千秋煤矿200万吨新井通风安全设计 - 毕业设计 - 图文

毕业设计主要内容和要求：

该生毕业设计由一般设计、专题和外文翻译三部分组成。

一般设计部分：芦岭矿1.2Mt/a新井通风设计。主要内容包括井田开拓、采区巷道布置、采煤方法及工艺、矿井通风设计和矿井安全技术措施设计，重点完成通风设计。

专题部分：芦岭矿煤层突出危险性预测及鉴定。介绍煤层瓦斯压力、坚固系数、瓦斯放散指数等相关参数的测定方法，进而提出了用D、K综合指标法预测煤层瓦斯突出。

设计要求：独立完成上述设计内容，方案论证、计算、分析要正确，专题要有自己的见解，结论要合理。说明书条理要清楚，论述充分，叙述要简明扼要，文字通顺，符合专业技术用语要求，图纸完备、正确。

翻译部分：Mitigation of Methane Emissions from Coal Mine Ventilation Air 翻译要求：译文字数不少于3000安，语句通顺、完整，语义准确。

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（①基础理论及基本技能的掌握；②独立解决实际问题的能力；③研究

内容的理论依据和技术方法；④取得的主要成果及创新点；⑤工作态度及工作量；⑥总体评价及建议成绩；⑦存在问题；⑧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（①选题的意义；②基础理论及基本技能的掌握；③综合运用所学知识

解决实际问题的能力；③工作量的大小；④取得的主要成果及创新点；⑤写作的规范程度；⑥总体评价及建议成绩；⑦存在问题；⑧是否同意答辩等）：

成 绩：

评阅教师签字： 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（①选题的意义；②基础理论及基本技能的掌握；③综合运用所学知识

解决实际问题的能力；③工作量的大小；④取得的主要成果及创新点；⑤写作的规范程度；⑥总体评价及建议成绩；⑦存在问题；⑧是否同意答辩等）：

成 绩：

评阅教师签字： 年 月 日

中国矿业大学毕业设计答辩及综合成绩

答 辩 情 况 提 出 问 题 回 答 问 题 一有原正 基本 有性则性确 正确 般错误 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定成绩： 学院领导小组负责人： 年 月 日

摘 要

本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。

一般部分为芦岭矿120万吨/年新井设计。芦岭矿位于安徽省淮北市，交通便利。井田走向（南北）长约7.67km，倾向（东西）长约4.52km，井田总面积为46.39km2。主采煤层为8号煤，平均倾角为18，煤层平均总厚为9.25m。井田地质条件较为简单。

井田工业储量为14692.7万吨，矿井可采储量10578.3万吨。矿井服务年限为63年，涌水量不大，矿井正常涌水量为75m3/h，最大涌水量为120m3/h。矿井瓦斯涌出量较高，为高瓦斯矿井。

井田为立井单水平开拓。大巷采用胶带运输机运煤，辅助运输采用无轨胶轮车设备。矿井通风方式为中央分列式通风。

矿井年工作日为300d，工作制度为“四六”制。

一般部分共包括五章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田开拓；3.采煤方法及采巷道布置；4.矿井通风；5.矿井安全。

专题部分题目：芦岭矿煤层瓦斯突出的预测与鉴定。采用D、K指数法预测煤层有无突出危险。

翻译部分主要内容为关于减少瓦斯对大气危害的问题，英文题目为：Mitigation of Methane Emissions from Coal Mine Ventilation Air。

ABSTRACT

This design includes of three parts: the general part, special subject part and translated part. The general part is a new design of Luling mine. Luling mine lines in West of huibei in Anhui province. The traffic of road and railway is very convenience to the mine. The run of the minefield is 8.82 km ,the width is about 5.26 km，well farmland total area is 46.39 km2.The eight is the main coal seam, The thickness of the mine is about 9.25m in all. The proved reserves of the minefield are 146.927 million tons. The recoverable reserves are 105.783million tons. The designed productive capacity is 1.2 million tons percent year, and the service life of the mine is 63 years. The normal flow of the mine is 75 m3 percent hour and the max flow of the mine is 120 m3 percent hour. The mineral well gas gushes the deal higher, for high gas mineral well.

The well farmland is a single level in an inclined well to expand.

The working system “four-six” is used in the Sehe mine. It produced 1.20Md/a.

This design includes five chapters: 1.An outline of the mine field geology; 2.development engineering of coalfield; 3.The layout of panels 2.Boundary and the reserves of mine; 4. The ventilation of the mine;5. the safety operation of the mine.

Special subject parts of topics is Forecasting and Identifying of coal and gas outburst. Translation part of main contentses, English topic is: Mitigation of Methane Emissions from Coal Mine Ventilation Air

目 录

一般部分

1矿区概述及井田地质特征 ............................................................ 1 1.1.

矿区概述 ................................................................... 1

1.1.1. 地理位置及交通 ........................................................... 1 1.1.2. 气候 ..................................................................... 1 1.2.

井田地质特征 ............................................................... 2 1.2.1. 区域地层概况 ............................................................. 2 1.2.2. 矿井煤系地层赋存状况 ..................................................... 2 1.2.3. 地质构造及分布状况 ....................................................... 3 1.2.4. 构造分布状况及展布特征 ................................................... 4 1.2.5. 水文地质条件 ............................................................. 4 1.2.6. 地温及地压 ............................................................... 5 1.3. 煤层特征 ..................................................................... 6 1.3.1. 煤层情况 ................................................................. 6 1.3.2. 主采煤层的围岩性质 ....................................................... 7 1.3.3. 煤的特性 ................................................................. 8 1.3.4. 矿井开采煤层安全状况 ..................................................... 8 2井田开拓 .......................................................................... 9 2.1井田境界及可采储量 ............................................................. 9 2.1.1井田境界 ................................................................... 9 2.1.2可采储量 ................................................................... 9 2.1.3矿井设计生产能力及服务年限 ................................................ 10 2.2井田开拓 ...................................................................... 11 2.2.1井田开拓的基本问题 ........................................................ 11 2.2.2矿井基本巷道 .............................................................. 16 2.3大巷运输设备选择 .............................................................. 23 2.3.1煤炭运输 .................................................................. 24 2.3.2辅助运输 .................................................................. 25 2.4矿井提升 ...................................................................... 26 3采煤方法及采区巷道布置 ........................................................... 28 3.1煤层地质特征 .................................................................. 28 3.1.1煤层埋藏条件 .............................................................. 28 3.1.2煤质特征 .................................................................. 28 3.1.3煤层顶底板围岩性质 ........................................................ 28 3.1.4其他开采技术条件 .......................................................... 28 3.2采区巷道布置及生产系统 ........................................................ 29

3.2.1首采区位置及范围 .......................................................... 29 3.2.2采区煤柱尺寸的确定 ........................................................ 29 3.2.3采区巷道布置 .............................................................. 29 3.2.4采区通风系统和运输系统 .................................................... 32 3.2.5采区巷道掘进方法 .......................................................... 32 3.3采区车场及主要硐室 ............................................................ 33 3.3.1采区车场设计 .............................................................. 33 3.3.2采区主要硐室 .............................................................. 35 3.4采煤方法 ...................................................................... 36 3.4.1采煤工艺方式 .............................................................. 36 3.4.2回采巷道布置 .............................................................. 39 4矿井通风 ......................................................................... 42 4.1矿井概况 ...................................................................... 42 4.1.1矿井自然条件 .............................................................. 42 4.1.2开拓方式 .................................................................. 42 4.1.3开采方法 .................................................................. 42 4.2矿井通风系统选择 .............................................................. 43 4.2.1矿井通风系统的基本要求 .................................................... 43 4.2.2矿井通风方式 .............................................................. 43 4.2.3矿井通风方法 .............................................................. 47 4.3采区通风 ...................................................................... 48 4.3.1采区上山通风系统 .......................................................... 48 4.3.2回采工作面通风方式 ........................................................ 48 4.3.3采区通风构筑物 ............................................................ 50 4.4掘进通风 ...................................................................... 50 4.5矿井所需风量 .................................................................. 55 4.5.1矿井总风量的计算 .......................................................... 55 4.5.2矿井风量分配 .............................................................. 58 4.5.3风速验算 .................................................................. 58 4.6矿井通风阻力 .................................................................. 59 4.6.1矿井通风阻力的计算原则 .................................................... 59 4.6.2矿井通风容易时期和困难时期 ................................................ 60 4.6.3矿井通风阻力计算 .......................................................... 67 4.7矿井主要通风机选型 ............................................................ 70 4.7.1矿井自然风压 .............................................................. 70 4.7.2通风机工作风量 ............................................................ 71 4.7.3通风机工作风压 ............................................................ 71 4.7.4通风机的选择 .............................................................. 72

4.7.5电动机的选择 .............................................................. 74 4.8矿井反风措施及装置 ............................................................ 75 4.8.1矿井反风的目的和意义 ...................................................... 75 4.8.2矿井反风设施的布置 ........................................................ 76 4.9概算矿井通风费用 .............................................................. 76 4.10矿井通风系统评价 ............................................................. 78 5矿井安全技术措施 ................................................................. 79 5.1矿井安全概况 .................................................................. 79 5.2矿井火灾 ...................................................................... 79 5.3预防性灌浆设计 ................................................................ 82

专题部分

煤层突出危险性预测及鉴定 ........................................................... 85

翻译部分

MITIGATION OF METHANE EMISSIONS FROM COAL MINE VENTILATION AIR ................... 97

一 般 部 分

1矿区概述及井田地质特征

1.1. 矿区概述

1.1.1. 地理位置及交通

河南大有能源股份有限公司千秋井田位于河南省义马市之南1～2km，义马煤田中部，属义马市及渑池县辖区。地理座标东经111°45′11″～111°51′05″；北纬34°41′36″～34°43′16″。属于河南大有能源股份有限公司。

黄义马矿区千秋煤矿渑池县陈村曹窑石寺仁村渑池县城 新安县 新安县城铁 道 河交通位置图义马煤田千秋井田张 村3 1 0 观音堂陇义马市海 国铁门 连 霍 高 速 公 路 路果圆 渑宜笃忠盐镇洛阳市陕县洛公宜阳县河

1.1.2. 气候

路

本区气候属大陆性—海洋性过渡气候，春秋温和少雨，夏季炎热多雨，冬季寒冷多风，春秋两季多东北风，夏季多东及东南风，平均风速为3m/s，最大风速为8m/s，年平均风速18m/s。年平均降雨量为940.50mm，集中在6～9月份，

占全年的65﹪，7月份降雨量最大，一日暴雨可达180mm。年平均气温为14.3℃，一月份最低为-23.2℃，7月份最热可达41℃。平均蒸发量为1801.9mm，蒸发量6～8月份最大。霜期为10月下旬至4月中旬，冻结期一般为12月上旬至次年2月份上旬，冻结深度在300mm～500mm。

1.2. 井田地质特征

1.2.1. 区域地层概况

在地层区划上，本区属于华北地层区、鲁西分区、徐宿小区，其岩性及厚度相对稳定。在古老变质基底上，沉积有青白口系、震旦系、寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系、侏罗系、白垩系、第三系和第四系。 1.2.2. 矿井煤系地层赋存状况

井田内含煤地层由一系列基本连续的沉积物组成，总厚度约1185m；石炭系中上统不含可采煤层，厚度约175m；下二叠统山西组及下石盒子组为主要含煤段，含主采煤层8、9、10，厚度约400m；上二叠统上石盒子组含煤数层，大多不可采，厚度610m以上，自下而上分述如下： 1）石炭系

（1）中石炭统本溪组

与下伏奥陶系呈假整和接触。6-7线8孔穿过厚度8.95m。3孔穿过地层厚度14.34m，下部为青灰～灰白色铝质泥岩，夹绿色薄层泥岩，底部含铁质结核，上部为青灰色～深灰色泥岩或粉砂岩，含铝质和黄铁矿。

（2）上石炭统太原组

与下伏本溪组整和接触。仅6-7线8孔穿过，厚160.69m，一般含煤4～6层，煤层厚度薄且煤质差，无开采价值。本组含石灰岩10～14层，多在6m以上，四灰局部达26.5m，三、四灰裂隙、溶洞发育，含水丰富。本组为海陆交互相沉积。

下部：灰绿～深灰色粉砂岩、砂岩为主，夹薄层石灰岩，含3～4层薄而不稳定的煤层，无开采价值。

中部：以灰色石灰岩为主，夹灰～灰绿色泥岩与粉砂岩，含薄煤1～2层均不可采。

上部：灰～深灰色砂岩与粉砂岩为主，夹薄层石灰岩2～3层，一般不含煤。 2）二叠系

与下伏太原组呈整合接触，为本区主要含煤地层，含煤岩系总厚度约1010m，含煤19～58层，可采及局部可采者有8层，煤层平均总厚度为20.60m。

（2）下二叠统下石盒子组

与下伏山西组连续沉积，为主要含煤段。自铝质泥岩底界面向上至3煤组下第一层中细粒砂岩（K3）底界面为止，厚度为245～325m，平均厚度为280m。

底部：铝质泥岩，俗称铝土。厚度0～4.7m，一般厚度为3m左右，该岩石呈灰白色或银灰色、微肉红色。贝壳状断口，有滑腻感，局部地段发育有两层，

下层呈青灰色，多含菱铁鲕粒，铝质含量较低；上层发育较稳定，质地较纯，粘土矿物成份主要是高岭石，在显微镜下还见有碳酸钙结核，为湖泊相化学沉积。本层为9煤下部的标志层，即K2。

下部：以灰～浅灰色中、细砂岩为主， 8、7三层可采煤层。8层为特厚煤层，是本区主要标志层之一。

中地质构造及分布状况 1）区域地质构造基本特征

在区域构造格局中，宿东向斜为徐宿弧形构造的组成部分。徐宿弧形构造位于丰沛和太（和）蚌（埠）隆起之间，以肖县复式背斜（闸河矿区）和宿东向斜（宿东矿区）为其外缘，北段为N20°～70°E，中段为近南北，南段为N20°～70°W，向西弧形突出，顶端位于徐楼。宿东向斜北受宿北断裂控制，南有光武固镇断裂，西南有西寺坡逆冲断裂，东有固镇长丰断裂，宿北断裂为区内规模最大的一条东西向断裂带，由龙山～孟集和宿县蒿沟段陷带组成，长度大于200km，断面南倾，倾角70°，断距大于1000m，早期具右行走滑性质，生成于中生代，横贯于徐宿弧形构造中段与南段之间，南北两侧构造与地貌截然不同，是地貌单元的分界线；光武固镇断裂横贯于淮北煤田南缘边界，也是徐宿构造的南界断层，控制长度大于200km，这两条断层生成于中生代，第三纪仍有活动，其间的古生代地层应为徐宿推覆体的下盘。西寺坡逆冲断裂由四条走向的NW冲断层组成，走向N60°～35°～10°W，延展长度36.5km，倾向北东，倾角浅部陡，深部缓。区域频率测深资料证实滑脱面下为二叠系煤盆地。这三条断裂是控制宿东向斜内各级、各序次构造的边界。

宿东向斜总体呈不对称的向斜构造，向斜轴向N25°～50°～30°W，轴长18km，宽1.5～5.8km，轴部为二叠系地层，向斜的东北翼，因受北东方向主压应力的影响（即F4逆断层的推压牵引作用），两端地层倾角大，一般70°左右，中段地区煤系地层被剥蚀，呈单斜构造，西南翼倾角较缓，一般在10°～25°。向斜的两端及最宽缓部位发育有短轴褶曲。芦岭井田处于宿东向斜西南翼的东南段。

2）矿井地质构造

井田内主要以斜切断层为主。根据井田构造发育的复杂程度，将井田划分为三部分，见图1-2。

图1-2矿井地质构造图

1.2.3. 构造分布状况及展布特征

井田内发育有走向北西、北东及近南北向的三组断层，断层面多以东倾为主，倾角较大，一般为60°～70°。逆断层多以近南北向为主，倾角60°～75°，落差多为10～50m，倾向东倾、西倾各半。正断层多以东倾为主，走向分为两组:即北东和北西，落差大小不一，大者达百米以上，一般为20～50m。倾角一般为60°～80°。断层平面组合形态以平行排列和“Y”型为主，剖面上呈地垒、地堑或阶梯型。从实见情况看，断层力学性质以扭性为特征，即无论其先期力学性质是张性还是压性，后期都受到不同程度扭动改造。

根据物探程度将区内断层划分为查明、基本查明、基本控制和控制程度差四中类型。凡钻探工程点多及井下采掘巷道实见的断层定为查明断层；有一定钻探工程点或今巷实见，但断层尚可摆动者及物探划为可靠断层的定为基本查明；仅一点控制或物探划为较可靠的断层，定为基本控制断层；结合周围资料推断的断层定为控制程度差的断层。 1.2.4. 水文地质条件

芦岭煤矿为新地层覆盖的隐伏矿床。新地层由两大部分组成: 即砂、砂砾、裂隙硬泥灰岩等构成的含水层和粘土、砂质粘土、软泥灰岩等构成的隔水层（见图1-3）。煤系地层含水层以裂隙、孔隙含水为特征，含水性不均,变化较大。井田大多数大中型断层含水性及导水性较弱，但存在导水及诱发(采动影响)断层导水的可能性，尤其是东部，断层发育，切割关系复杂，对矿井开采有着严重的水患威胁。

地层系统煤累计间距煤层层岩性界系统组厚度 /m厚度编柱状水 文 地 质 描 述号1:100075.00古二第六合水层段：以灰0-1.80白色—灰色细砂岩为下 0.824主，局部有粗砂岩和含细砾砂岩，局部砂　　岩裂隙发育，含水较石　72.00为丰富，据钻孔抽水资　料，q=0.00202—0.00345盒　0-2.18　 0.9251/s.m,k=0.0015—0.002330.00m/d,水位标高21.44—21.50，水化子　0-3.56学性质为重碳酸氯化 0.876钠镁型。　30.00生叠组0.29-2.2220.00 0.8975.31-13.61 9.258界20.00系1.63-4.06P 2.841Z11062.89K92图1-3 矿井水文地质图

1.2.5. 地温及地压

本井田无钻孔测量地温资料。据宿县矿区祁1孔和临涣井田的3-4线6孔井温测量结果,宿县地区地温随深度增加而升高，其中500m以上深度，增温梯度为平均每百米1.1～1.5℃；500m～900m深度,每百米增温1.5～2.5℃，全孔平均每百米增加1.5～2.0℃。

本井田地压显现尤为突出,但至今尚无具体的测试数据。就静压而言,按新地层平均密度2.04t/m3、岩石平均密度2.67t/m3计算，矿井-400m水平静压力为

996t/m2；-590m水平达1503t/m2。从生产实践情况看，影响因素最大的还是采动压，新掘巷道的地压显现在煤巷中显现为风巷明显高于机巷，并且显现速度快；岩巷压力显现既与围岩有密切关系，也与深度相关，同时还与采区有关；同等深度的岩巷，在四采区的压力明显高于其它采区；砂岩层位的压力明显低于其它岩性组合的层位。岩巷中的压力显现持续时间长，压力释放速度慢。

矿井对矿压的综合治理措施主要是采取两大手段，一是根据实际情况选取不同的支护形式，即在支护形式上采取措施，二是采用重复修护,加强支护质量,以增加巷道的使用时间。

1.3. 煤层特征

1.3.1. 煤层情况

井田含煤地层以二叠系下统下石子组和山西组为主，上统上石盒子组含煤次之，本溪组不含煤，太原组含4～6层薄煤或煤线。各组含煤情况详见表1-1。

表1-1 各组含煤情况表

地层名称 本溪组 太原组 山西组 地层厚度/m 含煤层数 可采层数 14.34 160.69 120 0 4～6 1～3 10～28 8～27 19～58 0 0 0 6 1 8 两极厚度 平均厚 0～4.971.92 1.14～41.6314.99 0～11.883.69 1.14～58.4820.60 含煤系数 备注 0 0 1.60 5.35 0.6 2.04 不含煤 薄煤或煤线 下石盒子组 280 上石盒子组 610 二叠系煤系 1010 1）煤组

位于上石盒子组底部，下距K3标志层10m左右。煤组厚度24m，含煤层数多达11层，一般3～5层，最大厚度5.15m，各煤层间距大小不一，一般1～5m，煤层厚度变化较大，稳定性较差，以3-4层发育相对稳定，定为3煤层，局部可采，其它多属难以成片的煤层，由于分层多，对比困难，可靠程度低。

2）煤组

位于下石盒子组上部。上距K3标志层75m左右，煤组厚度约12m，多为单一煤层，部分钻孔出现有2～3个分层，个别达4个分层，各煤分层间距一般3～5m，除4-2外，其它分层厚度变化大，稳定性差，以发育较好的4-2对比为4煤层，对比可靠程度一般。为局部可采煤层。

3）8煤层

主采煤层，稳定特厚，全区可采。平均厚为9.25m，两极厚度为0.30～17.75m。东部拐头区相对较厚，平均为10.58m。煤层结构复杂，上部含1～2层、局部2～4层夹矸，厚度为0.10～2.50m，下部有时也含1层夹矸，厚度为0.02～0.64m，平均0.35m。

煤累计间距煤层层岩性厚度 /m厚度编柱状界系统组号1:1000地层系统岩　　性　　描　　述75.00古二下0-1.80 0.824　　石　72.00　盒　　0-2.18 0.92530.00子　0-3.56 0.876生叠　组30.0020.000.29-2.22 0.895.31-13.61 9.251.63-4.06 2.842.89789K2界系20.00P1Z1106上部以中/细粉砂岩/粉砂岩为主，夹2-3层鲕状泥岩，多为灰－灰绿色，见紫斑状。砂岩为灰－灰白色，成分较单一，硬度大，多为石英砂岩，微波状斜理，及交错层理，含2-3层煤组，4煤组附近多具鲕状结构,4煤组一般含5-6层，局部煤层薄，不稳定，仅4煤组为局部可采煤层，灰份含量中偏高。煤组厚15-25m，中部以深灰色厚层状泥岩，粉砂岩为主，夹薄层/中厚层石英砂岩，靠近煤处泥岩发育。含5煤组及6煤组。5煤组一般含煤1－2层，煤层薄，不稳定;5煤层局部可采，褐黑色，以暗煤为主，灰份含量中偏高。6煤组：一般含煤1－2层，12线以东较为发育。6煤层为褐黑色，高灰份，薄煤层，不稳定。　下部以灰色－浅灰色中细砂岩为主，靠近煤层过渡为泥岩/粉砂岩,底部为质高岭岩(K2),是本区主要标志层之一,含煤7煤层/8煤层/9煤层。7煤：黑色，块状结构，半亮型煤，煤层结构简单，不稳定，局部可采，古河流冲蚀为严重，底板多为泥岩/粉砂岩,8煤层：灰色－褐黑色，块状及鳞片状结构，局部含1-2层夹矸,属半亮型煤,煤层稳定,全区可采。顶板为泥岩或细砂岩，底为砂质泥岩。９煤层：灰黑色，鳞片状或粒状结构，不含夹矸，较稳定，顶板为砂质泥岩，底板为泥岩。

图1-4 矿井开采煤层柱状图

1.3.2. 主采煤层的围岩性质

8煤层直接顶板多为厚层状灰色泥岩，厚1.5～5.0m，局部为细砂岩、粉砂岩，伪顶为0.1～0.5m、局部厚达2m的炭质泥岩，极易离层。老顶为厚层状中、细砂岩。顶板较为平整，稳定性较好，裂隙不太发育，属II类顶板。8煤顶分层回采时，现已改为金属网和塑料单、双层双抗网，垮落后与采空区灌入的黄泥浆形成人工再生顶板，比较稳定，采后易于垮落。底板为薄层状灰色砂质泥岩或粉砂岩。

8层底板，厚度一般为2～4m，层面滑面发育，裂隙密集，岩石极为破碎。采掘工作面经常出现冒顶、漏顶现象，顶板管理十分困难，属?V类顶板。底板为灰色块状泥岩，厚度2～5m,含植物根茎化石。 1.3.3. 煤的特性

煤的工业分析： 8煤属低硫、低碳和低中灰分煤层。胶质层厚度一般在10～16mm。坩埚粘结性4～6，而煤岩组分中以具粘性的凝胶化组分为主，根据铁箱试验结果分析，8煤层为优良的肥气煤，煤质比较稳定，不宜单独炼焦，可作焦配煤。

8煤层厚度为2.3～15.94m，平均厚度9.25m，属于特厚煤层。8煤层结构属于极其松软、破碎类型，煤层的坚固性系数平均在0.1～0.3之间，瓦斯放散初速度为13～30，大于突出临界值。8煤层瓦斯压力大、含量高，在-590m标高处煤层瓦斯压力为4.00～4.43MPa，煤层瓦斯含量为21.96～22.67m3/t，由此可见8煤层有较强的突出危险性。 1.3.4. 矿井开采煤层安全状况

8煤中、东部块段-400m标高处煤层瓦斯压力为2.59MPa，煤层瓦斯含量为18.95m3/t；-400m～-590m标高范围煤层瓦斯压力为2.59～4.43MPa，煤层瓦斯含量为18.95～22.67m3/t；-590m～-800m标高范围煤层瓦斯压力为4.43～6.47MPa，煤层瓦斯含量为22.67～25.40m3/t。

8煤层为矿井的主采煤层，煤层较硬，煤的坚固性系数为0.8～1.3，矿井绝对瓦斯涌出量为9.06m/min，相对瓦斯涌出量为10.08m/t。

表1-2 自然发火倾向及煤尘爆炸参数测定表

3

3

煤层 8 自燃倾向性分类 容易自燃 最短自然发火期/月 2～4 煤层爆炸性指Vdaf/% 33.94

2井田开拓

2.1井田境界及可采储量

2.1.1井田境界

井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素，进行技术分析后确认。一般情况下以下列情况为界：

1）以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界；

2）以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保安煤柱为界； 3）以相邻矿井井田境界煤柱为界； 4）人为的划分井田境界；

东以F32断层为界,西以补13线和6-7线为界与朱仙庄煤矿相邻,浅部以10煤层露头为界，深部以-800m等高线为界，走向长约8.2km，倾斜宽3.6 km，勘探面积29.5 km2，采矿登记面积(包括生活区)为33.877 km2。 2.1.2可采储量

根据中华人民共和国国土资源部2002年12月颁布的《煤、泥炭地质勘查规范》（DZ/T0215-2002），资源储量估算指标，井田各煤层最低可采厚度均定为0.8m；最高灰分(Ad)40%；最高硫分(St2d)3%；最低发热量(Qnet2d)17.0MJ/kg。经各阶段的勘探、补勘以及矿井生产期间取样化验，各煤层均达到规范中储量计算的各项指标。

井田储量应分煤层计算,计算公式为 Zg=S×H×γ

式中：Zg—矿井工业储量，万吨； S—煤层面积，m2；

H—煤层厚度，m；8煤纯煤平均厚度为9.25m。

γ—计算煤层煤的容重，t/m3。8煤容重为1.37t/m3。带入数据的8煤的工业储量为14692.7万吨。

煤柱损失如下：

西井田井界：61.2万吨； 西断层损失：36.1万吨；

西防水煤柱：60.2万吨； 西风井煤柱：60.2万吨； 南断层合计：119.4万吨； 南防水煤柱：28.8万吨； 南风井煤柱：60.2万吨； 工广煤柱：162.1万吨。 损失量合计为：

P = 61.2+36.1+60.2+60.2+119.4+28.8+60.2+162.1

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