采矿工程毕业设计（论文）-沁新矿1.8Mta新井设计（全套图纸）.docx

中国矿业大学2012届本科生毕业设计摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为沁新煤矿180万t/a新井设计。沁新煤矿位于山西省沁源县西部李元乡境内，交通便利。井田走向（东西）长约3.4km，倾向（南北）长约4.8km，井田总面积为16.34km2。设计开采煤层为2号煤，平均倾角为4，煤层平均总厚为3.8m。井田地质条件较为简单。井田工业储量为21603万t，矿井可采储量16663万t。矿井服务年限为66.1a，涌水量不大，矿井正常涌水量为80m3/h。矿井瓦斯涌出量不高，不是高瓦斯矿井。井田为双斜井单水平开拓。大巷采用胶带运输机运煤，辅助运输采用无极绳绞车设备。矿井通风方式为中央并列式通风。矿井年工作日为330d，工作制度为“三八”制。一般部分共包括10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工作制度及设计生产能力、服务年限；4.井田开拓；5.准备方式-盘区巷道布置；6.采煤方法；7.井下运输；8.矿井提升；9.矿井通风与安全技术；10.矿井基本技术经济指标。专题部分题目是沿空掘巷小煤柱稳定机理分析。翻译部分主要内容为关于煤炭开采区域关闭和水浸后后续关注和利用的策略，英文题目为：Strategies for follow-up care and utilisation of closing and flooding in Europeanhard coal mining areas。ABSTRACTThis design includes of three parts: the general part, special subject part and translated part. The general part is a new design of Qinxin mine. Qinxin mine lines in West of Qinyuan in ShangXi province. The traffic of road and railway is very convenience to the mine. The run of the minefield is 3.4 km ,the width is about 4.8 km，well farmland total area is 16.342.The two is the main coal seam, and its dip angle is 4 degree. The thickness of the mine is about 3.8m in all. The proved reserves of the minefield are 216.03 million tons. The recoverable reserves are 166.63 million tons. The designed productive capacity is 1.8 million tons percent year, and the service life of the mine is 66.1 years. The normal flow of the mine is 80 m3 percent hour. The mineral well gas does not gush the deal higher.The well farmland is a single level in an inclined well to expand.The working system “threer-eight” is used in the Sehe mine. It produced 330d/a.This design includes ten chapters: 1.An outline of the mine field geology; 2.Boundary and the reserves of mine; 3.The service life and working system of mine; 4.development engineering of coalfield; 5.The layout of panels; 6. The method used in coal mining; 7. Transportation of the underground; 8.The lifting of the mine; 9. The ventilation and the safety operation of the mine; 10.The basic economic and technical norms.Special subject parts of topics is stability mechanism analysis of Roadway driving along goaf small pillar .Translation part of main contentses is Strategies for follow-up care and utilisation of closing and flooding in Europeanhard coal mining areas.一般部分目 录一般部分1 矿区概述及井田地质特征11.1矿区概述11.1.1交通位置11.1.2地形地貌及水系11.1.3 气候气象及地震21.1.4 水源及电源21.2 井田地质特征21.2.1 地层21.2.2水文地质特征51.3煤层特征81.3.1煤层特征81.3.2煤质91.3.3 煤层开采技术条件102 井田境界和储量112.1井田境界112.1.1井田范围112.1.2开采界限112.1.3井田尺寸112.2井田地质勘探112.3井田地质储量122.3.1储量计算基础122.3.2矿井地质储量计算122.3.3矿井工业储量计算132.4矿井可采储量142.4.1安全煤柱留设原则142.4.2井田边界保护煤柱142.4.3工业广场保护煤柱152.4.4井筒保护煤柱152.4.5大巷保护煤柱162.4.6矿井设计可采储量163 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限163.1矿井工作制度163.2矿井设计生产能力及服务年限163.2.1确定依据163.2.2矿井设计生产能力173.2.3矿井服务年限173.2.4井型校核174 井田开拓184.1井田开拓的基本问题184.1.1确定井筒形式、数目、位置194.1.2 工业场地的位置204.1.3开采水平的确定及采区、带区、盘区、的划分204.1.4主要开拓巷道204.1.5开拓方案比较204.2矿井基本巷道314.2.1井筒314.2.2井底车场及硐室314.2.3主要开拓巷道325 准备方式盘区带区巷道布置425.1煤层地质特征425.1.1盘区位置425.1.2盘区煤层特征425.1.3煤层顶底板岩石构造情况425.1.4水文地质425.1.5地质构造425.2盘区巷道布置及生产系统425.2.1盘区准备方式的确定425.2.2盘区巷道布置425.2.3盘区生产系统435.2.4盘区内巷道掘进方法445.2.5盘区生产能力及采出率445.3盘区车场选型设计466 采煤方法466.1采煤工艺方式466.1.1盘区煤层特征及地质条件466.1.2确定采煤工艺方式466.1.3回采工作面参数476.1.4回采工作面破煤、装煤方式486.1.5回采工作面支护方式496.1.6端头支护及超前支护方式506.1.7各工艺过程注意事项516.1.8回采工作面正规循环作业526.2回采巷道布置536.2.1回采巷道布置方式536.2.2回采巷道参数547 井下运输587.1概述587.1.1井下运输设计的原始条件和数据587.1.2运输距离和货载量587.1.3矿井运输系统587.2盘区运输设备选择597.2.1设备选型原则597.2.2盘区运输设备选型及能力验算607.3大巷运输设备选择617.3.1主运输大巷设备选择618 矿井提升628.1矿井提升概述628.2主副井提升628.2.1主井提升628.2.2副井提升设备选型638.2.3井上下人员运送659 矿井通风及安全669.1矿井概况、开拓方式及开采方法669.1.1矿井地质概况669.1.2开拓方式669.1.3开采方法669.1.4变电所、充电硐室、火药库669.1.5工作制、人数669.2矿井通风系统的确定679.2.1矿井通风系统的基本要求679.2.2、矿井通风方式的选择679.2.3、矿井主扇工作方式选择689.2.4盘区通风系统的要求699.2.5工作面通风方式的选择699.3矿井风量计算729.3.1工作面所需风量的计算729.3.2掘进工作面需风量739.3.4硐室需风量749.3.5其它巷道所需风量749.3.6矿井总风量749.3.7风量分配759.4矿井通风阻力计算809.4.1计算原则809.4.2矿井最大阻力路线819.4.3矿井通风阻力计算819.5选择矿井通风设备829.5.1选择主扇829.5.2电动机选型859.6安全灾害的预防措施869.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施869.6.2预防井下火灾的措施869.6.3防水措施8610 矿井基本技术经济指标88参考文献89专题部分 沿空掘巷小煤柱稳定机理分析911概述912研究意义913沿空掘巷小煤柱留设发展现状914沿空掘巷的最佳位置925沿空掘巷小煤柱留设围岩稳定的基本原理935.1沿空掘巷的围岩力学环境935.1.1巷道开挖前矿压显现规律分析935.1.2卸载区内的煤岩状况分析935.2掘巷期间煤柱内位移场分布特征945.3回采期间煤柱应力分布回采期间采动影响945.4回采期间煤柱内位移场分布特征955.5沿空掘巷上覆岩体大结构稳定性分析965.6沿空掘巷围岩锚固小结构稳定性分析976沿空掘巷窄煤柱受力变形与应力分析986.1小煤柱力学模型的建立996.2小煤柱力学模型的求解方法-变分法996.3问题求解1017小煤柱合理宽度设计1037.1窄煤柱设计原则1037.2煤柱宽度确定方法比较1037.3窄煤柱宽度计算1048沿空掘巷围岩控制的关键技术1078.1锚杆的预紧力1078.2锚杆的支护强度1088.3合理加强支护技术1099总结110参考文献111翻译部分113Introduction113The modelling tool Boxmodel114Geothermal heat recovery115Gas mobilisation, migration and extraction116Conclusion119欧洲煤炭开采区域关闭和水浸后后续关注和利用的策略1201简介：欧洲煤炭开采领域关闭或水浸矿井造成的影响1202建模工具BOXMODEL1213地热回收1214气体的流动，迁移和提取1225.结论123致 谢124中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第129页1 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1交通位置沁新煤矿位于山西省沁源县西部西部李元乡境内，东距沁源县城17km。其地理坐标为东经11210101121225,北纬363235363445。该井田为不规则多边形。沁（源）洪（洞）公路从矿区北部通过，向东17km至沁源县城接汾（阳）屯（留）图1-1-1交通情况示意二级公路及沁（沁源）沁（沁县）铁路，距太焦线沁县火车站76km, 距309国道张店镇54km，距南同蒲铁路介休市100km、平遥县城105km，交通极为便利。1.1.2地形地貌及水系本井田位于太岳山东源，属中、低山区。本区基本为基岩裸露区，但地层多被植被覆盖。区内山高沟深，地形复杂，最高点在井田中部摇岭湾，高程1423.6m，最低点位于井田东北部河床，高程1152.0m，相对高差271.60m。井田内沟谷发育，并呈放射状展布。本区属沁河水系，井田内无大的河流通过，东北部沟谷水流入狼尾河，西南部沟谷水流入柏子河，均为季节性河流。井田内历年最高洪水位线1149.5m，井口均位于洪水位线以上。1.1.3 气候气象及地震本区属大陆性气候，四季分明，昼夜温差较大。据沁源县19881997年观测资料，年平均气温 8.6，最高气温可达35.6（1995年7月5日），最低气温-25.8（1990年2 月1 日）。年平均降水量 634.0mm，年平均蒸发量为1547.2mm，蒸发量大于降水量。结冰期为10月下旬至次年3月中旬，最大冻土深度为800mm（1993年）。夏、秋季多东南风，冬、春季多西北风，最大风速14m/s。根据山西省地震基本烈度区划图，本区地震烈度为7度。1.1.4 水源及电源本矿现有深井一座，水量丰富，能够满足矿井技术改造用水需要。另外井下排水经地面井下水处理站处理后，可作为井下消防洒水及地面防尘洒水用水水源，矿井水源可靠。本矿井供电电源丰富，距矿井4.5km有南山35kV变电站，在公司内部还建有沁新公司35kV变电站和公司矸石发电厂，沁新公司35kV变电所主要服务于公司及沁新煤矿用电，矿井供电电源可靠。1.2 井田地质特征1.2.1 地层（一）地层本矿区位于沁水煤田的西部边缘，霍山隆起的东侧。矿区内地层出露较好，区内出露的地层由西北向东南依次为下石盒子组上段，上石盒子组下段、中段，第四系更新统及全新统地层以角度不整合零星覆盖于区内各时代地层之上。现结合矿区内及附近钻孔揭露资料，对矿区内的地层自下而上分述如下：1、奥陶系(O)1)奥陶系中统峰峰组(O2f)为煤系地层的沉积基底。岩性主要为深灰色石灰岩、角砾状泥灰岩及泥质白云岩，下部夹似层状石膏，上部方解石细脉发育，具铁质浸染现象。2、石炭系(C)1)中统本溪组(C2b)与下伏峰峰组呈平行不整合接触。该组厚度12.23-25.70m，平均19.19m，岩性以灰、灰白色铝质泥岩、灰黑色泥岩、砂质泥岩为主夹石灰岩及薄煤层，底部多为以结核状黄铁矿为主的铁铝质岩。本组含植物化石鳞木、芦木及动物化石蜓科。2)上统太原组(C3t)为主要含煤地层之一，与下伏本溪组呈整合接触。厚度101.79-119.10m，平均111.51m。由泥岩、粉砂岩、砂岩及石灰岩和煤层组成。按岩性组合可将本组分为上、中、下三段，各段特征详见本节含煤地层部分。3、二叠系(P)1)下统山西组(P1s)为主要含煤地层之一，与下伏太原组呈整合接触，厚度44.50-54.38m，平均50.99m。由砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成。2)下统下石盒子组(P1x)与下伏山西组整合接触，厚度114.43122.55m，平均117.10m，根据岩性组合特征，可分为上、下两段：下段(P1x1) 厚度38.90-72.71m，平均57.04m。岩性为深灰色、灰色泥岩、粉砂岩夹浅灰色细粒砂岩，下部夹极不稳定的薄煤层，底部K8为浅灰色中细粒砂岩，层面富含炭屑及白云母片，具交错层理，局部相变为粉砂岩。上段(P1x2)厚度42.79-75.53m，平均57.08m，以浅灰色、灰绿色、紫红色泥岩为主夹黄绿色中细粒砂岩，底部K9为灰绿色中细粒砂岩，顶部常为紫红、灰绿色含大量菱铁质鲕粒的铝质泥岩，俗称“桃花泥岩”，是确定上石盒子组底界K10砂岩良好的辅助标志。3)上统上石盒子组(P2s)与下伏下石盒子整合接触，厚度505m左右，根据其岩性组合特征可分为上、中、下三段。本区只有上石盒子组下段及中段大部分地层,厚度约400m左右。下段P2s1)平均厚度212.41m，浅灰、黄绿色、紫红色泥岩、粉砂岩、夹灰白、灰绿色中细粒砂岩。底部K10为灰白色、黄绿色中细粒砂岩，大型交错层理发育。下段P2s2)本段地层顶部缺失，厚度约190m，底部K12为灰、灰白色中粗粒砂岩，含云母片，具大型交错层强，局部含细砾；下部为紫红色、黄绿色泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩，上部为黄绿色细粒砂岩与黄绿色、紫红色泥岩互层。4、第四系(Q)1)中更新统(Q2)厚度010m，为红黄色、棕红色亚粘土、亚砂土夹古土壤及钙质结核，底部夹砂砾透镜体。2)上更新统(Q3)厚度07m，为浅黄色亚砂土，结构疏松，具垂直节理，顶部偶夹褐色古土壤，含零星钙质结核。3)全新统(Q4)厚度05m，上部为浅黄色砂土、亚砂土；下部为浅黄色、浅灰色分选磨圆均较差的砂砾层。(二)含煤地层本矿区含煤地层为石炭系中统本溪组、上统太原组和二叠系下统山西组、下石盒子组，其中太原组和山西组为主要含煤地层，本溪组和下石盒子所含煤层为极不稳定的薄煤层，无开采价值。现将太原组、山西组地层分述如下：1、石炭系上统太原组(C3t)从K1砂岩底到K7砂岩底，厚度101.79-119.10m,平均111.51m。整合于本溪组地层之上。主要由灰色、灰黑灰色泥岩、粉砂岩、中、细粒砂岩及K2、K3、K4石灰岩和煤层组成。为本区主要含煤地层之一，共含煤10层，含煤系数平均7.61%。按岩性、岩相及沉积旋回分三段叙述如下：1)下段(C3t1) 从K1砂岩底至K2石灰岩底，地层厚度为44.24-57.63m,平均50.37m。主要为灰白色砂岩、灰灰黑色泥岩、铝质泥岩、粉砂岩及稳定可采的9+10 号及11号煤层所组成，下部夹12层不稳定的石灰岩或泥灰岩。底部K1砂岩为灰白色薄层状细中粒石英砂岩，岩性特征明显，致密坚硬，是一种良好的地层划分对比依据。2）中段(C3t2) 从K2石灰岩底至K4石灰岩顶，地层厚度30.10-37.04m,平均33.04m。主要由三层深灰色石灰岩及灰白色砂岩、灰黑色粉砂岩、泥岩间夹二层局部可采煤层。底部为深灰色，巨厚层状致密、坚硬的K2石灰岩。含有丰富的有孔虫、蜓科、腕足类化石和燧石结核，中、下部常夹有一层灰黑色泥岩。自K2向上为灰黑色泥岩及其具波状层理的粉砂岩、细粒砂岩，多受黄铁矿浸染，其上发育有临近可采的8号煤层。 其顶板为深灰色，厚层状的K3石灰岩。K3石灰岩全区稳定，易于对比，K3至K4石灰岩间，为灰色、灰黑色的砂岩、粉砂岩和泥岩，顶部为层位稳定但不可采的7号煤层，其顶部即为深灰色、中厚层状， 致密坚硬的K4石灰岩。3）上段(C3t3) 从K4石灰岩顶至K7砂岩底，地层厚度16.41-29.50m,平均24.58m。主要为灰黑色、黑色的泥岩、粉砂岩组成，含黄铁矿、菱铁矿结核，其间6 号煤层局部相部为炭质泥岩。本段依据岩相旋回分析，应为泻湖海湾相沉积。2、二叠系下统山西组(P1s)本组自K7砂岩底至K8砂岩底，整合于下伏地层之上。含本煤矿具有开采价值的1号、2号煤层。地层厚度44.50-54.38m,平均50.99m。岩性主要由灰白色中、细粒砂岩、灰黑色的粉砂岩、泥岩和煤层形成的45个沉积旋回所组成，依据其岩性和沉积旋回分析，属于滨海三角洲平原上的河控型沉积。其底部K7砂岩为中细粒长石石英砂岩，岩性及厚度变化较大，为滨岸沙坝沉积。其上沉积有3号薄 煤层,向上约7m左右，发育有2号煤层。此段以黑色泥岩、粉砂岩为主，夹中、细粒杂砂岩。2号煤层向上约20m左右发育有1号煤层。1号煤层之上为K8砂岩。以黑色泥岩、灰色、深灰色粉砂岩、细粒砂岩为主夹菱铁矿结核、铝质泥岩及炭质泥岩。(三)构造该矿区地处沁水煤田西缘，霍山隆起以东，总体构造形态为一走向北北东倾向南东的单斜构造，地层倾角变化不大，一般在68左右，次一级构造以较宽缓的背向斜为主，构造形态符合区域构造特点。区内断层不发育，地表未发现断裂构造，经井下开采断距小于3m的断层20余处现将褶曲及陷落柱情况分述如下：1、褶曲（1）S1向斜：位于西北部并向北延伸出井田，走向N1525W，表现为缓波状起伏，两翼倾角68，井田内长度1.25km。（2）S2背斜：位于西北部向北延伸出井田，走向近南北向，西翼较缓，倾角67，东翼较陡，倾角89，井田内长度1.20km。（3）S3向斜：自井田东北角进入，总体走向SW，至南端转向SE，地表在郭家庄村东北已不明显，北中部西翼较陡，倾角610，东翼较缓，倾角5左右，井田内延伸长度3.30km，影响范围不大。（4）S4背斜：位于井田东部，走向大致与S3向斜平行，其西翼即S3向斜之东翼，两翼基本对称，倾角57，井田内长度1.75km。以上褶曲地表均有产状控制，西部S1、S2经2号煤层开采揭露，东部S3、S4有钻孔进一步控制。（5）S5背斜：位于中北煤矿、七一煤矿、五一煤矿一线走向近南北,西翼较平缓,倾角12-19，东翼较陡，倾角19-65。2、岩浆岩该区无岩浆岩活动。总上所述，井田构造属简单偏中等。1.2.2水文地质特征（一）矿井水文地质条件井田为隐伏岩溶区，位于广胜寺岩溶水系统补给径流区，西部边界及北西紧邻沟谷，由第四系松散层覆盖，井田基本由石盒子地层覆盖，区内植被覆盖条件好，有利于降水入渗，但由于地形切割强烈，易造成地下水排泄，又因区内构造简单，煤层埋深北部浅于南部，西部浅于东部，况且井田北部浅埋煤层大部采空，决定着井田煤矿床水文地质条件简单化。1、主要含水层特征（1）奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层含水层包括峰峰组和上马家沟组，井田内钻孔均有不同程度揭露奥灰地层，岩芯鉴定溶隙不甚发育。沁新煤矿水源井位于本井田北沁新煤矿主斜井附近，揭露奥灰318.22m，奥灰埋深198.90m。岩芯鉴定峰峰组灰岩溶隙不甚发育，上马家沟组灰岩溶隙发育,钻进至该层后冲洗液出现全漏失，漏失量达45m3/h,且岩芯采取率低，说明溶隙发育。该井奥灰岩溶水位埋深261.40m，标高932.40m，混合抽水试验结果为水位降深1.90m，涌水量为14.31L/s，单位涌水量为7.53L/s.m，属于富水性强的含水层，近年来水量明显减少，往东进入本井田随着奥灰埋深的增加,岩溶裂隙发育程度将随着埋深的增加而减弱。富水性也明显减弱。本井田属富水性强的岩溶裂隙含水层。（2）太原组薄层石灰岩岩溶裂隙含水层组该含水层组主要为K2、K3、K4三层薄层石灰岩组成。其中K2石灰岩较厚，厚4.50-10.09m，平均7.38m，为9+10号煤层顶板直接充水含水层，K3石灰岩平均厚7.12m，K4石灰岩平均厚7.30m，据ZK301号钻孔岩芯鉴定溶隙较发育，消耗量均较小，是由于埋藏深度较大，接受补给条件较差，因此，属富水性弱的含水层组。（3）碎屑岩类砂岩裂隙含水层组该含水层组主要由K7、K8、K9砂岩组成。K7砂岩为1、2号煤层底板直接充水含水层，厚1.00-4.23m,平均厚2.58m，岩性以细粒砂岩为主。K8砂岩为1、2号煤层顶板直接充水含水层，厚4.63-8.22m，平均厚6.56m。岩性经中细粒砂岩为主。K9砂岩为1、2号煤层间接充水含水层，可通过开采裂隙与K8砂岩含水层发生水力联系，该层浅埋地带风化裂隙发育，含水性有所增强，本矿井调查，矿坑水主要来自K9砂岩，水化学类型为HCO3+K+Na）型，钻孔揭露三层砂岩岩芯裂隙不发育，除201号钻孔冲洗液消耗量稍大外，其余钻孔消耗量均很小。因此，属含水性弱的含水层组。（4）基岩风化壳砂岩裂隙含水层组为各个不同地质时代的岩层与第四系接触，以石盒子组砂岩为主，区内大面积出露，为本区主要含水层组之一，砂岩层可达10层，以中细粒砂岩为主，风化裂隙发育，第四系覆盖厚度不大，植被发育，有利于大气降水入渗，一般排泄条件好，本区泉水大都来自该组砂岩，流量在0.02-0.5L/s之间，均排向沟中，地下水沿走向径流为主，垂向上存在泥岩阻隔难向下层补给。因此，含水性随埋深增加而减弱。（5）第四系松散岩类孔隙含水层组主要为全新统（Q4）及上新统（Q3）地层，岩性为砂土，砂砾层组成，厚0-15.00m,结构疏松，主要接受大气降水及山前基岩裂隙水补给，受季节影响明显，含水性与埋藏厚度相关，总体为含水性较弱的含水层组。2、主要隔水层（1）11号煤层以下及本溪组隔水层组主要由该地层中铝质泥岩、泥等组成，厚度约40m，不整合于峰峰组裂隙岩溶层之上。铝质泥岩及细粒砂岩的K1石英砂岩，隔水性能好，若无构造破坏，能阻隔其上、下含水层之间的水力联系，构成奥灰含水层的直接隔水顶板。（2）石炭系上统太原组上段隔水层组由K7砂岩底至K4灰岩顶之间的泥岩、粉砂岩组成，该段地层厚一般24.58m,若无构造沟通或遭受破坏，可成为2号煤层底板良好的隔水层。（3）二叠系砂岩含水层层间隔水层组主要由泥岩、粉砂岩等组成，呈层状分布于各砂岩含水层之间，形成平行复合结构，构造裂隙不甚发育。无构造沟通情况下构成各含水层间的良好隔水层组。4、井田水文地质类型（1）2号煤层：矿井涌水量主要来自煤层顶板砂岩裂隙水，富水性较弱，矿井调查涌水量主要为大巷水，因此，根据水文地质勘探类型划分为二类一型，水文地质条件属简单类型。（2）9+10号煤层：矿井涌水量主要来自煤层顶板K2灰岩裂隙水，富水性较弱，邻区矿井涌水量不大，一般小于100m3/d，区内大部分地段处于奥灰岩溶水位932.40m以下，但由于本溪组地层隔水层存在，且奥灰峰峰组岩溶不甚发育，区内构造简单，正常情况下，奥灰岩溶水难以构成下组煤层开采的威胁。因此，水文地质条件属中等类型。1.3煤层特征1.3.1煤层特征1、含煤性本区主要含煤地层为上石炭统太原组和下二叠统山西组。中石炭统本溪组和下二叠统下石盒子组亦含有数层薄煤层，其厚度小、稳定性差，变化大，均无开采价值。现将主要含煤地层山西组和太原组的含煤性叙述如下：1、1号煤层位于山西组上部，上距K8砂岩2.50-15.96m，平均8.07m，煤层厚度0.60-1.61m，平均0.98m。煤层厚度东北部稍厚,变化不大,该煤层结构简单,仅在19号孔含一层夹矸,厚度0.47m,其余均不含夹矸煤层顶底板主要为泥岩、粉砂岩，局部为砂岩。该煤层可采面积占88%，厚度变化系数（变异系数）36%，因此，属较稳定大部可采煤层。2、2号煤层位于山西组中部，上距1号煤层15.72-27.20m,平均间距20.45m，1号、2号煤层间距东北部较小（101号、19号孔），中部最大（Q-1B号孔），其它则变化不大，煤层厚度3.22-4.10m,平均3.8m。变化规律西厚东薄，变化不大，煤层结构简单，在Q-1B、Q-2号孔各含一层夹矸，其余均不含夹矸，煤层顶底板为泥岩、砂岩或粉砂岩。该煤层全井田可采，厚度变化系数（变异系数）13%，因此，属稳定可采煤层。3、3号煤层位于山西组中下部，上距2号煤层4.50-11.36m,平均间距6.08m，2号、3煤层间距除302号孔为11.36m较大外，其余钻孔相差较小。煤层厚度0.25-1.50m,平均0.92m。厚度变化西厚东薄，在19号、202号孔不可采。煤层结构简单，不含夹矸，除302号孔顶板为细粒砂岩外，煤层顶、底板多为泥岩或粉砂岩。该煤层可采面积占71%，厚度变化系数（变异系数）45%，因此，属较稳定大部可采煤层。4、9+10号煤层位于太原组下段顶部，上距3号煤层62.20-82.63m,平均71.06m，与3号煤层间距西北厚、东南薄。9+10号煤层厚度1.67-2.37，平均厚度1.75m。煤层顶板合并区为石灰岩，分叉区为泥岩或粉砂岩，底板为泥岩或粉砂碉，西部为细粒砂岩。该煤层全井田可采，厚度变化系数（变异系数）合并区为15%，因此，属稳定可采煤层。5、11号煤层位于太原组下段顶部，上距10号煤层17.83-22.80m,平均19.85m，间距变化不大,煤层厚度1.03-2.95m,平均2.05m。厚度变化规律表现为西南部厚东部和北部较薄。煤层结构简单至较复杂，含0-2层夹矸，夹矸岩性多为泥岩。煤层顶板多为泥岩，个别为粉砂岩或细粒砂岩，底板为泥岩、炭质泥岩或粉砂岩，该煤层全井田可采，厚度变化系数（变异系数）为34%，因此，属稳定可采煤层。地层单位煤层号煤层厚度（m）煤层间距（m）夹石层数顶板岩性底板岩性稳 定可采程度最小-最大平均最小-最大平均山西组10.60-1.610.9815.72-27.200-1泥岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩较稳定大部可采23.22-4.103.820.454.50-11.360-1泥岩、砂岩泥岩、砂岩稳定可采30.25-1.500.926.0862.20-82.630泥岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩较稳定大部可采太原组9+101.67-2.371.7571.0617.83-22.800-2石灰岩、泥岩泥岩、粉砂岩稳定可采111.03-2.952.0519.850-2泥岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩稳定可采表2-1-1主要可采煤层特征表1.3.2煤质1、化学性质及工艺性能（1）1号煤层水分（Ad）：原煤0.42-0.66%，平均0.54%，浮煤0.30-0.52%，平均0.41%。灰分（Ad）：原煤12.68-26.04%，平均19.36%，浮煤6.35-7.58%，平均6.97%。挥发分（Vdaf）：浮煤17.02-17.85%，平均17.44%。全硫（St,d）：原煤0.42-0.63%，平均0.53%，浮煤0.42-0.59%，平均0.51%。磷（Pd）：原煤平均0.013%。发热量（Qgr,d）：原煤26.00-31.82MJ/kg，平均28.91MJ/kg。粘结指数（GR.I）：浮煤在75-80，平均78。胶质层厚度(Y):介于10-11mm之间,平均11mm。根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2.3和中国煤炭分类国家标准GB5751-86，该煤层属低灰、低硫、高热值、强粘结的焦煤，是很好的炼焦用煤。（2）2号煤层水分（Ad）：原煤0.60-0.86%，平均0.73%，浮煤0.55-0.62%，平均0.59%。灰分（Ad）：原煤10.99-17.25%，平均14.12%，浮煤4.17-5.15%，平均4.66%。挥发分（Vdaf）：浮煤15.87-17.83%，平均16.85%。全硫（St,d）：原煤0.33-0.40%，平均0.37%，浮煤0.36-0.38%，平均0.37%。磷（Pd）：原煤平均0.008%。发热量（Qgr,d）：原煤29.32-32.23MJ/kg，平均30.78MJ/kg。粘结指数（GR.I）：浮煤平均87，。胶质层厚度(Y):一般大于10mm。根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2.3和中国煤炭分类国家标准GB5751-86，该煤层属特低灰、特低硫、特高热值、特强粘结的焦煤，是很好的炼焦用煤。（3）3号煤层水分（Ad）：原煤0.54-0.73%，平均0.64%，浮煤0.32-0.44%，平均0.38%。灰分（Ad）：原煤21.67-24.12%，平均22.90%，浮煤7.05-7.57%，平均7.31%。挥发分（Vdaf）：浮煤15.92-18.34%，平均17.13%。全硫（St,d）：原煤0.42-0.68%，平均0.55%，浮煤0.43-0.50%，平均0.47%。磷（Pd）：原煤0.006-0.009%，平均0.008%。发热量（Qgr,d）：原煤26.84-27.99MJ/kg，平均27.42MJ/kg。粘结指数（GR.I）：浮煤64-84，平均74。胶质层厚度(Y):一般在10左右mm。根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2.3和中国煤炭分类国家标准GB5751-86，该煤层属低灰、低硫、高热值、中强-强粘结性的焦煤和瘦煤，是很好的炼焦用煤。（4）9+10号煤层水分（Ad）：原煤0.40-0.96%，平均0.70%，浮煤0.41-0.64%，平均0.51%。灰分（Ad）：原煤14.03-25.23%，平均17.97%，浮煤6.69-7.53%，平均7.10%。挥发分（Vdaf）：浮煤15.00-17.30%，平均15.83%。全硫（St,d）：原煤2.90-4.26%，平均3.39%，浮煤1.85-2.10%，平均1.98%。磷（Pd）：原煤0.006-0.007%，平均0.007%。发热量（Qgr,d）：原煤30.80-30.83MJ/kg，平均30.82MJ/kg。粘结指数（GR.I）：浮煤9-54，平均26。胶质层厚度(Y):一般在5.0mm左右。根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2.3和中国煤炭分类国家标准GB5751-86，该煤层属低灰、高硫、特高热值、弱粘结-中强粘结性的瘦煤和贫瘦煤，一般作动力用煤。（5）11号煤层水分（Ad）：原煤0.52-0.75%，平均0.60%，浮煤0.34-0.57%，平均0.47%。灰分（Ad）：原煤25.24-29.42%，平均27.33%，浮煤9.31-9.67%，平均9.44%。挥发分（Vdaf）：浮煤15.11-17.52%，平均16.03%。全硫（St,d）：原煤0.62-0.87%，平均0.72%，浮煤0.65-0.78%，平均0.72%。磷（Pd）：原煤0.050-0.181%。发热量（Qgr,d）：原煤24.48-26.15MJ/kg，平均25.32MJ/kg。粘结指数（GR.I）：浮煤12-67,平均31。胶质层厚度(Y):一般在5.0mm左右。根据煤炭质量分级GB/T15224.1.2.3和中国煤炭分类国家标准GB5751-86，该煤层属中灰、低硫-中低硫、中热值-高热值、弱粘结-强粘结性的瘦煤和贫瘦煤，可作炼焦配煤。2、煤质特征及工业用途2号煤层属低灰、低硫、高热值、强粘结性的焦煤，易洗选是很好的炼焦配煤。1.3.3 煤层开采技术条件（1）煤层顶底板情况2号煤层顶板为泥岩，局部出现细粒砂岩，厚度为0-2.50m，平均1.46m,为一套质软、易碎裂隙发育中等的泥岩；底板为一套质较硬，裂隙不太发育的泥岩，厚度为1.40-9.80m，平均5.29m。2号煤层顶板在西部为块状、坚硬、裂隙不发育的中细粒砂岩，厚度为0.90-3.20m，平均2.05m，在其它地区为粉砂岩,含砂泥岩、炭质泥岩，均质较硬，裂隙较发育，厚度为2.07-13.00m，平均6.60m；底板为一套质较硬,裂隙较发育的细粒砂岩或砂质泥岩,厚度为0.50-5.20m，平均3.31m。（2）瓦斯据山西省煤炭工业厅文件晋煤瓦发2010746号“关于长治市2009年度 30万吨及以上（含30万吨）矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”，该矿井2009年度瓦斯绝对涌出量17.09m3/min，CO2绝对涌出量3.25m3/min，CO2相对涌出量1.6m3/t，为低瓦斯矿井。随着矿井开采深度的延深，瓦斯涌出量有可能增大。因此，要加强井下瓦斯监测和安全通风工作，防止瓦斯造成危害。（3）煤尘爆炸与煤的自燃根据国家煤及煤化工产品质量监督检验中心2011年6月3日对本矿井2号煤层鉴定结果：2号煤层火焰长度25mm，抑止煤尘爆炸最低岩粉用量55，2号煤层煤尘有爆炸性；2号煤层煤的吸氧量为0.81cm3/g，自燃倾向性等级为III级，自燃倾向性为不易自燃。因此在今后生产中，加强对采空区的封闭工作，及时清理巷道中浮煤、木屑、油脂等易燃物质，以防发生煤层自燃现象。（4）地温据井下调查，未发现有地温和地压异常现象。本井田应属地温和地压正常区。2 井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田范围该井田为不规则的多边形，井田面积为16.34km2，批准开采1号11号煤层。开采深度+1150m+750m。2.1.2开采界限井田内含煤地层为山西组和太原组，山西组地层厚度44.50-54.38m，平均50.99m，含煤46层，自上而下编号的有1号、2上号、2号、3号煤层，本组所含较稳定可采煤层为2号煤层，1号、3号煤层为较稳定大部可采煤层。太原组本组地层厚度101.79-119.10m，平均111.51m，含煤6-14层。自上而下编号为有6、7、8、9、10、10下、11号煤层，其中9+10、11号煤层属全区稳定可采煤层。本设计矿井仅考虑2号煤层。2.1.3井田尺寸煤层的倾角最大为8，最小为2，平均为4，井田水平面积为16.34km2。井田赋存情况示意图如下2-1-1：2.2井田地质勘探井田地质勘探程度主要依据山西省煤炭地质144勘查院2007年7月编制的山西沁新能源集团股份有限公司沁新煤矿生产矿井地质报告及评审意见书。图2-1-1井田赋存情况示意图2.3井田地质储量2.3.1储量计算基础（1）根据本矿的井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；（2）根据煤炭资源地质勘探规范和煤炭工业技术政策规定：煤层最低可采厚度为0.70m，原煤灰分40%；（3）依据国务院过函（1998）5号文关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；（4）储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；（5）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。2.3.2矿井地质储量计算矿井主采煤层为2号煤层，采用地质块段法。2号煤层工业储量计算：根据地质勘探情况，将矿体划分为A、B、C、D三个块段，在各块段范围内，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。块段划分如图2-3-2。图2-3-2由图计算各块段面积分别为：2号煤层平均煤厚为3.8m，1号煤层平均厚度0.98m，3号煤层平均厚度0.92m，9+10号煤层平均厚度1.75m，11号煤层平均厚度2.05m。Sa= 2.53Km2；平均倾角约为5.7，Sb= 3.87Km2；平均倾角约为3.5Sc= 3.23K m2；平均倾角约为7，Sd= 6.71K m2；平均倾角约为4.5按下式计算： （2-2）式中Z矿井地质储量，tS 井田块段面积，km2m煤层平均厚度 煤层的容重，1.4 t/m3 各块段煤层的倾角A块段储量：Za = 2.53（3.8+0.98+0.92+1.75+2.05）1.4/0.995=33.82MtB块段储量：Zb = 3.87（3.8+0.98+0.92+1.75+2.05）1.4 /0.998= 51.59MtC块段储量：Zc = 3.23（3.8+0.98+0.92+1.75+2.05）1.4 /0.99= 43.42MtD块段储量：Zd = 6.71（3.8+0.98+0.92+1.75+2.05）1.4 /0.997= 89.49Mt则地质储量：Zg3 =Za+Zb +Zc + Zd=218.32Mt2.3.3矿井工业储量计算矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探，煤层厚度与质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量是进行矿井设计的资源依据，一般也就是列入平衡表内的储量。矿井工业储量：地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部，归类为矿井工业储量。储量的分配探明储量、控制储量、推断储量按6：3：1 分配，经济基础储量、边际经济基础储量按90%、10% 分配，次边际经济基础储量不计。各种储量分配见表2-3-3：类别探明储量/Mt控制储量/Mt推断储量/Mt 333经济储量111b边际储量122b经济储量2M11边际储量2M22数量117.813.1158.96.5621.83合计130.9865.46表2-3-3矿井工业储量计算表 Zg=111b+122b+2M11+2M22+333k （2-3）其中：本矿井地质构造简单、煤层赋存条件稳定，k取0.9Zg=117.8+13.11+58.9+6.56+21.830.9=216.03 Mt2.4矿井可采储量2.4.1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