阳泉煤矿二矿毕业设计说明书

1、目录目录11 矿区概述及井田特征71.1 矿区概述71.1.1 矿区地理位置及交通条件71.1.2 矿区地形、地势及河流71.1.3 矿区气象81.1.4 矿区地震震级及裂度81.1.5 矿区周边煤矿情况81.2 井田地质特征81.2.1 煤系地层81.2.2 区域地质构造101.2.3 井田地质构造111.3 矿井水文地质特征121.3.1 地表水概况131.3.2 矿区水文地质概况131.3.3 含水层特征131.4 煤层特征141.4.1 煤层稳定性评价141.4.2 煤的物理性质及煤岩特征161.4.3 煤类的确定及煤类分布161.4.4 煤的化学性质及有害元素161.4.5煤层瓦斯、

2、自燃性、煤尘爆炸性162 井田境界和储量182.1井田境界182.2 井田工业储量182.3 井田可采储量192.3.1 矿井设计储量192.3.2 矿井可采储量203 矿井生产能力、服务年限及工作制度223.1 矿井生产能力及服务年限223.1.1 确定依据223.1.2 矿井设计生产能力223.1.3 矿井服务年限233.1.4 井型校核243.2 矿井工作制度244 井田开拓264.1 概述274.1.1 地质构造274.1.2 煤层赋存状况274.1.3 水文地质情况274.1.4 地形因素284.1.5 综述284.2 确定井田开拓方式284.2.1 确定井筒形式、位置、数目及坐标2

3、84.2.2 工业场地的位置304.2.3 盘区划分314.2.4 主要开拓巷道314.2.5 方案比较314.3 矿井基本巷道404.3.1 井筒404.3.2 井底车场及硐室444.3.3 主要开拓巷道464.4 开拓系统的综述475 采煤方法和盘区巷道布置495.1 煤层的地质特征495.1.1 带区位置495.1.2 带区煤层煤层特征495.1.3 开采煤层的瓦斯及煤尘情况495.1.4 煤层顶底板岩石构造情况495.1.5 水文地质515.1.6 地质构造515.1.7 地表情况515.2 采煤方法和回采工艺515.2.1 采煤方法的选择515.2.2 回采工艺535.2.3 工作面

4、设备选型565.2.4 工作面长度的确定595.2.5 支护方式605.2.6 正规循环方式和劳动组织方式625.2.7 机电设备的使用、维护、检修及搬运635.3 开采巷道和生产系统685.3.1 概述685.3.2 采区生产能力和服务年限685.3.3 采区形式705.3.4 带区带区划分705.3.5 采区储量及回采率705.3.6 采区生产系统705.4 采区车场设计及硐室715.5 带区采掘计划735.5.1 带区巷道的断面和支护形式735.5.2 带区巷道的掘进方法和作业方式735.5.3 采区工作面配备及三量管理735.5.4 工作面推进速度、生产能力、采区回采率746 矿井运输

5、与提升756.1 概述756.1.1 矿井设计生产能力及工作制度756.1.2 煤层及煤质756.1.3 运输距离和货载量756.1.4 矿井运输系统766.1.5 矿井提升概述776.2 盘区运输设备的选择776.2.1 设备选型原则776.2.2 盘区运输设备选型及能力验算786.3 主要巷道运输设备的选择796.3.1 主运输大巷设备选择796.3.2 辅助运输大巷设备选择806.3.3 运输设备能力验算816.4 主井提升826.4.1 主井提升原始数据826.4.2 提升容器的确定836.4.3 钢丝绳的选择856.4.4 提升机的选择866.4.5 提升电动机的选择866.4.6

6、提升机相对井筒的位置876.4.7 提升系统的总变位质量886.4.8 对防滑性能的分析926.4.9 提升机提升能力的验算936.5 副井提升设备的选择936.5.1 选型依据936.5.2 罐笼的选择936.5.3 钢丝绳的选择946.5.4 提升机的选择947 矿井通风与安全957.1 矿井概况、开拓方式及开采方法957.1.1 矿井地质概况957.1.2 开拓方式957.1.3 开采方法957.1.4 变电所、充电硐室、火药库967.1.5 工作制、人数967.2 矿井通风方式与通风系统的选择967.2.1 矿井通风系统的基本要求967.2.2 矿井通风方式的选择967.2.3 矿井主

7、要通风机工作方式选择977.2.4 盘区通风系统的要求987.2.5 工作面通风方式的选择997.3 盘区及全矿所需风量997.3.1 工作面所需风量的计算997.3.3 掘进工作面需风量1017.3.4 硐室需风量1027.3.5 其他巷道所需风量1027.3.6 矿井总风量1027.3.7 风量分配1037.4 矿井通风阻力计算1047.4.1 矿井通风总阻力计算原则1057.4.2 矿井最大阻力路线1057.4.3 矿井通风阻力计算1057.4.4 矿井通风总阻力1077.4.5 两个时期的矿井总风阻和总等积孔1087.5 选择矿井通风设备1097.5.1 选择风机的基本原则1097.5

8、.2 选择主要通风机1097.5.3 电动机选型1117.6 防止特殊灾害的安全措施1127.6.1 预防瓦斯的措施1127.6.2 预防粉尘的措施1137.6.3 防止井下火灾的措施1137.6.4 防水措施1147.6.5 顶板管理1157.6.6 防突管理1158 矿井排水1168.1 概述1168.1.1 概况1168.1.2 排水系统概述1168.2 排水设备选型1168.2.1 初选水泵1168.2.2 管路的确定1188.2.3 管道特性曲线及工况的确定1198.2.4 检验计算1218.3 水仓及水泵房1228.3.1 水仓1228.3.2 水泵房1238.4 技术经济指标12

9、39 技术经济指标125感 谢128参 考 文 献1291 矿区概述及井田特征1.1 矿区概述1.1.1 矿区地理位置及交通条件阳泉二矿位于阳泉市西北约9公里，北距盂县24公里，西距寿阳县30公里，南距平定县17公里。煤矿外运铁路专线在蔡洼村站与石太铁路接轨，延伸到矿区工业广场，307国道横穿整个矿区，在坡头村附近与石太高速相接，矿区还有通向各村的二级公路，交通极为方便（如图1.1）。图1.1阳泉矿区交通图1.1.2 矿区地形、地势及河流阳泉二矿地处黄土高原东缘，太行山中段西侧，属山西东部山地。矿区地貌以山地丘陵为主。从整体看，西高东低，最高点海拔为1803.6米，最低点海拔仅为350米。地表

10、起伏较大，基岩裸露面积较小。矿区内地表水系不发育，仅有管沟河、马家坡河两条季节性小河，均属桃河支流，雨季时出现水流，旱季断流。1.1.3 矿区气象阳泉地区属于暖温带半湿润大陆性季风气候区。其气候特点是：冬夏长，春秋短，季节更替明显，气候干燥、凉爽，日照充分，昼夜温差较大，热量适中。春季少雨多风，干旱时有发生；夏季炎热多雨，降水量年际变化大；秋天云高气爽，降温快；冬季干冷，时有风沙天气。境内光能资源比较丰富，太阳辐射总量多年平均值为134千卡/平方厘米；全年实际日照时数为27002900小时。年均气温一般 812。大于或等于10积温为24003000，无霜期平均为130180天。年降水量450-

11、550毫米。1.1.4 矿区地震震级及裂度2010年6月5日20时58分，阳泉市发生4.6级地震，波及阳泉市全境，震源深度五公里。这次地震发生在两个盆地交汇地区，震源较浅，并没有多大破坏力。历史记录这一地区并未发生过大型地震。根据国家地震局、建设部发办1990160号文“关于发布中国地震烈度区划图和中国地震烈度区划图使用规范的通知”，阳泉地区地震烈度为5度。1.1.5 矿区周边煤矿情况阳泉矿区周边共有正在生产煤矿12个，分别是：平定县永兴煤矿、山西鑫华煤矿、山西泰兴煤矿、平定泰昌煤矿、平定县冶西镇煤矿、山西泰鑫煤矿、平定县张庄镇上马郡头煤矿、山西恒昌煤矿、山西平定裕泰煤矿、山西东升兴裕煤矿、山

12、西东升华兴煤矿、平定聂家庄煤矿。部分煤矿的非法开采和越界开采给该矿造成一定经济损失，对安全生产构成一定威胁。1.2 井田地质特征 1.2.1 煤系地层 阳泉二矿矿区地表全为新生界地层所覆盖，所发育的地层自上而下依次为：第四系()、二叠系上统上石盒子组（p21）、二叠系下统下石盒子组（p12）、二叠系下统山西组（p11）、石炭系上统太原组（c3）、石炭系中统本溪组（c2）、奥陶系中统马家沟组（o22），现简述如下：（1）第四系（q）下部为冰碛红色泥砾、冰水沉积的杂色粘土、细砂、亚粘土及砂砾石等，一般厚40m；中部为冰碛粘土砾石层、透镜状砂层及红色亚粘土组成，一般厚30m；上部为多种成因的黄土，具

13、垂直节理和大孔隙，一般厚210m。（2）二叠系（p）二叠系上统上石盒子组（p21）：以灰绿色、紫斑色粉砂岩及砂质泥岩为主，夹有数层中细粒含砾砂岩和铝土质泥岩。平均厚度307.4m。二叠系下统下石盒子组（p12）：以灰色、灰绿色、紫斑色粉砂岩和含铝土质的砂质泥岩为主，中部和下部夹有23层中细粒砂岩。平均41.1m。二叠系下统山西组（p11）：由灰色、深灰色、黑灰色中细粒砂岩、粉砂岩和煤层组成。中下部含煤24层，平均83.8m。（3）石炭系（c）石炭系上统太原组（c3）：由深灰色、灰色粉砂岩、灰至灰白色中细砂岩、46层灰岩和69层煤组成。平均厚度135.5m。石炭系中统本溪组（c2）：主要由深灰色

14、泥岩、粉砂岩及灰岩组成，夹不稳定薄煤一层，平均厚度17.56m。（4）奥陶系（o）奥陶系中统上马家沟组（o2）：黄、浅红色白云质角砾状灰岩、蜂窝状灰岩、灰色致密块状灰岩及泥质灰岩组成。按岩性分为三段，总厚度平均246m。奥陶系中统下马家沟组（o2）：由角砾状灰岩及蜂窝状泥质、白云质灰岩组成，按岩性分为三段，厚度大于144m。（5）煤层矿区主要含煤地层为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组，其次为石炭系中统本溪组，煤层与含煤地层对应关系如表1-1表1.1 煤层与含煤地层对应关系表煤层编号地层地层平均厚度（m）稳定性、可采性1#山西组上部0.35很不稳定、不可采2#山西组上部0.44极不稳定、不可采

15、3#山西组中部1.00很不稳定、不可采4#山西组中部0.30较稳定、不可采5#山西组中部0.20不稳定、不可采6#山西组下部1.27局部可采8#太原组上部1.10不太稳定、不可采9#太原组上部6.50稳定、主要可采煤层11#太原组中部0.25不可采12#太原组中部0.34较稳定、不可采13#太原组中部0.81局部可采14#太原组下部0.10不可采15#太原组下部1.21较稳定、不可采1.2.2 区域地质构造阳泉位于山西中台隆的中东部，跨越五台隆起的南部，太行拱断束的中断西侧，沁水台坳的东北边缘，系三个三级构造单元的交汇处。在漫长的地质年代里,历经平、五台、吕梁、燕山、喜马拉雅等期构造运动，本区

16、由东部太行山、北部五台山隆起,形成了沿北西走向往南西倾斜的一个规模较大的单斜构造。在这个单斜面上发育有次一级不同类型的构造形迹,见图1.2。图1.2 阳泉矿区构造纲要图由于矿区构造边界条件不同，因此在多次不同方向类型构造应力作用下，形成构造格局不同，就目前看阳泉矿区表现为三个构造区：1）北部构造区主要包括一、三矿井田，地质构造主要表现为一系列nne、ne、nee向的褶皱群形似帷幕状、舒缓波状，呈雁形排列。在纵向面上，呈不协调褶皱出现。断裂构造以正断层为主，占断层总数的90%以上；在平面分布上断层以nw方向为主，ne方向次之，ew、sn向零零无几。落差绝大多数小于5 m，一般在2 m左右，并且井

17、田东部多于井田西部；在剖面上，上部煤层大于下部煤层，断层在褶皱构造的翼部比较发育，轴部相对次之，但在褶皱轴端部偏多。这些断层均属层间断层，没有断达地表。2）中部及东北部构造区 主要包括二、四矿井田，构造主要是ne走向的向背斜和与之方向一致的断裂构造带，二者常形成ne方向的断褶带。在平面上大致平行等距、相间，断裂构造带与线状延伸向、背斜相匹配为其主要特征，本构造区内断裂构造较发育，落差小，但走向长，多在2 000 m以上，属高角度的正断层，且断层切割整个煤系地层直达地表。3）南部构造区 主要包括五矿和马郡头井田，构造主要以扭动构造为主，褶皱呈短轴状，轴向多方向性延伸不长。断层主要是大中型ne、n

18、ee向的逆断层为主，正断层次之，且切割整个煤系地层，大多直通地表。阳泉境内地层有中太古界、上太古界、下元古界、中元古界、上古生界、中生界和新生界。中太古界、上太古界和下元古界主要分布于盂县的北部；中元古界主要分布于平定的东部；下古生界主要分布于盂县的中、东部和平定的东部；上古生界主要分布于盂县的南部，阳泉市郊区及平定县的中西部，新生界分布于盂县，阳泉市郊区，平定的中部。区内侵入岩十分发育，主要分布于盂县北部，其中太古代阜平期、五台期分布最广，元古代吕梁期次之，中生代燕山期出露较少。阜平期以变质性岩及大量云闪长岩奥长花岗岩花岗闪长岩岩浆组合为主；五台期和吕梁期为大面积中酸性黑云斜长片麻岩和酸性片

19、麻状花岗岩，变质花，燕山期和喜马拉雅期仅见规模小，分布零散的岩墙岩。 1.2.3 井田地质构造阳泉二矿处于沁水煤田东北边缘，呈单斜构造。地层走向北西，倾向南西，倾角6-10度。断裂稀少，波状褶曲发育，地质构造属中等。煤层赋存于太原群和山西组地层内。煤层稳定可采者，太原群4层，总厚6.7米。山西组2层，总厚3.47米，均为无烟煤。水文地质条件简单。区内地质呈走向北西,倾向南西的单斜构造。断层:阳泉采煤区断层构造有:北北东北东向断层,呈雁形排列,分布于龙门沟一带,延伸长度不小于1 000 m,有28条,其中,正断层21条,逆断层7条。东西向断层,断层规模大,倾角大,呈平行排列,集中分布于盂县南部,

20、延伸长度不小于1 000 m,有11条。北北西北西向断层,系逆断层,延伸长度不小于1 000 m,有一条。可见阳泉采空区断层较为发育,数量多且规模较大,易产生裂缝槽沟和台阶,而且地表变形值较大。节理：分为四组,北东7585,北西515,北东2030,北西7080。第一、二组和第三、四组分别为两对“x”型节理,呈棋盘格子构造。此种节理构造致使上覆岩体完整性差,强度显著降低,使覆岩变形加剧,地表变形范围扩大。3)褶皱：阳泉采空区褶皱构造发育,其中北北东北东向褶皱构造分布广泛,轴长不小于1 500 m的有70余条,近东西向褶皱呈弧形分布,集中分布于盂县城关清城,市区、平定宋家庄一带,延伸长、幅度大,

21、两翼倾角多大于10,面部达40,约19条。如此规模的褶皱构造加剧了地表的变形程度。表1.2 阳泉二矿结构面力学性质改造历程1.3 矿井水文地质特征1.3.1 地表水概况阳泉二矿矿区为中低山地形，海拔6001600m，相对切割深度200400m。总的地势是西高东低，南北高中间低。刁乌楞七千寨为矿区南部最高分水岭，海拔14951529.9m，北部最高为水渠洼顶，海拔为1386.5m，桃河谷地海拔600750m。桃河为区内主要河流，属于海河流域滹沱河水系。桃河发源于寿阳县境内， 由西向东从矿区中部穿过，至娘子关磨河滩村与温河相汇，流经长度80多公里，流域面积1324km2；其中矿区及上游段长度44k

22、m，流域面积503km2。桃河属季节性河流，水量随季节变化明显，19591979年洪水期（69月）流量一般为38m3s，平均为4.146m3/s，清水期（105月）平均流量为0.521 m3s以下。1959年8月最大流量2200m3s。1.3.2 矿区水文地质概况本区以大气降水为区域地下水的补给来源。东部奥陶系灰岩裸露区和第四系孔隙含水层，直接接受大气降水的补给。地下水位、流量动态变化与降水关系特别密切。石炭、二叠系裂隙含水层靠大气降水及地表水补给。洪水期地表水补给地下水，枯水期则排泄地下水。本区含水层与隔水层相间成层状分布，区内断裂构造较少，规模较小，一般情况下含水层之间没有水力联系，由于奥

23、陶系地下水位埋深大都低于煤层开采水平，石炭、二叠系基岩裂隙含水层为弱裂隙含水层，除局部地段外，对煤矿开采一般影响不大。矿井正常涌水量为192m3/h，最大涌水量为211m3/h。1.3.3 含水层特征根据岩层充水空间的性质及地下水埋藏条件，矿区含水层主要为三种类型。1、孔隙水含水层主要分布于桃河及其支流的河床以及其它低洼河谷中的冲积、洪积及坡积层中，厚度1020m左右，由砂、砾石、卵石、滚石等组成。水量动态季节性变化大，受大气降水制约。其中以桃河河谷含水较丰富，流量为5.249.24lsm(张家堰沟口到坡头村前)。2、岩溶裂隙含水层中奥陶统马家沟组灰岩为本区主要强含水层，出露于阳泉矿区东北部外

24、围，面积广大，为煤系地层基盘。灰岩岩溶裂隙及蜂窝状溶孔溶洞较发育，主要靠大气降水及地表水渗漏补给，为补给娘子关泉水的主要含水层。主要含水段的岩性为上、下马家沟组的厚层灰岩。峰峰组灰岩多处于区域水位之上的垂直入渗带。阳泉矿区大部位于娘子关泉域的西半部分，属于娘子关泉域的西部补给迳流区。在圪套赛鱼冶西一线以东的桃河和温河河谷之间的三角形地区，是娘子关泉域的地下水汇水区(即等水位线图中420等值线所圈定的区域)，水位平缓，水力坡度小于1，富水性较好，具有岩溶水地下水库的特征。三矿一带主要含水段标高376138m，钻孔单位涌水量为1.23m3hm；阳泉至白羊墅一带，主要含水段标高425220m，钻孔单

25、位涌水量介于1.3270.58m3hm之间。娘子关群泉为本泉域的排泄区。 石炭系太原组薄层灰岩主要有四节石、钱石，猴石三层石灰岩，总厚度15.95m，其中以15#煤层顶板四节石(k2灰岩)厚度较大，为512m左右，在浅部地区岩溶裂隙较为发育，含水较丰富。井田514及802钻孔资料，单位涌水量可达9.310.0lsm，渗透系数60.89171.40md；在远离河床，埋藏较深和补给条件不好的地方含水微弱，如509、518等孔资料，单位涌水量仅0.000540.054lsm，渗透系数0.000930.18md。在矿区北部清城、冠沟、皇后等报告资料，三层灰岩经抽水试验单位涌水量0.00060.0048

26、9lsm，渗透系数0.003160.048md。3、基岩裂隙含水层分布于二叠系山西组、石盒子组地层中，主要由裂隙砂岩、粉砂岩组成。石盒子组k8、 k9、k11、k12砂岩为主要含水层，一般出露较高，地表裂隙发育，透水性较好，雨季常沿裂隙泄出形成下降泉。一般单位涌水量为0.000180.024lsm，渗透系数为0.00110.146m/d；山西组k7砂岩为主要含水层，单位涌水量0.00020.0027lsm，渗透系数0.00640.01lmd。属弱裂隙含水层。1.4 煤层特征1.4.1 煤层稳定性评价阳泉二矿主要可采煤层为9#煤层，分别位于山西组中部、太原组中部和下部，6#、13#为局部可采煤层

27、，1#、2#、4#、5#、8#、11#、14#煤层均不可采。现从上到下分述如下：a ：1#煤层1#煤层位于山西组上部，为井田最上煤层。下距2#煤层4.455.05m，平均4.75m。1#煤层最厚0.80m，平均0.35m，煤层厚度较小，变化甚大，很不稳定，无开采价值。b ：2#煤层2#煤层位于山西组上部，1#煤层之下4.455.05m，平均4.75m。煤层最厚1.60m，平均0.44m。厚度极不稳定，无开采价值。c ：3#煤层3#煤层位于山西组中部，一座灰岩之下1.1720.34m，平均7.17m处。下距野青灰岩3.2712.14m，平均6.54m。煤层厚度3.600,90m，平均1.50m。

28、本区范围内煤层稳定，煤质好，为主要可采煤层，井田西部有变薄趋势。d ：4#煤层4#煤层位于山西组中部，野青灰岩之下02.16m，平均1.30m处，煤层最大厚度1.50m，平均0.30m，厚度变化较大，但层位较稳定，为不可采煤层。e： 5#煤层5#煤层位于山西组下部，上距4#煤层约5m，煤层最大厚度1.20m，平均0.20m。其厚度在东部较厚，西部较薄，厚度变化大，不可采。f ：6#煤层6#煤层位于山西组下部，伏青灰岩之下2.359.85m处，上距5#煤层约10m，下距中青灰岩1.1414.77m，平均7.51m。煤层厚度02.00m，平均1.27m。在西南部可采，东部、北部及西部均不可采。g：

29、8#煤层8#煤层位于太原组上部，大青灰岩之下02.17m，平均0.10m处，上距6#煤层17.5431.36m，平均20m。煤层真厚03.66m，平均1.10m。本层厚度变化较大，不太稳定，并在上部还有夹矸，此层夹矸在北部逐渐增厚，最大厚度可达4m，将本层分为上下两层，不可采。h ：9#煤层9#煤层位于太原组上部，下距本溪灰岩7.3123.50m，平均15.93m。9#煤层真厚03.20m，平均1.45m，在井田西南部可采，北部及东部不可采，中上部有一沥青光泽的煤层，厚度0.20.3m。j ：11#煤层11#煤层位于太原组上部，上距9#煤层10.5831.05m，平均18.48m，下距奥陶纪灰

30、岩顶面1.3222.92m，平均15.42m。分布不广，厚度较薄，不可采。k：12#煤层12#煤层位于太原组中部，厚度0.902.10m，平均厚度2.20m。本区全部可采，南部局部地区变薄至0.7m，夹矸层南部逐渐变厚，最厚至0.8m，中部夹矸层0.2m左右。l：13#煤层13#煤层位于太原组中部，厚度01.40m，平均厚度0.81m，厚度变化大，较稳定，在北部地区不可采，含有夹矸。m：14#煤层14#煤层位于太原组下部，厚度00.4m，平均厚度0.1m，厚度甚薄，无开采价值。n：15#煤层15#煤层位于太原组下部，厚度4.508.95m，平均厚度6.50m，厚度稳定分布广泛，煤质佳，为不可采

31、煤层。1.4.2 煤的物理性质及煤岩特征各煤层均为高变质煤，为黑色灰黑色，受构造破坏，裂隙十分发育，煤体结构多为碎裂结构和碎粒结构，硬度较小，机械强度低。燃烧时难燃、无烟，无火焰或火焰短，不熔不膨胀。视相对密度无岩浆岩区1.401.50，岩浆岩区1.60。煤岩成分由镜煤、亮煤、暗煤和丝炭组成。太原组各煤层以半亮型为主，山西组2#、3#煤层则以半亮型和半暗型为主，含有较少量的暗淡型煤。 1.4.3 煤类的确定及煤类分布3#、12#、15#各主要可采煤层均为贫煤和无烟煤两大类，各煤层煤类以三号无烟煤为主，局部为贫煤。3#煤层以第10勘探线为界，12#煤层以第10勘探线以北150m为界，15#煤层以

32、第7勘探线为界，北部为贫煤，南部为无烟煤。4#、5#、6#、8#、9#、煤层全属无烟煤。1.4.4 煤的化学性质及有害元素a ：化学性质6#、8#、9#煤的水分为2.232.67%，其它煤层煤的水分为1.501.85%，风氧化的煤水分明显增高，达3.11%以上，最高达20.78%。各煤层灰分变化较大，3#、6#、8#煤层属低灰煤； 1#、2#、4#、5#、9#、煤层属中灰煤。各煤层经1.41.5比重液洗选后灰分大大降低，浮煤灰分一般在8%左右。各煤层中3#、12#煤层属特低硫煤；4#、5#、6#和9#煤层属中高硫煤；8#和11#煤层属高硫煤。经过浮选太原组各煤层硫分含量有较大幅度降低，脱硫率在

33、40%以上。b ：有害元素依据现行磷含量和砷含量分级标准，3#、4#、6:#煤层属特低磷分煤；2#、6#、8#、9#煤层属低磷分煤；1#、13#煤层属中磷分煤。各煤层原煤砷均属一级含砷煤。1.4.5煤层瓦斯、自燃性、煤尘爆炸性瓦斯：阳泉二矿为低瓦斯矿井。开采煤层的埋藏深度较大， 15#煤层的生、贮、盖条件好，瓦斯不大。随着机械化程度的提高，开采强度的增大，绝对瓦斯涌出量和相对瓦斯涌出量呈上升趋势。 煤层自燃性：二矿在生产过程中，井下曾经发生过煤层自燃现象。在15#煤层开采过程中，在8402工作面出现自燃发火征兆。1997年12月四采上山8406工作面发生自燃，被迫将四采上山正前及辅助上山封闭。

34、1997年10月29日8208工作面落山角发生煤层自燃，究其原因为放顶煤不完全致使落山角煤层长时间在空气氧化下引起自燃。在80504工作面和80603工作面都曾有过自燃发火征兆，由于地质构造影响工作面推进速度，导致开采时间长，氧化产生发热，出现自燃发火征兆。根据1988年10月和1989年抚顺煤研所测定的15#煤层自燃倾向性鉴定结果，15#煤在所取的五个煤层样中，东丈八区的两个样8108(中)、8108(上)为类，不自燃，其余三个样为类，可能自燃。所取的三个顶板样中，均为类不易自燃。3）煤尘1990年3月在3#、12#、15#煤层的采区取样，由煤科院重庆分院进行了煤尘爆炸性鉴定， 各煤层均无煤

35、尘爆炸性危险。2 井田境界和储量2.1井田境界 阳泉二矿新井井田近似矩形，井田面积21平方公里。走向长度为5500米，倾向长度约为3750米，井田境界以六个点坐标来确定，具体坐标如下表：表2.1 井田边界点坐标表边界点经纬123456经向-9950-7750-6500-4500-4600-9950纬向200200500500370037002.2 井田工业储量阳泉二矿煤田为掩盖式煤田，一般埋深不超过650m，煤层埋藏较深，本次计算垂深在500m左右。本井田勘探类型为中等构造。阳泉二矿新井井田为缓倾斜煤田，煤层倾角一般为5010o。将井田分为三部分：东部单斜区，东止于井田边界线，北到北部井田边界

36、线，西以桃河支流马家坡河为界，平面上呈矩形，面积大约为7.39km2，地层走向大致nw450，平均倾角4，角度基本一致，没有大的变化。北部波曲区，位于桃河支流马家坡河西侧，西止于西部井田边界线，呈不规则四边形，面积大约4.47km2，本区构造复杂，褶皱明显。煤层走向多变，平均倾角60。 南部单斜区，位于桃河支流马家坡河西侧，南部和西部分别以井田边界为界，面积大约为5.86km2，煤层走向大致ne450，平均倾角50， 区内构造简单。 储量计算公式： qg=sm （2.1）式中 qg工业储量（t）； s煤层水平投影面积（m）； m煤层平均厚度（m）； 煤的容重(t/m)。经过计算，三部分的平均倾

37、角分别为4、6o、5o。三部分煤工业储量分别为：（1）东部单斜区的储量为：q g1 = 8495933.566.51.45/cos4 =89706668.8t（2）北部波曲区的储量为：q g2 =5871628.716.51.45/cos6 =56145093.6t（3）南部单斜区的储量为：q g3 =5861132.126.51.45/cos5 =56241084.2t （4）本井田的工业储量为：q g = q g1 + q g2 + q g3 =202092848.6t=202mt 2.3 井田可采储量2.3.1 矿井设计储量矿井设计储量：矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田

38、境界煤柱、地面建(构)筑物煤柱等永久煤柱损失量后的储量，称矿井设计储量。在本井田范围内，各类煤柱的留设原则为：断层煤柱：断层按其落差大小及对煤层的破坏程度而留设保护煤柱，落差50m者，两侧各留50m（水平距离），落差20m，两侧各留20m（水平距离），落差20m 者，不留保安煤柱。井田边界煤拄：按50m（水平距离）留设。三下保护煤柱设计时,松散层移动角=45 走向移动角=70 上山移动角=70下山移动角=70-0.6煤层真倾角，=6故矿井设计储量为： qs= q gq 1 q 2q3 ( 2.2）式中 qs设计储量（t）； qg工业储量（t）； q1断层煤柱损失（t）； q2井田边界煤柱损失（

39、t）； q3防水煤柱损失（t）。 qs=2020928483690226122339953581332 =182587295t=182mt煤柱损失如下表：表 2.3 煤柱损失表一煤柱损失面积（m）煤柱损失量（t）断层煤柱2311523690226井田边界煤柱76632512233995防水煤柱2243313581332总计1221808195055532.3.2 矿井可采储量矿井可采储量：矿井设计储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采区回采率，为矿井可采储量。在本井田范围内，工业广场煤柱的留设原则为：井田开采初期，由于工业广场范围内布置主、副井和其他相关的建筑，根据下表确定工业广场面积为

40、500520=260000m2，井田范围内的松散层为80m，=45，经过计算，得工业广场保护煤柱为13001300=1690000m2。其质量为1690000/cos56.51.45=15304451t=15mt。矿井工业场地占地指标如下表：表2.4 矿井工业场地占地指标井 型大 型 井中型井小 型 井生产能力（万吨/年）120、150、180、24045、60、909、15、21、30占地指标（公顷/10万吨）0.81.11.31.82.02.5可采储量为： q=（qs -p）k （2.3） 式中 q 可采储量； qs设计储量； p保护煤柱； k设计采区回采率，中厚煤层取0.8。 q=（18

41、2587295-15304451）0.8=133826275.4t=134mt总煤柱损失表如下：表 2.5 各煤柱损失表二工业储量（t）断层煤柱(t)边界煤柱（t）防水煤柱（t）工业广场煤柱（t）总煤柱损失（t）202092848369022612233995358133215304451348090543 矿井生产能力、服务年限及工作制度3.1 矿井生产能力及服务年限 3.1.1 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、外部条件、回采对煤炭资源配置及市场需求、开采条件、技术装备、煤层及采煤工作面生产能力、经济效益等因素，经多方案比较后确定。矿区规模可依

42、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（包括煤种、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。3.1.2 矿井设计生产能力阳泉二矿新井井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底

43、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，煤质为优质无烟煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井。阳泉二矿新井矿井设计生产能力为180万t/a。3.1.3 矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。阳泉二矿新井的可采储量为133826275t，除去1.4储量备用系数，按180万t/a的设计生产能力计算矿井服务年限，矿井服务年限： 式中 zk-矿井可采储量（万t） a-矿井设计生产能力（万t/a） t-矿井服务年限（a） k-储量备用系数，取1.4则矿井服务年限为： t= 13382/（1801.4） =53.10年=53年按新建矿井设计服务年限，

44、本矿井设计服务年限为53年，符合规定。参见表3.1-1表。我国煤矿目前有向大型矿井发展的趋势，设计180万t的井型，达产后，当技术条件适宜时，有充裕的能力来提高产量，用以增产。综合各方面的原因，矿井年产180万t是符合要求的。3.1.4 井型校核按矿井的实际煤层开发能力、辅助生产环节、储量条件及安全条件因素对井型进行校核：（1） 煤层开发能力。井田内9号煤层平均6.50m，为特厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个放顶煤工作面保产。（2） 辅助生产环节的能力校核。矿井设计为大型矿井，开拓方式为双立井单水平开拓，主立井采用箕斗提升，副立井采用罐笼提

45、升和下放材料，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经刮板输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，再经主立井箕斗提升到地面，运输能力大，自动化程度高。副井运输采用罐笼提升人员、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。主运输大巷采用胶带运输机运输，辅助运输大巷采用矿车运输，运输能力大，调度方便灵活。（3） 通风安全条件的校核。矿井煤尘无爆炸性危险，瓦斯涌出量小，属低瓦斯矿井，但为了防止可能出现的瓦斯局部突出，采取预抽瓦斯措施。矿井采用中央并列式通风，辅助运输大巷做进风用，主运输大巷做回风用，可以满足通风需要。（4） 矿井的设计生产能力与整个矿井的可采储量相适应，保证有足够的服

46、务年限，满足煤矿工业矿井设计规范要求，见表3.1。3.2 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330d，工作制度采用“四六制”，每天四班作业，三班生产，一班准备，每班生产6h。矿井每昼夜净提升时间为16h。 表3.1 新建矿井设计服务年限矿井设计生产能力(mta)矿井设计服务年限(a)第一开采水平设计服务年限(a)煤层倾角25煤层倾角2545煤层倾角4560及以上7035-30506030-12245025201504509402015 15图3.1 循环作业图标4 井田开拓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，简历矿井提升、运

47、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：确定井筒的形式、数目和配置，合理确定井筒及工业场地的位置。合理确定开采水平的数目和位置。布置大巷及井底车场。确定矿井开采程序，做好开采水平的接替。进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造。合理确定矿井通风、运输及供电系统。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

48、。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。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。（2）合理开发国家资源，减少煤炭损失。（3）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。（4）要适合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。（5）根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其他有益矿物的综合开采。4.1 概述4.1.1 地质构造阳泉二矿井田位于山西中台隆的中

49、东部，跨越五台隆起的南部，太行拱断束的中断西侧，沁水台坳的东北边缘，系三个三级构造单元的交汇处。地层走向北西，倾向南西，倾角6-10度。断裂较少，波状褶曲发育。井田为单斜构造，以断裂构造为主。矿井地质构造简单。断层基本为高角度正断层，断层面倾角一般7080，以东西走向为主，断层面一般不宽。北部构造相对简单，小构造比较发育，走向与其邻近的大中型断层基本一致，但延伸不远即消失。4.1.2 煤层赋存状况该井田含煤6层，煤层总厚度约14m，其中以9号煤层为矿井主采煤层。6、13号煤层赋存状态较稳定，为局部可采煤层，故暂时不采。各煤层变质程度较高，煤种牌号为无烟煤。4.1.3 水文地质情况井田内含水层自

50、下而上有奥灰强含水层，厚度大，富水性较强；大青灰岩含水层厚度56m，为较强含水层；伏青灰岩含水层厚度3.5m左右，为较强含水层；野青灰岩含水层含水性差，一般不含水；山西组砂岩含水层厚7.0m左右，含水性弱到中等；上石盒子组细砂岩以上含水层厚度大于100m，虽含水性不强，但静储量比较大；第四系砂砾石层最厚94m，一般5060m，富水性较强。矿井正常涌水量192m/h，最大211m3/h。4.1.4 地形因素井田位于沁水煤田东北边缘，呈单斜构造。地层走向北西，倾向南西，井田内地势平坦。井田地面海拔标高在+800+820m。4.1.5 综述综合上述因素：本井田不具备平硐、斜井开拓的地形条件。且水文地

51、质条件属中等类型。故采用立井开拓符合立井开拓的适用条件及优点：立井开拓的适用条件一般为：（1）煤层赋存较深或冲击层较厚。（2）适用于水文复杂，多水平开采的倾斜煤层。（3）立井开拓的适应性很强，一般不受煤层倾角、厚度、瓦斯、水文等自然条件限制，技术上也比较可靠。当地质条件不利于平硐或斜井开拓时均采用立井开拓方式。其优点如下：（1）能通过复杂的地质条件，提升能力大，机械化程度高，易于自动控制；（2）井筒为圆形断面、结构合理、维护费用低、有效断面大、通风条件好、管线短、人员升降速度快。4.2 确定井田开拓方式4.2.1 确定井筒形式、位置、数目及坐标（1） 井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、

52、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。平硐开拓受地形及埋藏条件限制，要求地形条件合适，即在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，辅助提升能力小，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，在采深相同的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对