采矿工程毕业设计（论文）-司马煤矿2.4Mta新井设计（全套图纸）.docx

目 录1 矿井概述11.1 矿区概述11.1.1 交通位置11.1.2 地形、地貌11.1.3 河流及水体11.1.4 气象地震11.1.5 矿区经济概况21.1.6 水源及电源21.2 井田地质特征31.2.1 井田地质构造31.2.2 地层31.2.3 水文地质41.3 煤层特征61.3.1 煤层61.3.2 煤层顶、底板61.3.3 煤质71.3.4 瓦斯101.3.5 煤尘101.3.6 煤的自燃111.3.7 地温112 井田境界与储量122.1 井田境界122.2 矿井工业储量122.2.1 构造类型122.2.2 矿井工业储量122.3 矿井设计储量142.3.1 安全煤柱留设原则142.3.2 煤柱损失142.3.3 设计储量152.4 矿井可采储量162.4.1 工业广场的占地面积162.4.2 主要井巷保护煤柱煤量162.4.3 矿井可采储量173 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限183.1 矿井工作制度183.2 矿井设计生产能力及服务年限183.2.1 确定依据183.2.2 矿井设计生产能力183.2.3 矿井服务年限183.2.4 井型校核194 井田开拓204.1 井田开拓的基本问题204.1.1 井筒形式的确定204.1.2 井筒位置的确定采（带）区划分224.1.3 工业场地的位置224.1.4 开采水平的确定及带（采）区划分224.1.5 开拓方案234.2 矿井基本巷道284.2.1 井筒284.2.2 开拓巷道314.2.3 井底车场及硐室345 准备方式带区巷道布置375.1 煤层地质特征375.1.1 带区位置375.1.2 带区煤层特征375.1.3 煤层顶底板岩石构造情况375.1.4 水文地质375.1.5 地质构造375.2 带区巷道布置及生产系统375.2.1 带区准备方式的确定375.2.2 带区巷道布置385.2.3 带区生产系统395.2.4 带区内巷道掘进方法405.2.5 带区生产能力及采出率405.3 带区车场选型设计426 采煤方法436.1 采煤工艺方式436.1.1 煤层特征及地质条件436.1.2 采煤工艺方式的确定436.1.3 回采工作面参数的确定446.1.4 回采工作面主要设备选型446.1.5 回采工作面破煤、装煤方式456.1.6 循环工艺466.1.7 回采工作面支护方式476.1.8 各工艺过程注意事项496.1.9 回采工作面正规循环作业506.2 回采巷道布置536.2.1 回采巷道布置方式536.2.2 回采巷道支护参数537 井下运输557.1 概述557.1.1 矿井设计生产能力及工作制度557.1.2 煤层及煤质557.1.3 运输距离和货载量557.1.4 矿井运输系统557.2 运输设备选择587.2.1 带区运输设备选型及能力验算587.2.2 主运输大巷设备选择597.2.3 辅助运输大巷设备选择607.2.4 运输设备能力验算628 矿井提升648.1 矿井提升概述648.2 主副井提升648.2.1 主井提升648.2.2 副井提升设备选型659 矿井通风与安全689.1 矿井概况、开拓方式及开采方法689.1.1 矿井地质概况689.1.2 开拓方式689.1.3 开采方法689.1.4 变电所、充电硐室、火药库689.1.5 工作制、人数689.2 矿井通风系统的确定689.2.1 矿井通风系统的基本要求689.2.2 矿井通风方式的选择699.2.3 矿井主要通风机工作方式的选择699.2.4 带区通风系统的要求709.2.5 工作面通风方式的选择709.3 矿井风量计算719.3.1 工作面所需风量的计算719.3.2 掘进工作面需风量729.3.3 硐室需风量739.3.4 其它巷道所需风量739.3.5 矿井总风量计算739.3.6 风量分配749.4 矿井通风阻力计算749.4.1 容易和困难时期矿井最大阻力路线确定749.4.2 矿井通风阻力计算779.4.3 矿井通风总阻力计算789.4.4 矿井总风阻和等积孔计算799.5 选择矿井通风设备809.5.1 选择主要通风机809.5.2 电动机选型829.6 安全灾害的预防措施839.6.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施839.6.2 预防井下火灾的措施8310 设计矿井基本技术经济指标85专题部分综采面过断层的理论与应用研究88参考文献88翻译部分英文原文103中文翻译118致谢130中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第12页1 矿井概述1.1 矿区概述1.1.1 交通位置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，西邻目前在建的高河井田。矿界范围为以下6点限定（3带，中央子午线114）：1.X4000287 Y38419860 2.X3995880 Y384190503.X3994627 Y38418116 4.X3994100 Y384134005.X3997120 Y38413030 6.X4000287 Y38414783矿界范围近一六边形，南北长约6.07km，东西长约6.03km，总面积33.06km2。1.1.2 地形、地貌本矿区位于山西高原东南部的长治盆地内，为平坦的盆内平原地貌，区内东部地势高峻，区域中西部属长治盆地，多被切割成黄土丘陵和低山。1.1.3 河流及水体本矿区所处区域包括漳河流域、辛安泉域的广大地区，区域内主要河流是漳河，属海河水系。本矿区内无大的地表水体，仅在矿区中部有一条黑水河，为季节性河流，向北流长12km 后汇入石子河，石子河也为季节性河流，最终汇入浊漳河南源。1.1.4 气象地震本区属半干旱半湿润季风型气候，年平均降水量877.4mm，年最大降水量1518.6mm，年最小降水量为556.2mm，降水多集中于7、8、9三个月。多年平均蒸发量为1811.12mm，蒸发量大于降水量。每年七、八月最热，一、二月最冷，最高气温为+ 41.5，最低气温为-23.4，年平均气温+14.4。夏季多东南风，冬季多北、西北风，多年平均风速3.4m/s，最大风速20m/s。冰冻期为每年11月初至翌年3月底，最大冻土深度为0.21m。永城市属郯城庐江地震带影响范围，地震烈度小于6。据有关记载，公元925年以来，永城市东部安徽省境内肖县、宿县一带曾发生38次强烈地震。1668年山东郯城曾发生8.3级地震，永城市受到地震影响。根据中国地震动参数区划图（GB18306-2001），本区位于地震烈度度区。 图1.1 司马矿井交通位置图1.1.5 矿区经济概况矿区内及四周为农业区，地形平坦，局部有小型的黄土冲沟，无大的工业污染源，自然环境较好。1.1.6 水源及电源区内奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层组、第四系冲洪积孔隙含水层，砂层厚度大，分布稳定，富水性较好，水质符合饮用标准，可作为矿井供水水源。另外，井下排水经处理后也可作为矿井供水水源。本矿井供电电源双回路均来自距离矿井约1.2 井田地质特征1.2.1 井田地质构造本区大地构造位置处于我国东部新华夏构造体系第三隆起带的中段，亦即太行山隆起褶带,该带系一西缓东陡的大型复背斜隆起,北段逐渐往NE弯曲，南段往SW及至往西扭转，总体延伸方向为N2030E，它与其它隆起带和沉降带彼此平行,并呈雁行排列，作为分界构造的晋获褶断带位于沁水坳陷和太行山隆起带之间。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。区内第四系松散层覆盖较厚，很少基岩出露。1.2.2 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：1、奥陶系中统(O2)为煤系地层基底，钻孔揭露厚度261.31m(2102号孔)。（1）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。（2）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。2、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。二迭系(P)（1）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。4、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。5、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。1.2.3 水文地质矿区所处区域水文地质单元包括漳河流域、辛安泉域的广大地区。区域东部地势高峻，出露一套碳酸盐岩类地层，呈南北向长条状分布，含岩溶裂隙水，向西地势逐渐降低。区域中西部属长治盆地，多被切割成黄土丘陵和低山。该盆地为新生代早期形成的断陷盆地，新生界厚度达300多米，其间属孔隙含水层，区内尚有古生界碎屑岩类裂隙含水层，富水性弱。区域内主要河流是漳河，属海河水系。本矿区内无大的地表水体，仅在矿区中部有一条黑水河，为季节性河流，向北流长12km 后汇入石子河，石子河也为季节性河流，最终汇入浊漳河南源。区域主要含水层组（1）松散岩类孔隙含水层组主要由第三系、第四系松散沉积物亚砂土、砂、砾等组成，厚2060m，大气降水为主要补给来源，水位一般高出河流水位，向地表排泄，东部则通过长治大断裂向深部排泄。（2）碎屑岩类裂隙含水层组 主要由二迭系碎屑岩组成。石盒子组单位涌水量0.0003-0.472l/s.m,属弱含水层，山西组裂隙含水层单位涌水量0.0005-0.23l/s.m，含水层主要为风化裂隙和构造裂隙，属弱含水层。该含水层地下水以水平运移为主，径流、排泄不明显，与其它含水层水力联系较弱。（3）碎屑岩夹碳酸盐岩类含水层组主要由上石炭统太原组砂岩、灰岩的裂隙和岩溶等组成，为区域内主要含水层组，其富水性取决于砂岩及岩溶裂隙发育程度，一般单位涌水量多在0.139L/s.m以下。（4）碳酸盐岩类含水层组主要由寒武系至奥陶系的一套石灰岩、泥灰岩、白云岩等可溶性岩石组成，在东部山区大面积出露，是区域主要含水层组，其中奥陶系中统含水层组中钻孔的单位涌水量为0.083-24.81L/s.m，其主要补给来源是大气降水，孔隙水及地表水也是补给源之一。太行山古老地质体的隆起，使太古界变质岩系和下寒武统泥岩高于区域地下水面，起着隔水屏障作用，区内岩溶地下水分别由北向南、由北西向东南、由南向北向区域中东部的辛安泉排泄，泉口群出露标高在643-615m间，平均泉水流量9-10m3/s。2、区内主要含水层组（1）奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层组。本矿区内施工奥陶延深孔2个(1902、2102孔)，其中2102号孔奥灰揭露最大厚度261.31m。岩性上部为石灰岩，中部为石灰岩、角砾状石灰岩、白云质灰岩和泥灰岩，下部为白云质灰岩、泥灰岩夹薄层石膏等，以石膏层底部作为O2f与O2s的分界。峰峰组厚约190m。据详查钻孔的动态观测资料，因含水层溶隙、溶孔、溶洞等发育，钻进过程中冲洗液漏失严重，漏水段的标高虽有所差异，但水位标高几乎保持在659.82-669.85m之间，说明该含水层水力联系较好。据区域301号孔抽水资料，涌水量16.20L/s，水位降深0.40m，单位涌水量40.50L/s.m，水位标高663.34m，水质属HCO3.SO42-Ca2+.Mg2+型水。该含水层属强富水性含水层。（2）石炭系太原组石灰岩岩溶裂隙含水层组本含水层组主要由K2、K3、K4、K5、K6石灰岩组成，平均厚20.10m，其中K2、K5岩溶裂隙较发育，其余均不发育。据详查施工的1304、3201孔抽水试验，均为抽干；苏店精查施工的19-2号孔对该含水层组进行抽水试验，单位涌水量为0.0036L/s.m，表明该含水层组地下水来源不畅，水力联系差，属弱富水性含水层组。水质属HCO3.C1-K+.Na +型水。（3）二迭系下统山西组砂岩裂隙含水层组该含水层组主要由K7砂岩及K砂岩组成，一般厚9.70m。岩性以中、细粒砂岩为主，裂隙局部发育，含水性不一。详查所施工的抽水孔1304、3201孔因水量小而抽干，据2102孔抽水结果，水位埋深72.78m，标高876.10m，涌水量0.057L/s,水位降深30.64m，单位涌水量0.00186L/s.m，渗透系数0.0096m/d，水质属HCO3.C1-Ca2+.Mg2+.Na +型水。该含水层属弱富水性含水层。（4）二迭系石盒子组砂岩裂隙含水层组该含水层组主要由数层中、粗粒砂岩组成。裂隙虽较发育，但钻进中消耗量一般不大。3号煤层开采时形成的导水裂隙带可达该含水层组底部，从而成为3号煤层的间接充水含水层。该含水层属弱富水性含水层。（5）基岩风化带裂隙含水层为不同时代基岩与第四系接触带，岩性破碎，风化裂隙发育，深度50m左右。本区内19-2号孔对该含水层进行了抽水试验，成果：水位埋深80.95m，标高857.85m，涌水量0.260L/s,单位涌水量为0.0036L/s.m,渗透系数0.0068m/d,水位降深72.32m，水质属HCO3-.Cl-K+.Na+型水，属弱富水性含水层。（6）第四系冲洪积孔隙含水层本区几乎全被第四系所覆盖，厚36.1-198.95m。由砂、砂砾层组成。据详查动态观测资料，大气降水影响明显。据南寨煤矿1、2号井筒检查孔对第四系地层及民井抽水结果，单位涌水量0.02-0.17L/s.m，渗透系数0.02-0.06m/d.为弱富水性至中等富水性的含水层。3、区内主要隔水层（1）石炭系中上统隔水层组该隔水层组主要由本溪组、太原组一段泥岩、砂质泥岩、铝质泥岩等组成，一般厚15m，主要阻隔下部奥陶系含水层与上部各含水层间的水力联系。（2）太原组上段隔水层组该隔水层组主要由太原组上段泥岩、砂质泥岩等组成，一般厚10m左右，主要阻隔太原组含水层与山西组含水层间的水力联系。（3）二迭系砂岩含水层层间隔水层主要由泥岩、砂质泥岩、铝质泥岩组成，呈层状分布于各含水层之间，形成平行复合结构，阻隔各含水层间的垂向水力联系。井田涌水量该矿井的总涌水量目前在120m3/h，所遇断层和破碎带均无涌水现象，井田涌水量较小。1.3 煤层特征1.3.1 煤层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15.03m，可采含煤系数9.3%。煤层特征见表1-1。1、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。2、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号煤层全区稳定可采，8-2号煤层较稳定大部分可采，其余煤层为零星或不可采。1.3.2 煤层顶、底板井田内大部分区段二煤顶板岩石力学强度较高，完整性较好，属易于管理的顶、底板。在断层发育处，岩石原生结构遭到破坏，裂隙较发育，强度降低容易造成冒顶及片帮，需在采掘生产中加以注意。表1-1 煤层特征表煤层号煤厚m平均间距层位稳定性煤层稳定性可采性10-0.50/0.168.95极不稳定极不稳定不可采20-0.60/0.04极不稳定极不稳定不可采20.6535.97-7.33/6.62稳定稳定可采21.8750-1.25/0.11不稳定不稳定不可采11.4570-1.65/0.39较稳定不稳定不可采18.268-20.45-1.78/1.31稳定较稳定大部可采11.3890.76-1.78/1.46稳定稳定可采7.24110-0.50/0.31较稳定不稳定不可采6.70120.16-1.45/0.55稳定不稳定不可采5.94130-0.78/0.39较稳定不稳定不可采16.43140-1.59/0.90稳定不稳定不可采4.74151.08-6.70/4.64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：30%煤层稳定性：稳定0.751.3.3 煤质1.煤的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。（2）8-2号煤层：黑色，半光亮-光亮型块状-粉状，玻璃光泽。（3）9号煤层：黑色，半光亮型，块状-粉状，玻璃光泽，含黄铁矿结核。（4）14号煤层：黑色、半光亮型，粉状-块状，玻璃光泽，具条带状结构。（5）15号煤层：黑色，半光亮型，块状-粉状，玻璃光泽，含黄铁矿结核及散晶。2、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。（2）15号煤层：镜质组为85.0%；半镜质组为2.7%，丝质组为12.3%。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。3.煤的化学性质（1）水分（Mad）可采煤层原煤平均分析基水分为：3号煤煤层0.5316.30%,平均1.74%；8-2号煤层0.625.14%，平均1.62%；9号煤层0.545.45%，平均1.60%；14号煤层0.483.13%，平均1.62%；15号煤层0.363.20%，平均1.17%。（2）灰分（Ad）可采煤层原煤平均干燥基灰分为：3号煤煤层10.2237.49%,平均15.66%；8-2号煤层14.5939.35%，平均23.51%；9号煤层14.1729.52%，平均19.27%；14号煤层7.3924.42%，平均13.88%；15号煤层12.4435.11%，平均23.42%。（3）全硫（St.d）3号煤煤层0.210.62%,平均0.37%；8-2号煤层0.623.74%，平均1.73%；9号煤层1.313.81%，平均2.04%；14号煤层2.147.71%，平均3.66%；15号煤层3.927.74%，平均5.46%。（4）挥发分（Vdaf）原煤挥发分其变化与煤中矿物质含量变化密切相关。3号煤煤层14.7521.44%,平均16.20%；8-2号煤层17.2524.88%，平均18.02%；9号煤层14.7719.84%，平均16.60%；14号煤层13.0923.02%，平均15.34%；15号煤层14.5021.32%，平均17.44%。4.煤中的有害元素（1）磷：各煤层的磷含量在0.01%以下，属特低磷煤层。（2）砷：砷的含量很低，一般为24 mg/kg，为一级含砷煤。（3）氯：氯的含量很低，0.008%以下。（4）氟：二2煤一般为3040 mg/kg。（5）铬：二2煤一般为1320 mg/kg。（6）汞：汞的含量0.20.4 mg/kg。（7）硒：硒的含量一般为12 mg/kg，极个别点在35 mg/kg。（8）铅：二2煤一般为1015 mg/kg。5.煤的工艺性能（1）元素分析各煤层原煤干燥无灰基碳的含量89.4393.52%，含量较稳定，氮的含量为1.01.4%，氧、硫之和含量23%。（2）发热量（Qnet.v.d）二2贫煤原煤发热量27.5429.68MJ/Kg，平均28.47 MJ/Kg；无烟煤原煤发热量28.7629.43MJ/Kg，平均29.10MJ/Kg。天然焦原煤发热量一般为18.1426.34MJ/Kg，平均22.70MJ/Kg。（3）简易可选性本区内仅在19-2孔采取了3、15号煤层的煤芯煤样做简易可选性试验 .3号煤层：采用0.1含量法评价。以经纺煤矿3号煤层为例，假定精煤灰分为10，理论分选比重为1.48，理论精回收率为87.5%，0.1含量为28.4%(已扣除沉矸)，可选性属中等，假定精煤灰分为10.5%时，理论分选比重为1.51，理论精煤回收率为90.5%，0.1含量为18.0%(已扣除沉矸)，可选性属易选。.15号煤层采用0.1含量法评价。以2109号孔15号煤层为例，假定精煤灰分为10，理论分选比重为1.46，理论精回收率为49.5%，0.1含量为47.1%(已扣除沉矸)，可选性属极难选，假定精煤灰分为11%时，理论分选比重为1.51，理论精煤回收率为55.5%，0.1含量为30.9%(已扣除沉矸)，可选性属难选。（4）其它工艺性能热稳定性：经相邻区的1105、1311、2704孔3号煤取样测试，结果为粘结。煤的化学反应性：22-2孔采取3、15号煤样进行煤的化学反应性的测定：1100时，3号煤层二氧化碳还原率为39.3%，二氧化碳分解率为42.8%，反应性属中等。15号煤层二氧化碳还原率为62.6%，二氧化碳分解率为22.7%，反应性亦属中等。可磨性：据1705、2103、2105、2504号孔采样测试，3号煤层的哈氏可磨性指数(KHG)96103，15号煤层的哈氏可磨性指数(KHG)83101。结渣性：据长治勘探区详查地质报告3、15号煤层取样测试，3号层鼓风强度0.1米/秒时，结渣率为16.49-31.97%；鼓风强度0.3米/秒时，结渣率为17.89-43.36%，可见3号煤层属中等结渣煤。15号层鼓风强度0.1米/秒时，结渣率为40.18-51.24%；鼓风强度0.3米/秒时，结渣率为61.49-77.75%，15号煤层属强结渣煤。6.煤类划分本矿区煤类划分按中国煤炭分类国家标准(GB575186)进行。以精煤挥发分产率(900Vdaf)和粘结指数(GR,I)为主要分类指标。将本区各煤层煤类划分如下：（1）3号煤层：洗煤挥发分(Vdaf)为13.78-15.83%，平均14.78%；粘结指数(GR,I)9.0-49.57，平均17.0，可划分为瘦煤(SM)、贫瘦煤(PS)。（2）8-2号煤层：洗煤挥发分(Vdaf)13.74-17.90%，平均15.68%；粘结指数(GR,I)7.5-45.0，平均15.70，划分为瘦煤(SM)、贫瘦煤(PS)。（3）9号煤层：洗煤挥发分(Vdaf)14.41-17.21%，平均15.75%；粘结指数(GR,I)2.0-19.0，平均8.7，划分为贫瘦煤(PS)、贫煤(PM)。（4）14号煤层：洗煤挥发分(Vdaf)12.08-14.80%，平均13.40%；粘结指数(GR,I)0.0-17.0，平均1.1，划分为贫瘦煤(PS)、贫煤(PM)。（5）15号煤层：洗煤挥发分(Vdaf)12.32-18.07%，平均14.12%；粘结指数(GR,I)0.0-11.8，平均4.1，划分为贫瘦煤(PS)、贫煤(PM)。7.煤的工业利用途径3号煤层为特低灰-低中灰，特低硫，高发热量，高熔灰分之瘦煤和贫瘦煤，可用作炼焦配煤和发电用煤、民用煤；8-2号煤层为低灰-中灰，低硫-高硫，高发热量，高熔灰分瘦煤和贫瘦煤，洗选后可用作炼焦配煤和动力用煤、民用煤；9号煤层为中低灰-中灰，低中硫-高硫，高发热量，高熔灰分之贫煤和贫瘦煤。洗选后可作为炼焦配煤、民用煤和动力用煤；14号煤层为草药低灰-中灰，高硫，高发热量，低熔灰分之贫煤和贫瘦煤，可用作动力用煤、民用煤；15号煤层为中低灰-中高灰，高硫，高发热量，高熔灰分之贫煤和贫瘦煤，可用作民用煤和动力用煤。8.煤层风化带风化带1：位于首采区东南边界3号煤层露头处，平面形态为不规则的弧形，在时间剖面上T3波表现为能量弱，振幅降低，下相位波变强等特征，按2020m网度所抽取的时间剖面上有19个异常点控制，其中A级点11个，B级点5个，C级点3个，控制可靠。风化带2：位于首采区东北部，平面形态为不规则形，在时间剖面上T3波表现为能量明显变弱，振幅降低，下相位波变强等特征。在风化带的中心T3反射波中断为风化严重地段，按2020m网度所抽取的时间剖面上有20常点控制，其中A级点8，B级点7，C级点5，控制可靠。1.3.4 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。矿区内以往勘探采用解吸法共采3、15号煤层瓦斯煤样14个，其中15号煤层瓦斯样8个，其测试结果表1.2。表1.2 3、15号煤层甲烷含量、瓦斯成份测定结果统计表煤层号(点数)甲烷含量ml/g.daf自燃瓦斯成份%CH2CO2N2C2-C83(6)0.004-6.101.830.15-97.7738.030.79-12.856.311.35-96.3554.050.000-9.621.9515(8)0.00-12.462.800.47-99.8124.410.60-34.2419.054.23-85.5156.550.000本矿区内3、15号煤层甲烷含量的分布具东低西高的特点，东部存在大片瓦斯风化区，往西随煤层埋藏深度增加，甲烷含量也明显增高，今后开采煤层深部时瓦斯将是影响矿井安全的一个危害因素，目前矿井绝对瓦斯涌出量为1.74m3/min，相对瓦斯涌出量为0.67m3/t。1.3.5 煤尘据区内部分勘探钻孔及邻近的22-1孔采样作3、8-2、9、15号煤层爆炸性试验，结果见表1.3：表1.3 煤尘爆炸试验结果表采样位置煤层号Mad(%)Ad(%)Vdaf(%)煤尘爆炸备 注火焰长度(mm)加岩粉量(%)有无爆炸 性22-131.3414.9516.872555有试验结果由山西煤田地质研究所提供22-230.9112.6716.963060有22-18-20.7914.6016.291555有22-190.5817.0116.262060有22-1150.6420.0616.811555有22-2150.6625.6817.621540有170432055有1704152055有从表中可以看出3、8-2、9、15号煤层均属有爆炸危险性，井下应作好防尘除尘工作。1.3.6 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表1.4。表1.4 煤的燃点试验结果表采样位置煤层号燃 点（）备 注原煤样氧化还山西煤田地质研究所测试22-2340439841122-18-240837141322-1940936941522-21541539142717043379376380170415377379393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。1.3.7 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。中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第128页2 井田境界与储量2.1 井田境界司马井田范围为：北以太焦线铁路东侧保安煤柱线为界（与南寨煤矿相望），南与经坊煤矿为邻，西邻高河井田。具体井田境界由以下6点坐标连线圈定： 1.X4000287 Y38419860 2.X3995880 Y384190503.X3994627 Y38418116 4.X3994100 Y384134005.X3997120 Y38413030 6.X4000287 Y38414783井田南北长约6km，东西长约6km，井田面积约为33km2。2.2 矿井工业储量2.2.1 构造类型煤层内倾角为16，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 块段划分块段1的水平面积为8.262Km2，倾角为5.26，3#煤的平均厚度分别为6.62m；块段2的水平面积为3.681Km2，倾角为1.98，3#煤的平均厚度分别为6.62m； 块段3的水平面积为4.572Km2，倾角为2.85，3#煤的平均厚度分别为6.62m；块段4的水平面积为7.392Km2，倾角为3.57，3#煤的平均厚度分别为6.62m；块段5的水平面积为11.771Km2，倾角为2.86，3#煤的平均厚度分别为6.62m。根据地质勘探报告，3#煤的容重为1.37t/m3。矿井地质储量利用式(2-1)计算：Zz=mrScos（） （2-1）式中：Zz矿井工业储量，Mt；m各块段煤层平均厚度，mr煤层容重，t/m3；S各块段水平面积，Km2；各块段煤层倾角，；把各块段的数值代入上式进行计算得：Z1=6.621.378.262cos5.26 =75.25MtZ2=6.621.373.681cos1.98 =33.4MtZ3=6.621.374.572cos2.85 =41.47MtZ4=6.621.377.392cos3.57 =67.17MtZ5=6.621.3711.771cos2.86 =106.89Mt 则矿井地质储量：Zz=Z1+Z2+Z3+Z4+Z5 =75.25+33.4+41.47+67.17+106.89 =324.18Mt煤层块段倾角/()块段面积/km2煤厚/m容重/t/m3煤层总储量/Mt总储量/Mt3#15.268.2626.621.37324.18324.1821.983.6816.621.3732.854.5726.621.3743.577.3926.621.3752.8611.7716.621.37 在矿井地质储量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断的。 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，则矿工业储量由下式计算。矿井工业储量可用式（2-2）计算： （2-2） 式中： 矿井工业资源/储量； 探明的资源量中经济的基础储量； 控制的资源量中经济的基础储量； 探明的资源量中边际经济的基础储量； 控制的资源量中经济的基础储量； 推断的资源量； 可信度系数，取0.70.9。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。 Z111b=324.1860%70%=136.156Mt Z122b=324.1830%70%=68.0778Mt Z2M11=324.1860%30%=58.3524Mt Z2M22=324.1830%30%=29.1762Mt Z333k=324.1810%0.8=25.9344Mt 将上述数据代入式（2-2）得矿井工业储量 Zg=136.156+68.0778+58.3524+29.1762+25.9344 =317.697 Mt2.3 矿井设计储量2.3.1 安全煤柱留设原则 （1）、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。 （2）、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、村庄煤柱。岩层移动角为75，表土层移动角为45。 （3）、维护带宽度：风井场地20m，村庄10m，其他15m。 （4）、断层煤柱宽度20m（断层落差大于2030m时，应考虑到沿断层面滑移的可能性，适当加大煤柱尺寸，使断层两翼均包括在保护煤柱范围之内），井田境界煤柱宽度20m。 （5）、工业场地占地面积，根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中的第十五条，工业场地占地面积指标见表2-1表2-1 工业广场占地面积指标井型（Mt/a）占地面积指标（ha/0.1Mt）2.4及以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.82.3.2 煤柱损失 永久煤柱损失量：（1）、井田边界煤柱可按下式计算： P=LbMrcos （2-3）式中：P边界煤柱损失量，tL边界长度，mb边界宽度，断层边界50m，人为边界30mr煤的容重M煤层的厚度煤层的平均倾角，取4.15则井田的边界煤柱损失量为：P=2022365.016.621.37cos4.15 =406.74万t =4.06Mt（2）断层保护煤柱井田内有一条落差大于5m的断层，为看寺正断层，落差1520m，倾角75，由于矿井涌水量小，瓦斯涌出量低，因此断层保护煤柱按30m留设，即断层两侧各留30m保护煤柱。断层保护煤柱损失量为：P断层=4944.4182306.621.37cos4.15 =269.867万t =2.70Mt（3）防水煤柱由于煤层顶底板状态较好，致密性好，井田内又无较大水系，区内地表水体一般不与其下各含水层发生水力联系，并且各含水层之间均有一定厚度的隔水岩层。含水层水位各不相同，说明其无水力联系。因此，无需留设防水煤柱。 井田保护煤柱损失量见下表2-2表2-2 保护煤柱损失量煤柱类型损失量（万t）井田边界保护煤柱406.74断层及防水保护煤柱269.867合计676.607综合以上计算，井田保护煤柱损失量：P1=676.607万t=6.766Mt2.3.3 设计储量矿井设计储量按下式计算： Zs=Zg-P1 （2-4）式中： Zs矿井设计储量，Mt Zg矿井工业储量，Mt P1煤柱损失量，Mt矿井设计储量：Zs=Zg-P1=317.697-6.766=310.931Mt2.4 矿井可采储量 矿井设计可采储量为设计储量减去工业场地和主要井巷煤柱煤量后乘以采区回采率后得到的储量。2.4.1 工业广场的占地面积矿井井型设计为2.4Mt/a，因此按表2.2可以确定本设计矿井的工业广场面积为30公顷=3.0105m2。故设计工业广场的尺寸为500600m的矩形，面积为3.0105m2。工业广场位置