采矿工程专业课程设计矿井采区设计.docx
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采矿工程专业课程设计矿井采区设计
采矿工程专业课程设计-一矿井采区设计
课程设计
目：
宣二矿矿井采区设计
设计说明书
专业：
采矿工程班级：
**采矿3班学号：
****姓名：
***
指导老师：
****
2013年1月
第一章采区概况
第二章采区地质
2.1采区地质及水文地质
2.2
采区煤层特征
2.3
煤尘与瓦斯
第三章
采区生产能力及服务年限
3.1
采区储量
3.2
采区生产能力及采区服务年限
3.3
采区工作制度
第四章
采煤方法
4.1
采煤方法的选择
4.2
回采工艺的确定
4.3
采煤机械的选用
4.4
工作面参数及开采顺序
第五章
采区巷道布置
第六章
采区生产系统
第七章
巷道断面选择
第八章
采区下部车场
第九章
采区主要经济技术指标
第一章采区概况
宣二矿井田大部分地区隶属宣化县顾家营镇所辖，部分位于张家口市下花园区辛庄子乡。
宣东井田交通方便，京包铁路由井田西南部通过，京张公路、宣大高速公路从井田中部通过，井田北部距东西向的宣（化）庞（家堡）铁路约3.5kmo其地理坐标为东径115°07z18〃16〃，北纬40°31‘20〃〜40
。
34,52"o其范围：
西南以小煤矿（局部以9#煤层露头）和K。
断层为界,西北及东北分别止于玮及孔断层，东以L、F”、电断层为界，东南止于L断层南北长约8Km,东西宽约5Km,面积24.90Km\上图为采区交通图。
其开采范围为：
西北以F2断层为界，南部以F5断层为界，东部以F14为界,东北以F18为界，南北长约4公里，东西宽约5公里，面积约为20.30平方公里。
第二章采区地质
2.1采区地质及水文地质
本井田位于太行山拱断束东翼边缘的断阶上，西侧为上升的太行背斜主体，东侧紧靠下降的华北断拗带的边缘，正处在构造上升与下降间的过渡地带，所以区内构造以剪切断裂构造为主，褶皱表现轻微。
井田基本构造形态为一短轴向斜盆地和被断层复杂化了的平缓单斜层，地层产状总的趋势是：
走向N20〜50°E,倾向东南，倾角一般为5〜25°,局部达40°。
井田范围内所揭露的断层均属高角度正断层，断层倾角一般为65〜70°。
根据断层的延展方向，可将其分为三组，即南北向组、北东向组和东西向组（以北东向断层为主），纵横交错。
由于断层发育，严重地破坏了煤系地层的连续性,并形成了一系列阶梯状的地垒和地堑及小型褶皱和小型盆地等复杂构造，致使采区和工作面都难以正常布置，经有关部门批准，本矿井地质条件类别属于m类。
宣二矿井田内地势平坦，西北高东南低，地面标高在80m〜125m之间，其坡度西部为千分之七，东部为千分之四，地表径流良好，井田中部有瞎马河，西南部有白马河流过，两河均发源于变质岩山区，为季节性河流，属海河流域子牙河水系。
根据1963年资料，白马河北岸最高洪水位线设有5个洪水位点，记载最高洪水位为+111.48m〜+102.54m；瞎马河最高洪水位线两岸设有21个洪水位点，记载最高洪水位为+120.61m〜+87.24m。
白马河在东青山村以东河床下伏寒武、奥陶系碳酸岩地层，地表水在此可渗入河床补给岩溶地下水。
本井田内含水层自上而下的水文地质特征为：
（1）中奥陶统碳酸盐岩岩溶裂隙承压含水层
为本区主要含水层，巨厚，高水头，一般具有来势凶猛、涌水量大、持续时间长和造成损失严重等特点，是本矿区开采9#煤的主要危害。
（2）大青灰岩岩溶裂隙含水层
大青灰岩为8#煤的直接顶板，层位和厚度较稳定，是开采8、9#顶板进水的主要含水层。
岩性为灰色、深灰色石灰岩，质较纯，厚度为1.20m〜8.23m,平均厚度为4.46m左右。
西南部为隐伏露头，东北部为埋藏区，埋藏深度100m-lOOOmo由于厚度比较薄，被构造切割后，成为若干个不连续的短块。
在自然状态下，大青灰岩与奥灰只在短裂带附近有较弱的水循环交替。
本层层位稳定，涌水量不大，但含水性不一，为局部富水性强的溶洞裂隙承压含水层，是开采下组煤时正常涌水的主要充水水源。
（3）5〜7"煤间砂岩、伏青灰岩裂隙岩溶含水层
本层厚度变化大，常呈2〜3层复合结构的含水层组，总厚度由1.5m-91.28m,一般厚度10m〜30%砂岩多为细砂岩，局部为粗砂岩，多为泥质胶结,伏青灰岩一般厚Im〜2m。
砂岩中含小砾石，裂隙发育，水多集中在此层。
本层含水性极弱，属富水性极弱的裂隙岩溶承压含水层。
野青灰岩、砂岩岩溶裂隙含水层层位稳定，厚度0.70m〜21.03m,一般厚6.8m〜13.2m,野青灰岩靠近露头处有溶洞和溶蚀现象，溶洞、裂隙多被新生界黄泥充填，深部溶洞逐渐消失。
砂岩以中细砂岩为主，多为泥质胶结，富水性极不均一，从上到下逐渐减弱。
本含水层为含水性弱的饿岩溶裂隙承压含水层。
（4）2筑煤顶板砂岩裂隙含水层
该含水层层为稳定，但厚度变化大，为。
〜28.10m,一般厚度5m〜15m岩性一中细砂岩为主，局部为粗砂岩，泥质胶结，本区裂隙不发育，该含水层为含水性弱，但局部可达中等的承压裂隙含水层。
（5）下石盒子底部砂岩裂隙含水
层位稳定，厚度0-19.90m,一般厚度5m〜8.6m,以中细砂岩为主，局部为粗砂岩，泥质胶结，为含水性弱的裂隙承压含水层。
X。
含水层：
第四系底部砂卵砾石孔隙含水层
卵石层厚度变化较大，井田西北部较厚，向东南变薄，南端的西侧有尖灭现象,最大厚度为89.65m,一般厚度为10-30%北风井厚度为7.9m,卵石滚圆度好,分选性较差，充填物为砂和粘土，本含水层由于充填物为砂和粘土，渗透性较差，上覆为厚度100余米的亚粘土，亚沙土层，隔断了与地表水的联系，该含水层为含水性较弱的孔隙承压含水层。
6.X含水层：
第四系顶部卵砾石孔隙含水层
层位稳定，底面一般距地表20〜40m,最小厚度为2.60m,最大厚度30.64m；一般厚度为5〜15皿卵石以紫红色及白色石英岩为主，有时也见片麻岩，闪长岩，直径一般为30〜100米之间，最大者大于1000m,分选性差，孔隙间有不同粒径的砂充填，多为单层，有时呈两层以上的复合结构。
该含水层为本区主要含水层，含水丰富，渗透性好，直接接受大气降水补给，补给通道一是地表水下渗，二是西部山区补给，该含水层为富水性强的孔隙无压含水层。
2.2采区煤层特征
2.2.1煤层地质含煤性
宜二矿煤层含煤地层为石炭二叠系，自上而下分别属于二叠系下统山西组（PD石炭系上统太原组及石炭系中统本溪组，总含煤18层，从厚度上讲有两个厚煤层，其余为薄煤层；从稳定性上讲，有两个稳定煤层，一个较稳定煤层,两个不稳定煤层，其余12个为极不稳定煤层，从可采性上讲，两个可采煤层，四个局部可采煤层，其余为不可采煤层。
山西组（PQ地层厚度49.6-82.56m,平均67.56m,以灰色、深灰色粉砂岩，砂质泥岩与浅灰色、灰白色细粒至中粒砂岩为主。
含煤3—7层，可采一层,平均煤层总厚5.43m,含煤系数8.04%o其中2#煤为稳定的厚煤层，是宜三矿的主采煤层，其他均为极不稳定的薄煤层，没有开采价值。
太原组（G'）地层平均厚度148.35m,含煤5-11层，平均煤层总厚度9.26m,含煤系数6.2%,其中9#煤为宣三煤矿稳定的厚煤层，是主采煤层，平均厚度6.19m,7#为较稳定的局部可采煤层，6#、8#煤为不较稳定的局部可采薄煤层，3#煤为不稳定的局部可采的薄煤层，其他均为极不稳定的、不具开采价值的薄煤层。
本溪组地层平均厚度25.94m,含煤两层，编号为10及11,煤层平均厚度分别为0.34m及0.42m,煤层总厚度0.76叽含煤系数2.7%,均为极不稳定的无开采价值意义的煤层。
2.2.2不可采煤层
宣二矿煤田不可采煤层有12层之多，它们的共同特点是煤层薄，厚度极不稳定，根据它们的赋存特点，可分为两类：
即层位较稳定类与层位不稳定类。
层位不稳定类有2卜22、5、&、及11煤。
层位不稳定类有1。
、1、1〔、3。
、4、％及10#煤。
余下的7个层位为不稳定类，见附表1.1（宣二矿井田煤层特征表）。
1-1宣二矿井田煤质特征表
煤层
灰分
硫
磷分
发热量
煤灰熔融
备注
2#
低中灰
特低硫
低磷
高热量
高焰灰
4#
低中灰
高硫
低
高热量
高熔灰
6#
中灰
中硫
低磷
高热量
高婚灰
7#
低中灰
高硫
中低磷
高热量
高熔灰
8#
低中灰
高硫
低磷
高量
高焰灰
9那
低中灰
高硫
低磷
高热量
高培灰
9s#
低中灰
中高硫
低磷
中高热量
高熔灰
2.2.3可采煤层
1.2#煤层:
为于山西组下部,井田最小厚度1.23m,最大厚度6.78m,平均4.38m,纯煤平均厚度3.97m。
全井田穿过煤层的钻孔155个，见煤厚度均在最低可采厚度之上，可采性指数（Km）为1。
经计算，煤厚变异系数（Y）为17%,属稳定的厚煤层。
2#煤在南部单斜区、中部断裂带、东部褶断带及北部波曲区浅部均为单一结构的煤层，不含夹肝。
2.3#煤：
最小厚度为零，最大厚度为1.00,经计算，煤层可采性指数Km为0.5,煤厚变异系数Y为29%,属极不稳定煤层。
煤层中不含夹肝，结构简单,为局部可采煤层。
3#煤位于野青灰岩之上，2#煤之下，为野青灰岩所控制。
3#煤上距2#煤16.52m—42.66m,平均29.76m。
3.6#煤：
煤层最小厚度零，最大厚度1.82m,平均0.43m,为薄煤层。
可采
性指数（Km）为0.67o经计算，煤层变异系数（丫）为45%,属不
稳定厚煤层。
煤层一般不含夹肝，结构简单，位于伏青灰岩之上。
上距3#煤26.97m〜85.10m,平均48.72m。
4.7#煤：
最小厚度零，最大厚度2.06m,平均厚度0.98m,为薄煤层。
可采性指数（Km）为0.82。
经计算，煤层变异系数（丫）为28%,为较稳定煤层。
煤层一般不含夹砰，有时有一层泥岩夹砰，夹肝最大厚度0.29,平均0.05,为简单结构煤层。
7#煤局部可采，位于伏青灰岩及大青灰岩之间，上距6#煤12.51m—37.03m,平均21.Um.
5.8#煤：
最小厚度零，最大厚度4.96m,平均煤层厚度1.09m,为薄煤层。
可采性指数（Km）为0.7。
经计算，煤层变异系数（丫）为66%,为不稳定煤层。
煤层一般不含夹砰，为简单结构煤层。
8#煤局部可采，其直接顶板为大青灰岩，下距9#煤0.47m〜32.94m,平均12.53m。
6.9#煤：
最小厚度4.02m,最大厚度12.17m,平均煤层厚度6.19m,为厚煤层。
可采性指数（Km）为0.99,煤层变异系数（Y）为23%,为稳定煤层。
9#煤结构复杂，含夹砰。
〜6层，较厚者有两层，由上而下把9#煤分为9】、％、9,三个分层。
饥煤：
最小厚度零，最大厚度2.23m,平均煤层厚度0.85,纯煤最大厚度0.83,为薄煤层。
可采性指数（Km）为0.58。
煤层变异系数（Y）为57.7%,为极不稳定煤层。
煤层一般不含夹肝，简单结构。
下距92煤0.2m〜3.52m,平均2.79m。
9*煤:
最小厚度0.32,最大厚度4.95m,平均煤层厚度2.29,纯煤最大厚度4.42,平均2.19,为中厚煤层。
可采性指数（Km）为0.98,煤层变异系数（Y）为25.5%,为较稳定煤层。
煤层一般不含夹砰，为简单结构煤层。
下距为煤0.15m〜2.80m,平均0.9血。
9拼煤：
最小厚度0.53,最大厚度5.53m,平均煤层厚度2.56,纯煤最大厚度2.58,为中厚煤层。
可采性指数（Km）为0.98,煤层变异系数（丫）为24.5%,为稳定煤层。
煤层一般不含夹砰，为简单结构煤层。
宣二矿井田属石炭二叠系煤，其中2#、9#煤为主采煤层。
2#煤有两个煤类，气煤（QM）和1/3焦煤。
以气煤为主，少量的1/3焦煤。
气煤分布广泛，1/3焦煤呈零量小块夹在其间。
9波煤有三个煤类，气煤气肥煤和肥煤。
以气肥煤为主，少量的气煤及更少的肥煤。
气肥煤分布广泛，气煤以零星的小块夹在其间，井田西部则出现极少量的肥煤。
9由煤有四个煤类，气煤气肥煤1/3焦煤和肥煤。
以气煤1/3焦煤为主，其次是气肥煤和肥煤。
气煤分布于井田的东部，呈南北方向的弧形带状，1/3焦煤比邻与气煤的西侧，亦是不规则的近南北向的弧形带状分布，气肥煤则在1/3焦煤带两侧不连续分布。
3#、6#、7#、8#煤以气肥煤为主，气煤次之。
他们的变质规律为：
1.由上而下变质程度递增。
井田上部煤层变质程度浅，下部变质程度深，上部是气煤（QM45）,极少量的1/3焦煤，下部是气肥煤和肥煤，还有储量很多的1/3焦煤。
2.由东向西，煤的变质程度逐渐增高。
井田东部变质程度较浅，井田西部煤层变质程度较深，东部是气煤，向西依次是1/3焦煤，气肥煤及肥煤。
2.2.4顶底板煤层特征
本区结构简单，煤层倾角10°左右，地质构造属简单构造。
2#煤上部有一含水层，该含水层层位稳定，但是厚度变化较大，厚度0〜28米,一般厚5〜15米，岩性以灰白色的中细砂岩为主，局部为粗砂岩，泥质孔隙式胶结。
涌水量极低，单位涌水量0.0108-0.107L/s.m,渗透系数0.00746〜0.658m/d,水质类型为HC03.Cl-Na.
煤层具有自然发火倾向，2#煤为二类自燃煤层，自然发火期为6〜12个月。
2#煤直接顶板以粉砂岩为主,次为粗.中.细粒砂岩，及小量砂质泥岩.粉砂岩:
分布广泛，遍及整个井田，深灰-灰黑色,岩性致密块状，粉砂质泥岩结构.岩层厚0.62-16.07m,平均4.99m,岩性较软，回采时易冒落，岩石的单项抗压强度在12.4-32.7MP之间,为不坚固岩类，属一级顶板.2#煤局部有伪顶，系浅灰色砂质泥岩，厚0.Im,层位极不稳定，分布局限，粗.中.细粒砂岩直接与2#煤接触，砂岩呈灰色，成分以石英为主,次为长石及灰色矿物，层面含云母片,颗粒分选好，磨圆中等，泥质胶结，岩性较坚硬，中厚层状-厚层状，沙状结构，节理不发育，岩层较厚，最厚可达26.84m,平均12.36m,井田中部稍薄，南部与北部较厚,与煤层接触砂体,单体抗压强度62.8MPa,为中等坚固岩石，属二级中等冒落的顶板。
2.3煤尘与瓦斯
经有关部门测试,2#煤瓦斯成分CH4在12.36〜77.02之间,氮气在18.38〜76.76之间，宣二矿井田属氮气——甲烷或甲烷带。
9#煤瓦斯成分CH4在42.67〜85.96之间，氮气在10.52〜42.62之间，属甲烷带或氮气甲烷带，钻孔煤样的瓦斯含量，无论是2#或9#煤都在0.35〜7.07之间，应为低瓦斯区。
（见表，2#、9#煤钻孔瓦斯样测定结果汇总表）
表1・22#煤钻孔瓦斯样测定结果汇总表
钻孔
煤样深度
瓦斯成分％
瓦斯含量ml/g
瓦斯分带
CH4
CO2
N2
CH4
CO2
20011
285.60〜
285.75
65.4
5
0.28
29.82
1.48
0.07
氮气甲烷带
20012
783.45〜
783.60
50.7
9
16.5
8
32.63
0.80
0.14
氮气甲烷带
20013
601.36〜
6.1.51
77.0
2
0.08
18.38
0.75
0.20
甲烷带
20015
326.00〜
326.15
12.3
6
10.8
7
76.76
0.18
0.17
甲烷氮气带
表1•39#煤钻孔瓦斯样测定结果汇总表
钻孔
煤样深度
瓦斯成分％
瓦斯含量ml/g
瓦斯分带
CH4
C02
N2
CH4
C02
20011
366.90〜367.05
82.12
0.08
15.22
2.38
微量
甲烷带
20012
937.85〜938.00
42.67
14.71
42.62
0.70
0.15
氮气甲烷带
20013
776.60—776.75
84.23
0.12
11.79
6.80
0.27
甲烷带
20015
482.00—482.05
85.96
3.52
10.52
4.44
0.20
甲烷带
由煤炭科学总院抚顺分院矿山安全开发中心坚定，宜三矿煤田煤尘具有爆炸性或爆炸危险性，特别是9#煤具有强爆炸性，应加强防尘，降尘措施。
表1・4煤尘爆炸性试样坚定结果
煤
层
采样地点
工业分析
火焰
长度
（mm）
岩粉用量（%）
鉴定结论
Wf%
Ag%
Vr%
2#
东37孔
2.57
10.41
37.02
800
90
有爆炸危险性
2#
东71孔
3.05
9.55
37.70
800
90
有爆炸危险性
9#
东37孔
2.50
11.30
36.60
800
90
有爆炸危险性
9#
东71孔
3.10
7.28
38.64
700
80
有爆炸危险性
第三章采区生产能力及服务年限
3.1采区储量
3.1.1采区工业储量
平衡表内最小可采厚度为0.7米，灰分小于40%,厚度在0.60-0.69米及灰分在40-50%的煤层储量列在平衡表外。
7、8、9号煤层为下组煤，因受奥灰水威胁，在目前的技术条件下暂不可采,故也不计入工业储量。
储量是按块段结合等高线法计算的.块段是以等高线，境界线,级别线，地质剖面线划分，煤层厚度采用块段平均厚度。
各块段储量按下列公式进行计算：
Q=S*M*Y/cosa（2•1）
各参数的确定：
储量面积（S）的确定：
因本次计算采用的煤厚点全部为真煤厚，所以面积全部换算为煤层真面积计算，真面积等于水平投影面积除以cosa。
煤层倾角（a）的确定：
根据块段内相邻两根等高线的距离计算求得。
煤层厚度（M）的确定：
块段内钻孔或相邻钻孔及井巷工程见煤点真厚度的算术平均值。
表2.1各层煤的容重
煤层
2#
3#
6#
7#
8#
92#
9#
厚度
4.3
0.7
0.43
0.98
1.09
2.3
2.5
1容重（Y）的确定：
用原精查报告各煤层容重如表2.2示:
表2.2各层煤的容重
煤层
2#
3#
6#
7#
8#
92#
93#
容重
1.40
1.34
1.46
1.34
1.38
1.35
1.38
在计算其它煤层储量时考虑到无具体地板等高线图作为依据，所以:
面积，倾
角均用2号煤总面积,即面积S=23.4平方千米；平均倾角a=9度。
所以：
Q2=S2*M2*y2/cosa=14262万吨
Qs=Ss*M,*ys/cosa=2222万吨
Q6=S6*Me*y6/cosa=1487万吨
Q?
=S?
*M7*Y7/cosa=3119万吨'
Qs=S8*Ms*Y8/cosa=3564万吨'
Q»2=S92*M92*Y92COSa=7356万吨
Qm=S9s*M93*Y93/cosa=8174万吨
所以本井田地质储量为：
Qz=Q+QS+Q6+Q7+Q3+Q«+Q9S
=40184万吨
本井田工业储量为：
Q,=Q2=14262万吨
3.1.2采区可采储量
在计算可采储量时考虑了下列各种煤柱损失:
1井田边界的煤柱损失：
原则：
留设50米保安煤柱。
计算所得的煤柱损失为：
如=为*峋*Y2/cosa=572万吨
2断层两边的煤柱损失：
原则：
断层两边的保安煤柱，视断层落差的大小而留设，落差20-50米的断层两侧各留设20米保安煤柱。
落差大于50米的断层两侧各留设50米（水平距离）保安煤柱。
计算所得的煤柱损失：
Qde=S&*Mz*Y2/cosa=207万吨
3煤层的风氧化带的煤柱损失
原则：
煤层的风氧化带按垂深20米留设
计算所得的煤柱损失：
Q>m=S7m*M2*y2/cosa=213.5万吨
4工业广场的煤柱损失
根据《煤矿设计规范》中《矿井工业场地占地指标》的规定工业广场布置计算如下：
实际参数：
走向350米；倾向520米；表土层移动角：
。
=56°；丫=63°+a=72°；基岩段移动角8=74°；B=74。
-0.6a=69。
；经计算，所得的煤柱损失为：
Q^=Sme*M2*Y2/cosa=973万吨
以上各煤柱损失共计：
Qs=Qbj+Qdc+Qyh矿井可采储量是矿井设计可以采出的储量，故
Q=（Q.-Q.）C
（2・2）
Q,——矿井的工业储量；
Q.——保护工业场地，井筒，井田边界，河流，湖泊，建筑物等留置的永久煤柱损失量；
C——采区采出率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.8；薄煤层不低
于0.85
Q=（Q«-P）C（2*3）
=（14262-1965.5）*0.8
=9837.2万吨
矿井可采储量为9837.2万吨。
各煤层储量如表2.3所示：
单位（万t）
煤层
2#
3#
6#
7#
8#
92#
9,U
地质储量
14262
2222
1487
3119
3564
7356
8174
工业储量
14262
—
—
—
远景储
量
2222
1487
3119
3564
7536
8174
可采储
量总计
9837.2
表2.3
各煤层储量
3.2采区生产能力及服务年限
生产能力和服务年限该井田煤层厚度，倾角较缓，水文地质条件比较简单,因此可建设大型或特大型矿井，但考虑到主采二号煤层，其他煤层开采条件不成熟,储量有限，而且井田地质条件复杂，限制了矿井的生产能力。
考虑到井田的合理服务年限，因此确定矿井设计生产能力为年产120万吨，日产为3640t。
利用矿井服务年限计算公式：
T=Q/AK（3-1）
式中：
T—计算服务年限，年；
Q—可采储量，吨；
A—年产量，吨；
K——储量备用系数，本井田备用系数取1.4。
将前面数值代如上面公式得矿井最佳服务为年限为58.55年。
根据《煤炭工业设计规范》设计能力90万吨的矿井服务年限为50年，120万吨的矿井服务年限为60年。
考虑到煤炭的供求情况比较紧张，和设备的更新,可以建设为大矿井，服务年限可以缩短。
因此确定矿井设计生产能力为120万吨/年，服务年限为58.55年，日产3640吨。
3-2采区工作制度
年工作日为330天，每日分四班工作，原则为三班生产，一班准备，每班工作6小时，每日提升时间为16小时。
第四章采煤方法
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