煤炭开采技术毕业设计.docx

1 矿区概述及井田地质1.1矿区概述1.1.1矿井位置和矿区地形八矿位于鹤壁市山城区鹿楼乡，北起小庄村，南到柴厂村，其地理坐标为：北纬 355016355300东径 11411091141242井田边界：西北以F45断层与鹿楼乡小庄桥煤矿为界，北以张庄向斜轴与六矿为邻；南以F53-1和F49分别与柴厂矿和十矿为界；西至二1煤层露头线。1.1.2交通条件交通条件便利，铁路，本矿向北可直达汤鹤线。汤鹤线在汤阴与京广线接轨，铁路运输方便。公路交通四通八达，新市区至九矿的大白线二级公路从本井田内通过，本矿至新市区16 km。京广铁路、京珠高速公路、107国道均从新市区经过，交通十分便利。此外尚有汤（阴）鹤（壁）公路、安（阳）鹤（壁）公路、鹤（壁）林州公路等。 图11 交通位置 1.1.3矿区气候本区属北温带大陆性半干旱型气候。据鹤壁市气象站观测资料：1、气温：据1958年1981年观测资料，年平均气温最高年份15.3（1961年），最低年份13.1(1964年)，一般为14.5左右。气温极值，最高42.3(1967年6月4日)，最低-15.5（1967年1月15日）。2、湿度：据1958年1981年观测资料，年平均绝对湿度11.63毫巴，年平均相对湿度为60%。3、降雨量：据1959年1999年共41年观测资料，年最大降雨量1394.1毫米(1963年)，年最小降雨量266.6毫米（1965年）。年平均降雨量649.55毫米。4、蒸发量：本区蒸发量远大于降雨量，据1959年1999年，36年（缺五年数据）的统计资料，年平均蒸发量2091.79毫米，年蒸发量最大值为2698毫米（1965年），最小值为1637.4毫米（1990年）。5、风向和风速：本区每年8月至来年2月北风频率最高，最大风速为23米/秒；每年3月南风频率最高，最大风速14米/秒。2 矿井地质概况1.2.1井田勘探程度1、钻探工程量：矿井范围内，1956年至1992年，共施工勘探钻孔222个，历次施工钻孔数及进尺见表井田内历次勘探施工钻孔数及进尺勘探项目钻孔数进 尺备注名 称（个）（米）鹿淇勘探区精查报告5917389一二七队盆场许家沟勘探区地质报告73831.91一二五队鹤壁煤田外围找矿区21721.33一二五队八矿二水平及三采区补勘报告及其它补孔14559321地测处冷泉精查补勘报告32661.99地测处五采区补勘总结63594.58勘探公司合 计22288519.811.2.2井田煤系地层概述本区的含煤地层为石炭一二迭系煤系地层，包括石炭系中统本溪群、上统太原群，二迭系下统山西组，下石盒子组，二迭系上统上石盒子组，煤系地层厚920米。主要含煤地层为太原群和山西组。太原群为一煤组含煤312层，煤层总厚5.32米，其中部分可采者2层，（一、一），平均厚度1.68米，含煤系数4.5%。山西组为二煤组，含煤13层，平均总厚6.79米，其中二1煤为本区主要可采煤层，煤厚1.914.1米，平均厚7.8米，含煤系数7.6%。1.2.3地层概况八矿井田为全掩盖区，地表为第四系及第三系。现将被钻孔揭露的地层由老至新叙述如下：1、奥陶系中统马家沟组（O2）马家沟组灰岩为含煤建造沉积之基底。井田内无出露，西山出露良好，研究较细。其岩性可分七个岩性段，其中第一段为贾旺页岩，第二、第四、第六段为角砾状灰岩，第三、第五、第七段为灰深灰色中厚层巨厚层之纯质石灰岩，含角石及松旋螺等化石，全厚450米左右。2、石炭系（C）（1）中统本溪群（C2）：底部为浅灰紫色鲕状豆状铝质泥岩；下部为灰色泥岩及砂质泥岩，中夹透镜状灰岩；中部为灰色细巨粒硅质胶结的石英砂岩；上部为深灰及灰色泥岩、砂质泥岩，含铝质，具鲕状结构，产植物化石碎片，偶夹薄煤。煤层发育不稳定，亦不可采。灰岩中含 化石，与其下伏的马家沟组灰岩为平行不整合接触。地层厚1528米，一般厚2325米。（2)上统太原群（C3）：太原群地层由砂岩、砂质泥岩、石灰岩及煤层所组成。砂岩：下部砂岩灰色，粉粒细粒中粒结构，矿物成份以石英、长石为主，胶结物以钙质为主，中部砂岩灰色及灰色微发褐，细中粒结构，矿场成份以石英为主，胶结物以泥质为主，上部灰色发褐，细中粒结构，顶部以石英、长石为主，含菱铁质凝块，底部含长石较多。胶结物以钙泥质为主。砂质泥岩及泥岩：下部砂质泥岩及泥岩，深灰、灰黑至黑色，底部为浅灰色，含黄铁矿结核及植物化石，底部富铝质，偶具鲕状结构。C3L3灰岩底板为黑色浅海相钙质泥岩，含大量动物化石。中部砂质泥岩及泥岩，深灰色、灰黑至黑色，致密性脆，含黄铁矿结核及植物化石。上部砂质泥岩及泥岩为深灰灰黑色、致密性脆，局部夹碳酸钙质鲕粒及透镜状菱铁质泥岩，含黄铁矿结核及植物化石碎片。石灰岩：太原群含石灰岩9层，自下而上为C3L1至 C3L9。其中C3L8、C3L5、C3L3、C3L2四层发育较好，C3L9、C3L4、C3L1三层灰岩发育次之：以C3L7及C3L6石灰岩发育最差，仅个别钻孔所揭露。据钻孔资料C3L8、C3L5、C3L3、C3L2诸层灰岩的平均厚度分别为5.74米、1.65米、2.57米及7.19米。在井田西南角浅部。75-10孔至77-22孔一带，C3L8灰岩受河流同生冲蚀，被河床粗砂岩替代，缺失C3L8灰岩。灰岩为为深灰灰黑色。其中C3L1 、C3L3 下部、C3L5 下分层、C3L6、C3L7及C3L9 均含泥质，含燧石结核的有C3L2 、C3L3 、C3L4 、C3L5 、C3L8 等层石灰岩，其中C3L2 含燧石结核最多，C3L2 、C3L5 及C3L8等层石灰岩常驻具缝合线构造，缝合面上常含碳质。灰岩中产丰富的蜓科、腕足类、珊瑚、海百合茎等动物化石：煤层：太原群所含煤层为一煤组，共含煤八层。自下而上依次为一1、一2、一4、一5、一6、一7、一8、及一9煤， 即除去C3L3灰岩不压煤外，其它各层灰岩均压煤，在八层煤中，发育较好的为一1煤。在煤层顶底板附近的泥岩、砂质泥岩中，含丰富的植物化石，主要为鳞木、羊齿、轮叶及植物根化石。本群以一煤底浅灰色铝质泥岩为底界面，与本溪群呈整合接触。厚101.67米151.48米，平均厚118米。3、二迭第（P）：（1）下统山西组（P）山西组由砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层所组成。砂岩：本组含砂岩四层，从下而上为S9、S10、S11 、S12。上中部砂岩为灰及灰褐色，局部微发绿色，中至巨粒结构，向下颗粒逐渐变细。矿物成份以石英及长石为主，唯二1煤顶板S10砂岩含长石较多。山西组砂岩的特点为黑褐色菱铁质凝块，沿层面富含大白云母片，胶结物多为钙泥质。泥岩及砂质泥岩：多为深灰至灰黑色，唯顶部偶具紫斑，微含铝质，具鲕状结构。其顶为A层铝土岩。泥岩及砂质泥岩中，偶见硅质结核，常富含植物化石。煤层：山西组所含煤层为二煤组，下部含煤13层，底部的二1煤层为本区的主要可采煤层。煤层厚度较稳定，井田内厚1.9（13041工作面）14.0米（11041四横川），平均厚6.75米。除二1其它煤层均不可采。山西组产丰富的植物化石，主要有细羊齿、翅羊齿、 羊齿、苛达叶、芦木、轮木、瓣轮木及楔叶等完整的植物化石及碎片。本组以S9砂岩底与下伏太原群分界，为整合接触，厚73134米，平均厚89米。(2）下统下石盒子组（P）下石盒子组由砂岩、砂质泥岩、泥岩所组成。砂岩灰至灰绿色，细粗粒结构，矿物成份以石英为主，长石含量较多，其它为绿色、暗色矿物及棕云母片。具波状层理及斜层理，胶结物以泥质及钙质为主。砂质泥岩及泥岩多为灰及青灰色夹紫斑，含铁质结核，产植物化石。本组以S13层砂岩底与下伏山西组分界，层厚90104米，平均厚97米。(3）上统上石盒子组（P）由砂岩、砂质泥岩及泥岩组成。砂岩多为灰白、灰及灰绿色，细至粗粒结构，矿物成份以石英为主，次为长石，胶结物为钙质、硅质及泥质等。下部有S15、S16砂岩，顶部为平顶山砂岩。在砂岩之间为青灰色、紫色、灰紫色、灰绿色的砂质泥岩及泥岩，泥岩中偶含鲕粒、铁质结核及植物化石碎片。本组以S15底与下伏下石盒子组分界，整合接触。地层厚591米。(4）上统石千峰组（P）由紫色、暗紫红色砂质泥岩、泥岩、粉砂岩、细砂岩所组成。砂质泥岩中偶夹薄层石膏及泥灰岩。地层厚度大于1000米，与上石合子组平顶山砂岩顶部整合接触。4、新第三系（N）井田内仅出露有新第三系（N）鹤壁组，其岩性主要为土黄色、黄褐色粘土，黄褐色、灰白色粉质粘土，黄色灰色中粒泥质砂岩、浅灰色灰白色淡水湖泊相泥灰岩、钙质粘土，薄厚层状砾岩等。鹤壁组地层厚度，钻孔揭露厚度103.25222.80米，自西向东，沉积厚度逐渐加大。与下伏地层不整合接触。5、第四系（Q）主要由次生黄土状砂土、褐黄色粉质粘土、褐红色粘土及砾石等组成，厚度发育不稳定，变化在032米之间。 地质综合柱状图 1.2.4井田地质构造八矿位于鹤壁矿区的南部，总体构造形态为地层走向近SN，倾向WE的单斜构造，倾角一般2036。沿走向发育了轴向NENEE宽缓的向、背斜褶曲构造，NE及NEE向断表明发育。1、褶曲经勘探和采掘实际控制的褶曲有三个向斜和三个背斜。张庄向斜：位于67722、771、7613、6871钻孔一线，向斜轴为八矿与六矿的井田分界线。延伸长度2800米。轴在-350米以浅为SEE，在-350米以深为NEE，向E倾伏。向斜轴在-300米左右被F51断层切割错位。南翼地层走向130170，倾向4080，倾角2030，北翼地层走向3050，倾向120140，倾向2634。该向斜已经被1406、1408工作面和六矿的多个工作面及十多个钻孔严密控制。鹿楼背斜：位于7620、522钻孔一线，延伸长度2km，轴向NEE，向东倾伏，倾伏角24。南翼 地层走向175195，倾角24北翼地层走向340350，倾角24。该背斜两翼对称，已经为12021、12041、12101、12121、12141、2401等工作面以及7620、522等钻孔控制，控制严密。桐家庄向斜：位于713、728、鹿60、7812等钻孔一线，延伸长度1.8km、轴向NE60，深部转成EW向，向NE倾伏。该向斜褶皱舒缓，南翼地层走向170左右，北翼地层走向35020，对称性差，有的地段褶皱不明显。(4)扒厂向斜：位于7824、7836、7857等钻孔一线，延伸长度2.0km。轴向NE60，向NE倾伏。倾伏角26南翼地层走向150180。北翼地层走向35010。褶皱宽缓，向斜南翼受F53、F53-1等大断层破坏。该向斜浅部由煤层露头、13011、13031、23011、23051工作面以及7838、7857、922等孔控制，控制严密。-400米以下缺乏控制。（5）柴厂背斜：位于7851、7852钻孔一线，延伸长度1.9km。轴向NE70，向NE倾伏，倾伏角26。南翼地层向180190，北翼地层走向340355。此背斜在二1煤层露头附近被F53、F53-1断层破坏，-350米以上痛斜形态不太明显，但-350米之下形态明显。该背斜控制程度差，-400米之下缺乏控制。2 、断层断层编号：F58落差4070m，倾角73，走向NE，倾向SE,延伸长度大约1810m。1.2.5井田水文地质特征在八矿范围内，由于第三系砾岩含水层底部沉积了有一定厚度，沉积广泛、连续、稳定的粘土隔水层，其意义非常重大。它不但大大减小了第三系砾岩含水层对八矿浅部煤层开采的直接威胁，而且切断太原群二层灰岩、八层灰岩和二1煤层顶板砂岩含水层通过煤系地层露头接受大气降水和砾岩水补给的通道，对八矿井田范围内充水含水层的边界条件，起了决定性的作用。 二1煤层顶板砂岩含水层，浅部含风化裂隙水，向深部裂隙逐渐减少，含水量逐渐减小 。由于煤系地层露头被第三系底部粘土隔水层所覆盖，浅部缺少补给来源，富水性很弱，以消耗静储量为主，并随着二1煤层的开采逐渐被疏干。自1961年到现在，二1煤层顶板砂岩突水17次，最大突水量18.0m3/h，最小0.3m3/h。随着开采深度增加，突水量逐渐减小。1.2.6可采煤层特征田范围内，主要可采煤层为二1煤层，其次为局部可采煤层一煤及一煤。1 、二1煤层二1煤层位于山西组底部，层位稳定。在-400米以上，据分布比较均匀的379个见煤点统计，煤厚1.914.0米，平均煤厚7.8米，变异系数25.7%，可采性指数为1，属较稳定煤层。煤厚分布范围主要在4.019.0米之间，在此范围的煤厚占83.7%。井田范围内，煤厚变化规律是北翼煤层较厚，南翼煤层较薄（南翼与北翼以中央进风井分界）分述如下：北翼据216个见煤点统计，煤厚2.5米（12101下顺槽）14.0米（11041横川），平均煤厚7.43米，变异系数21.13%，可采性指数为1，属稳定煤层。煤厚分布范围主要在6.019.0米区间，占78.5%。南翼据163个见煤点统计，煤厚1.9米（13041工作面）10.42米（7813孔），平均煤厚5.87米，变异系数26.23%，可采性指数为1，属较稳定煤层。煤厚分布范围主要在3.018.0米区间，占91.97%。二1煤层结构简单，局部地段下部含夹矸12层，夹矸为黑色泥岩，厚0.021.4米。二1煤层的伪顶为黑色泥岩，厚01米，一般厚0.20.3米，直接顶为6米左右的灰黑色砂质泥岩，富含植物化石，局部为砂岩（S10）。老顶为褐灰色中细粒长石石英砂岩（S10），厚1.039.5米，平均厚9.81米。底板为灰黑色泥岩和砂质泥岩，厚010.95米，平均4米，富含植物根部化石。其下为灰黑色中细粒砂岩，其上部在时相变为砂岩与泥岩互层，平均厚13.95米，采面的中间运输巷多布置在此层位中。2、 一煤层一煤层位于太原群底部，上距二1煤层105.10157.80米，平均131米。煤厚00.5米，局部可采。含夹石13层，厚0.020.43米，为结构中等复杂的煤层。煤层顶板为黑色泥岩，富含黄铁矿结核。底板为灰黑灰色砂质泥岩，向下渐变为鲕状铝质泥岩。一煤层上距C3L2灰岩10米左右。3、 一煤层一煤层位于一煤层上，与二1煤间距95.90米149.50米，平均123.77米。煤厚00.69米，厚度不稳定，绝大部分不可采，不含夹石。其直接顶板为C3L2灰岩，富含蜓科及腕足类化石，含燧石结核，底板为黑色泥岩。1.2.7煤的特征1、煤的物理性质（1）二1煤层：黑色，金钢光泽，条痕黑色徽带浅灰色，均一状和条带状结构，硬度小，松散易碎，块煤较小。（2）一煤层：黑色，金钢光泽，含黄铁矿结核，具硫臭，粉煤较多。一煤与一煤相似。2、宏观煤岩特征（1）二1煤层：上部和下部多为半亮煤型，中部以半亮型煤为主，但夹有暗淡型和半暗型煤。（2）一煤层：为暗淡煤型3、工艺性能（1）发热量二1煤层煤芯煤样的两极值为：26.4732.79MJ/Kg，平均29.46MJ/Kg，煤层煤样21.8732.74MJ/Kg，平均30.22MJ/Kg，19892002年上仓皮带原煤的两极值为25.3327.67MJ/Kg，二1煤层属于中高高热值煤。（2）粘结性与结焦性据盆场许家沟勘探区地质报告及最近几年的煤质分析资料，二1煤的挥发分Vdaf为：10.2718.69%，胶质层Y值均为O，曲线为平滑下降型，粘结性指数为520，说明本矿二1煤的粘结性及结焦性均差。1.2.8煤的可选性1、二1煤的筛选性能据1989年矿井地质报告，1962、1963、1965年，八矿东西井混合试样，筛分结果为：25mm占23.77%，025mm占76.23%1985、1986、1987年，三年的筛分结果为：大于100mm占4.6%，10050mm占8.5%，500mm占86.9%。在提交冷泉精查补勘报告时，于1980年9月在本矿二水平11071第二横川采了生产大样，进行了筛选试验和浮沉试验。试验中采用了1.3、1.4、1.5、1.6、1.8五种比重液。浮沉试验的结果表明，分选比得液用1.41.8时，中煤含量为25.84%+10.55%+6.5%=42.89%，属于很难选煤。如果分选比重液用1.51.8时，中煤含量为10.55%+6.5%=17.05%，属于中等可选煤。浮沉试验结果见浮沉综合表，表5-4-1。2、煤的工业用途综上所述，本矿二1煤层为中灰特低硫特低磷贫瘦煤，中高高热值发热量，其工业用途为优质动力用煤。1.2.9瓦斯1、瓦斯相对涌出量概况八矿从1961年到2002年，全矿井年平均瓦斯相对涌出量10.37m3/吨日。一水平从1961年到1988年，矿井年平均相对瓦斯涌出量9.14m3/吨日；二水平从1989年到2002年，年平均瓦斯相对涌出量13.05m3/吨日，属于高沼气矿井。2、煤与瓦斯突出概况：八矿自1997年至2002年，共发生煤与瓦斯突出八次，突煤量最多为92吨（1997年11月3日），突瓦斯量最多为140万m3(1977年2月4日)， 2002年鉴定为煤与瓦斯突出矿井。3、瓦斯涌出基本规律：总的来讲，八矿瓦斯涌出的基本规律是北翼大，南翼小，深部大，浅部小。但不同的时间，相对瓦斯涌出量并不均衡，它是随着开采水平的延深，相对瓦斯涌出量量现出逐渐增大的趋势。在这之间，也有个别年份偏高、偏低的情况，也有标高高的工作面比标高低的工作面瓦斯涌出量大的情况，例如：12061煤柱工作面标高-35m，相对瓦斯涌出量6.13m3/吨日，而12101工作面标高-85m，相对瓦斯涌出量仅4.64m3/吨日；12121工作面标高-135m，相对瓦斯涌出量19.5m3/吨日，而12141工作面标高-170m，相对瓦斯涌出量仅为10.83m3/吨日。相对瓦斯涌出量的大小除与煤中瓦斯含量、工作面周围的地质构造因素有关之外，还与采煤方法、开采的顺序、产量、工作面回采率等因素有关。历年瓦斯鉴定成果汇总 项 目时 间绝对瓦斯涌出量m3/分相对瓦斯涌出量m3/吨日瓦斯等级1984年7.989.92低1985年20.8121.58高1986年17.8513.04高1987年13.148.53低1988年11.978.64低平均9.141989年14.1011.38高1990年缺缺1991年缺缺1992年13.1311.32高1993年14.9313.80高1994年7.096.09低1995年16.9712.47高1996年10.306.35低1997年10.808.981998年32.2221.89高1999年28.0217.78高2000年24.6413.92高2001年34.6710.48高2002年38.5522.11（煤瓦斯突出）平均13.05全矿平均10.371.2.10煤尘本矿在19621964年取煤尘样5个，1980年取煤坐样3个，19821987年取煤坐样6个，其结果见二1煤煤尘爆炸试验成果表，表由可知，本矿煤尘爆炸试验，火苗长度540mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量2065%，煤尘爆炸指数均大于10%，煤尘具有传导性爆炸危险，在生产过程中必须采取有效的防尘措施。1.2.11煤的自燃据矿务局安监局19781979年矿井瓦斯等级鉴定报告，八矿二1煤的自燃发火期36个月，从19892000年，作过7次测定，自燃发火期612个月。3井田开拓1.3.1井田开拓的基本问题井田开拓是为整个矿井和各水平开采进行的总体性的井巷布置、工程实施和开采部署。井田开拓解决的是矿井全局性的生产建设问题，是矿井开采的战略部署。开拓方式中的每一项技术参数确定得是否合理，关系到矿井的基建工程量，、初期投资，建设速度及整个矿井生产的长远利益，从而影响矿井的经济效益。矿井开拓方案一经实施，再发现不合理而改动，则将耽误许多时间，浪费巨大投资。1、 如何布置巷道、工程实施和如何进行开采部署，这需要我们注意以下具体的几个问题。（1）如何划分阶段、开采水平、采区、盘区或采区（2）如何确定井筒位置及工业场地位置。（3）如何选择井筒形式、数目、功能、装备、断面、支护、深度及配置（4）进行运输大巷的设计（5）如何确定各煤层的、各采区、盘区、或采区的开采顺序、采掘接替和配采方式（6）合理确定矿井通风、运输及供电系统。（7）正确的确定矿井的生产能力，合理确定开采水平的数目和位置；2、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。1.3.2确定井筒形式、数目、位置1、井筒形式的确定平峒开拓是最经济和最简单的一种开拓方式，系统简单、施工容易、建井期短，基建投资和生产成本低，井下不需井底车场，地面不需安装提升设备，减少了矿建、土建的工程量，但是平硐开拓受地形埋藏条件的限制，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，且便于布置工业广场和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类型井型水平服务年限要求。井筒是井下与地面出入的咽喉，是全矿井生产的枢纽。井筒的形式选择，对于建井期、基建投资、矿井劳动生产率以及吨煤生产成本都有重要影响。井筒形式有三中：立井、斜井、平硐，它们各有优缺点，在一般情况下，立井最为复杂，斜井次之，平硐最为简单。但在解决具体矿井的井筒形式时，必须从自然地质条件、技术条件和经济条件等方面的因素综合考虑。（1）立井开拓的适应性强，不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯、及水文等自然条件限制。在采深相同的条件下，立井井筒短，相应的管缆敷设长度短，提升能力大，对于辅助提升特别有利，对于采深大的大型矿井，副井采用立井更具有优越性。具体体现在以下方面：井筒断面大，能放下外形尺寸较大的材料和设备。井筒支护条件好，且易于维护。井筒通风断面大，通风阻力小、允许通过的风量大，有利于矿井通风。在深井开拓中，立井的优越性最为明显。当然立井还有其存在的缺点，主要是井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，成井速度慢，开凿费用较高，基建投资大。另外，立井直接延伸比较困难，对于生产干扰大。（2）与立井开拓相比，斜井开拓的井筒掘进的技术和施工设备比较简单，掘进速度较快，地面工业场地建筑、井筒装备、井底车场及硐室也比较简单；斜井一般无需大型提升设备，同类型井型的斜井提升机也较立井提升机型号小，因而初期投资较少，建井期较短。斜井井筒延伸施工较容易，对生产干扰少。装备胶带输送机的斜井可实现井下煤流到地面的连续运输，运输能力大，效率高，煤流运输系统转折连续灵活，并可接受多点来煤，对生产水平过渡期的提煤有利；当矿井需增产而要求加大提升能力时，更换或改造带式输送机也比较容易。作为大型矿井的主井，在技术上和经济上都是十分优越的、断面不大、铺设轨道的斜井，无论采用箕斗或串车提升，其提升能力均不大、效率不高，不能满足大型矿井的需要，但能适应小型矿井的提升要求；斜井内可设人行道，作为井下人员的安全出口，这对于采深不大的小型矿井是比较方便的和经济有利的。与立井相比，斜井的主要缺点是：在相同的煤层条件下，斜井井筒长度比立井井筒长，围岩不稳定时，井筒维护费用较高；采用缠绕式绞车提升时，提升速度较慢，提升能力较低，钢丝绳磨损严重、动力消耗多、提升费用高，对辅助提升不利；井田斜长大时，采用多段绞车提升的转载环节多，效率低；由于斜井的 井筒长，相应的通风线路和管缆也较长；对瓦斯涌出量大的矿井，为满足通风的要求，有时需增开风井。当表土层为富含水的冲积层或流沙层时，斜井开掘技术复杂，有时难以通过。2、井筒位置的确定合理确定井筒位置，对于井下开拓部署、地面设施布局及运输线路布置有着决定性的影响；不仅能减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少工业场地占地面积和煤炭损失，降低运输费用，节省投资，而且对于矿井迅速达产和正常生产接替，提高矿井技术和经济效益起着十分重要的作用。（1）井田范围内沿走向和倾向有利位置布置的一般原则沿井田走向有利位置是井筒布置在井田中央，当井田两翼储量分布不均匀时，宜布置在储量分布的中央，使井田两翼储量分布比较均衡。尽量避免井筒偏于一翼，形成单翼开采。其优点是：运输工程量最小，运输费用最少；配风量比较均衡，通风线路较短，通风阻力较小；两翼产量比较均衡，两翼开采的年限和结束的时间均较接近，有利于水平接替。为减少保护井筒和工业场地煤柱的损失及减少初期工程量，可使井筒靠近井田靠近浅部大致在中偏上的适应位置，并使保护井筒的煤柱不占和少占初期投产采区的储量。（2）有利于矿井初期开采选择井筒位置要与选择初期开采区密切结合起来，尽可能使井筒靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道工程量，节省投资和缩短建井期。（3）有利于掘进与维护为使井筒的开掘和使用安全可靠，减少其掘进的困难及便于维护，应使井筒通过的岩层及表土层具有较好的水文、围岩和地质条件。为加快掘进的速度，减 少掘进费用，井筒应尽可能不通过或少通过流沙层、较厚的冲积层及较大的含水层。为便于井筒的掘进和维护，井筒不应设在受地质破坏比较剧烈的地带及受采动影响的地区。井筒位置还应使井底车场有较好的围岩条件，便于大容积硐室的掘进和维护。（4）便于布置地面工业场地井口附近要布置主、副生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于地面系统之间互相联接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦，高差不能太大，专用线短，工程量小及有良好的技术条件，应尽量避免穿过村镇居民区、文物古迹保护区、陷落区或采空冒落区、洪水侵入区；要尽量少占农田、果园经济作物区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。为考虑长期运输的行车安全和管理，要尽量避免与公路或其他农用道路相交，力求使接轨点位于编组站配线一侧。另外，井口标高应高于历年的最高洪水位；还要考虑风向的影响，防止污染。总之，选择井筒位置要统筹井田全局，兼顾前期和后期、地下与地面等各方面因素。根据上述原则，结合本矿井的地质条件，初步设计确定矿井井口及工业场地位置位于井田倾向中央、走向中央偏南，即位于八里铺东断层西侧，在八里铺东断层中部和八里铺东断层南端之间。 1.3.3工业广场位置、形状的确定1、工业场地的位置工业场地应选在主、副井附近，要便于布置地面生产系统及建筑物和构筑物。力求做到对井下开采有利，并使地面地面布置合理，还要便于井筒的开凿和维护。为合理布置工业场地，应充分利用荒山、坡地、劣地，尽量可能不占良田，不妨碍农田水利建设，尽量避免拆迁村庄及改道河流，也不要占用重要文化古迹和园林。2、工业广场形状和面积根据生产工艺要求，工业场地需建的主要建(构)筑物有主副井井塔、副井井口房、装车仓、转载点、胶带走廊、通风机房、锅炉房、矿车修理及铆焊车间、综合修理车间、地下返煤地道、筛分车间、驱动站、井下水处理站、生活水处理站、生活蓄水池及泵房等，根据井上下实际情况，尽量减少工业广场压煤，合理紧凑布局，确定工业广场形状为矩形。 根据工业场地占地面积指标明细表工业广场占地面积为确定工业广场需要保护的尺寸为：长宽=430280=120400m2 1.3.4主要开拓巷道根据煤层赋存状态，决定使用采区式准备方式，由于煤层埋藏比较深，落差比较大，又中倾斜煤层水平的垂高一般为200350m，所以将本煤田定为3个水平比较合适。为了缓解运输压力和通风困难，每一水平将分别布置轨道大巷和皮带运输大巷。矿井大巷可以布置在煤层中和岩层中。据矿务局安监局19781979年矿井瓦斯等级鉴定报告，八矿二1煤的自燃发火期36个月，从19892000年，作过7次测定，自燃发火期36个月至612个月。煤层具有自然发火，瓦斯涌出量大。八矿主采二1煤层煤质松软，煤层赋存较深，将巷道布置在煤层中将要付出很大代价，且效果并不理想。综合以上所述将大巷布置在岩层中。1.3.5矿井开拓延深本矿井开拓延深可以考虑以下两种方案：方案一：立井延伸采用立井延伸时，可以充分利用原有的各种设备和设施，提升系统单一，转运环节少，经营费用底，管理较方便。但采用这种方法延伸时，井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰，立井接井时矿井将短期停产，延伸两个井筒施工组织复杂，为延伸井筒需要掘进一些临时工程，延伸后提升高度增加，能力下降。方案二：暗斜井延伸采用暗斜井延伸时，生产和延伸相互干扰较小，当采用胶带输送机时，还可以简化转载系统，有利于深部水平开采。其缺点是增加了提升运输环节和设备。2 采区地质特征2.1采区概况该采区位于鹤壁煤矿二水平，开采二1煤层。采区北300，东采区，二一南380，西二四采区为界。采区走向长2400m,倾斜长1159m，煤层走向长度1150m，煤层倾向556m，倾角26，二1煤煤层平均厚度7.8m，二1煤层视密度1.4 t/m3。采区瓦斯绝对涌量13.05m3/吨，正常涌水量182.2m3/h ，煤尘具有爆炸性，煤质硬度小。 地面无保护地物，临近采空区第一本采区开采无影响，井底车场位于采区字西侧，回风大巷位于采区上边界距二1煤层12m的岩层中，运输大巷位于采区下边界距二1煤层12m的岩层中。梦曾顶板：无伪顶，直接顶12.04m的砂质泥岩，基本顶为13m的砂岩。采区设计年产量90Mt/a2.2 采区煤层赋存特征八矿位于鹤壁矿区的南部，总体构造形态为地层走向近SN，倾向WE的单斜构造，倾角一般2036。沿走向发育了轴向NENEE宽缓的向、背斜褶曲构造，NE及NEE向断表明发育。本采区的含煤地层为石炭一二迭系煤系地层，包括石炭系中统本溪群、上统太原群，二迭系下统山西组，下石盒子组，二迭系上统上石盒子组，煤系地层厚920米。主要含煤地层为太原群和山西组。太原群为一煤组含煤312层，煤层总厚5.32米，其中部分可采者2层，（一、一），平均厚度1.68米，含煤系数4.5%。山西组为二煤组，含煤13层，平均总厚6.79米，其中二1煤为本采区主要可采煤层，煤厚1.914.1米，平均厚5.5米，含煤系数7.6%。2.3二1煤地质概况1、煤层直接顶为砂质泥岩，厚12.04 m,深灰色，局部黑灰色，致密性脆，含苛达轮木芦木化石和少许黄铁矿星，具碳质薄膜。2、老顶为砂岩，厚1.3m。直接底为砂质泥岩，厚1.82m，上部黑灰色致密，富集植物根部化石和黄铁矿薄膜，下部浅灰色致密，性脆，具参差状断口，含白云母星，裂隙面充填黄铁矿薄膜。3、老底为砂岩，厚3.17m，深灰色，石英长石为主，次为白云母片和暗红色矿物，钙质胶结，波状层理发育，少许方解石脉，层面为黑色，可见白云母片2.4采区煤质、瓦斯、煤尘、水、火2.4.1煤的特征1、煤的物理性质（1）二1煤层：黑色，金钢光泽，条痕黑色徽带浅灰色，均一状和条带状结构，硬度小，松散易碎，块煤较小。（2）一煤层：黑色，金钢光泽，含黄铁矿结核，具硫臭，粉煤较多。一煤与一煤相似。2、宏观煤岩特征（1）二1煤层：上部和下部多为半亮煤型，中部以半亮型煤为主，但夹有暗淡型和半暗型煤。（2）一煤层：为暗淡煤型3、工艺性能（1）发热量二1煤层煤芯煤样的两极值为：26.4732.79MJ/Kg，平均29.46MJ/Kg，煤层煤样21.8732.74MJ/Kg，平均30.22MJ/Kg，19892002年上仓皮带原煤的两极值为25.3327.67MJ/Kg，二1煤层属于中高高热值煤。（2）粘结性与结焦性据盆场许家沟勘探区地质报告及最近几年的煤质分析资料，二1煤的挥发分Vdaf为：10.2718.69%，胶质层Y值均为O，曲线为平滑下降型，粘结性指数为520，说明本矿二1煤的粘结性及结焦性均差。2.4.2煤的可选性1、二1煤的筛选性能据1989年矿井地质报告，1962、1963、1965年，八矿东西井混合试样，筛分结果为：25mm占23.77%，025mm占76.23%1985、1986、1987年，三年的筛分结果为：大于100mm占4.6%，10050mm占8.5%，500mm占86.9%。在提交冷泉精查补勘报告时，于1980年9月在本矿二水平11071第二横川采了生产大样，进行了筛选试验和浮沉试验。试验中采用了1.3、1.4、1.5、1.6、1.8五种比重液。浮沉试验的结果表明，分选比得液用1.41.8时，中煤含量为25.84%+10.55%+6.5%=42.89%，属于很难选煤。如果分选比重液用1.51.8时，中煤含量为10.55%+6.5%=17.05%，属于中等可选煤。浮沉试验结果见浮沉综合表。2、煤的工业用途综上所述，本矿二1煤层为中灰特低硫特低磷贫瘦煤，中高高热值发热量，其工业用途为优质动力用煤。2.4.3瓦斯1、瓦斯相对涌出量概况八矿从1961年到2002年，全矿井年平均瓦斯相对涌出量10.37m3/吨日。一水平从1961年到1988年，矿井年平均相对瓦斯涌出量9.14m3/吨日；二水平从1989年到2002年，年平均瓦斯相对涌出量13.05m3/吨日，属于高沼气矿井。2、煤与瓦斯突出概况：八矿自1997年至2002年，共发生煤与瓦斯突出八次，突煤量最多为92吨（1997年11月3日），突瓦斯量最多为140万m3(1977年2月4日)， 2002年鉴定为煤与瓦斯突出矿井。3、瓦斯涌出基本规律：总的来讲，八矿瓦斯涌出的基本规律是北翼大，南翼小，深部大，浅部小。但不同的时间，相对瓦斯涌出量并不均衡，它是随着开采水平的延深，相对瓦斯涌出量量现出逐渐增大的趋势。在这之间，也有个别年份偏高、偏低的情况，也有标高高的工作面比标高低的工作面瓦斯涌出量大的情况，例如：12061煤柱工作面标高-35m，相对瓦斯涌出量6.13m3/吨日，而12101工作面标高-85m，相对瓦斯涌出量仅4.64m3/吨日；12121工作面标高-135m，相对瓦斯涌出量19.5m3/吨日，而12141工作面标高-170m，相对瓦斯涌出量仅为10.83m3/吨日。相对瓦斯涌出量的大小除与煤中瓦斯含量、工作面周围的地质构造因素有关之外，还与采煤方法、开采的顺序、产量、工作面回采率等因素有关。表 历年瓦斯鉴定成果汇总 项 目时 间绝对瓦斯涌出量m3/分相对瓦斯涌出量m3/吨日瓦斯等级1984年7.989.92低1985年20.8121.58高1986年17.8513.04高1987年13.148.53低1988年11.978.64低平均9.141989年14.1011.38高1990年缺缺1991年缺缺1992年13.1311.32高1993年14.9313.80高1994年7.096.09低1995年16.9712.47高1996年10.306.35低1997年10.808.981998年32.2221.89高1999年28.0217.78高2000年24.6413.92高2001年34.6710.48高2002年38.5522.11（煤瓦斯突出）平均13.05全矿平均10.372.4.4煤尘本矿在19621964年取煤尘样5个，1980年取煤坐样3个，19821987年取煤坐样6个，其结果见二1煤煤尘爆炸试验成果表，表7-3-1。由表可知，本矿煤尘爆炸试验，火苗长度540mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量2065%，煤尘爆炸指数均大于10%，煤尘具有传导性爆炸危险，在生产过程中必须采取有效的防尘措施。2.4.5煤的自燃据矿务局安监局19781979年矿井瓦斯等级鉴定报告，八矿二1煤的自燃发火期36个月，从19892000年，作过7次测定，自燃发火期612个月。3采区储量、生产能力及服务年限3.1采区储量计算 =LBM=2163.84采区储量，万吨；L走向长度，2400m；B煤层走向长度，1150m；M煤层厚度，m；5.6 m煤层容重，1.4tm3；3.2采煤工作面生产能力确定 A。=LlBM=2163.84A。采煤工作面年生产能力,万t/aL工作面年推进度，1041m/a；l工作面长度，116m；B煤层厚度，7.8mM煤的视重，m；1.4 t/m3工作面采出率，95%；3.3采区生产能力确定A=nA。BK1=90 A采区生产能力 万t/a n采区内同时生产的工作面个数 A。每个采煤工作面的生产能力,t/a B掘进出煤率 1.051,1 K1采煤工作面产量不均匀系数,0.953.3采区服务年限 n=/A=23 n采区服务年限，a采区储量，万t/a A采区生产能力, 万t4采区方案设计4.1采煤方法的选择4.1.1 采区煤层特征及地质条件1、概况：含煤地层为石炭二叠系，山西组二1煤层为主采煤层。走向NE转向NW，倾向SE转向NE，倾角2230，平均26，煤厚1.39m，平均煤厚5.6m， 煤厚基本均匀稳定，煤层结构简单，无夹石层。2、煤质情况：煤质为黑色致密块状，金刚光泽，条带状结构，煤质为贫瘦煤，为低硫，中灰分，发热量高的良好工业用煤， 容重1.40t/。3、顶底板情况： （1）煤层顶板：直接顶为砂质泥岩，厚度为6.37m，黑色，致密，含菱铁质结核及植物根部化石。老顶为砂岩，厚度3.95m，灰褐色，中细粒，钙质胶结。（2）煤层底板：煤层直接底板为砂质泥岩，厚度3.92m，黑色，致密，含白云母星，富集植物根部化石。老底为砂岩，厚度13.19m，上部灰色，细粒，以石英长石为主，含黑色粒状矿物，含少许白云母片，铝质胶结。下部浅灰色发褐，细粒，以石英长石为主，含黑色粒状矿物及植物化石碎片，含大白云母片，裂隙充填黄铁矿，钙质胶结。4、煤层瓦斯含量，瓦斯涌出量（绝对和相对）并分析对生产的影响、自然发火期、煤尘爆炸指数等情况，并分析对工作面生产可能造成的影响。工作面瓦斯含量高，涌出量大，绝对瓦斯涌出量16m3/min，相对涌出量11m3/td，按突出危险区管理。回采时影响产量的提高，因此应采取措施，防止瓦斯大量涌出，加强瓦斯管理，以防事故发生。 煤尘有爆炸危险，爆炸指数14.72%。煤尘有自燃发火可能，自燃发火期为142天，回采时应严格按照措施进行灭尘，并做好洒水注浆工作，以防煤尘爆炸及煤炭自燃事故发火。4.1.2 确定采煤工艺方式根据采区地质条件及煤层特征，可选择分层综采放顶煤工艺、一次采全高工艺和分层综采工艺，各有优缺点，下面进行比较：1、综采放顶煤工艺的特点优点：（1）单产高，工作面具有多个出煤点，而且在工作面内可实行分段平行作业，易实现高产；（2）效率高，由于放顶煤工作面的一次采出厚度大，生产集中，放煤工艺劳动量小，以及出煤点多等原因，其生产效率和经济效益大幅提高；（3）成本低，放顶煤采煤法比分层开采减少了分层数目和铺网工序，由此节省了铺网费用，此外，其它材料、电力消耗、工资费等也都相应减少；（4）巷道掘进量小，掘进率和巷道维护费用减少，便于采掘接替；（5）减少了搬家倒面次数，节省了采煤工作面的安装和搬迁费用；（6）对煤层厚度变化及地质构造的适应性强。缺点：（1）煤损多，工作面采出率低（比分层开采低10%左右）；（2）煤层易自燃发火；（3