夹河煤矿1.5 Mt-a新井设计- 煤矿软岩巷道锚网索耦合支护技术研究

本科生毕业设计（论文）题目：夹河煤矿1.5Mt/a新井设计煤矿软岩巷道锚网索耦合支护技术研究

摘要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分是夹河煤矿1.5Mt/a新井设计。全篇共分为十个部分：矿区概况与井田地质特征、井田境界和储量、矿井工作制度和设计生产能力及服务年限、井田开拓、准备方式―采区巷道布置、采煤方法、井下运输、矿井提升、矿井通风及安全和矿井基本技术经济指标。夹河煤矿位于江苏省徐州市，矿井总面积约为13.3km2，井田走向长平均约4.1km，倾向长平均约3.2km。本设计主采煤层为7#、9#煤，平均厚度为3.3m、3.1m，煤层赋存稳定，为缓倾斜煤层，倾角5°～29°，平均17°。井田内工业储量为170.64Mt，可采储量为120.51Mt。矿井正常涌水量120m3/h，最大涌水量230m3/h；矿井绝对瓦斯涌出量为10.02m3/min，属于低瓦斯矿井，不易自燃，煤尘有爆炸危险。夹河矿设计年生产能力为1.5Mt/a，服务年限为61.8年。矿井开拓方式为立井两水平加暗斜井延深，开拓水平分别设置在-550m和-850m。设计首采区采用集中上山准备方式，工作面长度230m，采用走向长壁综合机械化采煤方法，矿井年工作日为330d，工作制度为“四六制”。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用矿车运输。矿井通风方式为中央并列式。专题是煤矿软岩巷道锚网索耦合支护技术研究。翻译部分是无煤柱沿空留巷围岩的稳定性及变形，英文原文题目是“Stabilityanddeformationofsurroundingrockinpillarlessgob-sideentryretaining”。关键词：立井；暗斜井；采区；综采；中央并列式；软岩；沿空留巷

ABSTRACTThisdesignconsistsofthreeparts:thegeneralpart,thespecialpartandthetranslatedpart.Thegeneraldesignisabouta1.5Mt/anewundergroundminedesignofJiahecoalmine.Ithastenchapters:anoutlineofthemineandminefieldgeology;boundaryandreserves;productivecapacity,servicelifeandworkingsystemofmine;developmentengineeringofcoalfield;thelayoutofminingarea;themethodusedincoalmining;transportationofunderground;minelifting;mineventilationandsafety;theeconomicandtechnologicindexofthemine.TheJiaheminefieldliesintheXuzhoucityofJiangsuprovince,thetotalareaofthemineis13.3km2.It’sabout4.1kmonthestrikeand3.2kmonthedip.Thereistwominablecoalseam:No.7andNo.9,andtheaveragethicknessoftheseamis3.3mand3.1m.Theyarestableandflutyinclined.Thedipangleisfrom5degreeto29degree,andis17degreeonaverage.Thenormalflowofthemineis120m3/h,andthemaximummineflowis230m3/h.Theabsolutegasemissionrateofmineis10.02m3/minwhichbelongstolowgasmine.Theseamsdon’thaveself-combustiontendency,andthecoaldusthasexplosionhazard.TheproductivecapacityofJiahemineis1.5milliontonsperyear,andit’sservicelifeis61.8years.Thedevelopmentofthemineisverticalshaftdevelopmentwithtwomininglevelsandtheextensionofblindinclinedshaft.Thedesigneddevelopmentlevelshouldbelocatedatthelevelof-550mand-850m.Designedfirstminingdistrictmakesuseofthemethodoftheconcentratedrise.Thelengthofworkingfaceis230m,whichusesfully-mechanizedlongwallminingmethod.Theworkingsystemis“foure-six”whichproduces330d/a.Mainroadwaymakesuseofbeltconveyortotransportcoalresource,andtheassistanttransportuseminecar.Thetypeofmineventilationsystemiscentralparallelingventilation.ThespecialpartisapaperthatResearchonboltandtightwirecoupledsupportofgatewaywithsoftrock.Translatedpartis“stabilityanddeformationofsurroundingrockinpillarlessgob-sideentryretaining”,theoriginalenglishtextofthetitleis“Stabilityanddeformationofsurroundingrockinpillarlessgob-sideentryretaining”.Keywords:verticalshaft;blindinclinedshaft;miningdistrict;fullymechanizedmining;centralparallel;softrock;gob-sideentryretaining中国矿业大学2012届本科生毕业设计目录一般部分1矿区概况与井田地质特征 11.1矿区概况 11.1.1矿区地理位置 11.1.2交通位置 11.1.3当地气候和降水量 11.1.4矿区水文情况 21.2井田地质特征 21.2.1煤系地层 21.2.2构造 31.2.3水文地质特征 51.3煤层特征 71.3.1可采煤层 71.3.2煤层的围岩性质 81.3.3煤的特征 92井田境界和储量 142.1井田境界 142.1.1井田范围 142.1.2开采界限 142.1.3井田尺寸 142.2矿井储量 142.2.1井田勘探勘探情况 142.2.2矿井地质资源量 152.2.3矿井工业资源/储量 162.2.4安全煤柱留设原则 172.2.5矿井设计资源/储量 172.2.6矿井设计可采储量 173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矿井设计生产能力及服务年限 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 203.2.4井型校核 214井田开拓 224.1井田开拓的基本问题 224.1.1井筒的确定 224.1.2工业广场位置、形状和面积的确定 244.1.3开采水平的确定及采（带）区划分 244.1.4大巷布置 244.1.5矿井开拓方案比较 244.2矿井基本巷道 314.2.1井筒 314.2.2开拓巷道 314.2.3井底车场及硐室 325准备方式——采区巷道布置 425.1煤层地质特征 425.1.1采区位置 425.1.2采区煤层特征 425.1.3煤层顶底板岩石构造情况 425.1.4水文地质 425.2采区巷道布置及生产系统 425.2.1采区位置及范围 425.2.2采煤方法及工作面长度的确定 425.2.3确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式 435.2.4煤柱尺寸的确定 435.2.5采区巷道的联络方式 435.2.6采区接替顺序 435.2.7采区生产系统 445.2.8采区内巷道掘进方法 445.2.9采区生产能力及采出率 445.3采区车场选型设计 455.3.1确定采区车场形式 455.3.2采区主要硐室布置 476采煤方法 486.1采煤工艺方式 486.1.1采区煤层特征及地质条件 486.1.2确定采煤工艺方式 486.1.3回采工作面参数 486.1.4回采工艺及设备 496.1.5回采工作面支护方式 526.1.6区段平巷超前支护 546.1.7各工艺过程注意事项 556.1.8回采工作面正规循环作业 566.2回采巷道布置 596.2.1回采巷道布置方式 596.2.2回采巷道参数 597井下运输 627.1概述 627.1.1井下运输设计的原始条件和数据 627.1.2运输距离和货载量 627.1.3矿井运输系统 627.2采区运输设备选择 647.2.1设备选型原则 647.2.2采区设备的选型 647.3大巷运输设备选择 657.3.1运输大巷设备选择 657.3.2辅助运输大巷设备选择 658矿井提升 678.1概述 678.2主副井提升 678.2.1主井提升 678.2.2副井提升 699矿井通风及安全 719.1矿井地质、开拓、开采概况 719.1.1矿井地质概况 719.1.2开拓方式 719.1.3开采方法 719.1.4变电所、充电硐室、火药库 719.1.5工作制、人数 719.2矿井通风系统的确定 719.2.1矿井通风系统的基本要求 719.2.2矿井通风方式的选择 729.2.3矿井通风方法的选择 729.2.4采区通风系统的要求 739.2.5工作面通风方式的确定 739.2.6回采工作面进回风巷道的布置 749.2.7确定矿井通风容易和困难时期 749.3矿井风量计算 789.3.1矿井风量计算方法概述 789.3.2采煤工作面风量计算 789.3.3掘进工作面风量计算 809.3.4硐室需要风量的计算 809.3.5其他巷道所需风量 819.3.6矿井总风量计算 819.3.7风量分配 819.4矿井通风阻力 829.4.1计算原则 829.4.2矿井最大阻力路线 829.4.3计算矿井摩擦阻力和总阻力 839.4.4矿井总风阻及总等积孔 859.5矿井通风设备选型 869.5.1通风机选择的基本原则 869.5.2通风机风压的确定 869.5.3电动机选型 879.5.4矿井通风设备要求 899.6特殊灾害的预防措施 899.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 899.6.2预防井下火灾的措施 899.6.3防水措施 9010设计矿井基本技术经济指标 91参考文献 92专题部分煤矿软岩巷道锚网索耦合支护技术研究 931绪论 931.1中国煤矿软岩巷道工程的现状及特点 931.1.1中国煤矿软岩巷道工程的现状 931.1.2中国煤矿软岩巷道工程的特点 941.2巷道支护技术研究现状 951.2.1锚杆支护理论 951.2.2锚索支护理论 971.2.3锚网索耦合支护 982煤矿软岩巷道的基本理论 982.1软岩的概念 982.1.1概述 982.1.2工程软岩的概念 992.2软岩巷道失稳力学机理 992.2.1松动压力作用 1002.2.2形变压力作用 1002.2.3膨胀压力作用 1012.3软岩巷道变形的影响因素 1012.3.1岩性的影响 1012.3.2岩体结构及裂隙分布影响 1012.3.3特殊工程地质条件影响 1012.3.4地应力的影响 1012.3.5岩体力学性质影响 1022.3.6工程因素影响 1022.3.7水文地质因素影响 1022.3.8流变因素影响 1022.4软岩巷道支护原理 1032.4.1最佳支护时间和最佳支护时间段的确定 1032.4.2最佳支护时间（Ts）的物理意义 1042.4.3软岩巷道工程关键部位 1043软岩巷道锚网索耦合支护的设计 1053.1锚网索耦合支护的概念 1053.1.1概念 1053.1.2耦合支护的基本特征 1063.2锚网索耦合支护原理 1073.2.1锚杆围岩耦合支护原理 1073.2.2锚网围岩耦合支护原理 1103.2.3锚索关键部位耦合支护原理 1123.3支护原则 1133.3.1工程设计优化原则 1133.3.2工程问题具体分析原则 1133.3.3工程支护过程原则 1133.3.4工程支护加固范围原则 1134工程实例 1144.1陶阳煤矿3408运中巷顶板“三锚”耦合支护技术 1144.1.1工程概况 1144.1.2巷道围岩松动因测试结果 1144.1.3高应力破碎顶板煤巷“三锚”支护技术参数设计与确定 1154.1.4施工工艺与要求 1174.1.5试验效果分析 1204.2南屯煤矿93上02工作面上顺槽锚网索耦合支护 1204.2.1工程概况 1204.2.2锚网索耦合支护设计 1214.2.3应用效果 1245结论 124参考文献 126翻译部分英语原文 127中文译文 139致谢 148一般部分第69页1矿区概况与井田地质特征1.1矿区概况1.1.1矿区地理位置夹河煤矿位于徐州市西北九里区境内，距徐州市约11km，地面标高+37.0~+43.0m。夹河井田东部F1号断层下盘以“徐煤局地（85）55号”文件、上盘以“苏煤基司（87）252号”文件为界与庞庄矿相邻；西部以西陇海铁路与徐州地方煤炭公司大刘矿和徐州矿务集团公司义安矿为界；浅部自21煤层露头，深部至1煤层-1200m等高线。井田走向长约4.1km，倾向长约3.2km，面积约13.3km2。1.1.2交通位置井田内铁路、公路均有，矿井生产的煤炭除经铁路、公路可运往全国各地外，还可经徐州港利用船舶运输，直达江浙各地，水陆交通甚为便利（见图1-1）。铁路：西陇海铁路干线从井田西南通过，矿铁路专用线在夹河寨与西陇海干线接轨。公路：矿专用公路与徐州市三环路、徐沛公路干线和西部矿区公路连接成网。水路：井田东侧15km左右有京杭大运河，常年可通航50t船舶。图1-1夹河矿交通位置图1.1.3当地气候和降水量据徐州气象台的汇编资料，本区属南温带的鲁淮区，具有长江流域和黄河流域的过渡性特点：气候温和，日照充足，年降雨量充沛，夏季多雨，冬季干寒，春季干旱突出，季节短，入冬和回春较早，常有寒潮霜冻、冰雹和旱风等气候现象。现将1951年至2000年主要有关资料简述如下：降雨量：本区多年平均降水量为833.33mm，其中6、7、8三个月为主要降水月份，占全年降水量的58.7%。最高为1958年，降水量为1297.0mm；最低为1988年，降水量为50.6mm。日最大降水量为1997年7月17日气温：本区多年平均气温为14.3℃，最高气温为1978年6月11日达40.6℃，最低气温为1969年2月6蒸发量：本区多年平均蒸发量为1748.59mm，最高为1978年2279mm，最低为1973年1467.9mm。1988年6月最大为287.9mm，1988年2月最低为50.24mm。相对湿度：本区多年逐月平均为69.52%，7~8月最高约在76~83%左右，3~6月最低为62~65%，年平均最高为1952年76%，年平均最低为1988年62%。湿润系数约为0.5，故本区属半湿润区。风力、风向：风向随季节而转变，春季多东南风，夏季多东风，秋季多东北风，冬季多西北风。全年平均风速2.9m/s，最大风速23.4m/s，风向为西北（1952年霜雪：霜期一般在10月至次年4月，降雪一般在11月至次年3月，最大连续积雪日数36日，积雪最大深度为247mm。冻结日期一般由11月上旬至次年3月下旬，冻结深度最大达29cm（1955年1月）。1.1.4矿区水文情况本区地表河流不发育，但农田灌溉渠道纵横交错，天然水系只有故黄河，其流向由西北向东南横穿井田流入京杭大运河，该河道于1988年冬季重新进行了开挖，新开挖的河道宽度50m左右，河槽标高+37.0~+38.0m，河堤标高+43.0~+44.0m，河床在塌陷区范围内宽度则在450~850m左右。除塌陷区相应地表位置常年有积水外，其余区段为季节性河流，最高洪水位39.29m（1963年7月1日）。此河流为井田天然水系的主干，与煤层及含水层露头的夹角为55°~57°，第四系中部有1.2井田地质特征1.2.1煤系地层夹河井田位于徐州煤田九里山向斜南翼，石炭、二叠系地层是其含煤地层，在井田内均被第四系冲积层覆盖。井田内钻孔和井巷工程揭露的含煤地层主要有石炭系的本溪组（C2）、太原组（C3），二叠系的山西组（P11）、下石盒子组（P12）、上石盒子组（P21）、石千峰组（P22）地层，各组地层的生成层序、其沉积古地理环境和岩性特征各有差异（图1.2），现将与矿井生产有关部门的含煤地层，按其沉积顺序先后分述如下：中石炭统本溪组（C2）本区仅有少数钻孔揭露，属浅海相沉积，假整合于奥陶系地层之上，全层厚12~28m，平均厚25m。其岩性为：下部为紫红色铁质泥岩，局部富集成褐铁矿团块，为古风化壳沉积，以此与下伏中奥陶统白土组为界；中部为灰绿色铝土泥岩；上部以浅灰、灰白色薄~厚层状白云质灰岩为主，中夹薄层灰绿色泥岩或铝土泥岩，含黄铁矿，顶部以浅灰色灰岩或铝土泥岩（有时夹煤线）与上覆太原组地层分界。上石炭统太原组（C3）为本井田主要含煤地层之一，属海陆交互相沉积，整合于本溪组地层之上，全组厚147~167m，平均厚159m。本组地层沉积旋回清晰，标志层明显，夹灰岩8~13层。特别是一、二、四、十、十二层灰岩特征明显，沉积稳定，为本组主要标志层。本组含煤4~10层，其中20、21煤为可采煤层，其它均为不可采煤层。下二叠统山西组（P11）为本井田主要含煤地层之一，为滨海三角洲冲积平原沉积地层，整合于太原组地层之上，全组厚88~138m，平均厚118m。本组中下部含煤2~6层，其中7、9煤为可采煤层，本组沉积旋回明显，一般可分为三个旋回段。下二叠统下石盒子组（P12）为本井田主要含煤地层之一，属局部海湾，近海三角洲相或沼泽相沉积，整合于山西组之上。全组厚173~250m，平均厚210m。本组岩性大致可分为上、下两段，下段发育了本区主要煤组，含煤2~8层，可分为上、中、下三个分煤组，其中发育在中煤组的1、2煤为本组可采煤层，1煤为局部可采薄煤层，2煤为本组主要可采煤层。上二叠统上石盒子组（P21）本组整合于下石盒子组地层之上，属内陆河湖沼泽相沉积，全组厚460.82~607.42m，平均厚511m。上二叠统石千峰组（P22）本组整合于上石盒子组地层之上。属炎热气候内陆河湖相沉积，井田内未揭露全厚，钻孔揭露厚度64.8~355.2m。岩性主要有紫红、灰绿色泥岩、砂质泥岩，灰绿、灰白或紫红色细~中粗粒砂岩组成。粗粒砂岩具粒序层理，常含砾石及肉红色钾长石碎粒。底部由一层浅紫红色含砾中粗粒砂岩（俗称上界砂岩）与下伏上石盒子组分界，此层砂岩厚18m。第四系（Q）不整合于各系地层之上，全系由砾石、粘土砂姜、亚粘土、粉砂土等组成，厚90~120m，平均100m，由东南向西北逐渐增厚。底部砾石层厚8~10m，岩性由粘土及砾石组成，其中砾石分选性差，砾径0.5~10cm，底部常有一些10cm以上的棱角状碎岩块，该层透水性及含水性均较强。1.2.2构造区域构造概况：徐州市位于苏鲁豫皖四省交界处，区内构造形迹十分醒目，总体为NE向延伸、向W突出的弧形构造（徐—宿双冲叠瓦扇构造）。其北邻丰沛隆起，南至蚌埠隆起，东止于郯庐断裂，西部前锋可达利国—萧县—宿州—西寺坡一线。系由一系列呈弧形弯曲的线性紧闭不对称褶皱、走向逆冲断层及断陷盆地所组成。根据褶皱—断层组合在不同的地区发育程度不同，以NW向的废黄河断层和EW向的宿北断层为界，将徐—宿弧形构造分为北、中、南三段。各段不仅各具特征，而且具有EW分带的特点，尤以中段特征更为明显。现仅对本井田所处的北段稍作叙述。北段（丰沛隆起与废黄河断层之间）废黄河断层以北，主要构造方向在东侧为NEE，西侧为NE。其断层附近由于左行剪切牵引转为近SN向，在东西方向上具有分带性。九里山矿区位于西部前锋带。夹河井田位于徐州复背斜九里山向斜南翼中段，井田总体为一走向略有变化的单斜构造。井田内有一夹6断层，为生产中揭露的大中型断层，位于17~22勘探线之间，为斜交正断层。走向变化较大，NE5°~60°，倾向W~NW，倾角60°~80°，落差0~50m，最大落差在-600m水平，浅部尖灭，深部向E偏转进入庞庄井田和庞4断层相连为同一条断层。区域构造形成演化史：

图1.2地质综合柱状图

徐—宿弧形构造的形成演化可分为孕育期、发生期及改造期等不同的阶段。孕育期：印支末期，华北古板块与华南古板块相互作用，在华北古板块SE侧产生的SEE向构造应力向板内是衰减的，在徐—宿地区，表现为宽缓的褶皱变形，变形东强西弱，在东部使地层褶皱抬升，以致产生向W微倾斜的半背斜构造。发生期和发展期：随着应力的进一步持续作用，不仅褶皱更趋强烈，而且产生了逆冲断层，由E向W卷入逆冲推覆的地层逐渐减薄，在逆冲推覆构造的发展过程中，NW及EW向的撕裂断层起了重要的调整作用。在这些断层的左行剪切作用下，北、中两段变形强，运移距离大。郯庐断裂带的左行平移运动于燕山早期以来逐渐加强，由此派生的SE向挤压应力为徐—宿推覆构造的进一步发展提供了动力。但这种应力毕竟不同于板块俯冲产生的强大挤压应力，其相对要弱一些。随着逆冲推覆构造以前展式向前扩展，对前陆所产生的应力在北侧受到砀山古隆起的阻碍，反作用力也逐渐增大，导致了反向逆冲断层的形成。至此，徐—宿弧形构造已基本形成。改造期：晚白垩世以后，中国东部的应力状况发生了重大变化，由区域上近EW向的挤压缩短机制转变为拉张的环境。处于此构造环境中的徐—宿地区，必然也将改变其挤压逆冲推覆机制，推覆作用逐渐减弱，最终停止并发育了一系列的张性构造，及一些小规模的重力滑动构造等。近EW向及NW向断层此时也强烈活动，成为使弧形推覆构造进一步复杂化的重要构造。1.2.3水文地质特征本区位于故黄河泛滥形成的冲积平原，与东南、西南部的低山丘陵区毗邻。煤系地层上有较厚的第四系冲积层覆盖。二叠系煤系地层属湖沼相、陆相沉积，为砂岩裂隙充水矿床，水文地质条件中等。下部的上石炭统煤系地层为海陆交互相沉积，灰岩发育有十三层，为岩溶溶隙充水矿床，水文地质条件相对比较复杂。区内含水层按充水介质可分为：第四系孔隙含水层，二叠系砂岩裂隙含水层，上石炭统太原组灰岩溶隙含水层和奥陶系灰岩岩溶含水层。第四系孔隙含、隔水层本区内第四系地层不整合覆盖在各含煤地层之上，厚度90~120m，平均100m。总体变化趋势为由煤层露头向深部逐渐变厚，其含水性自上而下分为三段：浅部含水层段该层厚15~20m，为黄河泛滥的冲淤物，该土层松软，空隙大，含水性及透水性较强，直接接受大气降水及地表水的补给，水位变化幅度明显，本区水位较高，呈潜水状态，民用井多取用此含水层的水。邻区井筒穿过此含水层时涌水量3.9~52.04m3/h。隔水层段本段堆积较复杂。该层厚40~70m，中上部有10~20m的粉砂岩，遇水流动，透水性较好。但下部为深灰、黄~红褐色的粘土，分布稳定，隔水性好。底部砾石含水层段该层厚8~10m，岩性为粘土及砾石层，其中砾石分选性差，砾径0.5~10cm，底部常有一些10cm以上的棱角状碎岩块，该层透水性及含水性均较强，张小楼风井穿过此层时涌水量57m3/h。该层为第四系中的富含水层，且与基岩直接接触，为煤系地层中的主要补给水源。二叠系砂岩裂隙含水层上石盒子组砂岩裂隙含水层主要是上石盒子组底部的厚层砂岩（俗称奎山砂岩），该层厚度20~30m，与下伏下石盒子组整合接触。岩性为灰白、灰绿色中~粗粒，底部含砾石，形成蜂窝状洞穴，含水性和透水性均较强。井筒穿过该层时涌水量171~206.5m3/h，对凿井造成一定影响。因距离2煤层顶板150~160m，故对煤层开采无直接影响。下石盒子组砂岩裂隙含水层该组地层厚度173~250m，平均206m，其中对2煤开采影响较大的砂岩为顶板三层砂岩，由近到远分述如下：第一层砂岩裂隙含水层：第一层砂岩距2煤顶板13m左右，厚度不稳定，0~7m，岩性为浅灰色细~中粒砂岩，泥质胶结。井筒揭露时涌水量为0~5m3/h，掘进过程中该层砂岩水从顶板淋出，恶化了作业环境。第二层砂岩裂隙含水层：该层砂岩距2煤顶板60m左右，厚度18~38m，平均25m，层位稳定，岩性为灰~灰白色细~中粒砂岩，底部颗粒逐渐变粗，泥质、钙质或基底式胶结。砂岩裂隙较为发育。第三层砂岩裂隙含水层：该层砂岩距2煤顶板100m左右，厚度2~18m，稳定程度较差，岩性为灰色细~中粒砂岩，向深部泥质增多，相变为砂质泥岩。因距煤层较远，该层砂岩正常情况下对采掘活动影响不大。山西组砂岩裂隙含水层本组地层厚88~138m,平均118m。一般7煤顶板赋存两层砂岩，底板赋存两层砂岩，由于底板砂岩含水层富水性较弱，对7煤开采影响较小，7煤顶板砂岩含水层分述如下：第一层砂岩裂隙含水层：距7煤顶板7~20m，厚度6.5m左右，层位较稳定，岩性为灰色细~中粒砂岩，泥质胶结。第二层砂岩裂隙含水层：距7煤顶板25~35m，厚度3.5~8.5m，层位较稳定，岩性为灰色细粒砂岩，泥质胶结。7煤层顶板砂岩含水性较弱,实际揭露该组砂岩时，涌水量较小。太原组灰岩本组地层厚147~167m，平均159m，岩性由灰岩、砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤层组成，其中夹有13层灰岩，灰岩总厚度41.26m，占全组地层的25.9%。最厚为四灰5.36~16.37m，平均9.21m，最薄为十三灰厚度0.17~1.94m，平均1.05m。根据灰岩含水层特征及与主采煤层开采的关系分为两个含水层段，现分述如下：第一含水层段（一~九灰）灰岩含水层厚10.87~56.0m，平均27.63m。其中四灰厚5.36~16.37m，平均9.21m，溶隙较发育，含水性较强，是太原组地层中含水较丰富的含水层，也是目前井下生产用水的水源。其余各层灰岩厚度较小，含水性也较弱。一、二层灰岩，五、六、七、八层灰岩间距小，水力联系好；其余各层灰岩间距较大，水力联系较差。九灰至十灰的间距为16.9~46.36m，平均26.45m，且夹有砂质泥岩、泥岩等相对隔水层，对开采十灰下的20煤影响不大。故一~九灰不为太原组煤层开采的直接充水含水层，该段含水层属含水中等的含水层段。第二含水层段（十~十三灰）灰岩含水层厚8.62~23.86m，平均13.63m，其中十一、十三灰厚度小，含水性弱，十、十二灰厚度大，溶隙较发育，含水性较好。十、十二灰间距18.71m，多砂泥岩、泥岩组成，隔水性较好，一般不会发生水力联系。十、十二灰分别为20、21煤直接顶板，对20、21煤开采影响较大。该含水层段属含水小~中等含水层。潜水接受大气降水和地表水直接补给，因第四系中部有一层较厚的隔水层，一般和下伏的承压含水层不发生直接水力联系。各基岩含水层在露头处接收大气降水和潜水的入渗补给，由于含水层属平原区单斜岩层，承压含水层在浅部水力联系较好，地下水交替运动活跃，随着深度的增加，接受补给条件差，水力联系变弱，地下水交替运动迟缓。二叠系砂岩裂隙含水层以静储量为主，也有局部垂直渗透、越流及侧向导水断层补给，但补给量有限。富水带一般位于浅部及构造发育部位，如向斜轴及断层裂隙发育等地段充水条件较好，其它地段相对较差。从矿井开采突水情况看，在浅部突水次数多，突水量大，深部减弱。在矿区外围东南~西南部奥灰出露于地表，可以接受大气降水及地表水的入渗补给，矿区生活用水皆取用该含水层水。由于本溪组岩层的阻水作用，正常情况下奥灰水对开采二叠系、石炭系煤层无直接影响。设计结合地质报告所提矿井涌水量，并参考邻近矿井估算本矿井正常涌水量120m3/h，最大涌水量230m3/h。1.3煤层特征1.3.1可采煤层井田内含煤地层为石炭、二叠系，各煤层层位及特征见表1-1。表1-1各煤层特征表含煤地层煤层煤层厚度（m）煤层结构平均层间距（m）间距变化情况两极厚度（m）均厚（m）见煤点（个）下石盒子组10.1~2.6简单9不稳定0.710320.2~4.4复杂2.9120108较稳定山西组71.4~4.5简单3.39410较稳定91.3~4.3简单3.163148较稳定太原组200.3~1.3简单0.76027较稳定210.3~1.7简单0.951本井田有三个含煤组，自下而上为：上石炭统太原组（C3），下二叠统山西组（P11）和下石盒子组（P12）。含煤地层平均总厚487m，含煤20余层，可采和局部可采煤层平均总厚度为11.6m，含煤率为2.38%。下石盒子组与山西组地层总厚约328m，可采煤层总厚10.0m，含煤系数3.05%。其中：下石盒子组：厚210m，含煤2~11层，其中2煤全区可采，1煤局部可采，其它均为不可采薄煤或煤线。1、2煤平均总厚3.6m，含煤系数1.71%。山西组：厚118m，含煤2~8层，其中7、9煤全区可采，8煤、10煤为不可采煤层。7、9煤平均总厚6.4m，含煤系数5.42%。太原组：厚159m，含煤4~10层，其中20、21煤为全区可采薄煤层，其它为不可采薄煤层。20、21煤平均总厚1.6m，含煤系数1.02%。综上所述：本井田含煤系数最高的为山西组，下石盒子组次之，太原组最低；构成本井田储量比最主要的是2煤、7煤和9煤。1.3.2煤层的围岩性质根据钻孔资料及大量矿井生产实际地质资料，对井田内各可采煤层顶、底板的岩性、厚度进行了详细的统计整理，其结果见表1-2。表1-2各可采煤层顶板、底板岩性及厚度统计岩性煤层煤层顶板煤层底板岩石名称厚度（m）比例（%）岩石名称厚度（m）比例（%）最大~最小最大~最小平均个数平均个数1泥岩0.61~15.8754.3泥岩0.81~6.8876.32.81512.1772砂泥岩0.8~22.1331.9砂泥岩0.8~4.3421.65.83301.86202泥岩0.32~8.3765.8泥岩0.49~11.9179.23.0792.9895砂泥岩0.20~10.5729.2砂泥岩0.56~12.816.75.34353.64207泥岩0.16~7.4231泥岩0.48~10.670.31.99281.5164砂岩0.69~20.2841.2砂泥岩0.6~10.824.26.36371.53229泥岩1.34~17.9266.1泥岩0.61~3.9235.53.36411.4121砂泥岩0.91~21.5722.6砂泥岩0.8~4.251.63.71141.623120十灰2.67~8.46100砂岩0.66~9.0379.64.81604.354821十二灰4.23~9.93100砂泥岩0.42~4.5976.56.55512.4392煤直接顶板以褐灰~深灰色泥岩、砂泥岩为主，泥岩含较多炭质，有滑感，易碎，断口平坦或呈贝壳状，含砂较少，含大量植物化叶石碎片；2煤直接底板多为深灰色~灰黑色泥岩或砂泥岩，块状构造，富含大量植物化石碎片及菱铁质结核个体。7煤直接顶板岩性既有灰白色中~细粒石英、长石砂岩，也有深灰色泥岩或砂泥岩，砂岩分选一般，多为钙质或泥质胶结，多含黑色岩屑及菱铁质条带，具交错层理，局部含泥质条纹及泥岩团块，裂隙节理发育，并伴有不同程度的淋水现象，河床相沉积砂岩；7煤直接底板多为深灰~灰黑色泥岩或砂泥岩，致密含植物化石碎片，上部含炭纹，多砂岩条纹，具水平或微波状层理，摩氏硬度Ⅳ。9煤直接顶板主要为灰~灰白色中细粒砂岩或互层，多为硅泥质胶结，具波状或微波状层理，其层面常夹有大量断续炭纹及砂泥岩条带，有时含矽泥泥质团块，底部常夹有泥岩碎块，裂隙发育，局部伴有滴水或淋水现象；9煤底板多为深灰色泥岩或砂泥岩为主，少含砂，多镜面，硬度较硬，炭化程度高，含植物化石碎片。泥岩及部分砂泥岩属易冒落的软岩石，砂岩和部分较硬的砂泥岩为不易冒落的硬岩石或中等易冒落的中硬岩石。按照《缓倾斜煤层工作面顶板分类方案》的要求，将2煤直接顶分类为1类（不稳定顶板），老顶为Ⅰ~Ⅱ级之间；7煤直接顶分类为2类（中等稳定顶板），老顶为Ⅱ级，属中等稳定偏下类型；9煤直接顶为2类（中等稳定顶板），老顶为Ⅱ级。7、9煤底板为中等坚硬或坚硬底板。1.3.3煤的特征煤的物理性质，见表1-3.表1-3各煤层物理性质统计表煤层性质12792021颜色黑至褐黑色黑至褐黑色黑色黑色黑色黑色煤岩类型半亮~半暗淡型半亮~半暗淡型半亮型半亮~光亮型半亮~光亮型半亮型光泽沥青~树脂光泽玻璃~树脂光泽玻璃光泽玻璃~丝绢光泽树脂~玻璃光泽树脂~玻璃光泽结构条带状结构条带状结构条带状结构条带状结构条带状结构条带状结构构造片状至块状构造鳞片状至块状构造块状及片状构造块状构造块状构造块状及片状构造摩氏硬度Ⅰ~Ⅱ级Ⅰ~Ⅱ级Ⅱ~Ⅲ级Ⅲ~Ⅳ级Ⅱ~Ⅲ级Ⅱ~Ⅳ级煤的工艺性质各可采煤层原煤和精煤化验分析结果见表1-4、表1-5。水份（Mad）井田内各煤层均属低水份煤，自1煤至21煤由高而低逐渐减少，在0.5~3.0%之间。其原煤水份平均含量为：1煤2.37%，2煤2.01%，7煤1.73%，9煤1.76%，20煤1.93%，21煤1.34%。灰份（Ad）井田内各煤层原煤灰份平均含量：1煤层18.04%，2煤层22.88%，7煤层14.61%，9煤层10.65%，20煤层13.08%，21煤层6.64%；各煤层精煤灰份平均含量：1煤层7.72%，2煤层9.66%，7煤层6.19%，9煤层4.49%，20煤层5.57%，21煤层2.34%。由此可以得出如下结论：原煤工业分析1、2煤层为中灰煤，7、20煤层为低灰煤，9、21煤层为特低灰煤。而且，精煤工业分析比原煤工业分析煤层灰份产率普遍降低，精煤工业分析各煤层灰份产率均＜10%，都为特低灰煤。这说明原煤外在灰份混入严重，尤其是1、2煤层由中灰煤降低到特低灰煤，除开采技术方法外，还与煤层本身结构和煤层顶板岩性有很大关系。煤层本身含夹矸多，顶板破碎，会直接导致外在灰份增加，降低煤层质量。表1-4原煤工业分析煤层Mad（%）Ad（%）Vdaf（%）St,d（%）Qgr,maf（%）两极值两极值两极值两极值两极值均值孔数均值孔数均值孔数均值孔数均值孔数11.85~2.9813.84~26.1535.42~37.930.37~0.5423.68~23.82.37818.04836.5380.44431.06420.46~3.268.74~58.1433.30~46.660.27~0.8921.11~34.12.014322.884338.49430.483127.42070.64~3.196.02~38.2935.96~43.840.22~0.6020.09~35.021.733814.613738.96380.42429.861890.92~2.564.41~20.2233.3~42.030.41~0.9427.92~34.481.761610.651637.58150.56830.716201.12~5.014.94~19.3741.7~49.40.80~5.5828.36~34.221.931513.081344.36153.361131.143210.33~1.781.8~12.8442.16~46.380.93~4.0734.45~35.161.34106.64944.39103.31934.802表1-5精煤工业分析煤层Mad（%）Ad（%）Vdaf（%）St,d（%）Qgr,maf（%）两极值两极值两极值两极值两极值均值孔数均值孔数均值孔数均值孔数均值孔数12.14~2.545.54~9.9135.38~35.770.5923.682.3327.72235.5720.59123.68121.06~2.636.16~27.2433.50~40.300.27~1.0029.32~34.102.12239.662337.31230.541132.111171.22~2.833.75~12.2635.84~41.970.20~0.5729.12~34.501.89286.192838.41280.421232.461191.32~2.293.14~4.7733.54~38.940.41~0.7931.61~34.501.86104.491037.09100.56733.187201.27~2.292.59~6.7441.74~47.781.97~2.3634.701.80115.171044.46112.22634.701211.22~1.831.52~4.0542.70~46.232.78~3.841.6062.34644.4163.483硫份（St,d）经原煤全硫测定，本井田全硫含量（St,d）在0.4%~3.36%之间。其中1、2、7、9煤原煤全硫含量（St,d）在0.4%~0.56%之间，均小于1%，属特低硫煤；而20、21煤原煤全硫含量（St,d）在2.39~3.36%之间，均大于1%，属中硫和富硫煤。挥发份（Vdaf）本井田煤层原煤挥发份（Vdaf）在各可采煤层之间变化不大，一般在36.53~44.39%之间，其中1煤偏低，20、21煤偏高。精煤挥发份（Vdaf）一般都在33.54~44.46%之间，其中1、2煤偏低，7、9煤略高，20、21煤最高。井田内大部分煤层的挥发份（Vdaf）都大于37%，而且由浅至深有增大的趋势。发热量（Qgr,maf）原煤分析基弹筒发热量1、2煤平均在25MJ/kg，7煤平均为27.04MJ/kg，9煤最高为29.54MJ/kg。各主采煤层精煤发热量均大于30MJ/kg。胶质层厚度（y值）从化验分析结果（表1-6）可以看出，本井田各可采煤层胶质层厚度从1煤至21煤有渐增的趋势。太原组20、21煤y值在25mm左右，山西组、下石盒子组煤层y值在11.5左右。表1-6胶质层测定表煤层XmmYmm曲线类型熔合情况两极值两极值均值个数均值个数124~429~14波型、微波型平滑下降344124223~498~15波型、微波型平滑下降熔合、部分熔合35.581311.6213735~5210~15之字型、小之字型、波型熔合、部分熔合43.711712.2518941~4810~14波型、之字型熔合43.40511.6052012~4515~30之字型、山型熔合、完全熔合26.29721.8672118~2425~32山型熔合、完全熔合20.33329.673煤的工业牌号及用途煤的工业牌号依据1986年10月颁发的《中国煤炭分类国家标准（GB5751-86）》，对照本井田各煤层现有煤质资料，本次设计认为：下石盒子组1、2煤层，山西组7、9煤层，太原组20、21煤层均属中等变质程度煤，符合区域变化规律。结合各煤层工业分析中的挥发份、粘结指数、胶质层厚度的平均值，确定井田内各煤层的工业牌号为：1、2、7、9煤层均为1号气肥煤层；20、21煤层为气肥煤。本井田煤层统称气肥煤。原煤可作动力用煤等，精煤可作为冶金、炼焦基础煤，也可作配煤。各煤层工业牌号见表1-7。表1-7煤的工业牌号表测定结果煤层Vdaf(%)Y(mm)GR，L工业牌号原煤精煤137.3535.38821号气肥煤238.9736.5511.0801号气肥煤738.9637.8713.4771号气肥煤936.4236.9115.0871号气肥煤2044.3644.6621.8气肥煤2144.3944.4129.7气肥煤工业利用情况：夹河煤矿原煤工业牌号属于气煤偏肥，统称气肥煤。中煤比重1.4~1.8t/m3，在原煤中含量在15%~20%之间，属于中等易选煤，接近难洗煤。本矿建有现代化的洗选厂一座，实际年原煤入洗能力已达60万吨。洗煤采用筛选、跳汰、浮选及层矿处理等多种工艺，经过洗选获得的精煤灰份在9~10%左右。同时根据市场需要，只出混煤，不出中煤。混煤灰份25%左右，发热量一般达21MJ/kg。夹河煤矿井下生产的不经过洗选的原煤和筛混煤，可作为动力用煤；精煤可作为冶金炼焦用煤（属于十级炼焦煤）；洗矸供砖瓦厂作建材原料。从当前和今后市场的发展需求看，矿井现洗选精煤灰份在10%左右的产品，已越来越不能满足市场对煤炭产品的环保要求。矿井精煤市场份额有缩小趋势，故此今后应注意加快对洗选工艺、洗选设备的技术改造，加快开发和生产特低灰精煤（灰份小于8%），以便提高企业的经济效益。煤层容重本次设计采用1989年《江苏省徐州矿务局夹河煤矿矿井地质报告》所确定的容重值，即2煤层容重1.37t/m3，1、7、9、20煤层容重1.32t/m3，21煤层容重1.28t/m3的采用值为准。瓦斯、煤尘及煤的自燃性瓦斯1991年，集团公司地质勘探工程处曾对该矿2、7、9煤层进行23次煤芯瓦斯含量解吸测定，其中2煤层9个，7煤层9个，9煤层5个，20煤层1个。测定结果：2煤层甲烷含量0.575~4.661cm3/g，平均2.73cm3/g；7煤层甲烷一般含量0.487~8.374cm3/g，平均4.49cm3/g；9煤层甲烷一般含量0.690~10.119cm3/g，平均为4.528cm3/g。从近10年的矿井瓦斯及二氧化碳涌出量的情况统计（见表1-8），可以看出矿井瓦斯涌出量较小，夹河矿整体上属于低瓦斯矿井，但是由于受各种因素的影响瓦斯赋存极不均衡，局部地方瓦斯涌出量仍然较大，最高瓦斯相对涌出量达9.76m3/t，接近10m3/t，该区域属于瓦斯局部异常区。表1-81991~2000年夹河矿瓦斯涌出情况一览表涌出量年度绝对涌出量(m3/min)相对涌出量(m3/t)CH4CO2CH4CO219919.2810.084.214.76199210.2310.024.774.68199310.5910.454.584.51199512.938.964.943.42199610.1813.34.413.79199713.0412.875.225.61199811.028.045.223.81199914.0311.786.645.58200010.049.75.175.00煤尘影响煤尘爆炸的因素很多，一般来说可燃基挥发份（Vdaf）含量越高，爆炸的可能性就越大，其指数大于30%就有易燃、易爆的危险性。根据煤芯煤样及煤层煤样测定数据和1976年矿务局对西部矿区煤层煤尘爆炸指数的计算结果表明：各煤层均有爆炸危险性。煤质分析资料还表明：各煤层的挥发份含量向深部未采区有增大的趋势。因此，必须注意未采区各煤层煤质变化情况，完善防尘隔爆措施。煤的自燃性本矿各煤层有自燃现象，一般发火期4~5月，最短只有30天左右。1991年矿务局地质勘探工程处在井田深部勘探过程中，共作14个自燃倾向性试验，2煤做5个，其中易自燃的有1个；7煤做6个，其中易自燃的有2个；9煤做3个，其中易自燃的有1个。地温徐州地区处于北纬34°15′左右，根据中国科学院地质研究所地温资料，恒温带深度为25~30m，温度为16.6℃。本区取用恒温带深度30m，温度16.6℃。通过对本井田本井田总体为一单斜构造，沿地层走向，地温梯度和相同深度的地温变化小。沿地层倾向地温梯度逐渐降低，相同深度的地温也逐渐降低。因此在单斜构造的上部有较高的地温梯度，造成这一现象的主要原因是平行层理的导热率大于垂直层理的导热率。本区的地温梯度由1.16℃/100m变化至2.52℃/100m，平均地温梯度为2.21℃/100本井田虽属于地温正常区，但在-600m水平以下，18~19线南段-650~-920m、24~25线南段-700~-850m为一级热害区（温度为31~37℃），其余为二级热害区（温度>37℃2井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田范围夹河煤矿位于徐州市西北九里区境内，距徐州市约11km，地面标高+37.0~+43.0m。夹河井田东部F1号断层下盘以“徐煤局地（85）55号”文件、上盘以“苏煤基司（87）252号”文件为界与庞庄矿相邻；西部以西陇海铁路与徐州地方煤炭公司大刘矿和徐州矿务集团公司义安矿为界；浅部自21煤层露头，深部至1煤层-1200m等高线。2.1.2开采界限本井田含煤地层平均总厚487m，含煤20余层。其中可采煤层共有6层，分别为1、2、7、9、20、21煤层，平均总厚为11.6m。2、7、9煤层为全区可采，2煤层为复杂不稳定的煤层，作为后期储备资源开采；7、9煤层为简单较稳定煤层，故本设计将7、9煤层作为主采煤层。2.1.3井田尺寸井田走向长度为3.7~4.5km，平均为4.1km；井田倾向长度为2.8~3.8km，平均为3.2km；井田面积约13.3km2，井田倾角为5°~29°，平均倾角为17°。2.2矿井储量2.2.1井田勘探勘探情况夹河煤矿先后由一六九煤田地质勘探队、徐州矿务局地质勘探队、安徽省煤田地质局物探测量队和江苏省煤田物探测量队在井田范围内进行过钻探和地震勘探工作。按地质勘探目的和任务的不同，大致可以划分为6个阶段：源勘探阶段（1956年至1963年）1956年，原煤炭部徐州基建局地质勘探管理处一六九煤田地质勘探队进入该区，进行找煤和资源勘探。该队先后在井田内共施工钻孔72个，累计工程量19365.43m。提交了下石盒子组-350m、山西组-450m以上A+B+C级储量5729.1万吨。其中：A+B级3666.9万吨，占64%；A级1373.7万吨，占24%；C级874.5万吨。浅部生产性补勘及深部资源勘探（1970至1977年）1970至1973年徐州矿务局地质勘探队在浅部进行了零星生产性补充勘探（主要用于水文观测和控制陷落柱），共施工钻孔14个，工程量4353.79m。为尽快查清井田深部（-450m以下）煤炭资源，该队于1977年6月完成了野外补勘任务，共施工钻孔40个，工程量为25217.66m。同年8月局地勘队整理了井田所有钻孔地质资料及矿井地质资料，提交了《夹河煤矿补充勘探报告》。其中：A+B级6474.4万吨，占60%；A级2302万吨，占21%；C级4370.2万吨，占40%。矿井深部生产性补充勘探（1978年至1989年）本阶段补充勘探主要是以解决当时生产水平和延深水平的采区地质构造、采区内煤层的可采性等问题为主。1978至1989年共施工钻孔34个，工程量为32019.89m。为矿井生产解决了大量矿井地质问题，为1989年地质报告的编制提供了丰富的原始资料。夹河煤矿深部地质勘探（1980年至1991年）本阶段勘探主要是对F1上盘地质条件进行勘探，由矿务局地勘队在1980年至1991年共施工钻孔24个，工程量28449.48m，较系统地采集各种样品进行化验，对钻孔井温进行观测，汇集本井田浅部及相邻矿井的地质及水文地质资料，并于1991年12月提交了《夹河煤矿深部地质勘探报告》。二维地震勘探（1990年至1991年）江苏省物测队在1990年至1991年对夹河矿西一至西三采区先后进行了两次二维地震勘探工作，二维地震勘探基本覆盖了井田浅部整个未采区。江苏省物测队分别于1990年6月和1992年6月，提交了《夹河煤矿西一采区地震开发勘探报告》和《徐州矿务局夹河煤矿西二、西三采区地震勘探报告》。本次地震勘探为夹河煤矿西一、西二采区-600m水平煤层的开采设计，提供了可靠的地质资料，也为本次矿井地质报告的修编，提供了大量地质基础资料。三维地震勘探（1999年）1999年，安徽煤田地质局物探测量队对深部西一采区四平方公里面积进行了三维地震勘探工作，并最终于2001年元月底提交了《徐州矿务集团夹河煤矿深部区域三维地震勘探报告》。2.2.2矿井地质资源量本矿井设计对2、7、9煤层进行开采设计，它们的厚度分别为2.9m、3.3m、3.1m。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。采用块段法计算2、7、9煤层的地质资源量。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，煤层地质总储量即为各块段储量之和。块段划分如图2-1所示。图2-1块段划分示意图矿井地质资源量按式（2-1）进行计算：Zz=S×M×r/cosα(2-1)式中：Zz——矿井地质资源量，Mt；S——井田面积，km2；M——煤层平均厚度，m；R——煤的容重，t/m3；α——煤层平均倾角；将各参数代入（2-1）式中可得表2-1，所以矿井地质资源量为：Zz=174.12Mt表2-1煤层地质资源量计算煤层块段倾角/(°)块段面积/km2煤厚/m容重/（t/m3）储量/Mt煤层总储量/Mt总储量/Mt2#119.62.652.91.3711.1855.99174.1228.93.622.91.3714.56323.16.052.91.3726.13410.61.022.91.374.127#119.62.653.31.3212.2561.3828.93.623.31.3215.96323.16.053.31.3228.65410.61.023.31.324.529#119.62.653.11.3211.5157.6528.93.623.11.3214.99323.16.053.11.3226.91410.61.023.11.324.242.2.3矿井工业资源/储量在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，各种储量分配见表2-2。表2-2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73.1331.3436.5715.6717.41合计104.4752.24矿井工业资源/储量由式（2-2）计算：Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k（2-2）式中：Zg——矿井工业资源/储量；Z111b——探明的资源量中经济的基础储量；Z122b——控制的资源量中经济的基础储量；Z2M11——探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2M22——控制的资源量中边际经济的基础储量；Z333——推断的资源量；k——可信度系数，取0.7~0.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井，取0.7。该式取0.8。则矿井工业资源/储量为：Zg=170.64Mt2.2.4安全煤柱留设原则工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱。各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定，用岩层移动角确定工业场地煤柱。围护带宽度是根据矿区建筑物的保护等级划定的。风井属Ⅰ级保护建筑物，故风井场地留设20m宽的围护带；工业广场属Ⅱ级保护建（构）筑物，留设15m宽围护带。井田边界煤柱宽度为30m，断层两侧各留30m保护煤柱。工业广场占地面积，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，工业广场占地面积指标见表2-3。表2-3工业广场占地面积指标井型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120~1801.245~901.59~301.82.2.5矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量按式（2-3）计算：Zs=(Zg－P1)（2-3）式中：Zs——矿井设计资源/储量，Mt；P1——断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑物、地面构筑物煤柱等永久煤柱损失量之和，Mt。根据夹河煤矿开拓平面图计算永久保护煤柱量，如表2-4所示：表2-4永久保护煤柱损失量名称长度（m）面积（m2）比重（t/m3）煤厚（m）压煤量（Mt）井田境界煤柱160254807501.37/1.32/1.322.9/3.3/3.16.32断层夹6煤柱27321639202.15则矿井设计资源量为：Zs=(Zg－P1)=170.64-6.32-2.15=162.17Mt2.2.6矿井设计可采储量矿井设计可采储量按式（2-4）计算：Zk=(Zs－P2)C（2-4）式中：Zk——矿井设计可采储量，Mt；P2——工业场地和主要煤柱损失之和，Mt；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%。本矿主采煤层7煤、9煤厚度分别为3.3m、3.1m，属于中厚煤层，故取0.8。本矿井井型设计为1.5Mt/a，由表2-3可以确定本设计矿井的工业广场为0.18km2。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，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0.8的系数，则工业广场的面积约为0.144km2。本设计选定工业广场长为400m，宽为360m。根据《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Ⅱ级保护，需要留设15m宽的围护带。工业广场所在位置平均煤层倾角为15°，该处表土层平均厚度为100m。结合本矿井的地质条件及冲积层和基岩移动角（表2-5），采用垂直剖面法（图2-2）计算工业广场的压煤损失，各主采煤层工广保护煤柱面积及压煤量见表2-6。表2-5岩层移动角广场中心煤层埋深/(m)平均煤层倾角/(°)煤层厚度/(m)冲积层厚度/(m)φ/(°)δ/(°)γ/(°)β/(°)-432、-540、-550152.9、3.3、3.110045757065表2-6各煤层工广煤柱压煤量计算表煤层厚度/m工广煤柱面积/m2压煤量/Mt2#2.98014923.297#3.39296584.199#3.19591074.06总压煤量11.54则矿井设计可采储量为：Zk=(Zs－P2)C=(162.17－11.54)×0.8=120.51Mt图2-2工业广场保护煤柱示意图3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度按照《煤炭工业矿井设计规范》中规定，参考《关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明》，确定本矿井设计生产能力按年工作日330天计算，四六制作业（三班生产，一班检修），每日三班出煤，净提升时间为16小时。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：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；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；国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；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7、9煤层平均厚度分别为3.3m、3.1m，储量丰富；距徐州市约11km，交通便利；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ZK、设计生产能力A和矿井服务年限T三者之间的关系为：T=Zk/A×K(3-1)式中：T——矿井服务年限，a；ZK——矿井可采储量，120.51Mt；A——设计生产能力，1.5Mt/a；K——矿井储量备用系数，取1.3。把数据代入式（3-1）得矿井服务年限：T=120.51/(1.3×1.5)=61.8a第一水平（-550m）的可采储量为55.67Mt，则服务年限为：T=55.67/(1.3×1.5)=28.5a注：确定井型需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。3.2.4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：煤层开采能力的校核井田内7、9煤层为首采煤层，煤厚分别为3.3m、3.1m，为中厚煤层，赋存较稳定，厚度基本无变化，地质条件较简单。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采工作面来满足井型要求。运输能力的校核本设计的矿井为大型矿井，主井采用一对16t箕斗，提升能力大，能满足提升方面的要求；大巷采用带式输送机运煤，运输能力也能达到要求，且机械化程度高；辅助运输采用1t固定箱式矿车；本设计中井底车场采用卧式环形井底车场，调车和通过能力均能满足要求，各辅助生产环节都能满足要求，不会影响生产能力。通风安全条件的校核该矿井整体上属于低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量4.49m3/t，绝对瓦斯涌出量10.02m3/min；水文地质条件简单，涌水量较小（120m3/h）；矿井采用中央并列式通风方式，经通风设计表明通风满足要求；井田内断层少，只有一个较大的断层，对开拓有一定的影响，但是对于生产的影响较小。所以，各项安全条件均可得到保证，不会影响矿井的年生产能力。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3-1。表3-1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t/a）矿井设计服务年限（a）第一开采水平服务年限煤层倾角<25°煤层倾角25°~45°煤层倾角>45°600及以上7035——300～5006030——120～2405025201545～90402015159～30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1.2~2.4Mt/a时，矿井设计服务年限不宜小于50a，第一开采水平设计服务年限不宜小于25a。本设计中，煤层倾角低于25°，设计生产能力为1.5Mt/a，矿井服务年限为61.8a，第一开采水平服务年限为28.5a，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、数目和位置，合理选择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。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：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。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。合理开发国家资源，减少煤炭损失。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。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、新工艺及发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。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。本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：本井田煤层埋藏较深，煤层可采线在-200m，最深处到-1100m，表土层厚度较大，90~120m。地表河流不发育，大气降水及地表水系对矿井充水无直接影响。本矿地表地势平坦，地面标高+37.0~+43.0m。4.1.1井筒的确定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，具体见表4-1。本矿井煤层平均倾角17°，为缓斜煤层；煤层埋藏较深，在-200~-1100m之间；表土层厚90~120m；水文地质条件中等，涌水量不大。综合上述条件，本矿井采用采用立井开拓方式。表4-1井筒形式比较井筒形式优点缺点适用条件平硐运输环节和设备少、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、延深方便；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