采矿工程毕业设计（论文）-张双楼矿3.0Mt新井设计（全套图纸）

中国矿业大学2016届本科毕业设计目录1矿区概述及井田地质特征11.1 矿区概述11.1.1 位置11.1.2 交通11.1.3 矿区经济概况11.1.4 矿区电力供应21.1.5 矿区的气候条件21.1.6 地形地貌和水文情况21.1.7 地震21.1.8 邻近矿井及周边小窑概况21.2 井田地质特征31.2.1 井田地势以及井田的勘探程度31.2.2 井田地层与地质构造31.2.3 水文地质条件71.3 煤层特征91.3.1 可采煤层及其特征91.3.2 煤的特征92 井田境界和储量112.1 井田境界112.1.1 井田范围112.1.2 井田尺寸112.2 井田工业储量112.2.1 井田地质勘探112.2.2 工业储量计算112.3 井田可采储量122.3.1安全煤柱留设原则122.3.2矿井永久保护煤柱损失量122.3.3 矿井可采储量133 矿井生产能力、服务年限及工作制度153.1 矿井设计生产能力及服务年限153.1.1矿井设计生产能力153.1.2矿井服务年限153.1.3井型校核153.2 矿井工作制度164 井田开拓174.1 概述174.2 井田开拓的基本问题174.2.1 确定井筒形式、数目、位置及坐标174.2.2 工业场地的位置184.2.3 开采水平的设计及划分184.2.4 主要开拓巷道184.2.5开拓方案比较184.2.6 井筒234.2.7 井底车场264.2.8 主要开拓巷道285 准备方式采区巷道布置325.1 煤层地质特征325.1.1 采区位置325.1.2采区煤层特征325.1.3煤层顶底板岩石构造情况325.1.4水文地质325.1.5主要地质构造325.1.6地表情况325.2 采区巷道布置及生产系统325.2.1采区范围及区段划分325.2.2煤柱尺寸的确定335.2.3采煤方法及首采工作面工作面长度的确定335.2.4确定采区各种巷道的尺寸、支护方式335.2.5采区巷道的联络方式375.2.6采区接替顺序375.2.7采区生产系统375.2.8采区内巷道掘进方法385.2.9采区生产能力及采出率385.3 采区车场选型设计395.3.1上部车场395.3.2中部车场395.3.3下部车场406 采煤方法426.1 采煤工艺426.1.1确定采煤工艺方式426.1.2工作面设备配套426.1.4 采煤工作面破煤、装煤方式436.1.5 采煤工作面支护方式466.1.6 端头支护及超前支护方式496.1.7 各工艺过程注意事项506.1.8 回采工作面正规循环作业526.2 回采巷道布置566.2.1 回采巷道布置方式566.2.2 回采巷道支护参数567 井下运输587.1概述587.1.1 井下运输原始数据587.1.2矿井运输系统587.2采区运输设备选择597.2.1设备选型原则597.2.2采区运输设备的选型597.3 辅助运输方式和设备选择617.3.1 辅助运输方式选择618 矿井提升648.1概述648.2主副井提升648.2.1主井提升648.2.2 副井提升679 矿井通风及安全699.1矿井地质、开拓、开采概况699.1.1矿井地质概况699.1.2开拓方式699.1.3开采方法699.1.4变电所、充电硐室、火药库699.1.5工作制、人数699.2矿井通风系统的确定699.2.1矿井通风系统的基本要求709.2.2矿井通风方式的选择709.2.3矿井通风方法的选择719.2.4采区通风系统的要求719.2.5工作面通风方式的确定729.2.6回采工作面进回风巷道的布置729.3矿井风量计算739.3.1矿井风量计算方法概述739.3.2回采工作面风量计算749.3.3掘进工作面风量计算759.3.4硐室需要风量的计算769.3.5其他巷道所需风量779.3.6风量分配779.4矿井通风阻力779.4.1确定矿井通风容易时期和困难时期789.4.2矿井通风容易时期和困难时期的最大阻力路线799.4.3矿井通风阻力计算819.4.4矿井通风总阻力819.4.5矿井总风阻及总等积孔839.5矿井通风设备选型849.5.1通风机选择的基本原则849.5.2通风机风压的确定849.5.3电动机选型879.5.4矿井主要通风设备的要求879.5.5对反风装置及风硐的要求889.6特殊灾害的预防措施889.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施889.6.2预防井下火灾的措施889.6.3防水措施8910 设计矿井基本技术经济指标901介绍932问题描述943建立规划模型963.1 离散化的方法：约束规划963.2离散化的方法：混合整数二次规划973.3 概述：离散化方法994建立灵活的分区规划模型995外逼近和修复的启发式1016实验1027讨论103致谢104参考文献1051选题的意义及背景1081.1我国的高地温矿井发展历史1081.2 国外发展趋势和研究现状1091.2.1国外发展趋势1091.2.2 国内外发展现状1112本文的主要内容1132.1地温问题1132.1.1井下热源1132.1.2高温作业环境问题1132.1.3热害等级的划分及相关规定1142.1.4深岩热力学效应1143温度控制工程技术现状1153.1 地面集中降温系统1153.2 井下集中降温系统1153.3 回风排热降温系统1163.4 地面热电降温系统1163.5 冰冷降温系统1174结论117参考文献：118谢 辞119附 录 翻译原文 120第 91 页中国矿业大学2016届本科毕业设计1矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 位置张双楼煤矿位于徐州市西北，距徐州市约79 km，在江苏沛县安国镇境内，地理座标：东经11645181165227，北纬344656344905。井田范围：井田走向长度平均9.63 km，倾斜宽平均3.0 km，水平面积约为28.90 km2 ，由于存在无煤区，井田面积为28.10 km2，井田具体范围以中华人民共和国国土资源部批准的采矿许可证为主，证号1000000720067，井田水平标高为-200 m-1200 m。全套图纸，加1538937061.1.2 交通张双楼煤矿位于徐州市西北，距徐州市约79 km，在江苏沛县安国镇境内，东距大屯煤电公司6.5 km，南距沛县城16.5 km，东有沛屯铁路和陇海线相连，矿区的徐沛公路北上山东，南达上海，交通甚为便利，煤炭外运方便。图1 张双楼矿交通图1.1.3 矿区经济概况矿区工业发展迅速，已形成铸造、酿酒、缫丝、纺织、塑编、木材加工、机械制造等八大工业体系，工业产品100余种。张双楼工业园区，形成了板皮加工、塑料编织、铸造加工、机械制造四大主导产业。矿区农副产品资源丰富，有优质小麦、“无公害水稻”、“高蛋白玉米”等粮食作物7.4万亩，芸豆5000亩，黄皮洋葱1000亩、脱毒土豆1000亩、东北毛茄1000亩、越冬甘兰1000亩、大沙河无籽西瓜14000亩、优质红富士苹果4000亩、桑园5000亩。有年出栏300万羽的肉鸭养殖基地、年出栏150万羽的合同鸡养殖基地、有大型的波尔山羊养殖基地。1.1.4 矿区电力供应矿井110kV主电源引自沛县220 kV变电站，备用电源引自大屯110 kV变电站，由110kV线路送至距矿井110kV变电站。1.1.5 矿区的气候条件本区属北温带黄淮区，气象具有长江流域的过渡性质，接近北方气候的特点，冬季寒冷干燥，夏季炎热多雨。春季常有干旱及寒潮、霜冻等自然灾害，但四季分明，气候温和。降水量：年平均降水量811.7 mm，最大年降水量1178.9 mm(1977年)，最小降水量550 mm(1968年)，最大日降水量340.7 mm(1971年8月9日)，降水多集中于7、8、9月份，占全年降水量的5070，1、2、3月份为枯水季节。蒸发量：年平均最大蒸发量1873.5 mm(1968年)，最小蒸发量1273.9 mm(1985年)。风向：全年以东南，偏东风为最多，年平均风速3.2 m/s。气温：年平均气温13.8 ，日最高气温40.70 (1996年7月18日)，日最低气温-21.3 (1967年1月4日)。河流：区内地表水系较为发育，东缘微山湖(又称南四湖)，大沙河从北向南横穿井田西部，东有徐沛河，区外南有丰沛河经京杭大运河注入微山湖。微山湖历史最高洪水位+37.46 m。本区属于季风型大陆性气候。1.1.6 地形地貌和水文情况本井田地表属黄泛冲积平原，地面较为平坦，地面标高+37 m+39 m，地势呈西高东低，坡度三千分之一到五千分之一，略高于微山湖。区内地表水系不发育，矿区东部有微山湖(又称南四湖)，区外南有丰沛河经京杭大运河注入微山湖。微山湖历史最高洪水位+37.46 m。1.1.7 地震自公元462年以来，根据不完全统计，本区共记载有感地震30余次，其中影响较大的有1968年7月25日山东莒县郯城8.5级地震，1937年8月1日山东菏泽7级地震等。本区属于华北地震区，据郯庐断裂100余公里，该断裂为一长期活动的断裂带，亦为强地震带，郯城至新沂一带具有发生强地震的地质构造背景。1.1.8 邻近矿井及周边小窑概况矿井临近区域有徐州矿务集团公司三河尖煤矿、大屯矿区龙东矿、姚桥矿、徐庄矿、孔庄矿及天能集团沛城矿。主要开采煤层为山西组9煤。三河尖矿山西组煤系地层水文地质条件简单。沛城矿水文地质条件较为简单，大屯矿区大多数矿井水文地质条件简单中等，以上临近各矿采掘活动不影响该矿生产。1.2 井田地质特征1.2.1 井田地势以及井田的勘探程度本区位于华北陆台之东南部，在大地构造上处于鲁西穹折带(鲁西台凸)的西侧，与徐蚌凹折带(徐州台凹)相邻。区内地形平坦，出露地层极少，仅在局部地区有前震旦系、寒武系、奥陶系等地层零星出露。区内地势平坦，地势西高东低，比差以三千分之一到五千分之一坡向微山湖，地面标高37.00-39.00 m。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后，共完成勘探线21条，平均间隔500 m；钻孔119个，共计工程量为40639.57 m，其中水文钻孔6个，共计工程量为3732.65 m。根据勘探情况，矿区的地质条件已基本清楚。1.2.2 井田地层与地质构造本区地层属华北型，煤系地层为石炭、二迭系，均为第四系或侏罗白垩系所覆盖。区内揭露的地层有奥陶系下统肖县组(未揭穿)、马家沟组，奥陶系中统阁庄组、八陡组，石炭系中统本溪组，石炭系上统太原组，二迭系下统山西组和下石盒子组，二迭系上统上石盒子组，侏罗白垩系，第四系。现按地层生成顺序叙述如下：1）奥陶系下统肖县组(O1x)本区仅一个钻孔揭露，最大揭露厚度125 m。岩性为灰灰白色微带肉红色白云岩、灰质白云岩，夹灰黑色微晶灰岩、泥砾灰岩。2）奥陶系下统马家沟组(O1m)本区仅一个钻孔全层揭露，全组厚度约198 m。岩性上部为灰色或呈浅褐色隐晶质灰岩夹薄层白云岩和含白云质灰岩；下部为似豹斑状灰岩，夹泥质条带，与下伏肖县组地层呈整合接触。3）奥陶系中统阁庄组(O2g)本区仅个别钻孔揭露，全组厚约113 m。岩性由浅灰、灰白或浅褐色微晶状白云岩、灰质白云岩夹薄层泥灰岩、灰岩组成，与下伏马家沟组地层呈整合接触。4）奥陶系中统八陡组(O2b)本区仅个别钻孔揭露，全组厚约25 m。由灰棕灰色厚层状质纯隐晶质灰岩夹薄层灰绿色泥岩组成。与下伏阁庄组地层呈整合接触。5）石炭系中统本溪组(C2b)本区仅少数钻孔揭露，全组厚约2038/29 m，为海陆交替相沉积。中、上部主要由浅灰色致密状灰岩夹灰绿色，杂色泥岩组成。下部为绛紫色泥岩及褐黄色铝土质泥岩，偶含薄层灰岩，底部为一层绛紫色铁质泥岩与下伏奥陶系中统八陡组地层呈假整合接触。6）石炭系上统太原组(C3t)本区大多数钻孔揭露，全组厚145179/159 m，本组地层为海陆交互相沉积，是本区主要含煤地层之一，沉积旋回清晰，标志层明显。发育了薄-厚层灰岩十三层及十一层薄煤，其中：一、四、十二灰是全区标志层。本组主要由灰色细、中粒砂岩，灰黑色泥岩，砂泥岩、灰岩和煤组成。一、二灰为生物化学岩，常具方解石晶体，四灰最厚，平均8.21m，且含燧石；十二灰中下部富含蜓科化石及燧石。无名灰上、九灰下赋存17煤，十二灰下赋存21煤，煤层均较薄不可采。底部以一层铝质泥岩与下伏本溪组地层分界，呈整合接触。7）二迭系下统山西组(P11)为本区主要含煤地层之一，整合于太原组地层之上，全组厚93185/113 m。本组地层属过渡相沉积，即由泻湖海湾波浪带泻湖海湾滨海沼泽相组成，沉积旋回明显，大体可分为三个沉积旋回，含煤15层，其中9煤为本区主采煤层。现将岩性分旋回自下而上分述如下：（1）第一旋回：厚21 m。灰黑色海相泥岩，深灰色砂泥岩，灰白色细粒砂岩、9煤。海相泥岩，致密性脆，含少量动物化石及黄铁矿，偶夹钙质透镜体，顶部常呈砂泥岩，9煤沉积较稳定。（2）第二旋回：厚34 m。灰白色厚层中细粒砂岩，灰色砂泥岩，7煤。7煤沉积不稳定，不可采。（3）第三旋回：厚58 m。灰色砂泥岩，浅灰浅灰白色细中粒砂岩，深灰色砂泥岩，泥岩。本旋回下部偶含5煤或6煤。8）二迭系下统下石盒子组(P12)为本区含煤地层之一，全组厚161247/220 m。本组为内陆湖泊沼泽相沉积。上段由杂色泥岩、砂泥岩间夹灰白灰绿色粉细砂岩等组成，底部为一厚层状浅灰灰白色中细粒砂岩，局部为粗粒砂岩(柴砂)。下段由灰色或灰绿色夹紫红色斑点泥岩，砂泥岩及灰色砂岩组成，局部发育有12层薄煤，均不可采，底部为一层灰白灰绿色中粗粒砂岩(俗称分界砂岩)，全区稳定，为本区对比标志层，本组地层与下伏山西组地层呈整合接触。9）二迭系上统上石盒子组(P21)本区揭露残留地层厚度12175/101 m。上部由杂色泥岩、砂质泥岩为主，间夹薄层灰绿、绛紫色砂岩，内含大量铝土质和菱铁质鲕粒，下部由紫红、灰绿色中细粒砂岩为主，间夹杂色砂质泥岩及蛋青色薄层铝土质泥岩、砂泥岩组成，底部为紫色或灰白色中粗粒含砾石英砂岩(奎山砂岩)与下伏下石盒子组地层呈整合接触。10）侏罗-白垩系(J-K)本区内揭露残留地层最大厚度509 m(13-2孔)，平均290 m。上部由深灰、暗紫色泥岩、砂泥岩夹砂岩组成。下部由绛紫色、紫红色砂泥岩、灰绿色细砂岩夹砾岩组成。底部常有一层较厚的绛紫色、紫红色含砾砂岩，砾石成份为石英岩、灰岩等，砾径16 mm，厚度变化大，局部相变为砂泥岩或砂岩，与下伏地层呈不整合接触。11）第四系(Q)为一套松散沉积物，由粘土、砂质粘土、细中粗砂及砂砾层组成。与下伏各系地层呈不整合接触，厚度196319/250 m，在井田走向上由东北向西南增厚，倾向上中深部最薄，向两侧逐渐增厚，其岩性特征：上部：上段由棕黄、棕灰色粉砂夹薄层粘土，砂质粘土组成；下段由棕黄、灰绿色粘土，砂质粘土夹细、中粗砂层组成，粘土中常含砂姜，厚约90 m。中部：由灰白、灰绿、土黄色细中粗砂夹灰褐色粘土，砂质粘土组成，粘土中常含砂姜及铁锰质结核，厚约74 m。下部：主要由灰白、灰绿及灰褐色粘土、砂质粘土组成，夹25层细中粗砂透镜体，厚约72 m。底部常有一层砂砾层，砾石成份为石英、灰岩，砾径24 cm，滚圆良好，充填物为粘土及砂，厚约14 m。地层综合柱状图如图1-2。图1-2综合柱状图1.2.3 水文地质条件1）地表水本区属古黄河泛滥区，地表广泛分布含云母碎屑之粉砂土、细砂土游积物，地貌类型属黄淮冲积平原。地面标高+37.00+39.00 m，地表水系不发育。井田为一走向北东，倾向北西之单斜构造，上覆较厚的以粘性土为主的冲积层，四周被断层所切，并被透水性弱的侏罗白垩系环绕，地表水与煤系含水层之间的直接联系十分微弱，使本区低下水处于一个独立的封闭半封闭的水文地质单元块段。2）井田内主要含水层及其富水性本井田含水层与隔水层，自上而下为：（1）第四系砂岩或砂砾层孔隙含水层第四系为一套松散沉积物，井田内厚度196319 m，平均250 m，大体分为五段，包括三个含水层，一个弱透水层组和一个隔水层组，从上至下依次是：第一段砂层孔隙潜水含水层组(含)：本段厚3146 m，平均38 m，主要由棕黄、棕灰色粉砂、粘土质砂夹薄层粘土、砂质粘土组成。粘土、砂粘土中常含砂姜。据水文1、水文2和副检孔对、段混合抽水试验资料，q=0.5842.327 L/s.m、K =2.2797.40 m/d.。水质类型为HCO3K+Na型，矿化度0.750.84 g/L，富水性中等丰富，是当地居民生活的主要水源。第二段粘土、砂质粘土及砂层弱透水层组：(透)本段厚4168 m，平均52 m，主要由黄褐、棕褐及灰绿色粘土、砂质粘土组成，常夹26层细砂、粘土质砂、局部为中粗粒砂，砂层犬牙交错，总厚度524.5 m，平均15.3 m约占本段厚度29.4 ；粘土中常含砂姜和铁锰质结核。本段可视为弱透水层组。第三段砂层孔隙承压含水层组(含)：本段厚5199 m，平均74 m，由灰白、灰绿、土黄色细、中、粗砂及粘土质砂夹薄层粘土、砂质粘土组成，粘土层总厚度725 m，平均17.6 m，占本段厚度的23.8。据Q1孔流量测井资料K=2.106 m/d。本层水是目前张双楼矿工业和生活用水源。据水源井取水和水质资料，出水量大于60 m3/h。水质类型为SO4-K+Na型，矿化度1.031.39 g/L。本层属于富水性中等含水层组。第四段粘土隔水层组(隔)本段厚度57129 m，平均72 m，井田内东薄西厚，总体上比较稳定，主要由灰白、灰绿及灰褐色粘土、砂质粘土组成，局部夹25层砂层透镜体。该层作为隔水层组，对控制上部含、含水垂直向下入渗补给含起到了抑制作用。第五段砂砾层承压含水层组(含)本段常称作底砾层，厚039 m，平均14 m，井田内东部普遍发育，西部有大面积缺失。其上部以灰黄色含砾粗砂或粘土质砂为主；下部以杂色砂砾为主，夹不稳定薄层粘土，砾石成份主要为石英岩，砾径24 cm，滚圆良好，隙间充填物为粘土及砂，含量达5060，据Z15、风检2、水补1孔抽水资料q=0.0570.439 L/s.m.，K=2.093.558 m/d；ZSG-1、ZSG-2、ZSG-5、水19孔底砾与风化带混合注水资料q=0.00190.0616 L/s.m，K=0.00480.158 m/d，水质类型为SO4-Ca(k+Na)型，矿化度2.1743.628 g/L，属富水性中等的含水层。（2）二迭系砂岩裂隙含水层二迭系地层包括上石盒子组(12175/101 m)、下石盒子组(165247/220 m)、山西组(93158/112)，总厚度433 m，主要是由泥岩、砂质泥岩夹砂岩石组成。砂岩含水层据其厚度和富水情况主要是上石盒子组底部奎山砂岩、下石盒子中部砂岩(柴砂)、下石盒子组底部分界砂岩、下部7煤顶砂岩含水层。上石盒子组底部奎山砂岩裂隙承压含水层厚10.2241.7 m，平均21.63 m。有23个钻孔漏水，分布广泛。主井井筒揭露该层时涌水量达126 m3/h，富水中等。由于该含水层距离7煤较远，对井田内煤层开采无直接充水影响。下石盒子组中部砂岩(柴砂)裂隙承压含水层厚1449.1 m，平均34.00 m。有11个钻孔漏水，分布在6线以西。主井井筒揭露该层时涌水量达104 m3/h，富水中等。该含水层对矿井煤层开采无直接影响。下石盒子组底部分界砂岩裂隙承压水层厚2.7626.60 m，平均11.06 m。有9个钻孔漏水，分布在13线以西。据ZSG-2孔注水试验资q=0.033 L/S.m，K=0.43 m/d;主井井筒揭露时最大涌水量7080 m3/h；副井清理斜巷揭露时最大涌水量69.4 m3/h，富水性小。水质类型为SO4-Ca.(K+Na)型，矿化度3.143.93 g/L，该地层距7煤较远，对开采不造成影响。（3）石炭系太原组灰岩岩溶裂隙承压含水层太原组地层为一套海陆交替相沉积，井田厚度158.64 m，其中含薄层灰岩14层，总平均厚度34.20 m，占21.6。该地层综合富水性为小到中等。（4）石炭系本溪组砂泥岩隔水层组本组地层厚20.9038.35 m，平均28.61 m，主要为杂色泥岩、砂泥岩夹灰岩、铝土泥岩及灰岩组成。据水补4-1孔抽水试验资料q=0.007 L/s.m，K=0.005 m/d，水质类型为SO4-Ca(K+Na)型，矿化压4.038 g/L；Z25孔流量测井资料q=0.269 L/s.m，K=5.701 m/d，5-4孔流量测进资料反映几乎无水，说明本溪组富水性微弱，局部含水，因而本组与太原组底部十三灰以下泥岩、砂泥岩段(厚11.5020.07 m平均14.43 m)一起可视为隔水层组。（5）奥陶系灰岩裂隙岩溶承压含水层井田内奥陶系地层包括八陡组、阁庄组、马家组和肖县组地层。其顶部八陡组厚22.7830.13 m，平均25.49 m，由棕灰色隐晶质灰岩夹绿色泥岩组成，裂隙不发育，细小裂隙被方解石充填，井田内9个孔揭露该层时均未漏水，5-4孔流量测井资料反映涌水量为零，说明该组灰岩富水性极小，可视为隔水层段。奥陶系灰岩含水层主要指的是阁庄组、马家沟组灰岩含水层。阁庄组灰岩岩溶裂隙承压含水层本组厚105.5121.16 m，平均113.33 m由灰白、灰黄或肉红色白云岩、灰质白云岩夹泥岩、灰岩组成，裂隙较为发育，见溶洞。据8707、水补3孔抽水试验资料q=0.4892.299 L/s.m，K=0.3214.83 L m/d；5-4孔流量测井资料反映涌水量近于零，水质类型为SO4-Ca型，矿化度4.1324.133 g/L，富水性属中等。马家沟组灰岩裂隙岩溶承压含水层井田内有一个孔(8707孔)全层揭露该组地层，厚198.53 m，上部为隐晶质灰岩夹薄白云岩和白云质灰岩，下部为似豹斑状灰岩夹泥质灰岩条带。岩溶裂隙发育，岩溶多呈蜂窝状，局部直径达1.30 m。据8707、水8、水23-1孔抽水试验资料，q=1.1382.981 L/s.m，k=0.5451.70 m/d，水质类型为SO4-Ca型，矿化度3.1124.082g/L。属于中等丰富含水层。奥灰含水层在井田南部有14Km2的隐伏露头区，水位高，水压大，含水量丰富，是矿井地下水的总补给水源。3）矿井涌水量经精查补充勘探资料计算并参照相邻矿井实际涌水量资料，根据补充地质报告审查意见；本矿井水文地质条件简单，正常涌水量为300 m3/h，最大涌水量为400 m3/h。1.3 煤层特征1.3.1 可采煤层及其特征本区主要含煤地层为石炭二迭系，其中：石炭系太原组(C3t)、二迭系山西组(P11)，总厚度272 m，含煤16层，平均累计厚度9.30 m，含煤系数3.40。含主要可采煤层1层，为山西组的7煤，平均厚度5.0 m，以下为对7煤的描述：7煤顶板多为泥岩、砂泥岩，底板多为灰色粉砂岩。煤层顶底板具体情况见表1-1。表1-1煤层顶底板情况一览表顶底板名称岩石名称厚度(m)特性描述基本顶细砂岩8.57浅灰浅灰白色，有厚脉栉羊齿化石。直接顶砂泥岩4.55灰色，含长椭圆形楔叶化石。直接底砂泥岩4.19深灰色，含少量动物化石及黄铁矿，偶夹钙质透镜体。基本底细砂岩24.69灰白色，致密坚硬，以石英长石为主，钙质胶结，斜层理为主。1.3.2 煤的特征本区7煤呈油脂半暗淡光泽，鳞片状及厚薄不等的条带状结构，硬度IIIII，内生裂隙发育，性脆易碎，为光亮半暗型煤。7煤容重测定值1.311.55，煤矿采用1.36。煤质稳定，各主要指标变化很小，为中变质程度的气肥煤。可作为电力、船舶、锅炉用煤及其它工业用煤，并且可作为良好的炼焦配煤。煤层具体特征见表1-2、1-3。表1-2煤层特征表煤 层 厚 度9.810.2 m，加权平均厚度为10 m，为厚煤层煤 层 倾 角1025，平均20，为倾斜煤层煤层硬度系数f2.3表1-3主要煤质指标分级一览表煤层精煤挥发份原煤灰分原煤含硫原煤发热量粘结性数码Ad熔融性738.15中灰高难溶特低中高中等44瓦斯：区内先后共采集了10个瓦斯钻孔，瓦斯含量测定成果见表1-4和表1-5。全矿井相对瓦斯涌出量0.77 m3/(td)，绝对瓦斯涌出量1.84 m3/min，按照煤矿安全规程规定，日产一吨煤瓦斯涌出量在10m3以下的矿井为低瓦斯矿井，本矿为低瓦斯矿井。煤尘：本区综采，机掘的最大最小煤尘浓度和平均浓度为337.8 mg/m3、136.8 mg/m3、189.4 mg/m3，煤尘爆炸性指数在43%左右，均属于有煤尘爆炸危险性煤层。表1-4可采煤层钻孔瓦斯含量测定成果统计表煤层CH4(m3/g)C02(m3/g)N2(m3/g)C2H6(m3/g)备注70.10.1691.740.507(7)0.01表1-5可采煤层钻孔瓦斯自然成分统计表煤层CH4(%)C02(%)N2(%)C2H6(%)备注72.941.744.11(2)10.650.4526.21(8)44.2889.3572.75(8)0.05煤的自燃倾向：区内共采取5个煤层自燃倾向试验样本，煤层自燃倾向试验成果见表1-6。表1-6煤层自燃倾向试验成果表煤层采样点数T1T2T3T(1-3)煤的自燃倾向系数75336370346(5)327343332(5)319339327(5)94420(5)不易自燃井田内煤层的自燃发火期一般为36个月，为不易自燃煤层。地温：井田内在地面进行了10个地质钻孔的测温工作，其中近似稳态测温孔2个，其它均为简易测温孔。地温梯度及相同深度岩温对比见表1-7。表1-7地温梯度及相同深度岩温对比表深度-300 m地温()-500 m地温()-800 m地温()-1000 m地温()地温梯度(/100 m)地温率(m/)变化范围21.823.524.025.727.429.129.631.32.252.8136.644.3平均23.024.828.130.81.1239.82 井田境界和储量2.1 井田境界2.1.1 井田范围东部边界：东起F1大断层；西部边界：由第1勘探线控制；南部边界：由第9勘探线控制；北部边界：北到-1200m水平7煤层底板等高线。开采界限；井田内含煤地层为上石炭统太原群及下二叠统山西组，总厚123.38m，含煤4层。可采煤层1层，为7号煤层。矿井设计只针对7号煤层。开采上限：7号煤层以上无可采煤层。下部边界：7号煤层以下无可采煤层。2.1.2 井田尺寸井田的走向最大长度为10.36km，最小长度为8.82km，平均长度为9.63km。井田倾斜方向的最大长度为3.16km，平均倾斜长度为3.0km。煤层的倾角最大为25，最小为10，平均为20。井田的水平面积按下式计算：S=HL （2-1）式中： S井田的水平面积，m2；H井田的平均水平宽度，m；L井田的平均走向长度，m。井田的水平面积为：S=3.09.63=28.90 (km2)由于存在无煤区，最后的井田面积为28.10km2井田赋存状况示意图如图2-1。2.2 井田工业储量2.2.1 井田地质勘探井田南部钻孔分布均匀，地质勘探类型为精查，北部的东半部分钻孔分布均匀，为详细勘探区，西半部钻孔较少，为普查区。井田内断层南部以及断层北部东大半部分属111b-1级储量，断层附近及露头附近属122b级储量，其它区域为111b-2级储量。高级储量占94.15%，符合煤炭工业设计规范要求。7号煤层最小可采厚度为4.8m，最大可采厚度为5.1m，平均5.0m。2.2.2 工业储量计算根据地质勘探情况，将矿体划分为7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。表2-1井田块段储量计算表块段标号等级倾角()平均厚度(m)容重(t/m3)面积(m2)储量(Mt)K1111b-118101.363311735.342.8K220101.363013260.338.5K321101.362928132.037.2K420101.362278025.129.1K521101.365016389.463.7K617101.364399694.057.2K7111b-224101.363473213.443.2K824101.363381246.542.0K9122b15101.36226080.13.0K1020101.36820901.810.5K1122101.36821692.210.4总面积28090370.1总储量377.62.3 井田可采储量2.3.1安全煤柱留设原则1）工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱；2）各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩层移动角确定工业场地、村庄煤柱。岩层移动角为75，表土层移动角为45；3）维护带宽度20 m；4）断层煤柱宽度85 m，井田境界煤柱宽度为20 m。2.3.2矿井永久保护煤柱损失量1）井田边界保护煤柱井田边界保护煤柱留设20 m宽，则井田边界保护煤柱损失量为6.95 Mt。2）断层保护煤柱断层F1煤柱留设85 m宽，则断层保护煤柱损失量为：11.365 Mt。3）工业广场保护煤柱本矿井的设计生产能力为3.0Mt/a，取工业广场的尺寸为500 m600 m，工业广场所在位置的倾角为23.5，其中心处埋藏深度为-500 m，该处表土层厚度为250 m，主井、副井，地表建筑物均布置在工业广场内。工业广场按级保护留维护带，宽度为20 m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-2。表2-2岩层移动角广场中心深度(m)煤层倾角()煤层厚度(m)冲积层厚度(m)()()()()-50023.51025045757557.3由此根据上述已知条件，画出如图2-3所示的工业广场保护煤柱的尺寸：由图可得出工业广场保护煤柱尺寸为：S=1.460408 / (cos23.6) (2-2)=1.5925 (km2)则工业广场的保护煤柱量为：Z i=S M R (2-3)式中：Z i工业广场煤柱量，Mt；M煤层平均厚度，m；S工业广场压煤面，1.5925 km2。Z i1.5925101.36=21.658 (Mt)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。风井布置在井田边界无煤区，煤柱损失为0。 表2-3保护煤柱损失量煤 柱 类 型储量(Mt)井田边界保护煤柱6.95断层保护煤柱11.365工业广场保护煤柱21.658井筒保护煤柱0合 计39.9732.3.3 矿井可采储量矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算：Z k=(Z g-P)C （2-4）式中：Z k矿井可采储量，Mt；P保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，Mt；C采区采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85；地方小煤矿不小于0.7。Z k =(377.6-39.973)0.75=253.22(Mt)矿井储量汇总表见表2-4。表2-4矿井储量汇总表煤层工业储量（Mt）111b/（111b+122b）永久煤柱损失(Mt)设计开采损失（Mt）矿井设计储量（Mt）设计可采储量（Mt）111b-1111b-2122b7268.585.223.993.67%39.973124.38377.6253.223 矿井生产能力、服务年限及工作制度3.1 矿井设计生产能力及服务年限3.1.1矿井设计生产能力张双楼井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，断层褶曲少，倾角小，厚度变化不大，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，煤质为优质气肥煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建大型矿井。确定张双楼矿井设计生产能力为3.0Mt/a。3.1.2矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井可采储量Z k、设计生产能力A、矿井服务年限T三者之间的关系为：T=Z k/(AK) （3-1）式中：T矿井服务年限，a； Z k矿井可采储量，Mt； A设计生产能力，Mt； K矿井储量备用系数，取1.3。则矿井服务年限为：T=253.22/(3.01.3)=60.31(a)第一水平储量约为全矿井储量的 23 ，由于工业广场保护煤柱及大部分 F9 ：断层保护煤柱在第一水平服务范围内，故第一水平可采储量约为符合煤炭工业矿井设计规范要求。3.1.3井型校核按矿井的实际煤层开采能力，辅助生产能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：1）煤层开采能力井田内7煤平均厚度10m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个大采高工作面保产。2）辅助生产环节的能力校核矿井设计为大型矿井，主立井采用箕斗运煤，副立井采用罐笼辅助运输，运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经平巷胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，再经主立井提升至地面，运输能力大，自动化程度高。副井运输采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。大巷辅助运输采用架线电机车运输，运输能力大，调度方便灵活。3）通风安全条件的校核矿井煤尘具有爆炸危险性，瓦斯涌出量小，属低瓦斯矿井。矿井采用中央分列式通风，可以满足通风需要。4）矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足煤炭工业矿井设计规范要求。3.2 矿井工作制度根据煤炭工业矿井设计规范规定，确定矿井设计年工作日为330d，工作制度采用“三八制”，每天三班作业，二班生产，一班准备，每班工作8h。矿井每昼夜净提升时间为16h。4 井田开拓4.1 概述井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。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。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经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。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。2）合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。3）合理开发国家资源，减少煤炭损失。4）必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。5）要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。4.2 井田开拓的基本问题4.2.1 确定井筒形式、数目、位置及坐标井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。平硐开拓受地形迹埋藏条件限制，只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。斜井开拓与立井开拓相比：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，井筒施工单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；主提升胶带输送机有相当大的提升能力，可满足特大型矿井主提升的需要；斜井井筒可作为安全出口，井下一旦发生透水事故等，人员可迅速从井筒撤离。缺点是：斜井井筒长、辅助提升能力小，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制，在采深相同的的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。本矿井煤层倾角较大，平均20，为倾斜煤层；表土层较厚，只能采用立井开拓。4.2.2 工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部。工业场地的形状和面积：根据工业场地占地面积规定，0.61.1公顷/10万t，确定地面工业场地的占地面积为30公顷，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为600m，宽为500m。4.2.3 开采水平的设计及划分本矿井煤层露头标高为-250m，煤层埋藏最深处达-1200m，垂直高度达950m，根据煤炭工业矿井设计规范规定，缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200350m，因此必须采用多水平开采，通过经济比较，决定本井田划分为两个水平。 井田主采煤层为7煤层，7号煤层倾角为1025，平均为20，为倾斜煤层，倾角较大，因此选择采用采区准备方式。4.2.4 主要开拓巷道7煤自燃发火期为36个月，煤尘有爆炸倾向，而大巷需要为全矿井服务，服务年限较长，使用断面很高。因此，不适宜将大巷布置在煤层中，应该选用岩石大巷。根据采矿工程设计手册（2005年版）岩石大巷以布置在距煤层底板1030m的岩性好的岩层中。而距7煤层底板30m处为细砂岩，围岩岩性好，适合将大巷布置在这一层位。岩石大巷优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；便于设置煤仓；可不留（或少留）护巷煤柱，煤的损失少；安全条件好。由于本井田大致呈现为走向方向延展较长，且煤层倾角较大，适宜沿井田走向方向开掘大巷，在大巷上山部分布置采区工作面。故在距7煤层底板30m处沿东西方向布置两条大巷，分别为轨道大巷和胶带运输大巷。由于该井田走向长度很大，所以在浅部边界岩层中布置专用回风大巷。4.2.5开拓方案比较1）提出方案根据以上分析及矿井的实际情况，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，分别如图4-1图4-4所示。方案一：立井三水平，第一水平标高为-650m，第二水平标高为-900m，第三水平标高为-1200m。由第二水平通过暗斜井延深至第三水平。方案如图4-1所示。图4-1 立井三水平开拓，第三水平暗斜井延深方案二：立井三水平，直接延深。第一水平标高为-650m，第二水平标高为-900m，第三水平标高为-1200m。方案如图4-2所示。图4-2 立井三水平开拓，直接延深方案三：立井两水平，第一水平标高为-650m，第二水平标高为-900m，第一水平通过暗斜井延深至第二水平，第二水平上下山开采。方案如图4-3所示。图4-3立井两水平开拓，暗斜井延深方案四：立井两水平，直接延深，第一水平标高为-650m，第二水平标高为-900m。方案如图4-4所示。图4-4 立井两水平开拓，直接延深由于井田走向长度较大，当采用中央并列式通风，后期通风比较困难。因此，这四种方案矿井均采用两翼对角式通风，在井田浅部边界处布置两个回风井，以满足通风要求。2）技术比较方案一与方案二的区别在于向井田两翼延深时，是采用立井延深还是采用斜井延深。采用立井提升优点是提升能力大，矿井延深在条件允许时，增加的设备较少；但施工条件差，施工速度慢，开拓维护费用高。采用斜井提升时，施工速度快，费用低3）粗略经济比较四种方案进行详细的经济比较步骤较多，因此把相近的一、二方案和三、四方案先分开分别进行粗略的经济比较，选出经济上有明显优势的方案进行下一步的详细经济比较。各方案的粗略估算费用表见表4-1表4-4。表4-1 方案一和方案二粗略比较费用表方案项目方案1方案2基建费/万元主暗斜井开凿8765562.5 /10000=487.3主暗立井开凿3008978.6/10000=269.4副暗斜井开凿8765167.1/10000=452.6副暗立井开凿30011282.8/10000=338.5石门开凿石门开凿212834218.0/10000=1082.4上、下斜井车场(400+650)4218.0/10000=442.9立井井底车场7134218.0/10000=300.7小计1382.8小计1991生产费用/万元暗斜井提升1.23103.80.8764.8=15661立井提升1.23103.81.238.5=38940.3立井提升1.23103.80.938.5=29442.6石门运输1.23103.81.2833.81=18206,.5排水(斜、立井)3002436517.24(0.63+1.27)/10000=8608.3立井排水3002436517.241.525/10000=6909.3小计53771.9小 计63876.1总计费用(万元)55154.7费用(万元)65867.1百分率100%百分率119.4% 方案项目方案3方案4基建费/万元主暗斜井开凿8505562.5/10000=472.8主暗立井开凿2508978.6/10000=224.5副暗斜井开凿8505167.1/10000=439.2副暗立井开凿25011282.8/10000=282.1上、下斜井车场(400+650)4218.0/10000=442.9立井井底车场7134218.0/10000=300.7石门开凿石门开凿212834218.0/10000=1082.4小计1354.9小计1889.7生产费用/万元暗斜井提升1.25851.40.854.8=28648.5立井提升1.25851.40.938.5=55506.3立井提升1.25851.40.688.5=40585.3石门运输1.25851.40.753.81=20064.4排水(斜、立井)3002436525(0.63+1.27)/10000=12438.0立井排水30024365251.525/10000=10019.3小计81671.8小计85590总计费用(万元)83026.7费用(万元)87479.7百分率100%百分率105.4%经过粗略经济比较可知，方案三与方案四的费用相差较少在10%以内，可以认为近似相等，方案四在通风上比方案三有优势，且方案三存在暗斜井井筒过断层问题，维护较困难，同时需要指出的是方案三没有计算暗斜井主石门的相关费用，所以在方案三与方案四中决定选用方案四。方案一与方案二比较可知方案一的费用明显更少，所以排除方案三。将方案一与方案四进行详细经济比较。4