矿井人口分布、工农业发展情况分析毕业论文.doc

中国矿业大学成教院2009届毕业设计说明书 第102页矿井人口分布、工农业发展情况分析毕业论文第1章 矿区概述及井田地质特征第一节 矿区概述一、交通位置 夹河井田位于徐州市西北部的九里区境内，距徐州市约15公里，九里区区政府6公里、沛县65公里南有陇海铁路，东有三环路交通十分便利。井田附近已经建成投产的有义安矿、庞庄矿的煤炭除由徐矿集团的南岗铁路经陇海铁路外运，也可通过公路、水路外运，交通相当便利，交通位置如图1-1。图1-1 矿井交通位置图公路：井田东有三环路及徐沛公路干线和西部矿区公路连接成网，向北可以通过四环路与京沪高速公路相连，能够及时把生产的煤炭运出。铁路：井田南有西陇海铁路线，矿可铺设铁路专用线跟夹河寨与西陇海干线接轨。矿区煤炭主要流向是南、北方向。水路：井田东侧约15km左右有京杭大运河，常年可通航50t以上驳船。二、地形、地貌 井田位于故黄河泛滥形成的冲积平原上，地势较为平坦，地面标高一般为+37.0+43.0m，西南略低，地形坡度为0.15%。该区东南边缘沿东北方向分布有九里山、琵琶山、大小孤山，西南有霸王山，其中九里山最高，山顶绝对标高+173.2m.由于区内地势平坦，地表径流条件好，大气降水以蒸发及地表径流为主要形式排泄外，余下部分滞缓地渗入地下。三、气象、气候 1、降雨量：本区多年平均降水量为833.33毫m,其中6、7、8三个月为主要降水月份，占全年降水量的58.7%。最高降水量为1297.0毫m；最低降水量为50.6毫m，日最大降水量为273.3毫m。 2、蒸发量：本区多年平均蒸发量为1748.59毫m，最高为2279毫m，最低为1457.9毫m。 3、气温：本区多年平均气温为14.3 0C，最高气温为40.6 0C,最低气温为-22.6 0C。一年最高气温在3639 0C，最低气温在-9-13 0C。 4、风力、风向：风向随季节而转变，春季多东南风，夏季多东风，秋季多东北风，冬季多西北风。全年平均风速2.9m/s。最大风速为23.4m/s，风向为西北。5、霜雪：霜期一般在10月至次年4月，最大连续积雪日数36日，积雪最大深度为247毫m，降雪一般在11月上旬至次年3月下旬；冻结深度最大达29cm。6、相对湿度：本区多年逐月平均为69.52%，78月最高约在76%83%左右，36月最低为62%65%，年平均最高为1952年76%，年平均最低为1988年62%。湿润系数约为0.5，故本区属半湿润区。四、矿井人口分布、工农业发展情况整个矿区跨陈庄村和临黄村，本区处于故黄河泛滥形成的冲积平原上，地势较为平坦，土质较土质比较肥沃，主要农作物有玉米、小麦和大棚农作物，由于农田水利基本建设发展较快，亩产水平逐年提高。工业水平一般。居民分布比较多，但达到设计能力时需要迁移的村庄有河头和解场，其户数240户，面积13200及人数1484人。除上述村庄外，还有潘场、西赵庄、大程庄对回采有所影响，根据采煤接续及时迁移受塌陷影响的村庄。矿井的生产对农田破坏大，做好赔偿工作。五、电源与水源 夹河井田建一座35/6kV变电所，其35kV双回路电源架空输电线路由柳新110kV区域变电所馈出，一回路为LGJ-95+120，长7.65km(其中LGJ-95，长6.65km；LGJ-120，长1km)；另一回路LGJ-185，长10.2km，该变电所有两台变压器，型号为SFL1-16000/35，35/6kV，16000kVA。本区地势较为平坦，西南略低，地形坡度为千分之一点五，地表迳流条件较好，大气降水以蒸发及地表迳流的形式排泄，余下部分滞缓地渗入地下。本区河流不发育，天然水系只有故黄河，由北西向南东横穿井田之中，与煤层及含水层露头的夹角为5557，因第四系中部有粘土及粘土类沉积物3040m起到隔水作用，故大气降水及地表水系对矿井充水无直接影响。第二节 井田地质特征一、井田的勘探程度 夹河井田先后由一六九煤田勘探队和徐州矿务局地质勘探队以及安徽省煤田地质物探测量队和江苏省煤田物探测量队在井田内进行过钻探和地震勘探工作。二、煤系地层特征的综述夹河井田位于徐州煤田九里山向斜南翼。石炭、二叠系地层是其含煤地层，在井田内均被第四系冲积层覆盖。井田内钻孔和井巷工程揭露的含煤地层主要有石炭系的本溪组（C2）、太原组（C3）、二叠系的山西组（P11）、下石盒子组（P12）、上石盒子组（P21）、石千峰组（P22）地层，各组地层的生成层序，其沉积古地理环境和岩性特征各有差异，综合地址柱状图见图1-2-1。1、 中石炭系本溪组（C2）属浅海相沉积，假整合于奥陶系地层之上。全层厚约25m,下部为紫红色铁质页岩，为古风化壳沉积，以次与下伏地层分界，中部为灰绿色铅土页岩，中部以浅灰灰白色薄-厚灰岩为主，中夹薄灰绿色页岩或铅土页岩，以顶板浅灰色灰岩或铅土页岩与上覆太原组地层分界。2、 上石炭系太原组（C3）为本区主要含煤地层之一。属海相陆交互相沉积，整合于本溪组地层之上。地层沉积旋迥清晰，标志层明显，由石灰岩、页岩、砂页岩和砂岩组成。夹灰岩13层，含煤4-10层，总厚约159m。3、下二叠系山西组（P11）为本区主要含煤地层之一。属浅海河湖沼泽相沉积，整合于太原组之上，含煤1-4层。主要有深灰色页岩、砂页岩，灰白色中-细砂岩，杂色砂页岩组成。全厚116m，沉积旋迥比较明显。4、下二叠系下石盒子组（P12）为本区主要含煤地层之一。属陆相沉积，整合于陕西组之上，含煤1-8层，由深灰色、杂色页岩，砂页岩及灰白色砂岩组成，全厚200m。5、上二叠系上石盒子组（P21）为陆相沉积，整合于下石盒子组之上，由杂色、灰绿色、灰色页岩、砂页岩及灰绿色、灰色、灰白色细-中粒砂岩组成。中下部常夹0.2-0.5m炭质页岩或薄煤1-2层，本区施工钻孔未穿全组，所揭露最大厚度530m。6、第四系（Q）不整合于各时代地层之上。由砾岩、粘土砂岩、亚粘土、粉砂土组成，由东南向西北逐渐增厚。三、井田地质构造及分布 夹河井田位于徐州复背斜九里山向斜南翼中段。井田总体为一走向略有变化的斜构造。地层产状沿走向、倾向变化较大，且F1号断层上下两盘地层产状有差异。F1号断层下盘：1524线地层走向NE60，24线以西渐转至近SN向，地层倾向NW，沿倾向方向地层倾角变化大。以2煤层为例：-150m水平以上地层倾角3585；-150m-250m水平2535，-300-350m水平510，-400-800m水平1635，-800m水平以下至F1号断层520，因此F1号断层下盘煤层由浅至深在剖面上大致呈台阶状，其它煤层具体台阶所处水平不完全与2煤层一致，但总体形态相似。F1号断层上盘地层走向1819线NE400，1923线的浅部由NE700渐转为NE200，深部为NE600，2327线NE600，2729线总体NE200。地层倾向NW，地层倾角15250。1、褶皱井田内无大型褶皱，在F1号断层上盘和下盘各有一个不完整的次级褶皱。其产状要素简述如下：F1号断层下盘1718线有极不完整的次级向斜构造，轴向近EW，侧伏角度100180，E端翘起；F1号断层上盘21线附近有不完整的次一级向斜构造，轴向为NE350左右侧伏角为120200，ES段翘起；局部因受断层的牵引使地层或煤层产状发生变化，在断层附近往往发育有小型不完整的次级褶皱。2、陷落柱本井田内陷落柱不发育，仅在23线山西组、太原组煤层露头处，有一较小的在水平切面上呈椭圆形的陷落柱。3、断层井田内断层比较发育，落差在20m以上的有8条，而且小断层比较发育，是影响矿井生产的主要因素。四、井田水文地质情况本区位于故黄河泛滥形成的冲积平原，与东南、西南部的低山丘陵区毗邻。煤系地层上有较厚的第四系冲积层覆盖。二叠系煤系地层属湖沼相、陆相沉积，为砂岩裂隙充水矿床，水文地质条件中等。下部的上石炭统煤系地层为海陆交互相沉积，灰岩发育有十三层，为岩溶溶隙充水矿床，水文地质条件相对比较简单。区内含水层按充水介质可分为：第四系孔隙含水层，二叠系砂岩裂隙含水层，上石炭统太原组灰岩溶隙含水层和奥陶系灰岩岩溶含水层。潜水接受大气降水和地表水直接补给，因第四系中部有一层较厚的隔水层，一般和下伏的承压含水层不发生直接水力联系。各基岩含水层在露头处接收大气降水和潜水的入渗补给，由于含水层属平原区单斜岩层，承压含水层在浅部水力联系较好，地下水交替运动活跃，随着深度的增加，接受补给条件差，水力联系变弱，地下水交替运动迟缓。二叠系砂岩裂隙含水层以静储量为主，也有局部垂直渗透、越流及侧向导水断层补给，但补给量有限。富水带一般位于浅部及构造发育部位，如向斜轴及断层裂隙发育等地段充水条件较好，其它地段相对较差。从矿井开采突水情况看，在浅部突水次数多，突水量大，深部减弱。在矿区外围东南西南部奥灰出露于地表，可以接受大气降水及地表水的入渗补给，矿区生活用水皆取用该含水层水。由于本溪组岩层的阻水作用，正常情况下奥灰水对开采二叠系、石炭系煤层无直接影响。(一)地表水本区河流不发育，天然水系仅有故黄河，由北西向南东横穿井田，流向由北西向南东流入京杭大运河。河堤标高+42.0+43.0m，河宽50m左右，为季节性河流，最高洪水位+39.29m(1963年7月1日)，此河流为本矿区汛期泄洪河。(二)含水层1、第四系孔隙含隔水层本区内第四系地层不整合覆盖在各含煤地层之上，厚度60142m，平均100m。总体变化趋势为由煤层露头向深部逐渐变厚，其含水性自上而下分为三段。(1)浅部含水层段该层厚1520m，为黄河泛滥的冲淤物，该土层松软，空隙大，含水性及透水性较强，直接接受大气降水及地表水的补给，水位变化幅度明显，本区水位较高，呈潜水状态，民用井多取用此含水层的水。钻孔抽水资料：q=0.290l/sm K=3.58m/d 矿化度：M=0.94g/l 水质类型：HCO3MgK+Na型 邻区井筒穿过此含水层时涌水量3.952.04m3/h。(2)隔水层段本段堆积较复杂。该层厚4070 m，中上部有1020m的粉砂岩，遇水流动，透水性较好。但下部为深灰，黄红褐色的粘土，分布稳定，隔水性好。钻孔抽水资料：q=0.0470.057l/sm K=0.176m/d(3)底部砾石含水层段该层厚810m ，岩性为粘土及砾石层，其中砾石分选性差，砾径0.510cm，底部常有一些10cm以上的棱角状碎岩块，该层透水性及含水性均较强，张小楼风井穿过此层时涌水量57m3/h。该层为第四系中的富含水层，且与基岩直接接触，为煤系地层中的主要补给水源。2、二叠系砂岩裂隙含水层(1)上石盒子组砂岩裂隙含水层主要是上石盒子组底部的厚层砂岩(俗称奎山砂岩)，该层厚度2030m，与下伏下石盒子组整合接触。岩性为灰白、灰绿色中粗粒，底部含砾石，形成蜂窝状洞穴。含水性和透水性均较强。井筒穿过该层时涌水量171206.5m3/h，对凿井造成一定影响。因距离2煤层顶板150160m，故对煤层开采无直接影响。(2)下石盒子组砂岩裂隙含水层该组地层厚度173250m，平均206m，其中对2煤开采影响较大的砂岩为顶板三层砂岩，由近到远分述如下：a.第一层砂岩裂隙含水层第一层砂岩距2煤顶板13m左右，厚度不稳定，07m，岩性为浅灰色细中粒砂岩，泥质胶结。井筒揭露时涌水量为05m3/h，掘进过程中该层砂岩水从顶板淋出，恶化了作业环境。b.第二层砂岩裂隙含水层 该层砂岩距2煤顶板60m左右，厚度1838m，平均25m，层位稳定，岩性为灰灰白色细中粒砂岩，底部颗粒逐渐变粗，泥质、钙质或基底式胶结。砂岩裂隙较为发育。2煤回采裂隙带波及该含水层时曾多次发生涌水，如203、204、2608、2612工作面回采时涌水30200m3/h，影响工作面正常回采。c.第三层砂岩裂隙含水层该层砂岩距2煤顶板100m左右，厚度218m，稳定程度较差，岩性为灰色细中粒砂岩，向深部泥质增多，相变为砂质泥岩。因距煤层较远，该层砂岩正常情况下对采掘活动影响不大。钻孔混合抽水试验资料： q=0.01450.0252l/sm K=0.02520.0411m/d 矿化度：M=1.9g/l 水质类型：SO4K+NaMg型(3)山西组砂岩裂隙含水层本组地层厚88138m,平均118m。一般7煤顶板赋存两层砂岩，底板赋存两层砂岩，由于底板砂岩含水层富水性较弱，对7煤开采影响较小，7煤顶板砂岩含水层分述如下：a.第一层砂岩裂隙含水层距7煤顶板720m，厚度6.5m左右，层位较稳定，岩性为灰色细中粒砂岩，泥质胶结。b.第二层砂岩裂隙含水层 距7煤顶板2535m，厚度3.58.5m，层位较稳定，岩性为灰色细粒砂岩，泥质胶结。7煤层顶板砂岩含水性较弱,实际揭露该组砂岩时,涌水量较小。如-80m水平人行石门及-280m水平层间石门穿过本组砂岩层时仅有淋水,全矿井7403工作面回采时涌水量最大10.5m3/h，其他面回采仅有少量淋水。钻孔抽水试验资料：q=0.01750.0274l/sm K=0.01570.0677m/d 矿化度M=1.612.25g/l 水质类型：ClK+NaCa型3、太原组灰岩 本组地层厚147167m，平均159m，岩性由灰岩、砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤层组成，其中夹有13层灰岩，灰岩总厚度41.26m，占全组地层的25.9%。最厚为四灰，厚度5.3616.37m，平均9.21m，最薄为十三灰，厚度0.171.94m，平均1.05m。根据灰岩含水层特征及与主采煤层开采的关系分为两个含水层段，现分述如下：(1)第一含水层段(一九灰)灰岩含水层厚10.8756.0m，平均27.63m。其中四灰厚5.3616.37m，平均9.21m，溶隙较发育，含水性较强，是太原组地层中含水较丰富的含水层，也是目前井下生产用水的水源。其余各层灰岩厚度较小，含水性也较弱。一、二层灰岩；五、六、七、八层灰岩间距小，水力联系好，其余各层灰岩间距较大，水力联系较差。九灰至十灰的间距为16.946.36m，平均26.45m，且夹有砂质泥岩、泥岩等相对隔水层，对开采十灰下的20煤影响不大，故一九灰不为太原组煤层开采的直接充水含水层。钻孔抽水实验资料：q=0.81131.302l/sm K=3.9512.93m/d矿化度M=0.843g/l 水质类型：HCO3Cak+Na+型该段含水层属含水中等的含水层段。(2)第二含水层段(十十三灰)灰岩含水层厚8.6223.86m，平均13.63m，其中十一、十三灰厚度小，含水性弱，十、十二灰厚度大，溶隙较发育，含水性较好。十、十二灰间距18.71m，多砂泥岩、泥岩组成，隔水性较好，一般不会发生水力联系。十、十二灰分别为20、21煤直接顶板，对20、21煤开采影响较大。钻孔抽水实验资料：q=0.03220.5632l/sm K=0.2133.724m/d矿化度M=1.22g/l 水质类型：HCO3ClCaMg 型该含水层段属含水小中等含水层。总体上看，太原组灰岩各层厚度、裂隙溶洞的发育程度不同，其含水性也各不相同。就各层灰岩相比较，因四、九、十、十二灰厚度大，质较纯，有利于岩溶的发育，为储存地下水创造了条件，因此含水性较强，但随着深度的增加，溶隙的发育减弱，裂隙被方解石脉充填，其含水性减弱。如-800m大巷揭露四灰时无水。(三)矿井涌水量目前在-280m、-450m、-600m、-800m水平建立观测站测水，水量分别为27m3/h、10m3/h、30m3/h、45m3/h，全矿井水量112m3/h。随着深度的增加，涌水量有减小的趋势。由于-280m、-450m、-600m三个水平采掘活动较少，涌水量稳定，-800m水平为采掘场所，水量较稳定。第三节 煤层特征煤层走向不稳定，浅部为东西走向，至深部时变化为东北、西南走向，倾向浅部为南北走向，至深部为东南、西北走向。浅部煤层倾角25，中部为7.5和12.5，深部为25。煤层露头深度为浅部21煤层露头。风化带深度大致为-50-65m。一、煤层2煤层最大厚度为4.0m，最小厚度为2.9m，平均厚度为3.5m，煤层赋存较稳定，煤层结构较复杂，煤的容重为1.35t/m3,煤的硬度系数 f=23，煤层倾角-350m以上为250、-350m-450m为7.50、-450m-550m为12.50，-550m以下为250。7煤层最大厚度为3.2m，最小厚度为2m，平均厚度为2.6m，煤层赋存较稳定，煤层结构较简单，煤的容重为1.35t/m3,煤的硬度系数 f=3，煤层倾角-350m以上为250、-350m-450m为7.50、-450m-550m为12.50，-550m以下为230250，其可采煤层特征见表1-3。表1-3 可采煤层特征表序号煤层名称煤层厚度/m层间距m倾角（0）围岩情况煤层牌号硬度f容重t /m3煤层结构及稳定性最大最小平均顶板底板124.02.93.5108-350m以上为250、-350m-450m为7.50、-450m-550m为250，-550m以下为250。页岩、砂页岩、21线变砂岩页岩、砂页岩气煤231.35较复杂，较稳定273.222.6-350m以上为250、-350m-450m为7.50、-450m-550m为250，-550m以下为230250。页岩、砂页岩页岩、砂页岩气煤31.35较复杂，较简单二、煤质（一）煤的物理性质下石盒子组2煤层：黑至褐黑色，半亮半暗淡型煤。玻璃树脂光泽。条带状结构，鳞片状至块状结构。裂隙发育，常充填方解石脉，质地松散，局部含黄铁矿及泥质或炭质。摩尔硬度级。山西组7煤层：黑色，半亮型煤，玻璃光泽，条带状结构，块状结构，具平坦状至贝壳状断口。性脆易碎，裂隙发育，多方解石充填。硬度。 （二）煤的化学性质 1、煤的工业分析 （1）水份（Mad）井田内可采煤层均属于低水份煤，其原煤水份平均含量为：2煤层2.0%，7煤层1.7%。（2）灰份（Ad） 井田内可采煤层煤芯煤样灰份平均含量：2煤层22.9%，7煤层14.6%；煤层原样灰份平均含量：2煤层18.6%，7煤层6.4%；可采煤层精煤灰份平均含量：2煤层9.7%，7煤层6.2%。（3）硫份（St,d） 经原煤全硫测定，并井田全硫含量在0.4%3.4%之间。其中可采煤层原煤全硫在0.4%0.56%之间，均小于1%，属特低硫煤。 （4）挥发份（Vdtf） 本井田煤层原煤挥发份在各可采煤层之间变化不大，一般在36.5%44.4%之间，精煤挥发份一般都在33.5%44.5之间，其中2煤层偏低，7煤层略高。（5）发热量（Qdad） 原煤分析基弹发热量2煤层平均在25 MJ/kg，7煤层平均为27.04 MJ/kg；各主采煤层精煤发热量均大于30 MJ/kg。三、瓦斯、煤尘、煤的自燃性及地温性 (一)煤层瓦斯 夹河井田深部勘探对2、7煤进行多次煤芯瓦斯含量解吸测定，测定结果：2煤甲烷一般含量0.5754.661cm3/gdaf，平均2.73cm3/gdaf，7煤甲烷一般含量0.4871.374cm3/gdaf，平均4.49cm3/gdaf。 夹河井田深部煤层瓦斯赋存特征：7煤层瓦斯含量均较低。 各主采煤层瓦斯自然成分复杂，除甲烷外，可燃气体还包括C2H6nC4H10，2煤还含有少量C5H12。CO2含量一般占总气体量的7.04%12.06%不等。煤层顶底板岩性对瓦斯气体的保存有一定的影响。 矿井瓦斯涌出特点：下石盒子组的瓦斯涌出量高于山西组的瓦斯涌出量；深部生产水平的瓦斯涌出量高于浅部生产水平的瓦斯涌出量；已回采区高于未回采区，回采初期高于回采后期，回采上分层时高于下分层；瓦斯涌出与地质构造关系密切，小断层密集地段易于瓦斯的扩散和溢出，因而瓦斯涌出往往偏低，大断层通过的不同采区其瓦斯涌出量不一样。矿井瓦斯等级鉴定结果，绝对瓦斯涌出量2.57m3/min，相对瓦斯涌出量0.86m3/t，鉴定等级为低瓦斯矿井。 (二)煤尘 2煤具有爆炸性，爆炸指数为100mm；7煤具有强烈爆炸性，其爆炸指数400mm。 (三)煤的自燃性 本矿各煤层均有自燃发生现象，一般发火期35个月，最短40天左右。煤层自燃等级鉴定等级为自燃煤层。 (五)地温 夹河井田位于徐州复背斜九里山向斜南翼中段，井田总体为一走向略有变化的单斜构造，地层产状沿走向、倾向变化较大。沿岩层走向，相同深度的地温变化较小；沿岩层倾向，随深度的增加，地温逐渐增高，且呈现出非线性增加的特性。地温梯度是导致热量传递的最直接原因。地温梯度越大，地层间的热量传递越多，热交换现象就会越明显。 夹河煤矿属于矿山地温类型为基底拗陷型。其地质特点是位于稳定台块的大、中型沉降区，结晶基底较深，其上形成古生界、中生界、新生界沉积盆地。据矿井实测数据表明，该矿井开采深度小于-500m-600m时一般无热害出现，基本上呈现线形分布，而当开采深度转为深部时，即在-700m-l200m段，曲线变化趋势为：温度随着深度的加深而增加，并且随着深度的不断加大，温度的增加呈非线性递增的趋势，会出现热害。第2章 井田境界及储量第一节 井田境界井田浅部以地表露头为界，深部以-1200m煤层底板等高线为界，两侧分别以15号勘探线和陇海铁路为界。井田的走向长度为 6 km,倾向长度为4.7km,水平宽度为3km,面积约为28.25km2。其井田示意图见图2-1。图2-1 井田境界示意图第二节 井田工业储量井田面积约为28.25km2，可采煤层2煤层平均厚度为3.5m，7煤层平均厚度为2.5m，煤的容重为1.35 t /m3,则井田工业储量为Zc。Zc=(M1+M2)S=(3.5+2.5) 28.25 1.352.28 108t式中： Zc矿井工业储量, t ；M12煤层煤层平均厚度,m ；M27煤层煤层平均厚度，m ；S 境田面积, km2 ； 煤的容重, t/m3 。第三节 井田可采储量一、永久煤柱损失煤量1、境界煤柱煤炭损失量 井田境界两侧分别以15号勘探线为界（与庞庄矿分界线）和陇海铁路为界，上侧以地表露头为界，下侧以-1200m底板等高线为界。陇海铁路（国家主干线）侧留设煤柱50m宽，则煤炭损失量为P1=4.7103 50 （3.5+2.5）1.35=1.90 106 t；15号勘探线侧留设煤柱宽度为20m（庞庄矿也留设20m），则煤炭损失量为P2=4.7103 20 （3.5+2.5）1.35=7.61 105t;上侧（浅部）需要留设防水煤柱，防水煤柱的垂高按规定为20m,井田浅部倾角为250，那么防水煤柱的斜长为47.3m，取整数50m，则上侧防水煤柱煤炭损失量为P3=6.0103 50 （3.5+2.5）1.35=2.43 106 t；深部境界不留设煤柱，故无煤炭损失量。2、断层煤柱煤炭损失量 在深部有一F1大断层，落差为50220m，按规程规定F1大断层两侧各需留设50m的宽的煤柱，则煤炭损失量为P41=6.0103 250 （3.5+2.5）1.35=4.86 106 t。井田断层比较发育，其他断层均需留设不同宽度的煤柱，估计其他断层留煤柱损失量是F1大断层的2倍，总计断层留设煤柱煤炭损失量为P4=1.46 107 t。3、工业广场压煤损失量矿井年设计能力为1.8106 t，按中所列数值规定选取0.9公顷/10万t,工业广场面积为1.62 105平方m,设工业广场走向长度为6x,倾向宽度为4x,有24x2=1.62 105,得x=82.2m,那么工业广场长度（取整后）为500m,宽度为330m,在工业广场矩形外缘加上15m宽的围护带,其工业广场压煤损失量由图2-2得出。地表层厚度为50m，地表层移动角及岩层移动角见表2-1。表2-1 地表层移动角及岩层移动角地表层厚度（m）(0)(0)(0)(0)5045757570 图2-2 工业广场压煤煤炭损失量计算图根据图2-2及各数据、三角函数的关系，求得LAB=708m,LEF=728m,LCD=886m,LHI=701m,LIJ=356m;lab=628m,lef=664m,lcd=794m,lhi=635m,lij=342m,工业广场压煤量分为2煤层及7煤层：7煤层压煤量损失为P5=1/2（LAB+ LEF）LIJ+1/2（LCD +LEF）LHI=2.77 106 t；2煤层压煤量损失为P6=1/2（lab+lef）lij+1/2（lef+lcd）lhi=3.23106 t.对上述各煤柱煤炭损失量进行统计，得永久煤柱煤炭损失量为：P= P1+P2+P3+P4+P5+P6=2.57107t。二、矿井可采储量计算1、求得各种永久煤柱的储量损失后，按下式计算矿井可采储量：ZK =（Zc-P）C=（2.28108-2.57107）0.8= 1.62108 t式中：ZK-矿井可采储量，t ; Zc-矿井工业储量，t ;P-各种永久煤柱储量损失之和，t ;C-采区回采率，取0.8。 2、储量汇总表矿井各种储量以及各煤层、各水平的储量见表2-2表2-2 矿井储量汇总表煤层名称水平序号工业储量/104t永久煤柱损失/104t采区回采率可采储量/104tABA+BA+B+C工业广场煤柱境界煤柱断层煤柱其他煤柱合计2煤层第一水平2479.71653.14132.85166.0 /251.7141.8141.8535.50.83704.6第二水平1625.61083.72709.33386.6323.0130.356.7101.2611.20.82220.3第三水平1285.1856.72141.82677.2/96.3311.9/408.20.81815.2第四水平931.6621.01552.61940.7/77.1340.2/417.30.81218.77煤层第一水平1726.71151.12877.83597.38.65179.8101.2/289.650.82646.1第二水平1137.7758.51896.22370.2254.293.140.5/387.80.81585.9第三水平925.0616.61541.61927.014.668.8222.8/306.20.81296.6第四水平880.6587.11467.71834.6/55.0243.0/298.00.81229.3第3章 矿井工作制度和设计生产能力第一节 矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范相关规定，确定矿井设计年工作日为330d，工作制度采用“四六制”，每天四班作业，三班生产，一班准备，每班工作6h。 矿井每昼夜净提升时间为16h。第二节 矿井设计生产能力及服务年限一、 确定依据煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿区规模可依据以下条件确定： 1. 资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大； 2.开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模;否则应缩小规模； 3.国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据； 4.投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。二、矿井设计生产能力夹河井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件较好，断层褶曲少，倾角小，厚度变化不大，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井。确定夹河矿井设计生产能力为1.8Mt/a。 三、矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为： T = ZK/（AK）式中: T矿井服务年限，a； Zk矿井可采储量，t； A设计生产能力,万t； K矿井储量备用系数，取1.4； 则，矿井服务年限为： T = ZK/（AK）= 1.62108/（1.81061.4） 64.29 a 符合煤炭工业矿井设计规范要求。 四、各生产水平的服务年限各生产水平的服务年限与各生产水平的地质构造和煤炭储量有关，各生产水平的服务年限计算结果见表3-1。表3-1 矿井各生产水平的服务年限生产水平水平标高/m可采储量 /104t服务年限 /a一水平-3806350.725.70二水平-7503806.215.60三水平-10003111.812.85四水平-12002448.010.14 第四章 井田开拓 第一节 井田开拓的基本问题1、 确定井筒形式、数目、位置及坐标(包括主井、副井和风井) 1、井筒形式的选择井筒的形式主要有平硐、斜井、立井三种，根据三种形式的适用条件，结合本井田的实际情况：该井田表土层较厚，煤层埋藏较深，需要特殊凿井法施工井筒，因此，该矿井宜采用立井开拓方式。2、井硐数目根据井田范围及煤层赋存状况，开凿一对立井提升井筒，矿井采用两翼对角式通风，以减轻通风阻力。这样可以满足该井田生产的需求。3、井筒位置(1)主、副井筒位置是与井筒的形式、用途密切联系的，主井位置一经确定和施工后，在其上部布置工业广场，进行工业和民用建筑建设，在其下部设置开采水平，进行开采布署，矿井生产建设均要经过井筒进行，在矿井整个服务期间极难更改。因此，正确地确定井筒位置是井田开拓的重要问题。合理的井筒位置，应对井下开采有利，对掘进和维护井筒有利，且便于地面工业广场的布置，所以应沿走向和倾向两个方面来考虑。a) 沿井田走向的有利位置在地质条件许可的情况下，井筒沿井田走向的有利位置应在井田中央，当井田储量分布不均时，应在储量分布的中央，以此形式形成的两翼储量比较均衡。b) 沿井田倾斜方向的井筒位置井筒沿倾斜方向的位置分析多水平开采时，井筒设在井田的中部，可使石门总长度比较短，沿石门的运输工作量较少；井筒位于井田的浅部，总的石门长度稍大，但初期工程量及投资较少、建井期较短；井筒位于靠近深部，初期工程量较大，石门总长度较大，沿石门运输工作量也较大，但对井田深部开采及向下扩展有利。从井筒和工业广场煤柱损失来看，愈靠近浅，煤柱损失愈少，反之愈大。对多水平开采缓斜或倾斜煤层群的矿井，如煤层的可采厚度大，为减少保护井筒和工业广场的煤柱损失及适当减少初期工程量，可考虑使用井筒设在沿倾斜中部靠上方的适当位置。根据以上原则，结合本井田的实际情况，可将主、副井筒布置在沿走向、居中的位置；倾向布置在中部偏上的，即井田的位置。这样布置的优点是：工业广场位于浅部，工业广场保护煤柱少，有效减少压煤量，有利于煤炭资源的回收率。井底车场位于九煤底板，首采工作面是七煤，投产期短，有利于提前见效益。初期投资少。(2)风井布置及通风方式风井位置除考虑地面因素、地下因素外，主要取决于矿井通风系统。按进风井和回风井的相对位置分，有以下几种形式：a)中央并列式：进风井与回风井都位于井田中央的同一个工业广场，分别利用主、副井作为进、回风井。这种方式优点是：工业广场布置集中，管理方便，井筒保护煤柱损失少，缺点是通风线路长，通风阻力大，井下漏风多。适用于井田范围小，生产能力不很大，瓦斯等级低的矿井，在投产初期不利于采用别的通风方式时，也可采用这种方式。b)中央边界式：主、副井位于井田的中央，副井兼作进风井，回风井设在井田的上部边界的中部。这种方式优点是：通风线路较短，通风阻力较小，井下漏风较少，回风井位于井田上部边界，工程量增加不多，但工业场地分散，保护井筒煤柱较多，当矿井转入深部开采时，需要维护较长的上山回风道。适用于煤层赋存不太深的缓斜煤层或煤层较深、瓦斯涌出量大的矿井。c)对角式通风：主、副井设在井田中央，副井兼作进风井，回风井设在井田的上部边界，成对角式布置。优点是：通风线路变化长度小，风压比较稳定，有利于通风机工作。但因风井多，所需的设备多，工业广场分散，主、副井与风井贯通时间长。适用于对通风要求很严格的矿井，如高瓦期矿井、煤易于自燃的矿井、有煤与瓦斯突出的矿井。d)分区式通风：即每一个分区均设置进回风井，构成独立的通风系统，优点是：通风线路短，可以同时施工，有利于处理矿井事故，运送人员及设备也方便。但工业场地分散，占地面积大，井筒保护煤柱多，适用于煤层很缓的大型矿井。根据以上分析，根据本井田的实际情况，确定本矿井采用两翼对角式通风。4、各井筒的坐标见表4-1表4-1：井 筒 坐 标 表井筒名称坐 标(X)坐 标(Y)标高主井3869192.00039496555.122+43.0副井3869115.60039496600.000+43.3东风井3869918152+43.0西风井3856650.10639495074.228+43.2二、工业广场的位置、形状和面积工业广场布置成长方形，并且使长边垂直于煤层走向方向，由设计规范知：150万t/a的矿井，工业广场的占地面积为15000m2。三、开拓方案的确定1、技术上可行的开拓方案本井田的表土层较厚，故本矿采用立井开拓；且由于矿井的水平大巷服务年限即矿井的服务年限长，故在设计时不考虑使用煤层大巷，因此对矿井的开拓提出以下三种开拓方案。、采用单水平开采，在-600m布置大巷，上下山开采。煤层之间采用石门联络。、采用多水平开采，布置-400m和-800m两水平。两水平间采用延伸井筒的方式联络。、采用多水平开采，布置-400m和-800m两水平。两水平间采用暗斜井进行联络。2、开拓方案技术比较开拓方案提出了三个，方案开拓简单，但下山开采距离太长，水平布置不合理，明显不如方案和方案。不予考虑。3、方案和方案在技术上都是可行的，现对其进行经济比较对方案和方案进行经济技术比较时，按照相同工程量不作比较的原则，工程量比较及经济技术比较如下页表所示：(1)基建工程量比较如表4-2所示 表4-2：基建工程量比较表 单位：m序号项目工程量方案方案1主井79320443202副井793.35443.353主石门26006004斜井02000(2)经济技术比较见表4-3所示由于两方案在生产时，前期建设基本相同，故对前期费用不作比较，但方案二在生产过中集中大巷运输过程中相互影响大于方案三，方案三在建井和生产过程中，运输互相无影响。从基建费用比较表来看，方案的工程量略高于方案，但没超过5%，认为两方案是相同，故确定选用方案，即双立井开拓，在七煤底板中布置岩石大巷，与下水平用暗斜井联系。 四、开采水平内的巷道布置方式、主运巷的位置本矿井的大巷布置为集中石门分煤层大巷，各煤层顶底板主要为砂岩，岩性稳定，运输大巷由于服务时间长，因此应布置在煤层底板岩层中，且距煤层有一定的距离，以避开开采动力影响，根据该矿井开采的设计经验及煤层顶底板岩性，运输大巷应布置在距煤层底板法向距离20m位置，上层胶带运输机大巷布置在煤层底板岩石中，距煤层法线距离20m。表4-3：基建费用比较表 单位：万元方案项目方案方案主井8133000104243.94633000104138.9副井813.33000104243.99448.33000104134.49主石门260020001045206002000104120斜井30002000104600合计1004.4994.1第二节 矿井基本巷道一、井筒(一)井筒断面形状根据设计规范要求：选择主井、副井、风井的断面形状和断面布置形式均为圆形断面。主井、副井、风井的各断面尺寸参数见表4-4。主井、副井、风井断面形状和断面布置分别见图4-1、图4-2、图4-3。表4-4：主井、副井、风井断面尺寸及材料 井筒名称项目主井副井风井单位井筒净直径6.57.55m表土层井筒荒直径7.68.66m基岩段井筒荒直径7.48.45.4m井筒净断面33.1744.1619.62m2表土段井筒掘进断面45.3458.0628.26m2基岩段井筒掘进断面42.9955.3922.89m2表土层壁厚1.051.051.05m基岩段壁厚0.450.450.45m井壁材料钢筋砼钢筋砼钢筋砼1、主井如图4-1，主井井筒断面形状为圆形，净直径为6.5m，净断面积为33.17m2，掘进断面42.99m2，井深463m。井筒井壁为混凝土砌碹井壁，厚450mm，充填混凝土厚50mm。主井采用两对12t多绳箕斗提煤。2、副井如图4-2，副井井筒断面形状为圆形，净直径为7.5m，净断面积为44.16 m2，掘进断面55.39m2，井深448.5m。井筒井壁为混凝土砌碹井壁，厚550mm，充填混凝土厚50mm。副井布置一对1.5t固定箱式矿车双层四车罐笼，一个带平衡锤的加宽双层四车罐笼。3、风井如图4-3、图4-4风井井筒为圆形断面，净直径为5m，净断面积为19.62 m2，掘进断面22.89m2，西风井井深602.85m，东风井井深701.26m。两风井井筒井壁均为混凝土砌碹井壁，厚350mm，充填混凝土厚50mm。两风井均设梯子间。 图41：主井井筒断面布置图表4-5：主井井筒特征井型180万t/a提升容器两对16t长型箕斗多绳摩檫轮提升机井筒直径6.5m井深463m净断面积33.17m2井筒支护混凝土砌碹厚450mm充填混凝土厚50mm基岩段毛断面积42.99m2表土段毛断面积45.34m2图42：副井井筒断面布置图表4-6：副井井筒特征井 型180万t/a提升容器一对1.5t固定箱式矿车双层四车罐笼；一个带平衡锤的加宽双层四车罐笼井筒直径7.5m井 深448.5m净断面积