屯留矿120万ta新井设计

目录一般部分1 井田概况及建设条件11.1 井田概况11.2 地质特征52 井田境界和储量132.1 井田境界132.2.矿井工业储量142.3 .矿井可采储量183 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限193.1. 矿井工作制度193.2.矿井设计生产能力及服务年限194井田开拓214.1 井田开拓的基本问题214.2 矿井基本巷道285准备方式365.1 煤层地质特征365.2 带区巷道布置及生产系统375.3 带区车场选型设计426采煤方法546.1 采煤工艺方式546.2 回采巷道布置547井下运输577.1 概述577.2 带区运输设备选择587.3 大巷运输设备选择628矿井提升638.1 矿井提升概述638.2 主井提升638.3 副井提升669矿井通风与安全679.1 矿井通风系统的选择679.2 矿井风量计算709.3 矿井通风阻力计算789.4 选择矿井通风设备829.5 安全灾害的预防措施8710矿井基本技术经济指标89参考文献91专题部分孤岛工作面覆岩运动破坏规律研究921绪论931.1问题的提出与研究意义931.2国内外研究现状952孤岛工作面上覆岩层运动和破坏以及支承力972.1覆岩断裂系破坏分析972.2 孤岛工作面煤体支承压力1042.3 孤岛工作面最小可开采尺寸1082.4 本章总结1093孤岛工作面覆岩运动规律1103.1 工作面概况1103.2 孤岛工作面矿山压力显现1113.3 孤岛工作面支承压力分布及其规律1124主要结论124参考文献115翻译部分英文翻译116中文翻译125致 谢134 第7页中国矿业大学2011届本科生毕业设计1 井田概况及建设条件1.1 井田概况1.1.1、交通位置屯留井田位于山西省屯留、襄垣县境内，潞矿集团的西部，矿区对外交通有太（原）焦（作）铁路、邯（郸）长（治）铁路和太（原）洛（阳）公路。太焦铁路经矿区东部由北向南通过，太焦铁路的夏店站距潞矿集团约7km，距五阳站16km。以夏店站为起点距太原市约230km，距焦作市约204km，距邯郸市约216km。本矿选煤厂装车站距邯长铁路长治北站约29km。全套图纸，加153893706屯留矿井在潞矿集团西南23km处的后庄村北，距长治市约35km，距常村矿约11km。屯留县城在井田东南部6km处，有公路通往太原、临汾、长治等市。交通比较方便。矿井交通位置见图1-1-1。矿区总布置示意图见图1-1-2。1.1.2、地形地势屯留井田位于太行山中段西侧，长治盆地西部。井田内广为第四系黄土覆盖。北部西部边缘为高原丘陵地带，冲沟发育，地形复杂，仅沟底有零星基岩出露。中部绛河由西向东流入漳泽水库，形成河谷阶地。南部及工业场地附近地形较平缓，总体上地势为西北高，东南低，井田内最高点在北部的老干庄东南的白云山(1113.1m)，最低点在屯留县南侧1Km的绛河河滩处(906.3m)，工业场地和东风井场地地面标高在十950970m之间。矿区主要河流为浊漳河(由南向北)、西漳河(由西向东)汇合于五阳村；井田西北余吾镇北侧有一条交川河，流量为0.02m3/s0.17m3/s，属季节性小河。另外，在工业场地东北部有“七一”水库，库容量为l.07Mm3，工业场地西北有一贾庄水库。 图1-1-1 屯留矿井交通示意图 图1-1-2 矿井总布置示意图1.1.3、气象及地震本区属典型大陆性气候，干燥多风，四季分明，年平均气温8.9，日最高气温37.4，最低气温-29.1。年平均降水量为583.3mm，最大917.0mm，最小414.0mm，雨季集中在7、8、9三个月，日最大降水量109.7mm。年平均蒸发量为1755.3mm(高于降水量2.01倍)；最高为1996.3mm，最低为1502.1mm。年主导风向为西北风，夏季风向为东南风，最大风速为17m/s，最大风压为350Pa。冰冻期为每年10月末到翌年4月，最大冻土深度为0.75m。根据1990年国家地震局对屯留、襄垣县地区地震基本烈度的划分意见，本区地震基本烈度为6度。1.1.4、煤矿发展史潞安矿区在沁水煤田的东部边缘，解放前即有小窑开采，五十年代末国家投资大规模开发，矿区现有生产矿井共5对，总规模为11.2Mt/a。1988年矿区原煤产量突破10Mt，已跨入千万吨级大型矿区行列。1991年潞安矿务局晋升为国家一级企业。1.1.5、矿区所在地的经济概况潞矿集团为我国煤炭工业的重要企业，地处山西省长治市。长治市位于山西省东南部，是连接晋、冀、豫三省的重要通道。全市总面积13896平方公里，其中市区面积334平方公里。平均海拔1000m，最高处2453m。现长治市辖十三县、区(长治、潞城、屯留，长子、壶关、平顺、黎城、武乡、襄垣、沁县、沁源县、城区、郊区)，人口312万人，其中市区人口61万人。长治农业生产条件优越，全市耕地面积456万亩，其中水地面积100.2万亩；全市宜林面积735万亩，实有林地585万亩；宜牧面积480万亩，已开发草场271万亩。长治地下矿藏资源丰富，现已探明有开采价值的矿藏有煤、铁、锰、铝、硫磺、石灰石、石膏、石英、大理石等40多种，其中预测煤炭埋藏量为906亿吨，已探明储量346亿吨。长治工业基础较好，是山西能源重化工基础的重要组成部分和轻工业基地。主要工业门类有：煤炭、电力、治金、机械、化工、医药、建材等；主要工业产品有：原煤、电力、钢材、焦炭、水泥、轴承、洗衣机、锻压设备、中药制剂、生化药品、防爆电器、健身器械、锯条、化肥、铁合金、生铁等。2001年，长治市国内生产总值达到185亿元，其中第一产业总产值28亿元；第二产业总产值101亿元；第三产业总产值58亿元。财政总收入17.91亿元，农民人均纯收入2427元，城镇居民可支配收入5244元。1.1.6、水源和电源（1）水源矿井工业用水采用井下排水处理后复用。生活用水原准备取自常村矿井水源地奥灰水，用约10.5km的长距离输水管送到矿井工业场地。由于生活饮用水水源过远，目前，潞矿集团正在矿井工业场地与矿井东风井场地之间进行水源勘探，积极查明第四系底砾层及中奥陶系O2f、O2s等地层的水文情况，如其水量、水质能满足饮用水要求和标准，则优先利用其作为矿井饮用水源。（2）电源长治地区有华北电网主力电厂漳泽电厂一处，处于漳泽水库大坝东约2.5km，现装机已达1000MW。长治北有220kV变电站一座，容量290MVA，电压为220/110/35kV，目前以220kV线路与霍县电厂（400MW）、漳泽电厂并网，该变电站为电力系统的枢纽变电站。矿区现有电源三处：西白兔电厂，规模（36+12）MW；长治电厂装机23MW；五阳矿坑口热电厂装机225MW。常村矿设有110kV变电站，是矿区的一座中心变电所，电源两回引自位于常村矿井东南约3km的辛安开闭所，两回引自五阳电厂，装置3台31.5MVA变压器，电压为110/35/6kV。本矿井电源条件可靠。1.2 地质特征1.2.1、地质构造（1）区域地质构造潞安矿区位于沁水煤田东部中段，处于华北断块区吕梁太行断块沁水块坳东部次级构造单元的沾尚武乡阳城北北东向褶曲带中段，晋获断裂带西侧。矿区主体部分为新生代叠加的长治新裂陷，屯留井田位于新裂陷西北部。（2）地层井田内及其外围广为第四系黄土覆盖，仅北部及西部沟谷中有二叠系上统上石盒子组，石千峰组及三叠系下统刘家沟地层出露。井田内地层从新至老有第四系(Q)、三叠系下统刘家沟组(T1L)、二叠系上统石千峰组(P2sh)、二叠系上统上石盒子组(P2s)、二叠系下统下石盒子组(P1x)、二叠系下统山西组(P1S)、石炭系上统太原组(C3t)、石炭系中统本溪组(C2b)、奥陶系中统峰峰组(Q2f)。其特征见表1-2-1。（3）井田地质构造矿区主构造线近南北，以褶曲为主，向斜紧密，背斜开阔，断裂较少，地层走向近南北，倾向西且略有起伏；倾角315o。井田内揭露的断层共3条，正断层落差大于30m的断层为井田南、北边界断层。 断层特征详见表l-2-2。 褶曲以北北东南北向为主，贯穿全井田的褶曲自西向东依次有坪村向斜、余吾背斜、余吾向斜、苏村背斜及屯留向斜。其中以西部的坪村向斜和东部的苏村背斜构成井田内煤层起伏的基本形态。总之，井田地质构造简单。表1-2-1 井田地层特征表地层地层代号地层厚度最小最大平均简 要 特 征系统组第四系Q0139.4844.53为黄褐色含砂亚粘土夹粉砂、细砂、中砂及粗砂和砾石组成，顶部为耕植土。三叠系下统刘家沟组T1L53.38浅棕色细砂岩、粉砂岩夹紫红色泥岩二叠系上统石千峰组P2sh192上部为紫红色泥岩，夹灰色结核灰岩；中、下部为黄绿、砖红色中及粗粒砂岩上石盒子组P2S523.50470503.17上部为灰绿紫红色灰黄、灰白砂岩与泥岩互层；中部为泥岩、粉砂岩和细、中粗砂岩；下部为灰色粘土泥岩与砂岩互层下统下石盒子组P1X4579.6063.57顶部为铝质泥岩，含锰、铁质；中部为中粒砂岩夹细粒砂岩，中、下部为细砂岩与泥岩互层，偶见薄煤层；底部为中粒砂岩，含菱铁质结核山西组P1S43.4064.1051.15为上部主要含煤地层，本组上部及中部为粉砂岩、中粒砂岩及砂质泥岩;中下部为3号煤层;下部为砂质泥岩及粉砂岩石炭系上统太原组C3t91.38123.46103.59为下部含煤地层，岩性为泥岩、粉砂岩、砂岩、石灰岩及煤层。9、12、15-2、15-3号煤层位于本组的下部中统本溪组C2b2.5033.6012.70上部为泥岩、粉砂岩互层，中、下部为粘土泥岩及砖灰色铝质泥岩，底部局部发育有透镜状铁矿层奥陶系中统峰峰组Q2f一般20m局部195205.85198.80为含煤地层之基底，上部为灰深灰色石灰岩、白云质灰岩、中部为灰色石灰岩，下部为灰色、深灰色泥质灰岩第19页 中国矿业大学2011届本科生毕业设计表1-2-2 断层特征表序号名称性质产状最大落差(m)延展长度(km)控制点数及品级查明程度备注倾向倾角(度)ABC1文王山南正断层正SSE7527010.22个钻孔，其它为地表断点查明2F25正NNW70981.9021查明含1个孔3余吾逆断层逆E3040256.672073查明含8个孔 1.2.2、煤层及煤质（1）煤层自上而下的煤层特征为：3#煤层位于二叠系山西组下部，为上煤组，厚4.34.5m。一般4.4m，煤层稳定，顶板一般为泥岩，粉砂质泥岩，底板为黑色泥岩、粉砂岩，老底为中细粒砂岩。夹矸03层，一般1层，厚0.27m，属结构简单至较简单煤层。9#煤层位于石炭二叠系太原组中部K3石灰岩之上，下距12号煤层7.6235.68m，平均13.38m。煤层厚度02.07mm，平均0.52m，底板皆为泥岩。为不稳定型局部可采煤层。12#煤层位于石炭系太原组二段中部K3石灰岩之上，下距15-2号煤层24.8045.12m，平均29.9m。煤层厚度为01.95m，平均0.71m，仅在井田中部可采。顶板为泥灰岩。属不稳定型局部可采煤层。15-2#煤层位于太原组一段下部，下距15-3号煤层0.805.50m，平均2.62m，煤层仅在井田东北、东南局部可采。顶底板皆为泥岩层,属不稳定型局部可采煤层。15-3#煤层位于太原组一段下部，煤层厚度02.95m，平均1.18m，井田内分南、北两片可采，顶板为泥岩、粉砂质泥岩，底板为泥岩、炭质泥岩。该煤层属不稳定型局部可采煤层。9、12、15-2、15-3#煤层为下组煤，因其硫分较高，俗称臭煤。煤层特征见表1-2-5。（2）煤质3#煤层主要为中灰、特低硫、低磷、高发热量、高熔点灰份贫煤，仅在矿井西部边界部分为无烟煤。9#煤层为富高灰、高硫、特低磷、高熔点灰份贫煤。12#煤层为富灰、高硫、特低磷、高熔点灰份无烟煤及部分贫煤。15-2#煤层为富灰、高硫、特低磷、高熔点灰份无烟煤。15-3#煤层为富高灰、高硫、低磷、高熔点灰份无烟煤。表1-2-5可采煤层煤层地质特地层煤层编号煤层厚度m最小最大一般煤层结构层间距m最小最大平均煤层稳定程度顶底板岩性可采情况煤的容重(t/m3)顶板底板二叠系山西组P1s34.34.54.4简单，含夹矸13层50.4873.1261.83稳定泥岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩全井田可采1.30 1.2.3、其它开采技术条件（1）瓦斯潞矿集团漳村、五阳、石圪节、王庄四对生产矿井目前开采深度较浅，均属低瓦斯矿井，未发生过瓦斯爆炸及突出事故。本井田瓦斯含量见测定结果汇总表1.11。综合上述结果，本井田3#煤层按低瓦斯考虑。表1.11为3煤层瓦斯含量测定结果汇总表煤层编号 甲烷含量 （ml/gdaf） 甲烷成份 （%） 3煤层 01.7 0.72 060.55 24.91 （2）煤层3#煤层火焰长度在315mm之间，扑灭火焰的岩粉量为550%。3#煤层煤尘有爆炸危险性。（3）煤的自燃3#煤层属不自燃煤层 （4）地温井田内恒温带深度约为40m，温度为9.5，略高于该地区常年平均气温 (8.9)，本井田平均地温梯度为1.8/100m，属地温正常区。1.2.4、水文地质（1）含水层及其水文地质特征井田内钻孔揭露的含水层为10层，其中中奥陶统峰峰组石灰岩岩溶裂隙含水层()、二叠系下统山西组3#煤顶板砂岩裂隙含水层组()、基岩风化带裂隙含水层()对建井和开采3#煤层有一定影响，第四系孔隙含水层()对立井施工有较大影响。其它5个含水层属弱含水层，对矿井开采影响甚微。对矿井施工和开采有影响的5个含水层自下而上分叙如下：（一）中奥陶统峰峰组O2f石灰岩岩溶裂隙含水层 本含水层埋藏深度为512.21m799.29m，含水层厚度平均198.8m，由灰岩、泥岩等组成。上部60m岩溶裂隙不发育，下部有串珠状小溶孔；但连通性差。结合区域和井田资料分析，井田内奥灰岩溶裂隙含水层富水性弱，水循环交替滞缓，地下水滞流或迳流不畅，但因受构造影响，局部有富水的可能。井田内奥灰延深孔除701号孔因发生孔内事故外，其余见明显含水层的钻孔水位标高均与区域水位标高一致(600m)而未见明显含水层的钻孔则水位标高差异较大，详见表128。 表1-2-8有关钻孔奥灰水静水位标高见明显含水层未见明显含水层孔号701903908110185348535853670690290611021406水位标高(m)690.51661.74656.31657.31657.69659.35658.70674.79726.78667.10693.88767.96（二）二叠系下统山西组含水层组()本含水层组为碎屑岩裂隙含水层组，包括K7()、3#煤层顶板()及K8砂岩裂隙含水层，厚4.4734.31m，平均22.23m，岩性以中、细粒砂岩为主，该含水层是3号煤层直接充水含水层。根据抽水试验及邻矿排水资料，该含水层富水性弱。（三）基岩风化带裂隙含水层()由于基岩风化程度受构造、岩性、埋藏深度及气侯等条件的影响，其富水性差异较大，裂隙发育程度也不同，厚度一般为5070m，沿绛河两岸可达150m，由于被第四系覆盖，此含水层局部具承压性，局部地段直接与第四系含水层发生水力联系或出露地表，受大气降水影响明显。邻近的常村矿井，井筒施工至本含水层时，涌水量达278m3/h。（四）第四系孔隙含水层()除井田北部基岩裸露区外广泛分布，由北到南逐渐加厚，最大厚度达139.48m，平均44.53m，由粘土、砂质粘土及粗粉砂及砂砾组成。富水性由砂、砾层发育程度而定，井田内水位动态变化受大气降水影响明显。（2）井田内主要隔水层（一）石炭系上统太原组底部及中统本溪组隔水层由泥岩、铝质泥岩、铁质泥岩及局部夹砂岩透镜体组成、透水性差，厚度为8.3244.45m，平均20.76m。不整合于峰峰组灰岩岩溶裂隙含水层之上，阻隔其与上覆含水层的水力联系。（二）二叠系砂岩含水层层间隔水层主要由泥岩、砂质泥岩组成，单层厚度为0.5017.22m，透水性差，呈层状分布于各含水层之间，形成平行复合结构。（3）含水层的补给、径流、排泄条件井田内除二叠、三叠系有零星出露外，其余均被第四系覆盖。第四系含水层主要接受大气降水的补给，其次是与下伏基岩风化带的相互补给，在河谷中以泉的形式排泄。基岩风化带含水层，主要接受第四系及大气降水的补给，在井田中南部第四系覆盖区具有一定承压性，沿绛河两岸可自流。煤层直接充水含水层为山西组、太原组含水层。井田内均无出露，补给条件差，且与上覆风化带、第四系含水层，下伏奥陶系中统岩溶裂隙含水层均有一定厚度的隔水层相隔，含水层组中夹数层隔水层形成平行复合结构，若无构造沟通或未遭受破坏，则各含水层相对独立，水力联系微弱。地下水运动主要以层间迳流为主，在断层或陷落柱附近，可能会与其它含水层发生水力联系。（4）邻近矿井的水文地质特征（一）常村矿井1995年投产，开采+520m水平，现矿井排水量在1000m3/d以上，大巷穿过陷落柱时只有渗水现象。（二）王庄矿井目前开采+630m水平，其充水水源主要为3号煤层顶板砂岩裂隙含水层及下石盒子组砂岩裂隙含水层。历年来，随着开采面积的增大和深度的增加，涌水量相应变大，当涌水量增加到一定数值时，便有变小的趋势。（6）井田内充水因素（一） 3#煤层主要受其顶板砂岩裂隙含水层的影响，由于开采时形成导水裂隙带，最大导水裂隙带为116.27m。因此，可沟通下石盒子组K8K10砂岩裂隙含水层组，使其成为间接充水含水层。但导水裂隙带均未到达基岩风化带底界。根据邻近五阳矿7307工作面河下试采资料，深厚比大于22即可以安全采煤，而沿绛河两岸的钻孔资料表明，其深厚比均大于30，因此，在无其它因素影响下，绛河水溃入工作面的可能性不大。 （二）15#煤层直接充水含水层为K2灰岩裂隙岩溶含水层，由于开采造成的导水裂隙带，可沟通K3、K4、K5灰岩裂隙岩溶含水层，但均属弱富水含水层。全井田15#煤层均位于奥灰岩溶水的高水头压力之下，受构造的影响，文王山南正断层、余吾逆断层、前苏村逆断层等处直接与奥灰接触。按国标(GB1271991)中附录G，计算突水系数，即TS=P/(M-CP)Ts突水系数，MPa/m；P隔水层承受的水压，Mpa；M底板隔水层厚度，m；CP采矿对底板隔水层扰动破坏，m，根据经验值CP取10m。计算结果突水系数为0.130.49MPa/m，按国标上突水系数参考值，正常块段大于0.15，受构造破坏段大于0.06，整个井田15#煤层均有奥灰岩溶水突水的可能。（7）矿井涌水量计算范围为初期采区，开采煤层为3#煤层北至7勘探线，南至12勘探线，东为井田边界，西以经线38395000为界，面积约2.6107m2。（1）采用地下水动力学法（一）、山西组直接充水含水层涌水量用大井法，选用承压转无压完整井涌水量公式计算式中：R影响半径；M承压含水层厚度，即K8顶K7底砂岩平均厚度之和，取20.23m；H静止水位至疏干标高的距离加上3#煤层底板至K7砂岩底板的平均距离为337.44m，其中静止水位采用1203号孔抽水后恢复水位(720.05m)；疏干标高为+400m水平；3#煤层底板至K7底板的平均距离(h)为17.93m；S水位降深，为静止水位至疏干标高的距离为320.05m；K渗透系数，采用1203号孔抽水试验资料0.033m/d；ro=.(ab)/4=3163m；a6000m；b=4000m；=1.17经计算3#煤层直接充水含水层涌水量为672m3/d。（二）、上、下石盒子组直接充水含水层涌水量采用公式中Q及R的计算公式：其中含水层厚度(M)采用4.00m；静止水位采用+892.34m;疏干标高采用+550m(含水层底板)；渗透系数(K)采用0.19m/d；水位高度(H)及降深(S)均为静止水位至疏干标高的距离(342.34m)。经计算，3号煤层上、下石盒子组直接充水含水层预计涌水量平均为200m3/h，最大涌水量280 m3/h。2 井田境界和储量2.1 井田境界2.1.1、井田范围1994年3月山西煤田地质局114勘探队、山西煤田地质局综合普查队提交了山西省潞安矿区屯留井田勘探（精查）地质报告，报告经全国矿产储量委员会审查批准（全储决字1994452号文，详见附件二）。确定的屯留矿井井田境界为：北以文王山南断层为界，南以西魏正断层西端点与坐标点（X=4015500，Y=38392000）连线为界；西以经线38392000为界，东以经线38396000为界。 2.1.2.开采极限本井田设计仅开采3#煤层开采上限以井田浅部边界保护煤柱线为准，3#煤层以上无经济可采煤层。开采下限以井田深部边界保护煤柱线为准，3#煤层以下无经济可采煤层。 2.1.3.井田尺寸由于该井田为近水平煤层，没有十分明显的走向与倾向，故以自然方向为基准来确定井田尺寸。井田东西方向最小长度为4.051km,最大长度为4.052km.平均为4.0km.井田南北方向最小长度为6.032km,最大长度为6.057km.平均为6.0km.煤层最小倾角为3，最大倾角为8，平均倾角为6。由于井田现状的不规则性，故井田面积是在地质勘查报告提供的1:5000煤层底板等高线图上计算出来的，为24km. 图2-1 井田赋存状况示意图 2.2.矿井工业储量 2.2.1.储量计算基础本次储量计算是按照煤、泥炭地质勘查规范 DZ/0215-2022要求的工业指标进行资源储量计算。1. 最低可采厚度为4.00m2. 最高可采灰分不大于40%3. 最低发热量不低于17.0 mJ/kg4. 最高硫分不大于3%5. 煤层容重:3煤层容重为1.30t/m3井田内煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘查工程分部比较均匀，采用地质块段的算术平均法进行储量计算。 2.2.2 .井田地质勘探（1）以往的地质勘查工作19711986年，潞矿集团钻探队、山西省114、144、148煤田地质勘探队在本井田范围内，先后进行了勘探工作，由114队提交了官庄井田精查地质报告和西庄井田地质精查勘探总结并施工钻孔125个。钻探进尺87111.01m，模拟地震测线25条，物理点1303个获剖面长7.29km。（2）近期的勘查工作19911994年，山西省114煤田地质勘探队和综合普查队，采用钻探、测井、电法和地震综合勘探的方法，提交了屯留矿井达产采区地震补充勘探报告和屯留井田勘探(精查)地质报告。本次勘探41个钻孔，进尺27463.79m，实测26220.55m，地震物理点20798个，获剖面长369.70km。奥灰延深孔14个，水文抽水，放水试验13个孔23层次。本次勘探工程质量优良，钻探特、甲级孔率88；煤层钻探质量优质和合格层达93；测井的甲级孔率占98；解释煤层优质层占99；地震一、二类时间剖面占89。 2.2.3 .工业储量计算井田主采煤层为3煤。对于地质资源储量的计算，15#煤采用地质块段法进行计算。计算3#煤地质储量时，主要是根据煤层倾角大体一致的原则将整个井田划分为5个储量块，并分别加以标号、计算。3#煤层储量块段的划分如图2-2所示。图2-1 块段划分示意图各块段的储量可用可按下式计算： 式中各块段储量，万吨；各块段煤层面积，；各块段煤层的厚度，m; 各块段煤的容重，均按1.30t/m计算。 具体计算情况见表2-1所示：表2-1 井田块段储量计算表 块号 倾角（ ） 平面面积（） 煤层面积（） 煤厚（） 容重（t/m ） 储量(万)I74394639.704427848.564.41.32532.73II57971442.858001849.884.41.34577.06III68028099.348072498.084.41.34617.47IV55304762.345324997.334.41.33045.90 合计 25698945.2325827193.85 14773.16 即矿井地质资源储量为14294.93万。根据井田内的钻孔布置，在矿井地质资源储量中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断的(333)根据煤层厚度，煤质以及其它赋存情况，在探明的和控制的资源量中，85%是经济的基础储量(111b和112b),10% 是边际经济的基础储量(2M11和2M22)，5%是次边际经济的资源量(2S11和2S22)。则矿井工业资源储量Zg计算如下：=14773.1660%85%=7534.31=14773.1630%85%= 3767.16=14773.1660%10%= 886.39=14773.1630%10%= 443.19=14773.1660%5%= 443.19=14773.1630%5%= 221.60由于地质条件简单，煤层赋存稳定，故可信度系数k取为0.85.=14773.1610%85%=1255.72故工业储量为：=+ +=7534.31 +3767.16 + 886.39 +443.19 +443.19 +221.60 +1255.72 = 14551.56(万)2.3 .矿井可采储量 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煤柱。由于煤层为近水平煤层，故走向与上下山岩层移动角大致相等，取值：走向岩层移动角=73，上山移动角=73，下山移动角=73，表土层移动角=45。（3）围护带宽度是根据矿区建筑物的保护等级划定的。风井属级保护建筑物，故风井场地留设20 m宽的围护带；工业广场属级保护建（构）筑物，留设15 m宽围护带。（4）工业广场占地面积，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，工业广场占地面积指标见表 22。 表 22工业广场占地面积指标井型（万t/a）占地面积指标（公顷/10 万t）240及以上1.01201801.245901.59301.8 2.3.2 .矿井保护煤柱损失量（1）井田边界保护煤柱井田东西边界煤柱留设各20 m宽，南北边界断层煤柱也留设各50m。则井田边界保护煤柱损失量为426.08万t。（2）工业广场保护煤柱本矿井设计生产能力为1.2Mt/a，取工业广场尺寸为500 m360 m的长方形。工业广场所在位置煤层倾角为6，其中心处煤层埋藏深度为500m，该处表土层厚度为60m，主井、副井、风井及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15 m。本矿井的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表 23。表 23岩层移动角广场中心煤层埋深/(m)煤层倾角/()煤层厚度/(m)冲积层厚度/(m)/()/()/()/()50064.46045737373图 23工业广场保护煤柱示意图 据此可由开拓平面图计算出工业广场压煤平面面积为1725002m2，其实际压煤量为：P776532.18/cos64.41.3=446.63万t（3）. 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。风井布置在工业广场中心，煤柱损失为0。（4）.断层保护煤柱我国井工开采时断层保护煤柱留设经验汇总见下表2.4。 表2.4 断层保护煤柱留设方法 。表2.4 断层保护煤柱留设法断层落差H留设尺寸H50m50m30mH50m30mH30m不留设煤柱由于本井田内的断层落差为25m30m，因此根据以往的开采经验不需要留设断层保护煤柱； 则矿井的永久保护煤柱损失量为：426.08+446.63=872.71万t 2.3.3 .矿井设计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： 式中：Zk 矿井可采储量，； Zg 矿井的工业储量，14551.56Mt；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，万t；C 采区采出率。根据煤炭工业矿井设计规范2.1.4条规定：矿井的采出率，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。本设计矿井3煤层厚度为4.4m， 均属于厚煤层，因此采区采出率选择0.75。 则矿井设计可采储量为：Zk =(14551.56-872.71)0.75=9955.84万t第134页中国矿业大学2011届本科生毕业设计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 根据煤炭工业矿井设计规范相关规定，确定设计矿井年工作日为330 d，工作制度采用“三八制”。每天三班作业，每班工作8小时，其中两班生产，一班准备。矿井每昼夜净提升时间为16 h。3.2.矿井设计生产能力及服务年限3.2.1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，应加大矿区规模，建设大型矿井。(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（包括煤中煤质、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。3.2.2矿井设计生产能力屯留矿井田储量丰富，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，煤质为中灰、特低硫、低磷、高发热量煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建设大型矿井。故确定屯留矿矿井设计生产能力为120万t/a。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井设计可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为： ( 31 )式中T矿井服务年限，a；Zk矿井设计可采储量，万t；A设计生产能力，万t；K矿井储量备用系数，取1.3。则矿井服务年限为：T=9955.84/(1201.3)=63.8 a符合煤炭工业矿井设计规范要求。3.2.4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等因素对井型进行校核：按矿井的实际煤层开采能力，运输能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：（1）、煤层开采能力的校核 井田内3煤层为首采煤层，煤厚4.4m，为厚煤层，赋存稳定，厚度基本无变化。煤层倾角平均6，地质条件简单，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来满足井型要求。 （2）、运输能力的校核 本矿井设计为大型矿井，开拓方式为双立井单水平开拓，主立井采用箕斗提煤，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分带斜巷里的胶带输送机运到大巷，由大巷内的胶带输送机运至井底煤仓，再经主立井箕斗提升至地面，运输连续，能力大，自动化程度高。副井运输采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的运输。大巷辅助运输采用电机车运输，运输能力大，调度方便灵活。 （3）、通风安全条件的校核 矿井瓦斯涌出量小，属于低瓦斯矿井，矿井煤尘有爆炸危险性，需要采取防范措施。 （4）、储量条件的校核 根据煤炭工业矿井设计规范第2.2.5条规定：矿井的设计生产能力与服务年限相适应，才能获得好的技术经济效益。井型和服务年限的对应要求见表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表 31新建矿井设计服务年限矿井设计生产能力(Mt/a)矿井设计服务年限(a)第一开采水平设计服务年限(a)煤层倾角456.0及以上70353.05.060301.22.4502520150.450.9402015 15由上表可知：煤层倾角低于，矿井设计生产能力为1.22.4Mt/a时，矿井设计服务年限不宜小于50a，第一开采水平设计服务年限不宜小于30a。 本设计中，煤层倾角低于，设计生产能力为1.2Mt/a，矿井服务年限为63.8a。符合规范的规定。4井田开拓4.1 井田开拓的基本问题变化，推进200m时，达到了工作面推进过程中的超前支承压力第一个高峰。工作面推进至200m-731m为支承压力分布的第三区域。此时，超前支承压力进入有规律的相对平稳运动区域，超前支承压力影响范围为140-250m。随着工作面的推进，上覆岩高位岩层(组)共发生了两次比较大的断裂运动。工作面推进731m后为第四区域。此区域内煤壁前方超前支承压力达到了整个回采过程的最大值。随采场推进煤壁前方上覆高位岩层(组)不断发生破断运动，在整个回采过程中共发生了三次规模较大的岩层运动。上覆高位岩层第一次运动发生在工作面推进至1 l Om-150m的过程中;第二次发生在工作面推进至260m时;第三次发生在工作面推进至731m时。表4.5 工作面推进过程中超前支撑压力分布四区域影响范围对比综上：孤岛工作面矿压显现基本规律如下，初次来压步距为43m，周期来压步距为18m，小于同采区其它工作面开采步距; 工作面推进过程中，超前支承压力分布可分为4个不同区域，通过对超前支承压力的现场实测研究分析，推断出高位位覆岩岩层在工作面推进过程中发生破坏情况: 对孤岛工作面侧向支承压力分析，得到了侧向支承压力峰值位置在实体煤内8m以外，这与前面数值分析结果吻合。4主要结论针对孤岛工作面开采可能引起的安全问题，本文研究了两侧采空对孤岛工作面覆岩断裂破坏规律、煤体支承压力的影响，并由此讨论工作面最小可开采尺寸。结合充州矿业集团济宁二号煤矿23下03孤岛工作面实际进行数值分析和现场实测研究，得出以下主要结论。(1)两侧采空范围对孤岛工作面覆岩断裂破坏、煤体平均支承压力和工作面最小可开采尺寸和有着显著影响。覆岩断裂破坏:当两侧采空范围都达到或超过临界范围，孤岛工作面覆岩断裂破坏最大高度不会超过两侧破坏的最大高度，但是两侧与孤岛工作面覆岩断裂破坏区域连成一个整体:只有一侧达到或超过临界开采尺寸，覆岩断裂破坏最大高度不会该侧破坏高度，但会导致另一侧覆岩断裂破坏高度增大，同样破坏区域形成一个整体;当两侧采空范围都没有达到临界尺寸，覆岩断裂破坏最大高度大于两侧原破坏高度，并导致两侧覆岩断裂破坏高度增加，同样破坏区域形成一个整体，当全部开采范围达到或超过临界尺寸时，破坏最大高度和形态与充分采动相似，当全部开采范围没有达到临界尺寸时，破坏最大高度和形态与非充分采动相似。煤体支承压力:两侧采空范围都小于临界尺寸时，随着采空范围增大，煤体上平均支承压力集中系数也增大:两侧采空范围都达到或超过临界尺寸时，孤岛工作面煤体支承压力集中系数基本保持不变。孤岛工作面最小可开采尺寸:随着两侧采空范围向临界尺寸增大过程中最小可开采尺寸也增大，并且在两侧采空范困正好等于临界尺寸时，最小可开采尺寸达到最大:两侧采空范围超过临界尺寸后，最小可开采尺寸基本保持不变。(2) 现场实测得出孤岛面作矿山压力的基本显现为初次和周期来压步距分别为43m、18m其小于同采区其它工作，超前支承压力影响范围大于140m;侧向煤体内支承压力峰值位置在实体煤内8m以外，通过对比理论计算结果和数值分析结果，表明三者基本一致。参考文献1钱鸣高、石平五等，矿山压力与岩层控制，中国矿业大学出版社，20032钱鸣高等，岩层控制中的关键层理论研究【J，煤炭学报，V61.21 No.3 1996 3窦林名等，坚硬顶板对冲击矿压危险的影响分析J，煤矿开采，Vol 8 No.2, 20034姜福兴，采场顶板控制设计及其专家系统M，中国矿业大学出版社，19955钱鸣高等，采场覆岩中关键层上载荷的变化规律Iii，煤炭学报，Vol.23 No.2,19986杜计平等，支承压力作用下深部巷道的变形规律【J，矿山压力与顶板管理No.4, 19947煤科院北京开采所，煤矿地表移动与覆岩破坏规律及应用M，煤炭工业出版社，1981.128朱庆华，孤岛工作面开采浅探J，矿山压力与顶板管理，N0.3 19979吴士良，对采场矿山压力有明显影响的覆岩破坏运动演化规律【D，山东科技大学，200210隋金峰等，“孤岛”对拉回采面通风系统调整J，山东煤炭科技，No.2 199611布克林斯基BA，矿山岩层与地表移动M，王金庄译:煤炭工业出版社，1989.12李厚勤，试析动压构造对软岩顶板孤岛煤柱开采的影响J，山东煤炭科技，NO. 1 , 200013赵国栋，孤岛煤柱综放面矿压显现特征浅析LJl，西安科技学院学报，vol.20增刊， 2000.614朱庆华，孤岛工作面开采浅探J，矿山压力与顶板管理，N0.3 199715李科举等，孤岛工作面松软破碎顶板的控制【J)，矿山压力与顶板管理，No.2 16马庆云，采场支承压力分布规律及其发展规律J，煤，No.5 199617赵经彻，关于综放开采的岩层运动和矿山压力控制问题J，岩石力学与工程学报，Vol. 16 No.2 199718刘鸿文等材料力学，高等教育出版社MI, 200419许家林等，岩层控制关键层理论的应用研究与实践fJ，中国矿业，Vol 10 No.6, 200120窦林名等，坚硬顶板对冲击矿压危险的影响分析J，煤矿开采，Vol 8 No.2, 200321缪协兴等，采动岩体的关键层理论研究新进展J，中国矿业大学学报，Vol 29 No. l200022闻吉太等，“孤岛，综采放顶煤工作面矿压预测预报3，中国矿业大学学报，Vol.25 No.4199623吕锡田，63 101“孤岛”综放工作面综合防灭火治理研究J，山东煤炭科技，No.l 199524邵光宗等，63上01“孤岛”综放面的矿压观测研究J，煤矿开采，增刊，199625缪协兴等，采动岩体的关键层理论研究新进展J，中国矿业大学学报，Vol 29 No. l2000 英文翻译 Coal mine safety evaluation based on the reliabilityof expert decisionHou Yun-bing, Pan Ren-fei*, Wu Ji-yan, Wang Bao-pingAbstractAs a specific systematic assessment, many effect factors of coal mine safety evaluation cannot be directly quantified because of their complexities and uncertainties. Generally, a large number of experts are needed for making auxiliary decisions. To a great extent, the dependability of the evaluation results heavily depends on the reliability of the expert decisions. The present paper, based on the similarity and difference of expert decisions, established an expert reliability model. The expert reliability obtained from this model is a kind of objective and dynamic weight which can properly overcome the pitfalls of the static weighting in the traditional method.Keywords: expert reliability; uncertain AHP; coal mine safety evaluation, dynamic weight1. IntroductionThe coal production system is a special and complicated man-machine-environment system. In this system, there are many factors affecting the coal mine safety, and the relationships of these factors are complex. Additionally, it is very difficult to study most of these factors by using quantitative method directly, which often requires a large number of experts to make auxiliary decisions. As a result, the reliability of expert decision which should be evaluated by a series of scientific standards, will directly affect the accuracy of the final coal mine safety evaluation. However, literatures concerning the reliability of the decision made by experts in coal mine safety evaluation or the expert reliability are still very limited up to now and all methods available for determining expert reliability (weighting) are subjective and static1-4. This kind of weight determining process is strong in subjectivity and casualness, but lack of normalization. Consequently, current study establishes an uncertain AHP model based on the reliability of expert decision in terms of solving the following two aspects: (1) expert reliability. The expert weight obtained by this model is dynamic and objective, vary with the different evaluation information given by the experts, i.e. the expert reliability is determined by its understanding and controlling deg