采矿工程毕业设计（论文）-海孜煤矿1.2Mta吨新井设计（全套图纸）

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1、目录全套图纸，加1538937061 矿区概述及井田地质特征11.1 矿区概述11.11 矿井位置、范围、交通条件11.1.2 地形、地貌特征21.1.3 水文21.1.4 气候21.1.5 供电21.2 井田地质特征21.2.1 矿井地层21.2.2 含煤地层61.2.3 构造61.2.4 矿井水文地质条件81.3 煤层特征81.3.1 煤层81.3.2 煤质91.3.3 瓦斯，煤尘及自燃112井田境界和储量122.1 井田境界122.1.1 井田面积122.2 矿井工业储量132.2.1 井田地质勘探132.2.2 工业储量计算132.3 矿井可采储量132.3.1 永久煤柱损失143 矿

2、井工作制度、设计生产能力及服务年限183.1 矿井工作制度183.2 矿井设计生产能力及服务年限183.2.1 矿井设计生产能力的确定183.2.3 井型校核194 井田开拓214.1 井田开拓的方案214.1.1 井筒形式的确定214.1.2 井筒位置的确定214.1.3 开采水平的确定224.1.4 方案比较224.2 矿井基本巷道314.2.1 井筒314.2.2 井底车场344.2.3 主要开拓巷道375 准备方式采区巷道布置415.1 煤层地质特征415.1.1 采区煤层特征415.1.2 水文地质415.1.3 瓦斯415.1.4 煤层顶底板岩石构造情况415.1.5 地表情况41

3、5.1.6 采区位置及范围415.2 采区巷道布置及生产系统415.2.1 采区走向长度的确定415.2.2 确定区段斜长和区段数目425.2.3 煤柱尺寸的确定425.2.4 采区上山布置425.2.5 采区回采巷道布置435.2.6 采区内工作面的接替顺序445.2.7 采区通风、运输及其它系统445.2.8 采区内各种巷道的掘进方法445.2.9 采区生产能力455.2.10 采区采出率455.3 采区车场选型465.3.1 采区上部车场选型465.3.2 采区中部车场的选型465.3.3 采区下部车场的选型475.3.4 采区主要硐室475.3.5 采区绞车房486 采煤方法496.1

4、 采煤工艺方式496.1.1 采区煤层特征及地质条件496.1.2 采煤工艺的确定496.1.3 回采工作面参数496.1.4 回采工作面破煤、装煤方式506.1.5 采煤机的工作方式506.1.6 回采工艺516.1.7 工作面运煤516.1.8 工作面支护526.1.9 回采工作面正规循环作业576.2 回采巷道布置596.2.1 回采巷道布置方式596.2.2 确定回采巷道断面及其具体施工技术要求607 井下运输637.1 概述637.1.1 矿井设计生产能力及工作制度637.1.2 矿井运输系统637.2 采区运输设备选择637.2.1 设备选型原则：637.2.2 采区运输设备的选择

5、647.3.2 轨道运输大巷设备选型678 矿井提升698.1 概述698.2 主井提升699 矿井通风及安全729.1 矿井通风系统的确定729.1.1 矿井地质概况729.1.2 矿井通风系统的基本要求729.1.3 矿井通风方式的选择739.1.4 矿井主扇工作方式选择779.1.5 采区通风系统的要求779.1.6 工作面通风方式的选择789.2 矿井风量计算799.2.1 工作面所需风量的计算799.2.2 备用面所需风量的计算809.2.3 掘进工作面需风量809.2.4 硐室需风量819.2.5 其它巷道所需风量819.2.6 矿井总风量819.2.7 风量分配829.3 矿井通

6、风阻力计算849.3.1 矿井最大阻力路线和通风网络图849.3.2 矿井通风阻力计算869.3.3 矿井通风总阻力889.3.4 两个时期的矿井总风阻和总等积孔889.4 选择矿井通风设备899.4.1 选择主扇899.4.2 电动机选型929.4.3 主要通风机附属装置939.4.4 对矿井主要通风设备的要求949.4.5 对反风、风峒的要求949.5 安全、灾害的防治措施949.5.1 瓦斯管理措施949.5.2 煤尘的防治959.5.3 防火959.5.4 防水9510 设计矿井基本技术经济指标96地应力测试技术及在煤矿中的应用981 地应力测试技术目的意义981.1 地应力研究的意义

7、981.2 煤矿开采中的地应力992 地应力测量原理及测试方法1002.1 地应力测量现状1002.2 水压致裂法1032.3 应力解除法1052.4 应力恢复法1092.5 声发射法1112.6 应力解除法实测的主要过程1153 地应力测试技术目标及主要内容1173.1 地应力测试技术目标1173.2 地应力测试技术主要内容1174 项目实施方案1184.1 项目实施步骤1184.2 原岩应力实测的工程目的1184.3 原岩应力测点布置1184.4 原岩应力现场测试步骤1204.5 原岩应力分布规律总结120英文原文121中文译文129参考文献137致谢138中国矿业大学2013届本科生毕业

8、设计第66页1矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.11矿井位置、范围、交通条件海孜煤矿位于安徽省淮北市濉溪县境内，属淮北煤田临海童矿区，井筒位于祁集镇，北距淮北市约40公里，东距宿州市35公里。图1201 海孜煤矿交通位置图本矿交通极为方便，新修矿区公路与淮北、涡阳、淮南、宿州等地的公路相接。濉阜铁路从本矿的西北侧通过，临涣车站、海孜车站均距井口67公里，矿区铁路专用线在青芦线的小湖集配站接轨。（图1201）。1.1.2地形、地貌特征海孜煤矿位于淮北平原的中部。区内地势平坦，地面标高+26.5+28.6m,一般27m左右，北高南低，区内沟渠纵横，村庄星罗棋布，浍河两岸村庄稠密,植树成林，

9、呈曲流形绿色长廊。1.1.3水文区内沟渠密集，多为灌溉渠，浍河为本区主要河流，属淮河水系，中型季节性河流。水位一般较浅，夏季水位上涨，洪水期间可溢出河床，冬春季节呈干枯状态。1.1.4气候本区平均气温14.1，最高气温40.3，最低气温为-10.9。平均风速为2.2m/s，年平均降雨量为737，雨量多集中在七、八两个月。全年蒸发量1400，全年无霜期218天左右，冰冻期一般在十二月上旬至次年的二月中旬。1.1.5供电本矿位于宿县矿区西部，距淮北电厂40km，电力部已在海孜建立110/35/10kv变电站一座，该变电站以110kv送电线与淮北电厂相联，而淮北电厂与淮南电厂联网，故本矿区电源充沛可

10、靠。1.2井田地质特征1.2.1矿井地层海孜煤矿揭露的地层有奥陶系、石炭系、二叠系、第三系和第四系。由老至新简述如下：（一）奥陶系（O）中、下统老虎山组马家沟组（O2lO1m）揭露厚度28.46m（据5-65孔），岩性为灰褐色，灰棕色厚层状石灰岩，致密性脆，裂隙发育，质不纯，具豹皮状构造。（二）石炭系（C）本矿井无钻孔系统揭露，据邻区临涣矿039孔、临水8孔资料，地层有本溪组和太原组。1、上统本溪组（C2b）本矿无钻孔控制，据邻区临涣煤矿资料，地层厚2.8m，岩性为灰白色，紫红色铝质泥岩，富含铝，致密性脆，含少量菱铁鲕粒。与下伏奥陶系呈假整合接触。2、上统太原组（C2t）本矿最大控制厚度79.

11、29m（据90观4孔），层位为中上部19层石灰岩。岩性以浅灰色石灰岩为主，次以深灰色泥岩、粉砂岩，少量砂岩。石灰岩总厚占控制厚度的53%，各层石灰岩多含动物化石，其中三灰、四灰含燧石结核和薄层。一般不含煤，仅90观5于四灰下见一层煤，厚1.98m。据邻区临涣煤矿资料，本组地层厚133.21m，含石灰岩912，中下部各层石灰岩之下发育有薄煤层，含煤6层，总厚3.45m，煤层薄而不可采。顶部一灰为浅灰色，方解石晶体粗大，含动物化石，薄而稳定，是层位对比明显标志。与下伏本溪组整合接触。（三）二叠系（P）矿井内揭露的地层有山西组、下石盒子组、上石盒子组和石千峰组。1、下统山西组（P1s）下部以太原组顶

12、部一灰之顶为界，上界为铝质泥岩下骆驼脖砂岩之底，地层厚85160m，平均108.4m。岩性由砂岩、砂泥岩互层、粉砂岩、泥岩和煤层组成。含10煤层（组），煤层发育较好，是本矿主采煤层之一。与下伏太原组整合接触。2、下统下石盒子组（P1xs）下部为骆驼脖砂岩，上界为3煤下K3砂岩。地层厚235290m，平均250.1m，岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩、铝质泥岩及煤层组成。泥岩、粉砂岩灰至深灰色，4煤附近具少量紫斑，并含较多菱铁鲕粒，5煤附近具姜状、瘤状菱铁结核。砂岩主要集中于上部4煤组上下和下部58煤间。本组与下伏山西组整合接触。图1-2 地质综合柱状图1.2.2含煤地层本矿含煤地层为石炭系、二叠系，石

13、炭系煤层不发育，未作为勘探对象。二叠系含煤地层自下而上分为山西组、下石盒子组、上石盒子组。（一）山西组（P1S）厚度85-160m，平均108.4m，含10煤层（组），据沉积环境和岩性特征以10煤为界分为上、下两段。下段：自太原组一灰顶至10煤层，厚度4574m，平均52.9m。底部为深灰色、灰黑色泥岩或粉砂质泥岩（海相泥岩），向上为粉砂岩、砂岩。10煤层底板为浅灰色细砂岩和深灰色粉砂岩、泥岩组成的砂泥岩互层（叶片状砂岩）。波状层理、透镜状、混浊状层理发育，层面上多白云母碎片。具底栖动物通道，含菱铁质结核和黄铁矿晶体。上段：自10煤层至本组顶界（骆驼脖砂岩之底），厚度5386m，平均71.1m

14、，岩性为砂岩、粉砂岩和泥岩。10煤层顶部为长石石英，为10煤层直接顶或间接顶板。浅灰色，中细粒，具深灰色泥质包体，因而亦称花砂岩，本层可局部相变为砂泥岩互层。再向上本段的中部发育一层长石石英杂砂岩，灰-灰绿色，中细粒，填隙物含量高，胶结疏松，称为泡砂岩。（二）下石盒子组（P1XS）厚度235290m，平均250.1m。岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和铝质泥岩及煤层组成。为本矿井主要含煤段，含4、5、6、7、8等5个煤层（组），其中7、8、9三层（8、9煤层为8煤组煤层）为可采煤层，其它不可采。本组底部石英砂岩（骆驼脖砂岩）灰色稍绿，中粗粒结构。其上为铝质泥岩，浅灰-灰白色，具紫色黄色花斑，含菱铁鲕粒

15、，层位较稳定。7-8煤组间石英杂砂岩为8煤层直接顶板，灰灰白色，中细粒结构，常具粉砂岩、泥岩薄层或相变为砂泥岩互层，水平层理发育。7煤上长石石英砂岩为7煤层直接或间接顶板，浅灰色，中细粒，含菱铁鲕粒并显示斜交层理、楔状层理。56煤间石英砂岩，具天然放射性高之物性特征。4煤组顶板长石石英杂砂岩，填隙物含量较高。1.2.3 构造一、矿井构造海孜煤矿位于淮北煤田的中部，临涣矿区的北部，宿北断裂、光武固镇断裂东西向断裂和太和五河断裂、固镇长丰断裂、北东向断裂内，童亭背斜的西北端，它是矿区构造的有机组成成分，受区域构造的控制。矿井总体为一走向近东西、向北倾斜的单斜构造。它由低次序的北北东向及北东向大马家

16、断层和切割矿井深部的宿北断裂围成。总体区内被吴坊断层切割成两个区，即西部井（吴坊断层以南三角区）和大井（吴坊断层以北的东西区），西部井作为矿井的一个接替采区独立成井。东西区为较简单的单斜构造，在中部有较小的起伏，地层倾角一般为1030，局部增大至70，在平面上西部缓，东部陡，在剖面上具有中部陡、浅部和深部均缓的特点。三角区为一不完整的向斜构造，地层倾角较为平缓，一般515。（一）断裂构造（1）主要断层控制情况主要断层的基本特征、控制情况叙述如下：1）大刘家断层：正断层,位于本矿西部边界断层。走向北北东，倾向北西，倾角6570，落差大于300m。钻探有4个孔控制；地震控制长度2950m，错断层位

17、PO2。地震控制点71个，其中A级断点43个，B级断点22个，C级断点6个。综合评定为查明断层。二、岩浆岩本矿岩浆活动较为强烈，110煤层均有不同的岩浆岩侵入，其中矿井西、中部侵入5煤层的赵庙岩体沿地层走向绵延6.5km，钻孔揭露最大厚度169.18m。2线以东岩浆岩沿10煤层侵入，破坏了煤层结构，使大部分煤变质为天然焦。据区域地质资料及邻区岩浆岩同位素年龄的测定，本矿岩浆岩侵入时代为燕山早、中期。（一）岩浆岩的分布特征1、分布范围和出露面积本矿岩浆岩以闪长玢岩为主，约占90%以上，次为辉长岩、石英闪长玢岩。主要分布在2-3线以西5煤层位以及2线以东10煤层中。共有74个孔见到岩浆岩123处，

18、出露面积约为1.5km2。2、产状及规模赵庙岩体呈岩床产出，沿5煤层位顺层侵入，厚度较为稳定。在19线附近，地层有轻微褶曲，岩浆岩厚度突变，19线以西大于110m，以东则小于50m。2线以东10煤层中岩浆岩呈小型岩床产出，以辉长石、闪长玢岩、闪长玢岩为主，平均厚约2.71m。少数钻孔见有多层岩浆岩，如1-2B1孔共有八层，主要呈岩脉状产出，岩性变化较为复杂，2煤上见有典型的脉岩类岩浆岩斜长细晶岩。10煤层已采区I2采区东翼、I4采区西翼中部、102采区西翼及I5采区的深部的岩浆岩呈岩墙状，由深部侵入到10煤层中。3、侵入层位岩浆岩侵入以5煤层最多，侵入层位具有一定的规律性，平面上呈片状出现，走

19、向上有合并分叉现象，为渐变过渡关系。赵庙岩体在4线以西侵入在5煤层位，4线以东分叉侵入到7煤层位，到17线侵入层位又向上至4煤上。（二）岩浆岩对煤系地层的影响赵庙岩体对地层间距的影响较为明显，19线以西38煤层间距较无岩浆岩区增加了100m以上，接近侵入体的厚度，但38煤以及810煤煤系地层的总厚度变薄，这说明岩浆侵入时对地层的垂向应力使煤层沿较松散的岩层、层理、裂隙等处被压实，离岩体越近压实作用越明显。1.2.4 矿井水文地质条件（一）地表水矿井内地表水包括浍河、人工沟渠。浍河从本矿井的西南部穿过，河水自西流向东。浍河属淮河水系，为中小型季节性河流。河水受大气降雨控制，每年79月份雨季，河水

20、位迅速上涨，流量突增；每年10月至次年3月份枯水季节，河水位较低，流量减少，干旱严重时甚至干枯断流。据临涣水文站观测资料，20002005年浍河流量0437m3/s，水位标高20.3626.51m。另据本矿资料，浍河最高水位为28.34m。本目前，浍河及其支流等地表水对矿床开采没有危害。（二）含隔水层（组、段）水文地质特征由下至上各含含水层如下（1）太原群组：厚117.8-135.09米，平均127.29米，夹石灰岩十二层63米厚，石灰岩裂隙溶洞发育，含水丰富，钻孔漏失量为3.0-38.84立方米/小时，太原群组上距10煤层55米左右，与煤层无直接水力联系，但在大断层地带石灰岩直接与煤系接触可

21、构成水力联系。（2）煤系地层：由泥岩，粉砂岩，砂岩组成，以泥岩粉砂岩为主。含水的强弱取决于裂隙发育程度，不取决于砂岩厚度。分述如下：11-3煤层组砂岩含水层：由9-16层中细砂岩组成，厚51.18-77.31米，厚度与层数变化大，砂岩裂隙不发育，与第四纪底部含水层组有水力联系；24-8煤层组含水层：由10-13层中细砂岩组成，厚10-25米；310煤层上，下砂岩含水层：由2-4层中细砂岩组成，厚度11.12-34.77米，局部为10煤层顶板，砂岩裂隙不发育，与第四纪无直接水力联系。（3）断层导水性：断层带中多为泥质充填，井田内钻孔穿过断层内未漏水，钻孔地吴坊断层抽水证明断层无水，导水性能差，一

22、般不会引起突水，若断层落差大于60米，石灰岩与煤系接触，开采中石灰岩有突水危险需留防水煤柱。（4）第四纪含水层组：在井田范围内普通分布，表土厚度187-219米，直接覆盖于煤系地层上，按垂直部面自上而下分四个含水层组，三个隔水层组。2）矿井涌水量本矿井最大涌水量为314m3/时，正常涌水量为200 m3/时。1.3煤层特征1.3.1煤层一、可采煤层见表1-3。表13海孜煤矿可采煤层特征表煤层层间距厚度/ m变异系数1%稳定类型顶、底板主要岩性最大最小平均/ m最大最小平均/ m302.450.8742极不稳定顶板泥岩为主，粉砂岩次之，底板泥岩为主41.010.00.291.350.7636较稳

23、定顶板泥岩为主，次为粉砂岩，底板以泥岩为主4.1723827603.170.5251-94不稳定 极不稳定顶板泥岩为主，少量粉砂岩，底板泥岩为主243.487.036.005.891.1289极不稳定顶板泥岩为主，次为泥岩，底板以泥岩为主22.09010.604.880.7360-89不稳定极不稳定顶板以泥岩为主，粉砂岩次之，底板以泥岩为主3.11063.011504.5452稳定顶板泥岩、粉砂岩为主，底板砂岩为主1.3.2煤质一、煤的物理性质及煤岩特征（一）煤的物理性质海孜煤矿烟煤一般呈黑色、棕黑色，弱玻璃光泽强玻璃光泽，裂隙较发育，断口阶梯状、贝壳状或参差状，条带状结构，粉状或碎块状，一般

24、质较软，性脆易碎，导电性能差，属高阻煤。无烟煤呈钢灰色灰黑色，似金属光泽金刚光泽，外生裂隙发育，断口粗糙，条带结构，粉状或碎块状，质坚硬，大部分属高阻煤，少量为低阻。天然焦一般呈钢灰灰黑色，多为暗淡光泽，少量呈似金属光泽，且略带银白色，裂隙不发育，条带结构，六方柱状结构，质坚硬，导电性良好。（二）煤岩特征3煤、4煤层以暗煤为主，亮煤次之，属半亮半暗型煤。7、8、9和10煤层以亮煤为主，次为暗煤，属半暗半亮型煤。各煤层的有机质平均含量均大于83%，其中以凝胶化组分为主，含量一般大于70%，其次为丝质组分，一般在15%30%之间。稳定组分含量小于1%，无机组分粘土矿物约占5%6.5%，其它矿物含量

25、一般小于1.5%。二、煤的工艺性能及煤类1、元素分析a、碳（Cdaf）本矿各煤类碳的平均含量均较高,其中烟煤在88.4990.48%之间;无烟煤在91.3691.88%之间,无烟煤比烟煤约高出12.5%。同一煤类在垂向上自上而下呈递增趋势；在走向上东低西高变化明显，反映了岩浆热变质对本矿煤的碳含量的影响；在倾向上变化不明显。b、氢（Hdaf）烟煤氢平均含量在4.785.09%之间；无烟煤在3.634.06%之间。其变化规律与碳的变化规律恰好相反。烟煤类氧平均含量在2.434.63%之间；无烟煤在2.202.67%之间，自上而下呈下降趋势。d、氮（daf）其含量相对较稳定，平均值在1.311.4

26、7%之间e.氢碳比和氧碳比（/、/）经对各煤类的氢碳原子比和氧碳原子比的计算（表5204），在克瑞威伦煤带图（见图4301）上，烟煤位于强粘结煤区，无烟煤位于不粘结煤区。本矿烟煤固定碳平均值在5065%之间；而无烟煤则在6070%之间。（二）工艺性能1、结焦性a.胶质层最大厚度（Y）Y值大小与煤化程度关系密切，本矿各煤层FM平均值在2628mm之间；1/3JM在2023mm之间；JM在1620mm之间；PM、WY和TR的Y值均为零。在平面上的变化表现为自东向西逐渐减小，直至为零。b.粘结指数（GR.I）各烟煤GR.I的平均值一般80（表4301），两极值为65.599.7；无烟煤的GR.I一般

27、为零。在平面上的变化规律与值基本一致。c.奥亚膨胀度（b）b值变化较大，最小为24，最大为230，其中JM一般170，1/3JM在100左右。d.焦炭强度预测利用煤岩组分确定活性组分和惰性组分，计算本矿煤的组分平衡指数。组分平衡指数为1.13.0；强度指数在5.05.9之间。本矿烟煤的焦炭转鼓强度约为9092。总之，本矿烟煤属中强粘结性，结焦性良好，属优质炼焦配煤。2、燃烧性a、发热量（b,d）各煤层原煤发热量见表4305，8和10煤层高达29MJkg，其它煤层均在25.527.0MJkg之间,且自上而下稍有增加趋势。b、燃料比煤的燃料比值随煤化程度加深而增加。本矿JM、FM和1/3JM平均燃

28、料比在2左右。而M和一般4（见表5204）。c、可磨性（HGI）一般值在120左右，两极值为83170，属易碎煤。3、煤的热稳定性从PM和WY所测的热稳定性结果可知，Rw+6一般在6070%之间，热稳定性属中等。2、煤类分布本矿煤类较齐全，分布规律明显，自西向东依次出现了WY、PM、JM、FM、1/3JM。以JM煤为主，PM、WY和FM次之，少量1/3JM。1.3.3瓦斯，煤尘及自燃1）瓦斯根据以前矿井瓦斯等级鉴定，本矿井为低瓦斯矿井，瓦斯涌出量较小，约为3.281m3/t,所以本矿井通风工作比较简单。2）煤尘和煤的自燃10煤具有煤尘爆炸危险和自燃发火危险，煤尘爆炸指数为38%。五、煤质特征及

29、工业用途（一）煤质特征各可采煤层一般属中等灰分，特低硫中硫、特低磷中磷，特低氯、一级含砷煤，中高发热量，高难熔灰，灰渣属酸性，热稳定性属中等，CO2反应性差。本矿各煤层洗浮煤回收率低，一般属极难选。（二）煤的工业用途本矿烟煤洗选后可作配焦煤，生产的焦炭用于冶炼之用，中尾煤作发电厂动力用煤，沉矸可用于制砖。无烟煤可作动力用煤和民用煤。天然焦可考虑用于小化肥工业或民用。2井田境界和储量2.1井田境界矿井范围西以大刘家断层为界，东南邻涣矿毗邻，北至-1000m水平投影线，呈类似梯形。走向长度为3.8-6.5km，平均走向长度为5.7km，南北宽3.4km。本矿的井田境界以下列标高来确定；东南邻涣矿毗

30、邻西：以大刘家断层为界；南：以-200m等高线为界，并有一部分风氧化带；北：以10煤-1000m底版等高线为界。2.1.1 井田面积井田平均走向长5.7km。井田的平均水平宽度3.4km。井田的水平面积按下式计算： S=H*L (2-1)式中：S井田的水平面积，k m2; L井田的平均走向长度，km;H井田的平均水平宽度，km;则井田的水平面积为：SLH5.73.4=19.38k m2图21 井田境界示意图2.2矿井工业储量2.2.1井田地质勘探本矿井设计只对10煤层进行开采设计，边界露头线为-200m，-1000m以下的煤炭储量尚未探明，作为矿井的远景储量。本次储量计算是在精查地质报告提供的

31、1：5000煤层底板等高线图上计算的，储量计算可靠。10号煤平均可采厚度为4m，结构简单，煤层倾角13-17。2.2.2工业储量计算矿井主采煤层为10号煤层，工业储量计算采用地质块段法。根据地质勘探情况，将矿体划分为3个块段，按下式计算：Zi=SiMii (2-2)式中：Zi各块段的储量，Mt；Si各块段的真实倾斜面积，k m2。；Mi各块段内煤层的厚度，m；i各块段内煤的容重，t/ m3。表2-1各块段面积：块段名称新储量分类倾斜面积平均煤厚容重储量(K m2)(m)(t/ m3 )(Mt)块段A111b5.73.71.531.6块段B111b11.54.01.569块段C111b5.24.

32、31.533.5合计22.4134.210号煤平均厚度4m，煤层倾斜面积22.4km2，平均容重1.5t/m3，则10号煤总储量为：134.2Mt则10号煤层工业储量为：Zg10=134.2Mt2.3矿井可采储量矿井可采储量=（矿井工业储量-永久煤柱损失）矿井回收率。计算矿井可采储量时，必须要考虑以下损失：1 工业广场保护煤柱；2 井田境界煤柱损失；3 采煤方法所产生的煤柱损失和断层煤柱损失；4 建筑物、河流、铁路等压煤损失；5 其他损失。本井田中永久煤柱损失主要有：工业广场保护煤柱、井田境界煤柱损失和断层保护煤柱等。依据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱与压煤开采规程之相关条款规定，部分煤柱的

33、留设方法如下，见表2.2。表2.2 煤柱留设方法名 称留 设 方 法工业广场根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱与压煤开采规程第72条：工业广场维护采宽度为15 m井田边界边界煤柱30 m断 层断层煤柱每侧20 m防水煤柱防水煤柱的垂直高度为50m工业广场煤柱留设根据煤炭工业设计规范，工业场地占地指标如表2.3。表2.3 工业场地占地指标井型/Mta-1占地面积指标/ha（0.1Mt）-12.4及以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.8注：1.占地指标中包括围墙内铁路站线的占地面积；2.井型小的取大值，井型大的取小值； 3. 在山区，占地指标可适当增加； 4. 附近

34、矿井有选煤厂时，增加的数值为同类矿井占地面积的3040%； 5. 占地指标单位中的10万t指矿井的年产量。2.3.1永久煤柱损失(1)井田边界保护煤柱矿井井田边界均为人为划定，东南西北各方按规定井田边界保护煤柱留设20 m。由下式公式可以计算出保护煤柱的煤量。 (2-4)式中：P井田边界保护煤柱量；L边界长度2930m；b边界宽度，(矿井边界宽度取30 m)；M煤层平均厚度，矿井煤层的平均厚度为3m； 煤的平均容重，矿井取1.5t/m3； 煤层平均倾角，取22。井田边界保护煤柱损失量为：=0.41Mt (2）断层保护煤柱断层保护煤柱留设20m宽，则断层保护煤柱损失量为： Zm=LbM（公式 2

35、-5）式中：Z2断层所留煤柱量，Mt；L断层边界煤柱长度，m；b断层所需留设煤柱宽度；M煤层厚度，4.5m；煤的容重，1.5t/m3。大刘家断层：3575/cos152041.5= 0.35Mt；大马家断层：4750/cos152041.5= 0.44Mt； Z2=0.35+0.44=0.79Mt。(3）防水煤柱由于松散层第四系含水层直接覆盖在煤层露头上，是矿井浅部开采的主要突水水源，因此必须留设合适的防水煤柱防止矿井突水。导水断裂带的高度一般为：H=100M(1.6M+3.6)5.6其中：H-导水断裂带高度； M-可采煤层厚度之和，4m。则：H=1004/(1.68+3.6) 5.6结合矿井

36、实际条件 ,留设防水煤柱的垂直高度为50m，其倾斜长度平均为206.7m。则上边界留设防水煤柱量= =206.7347541.5 =3.23 Mt(4)工业场地保护煤柱工业场地按I级保护留设维护带宽度15m，工业场地的布置应结合地形、地物、工程地质条件及工艺要求，做到有利生产，方便生活，节约用电。根据上述规定，本井田工业场地占地面积S取值如下：S=20公顷=200000 m故本矿井工业场地的面积为20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。长为500m,宽为400m。本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表2-4。表2-4岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m

37、冲击层厚度/m65015041994576.876.868.4由此根据上述以知条件，画出如图2-1所示的工业广场保护煤柱的尺寸：那么，工业广场保护煤柱量为： (2-6)式中：Zi工业广场保护煤柱量，t；S工业广场面积，m2；M煤层厚度，煤层平均厚度取3m；煤的容重，取1.5 t/m3。则： =5.51 Mt各类保护煤柱损失量见表2-5所示。表2-5保护煤柱损失量煤柱类型储量(Mt)井田边界保护煤柱0.41断层保护煤柱0.79工业场地保护煤柱5.51防水煤柱3.23合计9.942.3.2 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，可以按下式计算： (2-7)式中：Zk矿井可采储量，Mt

38、；Zg矿井工业储量，Mt；P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。则矿井的可采储量为：Mt根据矿井设计指南中关于矿井井型与矿井设计的高级储量比例之规定，本矿井的储量符合煤炭设计规范的要求。3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度依据2006年颁发的煤炭工业矿井设计规范第223条规定，确定矿井的设计年工作日为330d，矿井每昼夜净提升时间为16个小时。工作制度采用“三八制”，每天三班作业，二班生产，一班检修，每班工作八小时。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1矿井设计生产能力的确定由煤炭工业矿井设计规范第2

39、21条规定：矿井生产能力主要根据矿井地质条件、煤层赋存情况、开采条件、设备供应及国家需煤等因素确定。矿区规模可依据以下条件确定：1）资源情况：矿井地质构造简单，储量丰富，煤层赋存稳定，开采条件优越，应将矿井定为较大的井型；煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿井规模定的太大；2）开发条件：包括矿区所处的地理位置，交通是否便利，用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等；3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤质、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。结合本矿实际和当前技术水平，为了更好的发挥煤炭资

40、源的经济效益，采用综合机械化采煤的开采方法。本矿储量丰富，按照矿井设计规范规定，将该矿井生产能力预定为1.2Mt/a。3.2.2矿井服务年限的确定矿井的设计服务年限T可按下式计算：T=Zk/(AK) (3-1)式中：T服务年限，a；ZK可采储量，Mt；A生产能力，Mt/a；K储量备用系数，根据10号煤层赋存情况及水文、构造分析，并与邻近矿比较，因此设计取储量备用系数K=1.4。由前面计算可知：ZK=99.4则：T=99.4/(1.21.4) = 60a按设计手册规定：新设计的1.2Mt的大型矿井服务年限应大于50a。本设计服务年限为60a，是符合要求的。即本煤矿的服务年限约为60a。根据煤炭工

41、业设计规范矿井服务年限中规定，大型第一水平服务年限应不小于25年。TZK/（AK） （3.2）式中：T矿井服务年限，年。ZK可采储量，43.8Mt。A矿井井型，按1.20Mt/年。K储量富余系数，取1.3。T43.8/（1.21.3）=28a本设计矿井第一水平服务年限经计算为28a，因此，符合煤炭工业设计规范中关于矿井第一水平服务年限方面的要求。3.2.3井型校核下面通过对设计煤层开采能力、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。矿井开采能力校核海孜矿矿区10煤层为厚煤层，煤层平均倾角为15度，地质构造简单，赋存较稳定，根据现代化矿井的一矿一井一面的发展模式，可以布置一个综采工作

42、面的同时具有一个准备工作面来保产。（2）辅助生产环节的能力校核本矿井为大型矿井，开拓方式为立井开拓，主井提升容器为两对12吨底卸式提升箕斗，提升能力可以达到设计井型的要求，工作面生产原煤一律用带式输送机运到采区煤仓，运输能力很大，自动化程度很高，原煤外运不成问题。辅助运输采用罐笼，同时本设计的井底车场调车方便，通过能力大，满足矸石、材料及人员的调动要求。（3）通风安全条件的校核本矿井煤尘具有爆炸性瓦斯含量低，属于低瓦斯矿井，水文地质条件较简单。矿井通风采用对角式通风，有专门的风井回风，可以满足通风的要求。本井田内存在若干小断层，已经查到且不导水，不会影响采煤工作。所以各项安全条件均可以得到保证

43、，不会影响矿井的设计生产能力。（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。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）矿井设计服务年限（a）第一开采水平服务年限（a）煤层倾角456及以上70403560351.22.45025204 井田开拓4.1井田开拓的方案本井田开拓方式的选择，主要考虑到以下几个因素：1）本井田煤层埋藏较深，煤层可采线在-250m，最深处到-1000m表土层厚度大，平均厚度为199m。2）表土层有四个含水层，其中第四含水层直接覆盖在煤层露头上。3）距10煤底板220m

44、处为一奥陶系承压含水层含水层，含水量极大，直接影响着井筒的位置。4）本矿地表地势平坦，且多为农田，无大的地表水系和水体，平均标高为+27m。4.1.1井筒形式的确定由于本矿表土层较厚，水文地质条件比较复杂，井筒需要才用特殊法施工，故第一水平只能用立井开拓。根据矿井提升的需要与本矿的地质条件及煤矿安全规程的规定，在本井田的中上部设立主副井筒各一个。主井用来提升煤炭，副井用来运送人员、材料、矸石等。本矿井的瓦斯含量比较大，但经过地面及井下瓦斯抽排之后，能够达到低瓦斯矿井的水平。井田的走向长度比较长，平均为5.7km，故采用对角式通风，在矿井的煤层露头外立井风井，担负第一水平回风任务。4.1.2井筒

45、位置的确定1）井筒位置的确定原则（1）有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门的工程量要尽量少；（2）有利于首采采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区要尽量少迁村或不迁村；（3）井田两翼的储量基本平衡；（4）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破坏带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层；（5）工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水的威胁；（6）工业场地宜少占耕地，少压煤；（7）水源、电源较进，矿井铁路专用线短，道路布置合理。2）井筒位置的确定本矿井在10煤层底板下部220m处有一奥陶系承压含水层，压力及水量都很大，

46、设计时须使井筒、井底车场与承压含水层之间有一定厚度的保护层，在确定井筒延伸方式时应综合考虑，不能使井筒穿过该含水层。因此，为避开奥陶系承压含水层的影响，矿井开拓方式的不同，将会对应不同的井筒位置。风井井口位置的选择应在满足通风条件的前提下，与提升井筒的贯通位置最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。4.1.3开采水平的确定的岩芯，所以对于较为破碎的岩体也能应用。孔底应力解除法主要工作步骤如图2-3，应变观测系统如图2-4。并将应力解除钻孔的岩芯，在室内测定其弹性模量E和泊松比，即可应用公式计算主应力的大小和方向。由于深孔应力解除测定岩体全应力的六个独立的应力分量需用三个不同方向的共面钻孔进行

47、测试，其测定和计算工作都较为复杂，在此不再介绍。图2-3 孔底应力解除法主要工作步骤1安装器；2探头；3温度补偿器图2-4 孔底应变观测系统简图1控制箱；2电阻应变仪；3预调平衡箱1. 岩体钻孔套孔应力解除法采用本方法对岩体中某点进行应力量测时，先向该点钻进一定深度的超前小孔，在此小钻孔中埋设钻孔传感器，再通过钻取一段同心的管状岩芯而使应力解除，根据应变及岩石弹性常数，即可求得该点的应力状态。该岩体应力测定方法的主要工作步骤如图2-5。图2-5 钻孔套孔应力解除的主要工作步骤1套钻大孔；2取岩心并孔底磨平；3套钻小孔；4取小孔岩心；5粘贴元件测初读数；6应力解除；7取岩芯；8测终读数应力解除法

48、所采用的钻孔传感器可分为位移（孔径）传感器和应变传感器两类。以下主要阐述位移传感器测量方法。中国科学院武汉岩土力学研究所设计制造的钻孔径变形计是上述第一类传感器，测量元件分钢环式和悬臂钢片式两种（如图2-6）。图2-6 钻孔变形计该钻孔变形计用来测定钻孔中岩体应力解除前后孔径的变化值（径向位移值）。钻孔变形计置于中心小孔需要测量的部位，变形计的触脚方位由前端的定向系统来确定。通过触脚测出孔径位移值，其灵敏度可达 l10-4mm。由于本测定方法是量测垂直于钻孔轴向平面内的孔径变形值，所以它与孔底平面应力解除法一样，也需要有三个不同方向的钻孔进行测定，才能最终得到岩体全应力的六个独立的应力分量。在

49、大多数试验场合下，往往进行简化计算，例如假定钻孔方向与方向一致，并认为=0，则此时通过孔径位移植计算应力的公式为 （2-8）式中，钻孔直径变化值；d钻孔直径；测量方向与水平轴的夹角（如图2-7）；E，岩石弹性模量与泊松比。图2-7 孔径变化的测量根据式（2-8），如果在0，45，90三个方向上同时测定钻孔直径变化，则可计算出与钻孔轴垂直平面内的主应力大小和方向：（2-9）式中，为与的夹角，但判别式小于 0时，则为与的夹角。式中用符号，而不用和，表示它并不是真正的主应力。而是垂直于钻孔轴向平面内的似主应力。在实际计算中，由于考虑到应力解除是逐步向深处进行的，实际上不是平面变形而是平面应力问题，所

50、以公式（2-9）可改写为 （2-10）2.4 应力恢复法应力恢复法是用来直接测定岩体应力大小的一种测试方法，目前此法仅用于岩体表层，当已知某岩体中的主应力方向时，采用本方法较为方便。如图2-8所示，当洞室某侧墙上的表层围岩应力的主应力，方向各为垂直与水平方向时，就可用应力恢复法测得的大小。图2-8 应力恢复法原理图基本原理：在侧墙上沿测点0，先沿水平方向（垂直所测的应力方向）开一个解除槽，则在槽的上下附近，围岩应力得到部分解除，应力状态重新分布。在槽的中垂线OA上的应力状态，根据H.N.穆斯海里什维里理论，可把槽看作一条缝，得到 （2-11）式中，OA线上某点B的应力分量；B点离槽中心O的距离

51、的倒数。当在槽中埋设压力枕，并由压力枕对槽加压，若施加压力为p，则在OA线上B点产生的应力分量为 （2-12）当压力枕所施加的力时，这时B点的总应力分量为可见当压力枕所施加的力p等于时，则岩体中的应力状态已完全恢复，所求的应力即由P值而得知，这就是应力恢复法的基本原理。 主要试验过程简述如下：1. 在选定的试验点上，沿解除槽的中垂线上安装好测量元件。测量元件可以是千分表、钢弦应变计或电阻应变片等（如图2-9），若开槽长度为B，则应变计中心一般距槽B3，槽的方向与预定所需测定的应力方向垂直。槽的尺寸根据所使用的压力枕大小而定。槽的深度要求大于B2。2. 记录量测元件应变计的初始读数。3. 开凿解

52、除槽。岩体产生变形并记录应变计上的读数。4. 在开挖好的解除槽中埋设压力枕，并用水泥砂浆充填空隙。5. 待充填水泥浆达到一定强度以后，即将压力枕联结油泵，通过压力枕对岩体施压。随着压力枕所施加的力p的增加，岩体变形逐步恢复。逐点记录压力p与恢复变形（应变）的关系。6. 当假设岩体为理想弹性体时，则当应变计回复到初始读数时，此时压力枕对岩体所施加的压力p即为所求岩体的主应力。图2-9 应力恢复法布置示意图1压力枕；2应变计图2-10 有应力应变曲线求岩体应力如图2-10所示，ODE既为压力枕加荷曲线，压力枕不仅加压到使应变计回到初始读数（D点），即恢复了弹性应变，而且继续加压到E点，这样，在E点

53、得到全应变；由压力枕逐步卸荷，得卸荷曲线EF，并得知GFFO。这样，就可以求得产生全应变所相应的弹性应变与残余塑性应变之值。为了求得产生所相应的全应变量，可以作一条水平线 KN与压力枕的OE和 EF线相交，并使MN=，则此时KM就为残余塑性应变，相应的全应变量=+=KMMN。由值就可在OE线上求得C点，并求得与C点相对应的p值，此即所求的值。2.5 声发射法1. 测试原理材料在受到外荷载作用时，其内部贮存的应变能快速释放产生弹性波，发生声响，称为声发射。1950年，德国人凯泽（J.Kaiser）发现多晶金属的应力从其历史最高水平释放后，再重新加载，当应力未达到先前最大应力值时，很少有声发射产生

54、，而当应力达到和超过历史最高水平后，则大量产生声发射，这一现象叫做凯泽效应。从很少产生声发射到大量产生声发射的转折点称为凯泽点，该点对应的应力即为材料先前受到的最大应力。后来国外许多学者证实了在岩石压缩试验中也存在凯瑟效应，许多岩石如花岗岩、大理岩、石英岩、砂岩、安山岩、辉长岩、闪长岩、片麻岩、辉绿岩、灰岩、砾岩等也具有显著的凯泽效应，从而为应用这一技术测定岩体初始应力奠定了基础。地壳内岩石在长期应力作用下达到稳定应变状态。岩石达到稳定状态时的微裂结构与所受应力同时被“记忆”在岩石中。如果把这部分岩石用钻孔法取出岩芯，即该岩芯被应力解除，此时岩芯中张开的裂隙将会闭合，但不会“愈合”。由于声发射

55、与岩石中裂隙生成有关，当该岩芯被再次加载并且岩芯内应力超过它原先在地壳内所受的应力时，岩芯内开始产生新的裂隙，并伴有大量声发射出现，于是可以根据岩芯所受载荷，确定出岩芯在地壳内所受的应力大小。凯泽效应为测量岩石应力提供了一个途径，即如果从原岩中取回定向的岩石试件，通过对加工的不同方向的岩石试件进行加载声发射试验，测定凯瑟点，即可找出每个试件以前所受的最大应力，并进而求出取样点的原始（历史）三维应力状态。测试步骤试件制备从现场钻孔提取岩石试样，试样在原环境状态下的方向必须确定将试样加工成圆柱体试件，径高比为1：21：3。为了确定测点三维应力状态，必须在该点的岩样中沿六个不同方向制备试件，假如该点

56、局部坐标系为oxyz，则三个方向选为坐标轴方向，另三个方向选为oxy,oyz, ozx平面内的轴角平分线方向。为了获得测试数据的统计规律，每个方向的试件为1525块。为了消除由于试件端部与压力试验机上、下压头之间摩擦所产生的噪声和试件端部应力集中，试件两端浇铸由环氧树脂或其他复合材料制成的端帽（如图423）。声发射测试将试件放在单压缩试验机上加压，并同时监测加压过程中从试件中产生的声发射现象。图2-11是一组典型的监测系统框图。在该系统中，两个压电换能器（声发射接受探头）固定在试件上、下部，用以将岩石试件在受压过程中产生的弹性波转换成电信号。该信号经放大、鉴别之后送入定区检测单元，定区检测是检

57、测二个探头之间的特定区域里的声发射信号，区域外的信号被认为是噪声而不被接受。定区检测单元输出的信号送入计数控制单元，计数控制单元将规定的采样时间间隔内的声发射模拟量和数字量（事件数和振铃数）分别送到记录仪或显示器绘图、显示或打印。图2-11 声发射监测系统框图1、2-上、下压头；3、4-换能器A、B；5、6-前置发大器A、B；7、8-输入鉴别单元A、B；图2-12 应力声发射事件试验曲线图9-定区检测单元；10-计数控制单元A；11-计数控制单元B；12-压机油路压力传感器；13-压力电信号转换仪器；14-三笔函数记录仪凯泽效应一般发生在加载的初期，故加载系统应选用小吨位的应力控制系统，并保持加载速率恒定，尽可能避免用人工控制加载速率如用手动加载，则应采用声发射事件数或振铃总数曲线判定凯泽点，而不应根据声发射事件速率曲线判定凯泽点。这是因为声发射速率和加载速率有关。在加载初期，人工操作很难保证加载速率恒定，在声发射事件速率曲线上可能出现多个峰值，难于判定真正的凯泽点。计算地应力由声发射监测所获得的应力一声发射事件数（速率）曲线（如图2-12），即可确定每次试验的凯泽点，并进而确定该试件轴线方向先前受到的最大应力值。1525个试件获得一个方向的统计结果，六个方向的应力值即可确定取样点的历史最大三维应力大