌出量和瓦斯涌出形式划分的。由此本矿属于高瓦斯矿井。1.3.5煤尘和煤的自燃倾向性1、煤尘爆炸性1997年以来，常村煤矿对3#煤层煤尘爆炸性取样作了试验，在2001年又对3#煤层取样委托煤炭科学研究总院重庆分院作了煤尘爆炸性试验，鉴定报告见表1-6。根据鉴定报告3#煤层煤尘具有爆炸性。2、煤的自燃倾向性由于矿方没有按照MT/T 707-1997标准（煤自燃倾向性色谱吸氧鉴定法）进行煤的自燃倾向性鉴定试验，因此，只能沿用着火温度法进行鉴定。常村煤矿在2001年委托煤炭科学研究总院重庆分院以及2002年补充勘探中，在常-43、常-48孔对3#煤层取样对煤的自燃倾向性进行了试验，鉴定结果见表1-7。虽然常村煤矿自投产以来，3#煤没有发生过煤层自燃现象，但根据煤炭科学研究总院重庆分院2001年4月20日在S3单轨吊巷标高+530m处3#煤层的采样分析，3#煤层在局部地段有发生自燃的可能，要作好安全防范工作。表1-6 3#煤层煤尘爆炸性鉴定报告 煤层日期（年.月）.采样地点煤 尘 爆 炸 试 验火焰长度(mm)加岩粉量(%)煤尘爆炸性结论3#1997.9.S1采区皮带下山16有爆炸性1999.8.S1采区皮带巷200有爆炸性2000.8.S1采区皮带巷50有爆炸性2001.7.S2采区30有爆炸性2002.8.S2采区30有爆炸性常-42煤芯煤样2020有爆炸性3#2001.4S3单轨吊巷标高+530m3075有爆炸性表1-7 3#煤层自燃倾向性鉴定报告煤层采样地点着 火 温 度 ()自燃倾向性氧化（T1）原样（T2）还原（T3）T（T3-T1）3#常-4335836437416不易自燃常-4836238637816不易自燃3#S3单轨吊巷标高+530m38438741026有可能自燃的备注一类：极易自燃的； 二类：易自燃的； 三类：有可能自燃的；四类：不易自燃的。1.3.6地温该矿在勘探期间和开采过程中均未进行测温工作。但从井下工作环境看，温度小于26。属温度正常区，无热害威胁。第 125 页 共 125 页2 井田境界与储量2.1井田境界2.1.1 井田境界划分的原则在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：1）井田的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；2）保证井田有合理尺寸；3）充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；4）合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。2.1.2 开采界限常村井田北起F2断层七勘探线，南止七勘探线，西自煤层隐伏露头，东至3#煤层+740m底板等高线地面垂直投影线。2.1.3 井田尺寸全井田南北走向长平均约8.845km，东西倾斜宽平均3.479km左右，面积约32 km2。2.2 矿井储量计算2.2.1 构造类型煤层内倾角为27，平均5。褶曲与断层均较发育，无岩浆活动，为中等构造地区，属于第二类。2.2.2矿井工业储量矿井工业储量是指在井田范围内，经地质勘探，煤层厚度和质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚。本次储量计算是在精查地质报告提供的1：5000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。 Zg=SM/cosa （21）式中，Zg矿井的工业储量；S井田的水平面积，32km2；煤层平均倾角，M煤层的厚度，煤的容重Zg=327.21.4/cos5=323.79Mt2.2.3 矿井可采储量为确保地面建筑物及工程设施和井下开采的安全，设计对井筒、大巷、工业场地、铁路、公路、井田境界、构造等留设安全煤柱，严格按建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程的要求进行采煤设计。1）井田境界煤柱边界煤柱可按下列公式计算：ZbLbbM （22）式中，Zb边界煤柱损失量，Mt；Lb边界总长度，17220m；B煤柱宽度，人为边界煤柱50m，断层煤柱30m。对于两层煤层：Zb=LbBM=17220507.21.4=8.8Mt煤柱总压煤量：Zb(1)=8.8 Mt2） 断层煤柱经测算，断层保护煤柱按30m留设。则断层保护煤柱损失： Zd=LdBM （23）式中，Zd断层煤柱损失量，Mt；Ld断层煤柱总长度，5740m。本井田保留两条断层，断层保护煤柱损失计算如下：对于两层煤层：Zd(2)=LdBM=5740307.21.4=1.7Mt煤柱总压煤量：Zd= Zd(1)+ Zd(2)= 10.5Mt3）工业广场煤柱根据煤炭工业设计规范不同井型与其对应的工业广场面积。第5-22条规定：工业广场的面积为0.8-1.1平方公顷/10万吨。本矿井设计生产能力为240万吨/年，所以取工业广场的尺寸为400m600m的长方形。煤层的平均倾角为5，工业广场的中心处在井田走向的中央，倾向中央偏于煤层中上部，其中心处埋藏深度为+580m，该处表土层厚度为120-160m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按级保护留维护带，宽度为15m。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表2-4。表2-4 岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m冲击层厚度/m+5805912040757568由此根据上述以知条件，画出如图2-1所示的工业广场保护煤柱的尺寸：2-1 工业广场保护煤柱由图可得出保护煤柱的尺寸为：311850m2S=311850/cos5=313041.2m2则：工业广场的煤柱量为：Z=SMR式中： Z-工业广场煤柱量，万吨； S -工业广场压煤面积，m2； M -煤层厚度，7.2m； R -煤的容重, 1.4t/m3。则：Z=3051007.21.4104 =3.16Mt4）大巷保护煤柱矿井主要大巷均布置在岩层中，不留煤柱。二水平延伸方案为暗斜井延伸。布置在12号煤层底板岩层中，不留煤柱。求得各种煤柱的储量损失后，可按下式计算矿井可采储量： Z=( ZgP) C （24）式中，Z矿井可采储量，Mt；Zg矿井工业储量，Mt；P各种煤柱储量损失之和，P=ZbQ=10.5+3.16=13.66Mt；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。本矿井主采煤层属厚煤层，因此C取0.75。则计算可采储量为：Z=(Zg-P)C=(323.7913.66) 0.75=232.6Mt由此可得主采煤层的可采储量为232.6Mt。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相关规定，确定矿井设计年工作日为330 d，工作制度采用“三八制”，每天三班作业，两班生产，一班准备，每班工作8 h。矿井每昼夜净提升时间为16 h。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。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矿井设计生产能力常村煤矿井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，断层褶曲少，倾角小，厚度变化不大，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，煤质为优质气肥煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井。确定常村煤矿井设计生产能力为2.4 Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为：T = Zk/(AK) 式中: T矿井服务年限，a；Zk矿井可采储量，Mt；A设计生产能力，Mt；K矿井储量备用系数，取1.4；则，矿井服务年限为： T=232.6/（2.41.4） =69.23（年）既本矿井的开采服务年限符合规范的要求。注：确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力，矿井达产后，产量迅速提高，局部地质条件变化，使储量减少，有的矿井由于技术原因使采出率降低，从而减少储量，为保证有合适的服务年限，确定井型时，必须考虑备用系数，见表3-1。表3-1不同矿井设计生产能力时矿井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025煤层倾角2545煤层倾角45906.0及以上80403.0-5.070351.2-2.4603025200.45-0.9502520154 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。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。1） 确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；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） 确定矿井开采顺序，做好开采水平的接替；5） 进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；6） 合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：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） 必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。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状态。5） 要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。6） 根据用户需要，应照顾到不同煤质、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、位置及坐标1）井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工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、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带化有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长辅助提升能力少，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。本矿井煤层倾角小，平均5，为缓倾斜煤层；水文地质情况比较简单，涌水量较小，地势平坦；没有地形限制，因此可采用立井或斜井开拓。2）井筒位置的确定井筒位置的确定原则：有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村；井田两翼储量基本平衡；井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁；工业广场宜少占耕地，少压煤；距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。综合考虑以上各方面原因，经方案比较确定主、副井筒位置在井田中央。4.1.2工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田浅部靠上的中央位置。工业场地的形状和面积：根据工业场地占地面积规定，0.61.1公顷/10万吨。故确定地面工业场地的占地面积为24公顷，形状为正方形，长为600 m,宽为400 m。4.1.3开采水平的确定及采采区划分井田主采煤层为3#煤层，3#煤层平缓，倾角为27，平均为5，为缓倾斜煤层，故设计为带去带区式开采。瓦斯相对较高，采用三条大巷开采，布置专门的回风大巷，且在南北两翼分别建风井。矿井的生产能力为：2.4 Mt。可采储量为232.6Mt，服务年限为69.23a。4.1.4主要开拓巷道3#煤层平均厚度为7.2 m，赋存稳定，底板起伏不大，为缓倾斜煤层，煤层厚度大，服务年限长。故矿井开拓大巷布置在煤层底板的岩层中，回风大巷布置在煤层中，留大煤柱护巷，大巷间距50 m。大巷位于井田中央，因为是近水平煤层，所以往南北方向直线延伸布置。4.1.5 矿井开拓延伸方案及阶段划分1）提出方案根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分述如下：方案一：立井两水平开拓主、副井井筒均为立井，布置于井田中央，第一水平布置在+560m标高处，第二水平布置在+460m标高处，两个水平均采用俯斜开采。如图4-1所示。方案二：斜井两水平开拓。主、副井井筒均为倾角15的斜井，布置于井田边界，第一水平布置在+560m标高处，第二水平布置在+460m标高处，两个水平均采用俯斜开采。如图4-2所示。方案三：立井单水平开拓采用立井开拓，将井底车场布置于+560m标高处，采用俯斜仰斜分别开采上下带区。如图4-3所示。方案四：斜井单水平开拓。采用斜井开拓，将井底车场布置于+560m标高处，采用俯斜仰斜分别开采上下带区。如图4-4所示。图4-1方案一、立井两水平开拓图4-2方案二、斜井两水平开拓图4-