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1、河 南 理 工 大 学采矿工程专业毕业设计说明书姓 名： 学 号：学 院：能源科学与工程学院班 级：采矿本10-1班设计题目：鹤煤十矿60万吨矿井初步设计指导教师：职 称：副教授二一二年六月前 言毕业设计是大学学习的最后一个环节，也是最重要的环节。它让我们对大学几年学过的东西进行系统的复习和再巩固，从而为后面马上要参加的工作打下坚实的理论基础。本次设计的题目是鹤煤十矿60万吨矿井初步设计，设计所用资料均收集于毕业实习矿井，在指导老师的精心帮助下，经过三个月的设计终于完成了对整个矿井的专项初步设计。本设计的井田面积为8.8648平方千米，年产量60万吨。井田内主采煤层二1煤赋存比较稳定，煤层平均
2、倾角27，平均煤厚3.50m，整体地质条件比较简单，在井田范围中部有断层发育。沼气和二氧化碳含量相对较高，涌水量大。该矿井二1煤有煤尘爆炸危险性，不易自燃，自燃发火周期为6个月。根据实际的地质资料情况进行井田开拓和准备方式的初步设计，该矿井决定采用立井多水平（暗斜井延伸）上山开采的开拓方式，为降低巷道的掘进率、维护率及充分利用巷道的断面，-300运输大巷采用机轨合一巷的方式。设计采用综合机械化一次采全高回采工艺，走向长壁采煤法，采用全部垮落法处理采空区。对矿井运输和矿井通风等各个生产系统的设备选型计算，并对矿井安全技术措施作出了简单的论述，完成整个矿井的专项初步设计。矿井全部实现机械化，采用先
3、进技术并借鉴现代化矿井的经验，实现一矿一面高产高效矿井，从而达到良好的经济效益和社会效益。在三个月的设计里，指导老师给予了我很大的帮助，在这里我衷心的感谢我的指导老师陈晓祥，同时也感谢关心我们设计的学校领导以及给予我帮助的同学们。由于自己所学知识有限，以及采矿专业本身的严谨性和时间的有限，在编写过程中难免有不足和错误之处，敬请老师批评，指正并原谅。目 录1 井田概况及地质特征11.1井田概况11.1.1 交通位置11.1.2地形、地势及地貌特征21.1.3 气象31.1.4 区域经济概况31.1.5 煤矿开采情况41.2地质特征41.2.1井田内的地层情况41.2.2 区域水文地质特征61.2
4、.3井田水文地质特征71.2.4矿井地质条件和水文地质条件分类81.2.5 地温和地压91.2.6 井田煤层特征101.2.7 煤质101.2.8 矿井瓦斯121.2.9 煤尘爆炸性和煤的自燃倾向性122 井田开拓132.1井田境界及储量132.1.1 井田划分的原则132.1.2 划分井田的方法132.1.3 井田境界132.1.4 矿井工业资源储量142.1.5 矿井可采储量162.1.6 矿井的设计可采储量182.2 矿井设计年生产能力及服务年限192.2.1 矿井工作制度192.2.2 矿井设计生产能力192.2.3 矿井设计生产能力202.3 井田开拓方案比选212.3.1 影响设计
5、矿井开拓的主要因素分析212.3.2井田开拓中若干问题分析222.3.3 比较开拓方案252.3.4确定方案302.4井筒302.4.1主井302.4.2副井312.4.3风井322.5 井底车场及硐室332.5.1 井底车场形式的选择332.5.2 线路总平面布置342.5.3 马头门线路长度362.5.4 道岔及弯道的连接尺寸计算372.5.5 井底车场线路总平面布置412.5.6 井底车场通过能力计算412.5.7 确定井底车场主要巷道断面432.5.8 井底车场硐室442.5.9 其他硐室463 大巷运输及设备473.1 运输方式的选择473.1.1运输方式473.1.2运输系统473
6、.2 矿车483.3 运输设备选型483.3.1列车组成的计算493.3.2电机车台数的计算534 采区布置及装备564.1采煤方法564.1.1采煤工艺方式564.1.2回采巷道的布置564.1.3工作面长度及推进长度的确定564.1.4采煤工艺574.1.5综采工作面的主要设备584.1.6工作面循环方式和循环作业图表的编制604.2采区布置634.2.1概述634.2.2采区巷道布置及生产系统634.2.3采区车场形式的选择644.2.4采区硐室664.2.5采区千吨掘进率、采区掘进出煤率及采区回采率674.2.6确定采区巷道掘进方法及掘进工作面数684.2.7采区生产系统694.2.8
7、 同采采区数和工作面数704.3 采掘设备选型734.3.1液压支架选型734.3.2采煤机选型744.3.3工作面刮板运输机选型764.3.4顺槽皮带运输机选型774.3.5转载机选型784.3.6乳化泵选型784.3.7掘进设备选型794.4采区下部车场线路设计814.4.1 道岔及竖曲线计算814.4.2 起坡点位置确定834.4.3 绕道线路计算844.4.4 高低道高差闭合计算865 通风和安全875.1 概况875.1.1通风设计的基本依据875.1.2 矿井通风系统的要求875.1.3矿井通风系统的确定885.2 矿井风量计算895.2.1确定矿井总风量895.2.2 风速验算9
8、45.2.3 全矿通风阻力的计算955.3 矿井通风设备选型995.3.1选择主扇995.3.2选择电动机1025.4 防止特殊灾害的安全措施1035.4.1预防瓦斯爆炸的措施1035.4.2防尘措施1035.4.3预防井下火灾的措施1045.4.4为防止井下水灾的措施1046 矿井建设工期1066.1指标选取1066.2关键线路1066.3工期计算108参考文献1091 井田概况及地质特征1.1井田概况1.1.1 交通位置鹤煤集团十矿位于鹤壁市老区最南部，距市区中心约9公里。矿井地理坐标为东经11411291141304；北纬354730355034。河南省国土资源厅颁发采矿许可证（证号：4
9、100000620107）划定区域范围，井田范围由43个拐点坐标圈定，采矿权人鹤壁煤电股份有限公司，准采二1煤层，开采深度由+50m至-800m标高。开采方式为地下开采。矿区走向长约2.55.5Km，倾向宽约02.4Km，面积为8.8648km2，有效期壹拾肆年，自2006年04月至2020年04月。生产规模60万吨/年。井田内公路、铁路发达，交通十分方便，见图1-1。铁路方面，区内有矿区铁路专用线连接京广铁路和汤鹤线，向南距京广铁路鹤壁站约11km，向北距汤鹤线约17km，汤鹤线向东和京广铁路接轨。公路方面，大（赉店）白（连坡）公路从本区中部通过，本区北7km处有汤（阴）鹤（壁）公路，大（赉
10、店）白（连坡）公路和汤（阴）鹤（壁）公路均与107国道、（北）京珠（海）高速公路相连；本区沿大（赉店）白（连坡）公路分别距107国道、（北）京珠（海）高速公路16 km和18km，沿汤（阴）鹤（壁）公路分别距107国道、（北）京珠（海）高速公路13km和15km。图1-1 十矿交通位置示意图1.1.2地形、地势及地貌特征在大的地貌单元上，本区处于太行山与华北平原之间的过渡带。矿井内地貌类型属太行山区之前缘丘陵地貌的一部分，为侵蚀剥蚀成因的丘陵地貌。矿井南部及西南端为中丘地形；东南端则由岩浆岩及新近系砾岩、粘土组成，绝对高程为+130257m，相对高差为127m。矿井中部及北部则属起伏较小的低缓
11、丘陵，其高程在+130.5196.1m左右，相对高差为65.6m，丘顶大多为新近系粘土或砾岩组成。在轻微的剥蚀作用下，丘顶平坦圆缓，丘坡坡度1020度，部分丘坡呈似台阶状。在丘岗之间发育着弱至中等切割程度的冲沟坳地或平坦谷地，个别宽达200300m。谷中出露有厚度不大的原生及次生黄土状亚砂土夹杂砾石、石块等沉积物质。丘岗及沟谷大体呈北东向展布。1.1.3 气象本区属北暖温带大陆性干旱季风气候，夏热冬冷，四季分明。据鹤壁市气象站19582000年观测资料统计：气温：最高气温42.3C（1967年6月4日），最低气温-15.5C（1967年1月15日）；年平均最高气温15.3C（1961年），年平
12、均最低气温13.1C（1964年），平均气温14.5C。湿度：年平均绝对湿度为11.63毫巴，年平均相对湿度为60%。降雨量：年最大降水量为1394.1mm（1963年），年最小降水量为266.6mm（1965年），年平均降水量为649.55mm；6、7、8月降水量占全年降水量的60%。月份最大降雨量为699mm（1963年8月），最大日降雨量为249.5mm（1963年8月8日）。蒸发量：最大蒸发量2695.0mm（1965年），最小蒸发量1637.4mm（1990年），年平均蒸发量2091.97mm；蒸发量远远大于降雨量。风向和风速：每年八月至来年二月多刮北风，最大风速23m/s，每年三月
13、至七月多刮南风，最大风速14 m/s。最大冻土深度30cm。1.1.4 区域经济概况鹤壁市设置于1957年，面积2182km2，人口130.9万；辖3区2县，25个乡镇，10个街道办事处。主要粮食作物有小麦、玉米、大豆、高粱、谷子和红薯，主要经济作物有棉花、花生、油菜和蔬菜等，是河南省畜牧业的生产基地。鹤壁市拥有煤炭电力、机械电子、冶金建材、化工医药、轻纺、食品、陶瓷等门类较为齐全的工业体系；矿产资源有30种，煤炭资源丰富，还有水泥灰岩、白云岩、玄武岩、大理石、重晶石等；拥有火力发电装机容量44.8万千瓦，发电量31.4亿千瓦时。市区有自来水厂2座，日供水能力13.1万m3；设有煤气供应站4座
14、，日供应能力4万m3。1.1.5 煤矿开采情况矿井采用地下开采的方式，主井、副井、风井分水平上山开拓，通风方式为两翼对角式。开采二叠系下统山西组二1煤层，开采方式走向长壁采煤法。十矿生产划分以-300以上为第一生产水平，300m至550m为第二生产水平，采区划分主要依据井筒为界，向北向南两翼依次排开。矿井现生产水平为-300m水平。采区以断层为界，南、北翼开采。随着技术条件进步，现今矿井以综采为主，高普炮采为辅，实现了长走向，大倾斜一次采全高或倾斜分层开采。1.2地质特征1.2.1井田内的地层情况由于山西组所含二1煤层为本井田可采煤层，所以本次设计为开采二1煤层的矿井初步设计，顶底板综合柱状图
15、见图1-2。二1煤顶底板岩石工程地质特征包括：1、二1煤层顶板 二1煤直接顶板为黑色泥岩或砂质泥岩，厚019.71m，平均5.69m，采后易冒落。老顶为灰褐色中粒砂岩，厚度026m。本层砂岩厚度及岩性变化具有分区性，在3勘探线（即运输机上山附近）以北，厚度较小，一般在5m以下，局部被泥岩取代；在3勘探线以南，厚度急剧增大，最厚达26m（鹿5透孔揭露）。根据岩石物理力学样试验，其抗压强度为49.4127Mpa，单向抗压强度为1.54 Mpa。2、二1煤层底板二1煤直接底板为黑色泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩，厚0.7017.00m。根据岩石物理力学样试验，其抗压强度为38.143.3Mpa，单向抗压强
16、度为1.01.3 Mpa。老底为细粒砂岩夹砂质泥岩互层，砂岩厚度发育不均衡，局部演变为砂质泥岩。根据岩石物理力学样试验，其抗压强度为87.3Mpa，单向抗压强度为2.6 Mpa。3、工程地质条件预测评价据矿区工程地质条件现状特征，在开采伪顶附近的煤层时，顶板极易冒落。通过二1煤层掘进和回采工作面发现煤层顶、底板岩层较软，稳定性差，基于岩性松软，见水易胀，随矿山压力的增大，底鼓问题就显得较为突出，应加强底板管理和底板疏干工作，在生产过程中曾发生过冒顶、底鼓等不良工程地质现象。工程地质条件中等。井巷开拓、采掘过程中应加强顶底板维护与管理。图1-2 顶底板综合柱状图1.2.2 区域水文地质特征1.2
17、.2.1 地表水淇河在鹤煤十矿南部流过，距离矿区3501000m，该段河床宽处超过100m，坡降约0.3，水流平缓，局部出现有小的河漫滩。淇河发源于山西省陵川县太行山区，流经河南省林县、鹤壁市、淇县、浚县归于卫河，全长约150km，卫河流入海河后入渤海。据1966年125队观测资料，淇河在本区枯期最小流量为2.43.7m3s；汛期最大流量达2572 m3s（1963年）。在矿区南部二1煤层隐伏露头与淇河流向平行，此处淇河水体标高在110113m之间，二1煤层矿体标高在+50m-150m之间，淇河水体对煤层顶、底板含水层具有一定的补给作用。除淇河外，矿区内的一些冲沟在雨季成泄洪通道流入淇河，枯季
18、多干涸无水，仅个别低洼处成为积水塘。在许家沟村西有一奥陶系石灰岩上升泉群，常年涌水，注入淇河，总涌水量为1.4m3/s，正常情况下对矿区地下水影响不大。1.2.2.2 岩溶地下水本区位于太行山隆起带与华北平原沉降带之间的过渡地段，其西部为太行山中低山，东部为华北平原，地势总体为西南高东北低。根据本区所处的位置、地下水流向、地质构造、岩性组合等特征，总体属许家沟泉岩溶水系统。该岩溶水系统北起大闾寨马投涧一线地表分水岭、南至封门口断层，西起漕旺水盘石头施家沟石碑头地下分水岭、东至青羊口断层，面积约615km2，其中灰岩裸露面积415km2。西部太行山区奥陶、寒武系石灰岩呈裸露或半裸露型，沟壑纵横，
19、裂隙岩溶发育，有利于大气降水及地表水的渗入和补给。当地下水在西部山区接受补给后由西向东迳流。在迳流过程中若遇北西、北北东向阻水断裂，部分地下水则以泉的形式排出地表，如许家沟泉群，部分改变流向后继续向深部运移。由此可见，地质构造对区域地下水的运移、富集具有明显的控制作用。山前广泛分布的冲、洪积砾石层和沿河流两岸分布的砂砾层，能直接接受降水和地表水的补给，在西部还可接受奥陶系灰岩地下水的补给，在地形适宜的地段可见季节性泉水出露。本区处于许家沟泉岩溶水系统的迳流区内。1.2.3井田水文地质特征1、奥陶系、寒武系碳酸盐岩类岩溶裂隙含水岩组厚400800m，为中厚层状泥晶灰岩、白云质灰岩、白云岩，补给条
20、件好；许家沟泉群多年平均流量5040m3/h；钻孔漏失量3.812.0m3/h，钻孔单位涌水量为0.0046613.331L/sm，在十矿附近水位标高约+115.50119.07m；供水井抽水单位涌水量2.31513.33L/sm；水化学类型为HCO3Ca和HCO3CaMg，矿化度0.2970.573g/L，pH值7.48.2；据安鹤矿区在许家沟岩溶水系统内的矿井资料，在断层影响下，本含水岩组层中的岩溶裂隙水进入矿井，水量258413507m3/h。由此可知，该含水岩组富水性极强，且极不均一。2、石炭系上统碎屑岩夹石灰岩岩溶裂隙含水岩组由石炭系太原组砂泥岩碎屑类夹59层石灰岩组成，为含、隔水层
21、互层式，厚115167m。含水岩组可分为上、下两段：上段有23层石灰岩（L7L9），其中L8灰岩稳定，分布广，厚0.109.44m，一般35m，泥质含量高，岩溶裂隙发育较差，不利于大气降水渗入补给。据钻孔抽水资料，单位涌水量为0.0003270.074L/s.m，渗透系数为0.004454.374m/d，水位标高+93.81+225m，水化学类型为HCO3Ca和HCO3K+Na水，矿化度0.451.23g/L，pH值为6.59.37；据安鹤矿区在许家沟岩溶水系统内的煤矿资料，在断层发育地段，太原组上段岩溶裂隙水突水量1501210m3/h。表明该段岩溶裂隙发育不均一，富水程度也不均一，总体上该
22、含水层富水性中等，但局部含水丰富。下段发育有L1L4薄中厚层状石灰岩，厚2.2411.05m；其中L2稳定，厚2.246.50m，平均5.61m。地表裂隙发育。钻孔单位涌水量为0.00411.5L/sm，水位标高+128.67+157.60m，水化学类型为HCO3Ca、SO4Ca和HCO3CaMg水，矿化度0.342.24g/L，pH值6.59.37；据安鹤矿区在许家沟泉岩溶水系统内的煤矿资料，太原组下段的矿井涌水量209.4478.8m3/h；由此可见，该段岩溶裂隙发育，总体上含水性中等，但极不均一。3、碎屑岩孔隙裂隙含水岩组由二叠系、三叠系的中、粗粒砂岩组成。含水层之间有厚度不等泥岩、砂质
23、泥岩、粉砂岩，无断裂构造的情况下，各含水层之间发生水力联系的可能性小。二1层顶板含水层钻孔单位涌水量0.000530.511L/sm，渗透系数0.00122.351m/d，水位标高+106.32+170m，水化学类型为HCO3NaCa、HCO3SO4CaMg和HCO3K+Na水，矿化度0.4542.138g/L，pH值6.58.4；反映二1煤层顶板含水层裂隙发育较差，但局部地段较好，总体上地下水迳流迟缓。从岩性组合看，该含水岩组中所夹的隔水层较厚，含水层含水弱至中等，总体上呈弱富水特征。4、新近系、第四系松散岩类孔隙含水岩组由冲、洪积及冰碛砾岩（层）构成，分选性差，常被粘土、粘土夹砾岩层分隔，
24、多呈透镜体状。受基岩风化面及断裂构造控制，含水层厚度2.00154.10m，一般25.00m。含水层主要接受大气降水及地表水的补给，水量、水位受季节性降水及地形制约，无统一的地下水位。大口径单井涌水量201700m3/h，一般5090m3/h；钻孔冲洗液漏失量为01.00m3/h，钻孔单位涌水量0.0211.481L/sm，渗透系数0.976.56m/d，水位埋深0.553.00m，标高+8.50+246.40m，水化学类型为HCO3Ca、HCO3SO4ClCa、HCO3SO4Ca、HCO3SO4CaNa以及HCO3SO4CaMg水，矿化度0.250.98g/L，pH值7.17.5。局部地段含
25、水较强，因埋藏浅、距二1煤较远，正常情况下对开采二1煤层一般无直接影响。1.2.4矿井地质条件和水文地质条件分类1.2.4.1 矿井地质条件分类十矿为类矿井，矿井地质条件为acdef。本报告依据矿井地质规程中矿井地质条件分类的指标，对十矿矿井地质条件综合评定后认为，该分类是符合实际的。1.2.4.2 矿井水文地质条件分类据矿井资料，二1煤层顶板直接充水含水层为山西组砂岩含水层，单位涌水量0.0610.235L/sm；底板直接充水含水层为太原组上段石灰岩含水层，单位涌水量0.05030.2407L/sm，比较而言，二1煤底板充水含水层的富水程度强于顶板含水层。2005年1月2009年12月矿井涌
26、水量一般410520m3/h之间；西北奥陶系灰岩有出露，接受大气降雨的补给水源，对煤层顶底板有一定的补给；采掘工程受水害影响但不威胁矿井安全，防治水工作易于进行；综合以上分析，根据煤矿防治水规定中表2-1分类标准矿井水文地质类型为中等。1.2.5 地温和地压1.2.5.1 地温本区测温钻孔共4个，简易测温钻孔3个，稳态测温钻孔1个。19-6、21-2、1-2孔为简易测温孔，井田深部19-6孔，孔底1030m温度为18.3，平均地温梯度为0.45100m。19-4为稳态测温钻孔，孔底温度20.96，平均地温梯度为0.82100m，地温梯度小于3/hm，属为地温正常区。目前开采中未发现地温异常。以
27、上资料表明，本井田地温梯度值小，地下采煤发生热害的可能性不大。1.2.5.2 地压经测试，十矿主要开采煤层的矿山压力及初次来压为：二1煤开采中顶板为采后易冒落的泥岩或砂岩，未见冲击地压现象。为防治矿压造成的危害，减少巷道维护费用。多年来，根据不同煤层和不同地段的实际情况，分别采取了加大煤柱、跳采和沿空留巷，穿尼龙大柱鞋等技术措施，收到了良好的效果。1.2.6 井田煤层特征井田含煤地层包括石炭系本溪组、太原组及二叠系山西组，平均总厚220.09m，发育三个煤组，一0煤组、一煤组、二煤组；共含煤24层，平均总厚15.84m。其中二1煤全区可采，一12煤部分可采、一11煤大部分可采，具有工业价值。其
28、它各煤层均属不稳定或极不稳定之薄煤层，仅一22、一61、一62、一7煤偶见可采煤点，分布范围小，没有工业价值。矿井主要可采煤层为二叠系山西组二1煤层。二1煤层：位于山西组下部，为矿区主要可采煤层，厚度大且稳定。二1煤底板标高+50-800m，埋深1651037m，59个见煤点，除了17-1、1-1两个钻孔受断层影响不可采外，其余57个钻孔全部达到可采厚度，煤厚1.385.26m，平均3.50m，可采性指数Km=1，煤层厚度变异系数r=20，一般含较稳定夹石一层，局部23层，夹石岩性为泥岩，总厚度0.500.70m，平均厚度0.32m，仅在4-1、4-2孔一线，夹石厚度突然增至3.557.72m
29、，将煤层分为上下两层，由于这种变化范围小，故仍将煤层定位结构简单的稳定中厚煤层。1.2.7 煤质1.2.7.1 煤的物理性质及煤岩特征 1、煤的物理性质二1煤为黑色，条痕黑色黑灰色，以碎块状为主，粉状次之、块状煤以亮煤为主，呈金刚光泽，见有镜煤和暗煤，具均一状和条带状结构，硬度较小，属半光亮型。粉状煤松软易碎。平均容重1.480 t/m3。2、显微煤岩特征二1煤显微煤岩组分中有机组分以镜质组为主，含量为83.789.3%，平均87.7%，惰质组含量2.85.3%，平均3.8%。镜质组以均质镜质体为主（部分颗粒内生裂隙发育），基质镜质体次之，团块镜质体少量。惰质组以微粒体为主，含有少量火焚丝质体
30、。无机组分含量6.011.0%，平均8.2%，以粘土矿物为主，多呈团块状、浸染状分布，少量呈不规则状充填于裂隙中；碳酸盐类的方解石多为后生，呈脉状分布。偶见黄铁矿呈星点状散布于有机质中。显微煤岩类型为微镜惰煤。1.2.7.2 煤的化学性质及工艺性能（一）煤的化学性质1、水分（Mad%）二1煤：钻孔煤样原煤水分0.301.55%，平均0.88%，洗选后水分有所升高。煤层煤样原煤水分0.63%.2、灰分（Ad%）二1煤：钻孔煤样原煤灰分9.5532.12%，平均18.10%，洗选后降灰率达50%。煤层煤样原煤灰分15.30%，依据相关质量标准，属低灰中灰煤。3、硫分（St,d%）二1煤：钻孔煤样原
31、煤全硫含量0.300.69%，平均0.43%，煤层煤样原煤全硫含量:0.32%，有机硫含量0.28%，依据相关质量标准，属特低硫煤。4、发热量（Qgr,ad MJ/kg）二1煤：钻孔煤样原煤干燥基高位发热量为23.5130.93MJ/kg，平均28.34MJ/kg，煤层煤样原煤干燥基高位发热量为30.09MJ/kg，依据相关质量标准，属高热值煤5、挥发分（Vdaf%）二1煤：钻孔煤样浮煤挥发分12.1814.49%，平均13.37%，煤层煤样浮煤挥发分13.65%，依据相关质量标准，属低挥发分煤。6、胶质层厚度（Ymm）和黏结指数（G）6、煤的元素组成二1煤：钻孔煤样元素组成以碳元素为主，含量
32、在90.6792.09%之间，平均91.42%，其次为氢元素，含量在4.074.43%之间，平均4.30%，氧元素+硫元素含量在1.393.86%之间，氮元素含量在1.183.87%之间。（二）煤中的有害组分二1煤：钻孔煤样煤中有害元素磷含量为0.0050.026%，平均0.013%，煤层煤样磷含量为0.064%，依据相关质量标准，属低磷煤。1.2.8 矿井瓦斯1.2.8.1 瓦斯含量该矿井二1煤瓦斯相对涌出量为21.32m3/t，绝对涌出量为24.83m3/min，但向深部开采会有增大趋势。1.2.8.2 矿井瓦斯等级原报告确定的矿井瓦斯等级为二级， 经过矿井瓦斯等级鉴定，十矿确定为煤与瓦斯
33、突出矿井。 1.2.9 煤尘爆炸性和煤的自燃倾向性1.2.9.1 煤尘爆炸性该矿井二1煤有煤尘爆炸危险性，为防止瓦斯煤尘爆炸事故，采取煤层注水和相应的通风措施。1.2.9.2 煤的自燃倾向性矿井二1煤属不易自燃。自燃发火周期为6个月。2 井田开拓2.1井田境界及储量2.1.1 井田划分的原则（1）要充分利用其自然条件划分井田。（2）要有与矿区开发强度相适用的矿井数目和井田范围。（3）要照顾全局。（4）要为矿井的发展留有余地。（5）井田划分的直（折）线原则。（6）要达到安全、经济效果好。2.1.2 划分井田的方法（1）按地质构造划分井田。（2）按煤层赋存条件划分井田。（3）按媒质、煤种分布规律划
34、分井田。（4）按地形、地物界限划分井田。（5）按伴生有益矿产富集带或其他开采技术条件划分井田。（6）人为划分井田。2.1.3 井田境界本设计井田境界，北以柴厂大断层为边界，南以F308大断层和23勘探线为边界，西以煤层露头和F1066断层为边界，东以-800m等高线为界。设计二1煤层南北长约5.5公里，东西水平宽约2.4公里，煤层平均倾角27度，井田倾斜长度约1.760公里，井田面积约为8383165.8平方米。2.1.4 矿井工业资源储量2.1.4.1 井田储量 矿井储量是指矿井边界范围里，通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量，又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资源的埋藏量，还
35、表示煤炭的质量。本井田采用地质块段法计算储量，该方法是目前我国所用比较广泛的方法之一。计算说明: 本井田以地质经纬网和等高线为界沿煤层走向分为十七个块段，每个块段储量之和即为井田工业储量。2.1.4.2 矿井的工业储量矿井工业储量是勘探（精查）地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和，其中高级储量A、B级之和所占比例应符合表21的规定。由煤层底板等高线及储量计算图上提供的资料可计算出来设计矿井工业储量汇总表见2-2。表2-1 矿井高级储量比例 地质开采条件储量级别比例（）简单中等复杂大型中型小型大型中型小型中型小型井田内A+B级储量占总储量的比例4035253540202515第
36、一水平内A+B级储量占本水平储量的比例70604060503040不作具体规定第一水平内A级储量占本水平内储量的比例4030153020不作具体规定不要求表2-2 矿井工业储量汇总表面积m2角度()余弦值煤层面积m2煤厚m可视密度t/m3储量t1752086.0260.899836580.63.531.484370631.921105129.3260.8991229287.33.841.486986285.63489336.5250.906540106.53.201.482557944.44755675.4280.882856774.83.841.484869222.55893998.8290
37、.8741022881.93.431.485192557.76490893.5260.899546043.93.731.483014380.77393972.4270.891442168.83.481.482277346.28581719.8330.839693348.94.101.484207241.19814186.5280.882923113.93.771.485150606.310211042.9280.882239277.63.001.481062392.511830857.6260.899924202.03.241.484431733.412233356.9250.90625756
38、8.33.151.481200783.41344437.6300.86651313.63.341.48253653.414239519.9310.857279486.53.391.481402239.715163963.1250.906180974.73.411.48913343.116382989.6260.899426017.42.911.481834771.717481721.6260.899535841.63.51.482775659.5合 计8864887.49984988.352500793.1Q工 =M1S1+M2S2+M3S3+MS4+M5S5+ M6S6+ M7S7+ M8S
39、8+M9S9+M10S10+M11S11+M12S12+ M13S13+ M14S14+ M15S15+ M16S16=52.50 Mt其中：Q工矿井工业储量，百万t； M煤层平均厚度，mS计算快段的真（斜）面积，万m 二1煤的平均视密度t/m 。2.1.5 矿井可采储量2.1.5.1 井田各种储量损失的确定（1） 边界煤柱（含边界断层）根据煤矿安全规程规定，边界煤柱留设3050 米的边界煤柱，本设计留30米。由于本矿的边界有大断层，所以可把此作为井田的边界煤柱。边界煤柱占煤量Q边 Q边30Ldr/cos27267万吨（2） 断层煤柱断层煤柱留设30米，其断层占煤量Q断 Q断230Ldr/co
40、s27122万吨（3）村庄煤柱井田附近较大的村庄为山范，由于其位于井田深部，初期开采不受影响，后期暂按搬迁考虑。其余为零星住户，按搬迁考虑。设计不留设村庄煤柱。（4） 工业广场煤柱规程规定60万t矿井占地面积标准为1.21.3公顷/10万t。本设计矿井所占地面积为（1.21.3）*6=7.27.8公顷，取75000米2。为充分利用地形，工业广场设计为长方形，取边长200375米。工业广场布置在井田走向中央，其岩层移动角见下表23：表2-3 工业广场保护煤柱设计参数表煤层倾角（）煤厚（m）（）（）（）（）埋深（m）273.545756075450图2-1 垂直断面法用垂直断面法设计保护煤柱见上图
41、2-1。保护煤柱 高h836米 上底长L1604米 下底长L2842米水平梯形面积 S（L1+L2）h/2=604428平方米工业广场保护煤柱Q广场：Q广场Sdr/cos27 = 351.39 万吨 本矿井内无河流通过,因此井田保护煤柱损失主要为断层煤柱损失、井田境界煤柱损失。所以井田的设计储量为： Zs=QgP=5250（267+122）= 4861万吨式中 ： Zs矿井设计储量,万吨;Qg矿井工业储量,万吨P 永久煤柱损失,万吨.2.1.5.2 井下主要巷道设计煤柱损失计算矿井井下主要压煤巷道为运输大巷、回风上山、轨道上山、运输上山，巷道两侧留20m保护煤柱，回风上山、运输上山和轨道上山设
42、计间距为30m。计算出井下主要巷道设计煤柱损失为122.90万吨。2.1.6 矿井的设计可采储量矿井的设计可采储量为矿井的设计储量减去工业广场保护煤柱、矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱保护量后乘以采区采出率的储量。矿井设计可采储量计算公式如下：Zk=（ZsP） C式中: Zk矿井设计可采储量；万tZs 矿井设计储量；万tP保护煤柱；万tC 采区采出率，取0.8则矿井的设计可采储量为：Zk=（ZsP）C=(4861-351.39-122.90)0.8 =3509.368 万t 矿井储量汇总表如下表2-4所示：表2-4 可采储量汇总表开采水 平煤层名称工业储量（万t）矿井设计储量（万t）矿井可采
43、储量（万t）永久煤柱损失（万t）设计储量设计煤柱损失（万t）可采储量断层境界构筑物其他工业场地井下巷道其他1二1煤5250122267004861351.39122.9003509.368合计5250122267004861351.39122.9003509.3682.2 矿井设计年生产能力及服务年限2.2.1 矿井工作制度确定矿井工作天数按照规范规定：矿井设计生产能力按年工作日330天计算。所以，本矿井设计年工作日为330天，“三八”工作制，即两班采煤，一班准备，每班工作八小时。按照规范规定：矿井每天净提升时间14小时。这样充分考虑了矿井的富裕系数，防止矿井因提升能力不足而影响矿井的增产或改
44、扩建。因此本矿设计每天净提升时间为14小时。2.2.2 矿井设计生产能力2.2.2.1矿井设计生产能力确定依据煤炭工业矿井设计规范第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。矿井规模可依据以下条件确定：（1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿井规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿井规模定得太大；（2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通条件（铁路、公路、水运），用户销量，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿井规模；否则应缩小规模；（3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤质、产量等）的预测是确定矿井规模的一个重要依据；（4）投资效果：投资少、
