采矿工程毕业设计（论文）-新庄矿0.6Mta新井设计（全套图纸）.docx

目 录一般部分1 矿井概况与地质特征11.1 矿井概况11.1.1 地理位置与交通11.1.2 地形地貌11.1.3 水系水源条件11.1.4 气象及地震21.1.5 矿区电源条件及通讯条件21.1.6 主要建筑材料供应条件31.1.7 工农业情况31.1.8 地区经济概况31.2 井田地质特征31.2.1 井田地质概况41.2.2 地层41.2.3 褶皱、断层及陷落柱41.2.4 水文地质特征51.3 煤层特征61.3.1 主采煤层及其围岩性质61.3.2 煤的特性71.3.3 瓦斯、煤尘爆炸及煤的自燃82 井田境界和储量92.1 井田境界92.1.1 井田境界确定92.2 井田工业储量92.2.1 储量计算基础92.2.2 井田勘探程度102.2.3 矿井工业储量计算103 矿井工作制度、设计生产能力和服务年限143.1 矿井工作制度143.2 矿井设计生产能力和服务年限144 井田开拓154.1 井田开拓的基本问题154.1.1 确定井筒形式、数目、位置及坐标154.1.2 工业场地的位置174.1.3 开采水平的确定及采（带）区划分174.1.4 开拓方案及基础数据184.1.5 开拓方案比较194.2 矿井基本巷道254.2.1 井筒254.2.2 井底车场284.2.3 主要开拓巷道294.2.4 巷道支护305 准备方式采区巷道布置315.1 煤层地质特征315.1.1 采区位置315.1.2 采区煤层特征315.1.3 煤层顶底板岩石构造情况315.1.4 水文地质315.1.5 地质构造315.1.6 地表情况315.2 采区巷道布置及生产系统325.2.1 采区位置及范围325.2.2 采煤方法及工作面长度的确定325.2.3 确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式325.2.4 煤柱尺寸的确定325.2.5 采区巷道的联络方式325.2.6 采区接替顺序335.2.7 采区生产系统335.2.8 采区内巷道掘进方法345.2.9 采区生产能力及采出率345.3 采区车场选型设计355.3.1 确定采区车场形式355.3.2 采区主要硐室布置366 采煤方法376.1 采煤工艺方式376.1.1 采区煤层特征及地质条件376.1.2 确定采煤工艺方式376.1.3 回采工作面参数386.1.4 回采工作面破煤与装煤方式386.1.5 回采工作面运煤方式406.1.6 回采工作面支护方式406.1.7 各工艺过程注意事项436.1.8 回采工作面正规循环作业436.2 回采巷道布置466.2.1 回采巷道布置方式466.2.2 回采巷道参数467 井下运输497.1 概述497.1.1 井下运输设计的原始条件和数据497.1.2 矿井运输系统497.2 采区运输设备的选择497.2.1 矿井运输设备选型应遵循的原则497.2.2 工作面运煤设备的选型507.2.3 辅助运输设备的选型与设计507.2.4 大巷运输设备选择518 矿井提升538.1 矿井提升概述538.1.1 已知数据538.1.2 主井提升机械设备的选型设计538.1.3 副井提升559 矿井通风及安全579.1 矿井通风系统选择579.1.1 矿井概况579.1.2 矿井通风系统的基本要求579.1.3 矿井通风方式的确定579.1.4 主要通风机工作方式选择589.1.5 采区通风系统的要求599.1.6 工作面通风方式的选择599.1.7 回采工作面进回风巷道的布置609.2 采区及全矿所需风量619.2.1 采煤工作面实际需要风量619.2.2 掘进工作面需风量629.2.3 硐室需风量639.2.4 其它巷道所需风量639.2.5 矿井总风量计算639.2.6 风量分配及验算649.3 矿井通风总阻力计算659.3.1 矿井通风总阻力计算原则659.3.2 确定矿井通风容易和困难时期659.3.3 矿井最大阻力路线659.3.4 矿井通风阻力计算679.3.5 矿井通风总阻力689.3.6 两个时期的矿井总风阻和总等积孔689.4 选择矿井通风设备699.4.1 选择主要通风机699.4.2 电动机选型719.4.3 矿井主要通风设备及装备要求729.5 防止特殊灾害的安全措施729.5.1 瓦斯管理措施729.5.2 煤尘的防治739.5.3 预防井下火灾的措施739.5.4 防水措施7310 矿井基本技术经济指标74专题部分1 瓦斯抽采的现状及作用781.1 资源状况781.2 资源开发情况781.2.1 地面开发781.2.2 井下抽采791. 3 煤矿瓦斯赋存条件791.3.1 煤层瓦斯的渗透率低791.3.2 煤层瓦斯压力较低801.3.3 煤层吸附瓦斯能力高811.4 瓦斯抽采的作用821.5 煤矿瓦斯抽采量821.6 煤矿瓦斯事故分析832 瓦斯抽采理念的发展过程842.1 局部防突措施为主842.2 先抽后采842.3 抽采达标842.4 区域防突措施先行853 煤矿瓦斯抽采方法863.1 瓦斯抽采方法分类863.2 高瓦斯矿井瓦斯抽采方法选择874 本煤层采前抽采技术884.1 瓦斯抽采的原理884.2 地面钻井抽采技术894.2.1 钻井技术894.2.2 完井技术894.2.3 采气技术914.2.4 产出水和煤层气收集及处理系统914.3 井下瓦斯抽采技术934.3.1 钻机934.3.2 瓦斯抽采方法的选择原则944.3.3 开采层瓦斯抽采技术944.4 顺层钻孔抽采方法944.4.1 与穿层钻孔配合使用的顺层钻孔瓦斯抽采方法944.4.2 顺层长钻孔递进掩护区域性瓦斯抽采方法954.5 预抽煤巷瓦斯抽采方法及固井工程施工工艺954.5.1 施工工艺964.5.2 施工难点分析及采取的主要措施974.6 采前瓦斯抽放定向钻进技术984.6.1 定向钻进系统的应用和效果984.6.2 考虑因素994.6.3 定向钻孔的应用实例994.7 瓦斯抽采钻孔合理布置间距1004.7.1 本煤层钻孔抽采瓦斯流动方程1004.7.2 本煤层瓦斯抽采合理钻孔间距的确定1014.7.3 应用实例1024.7.4 结论1034.8 井下巷道抽采方法1034.9 井下水平长钻孔抽采方法1045 总结105翻译部分英文原文108翻译部分121致 谢130一般部分中国矿业大学2012届本科生毕业设计（论文） 第76页1 矿井概况与地质特征1.1 矿井概况 1.1.1 地理位置与交通 新庄矿位于豫、皖两省交接的永城市东部，行政区划分苗桥、茴村两乡管辖，上级主管部门为河南省神火集团，井田东部及北部以人为边界与安徽皖北矿务局刘桥二矿分界，西以王庄断层（F21)与葛店煤矿扩大区毗邻，南至煤层露头线。矿井范围由11个边界拐点连线圈定，其边界拐点坐标见表1-1。南北长约8 km东西宽约3 km，面积约24 km2。地理位置为东经1163715，北纬335525。表1-1 新庄煤矿边界拐点坐标一览表拐点直角坐标拐点直角坐标经距（Y）纬距（X）经距（Y）纬距（X）1394654003761960739466400375268023946584037619208394642403753820339466700376125093946328037528004394669843760200103946316037538305394662203753600113946370037554706394666403753110该矿西至永城市24 km，东距安徽省淮北市19 km，西北120 km可达京九、陇海西两主干铁路的交通枢纽-商丘车站，东北94 km到津浦、陇海两铁路之枢纽-徐州车站，矿区内部有专用运煤铁路与陇海铁路相连，省道永淮公路从矿区穿过，矿区内公路、铁路纵横交错，四通八达，交通十分便利。优越的地理位置为煤炭市场的开发创造了得天独厚的条件。交通位置图见图1-1。1.1.2 地形地貌 本区属于黄淮冲积平原，区内地势平坦，地面标高+30.3 m左右，表土层厚135 m。井田南约6 km有沱河向东注入安徽省的新汴河，中南部有王引河，最大排洪量12.278 S/m3。1973年7月14日最高水位：王引河+30.63 m，水深2.7 m左右；曹沟+30.42 m，水深1.96 m。王引河、曹沟均属人工渠道，水位随季节变化，冬季有干涸现象。工业广场的附近一带历史最高水位标高不大于+31.69 m。矿区开发建设的过程中逐步完善排涝工程，内涝基本解除，地表水对矿井开采及矿区建设没有危害。 1.1.3 水系水源条件 本区属淮河水系，区内无地表水体，自北而南有曹沟，王引河、运粮河等三条季节性小河，自西北向东南流入安徽省境内汇于淮河。因地势平坦，一般河谷宽缓，河床较浅，水流坡度很小。雨季洪水期，近河低洼地段常积水内涝成灾；据永城市水利局资料，1963年汛期，在二牛、黄饭棚、大小新庄一带积水深0.51.0 m。最高洪水位31.79 m。干旱季节，河水位一般低于地下水位，成为排泄地下水的渠道。矿井用水主要分为地面用水和井下用水。地面用水主要是由二眼水源井及一座水厂来供应；井下降尘用水采用井下排水经处理后再返回井下。图1-1 矿井交通位置图1.1.4 气象及地震 本矿区属半干燥大陆性气候，夏季炎热多雨，冬季干燥寒冷，四季气候变化分明。据永城市气象站资料，年平均气温14.2 ，绝对最高气温41.5 (1966年7月18日)，最低气温23.4 (1969年2月5日)；年平均降雨量847.66 mm，年最大降雨量1518.6 mm（1963年），年最小降雨量537.7 mm（1966年），降雨量多集中于68月份，占全年降雨量的50%；年平均蒸发量1807.4 mm，年最大蒸发量2290.4 mm（1966年），结冰期一般在11月翌年3月，最大冻土深度为21 cm（1977年）；夏季多东南南风，冬季多西北北风，年平均风速3.4 m/s；最大风速20 m/s。冬季12月至翌年3月为降雪期，11月至翌年4月为冻土期，最大冻土厚度为19 cm。据中国地震目录第二集（1960年版）记载，自公元925年以来，安徽省肖县、宿县一带微震频繁，强震不断，曾发生强烈地震38次，其中1668年郯城发生8.5级强烈地震。本区位于郯（城）庐（江）地震影响带，根据国家质量技术监督局发布的“中华人民共和国国家标准GB183062001中国地震动参数区划图（河南省部分）”本区地震动峰值加速度为0.05 g，地震烈度为度。1.1.5 矿区电源条件及通讯条件 永城市工业较为发达，电源条件好，矿区有多座电厂和变电站，可满足矿井用电。矿井采用双回路供电，一路来自永城电厂，另一路来自淮北渠沟变电站。原设计矿井工业场地及北风井场地的35 kV变电所3路进线电源分别为沱新线、葛新线和渠新线；渠新线来自淮北渠沟变电所，距离新庄矿30 km；沱新线来自永城沱滨变电所，距离新庄矿24 km。葛新线为新庄矿与葛店矿的互备用电源架空线，长度5 km。矿井35 kV架空电源线皆为LGS-120型。技改工程实施时，矿井工业场地的35 kV变电所3路进线电源分别改为来自沱新线、新双线、新风线；沱新线来自永城沱滨变电所，距离新庄煤矿24 km；新双线为新庄煤矿与葛店煤矿双庙站的互备电源架空线路，长度为1.8 km；新风线为新庄煤矿与北风井场地的互备用电架空电源线路，长度为4.6 km。北风井场地35 kV变电所2路进线电源分别改为来自光新风线和新风线；光新风线来自神火光明变电所，距离北风井11.2 km。矿井架空电源线沱新线为LGJ-185型，光新风线、新双线为LGJX-240型，新风线为LGJ-120型。1.1.6 主要建筑材料供应条件 矿区位于豫东大平原上的人口稠密区，劳动力资源比较丰富。土产建筑材料砖、瓦、石子和料石均可就地供应，钢材、木材和水泥等物资可经公路及铁路直接运至矿井工业广场。1.1.7 工农业情况永城市现有耕地面积160104亩，多属粘沙两合土。主要粮食作物有小麦、玉米、大豆、高粱、谷子等，主要经济作物有棉花、花生、芝麻、油菜和蔬菜等，是优质小麦生产基地，全国粮棉油百强县。永城市形成了建材、冶金、化工、机电、煤炭、电力、轻纺、造纸、食品、酿酒、电解铝等工业体系和优势产业；矿产资源丰富，为全国六大无烟煤生产基地，主要矿产有煤、铁、花岗岩、膨润土、高岭土、大理石、矿泉水等23种。1.1.8 地区经济概况 新庄矿位于河南省永城市，河南省重点建设的区域性中心城市。地处东经1155811639，北纬33423418之间，平均海拔33 m。市境的北、东、南及西南部分别与安徽省的砀山县、萧县、濉溪县、涡阳县、亳州市毗邻，西部和西北部与河南省的夏邑县缘连。沱河穿过西城区的北部和东城区的南部，芒砀山位于北部的芒山镇境内，主峰海拔高度159 m。311国道从中部东西贯穿境内，连霍高速公路、永登高速公路东西贯穿境内。规划中的济祁高速公路邢商永地方铁路已经招标。沱浍河复航工程12.5期间争取开工。全境近似椭圆，地势由西北向东南微倾，平均海拔31.9 m，除东北有方圆16 km2的芒砀山群外，大部分为平原地区，属暖温带季风性半湿润气候区，年平均气温14.3 。现辖18个镇、11个乡，744个行政村，3706个自然村。所属乡镇有：城关镇、演集镇、酂城镇、十八里镇、高庄镇、芒山镇、薛湖镇、马桥镇、裴桥镇、陈集镇、蒋口镇、太丘镇、李寨镇、顺和镇、苗桥镇、茴村镇、卧龙镇、侯岭镇；酂阳乡、王集乡、马牧乡、双桥乡、龙岗乡、刘河乡、条河乡、陈官庄乡、城厢乡、黄口乡、新桥乡。是全国六大无烟煤基地之一，华东工业的能源后方。境内有200多家面粉企业，也是国家唯一授予“中国面粉城”称号的城市，永城拥有两家中国500强企业-永城煤电控股集团和神火集团、是河南省最大的煤化工基地。1.2 井田地质特征 1.2.1 井田地质概况 新庄煤矿属于华北地层区鲁西分区徐州小区，矿区内无基岩出露，全被新生界所覆盖。根据钻孔揭露，区内地层由老到新依次发育有奥陶系中统马家沟组；石炭系中统本溪组，上统太原组；二叠系下统山西组、下石盒子组，上统上石盒子组和新生界第三系、第四系。其中石炭二叠系为主要含煤地层。1.2.2 地层 井田含煤层由下至上有太原群、山西组、下石盒子组、上石盒子组。太原群（C3t）厚134 m149 m，平均138 m。岩性主要由隐晶质灰岩、泥岩组成，其次为砂质泥岩及砂岩。顶部灰岩稳定，厚2 m左右，为K3标志层；底部灰岩厚13 m17 m，一般15 m，以含燧石结核为主要特征， 为K2标志层。山西组（P1S）厚110 m，由灰至灰黑色泥岩、砂质泥岩及白色细致粗粒砂岩组成。下石盒子组（P1XS）厚73 m113 m，平均108 m。由砂岩、砂质泥岩组成。底部为鲕状铝质泥岩，为K4标志层。上石盒子组（P2SS）厚度大于400 m，底部为K5砂岩标志层与下石盒子组分界；上部紫色斑块泥岩夹厚层砂岩，以K6长石石英砂岩为较稳定的标志层。1.2.3 褶皱、断层及陷落柱 （1）褶曲前松向斜：为一向NNW倾伏、两翼基本对称的宽缓向斜。轴部位于408孔和苗4孔一线，即前松村庄一带，向南延伸至403孔南部消失，向北至苗4孔北部消失，向斜轴线南北长约2.1 km。两翼地层倾角812。向斜东翼与东区背斜西翼共用。轴部因受F4 断层的切割，局部地层倾角达15，破坏了地层的连续性。该向斜由井下巷道、钻孔及三维地震勘探控制，依据可靠。东区背斜：轴部位于本矿东部505孔一带，为一向NNW倾伏、两翼基本对称的宽缓背斜。轴线与前松向斜近于平行，向南、北分别延伸至508孔东部及张庄与黄药店之间，长约1.8 km。两翼地层倾角611。背斜西翼与前松向斜东翼共用，背斜东翼向东延伸至安徽省刘桥井田。该向斜由钻孔及三维地震勘探控制，依据充分可靠。（2）断层新庄煤矿区内发育的主要大断层2条。现将主要断层叙述如下：王庄断层（F21）位于王庄至池楼一线，为井田之西界。该断层略呈弯曲展布，总体走向北北东，断层面倾向北西西，倾角70，西盘下降，东盘相对上升，为一正断层。断层落差北小南大，落差为80 m250 m。在井田范围内断层走向长约10 km，南部向黄集井田延伸，斜交于黄集断层，向北延伸情况不明。断层旁侧煤层牵引明显，并发育数条与之呈极小锐角的派生次级断层。黄饭棚断层（F4），分布于井田中南部，走向北北西，断层面倾向西西南，倾角35。北东盘上冲，南西盘相对下降，落差35 m，为一逆断层。西北端消失于张庄西部，向东南尖灭于501孔附近，走向约3.9 km。该断层切割前松向斜的轴部，破坏了向斜的横向连续性。主要地质构造特征见表1-2表1-2 主要地质构造特征表序号名称断层性质断层面走向断层面倾向倾角（）落差（m）1王庄断层正断层北北东北北西701802502黄饭棚断层逆断层北北西西西南35251.2.4 水文地质特征 （1）概况新庄煤矿西部以走向近南北、倾向西、东盘上升西盘下降、落差250180 m的王庄正断层为边界，造成矿井内二2煤层、三2煤层与西盘（下降盘）下石盒子组上部砂、泥岩地层相接，该断层基本上为一条阻水边界断层，以矿区中部NNE向永城背斜轴部为轴心，向东西两翼至二2煤层露头线为界，南北长约30 km，东西宽平均约7 km，面积约200230 km2，为太原组灰岩，奥陶系灰岩和寒武系灰岩的隐伏露头区。在永城背斜轴部从柏山惠、候岭经永城市至大孟庄一线为岩溶含水层的浅埋区，上覆新生界地层50200 m；背斜西翼较宽阔，岩溶含水层埋深约100300 m，背斜东翼较狭窄，含水层埋深约100180 m。矿井东部与刘桥二矿间为一条人为边界，实际上新庄、刘桥二矿同处于一个统一的水文地质单元内。矿井南部边界为煤层露头线，属于一个弱补给边界。矿井北部边界属于无限边界。（2）含水层矿井各含水层（组）基本与区域含水层相一致，按其储水空间，水力性质及富水性可分为三大类，对主要可采煤层井巷充水的主要含水层（组）共有九层（组）： 新生界松散孔隙水含水组：矿井内新生界松散沉积物以冲积、湖积为主，沉积旋回稳定，由砂、含砾砂及粘土、砂质粘土等组成；受古地形控制其沉积厚度在南部135155 m，中南部稍薄约130 m，中北部最厚为160180 m，可划分为三个含水组。第四系上部孔隙潜水含水组（）：含水层埋深小于20 m，潜水位标高+25.73+31.69 m，一般为+29 m；单位涌水量0.1366.713 L/sm，渗透系数1.2156.532 m/d；第四系中部孔隙承压水含水组（）：含水层埋深在2066 m，水位标高+29.83 m，单位涌水量0.671 L/sm，渗透系数4.633 m/d；第四系下部孔隙承压水含水组（）：含水层埋深在66134 m，水位标高+29.28 m，单位涌水量0.00798 L/sm，渗透系数为0.0565 m/d， 二迭系砂岩裂隙承压水含水层（组）：K6砂岩裂隙含水组（K6）：累厚6.3046.75 m，平均31.12 m，水位标高110.87 m，单位涌水量0.0960.942 L/sm，渗透系数0.20153.481 m/d；K5砂岩与三2煤顶板砂岩裂隙含水组（）：累厚9.8662.55 m，平均33.25 m，水位标高114.40 m，单位涌水量0.0610.172 L/sm，渗透系数0.5090.9814 m/d，二2煤层顶板砂岩裂隙含水组（）：含水层累厚4.2650.80 m，平均20.00 m。单位涌水量0.0515 L/sm，渗透系数0.4604 m/d； 灰岩岩溶裂隙承压水含水层（组）：太原组上段灰岩岩溶裂隙含水组（）：水位标高+10.27+10.61 m，单位涌水量0.0004613.690 L/sm，渗透系数0.0022416.839 m/d，太原组下段灰岩岩溶裂隙含水组（）：水位标高+30.00 m，单位涌水量1.216 L/sm，渗透系数4.73 m/d，中奥陶统马家沟组灰岩岩溶裂隙含水层（）：水位标高+30.28 m，单位涌水量0.0633 L/sm，渗透系数1.77 m/d， （3）主要隔水层 新生界孔隙水含水组间隔水层：、含水组间隔水层为粘土及砂质粘土，隔水层主要赋存于第四系中部含水段之上部，厚度几米到十几米含与含间隔水层主要为粘土，在含水段的顶部发育有23层粘土、砂质粘土、粘土组合的稳定隔水层新近系底部粘土、砂质粘土隔水层，主要为致密、细腻的湖积粘土，平均厚约17 m，隔水性能良好二迭系砂岩裂隙水各含水组间隔水层：K6与K5砂岩裂隙含水组间的隔水层（段）厚逾百米，尤其四1四3煤层间近80 m段内全部为泥岩、砂质泥岩地层组合含与含间的隔水层有二段，上段为三1煤三4煤间厚约30 m的泥岩夹煤地层组合，下段为四煤段底部厚约6.50 m的铝土质泥岩隔水层二2煤底板隔水层（段），上起二1煤层底板下止K3顶界，厚41.5565.75 m，平均厚55.29 m。隔水段中上部为一套厚约40m以泥岩为主夹23层中、细砂岩地层组合；下部为C3t顶部厚约15 m的海相泥岩与山西组底部的深灰色泥岩组合而成的联合隔水层（段）岩溶裂隙含水层间的隔水层：太原组中段砂泥岩层隔水段：厚约30 m。由一套泥岩、砂质泥岩、细砂岩及煤线等地层组合而成，有时其中部夹二层薄层灰岩（L5、L6）本溪组铝土质泥岩隔水层：厚1.6410.98 m，平均厚6.31 m。（4）井田充水因素 砂岩裂隙水的充水通道：含水层的构造裂隙，断层破碎裂隙带，褶皱轴部及转折端的碎裂裂隙等都可成为顶板含水层的充水通道；此外回采放顶后，顶板陷落造成的导水裂隙带属于再生的导水通道，且后者的导水能力比前者更强。岩溶裂隙水的充水通道：在井田的构造带上（包括断裂构造和褶皱构造），尤其是转折部位、复合部位、尖灭端等受多期构造运动改造，构造破碎裂隙带相当发育，成为岩溶地下水向矿井突水的主要通道；采面回采初期，因采空处应力释放后引起地应力的重新分布，第一次来压的张应力，会使得原闭合的裂隙被拉张开，形成新的导水通道，往往该导水通道的突水作用更强、更猛，威胁更大。此外，应防范封闭不良钻孔，尤其是揭露太灰含水层的钻孔形成导水通道，使上下各含水层贯通，突入巷道。（5）矿井涌水量 预测矿区在生产时，正常涌水量200 m3/h，最大涌水量280 m3/h。 次采用大井法和比拟法预算矿井正常涌水量结果见表1.22。最大涌水量按正常涌水量的1.5倍。（6）矿井供水水源 大气降水与地表水：大气降水与地表水仅与第四系上部孔隙潜水含水层（含）具有直接的水力联系。矿井范围上覆新生界地层130180 m，由含层层垂直下渗补给充水含水层的量微乎其微，所以认为大气降水和地表水不属于矿井的充水水源。地下水：煤层顶板的砂岩裂隙地下水是矿井前期生产中的主要充水水源，该水源对矿井的充水强度主要受顶板砂岩裂隙发育程度及构造带岩层破碎程度等控制导水因素的影响，充水性不猛烈，充水量有限，对矿井生产不造成威胁；但是K6、K5砂岩裂隙含水层垂直裂隙较发育，富水性较强，对井筒建设具有一定威胁，须加以提防。二2煤层下伏灰岩岩溶裂隙地下水，富水性强,且水压高,一旦向二2煤层井巷突水均来势猛,水量大,对安全生产造成极大威胁,应高度提防,预先积极采取各种防范措施。1.3 煤层特征 1.3.1 主采煤层及其围岩性质本井田煤系地层总厚760 m，含煤27层。其中可采煤层为山西组二2煤、下石盒子组的三2、三3、三5煤，共计四层。二2煤山西组含煤系数3.24，下石盒子组含煤系数3.3。共划六个煤组：一煤组位于太原群，含煤多达10层，一般57层；二煤组位于山西组中部，含煤最多4层，一般2层；三煤组位于下石盒子组，最多7层，一般25层；四煤组位于上石盒子组下部，含煤最多3层，一般2层；五、六煤组均位于上石盒子组中部，五煤组含煤最多3层，六煤组含煤1层。普遍可采者二2煤及三2煤层，局部可采者4煤，三3、三5煤层局部不可采。余者偶见可采点，多属不可采煤层。其中二2煤层为本设计的主采煤层，平均厚度2.64 m，三2煤层平均厚度1.59 m。井田构造简单，煤层间距及厚度稳定，标志层明显。二2煤层：顶部为灰白色细砂岩，中央薄层深灰色泥岩，形成明显的沉积韵律和条带状层理，沿走向及倾向层位稳定，易于辨认，是控制该煤层的良好辅助标志。有个别地段相变为砂质夹薄层泥岩，但其条带状层理仍然显而易见。有的地段厚度变薄多为二煤组沉积发育所致。平均厚度2.64 m。主要煤层特征表见表1-3。表1-3 可采煤层特征表煤组煤层一般厚度（m）煤层结构顶底板岩性稳定性可采程度倾角（）容重（t/m3）夹石层数夹石厚度顶板底板下石盒子组三501.90普遍含一层夹石一般为0.3m左右泥岩或砂质泥岩泥岩较稳定局部不可采5左右，近露头处变陡，为10左右1.431.11三301.70一般含一层夹石厚0.3m左右泥岩泥岩不稳定局部可采5左右，近露头处变陡，为10左右1.431.01三202.80无夹石砂岩泥岩和砂质泥岩较稳定可采5左右，近露头处变陡，为10左右1.51.83山西组二22.23.4无夹石泥岩、砂质泥岩有时为砂岩泥岩和砂质泥岩不稳定可采5左右，近露头处变陡，为10左右1.51.3.2 煤的特性 （1）煤种 本井田内各煤层为无烟煤。 （2）物理性质本井田二2、三2、三3及三5煤均呈灰黑色，略带钢灰色，金刚似金刚光泽，灰黑色条痕，阶梯状，参差状断口，条带状、线理状结构，层状及块状构造，其中二2煤层上、下部多呈块状，中部为粒状或粉状；三2煤层大部分为块状，中、下部少数为粒状或粉状；三3、三5 煤层均为以粉状为主，次为粒状及碎块状。（3）化学性质 灰分（Ad）：二2煤以低灰煤为主，其次为中灰煤；三2 煤为中灰煤，三3 煤为中高灰煤；三5煤多为高灰煤，局部为中灰煤。全硫（St，d）：本矿各可采煤层的原煤硫分含量低而且分布稳定， 为0.241.07%。二2、三2煤属特低硫煤；三3煤属低硫煤；三5煤属低中低硫煤。磷（Pd）：二2煤原煤磷含量一般0.01%，属特低磷煤；三2煤原煤磷含量多数0.01%，少数0.01%，应属低特低磷煤；三5煤原煤磷含量一般介于 0.01%0.05之间，属低磷煤。（4）工艺性能 水分（Mad）：本矿各可采煤层水分（Mad）除个别钻孔超过2%外，其余均为1%左右，属低水分煤。发热量：基弹筒发热量（Qb,ad）：二2、三2 及三5煤分别为29.22、28.03、19.27 MJ/kg。原煤可燃基弹筒发热量（Qb,daf）：二2、三2 、三3及三5 煤层分别为34.78、33.98、33.79及33.30 MJ/kg。二2、三2煤应属高热值煤，三3、三5煤应属中热值煤。本矿二2、三2煤层发热量高的原因主要为：一是灰分较低，二是煤层中氢元素含量较高；三3、三5煤层发热量相对较低，主要是灰分偏高所致。热稳定性：据邻区试验结果，见表4.26，本矿西侧葛店煤矿的煤层属高热稳定性煤，推测本矿与其相似。（5）煤的工业用途 二2、三2煤层主要为低中灰、特低硫、低磷、高发热量、高熔点灰份贫煤，为无烟煤，精煤回收率、化学反应性均属中等，强结渣，为优良之动力用煤。并可考虑作化工和气化用煤。三3、三5煤层为中灰、富高硫、低磷、高发热量、高熔点灰份贫煤，部分为无烟煤。由于化学反应性低，精煤回收率为低等，硫份高，主要作动力用煤。 1.3.3 瓦斯、煤尘爆炸及煤的自燃 （1）矿井瓦斯相对涌出量和绝对涌出量历年瓦斯相对涌出量CH4为1.01m3/t5.06m3/t，瓦斯绝对涌出量CH4为0.72 m3/min8m3/min，相对涌出量和绝对涌出量大致呈随着开采深度的增加而增大的趋势。历年瓦斯鉴定，本矿井均为低瓦斯矿井。（2）二2煤层瓦斯含量采样深度在289.80 m781.69 m，CH4成分为10.0896.48%，CH4含量0.14 ml/g15.79 ml/g。（3）煤尘爆炸和煤的自燃倾向据5个钻孔二2、三2、三3、三5 煤尘爆炸性试验和煤层自燃倾向测试，测试结果见表1-4。表1-4 井下煤样煤尘爆炸性和煤的自然倾向测定结果表采样地点二2煤东轨道巷21011工作面三2煤轨道暗斜井煤尘爆炸性测定结果不爆炸不爆炸不爆炸煤的自然倾向测定结果三类不易自燃三类不易自燃三类不易自燃本矿各煤层着火温度（T1）为389405 ，还原样与氧化样燃点差（T）一般为318 ；另外，本矿及邻矿自生产以来，从未发生过煤层自燃现象。由此可见，本矿各煤层不具有自燃倾向。2 井田境界和储量2.1 井田境界2.1.1 井田境界确定在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有：（1）要充分利用自然条件划分，在可能的条件下，应尽量利用地形、地物、地质构造、水文地质以及煤层特征等自然条件，以减少煤柱损失，提高资源采出率，充分保护地面设施；（2）要有与矿区开发强度相适应的井田范围，要保证井田范围与矿井生产能力相适应，有足够的储量和服务年限及合理的尺寸；（3）照顾全局，处理好与临矿的关系；（4）直线原则，井田的划分应尽量采用直线或折线，有利于矿井的设计和生产管理工作的开展。根据以上划分原则，以及考虑到矿区煤田内地质构造强度大等原因，本井田在能满足生产开发强度的前提条件下，主要考虑了自然条件原因，将井田四周境界定为：井田范围由以下11个坐标点依次连线圈定，详见表1-1。 井田边界如图2-1所示：图2-1 新庄矿井田边界本井田形态呈不规则的多边形，南北长约7.5 km东西宽约3 km，面积约22.5 km2。2.2 井田工业储量2.2.1 储量计算基础工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探厚度与质量均合乎开采要求，目前可供开采利用的列入平衡表内的储量。矿井的地质资源量=探明的资源量331+控制的资源量332+推断的资源量333；探明的资源量331=经济的基础储量111b+边际经济的基础储量2M11+次边际经济的资源量2S11；控制的资源量332=经济的基础储量122b+边际经济的基础储量2M22+次边际经济的资源量2S22；矿井工业储量=111b+122b+2M11+2M22+333k。各资源量之间关系见图2-2与表2-1。2.2.2 井田勘探程度井田内的地质构造形态主要褶曲和断层以及煤层赋存条件已查清；井田水文地质条件已基本查明，所提资料基本满足设计要求。2.2.3 矿井工业储量计算普遍可采者二2煤及三2煤层，局部可采者4煤，三3、三5煤层局部不可采。余者偶见可采点，多属不可采煤层。二2煤层平均厚度2.64 m，三2煤层平均厚度1.59 m。其中二2煤层为本设计的主采煤层。（1）矿井地质资源量由于煤层产状、厚度、煤质比较稳定，倾角变化比较大，为使储量计算更加精确，本次计算采用地质块段法，即以块段面积乘以块段平均煤厚和煤层容重，即得该块段的储量。根据地质勘探情况，将矿体划分为A、B、C、D四个块段，如图2-3所示，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。图2-2 固体矿产资源/储量那个分类图2-3工业储量计算示意图A块段水平面积为5.71 km2，倾角为2.6，二2煤平均厚度2.62 m；B块段水平面积为3.03 km2，倾角为5.4，二2煤平均厚度2.64m；C块段水平面积为3.85 km2，倾角为4, 二2煤平均厚度2.65 m；D块段水平面积为8.13 km2，倾角为8，二2煤平均厚度2.65m；根据地质勘探报告，二2煤层的容重为1.5 t/m3。矿井工业储量利用下式计算： Zz =mrS/cos （2-1）式中: Zz 矿井工业储量，万t；m 各块段煤层平均厚度，m；r 煤层容重，t/m3；S 各块段水平面积，km2； 各块段煤层的倾角, ；把各块段的数值带入式2-1得：各块段工业储量值。见表2-1表2-1 储量划分块段参数表序号厚度/m面积/km容重/t/m倾角/余弦值资源量/万tA2.625.711.52.60.9982246B2.643.031.55.40.9951205C2.653.851.540.9971534D2.658.131.580.9903263则矿井工业储量：Zz总 = Zza+ Zzb+ Zzc+ Zzd =8249万 t（2）矿井工业资源/储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，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%是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源/储量为：Z111b =824960%70%=3464.58万 t Z122b =824930%70%=1732.29万 tZ2M11 =824960%30%=1484.82万 t Z2M22 =824930%30%=742.41万 t由于地质条件简单，k在0.8以上取值。取k=0.8。Z333k =824910%k=659.92万 tZg = Z111b+ Z122b+ Z2M11+ Z2M22 + Z333k =8084.02万 t（3）保护煤柱留设井田边界保护煤柱根据新庄矿井田实际情况，其井田边界保护煤柱宽度取20 m，其中井田南部为煤层风化带，近乎无水，故不留边界保护煤柱，则用下式计算井田边界保护煤柱损失。Pg =HLm/cos 0.00001 （2-2）式中：H井田边界煤柱宽度，m；L井田边界煤柱长度，m；m煤层厚度，m；煤层容重，t/m3；煤层平均倾角；Pg 井田边界保护煤柱损失，万t。已知H=20 m，L=11969 m，=1.5 t/m3，m=4.23 m，=5，因此代入（2-2），可得：Pg=20119694.231.5/cos 50.00001=15.2 万 t断层保护煤柱井田现已查明2条断层，即F4和 F21。因可靠且可控制，故其两侧各留30 m保护煤柱，则其煤柱损失可由下式求得：Pf =HLm/cos 0.00001 （2-3）式中：Pf断层保护煤柱损失，万t；H宽度L长度，m；m煤层厚度，m；煤层容重，t/m3。已知L=11896 m，=1.5 t/m3，m=4.23 m，=5，代入（2-3）可得：Pg=30118964.231.5/cos 50.00001=22.7万 t工业广场煤柱根据煤炭工业设计规范有关条文，不同井型与其对应的工业广场面积见表2-2。结合本设计井型（90 万t/a），应该是13.5公顷，即0.135 km2，但是考虑到近些年来建筑技术的提高，建筑物不断向空间发展，所以，工业广场的面积都有缩小的趋势。本设计取0.70的系数，则工业广场的面积约为0.0945 km2。设计长轴定为350 m，短轴定为300 m。采用垂直剖面法计算工业广场的压煤损失，围护带的宽度取15 m。地质条件及岩层移动角见表2-3，垂直剖面图如图2-4所示。表2-2 工业场地占地面积表 井 型 /万ta-1占地面积/公顷（10万t）-12401.01201801.245901.59301.8表2-3 新庄矿井田地质条件及岩层移动角 （） 煤层厚度/m煤层倾角围护带宽度/m表土层移动角2.6341550走向移动角上山移动角下山移动角707064.3图2-4 垂直剖面图由此可得工业广场保护煤柱面积：S=0.5H(L1+L2) （2-4）式中 S工业广场保护煤柱平面面积，m 2； H梯形面的高，m； L1煤柱上边长度，m；L2煤柱下边长度，m。已知H=1162 m，L1 =937 m，L2 =996m，代入公式（2-4）可得：S=0.51162(937+996)=1123073（m 2）所以煤柱损失量：Pg=44万 t井筒保护煤柱 井筒布置在工业广场中央，包括在工业广场保护煤柱中，不再累计。总上，可汇总永久保护煤柱损失量如表2-4：表2-4 永久保护煤柱损失量煤柱类型储量/万 t井田边界保护煤柱15.2断层保护煤柱22.7工业广场保护煤柱44合计81.9（4）矿井设计可采储量矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算： Zk=（Zg-P）C （2-5）式中：Zk矿井可采储量，Mt； P保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，Mt； C采区采出率，厚煤层不小于0.75，中厚煤层不小于0.8，薄煤层不小于0.85。则矿井设计可采储量为：Zk=(8084.02-81.9) 0.85=6175.27万 t3 矿井工作制度、设计生产能力和服务年限3.1 矿井工作制度矿井的年工作日数为330天，采用三八制工作制度，每日出煤班数为2班，每班工作小时数为8小时。矿井每昼夜净提升小时数为16小时。3.2 矿井设计生产能力和服务年限参照大型矿井服务年限的下限要求，T取60a，储量备用系数取1.4，则矿井设计生产能力A为：根据煤层赋存情况和矿井设计可采储量，按煤炭工业矿井设计规范规定，将矿井设计生产能力A确定为60万t/a，再计算矿井服务年限：在计算矿井服务年限时，考虑矿井投产后，可能由于地质损失增大、采出率降低和矿井增产的原因，使矿井的服务年限缩短，设置了备用储量Zb，备用量为：在备用储量中，估计约有50%为采出率过低和受未预知地质损坏影响所损失的储量。矿井开拓设计时认定的实际采出的储量约为：61.7527-17.643650%=52.9309Mt由于本设计中，矿井首采区设在第二水平，故应检验二水平服务年限是否合理。第二水平服务年限为：服务年限符合要求。参看表3-1。表3-1 我国各类井型的新建矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力/（Mt/a）矿井设计服务年限/（a）第一水平设计服务年限煤层倾角456及以上70353-560301.2-2.4502520150.45-0.9402015104 井田开拓4.1 井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形