采矿工程毕业设计（论文）-陈四楼矿井1.2Mta新井设计

1、中 国 矿 业 大 学本科生毕业设计全套图纸加扣 3346389411或3012250582姓 名： XXX 学 号： 学 院： 矿业工程学院 专 业： 采矿工程 设计题目： 陈四楼矿井1.2Mt/a新井设计 专 题： 浅谈瓦斯的抽放 指导教师： XXX 职 称： 副 教 授 2012年6月 徐州中国矿业大学毕业设计任务书学院 矿业工程学院 专业年级 采矿工程2008级 学生姓名 XXX 任务下达日期：2012年1月8日毕业设计日期：2012年3月12日 至 2012年6月8日毕业设计题目：陈四楼矿井1.2Mt/a新井设计毕业设计专题题目：浅谈瓦斯的抽放毕业设计主要内容和要求：以实习矿井陈四楼

2、煤矿条件为基础，完成陈四楼煤矿1.2Mt/a新井设计。主要内容包括：矿井概况、矿井工作制度及设计生产能力、井田开拓、首采区设计、采煤方法、矿井通风系统、矿井运输提升等。结合煤矿生产前沿及矿井设计情况，撰写一篇关于瓦斯抽采在煤矿井下应用的专题论文。完成采矿有关的科技论文翻译一篇，题目为“Method of branch ariflow fcalculating a complicated mine ventilation networks”，论文3893字符。院长签字： 指导教师签字：中国矿业大学毕业设计指导教师评阅书指导教师评语（基础理论及基本技能的掌握；独立解决实际问题的能力；研究内容的理论

3、依据和技术方法；取得的主要成果及创新点；工作态度及工作量；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 指导教师签字： 年 月 日中国矿业大学毕业设计评阅教师评阅书评阅教师评语（选题的意义；基础理论及基本技能的掌握；综合运用所学知识解决实际问题的能力；工作量的大小；取得的主要成果及创新点；写作的规范程度；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 指导教师签字：年 月 日中国矿业大学毕业论文答辩及综合成绩答 辩 情 况提 出 问 题回 答 问 题正 确基本正确有一般性错误有原则性错误没有回答答辩委员会评语及建议成绩： 答辩委员会主任签字： 年 月 日学院领导小组综合评

4、定成绩：学院领导小组负责人： 年 月 日中国矿业大学2012届本科生毕业设计摘 要一般部分针对陈四楼矿井进行了井型为1.2 Mt/a的新井设计。顾桥矿井位于河南省永城市境内，井田走向长约6.5 km，倾向长约3.79km，面积约24.69km2。主采煤层为二2煤层，平均厚度为3.54 m，平均倾角都为9.73。井田工业储量为126.88 Mt，可采储量87.11 Mt，矿井服务年限为55.8 a。矿井正常涌水量为894 m3/h，最大涌水量为1200 m3/h；矿井相对瓦斯涌出量为1.0 m3/t，属低瓦斯、大涌水矿井。根据井田地质条件，设计采用立井两水平开拓方式，采区带区式布置方式，共划分为

5、3个带区，5个采区，第一水平标高-540 m，第二水平标高-900m。轨道大巷、运输大巷和回风大巷皆为岩石大巷，布置在二2煤层底板岩层中。针对一带区进行了准备方式设计。共划分10个分带工作面，并进行了运煤、通风、运料、排矸、供电系统设计。第一条带服务时间为15个月。对2106工作面进行了采煤工艺设计。该工作面煤层平均厚度为3.54m，平均倾角8，直接顶为粘土砂岩，老顶为细砂岩。工作面采用长壁综采一次采全高的采煤方法。采用双滚筒采煤机割煤，往返一次割两刀。采用“三八制”工作制度，截深0.8 m，每天五个循环，循环进尺4.0 m，月推进度120 m。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用蓄电池式电机

6、车牵引固定箱式矿车。主井采用两套带平衡锤的12 t箕斗提煤，副井采用一对1.0 t矿车双层四车宽罐笼运料和升降人员。专题部分题目是Discussion of the drainage of the gas，该文系统总结评述了近年来煤矿瓦斯治理和抽放理论及其应用的诸多成果和最新进展，指出覆岩采动裂隙的分布形态及其中瓦斯运移规律是今后的研究重点，也是实现煤与瓦斯安全共采的理论基础。翻译部分题目为Optimization model of Coal Mine roadway layout system Based on Evidence Theory and Its Application，该解算方

7、法与其它解算方法不同的是本法以风网的风量和扇风机工况点作为解算网路的基础数据，对生产矿井的通风网路解算更能显示其优越性。关键词：陈四楼矿；立井两水平；带区布置；综采大采高；大涌水；瓦斯抽放ABSTRACTThe general design is about a 1.2Mt/a new underground mine design of Chensilou coal mine. Chensilou coal mine is located in YongCheng, HeNan province. Its about 6.5 km on the strike and 3.79 km on t

8、he dip, with the 24.69 km2 total horizontal area. The minable coal seam is Two-2 with an average thickness of 3.54 m ，the average dip is 9.73. The proved reserves of this coal mine are 126.88 Mt and the minable reserves are 87.11 Mt, with a mine life of 55.8 a. The normal mine inflow is 894 m3/h and

9、 the maximum mine inflow is 1200 m3/h. The mine gas emission rate is 1.0 m3/t which can be recognized as low gas ，water inrush mine. Based on the geological condition of the mine, this design uses vertical shaft double-level development method, both district and strip preparation ,which divided into

10、 3 strips and 5 distrits totally, The first level is at -540 m, The second level is at -900 m .Track roadway, conveyor roadway and return airway are all rock roadways, arranged in the floor rock of Two-2 coal seam. The design apply strip preparation against the first band of One which divided into 1

11、0 stirps totally, and conducted coal conveyance, ventilation, gangue conveyance and electricity designing. The first stirps life is 16 months.The design conducted coal mining technology design against the 2106 working face. The coal seam average thickness of this working face is 3.54 m and the avera

12、ge dip is 8, the immediate roof is day sandstone and the main roof is sand stone. The working face apply fully-mechanized long-wall full-height coal caving method, and using double drum shearer cutting coal which cutting twice each working cycle. “Three-Eight” working system has been used in this de

13、sign and the depth-web is 0.8 m with five working cycles per day, and the advance of working cycles is 4.0 m per day and 120 m per month.Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, and battery locomotive to be assistant transport. The main shaft uses double 12 t skips to lift

14、 coal with a balance hammer and the auxiliary shaft uses a twins wide 1.0t four-car double-deck cage to lift material and personnel transportation.The monographic study entitled Discussion of the drainage of the gas .This paper summarizes and reviews the achievements and lasted advances of methane h

15、arness and drainage theory and its applying. It is pointed out that the distribution configuration of mining fissured in overlying stratum and the methane delivery law in mining fissured are the research emphasis in the future, and are the theoretical base of fulfilling the safely simultaneous extra

16、ction coal and coalbed methane.The title of the translated academic paper is Method of branch ariflow fcalculating a complicated mine ventilation networks . the method takes the branch airflow and fan working points as basic input data, and the present solution is of greater advantage for calculatin

17、g ventilation networks of mines in operation.Keywords:Chensiloucoal mine; vertical shaft double-level; band mode; large mining height; water inrush; gas draina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矿区地理位置11.1.2自然地理概况11.1.3矿区开发历史及生产建设规划21.1.4矿井建设的外部条件32 地质特征31.2.1地层31.2.2地质构造41.2.3水文地质41.3 煤层特征61.3.1煤层61.3

18、.2 煤质71.3.3 开采技术条件71.3.4勘探程度及存在问题72 井田境界和储量92.1井田境界92.2可采煤层92.3井田尺寸92.4矿井储量102.4.1储量计算基础102.4.2 安全煤柱留设原则102.4.3矿井地质储量102.4.4矿井工业资源储量112.4.5矿井设计储量122.4.6矿井设计可采储量123 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限153.1矿井工作制度153.2矿井设计生产能力及服务年限153.2.1确定依据153.2.2矿井设计生产能力153.2.3矿井服务年限153.2.4井型校核164井田开拓174.1井田开拓的基本问题174.1.1确定井筒形式、数目、位

19、置及坐标174.1.2工业场地的位置184.1.3开采水平的确定及采盘区划分184.1.4主要开拓巷道184.1.5方案比较194.2.1井筒254.2.2井底车场及硐室294.2.3主要开拓巷道295 准备方式带区巷道布置335.1煤层地质特征335.1.1带区位置335.1.2带区煤层特征335.1.3煤层顶底板岩石构造情况335.1.4水文地质345.1.5地质构造345.1.6地表情况345.2 带区巷道布置及生产系统355.2.1带区准备方式的确定355.2.2带区巷道布置355.2.3带区生产系统365.2.4带区内巷道掘进方法385.2.5带区生产能力及采出率385.3带区车场选

20、型设计396 采煤方法406.1采煤工艺方式406.1.1带区煤层特征及地质条件406.1.2 采煤工艺方式选择406.1.3回采工作面参数406.1.4采煤工作面破煤、装煤方式406.1.5采煤工作面支护方式426.1.6端头支护及超前支护方式446.1.7各工艺过程注意事项446.1.8采煤工作面正规循环作业456.2回采巷道布置476.2.1回采巷道布置方式476.2.2回采巷道参数487井下运输497.1概述497.1.1矿井设计生产能力及工作制度497.1.2煤层及煤质497.1.3井下运输系统497.2采区运输设备选择507.2.1设备选型原则507.2.2采区运输设备选型及能力验

21、算507.3运输大巷运输设备选择527.3.1选择电机车527.3.2设备选择538 矿井提升548.1矿井提升概述548.2主副井提升548.2.1主井提升548.2.2副井提升579 矿井通风及安全599.1矿井概况、开拓方式及开采方法599.1.1矿井地质情况599.1.2矿井通风系统的基本要求599.1.3矿井通风方式的确定599.1.4主要通风机工作方式选择609.1.5带区通风系统的要求619.1.6带区通风方式的确定619.2采区及全矿所需风量629.2.1采煤工作面实际需要风量629.2.2备用面需风量639.2.3掘进工作面需风量639.2.4硐室所需风量649.2.5其他巷

22、道所需风量649.2.6矿井风量计算659.2.7风量分配659.2.8通风构筑物669.3全矿通风阻力计算669.3.1矿井通风阻力669.3.2两个时期的矿井总风阻和总等积孔709.4选择矿井通风设备719.4.1选择主要通风机719.4.2电动机选型719.4.3矿井主要通风设备及装备要求729.5防治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 设计矿井基本技术经济指标79参考文献81专题部分浅谈瓦斯的抽放83摘 要831 绪论841.1课题研究的背景841.2煤矿瓦斯抽放机理的国内外研究现状841.

23、3目前瓦斯抽放理论存在的问题及发展方向852 采动裂隙带中瓦斯的运移特征852.1采动裂隙带抽放瓦斯多场耦合分析852.2采动裂隙等效岩体的概念872.3基本假设882.4 采动裂隙带煤岩体变形场方程组892.5采动裂隙带气体渗流一扩散场方程902.6瓦斯在采动裂隙带的运移聚集特征943采动裂隙带中瓦斯运移规律的现场应用分析953.1概况953.2 瓦斯抽放系统96参考文献109翻译部分英文原文111中文原文117致 谢123一般部分第128页中国矿业大学2012届本科生毕业设计1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿区地理位置永城矿区陈四楼井田位于河南省永城市境内，为城厢、陈集、顺

24、和乡所辖。井田中心南距永城老县城8 km；地理坐标：东经1162220，北纬300035。矿区北靠陇海铁路，东临京沪铁路，青（龙山) 阜（阳）铁路从矿区东南约20 km处穿过，西有京九铁路商阜段。永城老县城距商丘车站95 km，至徐州车站97 km，宿州车站74 km，其间均有柏油公路相连。区内主要村镇之间亦有简易公路相通，交通运输堪称方便。详见矿区交通位置图1-1。1.1.2自然地理概况井田位于黄淮冲积平原东部，地势低洼平坦，自西北向东南微微倾斜，地面标高+32.49 m +36.50 m，一般在+32 m至+35 m之间，相对高差3 m左右。地表广为巨厚的新生界松散冲积物所覆盖。区内地表水

25、系不甚发育，最大的河流沱河在井田南部2 km处流过。井田内用于灌溉的沟渠纵横交错。沱河属淮河水系，发源于商丘市东北之响河，向东南流入安徽省的新汴河，全长120 km，其流量受大气降水控制，年平均流量12 m3/s，有记载的最大流量384 m3/s（1963年）。 本区属半湿润、半干旱的大陆性气候，冬春干早，夏秋多雨，四季分明。据永城县气象站资料： 气温：19741984年观测，月平均最高气温26.89 （7月份），最低-0.32 ，年平均卫14.3 。日最高气温41 (1959年7月30日)，最低-19 (1957年2月21日)。 降雨量：最大降雨量1022.5 mm（1977年），最小为63

26、0.4 mm，年平均813.6 mm；日最大降雨量207 mm(1957年7月I4日)，一次最大降雨量为443.4 mm ( 1965年7月5日18日)。 蒸发量：历年最大蒸发量1985.7 mm（1978年），最小1603.2 mm，(1975年)，平均1745.4 mm。 相对湿度平均68%73.16%。冬春季多西北风，夏季多东北风偶有东南风，最大风速183 m/s(1982年4月21日)。每年12月至翌年3月为降雪和冰冻期，最大冻土深度19 cm。据中国地震烈度表载，本区属六度地震区.河南省地震局受永城煤炭工业联合公司委托，提出“永城县地震基本烈度鉴定意见书” （84）豫震烈字第002号

27、文)，该文在分析了地质构造及本区地震史之后，认为.“本区不可能发生六级左右地震，主要是受邻区强震影响，其地震基本烈度六度是最适宜的。”又提出“鉴于永城煤炭储量丰富，现已投入建井，将来发展远景可观，据此建议，对特别重要的工程和建筑物，可提高1度设防。”煤炭部基建司对陈四楼矿井方案设计审查意见明确：“建筑物地震烈度均按6度设防，但对六大要害系统按7度的构造措施设计。 图1-1 陈四楼矿井交通位置图图1-1 陈四楼交通位置图1.1.3矿区开发历史及生产建设规划矿区现有生产矿井葛店煤矿、新庄煤矿、车集煤矿等8处。另外，矿区已经逐步形成了煤矿产业链，除部分大件煤矿机械外，基本可以满足煤矿建设需要。1.1

28、.4矿井建设的外部条件 矿井工业场地至矿区集配站的铁路专用线正线里程15.86 km。新、老两条永砀公路，分别自工业场地两侧经过，将矿井工业场地与铁路干线和土产材料产地连通，交通条件较好。 矿井永久电源由永城220 kV变电站供给。地方集资兴建的永城110 kV变电站，可作为本矿井建井期的施工电源。为确保施工安全，另一回电源可取自新庄矿井。矿区热电站应尽快建设。经初步勘探证实，上第三系孔隙承压水，无论其水量和水质均可满足本矿井永久水源的要求。矿区北部的芒山生产白灰、石子、料石等土产材料。水泥、钢材木材等建材亦可通过公路运至本矿。矿井建设的外部条件比较优越、可靠。2 地质特征1.2.1地层永城煤

29、田为华北型沉积，地层分区属华北区、鲁西分区、徐州小区的范畴。本井田无基岩出露，全都被新生界冲积层所覆盖，缺失上奥陶统至下石炭统、三迭系至第三系古新统两段。钻探揭露的基岩地层上至石千峰组（平顶山砂岩)，下至中奥陶统马家沟灰岩，厚度约1100 m。自下而上叙述如下:1、中奥陶统马家沟组(O2m)，由白云质灰岩、灰岩组成，井田内揭露厚度3045.20 m。2、石炭系(C23)，假整合于中奥陶统之上；中统本溪组（C2b)，由铝质泥岩及山西式铁矿组成，厚度222 m，平均8.78 m；上统太原组（C3t），由911层薄至中厚层状灰岩和泥岩、砂质泥岩及粉、砂岩组成，间夹不可采煤层35层，厚度93164 m

30、，平均133 m；3、二迭系(P)，揭露厚度961.2 m，下统齐全，上统K6标志层以上多被剥蚀；下石盒子组（P1x），厚度48.63112.27 m，平均74.92 m，由泥岩、砂质泥岩、砂岩及三煤组组成，以K5砂岩标志层底界与上石盒子分界； 山西组（P1S），厚度89.94131.78 m，平均106.43 m，由泥岩、砂质泥岩、砂岩及煤层组成。二2煤层赋存于中部，下以K3灰岩标志层顶界与石炭系分界，上以K4鲕状铝质泥岩底界与下石盒子组分界；上石盒子组（P2s），钻孔穿见厚度728.98 m，共分四段，每段底部都以一层稳定的砂岩标志层相分界（K5K9），其基岩组成也是以泥岩、砂质泥岩、粉砂

31、岩及砂岩为主，不含具有工业价值的煤层。 4、新生界（R2）井田内覆盖层中，仅有上第三系和第四系，缺失下第三系。厚度300430 m，平均348.73 m。由粘土、亚粘土、亚砂土及中、细、粉砂交互成层。上第三系为河湖相沉积，直接覆盖于古生界之上。详见井田地层划分表1-1。（后附矿井综合柱状图）1.2.2地质构造 新华夏体系及东西向构造构成永城煤田的骨架，本煤田有永城背斜及北部的孔庄芒山背斜组成。陈四楼井田位于永城隐伏背斜之西冀，大致呈单斜构造，总体走向NNW，倾向SWW。受多期构造运动的影响，褶曲、断裂均较发育。地层倾角在露头处局部较大，向深部逐渐变小，一般为310，局部1015。1、褶曲 井田

32、内褶曲比较发育，近东西向的自南向北有八里庙向斜、吕庄向斜等。2、断裂井田内断裂构造均为正断层，据葛店煤矿井下及芒山地表所见，推定断层面倾角均为70。发现并已被控制的断层 4条，以NNE向断裂为主，近东西向断裂也较发育。断层情况详见表1-2。3、岩浆活动据侧定，井田内岩浆岩活动大致有两个期次：基性岩为华力西运动晚期产物；酸性岩为燕山运动早晚期产物。基性岩主要为辉绿岩，一般在三煤组中顺煤层侵入三4、三、三5煤层中，呈岩脉或岩席产出；酸性岩主要为闪长岩类及花岗岩类，呈岩墙及岩席产出。受岩浆岩侵入影响地段，使煤层结构复杂，或变为天然焦，降低了煤层的经济价值。1.2.3水文地质1、含水层及隔水层特征自上

33、而下分为四个含水组：1）新生界孔隙含水组：区内松散地层沉积为冲积及湖积，其厚度受古地形影响而东薄西厚、南薄北厚。含水砂层一般为112层，平均厚86.34 m。浅部以大气降水垂直渗入为主，中部及深部以水平侧向渗透为主。属孔隙承压水，不易疏干，q=0.0047.0 /sm，K=0.623 m/d。含水砂层之间及其与基岩之间有厚度比较稳定的粘土层，形成天然的隔水屏障，局部地段与基岩处有透镜状砂层，即所谓“天窗”，对浅部开采会具有一定影响。2）二迭系砂岩裂隙，孔隙含水组：主要由上、下石盒子组及山西组砂岩裂隙孔隙承压水组成，其补给方式以水平侧向渗透补给为主，渗透能力差，富水性弱，迳流滞缓，静储量为主，易

34、于疏干。q=0.1213 /sm，K=0.5683.91 m/d，水质类型为SO4-Na。3）石炭系灰岩岩溶裂隙含水组：主要含水岩层为石灰岩(11层)。灰岩以L2、L3、L4、L7、L8、L9、L10七层比较稳定，岩溶裂隙比较发育，但多被泥质或钙质充填。补给方式为远方侧向渗透。q=0.0006852.068 /sm，K=0.004927.473 m/d。水质类型SO4CaNa，矿化度2 g /l。 4）奥陶系岩溶裂隙含水组：区域范围内，在安徽省闸河煤田东西两侧出露，本煤田仅在芒山有局部出露。岩溶发育，富水性强。补给方式以远方水平渗透为主。=0.00068515.7 /sm，0.0027.473

35、 m/d。水质类型SO4CaNa，矿化度2.2064.43 g/l。表1-1 井田地层划分表地 层 系 统厚度（m）最小-最大界系统组段符 号标志层代号平 均新 生 界第四系|第三系R2300-430348.73古生界二叠系上二叠统石千峰组P2Sh1K9残厚51上石盒子组四P2S4K8172三P2S3K7200二P2S2K6233P2S1K581.65-150.68124.08下二叠统下石盒子组P1xK448.53-112.2774.92山西组P1s 89.94-131.78 106.43石炭系上统太原组CatK3 K2123.09-201.86151.54中统本溪组CabK12.0-22.0

36、8.78奥陶系中统马家沟组Ozm揭穿40表1-2 断层特征及控制情况断 层延展方向倾 角（）长 度（m）落 差（m）可靠度编 号性 质F1正东西531900.5033AF2正东西70800.1410AF3a正东西59566.800-27AF3b正东西59950.5327BF4正东西58-682004.4617-107B2、井田水文地质条件 本井田水文地质类型为中等简单，其主要依据是：1）直接充水含水层，三煤层和二煤层顶板砂岩含水性弱，单位涌水量一般小于0.01 /sm，为简单类型； 2）上复新生界含水层与基岩界面之间有厚度大于30 m的粘土层阻隔，正常地段对煤系地层无充水作用； 3）下伏太原组

37、灰岩含水层与二2煤层之间有砂岩和泥岩组成的隔水层，厚度在50 m以上，正常地段二2煤层的开采不存在底板突水的威胁； 4）井田内断层富水性及导水性弱，q0.001 /sm； 5）主采煤层顶底板岩层稳定； 6）矿床远离地表水体。3、矿井预计涌水量 井田南部和西部均以断层构成阻水边界，东部煤层露头与粘土隔水层相接，只有北界F1断层使二2煤与对盘太原组灰岩相接，可视为弱补给边界。 通过采用“集水廊道”法计算，矿井预计正常涌水量894 m3/h（其中：K5砂岩328 m3/h，三煤组291 m3/h，二煤组275 m3/h）；最大涌水量1200 m3/h。 1.3 煤层特征1.3.1煤层井田内含煤地层自

38、下而上为石炭系上统太原组、二迭系下统山西组，下石盒子组及二迭系上统上石盒子组。共含煤1720层。煤层总厚15.85 m。其中有经济价值的为下二迭统的山西组及下石盒子组。该两含煤地层总厚度平均186 m，煤层总厚12.42 m，含煤系数58%。其中山西组的二2煤层为主要可采煤层，下石盒子组中局部可采的煤层有三1 、三、三4三层。二2煤层为一稳定较稳定、结构简单(偶含泥岩夹矸一层)的厚煤层。全区稳定可采。三1煤层，层位稳定，平均厚度1.30 m，其可采范围集中在08线以南。04线以南以单层结构为主，以北渐变为双层结构，未受岩浆岩破坏。各煤层特征见表1-3。1.3.2 煤质 各煤层均为高变质阶段的无

39、烟煤。 二2煤层低灰分，特低硫，高发热量；理论分选比重1.7时，可选性为易至极易选；化学活性好；抗碎强度及热稳定性中等，可作动力及民用煤，亦可用于气化。 三煤组各煤层煤质的共同点是：中至富灰分(三1煤为富灰)，特低硫，高熔点；中至高发热量；理论分选比重1.7时，可选性中等；化学活性一般不佳；热稳定性差中等；强结碴，不易磨。可作动力、发电及民用煤。 各煤层煤质主要特征见表1-4。1.3.3 开采技术条件 1、煤层顶底板二2煤层顶板以砂岩为主，完整性和稳定性较好，顶板较易管理，底板一般不会发生“底鼓”；三煤组各可采煤层由于层间距小，砂岩厚度薄且稳定性较差。2、瓦斯井田内瓦斯含量普遍较低，一般小于1

40、 cm3/g；瓦斯风化带分布很广很深，除个别富集点之外，都属瓦斯风化带，直至-800 m以深。虽然瓦斯煤样的取样手段比较落后（集气式），瓦斯含量的准确性较差，但瓦斯成分和分带是可靠的。一般认为，瓦斯风化带界面处的相对瓦斯涌出量为2 m3/td左右。将本矿井定为低沼气矿井管理是有充分依据的。3、煤尘无爆炸性到具弱爆炸性。4、各煤层均无自然发火倾向。5、地温：二2煤层在-650 m以深，除63至65线范围地温低于31 ，其余均高于31 ，属一级热害区；三煤层仅在0312孔至-650 m以深出现小范围的一级热害区。井田内其余地段地温均属正常。1.3.4勘探程度及存在问题本井田自1957年普查找煤开始

41、，至1986年4月提交精查地质报告，历时30年，并于1993年3月提交了河南省永夏矿区陈四楼矿井首采区地震补充勘探报告。共施工钻孔88个，成14条勘探线。统一为东西方向。平均每平方公里近3.9个钻孔，钻探工程量47380.9 m。全国储委煤炭专业委员会于1 986年5月24日至2 7日对该报告进行了审查，地质11队根据审查意见，对报告进行了修改补充，于7月22日送交煤委复查。1986年8月27日获正式批准。该井田地质勘探工作基本符合煤炭资源地质勘探规范的规定，勘探手段的确定基本合理，报告对井田地质构、地层、煤层、煤质、水文地质及开采技术条件等方面的研究，基本上达到了精查勘探的要求。正式批准后的

42、“陈四楼井田精查地质报告”可作为矿井设计和建设的依据。报告存在如下不足之处:(1) 经高分辨率地震仪解释，F2断层以东，03060408孔连线附近有一条落差3548 m的“入”字形断层（F3、F4）未作钻探验证。 (2) 上石盒子组底部K5砂岩与三4煤层的间距仅为27 m，应为三4煤层的直接充水含水层，勘探中未作抽水试验。(3)测井使用的人工放射性仪器未作线性标定，仪器常处于超线性范围工作，影响到对煤层及夹歼厚度解释的准确性，审查中有较多见煤点测井资料降级。(4)1980年前钻孔封孔质量不好，1980年后封孔质量有所改进，但也难作出评价。设计建议:（1）对于先期开采地段的地质遗留问题补充部分勘

43、探工作 (见第二章第三节)，列为基本建设投资。（2）地震解释断层F3、F4，应在生产勘探中证实（3）对封孔质量问题，生产建设中应引起注意，及时采取有效措施，以预防因封孔质量不好而造成水害。2 井田境界和储量2.1井田境界井田范围北起F38断层处，东部和南部基本以二2煤中的风氧化带为边界，西部分别以煤层露头线和断层 F6为界2.2可采煤层井田内含煤地层自下而上为石炭系上统太原组、二迭系下统山西组，下石盒子组及二迭系上统上石盒子组。共含煤1720层。煤层总厚15.85 m。其中有经济价值的为下二迭统的山西组及下石盒子组。该两含煤地层总厚度平均186 m，煤层总厚12.42 m，含煤系数58%。其中

44、山西组的二2煤层为主要可采煤层.。二2煤层为一稳定较稳定、结构简单(偶含泥岩夹矸一层)的厚煤层。全区稳定可采。2.3井田尺寸井田的平均走向长度为6.50km。井田的倾斜方向的最大长度4.3km，最小长度2.3km，平均3.79km。井田的水平面积按下式计算： S=HL （2.1）式中 S井田的水平面积，; H井田的平均水平宽度，m； L井田的平均走向长度，m；则井田的水平面积为S=6.503.79=24.69（k）井田赋存状况示意图如图2.1所示。图2.1 井田赋存状况示意图2.4矿井储量2.4.1储量计算基础（1） 根据陈四楼煤矿井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算。（2） 储量计算厚度

45、：夹矸厚度不大于0.05m，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹矸厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层厚度作为储量计算厚度。（3）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。（4）煤层体积质量：二2煤层体积质量为1.46t/m3。2.4.2 安全煤柱留设原则（1）工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱。（2）各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定，用岩层移动角确定工业场地，村庄煤柱。（3）断层煤柱宽度40m，井田境界煤柱宽度50m。（4）维护带宽度：风井场地20m，村庄10m，其它15m。（5）

46、工业场地占地面积，根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明书中第十五条，工业场地占地面积指标见表2.1。表2.1 工业场地占地面积指标井型(Mt/a)占地面积指标（ha/0.1Mt）2.4及以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.82.4.3矿井地质储量矿井主采煤层为二2煤层，采用地质块段法。根据地质勘探情况，将矿体划分为、四个块段，在各块段范围内，用算术平均法球的每个块段的储量，煤层地质总储量即为各块段储量之和，块段划分如图2.2所示。图2.2 地质块段划分按下式计算：Z= SR平均H煤厚/cos（） （2.2）式中 Z各块段储量，Mt； S各块段面积，； R平均

47、煤的平均容重，t/ m3 H煤厚煤的平均厚度，m； 各块段煤层平均倾角，。通过计算各块地质资源储量分别为： 块段：Z=34.14Mt； 块段：Z=40.01Mt；块段：Z=29.47Mt；块段：Z=20.83Mt；则二2煤层总的地质储量为：Z= Z+Z+Z+Z=28.45+37.51+24.56+17.36=129.46Mt。2.4.4矿井工业资源储量矿井工业资源储量按下式2.3计算: Zg=Z111b+Z122b+Z2M11+Z2M22+Z333k （2.3）式中 Zg矿井工业资源储量，Mt； Z111b探明的资源量重经济的基础储量，Mt； Z122b控制的资源量中经济的基础储量，Mt； Z

48、2M11探明的资源量中边际经济的基础储量，Mt； Z2M22控制的资源量中边际经济的基础储量，Mt；Z333推断的资源量，Mt；k可信度系数，取0.70.9，地质构造简单，煤层赋存稳定取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定取0.7.根据本矿实际条件，地质构造中等，煤层赋存较稳定，故取0.8。根据勘探地质报告，本矿井地质资源分类如下表2.2所示：表2.2 地质资源分类表 地质资源储量探明的资源储量控制的资源储量推断的资源量经济的基础储量边际经济的基础储量经济的基础储量边际经济的基础储量推断的储量111b2M11121b2M2233360%30%10%则矿井工业资源储量为： Zg=Z60%+Z30

49、%+Z10%0.8=0.98129.46=126.88Mt。2.4.5矿井设计储量矿井设计储量按下式2.4计算： Zs=（Zg-P1） （2.4）式中 Zs矿井设计资源储量，Mt； P1断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑物、地面构筑物煤柱等永久煤柱损失量之和，Mt；按照煤矿安全规程规定，由本矿井实际情况取井田境界煤柱为50m，断层保护煤柱为40m，则保护煤柱量如下表2.3所示：表2.3 保护煤柱压煤量名称面积（）比重（t/ m3）煤厚（m）压煤量（Mt）井田境界煤柱9754731.463.546.26断层F30煤柱166648断层Fs2煤柱169358则矿井设计资源量为：Zs=（Zg-P1）=126.88-6.26=120.62Mt。2.4.6矿井设计可采储量矿井设计可采储量按下式2.5计算： Zk=(Zs-P2)C (2.5)式中 Zk矿井设计可采储量，Mt； P2工业场地和主要煤柱损失之和，Mt； C采区采出率，厚煤层不小于75%，中厚煤层不小于8