采矿工程毕业设计（论文）-司马煤矿1.5Mta新井设计【全套图纸】 .pdf

目目 录录 一般部分 1 矿井概况与地质特征 1 1.1 井田概况井田概况 .1 1.1.1 位置与交通 1 1.1.2 地形地貌及水系 2 1.1.3 气候与气象 2 1.1.4 地震烈度 2 1.1.5 矿区经济概况 2 1.1.6 水源及电源 2 1.2 井田地质特征井田地质特征 .2 1.2.1 地层 2 1.2.2 构造 3 1.2.3 水文地质特征 4 1.3 煤层特征煤层特征 .5 1.3.1 煤层特征 5 1.3.2 煤质 7 1.3.3 煤层开采技术条件 . 7 2 井田境界和储量 9 2.1 井田境界井田境界 .9 2.1.1 井田范围 9 2.1.2 开采界限 9 2.1.3 井田尺寸 9 2.2 井田地质勘探井田地质勘探 .10 2.3 矿井地质储量矿井地质储量 .10 2.3.1 储量计算基础 10 2.3.2 矿井地质储量计算 10 2.3.3 矿井工业储量计算 11 2.4 矿井可采储量矿井可采储量 12 2.4.1 井田边界保护煤柱 12 2.4.2 工业广场保护煤柱 12 2.4.3 断层保护煤柱 14 2.4.4 风井保护煤柱 14 2.4.5 大巷保护煤柱 14 2.4.6 矿井可采储量 15 3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 . 15 3.1 矿井工作制度矿井工作制度 .15 3.2 矿井设计生产能力及服务年限矿井设计生产能力及服务年限 .15 3.2.1 确定依据 15 3.2.2 矿井设计生产能力 16 3.2.3 矿井服务年限 16 3.2.4 井型校核 16 4 井田开拓 . 17 4.1 井田开拓的基本问题井田开拓的基本问题 .17 中国矿业大学 2012 届本科毕业设计 第 ii 页 4.1.1 确定井筒形式、数目、位置 18 4.1.2 阶段划分和开采水平的确定 19 4.1.3 井田划分 19 4.1.4 主要开拓巷道 19 4.1.5 开拓方案比较 19 4.2 矿井基本巷道矿井基本巷道 .23 4.2.1 井筒 23 4.2.2 井底车场及硐室 26 4.2.3 大巷 28 5 准备方式带区巷道布置 . 31 5.1 煤层地质特征煤层地质特征 .31 5.1.1 带区位置 31 5.1.2 带区煤层特征 31 5.1.3 煤层顶底板岩石构造情况 31 5.1.4 水文地质 31 5.1.5 地质构造 31 5.1.6 地表情况 31 5.2 带区巷道布置及生产系统带区巷道布置及生产系统 31 5.2.1 带区准备方式的确定 31 5.2.2 带区巷道布置 32 5.2.3 带区生产系统 33 5.2.4 带区内巷道掘进 34 5.2.5 带区生产能力及采出率 34 5.3 带区车场选型计算带区车场选型计算 .35 5.3.1 带区车场的形式 35 5.3.2 带区车场的调车方式 35 5.3.3 带区主要硐室布置 35 6 采煤方法 . 37 6.1 采煤工艺方式采煤工艺方式 .37 6.1.1 带区煤层特征及地质条件 37 6.1.2 确定采煤工艺方式 37 6.1.3 回采工作面参数 38 6.1.5 采煤工作面支护方式 42 6.1.6 端头支护及超前支护方式 44 6.1.7 各工艺过程注意事项 44 6.1.8 回采工作面正规循环作业 46 6.2 回采巷道布置回采巷道布置 .48 6.2.1 回采巷道布置方式 48 6.2.2 回采巷道参数 48 7 井下运输 . 50 7.1 概述概述 .50 7.1.1 井下运输设计的原始条件与数据 50 7.1.2 运输距离和货载量 51 7.1.3 井下运输系统 51 7.2 带区运输设备选型带区运输设备选型 .51 7.2.1 设备选型原则 51 中国矿业大学 2012 届本科毕业设计 第 iii 页 7.2.2 带区运输设备的选型及能力验算 52 7.3 大巷运输设备选型大巷运输设备选型 .53 7.3.1 运煤设备 53 7.3.2 辅助运输设备选择 54 8 矿井提升 . 55 8.1 矿井提升概述矿井提升概述 .55 8.2 主副井提升主副井提升 .55 8.2.1 主井提升 55 8.2.2 副井提升设备选型 56 9 矿井通风及安全 . 57 9.1 矿井通风系统选择矿井通风系统选择 .57 9.1.1 矿井概述 57 9.1.2 矿井通风系统的确定 57 9.1.3 带区通风系统的确定 59 9.1.4 矿井通风容易与困难时期的确定 60 9.2 带区及全矿所需风量带区及全矿所需风量 .63 9.2.1 采煤工作面实际需风量 63 9.2.2 掘进工作面实际需风量 64 9.2.3 硐室需风量 65 9.2.4 其它巷道需风量 66 9.2.5 矿井所需总风量 66 9.2.6 风量分配及风速验算 66 9.3 全矿通风阻力的计算全矿通风阻力的计算 .67 9.3.1 矿井通风总阻力计算原则 67 9.3.2 矿井最大阻力路线 67 9.3.3 矿井通风阻力计算 67 9.3.4 矿井通风总阻力 68 9.4 矿井通风设备选型矿井通风设备选型 .69 9.4.1 主要通风机选型 69 9.4.2 电动机选型 71 9.4.3 主要通风机附属装置 72 9.5 防治特殊灾害的安全措施防治特殊灾害的安全措施 .72 9.5.1 预防瓦斯灾害的措施 72 9.5.2 预防煤尘灾害的措施 73 9.5.3 预防井下火灾的措施 74 9.5.4 预防井下水灾的措施 74 10 设计矿井基本技术经济指标 74 参考文献参考文献 .75 专题部分 . 77 1 绪论 . 78 1.1 新桥煤矿巷道支护及设计现状新桥煤矿巷道支护及设计现状 .78 1.2 研究的意义研究的意义 .78 1.3 巷道围分类方法现状巷道围分类方法现状 .78 1.3.1 锚喷支护围岩分类方法 79 1.3.2 围岩变形分类方法 79 1.3.3 围岩松动圈分类方法 79 中国矿业大学 2012 届本科毕业设计 第 iv 页 1.3.4 煤巷围岩极限平衡区分类方法 79 1.4 巷道锚杆支护设计方法现状巷道锚杆支护设计方法现状 .79 1.4.1 常规锚杆支护设计 80 1.4.2 极限平衡区锚杆支护设计方法 81 1.4.3 煤层巷道围岩预应力锚杆支护设计方法 81 1.4.4 围岩松动圈锚喷支护设计方法 81 1.5 本文主要内容及研究方法本文主要内容及研究方法 .81 2.1 岩层巷道围岩稳定性分类岩层巷道围岩稳定性分类 .82 2.1.1 分类指标的确定 82 2.1.2 围岩分类参数及评分标准 83 2.1.3 分类结果 83 2.2 煤层巷道围岩稳定性分类煤层巷道围岩稳定性分类 .84 2.2.1 分类指标的确定 84 2.2.2 数据标准化 85 2.2.3 分类结果 85 3 巷道支护技术思路 . 86 3.1 巷道支护理论巷道支护理论 .86 3.2 巷道支护技术措施巷道支护技术措施 .87 3.2.1 应用最新的“三高”锚杆支护技术体系 87 3.2.2 围岩注浆技术 89 3.2.3u 型棚及全封闭马蹄形刚性支架支护技术 . 90 3.2.4 联合支护技术 91 4 巷道支护系统软件设计思路 . 91 4.1 运行环境运行环境 .92 4.2 程序流程程序流程 .92 4.2 窗体界面编制及部分程序窗体界面编制及部分程序 .92 4.2.1 主窗体页面编制 92 4.2.2 煤巷围岩分级及支护设计页面编制 93 5 总结与展望 . 99 参考文献 . 99 翻译部分 100 a method for the design of longwall gateroad roof support 101 keywords: coal mine; roof control; support; design 101 1. introduction . 101 2. current roof support design methods for longwall gateroads 102 3. geotechnical roof classification of longwall gateroads 102 4. an index of mining induced stress . 103 5. characterisation of installed roof support 107 6. database . 107 7. design methodology 108 7.1. introduction 108 7.2. rock- mass characterisation 108 7.3. stress index 108 7.4. design charts 110 8. conclusions 113 references . 113 中国矿业大学 2012 届本科毕业设计 第 v 页 长壁工作面区段平巷顶板支护设计方法 114 1 简介简介 115 2 目前长壁工作面区段巷道顶板支护设计方法目前长壁工作面区段巷道顶板支护设计方法 115 3 长壁工作面区段平巷顶板地质分级长壁工作面区段平巷顶板地质分级 116 4 采动应力指数采动应力指数 116 5 顶板支护描述顶板支护描述 119 6 数据库数据库 119 7 设计方法设计方法 119 介绍 . 119 岩体特征描述 . 120 应力指数 . 120 结论结论. 123 致谢 125 全全套图纸，加套图纸，加 153893706 中国矿业大学 2012 届本科毕业设计 第 1 页 1 矿井概况与地质特征 1.1 井田概况 1.1.1 位置与交通位置与交通 司马煤矿位于长治县境内，行政区划隶属长治县苏店镇，北距长治市 14km，其地理 位置为北纬 360407- 361023，东经 1130033- 1130530。矿界西 北以太焦铁路东侧保安煤柱与南寨煤矿相望， 南与经坊煤矿为邻， 东部为 3 号煤层露头线， 西邻目前在建的高河井田。 图 1- 1- 1 司马矿交通位置图 中国矿业大学 2012 届本科毕业设计 第 2 页 1.1.2 地形地貌及水系地形地貌及水系 本井田地处太行山西侧，属长治断陷堆积盆地，井田内地势趋势为南高北低，北部地 势较为平坦，最高点位于鲍村西山附近，标高+993.6m，最低点标高932.4m，位于安城 村西。地形相对高差 61.2m。 本区域为河海水系，区内无大的地表水体，井田中部有一黑水河，受季节控制的间歇 性小溪，向北流入浊漳河最终汇入河海。 1.1.3 气候与气象气候与气象 本区属大陆性气候，昼夜温差较大，据长治气象站观测统计，气温为- 29- - 37.6， 年降水量 340.19832.9mm。夏季多东南风，冬季多西北风。 1.1.4 地震烈度地震烈度 根据已掌握的地震历史资料，本区地震动峰值加速度为 0.10，对应地震烈度为 vii 度区。 1.1.5 矿区经济概况矿区经济概况 长治县位于长治盆地东南部边缘，面积 484 平方公里人口约 30.3 万人，全县经济以 煤炭工业为支柱产业。县城工业主要有采矿冶铁，建材，食品，纺织等。 1.1.6 水源及电源水源及电源 根据石宜节煤业公司司马矿井筹备处与山西省电力公司长治供电分公司达成的供电 协议，司马矿井设 35kv 双回路供电电源，一回电源引自城南 110kv 变电站 35kv 母线， 另一回电源引自韩电 110kv 变电站 35kv 母线，矿井工业广场设 35kv 变电所，矿井供 电电源可靠。 本区浅水层和地表水均无利用价值， 矿井供水水源考虑用水量丰富， 水质优良的奥灰 水，另外，矿井涌水排至地面经净化处理达到复用水标准后，用于选煤厂生产和井下消防 洒水，矿井水源比较可靠。 1.2 井田地质特征 1.2.1 地层地层 本矿区含煤地层为晚古生代石炭- 二叠系，区内除西部外缘零星出露 p2s 地层外，其 余全部为第四系所覆盖。现依据钻孔资料将各地层由老到新简述如下： 奥陶系中统(o2) 为煤系地层基底，钻孔揭露厚度 261.31m(2102 号孔)。 上马家沟组(o2s) 揭露最大厚度 70m 左右，为灰色中厚层状的石灰岩，夹泥质灰岩及白云质灰岩。 峰峰组(o2f) 据长治详查资料，厚 161.82- 200m,平均 176.21m，主要由石灰岩、泥灰岩、白云质灰 岩夹石膏层组成。 (二)石炭系（c） 1、中统本溪组(c2b) 与下伏奥陶系地层呈平行不整合接触。厚 3.20- 29.60m，平均 10.44m。主要为一套泻 湖潮坪为主的灰- 深灰色的泥岩、砂质泥岩沉积，夹石灰岩及薄煤层，底部含铁铝质泥 岩，含菱黄铁矿结核和大量动植物化石。 中国矿业大学 2012 届本科毕业设计 第 3 页 2、上统太原组(c3t) 区内主要含煤地层之一，厚 92.90- 121.31m，平均 104.74m，为一套海陆交互相沉积。 主要由灰深灰色砂岩、粉砂岩、泥岩、煤层及石灰岩组成，层理构造发育，动植物化石 丰富。按岩性组合特征划分太原组可分为三段： 下段(c3t1)：从 k1 砂岩底- k2 灰岩底，平均厚度 16.31m，以灰- 灰黑色泥岩为主，夹 钙质泥岩、泥灰岩，局部夹粉砂岩，含煤 2- 3 层，其中 14、15 号为不可采煤层。 中段(c3t2)：由 k2 灰岩底- k4 灰岩顶，平均厚 34.88m，为深灰- 灰黑色泥岩、砂质泥 岩，夹细粒砂岩和粉砂岩，有石灰岩、泥灰岩 4- 5 层，含煤 3 层，均不可采。 上段(c3t3)：由 k4 灰岩顶- k4 灰岩底，平均厚度 53.45m，为深灰- 灰黑色的泥岩、砂 质泥岩夹粉砂岩及细粒砂岩， 见石灰岩或泥灰岩 2- 3 层， 夹不稳定的煤层 5- 7 层， 其中 8- 2、 9 为局部可采煤层。 (三)二迭系(p) 山西组(p1s) 为矿区主要含煤地层之一，本组厚 45.67- 65.10m，平均 57.36m。底部以 k7 砂岩与下 伏地层呈整合接触，由砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成，中部为本区主要可采的 3 号煤层 赋存部位。本组以色浅、含砂成分较高、交错层理发育、生物扰动构造多、植物化石丰富 为特点。属滨海三角州沉积。 2.下石盒子组(p1x) k8 砂岩底k10 砂岩底，厚 43.07- 75.64m，平均 62.70m。以 k8 砂岩与下伏地层整 合接触。主要为浅灰色深灰色泥岩、砂质泥岩、灰白色砂岩，顶部常含一较稳定的带紫 斑的鲕粒铝质泥岩，俗称“桃花泥岩”。 3.上石盒子组(p2s) 区内仅在西部零星出露，钻孔最大揭露厚度 290.58m，仅出现中段和下段，底部 k10 砂岩与下伏地层呈整合接触。本组地层由灰绿、紫红砂质泥岩、泥岩、灰白、黄绿色 中粗粒砂岩组成。 (四)第三系上新统(n2) 为一套山麓洪积相沉积，厚 021.24m。为紫红、褐红、砖红、棕黄及黄色粘土、亚 粘土与砂互层，底部含砾石层。与下伏地层呈角度不整合接触。 (六)第四系(q) 区内广泛分布，钻孔最大揭露厚度 198.95m，主要由亚砂土、亚粘土、粘土、砂组成， 底部含砾石层。根据首采区地震资料，新生界厚度总体规律为东南部和西南部较薄，厚度 变化范围在 125- 140m 之间，中部厚度一般在 140- 150m 之间，西北部和东北部相对较厚， 厚度变化在 145- 170m 之间。 1.2.2 构造构造 矿区位于晋(城)- 获(鹿)褶断带南段的主要构造形迹长治大断裂的西侧， 西临武乡- 阳城 坳褶带。区内构造受新华夏构造体系的控制，其构造形迹亦呈多字型排列规律，总体呈一 走向 nne、倾向 nw、倾角 4左右的单斜构造，并伴有宽缓褶曲和少量断裂，区内无岩 浆岩侵入。 矿区内以往勘探中发现有落差不一的中型断层 5 条， 建井期间在一采区内揭露小型断 层六条，在 15 号煤层中还发现小断层两条。所有断层一般均为北东走向，具有一定的规 中国矿业大学 2012 届本科毕业设计 第 4 页 律性。 1.2.3 水文地质特征水文地质特征 （1）主要水文地质条件 本矿区含煤地层为晚古生代石炭- 二叠系，区内除西部外缘零星出露 p2s 地层外，其 余全部为第四系所覆盖。现依据钻孔资料将各地层由老到新简述如下： 奥陶系中统(o2) 为煤系地层基底，钻孔揭露厚度 261.31m(2102 号孔)。 上马家沟组(o2s) 揭露最大厚度 70m 左右，为灰色中厚层状的石灰岩，夹泥质灰岩及白云质灰岩。 峰峰组(o2f) 据长治详查资料，厚 161.82- 200m,平均 176.21m，主要由石灰岩、泥灰岩、白云质灰 岩夹石膏层组成。 (二)石炭系（c） 1、中统本溪组(c2b) 与下伏奥陶系地层呈平行不整合接触。厚 3.20- 29.60m，平均 10.44m。主要为一套泻 湖潮坪为主的灰- 深灰色的泥岩、砂质泥岩沉积，夹石灰岩及薄煤层，底部含铁铝质泥 岩，含菱黄铁矿结核和大量动植物化石。 2、上统太原组(c3t) 区内主要含煤地层之一，厚 92.90- 121.31m，平均 104.74m，为一套海陆交互相沉积。 主要由灰深灰色砂岩、粉砂岩、泥岩、煤层及石灰岩组成，层理构造发育，动植物化石 丰富。按岩性组合特征划分太原组可分为三段： 下段(c3t1)：从 k1 砂岩底- k2 灰岩底，平均厚度 16.31m，以灰- 灰黑色泥岩为主，夹 钙质泥岩、泥灰岩，局部夹粉砂岩，含煤 2- 3 层，其中 14、15 号为不可采煤层。 中段(c3t2)：由 k2 灰岩底- k4 灰岩顶，平均厚 34.88m，为深灰- 灰黑色泥岩、砂质泥 岩，夹细粒砂岩和粉砂岩，有石灰岩、泥灰岩 4- 5 层，含煤 3 层，均不可采。 上段(c3t3)：由 k4 灰岩顶- k4 灰岩底，平均厚度 53.45m，为深灰- 灰黑色的泥岩、砂 质泥岩夹粉砂岩及细粒砂岩， 见石灰岩或泥灰岩 2- 3 层， 夹不稳定的煤层 5- 7 层， 其中 8- 2、 9 为局部可采煤层。 (三)二迭系(p) 山西组(p1s) 为矿区主要含煤地层之一，本组厚 45.67- 65.10m，平均 57.36m。底部以 k7 砂岩与下 伏地层呈整合接触，由砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成，中部为本区主要可采的 3 号煤层 赋存部位。本组以色浅、含砂成分较高、交错层理发育、生物扰动构造多、植物化石丰富 为特点。属滨海三角州沉积。 2.下石盒子组(p1x) k8 砂岩底k10 砂岩底，厚 43.07- 75.64m，平均 62.70m。以 k8 砂岩与下伏地层整 合接触。主要为浅灰色深灰色泥岩、砂质泥岩、灰白色砂岩，顶部常含一较稳定的带紫 斑的鲕粒铝质泥岩，俗称“桃花泥岩”。 3.上石盒子组(p2s) 区内仅在西部零星出露， 钻孔最大揭露厚度 290.58m， 仅出现中段和下段， 底部 k10 中国矿业大学 2012 届本科毕业设计 第 5 页 砂岩与下伏地层呈整合接触。本组地层由灰绿、紫红砂质泥岩、泥岩、灰白、黄绿色中粗 粒砂岩组成。 (四)第三系上新统(n2) 为一套山麓洪积相沉积，厚 021.24m。为紫红、褐红、砖红、棕黄及黄色粘土、亚 粘土与砂互层，底部含砾石层。与下伏地层呈角度不整合接触。 (六)第四系(q) 区内广泛分布，钻孔最大揭露厚度 198.95m，主要由亚砂土、亚粘土、粘土、砂组成， 底部含砾石层。根据首采区地震资料，新生界厚度总体规律为东南部和西南部较薄，厚度 变化范围在 125- 140m 之间，中部厚度一般在 140- 150m 之间，西北部和东北部相对较厚， 厚度变化在 145- 170m 之间。 1.3 煤层特征 1.3.1 煤层特征煤层特征 本区内主要含煤地层为山西组和太原组，含煤 6- 14 层，含煤地层平均总厚 162.10m， 煤层平均总厚 15.96m， 含煤系数平均 9.85%。 可采煤层平均总厚 8m， 可采含煤系数 9.3%。 一、山西组： 为主要含煤地层之一，地层总厚 45.67- 65.10m，平均 57.36m，一般含煤 1- 3 层，煤层 平均总厚 6.72m，含煤系数 11.5%。主要可采煤层 3 号煤层位于本组中下部，其余煤层为 极不稳定的薄煤层，不具工业开采价值。 二、太原组： 主要含煤地层之一，地层总厚 92.90- 121.31m，平均 104.74m。含煤 5- 11 层，自上而 下编号为 5、7、8- 2、9、11、12、13、14、15 号煤层，煤层平均总厚度 9.32m，平均含 煤系数 8.9%，可采煤层平均总厚 8.31m，可采含煤系数为 7.9%。其中 9、14、15 号煤层 全区不可采，8- 2 号煤层较稳定大部分可采，其余煤层为零星或不可采。 三 煤层对比 矿区内含煤地层厚度变化不大， 标志层及主要可采煤层较为稳定。 煤层主要采用标志 层及其层间距法，辅以地层的物性特征加以对比。 各煤层对比标志如下： 1 号煤层：位于山西组顶部，一般为 k8 砂岩直接下伏。层位极不稳定。 2 号煤层：位于山西组中部、位于 1 号煤与 3 号煤之间两套砂岩之间，其顶板一般为 砂岩，极不稳定。 3 号煤层：位于山西组中下部，以煤层本身厚度大，结构简单，层位稳定为特征，是 很好的对比标志区别于其它煤层。物性反映特征明显，视电阻率电位曲线呈高幅值笋状， 伽玛伽玛曲线呈箱形，对比可靠。 5 号煤层：k6 石灰岩下伏。 7 号煤层：k5 石灰岩下伏。 8- 2 号煤层：位于 9 号煤层顶板泥灰岩之上 10m 左右，煤层顶板一般为致密的黑色泥 岩、砂质泥岩，该煤层大部可采，对比可靠。 9 号煤层：位于 k4 石灰岩之上 0.30- 9.70m，平均 3m 左右，其顶板一般为泥灰岩、 钙质泥岩，该煤层全区可采，对比可靠。 中国矿业大学 2012 届本科毕业设计 第 6 页 煤层情况见表 4- 1。 煤层情况一览表 表 4- 1 煤层号 煤厚 m 平 均 间距 层位稳 定性 煤 层 稳 定性 可采性 1 0- 0.50/0.16 8.95 极不稳 定 极 不 稳 定 不可采 2 0- 0.60/0.04 极不稳 定 极 不 稳 定 不可采 20.65 3 7.5- 8.53/8.0 2 稳定 稳定 可采 21.87 5 0- 1.25/0.11 不稳定 不稳定 不可采 11.45 7 0- 1.65/0.39 较稳定 不稳定 不可采 18.26 8- 2 0.45- 1.78/1. 31 不稳定 较稳定 不可采 11.38 9 0.76- 1.78/1. 46 不稳定 稳定 不可采 7.24 11 0- 0.50/0.31 较稳定 不稳定 不可采 6.70 12 0.16- 1.45/0. 55 不稳定 不稳定 不可采 5.94 13 0- 0.78/0.39 较稳定 不稳定 不可采 16.43 14 0- 1.59/0.90 稳定 稳定 不可采 4.74 15 1.08- 6.70/4. 64 不稳定 稳定 不可采 备注：层位稳定性：稳定90%；较稳定：90- 60%；不稳定：60- 30%；极不稳定： 0.75 10 号煤层：位于 k4 石灰岩上覆。 11 号煤层：位于 k4 石灰岩下伏。 12 号煤层：位于 k4 至 k3 石灰岩之间。顶板一般为石灰岩、泥灰岩。 13 号煤层：k3 石灰岩下伏。 中国矿业大学 2012 届本科毕业设计 第 7 页 14 号煤层：k2 石灰岩下伏，该煤层全区稳定可采，对比可靠。 15 号煤层：位于 k2 灰岩下 5m 左右，顶板以泥灰岩、泥岩为主，且含大量黄铁矿， 煤层厚度大，结构较复杂，全区稳定，本身可作为对比标志，视电阻率曲线呈掌状，伽玛 伽玛曲线呈四指形。该煤层属不可采煤层，对比可靠。 1.3.2 煤质煤质 一、物理性质和宏观煤岩特征 1、3 号煤层：灰黑黑色，块状为主，玻璃光泽，亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤条 带，属半光亮型煤。 二、显微煤岩特征 1、3 号煤层：镜质组在 72.1- 73.9%之间，半镜质组 4.9- 6.2%之间，丝质组 21.2- 21.7% 之间。镜质组多为均质、基质、团块状镜质组，矿物含量不多，主要以粘土类(2.7- 7.3%) 为主。 镜质组以均质镜质体和基质镜质体为主，结构镜质体少见。半镜体多于团块体。 矿物含量为 4.6%，以粘土类为主，其次为黄铁矿。粘土多为层状或透镜状分布于有 机质中。黄铁矿为颗粒状或结核状，其它成分较少。 1.3.3 煤层开采技术条件煤层开采技术条件 （1）煤层顶底板情况 本井田主要可采煤层顶板主要以粉砂岩， 细粒砂岩为主、 底板主要以中、 细砂岩为主。 粉砂岩和砂泥岩互层属中等坚硬岩类，细砂岩、中砂岩胶结良好，岩石坚硬致密，抗压强 度高，稳定性好，工程地质条件良好。主要煤层的顶底板情况见表 1- 3- 3： 表 1- 3- 3 主要可采煤层赋存状况表 煤层 均厚/m 顶板岩性 底板岩性 3 8 粉砂岩，细粒砂岩 中、细砂岩为主，次为砂质泥 岩 （2）瓦斯 据经坊煤矿瓦斯资料：瓦斯成份主要为甲烷和二氧化碳，瓦斯相对涌出量 4.73- 8.57m3/t,平均 6.77m3/t， 属低瓦斯矿井。 据南寨煤矿瓦斯资料： 瓦斯成份主要为甲烷、 次为二氧化碳及氮气，瓦斯相对涌出量为 1.19m3/t,属低沼气矿井。 （3）煤尘与煤的自燃 据区内部分钻孔及邻近 22- 1 孔采样作 3、8- 2、9、15 号煤层煤的自燃趋势试验见下 表。 表 7- 3 煤的燃点试验结果表 采 样 位置 煤层号 燃 点（） 备 注 原煤样 氧化 还原 22- 1 3 408 400 414 由 山 西煤田地 质研究所 22- 2 3 404 398 411 22- 1 8- 2 408 371 413 中国矿业大学 2012 届本科毕业设计 第 8 页 22- 1 9 409 369 415 测试 22- 2 15 415 391 427 1704 3 379 376 380 1704 15 377 379 393 根据煤的自燃倾向性等级分类表，3 号煤层的t1- 3 为 4- 14，属不自燃煤层； 8- 2 号煤层t1- 3 为 42，属很易自燃煤层；9 号煤层t1- 3 为 46，也属很易自燃煤 层；15 号煤层t1- 3 为 14- 36，属不自燃- 不易自燃煤层。 （4）地温 以往有 13 个钻孔进行了简易测温，根据测温资料结果统计分析，区内恒温带深度在 2040m，温度为 14.7,地温梯度变化在 1.15- 1.45/100 米之间，因此属地温正常区。 （5）放射性及其它有害气体 本区经各勘探阶段，对钻孔测井及大量的煤、岩样品测试，均未发现有放射性异常和 大量有害气体。 （6）首采面综合柱状图 本设计所选主采 3#煤层，其综合柱状图如图 1- 3- 1： 中国矿业大学 2012 届本科毕业设计 第 9 页 图图 1- 3- 1 首采面综合柱状图首采面综合柱状图 2 井田境界和储量 2.1 井田境界 2.1.1 井田井田范围范围 井田处于沁水煤田长治勘探区的东部边缘地段，南北走向走向长平均 6.9km，东西倾 斜长度平均为 6.5km，井田面积约为 44.25 平方千米。 2.1.2 开采界限开采界限 本井田共含煤 11 层分别为 3、5、7、8- 2、9、11、12、13、14、15 煤层，平均总厚 为 21.58m。3#煤层为主要可采煤层，平均总厚 8m，由于 13- 1#煤层厚度大，赋存条件较 好，故本设计矿井仅考虑 3#煤层。 2.1.3 井田井田尺寸尺寸 井田的走向平均长度为 6.9km。 井田的倾斜方向平均长度为 6.5km。 煤层的倾角平均为 3 中国矿业大学 2012 届本科毕业设计 第 10 页 井田的水平面积按下式计算： s = h l （2- 1） 式中 s 井田的水平面积，m2 h 井田的平均水平宽度，m l井田的平均走向长度，m 则井田的水平面积为： s =6.5 6.9 =44.25 km2， 井田赋存状况示意图如图 2- 1- 1 所示。 1 90 2 7 .3 36 24 .1 193 7. 1 3 6 1 0 6 8 0 1 11 6 .6 656 1. 0793 8.9 9 45 600 及以上 70 35 300500 60 30 120240 50 25 20 15 4590 40 20 15 15 930 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 3.05.0mt/a 时，矿井设计 服务年限不宜小于 60a，第一开采水平设计服务年限不宜小于 30a。 本设计中，煤层倾角低于 o 25，设计生产能力为 4.0mt/a，矿井服务年限为 63.4a，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。 井田开拓具体有下列几个问题需要确定： （1）确定井筒的形式、数目和配合，合理选择井筒及工业广场的位置； （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）确定矿井开采程序，做好开采水平的接替； （5）进行矿井开拓延深、深部开拓和技术改造； （6）合理确定矿井通风、运输及供电系统。 开拓问题解决的好坏，关系到整个矿井生产的长远利益，关系到矿井的基建工程量、 初期投资和建设速度， 从而影响矿井经济效益。 因此， 在确定开拓方式是要遵循以下原则： （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）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的状态。 （5）要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，应为采用新技术、新工艺、发展 中国矿业大学 2012 届本科毕业设计 第 18 页 采煤机械化、综合机械化、自动化创造条件。 （6）根据用户需要，应照顾到不同媒质、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、位置确定井筒形式、数目、位置 （1）井筒形式的确定 井筒形式有三种：平硐、斜井、立井，各井筒形式优缺点比较及适用条件见表 4- 1- 1。 表 4- 1- 1 各井筒形式优缺点比较及适用条件 井筒 形式 优点 缺点 适用条件 平硐 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、延伸方 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 全出口。 与立井相比： 井筒长，辅助提升 能力小，提升深度有 限通风线路长、阻 力大、管线长度大 斜井井筒通过富含水 层， 流沙层施工复杂。 井田内煤层埋 藏不深，表土层 不厚，水文地质 条件简单，井筒 不需要特殊法 施工的缓斜和 倾斜煤层。 立井 不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文地 质等自然条件限制井筒短，提升速度快，对 辅助提升特别有利当表土层为富含水层的 冲积层或流沙层时， 井筒容易施工井筒通风 断面大，能满足高瓦斯、煤与瓦斯突出的矿井 需风量的要求， 风阻小， 对深井开拓极为有利。 井筒施工技术复 杂，设备多，要求有 较高的技术水平井 筒装备复杂，掘进速 度慢，基建投资大。 对不利于平硐 和斜井的地形 地质条件都可 考虑立井。 司马矿为浅部开采，属于低瓦斯矿井，煤层倾角小，平均 3，为近水平煤层，主采 煤层 3#埋深平均+260m，表土层厚约 160m，无流沙层，综上适合采用立井施工。 （2）井筒数目的确定 本井田煤层埋藏浅，地温正常，地压小，瓦斯小等特点，根据上述特点，对初期工业 场地内的井筒数目提出了如下方案： 工业场地内布置主井、副井，中央风井，后期在辅助水平处开一风井用于辅助水平的 回风。 其中主井井筒主要承担矿井煤炭提升及兼进部分风； 副井井筒主要担负矸石、 人员、 设备及材料等辅助提升和进风，井筒内装备梯子间，作为矿井的安全出口，井筒内布置有 压风管、洒水管、动力电缆和通讯电缆。回风井主要用于井田的回风。 （3）井筒位置的确定 本设计在选择井口位置时主要依据以下原则： 工业场地应尽量靠近地质构造简单、 块段完整且储量丰富的块段， 以利于首采盘区 位置选择和首采工作面布置，并尽量减少初期工程量，减少投资，缩短建井工期； 中国矿业大学 2012 届本科毕业设计 第 19 页 工业场地尽量避开村庄、道路、沟渠等； 井筒、井底车场尽量避开断层、陷落柱等构造带； 井底车场巷道特别是主要硐室的岩性要好； 场地尽量少压煤，特别是少压开采条件较好的煤； 井位的确定兼顾分区划分的合理性； 工业场地尽量布置在开阔地带，并尽量靠近已有的公路及铁路，尽量减少铁路、公 路、供电线路的长度，以降低工程造价； 井田两翼储量基本平衡。 基于上述原则，结合本矿井实际地质资料，本设计将主井井口井田中央偏上的位置。 4.1.2 阶段划分和开采水平的确定阶段划分和开采水平的确定 根据井田条件和煤炭工业设计规范的有关规定，本井田可划分为 3 个阶段，设置 1 个水平和 1 个辅助水平。开采水平划分的依据： （1）是否有合理的阶段斜长； （2）阶段内是否有合理的带区数目； （3）要保证开采水平有合理的服务年限和足够的储量； （4）要使水平高度在经济上合理。 本井田煤层埋藏深，近水平，3#煤层赋存标高在 520m790m 之间，阶段垂高仅有 270m，符合设立单水平的标准，但由于阶段过长，需设一辅助水平开采。 4.1.3 井田划分井田划分 根据井田地质构造，煤层倾角、煤层层间距、东西翼几何尺寸等特点，结合工业场地 煤柱线的位置和断层的位置，断层东北部的井田用盘区开采，西北部用带区开采。断层南 部的井田用带区开采。 4.1.4 主要开拓巷道主要开拓巷道 3#煤层平均厚度为 8.0m，赋存稳定，埋深浅，底板起伏不大，为近水平煤层，煤层 厚度变化不大，且煤质硬度较大。故矿井轨道大巷和胶带机大巷布置在 3#煤层中，大巷 间距 30m。 4.1.5 开拓方案比较开拓方案比较 （1）提出方案 根据以上分析及矿井的实际情况， 现提出以下四种在技术上可行的开拓方案， 分别如 图 4- 1- 1图 4- 1- 4 所示。 方案一：立井单水平开拓（另设一辅助水平），轨道大巷、胶带机大巷皆为岩层大巷， 布置在 3#煤层底板中；通风方式采用中央并列式通风，即将风井布置在井田中央的工业 广场内，与主副井一起，如图 4- 1- 1 所示； 方案二：立井单水平开拓（另设一辅助水平），轨道大巷、胶带机大巷皆为煤层大巷， 布置在 3#煤层中；通风方式采用中央并列式通风，即将风井布置在井田中央的工业广场 内，与主副井一起，如图 4- 1- 2 所示； 方案三：主斜井副立井单水平开拓（另设一辅助水平），轨道大巷、胶带机大巷皆为 岩层大巷，布置在 3#煤层底板中；通风方式采用中央并列式通风，即将风井布置在井田 中央的工业广场内，与主副井一起，如图 4- 1- 3 所示； 方案四：主斜井副立井单水平开拓（另设一辅助水平），轨道大巷、胶带机大巷皆为 煤层大巷，布置在 3#煤层中；通风方式采用中央并列式通风，即将风井布置在井田中央 中国矿业大学 2012 届本科毕业设计 第 20 页 的工业广场内，与主副井一起如图 4- 1- 4 所示。 （2）技术比较 司马矿表土层厚度平均为 160m，煤层埋深 260m 左右，采用斜井开拓，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、延伸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口。但井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限，通 风线路长、阻力大、管线长度大。采用立井开拓，不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水 文地质等自然条件限制，井筒短，提升速度快，对辅助提升特别有利。但井筒施工技术复 杂，设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基建投资大。 3#煤质硬度属于中等硬度，不易自燃，顶底板的条件适中，打煤层巷道，投资小，掘 进速度快，无排矸石污染环境，但后期维护较为困难。大巷布置在岩层巷道，掘进速度慢 排出大量的矸石污染环境，但后期的维护较为容易。 方案一：双立井单水平煤层大巷 方案二：双立井单水平岩层大巷 方案三：主斜井副立井煤层大巷 中国矿业大学 2012 届本科毕业设计 第 21 页 方案四：主斜井副立井岩层大巷 （3）粗略经济比较 四种方案进行详细的经济比较步骤较多，因此，把相近的方案一和方案二，方案三和 方案四先分开分别进行粗略的经济比较， 选出经济上有明显优势的方案进行下一步的详细 经济比较。 各方案的粗略估算费用见表 4- 2 方案一 方案二 基 建 费 岩 石 大 巷 3 （ 4950+7417 ） 3185 10-4=14154 煤 层 大 巷 3 （ 4950+7417 ） 2220 10-4=8236.4 维 护 费 岩 石 大 巷 1.23（4950+7417）26.8 10-4=119.3 煤 层 大 巷 1.23（4950+7417）46.9 10-4=208.8 总 计 费用/ 万元 142733 费用/ 万元 8445.2 百 分 数(%) 116.90% 百 分 数(%) 100% 方案三 方案四 基 建 费 岩 石 大 巷 3 （ 4950+7417 ） 3185 10-4=14154 煤 层 大 巷 3 （ 4950+7417 ） 2220 10-4=8236.4 维 护 费 岩 石 大巷 1.23（4950+7417） 26.810-4=119.3 煤 层 大 巷 1.23（4950+7417）46.9 10-4=208.8 总 计 费用/ 万元 142733 费用/ 万元 8445.2 百 分 数(%) 116.90% 百 分 数(%) 100% 通过粗略估算可以看出大巷采用煤巷和岩巷投资差异较大， 因此司马矿的大巷应布置 在煤层中。 主井采用立井或斜井费用差异不大， 故最终开拓方案的选择还要进行详细经济 比较，才能确定。 （4）详细经济比较 方案三和方案四的详细经济比较 表 4- 7 方案一基建费用 中国矿业大学 2012 届本科毕业设计 第 22 页 项目 数量/m 基价/元 费用/万元 初期 主井开凿 356 4827 171.8 副井开凿 321 5708 183 井底车场 1000 4187 418.74 大巷开凿 4800 2220 1065.6 小计/万元 1838.4 后期 大巷开凿 7800 2220 1731.6 小计/万元 1731.6 合计/万元 3570 表 4- 7 方案三基建费用 项目 数量/m 基价/元 费用/万元 初期 主井开凿 1800 2085 375.3 副井开凿 321 5708 183 井底车场 1000 4187 418.74 大巷开凿 4800 2220 1065.6 小计/万元 2042.64 后期 大巷开凿 7800 2220 1731.6 小计/万元 1731.6 表 4- 9 方案一生产经营费 项目 系数 煤量/万 t 平 均 运 距 /km 基价/元t- 1km- 费用/万元 运 输 提 升费 南二带区 1.2 4700 2.4 0.35 4737 南四带区 1.2 3290 2.8 0.35 3869 南六带区 1.2 4400 5.4 0.35 9979 中央带区 1.2 4100 0.8 0.35 1344 东一带区 1.2 4200 0.5 0.35 822 北一盘区 1.2 3250 2.6 0.35 3549 北三盘区 1.2 4270 2.3 0.35 4124 小计/万元 28424 立井提升 系数 煤量/万 t 提升高度/km 基价/元t- 1km- 费用/万元 1.2 32924 0.356 1.6 22504.2 排水费 涌水量 /m3h-1 时间/h 服务年限/a 基价/元h- 1m- 3 费用/万元 220 8760 63.4 0.4 4887.37 采区上下山维护 系数 数量/m 服务年限/a 基价/元m- 1a- 1 费用/万元 1.2 5400 35 35 793.8 合计/万元 56609.2 中国矿业大学 2012 届本科毕业设计 第 23 页 表 4- 9 方案三生产经营费 项目 系数 煤量/万 t 平均运距/km 基价/元t- 1km- 1 费用/万元 运 南二带区 1.2 4700 2.4 0.35 4737 输 南四带区 1.2 3290 2.8 0.35 3869 提 南六带区 1.2 4400 5.4 0.35 9979 升 中央带区 1.2 4100 0.8 0.35 1344 费 东一带区 1.2 4200 0.5 0.35 822 北一盘区 1.2 3250 2.6 0.35 3549 北三盘区 1.2 4270 2.3 0.35 4124 小计/万元 28424 斜井提升 系数 煤量/万 t 提升高度/km 基价/元t- 1km- 费 用 / 万 元 1.2 32924 1.8 0.42 29828.6 排水费 涌水量 /m3h-1 时间/h 服务年限/a 基价/ 元h-1m-3 费 用 / 万 元 220 8760 63.4 0.4 48