恒源煤矿1.5Mta新井设计

目 录一 般 部 分11 矿区概述及井田地质特征21.1 矿区概述21.1.1 矿区地理位置21.1.2 矿区气候条件21.1.3 矿区的水文情况21.2 井田地质特征21.2.1 煤系地层31.2.2 水文地质特征61.3 煤层特征81.3.1 可采煤层81.3.2 煤的特征91.3.3 其它有益矿产141.3.4 瓦斯，煤尘及自燃142 井田境界和储量152.1 井田境界152.2 矿井工业储量152.2.1 矿井勘探类型，钻孔分布及储量等级152.2.2 矿井工业储量162.3 矿井可采储量183 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限223.1 矿井工作制度223.2 矿井设计生产能力及服务年限224 井田开拓244.1 井田开拓的基本问题244.1.1 井筒形式的确定244.1.2 工业场地及井口位置的确定254.1.3 开采水平的确定264.1.4 采（带）区划分274.1.5 矿井开拓方案比较284.2 矿井基本巷道344.2.1 井筒344.2.2 井底车场及主要硐室384.2.3 主要开拓巷道405 准备方式带区巷道布置435.1 煤层地质特征435.1.1 带区位置435.1.2 带区煤层特征435.1.3 煤层顶底板岩石构造情况435.1.4 水文地质445.1.5 地质构造445.1.6 地表情况445.2 带区巷道布置及生产系统445.2.1 带区准备方式的确定445.2.2 带区巷道布置455.2.3 带区生产系统465.2.4 带区内巷道掘进方法475.2.5 带区生产能力及采出率485.3 采区车场选型设计496 采煤方法506.1 采煤工艺方式506.1.1 带区工作面煤层特征及地质条件506.1.2 确定采煤工艺的确定506.1.3 回采工作面参数确定516.1.4 回采工作面设备选型及配套516.1.5 端头支护及超前支护方式566.1.6 工作面劳动组织、主要经济技术指标576.1.7 综合机械化采煤注意事项626.2 回采巷道布置626.2.1 回采巷道布置方式626.2.2 回采巷道参数627 井下运输647.1 概述647.1.1 矿井基本情况647.1.2 运输距离和和运载能力647.1.3 矿井运输系统647.2 带区运输设备选型657.2.1 设备选型原则657.2.2 带区运输设备选型及校核657.3 大巷运输设备选687.3.1 主运输大巷设备选择687.3.2 辅助运输大巷设备选择697.3.3 运输设备能力校核718 矿井提升728.1 矿井提升概述728.2 主、副井提升728.2.1 主井提升728.2.2 副井提升759 矿井通风与安全779.1 矿井概况779.2 矿井通风系统789.2.1 矿井通风系统的基本要求789.2.2 矿井通风方式的确定789.2.3 矿井通风机工作方法的确定799.2.4 首采带区通风系统的要求799.2.5 首采工作面通风方式的确定809.3 矿井风量计算809.3.1 工作面需风量计算809.3.2 备用面需风量的计算829.2.3 掘进工作面需风量829.3.4 硐室需风量839.3.5 其它巷道所需风量849.3.6 矿井总风量849.3.7 通风系统容易时期和困难时期确定849.3.8 风量分配869.4 矿井阻力计算879.4.1 阻力计算原则879.4.2 矿井最大阻力路线879.4.3 计算矿井摩擦阻力和总阻力879.4.4 两时期的矿井总风阻、等积孔919.5 选择矿井通风设备929.5.1 选择主要通风机929.5.2 电动机选型969.6 安全灾害的预防措施969.6.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施969.6.2 预防井下火灾的措施979.6.3 防水措施9710 设计矿井基本技术经济指标98参考文献100专 题 部 分101夹矸赋存状态对顶煤冒放性的影响分析1020.0 专题提出背景及研究意义1020.1 专题研究的目的1021 国内外研究动态及现状1031.1 综放开采技术的发展与现状1031.1.1 国外综放技术的发展与现状1031.1.2 国内综放技术的发展与现状1031.2 夹矸对顶煤冒放性影响研究的发展与现状1042 含夹矸厚煤层综放开采的冒放特征1052.1 夹矸对综放开采顶煤冒放性现场观测1052.2 夹矸对综放开采顶煤冒放性定性分析1052.2.1 含夹矸综放开采顶煤强度特征1062.2.2 含夹矸综放开采顶煤变形特征1072.2.3 夹矸稳定性的力学分析1073 含夹矸层厚煤层构建力学模型分析1113.1 悬臂梁模型受均布载荷破断失稳1113.2 悬臂梁模型受非均部载荷破断失稳1143.3 综放开采夹矸对硬煤影响特征总结1164 现场应用及研究1184.1 涡北煤矿地质资料1184.2 矿压现场观测方案1184.3 矿压显现规律现场观测及研究1184.3.1 超前支承压力分布规律1184.3.2 工作面顶板受力现场实测及分析1215 主要结论128参考文献129翻 译 部 分130英文原文 131Identification of geochemical processes controlling the neutralization of abandoned coal mine drainage using integration of geochemical modelling, geochemical analysis, and batch test: an example from the south of Bochum, Germany.131中文译文144综合运用地球化学模型，地球化学分析和批量测试来中和废弃煤矿排放水，以德国波鸿南一个废弃矿井为例论述控制这种中和的地球化学过程144致 谢155一 般 部 分 中国矿业大学2016届本科毕业设计 第14页1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 矿区地理位置恒源煤矿位于安徽省淮北市濉溪县刘桥镇境内。西以省界与河南省永城市毗邻，东距濉溪县约10 km，东北距淮北市约13 km。其地理坐标为：东经：1163730 1164115北纬：335430 335800矿井东东南浅部以土楼断层和刘桥一矿为界，西西北以省界与河南省永城市的新庄煤矿相接。矿井交通十分方便，濉溪县至永城市公路从矿区通过，可直接接通河南省和安徽省内公路网。矿井铁路专用线经濉溪站转接京沪、陇海和京九三大干线通往全国各地，交通极为便利，如图1-1所示。1.1.2 矿区气候条件本区气候温和，属北温带季风区海洋大陆性气候。气候变化明显，四季分明。冬季寒冷多风，夏季炎热多雨，春秋两季温和。据淮北市气象局1980 2000年观测资料，年平均气温14.3 ，最高气温40.3 （1988 年7 月8 日），最低气温-10.9 （1988 年12 月16 日）。年平均降雨量785 mm，雨量多集中在7、8 月份。最大冻土深度0.17 m，年平均风速2.2 m/s，最大风速达20 m/s,主导风向东 东北风。无霜期210 240 天，冻结期一般在12 月上旬至次年2 月中旬。1.1.3 矿区的水文情况本矿地处淮北平原中部。矿区内地势平坦，地表自然标高+30 m +32 m左右，有自西北向东南倾斜趋势。基岩无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。本区属淮河流域。区内有王引河、丁沟、任李沟、曹沟等小型沟渠自西北向东南经矿区后，再经沱河注入淮河。矿区内农用灌沟纵横，零星坐落这几个村庄。地表下潜水丰富，一般居民生活用水及部分工业用水皆取于此。1.2 井田地质特征矿井东东南浅部以土楼断层和刘桥一矿为界，西西北以省界与河南省永城市的新庄煤矿相接。井田走向长度为5.08 5.71 km，平均走向长度为5.62 km，倾斜宽为2.38 3.63 km，平均为3.26 km，平均倾角为7.13，井田水平宽度为2.71 3.04 km，水平面积为18.05 km2。图1-1 恒源煤矿交通位置示意图1.2.1 煤系地层恒源煤矿属于淮北煤田濉肖矿区，位于淮北煤田中西部，在地层区划分上属于华北地层区鲁西地层分区徐宿小区。本区地层出露甚少，多为第四系冲、洪积平原覆盖。矿井范围内无基岩出露，均为新生界松散层所覆盖，经钻孔揭露地层有奥陶系（O1+2）、石炭系（C2+3）、二叠系（P）、第三（N）和第四系（Q），地层厚度大于1500 m，如图1-2所示，由老至新概述如下：（1）奥陶系（O）奥陶系中、下统老虎山组马家沟组（O2l-O1m），层厚度118.89 m。岩性为浅灰色厚层状的石灰岩，质纯、性脆、微晶结构，局部含白云质，高角度裂隙发育。（2）石炭系（C）地层厚度129.73 m，为本溪组和太原组。中统本溪组（C2b）地层厚度14.18 23.10 m。岩性以浅灰色到暗红色的杂色含铝泥岩为主，夹有少量的泥质灰岩。含铝泥岩为中厚层状，含有铁质结核及菱铁鲕粒。与下伏奥陶系地层呈假整合接触。上统太原组（C3t）地层厚度115.55 m。岩性以深灰色的泥岩、粉砂岩及灰色的砂岩为主，灰到深灰色的石灰岩次之，夹少量的薄煤层。泥岩、粉砂岩中多见有炭屑或植物化石碎片 。下伏本溪组地层呈整合接触。（3）二叠系（P）下统山西组（P1s）下部以太原组顶部一灰之顶为界，上界为铝质泥岩之底。地层厚度84.00 124.00m，平均108.50m。岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。含2个煤层（组），其中6#煤层为本矿井主要可采煤层之一。下统下石盒子组（P1xs）下界为4#煤层下铝质泥岩底界面，上界为K3砂岩底界面，地层厚度201.80 248.20 m，平均227.10 m。岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩、铝质泥岩和煤层组成，为本矿井主要含煤段。含4个煤层（组），除3#煤层为局部可采煤层、4#煤层为矿井主要可采煤层外，其余均为不可采煤层。与下伏地层呈整合接触。上统上石盒子组（P2SS）下界为K3砂岩之底，未见上界，最大厚度约为298.58 m，岩性由砂岩、粉砂岩和泥岩组成，自下而上,泥岩、粉砂岩颜色变杂，紫色绿色增多。含3个煤层（组），均不可采。与下伏地层呈整合接触。（4）上第三系（N）总厚5.90 67.20 m，平均厚度28.94 m。不整合于二迭系地层之上。图1-2 综合地质柱状图（5）第四系（Q）更新统（Q1-3）总厚38.80 93.70 m，平均厚度63.97 m。与第三系呈假整合接触。下部主要由浅黄色及浅灰绿色、灰白色细、中砂组成，其中夹1 2 层粘土或砂质粘土；部主要由棕黄色夹浅灰绿色粘土、砂质粘土组成，夹13层砂或粘土质砂，顶部含有较多钙质或铁锰质结核。全新统（Q4）厚度为20.18 39.80 m，平均厚度32.79 m。以褐黄色细砂、粉砂、粘土质砂为主，夹粘土及砂质粘土，含螺蛳、蚌壳化石，近地表为耕植土壤，属现代河流泛滥相沉积。1.2.2 水文地质特征本矿为第三、四系松散层覆盖下的裂隙充水矿床。根据含水层赋存介质特征自上而下划分为第三、四系松散层孔隙含水层（组），二叠系煤系砂岩裂隙含水层（段），太原组石灰岩岩溶裂隙含水层（段），奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层（段）。各含水层（组、段）之间又分布有相应的隔水层（组、段），因此各含水层（组、段）自然状态下补给、迳流、排泄条件显著不同，从而在水化学特征上也存在明显的差别。根据钻探及测井、抽（注）水试验、简易水文观测、水文长观孔及巷道、工作面实际揭露的水文地质资料，对本矿主要含水层水文地质特征叙述如下：（1）新生界松散层含、隔水层（组）第一含水层（组）一般自地表垂深35 m起，底板埋深28.00 41.60 m，平均33 m。含水层主要由浅黄色粉砂、粘土质砂及细砂组成，夹薄层砂质粘土，局部含有砂礓块。含水砂层厚度为15.00 28.60 m，平均22 m。第一隔水层（组）底板埋深53.50 86.60 m，平均深度72 m，由棕黄色夹浅灰绿色斑块的粘土及砂质粘土组成，其中夹2 5层砂或粘土质砂。粘土类两极厚度14.00 45.60 m，平均厚度29.50 m。粘土塑性指数为14.20 26.80。粘土类质纯致密，可塑性较强。该层（组）分布稳定，隔水性能较好，能阻隔其上、下的含水层的水力联系。第二含水层（组）底板埋深72.30 105.60 m，平均埋深88 m，由浅黄色及浅灰色绿色、灰白色细、中砂夹1 4层粘土或砂质粘土组成。含水砂层厚3.70 31.70 m，平均11.00 m。砂层分布不稳定，厚度变化大，局部地段仅有相应的层位，无明显的含水砂层存在，由于含水砂层发育分布不均，富水性也相对强弱不一。第二隔水层（组）底板埋深99.30 120.00 m平均埋深105 m，隔水层厚度4.90 22.60 m。岩性以棕黄色、浅灰绿色的粘土或砂质粘土为主，部分夹1 3层砂或粘土质砂，呈透镜状分布。第三含水层（组）底板埋深112.60 170.60 m，平均138 m。岩性以灰白色、浅黄色细砂、中砂及少量粗砂为主，夹1 3层粘土或砂质粘土。含水砂层分布不稳定，两极厚度5.8 43.70 m，平均厚度21.60 m。第三隔水层（组）本层（组）底部深度112.00 191.80 m。其不整合于二迭系之上，主要由灰绿色、浅黄色粘土及砂质粘土夹1 3层砂层组成，偶夹钙质及铁锰质结核。隔水层两极厚度0 37 m，平均厚度11.80 m。粘土层可塑性好，膨胀性强，塑性指数18.2 21.0，隔水性良好。本矿内三隔在大部分地带均能起到较好的隔水作用，使三含之水不能成为矿井的直接充水水源。（2）二叠系煤系含、隔水层（段）五含上隔水层（段）除部分地段该层位缺失外，厚度为68 215.59 m，一般大于100 m，岩性为泥岩、粉砂岩、砂岩相互交替，以泥岩、粉砂岩为主，砂岩裂隙不发育，穿过该层段的钻孔冲洗液只有02-1、03-4等少数孔发生漏失现象，说明该层段的隔水性能较好。第五含水层（段）（K3砂岩裂隙含水层）岩性主要由灰白色中、粗砂岩组成，厚约30m，岩体刚性强，是岩层受力区构造破裂极为发育的介质条件。该层段厚度大，分布稳定，垂直裂隙发育。在钻探过程中曾多次发生涌漏水现象，有些孔漏失严重，据主检孔抽水试验资料，平均q=0.1613 l/s.m，K=12.07 m/d，水位标高+0.04 m，水化学类型为SO4.Cl- Na. Ca类型，矿化度为1.97 g/L。K3砂岩下隔水层（段）主要由泥岩、粉砂岩夹少量砂岩组成，除少数孔缺失该层段外，厚度为50 85 m，穿过该层位的钻孔只有个别钻孔冲洗液发生漏失现象，说明该层（段）的隔水性是好的。第六含水层（段）（区域5煤上下砂岩裂隙含水层）六含主要由1 3层灰白色中、细粒砂岩夹泥岩或粉砂岩组成。砂岩厚度3 30 m，一般厚度15 m左右，其岩性致密，坚硬，裂隙发育，据风检和副检孔抽水试验资料，平均q=0.0024 0.7563 l/s.m，K=0.0075 12.89 m/d，水化学类型为SO4-K+ Na. Ca类型，矿化度为2.178 2.242 g/L。以上资料说明，六含砂岩裂隙发育不均一，局部裂隙发育好，富水性中等。4#煤上隔水层（段）此层（段）间距33 81 m，主要由泥岩、粉砂岩夹1 2层砂岩组成，岩性致密完整，裂隙不发育，只有个别孔出现冲洗液漏失现象，此层（段）隔水性能较好。4#煤上、下砂岩裂隙含水层岩性以灰白色中、细粒砂岩为主，夹泥岩、粉砂岩。七含砂岩厚度4.50 41.20 m，平均20.20 m，见表5107。七含在本矿中部和9线以北砂岩厚度较大，含水性相对较强。据钻孔抽水试验资料q=0.0436 0.0921 l/s.m，K=0.1009 0.1897 m/d，富水性弱。水化学类型为SO4-K+ Na类型，矿化度为2.317 3.412 g/L。以上资料表明该含水层富水性较好，但含水性、导水性很不均一，局部较强。其地下水处于封闭半封闭环境，以储存量为主。是开采4# 煤层的直接充水水源。4#煤下铝质泥岩隔水层(段)此层段厚度为20 65 m。一般厚度为25 m左右，岩性以铝质泥岩为主，局部夹薄层砂岩，该铝质泥岩为浅灰灰白色，含紫色花斑，性脆含较多菱铁鲕粒，岩性特征明显，层位、厚度稳定，是中、下部煤组的分界。其岩性致密，隔水性能较好。6#煤上下砂岩裂隙含水层该含水层砂岩厚度5.20 49.87 m，平均21.50 m左右。岩性以灰白色中、细砂岩为主，夹灰色粉砂岩及泥岩。砂岩裂隙发育不均，局部多发育垂直裂隙。6#煤上砂岩在14勘探线以北厚度较大，含水较丰富。在勘探施工时，曾发生多次冲洗液消耗量大或漏失现象。据12-13-1孔抽水试验，q=0.0104 l/s.m，K=0.0383 m/d，水化学类型为SO4-K+ Na类型，矿化度为3.693 g/L。据 2005 年04-4（水17）钻孔流量测井资料，八含水位标高为-147.204 m， K=1.13 m/d。6#煤上下砂岩裂隙含水层流量测井资料。6#煤上下砂岩裂隙含水层是开采6#煤层时矿井直接充水含水层。本矿井最大涌水量为530 m3/h，正常涌水量为330 m3/h。1.3 煤层特征1.3.1 可采煤层本矿井可采煤层有4#、6# 两个个煤层，其煤层特征见表1-1。（1）4# 煤层位于下石盒子组下部,上距3#煤层0 12.30 m,平均5.50 m。下距分界铝质泥岩24 60.50 m，平均37.50 m。煤层结构简单，无夹矸。煤层厚0 5.54 m，平均3.2 m，属中厚煤层。可采性指数91.0%，变异系数39%，可采区内平均厚度为3.2 m，可采面积占92.7%，属较稳定煤层。煤层顶板以泥岩为主，粉砂岩次之，中部为少量砂岩；底板以泥岩为主，次为粉砂岩。（2）6# 煤层位于山西组中部，上距铝质泥岩39 70 m，平均55.5 m；下距太原组第一层灰岩40.5 65 m，平均53.4 m。煤层结构简单，以单一煤层为主，局部含一层泥岩夹矸。以中厚厚煤层为主，煤层厚度0.55 5.93 m,平均3.3 m。可采性指数97.5%，变异系数26%，可采区内平均厚度为3.3 m，可采面积94.6%，属较稳定煤层。在矿井的东北部具岩浆岩侵区和冲刷区，煤层顶板以泥岩为主，粉砂岩次之，少量砂岩，底板多为泥岩和粉砂岩。综上所述，4#、6# 煤层为全区可采，结构较简单的较稳定中厚煤层,下面的设计只针对这两层煤。表1-1 可采煤层特征表煤层层间距/m厚度/ m变异系数1%稳定类型顶、底板主要岩性最大最小平均最大最小平均4#05.543.239较稳定顶板多为泥岩，底板多为泥岩及粉砂岩6#129.668.191.905.933.326较稳定顶板多为泥岩及砂岩，底板多为泥岩及粉砂岩1.3.2 煤的特征煤的物理性质见表1-2。表1-2 各煤层物理性质统计表 项目4#6#颜 色灰黑黑色灰黑黑色条 痕黑、棕黑灰黑、棕黑光 泽弱玻璃玻璃玻璃结 构条带状、线理状条带状、线理状构 造层状层状块 度粉末、碎块碎块内生裂隙发育较发育视 密 度1.511.47断 口参差状、阶梯状参差状、阶梯状煤岩特征特征见表1-3。表1-3 各煤层宏观煤岩特征表 项 目4#6#组 分亮暗煤为主亮煤为主，暗煤次之类 型半暗半亮煤半亮煤煤的化学性质（1）挥发分（Vdat）本矿井各煤层均属低挥发分煤。4#、6#煤层的挥发分产率见表1-4。表1-4 各煤层挥发分产率统计4#6#两 极 值平均值(点)两 极 值平均值(点)原 煤9.0225.7913.84(48)7.7917.6612.05(52)精 煤8.2914.5811.27(80)7.3719.8010.16(82)贫煤挥发分一般在10% 15% 之间，无烟煤挥发分一般在8% 10% 之间。本矿井各煤层挥发分产率与煤层相对深度有一定的相关性。在纵向上由浅到深，挥发分产率逐渐减小；在平面上，沿走向自东向西有逐渐减小的趋势。本矿井挥发分产率总体较低，与淮北煤田大部分矿井相比较，显示出较高异常，说明本区在接受深成变质的同时，还受到岩浆热力变质作用。（2）有害组分各煤层的有害组分见表1-5。水分（Mad）各可采煤层原煤水分平均在0.88 1.04% 之间，灰分（A.d）a灰分产率根据矿井各煤层的回采煤样灰分测试（表1-6），4#煤层的回采煤样原煤平均灰分高于可采煤样灰分6.12% 左右，6#煤层的回采煤样原煤平均灰分约高出可采煤样灰分2.27% 左右，说明4#煤层及顶底板结构遭受构造破坏，增加顶板管理难度，在采掘过程中有滑脱夹矸或顶底板岩石在采煤时混入煤内，增加了开采灰分。表1-5 有害组分统计表 4#6#两 极 值平均值(点数)两 极 值平均值(点数)Mad(%)原煤0.414.581.04(87)0.373.860.92(84)精煤0.462.100.98(80)0.442.40.93(82)A.d(%)原煤8.2932.6521.22(83)6.8532.7417.01(84)精煤1.2615.427.58(78)2.1311.836.16(80)St.d(%)原煤0.260.710.49(76)0.280.830.45(73)P.d(%)原煤0.00100.00730.0039(11)0.00160.00500.0027(8)精煤0.00110.00410.0021(14)0.00070.00510.0017(21)Fd(PPM)原煤无测定21.38118.4569.92(2)b灰成分及灰熔点各煤层灰成分分析见表1-7。表1-6 回采煤样原煤灰分统计表空气干燥水灰 分Aad灰 分Ad4#最大值（%）2.2628.9629.23最小值（%）0.5413.2813.44平均值（%）1.3819.2819.45样品数（点）4545456#最大值（%）1.8934.6735.29最小值（%）0.5624.6124.85平均值（%）1.3027.3427.10样品数（点）404040表1-7 灰成份统计表4#6#两极值平均值(点数)两极值平均值(点数)灰成份分析%Si0233.8852.9646.96(15)31.4754.4343.47(18)Al2O326.8035.4731.35(15)23.4631.3527.80(18)Fe2O34.277.835.62(15)4.367.905.33(18)CaO2.0119.205.55(15)3.5931.0312.31(18)MgO0.781.481.20(15)0.591.671.16(18)SO31.437.653.27(15)2.527.055.13(18)TiO20.942.241.67(15)0.952.101.44(18)煤灰熔融性DT12801500(17)13001490(15)ST13001500(14)13301500(15)FT13401500(9)13401500(15)各煤层的灰分组成基本相同，主要为酸性化合物，其中以SiO2和Al2O3为主，少量SO3；碱性化合物中以Fe2O3和CaO为主，少量MgO、TiO2和K2O等。4#煤层SiO2+Al2O3平均含量为78.13%；6#煤层SiO2+Al2O3平均含量为71.27%，可见6#煤层的酸性化合物低于4#煤层。煤灰成分组成的差异，表明煤层（组）成煤古地理环境不同。反映了在煤系地层形成和演变过程中，含煤沉积由海陆交互相逐渐演变为陆相的特点。从测试结果，各煤层煤灰熔点均属高熔 难熔。c.硫分（St.d）各可采煤层原煤全硫含量平均为0.45 0.65% 之间，属低硫煤，显示出淡水泥炭沼泽成煤特征。标准差一般小于0.10，属变化小。各煤层中的硫含量较低时，硫分以有机硫为主，所以，在精煤中测定的全硫含量接近原煤，表明在洗选过程中，脱硫效果较差。d.磷（P.d）各煤层原煤的磷含量在0.0015 0.0035% 之间，精煤磷含量0.0040%，属特低磷煤。e.氯、三氧化二砷和氟（Cl、As2O3、F）各煤层含量均很低，对煤的工业利用没有影响或影响甚微。（3）元素分析各煤层煤的元素分析成果统计见表1-8。通过对各煤层的氢碳原子比和氧碳原子比进行计算统计，在克瑞威伦煤带图上，本矿的煤位于无烟煤区。表1-8 元素分析统计表煤层Cdaf(%)Hdaf(%)Odaf(%)H/C(%)O/C(%)Ndaf(%)(O+S)daf(%)两极值平均值两极值平均值两极值平均值两极值平均值两极值平均值两极值平均值两极值平均值4#82.99-93.0691.34(28)3.48-4.464.38(18)1.82-5.612.70(13)0.0470.0300.86-1.581.41(28)1.32-12.193.38(21)6#87.48-93.1492.04(27)3.45-4.413.94(28)0.80-5.611.89(14)0.0430.0211.21-1.561.35(27)1.27-7.712.61(22)（4）煤的工艺性能粘结性和结焦性本矿井各煤层G值及Y值较低（表1-9），多为高变质的贫煤、无烟煤。其粘结性和结焦性很低，甚至不具粘结性及结焦性。表1-9 煤层粘结性指标统计表煤层指标3#4#6#GRI（%）0.19(32)0.25(28)y（mm）2.300(27)0(37)燃烧性a.发热量各煤层发热量情况见表1-10。经过换算， 4#、6#煤层的干燥基高位发热量分别为： 27.22 MJ/kg、28.93 MJ/kg，由此可见：3#煤层、4#煤层和6#煤层均为高热值煤。表1-10 各煤层发热量情况统计煤 层Qb.adQb.dQb.daf两 极 值平均值(点数)两 极 值平均值(点数)两 极 值平均值(点数)4#21.11-34.0527.44(69)21.44-34.4527.96(52)22.188-37.7434.29(66)6#24.48-33.5029.13(70)23.29-33.9129.30(68)25.88-36.4435.00(70)商品煤26.93-30.2128.41b.熔渣性和结污性本矿各煤层的灰渣属酸性，碱酸比平均在0.16 0.26之间，6#煤层较4#煤层偏高，但熔渣、结污指数均0.15，各煤层均为低熔渣、低结污、高熔灰煤，对锅炉炉壁和对流管道危害很小，宜采用固态排渣（见表1-11）。表1-11 灰渣特征一览表煤层酸性物质量（%）碱性物质量（%）碱酸比铁钙比硅铝比结渣指数结污指数4#61.6285.2179.98(15)7.6125.4412.69(15)0.165.62/5.55=1.0146.96/31.35=1.500.0780.0936#56.0681.4672.72(18)9.6836.7818.95(18)0.265.33/12.31=0.4343.47/27.80=1.560.1170.127c.燃料比各可采煤层煤的固定碳含量在68 75% 之间，6#煤相比较4#煤含量偏高。燃料比一般大于6，如以日本动力用煤对其评价，均属优质燃料煤。可磨性（HGI）煤对CO2反应测定见表1-12，从表中可见，反应温度和还原率成正比，温度愈高，CO2愈大。当温度达950 以上时，6#煤对CO2的反应性比4#煤好，贫煤比无烟煤反应性好。6#煤活性之所以比4#煤好，在于6#煤层的煤的灰成分中，Ca含量较4#煤层高（CaO10%），因为CaO+Fe2O3对CO2有较强的催化作用。总之，在标准温度下（950 ），贫煤活性比无烟煤好，但各煤层均属反应性较好煤层。如要使CO2 60%，必须升高炉温至1000 以上。表1-12 煤及焦碳对二氧化碳化学反映性成果1(%)4#PM3.9516.0051.3977.2893.2298.00WY13.5023.5045.2062.5075.5081.306#WY7.2321.1347.5868.8380.5085.841.3.3 其它有益矿产（1）微量元素煤中微量元素种类繁多，但大多含量甚微，没有明显富集。通过光谱半定量分析，对煤层和铝质泥岩中易于富集的镓、锗二种元素进行了测定 (见表1-13)。从表中可以看出，各煤层的镓、锗的含量差异不大，其含量均未达到国家规定的最低工业品位要求，在目前经济技术条件下尚无回收利用价值。 表1-13 镓锗含量统计表 样别煤层Ga(PPM)Ge(PPM)煤芯煤样最大最小平均点数最大最小平均点数414.09.011.9131.8100.9514614.04.08.01710.9201.7017铝质泥岩106.018.041.7114.830.402.0911（2）铝质泥岩在本矿井下石盒子组底部（4#煤层下）发育1 2 层，厚2 4 m铝质泥岩，层位稳定，分布较广。从取样化验分析结果看，采样化验结果Al2O3含量大部分在22.76% 32.56% 之间，达到三级粘土矿品位，但AL2O3/SIO245）0.50.60.60.40.40.5最低灰分%4050根据恒源煤矿所给的地质资料，该矿井主采煤层为4#，6#煤层；煤层厚度变化不大，无夹矸，煤层产状比较平缓且在整个井田内分布均匀。其中4#煤层的平均厚度为3.2 m，容重为1.51 t/m3；6#煤层的平均厚度为3.3 m，容重为1.47 t/m3，均符合煤炭工业设计规范要求。根据矿井详查地质报告提供的4#，6#煤层底板等高线图，利用地质块段法计算工业储量。地质块段法指根据煤层倾角相似的条件下，将井田范围内的矿体划分为若干块段，且每个块段内至少包括一个地质钻孔并用该钻孔的地质报告代表这个块段的地质特征，利用算术平均法求每个块段的储量。最后将各块段储量相加即为整个井田的总储量。块段划分如图2-2所示。图2-2 恒源煤矿块段划分图根据煤炭工业设计规范，计算以下各储量的值：（1）矿井地质资源量矿井地质资源量可由以下等式（2-1）计算： （2-1）式中： 矿井地质资源量，Mt； 煤层平均厚度，m； 煤层底面面积，m3； 煤容重，t/m3。将各参数代入（2-1）式中可得表2-2的地质储量，所以地质储量为：=196（Mt）表2-2 煤层地质储量计算煤层块段倾角/()块段面积/km2煤厚/m容重/t/m3储量/Mt煤层总储量/Mt总储量/Mt4#19.82.103.21.5110.397.8196210.60.983.21.514.936.33.753.21.5118.2411.72.783.21.5113.755.43.823.21.5118.568.66.593.21.5132.26#19.82.103.31.4710.398.2210.60.983.31.474.936.33.753.31.4718.3411.72.783.31.4713.855.43.823.31.4718.668.66.593.31.4732.3（2）矿井工业储量根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%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%的是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源/储量由式计算。矿井工业储量可用下式（2-2）计算： （2-2）式中： 矿井工业资源/储量； 探明的资源量中经济的基础储量，Mt； 控制的资源量中经济的基础储量，Mt； 探明的资源量中边际经济的基础储量，Mt； 控制的资源量中经济的基础储量，Mt； 推断的资源量，Mt； 可信度系数，取0.70.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井，值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井，取0.7。该式取0.8。 ( Mt ) ( Mt ) ( Mt ) ( Mt ) ( Mt )因此将各数代入式2-2得：（Mt）2.3 矿井可采储量要计算矿井的可采储量，首先须确定矿井的永久保护煤柱的损失量。其中永久保护煤柱一般包括如下几种：工广保护煤柱、井田境界保护煤柱、断层两侧保护煤柱以及地面构筑物、河流、铁路等需要留设的保护煤柱。经煤炭工业设计手册查得，矿井设计资源储量按下式（2-3）计算： ( 2-3 ) 式中： 矿井设计资源/储量，Mt； 断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失量之和，Mt。按照煤矿安全规程规定，结合矿井实际情况井田边界保护煤柱为50 m，断层保护煤柱为40 m，则保护煤柱量见表2-3。表2-3 保护煤柱压煤量名称面积（m2）比重（t/ m3）煤厚（m）压煤量（Mt）井田边界煤柱8866791.513.2 / 3.37.36孟口断层煤柱3167872.63则矿井设计资源量为： (Mt)矿井设计可采储量按式（2-4）计算： （ 2-4 ）式中