新集一矿开拓开采与通风设计及综采面瓦斯综合治理技术专题研究毕业论文.doc

安徽理工大学毕业设计新集一矿开拓开采与通风设计及综采面瓦斯综合治理技术专题研究毕业论文目录摘要1ABSTRACT2绪论71 矿井概况和地质特征81.1 矿井概况81.1.1 矿井地理位置81.1.2 交通条件81.1.3 井田地形101.1.4 井田水系101.1.5 井田气候101.1.6 自然地震101.1.7 地温111.2 井田地质特征111.2.1 地层111.2.2 构造111.2.3 煤层赋存、煤质、煤层产状及分布情况121.2.4 水文地质132 矿井生产能力及井田开拓162.1 井田境界及储量162.1.1 井田境界162.1.2 井田储量172.2 矿井生产能力及服务年限222.2.1 矿井工作日制度222.2.2 矿井生产能力及服务年限262.3 矿井开拓282.3.1 井田开拓方式的确定282.3.2 回风水平标高的确定352.3.3 井筒特征352.3.4 采区划分362.3.5 井底车场、主要硐室及各大生产系统362.3.6 主要巷道布置392.4 采区设计402.4.1 采区基本概况402.4.2 采区上山、区段平巷的布置412.4.3 区段划分及车场形式412.4.4 工作面命名及接替422.4.5 采煤方法、回采工艺及顶板管理422.4.6 采煤工艺及技术装备422.4.7 采区巷道断面及支护432.4.8 采区生产能力442.4.9 采区生产系统443 矿井通风设计463.1 矿井通风系统463.1.1 通风系统选择的条件和依据463.1.2 选择通风系统主要应考虑的因素473.1.3 采区通风系统的设计473.1.4 系统选择483.2 矿井风量计算与分配483.2.1 矿井总风量的计算493.2.2 矿井需风量计算493.2.3 矿井风量分配563.3 矿井通风阻力计算573.3.1 风速校核573.3.2 最大阻力路线583.3.3 矿井通风最大阻力的计算593.3.4 总阻力计算613.4 选择主要通风机和电动机613.4.1 选择主要通风机613.4.2 选择主要电动机643.5 通风机电费概算654 安全措施674.1 概述674.2 矿井瓦斯特点674.3 瓦斯突出治理措施684.3.1 防突措施分类684.3.2 保护层开采瓦斯治理措施684.3.3 预抽煤层瓦斯724.3.4 煤层注水754.3.5 煤层采掘工作面预防突出措施764.3.6 瓦斯防治综合措施774.4 热害防治784.5 火灾防治784.5.1 基本情况784.5.2 火灾预防措施794.5.3 发生火灾时的治理措施814.6 防尘措施824.6.1 矿井现状824.6.2 综合防尘措施824.7 防治水措施834.8 顶板事故防治措施844.9 提升、运输及供电安全措施854.9.1 提升事故防治措施854.9.2 防止机电运输事故发生的措施854.9.3 井下供电安全技术措施855 新集一矿开首采面111301工作面防火专题设计875.1 矿井火灾的分类87 5.1.1 外因火灾87 5.1.2 内因火灾87 5.1.3 外因火灾与内因火灾的特点875.2 防止瓦斯、煤尘爆炸灾害预防措施885.3自燃发火预测预报措施895.4 防火措施89 5.4.1 开采技术防火措施89 5.4.2 灌浆防灭火89 5.4.3 均压通风防灭火90 5.4.4 阻化剂 (inhibitors)防灭火94 5.4.5 惰气防灭火945.5 发生火灾时的预防措施96结论97参考文献98致谢99961 矿井概况和地质特征1.1 矿井概况本矿井田位于某煤田颖凤勘探区的中部，行政区划属凤台县新集镇，距凤台城西17Km处，井田走向长6.85Km，南北宽3.65Km，面积约25Km2，原始能利用储量65736.3万吨，截止2011年12月31日新集一矿累计查明资源量58482.4万吨，2011年末保有资源储量51019万吨。矿井采用立井多水平开拓，西风井与新中央风井混合式通风系统，工业广场内布置混合井（直径7.2m）、副井（直径6.5m）、主井（直径5.5m）、新中央风井（直径6.5m）四个井筒。混合井配有17吨双箕斗主提和双层双车单罐副提，兼做进风。矿井-250水平为进风水平，-450m、-550m水平为生产水平。现生产采区为一、三、四、五、六采区，准备和开拓采区为二、八采区。矿井原设计为0.9 Mt/a，93年7月1日正式投产，95年8月1日开工改扩建为3.0 Mt/a的大型矿井,2007年经省经贸委核定生产能力为3.9 Mt/a。自投产到2011年12月底共生产原煤6475.3Mt。矿井的开采方式为前进式开采，中央皮带石门运输。1.1.1 矿井地理位置新集一矿位于凤台县城西约17公里处。西接规划中的连塘李井田，东邻新集二矿，北与张集煤矿相接，行政区划属凤台县新集镇及张集乡管辖。矿井范围：西起14勘探线，东止1勘探线，南自1煤层与阜凤逆冲断层或下夹片断层交面线之垂直投影，北到勘探登记边界。东西走向长6.85公里，南北平均宽度3.65公里，面积约25平方公里。1.1.2 交通条件矿水陆交通方便。某阜阳铁路从本矿中部通过，矿区中心的张集火车站到蚌埠141公里，西至阜阳69公里，分别与津浦、徐阜、京九铁路相接；潘集谢桥、凤台张集公路在矿井中部通过，且与凤台颖上、凤台利辛、凤台蒙城、颖上利辛等公路相接，可通往周围各县市。西淝河流经矿井东端，向东南注入淮河，常年有水，可通百吨的机帆船。凤台是较大的河港，内运外输极为方便。 矿井主、副两个井筒位于井田的南部，主井坐标： X3619545.007，Y39456495.005，Z= +27.000新集一矿由原新集一矿采矿许可范围的全部及新集五号井的西部划入部分组成，矿权人均为国投新集能源股分有限公司；原新集一矿采矿许可证由国土资源部颁发，编号：1000000120002，开采深度：由-250米至-1000米，有效期：2001年1月至2031年1月，矿井拐点座标见表11。表11： 新集一矿井范围拐点坐标表拐点编号拐点坐标XYW1361880539457160W2361963039457160W3362059039459200S1362303539459270S5362312039455730S4362410039452735S3362129539452275 新集五号井的划定由国土资源部批复，批准文号：“国土资矿划字（2006）030号”，有效期至2007年3月底，开采标高：-250米至-500米。图11 新集一矿交通图1.1.3 井田地形新集一矿地处淮河冲积平原，地势低平，一般海拔2226米，西高东低。沿西淝河两岸，地面标高多在19米以下。地表水系主要有淮河、西淝河及人工沟渠。淮河河床宽约250300米，洪水季节最大宽度达800米，最大水深17米，常年水位+17+18米，常见洪水位标高2224米左右，历史最高洪水位标高+25.47米，（1954年7月27日破堤），1991年最高洪水位25.99米，（1991年7月3日），最大流量12700米3/秒（1954）。历史最低水值+12.36米，河床底部标高+10米左右。西淝河量两岸，有常年积水洼地，河东谓之花家湖，积水面积约22平方公里，丰水季节与西淝河连成一片。新集一矿位于某复向斜之谢桥向斜南翼，颖凤阜凤推覆构造的中段。构造线方向呈北西西向展布。矿井内总体构造形态是阜凤逆冲断层将外来系统由南向北推覆在原地系统（含煤地层）之上，由于受由南向北强大的压应力影响，阜凤推覆构造以上迭式分支断层形式发生全面推覆，形成迭瓦扇构造组合。1.1.4 井田水系本井田外的主要河流为淮河，其河床宽250300m，汛期达800m；常年水位在+17.00+18.00m，历史最低水位为+12.36m；常见洪水位标高在+22.00+24.00m，历史最高洪水位标高为+25.99m（1991年7月3日），最大流量为12700m3/s（1954年）。井田内东北隅的西淝河两岸有常年积水洼地，河东为花家湖，积水面积达22km2，丰水期与西淝河连成一片。此外，井田内尚有纵横交错的人工沟渠。1.1.5 井田气候本区为暖温带半湿润气候，四季分明，夏季炎热，冬季寒冷。气温：年平均气温15.1，最高气温41.2（1966年8月8日），最低气温-22.8（1969年1月31日）。降雨量：年平均降雨量908.0毫米，最大降雨量1723.5毫米（1954年），最小降雨量389.8毫米（1966年），日最大降雨量173.1毫米（1968年6月31日）降雨多集中在6、7、8三月份，约占全年的40左右。1.1.6 自然地震据历史记载自公元294年以来，许昌某地震带发4.75级以上地震14次，其中1831年某北部的明龙山发生6.25级地震，震中烈度为8度。除此之外，某周围的较大地震对某也产生过不同程度的破坏和震撼，如1868年山东郯城8.5级大地震，波及到某，1979年固镇5级地震，1979年7月9日江苏溧阳6级地震，1983年10月7日山东荷泽5.9级地震，1984年5月21黄海6.2级地震，某均有不同程度的震感。建设部以建标2001156号颁发了关于发布国家标准（建筑抗震设计规范）的通知，按设计规范有关规定某抗震设防烈度为7度。根据2001年8月实施的中国地震动峰参数区划图（GB18306-2001）。本矿地震动反映谱特征周期为0.40s（2区），地震动峰值加速度为0.05g（2区）相应地震基本烈度为VI度。1.1.7 地温根据实测资料，本井田所在地的恒温带深度为自地表向下垂深20m，恒温带温度为17.1。已有测温资料表明：本井田平均地温梯度为3.236/hm，属地温异常区。一般西部地温梯度多低于3/hm，其它地段多高于3/hm，近向斜轴部地温梯度较低。从纵向上看，本井田地温有随深度的增加而增高的趋势，-400米以浅地温一般均小于31，-400-650米间地温多为3137，属一级热害区，-650米以深地温多高于37，属二级热害区。1.2 井田地质特征1.2.1 地层新集一矿井田为全隐蔽含煤区，钻探所及地层由老到新依次有下元古界、寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系、第三系和第四系。1.2.2 构造井田位于某复向斜中谢桥向斜的南翼，受某推覆构造阜凤逆冲断层的影响，基岩包括原地系统（阜凤逆冲断层或阜凤下夹片断层的下盘）、推覆体（阜凤逆冲断层的上盘）和下夹片三部分。原地系统由二叠系、石炭系及其下伏地层组成。二叠纪煤系的总体构造形态为一走向近东西北西西、倾向北、倾角浅缓（510）深陡（2530，局部50以上）的单斜，其中中深部有一定数量的断层和宽缓褶曲，且沿走向还有波状起伏。推覆体呈近东西向分布于井田的中部和南部，主要由南部的下元古界片麻岩和北部的寒武系灰岩组成，二者以与阜凤逆冲断层近于平行的F02分支断层为界。推覆体地层走向近东西，总体倾向北，倾角变化大，局部直立倒转，并伴有一系列小褶皱和逆冲断层。因外来系统的下元古界片麻岩局部被剥蚀，故在井田的中南部形成了出露原地系统二叠纪煤系的“构造窗”。下夹片多位于井田南部，东部中段也有分布，剖面上多呈透镜状或勺状，主要由部分奥陶、石炭和二叠系组成，其地层紊乱，产状多变，岩石破碎，滑面发育，并伴有小褶皱和断裂构造。地质勘查、地震补充勘探和采掘资料综合表明：井田共发现谢桥向斜（位于井田北部边界附近）、刘卡背斜（位于井田中部）和前大刘家向斜（位于井田中南部）等褶曲构造3处；查出落差大于等于20m的断层26条，其中正断层17条，逆断层9条。若按断层的最大落差大小划分，分别有大于等于100m的8条，小于100m而大于等于50m的4条，小于50m而大于等于20m的14条。若按控制程度划分，则有查明断层16条，基本查明断层2条，初步查明断层4条，查出断层4条。断层的展布方向多为北东向、北西向和近东西向，其它方向甚少。此外，井田在生产阶段尚揭露最大波幅达20m的小褶曲若干个，落差小于20m的断层161条，由此表明井田内小构造比较发育，但井田未发现岩浆岩和陷落柱分布。总体来看，井田原地系统构造中等，但推覆体和下夹片构造复杂。根据矿井地质规程中地质因素复杂程度标准评定，本矿井地质构造复杂程度为类。1.2.3 煤层赋存、煤质、煤层产状及分布情况1. 煤系与煤层井田含煤地层为华北型石炭、二叠系，其中二叠系的山西组与上、下石盒子组为主要含煤层段。井田内二叠系含煤层段厚约756m，含煤35层，煤层总厚8.18m，含煤系数平均为5.05%。共有可采煤层11层，平均总厚23.21m；其中13-1、11-2、9、8和6-1为主要可采煤层，平均总厚14.84m；20、13-1下、7-2、7-1、1上和1为次要可采煤层，平均总厚8.37m。 井田多为大部可采基本全区可采的中厚厚煤层，煤层结构单一较复杂，煤层的稳定性以稳定较稳定为主。除次要可采煤层个别点可能有串层现象以外，其余均对比可靠。根据矿井地质规程中地质因素复杂程度标准评定，本矿井煤层稳定程度为类。2. 煤质井田可采煤层煤质稳定，变化不大，主要属低中灰中高灰、低硫、特低磷低磷、高挥发分、中高发热量、富焦油、易选极难选的气煤和1/3焦煤，工业上可作动力用煤、炼油用煤和气化用煤，部分煤洗选后还是极好的炼焦配煤。井田煤层的风氧化带深度为自基岩顶界面向下垂深30m。1.2.4 水文地质1. 水文地质条件及主要充水因素（1）地表水 井田地形比较平坦，地面标高一般在+22.00+26.50m，总体为西高东低。东北隅的西淝河两岸地势低洼，地面标高+19.00m左右，雨季大面积积水；另有纵横交错的西淝河小支流和人工沟渠。河、渠常年有水，水位一般低于地表24m，雨季水位较高，但排泄较快，不致溢出两侧23m高的河堤。因此，地表水不会对井下生产构成威胁。（2）新生界松散含、隔水层（组）井田新生界松散层两极厚度介于60.20311.29m之间，平均161.28m，总体变化趋势为中部较薄，南、北两侧较厚。根据沉积物的组合特征及含、隔水性能的不同，可将新生界自上而下大致分为一含、一隔、二含、二隔、三含、三隔、四含计4个含水组和3个隔水组。一含顶部为砂质粘土和粘土，下为松散状粉砂和粘土质砂与粘土互层组成的复合潜水含水层，下部具承压性；砂、土厚度极不稳定，一般砂层厚约10m，富水性中等。一隔由浅黄或浅棕色砂质粘土与粘土组成，局部夹12层砂层透镜体，厚度变化较大。二含由浅黄、灰黄色中、细砂和少量粉、粗砂组成，砂层累厚平均约47m，间夹多层粘土，其中一层厚层粘土将该组分为上、下两部分，总体富水性中等较强。二隔主要由杂色粘土组成，局部夹12层砂层透镜体；粘土结构致密，塑性较强，局部含钙；该组厚度变化较大，局部缺失处二含直覆于基岩之上。三含主要由灰黄、灰白色中、细砂或粉、粗砂与杂色厚层含砾粘土或钙质粘土相间组成，局部钙质富集成泥灰岩；该组中上部多为砂类，下部多为粘土类，砂类含量较低，富水性中等较弱，井田中部局部缺失。三隔主要由粘土、砂质粘土夹中、细砂或粘土质砂组成，其中粘土、砂质粘土致密，具膨胀性，隔水性能良好。因受古地形控制，厚度变化大，介于0134.64m之间，除在中部和东北部有所缺失以外，其它地段分布稳定，粘土平均厚度40m左右，系其上、下含水层间的良好隔水层。四含分布范围小，富水性极弱。正常情况下，新生界松散层水不致对矿井生产构成威胁。但“天窗”所在地段，若受采动影响，则很可能致二、三含孔隙水向下溃漏。（3）基岩含水层（组） 1） 原地系统A. 二叠纪煤系砂岩裂隙含水层（组） 二叠纪煤系砂岩裂隙含水组以中、细粒砂岩为主，厚度变化大，不能明显地划分含、隔水层，只能按可采煤层的位置，大致分为20煤上部、17-1煤上部、13-1煤顶底板、11-2煤顶底板、8煤顶底板、6-1煤顶底板和1煤顶底板等7个砂岩裂隙含水层；砂岩一般裂隙发育不均，富水性弱，以储存量为主，且因间夹泥岩、粉砂岩和煤层，含水层之间在自然状态下无密切的水力联系。但是，若被断层切割或受采动影响而致地下水水力均衡遭到破坏，上、下含水层有可能互相沟通，引发局部砂岩突水。二叠纪煤系砂岩裂隙水是矿井的直接充水水源，但绝大部分具静储量消耗的疏干型特点。B. 石炭系太灰岩溶裂隙含水组石炭系太灰岩溶裂隙含水组总厚约126m，主要由自上而下编号的13层灰岩与其间的泥岩、粉砂岩和薄煤层组成，灰岩累厚约占组厚的45%，其中3、4和12灰厚度较大，分布稳定。该组富水性不均，但总体为中等，是开采1煤层的底板直接充水含水层。因其上距1煤层较近，介于7.8424.45m之间，平均16.41m，且灰岩水压较高，如果直接开采1煤层，很可能引发底板突水事故。C. 奥陶系灰岩岩溶裂隙含水组据某矿区资料，奥陶系总厚约250270m，主要由石灰岩和白云质灰岩等组成，岩溶发育，溶洞的最大高度达9.15m，含水丰富，系太灰的主要补给水源。2）外来系统A. 寒武系灰岩岩溶裂隙含水组本组主要由灰岩、白云质灰岩和鲕状灰岩等组成，间夹泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，其中灰岩含量南部低，中、北部高。该组顶界面起伏较小，但底界面变化较大，富水性差异明显，一般顶部和中上部较强，下部较弱。由于中段寒武系灰岩底界下距13-1煤层90m以上，因而，正常情况下对井下开采不致造成严重影响；但在西段和东段，寒武系灰岩底界下距13-1及其下伏煤层较近，甚至局部与煤层直接接触，开采时很可能以顶板进水的方式向矿井充水。该含水组基本呈近东西向条带分布于井田中部。B. 下元古界片麻岩裂隙含水组本组主要由灰灰绿色角闪片麻岩和肉红紫红色花岗片麻岩组成，岩石致密、坚硬；上部为厚度2050m的风化带，裂隙较发育；中部为裂隙较小的完整带，且多为钙质充填；下部为厚度020m的破碎带。总体来看，相对富水部位多在中上部，且富水性不强，也不均一。该含水组基本呈近东西向覆盖在井田南部的下夹片、13-1和11-2煤层之上，但由于中下部富水性较弱，因而，对下伏煤层开采不致造成危害，中部的完整带甚至还能起到一定的隔水作用。 3) 下夹片岩溶、裂隙含水带 本带主要由奥陶、石炭和二迭系的灰岩、砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤等组成，其中灰岩富水性弱中等，局部岩溶裂隙发育处富水性较强。该含水带主要集中在井田南部的阜凤逆冲断层与其下夹片断层之间，寿县老人仓断层为其中、东段的南界，平面上大致呈长条带状分布，剖面上基本为一向南开口的楔形，使得该带与原地系统的石炭、奥陶系的石灰岩广泛接触而获得水源补给。4) 断层的富、导水性井田断层带大多为泥质充填或胶结，除阜凤逆冲断层局部富水又导水以外，其余断层在正常情况下大多富水性较弱，导水性较差，断层带往往具有一定的阻水作用。但是，当断层两侧不同层位的含水层彼此对接，且断层带又未被泥质和岩屑充填，或受采动影响而致断层局部活化，破坏了地下水的水力均衡，断层很可能成为地下水突溃的主要途径。综上所述，本井田新生界松散层孔隙水、原地系统的二叠纪煤系砂岩裂隙水与石炭系太灰岩溶裂隙水、外来系统的寒武系灰岩岩溶裂隙水和下夹片岩溶、裂隙水对井下开采均有一定程度影响。但是，只要在可采煤层的浅部对新生界松散含水层、寒武系灰岩岩溶裂隙含水层和下夹片岩溶、裂隙含水带留设必要的防水煤柱，新生界松散层孔隙水、寒武系灰岩水和下夹片水一般不致溃入矿坑而对井下开采构成大的威胁。这样，原地系统的二叠纪煤系砂岩裂隙水和石炭系太灰岩溶裂隙水便成为矿井开采的主要充水因素。2. 矿井涌水量 根据国投新集能源股份有限公司新集一矿矿井水文地质类型划分报告，本矿井-550m水平以上矿井涌水量采用20062010年生产均衡期内实测矿井涌水量，即正常矿井涌水量328m3/h，最大矿井涌水量551m3/h。-700m延伸水平正常涌水量采用地下水动力学公式法估算结果即555m3/h，最大涌水量采用比拟法估算结果即867m3/h，作为-700m水平开采设计矿井排水设备时参考。3. 矿井水文地质类型 根据矿井水文地质类型划分报告，本矿井开采上、下石盒子组煤层时水文地质条件条件为中等类型。 另外，矿井后期开采山西组煤层时，应补充专门水文地质工作，按照煤矿防治水规定重新确定水文地质类型，并采取相应的措施，确保安全开采。2 矿井生产能力及井田开拓2.1 井田境界及储量2.1.1 井田境界1. 井田范围及开采界限新集一矿位于某新集矿区罗园-八里塘区中部，西接连塘李井田，东邻新集二矿，北与张集煤矿相连，地理坐标介于东经11629281663435和北纬324128324424之间。井田境界：西起14勘探线，东止1勘探线，南自1煤层与阜凤逆冲断层或下夹片断层交面线之垂直投影，北到采矿权登记边界。井田范围由表21中7个拐点围合而成。井田范围见表21。表21： 井田范围拐点坐标表拐点编号XY13618502.8439459147.6223618757.8339457107.6133621247.8139452222.5643624052.8339452682.5453623072.8539455677.5763622987.8739459217.5973622555.8739459166.60注：1、本表资料源于新集一矿采矿许可证；2、表中坐标为1980年西安坐标系。2. 可采边界线（1）相邻钻孔在可采点与不可采点之间以插入法求得，沉缺点与可采点之间取1/2作为零点，然后再以插入法求得可采边界。（2） 煤类界线：取不同煤种相邻两点的中点作为煤种界线，资源量估算时略有简化和归并。（3） 风氧化带界线：风化带在松散层底界面下各为垂深30m。（4） 断层两侧留的资源量块段：跨越已经查明断层圈定高级资源量时，分别在断层落差50m和落差3050m的断层两侧各留50m和30m的水平宽度作为推断的资源量。（5）保安煤柱留设1) 阜凤逆冲断层和阜凤下夹片断层，下垂留设80米。阜凤下夹片断层中浅部地段据生产部门意见可按防水岩柱考虑，不再留设防水煤柱。2) 新生界留设100米。3) 工业广场煤柱留设：以工业广场边界以35度角外切至新生界底界，再以70度角下切至各煤层4) 铁路保安煤柱：根据合肥设计院提供各参数。以铁路为中心，两侧各留25米，各层段下切角分别为：新生界=35，基岩段：岩层走向投影角=70，顺地层倾向下切角 =70，逆地层倾向下切角=701/2（为地层倾角）。各地质剖面上基岩段所采用的、均已换算。计算公式：ctg= ctg=式中=岩层走向与保安边界的锐夹角。3. 井田尺寸井田东西走向长约6.85km，南北倾斜宽平均3.65km左右，面积约25.261km2。井田的水平面积按下式计算S = H L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 = 6.85 3.56 = 25.261 km22.1.2 井田储量1. 工业储量的计算矿井主采煤层为13煤层，采用地质块段法。其他可采煤层可查询有关资料。（1） 资源量估算划分三个水平：一水平： -550m以浅；二水平：-550-800m；三水平：-800-1000m划分资源量块段时，充分地考虑矿井的地质构造、煤层厚度、产状等自然因素，尽量利用勘探线、煤柱边界线、矿井和采区边界线、巷道、水平标高线，底板等高线等，使资源量块段形状简单，估算方便。各煤层块段编号各自独立，均用四位数表示。第一位数表示估算水平，二、三位数表示该水平的块段号，最后一位表示资源量类别。块段编号是由东向西到北，先浅后深。各块段的块段号、采用倾角、平均煤厚、资源量类别、永久性煤柱、平面积（m2）及资源量数据等均反映在储量图上的块段符号内。A：探明的，B：控制的，C：推断的，D：预测的；同时铁路煤柱用“T”，防水煤柱用“S”，大巷煤柱用“H”，工广煤柱用“G”，断层煤柱用“F”表示。块段内或块段附近见煤点厚度以算术平均法求得平均厚度。当与不可采边界接触时，适当增加最低可采厚度参加平均。（2）确定采用厚度的原则 1)煤层中夹矸的单层厚度0.05m时，夹矸与煤可合并估算，不需扣出。但全层的灰分或发热量指标应符合规定的标准。 2)煤层中夹矸的单层厚度大于所规定的煤层最低可采厚度时，被夹矸所分开的煤层作为独立煤层。 3)煤层中夹矸的单层厚度小于所规定的煤层最低可采厚度时，煤分层不作为独立煤层。煤分层厚度等于或大于夹矸厚度时，上下煤分层加在一起，作为煤层的采用厚度。 4)复杂结构煤层，当各煤分层的总厚度等于或大于所规定的最低可采厚度，同时夹矸的总厚度不超过煤分层总厚的1/2时，以各煤分层的总厚度作为煤层的采用厚度。 5)煤层特厚点的处理：当某见煤点的煤层厚度与其周围见煤点的厚度差别很大时，此点视为特厚点，此点厚度与其周围点厚度的算术平均值作为此点的利用厚度。 6)6-1煤层，906、503、303孔等为临界可采点，不可采范围极小，本次未圈出可采边界。块段倾角采用块段或相邻块段50m等高距的平均宽度经三角函数计算求得。为各煤层测试点的平均值（去掉异常值），经回归计算检查，二者相对误差最小为0，最大为0.04，一般在00.02之间，具有规律性。因此，本矿井各层煤的实测视密度值是可靠的，能够满足资源量估算的需要。各煤层的平均视密度见表22。表22： 各煤层平均视密度一览表煤层2013-113-1下11-2987-27-16-11上1平均值1.401.411.441.441.491.421.431.581.431.391.40回归值1.441.411.461.441.501.421.451.581.431.411.42d-0.040-0.020-0.010-0.0200-0.02-0.02根据地质勘探情况，将矿体划分为17个块段，在各个块段范围内，用算术平均法求得没个块段的储量，煤层总储量即为各个块段储量之和。由矿井地质图计算各块段面积S1；S2-S17。（3）按下式计算：Zi =Si Mi ri式中： Zi -各块段储量，Mt； Si -各块段的面积，m2； Mi -各块段内煤层的厚度，m； ri -各块段内煤的体积质量，1.41 t/m3。由上式可算得13煤层的工业储量为：Z = 115.295 Mt2. 可采储量的计算（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。用岩石移动角确定工业场地、村庄煤柱。 3)护带宽度：风井场地20 m，村庄10 m，其他15 m。 4)断层煤柱宽度30 m，井田境界煤柱宽度20 m。 5)工业场地占地面积，根据煤矿设计规范中若干条文修改决定的说明中第十五条，工业场地占地面积见表23：表23： 工业场地占地面积井型/Mta-1占地面积指标/ha（0.1 Mt）-12.4及以上1.01.2 1.81.20.45 0.91.50.09 0.31.8（2）矿井永久保护煤柱损失量 1)铁路保护煤柱：井田边界保护煤柱留设 25 m 宽，则铁路保护煤柱损失量为：241.1Mt。 2)断层保护煤柱：断层保护煤柱留设宽 20 m ，则断层保护煤柱损失量为：2904.4 Mt。 3)工业场地保护煤柱：工业场地面积80 万m2，则工业场地保护煤柱压煤量为：1025.2 Mt。各保护煤柱损失见表24：表24： 各保护煤柱损失煤柱类型储 量/万t铁路保护煤柱241.1断层保护煤柱2904.4工业场地保护煤柱1025.2合计4170.7（3）矿井可采储量的计算矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，按下式计算：Zk =（ZgP) C （1-n）式中 Zk -矿井可采储量，Mt； P -保护煤柱的储量，Mt； C-采区采出率，取0.75； n-地质及水文地质损失系数，取0.05。则矿井13煤层设计可采储量为：Zk=8214.8万t，其计算如下表25。表25： 煤层储量计算表块段编号倾角/水平面积容重（d）倾斜面积煤层厚度资源储量工业储量可采储量14248.01.4164.66.09554.411529.58,214.825652.092.92.31302.734154.071.52.43245.143784.0105.25.44806.652490.498.93.48485.562772.080.84.01456.871893.698.45.44754.981557.459.44.26356.9915144.0149.15.531162.41022124.0133.76.281184.11113105.2108.04.13628.71224122.0133.54.66877.41336368.0454.84.302757.3148370.0373.65.452871.215680.881.26.47741.21612120.0122.75.75994.617995.296.43.83520.5工广保护煤柱880.080.89.001025.2断层保护煤柱（1）1588.091.15.53710.3断层保护煤柱（2）13112.0114.94.13669.3断层保护煤柱（3）36203.5251.54.301524.7铁路保护煤柱-28.5-6.00241.1备注铁路煤柱面积=LM其中L=5700m，M=50m；资源储量等于各块段煤量之和与各保护煤柱煤量之差；可采储量Q=Z(1-n)K其中K=0.75；n=0.05；Z为工业储量。其他煤层储量也采用估算法，同样可得出煤层的工业储量及可采储量。其他煤层及全矿井分水平、分煤层煤层储量分类汇总如表26；27；28；29。表26： -550以上可采储量情况表 单位：万吨煤层名称工业储量永久煤柱设计储量暂不利用储量 设计利用储量采区损失 可采储量 A+B+C安全断层铁路工厂小计2022824281930062216611661000 13-11063520628371511044106225228539409852955 13-1下2126525109416010501076277800200600 11-2540161929613741152405299662823685921776 91989901484635175212371751062266797 8460734922312062141992261578318324581374 7-25132327103381903233129173218 7-11228211052932544478480704176528 6-133092551448431461388192149814233561067 1上2901000101919000 1478226140301982806321854163 合计32596439420996348618134591913764991263731599478 表27： -550-800可采储量情况表 单位：万吨煤层工业储量 永 久 煤 柱 设计储量 暂不利用储量 设计利用储量 采区损失 可采储量 A+B+C安全断层铁路工广小计2031101610026286286 0 0 0 13-14715162252165057941351547 2589 647 1893 13-1下7370352070242495163 332 83 395 11-2326311317127805622702565 2136 534 1401 91893717640705891304205 1099 275 1010 8485163430287078040711130 2941 735 2110 7-2565075283035820664 142 36 310 7-118081416041305871221197 1024 256 950 6-141155331255409203195820 2375 594 1867 1上2269243344108761393317 1076 269 983 123019274215135101791299 1492 373 956 合计268294223363259136030207995593 15205 3801 11875 表28： -800-1000可采储量分布表 单位：万吨煤层名称工业储量永久煤柱设计储量暂不利用储量设计利用储量采区损失可采储量A+B+C安全断层铁路工广小计200000013-17371601605772193588926813-1下186191916744124311511-27249999626131494124396963448485868250412640381325666612593788812207057-200007-1258025839219551866-176175.8766851785071274061上182573.8273.2347147829611822969461169170.8417.14881203241962241770合计8141536766.1130268391607523213084079表29： 全井田可采储量分布表 单位：万吨煤层名称工业储量 永久煤柱设计储量 暂不利用储量 设计利用储量 采区损失 可采储量 （A+B+C) 安全 断层 铁路 工广 小计 202593 428 209 10 647 1946 1946 0 0 0 13-116086 2224 1249 1742 5214 10872 4051 6822 1705 5116 13-1下3049 525 163 491 1178 1871 483 1388 347 1041 11-29389 732 566 1661 115 2960 6429 1325 5104 1276 3828 94516 96 372 706 51 1174 3342 462 2879 720 2160 810783 412 720 1796 214 2928 7855 2291 5564 1391 4173 7-21077 23 102 164 38 288 789 96 693 173 520 7-13293 36 265 611 25 911 2382 316 2066 517 1550 6-18185 309 456 1515 146 2280 5905 1496 4409 1102 3307 1上4123 2 517 561 1080 3043 632 2412 603 1809 14470 31 351 1068 43 1450 3020 602 2418 604 1813 合计67566 4816 4970 10325 631 20111 47454 13699 33755 8439 25316 2.2 矿井生产能力及服务年限2.2.1 矿井工作日制度1. 作业制度采用“二九一六”作业方式，其中早班检修6小时， 中夜班生产各9小时。2. 循环方式及循环进度循环方式：每完成一次割煤、移架、推溜、清理浮煤为一个循环，循环进度800mm。中夜班各完成3个循环，一次全面检修为一个正规循环。3. 工作面劳动组织表210:表210: 工作面劳动组织表工种出勤人数休整班合计早班中班夜班采煤机司机2226刮板机司机1113转载机司机1113皮带机司机44412泵水工22228支架工及清煤工10101030端头支护工及准备工152020661运料工5510机工1011113电工811111液压检修工51118控制台11114采机检修工44泵站检修工21115班长22228跟班队长22217验收员1113队领导77库房44跟料11三铁一木11合计70555034209（1）本工作面所有进行操作和指挥的人员都必须学习和严格执行本作业规程、煤矿安全规程、所从事工种的操作规程及生产矿井质量标准化标准的有关规定。（2）各特殊工种都必须学习目前工作面所采用的设备使用说明书和操作规程，了解设备的性能和操作注意事项。（3）各工种的操作人员必须参加班前会，了解工作面情况和接受