老公营子煤矿0.9Mta新井设计

中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 第 1 页摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为荆各庄矿 0.9Mt/a 新井设计。老公营子煤矿位于内蒙古赤峰市东北部，交通便利。井田南北长约 4.9km，东西长约 2.2km，井田总面积为10.78km2。主采煤层为 3 号煤、4 号煤，平均倾角为 10，煤层平均总厚为27.51m。井田地质条件较为简单。井田工业储量为 7703.2 万 t，矿井可采储量 5124.93 万 t。矿井设计生产能力 90 万 t/a,服务年限为 41a。矿井正常涌水量为 85m3/h，最大涌水量为208m3/h。矿井瓦斯涌出量较低，为低瓦斯矿井。井田为双立井单水平上下山式开拓，水平标高为+210m,主井采用箕斗提升，副井装备罐笼。大巷采用胶带运输机运煤，辅助运输采用窄轨铁路配合矿车运输。矿井通风方式为中央边界式通风。矿井年工作日为 330d，工作制度为“三八” 制。一般部分共包括 10 章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工作制度及设计生产能力、服务年限；4.井田开拓；5.准备方式-带区巷道布置；6.采煤方法；7.井下运输；8.矿井提升；9.矿井通风与安全技术；10.矿井基本技术经济指标。专题部分题目是：综放工作面综合防灭火机理及实施方法 翻译部分题目是：控制煤炭开采位置处的地下水污染的决策支持系统的发展关键词：新井设计 ；井田开拓；采煤方法；综采放顶煤 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 第 2 页ABSTRACTThis design consists of three parts: the general part, the special part and translated part.The general part is a new design of LaoGongYingZi mine, 0.9Mt/a. LaoGongYingZi mine lines in Northeast of ChiFeng in NeiMengGu province. The traffic of road and railway is very convenience to the mine. The N-S of the minefield is 4.9 km ,the W-E is about 2.2km，the area is 10.78 2.The 3 #coal seam and 4# coal seam is the main coal seam, and its dip angle is 10 degree. The thickness of the mine is about 27.51m in all. The geological structure of this area is simple. The proved reserves of the minefield are 7703.2 million tons. The recoverable reserves are 5124.93 million tons. The designed productive capacity is 12 million tons percent year, and the service life of the mine is 41 years. The normal flow of the mine is 85 m3 percent hour and the max flow of the mine is 208 m3 percent hour, and the gas of the mine is low gaseous mine.The minefields one level that has +210m elevation,two vertical shaft development,using skip upgrade equipment belonging cage. Using coal belt conveyor, auxiliary transport using narrow-gauge railway transport with tub. Mine ventilation central border ventilation. The working system “three-eight” is used in the JingGeZhuang mine. It produced 330d/a.This design includes ten chapters: 1.An outline of the mine field geology; 2.Boundary and the reserves of mine; 3.The service life and working system of mine; 4.development engineering of coalfield; 5.The layout of panels; 6. The method used in coal mining; 7 . Transportation of the underground; 8.The lifting of the mine; 9. The ventilation and the safety operation of the mine; 10.The basic economic and technical norms.The special subject parts of topics are fully mechanized caving integrated fire control mechnism and inmpetution . The translation part of main contentses Development of a Decision Support System for Groundwater Pollution Control at Coal-mining Contaminated Sites.Keywords：new design of mine ；Mine development ；Mining method ；fully mechanized caving; 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 第 3 页目 录一般部分：1 矿区概述及井田地质特征11.1 矿区概述11.1.1 矿区的地理位置及交通11.1.2 地形地貌11.1.3 地表水系11.1.4 气候及地震21.1.5 交通运输21.2 井田地质特征21.2.1 井田地质21.2.2 井田水文地质51.3 煤层特性.61.3.1 煤层61.3.2 煤质71.3.3 瓦斯、煤尘和煤的自燃82 井田境界和储量102.1 井田境界.102.2 矿井工业储量.102.2.1 地质资源储量计算.112.2.2 工业储量计算112.2.3.设计储量计算122.2.4 设计可采储量计算.133 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限163.1 矿井工作制度.163.2 矿井设计能力及服务年163.3.1 确定依据163.3.2 矿井设计生产能力163.3.3 矿井服务年限163.3.4 井型校核174 井田开拓184.1 井田开拓的基本问题184.1.1 井硐的形式及数目的确定19中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 第 4 页4.1.2 井硐位置的确定204.1.3 工业场地位置、形式及面积224.1.4 开采水平的确定224.1.5 运输大巷和井底车场的布置.224.1.6 矿井开拓延深方案及阶段划分.224.1.7 方案比较234.2 矿井基本巷道314.2.1 井筒.314.2.2 井底车场.314.3 主要开拓巷道巷道.334.3.1 主要开拓巷道334.3.2 巷道的支护方式.355 准备方式-采区巷道布置425.1 煤层的地质特征425.1.1 煤层埋藏条件425.1.2 煤质与地质情况425.2 采区巷道布置及生产系统435.2.1 采区数目及位置435.2.2 采区走向长度的确定435.2.3 确定区段和区段数目435.2.4 煤柱尺寸的确定435.2.5 采区上山布置445.2.6 区段平巷的布置445.2.7 采区内工作面的接替顺序455.2.8 采区生产系统455.2.9 采区巷道的掘进方法455.2.10 采区生产能力465.2.11 采区采出率465.3 采区车场选型475.3.1 采区上部车场选型475.3.2 采区中部车场选型485.3.3 采区下部车场选型485.3.4 采区主要硐室496 采煤方法51中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 第 5 页6.1 采煤工艺方式516.1.1 采煤工艺的确定516.1.2 机械化程度526.1.3 确定回采工作面长度、工作面推进方向和推进度526.1.4 工作面采煤、运煤机械的选型536.1.5 端头支护及超前支护方式606.1.6 采煤工艺.626.1.7 各工艺过程安全注意事项636.1.8 回采工作面吨煤成本646.1.9 工作面劳动组织和作业循环图表666.2 回采巷道布置676.2.1 回采巷道布置方式676.2.2 回采巷道参数687 井下运输707.1 概述707.1.1 井下运输系统707.1.2 运输距离和货载量717.2 采区运输设备选择717.2.1 设备选型选择原则717.2.2 采区运输设备选型及能力验算.717.2.3 采区辅助运输设备的选择737.3 大巷运输设备选择757.3.1 大巷运输设备的选择757.3.2 运输大巷设备运输能力验算778 矿井提升788.1 矿井提升概述788.2 主副井提升788.1.1 主井提升设备选型788.1.2 副井提升设备选型799 矿井通风829.1 矿井通风系统选择829.1.1 矿井概况829.1.2 选择矿井通风系统原则829.1.3 通风方法的确定83中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 第 6 页9.1.4 确定矿井的通风方式839.1.5 采区通风879.1.6 工作面通风系统889.1.7 矿井通风网络909.1.8 通风系统立体图与网络图909.2 矿井所需风量.949.2.1 回采面所需风量的计算949.2.2 掘进通风969.2.3 掘进通风方式989.2.4 矿井实际总需风量999.2.5 矿井总风量及其分配999.2.6 风速验算1019.3 全矿通风阻力的计算.1019.3.1 矿井通风阻力1029.3.2 矿井总风阻、等级孔计算1069.4 矿井主要通风机选型1079.4.1 矿井自然风压1079.4.2 主要通风机选型1079.4.3 电动机选型1109.4.4 矿井主要通风设备的配置及要求1109.5 防止特殊灾害时期的安全措施11110 矿井基本技术经济指标114专题部分：综放工作面综合防灭火机理及实施方法1161 概述.1162 煤炭自燃1162.1 煤炭自燃及其发展过程.1092.2 影响煤炭自燃的因素.1182.2.1 影响煤炭自燃的内在因素1182.2.2 影响煤炭自燃的外在因素1192.3 煤炭自燃倾向性的鉴定.1212.3.1 煤炭自燃倾向性测定方法1212.3.2 煤炭自燃危险程度和自燃发火期1222.4 煤炭自燃的早期识别和预报.122中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 第 7 页2.4.1 人的直接感觉.1222.4.2 测定矿内空气和围岩温度1232.4.3 测定矿内空气成分的变化1243 煤炭自燃的预防1253.1 正确选择开拓、开采方法.1263.2 防止漏风.1263.3 均压防灭火.1273.3.1 开区均压.1283.3.2 闭区均压.1293.4 预防性灌浆.1293.5 阻化剂防火.1313.6 采空区洒水（或注水）防火.1323.7 巷道局部充填预防自燃.1324 矿内灭火1324.1 直接灭火法.1324.1.1 水灭火法1324.1.2 砂子或岩粉灭火1334.1.3 泡沫灭火1334.1.4 注浆灭火1334.2 隔绝灭火法.1344.3 联合灭火法.1344.3.1 灌浆灭火1344.3.2 调节风压灭火.1344.3.3 惰性气体灭火1344.3.4 凝胶.1365 古山矿 065-2 综放工作面综合防灭火设计及实施方法1365.1 井田概况.1365.2 工作面概况.1375.3 问题提出.1375.4 065-2 综放工作面综合防灭火设计.1375.4.1 回采前工作面防灭火设计1375.4.2 回采期间工作面防灭火设计1395.4.3 采前及回采期间、回风及运输平巷的防灭火设计.1436 结论143中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 第 8 页参考文献144翻译部分：英文原文145中文译文151致谢156中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 第 9 页1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 矿区的地理位置及交通老公营子煤矿位于元宝山露天矿与风水沟煤矿之间，元宝山煤田的北部，行政区划属赤峰市元宝山区风水沟镇。矿井地理坐标为东经 11917-11924，北纬 4222-4224。矿井南部邻元宝山露天矿和建昌营煤矿，东邻平庄能源有限责任公司所属的风水沟煤矿，井田西部边界与元宝山四井井田边界相邻。矿区内路网交织，铁路公路四通八达，国铁京通线由井田东北边缘通过，矿区内铁路运煤专线已沿京通线并行至安庆沟站。并在元宝山站、风水沟站和安庆沟站分别建有煤炭装车站或集装站。本矿井距风水沟站约 1.5Km，距元宝山区政府所在地平庄镇约 50Km，距赤峰市红山区 43Km，距元宝山火车站7.5Km。矿区内公路铁路发达，上安公路横贯井田南北，交通十分方便见图1.1。 承 德 市 赤 峰 市 朝 阳 市 锦 州 市葫 芦 岛 市 营 口 市盘 锦 市阜 新 市 沈 阳 市鞍 山 市大 连 市 长 山 群 岛唐 山 市天 津 市廊 坊 市北 京 市 老 公 营 子 煤 矿图 1.1 老公营子煤矿交通位置示意图1.1.2 地形地貌本矿井位于英金河北侧的冲积平原之中，地形平坦，起伏不大，地表 标高在 482-490m 之间。1.1.3 地表水系中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 第 10 页本矿井西南 1.5km 处有英金河，由西北向东南流过。英金河发源于河北山区，西经元宝山北侧转向东南，流经元宝山露天矿中部，在东八家汇入老哈河。据赤峰市水文观测站 1972 年经测得英金河最大洪水流量为 2650m/min，最高洪水位 482m。1.1.4 气象及地震本区为大陆性气候，寒冷干燥，冬春季多西北风和西南风。最大风速33.3m/s，年最高气温 42.5，最低气温31.4，年最大降水量 560.8mm，最小降水量 208.1mm，年最大蒸发量 2315.3mm，最小蒸发量 1311.6mm，冻结期一般这 11 月至翌年 4 月，冻结深度最大可达 2.01m。1.1.5 交通运输（1）铁路矿区内有叶柏寿赤峰铁路和北京通辽铁路，两条国铁横跨全矿区，此外还有矿区铁路运煤专线纵横交错，矿区铁路分别在平庄南站，元宝山站、马林站和安庆沟站同国铁接轨。矿区铁路属平煤公司运输部，矿区运煤铁路全长为 110km，南部矿区铁路以平庄南站为运输中心，南起五家矿，经西露天矿、古山矿和六家矿向南与国铁平庄南站接轨。北部矿区铁路以元宝山站为中心，元宝山二、三、四井运煤专线均在元宝山站与国铁接轨。红庙矿运煤专线在马林站与国铁接轨，风水沟矿铁路专线分别在安庆沟站和元宝山站与国铁接轨。矿区内铁路纵横，以形成较为完善的铁路运输网。（2）公路矿区内有赤元、赤平、赤朝、双平等黑色路面公路纵横交织，形成了较为发达的公路交通网，由此可去往京、津、唐、沈、等大中城市，年货运量超过3.0Mt。本井田位于风水沟矿西 1.5km 处，2003 年已建成的上店安庆沟公路自本矿井工业场地东北通过。公路运输十分方便。1.2 井田地质特征1.2.1 井田地质（1）地层：井田内地层自下而上为侏罗系上统杏园组（43） ，元宝山组（53） ，白垩系下统孙家湾组（K1S） ，第四系下更新统（Q1 ） 、中更新统（Q2） ，上更新统（Q3）和全新统（Q4） 。含煤地层为侏罗系上统元宝山组（J53） 。如图 1.2地质综合柱状图所示。侏罗系杏园组（43）五家段：为一套紫红色分选，磨园都不好的砾岩，稍夹紫红色砂岩，砾石中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 第 11 页成份以中酸性火成岩为主，也含变质砾岩、胶结坚实，控制厚度为 280 米。含煤段，据钻孔所见，为一套粗屑含煤沉积，由灰绿、灰及灰黑色砾岩、砂岩夹粉砂岩。含薄煤层十层，最厚 0.3 米，全层总厚 230 米。泥岩段：由灰黑、青灰、灰褐色泥岩夹灰白色薄层砂层组成，有时夹砾岩及泥灰岩，层理平整，断口平坦或参差不齐，层厚 200 米左右，为一套湖泊沉积地层，含种子化石及软体动物化石。元宝山组（可比阜新组53）本组分为三个沉积旋回，自下而上为：第一旋回由底部粗砂岩开始，至六煤煤组顶板泥岩沉积结束，其间沉积了11、10、9、8、7、6 煤组，煤层集中于沉积旋回的上部，为量好的成煤期，厚 200260 米。第二旋回由六煤上部的粗砂岩开始，至五煤组的顶板泥岩结束，此间只含有 5 组煤，厚 100200 米。第三旋回由五煤组上部粗砂岩开始至一煤层顶界结束，此间含4、3、2、1 等煤组，厚 150 米左右。三个旋回底部的粗砂岩，其岩性大体相同，为灰色，浅灰绿色，泥质胶结，松散易碎，无明显层理，夹薄层石英质硬砂岩，在井区南部露天区为砂砾岩层、煤层，在煤层上下常有泥灰岩和菱铁矿薄层，标志着还原环境的存在，旋回在东南角最明显。一煤之上是一段灰、灰白、灰绿色的粉细砂岩互层为主的地层，含薄煤层或不含煤，厚 130 米。白垩系下统孙家湾组（K1S）以灰色砾岩为主，夹薄层砂岩或砂砾岩，砂泥质胶结，砾石成份较杂，有花岗岩、片麻岩、安山岩砾石。磨圆不好，分选较差，砾径 550 毫米。不整于元宝山组地层之上，最大厚度 277，区内 22 线以北大部分分布。新生界第四系（Q）1）下更新统（Q1）下部为冰碛、冰水堆积层，分布于英镏金河河谷平原的东北之北半部，主要岩性为杂色半胶结泥质砾岩，卵石间夹亚粘土薄层，一般厚为 215，埋深 4589，底板与基岩不整合接触，中部为玄武岩，分布于英金河漫滩二级阶地东北一带。玄武岩灰色灰黑色，上部风化，气孔发育，下部质密坚硬，局部裂隙发育，最大厚度 36.7，一般 320，埋深 3746。上部为坡洪积、风积层，分布于占家窝铺至下坎子一线附近，由棕黄色、棕红色粘土、亚粘土组成，含钙质结核及小砾石，厚度 1030。分布于山麓城角一带，夹中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 第 12 页坡积洪积砾石层。2）中更新统（Q2）下部为冰碛、冰水堆积层，分布于河谷平原中的中下游，主要杂色棕黄色亚粘土充填的泥砂质砾石组成，分选差，砾经 5-60mm,大者达100200，一般厚 230 米。中部为坡洪积层，分布于北部小烧锅地及板什图一带，由黄色、棕黄色亚沾土夹砂砾石透镜体组成，厚 1015。3）上更新统（Q3）下部为冲洪积层，分布于整个河谷平原地带，由园砾砂砾，卵石组成，夹细、中粒砂薄层，厚度 542。中部为冰水堆积湖积层，分布于二级阶地范围，由砂砾石及粘土薄层包裹体组成，岩性变化大，厚 110，上部为风积层，分布于广大的山坡及丘陵地带，为风成黄土，颗粒均匀，厚度125。4）全新统（Q4）下部为冲积层，分布于河漫滩，一级阶地及冲沟中，由砂、砂砾、亚粘土组成，厚 0.58，中部为风积层，分布于二级阶地上，呈不连续分布的活动性，半活动性砂丘，砂滩厚 0.56。上部为坡积层，分布于山麓、坡角一带，由黄土、亚粘土、亚砂土及碎石组成，厚 0.53.0。（2）构造井田范围地层在 F9F39 断层区间，大部分为单斜构造，走向近南北，倾向东、倾角 810 ，在 F13F9 区域，属被断层存坏了的平缓背斜，且断层较发育。井田内所见断层均为正断层，共 26 条。F1 号断层，从元宝山露天矿延伸经过本区直至小风水沟，长 10 余公里，断层走向 N30E，倾向 NW,倾角 5060，落差大于 500。F9 号断层，位于本井田西部，走向 SN 和 N20E，倾向 NW65,倾角6070，落差 4070，延长近 2.0 公里。F11 号断层位于井田西部，走向 N10E，倾向 SE65，落差 50140m, 向北落差大，向南便小而尖灭，延长约 2.0kmF22 断层，为边界断层，控制较差，可能有较大变化。具体见井田断层特征表 1.1。表 1.1 主要断层特征表中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 第 13 页断层名称 断层性质 走向 倾向 倾角() 落差(m) 延展长度(Km)F1 正断层 N30E NW 50 500600 10F4 正断层 N34W NE 70 040 0.3F5 正断层 N10W NE 6675 038 0.4F7 正断层 N10W NE 038 6075 0.4F9 正断层 N20E NW 6070 4070 2F11 正断层 N10E SE 6469 50140 1.7F22 正断层 N55E SE 6570 20600 2.41.2.2 井田水文地质（1）含水层1）富水性强的第四系冲积孔隙潜水含水层。该层主要由冲洪积水作用形成的圆砾、卵石组成。矿区西南较厚，矿区东北方向该层逐渐变薄。含水层地下水位标高为463468m ，含水层厚630m，一般 1015m。渗透系数为 332.82m/d，单位涌水量为 153.751L/s.m.第四系含水层渗透性及富水性变化较大。2）玄武岩裂隙承压含水层该含水层主要分布在 21 勘探线以北，一般平均厚度为 21.76m。为灰绿色，裂隙孔隙发育，渗透系数为 0.0178m/d，单位涌水量为 0.0600751L/m.s，为本区弱含水层。该层在南部边界与第四系含水层有水力联系。3）煤系风化带承压含水层该含水层主要由风化的细、中、粗砂岩组成，单位涌水量为 0.035691L /s.m，渗透系数为 0.09471m/d。4）煤系砂岩孔隙、裂隙承压含水层该含水层为本区煤层开采的主要含水层，主要由灰、灰白、灰绿色细、中、粗砂岩组成，多为泥质胶结，局部夹薄层砾岩及沙砾岩。本区平均厚度为145.64m，最大单层可达 33.5m，最小 0.1m。该层局部极为松散，容易发生涌水溃沙现象。渗透系数为 0.007630.067m/d，单位涌水量为 0.1760.05291L /s.m。本层在浅部与第四系含水层有水力联系。5）断层水断层带渗透系数为 0.00166m/d，单位涌水量为 0.000238L /s.m，导水性弱。（2）隔水层在本矿区第四系砂砾石潜水含水层的下部、玄武岩的顶部普遍存在一层厚度为 030m，一般厚度 520m 的粘土层，起到良好的隔水作用。在玄武岩中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 第 14 页的下部也有一层黄褐色，粉红色的粘土层，厚度 12m ，同样起到良好的隔水作用。（3）矿井充水因素本矿区内煤层埋深在 150500m 左右，主采层埋深大部分在 200 米以下，埋深较大，加之第四系砂砾石强含水层下有粘土隔水层，且玄武岩层的下部也有隔水层，因此本区矿井的充水因素主要是煤层顶板的砂岩水，另外，由于基岩风化带在浅部与第四系含水层有力联系，浅部各煤组在露头处接受第四系含水层补给，开采过程中需留设防水煤岩柱。本次设计采用的涌水量为：正常用水量 85m/h，最大涌水量为 208m/h，根据井检验报告验证，认为完全可以满足初步设计要求。（4）相邻矿井涌水情况风水沟矿涌水特点为初期揭露时涌水量大，随着时间的推移，涌水量减少，最后达到疏干。一采区+300m 以上 125.4m/h，二采区 +240m 以上为83.2125.4m/h。建昌营镇 0.30Mt 矿井涌水量+280m 以上为 40-50m/h，与预计涌水量相差较大。建昌营镇铁东煤矿涌水量+280m 以上为 30m/h，不到预计涌水量的一半。根据计算本矿井+100m 标高以上矿坑涌水量为 75m/h，-50m 标高以上矿坑涌水量为 180 m/h，经用比拟法计算，本设计采用拟建 0.9Mt/a 矿井正常涌水量为 85 m/h，最大涌水量为 208 m/h。根据井检验报告验证，认为完全可满足初步设计要求，不需考虑太大。1.3 煤层特性1.3.1 煤层井田内共赋存有 13 个煤层，其中 3、4 煤层结构较简单，煤层赋存较好，其它煤层为复煤层，结构复杂，最大可采煤层总厚度为 72.42m，可采煤层平均可采煤层总厚度为 27.51m，煤系地层平均厚 550m 左右，含煤系数为 5%，本次矿井设计只针对 3、4 号煤层进行设计。煤层的赋存规律是所有煤组东南角最厚并作为一个可采的复煤层出现，沿地层走向既向西北方向逐渐分岔，越分越多，且厚度逐渐变薄，在倾向上由西至东，赋存由浅至深，煤层厚度由深至浅，厚度薄且逐渐分岔。3 煤层：在 7420、73152 两孔之间为一个可采煤层，煤层厚度平均为3.8m,本煤组发育较好，是首采区主要可采煤层。 4 煤层：再补 21、73182、7677 三孔连线的东南侧为一个可采煤层，煤层厚度平均为 3.8m,本煤组发育较好，同样也是首采区主要可采煤层。5 煤层：在补 25、补 7431、补 33，三孔连线之东南侧为一个可采复煤层，中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 第 15 页有 1-2 个分煤层，过连线向西北，分别岔出 5-1 煤层，在远至补 03、7675、不13 孔分别岔出 5-2 煤层，致使煤层逐渐变薄，各分层间距逐渐拉开。6 煤层：是本井田主要可采煤组，发育最厚且面积最大，在 7651、补 11两孔连线之东南侧为一个可采复煤层，越过此线向西北即逐渐分岔，一直岔为五个可采复煤层，即分别岔出 6-1、6-2、6-3、6-4 煤层，各煤层间距逐渐增大，而煤层厚度逐渐变薄，直至不可采。7 煤层：在补 21、73182、7651 等孔连线处从 6 煤下部岔出，向西北逐渐分岔变薄至不可采，最大厚度 3.73m。8 煤层：由 73159、741 两孔之间西北侧开始从 6 煤底部岔出，一经岔出即远离 6 煤，最大厚度 7.26m，向西北岔出为 8-1 煤层，煤层间距变大，煤层变薄。井田各煤层厚度、层间距及顶底板岩性见表 1.2。1.3.2 煤质本矿井所采的原煤样，颜色一般呈黑褐色，煤质坚硬，稍经风化后色呈灰黑色，条痕呈褐色，光泽为弱油脂状和沥青状，风化后变为暗淡光泽，由于煤的煤岩组分以丝碳为主，所以易风化，发火点低，易于氧化自燃，煤的牌号为褐煤。煤的容重为 1.241.33t/m,平均为 1.28 t/m。从本井田煤质变化规律分析，井田西南部煤层集中，夹矸少，灰份低，发热量高，往西北部煤层变薄，夹矸增厚，灰份增高，发热量变低，纵向上看，灰份随各煤层赋存深度的增加而相应的逐步减少，发热量而增高，由此可以看出，煤层越向深部煤的变质程度越高，越趋向浅部煤的变质程度越低。本井田煤的水份含量较高，最低 12.89%，最高 16.87%，平均为 15.24%，挥发份大于 40%，最高达 42.33%，煤中腐植酸含量最高大于 5.24%，粘结指数 1-2，灰份最低为 8.77%，最高达 20.8%，平均为 13.96%，为低灰-中灰份煤；硫份一般在 1%左右，为低-中硫煤；磷的含量平均为 0.024%，为低磷煤。煤的灰熔点；一般在 1100-1250 之间。本矿生产的大块煤主要以民用煤为主，混煤供给电厂。电煤要求粒度小于50mm，生产原煤收到基低位发热量 15.58Mj/Kg，完全可以满足电厂用煤要求。可采厚度（m） 层间距（m）煤层编号 最小最大 最小最大平均容重（t/m ）倾角（ ） 顶板岩性 底板岩性中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 第 16 页表 1.2 井田可采煤层特征表1.3.3 瓦斯、煤尘和煤的自燃本井田个煤层甲烷含量小于 10%，属氮气-沼气带，为低瓦斯矿井。煤层有爆炸危险性，属易自燃煤，自燃发火期 1-3 个月。此区域根据 4 个钻孔测温试验，初步证实属地温梯度异常区。另为，根据平庄煤业公司现有生产井各煤层回风风流中含有甲烷气体，采区瓦斯相对涌出量为 0.88-9.37m/t，其中风水沟矿最大为 3.14 m/t，元宝山三井为 5.94 m/t，各井瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井。3.504.04 1433.80 18301.33 512 泥岩、细砂岩 粗砂岩3.504.12 843.80 12101.32 312 细砂岩 粉砂岩1.201.5 1051.30 55851.29 413 泥岩、细砂岩 泥岩、粉砂岩2.503.80 1963.20 5241.26 217 泥岩、砂岩 细砂岩1.303.73 1572.01 18341.24 513 泥岩、细砂岩 细砂岩1.503.51 1082.37 2251.24 213 细砂岩 细砂岩中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 第 17 页、 砾 石 层 。岩 ， 泥 岩 为 主 夹 粗 砂 岩灰 黑 色 砂 岩 、 砂 质 泥发 育 。中 以 6煤 组 最 为岩 ， 含 有 6-8煤 组 、 其砂 岩 为 主 、 夹 有 粗 砂粉 沙 岩 石 、 细 砂 、 中下 部 一 灰 色 、 灰 白 色次 之 。最 为 发 育 、 3煤 组、 含 有 1-5煤 组 以 5煤 组砂 岩 、 中 砂 岩 及 粗 砂 岩主 、 夹 有 薄 层 灰 白 色 细上 部 以 灰 、 灰 黑 砂 岩 为不 整 合 其 他 底 层 之 上 。砾 径 2-0毫 米 、 平 行圆 不 好 、 分 选 性 差 、岩 、 安 山 岩 砾 石 、 磨杂 、 有 花 岗 岩 、 片 麻质 胶 结 、 砾 石 成 分 较以 灰 色 砾 岩 为 主 砂 泥黑 褐 色 玄 武 岩 。紫 红 色 、 褐 黄 色 粘 土不 整 合 其 他 地 层 之 上 垩 砂 土 、 垩 粘 土 次 之以 风 成 砂 砂 粒 为 主 、2.600.8-9.41.80.96-3.201.60.8-4.396.150.8-3.834.790.8-2.6.1.5.2.40.8-1.0.5.7.950.-18.72.700.95-.191.700.86-3.23.84.76-.3.81.56-28-176-436-125-25143组园杏组山宝元组湾家 孙统新下系 罗侏 系 垩白 中生界统新上系三第系 四第界生新5.10J4353JSKB2N2Q32.0平 均 （ m）最 大 最 小1： 50煤 层 度柱 状名 称 岩 性厚 度代 号煤 组组统系界 地 质 综 合 柱 状 图27.520.220.613848.6.4918.19.429.703.783.82153.015.8021.90图 1.2 地质综合柱状图中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 第 18 页2 井田境界与储量2.1 井田境界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为：（1）井田范围内的储量，要与煤层赋存情况、开采条件和矿井生产能力相适应；（2）保证井田有合理尺寸；（3）充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；（4）合理规划矿井开采范围，处理好相邻矿井间的关系。本矿井东部境界为 F1 断层，断距 500m600m；矿井西南部分别与建昌营煤矿 0.30Mt/a、元宝山露天煤矿相邻，西部以各煤层最低可采边界为界。井田南北走向约 4.9km，东西倾斜宽约 2.2km，井田面积 10.78k，煤层倾角312，平均 10，属于缓倾斜煤层如图 2.1。图 2.1 井田赋存状况示意图2.2 矿井工业储量矿井储量是在划定的井田范围内，根据勘探资料计算而得，是进行矿井设计和生产建设的依据。本井田内共可采煤 13 层，其煤组编号自上而下分别为：3-8 号煤组，本矿只针对 3 号和 4 号煤层进行设计，其余煤层由于薄及地质条件复杂有些煤层不具有开采价值，本次设计不参与储量计算，故矿井设计针对 3、4 号煤层进行储量计算。本次矿井储量计算是在精查地质报告提供的 1：5000 的煤层底板等高线上计算的，储量计算可靠。井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据，根据（矿井设计指南4202046081021406180202402602803023406380中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 第 19 页中矿大出版社 陈吉昌主编）计算矿井工业储量。3 号煤层和 4 号煤层，采用块段法计算工业储量。地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征，将矿体划分为若干块段，在圈定的块段法范围内可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，每个块段内至少应有一个以上的钻孔。2.2.1 地质资源储量计算根据储量计算公式（2.1）/cosZSMr式中：z地质储量，万 t； S井田面积， m；M厚度，m；容重， 1.35t/m。本井田内主要可采煤层为 3、4 号，其平均厚度为 3.8m。煤层倾角在 10左右。根据地质勘探情况，将矿体划分为 7 个块段，在各块段范围内，用算术平均法求得每个块段的储量，煤层总储量之和。3 号煤层和 4 号煤层储量计算见表 2.1表 2.1 3、4 号煤地质资源储量块段编号块段投影面积（）平均倾角（ ）块段实际面积（m ）平均厚度（m）煤层容重（ T/m ）3块段储量（T）1 726257.1054 8.5 734323.0097 3.5 1.33 3418273.612 2117841.839 3.5 2121799.423 3.8 1.33 10723574.283 449705.4061 18 472848.2465 3.5 1.33 2201108.5884 1132063.961 11 1153252.457 3.5 1.33 5368390.1885 1256307.988 8 1268654.445 3.8 1.33 6411779.5676 469060.0702 13 481398.2768 3.5 1.33 2240908.9797 1873753.351 9 1897109.923 3.8 1.33 9587993.548总计 39952028.76备注：同理老公营子矿 4#煤储量计算结果:38652028(T);矿井总储量:78604056(T)2.2.2 工业储量计算工业储量 Zg=111