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采矿工程毕业设计地下采煤方向毕业论文目录摘要1第一章井田自然概况及兼并重组前概况81.1矿区概述81.1.1交通位置81.1.2地形与地貌81.1.3河流81.1.4气象及地震情况81.2矿井地质概况91.2.1水文概况91.2.2地质构造111.3煤层及煤质141.3.1煤层特征141.3.2煤质151.3.3瓦斯、煤尘、煤的自燃倾向性鉴定情况20第二章 矿区范围212.1井田境界212.2煤柱尺寸21第三章 生产能力、服务年限及一般工作制度233.1井田工业储量233.2矿井设计可采储量计算233.3可采储量243.4生产能力的验证243.5矿井服务年限243.6年工作日及日工作时数253.6.1年工作日253.6.2日工作时数25第四章 开拓运输方案264.1井田开拓方案264.1.1开拓方案的提出264.1.2方案比较284.2工业场地位置的选择及井口数目位置284.3主要运输大巷及回风巷的布置方式和位置选择284.4开拓系统及井筒位置的确定314.4.1井筒数目及用途314.4.2井筒布置及装备314.5矿床划分及开采顺序334.5.1井田划分334.5.2主要巷道布置及规格334.5.3准备方式及回采采顺序344.6井底车场形式的选择354.6.1井底车场的形式线路及通过能力354.6.2主副斜井的主要硐室354.6.3工程量354.7生产系统综述36第五章 采矿方法375.1煤层概述375.2方案比较375.3工作面长度的确定385.4落矿机械的选择及回采工艺方式的确定395.4.1回采工作面设备选择395.4.2刮板输送机415.4.3转载机435.4.4液压支架435.4.5可伸缩胶带输送机455.4.6破碎机455.4.7其他设备455.5回采工作面工艺465.6回采工艺设计475.7循环方式的选择49第六章 建井工期及开采计划506.1建井准备506.1.1移交标准506.1.2井巷工程排队506.1.3井巷工程量516.1.4井巷施工平均成巷指标516.1.5建井工期的估计516.2开采计划546.2.1开采顺序及配产的原则，546.2.2采准及回采工作面接续图表54第七章 矿井通风567.1矿井通风方式及通风系统的选择567.2总风量的计算与风量分配567.2.1掘进工作面所需风量567.2.2采煤工作面实际需风量587.2.3硐室风量607.3矿井风量，风压及等积孔计算617.3.1矿井总风量617.3.2矿区总风压627.3.3矿井等积孔、总风阻627.4通风设备的选择637.4.1选择主扇637.4.2选择电动机65第八章 矿山运输与提升668.1概述668.1.1井筒运输方式668.1.2大巷运输方式668.2运输巷道运输设备的选择668.2.1运输大巷胶带输送的选型668.2.2主斜井胶带输送机的验算678.2.3 输送带强度验算698.2.4牵引力及电机功率计算698.2.4验算垂度698.3轨道大巷运输设备708.4提升设备的选择718.4.1主斜井运输设备718.4.2副斜井运输设备71第九章 排水789.1矿井涌水量789.2排水设备的计算与选择789.2.1水泵的选择789.2.2水管的选择789.2.3电动机的选取799.3水泵房的设计799.4水仓的设计79第十章 供电8010.1矿井供电方案及供电系统8010.2采区变电所设计8010.2.1采区变电所的位置及规格8010.2.2固定照明8110.2.3采区用电设备8110.2.4采区变电器的选择8110.2.5采区高、低压控制设备的选择8110.3采区低压电网的计算8210.4采区总电耗84第十一章技术经济指标8511.1劳动定员8511.2劳动效率8511.3成本8511.4全矿技术经济指标85参考文献88致 谢89第一章井田自然概况及兼并重组前概况1.1矿区概述1.1.1交通位置山西朔州平鲁易顺煤业有限公司位于朔州市平鲁区井坪镇平番城南，行政区划属平鲁区井坪镇管辖，其地理坐标为东经11220181122339，北纬393239393335。易顺煤业有限公司（以下简称易顺矿井）西距平鲁区（井坪镇）6 km，有简易公路相通。从平鲁区到朔州市有一级公路，由朔州经同蒲铁路北至大同，南到太原，可与全国各大城市相连。井木煤矿距最近的木瓜界煤炭发运站2km，交通运输较为便利。1.1.2地形与地貌平朔矿区西边是管涔山脉，北、东为洪涛山脉，南面是朔州平原，面积近400km2。地表大部为黄土覆盖，侵蚀冲刷切割作用强烈，植被覆盖少，形成典型的梁、垣、峁等黄土高原地貌。沟谷多呈树枝状分布，切割成“V”字型或“U”字型沟谷，深度达30-50m。井田总的地势为西高东低。地形最高点在井田西部山梁，标高1505.5m，地形最低点为井田东南边界处黄土深沟，标高1258.00m，相对高差220.5m。1.1.3河流平朔矿区内主要河流有马营河、马关河、七里河，均由北向南流入恢河，属桑干河水系。井田内大小沟谷平时基本干枯无水，唯雨季时才汇集洪水沿沟排泄汇入马营河。1.1.4气象及地震情况平朔矿区属大陆型气候，四季分明，昼夜温差较大，年平均气温4.5C。七月最热，平均20C，极端最高气温可达34.5C。一月最冷，平均气温-12C，极端最低温度-32.4C。一般日温差在18-25C。霜冻期每年9月下旬始至次年4月，个别年份可到5月上旬。无霜期107-175天。冻结深度一般在1.11m左右，最大达1.31m。年降水量为345.3-682.2 mm，平均降水量426.7mm，年降水量分配极不均匀，多集中在7、8、9三个月。年蒸发量在1996.00mm -2132.70mm之间，一般为 2066.7mm，月蒸发量在4月-6月达580mm。每年有风时间约占全年总时间的70%，平均每年出现40天左右的大风，飓风天有2天左右。风向多西北，最大风速达21.7 m/s。风沙日在29天以上，多集中在冬春季节。据国家建筑抗震设计规范(GB50011-2001)，本区属7度基本烈度区，地震加速度值为0.10g。1.2矿井地质概况1.2.1水文概况井田位于平朔矿区的北部，为黄土丘陵区，地表为第四系黄土覆盖，大气降水渗入条件差。井田4、9、11号煤层直接充水含水层为山西组、太原组砂岩裂隙含水层，其富水性大多较弱，局部中等。本区奥灰水位标高1105.06m，在井田东部向斜轴部局部地段奥灰水位高于9、11号煤层底板标高，分布少量带压开采区。经采用奥灰突水系数公式T=P/（M-CP）取CP=16m计算，11号煤层底板标高最低处（1060m）其奥灰突水系数为0.022MPa/m，小于构造破坏地段临界突水系数经验值0.06 MPa/m，在无导水构造沟通情况下不存在奥灰突水威胁。综合分析认为：本井田水文地质条件类型属简单型。宁武煤田内的地形呈中间高，两端低的趋势。以宁武南分水岭为界，将地表水体分为两个不同的水系。南部属汾河流域，为黄河水系。分水岭以北属桑干河流域，为海河水系。朔州平原南部王万庄区域性大断裂成为地下水相对隔水边界，将宁武煤田分为南北两个独立的水文地质单元，南部属下马圈泉域，北部属神头泉域。平朔矿区位于宁武煤田北部，西、北、东三面环山，南与朔州冲积、洪积平原相接，矿区内多为黄土覆盖，黄土台地长期遭受强烈的侵蚀切割作用，形成梁、垣、峁等黄土高原地貌景观。沟谷发育成“U”字或“V”字形，切割深度20-70m。矿区内地形基本呈北高南低之趋势，最高点海拔1537m，最低点在南部马关河床中，海拔1120m，高差417m。平朔矿区内主要河流有马关河、马营河、七里河等，均属桑干河流域海河水系，为典型的夏雨型河流。七里河发源于矿区西部西石山脉，安太堡一号露天矿动工建设时，在七里河上游细水村筑坝截流，改道经井坪会同大沙沟向东流入马营河。马关河发源于石井沟、张马营等地，贯穿矿区南北，全长约31km，汇水面积151km2 ，该河由泉水汇集而成，常年流水不断，平时流量0.08-0.15m3/s 雨季时流量变大。马营河发源于左云县境内，其支流大砂沟在井坪镇附近汇合人工改造的七里河水之后，流经本井田的西北边界地带，向东流至回回沟附近汇入马营河，自此由北向南至兰花口流入朔州平原。1、地表河流井田地表无常年性河流，仅雨季沟谷中有短暂洪水排泄。2、井田含水层、奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层、太原组砂岩裂隙含水层、山西组砂岩裂隙含水层段、下石盒子组砂岩裂隙含水层、第四系孔隙含水层3、井田隔水层井田内隔水层主要为石炭系中统本溪组隔水层和第三系静乐阻红土，其次石炭二叠系砂岩之间的泥岩和砂质泥岩。4、地下水补给、径流、排泄条件流经井田边界附近的大沙沟从源头至井坪镇长达45km，流域面积400km2以上。在井坪镇又汇集了由人工改道而来的七里河，更增加了流域面积和潜水量。 大沙沟平时无水，每年雨季时，地面河道常形成洪流向东流去，雨后地面河水变小甚至干涸，但以潜水形式继续汇集于井坪镇东平原区，然后随河道东流。井坪镇至平番城一带（井田西北边）平原区是地面潜水汇集区，同时，煤系地层在井田以北、以西已被剥蚀，与河床冲积、洪积层直接接触，造成潜水直接补给含煤系中砂岩裂隙孔隙含水层。5、充水因素分析 (1)、顶板和井筒渗水（2）、采空区积水（3）、大气降水顶板和井筒渗水6、矿井涌水量井木煤矿于1991年建成投产，至今已开采生产十余年，由于原井田处于背斜轴部位置，含水层富水性弱，井下涌水量一直不大，随着开采面积的扩大，井下涌水逐年有少量增加，涌水量不大，该矿未进行矿井排水量详细统计工作。据本次向矿方调查了解，该矿1991年投产初期井下涌水量很小，约60-200m3/d左右。经过几年开采，随着开采面积的扩大，井下涌水量有所增加，至1998年中期阶段矿井涌水量增加为80-250m3/d。到现在井下涌水量已增大到100-300m3/d。从矿井开采情况，井下主要为井筒和顶板裂隙渗水，由于水量不大，未对矿井生产造成大的影响。原井木煤矿实际生产能力为15万t/a，矿井正常涌水量为100m3/d，最大涌水量为300m3/d。重组扩界后规划生产能力为120万t/a，现采用富水系数比拟法对矿井生产能力达到120万t/a时的矿井涌水量预算如下：预算公式：Q=KP=(Q0P0) PQ正常=(10015)120=800 m3/dQ最大=(30015)120=2400 m3/d此预算仅供参考。随着开采地段向东推进，因逐步接近井田东部向斜轴部，煤层上部含水层富水性将逐渐增强。故推测将来在井田东部开采时，其矿井涌水量可能会比上述预算量略有增加。1.2.2地质构造1、区域地层井田位于平朔矿区西北部。平朔矿区发育的地层有寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系以及第三、第四系。2、区域构造宁武煤田南北长，东西窄，其东翼地层倾角大于西翼，为一不对称向斜。宁武大向斜轴向近南北，轴长100多公里，贯穿整个宁武煤田，宁武大向斜过担水沟断层进入平朔矿区后，大致沿马关河西北行，止于平番城以东。平朔矿区主干构造为宁武大向斜，其西翼伴生的次级褶曲如芦子沟背斜、下窑子向斜、白西沟向斜及二铺向斜等，也对矿区构造形态的塑造起着相当的影响。使矿区地层呈波状起伏。9号煤层为底板标高最低约900上下，最高在1400以上，高差达500以上，大部地区标高在11001300之间。矿区内地层倾角一般为610，西部边缘地带最大在30以上。断裂构造主要是矿区中南部的安家岭逆断层和南界的担水沟断层，其他一些断层或断距小或延展长度小，规模均不大。纵观矿区构造形态，大体为一向南开口的簸箕形。3、井田地层井田范围内全为黄土覆盖，根据井田范围内钻孔揭露情况并结合矿井资料，对井田地层由老到新分述如下：奥陶系中统上马家沟组（O2S）：为含煤岩系基盘。本组厚度约250m，主要有青灰一深灰色石灰岩、白云岩及白云质灰岩，夹有灰黄色泥岩、泥质灰岩和钙质泥岩。石炭系中统本溪组（C2b）：本溪组厚度34.20-58.60m，平均45.77m，主要由灰白色、灰色、深灰色、灰黑色的砂岩、砂质泥岩及泥岩组成，中上部可见1层不稳定的薄煤，中部一般有12层石灰岩，其中下部一层比较稳定，定为标志层K1。底部常见山西式铁矿，呈鸡窝状赋存，在其上发育一层品位较高的铝土泥岩。与下伏地层成平行不整合接触。石炭系上统太原组（C3t）：井田主要含煤地层，据钻孔揭露，本组厚度98.10-115.50m，平均厚107.89m。主要由灰白色、灰色砂岩、灰黑色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤层组成。本组含煤6-9层，其中 4、9、11号煤层为稳定可采煤层，其余煤层发育很差。底部有6.00m厚的中粗砂岩，为K2标志层，与下伏地层呈整合接触。二叠系下统山西组（P1s）：井田含煤地层之一，岩性主要由灰色、灰白色砂岩、灰黑色泥岩、砂质泥岩和粉砂岩组成，中间夹有1-3层薄煤层，为不稳定不可采煤层。底部（K3）砂岩为灰白色中、粗粒砂岩，局部相变为粉砂岩，与下伏太原组整合接触。该组厚度 61.00-72.10 m，平均 66.18m。二叠系下统下石盒子组（P1x）：本组主要为灰黄色及淡黄色厚层状中粗砂岩，间或与黄灰色砂质泥岩、泥岩互层，砂岩岩性变化及厚度变化均较大。底部以一层不稳定的粗砂岩或含砾砂岩（K4）与山西组分界。井田内最大残留厚度约75.00m。第三系上新统（N2）：主要为红色粘土和砂质粘土，底部夹薄层砾石或砂砾石层。厚0-10m,平均2.50m左右。第四系中上更新统（Q2+3）：主要为中上更新统黄土层，广泛分布于井田各处。上部为上更新统淡黄色亚砂上，多为耕地，垂直节理发育。下部为中更新统浅红色亚粘土，砂质粘土，含多层钙质结核。厚度0-70m，平均45.00m左右。第四系全新统（Q4）：主要分布在大的沟谷，由砾石、卵石、砂粒岩屑及洪积物组成。一般厚0-20m，平均5m左右。2、含煤地层平朔矿区含煤地层有石炭系中统本溪组、上统太原组和二叠系下统山西组。含煤地层总厚平均为199m。其中，山西组37-75m，平均58m，太原组87-118m，平均102m，本溪组21-61m平均39m。共含煤10-14层，煤层总厚平均为36m，含煤系数为18.1%。煤层编号自上而下编为1-12号煤层。山西组有1、2、3号煤层、太原组有4、5、6、7、8、9、10、11、12号煤层（其中4、9、号煤层有时分叉为两层，分别称为4-1、4-2和9-1、9-2号煤层） 本溪组含1-2层薄煤层。4、9、11号煤层在全矿区为稳定的可采煤层。5、6、10号煤层局部达可采厚度。其余煤层只个别点达可采厚度，不具经济价值。井田内含煤地层为本溪组、太原组、山西组。其中本溪组和山西组含煤性很弱，此处不再叙述。现将主要含煤地层太原组叙述如下：太原组（C3t）地层厚度98.10-115.50m,平均107.89m，按含煤情况和岩性特征大致可分为三段： 下段：由K2底至9号煤顶，厚度41.00m左右，为一套黑色、深灰色、灰白色的煤层及砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、泥质灰岩组成的含煤层段。本段含煤2-4层，为9、10、11、12号煤层。其中9、11号煤层为可采煤层。11号煤层顶板为泥灰岩或泥岩，煤层层位稳定。9号煤层厚度大，结构复杂。中段：由9号煤顶至4号煤底，厚度约52.50m，为一段厚层灰色砂岩间夹薄层黑色、黑灰色泥岩、砂质泥岩及煤层之交互沉积带，其间在矿区内广泛或局部沉积了6、7、8号煤层，其厚度均不达可采。上段：由4号煤底至K3砂岩底，厚度14.39m左右，岩性为黑色、黑灰色、灰色、浅灰色的煤层、炭质泥岩、泥岩、砂质泥岩、高岭石泥岩、细粒砂岩，含4号煤层，4号煤层具厚度大，结构复杂，夹多层高岭石夹矸和高灰低硫的特点。4、井田构造本井田位于平朔矿区西北部，地面基本为黄土所覆盖，仅南北边界附近沟内有零星二叠系下石盒子组基岩出露。根据钻孔揭露情况看，井田内发育有一组宽缓背向斜构造，其中木瓜界背斜由井田西南角斜穿而过，其轴向为北西-南东向，背斜轴在井田内延伸长度约1200m。此背斜两翼地层倾角宽缓，一般不超过5。在井田东部则有东坡向斜穿过，其轴向近南北向，向斜轴呈“S”形延展，井田内长度为1300m。向斜两翼地层倾角在3以下。另外在井田西北边号附近还发现一条小型短轴背斜，轴向北北东，井田内延伸高度的1400m。井田内未发现断层、陷落柱等其它构造现象，总体属“简单构造”。根据钻孔和井下开采揭露情况，井田内未发现岩浆岩侵入现象。1.3煤层及煤质1.3.1煤层特征1、含煤性井田内的含煤地层有二叠系下统山西组、石炭系上统太原组、中统本溪组。井田内煤层编号采用平朔矿区统一编号，即由上至下编号的煤层共11层，编号为1、2、3、4、6、7、8、9、10、11、12号煤层。其中1-3号煤层在山西组，4-12号煤层位于太原组，本溪组所含煤层极不稳定，未编号。井田内山西组平均厚66.18m、太原组平均厚107.89m、本溪组平均厚 45.77m，煤系地层平均总厚 219.84m，煤层平均总厚 33.03 m，含煤系数15.0%。太原组平均厚107.89m，煤层平均总厚31.72m，含煤系数29.4%。2、可采煤层井田可采煤层为4、6、9、10、11、号煤层，其中4、9、11号为批准开采煤层，现9号煤层如下：9号煤层：位于太原组下部，上距4号煤层约52m左右。煤层厚度8.73 16.00m，平均12.71m，属稳定可采煤层。煤层结构复杂，煤矿含夹矸15层，夹矸岩性多为高岭质泥岩、泥岩、炭质泥岩。煤层顶板多为泥岩,偶为砂砾岩，底板多为泥岩。原井木已对该煤层进行了部分开采,分布有大片采空区。另据井木煤矿巷道揭露,在原井田东部见有古空破坏区分布。各可采煤层情况见表1-11.3.2煤质物理性质及煤岩特征物理性质：各煤层以弱玻璃光泽为主，其次为沥青光泽;结构为条带、均一状；构造块状；质较硬；断口粗1111111111111111糙不平坦或棱角状；条痕为黑褐色；内生裂隙较发育，具有方解石脉填充；9、11号煤可见黄铁矿的结核或薄膜。煤层密度测定值： 9号煤平均1.52g/3；煤岩特征：A、宏观煤岩特征：依据宏观煤岩成分的结构形式，按平均光泽类型划分，多数以半亮型煤为主，半暗型煤为辅，半亮型煤以亮煤为主，夹有镜煤和丝炭的细条带或线理及透镜体；半暗型煤以暗煤为主，亮煤为辅，镜煤和丝炭以线理或细条带以及透镜体分布。半暗型的光泽比较暗淡，其硬度、韧性和密度较半亮型煤大。B、显微煤岩特征：显微有机组分含量特征，各煤层均以镜质组最高，无矿物基镜质组含量52。9-75.0%，平均在67.0-69.9%；惰质组含量在16.8-35.3%，平均21.4-23.4%；壳质组含量6.5-11.8%,平均8.7-9.6%。表1-1 可采煤层情况汇总表煤层号煤层厚度(m)煤层间距(m)结构(夹矸数)稳定性可采性顶底板岩性顶板底板45.35-16.099.932.65-20.3013.00复杂(0-6)稳定全区可采砂岩、泥岩砂质泥岩砂质泥岩泥岩60-2.491.08简单(0-1)不稳定局部可采砂质泥岩、砂岩砂质泥岩、粉砂岩26.20-39.5034.1096.56-16.3613.16复杂 (1-5)稳定全区可采砂质泥岩泥岩、砂质泥岩1.27-9.202.86100.35-2.501.27简单（0-1）较稳定大部可采砂岩、泥岩泥岩、砂质泥岩111.25-11.005.319.10-17.4013.15较简单（0-4）稳定全区可采砂质岩、泥岩砂岩、泥岩显微无机组分主要粘土为主，含量在4.8-23.6%，平均7.8-10.2%，一般呈薄层状或透镜状，有时呈微粒状散布在有机质中。镜煤最大方射率在0.55-0.71%之间，平均0.62-0.66%。煤化程度相当于气煤阶段。见表1-2表1-2 显微煤煤岩组分测定表 层名有机组分 %无机组分%方射率Rmax%镜质组惰质组壳质组粘土类960.8-74.00.62（10）17.3-29.721.4（10）7.7-10.58.7（10）4.8-23.67.8（10）0.58-0.690.66（10）煤的化学性质和工艺性能煤的化学性质根据井田内及井田周边钻孔煤芯煤样化验资料，其结果列于表1-39号煤层水份（Mad）：原煤1.383.30%，平均2.16%；浮煤2.023.78%，平均2.44%；灰分(Ad): 原煤21.5135.56%，平均25.68%；浮煤7.0015.81%，平均9.60%；挥发分(Vdaf)：原煤32.7743.07%，平均39.98%；浮煤38.1340.09%，平均38.92%；全硫(St，d)：原煤6.662.05%，平均1.07%；浮煤0.721.42%，平均0.84%；发热量(Qgr，vd)：原煤20.8832.72 MJ/kg，平均24.71MJ/kg；浮煤28.3833.16 MJ/kg，平均30.47 MJ/kg。表1-3 各煤层煤质化验结果汇总表层名工业分析%MadAdVdafSt,d原浮原浮原浮原浮91.38-3.302.162.02-3.782.4421.51-35.5625.687.00-15.819.6032.77-43.0739.9838.13-40.0938.920.66-2.051.070.72-1.420.84层名焦渣特征发热量Qgr,.v.d % MJ/kg胶质层粘结指数（GR.Id）原浮原浮X(mm)Y(mm)94420.88-32.7224.7128.38-33.1630.479.0-11.010.09.00-17.0011.80发热量(Qgr，vd)：原煤22.8828.49 MJ/kg，平均26.00MJ/kg；浮煤26.8030.84 MJ/kg，平均28.55 MJ/kg。另外，井木煤矿2008年3月在本矿井下和安太堡露天矿采取9号煤层煤样送山西省煤炭工业局测试中心进行了检测，其结果如下：9号煤层: 原煤Mad 1.94，Ad22.51%，Vdaf 39.32%，FCd47.02%，St，d1.24%，Qgr，d25.42MJ/kg。9号煤层为中灰高灰、低硫中高硫、低高特高热值煤；元素分析：测试结果为，各煤层碳（Cdaf）56.0173.45%氢（Hdaf）3.634.74%，氮（Ndaf）1.031.38%，氧（Odaf）5.4518.25%。煤灰成份以SiO2、Al2O3居多，两者之和达61.90-88.04以上。CaO、MgO、K2O、Na2O、SO3、P2O5等含量较少，大部在10%以下。各层煤磷（Pd）的含量平均为288 ppm。微量元素Ge、Ga达不到工业品位。工艺性能粘结性和结焦性：9号煤层为9-17，平均11.8；胶质层厚度： 9号煤层为为10mm。低温干馏：各层煤层测试的焦油产率在7以上。煤灰熔融性：软化温度（ST）各煤层测定值大多大于1350，部分属较高高软化温度煤。气化性能指标：煤对CO2化学反应性，各煤层的测定值在1000时，普遍a60%，反应性差。哈氏可磨系数： 9号煤为60-74，平均66；煤类划分根据中国煤炭分类国家标准（GB5751-86）划分，以浮煤挥发分(Vdaf)、粘结指数和胶质层Y质为划分指数，各煤层煤类如下：9号煤，浮煤Vdaf：38.13-40.09%，G:9-17，Y:9-11，其煤类为长焰煤（CY）。可选性根据安太堡露天煤矿扩界地质报告资料，对井田9号煤层可选性评价如下：简易筛分试验破碎前粒级以2粒级为主，一般约占全样的50以上。破碎后的21粒级占全样的50以上，11/2粒级占20左右，其余的随粒级变小产率降低。简易浮沉试验按中国煤炭可选性评定方法（GB/T1647-1996）采用“分选密度0.1含量法”进行评定。井田9号煤层浮沉试验综合结果，评定结果如下：若指定精煤灰分为11.00%； 9号煤分选密度1.47，0.1含量为26.7%，扣除沉矸后0.1含量为32.3%，浮煤回收率为58.20%，可选性等级为难选；若指定精煤灰分为15.00%： 9号煤分选密度1.70，0.1含量为10.0%，扣除沉矸后0.1含量为25.8%，浮煤回收率为77.00%，可选性等级为较难选.煤的风化与氧化井田内9号煤层未见风氧化情况。煤的工业用途评价井田内各煤层灰分较高，9号煤层硫分高，挥发分高，低磷，化学反应性低，低高热值，中等可磨，灰成分中AL2O3含量高，为较高高软化温度灰，煤变质程度较低，煤的工业用途以目前一般工业用煤标准评价，本区煤炭主要可作为动力用煤。用于气化用煤炭化学反应性低，但通过添加活性剂可以提高气化性能。另外，煤的含油率较高，变质程度低，可考虑用作液化用煤。1.3.3瓦斯、煤尘、煤的自燃倾向性鉴定情况1、瓦斯据2008年朔州市煤炭工业局朔煤发200883号文件：矿井瓦斯绝对涌出量为1.06m3/min，相对涌出量为3.82m3/ min；CO2绝对涌出量为2.26m3/min，相对涌出量为8.14m3/t，属低瓦斯矿井。地质报告未提供煤层瓦斯含量参数，因此根据矿井瓦斯鉴定报告批复文件，可以确定本矿为低瓦斯矿井。2、煤尘及煤的自燃倾向性a、煤尘爆炸性根据地质报告，在勘探期间对9号煤层取样，并委托山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸性鉴定。根据鉴定，该矿9号煤层煤尘具有爆炸性，火焰长度30mm，加岩粉量30%。b、煤的自燃倾向性根据地质报告，在勘探期间对9号煤层取样，并委托山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤自燃倾向性鉴定。根据鉴定，该矿9号煤层自燃等级为级，属自燃煤层，吸氧量0.6900cm3/g。3、地温根据地质报告，本矿井下未发现有地温地压异常现象，地温梯度小于3/100m，属地温地压正常区。第二章 矿区范围2.1井田境界山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件，晋煤重组办发200981号“关于朔州平鲁区森泰煤业有限公司等四处煤矿企业兼并重组整合方案的批复”文件，易顺煤矿井田范围由8个拐点坐标连线圈定，见表2-1表2-1 井田拐点坐标表编拐点号1954年北京坐标系拐点编号1980年西安坐标系XYXY14380870.0019615000.0014380823.106196149290019616700.0024380823.09919616629.16434381630.0019616700.0034381583.10719616629.16744381630.0019619878.0044381583.09519619807.20054380356.0019619878.0054380309.08219619807.19564380356.0019616700.0064380309.09419616629.16274379870.0019616700.0074379823.08919616629.16184379870.0019615000.0084379823.09619614929.143井田东西长4.878km，南北宽1.760km，面积5.7488km2，批准开采411号煤层。兼并重组前，原井木煤矿井田面积为0.9km2，西部扩后面积0.80km2。兼并重组后包括原井木煤矿及西部扩后面积和东部面积4.0488 km2，井田总面积增为5.7488km2。井田面积变大。井田煤层平缓，倾角在35左右，且倾角变化不大， 2.2煤柱尺寸工业场地、风井场地、地面村庄、已有的建(构)筑物地面范围按其实际占用范围并考虑其保护等级的围护带宽度而圈定，井下各可采煤层的保护煤柱范围计算方法为：松散层及基岩厚度参照邻近钻孔资料及实际揭露的资料而确定，松散层地层移动角取45，基岩地层移动角走向取75，上山取75，下山取75-0.6。其它保护煤柱留设参数如下：井田境界20m，开拓大巷两侧各留设40m，断层及陷落柱留设30m的保护煤柱，村庄留设150m的保护煤柱。第三章 生产能力、服务年限及一般工作制度3.1井田工业储量井田煤层平缓，倾角在35左右，且倾角为近水平煤层，因此通过地质块段算术平均法可以得出本井田的工业储量，计算公式为：Q=S.h.d 公式（3-1）式中：Q为工业储量Mt；S为井田面积km2h为平均煤层厚度m d为本井田煤的容重t/m3,取 1.52 t/m3因此：Q=S.h.d=5.75km2*12.71m*1.52 t/m3=111.08Mt3.2矿井设计可采储量计算矿井设计储量矿井工业储量永久煤柱损失永久煤柱损失包括地面建筑物、村庄、断层煤柱、河流煤柱、铁路煤柱，工业广场，开拓巷道的煤柱，边界煤柱等永久性煤柱损失，本井田煤柱损失只有巷道煤柱损失，边界煤柱损失以及工业广场煤柱损失。1、运输巷道煤柱损失本煤层的巷道煤柱损失储量为本采区的煤柱储量，采区运输巷道的煤柱为20m，经计算如下： 0.2412.711.52=3.86Mt2、边界煤柱本煤层的边界煤柱损失储量为本采区的煤柱储量，煤层边界的煤柱为20m，经计算如下：0.2612.711.52=5.02Mt3、工业广场煤柱损失根据设计手册可以知道，工业广场的煤柱损失为全井田储量的%8，由此可以得出111.08*8% =8.89Mt3.3可采储量本采区的可采储量为工业储量减去煤柱损失储量之后剩余的储量，经计算如下：111.08-5.02-3.86-8.89=93.31Mt经计算，矿井设计可采储量为93.31 Mt。3.4生产能力的验证矿井生产能力应该与其储量相适应，以保证有足够的矿井和水平服务年限。根据我国各类井型的矿井和服务年限的要求，生产能力为45至90万t/年相对应的矿井服务年限为40年，120至240万t/年相对应的矿井服务年限是50年，300至600万t/年相对应的矿井服务年限为60年。设计生产能力A：AZ/KT 公式（3-2）式中：T为矿井服务年限aZ为矿井可采储量MtA为矿井设计生产能力Mt/aK为储量备用系数根据我国各类井型的矿井和服务年限的要求，选取服务年限为50年，其设计生产能力A=93.31/（50*1.3）=1.43 Mt/a符合要求，故确定矿井年设计生产能力为1.50Mt/a3.5矿井服务年限矿井服务年限：TZ/KA由于本井地质构造简单，煤层赋存稳定，储量备用系数取1.3，按矿井生产能力1.50Mt/a计算，矿井服务年限为：TZ/(kA)= 93.31/(1.31.50)=47.85a3.6年工作日及日工作时数3.6.1年工作日按照国发20167号文件要求，从2016年开始，全国所有煤矿按照276个工作日重新确定生产能力，即直接将现有合规产能乘以0.84（276除以330）的系数后取整，作为新的合规生产能力。同时，为防止超能力生产，保证职工正常节假日休假休息，原则上法定节假日和周日不安排生产。对于生产特定煤种、与下游企业机械化连续供应以及有特殊安全要求的煤矿企业，可在276个工作日总量内实行适度弹性工作日制度，但应制定具体方案，并向当地市级以上煤炭行业管理部门、行业自律组织及指定的征信机构备案，自觉接受行业监管和社会监督。故本矿设定年工作日为276日3.6.2日工作时数为了可较好的发挥设备效益，保证设备检修时间，并有效地改善井下工人的工作条件，本矿井采用三采一准的作业形式，也就是“四六制”三班采煤，一班检修准备，每班工作六小时。第四章 开拓运输方案4.1井田开拓方案4.1.1开拓方案的提出针对矿井工业场地位置，结合井田内煤层埋藏深度、矿井井型、煤层赋存条件、开采技术条件、井筒提升设备、井上下布置、回采面装备水平和回采面年推进度等因素，设计考虑了斜井开拓、大巷沿井田中部东西布置方案和斜井开拓、大巷沿井田中部南北布置方案两个具有代表性的开拓方案，分述如下：方案一：斜井开拓、主斜井布置在原有场地方案根据矿井现有9号煤层开拓巷道及采掘工程情况，开拓方案为掘三个井筒再工业场地，分别为主斜井，副斜井，和一个回风斜井，为了满足后期首采区的通风要求，后期在井田东南边界处打一个回风立井。主斜井井筒，断面宽4.8m，井口坐标X=4379927.079 ，Y=19616255.106， 标高Z=+1462.000，方位角为178，净断面积为15.77m3，斜长538.18m，倾角2424，井筒内铺设带宽为1.0m的大倾角带式输送机，并在井筒内铺设轨型为15kg/m的检修单轨，担负矿井煤炭运输任务及胶带输送机检修任务，排水、洒水及压风管路沿该井筒敷设，井筒内同时敷设通讯电缆及动力电缆，兼做进风井和安全出口。副斜井井筒，断面宽3.2m，井口坐标X=4379933.076，Y=19616210.262， 标高Z=+1466.213(底板)，方位角为3593629，净断面积为8.50m3，斜长414.0m，倾角26，落底于9号煤层。井筒内改造为轨型为30kg/m的单轨，单钩提升，井口设变坡，满足下液压支架要求，担负矿井矸石、材料设备以及行人等辅助提升任务，同时增加台阶扶手，满足安全出口对断面宽度的要求，兼作矿井的进风井筒。回风井筒断面宽2.8m，井口坐标X=4379920.961，Y=19616169.972， 标高Z=+1468.482，方位角为3593629，净断面积为9.24m3，斜长419.0m，倾角24，落底于9号煤层，作矿井的主要进风井筒。在井田东南边界附近新掘回风立井井筒，井筒断面直径5m，断面积为19.63m2，井口坐标X=4380328.530，Y=19619796.650， 标高Z=+1350.000，井筒内设梯子间，兼作安全出口井。矿井初期以上述四个井筒开拓开采。矿井开采全井田各煤层时，主斜井井筒落底于9号煤层下部岩层中的+1241.8m标高，在距主斜井井底斜长近20m处布置9号煤井底煤仓，煤仓上口布置在9号煤层下部岩层中，通过9号煤仓上口，沿煤层倾向布置一条9号煤胶带下山到井田边界，服务9号煤层。副斜井井筒与主斜井一样落地9号煤层下部岩层+1241.8m标高，回风斜井则落地9号煤层底部+1230m标高，在井底平行于9号煤胶带下山布置煤层回风大巷，副斜井井底布置水平井底平车场，井底车场能够满足1.5Mt/a生产能力的提升任务。在井底车场距副斜井井筒落底点63.75m处平行于9号煤胶带下山布置+1280m岩层轨道下山过煤井底煤仓上口布置9号煤胶带下山，将该巷道向南北各延伸到井田边界处，向东延伸到井田边界处，平行于9号煤胶带下山布置9号煤轨道下山及9号煤层回风下山， 方案二：斜井开拓、主斜井在新选场地布置方案根据现有场地条件，由于现有场地较小，并且在大木瓜界村北部地势相对较为平缓，故提出此方案。主斜井井筒选择在距大木瓜界村北约760m的东北部平缓地带，井筒位置在S601及219钻孔之间，地势较为平缓，并且有乡间小路到达场地，在该处布置主斜井井筒较为合理。9号煤层布置方面，将主斜井井筒落底点水平距离18m处设9号煤上台式井底煤仓，煤仓上口标高为+1073m，下口标高为+1055m。过9号煤井底煤仓上口布置9号胶带下山并向西延伸到一采区边界，向东延伸到井田边界，在S501钻孔附近向北布置9号煤层一采区胶带上山， 9号煤一采区轨道上山及回风上山。副斜井井筒落底到+1280m水平后掘9号煤层轨道下山巷道，形成9号煤层的辅助运输系统及通风、排水系统。本方案中，井底水仓、水泵房及中央变电所等各硐室均与方案一相同布置在9号煤层中。本案井下大巷主运输仍采用胶带输送机运输方式。大巷辅助运输巷道采用无极绳连续牵引车，井下采用600mm轨距、1.0t系列矿车运输。矿井采用中央分列式通风系统，主、副、斜井井筒进风，回风立井回风。矿井采用机械抽出式通风方式。全井田各煤层划分为两个采区，9号煤一采区位于副斜井东部，轨道大巷北部，采用双翼布置，走向长壁开采，回采面推进长度1100m左右；二采区位于副斜井东部，单翼布置，条带式倾向长壁开采，回采面推进长度1600左右。4.1.2方案比较上述两方案各有利弊，其技术经济比较详见表4-1、4-2。从表4-1中可以看出，方案一较方案二具有：井筒压煤少，井筒工程量少，便于管理。可以明显看出在技术上方案一优于方案二。从表4-2中可以看出，方案一与方案二相比，初期井下可比项目工程总投资少583.5万元，因此，在经济上方案一与方案二相比，优于方案二。综合方案一与方案二技术经济比较的结果，设计推荐方案一。4.2工业场地位置的选择及井口数目位置易顺煤矿为本次资源兼并重组整合的单保矿井，不存在兼并其他煤矿的问题。矿井现有工业场地在井田西南部，场地生产系统较为完善，可满足1.5Mt/a年的生产能力。由于现有工业场地生产系统及辅助系统已经形成，地势较为开阔，面积较大，且稍加改造即可满足重组扩能后的生产生活需要。确保一采区场地内各项生产系统及环节满足要求。在井田东南边界附近布置回风立井井筒并布置回风立井场地，满足一采区的回风要求。4.3主要运输大巷及回风巷的布置方式和位置选择根据推荐设计方案及目前矿井开拓大巷情况，现将开拓大巷的布置情况叙述如下：表4-1 井田开拓方案技术比较表方案一方案二优点1除风井井筒外，各井筒均位于同一个场地内，矿方便于管理，并且不存在征地问题。2巷道布置压煤少。3主斜井井筒长度较方案二少，井筒工程量少，经济上较为合理。4利用已有巷道较少，基本全为新掘巷道，维护费用较少。 5开拓布局简单合理，符合本井田的特点。6主斜井井筒布置动力电缆、主排水管路，且架梁布置，安全性较高。7井下排水较方案二更为合理。8主斜井与副斜井沟通距离短，井底撒煤清理方便。1主斜井井筒与回风立井合布置在另外的场地，使场地布置更加合理，各项工艺布局不致紧张。2初期通风系统简单，负压较小。3岩巷布置较少。4主斜井处于井田资源储量中心前期及后期运输距离短。5副斜井井筒双钩提升，提升能力大且更为合理。6后期通风负压较方案一更为合理。7初期胶带较方案一少，运输环节较少。8初期工程量较方案一少，初期投产时间较方案二要短，见效时间短。缺点1井筒位于井田边界，对后期开拓有影响。2井下开拓岩巷工程量较大，初期巷道投资较大。 3副斜井井筒断面较小，。4胶带较方案二要多一条，运输环节较方案二多，运输时间较方案二多。5工业场地较方案二紧张。1由于主斜井井筒另行布置场地，使矿井管理工作量增加。2主斜井井筒工程量较方案一多，投资较大。3征地较方案一大，征地较为困难。 4井筒压煤较方案一多。表4-2 开拓方案经济比较表项目名称方案一方案二比较数量投资（万元）数量投资（万元）数量投资(万元)井 筒 工 程型式及净宽或净径主斜井净宽4.8m；副斜井净宽4.6m；回风井筒净断面宽4.25m；回风立井净径5.0m主斜井净宽4.8m；副斜井净宽4.5m；回风井筒净断面宽2.8m；回风立井净径5.0m水平标高（m）+1280+1280主斜井井筒工程量538.181015.8800.91511.7-262.7-495.9 井筒装备装备带宽1.2m的大倾角带式输送机，15kg/m检修单轨1515.3装备带宽1.0m的大倾角带式输送机，15kg/m检修单轨2255.0-739.7