常村矿1.8 Mt-a新井设计（煤与瓦斯突出治理技术的现状及分析）

1、目录1 井田概述及地质特征41.1 井田概述41.1.1 交通位置41.1.2 矿区气候与气象51.1.3 地形与河流51.1.4 地震61.2 地质特征61.2.1 地层61.2.2 构造61.2.3 煤系及煤层61.2.4 煤质71.2.5 水文地质71.3 煤层特征91.3.1 煤层91.3.2 煤层顶底板101.3.3 煤质及工业用途101.3.4 瓦斯131.3.5 煤尘和煤的自燃倾向性131.3.6 地温142 井田境界与储量152.1 井田境界152.1.1 井田境界划分的原则152.1.2 开采界限152.1.3 井田尺寸152.2 矿井储量计算152.2.1 构造类型152.

2、2.2 矿井工业储量152.2.3 矿井可采储量193 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限203.1 矿井工作制度203.2.1 确定依据203.2.2 矿井设计生产能力203.2.3 矿井服务年限204 井田开拓224.1 井田开拓的基本问题224.1.1 确定井筒形式、数目、位置及坐标224.1.2 工业场地的位置234.1.3 开采水平的确定及采采区划分244.1.4 主要开拓巷道244.1.5 矿井开拓延伸方案及阶段划分244.2 矿井基本巷道304.2.1 井筒304.2.2 井底车场及硐室314.2.3 主要开拓巷道315 准备方式带区巷道布置395.1 煤层地质特征395.1.

3、1 带区位置395.1.2 带区煤层特征395.1.3 煤层顶底板岩石构造情况395.1.4 水文地质395.1.5 地质构造405.1.6 地表情况405.2 带区巷道布置及生产系统405.2.1 带区准备方式的确定405.2.2 带区巷道布置405.2.3 带区生产系统415.2.4 带区生产能力及采出率425.3 带区车场选型计算435.3.1 带区车场的形式435.3.2 带区主要硐室布置446 采煤方法456.1 采煤工艺方式456.1.1 带区煤层特征及地质条件456.1.2 确定采煤工艺方式456.1.3 确定工作面长度456.1.4 回采工作面破煤、装煤方式476.1.5 进刀

4、方式476.1.6 移架方式486.1.7 移运输机方式486.1.8 放煤方式486.1.9 采煤工艺506.2 设备506.2.1 液压支架506.2.2 采煤机526.2.3 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586.4.1 劳动组织586.4.2 工作面成本586.5 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657.1 概述657.1.1 井下运输设计的原始条件和数据657.1.2 运输距离和货载量657

5、.1.3 矿井运输系统667.2 带区运输设备选择667.2.1 设备选型原则667.2.2 带区设备的选型677.2.3 带区运输能力验算707.3 大巷运输设备选择708 矿井提升718.1 矿井提升概述718.2 主井提升718.2.1 箕斗718.2.2 提升机718.2.3 钢丝绳技术特征728.2.4 提升能力验算728.3 副井提升749 矿井通风及安全769.1 矿井通风系统的选择769.1.1 矿井通风系统的基本要求769.1.2 矿井通风系统的确定769.1.3 带区通风系统的确定789.2 矿井风量计算789.2.1 通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定789.2.2

6、 各用风地点的用风量和矿井总用风量819.2.3 风量分配及风速验算859.2.4 通风构筑物879.3 矿井通风阻力计算879.3.1 计算原则879.3.2 矿井最大阻力路线889.3.3 矿井通风阻力计算889.4 选择矿井通风设备929.4.1 选择主要通风机的基本原则929.4.2 通风机风压的确定929.4.3 主要通风机工况点949.4.4 主要通风机的选择及风机性能曲线959.4.5 电动机选型979.5 安全灾害的预防措施979.5.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施979.5.2 预防井下火灾的措施989.5.3 防水措施9810 矿井基本技术经济指标98参考文献991 井田概述

7、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

8、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

9、。1.1.3 地形与河流地层单位煤层及标志层柱 状地层厚度最小-最大平均值(m)岩 性 描 述界系统组新生界第四系Q20.5-82.652.6黄褐色砂质粘土、棕红色粘土夹砂砾层。古生界二叠系P上统P2上石盒子组P2sK10 309.8-408.31200.00由灰色、灰绿色中、粗砂岩、细砂岩及灰绿色、紫红色泥岩组成。下统P1下石盒子组P1xK8 44.2-78 59.55顶部为灰色含紫色斑块的铝质泥岩，中部为厚、中粗粒砂岩。 山西组P1s3#K740.97-97.55由灰白色砂岩,深灰色泥岩,粉砂岩及煤层组成。 55.69石炭系C上统C3太原组C3t8#9#14#15#99.35-119.16

10、108.38上部以黑色泥岩为主，中部由4-5层石灰岩，薄层砂岩，泥岩及薄煤层组成， 下部以灰黑色泥岩及3-4 层煤组成。 中统C2C2b1.35-13.439.11上部为深灰色泥岩,下部为灰白色铝土质泥岩。OO2O2f110石灰岩,灰色,块状，致密， 质纯,顶部含黄铁矿。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）编制的山西地区构造体系图

11、上定为 55.9 级。）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（O ）2、石炭系中统本溪组（C ）3、石炭2f2b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（

12、P2sh）8、第四系（Q），如图 1-2。图 1-2综合柱状简图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 4.0m，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 4.0m，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。

13、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#

14、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

15、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。

16、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 4.0m。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

17、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 50120 m3/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

18、抽水试验（K3+K4），单位涌水量 0.0017L/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

19、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

20、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

21、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

22、。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 4.0m，含煤系数 11.20%。山西组

23、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)

24、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#3.544.3246.5866.6503稳定全区可采粉砂岩中砂岩细粉砂岩4.07#3.484.2835.7854.8603稳定全区可采泥岩泥岩3.815-1#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

25、.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 4.0m。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

26、5.247.38m，平均 4.0m，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 115.5M

27、Pa，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。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0

28、.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4.890100.000.9913.602）浮沉试验3#简易可选性的浮沉试验分为

29、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

30、.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%1.301.4010.785.3510.785.35100.0021.671.3064.161.401.5053.388.9364.168.3389.2223.651.4066.50新井1.501.6013.1216.2277.289.6735.8445.591.5017.22+6001.601.804.1027.0281.3810.5422.7262.541.608.2175151.301.404.1139.0085.4911.8918.6

31、270.351.704.1175081.8014.5179.26100.0021.6714.5179.26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.

32、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3

33、893t，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。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

34、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

35、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

36、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。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

37、 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，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。本矿井设计对 3 煤层进行开采设计，它的厚度为 4.0m，基岩无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。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。地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，在

38、圈定 的块段法范围内可用算术平均法求得每个块段的储量。煤层总储量即为各块段储量之和， 每个块段内至少应有一个以上的钻孔。块段划分如图 2-1 所示。图 2-1 块段划分示意图根据煤炭工业设计规范，求得以下各储量类型的值：（1）矿井地质资源量矿井地质资源量可由以下等式计算：Zz = m F g 0.000001式中： Zz 矿井地质资源量，Mt；m 煤层平均厚度，m；F 煤层底面面积，m3；g煤容重，t/m3。将各参数代入（2-1）式中可得表 2-2，所以地质储量为：Zz =179.2Mt永久煤柱煤量（2-1）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

39、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。工业广场保护煤柱1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-5805440407575682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 、 和 及表土层移动角 所做的保护平面与煤层的交线来确定。煤层群开

40、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确定受保护面积如上图所示，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。在矩形外缘加上 15m 宽的维护带，得受保护面积 abcd。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 =45 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 =75 和下山移动角 =70 作

41、保护线，与煤层相交得 n和k，则通过 n和 k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 =75 作保护线，得沿走向的煤柱边界 AB和CD，将 nk和 AB，CD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。围护带-断面-断面井型（万吨/年）指标（公顷/10 万吨）4006000.450.62403000.70.81201800.91.045901.21.3图 2.2 用垂

42、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注：指标中小井取大值，大井取小值本矿井井型为 180 万吨/年，工业广场占地面积为：01.8105 m2设计工业广场形状为长方形，长为 600 m, 宽为 300m。矿井的表土层厚度为 50 米，煤层平均倾角 16.7，=75，则 =70，=5，冲击层移动角 45，围护带宽度为 20m。经计算得：梯形高度h=890m 梯形上底AB=730m 梯形下底CD=845m得S 底=1/2（730-845）890=70.08 万 m2工业广场保护煤柱煤量= 梯形面积煤层平均厚度煤层容重所以5 煤层工业场地煤柱量70104

43、41.4392 万吨故总工业场地煤柱量为 392 万吨 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，所有断层长度总为 3335m， 断层两侧各留设 30m 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容重： 故断层保护煤柱煤量33353041.42112.1 万吨 边界保护煤柱根据井田边界的地质情况，井田边界保护煤柱留 30m，边界总长为 23150m，则留设井田边界煤柱的储量为：边界保护煤柱煤量231503041.4388.9 万吨总保护煤柱量=392-112.1-388.9=893 万吨2.2.3 矿井可采储量矿井设计可采储量Zk = (Zk - P2 )C式中Zk

44、 矿井设计可采储量；P2 工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储量的 2%算；C采区采出率，厚煤层不小于 75%；中厚煤层不小于 80%；薄煤层不小于85%。此处取 0.75。则： Zk = (Zk - P2 )C =（17920-893）0.75=12770.25 万 t由图可得出保护煤柱的尺寸为：748138.19m2 S3 煤=748138.19/cos5=750995.79m2则：工业广场的煤柱量为：Z 工=SMR式中： Z 工工业广场煤柱量，万吨；S工业广场压煤面积，；M煤层厚度，3#煤 4m；R煤的容重, 1.41t/m3。则：Z 工=750995.7941.4110

45、-4=762.41(万吨)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

46、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 1.

47、8 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，万 t；A设计生产能力,万 t；K矿井储量备用系数，取 1.4； 则，矿井服务年限为：则： T=12770.25/（1801.4）=50.67（年）大于 50 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

48、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 0煤层倾角 25煤层倾角 452545906.0 及以上70403.0-5.060351.2-2.4503025200.45-0.9402520154 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

49、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