采矿课程设计_3.docx

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1、采矿课程设计1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿区地理位置阳泉二矿东距阳泉市约5km，其地理坐标为东经11325171133307，北纬374644375219。井田东部为大阳泉井田，西部为西上庄井田，南部与五矿井田相邻，北部以石太铁路为界，隔桃河与三矿、四矿相望。井田走向长约8km，倾向长约78km，面积为624186km2，由94个坐标点圈定。二矿原有东四尺、小南坑、西四尺三对生产井。东四尺井于1980年经煤炭部80煤计生字1300文批准报废，小南坑井于1986年采尽自然报废。现有一对生产井口西四尺井，分为470和560两个生产水平，矿区坐标系井口坐标如下：西斜井X=9996

2、7.135，Y=96710.090，Z=733.0东斜井X=10030.427，Y=96748.240，Z=718.9二矿的交通条件极为便利。石太线为复线电气化铁路，东西贯穿本矿，成为煤炭运销的大动脉。太石高速公路南北横穿井田，307国道由西向东，在阳泉市区与阳左公路和阳盂公路十字相交，构成网络，连通全国各地，见图11。距有关主要城市、城镇里程见表11。表11城市名称北京太原石家庄天津郑州大同铁路里程(km)393124107526527777城镇名称寿阳昔阳和顺盂县平定娘子关公路里程(km)30451022812401.1.2地形地貌井田区内地势平坦。1.1.3气象及地震阳泉矿区气候枯燥，属

3、温带大陆性气候。全年平均最高气温17.1，最低气温5.5，历年平均10.9，历史上最高气温达40.2，最低气温-19.1。年最大降水量为866.4mm，年最小降水量为240.4mm，年平均降水量为609.8mm，多集中与7、8、9三个月，这三个月的降水量一般约占全年总降水量的70以上，如1966年8月23日，一天内降水量达261.5mm。年蒸发量最大2381.9mm，最小蒸发量1319.1mm,历年平均1885.9mm。全年风向多变，以西北风为主，雨季多偏东风，冬季盛行偏西风，历史上的最大风速为1989年8月24日20时10分至20时25分，阳泉市遭遭到一次罕见的飓风暴雨、冰雹的袭击，最大风力

4、12级，最大风速为35m/s，历年平均1.7m秒。阳泉市最早初霜期1980年9月23日,最晚终霜期1963年4月29日,历年平均初霜期在10月中旬，终霜期在4月上旬，年无霜期平均184天,最大冻土深度0.68m。相对湿度历年月最大34.1mm,最小0.4mm,历年平均8.9mm。井田无具体地震记载。据国家地震局1976年9月中国地震基本烈度区划资料(比例尺三百万分之一)及山西省地震局晋震发业字(1984)第110号文，阳泉矿区基本烈度除昔阳县境内为7度区外，其余地区均为6度区。1.2井田地质特征1.2.1井田地质构造阳泉矿区赋存的地层有太古界阜平群和龙华河群，下元古界滹沱群和上元古界震旦亚界长

5、城系，古生界寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系，中生界的三叠系及新生界的第三系、第四系。在地层比照中通过岩相分析和相旋回研究，结合煤系地层标准剖面，根据岩层及组合特征，采用古生物法、标志层法、测井曲线等互相补充、验证、确定。地层比照准确、可靠。从古生界奥陶系开场由下而上依次叙述如下：1、奥陶系；与下伏地层寒武系为连续沉积，广泛出露于矿区东北部的弧形区域内，即昔阳白羊峪、东寨平定郭家山、石门口阳泉白羊墅、张家井盂县仙人村、长池、峰岭村一带。下统：地层总厚度120200m、主要由含燧石结核的亮晶白云岩及白云质灰岩组成。底部为黄绿色白云质页岩或钙质页岩，下部以含燧石条带或燧石结核的白云岩为主，中、上部为

6、白云岩及少量白云质灰岩，含网格笔石、小栉虫、蛇卷螺等化石。中统：地层总厚度415810m。(1)、下马家沟组：地层总厚度125225m，岩性横向变化小。第一段：地层总厚度1140m，主要由黄灰色薄层状泥晶白云岩、泥灰质白云岩、泥灰岩和石膏夹层组成，地表及浅部多为膏溶角砾岩，部分地区有底砾岩存在。第二段:地层总厚度3580m，主要由灰色及黑灰色中厚层状泥晶灰岩，含白云质灰岩及花斑状灰岩组成。第三段：地层总厚度5075m，主要为灰黑色中厚层泥晶灰岩、白云质灰岩与薄层白云岩互层组成。(2)、上马家沟组：地层总厚度180275m，底部岩性稳定，顶部岩性变化较大。第一段：地层总厚度2079m，主要由灰至

7、土黄色薄层泥晶白云岩、灰质白云岩组成，夹较多石膏层,石膏为青灰色或白色，致密块状，角砾状，地表多见膏溶角砾岩。第二段：地层总厚度84108m，主要由灰色及黑灰色中厚层泥晶灰岩，花斑状灰岩、生物碎屑灰岩及薄层白云质灰岩组成。第三段:地层总厚度2062m，主要为灰色及黑灰色中厚层泥晶灰岩与薄至中层状灰质白云岩互层，部分地区夹石膏层或膏溶角砾岩。(3)、峰峰组：地层总厚度130270m。第一段：地层总厚度40160m，上部和下部为土黄色或黄灰色薄层泥晶白云岩，泥灰质白云岩、白云质灰岩、泥质灰岩、泥灰岩，下部角砾状泥灰岩中夹青灰色或白色块状或条带状石膏层，中部为厚2030m的青灰色中厚层花斑灰岩和生物

8、碎屑灰岩。第二段:地层总厚度70150m，主要为灰色及黑灰色中至厚层生物碎屑灰岩，花斑状灰岩及泥晶灰岩，夹薄层白云岩及泥质灰岩。2、石炭系：平行不整合于奥陶系中统灰岩之上，主要由铝铁岩、泥岩、砂质泥岩、砂岩、煤层及石灰岩组成的海陆交相互含煤建造，主要出露于阳盂、阳左公路两侧及盂县土塔、牛村和平定巨城、移稂等地。(1)、中统本溪组：地层总厚度4060m，下部为灰白色铝土岩、铝土泥岩、杂色泥岩夹结核状或团块状铁矿组成的铁铝岩，为山西式铁矿、黄铁矿、铝土矿富集之层位，上部为砂质泥岩、砂岩、夹13层灰岩及不稳定的煤线，含假史 (2)、上统太原组：地层总厚度100140m，主要为灰白色砂岩、黑灰色砂质泥

9、岩、泥岩、石灰岩夹炭质泥岩和煤层组成的一套海陆交相互含煤建造，是本等动、植物化石。3.二叠系；与下伏地层石炭系为连续沉积，是一套砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤组成的陆相沉积。为矿区范围内地表出露最广泛的地层，主要出露于阳左、阳盂公路以西，和顺紫罗、三奇掌昔阳杨家坡、桑园、冀家庄、马道岭平定寨平村、磐道岩、岳家沟、柳渠、南沟掌、晓庄、高垴、北水草一线以东的广大区域内。(1)、下统：山西组：地层总厚度5070m，主要由砂岩、砂质泥岩及煤组成，含煤26层，亦为本区主要含煤地层，含多脉带羊齿、畸楔叶、三角织羊齿等植物化石。下石盒子组：地层总厚度96165m，下部为黄绿色砂质泥岩为主的绿色岩层段，中部为褐黄色

10、砂质泥岩及细砂岩为主的黄色岩层段，上部为黄绿色中、粗粒砂岩为主的砂岩段。产大羽羊齿、栉羊齿、枝脉蕨、瓣轮叶等植物化石。(2)、上统：上石盒子组：地层总厚度225395来，由黄绿、杏黄、灰白、紫红色的砂岩、砂质泥岩及泥岩组成，以中间砂岩和狮脑峰砂岩为界分为红黄色岩层下段、红黄色岩层上段、褐色岩层段，含厚脉栉羊齿，中朝楔叶、多形准脉羊齿、肾掌蕨等植物化石。石千峰组：地层总厚度88136m，为一套砖红色的陆相长石砂岩和泥岩沉积，顶部夹23层较稳定的钙质结核和透镜状淡水灰岩。4、三迭系：与下伏地层二叠系为连续沉积，出露在阳泉矿区西南边缘至和顺、榆社、太谷、榆次交界地区，含芦木、脐根座等植物化石。(1)

11、、下统：刘家沟组：地层总厚度585633m，由灰褐色、红褐色厚至微层状细粒长石砂岩夹薄板状页岩及砂质页岩组成。和尚沟组：地层总厚度167229m，由棕红色钙质泥岩、页岩夹细粒长石砂岩组成，上部以砂岩为主。(2)、中统：二马营组：地层总厚度480m左右，下部主要为灰绿、黄绿色细粒长石砂岩，夹不稳定棕红色砂质泥岩，上部为灰绿色、黄绿色及浅肉红色厚层中粒长石砂岩与棕红色钙质、砂质泥岩互层。(3)、上统：延长群：地层总厚度100余m，由灰紫色、灰绿色、肉红色厚层中细粒长石砂岩及灰绿色砂质泥岩和钙质泥岩组成，含山西枝脉蕨、似丹尼蕨等植物化石。5、上第三系：与下伏地层三叠系呈不整合接触。上新统：地层总厚度

12、425m，岩性为红色粘土夹砂砾石、钙质结核，主要分布于平定西回及盂县西潘等地。6、第四系：主要分布于河流两岸、山间洼地及山坡上，与下伏地层第三系呈不整合接触。(1)、下更新统：地层总厚度1080m，由淡红色、酱紫色亚粘土、粘土、灰白色砂砾石组成、在芹泉、寿阳、上湖、景尚、松塔一带有零星出露。(2)、中更新统：即离石黄土。地层总厚度一般515m，最厚可达40m，为黄土状亚粘土及粘土，富含钙质结核，夹古土壤及砾砂透镜体。(3)、上更新统：即马兰黄土。地层总厚度一般310m，最厚可达30m，为浅黄色黄土、黄土状亚粘土、夹砂、砾石层。(4)、全新统：地层厚度一般几m，最厚可达43m，与下伏地层呈不整合

13、接触，为当代冲积、洪积、坡积物。1.2.2水文地质阳泉矿区为中低山地形，海拔6001600m，相对切割深度200400m。总的地势是西高东低，南北高中间低。刁乌楞七千寨为矿区南部最高分水岭，海拔14951529.9m，北部最高为水渠洼顶，海拔为1386.5m，桃河谷地海拔600750m。桃河为区内主要河流，属于海河流域滹沱河水系。桃河起源于寿阳县境内，由西向东从矿区中部穿过，至娘子关磨河滩村与温河相汇，流经长度80多公里，流域面积1324km2；其中矿区及上游段长度44Km，流域面积503km2。桃河属季节性河流，水量随季节变化明显，19591979年洪水期69月流量一般为38m3s，平均为4

14、.146m3/s，清水期105月平均流量为0.521m3s下面。1959年8月最大流量2200m3s。根据岩层充水空间的性质及地下水埋藏条件，矿区含水层主要为三种类型。1、孔隙水含水层主要分布于桃河及其支流的河床以及其它低洼河谷中的冲积、洪积及坡积层中，厚度1020m左右，由砂、砾石、卵石、滚石等组成。水量动态季节性变化大，受大气降水制约。其中以桃河河谷含水较丰富，流量为5.249.24Lsm(张家堰沟口到坡头村前)。2、岩溶裂隙含水层中奥陶统马家沟组灰岩为本区主要强含水层，出露于阳泉矿区东北部外围，面积广大，为煤系地层基盘。灰岩岩溶裂隙及蜂窝状溶孔溶洞较发育，主要靠大气降水及地表水渗漏补给，

15、为补给娘子关泉水的主要含水层。主要含水段的岩性为上、下马家沟组的厚层灰岩。峰峰组灰岩多处于区域水位之上的垂直入渗带。阳泉矿区大部位于娘子关泉域的西半部分，属于娘子关泉域的西部补给迳流区。在圪套赛鱼冶西一线以东的桃河和温河河谷之间的三角形地区，是娘子关泉域的地下水汇水区(即等水位线图中420等值线所圈定的区域)，水位平缓，水力坡度小于1，富水性较好，具有岩溶水地下水库的特征。三矿一带主要含水段标高376138m，钻孔单位涌水量为1.23m3hm；阳泉至白羊墅一带，主要含水段标高425220m，钻孔单位涌水量介于1.3270.58m3hm之间。娘子关群泉为本泉域的排泄区。石炭系太原组薄层灰岩主要有

16、四节石、钱石，猴石三层石灰岩，总厚度15.95m，其中以15#煤层顶板四节石(K2灰岩)厚度较大，为512m左右，在浅部地区岩溶裂隙较为发育，含水较丰富。井田514及802钻孔资料，单位涌水量可达9.310.0Lsm，浸透系数60.89171.40md；在远离河床，埋藏较深和补给条件不好的地方含水微弱，如509、518等孔资料，单位涌水量仅0.000540.054Lsm，浸透系数0.000930.18md。在矿区北部清城、冠沟、皇后等报告资料，三层灰岩经抽水试验单位涌水量0.00060.00489Lsm，浸透系数0.003160.048md。3、基岩裂隙含水层分布于二叠系山西组、石盒子组地层中

17、，主要由裂隙砂岩、粉砂岩组成。石盒子组K8、K9、K11、K12砂岩为主要含水层，一般出露较高，地表裂隙发育，透水性较好，雨季常沿裂隙泄出构成下降泉。一般单位涌水量为0.000180.024Lsm，浸透系数为0.00110.146m/d；山西组K7砂岩为主要含水层，单位涌水量0.00020.0027Lsm，浸透系数0.00640.01lmd。属弱裂隙含水层。本区以大气降水为区域地下水的补给来源。东部奥陶系灰岩裸露区和第四系孔隙含水层，直接接受大气降水的补给。地下水位、流量动态变化与降水关系十分密切。石炭、二叠系裂隙含水层靠大气降水及地表水补给。洪水期地表水补给地下水，枯水期则排泄地下水。本区含

18、水层与隔水层相间成层状分布，区内断裂构造较少，规模较小，一般情况下含水层之间没有水力联络，由于奥陶系地下水位埋深大都低于煤层开采水平，石炭、二叠系基岩裂隙含水层为弱裂隙含水层，除局部地段外，对煤矿开采一般影响不大。1.3煤层特征1.3.1煤层二矿井田含煤地层沉积于晚石炭世和早二叠世。含煤地层从老到新依次为上石炭统太原组，下二叠统山西组，下伏地层为中石炭统本溪组，上覆地层为下二叠统下石盒子组。由下而上依次叙述如下：1、本溪组：地层总厚度4060m，平均53.7m，主要由灰黑色、灰色砂质泥岩、泥岩、细至中粒砂岩、铝土矿(或铝质泥岩)及23层石灰岩组成，含不稳定小煤24层(厚度一般小于0.20m)。

19、下部石灰岩，俗称香炉石，沉积较稳定，厚2.25.5m，平均4.0m，含纺缍虫、海百合及腕足类化石；底部铝土矿(或铝质泥岩)，普遍发育，厚5.013.0m，平均9.4m，具鲕状构造，有滑感，其下常有厚1.5m左右的鸡窝状赤铁矿或黄铁矿层。2、太原组；地层总厚度90130m，平均118.67m，主要由黑灰色砂质泥岩、泥岩、灰白色砂岩，三层石灰岩及煤组成。与下伏地层本溪组连续沉积，其基底为灰白色细至中粒砂岩(K1)，厚0.815.3m，平均5.0m，固然厚度及岩性变化较大，但尚较稳定，可作为分界标志层。三层石灰岩沉积广泛，厚度稳定，是本组的良好标志层；下层K2灰岩，夹23层海相泥岩，将灰岩分成34层

20、，故称四节石，厚3.214.3m，平均7.34m，井田西北角较厚，下距K1砂岩平均29.18m，含燧石结核或团块，含中国海百合SinocrinusTien，分喙石燕ChoristitesSP.等动物化石，底面向下10m左右为15#煤；中层K3灰岩，富含动物化石海百合茎SinocrinusTien，由于海百合茎之横断面形若古钱，俗称钱石，厚1.25.0m，平均3.0m，下距K2灰岩平均12.92m，K3灰岩之下发育13#煤层；上层K4灰岩，性脆、坚硬，风化后残留在地表者形状奇特，俗称猴石，厚0.684.9m，平均2.3m，含泥质较高。总的趋势是西部厚，东部薄，下距K3灰岩平均20.77m，含动物

21、化石分喙石燕ChoristitesSP黄河角石HuanghocerasSP.。K4灰岩与K3灰岩之间含12#煤；K4灰岩之上6.0m左右局部发育K6砂岩，岩性与厚度变化较大，不稳定，但与K4灰岩互为上下佐证，可做为本组标志层之一；K4灰岩，上距山西组底部K7砂岩平均38.16m，中间夹8#、9#煤。8#煤直接顶板砂质泥岩或泥岩，厚4.016.0m，平均11.60m，沉积稳定广泛，含大量黄铁矿和菱铁矿结核，含化石：带羊齿TaeniopterisSP，脉羊齿NeuropterisSP.，舌形贝LinguiaSP等，似应为一海相层，可做为煤层比照中的辅助标志层。本组含煤79层，其中可采煤层5层，即8

22、#、9#、12#、13#、15#煤层。太原组地层是一套典型的海陆交相互含煤岩系，旋回构造明显，可分为5个沉积旋回。旋回的划分均以海退为旋回起点，海进停止为旋回终点。煤层下面为海退部分，煤层底界为海进开场，煤层以上为海进部分。海退部分岩相组合复杂，稳定性差，为滨海相、泻湖相、滨海三角洲相、河床相、河漫相、沼泽相的砂岩、砂质泥岩及泥岩。海进部分岩相组合简单，稳定性好，为沼泽相、泻湖相；湖泊相、浅海相的煤层、砂质泥岩、泥岩、石灰岩。第旋回以K1砂岩为底界，向上经15#煤到K2灰岩顶部之砂质泥岩、泥岩；第旋回以凝灰质中粒砂岩(俗称怪砂岩)为下界，向上经13#煤到K3灰岩顶部之砂质泥岩、泥岩；第旋回以1

23、2#煤老底细砂岩为下界，向上经12#煤到K4灰岩顶部之砂质泥岩、泥岩；第旋回以9#煤层老底细至中粒砂岩为下界，向上经9#煤到9#煤直接顶砂质泥岩及泥岩；第旋回以8#煤老底细至中粒砂岩为下界，向上经8#煤到K7中至粗粒砂岩底面结束。3、山西组；地层厚5482m，平均60.23m，主要由灰黑色砂质泥岩、泥岩，灰白色砂岩及煤组成，与下伏太原组地层连续沉积(呈冲刷接触)，含织羊齿EmpiectopterisSP芦木CaiamitesSP，轮叶AnnuiariaSP.，栉羊齿PecopterisSP等植物化石。基底为中至粗粒砂岩K7，厚018m，平均6.0m，成份主要为石英、长石、石英岩岩屑，有少量的云

24、母及磷灰石，磨圆度由中等到好，分选中等，孔隙式、接触式胶结，胶结物多为硅质，有少量钙质，发育交织层理、波状层理及水平层理，属于三角洲平原上的分道河流沉积，层位较稳定，是本组的主要标志层。山西组共含煤46层，其中可采煤层为3#、6#两层。山西组为一套复合的三角洲沉积体系，是在太原组顶部前三角洲、三角洲前缘沉积基础上发育的三角洲体系的沉积。沉积旋回明显，每个旋回，均以三角洲平原分流河道沉积的砂岩开场，向上渐变为沼泽相的砂质泥岩、泥岩及煤，随着水介质的加深转入覆水沼泽环境。第旋回以K7砂岩为底界，向上经6#煤到6#煤直接顶砂质泥岩、泥岩，为三角洲建设阶段的沉积；第旋回以6#煤老顶砂岩为下界，向上经3

25、#煤到3#煤直接顶砂质泥岩、泥岩，为三角洲废弃阶段的沉积；第旋回以3#煤老顶为下界，向上经1#、2#煤到下石盒子组基底K8砂岩底面，为三角洲建设阶段的产物。4、下石盒子组：地层总厚平均145m，根据岩性及其风化特征可分为上、中、下三段。下段绿色岩层段，厚3060m，平均45m，由灰绿色、黄绿色砂质泥岩、泥岩、细至中粒砂岩及12层小煤(厚度一般在0.1m左右)组成。底部为K8砂岩，俗称绿色基底，系下石盒子组与山西组分界标志层，为细至中粒砂岩，厚1.013.0m，平均6.0m，厚度变化较大，局部呈透镜体，稳定性较差。中段黄色地层段，厚4070m，平均55m，由黄色、黄绿色砂质泥岩和泥岩互层，细至中

26、粒砂岩组成，风化后呈黄褐色或铁锈色。底部K9砂岩为细至中粒砂岩，俗称黄色基底，厚3.028.0m，平均10.0m，岩性及厚度变化较大，呈球状风化。上段砂岩带，厚2060m，平均45m，主要由灰色、灰白色、黄绿色中至粗粒砂岩及泥岩组成。顶部为K10标志层，厚118m，平均5m，为含锰铁质、铝质泥岩，具鲕状构造，风化后呈粉红色花斑，故称桃花页岩。野外极易识别，为上、下石盒子组地层分界限。1.3.2瓦斯1大概情况二矿西四尺井为高沼气矿井。开采煤层的埋藏深度较大，15#煤层的生、贮、盖条件好，瓦斯不大。随着机械化程度的提高，开采强度的增大，绝对瓦斯涌出量和相对瓦斯涌出量呈上升趋势.(1)影响瓦斯涌出量

27、的因素影响瓦斯涌出量的主要因素是煤层及围岩的瓦斯含量。一般讲，瓦斯含量大瓦斯压力就大，瓦斯含量小瓦斯压力也就小。瓦斯含量与瓦斯压力情况见。表69。瓦斯压力MPa10002000300040005000瓦斯含量m3/t2630343637煤层开采时，由于卸压的关系，瓦斯不仅煤层中涌出，而且从围岩中也要涌出，即从上邻近层和下邻近层涌出，构成了开采时的瓦斯涌出量。现采煤层瓦斯相对涌储量见表610，单位m3/t。绝对涌储量构成表611，单位m3min。表610煤层编号15#煤层瓦斯含量3.2表611瓦斯工作面构成编号本煤层上邻近层下邻近层总量备注15#煤80504工作面750450020050503#

28、煤已采、12#煤未采15#煤80608工作面300450020050003#煤已采、12#煤未采从表611能够看出，上邻近层的瓦斯涌出量较大，为本煤层瓦斯涌出量的25倍；下邻近层瓦斯涌出量除12#煤层外，均略低于本煤层瓦斯涌出量，15#煤层瓦斯含量最小，其开采时瓦斯涌出量也最小，其原因尚待讨论。煤层的开采程序对矿井瓦斯涌出量有明显影响，二矿一般采用下行开采程序，在一些边角地带也有上行开采的先例。如8#煤层18区21808工作面，本煤层和下邻近层的瓦斯涌出量均变化不大，绝对瓦斯涌出量分别为761m3min和688m3min；在已采的3#煤层下方开采时，上邻近层的绝对瓦斯涌出量为2148m3min

29、；上部3#煤未采，6#煤层厚度为0.60m，在其下方开采时，上邻近层的绝对瓦斯涌出量高达67.43m3min，是前者的3倍多。由此可见，煤层的开采程序对于瓦斯涌出量是有很大影响的。另外影响矿井瓦斯涌出量因素还有各煤层产量，各煤层产量不同，瓦斯涌出量也不同，如15#煤层的产量在矿井产量中比重大时，瓦斯涌出量就会相对减少。同一煤层中，埋藏深度不同对矿井瓦斯涌出量也有一定影响，埋藏深度越大，瓦斯涌出量也越大，这已在二矿的开采实践中得以验证，如3#煤层71212工作面埋藏深度224442m，绝对瓦斯涌出量为14.26m3min，7805工作面埋藏深度160290m，绝对瓦斯涌出量仅为5.8m3min。

30、(2)瓦斯抽放二矿为高沼气矿井，早在1957年就开场抽放并利用瓦斯。抽放方式为向上邻近层打钻抽放，即在工作面回采之前，在尾巷内向将要构成的顶板裂缝带内打钻，采动后利用钻孔对上邻近层的瓦斯进行抽放，使回采时，工作面瓦斯涌出量减少，保证生产的正常进行。在15#煤采用本煤层布置上层内错巷，邻近层布置走向高抽巷，成功解决瓦斯抽放。二矿自抽放瓦斯以来，随着开采量的逐步增长，瓦斯抽放量也逐年增加。起初矿井瓦斯抽放量只要60m3min，而如今高达200m3min左右(其中纯瓦斯量52.4m3min，抽放浓度为35)，抽放出的瓦斯主要民用。现有抽放瓦斯高压泵四台，其型号与各种技术参数见表612。表612编号高

31、压泵型号流量(m3min)静压(mmH2O柱)电机型号功率(KW)1LQA80805000JD291-6952D60-1201205000JD292-41553D60-60603000J8126-6554D60-1601605000J8127-61855D60-1601605000J8127-61856RG-350VG2094900J8127-62507RG-350VG2094900J8127-62502煤尘1990年3月在15#煤层的采区取样，由煤科院重庆分院进行了煤尘爆炸性鉴定年，15#煤无煤尘爆炸性。煤尘爆炸性鉴定结果见表615。表615采样地点工业分析()爆炸性实验鉴定结论鉴定时间Ma

32、d(%)Ad(%)Vd(%)Vdaf(%)火焰长度(mm)抑制煤尘爆炸最低岩粉量(%)8109(上)工作面32l112373986400无煤尘爆炸性1990.038301(下)工作面306100972082900无煤尘爆炸性1990.038304(上)顺槽208124777190200无煤尘爆炸性1990.038402(下)顺槽27796374985500无煤尘爆炸性1990.033煤的自燃二矿在生产经过中，井下曾经发生过煤层自燃现象。在15#煤层开采经过中，在8402工作面出现自然发火征兆。1997年12月四采上山8406工作面发生自燃，被迫将四采上山正前及辅助上山封闭。1997年10月29

33、日8208工作面落山角发生煤层自燃，究其原由于放顶煤不完全致使落山角煤层长时间在空气氧化下引起自燃。在80504工作面和80603工作面都曾有过自燃发火征兆，由于地质构造影响工作面推进速度，导致开采时间长，氧化产生发热，出现自燃发火征兆。综上所述，自燃不仅严重威胁着矿井安全，而且大量的煤炭资源无法开采，应从各个方面深化研究其发火原因，为矿山安全提供有力的保证。根据1988年10月和1989年抚顺煤研所测定的15#煤层自燃倾向性鉴定结果，15#煤在所取的五个煤层样中，东丈八区的两个样8108(中)、8108(上)为类，不自燃，其余三个样为类，可能自燃。所取的三个顶板样中，均为类不易自燃。15#煤

34、层自燃倾向性鉴定见表616。表616采样地点工业分析(%)燃点煤样密度吸氧量煤炭自燃Mad(%)Ad(%)Vdaf(%)Sd(%)g/cm3cm3/g倾向等级8402顶板0.9284.2012.070.540.293类不易自燃8301顶板1.2276.4710.920.940.3751类不易自燃8108顶板0.9084.5612.690.460.1421类不易自燃8108中层1.436.6l7.191.28392类不自燃8108上层1.2317.438.081.07388不自燃8301上层1.5917.277.991.0l386类可能自燃8402上层1.1316.427.400.71375类可

35、能自燃8301中层1.393.557.161.63381类可能自燃2井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田境界井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素，进行技术分析后确定。一般下面列情况为界：1以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界；2以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界；3以相临的矿井井田境界煤柱为界；4人为划分井田境界。2.1.2井田尺寸山西国阳新能股份有限公司二矿属于国有煤炭企业。井田走向长8km，井田平均倾向7.8km，煤层的平均倾角为4。井田赋存状况示意图如2-1所示：阳煤集团井田分布图1：1200002.2矿井

36、工业储量2.2.1井田勘探井田基本构造形态与阳煤二矿煤田整体构造形态基本一致，为东北相西南倾斜的单斜构造，地层倾角215。断层发育较少，无岩浆活动，属于构造简单地区。2.2.2矿井工业储量位于太原组底部K2灰岩之下10米左右，上距13#煤层23.040.0米，平均29.75米，煤层厚度5.38.9米，平均6.5米，全井田稳定可采。工业储量计算结果见表2-1表2-1各块工业储量根据（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。2.3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，必需要考虑下面损失：1工业广场

37、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。根据（建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱与压煤开采规程）之相关条款规块名面积/m2倾斜角度/o倾斜面积/m2厚度/m煤层容重/gm-3合计万吨级别A14554442.3214561627.66.11.4012613.3111bB26090257.7226103138.06.851.4025390.5C12238573.5312252174.96.01.4010438.9总计52883273.552916

38、940.648442.7定，部分煤柱的留设方法如下，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：工业广场维护带宽度为15m井田边界边界煤柱20m断层断层煤柱每侧20m大巷大巷煤柱每侧30m1.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/ha0.1Mt-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

39、.附近矿井有选煤厂时，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。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=30公顷=300000m2故本矿井工业场地的面积为30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600m,宽为500m.查地质资料，根据地质岩性，参照地质资料，确定地层移动角=45，=70，=?=3572。用作图法求出工业广场保护煤柱量。工业广场保护煤柱留设见图2-1。(1工业广场占地面积S=30ha,选取长为600m,宽

40、为500m.另外根据规定留设15m的围护带宽度。所以，实际的工业广场面积为：S=530630=333900m2短边沿走向布置,长边沿倾向布置.2根据垂直刨面法设计保护煤柱的尺寸为：(7号煤层)由画图得保护煤柱为一断面为梯形的四棱体梯形短边长：BC=959.86m。梯形长边长：AD=1040.31m。煤柱体积为：V=959.86+1040.31900.0926.85地面工业广场煤柱损失量的计算：Pg=V=959.86+1040.31900.0926.851.40=8.7559Mt断层煤柱损失量Pd的计算：Pd=BLh=20263106.851.40=2.4551Mt其中，B表示断层边界煤柱宽度，

41、m;L表示断层边界长度，m.井田边界煤柱损失量Pb的计算：Pb=BLh=2031461.36.851.40=6.1205Mt其中，B表示井田边界煤柱宽度，m;L表示井田边界长度，m.永久煤柱损失量的计算:P=Pg+Pd+Pb=8.7559+2.4551+6.1205=17.33Mt井田边界各煤柱损失煤量见表2.4。表2-4工业场地占地指标煤柱名称煤柱损失量/万t15号煤井田边界612.05断层245.51工广保护煤柱875.59小计1733.153.可采储量计算由以上计算可知，断层煤柱及其他煤柱损失煤量为1733.15万t，矿井的回收率没有具体规定，一般为不低于60%，结合本矿实际情况，为了充

42、分利用煤炭资源，参照采区回采率，煤9为厚煤层，所以矿井回收率取75%。经计算矿井工业储量为48442.7万t，全矿永久煤柱损失为1733.15万t，则矿井可采储量=48442.7-1733.150.75=35032.1625万t，矿井储量计算结果见下表2.6所示。表2-6储量总表矿井名称煤层工业储量/万t可采储量/万t阳煤二矿1548442.735032.16253矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度由（煤炭工业矿井设计规范）第223条规定,矿井的年工作天数为330天，采煤实行“三八制，两班半出煤半班检修。每昼夜净提升小时数为16小时。3.2矿井设计能力3.2.1矿井设计生产

43、能力确实定由（煤炭工业矿井设计规范）第221条规定：矿井生产能力主要根据井地质条件、煤层赋存情况、开采条件、设备供给及国家需煤等因素确定。矿区规模可根据下面条件确定：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，交通能否便利，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根据；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。针对旁庄矿区地质构造简

44、单，储量丰富，煤层赋存稳定，开采条件优越，开采条件简单，技术装备先进，经济效益好，矿区交通便利，生活条件优越，供电、供水方便，宜建大型矿井。结合本矿实际和当前技术水平，为了更好的发挥煤炭资源的经济效益，采用综合机械化放顶煤的开采方法。本矿储量丰富，根据矿井设计规范规定，将该矿井生产能力预定为3.0Mt/a。3.2.2矿井服务年限矿井设计生产能力定为3.0Mt，根据设计可采储量、井型与服务年限之间的相适应关系得：矿井的设计服务年限T可按下式计算：式3.1式中：T矿井服务年限，a；KZ矿井可采储量，Mt；A矿井生产能力，Mt/a；K储量备用系数，根据7号煤层赋存情况及水文、构造分析，并KAZTK?

45、=与邻近矿比拟，煤层的实际揭露不会变化太大，因而设计取储量备用系数K=1.30。由前面计算可知：ZK=350.321625Mt，则：T=35032.1625/(3.01.3)=89a60a按（设计手册）规定：新设计的300Mt的大型矿井服务年限应大于60a。本设计服务年限为89a，是符合要求的。即本煤矿的服务年限约为89a。根据矿井开拓布置，本矿井平均倾斜角度为4，所以采用单水平开采15号煤层。4井田开拓4.1井田开拓的基本问题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、排水和动力供给等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其

46、互相联络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拟，才能确定。井田开拓主要研究怎样布置开拓巷道等问题，详细有下列几个问题需认真研究。1确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；2合理确定开采水平的数目和位置；3布置大巷及井底车场；4确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；5进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；6合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等众多条件，经全面比拟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安然平静设备供给情况，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。6根据用户需要