采矿工程毕业设计古城煤矿1.5Mta新井设计

目 录

一般部分

1 矿区概述及井田地质特征 ....................................................................................... 3 1.1矿区概述 .............................................................................................................. 3 1.1.1矿井地理位置、地形特点和交通条件 ....................................................... 3 1.1.2矿区气候条件 ............................................................................................... 4 1.1.3矿区水文情况 ............................................................................................... 4 1.2井田地质特征 ...................................................................................................... 4 1.2.1地形地貌 ....................................................................................................... 4 1.2.2地质构造 ....................................................................................................... 5 1.2.3矿区的水文地质特征 ................................................................................... 7 1.2.4岩层地温特性 ............................................................................................... 8 1.3煤层特征 .............................................................................................................. 8 1.3.1可采煤层特征 ............................................................................................... 8 1.3.2煤的特征 ..................................................................................................... 10 1.3.3瓦斯、煤尘状况 ......................................................................................... 11 1.3.4煤的自燃特征 ............................................................................................. 11 2 井田境界和储量 ..................................................................................................... 12 2.1 井田境界 ........................................................................................................... 12 2.1.1 井田境界确定依据 .................................................................................... 12 2.1.2 井田境界的确定 ........................................................................................ 12 2.2 矿井工业储量 ................................................................................................... 13 2.2.1 储量计算基础 ............................................................................................ 13 2.2.2矿井钻孔勘探分布及勘探类型 ................................................................. 13 2.2.3 煤层可采厚度及储量等级圈定 ................................................................ 14 2.2.4 矿井的地质资源/储量 ............................................................................... 14 2.2.5矿井工业资源/储量 .................................................................................... 15 2.3矿井可采储量 .................................................................................................... 16 2.3.1 计算可采储量时必须考虑永久煤柱的损失 ............................................ 16 2.3.2 各种煤柱损失计算 .................................................................................... 17 2.2.3矿井可采资源/储量 .................................................................................... 18 3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 ......................................................... 19 3.1 矿井工作制度 ................................................................................................... 19 3.2 矿井设计生产能力及服务年限 ....................................................................... 19 3.2.2 矿井服务年限的核算 ................................................................................ 20 3.2.3 第一水平的服务年限的核算 .................................................................... 20 3.2.4 井型校核 .................................................................................................... 20 4 井田开拓 ................................................................................................................. 22 4.1 井田开拓的基本问题 ....................................................................................... 22

4.1.1 井筒形式、数目、位置、坐标的确定 .................... 错误！未定义书签。 4.1.2 工业场地位置、形状、面积 .................................... 错误！未定义书签。 4.1.3 开采水平的的确定及盘区的划分 ............................ 错误！未定义书签。 4.1.4 主要开拓巷道 ............................................................ 错误！未定义书签。 4.1.5 矿井开拓延深及深部开拓方案 ................................ 错误！未定义书签。 4.1.6 矿井开拓方案的确定 ................................................ 错误！未定义书签。 4.2 矿井基本巷道 ................................................................... 错误！未定义书签。 4.2.1 井筒 ............................................................................ 错误！未定义书签。 4.2.2 井底车场及硐室 ........................................................ 错误！未定义书签。 4.2.3 主要开拓巷道 ............................................................ 错误！未定义书签。 5 准备方式—带区巷道布置 ...................................................... 错误！未定义书签。 5.1 煤层地质特征 ................................................................... 错误！未定义书签。 5.2 带区巷道布置及生产系统 ............................................... 错误！未定义书签。 5.2.1 确定带区巷道布置及生产系统的原则 .................... 错误！未定义书签。 5.2.2 首带区基本情况及分带划分 .................................... 错误！未定义书签。 5.2.3 煤层的开采顺序和分带接替顺序 ............................ 错误！未定义书签。 5.2.4 确定带区巷道的位置和布置方式 ............................ 错误！未定义书签。 5.2.5 带区生产系统 ............................................................ 错误！未定义书签。 5.2.6 确定巷道的尺寸、支护、通风方式及掘进方法 .... 错误！未定义书签。 5.2.7 带区生产能力确定 .................................................... 错误！未定义书签。 5.3 带区车场选型设计 ........................................................... 错误！未定义书签。 5.3.1 车场 ............................................................................ 错误！未定义书签。 5.3.2 带区主要硐室的布置 ................................................ 错误！未定义书签。 6 采煤方法 ................................................................................. 错误！未定义书签。 6.1 采煤工艺方式 ................................................................... 错误！未定义书签。 6.1.1 煤层的赋存特征 ........................................................ 错误！未定义书签。 6.1.2采煤方法的确定 ......................................................... 错误！未定义书签。 6.1.3回采工作面长度的确定 ............................................. 错误！未定义书签。 6.1.4 回采工作面破煤、装煤方式的确定 ........................ 错误！未定义书签。 6.1.5 采煤机的工作方式 .................................................... 错误！未定义书签。 6.1.6 回采工艺 .................................................................... 错误！未定义书签。 6.1.7 工作面运煤 ................................................................ 错误！未定义书签。 6.1.8 工作面支护 ................................................................ 错误！未定义书签。 6.1.9 合理采放、放顶步距、放煤方式的确定比 ............ 错误！未定义书签。 6.1.10 劳动组织和循环作业图表 ...................................... 错误！未定义书签。 6.2 回采巷道布置 ................................................................... 错误！未定义书签。 6.2.1 回采巷道布置 ............................................................ 错误！未定义书签。 6.2.2 回采巷道支护 ............................................................ 错误！未定义书签。 6.2.3 确定回采巷道断面及其具体施工技术要求 ............ 错误！未定义书签。 7 井下运输 ................................................................................. 错误！未定义书签。 7.1 概述 ................................................................................... 错误！未定义书签。 7.1.1 井下运输设计的原始条件和数据 ............................ 错误！未定义书签。

7.1.2运煤系统 ..................................................................... 错误！未定义书签。 7.1.3运料系统 ..................................................................... 错误！未定义书签。 7.1.4行人系统 ..................................................................... 错误！未定义书签。 7.2带区运输设备选型 ............................................................ 错误！未定义书签。 7.2.1工作面运煤设备的选型 ............................................. 错误！未定义书签。 7.2.2 破碎机机选型 ............................................................ 错误！未定义书签。 7.2.3运输设备的能力验算 ................................................. 错误！未定义书签。 7.3大巷运输、带区运输设备选型 ........................................ 错误！未定义书签。 8 矿井提升 ................................................................................. 错误！未定义书签。 8.1概述 .................................................................................... 错误！未定义书签。 8.2主副井提升选型 ................................................................ 错误！未定义书签。 8.2.1主井提升 ..................................................................... 错误！未定义书签。 8.2.2副井设备选型 ............................................................. 错误！未定义书签。 9 矿井通风与安全技术 ............................................................. 错误！未定义书签。 9.1矿井概况及开采方法 ........................................................ 错误！未定义书签。 9.1.1地质概况 ..................................................................... 错误！未定义书签。 9.1.2安全条件 ..................................................................... 错误！未定义书签。 9.1.3开拓方式 ..................................................................... 错误！未定义书签。 9.1.4煤矿安全规程 ............................................................. 错误！未定义书签。 9.2 矿井通风系统的选择 ....................................................... 错误！未定义书签。 9.2.1 确定矿井的通风系统 ................................................ 错误！未定义书签。 9.2.2 矿井通风方式的选择 ................................................ 错误！未定义书签。 9.2.3 矿井主要通风机工作方法 ........................................ 错误！未定义书签。 9.3 带区通风 ........................................................................... 错误！未定义书签。 9.3.1 带区通风系统的定义 ................................................ 错误！未定义书签。 9.3.2 带区通风系统的要求 ................................................ 错误！未定义书签。 9.3.3 回采工作面通风方式的选择 .................................... 错误！未定义书签。 9.3.4 带区通风构筑物 ........................................................ 错误！未定义书签。 9.3.5 采煤工作面所需风量的计算 .................................... 错误！未定义书签。 9.3.6 带区通风系统评价 .................................................... 错误！未定义书签。 9.3.7 掘进通风方法的选择 ................................................ 错误！未定义书签。 9.3.8 掘进通风方式的选择 ................................................ 错误！未定义书签。 9.3.9 掘进工作面所需风量 ................................................ 错误！未定义书签。 9.3.10 掘进通风设备选型 .................................................. 错误！未定义书签。 9.3.11 局部通风机安全技术措施 ...................................... 错误！未定义书签。 9.4 全矿所需风量 ................................................................... 错误！未定义书签。 9.4.1 矿井风量计算标准及原则 ........................................ 错误！未定义书签。 9.4.2 矿井总风量的计算 .................................................... 错误！未定义书签。 9.4.3 风量分配 .................................................................... 错误！未定义书签。 9.4.4 风速验算 .................................................................... 错误！未定义书签。 9.5 全矿通风阻力的计算 ....................................................... 错误！未定义书签。 9.5.1 矿井通风总阻力计算原则 ........................................ 错误！未定义书签。 9.5.2 通风阻力最大路线 .................................................... 错误！未定义书签。

9.5.3 通风阻力计算 ............................................................ 错误！未定义书签。 9.5.4 矿井总风阻和等积孔的计算 .................................... 错误！未定义书签。 9.6 矿井主要通风机选型 ....................................................... 错误！未定义书签。 9.6.1 自然风压 .................................................................... 错误！未定义书签。 9.6.2 主要通风机的风压和风量 ........................................ 错误！未定义书签。 9.6.3 主要通风机的选择 .................................................................................... 24 9.6.4 配套电动机的选择 .................................................................................... 25 9.6.5 矿井主要通风设备的要求 ........................................................................ 26 9.7 矿井反风措施及装置 ....................................................................................... 27 9.7.1 矿井反风的目的意义 ................................................................................ 27 9.7.2 矿井反风设施装置、方法及安全可靠性分析 ........................................ 27 9.7.3 防爆门 ........................................................................................................ 28 9.7.4 扩散器 ........................................................................................................ 28 9.7.5 风硐 ............................................................................................................ 28 9.7.6 消音装置 .................................................................................................... 28 9.7.7 通风机装置示意图 .................................................................................... 29 9.8 概算矿井通风费用 ........................................................................................... 30 9.8.1 矿井通风费用概算 .................................................................................... 30 9.8.2 设备折旧费 ................................................................................................ 30 9.8.3 材料消耗费 ................................................................................................ 31 9.8.4 通风人员工资费用 .................................................................................... 31 9.8.5 吨煤通风总费用 ........................................................................................ 31 9.9安全技术设施 .................................................................................................... 31 9.9.1 瓦斯防治 .................................................................................................... 31 9.9.2 煤尘防治 .................................................................................................... 31 9.9.3 防顶板措施 ................................................................................................ 32 9.9.4 水灾的预防 ................................................................................................ 33 9.9.5 火灾的预防 ................................................................................................ 33 10 矿井基本技术经济指标 ....................................................................................... 34 专题设计...................................................................................................................... 35 古城煤矿综采冲击矿压防治技术.............................................................................. 35 1 冲击矿压分析 ...................................................................................................... 35 1.1冲击矿压影响因素分析 ................................................................................ 35 1.2冲击矿压特征及分类 .................................................................................... 37 2 工作面开采方案设计 .......................................................................................... 38 2.1冲击矿压煤层的设计原则 ............................................................................ 38 2.2冲击矿压危险程度分析 ................................................................................ 44 3 冲击地压监测预报 .............................................................................................. 46 3.1检测系统 ........................................................................................................ 46 4 冲击矿压防治方案 .............................................................................................. 47 4.1煤体注水 ........................................................................................................ 47 4.2煤体大直径钻孔卸压 .................................................................................... 48 4.3煤体卸压爆破 ................................................................................................ 49

4.4其它防护措施 ................................................................................................ 51 5 结论 ..................................................................................................................... 52 翻译部分...................................................................................................................... 53

英文原文............................................................................................................... 53 中文译文............................................................................................................... 62 参考文献...................................................................................................................... 69 致 谢...................................................................................................................... 71

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1 矿区概述及井田地质特征

1.1矿区概述

1.1.1矿井地理位置、地形特点和交通条件

临矿集团古城煤矿位于济宁兖州市以东，曲阜市以西，分属兖州、曲阜两市，坐标为东经116°50′12″～116°54′00″，北纬35°33′12″～35°36′10″。

该井田地形为冲积平原，地势较平坦，地表大部分为农田。地面标高+48.77～

矿井交通位置图+61.82 m，一般高程+50.00 m左右，地势东高西低。

曲阜区 北渤海黄烟台兖州市(1)济南兖河淄博青岛(13)新峰肥城新汶黄山兖州煤田临沂石臼所港铁(9)(14)海陶枣路(2)断连云港津徐州(8)层(3)浦(7)(4)邹城市(12)铁(6)(5)(11)(10)本矿井其他生产矿井(1)古城煤矿(5)北宿煤矿(9)杨村煤矿(13)杨庄煤矿(2)东滩煤矿(6)里彦煤矿(10)唐村煤矿(14)兴隆庄煤矿 里 程 表到 站济南青岛徐州上海石臼所公 里156649162818298路(3)鲍家店煤矿(7)新集煤矿(11)落陵煤矿(4)南屯煤矿(8)田庄井田(12)太平煤矿图1-1 古城煤矿位置

矿井的交通条件方便，京沪、新菏、兖石铁路在兖州交汇。327国道贯通井田，各村间均有简易公路相通。地面村庄较多，有单家新村、古柳村、黄家村、小孔家村、大柳庄、新家村、马家村、八里铺、南坊等，另外沿327国道两侧分布了较多的建筑。井田内地面多为农田、果园和塑料大棚。

东北与单家村矿相邻，(0.45 Mt/a)，主采3﹟煤，1990年投产，属曲阜市管辖；西南隔滋阳断层与兴隆庄矿相邻(3.00 Mt/a)，1982年投产。东南为星村煤矿，

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(0.45 Mt/a)，主采3﹟煤，2006年投产，属兖州市管辖。

电源：矿区供电由兖州红庙变电站（110/35 KV）馈出的专用铁塔架空线路LGJ-3*150供送，分别来自红庙变电站I、II段母线。矿区安装了SF7-8000/35，SF9-8000/35型变压器各一台，供矿区所有用电设备使用。

农业：井田内经济作物以粮棉为主。一年两熟，夏季小麦，秋季玉米及棉花。近年来，兖州、曲阜两市基础工业发展较快，正向着工农业共同发展的现代化中小型城市迈进。

1.1.2矿区气候条件

井田内的气候条件温和，属温带季风区，海洋至大陆性气候，由于被鲁南山区所隔，受海洋影响较小，气候变化显著，四季明显，夏季炎热，冬季寒冷。根据曲阜、兖州两市气象站1963年至1982年的统计资料，年平均降水702.7 mm，年最大降水量1179.3 mm（1964年兖州）；月最大降水量405.5 mm（1970年7月曲阜）最大降水量160 mm（1972年7月6日兖州）雨量均集中在7-9月份，降水量占全年的61%。年平均蒸发量1719.5 mm，最大蒸发时间约为4-9月份，约占全年蒸发量的80%。年平均相对湿度67.7%，绝对湿度12.7毫巴，年平均气温13.8℃，最高气温达41℃（1967年6月4日曲阜），最低气温-19.3℃（1981年1月27日曲阜）。年平均风速7.9 m/s。极端最大风速24 m/s，最大风速的风向多为偏北风（1963年3月15日兖州）。风相随季节变化，一般春季为南风，夏季东南风，冬季东北风。雷暴雨一般出现在3-10月份。11月份到次年3月份为冻结期，最大冻土厚度45 cm（1958年1月25日26日兖州），降雪期从12月份开始至次年三月份结束，最大厚度19 cm（1955年12月3日）。 1.1.3矿区水文情况

井田内有泗河和沂水两条河流过。泗河发源于新泰市太平顶山的西部，全长142 km，流域面积2750 km2，该河为全年性河流，主要补给水源为泗水县的泉村，石缝两条，河水洪峰期流量为4020 m3/s。在井田内泗河的流量属于红旗闸的泄水量。沂水河发源于曲阜市尼山，在兖州城东的粉店村汇入泗河，属泗河支流，全长60 km，流域面积620 km2，洪峰期流量445 m3/s。工业用水（初期）及居民用水采用自来水供给。

1.2井田地质特征

1.2.1地形地貌

本井田位于兖州市向斜的东北隅，由于受滋阳、峄山两边界断层的影响，除保留了向斜构造形态外，其断裂构造发育，且地层倾角变陡为其特征。本井田范围内地层走向：南东—南北—北东，为一向南东东敞开的簸箕形单斜构造，地层倾角浅部陡，深部缓，浅部18°～35°，平均倾角23°；深部8°～12°，平均10°。构造以断层为主，主要断层的分布方向以北西方向为主，井田内共有落差大于10 m的断层15条，矿井建设和生产过程中新发现落差3～10 m的断层23条，并发现一定数量的小断层，断层发育程度为Ⅲa；井田内褶曲不发育，基本不影

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响带区或工作面的布置；岩浆岩仅在井田西北部3～5号孔有所见，属小型侵入体的边缘部分，对井田内煤层无影响。

1.2.2地质构造

一、地层

本区为全掩盖区，经勘探查明的地层层序由下而上简述如下：

（1）奥陶系中统马家沟组（O2）

厚度640～660m，岩性主要为灰岩，与下伏地层整合接触。 （2）石炭系中统本溪群（C2）

厚度16.05～47.55 m，平均厚度27.21 m。 本群地层假整合于中奥陶系马家沟灰岩之上，底部一层褐红色含铁很高的铁铝质泥岩。为一套滨海相铝质沉积，由泥岩、粘土岩、粉砂岩、铝土岩、石灰岩及薄煤层组成。石灰岩为十四灰、十三灰、十二灰，位于太原群中部和顶部。

（3）石炭系上统太原群（C3）

厚度143.3～193.5 m，平均厚度173.37 m。 本群地层由砂岩、泥岩、粘土岩、石灰岩及油页岩和煤组成，其中石灰岩11层，自上而下依次编号为二灰、三灰、四灰、五灰、六灰、七灰、八灰、九灰、十上灰、十下灰、十一灰。

（4）二迭系下统山西组（P11）

该组是本区最主要含煤地层，厚度56.7～97.8 m，平均厚度76.12 m。岩层主要由灰色灰黑色细砂岩、中砂岩、粉砂岩、夹砂质泥岩、泥岩和含砾砂岩组成。 本组含煤2～4层，可采煤层为2上和3﹟煤两层。

（5）二迭系石盒子组（P）

该组是一套陆相碎屑岩，厚度东北薄，西南厚，一般厚度为280～320m，与下伏地层山西组为整合接触。

（6）侏罗系上统蒙阻组（J3）

改组分布于18勘探线以西及西南部，为砖红色、灰绿色的陆相碎屑岩沉积，厚度变化大，最薄为75.9 m，最厚564.9 m。

（7）下第三系（E）

分布于14勘探线以东，为断陷盆地沉积，为砂岩、粘土岩、泥岩，与下伏地层呈不整合接触。厚度变化大，为0～680.2m。

（8）第四系（Q） 主要由亚粘土、亚砂土及砂层组成，厚度107.9～254.5 m，一般170～180 m，由东北向西南逐渐变薄。

二、构造

本区位于兖州向斜的东北隅，由于受滋阳、峄山两边界断层的影响，除保留了向斜构造形态外，其断裂构造发育，且地层倾角变陡为其特征。

地层倾向南东-南东东，西南部由于受滋阳断层的牵引，地层走向由北东转为南东，因而本区的单独形态为一个轴向近东西的向斜，但东端由于被峄山断层

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切割，所以整个井田的构造形态呈一向南东敞开的簸箕形，地层倾角北翼陡，南翼缓，边缘陡，深部缓。北部边缘地层倾角15～29°，F14断层以东倾角变缓约为10°左右，F14断层以西，地层倾角一般10°左右。

地层走向为F14断层以东，地层走向北40°～50°东，F14断层以西由近南北走向转为北30°西。

柱 状 煤 岩 层 厚 累 厚 岩 性 描 (m) 名 称 1：200 (m) 紫红色，成分以石英为主，含云母星 4.40 粉砂岩 4.40 点，无层理。 中砂岩 6.6 11.0 13.83 22.16 23.95 32.4 38.2 46.6 以白色为主，少带灰白色，含暗色矿 物，钙质胶结。 砂质泥2.8黑灰色，块状构造，性脆，含植物化 石，呈滑面。 3煤 8.75 黑色烟煤，半亮型为主，夹有镜煤条 带，煤层结构呈条带状，夹有矸石薄 层。 砂质泥1.7灰黑色，致密、性脆，块状构造，含 菱铁矿结核，偶见黄铁矿散晶，具纵 向裂隙。 灰白色，微带绿色，成分以石英为主， 长石次之，含云母星点黑色矿物较多， 硅泥质胶结，隐显斜水平层例。 中砂岩 8.4细砂岩 5.85 灰色，泥质胶结，有明显的黑色泥质 量条带,具波状层理。 砂质泥

8.4灰黑色，致密,厚层状，中夹菱铁矿结 核和少量黄铁矿散晶，有少量植物化 石，有滑面。

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图1-2 地层综合柱状图

构造以断层为主。地层沿走向明显有波状起伏，由于受断层的拖引，局部有小的短轴背斜和向斜出现，井田内共有断层35条。

三、岩浆岩 仅在井田西北部3～5号孔有所见，为基性辉绿岩和辉绿玢岩，呈脉状沿F5断层带侵入太原群地层中，最大厚度10.22 m，最小厚度0.22 m。从岩浆岩的产状和围岩情况看，属小型侵入体的边缘部分，对井田内煤层无影响。 1.2.3矿区的水文地质特征 （1）含水层

井田内主要含水层有6层，自上而下分别为：

① 第四系砂砾松散孔隙含水层组：

该层厚度107.9～254.5 m，平均为180.05 m，其厚度变化从东北向西南逐渐变薄，且是由上、中、下三组构成。

② 山西组3号煤顶板砂岩裂隙水含水层

该层厚度0.92～36.69 m，平均17.46 m，属于上煤组顶板直接充水含水层，煤在开采过程中，预计顶板冒落以后，导水裂隙带高度可达下石盒子组底部砂岩。单位涌水量0.0205 m3/h，渗透系数0.0156 m/d，属重碳酸钠型水。

③ 太原群第三层石灰岩岩溶裂隙含水层

该层厚度1.7～8.15 m，平均4.86 m，层位稳定，全区发育。三灰含水层以静储量为主，易于流干。本层上距3号煤39.8～65.65 m。根据钻孔抽水试验，单位涌水量为0.009～0.1375 m3/h ，渗透系数为0.0727～1.492 m/d。

④ 太原群第十层下石灰岩岩溶裂隙含水层 本层位于16号煤直接顶板外，在17号煤冒落带之内。是下煤组开采时的顶板直接充水含水层，富水性弱，单位涌水量0.000247 m3/h，属重碳酸钠型水。

⑤ 本溪群第十四层石灰岩岩溶裂隙含水层

该层厚度0.4～13.1 m，平均4.95 m。岩溶不发育，富水性弱。本层上距17号煤底板10.14m～48.04 m，属于下煤组开采时底板直接充水含水层。

⑥ 中奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层

奥陶系石灰岩是煤系的基底，是开采下煤组的间接充水含水层，从揭露奥陶系石灰岩岩性看，裂隙较发育，岩溶不够发育。

富水性在水平垂直方向上表现出极不均匀性，井田内在假整合面15 m以下富水性强，平面分布上主要富水区段为西部和北部奥灰埋藏较浅地段以及东部构造复杂区，一般单位涌水平均在3.6 m3/h以上。 （2）隔水层

井田内各含水层间隔水层较多，主要有以下三层： ① 第四系底界隔水层组

井田北部为煤系地层露头部位，但在此区段第四系底部有一层厚度2.93～12.4 m较稳定的粘土类地层与下伏地层相隔可起到隔水作用。

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② 下二迭系山西组以下隔水层组

井田内二迭系地层由北向南逐渐增厚，其岩性主要为泥岩、砂质泥岩、粘土泥岩、夹有细—粗粒砂岩，此段隔水层组可以防止上部裂隙水下渗补给其它含水层。

③ 17号煤至奥灰隔水层组

井田内17号煤至奥灰顶面正常地段间距为32.75～61.65 m，该段岩性主要为粘土泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩及三层石灰岩，该层可以起到一定的隔水作用。未来矿井深部开采17号煤时，由于十四灰，奥灰都具有强大高水头压力，隔水层厚度难以承受，会给开采17号煤带来威胁。因此，应对十四灰、奥灰进行疏干降压。

（3）断层的导水性

从井田钻孔揭露，抽水资料及简单水文观测资料上看，井田断层富水性和导水性较弱。

（4）水文地质类型

勘探查明，2上、3﹟煤的水文地质类型为二类一型，即以裂隙含水层为主，水文地质条件简单的矿床。16上煤、17煤为三类第一亚类一型，即以岩溶含水层为主的顶板进水，水文地质条件简单的矿床，当底鼓突水时，可以转化为水文地质条件中等～复杂的底板进水岩溶充水矿床。

1.2.4岩层地温特性

本区平均地温梯度为1.20℃/100 m左右，属地温正常区。地温一般随深度的加深而增高，地温增温率为垂深77 m，地温增加1℃。 非煤系和煤系地层的地热增温率稍有差异，前者增温小于后者。地温等值线与煤层底板等高线近似平行趋势。3﹟煤层第一水平—855 m标高，一般为21～31.9℃，平均为23℃。

1.3煤层特征

本井田含煤地层为华北型石炭、二叠系含煤建造。主要含煤地层为太原组和山西组。本井田内可采及局部可采煤层7层，分别为2上、3、6、10下、15上、16上、17煤。2上煤，煤厚0～1.01 m，平均厚0.61 m，为部分可采的不稳定煤层；3﹟煤为本井田最重要的可采煤层，容重1.35 t/m3，煤厚5.33～12.17 m，平均厚8.75 m，为全区可采的稳定煤层；其它5层煤由于硫分大于3%，其储量已划为暂不能利用储量。本井田煤层以3﹟煤为主，煤层稳定性为Ⅰd。

1.3.1可采煤层特征

本井田含煤地层为华北型石炭、二叠系含煤建造。主要含煤地层为太原群和山西组。含煤地层平均总厚为249 m，共含煤24～26层，煤层平均总厚度19.82 m。含煤系数为7.9%。其中可采煤层7层，厚12.95 m，主要可采煤层分述如下： （1）2上煤：位于山西组中上部。距山西组顶界15～39 m，平均25 m，煤厚0～1.07 m，平均0.61 m，厚度变化较大。可采点多分布在3线以南及13线至16线之间；未发现有夹石，直接顶板常为厚3～5 m的泥岩或砂质泥岩；老顶为

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灰白色中粒砂岩；底板多为厚4～6 m的砂质泥岩，有时相变为粘土岩和细砂岩，下距3﹟煤32 m。属结构简单部分可采不稳定煤层。

（2）3煤：是本区最重要的可采煤层。位于山西组的下部，距山西组底界10m左右，距三灰50 m左右；厚度5.33～12.17 m，平均8.75 m，层位稳定，厚度变化不大，全区可采。结构简单，有6个钻孔发现有夹石，厚0.03～1.25 m。直接顶板为深灰色，厚3 m左右的砂质泥岩，有少数孔伪顶为泥岩。老顶是灰白色含黑色矿物较多的中粒砂岩，底板为5～7 m的且有清楚波状层理及生物扰动构造的细砂岩，常相变为灰黑色的砂质泥岩，有时为泥岩。

（3）6煤：位于太原群上部。属薄煤层：厚0～1.15 m，平均0.72 m。可采点主要分布在F19断层西南，F19与F21断层间之南部，厚度变化大，除30-1孔和13-2孔发现有0.25和0.06 m厚的泥岩夹矸外，其余各孔无夹矸。顶底板多为深灰色的砂质泥岩，9线至14线间顶板多为中、细砂岩，底板往往相变为细砂岩和粉砂岩。6煤上距3煤40 m左右；下距三灰10 m左右，为结构简单，部分可采的较稳定煤层。

（4）10下煤：位于太原群中部，上距五灰和三灰各为16 m及34 m左右，煤厚0～1.1 m，平均0.67 m。属薄煤层，煤厚变化较大，可采点主要分布在15勘探线至F5断层之间，全区仅5个孔发现有夹石，夹石厚度均在0.05～0.15 m，顶板多为深灰色的细砂岩或中砂岩，有时逆变成砂质泥岩，厚度约3.5 m。10下煤属结构简单，部分可采的较稳定煤层。

（5）15上煤：薄煤层，位于太原群中下部，煤厚0～1.46 m，平均0.76 m。可采点主要分布在9线至14线间-800 m水平以浅和4线以南，26线以南深部多数钻孔未达层位或受构造破坏而断失，因而煤层控制程度较差。全区9点发现含有泥岩或砂质泥岩夹石一层，厚0.04～0.5 m。煤层顶板为一薄层泥灰岩（九灰），厚0～1.82 m，往往为砂质泥岩所代替，底板为比较厚的灰色细、中砂岩。厚10 m左右，含炭屑和植物化石，下距十一灰岩28 m左右。为简单结构，局部可采的不稳定煤层。

（6）16上煤：位于太原九下部，薄煤层。煤厚0～1.61 m，平均0.8 m，厚度变化较小，全区大部分可采。不可采点主要分布在15线以东、26线以南，-1000 m以深的钻孔多未达层位，控制程度较差。含夹石1～2层，厚0.1～0.2 m，直接顶板为十下灰岩，上距3煤160 m左右，底板多为厚2 m左右的灰黑色铝土质的泥岩，局部变成深灰色彩的砂质泥岩。15线以东大部可采，煤层本身层位稳定，厚度变化近于稳定，为结构较复杂的较稳定煤层。

（7）17煤：位于太原群下部，上距十下灰14 m左右，层位稳定，全区大部分可采。煤层厚0.28～1.3 m，平均0.9 m，14线以东由于构造复杂，煤层常被断薄，26线以南及-1000 m以深钻孔多未达层位，控制较差。含夹石1～2层，厚0.05～0.19 m。顶板十一灰为薄层灰岩，一般厚1 m左右，不稳定，常相变为粉砂岩或泥岩。底板为浅灰色具鲕状结构的泥岩。17煤属结构较复杂、大部分可采的较稳定—稳定煤层。如表：表1-1：主要可采煤层顶板特征表；表1-2：

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本井田可采煤层特征表。

表1-1 主要可采煤层顶板特征 煤层 3 16上 17

表1-2 本井田可采煤层特征表 井田范围 煤 层 2 3 6 10 15 16 17 最小～最大 平 均 0～1.07 0.61 5.33～12.17 9.49 0～1.15 0.72 0～1.10 0.67 0～1.46 0.76 0～1.61 0.00 0.28～1.30 0.90 可采范围平均 厚度(m) 0.71 8.75 0.03 0.75 0.76 0.00 0.90 煤层间距 最小～最大 平 均 21.45～48.94 31.70 33.67～47.27 38.18 17.84～65.90 44.21 15.41～38.67 25.78 23.06～69.12 33.90 4.53～10.67 10.21 结 构 简 单 简 单 简 单 简 单 简 单 较复 杂 较复 杂 可采 情况 部分 可采 全区 可采 部分 可采 部分 可采 局部 可采 大部 可采 大部 可采 稳 定 性 不稳定 稳定 较稳定 较稳定 不稳定 较稳定 比较 稳定 顶板 泥岩、砂质泥岩 砂质 泥岩 砂质泥底板 砂质 泥岩 泥岩细砂岩 砂质泥顶底板岩性 顶板类别 II III～IV III 顶板冒落性能 中等冒落 难冒落、极难冒落 中等冒落 岩 性 砂质泥岩、砂岩 石灰岩 砂 岩 石灰岩 岩块试验单向抗压强度（10Pa） 4811.8～9476.6 9623.6～15356.6 9555.0～11652.2 2126.6～5546.8 4岩、砂岩 岩、泥岩 砂质 泥岩 砂质 泥岩 下灰岩 细砂岩 细、中 砂岩 泥岩 灰岩 泥岩 1.3.2煤的特征

井田内各煤层的煤为多种用途煤种，即可以作为炼焦配煤，又可作为各种动力及民用燃料用煤。山西组煤层属半暗型煤，条带状结构，层理不明显，本组可采煤层2上煤层属中灰，特低硫、特低磷、高发热量、高熔灰份煤，易洗选一号气煤。3﹟煤为低灰，特低硫、低磷、低砷、高发热量、高熔灰份易洗，优等回收率的二号气煤。太原统煤层以半亮型煤为主，层里分界明显，在层理面及裂隙中，常见方解石及黄铁矿薄膜。太原群中可采煤层属低灰、富硫、高发热量、粘结性较强，灰熔点较低、易选、可与低硫煤做配焦煤，属二、三号气煤。3﹟煤

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层有6个钻孔发现有夹石，厚0.03～1.25 m，容重为1.35 t/m3，煤层硬度指数f=2～4范围。

1.3.3瓦斯、煤尘状况

本矿井瓦斯鉴定结果为矿井CH4=2.41 m3/t、CO2 =3.62 m3/t，根据《煤矿安全规程》第133条规定，古城煤矿为低瓦斯矿井，无煤和瓦斯突出现象。

据煤芯煤样爆炸性实验：煤尘爆炸指数36.41%，故各煤层均有爆炸性危险。且随开采深度的增加煤尘爆炸指数为上升趋势。

1.3.4煤的自燃特征

据煤芯煤样测定结果，自燃发火等级为II类，各煤层都有程度不同的自然发火倾向。山西组煤自燃发火的倾向不大，太原群煤均存在自燃发火的可能性，特别是16（上）煤自燃发火的倾向更大，根据邻矿资料，本区各煤层均应按有自燃发火倾向考虑。

据该矿实际生产资料统计发火期一般在3～6月，最短发火期为48天。

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2 井田境界和储量

2.1 井田境界

2.1.1 井田境界确定依据

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有：

1． 井田有合理尺寸，以保证满足矿井设计生产能力的要求，保证足够的服务年限和足够大的储量。我国合理的走向长度一般为小型矿井不小于1500 m，中型矿井不小于4000 m，大型矿井不小于8000 m。

2． 充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；

3. 照顾全局：合理规划矿井开采范围，处理好与相邻矿井间的关系。 4． 直线或折线原则：当不受其他条件限制时，一般以直线或折线形式作为井田边界，尽量避免用曲线作为井田边界，这样有利于矿井设计和生产管理工作。

5． 尽量为矿井发展留有余地：划分井田是要尽量划分大一些或者留有一个后备区，已备扩大井型或者单独建井时使用。

2.1.2 井田境界的确定

根据以上划分原则，考虑到古城煤矿煤田内地质构造等多种原因，本井田在能满足生产强度的前提条件下，不仅考虑了自然条件原因，而且考虑到了矿区的整体规划，故将古城煤矿的井田范围：西以京沪铁路东侧煤柱线及兖州市煤柱线，即Z1～Z8、Z12～Z17各点连成为界，东至F33断层，北以F18断层及D1～D5各点连成与单家村煤矿为界，南以第31勘探线及-1200米煤层地板等高线为界，井田东西走向长6.5 km，南北宽2～5 km，井田面积约16.62 km2，如图2-1所示。

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3948400039405003948450039410003941500394850003942000394250039485500394300039435003948600039440003948650039445003945000394870003945500N古城煤矿底板等高线图51.17-578.946-49.15∠10甲-6-8-6-9-105026-49.12-355.04-976.819.32∠12甲-11053.0327-68.83-1082.11∠12甲-85026-252.22-735.968.31∠8甲51.98-889.0426-38.76∠9甲古-255.129.40-1129.33∠9甲27-250.70-913.707.86∠8甲28-653.038.40-1082.11∠5甲57.429.94-1232.15∠10优古-4中国矿业大学应用技术学院 采矿工程专业 比 例 古城煤矿开拓平面布置图 设 计 人 王 迎 春 完 成 日 期 评 阅 日 期 指 导 教 师 朱卫兵 评 阅 日 期 评 阅 教 师1：5000394895003941500394200039490000394250039430003949050039435003938000393850039488000393900039395003948850039400003940500394890003941000图2-1 井田赋存示意图

本设计储量计算范围仅以3﹟作为井田内可采煤层进行计算，并且对井田范

围内的断层进行了处理，仅保留了两条主要大断层。其它煤层在目前经济技术条件下，均无开采利用的价值。

2.2 矿井工业储量

2.2.1 储量计算基础

（1）根据古城煤矿井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算； （2）依据《生产矿井储量管理规程》：煤厚能利用储量最低可采厚度为0.7m，煤的灰份指标能利用储量灰份最高不大于40%（含40%），暂不能利用储量灰份最高不大于50%（含50%）超过51%则不计储量，暂不能利用储量厚0.6 m；

（3）依据国务院过函（1985）5号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复》内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井，硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；

（4） 储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05 m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；

(5) 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；

2.2.2矿井钻孔勘探分布及勘探类型

钻孔及勘探分布情况：全区经过普查、详查、精查勘探及使用综合勘探的精查补充勘探以后，成勘探线7条，平均间隔500 m；全区可利用钻孔14个，其中达到可采厚度钻孔9个，达不到可采厚度钻孔5个。根据勘探情况，矿区的地质条件以基本清楚。

°～∠～F19 H=0～110 ∠70～75°53.835-39.28-736.28∠9甲-5-8 中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第14页

2.2.3 煤层可采厚度及储量等级圈定

本井田内赋含煤层较多，全区可采者为2上、3、6、10下、15上、16上、17煤。在储量级别的划分上，根据对煤层勘探和研究程度不同，同时考虑矿井设计生产的需要，将煤炭储量分为四级，即Ａ级、Ｂ级、Ｃ级和Ｄ级。其中2上、6、10下、15上、16上、17煤煤层厚度均小于1.1 m，故本次储量计算时将其列为“Ｄ”级储量。

赋存条件只有3﹟煤层赋存的条件良好、结构简单，厚度为5.33～12.17 m，平均8.75 m，层位稳定，厚度变化不大，煤层较厚且煤层倾角平均在10°左右，属缓倾斜煤层，平均厚度8.75 m，瓦斯涌出量较小，煤尘具有爆炸性，全区可采。所以本矿井煤层最小可采厚度及储量等级圈定仅以3﹟煤层进行圈定。 2.2.4 矿井的地质资源/储量

1. 井田面积的计算

本区矿井储量采用网格法，将井田分为5个大块（根据等高线的疏密程度划分面积块）具体分块情况见井田面积计算图（图2-2），根据每个面积小块的等

3948400039405003948450039410003941500394850003942000394250039485500394300039435003948600039440003948650039445003945000394870003945500N古城煤矿底板等高线图51.17-578.946-49.15∠10甲-850-9505-39.2853.83-736.28∠9甲-1050-42612-355.04-976.819.32∠12甲53.0327-68.83-1082.11∠12甲-850～～°26-252.22-735.968.31∠8甲51.98-889.0426-38.76∠9甲古-255.129.40-1129.33∠9甲27-250.70-913.707.86∠8甲28-653.038.40-1082.11∠5甲57.429.94-1232.15∠10优古-4中国矿业大学应用技术学院 采矿工程专业 比 例 古城煤矿开拓平面布置图 设 计 人 王 迎 春 完 成 日 期 评 阅 日 期 指 导 教 师 朱卫兵 评 阅 日 期 评 阅 教 师1：5000394895003941500394200039490000394250039430003949050039435003938000393850039488000393900039395003948850039400003940500394890003941000高线水平间距和高差计算出面积各块的煤层倾角，用CAD命令计算面积各块的水平面积，再计算出倾斜面积，最后将各个块面积相加即得出井田面积。

图2-2 地质块段划分图

各地质块段面积、平均倾角、煤厚见表2-1

Ⅰ号地质块段平均倾角为5o; Ⅱ号地质块段平均倾角为13o;

Ⅲ号地质块段平均倾角为7o; Ⅳ号地质块段平均倾角为8o; Ⅴ号地质块段平均倾角为15o;

∠-800ⅤⅢⅣ～∠～°ⅡⅠ 中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第15页

在图上量取其面积分别为：

s1= 2720286.37 m；

2s2= 5080268.60 m；

2s3= 1376804.23 m；

2s4= 3056181.22 m ；

2s5= 3446687.43 m。 2. 井田地质储量的计算

Zd?S?M???10?6 (2-1)

2式中：Zd——矿井地质储量，Mt；

S——井田倾斜面积，m2；

M——煤层平均厚度，m；

?——煤层的容重，t/m3（取值为1.35 t/m3）。

根据公式计算矿井地质储量，具体面积计算情况见表2-1。

表2-1 面积计算

面积块 Ⅰ

Ⅱ Ⅲ Ⅳ Ⅴ 合计

角度α cosα 7 14 7 8 16 —

0.9925 0.9703 0.9925 0.9903 0.9613 —

水平面积㎡ 2720286.37 5080268.6 1376804.23 3056181.22 3446687.43 15680228

倾斜面积㎡

煤厚m

容重 储量万t 1.35 1.35 1.35 1.35 1.35 —

3108.1156 6022.1838 1711.6763 4028.7708 4392.6172 19263.3638

2740842.69 8.4 5235771 8.52 1387208.29 9.14 3086116.55 9.67 3585444.12 9.075 16035382.65 —

所以矿井的地质资源储量为 ZZ =19263.3638万t

2.2.5矿井工业资源/储量

1. 工业储量的计算

矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探，煤层厚度与质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量是进行矿井设计的资源依据，一般也就是列入平衡表内的储量。

矿井工业储量：地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部，归类为矿井工业储量。

经济的基础储量111b探明的资源量331边际经济的基础储量2M11次边际经济的资源量2S11经济的基础储量122b地质资源量控制的资源量332边际经济的基础储量2M22次边际经济的资源量2S22推断的资源量333333k工业资源/储量 中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第16页

根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断的。储量的分配探明储量、控制储量、推断储量按6:3:1分配，经济基础储量、边际经济基础储量按70%、30%分配，次边际经济基础储量不计。各种储量分配表见表2-2：

表2-2 储量分配表

类别 数量 合计 探明储量(Mt) 经济储量(Mt) 边际储量(Mt) 80.91 115.58 34.67 控制储量(Mt) 经济储量(Mt) 边际储量(Mt) 40.45 57.79 17.34 推断储量(Mt) 19.26 19.26 矿井工业资源/储量按式（2-2）计算：

Zg = Z111b + Z122b+ Z2m11+ Z2m22+ Z333k （2-2） Zg =80.91+40.45+34.67+17.34+19.26×0.8 =188.78Mt

式中： Zg——矿井工业资源/储量；

Z111b——探明的资源量中经济的基础储量； Z122b——控制的资源量中经济的基础储量；

Z2m11——探明的资源量中边际经济的基础储量； Z2m22——控制的资源量中边际经济的基础储量； Z333——推断的资源量；

k——可信度系数，取0.7～0.9，（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）本设计取0.8。

2.3矿井可采储量

矿井设计资源/储量按式（2-3）计算：

Zs = ( Zg - P1 ) ×C （2-3）

式中： Zs——矿井设计资源/储量；

P1——断层煤柱Pd、井田边界煤柱Pb、地面建筑物煤柱等永久煤

柱损失量之和。

C——采区采出率（厚煤层不小于0.75，中厚煤层不小于0.80，薄

层不小于0.85，地方小煤矿不小于0.7）。

2.3.1 计算可采储量时必须考虑永久煤柱的损失

1. 根据《建筑物，水体，铁路及主要井巷煤柱与压煤开采规程》第72条：

煤矿工业广场保护对象等级为一级，所以工业广场围护带宽度应取20 m；

2. 井田境界煤柱损失；保护煤柱宽度为50 m；

3. 采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失，断层保护煤柱宽度取50 m； 4. 建筑物、河流、铁路等压煤损失；

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》中

中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第17页

第十五条，工业场地占地面积指标见表2-3。

表2-3 工业场地占地面积指标 井型（万t/a） 240及以上 120~180 45~90 9~30 占地面积指标（公顷/10万t） 1.0 1.2 1.5 1.8 本矿井为年产1.5 Mt/a的大型矿井，工业场地的面积为18公顷，由于长方形便于布置地面建筑，所以初步设定工业广场为长方形，既长方形长边为500 m，短边为360 m。经查地质资料：本地区表土移动角ψ=45°，走向岩层移动角δ=75°，上山移动角γ=75°，下山移动角β=65°。根据垂直剖面法所作工业广场保护煤柱的尺寸计算如图2-3所示。

3948古城 煤矿开 拓 平面图4000394050394845003941003941503948500039420039425039485500394300N3943503948600039440039486500 39445039450039487000394550393800393850393939003939508500394000394100394150394200394900003942500500评 阅 日 期 日 期 3943003949中国 矿比 采业大学 ： 例矿工应设 计 指 导 人 评程专用技 教 师 阅 王古城 教业术学煤矿 迎 师 朱 春院开卫兵 拓平3943 完 成面布50 评 阅 日 期置图95003948489000393940503948488000501001502002503003504004505005506006507007508008509009501000105011001150120012501300图2-3 工业广场保护煤柱

2.3.2 各种煤柱损失计算

1．井田边界煤柱损失量Pb的计算：

Pb =BLh?

中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第18页

=50×17966.04×8.75×1.35

=1061.12万t

式中： B——表示井田边界煤柱宽度，m，本设计留设50 m；

L——表示井田边界煤柱周长，m，在平面图上量取。

2．断层煤柱损失量Pd的计算：

Pd=Shγ

=（417297.35 +196684.95）×8.75×1.35 =725.27万t

式中 ： S——表示断层边界煤柱面积，m2，直接在平面图上量取得。

3. 工业广场保护煤柱

工业广场留围护带宽度20 m，工业广场面积取18公顷。工业广场保护煤柱如图2-3。根据垂直剖面法设计保护煤柱的尺寸为：由画图得保护煤柱为一断面为梯形的四面体梯形短边长：1201 m；梯形长边长：1303 m，高为1222 m。

地面工业广场煤柱损失量的计算： Pg = 1529944×8.75 ×1.35 =1807.25万t 4. 井筒保护煤柱 主、副井井筒保护煤柱在工业广场保护煤柱范围内，故井筒保护煤柱损失量为0。各种保护煤柱损失量见表2-4。

表2-4 保护煤柱损失量 煤柱类型 井田边界保护煤柱 断层保护煤柱 工业广场保护煤柱 合计 煤柱损失量（万吨） 1061.12 725.27 1807.25 3593.64 2.2.3矿井可采资源/储量

矿井设计资源/储量：

Zs = ( Zg - P1 ) ×C

=（18877.8- 3593.64）×0.75

= 114.63 Mt

式中： Zs——矿井设计资源/储量；

P1——断层煤柱Pd、井田边界煤柱Pb、地面建筑物煤柱等永久煤柱

损失量之和。

C——采区采出率（厚煤层不小于0.75，中厚煤层不小于0.80，薄层

不小于0.85，地方小煤矿不小于0.7）。

表2-1 矿井储量汇总表 煤地质资源储量/Mt 工业储永久煤设计可 中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第19页

层 3煤 储量等级分类 储量等级圈定 矿井总储量 111b 122b 2M11 2M22 333 量 /Mt 柱损失量/Mt 采储量/Mt 80.91 40.45 34.67 17.34 19.26 192.63 188.78 3593.64 114.63

3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限

3.1 矿井工作制度

矿井设计年工作日由《煤炭工业矿井设计规范》第223条规定,矿井的年工作天数为330 d，“三八”工作制，即其中二班采煤，一班准备，每班8 h，每日8点至16点为早班，16点至24点为中班，24点至次日8点为夜班，安排早班检修，中、夜班生产。生产班每班主井提升时间为8 h，每天净提升时间16 h。

3.2 矿井设计生产能力及服务年限

《煤炭工业设计矿井设计规范》第2.2.1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、经济效益及市场对煤炭需求等因素，经多方案的比较或系统优化后确定。

矿区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，应加大矿区规模，建设大型矿井，煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；

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（铁路、公路、水运），用户，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区规模，否则应缩小规模；

3. 国家需求

对国家煤炭需求量（包括煤种、煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；

4. 投资效果

投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。

针对古城煤矿矿区地质构造简单，3号煤煤层赋存条件稳定，开采条件优越， 结合实际和当前技术水平，为了更好的发挥煤炭资源的经济效益，决定采用综合机械化放顶煤的开采方法。按照矿井设计规范的规定，该矿井生产能力预定为1.5 Mt/a。

此外矿井设计生产能力应进行第一开采水平或不小于25 a配产。配产应符

中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第20页

合合理开采程序，厚、薄煤层，不同煤类搭配开采；同时生产的采区数及采区内同时生产的工作面个数，应符合《煤炭工业设计矿井设计规范》第3.3.5条规定（采区生产能力应根据地质条件、煤层生产能力、采掘机械化程度和采区同时生产的工作面个数及其接替关系等因素确定，应提高工作面单产。采区内同时生产的综采工作面宜一个面，不应超过两个面；普采工作面宜为两个面，不应超过3个面），并应保证采区及工作面的合理接替。 3.2.2 矿井服务年限的核算

矿井设计生产能力定为1.5 Mt/a，根据设计可采储量、井型与服务年限之间的相适应关系得：

矿井服务年限的计算公式：

T=（3-1）

式中： T——矿井服务年限；

Zk—— 矿井可采储量，114.63 Mt；

K——储量备用系数，根据煤层赋存情况及水文、构造分析，并与邻

近矿比较，煤层的实际揭露不会变化太大，因此设计取储量备用系K=1.30。

A——矿井设计生产能力，150万t/a。 所以矿井服务年限为：

T＝114.63/（150×1.3） ＝59 a

因59 a>50 a，符合2003年我国设计规定的大型矿井服务年限至少在50 a以上的标准，满足设计要求。 3.2.3 第一水平的服务年限的核算

根据矿井开拓布置，本矿井为单水平开采，所以水平可采储量为全矿井可采储量。 3.2.4 井型校核

通过对实际煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型加以校核：

1. 煤层开采能力

本井田3#煤层赋存稳定的8.75 m厚煤层，平均倾角为10°，地质结构简单，易于采用综合机械化放顶煤开采。据矿井生产实际，可布置一个综合机械化放顶煤采煤工作面保产，煤层开采能力能满足矿井设计生产能力及第一开采水平服务年限要求。

2. 辅助生产系统能力校核

本设计的矿井为大型矿井，开拓方式为单水平开拓。主井采用箕斗提升，能

Zk A?K 中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第21页

满足提升方面的要求。大巷采用强力胶带输送机运煤，运输能力也能达到要求，且机械化程度高。井底车场调车和通过能力均能满足要求，各辅助生产环节都能满足要求，不会影响生产能力。

3. 安全条件校核

本矿井属于低瓦斯矿井，3﹟煤有煤尘爆炸性危险，但在设计中制定了相关管理措施，水文地质条件简单，涌水量较小（85 m3/h）。工作面采用抽出式通风方式，经通风验算表明：通风满足要求。所以，各项安全条件均可得到保证，不会影响矿井的安全生产能力。

4. 储量条件校核

矿井的设计生产能力应与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限。井田的可采储量为114.35万t，服务年限为59 a，满足《煤炭工业矿井设计规范》要求。见表3-1

表3-1 我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限 矿井设计 生产能力 （Mt/a） 6.0及以上 3.0～5.0 1.2～2.4 0.45～0.9 矿井设计 服务年限 （a） 70 60 50 40 第一开采水平设计服务年限（a） 煤层倾角 ＜25° 35 30 25 20 煤层倾角 25°～45° -- -- 25 20 煤层倾角 ＞45° -- -- 20 15 经过矿井及第一水平服务年限的核算，并结合表3-1中的规定，本矿井年生

产能力设计为1.5 Mt/a满足矿井及第第一水平服务年限的要求。因此最终确定矿井的年生产能力为1.5 Mt/a。

中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第22页

4 井田开拓

4.1 井田开拓的基本问题

井田开拓是在总体设计已经划定的井田范围内，根据精查地质报告和其它补充的资料，将主要巷道由地表进入煤层，为开采水平服务所进行的井巷布置和开掘工程。其中包括确定主、副井和风井的井筒形式、数量、位置、阶段高度、大巷位置、采（带）区划分以及开采顺序与通风运输系统。

这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究。

（1）确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业广场的位置； （2）合理确定开采水平的数目和位置； （3） 布置皮带运输大巷、轨道运输大巷、回风大巷，井底车场及其它硐室； （4）正确划分阶段、盘区和采区，合理确定阶段高度和开采水平的数目； （5）正确确定矿井开采顺序及其配采关系，做好采区和开采水平的接替，以保证矿井的均衡生产；

（6）进行矿井开拓延深，深部开拓及技术改造； （7）合理确定矿井通风、运输及供电系统。

确定开拓问题，需要根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则： (1) 贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在

中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第23页

Q——风井总风量，m3/s；

1.05——抽出式矿井通风外部漏风系数。 则：

通风容易时期：

Qf?1.05?50.2?52.71 m3/s

通风困难时期：

Qf?1.05?50.2?52.71 m3/s

表9-24 通风容易、困难时期风压、风量对应表 名 称 风压（Pa） 风量(m3/s) 容易时期 1336.34 52.71 困难时期 2438.46 52.71 设计工况点下的矿井总风阻

R总?h扇/Q2 （9-34）

式中： R总——矿井总风阻，N.S2/m 8；

——通风机风压，Pa ； Q——通风机风量，m3/min。

2h扇则矿井通风容易时期总风阻为：

Rsmin?hsmin1336.34??0.481Q252.712 中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第24页

N.S2/m 8

矿井通风困难时期总风阻为

hsmax2438.46? 0 R smax ? 2 ? 2 . 878 N.S2/m 8

Q52.719.6.3 主要通风机的选择

根据以上计算得出的风压和风量数据，选用2台2K56-No24型轴流式通风机（n=750in），一台工作，一台备用。风机的特性曲线见图9—4所示。

在风机曲线上，设计的风机风量与风压对应点即为风机设计工况点，而风阻曲线与风机特性曲线上的交点才是实际工况点。（风机叶片调角最小为2.5度）表9-24按风压与风量关系列出了几个对应点。根据表格数据在风机特性曲线上

'''作出风阻曲线，在曲线上作图得到风机实际工况点My和My，见图9-8，工况点各参数如表9-25所示。 60050 50045

400 4030035

30 20025 10020 00102030405060708090100110120130140150160

Q/(m -5 ) 4000 3800 3600 3400 3200 3000 2800''My

2600 24000.80?=0.70 22002-1N/KW0.8532000H/Pa180016001400'My0000000 st0.60 中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第25页

图 9-8 通风机特性曲线

表 9-25 风机工况点表 型号 时期 容易 困难 叶片安装角 25 30 转速 (rpm) 750 750 风压 (Pa) 1336.34 2438.46 风量 (m3/s) 52.8 52.8 效率 0.83 0.81 输入功率kw 110 190 2K56-No24 9.6.4 配套电动机的选择

通风机输入功率按容易、困难时期，分别按下式计算通风机所需输入功率Nmin、Nmax

h min N ＝ Q fmin （9-35）

min1000?s

Q h max N max ＝ fmax （9-36）

1000?s式中：

Nmin(Nmax)——通风阻力最小（最大）时期通风机的输入功率，KW； Qfmin（Qfmax）——通风阻力最小（最大）时期通风机工作风量，m3/s； hmin（hmax）——风机实际最小（最大）工作风压，Pa； ηs——通风机工作效率，%。 则通风容易时期通风机的输入功率：

Nmax＝52.8?1336.341000?0.83?85KW 中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第26页

通风困难时期通风机的输入功率：

Nmax＝52.8?2438.461000?0.81?159KW当Nmin?0.6Nmax时，可选一台电动机，电机功率按下式计算：

Ne?Nmax?ke/??e??tr? （9-37）

当Nmin?0.6Nmax时，需选两台电动机，电动机功率分别按下式计算：

Ne?Nmin?Nmax?ke/??e??tr? （9-38）

式中： ?e——电动机效率，?e=0.9～0.94；

?tr——传动效率，皮带传动取0.95～0.9，连轴器传动取0.98； Ke——动机容量备用系数，取1.1～1.2。

因Nmin?0.6Nmax, 所以选择一台异步电动机，根据公式9-38为：

Ne?116?1.2/?0.90?0.98?=158KW

因为主要通风机的功率在500 KW以下，可以选用异步电动机。根据以上计算电动机的输入、输出功率及主要通风机要求的转速（数），主要通风机相配套的电动机型号为JR-148-8，其主要技术参数见表9-26。

表9-26 电动机技术参数

额定功率 Kw 380 电流 472 额定电压 V 380 最大力矩 1.84 电流A 699 飞轮转矩 /Nm 580 2额定负载时 转速rmin-1 750 总重Kg 3100 效率 94.2% 功率因数 0.87 型号 JR-148-8 电压 509 转子数据 制造厂家 南京电机制造厂 9.6.5 矿井主要通风设备的要求

⑴主要通风机运转平稳、无异声，无喘振现象，能力足够，运转工况的排风量应大于矿井需风量加内部和外部漏风量之和；

⑵必须保证风机连续运转；

⑶主要通风机必须装置两套同等能力的通风机，其中一套作备用。在建井期间可装着一套通风机和一部备用电动机。备用风机或备用电动机和配套通风机，必须在10min内开动；

⑷要通风机必须保证经常运转；

⑸装有主要通风机的出风井口，应安装防爆门；

中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第27页

⑹主要通风机至少每月由矿井机电部门检查1次。改变通风机的转数的风叶的角度，必须报矿总工程师批准；

⑺新安装的通风机投入使用前，必须进行一次通风机性能测定和试运转。 ⑻有计划停或倒开主要通风机时，必须制定安全技术措施报矿总工程师批准。

⑼主要通风机因故停止运转，通风机司机要立即查明原因，如果可以应立即启动备用通风机，并向矿调度汇报。

9.7 矿井反风措施及装置

9.7.1 矿井反风的目的意义

矿井生产过程中如果在进风井附近进风巷道中发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸等事故时，为避免CO、CO2等进入工作区域，危及井下作业人员及设备安全，要求主要通风机能够使井下风流反向，避免灾害或事故扩大。此过程叫反风。反风装置就是使矿井风流反向的设施、设备，《煤矿安全规程》规定：―生产矿井主要通风机必须在10分钟内完成反风。并且达到正常风流的40%。‖

9.7.2 矿井反风设施装置、方法及安全可靠性分析

(1)目前我国常用的反风方法有两种：一是利用反风道反风；二是利用主要通风机反风。设计矿井所选的通风机是双级叶轮轴流式矿井主要通风机。叶片型线为机翼扭曲式，安装角度在20～50之间无级可调。当需要反风时可使通风机直接反转，不需要调节通风机的任何装置为缩短通风机的正反风交替时间，通风机上备有刹车装置。通风机与电动机之间调心连轴器通过传动轴直联。通风机的直接反转风量达到60%，部分超过75%。

本设计选用反风道反风，图9-9即为设计主通风机反风系统示意图。 (2)反风系统及反风方法

如下图，图a为正常通风时反风门1和2的位置；当进行反风时，将反风门1和2改变为图b中的位置，即可使井下风流的方向改变。

（a）

中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第28页

（b）

图9-9 轴流式抽出通风反风系统

9.7.3 防爆门

本设计出风井口装有主通风机，为保护主通风机机装置，特设图9-10所示的风井井口钟形防爆门。防爆门放入井口圈的凹槽中，槽中盛水以防漏风，深度必须大于防爆门内外压力差。

9.7.4 扩散器

图9-11所示即为本设计选用的由圆锥形内筒和外筒构成的环状扩散器，它可以将通风机机出口的大部分速压转变为静压，以减少通风机机出风口的速压损失，提高通风机的静压。

9.7.5 风硐

风硐是矿井主通风机和出风井之间的一段联络巷，风硐通风量很大，其内外压差较大，因此应该特别注意降低风硐阻力和减少漏风。

9.7.6 消音装置

《规程》规定矿井扇风机噪音不得超过90 dB，本设计扇风机采用主动式消音装置，把声能吸收掉。

图9-10 防爆门布置

中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第29页

图9-11 轴流风机扩散器

(7～12°)/2(3～4°)/2

9.7.7 通风机装置示意图

1—风机；2—扩散器；3—扩散道；4—风硐弯道

图9-12 矿井扇风机装置及反风系统布置示意图

中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第30页

9.8 概算矿井通风费用

9.8.1 矿井通风费用概算

(1)主通风机运转的耗电量If

（9-39） If?〔(N1?N2)/2?365?24〕〔/?e.?c.?y.?H〕式中： N1、N2—主通风机风机运行最大、最小功率，kw；

?e—主通风机电动机的效率，取0.85；

?c—传动效率，取0.95；

?y—变压器的效率，一般取0.8； ?H—电线的输电效率，取0.95。

365×24/（2×0.85×0.95×0.8×0.95） If＝（110＋190）×

＝214.1×104 kw.h/a

(2)局部通风机运转的耗电量Il

Il?N?365?24/? （9-40）

式中： N—局电部通风机动机功率，kw；

?—电机效率，90％。

365×24/0.9=10.7×104 kw.h/a Il＝11×

(1) 一年内各类风机的总耗电量Ia

本矿井生产时共有2台主通风机和2台局部通风机同时运转，故

Ia＝If＋2×Il＝235.5×104 kw.h/a

(4) 吨煤耗电量Io

Io＝Ia/T，kw.h/t （9-41） Io=235.5×104/180×104=1.31 kw.h/t

(5)吨煤通风电费

E＝Io×D （9-42）

式中： D—每度电费用，取0.63元。

E＝1.31×0.63＝0.83元/t

9.8.2 设备折旧费

通风设备的折旧费是指主要通风机及配套电机、风机所有附属设备的折旧费用。

根据《煤矿生产经营指标》，一全套风机房所有通风设备造价共计90万元，其回收率为5%，服务年限为25年，则年折旧费为：

90×(1-5%)/25＝6.48万元 G1=2×

根据《煤矿生产经营指标》通风设备的年维修费为3575元/年，则通风设备的吨煤维修费为：

2＝7150×104元/t G2=3575×

吨煤的通风设备折旧费为:

W2?(G1?G2)/T

中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第31页

＝(6.48+0.715)/180 ＝0.039元/t

9.8.3 材料消耗费

包括各种通风构筑物的材料费，通风机和电动机润滑油料费，防尘等设施费用。每吨煤的通风材料消耗费为：

W3?C/T (9-43) ＝100/180 ＝0.56元/t

式中: C――材料消耗总费用，万元/ a。

9.8.4 通风人员工资费用

矿井通风工作人员，每年工资总额为A(元)，则一吨煤的工资费用W4应根据工资制度及人员数计算得一年的工资支出为：250万元。

W4?A/T

＝250/180 ＝1.39元/t

9.8.5 吨煤通风总费用

W?W1?W2?W3?W4 ＝0.83+0.039+0.56+1.39 ＝2.819元/t

9.9安全技术设施

9.9.1 瓦斯防治

(1) 严格执行《安全技术操作规程》第四章第一节和《煤矿安全规程》第142～146及150、154、155条的有关规定。

(2) 设专职瓦斯员对工作面每班巡回检查不得少于两次，发现问题及时汇报处理。建立瓦斯个体巡回检测和连续检测的双重监测系统，可靠预防和控制瓦斯事故的发生。

(3) 在采煤工作面以及与其相互连接的上下顺槽设置CH4报警仪，监测风流中CH4含量，并将信息及时传递到地面控制室，在主要工作地点设置CH4断电仪。

(4) 严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新风流。 (5) 按井下在册人员配备隔离式自救器。

(6) 按规程规定设置反风装置，风机能在规定时间内反转反风，并达到规定风量。

(7) 采后按规定时间回收、密闭、注浆。 9.9.2 煤尘防治

(1) 采煤、掘进和开拓工作面，以及运输机转载点、溜煤眼等，凡有煤尘飞

中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第32页

扬的地点，都必须按《规程》第157条的要求采取有效的综合防尘措施进行消尘。用机组采煤时，必须设置内外喷雾装置，否则不许工作。

(2) 掘进头必须实行湿式打眼，洒水，设置水幕等综合防尘。

(3) 建立健全洒水系统，并要坚持使用，需煤墙注水时，应有专人负责管理。 (4) 对于井筒巷道中的煤尘、浮煤应定期冲洗和清扫。 9.9.3 防顶板措施

(1) 做好现场危险源的重点监控和重大隐患整改治理工作。开展顶板管理会战，狠抓顶板管理基础工作，每旬召开顶板管理分析会议。

(2) 坚持工程质量终身负责制，直至工程报废为止。

(3) 严格执行敲帮问顶制度，严禁空顶作业，锚喷、锚网巷道必须坚持使用好前探支架，锚杆必须达到设计预紧力。

(4) 加强巷道支护，工程质量，临时支护到永久支护之间的距离要在作业规程中明确规定。工作面上下安全出口、两端头的支护严格按措施要求进行支护。掘进巷道过断层破碎带要缩小循环进度，预先打超前锚杆支护，断层落差较大时，必须制定专门的过断层措施。

(5) 按章放炮，炮眼布置和爆破参数要合理,炸药、雷管等爆炸物品要符合国家规定。

(6) 工作面初次放顶和收尾、过断层、过局部破碎带、过老空时，必须制定专门措施，管理人员要亲临现场指挥，当采后顶板悬顶面积超过规程规定时要强制放顶，并制定专门措施。

(7) 严格执行开、停工申请、工程质量验收、安全质量班评估及各工种岗位交接班等安全质量管理制度，强化安全监察工作。

(8) 每一下井人员必须熟悉冒顶征兆：顶板来压下沉、裂隙增大、掉碴、离层、发出闷雷声、煤壁片帮、支架变形损坏、顶板淋水加大、瓦斯涌出增多，放煤炮（轻微冲击地压显现）等。发现征兆，要加强支护，情况危急时要立即撤出人员，并及时向矿调度室汇报。

具体要求必须在作业规程中明确规定。

(9) 目前，回采工作面两顺槽由于受深部地压大的影响，地压释放时局部巷道变形量大，易发生片帮、冒顶事故，在回采工作面两顺槽的两帮超前150m进行深孔卸压爆破，提前释放地压，确保回采安全。掘进工作面煤炮频繁时，应及时采用电磁辐射仪进行监测，发现异常时，要及时进行深孔卸压爆破，确保掘进安全。采取深孔卸压爆破必须编制专门安全技术措施。

(10) 炮掘巷道必须实行光面爆破， 严禁少打炮眼多装药现象，以免造成煤巷顶板松动，引起顶板冒落空顶；金属网要紧贴煤壁面，锚杆锚固力要达到设计及措施要求。当出现顶板松动片落、坠网或空顶情况时，要及时清理浮煤，重新打锚杆将金属网紧贴煤壁面。

(11) 为加强顶板压力的观测，深部煤巷掘进时，严格按照有关要求设置顶板离层仪，定期观测顶板压力变化情况，搞好顶板压力的预测预报，根据压力变

中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第33页

化，确定合理的支护参数，并及时改变支护方式。

(12) 加强工作面的物探工作，及时摸清地质构造。在深部开采时，掘进工作面施工前必须摸清地质构造情况，便于指导施工和制定安全技术措施。 9.9.4 水灾的预防

(1) 加强机电检查与维修工作，建立健全个人工作岗位责任制。做到有章可循，确保供电与机器正常运行。

(2) 全矿各泵房的水仓、小井、通水道及水沟应清洁，挖干净，保证水仓有效容积达到设计容量的80%以上，各泵房水泵必须交替使用，防止水泵管路阀门锈蚀和电器设备受潮。

(3) 每个防水闸门每月检查一次，每半年或有突水预兆之前必须进行一次关闭实验。

(4) 靠近断层或过断层掘进时，要有专门的探放水措施，弄清断层各参数，按规定预留的隔离与防水煤柱不许破坏或缩小。

(5) 雨季之前，应成立防洪指挥部，加强地面要害地方防洪检查，并于三月编制出―夏季四防计划‖，严格执行。

(6) 井下所有人员应熟悉水灾事故避灾路线。

9.9.5 火灾的预防

(1) 必须严格加强入井人员检查制度，严禁携带烟草或点火物品及穿化纤衣服入井，加强机电设备的检查维修工作，确保防爆设备有良好的防爆性能。

(2) 加强电缆维护工作，消灭鸡爪子、羊尾巴和明接口，熔断器必须使用合格的保险丝，不准使用铜铁铝丝代替。

(3) 加强地面、井下的消防工作，配备足够的灭火器材。

(4) 地面防火要加强管理，落实责任人，井口房、车房、风机房、配电房等附近20米内不得有烟火，木场、材料库、更衣室等堆放易燃材料的场所严禁明火和抽烟。

(5) 严格火药管理制度，做到帐物对照，严禁出现丢药、丢管现象。

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10 矿井基本技术经济指标

矿井的基本技术经济指标见10-1。

表10-1 矿井基本技术经济指标 序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 技术经济指标项目 煤的牌号 可采煤层数目 可采煤层总厚度 煤层倾角 矿井工业储量 矿井可采储量 矿井年工作日数 日采煤班数 矿井年生产能力 矿井日生产能力 矿井服务年限 井田走向长度 井田倾斜长度 瓦斯等级 瓦斯相对涌出量 通风方式 矿井涌水量 开拓方式 生产工作面数目 备用工作面数目 采煤工作面年推进度 开拓掘进队数 大巷运输方式 矿车类型 单轨吊车 设计煤层采煤方法 工作面长度 21 工作面推进度 工作面坑木消耗量 工作面效率 单位 层 m ° Mt Mt d 班 Mt/a t/d a km km m3/t m3/h 个 个 m 个 台 m m/月 m3/kt t/工 数量或内容 二号气煤 1 8.75 10 188.78 114.63 330 两班 1.9 5906 59 6.5 5 低瓦斯矿井 2.41 中央并列式 430 立井单水平 1 0 1056 5 胶带输送机单轨吊车 1.5t固定车厢式矿车 4 综合机械化放顶煤 180 90 5 73.3 中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第35页

工作面成本 元/t 32

专题设计

古城煤矿综采冲击矿压防治技术

摘要：通过对影响采煤作业时冲击地压发生内、外因的分析及预防，并结合古城

煤矿矿井的2103工作面生产的实际情况，采取了相应的冲击地压预防措施。如电磁辐射监测、钻屑法监测、卸压爆破、编辑应急预案等综合预防的办法，有效地制止了采煤作业时的冲击来压，最终确保了煤矿的安全生产。

关键词：冲击矿压 ； 微震法 ； 电磁辐射监测 ； 钻屑法监测

前言：从采矿业形成、发展到今天，煤岩动力现象一直伴随着有益矿产资源的开

采。就地下开采而言,随着开采深度的增加，开采面积的不断扩大，冲击矿压等煤岩动力现象越来越频繁和强烈，对井下巷道、工作面、井下工作人员及地面建筑物等造成严重的威胁。全世界五大洲的矿山开采中，均出现过冲击矿压现象。但是，冲击矿压这种自然灾害是可以通过一定的技术手段进行预测和防治的。以下介绍一些当今比较成熟的防治方法。

1 冲击矿压分析

1.1冲击矿压影响因素分析

冲击矿压发生的原因是多方面的，但从总的来说可以分为三类，即自然的、技术的和组织管理方面的。根据2103工作面地质条件及生产技术，其冲击原因主要有以下几个方面。

（1）开采深度

研究表明，随着开采深度的增加，煤层中的自重应力随之增加，煤岩体中聚积的弹性能也随之增加，统计分析表明，开采深度越大，冲击矿压发生的可能性也越大，见图1-1所示。可以确定，当深度H ≤ 350 m时，冲击矿压一般不会发生；当深度350 m < H < 500 m时，在一定程度上冲击危险逐步增加。从500 m开始，随着开采深度的增加，冲击矿压的危险性急剧增加。

冲击矿压发生指数，次/百万吨0.80.60.40.30.20.10.70.503004005006007008009001000开采深度，m 中国矿业大学2014届本科生毕业设计 第36页

图1-1 采深与冲击矿压的关系

目前古城煤矿2103工作面开采深度已经超过-1000 m，加地面标高采深达到1050 m多。故对冲击矿压的影响非常大。

（2）顶板岩层结构特征 古城煤矿2103工作面老顶为坚硬的中砂岩，厚度10.35 m。研究表明，顶板岩层结构，特别是煤层上方坚硬、厚层砂岩顶板是影响冲击矿压发生的主要因素之一，其主要原因是坚硬厚层砂岩顶板容易聚积大量的弹性能。在坚硬顶板破碎或滑移过程中，大量的弹性能突然释放，形成强烈震动，导致顶板型冲击矿压的发生。

（3）煤岩的物理力学特性 冲击地压发生的必要条件是煤层中能积聚较多的弹性能，所以强度高、弹性大、脆性大是冲击危险煤层的基本特征。煤的冲击倾向性是评价煤层冲击性的特征参数之一。 2106工作面煤岩组合试样的单轴抗压强度（煤的平均值为26 MPa，老顶的平均值为122 MPa），动态破坏时间（平均48 ms），冲击能量指数（平均5.51），弹性能量指数（平均2.07）。2103工作面煤岩的物理力学特性可以参考2106工作面测试结果。

（4）构造影响

地质构造，特别是断层构造也是影响冲击矿压发生的重要因素之一。

实践证明，冲击矿压经常发生在向斜轴部，特别是构造变化区，断层附近，煤层倾角变化带，煤层皱曲，构造应力带。当巷道接近断层或向斜轴部时，冲击矿压发生的次数明显上升，而且强度加大。例如在龙风矿50次冲击矿压中，36次（72%）与断层有关，62%是巷道接近断层时发生的，14%是巷道处于断层线附近，而只有10%是在巷道离开断层时发生的，其中34%发生在巷道距断层5~20 m范围内的。图1-2为冲击矿压次数与巷道距断层距离之间的关系。

7

6 5

4

冲击次数，N

32125 20 15 10 5 0 -5 -10 -15 -20 -25巷道距断层的距离、/m图1-2 冲击矿压次数与巷道距断层距离之间的关系

2103工作面地质构造复杂，煤岩层总体为一向SE倾斜的单斜构造。南临

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