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1 矿区概述及井田地质牲征 . 1 1.1 矿区概述 . 1 1.1.1 交通位置交通位置. 1 1.1.2 地形、地貌地形、地貌. 1 1.1.3 河流及水体河流及水体. 1 1.1.4 矿区经济概况矿区经济概况. 2 1.1.5 气象及地震气象及地震. 2 1.1.6 水源及电源水源及电源. 2 1.2 井田地质特征 . 2 1.2.1 地质勘探程度地质勘探程度. 2 1.2.2 井田地质构造井田地质构造. 2 图图 1.2 地质综合柱状图地质综合柱状图. 5 1.2.3 水文地质水文地质. 6 1.2.4 其它有益矿物其它有益矿物. 7 1.3 煤层特征 . 7 1.3.1 煤层煤层 . 7 1.3.2 煤层顶底板煤层顶底板 . 8 1.3.3 煤质煤质 . 9 2 煤 类. 10 320、17-1 煤层化学性质 . 10 1.3.4 瓦斯瓦斯 . 11 1.3.5 煤尘及煤的自燃煤尘及煤的自燃. 11 1.3.6 开采技术条件及对开采的影响开采技术条件及对开采的影响 . 12 2 井田境界和储量 . 13 2.1 井田境界 . 13 2.1.1 井田范围井田范围. 13 2.1.2 开采上限开采上限. 13 2.1.3 井田尺寸井田尺寸. 13 2.2 矿井工业储量 . 14 2.2.1 储量计算基础储量计算基础. 14 2.2.2 井田地质勘探井田地质勘探. 14 2.2.3 工业储量计算工业储量计算. 14 2.3 矿井可采储量 . 16 2.3.1 安全煤柱留设原则安全煤柱留设原则. 16 2.3.2 矿井永久保护煤柱损失量矿井永久保护煤柱损失量 . 17 3.工业广场保护煤柱 . 17 4.大巷保护煤柱 . 18 5.井筒保护煤柱 . 18 2.3.3 矿井设计资源矿井设计资源/储量储量. 18 P1= Zf + Zd + Zb = (64+0+373.9 + 519) 万 t =956.9 万 t . 18 Zs=(Zg-P1)= (13639.3-956.9) 万 t =12682.4 万 t。 . 18 2.3.4 矿井设计可采储量矿井设计可采储量. 19 3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 . 20 3.1 矿井工作制度 . 20 3.2 矿井设计生产力及服务年限 . 20 3.2.1 确定依据确定依据. 20 3.2.2 矿井设计生产能力矿井设计生产能力. 20 3.2.3 矿井服务年限矿井服务年限. 20 3.2.4 井型校核井型校核. 21 4 井田开拓 . 23 4.1 井田开拓的基本问题 . 23 4.1.1 确定井筒形式、数目、位置及坐标确定井筒形式、数目、位置及坐标 . 23 4.1.2 工业场地的位置工业场地的位置. 25 4.1.3 开采水平的确定开采水平的确定. 25 4.1.4 开拓方案比较开拓方案比较. 26 4.2 矿井基本巷道 . 32 4.2.1 井筒井筒 . 32 4.2.2 井底车场及硐室井底车场及硐室. 35 井底车场的型式和布置形式 . 35 .空重车线长度 . 36 1大型矿井主、副井空、重车线有效长度应各容纳 1.01.5 列列车； . 36 Lj每辆矿车带缓冲器的长度，m； . 36 L=1.0 12 4.28+4.5+10=65.86（m） . 38 2.顶推调车. 38 3.甩车调车. 38 4.顶推拉调车 . 38 (2)硐室 . 38 Amc矿井设计日产量，t； . 39 Qmc =0.25 4600=1150（t） . 39 4.2.3 主要开拓巷道主要开拓巷道. 39 （一）主要开拓巷道主要有主运输大巷、石门及总回风巷，这些巷道的服务年限都比较长，要求能够长时间的满足矿井生产的需要，所以采用半圆拱形断面。 . 39 B巷道净宽度，mm； . 40 （1）按架线电机车导电弓子的要求确定壁高 h3 . 40 2000 mm； . 40 K导电弓子宽度之半，K=718/2=359，取 K=360 mm； . 40 D压气法兰盘的直径，取 D=335 mm； . 41 （3）按行人的高度要求确定壁高 h3 . 41 =3800(0.393800+1600)=11.7 m2 . 41 （二）巷道的支护方式 . 41 5 准备方式采（盘）区或带区巷道布置 . 45 5.1 煤层的地质特征 . 45 5.1.1 煤层埋藏条件煤层埋藏条件. 45 5.1.2 煤质特征煤质特征. 45 5.1.3 煤层的含瓦斯特征煤层的含瓦斯特征. 45 5.1.4 煤层顶、底板条件煤层顶、底板条件. 45 5.1.5 水文地质水文地质. 45 5.1.6 煤尘的爆炸性和自燃发火危险性煤尘的爆炸性和自燃发火危险性 . 45 5.2 带区巷道布置及生产系统 . 45 5.2.1 带区准备方式的确定带区准备方式的确定. 45 5.2.2 带区巷道布置带区巷道布置. 46 （一）带区参数 . 46 （二）分带参数 . 46 （三）带区巷道联络方式 . 46 （四）带区内煤层开采顺序和工作面的接替顺序 . 47 5.2.3 带区生产系统带区生产系统. 47 5.2.4 带区生产能力及采出率带区生产能力及采出率. 47 一次采全高的综采工作面的年生产能力，按下式计算： . 48 掘进出煤量 A1 . 48 带区的生产能力 . 48 (2)带区的采出率 . 48 5.3 带区车场选型设计 . 48 5.3.1 带区车场的形式和线路布置带区车场的形式和线路布置 . 48 5.3.2 带区车场的调车方式带区车场的调车方式. 49 5.4 带区主要硐室 . 49 (2)带区绞车房 . 50 （3）带区变电所 . 50 6 采煤方法 . 51 6.1 采煤工艺方式 . 51 6.1.1 设计带区煤层设计带区煤层特征及地质条件特征及地质条件 . 51 6.1.2 确定采煤工艺方式确定采煤工艺方式. 51 6.1.3 确定回采工作面参数确定回采工作面参数. 51 1) 工作面长度的确定 . 51 2) 工作面推方向和推进度 . 52 6.1.4 回采工作面破煤、装煤方式的确定回采工作面破煤、装煤方式的确定 . 53 6.1.5 工作面运输方式及运输机械工作面运输方式及运输机械 . 55 6.1.6 回采工作面支护方式回采工作面支护方式 . 57 (1) 支护方式 . 57 （2）支架支护强度 . 58 （3）支架高度 . 58 HmaxMmax +S1 = 3.92 + 0.2 = 4.12（m） . 58 (4) 支架的选择及布置 . 58 (6) 移架及推溜方式 . 59 6.1.7 端头支护及两巷超前支护方式端头支护及两巷超前支护方式 . 60 6.1.8 回柱方法回柱方法. 61 6.1.9 各工艺过程注意事项各工艺过程注意事项. 62 6.1.10 采煤工艺采煤工艺. 63 工作面日进刀数 . 63 一刀煤所需要的时间 . 64 2）工艺要求 . 65 6.1.11 回采工作面正规循环作业回采工作面正规循环作业 . 65 6.1.12 回采工作面吨煤成本回采工作面吨煤成本 . 67 =5.65+3.3+14.3+5.0=28.25（元/t） . 68 6.2 回采巷道布置 . 69 6.2.1 回采巷道布置方式回采巷道布置方式. 69 6.2.2 回采巷道参数回采巷道参数. 69 7 井下运输 . 72 7.1 概述. 72 7.1.1 井下运输设计的原始条件和数据井下运输设计的原始条件和数据 . 72 7.1.2 运输距离和货载量运输距离和货载量. 72 7.1.3 矿井运输矿井运输系统系统. 72 (1) 运煤系统： . 72 (2) 人员运送系统： . 73 (3) 运料系统： . 73 (4) 运矸系统： . 73 7.2 带区运输设备选择 . 73 7.2.1 设备选型原则：设备选型原则：. 73 7.2.2 带区运输设备选型及能力验算带区运输设备选型及能力验算 . 73 S 采煤机的截深，0.6 m； . 74 7.3 大巷运输设备选择 . 74 7.3.1 主运输大巷设备选择主运输大巷设备选择. 74 7.3.2 辅助运输大巷设备选择辅助运输大巷设备选择. 75 7.3.3 带区辅助运输设备的选择带区辅助运输设备的选择. 76 8 矿井提升 . 78 8.1 概述. 78 8.2 主井提升 . 78 8.3 副井提升 . 80 9 矿井通风及安全 . 83 9.1 矿井通风系统的确定 . 83 9.1.1 矿井通风系统的基本要求矿井通风系统的基本要求. 83 9.1.2 矿井通风方式的选择矿井通风方式的选择. 83 9.1.3 矿井通风系统方案比较矿井通风系统方案比较. 84 9.1.4 带区通风系统的要求带区通风系统的要求. 85 9.1.5 工作面通风方式的选择工作面通风方式的选择. 86 9.1.6 通风构筑物通风构筑物. 87 9.2 矿井风量计算 . 87 9.2.1 工作面所需风量的计算工作面所需风量的计算. 88 =100 14.65 1.5= 2197.5 m /min . 88 9.2.2 备用面所需风量的计算备用面所需风量的计算. 89 9.2.3 掘进工作面需风量掘进工作面需风量. 89 9.2.4 硐室需风量硐室需风量. 91 9.2.5 其它巷道所需风量其它巷道所需风量. 92 9.2.6 矿井总风量矿井总风量. 92 9.2.7 风量分配风量分配. 92 2)配风的原则和方法 . 93 9.3 矿井阻力计算 . 94 9.3.1 矿井最大阻力路线矿井最大阻力路线. 94 9.3.2 矿井通风阻力计算矿井通风阻力计算. 96 9.3.3 矿井通风总阻力矿井通风总阻力. 97 9.3.4 两个时期的矿井总风阻和总等积孔两个时期的矿井总风阻和总等积孔 . 98 (1) 容易时期： . 99 (2) 困难时期: . 99 9.4 矿井通风设备选择 . 99 9.4.1 选择主要通风机选择主要通风机. 99 1)自然风压 . 99 2)主要通风机工作风压 . 99 该矿井为抽出式通风，通风容易时期主要通风机静风压： . 99 通风困难时期，考虑自然风压反对主要通风机通风，主要通风机静风压： . 100 3)主要通风机的实际通过风量 Qfs . 100 9.4.2 电动机选型电动机选型. 102 9.5 安全灾害的预防措施 . 103 9.5.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 . 103 9.5.2 预防井下火灾的措施预防井下火灾的措施. 103 9.5.3 防水措施防水措施. 103 10 设计矿井基础技术经济指标 . 104 致 谢 . 105 1 矿区概述及井田地质牲征 1.1 矿区概述 1.1.1 交通位置交通位置 张集煤矿位于安徽省淮南市凤台县境内，距凤台县城西约 20 km，行政区位隶属凤台县岳张集镇。 区内交通方便，淮南至阜阳铁路从矿井南缘通过，矿井中心距张集车站约 5 km，该车站东至蚌埠 141 km,西至阜阳 69 km，分别与京沪、徐阜及京九铁路相接。潘集至谢桥，凤台至张集公路在矿区通过，且与凤台至颖上，凤台至利辛，凤台至蒙城，利辛至颖上等公路相接，可通往各县市。西淝河在工业广场以东 6 km 处贯穿全境，常年有水，可通百吨机帆船，凤台港是淮河上较大的优良河港之一。铁运、公路运输、水运极为方便。矿区的交通位置如图 1.1 所示。 交通位置图淮北徐州宿州蚌埠阜阳淮南合肥洪泽湖南京口子集新集瓦房马圩江口小集王桥夏桥江店夏集小店张集站张集焦岗凤台宋井陈桥展沟颖上刘集谢桥杨村钱庙芦集关庙顾桥古庙丁集桂集码头汤店孜西淝河 图图 1 交通位置图交通位置图 1.1.2 地形、地貌地形、地貌 本区为淮河冲积平原，地处淮河中游，淮北平原南部，区内地形平坦，地形一般在+21 m+26 m，西北高、东南低。 1.1.3 河流及水体河流及水体 西淝河为本区的主要河流，由东北部进入本区，向东南贯穿全境于鲁台孜入淮河，是地面水汇集，排泄的渠道，在本井田东北流经长度约 16 km。西淝河水位一般在+19 m 左右，常见洪水位+22 m(79 月)，最高洪水位为 25.4 m。两岸 有常年积水洼地，河北岸称花家湖，积水面积约 22 km2。此外，遍布人工开挖的渠道，用以灌溉、防洪、排涝。 1.1.4 矿区经济概况矿区经济概况 淮南是以煤炭、电力、化工、机械、食品为主的工业城市。目前，潘谢矿区经济发展的特点是： 农村经济占优势， 工业生产以煤炭、 建材工业占的比重较大。 本区建材工业有一定基础。钢材、木材由外市购买，水泥、砂、石等建筑材料可由当地得到解决。 1.1.5 气象及地震气象及地震 本区属过渡带气候（属季风温暖带半湿润气候） ，四季分明。季节性明显，夏季炎热，冬季寒冷。春夏两季多东南风、东风，秋季多东南、东北风，冬季多东北、西北风，最大频率风向是东北偏东风，平均风速 3.18 m/s。 年平均气温 15.1 C，极端最高气温 41.2 C（1996 年 8 月 8 日） ，极端最低气温-22.8 C（1969 年 1 月 31 日） 。冻结及解冻无定期，一般夜冻日解。冻结深度 412 cm，最大冻结深度 30 cm。 年平均降雨量 926.3 mm，最大 1723.5 mm，最小 471.9 mm，日最大降雨量320.44 mm，小时最大降雨量 75.3 mm，降雨多集中在 6、7、8 三个月，约占全年 40 %。 根据中华人民共和国国家标准建筑抗震设计规范 （GB50011-2001） ，淮南抗震设防烈度为 7 度。 1.1.6 水源及电源水源及电源 矿井生活用水水源取自处理后的淮河水，工业用水取自处理后的井下排水。矿井供电电源引自南面 58 公里处张集 22011035 kv 降压变电所，其 220 kv电源，一路来自芦集变电所，另一路引自蔡家岗变电所。矿井电源容量充足，供电可靠。 1.2 井田地质特征 1.2.1 地质勘探程度地质勘探程度 汇总自1960年以来各施工单位在不同时期、不同的勘探阶段完成的钻探工程，张集井田共有钻孔241个，工程量144372.66 m，其中水文孔44个，工程量9362.86 m，抽水29次。报告除利用井田内钻孔以外，还利用井界外部分钻孔，形成400700 m基本线距，-600 m水平的孔距小于500 m；深部孔距为500750 m。 1.2.2 井田地质构造井田地质构造 张集井田为新生界松散层覆盖的全隐蔽煤田，构造上位于谢桥向斜北翼，地处陈桥背斜的东南倾伏端，总体形态呈扇形展布的单斜构造，地层走向呈不完整的弧形转折，西段地层走向在北西75 左右，中段急转东西、北东方向，至北段 大致向正北延伸。地层倾角平缓稳定，五-五东线以西为10 左右，以东25 ，平均5 左右。井田为一较平缓的扇形背斜褶曲构造为主，除南部、北部靠井田边界存在较大断层外，构造比较简单。 地层： 本区地处黄淮平原，淮南煤田位居广阔的平原之中，全部被第四系覆盖，唯有煤田南北两翼边缘的低山残丘，出露前震旦系变质岩、震旦、寒武、奥陶系等古老地层。井田地层全系钻探揭露，主要有奥陶系、石炭系、二叠系。 1.奥陶系中下统（O1+2） 由浅灰、浅紫红色灰岩、白云质灰岩组成，隐晶致密细晶结构，夹角砾状灰岩和紫红、灰绿色页岩，水平、缓波状层理，下部裂隙溶洞发育。 2.石炭系上统太原组（C3） 太原组厚 104114 m。由 1112 层灰岩、生物碎屑灰岩、泥灰岩与泥岩、砂岩组成，含不稳定薄煤层 34 层，不可采。太原组假整合于奥陶系之上。根据厚度和岩石组合，太灰可分为四个岩段： 底部铝铁质泥岩段：厚 10 m，含砾。 下部灰岩段（十一、十二灰） ：厚 33 m，十一、十二灰共厚 20 m，集中于底部。 中部灰岩段（五十灰） ：厚 34 m，灰岩占 54 %，单层厚 1.55 m。 上部灰岩段（一四灰） ：厚 33 m，二、三、四灰总 23 m，集中在下部。 3.二叠系（P） 二叠系总厚 980 m，底部以海相泥岩与太原组分界。分上统下统四个组，其中山西组、上、下石盒子组为含煤地层，厚 720 m，含煤 32 层，总厚 36.09 m，含煤系数为 5.0 %，可分 7 个含煤段。上部石千峰组为非含煤地层。 (1)二叠系下统山西组（P1sh） 第一含煤段：厚 65 m，含可采煤层一层，含煤系数为 10.75 %。底部为灰黑色海相泥岩， 其上是砂泥岩互层， 中部以中、 粗砂岩为主， 局部含砾及泥质包体，时而冲刷煤层，上部为粉砂岩、砂质泥岩。 (2)二叠系下统下石盒子组（P1x） 第二含煤段：厚 128 m，含煤 811 层（编号 49 煤） ，其中可采煤层 6 层，含煤系数 10.22 %。底部为中粗砂岩，具冲刷特征，是与下伏山西组的分界，其上鲕花状斑泥岩或铝质泥岩是全区标志层。 (3)二叠系上统上石盒子组（P2S） 地层厚 527 m，分五个含煤段： 第三含煤段：厚 103 m，含煤系数 3.85 %。底部砂岩是上、下石盒子组的分界；下部以砂岩、石英砂岩为主，夹砂质泥岩，少有花斑，局部见炭质泥岩（10煤层位） ；中部以泥岩、砂质泥岩为主，常见鲕粒结构；中上部含煤三层，其中11-2 煤为主采煤层，上部为砂质泥岩夹细中砂岩。 第四含煤段：厚 74 m，含煤系数 8.22 %。底部以灰白色细中砂岩与第三含 煤段分界，其上为紫红灰绿色含鲕花斑泥岩，通常称“大花斑” ，是全区标志层；中上部以泥岩类为主，夹砂岩，含煤 6 层（1215 煤） ，其中 13-1 煤是主要可采煤层。 第五含煤段：平均厚 110 m，含煤系数 2.12 %。本段多呈青灰色、灰绿色，以泥岩、砂质泥岩为主，夹细砂、砂泥岩互层。底部以石英砂岩、细中砂岩与第四含煤段分界，其上有 14 层紫红棕黄色花斑泥岩，称“小花斑” 。中部含煤45 层（1617 煤） ，1720 煤层附近富含个体较大铁结核。 第六含煤段：平均厚 110 m，含煤系数 1.99 %。以灰色、青灰色、灰绿色泥岩类为主，夹细中砂岩。中下部含煤 4 层（1821 煤） ，18 煤底部常见铝质泥岩或鲕状花斑泥岩，1920 煤间有 13 层薄层硅质岩，富含海绵骨针。 第七含煤段：平均厚 130 m，含煤系数 1.12 %。以灰色岩性为主，少见青灰色。由泥岩、粉砂岩、砂岩组成，含劣质煤 5 层（2225 煤） ，而且常相变为炭质泥岩。 (4)二叠系上统石千峰组（P2sh） 地层厚度 260 m。为一套杂色非含煤地层，由灰色、灰绿色，紫红色泥岩、粉砂岩、中细砂岩、含砾石砂岩组成，多紫红色花斑泥岩。底部为灰白浅红色含砾中粗砂岩与上石盒子组分界。 二叠系的沉积环境是从陆表海海湾发展而来的下三角洲平原沉积， 经历了海湾充填、 树枝状、 网状河体系， 转入河口湾海湾环境， 进而发展到上三角洲平原、陆相冲积平原沉积。 4.三叠系（T） 是一套红色碎屑岩，由棕红、紫红色砂岩、粉砂岩、泥岩组成。厚度不详。与下伏石千峰组呈整合接触。 5.第三系（R） 中新统：分上下两段。下段为强隔水组，厚 069.55 m，平均 37 m。由灰绿色棕红色粘土组成， 局部夹泥灰岩薄层和薄层砂层透镜体， 底部有 029.21 m碎石层；上段为弱含水组，厚 0119.18 m，平均 63.00 m。总体以灰绿、褐黄、赭红等杂色粘土为主，夹多层砂体，与粘土交互成层，砂体因相变而发育不等，分布不均。本统遇基岩古潜山缺失。 上新统：厚 95180 m，平均厚 130 m。以浅灰绿色、灰黄色粗中砂为主，次为细砂、粉砂，夹多层灰绿色粘土，偶尔有细砂岩盘，含水丰富，但迳流不畅。 6.第四系（Q） 更新统（Q1Q3） ：平均厚 97 m，以灰黄色、浅灰色细、中砂为主，夹多层粘土、砂质粘土，粘土层厚度变化大，含铁猛结核；上部夹青灰色淤泥；底部砂层为棕色锈黄色，富含铁猛结核，与下伏上新统分界明显。更新统是区内主要供水水源。 全新统（Q4） ：厚 1528 m，平均 20 m。以土黄色砂质粘土为主，夹不稳定细粉砂薄层。在 1520 m 褐灰色砂质粘土中，富含有机质和大量螺蚌贝壳碎 片。 地质综合柱状图如图1.2所示。 图图 1.2 地质综合柱状图地质综合柱状图 黑色块状结构，暗煤。砂泥岩互层砂质泥岩4.952.85组西煤砂质泥岩中砂岩6.9913.125.3山组系煤粉砂岩粘土岩煤64.854.298子盒中粗砂岩粘土岩9.554.05石下组叠砂质泥岩煤中砂岩砂质泥岩18.411-23.827.45子盒中砂岩炭质页岩煤32.9511.624.4213-1石上二岩 性 简 述岩 石名 称层厚煤层编号柱状地层单位组系31.5 砂质泥岩由亮煤、半亮煤组成，粉沫状及鳞片状结构，脂脂光泽。深灰色，局面有少量黄铁矿薄膜，植物化石碎片。深灰色，局面有少量黄铁矿薄膜，植物化石碎片。灰色中粒砂岩，厚度为26米，局部砂质页岩，含黄铜矿薄膜。深灰色，局面有少量黄铁矿薄膜，植物化石碎片。灰色中粒砂岩，局部砂质页岩。由镜煤、亮煤、半亮煤组成，粉末状及鳞片状结构。深灰色，局面有少量黄铁矿薄膜，植物化石碎片。灰白色，含有云母片。灰色中、粗粒砂岩。细砂岩与页岩互层，脆性大，含少量的云母片。灰白色，含有云母片。灰色粉砂岩，性脆且硬。灰色中粒砂岩，局部砂质页岩，含黄铜矿薄膜。深灰色，植物化石碎片。由亮煤暗煤组成呈硬块状。深灰色，植物化石碎片。浅灰色，呈条带状，致密，性脆。4.633.924.7 断层： 本井田的南、北边缘断裂发育，而其主体的断裂比较轻微，数量、规模均较小。截至现有资料，全区共确定大断层 17 条，其中正断层 10 条，逆断层 7 条；落差 30 m100 m 的 3 条，15 m29 m 的 5 条，515 m 的 9 条，落差小于 5 m的达 20 余条。 矿井北部边缘及煤矿主体是一组以北西向为主的正断层， 北部边缘断层走向大致平行于陈桥背斜轴，呈树枝状发育。往南，断层走向逐渐向南偏转。 总体上，断层围绕着背斜的转折端，组成了放射状的断裂系统，显示出背斜在褶皱隆起过程中的张裂性质；在变位特征上，该组正断层大多向南倾斜，呈现出由北向南逐渐下降的阶梯式组合。 矿井南缘向斜的深处，是与推覆构造有关的一组逆冲或反冲断层，平面上，它们大体平行于向斜轴和阜凤断层伸展，是推覆断裂的分枝，垂向上，呈波状及铲式形态，深延并汇入主推覆面。 区内北东向断层减少。 现将区内主要断层分述如下： (1)F209 正断层：井田西部边界，切割第一水平各可采煤层，走向北北东，倾向西，倾角 6076 ，落差 20100 m，北小南大，长 5 km。 (2)F217 正断层： 走向北西， 并逐渐转向东西， 倾向南， 倾角 70 ， 落差 1045 m，长 4 km。 (3)F210 正断层：走向北北东，倾向东，倾角 6366 ，落差 3075 m，长 3 km。 1.2.3 水文地质水文地质 张集矿井范围内均被新生界松散层所覆盖， 主要充水因素为新生界松散层孔隙含水组、二叠系砂岩裂隙水组和石炭系太原组灰岩岩溶裂隙水三部分 组成。煤系砂岩裂隙含水层富水性弱，以静储量为主，上部为新生界粘土类隔水层覆盖，仅局部有新生界砂层水渗入补给，并受煤系地层渗透性控制，故除 1煤以外，张集矿井属简单水文类型；1 煤底板太原组灰岩为直接充水含水层，局部岩溶发育，水文地质条件属于中等偏复杂型。张集煤矿坑充水水源由三部分组成，采掘工作面充水水源主要为煤层顶板砂岩裂隙水。 1.新生界砂层水 新生界底部砂砾层直接覆盖在煤系之上，发生渗透补给。然而，张集煤矿新生界底部一般均以粘土为主， 隔绝了新生界中部砂层和下部弱含水组与基岩的联系。唯有中部水 203 孔附近的 16 煤露头以南古地形隆起地带，砂层与基岩直接接触，产生渗透补给，但接触带远离主要煤层，对矿坑充水影响甚微。 2.煤系砂岩裂隙水 是矿坑直接充水水源，裂隙发育极为不均，出水大小差异悬殊，钻孔抽水q=0.000950.039 L/s.m，抽水试验结果和生产矿井实际涌水量，均表明煤系砂岩裂隙水弱，并以储存量为主，矿床水文地质条件为简单类型，但在穿过坚硬砂岩层时，须提防储存水量突然溃出。 3.石灰岩岩溶裂隙水 煤层与石炭系顶部灰岩平均距离 16.60 m，-600 m 灰岩水头压力为 62.5 kg/cm2，在自然状态下，无水流补给矿坑。但在开采 1 煤层，地压失去平衡以后，1 煤底部岩石将会因超过强度极限而破裂，引起底鼓，导致灰岩水突入坑道。尤其在断层由煤系切入灰岩，或者断层使煤层与灰岩直接对口，突水机率会大为增加。淮南老区矿井 1 煤底板突水当为前鉴，而且与奥灰水也有密切联系，补给水源丰富，谢桥矿钻孔抽水单位涌水量为 0.017411.673 L/s.m，富水性中等偏强。所以，在开采 1 煤层时，可按偏复杂类型矿床考虑，开采前必须进行疏水降压，确保安全。 矿井正常涌水量为 200 m3/h，矿井最大涌水量为 380 m3/h。 1.2.4 其它有益矿物其它有益矿物 本区有一层发育较好的耐火黏土，位于石盒子组顶部，厚度为 12.8534.58 m。 1.3 煤层特征 1.3.1 煤层煤层 张集煤矿有可采煤层12层，可采煤层厚度总计29.62 m，利用厚度总计28.31 m，占煤层厚度的95.58 %。其中，主要可采煤层5层，13-1、11-2、8、6、1煤层，平均总厚度为21.08 m，平均利用总厚为20.34 m，占可采总厚、利用总厚的71.17 %、71.85 %，是全区可采的稳定煤层。次要煤层7层，17-1、13-1下、9-1、7-2、7-1、4-2煤层,平均总厚8.54 m，可利用总厚7.47 m，占井田可采总厚、利用总厚的28.83 %、28.15 %，均为大部可采的不稳定煤层。 现由上而下将5个主采煤层分述如下： 1. 13-1煤层厚度两极值为2.216.38 m，平均厚4.42 m。结构较简单，变异系数6 %，为稳定的全区可采层，亦是首采主要煤层。 2. 11-2煤层厚度两极值为0.786.9 m，平均厚4.63 m。结构简单复杂，变异系数为25 %，属稳定的主要可采煤层。 3. 8煤层厚度两极值为0.886.53 m，平均3.92 m。结构简单，变异系数为21 %，煤层全区可采，是稳定的主要可采煤层。 4. 6煤层厚度两极值为06.8 m，平均厚为4.7 m。结构简单复杂，煤层可采系数97 %，基本上全区可采。变异系数为32 %，综合评定为稳定煤层，是本区主要可采煤层。 5. 1煤层厚度两极值为010.35 m，平均为6.99 m。结构简单复杂，可采系数为98 %，基本全区可采，不可采区在西南边界处的局部冲刷带。煤层变异系数为29 %，属稳定煤层，是本区主要可采煤层。 各可采煤层特征见表1.1 表表1.1 可采煤层特征表可采煤层特征表 煤层名称 煤层厚度 (m) 煤层 间距(m) 煤层 结构 稳定 程度 可采 情况 顶底板 主要岩性 平均容重(t/m3) 最小最大 平均 顶 底 20 06.19 79 较简单 不稳定 局部 不可采 泥岩 砂岩 泥岩 粉砂岩 1.39 1.46 17-1 0.104.23 简单 不稳定 局部 可采 泥岩 细砂岩 泥岩 1.36 1.058 105 13-1 2.216.38 较简单 稳定 全区 可采 含炭 泥岩 泥岩 粉砂岩 1.39 4.42 1.82 13-1下 0.322.23 简单复杂 不稳定 局部 可采 泥岩 粉砂岩 泥岩 粉砂岩 1.42 0.8 74 11-2 0.786.9 简单复杂 稳定 全区 可采 泥岩 细砂岩 泥岩 粉砂岩 1.38 4.63 21.63 9-1 03.40 较简单 不稳定 局部 不可采 泥岩 粉砂岩 泥岩 粉砂岩 1.44 1.26 15 8 0.886.53 简单 稳定 全区 可采 泥岩 砂岩 泥岩 粉砂岩 1.39 3.92 6 7-2 02.09 简单 不稳定 局部 可采 泥岩 粉砂岩 泥岩 粉砂岩 1.38 0.86 1.86 7-1 03.05 简单复杂 不稳定 局部 可采 泥岩 粉砂岩 泥岩 粉砂岩 1.48 1.27 1.28 6 06.8 简单复杂 稳定 基本全区可采 泥岩 粉砂岩 泥岩 粉砂岩 1.32 4.7 15 4-2 05.42 简单复杂 不稳定 局部 可采 泥岩 细砂岩 泥岩 1.44 1.84 13.4 1 010.35 简单复杂 稳定 基本全区可采 泥岩 砂岩 泥岩 粉砂岩 1.34 6.99 1.3.2 煤层顶底板煤层顶底板 13-1煤层：顶底板以泥岩为主，少数砂质泥岩、炭质泥岩，个别顶板为细砂岩、石英砂岩。 11-2煤层：顶底板大多为灰色中粒砂岩、砂质页岩。 8煤层： 顶板为灰色中、粗粒砂岩，底板为砂质泥岩，少见砂岩。 6煤层： 顶底板为泥岩、砂质泥岩，北部少数底板为细砂岩、粉砂岩。 1煤层： 顶底板大多为泥岩、砂质泥岩，砂岩顶板主要出现在西部，成带状分布，局部冲刷煤层。 1.3.3 煤质煤质 本区煤属低中中高灰分，高挥发分、中等高发热量、低熔难熔煤灰、富油高油，特低低硫分、中磷特低磷的QM和1/3 JM，适用于炼焦配煤、化工和动力用煤。另外，焦油产率大于12 %的13-1，13-1下和20煤层，可做为炼油用煤。根据煤类、煤的灰分和硫分变化的标准差评价各煤层煤质主要指标的变化程度见表1.2。 表表1.2 各煤层煤质牲征表各煤层煤质牲征表 煤层 变化程度 煤类 灰分标准差 硫分标准差 20 小 单一 4.54 0.08 17-1 中 单一 5.15 0.09 13-1 中 单一 5.67 0.12 13-1下 大 单一 8.01 0.09 11-2 中 两个 3.11 0.21 9-1 小 单一 4.86 0.28 8 中 两个 3.13 0.17 7-2 中 两个 3.58 0.65 7-1 中 单一 5.94 0.36 6 小 单一 3.93 0.34 4-2 中 两个 6.20 0.30 1 大 两个 4.63 0.93 1 化学性质、工艺性能及煤类 化学性质： a.水分 本次勘查煤层内在水分含量均小于 1.00 %， 对煤炭的开采、 利用没有大的影响。 b.灰分 20、17-1 煤层原煤灰分为 11.30 %、8.14 %，属于低中低灰分煤。 c.硫分 13-1、 13-1 下， 煤层原煤硫分为 0.39 %、 0.82 %， 属于特低低硫分煤。 13-1煤层局部点（04-1 号孔）煤层硫分较高（原煤全硫 1.08 %，浮煤全硫 0.79 %），浮煤硫分的降低说明煤层中含有易于洗选的硫铁矿物质。 d.磷 20、17-1 煤层磷分平均值为 0.011 %、0.005 %，属于低特低磷煤。 e.氯、铅、氟、砷 2 煤层氯含量 0.009-0.052 %， 为特低低氯煤； 3 煤层氯含量 0.002-0.011 %，为特低氯煤。 煤层中铅含量均小于 20 ug/g，为低铅煤。 煤层中砷含量均低于 1 ug/g，属于一级砷。 煤层中氟含量均小于 80 ug/g，为低氟煤。 本区煤层中有害物质磷、氯、铅、氟、砷含量均低，对煤炭的利用没有影响。 f.发热量 20、17-1 煤层发热量（Qgr，d）较高，均大于 30 MJ/Kg，属于特高热值煤。 g.挥发分 2 煤层精煤挥发分为 33.6737.34 %，平均 35.34 %。 3 煤层精煤挥发分为 33.1436.70 %，平均 34.04 %。 煤的工艺性能 a.粘结指数 山西组煤层的粘结指数 7594 %，均大于 65 %。 b.胶质层厚度 山西组煤层的胶质层厚度一般为 14.521.5 mm。 c.煤灰粘度 在弱还原的条件下煤灰粘度试验结果见表 1-3。 表 1-3 煤灰粘度试验结果一览表 孔号 煤层 温度 1700 1650 1600 粘度 Pa.s 3.6 23.00 171.00 07-2 20 温度 1600 1550 1500 1470 17-1 粘度 Pa.s 1.30 6.70 49.00 278.00 从表中可知煤渣的粘度随温度升高，粘度变小，20 煤层在低于温度 1650 时，17-1 煤层在温度低于 1500 时，焦渣可呈塑性状态液固两相混合。 d.煤灰成分及灰熔融性 煤灰以酸性物质为主，（SiO2,Al2O3）含量占 80%左右，煤灰熔融性软化灰和流动灰温度均大于 1500 ，属于高软化温度、高流动温度灰。 2 煤 类 根据现有钻孔揭露的煤层煤质化验资料，煤层挥发分产率 20 煤层 33.6736.34 %，17-1 煤层 33.1435.56 %，胶质层厚度（Ymm）均在 1521.5 mm 范围内，粘结指数均大于 65 %，煤类应为 1/3 焦煤。 320、17-1 煤层化学性质 煤由水分、矿物质和可燃有机质及伴生的有益和有害微量元素组成，可燃有机质及有益微量元素为有用组分，其它为有害组分。本次勘查工作中，共取样 4件，没有进行伴生元素及其它有害组分的化验项目，仅进行了全工业分析。见表 1-4。 表 1-4 20 煤层、17-1 煤层 17-1 下层煤、全工业分析成果一览表 4煤的可选性 勘查区煤灰分较低，20、17-1 煤层原煤平均灰分 11.36 %、8.0 %，均小于12.00 %，浮煤（比重液 1.40）灰分 5.51 %、3.92 %，煤炭可不经过洗选用于冶炼用焦。 5煤炭工业利用性能评价 （1）动力用煤 该矿区 20、17-1 煤层灰分低，硫分低、低磷、发热量高，是良好的动力用煤，由表 1-4 可知，20、17-1 煤层为高挥发分、高特高发热量、低中灰、中高硫的气肥煤、气煤。其主要用途为： 发电：20 煤层、17-1 煤层发热量均在 23 MJ/kg 以上，挥发分大于 20 %，符合发电用煤要求，但硫分大于 2.00%，用于发电时应进行脱硫或者掺和低硫煤以便降低硫分。 炼焦：福 2 煤层、17-1 煤层其煤种为低灰、高发热量、低硫、特低磷的1/3 焦煤，属环保型资源。在保证含硫量合格的前提下，按一定比例与 20 煤层、17-1 煤层混合后，仍可以用以炼焦。 1.3.4 瓦斯瓦斯 矿井瓦斯相对涌出量为 0.82-3.53 m3/t。CO2相对涌出量为 5.26-9.01 m3/t，属低瓦斯矿井，涌出特征为普通涌出。瓦斯中 CH4含量为 0.08-1.64 cm3/g，CO2为0.1-1.76 cm3/g。该矿井至今未发生煤和瓦斯突出。 3邻近生产矿井瓦斯涌出特点 随着矿井开拓延深，瓦斯压力、瓦斯含量都增加，煤层中深水平瓦斯含量高于浅水平；特别在断层破碎带附近，开采新煤层时瓦斯含量高；回采上分层时，瓦斯含量高。地质情况发生变化，特别是在断层破碎带能够引起局部瓦斯富集。 1.3.5 煤尘及煤的自燃煤尘及煤的自燃 各煤层中的煤尘均有爆炸性。煤尘爆炸指数一般为1236 %。 根据煤样燃点试验资料，除7-1煤层外，其它煤层均为很易自燃或自燃为主。开采煤层均有自燃发火危险，发火期为36个月，其中以8，11-2，13-1煤层自煤层 煤质 20 煤层 17-1 煤层 17-1 上煤层 水分 Wad (%) 1.72 2.42 2.29 灰分 Ad (%) 17.1 40.71 25.24 挥发分 Vdof (%) 41.8 41.67 39.48 全硫 Std (%) 2.58 2.25 2.68 发热量 MJ/kg 28.47 18.50 24.99 燃性较强。 1.3.6 开采技术条件及对开采的影响开采技术条件及对开采的影响 井田内主采煤层的煤种和煤质已经查明。井田内 20、17-1 煤层为 1/3 焦煤，仅局部为天然焦， 煤层为低中低灰分、 特低低硫、 低特低磷及特高热值煤。 井田内未布置水文孔，但南部及西南部为生产矿井，地层、煤层及地质构造条件相似，仅是扩大区为本生产矿井的延深部分，勘探钻孔未见漏水现象，直接充水含水层为 20、17-1 煤层顶板砂岩裂隙水，富水性弱极弱，补给来源较小，水文地质条件正常情况下为裂隙类顶板充水的简单类型矿床，当 20、17-1 煤层与落差大于 50200m 断层对盘的太原组灰岩或奥陶系灰岩接触时，有可能水文地质条件从简单型转化为以岩溶类充水为主的水文地质中等型。 井田内主要可采煤层顶底板岩石以稳定及较稳定类岩石为主，中、细砂岩多为坚硬岩石，粉砂岩及泥岩为中硬岩石。工程地质条件较好。但靠近断层带的岩石裂隙发育，岩芯破碎，岩体质量相对较差，井巷等穿过时要注意支护。 2 井田境界和储量 2.1 井田境界 2.1.1 井田范围井田范围 张集井田西起 F209 断层，与谢桥矿相接，东至 13-1 煤层-1000 m 水平的地面投影线，北起 F217 断层与顾桥井田为邻，南至谢桥古沟向斜轴。 2.1.2 开采上限开采上限 井田内含煤地层为二叠系山西组、上、下石盒子组，总厚 36.09 m,含煤 32层。可采煤层 4 层，分别为 13-1、11-2、8、6 煤层。其中主采煤层为 8 煤层，6煤层作为后期储备资源开采。矿井设计只针对 8 煤层进行设计。 开采上限：13-1 煤层。 下部边界：6 煤层以下有 1 煤层为较稳定可采煤层，但其底板与石灰岩岩溶裂隙水有水力关系，突水机率大为增加，列入平衡表外储量。 2.1.3 井田尺寸井田尺寸 井田的走向最大长度为 9.0 km,最小长度为 4.9 km,平均长度为 7.2 km。 井田的倾斜最大长度为 5.2 km,最小长度为 1.8 km,平均长度为 3.6 km。 煤层的倾角五线以西为 12，五线以东为 36，平均为 6， 井田赋存状况示意图如图 2.1 所示 图图 2.1 井田赋存状况示意图井田赋存状况示意图 2.2 矿井工业储量 2.2.1 储量计算基础储量计算基础 1.根据张集井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算； 2.依据煤炭资源地质勘探规范关于化工、动力用煤的标准：计算能利用储量的煤层最低可采厚度为 0.8 m，原煤灰分不大于 40 %。计算暂不能利用储量的煤层厚度为 0.70.8 m； 3.依据国务院过函（1998）5 号文关于酸雨控制区及二氧化碳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的 50 %时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度； 5.井田内的主要煤层稳定，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。 6.煤层容重：13-1 煤层容重为 1.35 t/m3，11-2 煤层容重为 1.35 t/m3，8 煤层容重为 1.35 t/m3，6 煤层容重为 1.35 t/m3。 7.我国新的储量分级如下： 其中：k可信度系数，取 0.70.9。地质构造简单煤层赋存稳定 k 值取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定的矿井，k 值取 0.7。 矿井设计用到的储量可分为：地质资源储量 Z ； 工业资源储量 Zg ；设计可采储量 Zk。 8.各级资源/储量圈定原则 根据煤、泥炭地质勘查规范规定，圈定各类资源储量，必须符合以下原则： （一） 圈定各级储量的钻孔见煤点综合质量必须符合煤田勘探钻孔质量乙级孔以上规定；否则，不能参加资源量估算。 （二）111b 类一般不与 333 类直接接触，高级储量不与不可采区直接接触（有工程点或巷道控制的除外） 。 （三）各煤层在划分各类资源量时，一般按实际工程点影响范围圈定，并采用相应控制程度的煤层底板等高线、勘探线相结合的方法。 2.2.2 井田地质勘探井田地质勘探 井田地质勘探类型为精查，属详细勘探。 2.2.3 工业储量计算工业储量计算 设计对井田煤层进行开采“8 煤”设计，因此，井田内的各种永久煤柱损失按“8 煤”煤层进行计算，其余煤层只考虑一定的系数，而不作具体计算。6 煤层住作为后期由张北矿井深部开采故现列为平衡表外储量。 “8 煤”煤层工业储量计算：根据地质勘探情况，将井田划分为 A、B、C 三 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，煤层总储量即为各块段储量之和。块段划分如图 2.2 所示。 图图 2 2.2 2 地质块段划分图地质块段划分图 本次储量估算是在 1：5000 等高距的煤层底板等高线图上选用块段法，分类别估算储量。 由图 2.2 计算各块段面积分别为： A 块段的平均水平面积为 SA= 8882137m2； 平均倾角 4.4 B 块段的平均水平面积为 SB= 8579462m2； 平均倾角 9.5 C 块段的平均水平面积为 SC= 8837886m2； 平均倾角 6 井田的水平面积为 S=SA+SB+SC= 26299485 m2。 1、矿井地质资源量 ZZ=（SA+SB+SC） 3.92 1.3513917.69 万 t （式 2-1） 2、矿井工业资源/储量 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。 工业资源储量分为探明的储量 （111b 和 2M11） 、 控制的储量 （121b 和 2M22） 、推断的储量（333 k）三种。 计算公式如下： Zg =111b+2M11+121b+2M22+333k （式2-2） 其中： Zg 工业资源储量（Mt） 111b 工业资源储量探明的经济储量（Mt） 2M11 工业资源储量探明的边界经济储量（Mt） 121b 工业资源储量控制的经济储量（Mt） 2M22 工业资源储量控制的边界经济储量（Mt） 333 工业资源储量推断的储量（Mt） K 可信度系数，取 0.70.9 根据煤层厚度和煤质，在探明和控制的资源量中，70%是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业储量为， Z111b32107.04 60% 70%5845.4 万 t Z122b32107.04 30% 70%2922.7 万 t Z2m1132107.04 60% 30%2505.2 万 t Z2m2232107.04 30% 30%1252.6 万 t Z333 k32107.04 0.8 10%1113.4 万 t ZgZ111bZ122bZ2m11Z2m22Z333 k 5845.42922.72505.21252.61113.4 13639.3 万 t 2.3 矿井可采储量 本井田煤柱损失主要有井田边界煤柱、巷道保护煤柱。设计对井田内厚度3.92 m 的“8 煤”煤层进行开采设计，因此，井田内的各种永久煤柱损失按“8煤”煤层进行计算，其余煤层只考虑一定的系数。而不作具体计算。 2.3.1 安全煤柱留设原则安全煤柱留设原则 工业场地、井筒留保护煤柱，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。 各类保护煤柱按垂直断面法或垂直法确定。 用岩层移动角确定工业场地、控 制 的 资 源量 332 地质资源量 333k 推 断 的 资 源量 333 工业资源储量 探 明 的 资 源量 331 边际经济的基础储量 2M11 经济的基础储量 111b 次边际经济的资源量 2S21 边际经济的基础储量 2M22 经济的基础储量 122b 次边际经济的资源量 2S22 村庄煤柱。岩层移动角为 67 ，表土层移动角为 45 ； 维护带宽度：风井场地 20 m，村庄 10 m，其他 15 m。 断层保护煤柱留设的原则:落差50 m 的断层，两侧各留 50 m 的煤柱；落差20 m50 m 的断层，两侧各留 30 m 煤柱；落差10 m20 m 的断层，两侧各留 20 m 煤柱；落差10 m 的断层不留设断层煤柱。 井田境界煤柱宽度为 20 m。 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第十五条，工业场地占地面积见表 2.1。 表表 2.1 工业场地占地面积指标工业场地占地面积指标 井 型（万 t/a） 占地面积指标（公顷/10 万 t） 240 及以上 1.0 120-180 1.2 45-90 1.5 9-30 1.8 2.3.2 矿井永久保护煤柱损失量矿井永久保护煤柱损失量 1.井田边界保护 煤柱按煤矿实际情况取 30 m，则用下式计算井田边界保护煤柱损失。 PjH L m r （ 2-3） 式中： H井田边界煤柱宽度，m； L井田边界长度，m； m煤层厚度，m； r煤层容重，t m-3； Pj 井田边界保护煤柱损失，万 t。 Pj3023553.63.921.35=373.9 万 t。 则井田边界煤柱保护煤柱损失量为：373.9 万 t 2.断层保护煤柱 断层煤柱留设 30 m 宽,则断层保护煤柱损失量为： 3040873.921.35=64 万 t。 3.工业广场保护煤柱 工业广场按 I 级保护留围护带宽度 20 m， 工业广场面积由表 2.1 确定， 取 18公顷。工业广场保护煤柱如图 2.3 所示。工业广场保护煤柱压煤量为 981985.23.921.35=519 万 t。 图图2.3 工业广场保护煤柱压煤量工业广场保护煤柱压煤量 4.大巷保护煤柱 大巷中心距离为 50 m,大巷两侧的保护煤柱宽度各为 30 m,则大巷保护煤柱损失量为:202.5 万吨 5.井筒保护煤柱 主、副、风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。 各种矿井永久保护煤柱损失量见表 2.2。 表表 2.2 矿井永久保护煤柱损失量矿井永久保护煤柱损失量 矿井永久保护煤柱类型 损失量（万 t） 井田边界保护煤柱 373.9 断层保护煤柱 64 工业广场保护煤柱 519 大巷保护煤柱 202.5 井筒保护煤柱 0 合计 1159.4 2.3.3 矿井设计资源矿井设计资源/储量储量 矿井设计资源/储量按式 2-4 计算： Zs = ( ZgP1 ) （式 2- 4） 式中: Zs矿井设计资源/储量； P1断层煤柱、防水煤柱、井田边界煤柱、地面建筑物煤柱等永久煤柱损失量之和； P1= Zf + Zd + Zb = (64+0+373.9 + 519) 万 t =956.9 万 t 矿井设计资源/储量按式 2- 4 计算： Zs=(Zg-P1)= (13639.3-956.9) 万 t =12682.4 万 t。 2.3.4 矿井设计可采储量矿井设计可采储量 矿井设计可采储量按式 2-5 计算： Zk=(ZsP2) C （式 2-5） 式中：Zk矿井设计资源/储量； P2工业场地和主要井巷煤柱损失量之和； C采区采出率，厚煤层不小于 75 ；中厚煤层不小于 80 ；薄煤层不小于 85 。 P2 = (519 + 202.5)万 t = 721.5 万 t 即： Zk =(12682.4721.5) 0.8 = 9568.72 万 t 经上述方法一、二计算，矿井设计取小值汇总矿井储量表，矿井储量汇总见表 2.3 表表 2.3 矿井储量汇总表矿井储量汇总表 煤层 工业储量（Mt） 永久煤柱 损失(万 t) 矿井设计 储量(万 t) 设计开采 损失(万 t) 设计可采储量 （万 t） A +B+C 8 煤 13639.3 956.9 12682.4 721.5 9568.72 总计 13639.3 956.9 12682.4 721.5 9568.72 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 按照煤炭工业矿井设计规范中规定，参考关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明 ，确定本矿井设计生产能力按年工作日“330天”计算，工作制度采用“三八”制，每天三班作业，两班生产，一班准备，每班工作“8小时” 。 按照煤炭工业矿井设计规范规定：矿井每昼夜净提升时间16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扩建。因此本矿设计每昼夜净提升时间为16小时。 3.2 矿井设计生产力及服务年限 3.2.1 确定依据确定依据 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
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