您好我是中国矿业大学延期毕业的本科生明年毕业，毕业想去神东公司您方便留个微信和您交流一下吗？谢谢！
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时间：2017-12-28 17:38
急！急！急！本人是中国矿业大学电气自动化专业的，去永煤本部好还是去神东好？还是不去矿上最好？_百度知道
急！急！急！本人是中国矿业大学电气自动化专业的，去永煤本部好还是去神东好？还是不去矿上最好？
明天神东就要来学校了，我还在观望。请各位前辈给小弟出出主意。过些天中国华电集团也要来了。我会追加的
我有更好的答案
我的建议是你最好还要在网上看看其他单位有没有能网申的，选择面广一些，就是不知道你去了具体干什么。华电是个好单位。你想在煤炭企业干的话去神东吧。个人不推荐去矿上我是08年毕业生，不要在学校等单位来开宣讲会才选择，徐州是个小城市，一些大企业不愿意来开宣讲会，来的大部分是煤炭企业
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我们会通过消息、邮箱等方式尽快将举报结果通知您。【煤炭科学家】我眼中的“新工科”——矿大安全工程学院王德明教授访谈录
【煤炭科学家】我眼中的“新工科”——矿大安全工程学院王德明教授访谈录
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嘉宾简介王德明，男，1956年8月生，贵州省遵义市人，博士、教授、博士生导师，安全技术及工程国家重点学科学术带头人，煤矿瓦斯与火灾防治教育部重点实验室主任，全国优秀教师，国家安全生产专家组专家，中国煤炭安全科学技术学会矿井通风专业委员会主任，煤炭工业协会防灭火专家委员会副主任。曾任中国矿业大学能源与安全学院院长、安全工程学院院长。获得国家教学成果一等奖1项、国家技术发明二等奖1项、国家科技进步二等奖1项，出版《矿井火灾学》《煤氧化动力学理论及应用》《矿尘学》《矿井火灾救灾决策支持系统》等著作7部。1. 请问您是什么时候开始对煤炭研究感兴趣并走上从事科研的道路？我是1977年恢复高考后首届入学的矿大采矿工程专业学生,入学后才开始对煤炭行业有所了解，毕业之后到了波兰克拉科夫矿冶学院进修煤矿安全，有机会接触欧洲的先进煤炭科学与技术，开始对世界的煤炭科技有些认识。回国后，师从从事矿井火灾防治研究的矿大安全学科带头人王省身教授。对煤炭安全科技的较深入研究是从1990年从事矿井火灾救灾专家系统的研究开始的。该项目是导师承担的原煤炭部重点科技课题，我对该项目研究内容很感兴趣，因为当时专家系统与人工智能技术刚刚兴起，矿井火灾救灾专家系统内容既新颖，又符合煤炭行业的发展需求，于是开始研究煤矿火灾时期的救灾知识，花了很多的时间自学计算机编程技术和人工智能技术。从编程语言basic起步，后学习C语言，C++,windows环境下的VC++。研究中，选择山东枣庄柴里煤矿为应用矿井，认真获取矿井通风安全数据，最终开发出了一套矿井火灾救灾专家系统。此后，我独立承担了国家“九五”攻关项目中的矿井火灾救灾决策及风流远程控制系统子课题，在山东兖州南屯煤矿建设了一套软、硬件相结合的矿井火灾救灾系统，从此走上了从事煤炭科技研究的道路。2、您记忆较深刻的一次科研经历是？当时解决了什么问题？答：2004年完成的神华神东矿区防治煤自燃的稠化砂浆防灭火技术。神东矿区当时主要面临煤自燃问题，该矿区地表缺土少水，实施传统的黄土灌浆技术困难，但矿区地处毛乌素沙漠边缘，地面上有20-30米厚的沙子。神东矿区提出了用沙子替代黄土进行防灭火的课题，但沙子比重大，易沉淀和磨损管道，有很大技术难度，故面向全国相关科研单位进行科技招标。我前期主要从事矿井外因火灾的防治技术研究，这是首次面对煤自燃火灾防治技术问题。我率领团队研发了一种以海带为原料的稠化剂，使用成本低，环保性好，悬沙能力强，构成的稠化沙浆流动的时候阻力小，不流动的时候形成凝胶状，防火性能好。该材料的优越性使矿大在科技竞标中获得成功，获得240万元的研究经费，在神东构建了一套稠化沙浆的生产与制备系统，有效控制了该矿区的煤自然发火问题。3. 请问您如何看待当前的煤炭去产能？如何看待其与煤炭行业院校的改革发展之间的关系？煤炭在能源中的比例逐渐下降，煤炭去产能已经是共识，且正在有效实施。但是从我国能源资源的赋存秉性、煤炭的经济性和可洁净利用性来看，煤炭在未来很长一段时间内仍是战略能源和主要能源。降低产能，不是去煤化。市场对煤炭需求较大，煤是不可能完全被替代的。习总书记曾说:对煤的注意力不要分散，在发展新能源和可再生能源的同时，还要继续做好煤炭这篇大文章。煤炭行业院校的改革发展，不能分散对煤的注意力，要继续做好煤炭这篇大文章，把所依托的煤炭行业看成是改革发展的优势和特点，在这个基础上再拓宽研究领域，这就是我们煤炭行业院校的职责和任务。4. 请问您如何理解新工科建设？日，教育部在复旦大学召开了高等工程教育发展战略研讨会，形成了新时期工程人才培养的新工科建设的共识，之后教育部要求各个高校开展新工科研究与实践。新工科建设就是对传统老工科的换代与升级。矿大过去的学科优势是采矿工程为主的传统老工科，当今迅猛发展的大数据、人工智能、物联网+等新兴产业代表未来的发展方向，如果传统老工科不沿新工科的道路进行改造，仍按照老思路运行，路就会越走越窄。我认为，新工科建设对矿大这种工科类的院校转型发展指明了方向，为学校定位和一流学科建设增加了新内涵。新工科建设要围绕学校定位和一流学科进行建设，这是一个系统工程。首先需要做好顶层设计。进一步明确办学定位，围绕建立国际一流矿业大学的目标，对现有的学院、学科、平台按新的需要进行调整和融合。其次，建立适应新工科建设的体制机制。按照研究型大学的体制，通过体制与机制的改革与完善，充分调动起学院和相关研究平台的积极性，认真运行好各类平台，克服重申报轻管理的老毛病。第三，建立职业化的高水平干部队伍。学校的发展需要教育管理专家，需要高水平的职业化专业队伍，以科研为主的教授兼任相关行政职务，既难保证投入全部精力，也缺少相关知识结构与能力。5. 请问矿业学科、安全学科的新工科建设如何做？矿大的矿业学科是典型的传统老工科，也最具特色。矿业学科的新工科建设路径很明确，就是与新工科相结合。矿业学科的发展，正如钱鸣高院士经常谈到的，采矿工程要和机电、计算机、经济、管理相结合，在当前的条件下更要和物联网、人工智能、大数据等新技术相结合。矿大的安全工程学科，过去只是矿业工程的一部分，目前该学科的知识体系也仍是如此，这既是优势，又是发展的瓶颈。安全科学与工程在我国已列为一级学科，在当前的社会发展当中，人们已认识到安全的重要性，安全本身就是一个新兴产业。当前，公共安全、网络安全得到了快速发展，矿大安全学科在这些新领域基本还未涉及。安全学科的新工科建设不仅是老新结合问题，而是需建立一种适应社会发展的新体系。目前思路是，在进一步夯实煤矿安全优势的基础上，需拓宽发展领域，在地铁、隧道、地下工程等领域的安全逐步形成优势；同时，将安全工程拓展到地面，以城市安全的消防为主。矿大安全学科无论在传统的矿业安全领域还是在新的地下工程和地面城市消防工程的新领域的发展，都必须注重融入新工科内容，使传统的知识体系进一步改造与升级。6.为什么传统老工科需要与新工科进行融合，如何融合？通常认为，创新一般发生在学科的交叉领域。传统学科的发展只有在新技术的推动下才有可能。传统老工科通常与国民经济的基础产业相联系，矿大的特色学科都与行业特色有关，都与国家经济建设的发展需求相关，老工科的最大优势就是有明确的背景。新技术一旦与传统学科相结合都会产生巨大的效益，也是促进新技术发展的最大动力。现代采矿工程技术的发展，与当代的机械装备制造技术、计算机技术、人工智能与自动化技术等密切相关。安全学科的特点更体现学科的交叉性，需要行业的专业知识和新工科专业知识与技术的融合。我自己就有体会，在科研中所取得的每一点成绩，离不开与其它学科的融合，例如研究煤自燃机理，离不开煤化学知识，我的团队在量子化学、分子动力学的研究方面已进入到了这些学科的前沿，才使我们能够提出煤氧化动力学理论，提出煤自燃倾向性测定的行业标准。在研究矿井火灾救灾专家系统时，为掌握计算机编程技术，我当时的编程能力达到了一定的计算机专业水平，我当时给全校的研究生开设C++课程，自己对面向过程和面向对象的编程和VC功能函数的应用有许多切身的体会。因此，老工科的发展需求也正是新工科生长的动力与源泉。对老工科的背景需求越清楚，对新工科的需求就越迫切，老工科与新工科的融合就越好，也就越能取得创新的成果。7.请您给即将进入煤炭行业的科研小青椒们提一些建议&&&&&& 一是将明确的行业背景视为优势。很多人把煤炭行业看成劣势，一心想跳出这个行业。实际上有明确背景，所学的知识就有应用的目标，就能学好和用好这门知识。我在给学生讲授矿井火灾时，我告诉学生，无论建筑火灾、化工火灾、森林火灾、矿井火灾，燃烧的原理都相同，但矿井为受限空间，一旦发生灾害，危害最严重，学好了矿井火灾知识，就能掌握其它各类的火灾知识。矿大的安全学科为什么能处于国内的最好水平，因为煤矿安全是工业安全的重中之重，面临瓦斯、火、水、顶板、尘土五大灾害，解决这些难题就能取得巨大经济和社会效益，就能取得重要科技成果，就能培养出优秀人才。而一些“985”学校的相关学科，由于缺少应用背景，反而很难出高水平成果和人才。&&&&&& 二是针对行业的重大需求确定研究方向和课题。科研的目标应是解决行业的重大科技问题，这应是论文选题的原则。我指导的学生若能取得较好的成绩，其选题都紧紧围绕现场的重大需求或科学的前沿问题。如果离开实际需求，仅从学术文献上选题，为完成或发表学术论文而选题，研究的内容常常缺少实际价值，学生也难得到真正的锻炼，更难取得有价值的学术成果。如果以解决实际问题为导向，学生得到的锻炼最大，也最易出学术成果，去年我的一个学生因解决了泡沫降尘技术中的微量发泡剂的稳定添加等问题，发表了10篇SCI论文。&&&&&& 三是研究的问题处于学科前沿。很多人不明白自己研究的东西在学科里面的地位，常常都在研究别人已研究过的东西，这种重复研究一般很难取得创新成果。我对自己及团队要求，所从事研究的问题一定要处于学科前沿，首先是要弄清学科的前沿在哪里，不清楚前沿就是盲目研究，弄清了前沿才有可能取得突破。例如关于煤自燃机理问题，前人已经研究300多年了，近些年来为什么我带领团队敢于去研究，其前沿问题就是煤结构的多样性和研究手段，我们找到了破解该问题的方法和新技术手段，从而取得了新的突破。又例如，本团队在三相泡沫、阻化泡沫、泡沫降尘技术的研发，都是在学科前沿的创新，从而取得较显著的学术和应用成果。&&&&&& 四是坚持理论与实践紧密结合。就是践行矿大“好学力行”的校风。力行，就是撸起袖子去干。一旦有好的创意，就进行试验，就找一个矿井去试、去用。只有理论与实践紧密结合才能获得真知，才能取得有价值的成果。信息来源：煤炭高教信息整理：黄文怡微信扫一扫 &关注此公众（文章来源：cumt安全学院；责任编辑：郭佳）
即将打开""小程序我是中国矿业大学（北京）采矿专业毕业，想到山东郓城郭屯煤矿就业，他们会在我们这边招人吗？_百度知道
我是中国矿业大学（北京）采矿专业毕业，想到山东郓城郭屯煤矿就业，他们会在我们这边招人吗？
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就矿大采矿这牌子，只有你选择他的份！！恕我直言。更何况这些单位了。我觉得你 最好去跟他们单位联系！矿大采矿的去神东都很简单
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徐州矿大 有不少山东的企业
可以过来看看
这两天有招聘会..以后还会有一点，不过采矿的什么时候都有人要的
校友，你好。你为什么会想去这个煤矿呢，比它好的企业还有很多啊。你自己看看他们公司网站上有没有招聘计划不就知道了。
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中国矿业大学采矿专业优秀毕业设计
中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计目一般设计部分录1 矿区概述及井田地质特征 .................................................................................... 1 1.1 矿区概述 ........................................................................................................... 1 1.2 井田地质特征................................................................................................... 1 1.3 煤层特征........................................................................................................... 7 2 井田境界与储量................................................................................................... 16 2.1 井田境界 ......................................................................................................... 16 2.2 矿井储量计算................................................................................................. 16 3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 ...................................................... 22 3.1 矿井工作制度 ................................................................................................. 22 3.2 矿井设计生产能力及服务年限 ..................................................................... 22 4 井田开拓............................................................................................................... 24 4.1 井田开拓的基本问题 ..................................................................................... 24 4.2 矿井基本巷道................................................................................................. 33 5 准备方式――带区巷道布置 .............................................................................. 41 5.1 煤层地质特征 ................................................................................................. 41 5.2 带区巷道布置及生产系统............................................................................. 42 5.3 带区车场选型设计 ......................................................................................... 48 6 采煤方法............................................................................................................... 49 6.1 采煤工艺方式................................................................................................. 49 6.2 回采巷道布置 ................................................................................................. 65 7 井下运输............................................................................................................... 67 7.1 概述 ................................................................................................................. 67 7.2 带区运输设备选择 ......................................................................................... 68 7.3 大巷运输设备选 ............................................................................................. 70 8 矿井提升............................................................................................................... 74 8.1 矿井提升概述 ................................................................................................. 74 8.2 主副井提升 ..................................................................................................... 74 9 矿井通风及安全................................................................................................... 78 9.1 矿井地质、开拓、开采概况 ......................................................................... 78 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计9.2 矿井通风系统的确定 ..................................................................................... 79 9.3 矿井风量计算 ................................................................................................. 82 9.4 矿井阻力计算 ................................................................................................. 90 9.5 选择矿井通风设备 ......................................................................................... 95 9.6 安全灾害的预防措施 ................................................................................... 100 10 设计矿井基本技术经济指标 .......................................................................... 102 参考文献 ............................................................................................................. 104 专题设计部分 浅析大采高综采面矿压显现特征与控制 ............................................................ 106 0 引言..................................................................................................................... 106 1 国内外研究现状................................................................................................. 108 1.1 大采高综采技术现状 ................................................................................... 108 1. 2 大采高综采工作面矿压显现规律研究现状 .............................................. 109 2 大采高综采工作面矿压观测 .............................................................................112 2. 1 沙曲矿 24101 大采高综采工作面概况 ...................................................... 112 2.2 24101 大采高综采工作面矿压观测方案 .................................................... 114 2. 3 24101 大采高综采工作面矿压显现规律.................................................... 115 3 大采高综采工作面矿压显现特征分析 ............................................................ 120 3. 1 沙曲矿大采高综采工作面矿压特征分析 .................................................. 120 3.2 康家滩矿大采高综采工作面矿压特征分析 ............................................... 122 3.3 寺河矿大采高综采工作面矿压特征分析 ................................................... 124 4 大采高综采工作面煤岩组合力学模型及其控制 ............................................ 126 4. 1 大采高综采工作面煤岩组合力学模型的建立 .......................................... 126 4.2 大采高综采工作面煤岩组合力学模型计算实例 ....................................... 130 结论......................................................................................................................... 132 翻译部分 英文原文 ............................................................................................................. 136 中文译文 ............................................................................................................. 143 致 谢..................................................................................................................... 149 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计一 般 部 分 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第1页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 刘桥二矿位于安徽省淮北市濉溪县刘桥镇境内。西以省界与河南省永城市 毗邻，东距濉溪县约 10km，东北距淮北市约 13km。其地理坐标为： 东经：116?37＇30&~116?41＇15& 北纬：33?54＇30&~33?58＇00& 矿井东~东南浅部以土楼断层和刘桥一矿为界，西~西北以省界与河南省永 城市的新庄煤矿相接。矿井交通十分方便，濉溪县至永城市公路从矿区通过， 可直接接通河南省和安徽省内公路网。矿井铁路专用线经濉溪站转接京沪、陇 海和京九三大干线通往全国各地，交通极为便利，如图 1-1 所示。 1.1.2 矿区气候条件 本区气候温和，属北温带季风区海洋~大陆性气候。气候变化明显，四季 分明。 冬季寒冷多风， 夏季炎热多雨， 春秋两季温和。 据淮北市气象局
年观测资料，年平均气温 14.3℃，最高气温 40.3℃（1988 年 7 月 8 日） ，最低 气温-10.9℃（1988 年 12 月 16 日） 。年平均降雨量 785mm，雨量多集中在 7、8 月份。最大冻土深度 0.17m，年平均风速 2.2m/s，最大风速达 20 m/s,主导风向 东~东北风。无霜期 210~240 天，冻结期一般在 12 月上旬至次年 2 月中旬。 1.1.3 矿区的水文情况 本矿地处淮北平原中部。 矿区内地势平坦， 地表自然标高+30m~+32m 左右， 有自西北向东南倾斜趋势。基岩无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。 本区属淮河流域。区内有王引河、丁沟、任李沟、曹沟等小型沟渠自西北向 东南经矿区后， 再经沱河注入淮河。 矿区内农用灌沟纵横， 零星坐落这几个村庄。 地表下潜水丰富，一般居民生活用水及部分工业用水皆取于此。1.2 井田地质特征矿井东~东南浅部以土楼断层和刘桥一矿为界，西~西北以省界与河南省永 城市的新庄煤矿相接。井田走向长度为 5.08~5.71km，平均走向长度为 5.62km， 倾斜宽为 2.38~3.63km，平均为 3.26 km，平均倾角为 7.13 度，井田水平宽度为 2.71~3.04 km，水平面积为 18.05 平方公里。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第2页江G310安徐州市 萧县河苏王徽霍连高速引淮北市省南永城市刘桥二矿 葛店省沱河钟楼濉溪刘桥一矿青龙山河宿州市图 1-1 刘桥二矿交通位置示意图 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第3页1.2.1 煤系地层 刘桥二矿属于淮北煤田濉肖矿区，位于淮北煤田中西部，在地层区划分上 属于华北地层区鲁西地层分区徐宿小区。本区地层出露甚少，多为第四系冲、 洪积 平原覆盖。矿井范围内无基岩出露，均为新生界松散层所覆盖，经钻孔揭 露地层有奥陶系 1+2） 石炭系 2+3） 二叠系 （O 、 （C 、 （P） 第三 、 （N） 和第四系 （Q） ， 地层厚度大于 1500m，见图 1-2，由老至新概述如下： （1）奥陶系（O） 奥陶系中、下统老虎山组~马家沟组（O2l-O1m） ，层厚度 118.89m。岩性为浅灰 色厚层状的石灰岩，质纯、性脆、微晶结构，局部含白云质，高角度裂隙发育。 （2）石炭系（C） 地层厚度 129.73m，为本溪组和太原组。 1）中统本溪组（C2b） 地层厚度 14.18~23.10m。岩性以浅灰色到暗红色的杂色含铝泥岩为主，夹 有少量的泥质灰岩。含铝泥岩为中厚层状，含有铁质结核及菱铁鲕粒。与下伏 奥陶系地层呈假整合接触。 2）上统太原组（C3t） 地层厚度 115.55m。岩性以深灰色的泥岩、粉砂岩及灰色的砂岩为主，灰到深 灰色的石灰岩次之，夹少量的薄煤层。泥岩、粉砂岩中多见有炭屑或植物化石 碎片 。下伏本溪组地层呈整合接触。 （3）二叠系（P） 1）下统山西组（P1s） 下 部 以 太 原 组 顶部 一灰 之 顶 为 界 ， 上界 为铝 质 泥 岩 之 底 。地 层厚 度 84.00~124.00m，平均 108.50m。岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。含 2 个煤层（组） ，其中 6 煤层为本矿井主要可采煤层之一。 2）下统下石盒子组（P1xs） 下界为 4 煤层下铝质泥岩底界面，上界为 K3 砂岩底界面，地层厚度 201.80~248.20m，平均 227.10m。岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩、铝质泥岩和煤 层组成，为本矿井主要含煤段。含 4 个煤层（组） ，除 3 煤层为局部可采煤层、 4 煤层为矿井主要可采煤层外，其余均为不可采煤层。与下伏地层呈整合接触。 3）上统上石盒子组（P2SS） 下界为 K3 砂岩之底，未见上界，最大厚度约为 298.58m，岩性由砂岩、粉 砂岩和泥岩组成，自下而上,泥岩、粉砂岩颜色变杂，紫色绿色增多。含 3 个煤 层（组） ，均不可采。与下伏地层呈整合接触。 （4）上第三系（N） 总厚 5.90~67.20m，平均厚度 28.94m。不整合于二迭系地层之上。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计地层单位 界 系 第 统 组 层厚 （ ） 柱状 1：500标志 层及 煤层 编号第4页岩石名称岩性简述全 新 统 四 Q4 更 新 Q 统 Q1-3 上 第 三 系 N 上 二 上 石 统 盒7.64细砂、粉砂、粘土质砂褐黄色 、含螺蛳、蚌壳化石，近地表 为耕植土壤系7.64 7.64 7.64 13.58 7.64粘土、砂质粘土棕黄色夹浅灰绿色 、顶部含有钙质 铁锰质结核细砂、粘土、砂质粘土 浅黄色及浅灰绿色、灰白色 粘土、砂质粘土 棕黄色、灰绿色 ，顶部富含钙质铁锰结核古中砂、细砂及少量粗砂 灰白色、浅黄色 ，砂层结构松散 粘土、薄层砂 泥岩、粉砂岩煤灰绿色、灰白色 ，粘土可塑性强 颜色变杂，紫色绿色增多54.30 0.54 70.87泥岩、粉砂岩、砂岩煤颜色变杂，紫色绿色增多P2子 组0.41 94.27 0.60 80.16泥岩、粉砂岩、砂岩煤颜色变杂，紫色绿色增多叠 生P2SS泥岩、粉砂岩颜色变杂，紫色绿色增多下 下 石160 砂岩系统 盒 子 P1 组5.78 3.2 2.35 37.50 55.56号煤 4号煤泥岩、粉砂岩、砂岩灰到、深灰色、炭屑或植物化石碎片泥岩、砂岩 铝质泥岩 砂岩、粉砂岩、泥岩 灰黑～黑色、条带状、层状结构 、碎块 泥岩和粉砂岩 砂岩、粉砂岩、泥岩 泥岩、粉砂岩 、砂岩 灰到、深灰色 、炭屑或植物化石碎片 浅灰色到暗红色 、中厚层状 、含有铁质结核P1xs界下 山 3.3 西 统 组 3.04 P1s P1 53.4石 上统太原 炭 组 115.55 系 中统 本溪 19.00奥 陶 系铝质泥岩 石灰岩浅灰色到暗红色 、中厚层状、含有铁质结核 浅灰色、层状 、性脆、微晶结构、纯 质，高角度裂隙发育。O下 统 O老 虎 山118.89O图 1-2 综合地质柱状图 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第5页（5）第四系（Q） 1）更新统（Q1-3） 总厚 38.80~93.70m，平均厚度 63.97m。与第三系呈假整合接触。 下部主要由浅黄色及浅灰绿色、灰白色细、中砂组成，其中夹 1~2 层粘土 或砂质粘土；部主要由棕黄色夹浅灰绿色粘土、砂质粘土组成，夹 1~3 层砂或 粘土质砂，顶部含有较多钙质或铁锰质结核。 2）全新统（Q4） 厚度为 20.18~39.80m，平均厚度 32.79m。 以褐黄色细砂、粉砂、粘土质砂为主，夹粘土及砂质粘土，含螺蛳、蚌壳 化石，近地表为耕植土壤，属现代河流泛滥相沉积。 1.2.2 水文地质特征 本矿为第三、四系松散层覆盖下的裂隙充水矿床。根据含水层赋存介质特 征自上而下划分为第三、四系松散层孔隙含水层（组） ，二叠系煤系砂岩裂隙含 水层（段） ，太原组石灰岩岩溶裂隙含水层（段） ，奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水 层（段） 。各含水层（组、段）之间又分布有相应的隔水层（组、段） ，因此各 含水层（组、段）自然状态下补给、迳流、排泄条件显著不同，从而在水化学 特征上也存在明显的差别。 根据钻探及测井、抽（注）水试验、简易水文观测、水文长观孔及巷道、 工作面实际揭露的水文地质资料，对本矿主要含水层水文地质特征叙述如下： （1）新生界松散层含、隔水层（组） 1）第一含水层（组） 一般自地表垂深 3~5m 起，底板埋深 28.00~41.60m，平均 33m。含水层主 要由浅黄色粉砂、粘土质砂及细砂组成，夹薄层砂质粘土，局部含有砂礓块。 含水砂层厚度为 15.00~28.60m，平均 22m。 2）第一隔水层（组） 底板埋深 53.50~86.60m，平均深度 72m，由棕黄色夹浅灰绿色斑块的粘土 及砂质粘土组成， 其中夹 2~5 层砂或粘土质砂。 粘土类两极厚度 14.00~45.60m， 平均厚度 29.50m。粘土塑性指数为 14.20~26.80。粘土类质纯致密，可塑性较 强。该层（组）分布稳定，隔水性能较好，能阻隔其上、下的含水层的水力联 系。 3）第二含水层（组） 底板埋深 72.30~105.60m，平均埋深 88m，由浅黄色及浅灰色绿色、灰白 色细、中砂夹 1~4 层粘土或砂质粘土组成。含水砂层厚 3.70~31.70m，平均 11.00m。砂层分布不稳定，厚度变化大，局部地段仅有相应的层位，无明显的 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第6页含水砂层存在，由于含水砂层发育分布不均，富水性也相对强弱不一。 4）第二隔水层（组） 底板埋深 99.30~120.00m 平均埋深 105m，隔水层厚度 4.90~22.60m。岩性 以棕黄色、浅灰绿色的粘土或砂质粘土为主，部分夹 1~3 层砂或粘土质砂，呈 透镜状分布。 5）第三含水层（组） 底板埋深 112.60~170.60m，平均 138m。岩性以灰白色、浅黄色细砂、中 砂及少量粗砂为主，夹 1~3 层粘土或砂质粘土。含水砂层分布不稳定，两极厚 度 5.8~43.70m，平均厚度 21.60m。 6）第三隔水层（组） 本层（组）底部深度 112.00~191.80m。其不整合于二迭系之上，主要由灰 绿色、浅黄色粘土及砂质粘土夹 1~3 层砂层组成，偶夹钙质及铁锰质结核。隔 水层两极厚度 0~37m，平均厚度 11.80m。粘土层可塑性好，膨胀性强，塑性指 数 18.2~21.0， 隔水性良好。 本矿内三隔在大部分地带均能起到较好的隔水作用， 使三含之水不能成为矿井的直接充水水源。 （2）二叠系煤系含、隔水层（段） 1）五含上隔水层（段） 除部分地段该层位缺失外，厚度为 68~215.59m，一般大于 100m，岩性为 泥岩、粉砂岩、砂岩相互交替，以泥岩、粉砂岩为主，砂岩裂隙不发育，穿过 该层段的钻孔冲洗液只有 02-1、03-4 等少数孔发生漏失现象，说明该层段的隔 水性能较好。 2）第五含水层（段） 3 砂岩裂隙含水层） （K 岩性主要由灰白色中、粗砂岩组成，厚约 30m，岩体刚性强，是岩层受力 区构造破裂极为发育的介质条件。该层段厚度大，分布稳定，垂直裂隙发育。 在钻探过程中曾多次发生涌漏水现象，有些孔漏失严重，据主检孔抽水试验资 料，平均 q=0.1613l/s.m，K=12.07m/d，水位标高+0.04m，水化学类型为 SO4.ClNa. Ca 类型，矿化度为 1.97g/L。 3）K3 砂岩下隔水层（段） 主要由泥岩、粉砂岩夹少量砂岩组成，除少数孔缺失该层段外，厚度为 50~85m， 穿过该层位的钻孔只有个别钻孔冲洗液发生漏失现象， 说明该层 （段） 的隔水性是好的。 4）第六含水层（段） （区域 5 煤上下砂岩裂隙含水层） 六含主要由 1~3 层灰白色中、细粒砂岩夹泥岩或粉砂岩组成。砂岩厚度 3~30m，一般厚度 15m 左右，其岩性致密，坚硬，裂隙发育，据风检和副检孔 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第7页抽水试验资料，平均 q=0.3l/s.m，K=0.m/d，水化学类型 为 SO4-K+ Na. Ca 类型，矿化度为 2.178~2.242g/L。 以上资料说明，六含砂岩裂隙发育不均一，局部裂隙发育好，富水性中等。 5）4 煤上隔水层（段） 此层（段）间距 33~81m，主要由泥岩、粉砂岩夹 1~2 层砂岩组成，岩性 致密完整，裂隙不发育，只有个别孔出现冲洗液漏失现象，此层（段）隔水性 能较好。 6）4 煤上、下砂岩裂隙含水层 岩 性 以 灰 白 色 中、 细粒 砂 岩 为 主 ， 夹泥 岩、 粉 砂 岩 。 七 含砂 岩厚 度 4.50~41.20m，平均 20.20m，见表 5107。七含在本矿中部和 9 线以北砂岩厚度 较 大 ， 含 水 性 相 对 较 强 。 据 钻 孔 抽 水 试 验 资 料 q=0.1l/s.m ， K=0.7m/d，富水性弱。水化学类型为 SO4-K+ Na 类型，矿化度为 2.317~3.412g/L。以上资料表明该含水层富水性较好，但含水性、导水性很不均 一，局部较强。其地下水处于封闭~半封闭环境，以储存量为主。是开采 4 煤 层的直接充水水源。 7）4 煤下铝质泥岩隔水层(段) 此层段厚度为 20~65m。一般厚度为 25m 左右，岩性以铝质泥岩为主，局 部夹薄层砂岩，该铝质泥岩为浅灰~灰白色，含紫色花斑，性脆含较多菱铁鲕 粒，岩性特征明显，层位、厚度稳定，是中、下部煤组的分界。其岩性致密， 隔水性能较好。 8）6 煤上下砂岩裂隙含水层 该含水层砂岩厚度 5.20~49.87m，平均 21.50m 左右。岩性以灰白色中、细 砂岩为主，夹灰色粉砂岩及泥岩。砂岩裂隙发育不均，局部多发育垂直裂隙。6 煤上砂岩在 14 勘探线以北厚度较大，含水较丰富。在勘探施工时，曾发生多次 冲 洗 液 消 耗 量 大 或 漏 失 现 象 。 据 12-13-1 孔 抽 水 试 验 ， q=0.0104l/s.m ， K=0.0383m/d，水化学类型为 SO4-K+ Na 类型，矿化度为 3.693g/L。据 2005 年 04-4（水 17）钻孔流量测井资料，八含水位标高为-147.204m， K=1.13m/d。6 煤上下砂岩裂隙含水层流量测井资料。 6 煤上下砂岩裂隙含水层是开采 6 煤层时矿井直接充水含水层。 本矿井最大涌水量为 683.40m3/时，正常涌水量为 525.44 m3/时。1.3 煤层特征1.3.1 可采煤层 本矿井可采煤层有 4、6 两个个煤层，其煤层特征见表 1-1。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第8页（1）4 煤层 位于下石盒子组下部,上距 3 煤层 0~12.30m,平均 5.50m。下距分界铝质泥 岩 24~60.50m，平均 37.50m。煤层结构简单，无夹矸。煤层厚 0~5.54m，平均 3.2m，属中厚煤层。可采性指数 91.0%，变异系数 39%，可采区内平均厚度为 3.2m，可采面积占 92.7%，属较稳定煤层。煤层顶板以泥岩为主，粉砂岩次之， 中部为少量砂岩；底板以泥岩为主，次为粉砂岩。 （2）6 煤层 位于山西组中部，上距铝质泥岩 39~70m，平均 55.5m；下距太原组第一层 灰岩 40.5~65m，平均 53.4m。煤层结构简单，以单一煤层为主，局部含一层泥 岩夹矸。以中厚~厚煤层为主，煤层厚度 0.55~5.93m,平均 3.3m。可采性指数 97.5%，变异系数 26%，可采区内平均厚度为 3.3m，可采面积 94.6%，属较稳 定煤层。在矿井的东北部具岩浆岩侵区和冲刷区，煤层顶板以泥岩为主，粉砂 岩次之，少量砂岩，底板多为泥岩和粉砂岩。 综上所述，4、6 煤层为全区可采，结构较简单的较稳定中厚煤层,下面的设 计只针对这两层煤。表 1-1 可采煤层特征表 层间距/m 煤层 最大~最小 平均 4 厚度/ m 最大~最小 平均 0~5.54 3.2 129.6~68.1 91.9 0~5.93 3.3 变异系数 1% 稳定 类型 顶、底板 主要岩性 顶板多为泥岩，底 板多为泥岩及粉砂岩 顶板多为泥岩及 6 26 较稳定 砂岩，底板多为泥岩及 粉砂岩39较稳定1.3.2 煤的特征 煤的物理性质见表 1-2。表 1-2 各 煤 层 物 理 性 质 统 计 表 特 煤层 征 性 质 颜 条 光 色 痕 泽 灰黑~黑色 黑、棕黑 弱玻璃~玻璃 灰黑~黑色 灰黑、棕黑 玻璃 4 6 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第9页结 构 块构 造 度条带状、线理状 层状 粉末、碎块 发育 1.51 参差状、阶梯状条带状、线理状 层状 碎块 较发育 1.47 参差状、阶梯状内生裂隙 视 密 度 断 口煤岩特征特征见表 1-3。表 1-3 各 煤 层 宏 观 煤 岩 特 征 表 煤 特征 特征 组 分 类别 类 型 层 4 亮暗煤为主 半暗~半亮煤 6 亮煤为主，暗煤次之 半亮煤煤的化学性质 （1）挥发分（Vdat） 本矿井各煤层均属低挥发分煤。4、6 煤层的挥发分产率见表 1-4表 1-4 各煤层挥发分产率统计 4 含 煤 量 层 煤样 原 煤 9.02~25.79 13.84(48) 精 煤 8.29~14.58 11.27(80) 7.79~17.66 12.05(52) 7.37~19.80 10.16(82) 两 极 值 两 极 值 平均值(点) 平均值(点) 6贫煤挥发分 一般在 10%~15% 之间，无烟煤挥发分一般在 8%~10%之间。本矿井各煤层挥发分产率与煤层相 对深度有一定的相关性。在纵向上由浅到深，挥发分产率逐渐减小；在平面上， 沿走向自东向西有逐渐减小的趋势。 本矿井挥发分产率总体较低，与淮北煤田大部分矿井相比较，显示出较高 异常，说明本区在接受深成变质的同时，还受到岩浆热力变质作用。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 10 页（2）有害组分 各煤层的有害组分见表 1-5。 1）水分（Mad） 各可采煤层原煤水分平均在 0.88~1.04%之间， （2） 、灰分（A.d） 1 ○灰分产率 根据矿井各煤层的回采煤样灰分测试（表 1-6） 煤层的回采煤样原煤平 ，4 均灰分高于可采煤样灰分 6.12%左右，6 煤层的回采煤样原煤平均灰分约高出 可采煤样灰分 2.27%左右，说明 4 煤层及顶底板结构遭受构造破坏，增加顶板 管理难度，在采掘过程中有滑脱夹矸或顶底板岩石在采煤时混入煤内，增加了 开采灰分。表 1-5 有害组分统计表 煤层 含量 项目 原煤 Mad(%) 精煤 原煤 A.d(%) 精煤 原煤 原煤 P.d(%) 精煤 Fd (PPM)2 ○灰成分及灰熔点 各煤层灰成分分析见表 1-7。4 两 极 值 平均值(点数) 0.41~4.58 1.04(87) 0.46~2.10 0.98(80) 8.29~32.65 21.22(83) 1.26~15.42 7.58(78)6 两 极 值 平均值(点数) 0.37~3.86 0.92(84) 0.44~2.4 0.93(82) 6.85~32.74 17.01(84) 2.13~11.83 6.16(80) 0.28~0.83 0.45(73) 0.0 0..1 0..38~118.45 69.92(2)St.d(%)0.26~0.71 0.49(76) 0.3 0..1 0.0021(14)原煤无测定 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 11 页表 1-6 回采煤样原煤灰分统计表 含 煤 层 成 量 最大值（%） 最小值（%） 4 平均值（%） 样品数（点） 最大值（%） 最小值（%） 6 平均值（%） 样品数（点） 分 空气干燥水 2.26 0.54 1.38 45 1.89 0.56 1.30 40 灰 分 Aad 28.96 13.28 19.28 45 34.67 24.61 27.34 40 灰 分 Ad 29.23 13.44 19.45 45 35.29 24.85 27.10 40表 1-7 灰成份统计表 4 煤层 项目 Si02 灰 Al2O3 成 Fe2O3 份 CaO 分 MgO 析 SO3 % TiO2 33.88~52.96 46.96(15) 26.80~35.47 31.35(15) 4.27~7.83 5.62(15) 2.01~19.20 5.55(15) 0.78~1.48 1.20(15) 1.43~7.65 3.27(15) 0.94~2.24 1.67(15) 31.47~54.43 43.47(18) 23.46~31.35 27.80(18) 4.36~7.90 5.33(18) 3.59~31.03 12.31(18) 0.59~1.67 1.16(18) 2.52~7.05 5.13(18) 0.95~2.10 1.44(18) 两极值 平均值(点数) 6 两极值 平均值(点数) 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 12 页煤 灰 熔 融 性 ℃DT (17)
(15)STFT各煤层的灰分组成基本相同，主要为酸性化合物，其中以 SiO2 和 Al2O3 为 主，少量 SO3；碱性化合物中以 Fe2O3 和 CaO 为主，少量 MgO、TiO2 和 K2O 等。 4 煤层 SiO2+Al2O3 平均含量为 78.13%；6 煤层 SiO2+Al2O3 平均含量为 71.27%，可见 6 煤层的酸性化合物低于 4 煤层。煤灰成分组成的差异，表明煤 层（组）成煤古地理环境不同。反映了在煤系地层形成和演变过程中，含煤沉 积由海陆交互相逐渐演变为陆相的特点。 从测试结果，各煤层煤灰熔点均属高熔~难熔。 3 ○硫分（St.d） 各可采煤层原煤全硫含量平均为 0.45~0.65%之间，属低硫煤，显示出淡水 泥炭沼泽成煤特征。标准差一般小于 0.10，属变化小。 各煤层中的硫含量较低时，硫分以有机硫为主，所以，在精煤中测定的全 硫含量接近原煤，表明在洗选过程中，脱硫效果较差。 4 ○磷（P.d） 各煤层原煤的磷含量在 0.5%之间，精煤磷含量0.0040%，属 特低磷煤。5 ○氯、三氧化二砷和氟（Cl、As2O3、F） 各煤层含量均很低，对煤的工业利用没有影响或影响甚微。 （3）元素分析 各煤层煤的元素分析成果统计见表 1-8。 通过对各煤层的氢碳原子比和氧碳原子比进行计算统计，在克瑞威伦煤带 图上，本矿的煤位于无烟煤区。表 1-8 元素分析统计表 Cdaf(%) 两极值 平均值 Hdaf(%) 两极值 平均值 Odaf(%)) 两极值 平均值 H/C(%) 两极值 平均值 O/C(%) 两极值 平均值 Ndaf(%) 两极值 平均值 (O+S)daf(%) 两极值 平均值煤 层 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 13 页482.99-93.06 3.48-4.46 91.34(28) 4.38(18)1.82-5.61 2.70(13)0.0470.0300.86-1.58 1.32-12.19 1.41(28) 3.38(21)687.48-93.14 3.45-4.41 92.04(27) 3.94(28)0.80-5.61 1.89(14)0.0430.0211.21-1.56 1.35(27)1.27-7.71 2.61(22)（4）煤的工艺性能 1）粘结性和结焦性 本矿井各煤层 G 值及 Y 值较低（表 1-9） ，多为高变质的贫煤、无烟煤。 其粘结性和结焦性很低，甚至不具粘结性及结焦性。表 1-9 煤 层 粘 结 性 指 标 统 计 表 煤层指标 GRI（%） y（mm） 2.30 3 4 0.19(32) 0(27) 6 0.25(28) 0(37)2）燃烧性 1 ○发热量 各煤层发热量情况见表 1-10。经过换算， 4、6 煤层的干燥基高位发热量 分别为： 27.22 MJ/kg、28.93 MJ/kg，由此可见：3 煤层、4 煤层和 6 煤层均为 高热值煤。表 1-10 各 煤 层 发 热 量 情 况 统 计 Qb.ad 煤 层 两 极 值 平均值(点数) 4 21.11-34.05 27.44(69) 24.48-33.50 29.13(70) 26.93-30.21 28.412 ○熔渣性和结污性 本矿各煤层的灰渣属酸性，碱酸比平均在 0.16~0.26 之间，6 煤层较 4 煤层Qb.d 两 极 值 平均值(点数) 21.44-34.45 27.96(52) 23.29-33.91 29.30(68)Qb.daf 两 极 值 平均值(点数) 22.188-37.74 34.29(66) 25.88-36.44 35.00(70)6 商品煤 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 14 页偏高，但熔渣、结污指数均0.15，各煤层均为低熔渣、低结污、高熔灰煤，对 锅炉炉壁和对流管道危害很小，宜采用固态排渣（见表 1-11） 。表 1-11 灰 渣 特 征 一 览 表 煤层 酸性物质量 碱性物质量 （%） （%） 碱酸比 铁钙比 硅铝比 结渣 结污 指数 指数461.62~85.21 7.61~25.44 79.98(15) 12.69(15)0.165.62/5.55=1.0146.96/31.35=1.50 0.078 0.093656.06~81.46 9.68~36.78 72.72(18) 18.95(18)0.265.33/12.31=0.4343.47/27.80=1.56 0.117 0.1273 ○燃料比 各可采煤层煤的固定碳含量在 68~75%之间，6 煤相比较 4 煤含量偏高。燃 料比一般大于 6，如以日本动力用煤对其评价，均属优质燃料煤。 3）可磨性（HGI） 煤对 CO2 反应测定见表 1-12，从表中可见，反应温度和还原率成正比，温 度愈高，α CO2 愈大。当温度达 950℃以上时，6 煤对 CO2 的反应性比 4 煤好，贫煤比无烟煤反应性好。6 煤活性之所以比 4 煤好，在于 6 煤层的煤的灰成分 中，Ca 含量较 4 煤层高（CaO10%） ，因为 CaO+Fe2O3 对 CO2 有较强的催化 作用。 总之，在标准温度下（950℃） ，贫煤活性比无烟煤好，但各煤层均属反应 性较好煤层。如要使α CO2≥60%，必须升高炉温至 1000℃以上。表 1-12 煤及焦碳对二氧化碳化学反映性成果 PM α 1(%) 4 WY 6 WY 13.50 7.23 23.50 21.13 45.20 47.58 62.50 68.83 75.50 80.50 81.30 85.84 3.95 16.00 51.39 77.28 93.22 98.001.3.3 其它有益矿产 （1）微量元素 煤中微量元素种类繁多，但大多含量甚微，没有明显富集。通过光谱半定 量分析，对煤层和铝质泥岩中易于富集的镓、锗二种元素进行了测定 (见表 1-13)。从表中可以看出，各煤层的镓、锗的含量差异不大，其含量均未达到国 家规定的最低工业品位要求，在目前经济技术条件下尚无回收利用价值。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 15 页表 1-13 镓 锗 含 量 统 计 表 样别 煤 芯 煤 样 层 4 6 煤 Ga(PPM) 最 大 14.0 14.0 106.0 小 9.0 4.0 18.0 最 均 11.9 8.0 41.7 平 数 13 17 11 点 最 大 1.81 10.92 4.83 0.40 小 0 0 Ge(PPM) 最 均 0.95 1.70 2.09 平 数 14 17 11 点铝质泥岩（2）铝质泥岩 在本矿井下石盒子组底部（4 煤层下）发育 1~2 层，厚 2~4m 铝质泥岩， 层位稳定，分布较广。从取样化验分析结果看，采样化验结果 Al2O3 含量大部 分在 22.76%~32.56%之间，达到三级粘土矿品位，但 AL2O3/SIO2&1，达不到铝 土矿的边界工业品位 2.1 的要求，在目前技术条件下，不能用于冶炼铝。由于 铝质泥岩中的 Fe2O3 含量在 7.44%~23.55%之间，也达不到 1984 年全国矿产储 量委员会制定的《耐火粘土勘探规范》中硬质粘土的标准，不具备工业利用价 值。 1.3.4 瓦斯，煤尘及自燃 （1）瓦斯 根据精查地质报告的瓦斯地质资料，全矿井最大绝对瓦斯涌出量为 7.866 3 m /min,最大相对瓦斯涌出量为 1.732m3/t，矿井瓦斯等级应定为低瓦斯矿井。 （2）煤尘和煤的自燃 据煤尘爆炸，测试结果，各煤层火焰长度为 25~40mm，均有爆炸危险性， 须通入 20~45%的岩粉方能抑制爆炸。建议采用湿式打眼、煤层注水、放炮喷 雾、净化水幕、转载点喷雾、冲洗巷帮等综合防尘措施。 据煤的自燃发火倾向测试结果，各煤层均属不自燃发火煤层（Ⅳ级） 。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 16 页2 井田境界与储量2.1 井田境界刘桥二矿位于安徽省淮北市濉溪县刘桥镇境内。西以省界与河南省永城市 毗邻，东距濉溪县约 10km，东北距淮北市约 13km。 矿井范围东~东南浅部以土楼断层和刘桥一矿为界，西~西北以省界与河南 省永城市的新庄煤矿相接。井田走向长度为 5.08-5.71km，平均走向长度为 5.62km，倾斜宽为 2.38-3.63km，平均为 3.26 km，平均倾角为 7 度，井田水平 宽度为 2.71-3.04 km，水平面积为 18.05 平方公里。2.2 矿井储量计算2.2.1 构造类型 煤层内倾角为 4° ~15° ，褶曲与断层均较发育，无岩浆活动，为中等构造地 区，属于第二类。 2.2.2 矿井工业储量 矿井工业储量是指在井田范围内，经地质勘探，煤层厚度和质量均合乎开 采要求，地质构造比较清楚。 根据已看勘探的煤种以贫煤为主，其次是无烟煤，由表 2-1 知最低可采厚 度为 0.7m。表 2-1 储量计算厚度、灰分指标 储量类别 煤的种类 缓斜煤层（0° 最低可采厚 度/m -25°） 倾斜煤层（25° -45°） 急斜煤层（&45°） 最低灰分% 0.6 0.5 0.7 0.6 40 0.7 0.6 0.4 0.4 0.5 0.4 50 0.6 0.5 0.7 0.7 0.8 0.5 0.6 0.7 能利用储量 炼焦用 煤 非炼焦 用煤 褐 煤 尚可利用储量 炼焦用 煤 非炼焦 用煤 褐 煤本矿井设计对 4，6 煤层进行开采设计，它们的厚度分别为 3.2、3.3，基岩 无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。 本次储量计算是在精查地质报告提供的 1：5000 煤层底板等高线图上计算 的，储量计算可靠。 4 煤层和 6 煤层，采用块段法计算工业储量。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 17 页地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征， 将矿体划分为若干块段， 在圈定的块段法范围内可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，每个块段内至少应有一个以上的钻孔。块段划分如图 2-1 所 示。-250-250-300-400-450-350-5002-50 0 -40 0-550-600-650-45-70003-55 0-60 0N1-300-35 0-5 00-65 0-300-70045-350-400-450-500-750-550-600-650-700中国矿业大学矿业工程学院采矿工程系比例1：5000设计人 指导老师 评阅老师刘桥二矿开拓平面图尉瑞 完成日期 评阅日期 评阅日期图 2-1 块段划分示意图根据《煤炭工业设计规范》 ，求得以下各储量类型的值： （1）矿井地质资源量 矿井地质资源量可由以下等式计算：Zz ? m ? F ? ? ? 0.000001 式中： Z z ――矿井地质资源量，Mt； m ――煤层平均厚度，m； F ――煤层底面面积，m3； ? ――煤容重，t/m3。 将各参数代入（2-1）式中可得表 2-2，所以地质储量为： Z z =177.74（Mt）（2-1） 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 18 页表 2-2 煤层地质储量计算煤 层块 段倾角 /(°)块段面积 /km2煤厚 /m容重 /t/m3储量 /Mt煤层总储量 /Mt总储量 /Mt1 2 4# 3 4 5 1 2 6# 3 4 56.4 5 13.7 4.2 6.3 6.4 5 13.7 4.2 6.32.83 3.36 3.89 3.62 4.35 2.83 3.36 3.89 3.62 4.353.2 3.2 3.2 3.2 3.2 3.3 3.3 3.3 3.3 3.31.5 1.5 1.5 1.5 1.5 1.5 1.5 1.5 1.5 1.513.66 16.19 19.21 17.44 21.01 177.74 14.09 16.69 19.81 17.99 21.66 90.24 87.51（2）矿井工业储量 根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%推断 的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的基础 储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源/储量由式计算。 矿井工业储量可用下式计算：Z g ? Z111b ? Z122b ? Z2m11 ? Z2m22 ? Z333k式中（2-2）Z g ――矿井工业资源/储量； Z111b ――探明的资源量中经济的基础储量； Z122b ――控制的资源量中经济的基础储量； Z 2 m11 ――探明的资源量中边际经济的基础储量； Z 2 m 22 ――控制的资源量中经济的基础储量； Z333 ――推断的资源量； k ――可信度系数，取 0.7~0.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的 矿井， k 值取 0.9；地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井， k 取 0.7。该式取 0.8。 Z111b ? Z z *60%*70% ? 74.65（Mt） 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 19 页Z122b ? Z z *30%*70% ? 37.33（Mt） Z2m11 ? Z z *60%*30% ? 31.99（Mt） Z2m22 ? Z z *30%*30% ? 16.00（Mt） Z333k ? Z z *10%* k ? 14.22（Mt） 因此将各数代入式 2-2 得： Z g ? 174.19（Mt） 2.2.3 矿井可采储量 矿井设计资源储量按式（2-3）计算：Z s ? (Z g ? P ) 1 式中 Zs ――矿井设计资源/储量 P1 ――断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久 煤柱损失量之和。按矿井工业储量的 3%算。 则： Zs ? (Z g ? P ) ? 174.19 ?174.19 ? 3%= 168.96（Mt） 1 矿井设计可采储量 Zk ? (Zk ? P2 )C 式中 Z k ――矿井设计可采储量； P2 ――工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储 量的 2%算； C――采区采出率，厚煤层不小于 75%；中厚煤层不小于 80%；薄 煤层不小于 85%。此处取 0.85。 则： Zk ? (Zk ? P )C ? (168.96 ?168.96 ? 2%) ? 0.85 ? 140.75（Mt） 2 2.2.4 工业广场煤柱 根据《煤炭工业设计规范》不同井型与其对应的工业广场面积见表 2-3。 第 5-22 条规定：工业广场的面积为 0.8-1.1 平方公顷/10 万吨。本矿井设计生产 能力为 150 万吨/年，所以取工业广场的尺寸为 300m?400m 的长方形。煤层的 平均倾角为 10 度， 工业广场的中心处在井田走向的中央， 倾向中央偏于煤层中 上部，其中心处埋藏深度为-500m，该处表土层厚度为 120-160m，主井、副井， 地表建筑物均布置在工业广场内。 工业广场按Ⅱ级保护留维护带， 宽度为 15m。 本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表 2-4。表 2-3 工业场地占地面积指标 井 型（万 t/a） 240 及以上 120-180 45-90 占地面积指标（公顷/10 万 t） 1.0 1.2 1.5 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 20 页9-301.8 表 2-4 岩层移动角广场中心深度/m -500煤层倾角 10°煤层厚度/m 3.2、 3.3冲击层厚度/m 150ф 45δ 75γ 75β 65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：32-100 -150 -200 -250 -300 -350 -400 -450 -500 -550 -600 -650 -700 -750 -800-850 -900图 2-1 工业广场保护煤柱由图可得出保护煤柱的尺寸为： 由于两层煤，需算两个保护煤柱。由 CAD 量的两个梯形的面积分别是： m2 和
m2 S4 煤=/cos10°=m2 S6 煤=/cos10°=m2 则：工业广场的煤柱量为： Z 工=S?M?R 式中： Z 工----工业广场煤柱量，万吨； S ----工业广场压煤面积，O； M ----煤层厚度，4 煤 3.2 m，6 煤 3.3m； R ----煤的容重, 1.5t/m3。 则： Z4 煤=?3.2?1.5?10-4 =364.64(万吨) Z6 煤=?3.3?1.5?10-4 =429.28(万吨) 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 21 页Z 工=364.64+429.28=793.92(万吨) 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 22 页3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1 矿井工作制度按照《煤炭工业矿井设计规范》中规定，参考《关于煤矿设计规范中若干 条文修改的说明》 确定本矿井设计生产能力按年工作日 330 天计算， ， 四六制作 业（三班生产，一班检修） ，每日三班出煤，净提升时间为 16 小时。3.2 矿井设计生产能力及服务年限1.矿井设计生产能力 因为本井田设计丰富，主采煤层赋存条件简单，井田内部无较大断层，比 较合适布置大型矿井，经校核后确定本矿井的设计生产能力为 150 万吨/年。 2.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。 （1）矿井开采能力校核 刘桥二矿 4、 煤层均为中厚煤层， 6 煤层平均倾角为 8 度， 地质构造简单， 赋存较稳定，但矿井瓦斯含量及涌水相对较大，工作面长度不一过大，考虑 到矿井的储量可以布置两个综采工作面同采可以满足矿井的设计能力。 （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 9 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。 所以辅助生产环节完全能够满足设计生产能力的要求。 （3）通风安全条件的校核 本矿井煤尘具有爆炸性瓦斯含量相对较高，属于高瓦斯矿井，水文地质条 件较简单。矿井通风采用对角式通风，矿井达产初期对首采只需先建一个风井 即可满足矿井的通风需求， 后期再建一个风井， 可以满足整个矿井通风的要求。 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，不会影响矿井的设计生产能力。 （4）储量条件校核 井田的设计生产能力应于矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服 务年限。 矿井服务年限的公式为： 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 23 页T=Zk/(A?K) 其中：T ---矿井的服务年限，年； Zk----矿井的可采储量，140.75Mt； A ----矿井的设计生产努力， 150 万吨/年； K ----矿井储量备用系数，取 1.4。 则： T=140.75?100/（150?1.4） =67.02（年） 既本矿井的开采服务年限符合规范的要求。（3-1）注：确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的 储备能力，矿井达产后，产量迅速提高，局部地质条件变化，使储量减少，有 的矿井由于技术原因使采出率降低， 从而减少储量， 为保证有合适的服务年限， 确定井型时，必须考虑备用系数。 5）第一水平服务年限校核 由本设计第四章井田开拓可知，矿井是单水平上下山开采，水平在-450m， 水平服务年限即为全矿井服务年限，为 67.02 年。 即本设计第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求。表 3-1 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限表 矿井设计生产能力 （万 t/a） 600 及以上 300-500 120-240 45-90 矿井设计年限 （a） &25° 70 60 50 40 35 30 25 20 20 15 15 15 第一水平设计服务年限 煤层倾角 25°-45° &45° 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 24 页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。 井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真 研究。 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； 合理确定开采水平的数目和位置； 布置大巷及井底车场； 确定矿井开采程序，做好开采水平的接替； 进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造； 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： 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。 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。 合理开发国家资源，减少煤炭损失。 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。 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。 根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益 矿物的综合开采。 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-850m 表土层厚 度大，120~160m。 2）本井田瓦斯及涌水比较小,对开拓方式的选择影响不大。 3）本矿地表地势平坦，且多为农田，无大的地表水系和水体，地面平均标 高为+32m。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 25 页4.1.1 井筒形式的确定 （1）井筒形式的确定 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。具体见表 4-1。 本矿井煤层倾角小，平均 7.13° ，为近水平煤层；表土层厚约 120~160 m， 无流沙层；水文地质情况中等―简单，涌水量不大；井筒需要特殊施工―冻结 法建井，因此需采用立井开拓。表 4-1 井筒形式比较 井筒形式 2 工业设施简单。 平硐 3 井巷工程量少， 省去排水设备，大大减少 了排水费用。 4 施工条件好， 掘进速度快， 加快建井工期。 5 煤炭损失少。 与立井相比： 1 井筒施工工艺、 设备与工序比较简单， 掘 与立井相比： 1 井筒长， 辅助提 井田内煤层 埋藏不深， 表 土 层 不 厚，水文地 质 条 件 简 单，井筒不 需要特殊法 施工的缓斜 和 倾 斜 煤 层。 对不利于平 硐和斜井的 地形地质条 件都可考虑 受地形影响 特别大 优点 1 运输环节和设备少、系统简单、费用低。 有足够 储量的山岭 地带 缺点 适用条件进速度快，井筒施工单价低，初期投资少。 升能力小，提升 2 地面工业建筑、 井筒装备、 井底车场简单、 深度有限。 斜井 延深方便。 3 主提升胶带化有相当大提升能力。 能满足 特大型矿井的提升需要。 4 斜井井筒可作为安全出口。 2 通风线路长、 阻 力大、管线长度 大。 3 斜井井筒通过 富含水层，流沙 层施工复杂。 1 不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文 地质等自然条件限制。2 井筒短，提升速度 快， 对辅助提升特别有利。 当表土层为富 3 立井 含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施 工。4 井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤 与瓦斯突出的矿井需风量的要求。 1 井筒施工技术 复杂，设备多， 要求有较高的技 术水平。 掘进速度慢，基 建投资大。2 井筒装备复杂， 立井。（2）井筒位置的确定 井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 26 页积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此， 井筒位置的确定原则： 1）沿井田走向的有利位置 当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向 中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比 较均匀的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短， 通风阻力小。 2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置 井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工 期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于 井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大 的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采井田深部及向下扩 展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小， 愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。 3）有利于矿井初期开采的井筒位置 尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的 工程量，节省投资和缩短建井工期。 4）地质及水文条件对井筒布置影响 要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒不穿过或 少穿过流沙层，较大的含水层，较厚冲积层，断层破碎带，煤与瓦斯突出的煤 层，较软的煤层及高应力区。 5）井口位置应便于布置工业广场 井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于 地面系统间互相连接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦， 高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区， 洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。 6）井口应满足防洪设计标准 附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。 由于本井田倾角平缓，厚度变化小，且距离东部国道近。故把井筒置于井 田中央，即工业场地之中。 （3）井筒数目 为了满足井下煤炭的提升，需设置一主井，辅助提升及进风设置一副井。 因为低瓦斯矿井，井田面积较小，表土层厚度大，不宜用边界式通风，所以不 再另设风井，可用主井回风。共计两个井筒。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 27 页4.1.2 井筒位置的确定采（带）区划分 （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；-25 0-250-400东三采区-500-550-45 0-35 0西二带区-4 00 -4 50-600-650-700西六采区-55 0N东一带区-3 50-3 00-300-5 00-3 0 0-6 00-650-700西四采区-3 5 0-7 50-400西十带区-65 0西八采区-550-450-50 0-600-700中国矿业大学矿业工程学院采矿工程系比例1：5000设计人 指导老师 评阅老师刘桥二矿开拓平面图尉瑞 完成日期 评阅日期 评阅日期图 4-1 采带区划分示意图 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 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 28 页本矿井走向长度较大地势平坦,主副井筒布置在储量中央,且两井筒的地面 标高大于历年最高洪水位标高。 具体采区、带区划分见图 4-1。 4.1.3 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：根据表 2-3 工业场地占地面积指标，确定地面工 业场地的占地面积为 12 公顷，形状为矩形，长边垂直于井田走向。根据制图规 范 1：5000 的图按 300m* 400m 绘制。 4.1.4 开采水平的确定 本矿井主采煤层为 4, 6 号煤层，其它煤层属急薄且不稳定煤层，近期暂不 开采可作为后备储量。4, 6 号煤层属缓斜煤层，平均倾角为 7,煤层无露头，煤 层埋藏最深处达-850m，垂直高度达 900m。根据《煤炭工业设计规范》规定， 缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为 200~350m，针对于本矿井的实际条件，决定 煤层的阶段垂高为 300m 左右。 由于本矿井瓦斯,涌水及煤层倾角比较小,所以可以考虑上下山的开采方案, 考虑到井田范围不大,所以本矿井也可采用两水平的开采方式。 采用两个水平划 分时，立井开拓第一水平,由于 6 煤下 200 米有奥灰岩含水层，所以二水平的延 深不能考虑采用立井延深，因此，采用暗斜井延深。 4.1.5 矿井开拓方案比较 （1）提出方案 根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，如图 4-2，分 述如下： 方案一：立井单水平上下山（岩石大巷) 主、副井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在岩层当中。 方案二：立井单水平上下山（煤层大巷) 主、副井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在煤层当中。 方案三：立井两水平暗斜井延深（岩石大巷） 主、副井均为立井，布置于井田中央，暗斜井延深，大巷布置在岩层当中。 方案四：立井两水平暗斜井延深（煤层大巷）主、副井均为立井，布置于 井田中央，暗斜井延深，大巷布置在煤层当中。 （2）技术比较 以上所提四个方案中，井筒位置、数量和轨道大巷、回风大巷长度以及一、 二水平采区和带区布置总体一致。区别在于二水平的开拓方式不同而引起部分 基建、生产经营费用不同。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 29 页方案一单水平上下山岩石大巷方案二单水平上下山煤层大巷方案三两水平暗斜井延深岩石大巷方案四两水平暗斜井延伸深层大巷图 4-2 开拓方案示意图方案一、二中，区别在于一方案中岩石大巷，这样就增加了岩石巷道的掘 进，使后期基建费用加大；增加了设备的配备；维护费用；但其优点也是显而 易见的：减少了大巷保护煤柱，运输系统干扰降低，各种运输畅通，由于是厚 煤层开采，通风安全性提高，通风条件优化，可以适当减少煤巷的维护，提高 了煤炭采出率。方案二中，岩石掘进量明显较少，而且设备少，环节简单；开 拓准备时间短。但通风条件差；巷道维护费用增加。故两方案中暂取方案一。 详见表 4-2。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 30 页表 4-2 各方案粗略估算费用表 方案一 基建费 岩石 大巷 岩石 大巷 费用/万元 总 计 百分数(%) 方案三 基建费 岩石 大巷 岩石 大巷 费用/万元 总 计 百分数(%) 4669.56× 1574.8× -4= 10 735.36 1.2× 4669.56× 67.02× 10 = 20× 751.09 .00-4方案二 煤层 大巷-44× 4669.56× 1574.8× -4= 10 .2× 4669.56× 67.02× 10 = 20× 5.81 100.004× 4669.56× 1299.9× -4= 10 .2× 4669.56× 67.02× 10-4= 35× 5.61 129.26 方案四维护费煤层 大巷 费用/万元 百分数(%)煤层 大巷 煤层 大巷 费用/万元 百分数(%)4669.56× 1299.9× -4= 10 607.00 1.2× 4669.56× 67.02× 10-4= 35× 1.41 129.26维护费方案三、四中，区别在于大巷的布置位置。方案三中大巷布置在岩层中， 这样就导致岩石掘进量高，开拓费用增加，开拓准备时间增加，但其优点突出： 维修费用低，可以定向取直，有利于辅助运输工具的使用，安全性高，保护煤 柱少。有利于提高煤炭采出率。方案四中，轨道大巷布置在煤层中，掘进容易， 速度快，费用低；开拓准备时间短。但后期的维护费用较高；保护煤柱损失大。 经粗略估算，两方案中暂取方案三。详见表 4-2。 （3）经济比较 方案一、三有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费 和 经济比较结果，分别汇总于表 4-3~表 4-7 中。 在上述经济比较中需要说明以下几点： 1. ○两方案大巷布置数目及位置相同； 2. ○主、副井布置在岩层中，维护费用较低，故未对比其维护费用的差别； 3 ○主、辅运输大巷断面大小不同，大巷维护费用按平均维护费用估算； 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计4 ○方案中相同部分未做比较分析，仅对不同之处进行了计算对比。第 31 页表 4-3 建井工程量 项 目 方案一 方案三主井井筒/m 初 期 副井井筒/m 井底车场/m 开拓大巷/m 主斜井井筒/m 后 期 副斜井井筒/m 井底车场/m 主石门/m 开拓大巷/m481.22+20 481.22+109.5602× 4 0.00 0.00 0.00 0.00 × 4481.22+20 481.22+109.5602× 4975.21 975.21300+500 440.00 × 4表 4-4 生产经营工程量 项 目 方案一 工程量 方案三 工程量运输提升/ 万 t?km 大巷及石门运输 西六大巷及石门运输1.2× 1150.97× 0.188= 259.661.2× 1150.97× 0.988= .2?.527= 2267.69西八大巷及石门运输 下山及暗斜井运输 西六采区 西八采区1.2?.077= 1599.411.2× 1150.97× 0. 1.2?..171.2× 1150.97× (0.)= .2?.)= .2?.975= .2× 1058.81× 7.67× -4= 10 0.97-4西十带区 上下山维护 /万? ｍ a? 排水/万ｍ31.2?.059= .2× 1058.81× 17.27× -4= 10 2.19 525.44× 365× 24× 67.02× 10 30848.33894× 365× 24× 64.16× -4 10 50246.52 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 32 页由对比结果可知，方案一比方案三的总费用少 17%；综合以上技术经济比 较，确定矿井开拓方式为：立井单水平上下山(岩石大巷)，选用方案一；表 4-5 基建费用表 方案一 项目 方案 主井井筒 副井井筒 初期 井底车场 轨道大巷 运输大巷 小 计 0.00 0.00 0.00 0.00 69.96 60.00 0.90 9.90 主暗斜井井筒 副暗斜井井筒 井底车场 后期 主石门 轨道大巷 运输大巷 小 总 计 计 工程量 (ｍ) 单 价 (元/ｍ) 8.90 0.90 1299.90 费 用 (万元) 241.97 280.43 183.09 7.98 .00 0.00 0.00 0.00 8.98 19.06 工程量 (ｍ) 方案三 单 价 (元/ｍ) 8.90 0.90 1299.90 费 用 (万元) 241.97 280.43 183.09 7.98 6553.28501.22 491.2278.24 18678.24501.22 491.2278.24 18678.24975.21 975.21800.00 440.00 69.968.90 0.90 9.90392.97 556.74 146.47 80.56 8.98 07.99 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 33 页表 4-6 生产经营费 方案一 项 目 工程量 万 t? km 西六采区 单 价 (万元/万 t?km) 费 用 (万元) 工程量 万 t? km 方案三 单 价 (万元/万 t?km) 费 用 (万元)下山及暗斜井运输 731.19 1.30 1.30 1.30 950.54 8.59 4799.66 大巷及石门运输 西六采区 西八采区 小 计 259.66 .30 0.30 77.90 479.82 557.72 .19 .00 0.60 43.89 52.8 0.97 .00 0.60 7.69 0.30 0.30 409.38 680.31 3.61 19.49 28.4 .30 1.30 1.30 2.83 3.93西八采区西十带区 小计9.692579.11684.55运提费合计 上下山维护 排水/万ｍ3 小计 合计23910表 4-7 费用汇总表 项目 方案 初期建井费 基建工程费 生产经营费 总费用 方案一 费用/万元 5.78 84.61 百分率/% 100.00 100.00 100.00 100.00 方案三 费用/万元 4.71 16.81 百分率/% 100.00 116.99 117.47 117.41278624.2 矿井基本巷道4.2.1 井筒 矿井共有两个井筒，分别为主井、副井。 （1）主井 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 34 页位于井田中央工业场地之中，担负矿井 1.5 Mt/a 的煤炭提升任务。井筒中 装备多绳 16 t 侧卸式箕斗两套带平衡锤；井筒采用混凝土支护，直径 6.5 m，净 断面积 33.18 m2，支护厚度 450 mm，掘进断面 35.6 m2；两侧钢丝绳罐道；每 天提升 16 小时。井筒断面布置如图 4-2。 （2）副井 位于井田中央工业场地之中，与主井东西相距约 60 m，担负全矿的材料、 人员、设矸石的提升；兼做进风井。装备一对多绳 1 t 矿车双层四车窄罐笼和 一个 1 t 矿车双层四车宽罐笼带平衡锤；安装行人梯子，并有足够的安全间隙； 分别有一躺输水、 排水管路和两躺主干动力电缆。 井筒混凝土支护， 直径 7.2 m， 净断面积 40.71 m2，支护厚度 500 mm（表土段壁厚 1400 mm） 。井筒断面布置 如图 4-3。 4.2.2 开拓巷道 布置一条运输大巷，一条轨道大巷均布置在煤层底板中，大巷水平间距 50 m，共两条大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，大巷位于井田中央， 沿走向布置，坡度控制在 3‰以内。运输、轨道大巷均为锚喷支护半圆拱断面， 局部锚索组合梁支护，喷射厚度 120 mm。运输大巷掘进宽度为 4440 mm，高 为 3820 mm， 设计掘进断面 14.8 m2； 轨道大巷掘进宽度为 4440 mm， 高为 3820 2 mm，设计掘进断面 14.8 m 。 运输大巷和轨道大巷断面特征如图 4-5 和图 4-6。 4.2.3 井底车场及硐室 矿井为立井开拓， 煤炭由运输大巷运至井底煤仓， 后经箕斗提升运至地面； 物料经副井运至井底车场，经井底车场由电机车牵引运到采（带）区；少量矸 石由矿车直接排运到非通行的巷道横贯中。 （1）井底车场的形式和布置方式 井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室 的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、 通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。 根据《煤炭工业设计规范》4.2.1 要求: 井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方 式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主 要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较后确定，并符合下列规定： 1）大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。 2） 当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时， 宜采用折 返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 35 页3）当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式 或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形 形式的车场。 4） 采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井， 井下采用多种运输方式运输 时，应结合具体条件，经方案比较后确定。 根据矿井开拓方式，主井、副井和大巷的相对位置关系，确定采用刀式井 底车场。该车场利用主要运输巷道作为调车线和通过线，车场巷道工程量小。 井底车场布置如图 4-7。 （2）空重车线长度 井底车场空、重车线调车线长度按 1.5 倍列车长度考虑，一列矿车为 20 个 车厢，采用 1t 固定箱式矿车，型号为 MG1.1-6A,外形尺寸（长×宽×高） ： 2000× 880× 1150（mm） ，故取调车线长度为 70 m。 （3）调车方式 驶来的矸石列车由机车牵引到达 B 点， 机车返到 A 点顶推列车进入副井重 车线；机车摘钩，经道岔 CD，通过调车线，到 E，拉走空车。调车线停放一备 用机车，用于材料和设备的运输。 （4）硐室 井底车场硐室主要有：井底煤仓、中央变电所、主排水泵房、消防材料库 及工具室、井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、推车机硐室、医疗室、机 头硐室，联络巷、箕斗装载硐室等。 主井井底煤仓为垂直圆断面煤仓，坐落于主井胶带大巷侧下段，煤仓直径 为 7.0 m，有效装煤高度为 21 m，经计算煤仓容量为 1200 t；胶带输送机运输 能力为 1000 t/h，工作面生产能力为 325 t/h，两小时为 700 t。据设计经验和规 范，可知容量符合要求；煤仓采用上装式布置，通过检修清理斜巷清理。 水仓布置在井底车场副井的西侧，水仓开口在调车线的中部，矿井正常涌 水量为 683.40m3/时，正常涌水量为 525.44 m3/时，所需水仓的容量为： Q0=683.40× 5467.2（m3） 8= 根据水仓的布置要求,水仓的容量为: Q ? S?L (4-1) 3 式中: Q ―水仓容量，m ； S ―水仓有效断面积，10 m2; L ―水仓长度，1045.61 m。 则： Q =10?50.61（m3） 由上面计算得知： Q & Q0 ，故设计水仓容量满足要求。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 36 页0 2768015501550680240018001550215015506500主井井筒断面布置图1：50图 4-2 主井 表 4-8 井 型 1.5 Mt/a 6.5 m 615 m 33.18 m2 44.18 m2 44.18 m2 井筒支护 混凝土井壁厚 450 mm 充填混凝土 50 mm 提升容器 两套 16 t 箕斗带平衡锤 主井井筒特征表1： 50井 筒 直 径 井 深井 断 面 积 基岩段毛段面积 表土段毛段面积50450158290015818503001850 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 190第 37 页70070060140313966280 27224068017041024102412007200500副井井筒断面布置图50 1：50 1：图 4-3 副井 表 4-9 井 型 1.5 Mt/a 7.2 m 625 m 40.17 m2 66.47 m2 78.54 m2 井筒支护 提升容器 副井井筒特征表 一对 1 t 矿车双层四车窄罐笼 一个 1 t 矿车双层四车宽罐笼 带平衡锤 混凝土井壁厚 500 mm 表土段井壁厚
mm井 筒 直 径 井 深井 断 面 积 基岩段毛断面积 表土段毛断面积 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 38 页38010811001001400杆 排间 距 /mm 800 直 径 /mm 20710120输送机大巷断面布置图1：501： 50图 4-5 胶带运输大巷 表 4-11 巷道特征表 断 面/m2 设 净 计 掘 进 12.8 14.6
宽度 /mm 高度 /mm 设计掘进 尺寸 喷 射 厚 度/ mm 120 树脂 100 形式 外露长 度/mm 锚 排 列 方 式 三花150净 周 长 /m 长度 /mm 3002100120 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 39 页00900 200340240轨道运输大巷断面布置图1： 50 1：50图 4-6 轨道运输大巷表 4-12 断 面/m2 设 净 计 掘 进 12.8 14.6
宽度 /mm 高度 /mm 设计掘进 尺寸 喷 射 厚 度 /mm 120 树脂 形式 外 露长 度 /mm 100 巷道特征表 锚 排 列 方 式 三花 杆 排间 距 /mm 700 直 径 /mm 201400200120净 周 长 /m 长度 /mm220013.6 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 40 页图 4-7 井底车场图 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 41 页5 准备方式――带区巷道布置根据西二带区煤层地质情况，本设计采用带区准备方式。具体如下：5.1 煤层地质特征为了有利于矿井早投产，资金早回笼，缓解前期建设资金的紧张状况，本 设计选用西二带区 4205 分带为首采区，设计如下： 5.1.1 带区位置 西二带区走向长平均 2357.8 m，倾向长平均 1940.5 m。带区内划分为 11 个倾斜分带，分带平均长 1757.6 m。设计首采区（西二带区）位于井田南部， 接近井底车场，孟口断层西侧；由井底车场至大巷 120 m 处。 5.1.2 带区煤层特征 带区内含煤地层自下而上为二迭系下统山西组，下石盒子组及二迭系上统 上石盒子组。共含煤 5 层。煤层总厚 8 m 左右。其中有经济价值的为下二迭统 的山西组及下石盒子组。该两含煤地层总厚度平均 335.6 m，煤层总厚 6.5 m， 其中下石盒子组的 4 煤层和二迭系下统山西组的 6 煤为主要可采煤层。 4 煤层为较稳定、结构简单，局部含一层泥岩夹矸，偶见两层夹矸的中厚 煤层。全区稳定可采。该煤层倾角在 4° ～15° ，平均 7.13° ；烟煤及无烟煤，容 重为 1.5 t/ m3，硬度 2.5 左右；井田内瓦斯含量普遍较低，一般相对瓦斯涌出量 小于 1.732 m3/t；煤尘的爆炸性和自然发火危险性都较低。 5.1.3 煤层顶底板岩石构造情况 4 煤层顶板以砂岩为主，完整性和稳定性较好，顶板较易管理，底板一般 不会发生D底鼓‖。具体见表 5-1。 5.1.4 水文地质 区内有王引河、丁沟、任李沟、曹沟等小型沟渠自西北向东南经矿区后， 再经沱河注入淮河。矿区内农用灌沟纵横。 。 矿井预计正常涌水量 525.44m3/h；最大涌水量 683.40m3/h。 5.1.5 地质构造 带区内地质构造简单，在此基础上发育了一系列宽缓褶曲，造成煤层底板 有小的波动，局部变化较大，煤层倾角平均 3° ° ～8 ，总体呈近水平。经初步勘 探无断层，具体有待开采过程中确认，煤层赋存情况较好。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 42 页表 5-1 煤层顶底板岩石构造 顶底板名称 老 顶 直接顶 伪 顶 直接底 岩石名称 中粒砂岩 砂质泥岩 泥 岩 厚 度（m） 4.45～4.56 4.5 0.92～5.1 3.01 0.3～0.6 0.4 底 板 砂质泥岩 0.4～2.0 1.2 老 底 中细砂岩 7.57～17.6 9.03 岩石特征 浅灰色，主要成分为石英，斜层 理发育，泥质胶结，层面含碳质。 深灰色，含植物化石碎片，局部 夹薄层中粒砂岩。 灰色， 含植物化石碎片及菱铁矿结 核。 灰色，薄层状，层理发育，面含碳 质。 浅灰色，碎屑成分以石英主， 次为长石，泥质胶结，条带状 结构，斜层里发育。顶 板5.1.6 地表情况 本矿地处淮北平原中部。 矿区内地势平坦， 地表自然标高+30m~+32m 左右， 有自西北向东南倾斜趋势。基岩无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。 本区属淮河流域。区内有王引河、丁沟、任李沟、曹沟等小型沟渠自西北向 东南经矿区后，再经沱河注入淮河。矿区内农用灌沟纵横。带区对应地面有零 星坐落的几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，采取全 部搬迁措施，特殊地带运用条带开采的特殊采煤方法。 地表下潜水丰富，一般居民生活用水及部分工业用水皆取于此。5.2 带区巷道布置及生产系统5.2.1 带区准备方式的确定 带区准备方式优点： 1）巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低、投产快； 2）运输系统简单，占用设备少，运输费用少； 3）由于工作面的回采巷道既可以沿煤层掘进，又可以保持固定方向，故使 采煤工作面长度保持等长，从而减少了因工作面长度的变化给生产带来的不利 影响，对综合机械化采煤非常有利。 4）通风线路短，风流方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构 筑物也相应减少。 5）对某些地质条件的适应性较强。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 43 页6）技术经济效果显著。 国内实践表明，带区准备方式工作面单产高、巷道掘进率低、采出率高、 劳动生产率高和吨煤成本低。 本设计矿井胶带运输大巷布置在煤层中，辅助轨道大巷布置在煤层底板稳 定岩层中，辅助运输采用 1 t 固定式矿车。 带区准备方式存在的问题： 1）长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助运输、行人比较困难； 2） 现有设备都是按走向长壁工作面的回采条件设计和制造的， 不能完全适 应倾斜长壁工作面生产的要求； 3）大巷装车点多，特别是当工作面单产低，同采工作面个数较多时，这一 问题更加突出； 4）有时存在着污风下行的问题。 上述问题采取措施后可以逐步得到克服。 5.2.2 带区巷道布置 针对首采带区，其参数设计如下： （1）带区煤柱 由后面第 9 章通风设计确定工作面采用一进一回的布置方式，每个工作面 共布置两条斜巷，一侧布置一条：一条进风兼辅助运输，一条回风兼运煤。为 提高掘进速度，节省掘进费用，并结合煤层赋存情况，设计采用沿空掘巷施工， 采空区一侧留设 3 m 保护煤柱。由于首采区两侧均无采空区，故不留设保护煤 柱。 （2）区段要素 首采带区位于西二带区南侧；倾向长 1757.6 m，平均厚 3.2 m，赋存稳定； 根据理论计算和实践统计得知，综采工作面长度在 150～250 m 之间，吨煤生 产成本最低，故工作面长度取为 180 m；两斜巷设计均为矩形断面，其中运煤 斜巷宽为 4.5 m，高为 3.2 m；回风斜巷宽 4 m，高 3 m；分带宽 B 为： B =190+4.5+4 =198.5（m） 。 （3）开采顺序 首采带区为西二带区，然后依次开采一采区、二采区、三带区；二水平三 采区、四采区。由于一带区沿空掘巷，各分带之间跳采，首采工作面为 4205 工作面，然后依次开采下一个不相邻分带，具体如下： →→→→→处理 边角煤→4211 其中培训和组建专责的边角煤采煤队，积极开展技术创新，提高边角煤采 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 44 页出率。 （4）带区通风 带区内各工作面采用一进一回 U 型通风系统。 （5）带区运输 带区内分带运输斜巷铺设 B=1000 mm 的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶 带运输机，集中到井底煤仓，由主井箕斗提升至地面；带区内辅助运输采用连 续牵引车运输，材料车从井底车场出来，经辅助运输大巷到回采工作面的辅助 运输斜巷，再到工作面。 井田巷道布置图见图 5-1。0 0
690002-1 H= 0 ~ 10 m ∠75°H=0~180m∠70°3759500-250-3 00-300-40 0N∠70°H= 0~18-4500m-350-500∠2~ 30° 5°H=0~ 35m-550-600-4 00-6503760000-4 50-700-600-650-700-7 50-6 003760500-70 0采矿工程系比例1：5000设计人 指导老师 评阅老师0刘桥二矿开拓平面图尉瑞 完成日期 评阅日期 评阅日期3755500375950037590003758500375800037575003757000375650065500图 5-1 井田巷道布置图5.2.3 带区生产系统 带区生产系统包括运煤系统、辅助运输系统、通风系统、排矸系统、供电 系统、排水系统等，具体设计如下： （1） 运煤系统 煤由工作面刮板运输机→斜巷转载机、破碎机→斜巷胶带输送机→大巷胶 带输送机中国矿业大学矿业工程学院37550000 -65-5503754500-300-350-400-450-50 0-55000 -53}
急！急！急！本人是中国矿业大学电气自动化专业的，去永煤本部好还是去神东好？还是不去矿上最好？
明天神东就要来学校了，我还在观望。请各位前辈给小弟出出主意。过些天中国华电集团也要来了。我会追加的
我有更好的答案
我的建议是你最好还要在网上看看其他单位有没有能网申的，选择面广一些，就是不知道你去了具体干什么。华电是个好单位。你想在煤炭企业干的话去神东吧。个人不推荐去矿上我是08年毕业生，不要在学校等单位来开宣讲会才选择，徐州是个小城市，一些大企业不愿意来开宣讲会，来的大部分是煤炭企业
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【煤炭科学家】我眼中的“新工科”——矿大安全工程学院王德明教授访谈录
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嘉宾简介王德明，男，1956年8月生，贵州省遵义市人，博士、教授、博士生导师，安全技术及工程国家重点学科学术带头人，煤矿瓦斯与火灾防治教育部重点实验室主任，全国优秀教师，国家安全生产专家组专家，中国煤炭安全科学技术学会矿井通风专业委员会主任，煤炭工业协会防灭火专家委员会副主任。曾任中国矿业大学能源与安全学院院长、安全工程学院院长。获得国家教学成果一等奖1项、国家技术发明二等奖1项、国家科技进步二等奖1项，出版《矿井火灾学》《煤氧化动力学理论及应用》《矿尘学》《矿井火灾救灾决策支持系统》等著作7部。1. 请问您是什么时候开始对煤炭研究感兴趣并走上从事科研的道路？我是1977年恢复高考后首届入学的矿大采矿工程专业学生,入学后才开始对煤炭行业有所了解，毕业之后到了波兰克拉科夫矿冶学院进修煤矿安全，有机会接触欧洲的先进煤炭科学与技术，开始对世界的煤炭科技有些认识。回国后，师从从事矿井火灾防治研究的矿大安全学科带头人王省身教授。对煤炭安全科技的较深入研究是从1990年从事矿井火灾救灾专家系统的研究开始的。该项目是导师承担的原煤炭部重点科技课题，我对该项目研究内容很感兴趣，因为当时专家系统与人工智能技术刚刚兴起，矿井火灾救灾专家系统内容既新颖，又符合煤炭行业的发展需求，于是开始研究煤矿火灾时期的救灾知识，花了很多的时间自学计算机编程技术和人工智能技术。从编程语言basic起步，后学习C语言，C++,windows环境下的VC++。研究中，选择山东枣庄柴里煤矿为应用矿井，认真获取矿井通风安全数据，最终开发出了一套矿井火灾救灾专家系统。此后，我独立承担了国家“九五”攻关项目中的矿井火灾救灾决策及风流远程控制系统子课题，在山东兖州南屯煤矿建设了一套软、硬件相结合的矿井火灾救灾系统，从此走上了从事煤炭科技研究的道路。2、您记忆较深刻的一次科研经历是？当时解决了什么问题？答：2004年完成的神华神东矿区防治煤自燃的稠化砂浆防灭火技术。神东矿区当时主要面临煤自燃问题，该矿区地表缺土少水，实施传统的黄土灌浆技术困难，但矿区地处毛乌素沙漠边缘，地面上有20-30米厚的沙子。神东矿区提出了用沙子替代黄土进行防灭火的课题，但沙子比重大，易沉淀和磨损管道，有很大技术难度，故面向全国相关科研单位进行科技招标。我前期主要从事矿井外因火灾的防治技术研究，这是首次面对煤自燃火灾防治技术问题。我率领团队研发了一种以海带为原料的稠化剂，使用成本低，环保性好，悬沙能力强，构成的稠化沙浆流动的时候阻力小，不流动的时候形成凝胶状，防火性能好。该材料的优越性使矿大在科技竞标中获得成功，获得240万元的研究经费，在神东构建了一套稠化沙浆的生产与制备系统，有效控制了该矿区的煤自然发火问题。3. 请问您如何看待当前的煤炭去产能？如何看待其与煤炭行业院校的改革发展之间的关系？煤炭在能源中的比例逐渐下降，煤炭去产能已经是共识，且正在有效实施。但是从我国能源资源的赋存秉性、煤炭的经济性和可洁净利用性来看，煤炭在未来很长一段时间内仍是战略能源和主要能源。降低产能，不是去煤化。市场对煤炭需求较大，煤是不可能完全被替代的。习总书记曾说:对煤的注意力不要分散，在发展新能源和可再生能源的同时，还要继续做好煤炭这篇大文章。煤炭行业院校的改革发展，不能分散对煤的注意力，要继续做好煤炭这篇大文章，把所依托的煤炭行业看成是改革发展的优势和特点，在这个基础上再拓宽研究领域，这就是我们煤炭行业院校的职责和任务。4. 请问您如何理解新工科建设？日，教育部在复旦大学召开了高等工程教育发展战略研讨会，形成了新时期工程人才培养的新工科建设的共识，之后教育部要求各个高校开展新工科研究与实践。新工科建设就是对传统老工科的换代与升级。矿大过去的学科优势是采矿工程为主的传统老工科，当今迅猛发展的大数据、人工智能、物联网+等新兴产业代表未来的发展方向，如果传统老工科不沿新工科的道路进行改造，仍按照老思路运行，路就会越走越窄。我认为，新工科建设对矿大这种工科类的院校转型发展指明了方向，为学校定位和一流学科建设增加了新内涵。新工科建设要围绕学校定位和一流学科进行建设，这是一个系统工程。首先需要做好顶层设计。进一步明确办学定位，围绕建立国际一流矿业大学的目标，对现有的学院、学科、平台按新的需要进行调整和融合。其次，建立适应新工科建设的体制机制。按照研究型大学的体制，通过体制与机制的改革与完善，充分调动起学院和相关研究平台的积极性，认真运行好各类平台，克服重申报轻管理的老毛病。第三，建立职业化的高水平干部队伍。学校的发展需要教育管理专家，需要高水平的职业化专业队伍，以科研为主的教授兼任相关行政职务，既难保证投入全部精力，也缺少相关知识结构与能力。5. 请问矿业学科、安全学科的新工科建设如何做？矿大的矿业学科是典型的传统老工科，也最具特色。矿业学科的新工科建设路径很明确，就是与新工科相结合。矿业学科的发展，正如钱鸣高院士经常谈到的，采矿工程要和机电、计算机、经济、管理相结合，在当前的条件下更要和物联网、人工智能、大数据等新技术相结合。矿大的安全工程学科，过去只是矿业工程的一部分，目前该学科的知识体系也仍是如此，这既是优势，又是发展的瓶颈。安全科学与工程在我国已列为一级学科，在当前的社会发展当中，人们已认识到安全的重要性，安全本身就是一个新兴产业。当前，公共安全、网络安全得到了快速发展，矿大安全学科在这些新领域基本还未涉及。安全学科的新工科建设不仅是老新结合问题，而是需建立一种适应社会发展的新体系。目前思路是，在进一步夯实煤矿安全优势的基础上，需拓宽发展领域，在地铁、隧道、地下工程等领域的安全逐步形成优势；同时，将安全工程拓展到地面，以城市安全的消防为主。矿大安全学科无论在传统的矿业安全领域还是在新的地下工程和地面城市消防工程的新领域的发展，都必须注重融入新工科内容，使传统的知识体系进一步改造与升级。6.为什么传统老工科需要与新工科进行融合，如何融合？通常认为，创新一般发生在学科的交叉领域。传统学科的发展只有在新技术的推动下才有可能。传统老工科通常与国民经济的基础产业相联系，矿大的特色学科都与行业特色有关，都与国家经济建设的发展需求相关，老工科的最大优势就是有明确的背景。新技术一旦与传统学科相结合都会产生巨大的效益，也是促进新技术发展的最大动力。现代采矿工程技术的发展，与当代的机械装备制造技术、计算机技术、人工智能与自动化技术等密切相关。安全学科的特点更体现学科的交叉性，需要行业的专业知识和新工科专业知识与技术的融合。我自己就有体会，在科研中所取得的每一点成绩，离不开与其它学科的融合，例如研究煤自燃机理，离不开煤化学知识，我的团队在量子化学、分子动力学的研究方面已进入到了这些学科的前沿，才使我们能够提出煤氧化动力学理论，提出煤自燃倾向性测定的行业标准。在研究矿井火灾救灾专家系统时，为掌握计算机编程技术，我当时的编程能力达到了一定的计算机专业水平，我当时给全校的研究生开设C++课程，自己对面向过程和面向对象的编程和VC功能函数的应用有许多切身的体会。因此，老工科的发展需求也正是新工科生长的动力与源泉。对老工科的背景需求越清楚，对新工科的需求就越迫切，老工科与新工科的融合就越好，也就越能取得创新的成果。7.请您给即将进入煤炭行业的科研小青椒们提一些建议&&&&&& 一是将明确的行业背景视为优势。很多人把煤炭行业看成劣势，一心想跳出这个行业。实际上有明确背景，所学的知识就有应用的目标，就能学好和用好这门知识。我在给学生讲授矿井火灾时，我告诉学生，无论建筑火灾、化工火灾、森林火灾、矿井火灾，燃烧的原理都相同，但矿井为受限空间，一旦发生灾害，危害最严重，学好了矿井火灾知识，就能掌握其它各类的火灾知识。矿大的安全学科为什么能处于国内的最好水平，因为煤矿安全是工业安全的重中之重，面临瓦斯、火、水、顶板、尘土五大灾害，解决这些难题就能取得巨大经济和社会效益，就能取得重要科技成果，就能培养出优秀人才。而一些“985”学校的相关学科，由于缺少应用背景，反而很难出高水平成果和人才。&&&&&& 二是针对行业的重大需求确定研究方向和课题。科研的目标应是解决行业的重大科技问题，这应是论文选题的原则。我指导的学生若能取得较好的成绩，其选题都紧紧围绕现场的重大需求或科学的前沿问题。如果离开实际需求，仅从学术文献上选题，为完成或发表学术论文而选题，研究的内容常常缺少实际价值，学生也难得到真正的锻炼，更难取得有价值的学术成果。如果以解决实际问题为导向，学生得到的锻炼最大，也最易出学术成果，去年我的一个学生因解决了泡沫降尘技术中的微量发泡剂的稳定添加等问题，发表了10篇SCI论文。&&&&&& 三是研究的问题处于学科前沿。很多人不明白自己研究的东西在学科里面的地位，常常都在研究别人已研究过的东西，这种重复研究一般很难取得创新成果。我对自己及团队要求，所从事研究的问题一定要处于学科前沿，首先是要弄清学科的前沿在哪里，不清楚前沿就是盲目研究，弄清了前沿才有可能取得突破。例如关于煤自燃机理问题，前人已经研究300多年了，近些年来为什么我带领团队敢于去研究，其前沿问题就是煤结构的多样性和研究手段，我们找到了破解该问题的方法和新技术手段，从而取得了新的突破。又例如，本团队在三相泡沫、阻化泡沫、泡沫降尘技术的研发，都是在学科前沿的创新，从而取得较显著的学术和应用成果。&&&&&& 四是坚持理论与实践紧密结合。就是践行矿大“好学力行”的校风。力行，就是撸起袖子去干。一旦有好的创意，就进行试验，就找一个矿井去试、去用。只有理论与实践紧密结合才能获得真知，才能取得有价值的成果。信息来源：煤炭高教信息整理：黄文怡微信扫一扫 &关注此公众（文章来源：cumt安全学院；责任编辑：郭佳）
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我是中国矿业大学（北京）采矿专业毕业，想到山东郓城郭屯煤矿就业，他们会在我们这边招人吗？
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就矿大采矿这牌子，只有你选择他的份！！恕我直言。更何况这些单位了。我觉得你 最好去跟他们单位联系！矿大采矿的去神东都很简单
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徐州矿大 有不少山东的企业
可以过来看看
这两天有招聘会..以后还会有一点，不过采矿的什么时候都有人要的
校友，你好。你为什么会想去这个煤矿呢，比它好的企业还有很多啊。你自己看看他们公司网站上有没有招聘计划不就知道了。
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中国矿业大学采矿专业优秀毕业设计
中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计目一般设计部分录1 矿区概述及井田地质特征 .................................................................................... 1 1.1 矿区概述 ........................................................................................................... 1 1.2 井田地质特征................................................................................................... 1 1.3 煤层特征........................................................................................................... 7 2 井田境界与储量................................................................................................... 16 2.1 井田境界 ......................................................................................................... 16 2.2 矿井储量计算................................................................................................. 16 3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 ...................................................... 22 3.1 矿井工作制度 ................................................................................................. 22 3.2 矿井设计生产能力及服务年限 ..................................................................... 22 4 井田开拓............................................................................................................... 24 4.1 井田开拓的基本问题 ..................................................................................... 24 4.2 矿井基本巷道................................................................................................. 33 5 准备方式――带区巷道布置 .............................................................................. 41 5.1 煤层地质特征 ................................................................................................. 41 5.2 带区巷道布置及生产系统............................................................................. 42 5.3 带区车场选型设计 ......................................................................................... 48 6 采煤方法............................................................................................................... 49 6.1 采煤工艺方式................................................................................................. 49 6.2 回采巷道布置 ................................................................................................. 65 7 井下运输............................................................................................................... 67 7.1 概述 ................................................................................................................. 67 7.2 带区运输设备选择 ......................................................................................... 68 7.3 大巷运输设备选 ............................................................................................. 70 8 矿井提升............................................................................................................... 74 8.1 矿井提升概述 ................................................................................................. 74 8.2 主副井提升 ..................................................................................................... 74 9 矿井通风及安全................................................................................................... 78 9.1 矿井地质、开拓、开采概况 ......................................................................... 78 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计9.2 矿井通风系统的确定 ..................................................................................... 79 9.3 矿井风量计算 ................................................................................................. 82 9.4 矿井阻力计算 ................................................................................................. 90 9.5 选择矿井通风设备 ......................................................................................... 95 9.6 安全灾害的预防措施 ................................................................................... 100 10 设计矿井基本技术经济指标 .......................................................................... 102 参考文献 ............................................................................................................. 104 专题设计部分 浅析大采高综采面矿压显现特征与控制 ............................................................ 106 0 引言..................................................................................................................... 106 1 国内外研究现状................................................................................................. 108 1.1 大采高综采技术现状 ................................................................................... 108 1. 2 大采高综采工作面矿压显现规律研究现状 .............................................. 109 2 大采高综采工作面矿压观测 .............................................................................112 2. 1 沙曲矿 24101 大采高综采工作面概况 ...................................................... 112 2.2 24101 大采高综采工作面矿压观测方案 .................................................... 114 2. 3 24101 大采高综采工作面矿压显现规律.................................................... 115 3 大采高综采工作面矿压显现特征分析 ............................................................ 120 3. 1 沙曲矿大采高综采工作面矿压特征分析 .................................................. 120 3.2 康家滩矿大采高综采工作面矿压特征分析 ............................................... 122 3.3 寺河矿大采高综采工作面矿压特征分析 ................................................... 124 4 大采高综采工作面煤岩组合力学模型及其控制 ............................................ 126 4. 1 大采高综采工作面煤岩组合力学模型的建立 .......................................... 126 4.2 大采高综采工作面煤岩组合力学模型计算实例 ....................................... 130 结论......................................................................................................................... 132 翻译部分 英文原文 ............................................................................................................. 136 中文译文 ............................................................................................................. 143 致 谢..................................................................................................................... 149 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计一 般 部 分 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第1页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 刘桥二矿位于安徽省淮北市濉溪县刘桥镇境内。西以省界与河南省永城市 毗邻，东距濉溪县约 10km，东北距淮北市约 13km。其地理坐标为： 东经：116?37＇30&~116?41＇15& 北纬：33?54＇30&~33?58＇00& 矿井东~东南浅部以土楼断层和刘桥一矿为界，西~西北以省界与河南省永 城市的新庄煤矿相接。矿井交通十分方便，濉溪县至永城市公路从矿区通过， 可直接接通河南省和安徽省内公路网。矿井铁路专用线经濉溪站转接京沪、陇 海和京九三大干线通往全国各地，交通极为便利，如图 1-1 所示。 1.1.2 矿区气候条件 本区气候温和，属北温带季风区海洋~大陆性气候。气候变化明显，四季 分明。 冬季寒冷多风， 夏季炎热多雨， 春秋两季温和。 据淮北市气象局
年观测资料，年平均气温 14.3℃，最高气温 40.3℃（1988 年 7 月 8 日） ，最低 气温-10.9℃（1988 年 12 月 16 日） 。年平均降雨量 785mm，雨量多集中在 7、8 月份。最大冻土深度 0.17m，年平均风速 2.2m/s，最大风速达 20 m/s,主导风向 东~东北风。无霜期 210~240 天，冻结期一般在 12 月上旬至次年 2 月中旬。 1.1.3 矿区的水文情况 本矿地处淮北平原中部。 矿区内地势平坦， 地表自然标高+30m~+32m 左右， 有自西北向东南倾斜趋势。基岩无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。 本区属淮河流域。区内有王引河、丁沟、任李沟、曹沟等小型沟渠自西北向 东南经矿区后， 再经沱河注入淮河。 矿区内农用灌沟纵横， 零星坐落这几个村庄。 地表下潜水丰富，一般居民生活用水及部分工业用水皆取于此。1.2 井田地质特征矿井东~东南浅部以土楼断层和刘桥一矿为界，西~西北以省界与河南省永 城市的新庄煤矿相接。井田走向长度为 5.08~5.71km，平均走向长度为 5.62km， 倾斜宽为 2.38~3.63km，平均为 3.26 km，平均倾角为 7.13 度，井田水平宽度为 2.71~3.04 km，水平面积为 18.05 平方公里。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第2页江G310安徐州市 萧县河苏王徽霍连高速引淮北市省南永城市刘桥二矿 葛店省沱河钟楼濉溪刘桥一矿青龙山河宿州市图 1-1 刘桥二矿交通位置示意图 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第3页1.2.1 煤系地层 刘桥二矿属于淮北煤田濉肖矿区，位于淮北煤田中西部，在地层区划分上 属于华北地层区鲁西地层分区徐宿小区。本区地层出露甚少，多为第四系冲、 洪积 平原覆盖。矿井范围内无基岩出露，均为新生界松散层所覆盖，经钻孔揭 露地层有奥陶系 1+2） 石炭系 2+3） 二叠系 （O 、 （C 、 （P） 第三 、 （N） 和第四系 （Q） ， 地层厚度大于 1500m，见图 1-2，由老至新概述如下： （1）奥陶系（O） 奥陶系中、下统老虎山组~马家沟组（O2l-O1m） ，层厚度 118.89m。岩性为浅灰 色厚层状的石灰岩，质纯、性脆、微晶结构，局部含白云质，高角度裂隙发育。 （2）石炭系（C） 地层厚度 129.73m，为本溪组和太原组。 1）中统本溪组（C2b） 地层厚度 14.18~23.10m。岩性以浅灰色到暗红色的杂色含铝泥岩为主，夹 有少量的泥质灰岩。含铝泥岩为中厚层状，含有铁质结核及菱铁鲕粒。与下伏 奥陶系地层呈假整合接触。 2）上统太原组（C3t） 地层厚度 115.55m。岩性以深灰色的泥岩、粉砂岩及灰色的砂岩为主，灰到深 灰色的石灰岩次之，夹少量的薄煤层。泥岩、粉砂岩中多见有炭屑或植物化石 碎片 。下伏本溪组地层呈整合接触。 （3）二叠系（P） 1）下统山西组（P1s） 下 部 以 太 原 组 顶部 一灰 之 顶 为 界 ， 上界 为铝 质 泥 岩 之 底 。地 层厚 度 84.00~124.00m，平均 108.50m。岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。含 2 个煤层（组） ，其中 6 煤层为本矿井主要可采煤层之一。 2）下统下石盒子组（P1xs） 下界为 4 煤层下铝质泥岩底界面，上界为 K3 砂岩底界面，地层厚度 201.80~248.20m，平均 227.10m。岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩、铝质泥岩和煤 层组成，为本矿井主要含煤段。含 4 个煤层（组） ，除 3 煤层为局部可采煤层、 4 煤层为矿井主要可采煤层外，其余均为不可采煤层。与下伏地层呈整合接触。 3）上统上石盒子组（P2SS） 下界为 K3 砂岩之底，未见上界，最大厚度约为 298.58m，岩性由砂岩、粉 砂岩和泥岩组成，自下而上,泥岩、粉砂岩颜色变杂，紫色绿色增多。含 3 个煤 层（组） ，均不可采。与下伏地层呈整合接触。 （4）上第三系（N） 总厚 5.90~67.20m，平均厚度 28.94m。不整合于二迭系地层之上。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计地层单位 界 系 第 统 组 层厚 （ ） 柱状 1：500标志 层及 煤层 编号第4页岩石名称岩性简述全 新 统 四 Q4 更 新 Q 统 Q1-3 上 第 三 系 N 上 二 上 石 统 盒7.64细砂、粉砂、粘土质砂褐黄色 、含螺蛳、蚌壳化石，近地表 为耕植土壤系7.64 7.64 7.64 13.58 7.64粘土、砂质粘土棕黄色夹浅灰绿色 、顶部含有钙质 铁锰质结核细砂、粘土、砂质粘土 浅黄色及浅灰绿色、灰白色 粘土、砂质粘土 棕黄色、灰绿色 ，顶部富含钙质铁锰结核古中砂、细砂及少量粗砂 灰白色、浅黄色 ，砂层结构松散 粘土、薄层砂 泥岩、粉砂岩煤灰绿色、灰白色 ，粘土可塑性强 颜色变杂，紫色绿色增多54.30 0.54 70.87泥岩、粉砂岩、砂岩煤颜色变杂，紫色绿色增多P2子 组0.41 94.27 0.60 80.16泥岩、粉砂岩、砂岩煤颜色变杂，紫色绿色增多叠 生P2SS泥岩、粉砂岩颜色变杂，紫色绿色增多下 下 石160 砂岩系统 盒 子 P1 组5.78 3.2 2.35 37.50 55.56号煤 4号煤泥岩、粉砂岩、砂岩灰到、深灰色、炭屑或植物化石碎片泥岩、砂岩 铝质泥岩 砂岩、粉砂岩、泥岩 灰黑～黑色、条带状、层状结构 、碎块 泥岩和粉砂岩 砂岩、粉砂岩、泥岩 泥岩、粉砂岩 、砂岩 灰到、深灰色 、炭屑或植物化石碎片 浅灰色到暗红色 、中厚层状 、含有铁质结核P1xs界下 山 3.3 西 统 组 3.04 P1s P1 53.4石 上统太原 炭 组 115.55 系 中统 本溪 19.00奥 陶 系铝质泥岩 石灰岩浅灰色到暗红色 、中厚层状、含有铁质结核 浅灰色、层状 、性脆、微晶结构、纯 质，高角度裂隙发育。O下 统 O老 虎 山118.89O图 1-2 综合地质柱状图 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第5页（5）第四系（Q） 1）更新统（Q1-3） 总厚 38.80~93.70m，平均厚度 63.97m。与第三系呈假整合接触。 下部主要由浅黄色及浅灰绿色、灰白色细、中砂组成，其中夹 1~2 层粘土 或砂质粘土；部主要由棕黄色夹浅灰绿色粘土、砂质粘土组成，夹 1~3 层砂或 粘土质砂，顶部含有较多钙质或铁锰质结核。 2）全新统（Q4） 厚度为 20.18~39.80m，平均厚度 32.79m。 以褐黄色细砂、粉砂、粘土质砂为主，夹粘土及砂质粘土，含螺蛳、蚌壳 化石，近地表为耕植土壤，属现代河流泛滥相沉积。 1.2.2 水文地质特征 本矿为第三、四系松散层覆盖下的裂隙充水矿床。根据含水层赋存介质特 征自上而下划分为第三、四系松散层孔隙含水层（组） ，二叠系煤系砂岩裂隙含 水层（段） ，太原组石灰岩岩溶裂隙含水层（段） ，奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水 层（段） 。各含水层（组、段）之间又分布有相应的隔水层（组、段） ，因此各 含水层（组、段）自然状态下补给、迳流、排泄条件显著不同，从而在水化学 特征上也存在明显的差别。 根据钻探及测井、抽（注）水试验、简易水文观测、水文长观孔及巷道、 工作面实际揭露的水文地质资料，对本矿主要含水层水文地质特征叙述如下： （1）新生界松散层含、隔水层（组） 1）第一含水层（组） 一般自地表垂深 3~5m 起，底板埋深 28.00~41.60m，平均 33m。含水层主 要由浅黄色粉砂、粘土质砂及细砂组成，夹薄层砂质粘土，局部含有砂礓块。 含水砂层厚度为 15.00~28.60m，平均 22m。 2）第一隔水层（组） 底板埋深 53.50~86.60m，平均深度 72m，由棕黄色夹浅灰绿色斑块的粘土 及砂质粘土组成， 其中夹 2~5 层砂或粘土质砂。 粘土类两极厚度 14.00~45.60m， 平均厚度 29.50m。粘土塑性指数为 14.20~26.80。粘土类质纯致密，可塑性较 强。该层（组）分布稳定，隔水性能较好，能阻隔其上、下的含水层的水力联 系。 3）第二含水层（组） 底板埋深 72.30~105.60m，平均埋深 88m，由浅黄色及浅灰色绿色、灰白 色细、中砂夹 1~4 层粘土或砂质粘土组成。含水砂层厚 3.70~31.70m，平均 11.00m。砂层分布不稳定，厚度变化大，局部地段仅有相应的层位，无明显的 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第6页含水砂层存在，由于含水砂层发育分布不均，富水性也相对强弱不一。 4）第二隔水层（组） 底板埋深 99.30~120.00m 平均埋深 105m，隔水层厚度 4.90~22.60m。岩性 以棕黄色、浅灰绿色的粘土或砂质粘土为主，部分夹 1~3 层砂或粘土质砂，呈 透镜状分布。 5）第三含水层（组） 底板埋深 112.60~170.60m，平均 138m。岩性以灰白色、浅黄色细砂、中 砂及少量粗砂为主，夹 1~3 层粘土或砂质粘土。含水砂层分布不稳定，两极厚 度 5.8~43.70m，平均厚度 21.60m。 6）第三隔水层（组） 本层（组）底部深度 112.00~191.80m。其不整合于二迭系之上，主要由灰 绿色、浅黄色粘土及砂质粘土夹 1~3 层砂层组成，偶夹钙质及铁锰质结核。隔 水层两极厚度 0~37m，平均厚度 11.80m。粘土层可塑性好，膨胀性强，塑性指 数 18.2~21.0， 隔水性良好。 本矿内三隔在大部分地带均能起到较好的隔水作用， 使三含之水不能成为矿井的直接充水水源。 （2）二叠系煤系含、隔水层（段） 1）五含上隔水层（段） 除部分地段该层位缺失外，厚度为 68~215.59m，一般大于 100m，岩性为 泥岩、粉砂岩、砂岩相互交替，以泥岩、粉砂岩为主，砂岩裂隙不发育，穿过 该层段的钻孔冲洗液只有 02-1、03-4 等少数孔发生漏失现象，说明该层段的隔 水性能较好。 2）第五含水层（段） 3 砂岩裂隙含水层） （K 岩性主要由灰白色中、粗砂岩组成，厚约 30m，岩体刚性强，是岩层受力 区构造破裂极为发育的介质条件。该层段厚度大，分布稳定，垂直裂隙发育。 在钻探过程中曾多次发生涌漏水现象，有些孔漏失严重，据主检孔抽水试验资 料，平均 q=0.1613l/s.m，K=12.07m/d，水位标高+0.04m，水化学类型为 SO4.ClNa. Ca 类型，矿化度为 1.97g/L。 3）K3 砂岩下隔水层（段） 主要由泥岩、粉砂岩夹少量砂岩组成，除少数孔缺失该层段外，厚度为 50~85m， 穿过该层位的钻孔只有个别钻孔冲洗液发生漏失现象， 说明该层 （段） 的隔水性是好的。 4）第六含水层（段） （区域 5 煤上下砂岩裂隙含水层） 六含主要由 1~3 层灰白色中、细粒砂岩夹泥岩或粉砂岩组成。砂岩厚度 3~30m，一般厚度 15m 左右，其岩性致密，坚硬，裂隙发育，据风检和副检孔 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第7页抽水试验资料，平均 q=0.3l/s.m，K=0.m/d，水化学类型 为 SO4-K+ Na. Ca 类型，矿化度为 2.178~2.242g/L。 以上资料说明，六含砂岩裂隙发育不均一，局部裂隙发育好，富水性中等。 5）4 煤上隔水层（段） 此层（段）间距 33~81m，主要由泥岩、粉砂岩夹 1~2 层砂岩组成，岩性 致密完整，裂隙不发育，只有个别孔出现冲洗液漏失现象，此层（段）隔水性 能较好。 6）4 煤上、下砂岩裂隙含水层 岩 性 以 灰 白 色 中、 细粒 砂 岩 为 主 ， 夹泥 岩、 粉 砂 岩 。 七 含砂 岩厚 度 4.50~41.20m，平均 20.20m，见表 5107。七含在本矿中部和 9 线以北砂岩厚度 较 大 ， 含 水 性 相 对 较 强 。 据 钻 孔 抽 水 试 验 资 料 q=0.1l/s.m ， K=0.7m/d，富水性弱。水化学类型为 SO4-K+ Na 类型，矿化度为 2.317~3.412g/L。以上资料表明该含水层富水性较好，但含水性、导水性很不均 一，局部较强。其地下水处于封闭~半封闭环境，以储存量为主。是开采 4 煤 层的直接充水水源。 7）4 煤下铝质泥岩隔水层(段) 此层段厚度为 20~65m。一般厚度为 25m 左右，岩性以铝质泥岩为主，局 部夹薄层砂岩，该铝质泥岩为浅灰~灰白色，含紫色花斑，性脆含较多菱铁鲕 粒，岩性特征明显，层位、厚度稳定，是中、下部煤组的分界。其岩性致密， 隔水性能较好。 8）6 煤上下砂岩裂隙含水层 该含水层砂岩厚度 5.20~49.87m，平均 21.50m 左右。岩性以灰白色中、细 砂岩为主，夹灰色粉砂岩及泥岩。砂岩裂隙发育不均，局部多发育垂直裂隙。6 煤上砂岩在 14 勘探线以北厚度较大，含水较丰富。在勘探施工时，曾发生多次 冲 洗 液 消 耗 量 大 或 漏 失 现 象 。 据 12-13-1 孔 抽 水 试 验 ， q=0.0104l/s.m ， K=0.0383m/d，水化学类型为 SO4-K+ Na 类型，矿化度为 3.693g/L。据 2005 年 04-4（水 17）钻孔流量测井资料，八含水位标高为-147.204m， K=1.13m/d。6 煤上下砂岩裂隙含水层流量测井资料。 6 煤上下砂岩裂隙含水层是开采 6 煤层时矿井直接充水含水层。 本矿井最大涌水量为 683.40m3/时，正常涌水量为 525.44 m3/时。1.3 煤层特征1.3.1 可采煤层 本矿井可采煤层有 4、6 两个个煤层，其煤层特征见表 1-1。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第8页（1）4 煤层 位于下石盒子组下部,上距 3 煤层 0~12.30m,平均 5.50m。下距分界铝质泥 岩 24~60.50m，平均 37.50m。煤层结构简单，无夹矸。煤层厚 0~5.54m，平均 3.2m，属中厚煤层。可采性指数 91.0%，变异系数 39%，可采区内平均厚度为 3.2m，可采面积占 92.7%，属较稳定煤层。煤层顶板以泥岩为主，粉砂岩次之， 中部为少量砂岩；底板以泥岩为主，次为粉砂岩。 （2）6 煤层 位于山西组中部，上距铝质泥岩 39~70m，平均 55.5m；下距太原组第一层 灰岩 40.5~65m，平均 53.4m。煤层结构简单，以单一煤层为主，局部含一层泥 岩夹矸。以中厚~厚煤层为主，煤层厚度 0.55~5.93m,平均 3.3m。可采性指数 97.5%，变异系数 26%，可采区内平均厚度为 3.3m，可采面积 94.6%，属较稳 定煤层。在矿井的东北部具岩浆岩侵区和冲刷区，煤层顶板以泥岩为主，粉砂 岩次之，少量砂岩，底板多为泥岩和粉砂岩。 综上所述，4、6 煤层为全区可采，结构较简单的较稳定中厚煤层,下面的设 计只针对这两层煤。表 1-1 可采煤层特征表 层间距/m 煤层 最大~最小 平均 4 厚度/ m 最大~最小 平均 0~5.54 3.2 129.6~68.1 91.9 0~5.93 3.3 变异系数 1% 稳定 类型 顶、底板 主要岩性 顶板多为泥岩，底 板多为泥岩及粉砂岩 顶板多为泥岩及 6 26 较稳定 砂岩，底板多为泥岩及 粉砂岩39较稳定1.3.2 煤的特征 煤的物理性质见表 1-2。表 1-2 各 煤 层 物 理 性 质 统 计 表 特 煤层 征 性 质 颜 条 光 色 痕 泽 灰黑~黑色 黑、棕黑 弱玻璃~玻璃 灰黑~黑色 灰黑、棕黑 玻璃 4 6 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第9页结 构 块构 造 度条带状、线理状 层状 粉末、碎块 发育 1.51 参差状、阶梯状条带状、线理状 层状 碎块 较发育 1.47 参差状、阶梯状内生裂隙 视 密 度 断 口煤岩特征特征见表 1-3。表 1-3 各 煤 层 宏 观 煤 岩 特 征 表 煤 特征 特征 组 分 类别 类 型 层 4 亮暗煤为主 半暗~半亮煤 6 亮煤为主，暗煤次之 半亮煤煤的化学性质 （1）挥发分（Vdat） 本矿井各煤层均属低挥发分煤。4、6 煤层的挥发分产率见表 1-4表 1-4 各煤层挥发分产率统计 4 含 煤 量 层 煤样 原 煤 9.02~25.79 13.84(48) 精 煤 8.29~14.58 11.27(80) 7.79~17.66 12.05(52) 7.37~19.80 10.16(82) 两 极 值 两 极 值 平均值(点) 平均值(点) 6贫煤挥发分 一般在 10%~15% 之间，无烟煤挥发分一般在 8%~10%之间。本矿井各煤层挥发分产率与煤层相 对深度有一定的相关性。在纵向上由浅到深，挥发分产率逐渐减小；在平面上， 沿走向自东向西有逐渐减小的趋势。 本矿井挥发分产率总体较低，与淮北煤田大部分矿井相比较，显示出较高 异常，说明本区在接受深成变质的同时，还受到岩浆热力变质作用。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 10 页（2）有害组分 各煤层的有害组分见表 1-5。 1）水分（Mad） 各可采煤层原煤水分平均在 0.88~1.04%之间， （2） 、灰分（A.d） 1 ○灰分产率 根据矿井各煤层的回采煤样灰分测试（表 1-6） 煤层的回采煤样原煤平 ，4 均灰分高于可采煤样灰分 6.12%左右，6 煤层的回采煤样原煤平均灰分约高出 可采煤样灰分 2.27%左右，说明 4 煤层及顶底板结构遭受构造破坏，增加顶板 管理难度，在采掘过程中有滑脱夹矸或顶底板岩石在采煤时混入煤内，增加了 开采灰分。表 1-5 有害组分统计表 煤层 含量 项目 原煤 Mad(%) 精煤 原煤 A.d(%) 精煤 原煤 原煤 P.d(%) 精煤 Fd (PPM)2 ○灰成分及灰熔点 各煤层灰成分分析见表 1-7。4 两 极 值 平均值(点数) 0.41~4.58 1.04(87) 0.46~2.10 0.98(80) 8.29~32.65 21.22(83) 1.26~15.42 7.58(78)6 两 极 值 平均值(点数) 0.37~3.86 0.92(84) 0.44~2.4 0.93(82) 6.85~32.74 17.01(84) 2.13~11.83 6.16(80) 0.28~0.83 0.45(73) 0.0 0..1 0..38~118.45 69.92(2)St.d(%)0.26~0.71 0.49(76) 0.3 0..1 0.0021(14)原煤无测定 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 11 页表 1-6 回采煤样原煤灰分统计表 含 煤 层 成 量 最大值（%） 最小值（%） 4 平均值（%） 样品数（点） 最大值（%） 最小值（%） 6 平均值（%） 样品数（点） 分 空气干燥水 2.26 0.54 1.38 45 1.89 0.56 1.30 40 灰 分 Aad 28.96 13.28 19.28 45 34.67 24.61 27.34 40 灰 分 Ad 29.23 13.44 19.45 45 35.29 24.85 27.10 40表 1-7 灰成份统计表 4 煤层 项目 Si02 灰 Al2O3 成 Fe2O3 份 CaO 分 MgO 析 SO3 % TiO2 33.88~52.96 46.96(15) 26.80~35.47 31.35(15) 4.27~7.83 5.62(15) 2.01~19.20 5.55(15) 0.78~1.48 1.20(15) 1.43~7.65 3.27(15) 0.94~2.24 1.67(15) 31.47~54.43 43.47(18) 23.46~31.35 27.80(18) 4.36~7.90 5.33(18) 3.59~31.03 12.31(18) 0.59~1.67 1.16(18) 2.52~7.05 5.13(18) 0.95~2.10 1.44(18) 两极值 平均值(点数) 6 两极值 平均值(点数) 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 12 页煤 灰 熔 融 性 ℃DT (17)
(15)STFT各煤层的灰分组成基本相同，主要为酸性化合物，其中以 SiO2 和 Al2O3 为 主，少量 SO3；碱性化合物中以 Fe2O3 和 CaO 为主，少量 MgO、TiO2 和 K2O 等。 4 煤层 SiO2+Al2O3 平均含量为 78.13%；6 煤层 SiO2+Al2O3 平均含量为 71.27%，可见 6 煤层的酸性化合物低于 4 煤层。煤灰成分组成的差异，表明煤 层（组）成煤古地理环境不同。反映了在煤系地层形成和演变过程中，含煤沉 积由海陆交互相逐渐演变为陆相的特点。 从测试结果，各煤层煤灰熔点均属高熔~难熔。 3 ○硫分（St.d） 各可采煤层原煤全硫含量平均为 0.45~0.65%之间，属低硫煤，显示出淡水 泥炭沼泽成煤特征。标准差一般小于 0.10，属变化小。 各煤层中的硫含量较低时，硫分以有机硫为主，所以，在精煤中测定的全 硫含量接近原煤，表明在洗选过程中，脱硫效果较差。 4 ○磷（P.d） 各煤层原煤的磷含量在 0.5%之间，精煤磷含量0.0040%，属 特低磷煤。5 ○氯、三氧化二砷和氟（Cl、As2O3、F） 各煤层含量均很低，对煤的工业利用没有影响或影响甚微。 （3）元素分析 各煤层煤的元素分析成果统计见表 1-8。 通过对各煤层的氢碳原子比和氧碳原子比进行计算统计，在克瑞威伦煤带 图上，本矿的煤位于无烟煤区。表 1-8 元素分析统计表 Cdaf(%) 两极值 平均值 Hdaf(%) 两极值 平均值 Odaf(%)) 两极值 平均值 H/C(%) 两极值 平均值 O/C(%) 两极值 平均值 Ndaf(%) 两极值 平均值 (O+S)daf(%) 两极值 平均值煤 层 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 13 页482.99-93.06 3.48-4.46 91.34(28) 4.38(18)1.82-5.61 2.70(13)0.0470.0300.86-1.58 1.32-12.19 1.41(28) 3.38(21)687.48-93.14 3.45-4.41 92.04(27) 3.94(28)0.80-5.61 1.89(14)0.0430.0211.21-1.56 1.35(27)1.27-7.71 2.61(22)（4）煤的工艺性能 1）粘结性和结焦性 本矿井各煤层 G 值及 Y 值较低（表 1-9） ，多为高变质的贫煤、无烟煤。 其粘结性和结焦性很低，甚至不具粘结性及结焦性。表 1-9 煤 层 粘 结 性 指 标 统 计 表 煤层指标 GRI（%） y（mm） 2.30 3 4 0.19(32) 0(27) 6 0.25(28) 0(37)2）燃烧性 1 ○发热量 各煤层发热量情况见表 1-10。经过换算， 4、6 煤层的干燥基高位发热量 分别为： 27.22 MJ/kg、28.93 MJ/kg，由此可见：3 煤层、4 煤层和 6 煤层均为 高热值煤。表 1-10 各 煤 层 发 热 量 情 况 统 计 Qb.ad 煤 层 两 极 值 平均值(点数) 4 21.11-34.05 27.44(69) 24.48-33.50 29.13(70) 26.93-30.21 28.412 ○熔渣性和结污性 本矿各煤层的灰渣属酸性，碱酸比平均在 0.16~0.26 之间，6 煤层较 4 煤层Qb.d 两 极 值 平均值(点数) 21.44-34.45 27.96(52) 23.29-33.91 29.30(68)Qb.daf 两 极 值 平均值(点数) 22.188-37.74 34.29(66) 25.88-36.44 35.00(70)6 商品煤 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 14 页偏高，但熔渣、结污指数均0.15，各煤层均为低熔渣、低结污、高熔灰煤，对 锅炉炉壁和对流管道危害很小，宜采用固态排渣（见表 1-11） 。表 1-11 灰 渣 特 征 一 览 表 煤层 酸性物质量 碱性物质量 （%） （%） 碱酸比 铁钙比 硅铝比 结渣 结污 指数 指数461.62~85.21 7.61~25.44 79.98(15) 12.69(15)0.165.62/5.55=1.0146.96/31.35=1.50 0.078 0.093656.06~81.46 9.68~36.78 72.72(18) 18.95(18)0.265.33/12.31=0.4343.47/27.80=1.56 0.117 0.1273 ○燃料比 各可采煤层煤的固定碳含量在 68~75%之间，6 煤相比较 4 煤含量偏高。燃 料比一般大于 6，如以日本动力用煤对其评价，均属优质燃料煤。 3）可磨性（HGI） 煤对 CO2 反应测定见表 1-12，从表中可见，反应温度和还原率成正比，温 度愈高，α CO2 愈大。当温度达 950℃以上时，6 煤对 CO2 的反应性比 4 煤好，贫煤比无烟煤反应性好。6 煤活性之所以比 4 煤好，在于 6 煤层的煤的灰成分 中，Ca 含量较 4 煤层高（CaO10%） ，因为 CaO+Fe2O3 对 CO2 有较强的催化 作用。 总之，在标准温度下（950℃） ，贫煤活性比无烟煤好，但各煤层均属反应 性较好煤层。如要使α CO2≥60%，必须升高炉温至 1000℃以上。表 1-12 煤及焦碳对二氧化碳化学反映性成果 PM α 1(%) 4 WY 6 WY 13.50 7.23 23.50 21.13 45.20 47.58 62.50 68.83 75.50 80.50 81.30 85.84 3.95 16.00 51.39 77.28 93.22 98.001.3.3 其它有益矿产 （1）微量元素 煤中微量元素种类繁多，但大多含量甚微，没有明显富集。通过光谱半定 量分析，对煤层和铝质泥岩中易于富集的镓、锗二种元素进行了测定 (见表 1-13)。从表中可以看出，各煤层的镓、锗的含量差异不大，其含量均未达到国 家规定的最低工业品位要求，在目前经济技术条件下尚无回收利用价值。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 15 页表 1-13 镓 锗 含 量 统 计 表 样别 煤 芯 煤 样 层 4 6 煤 Ga(PPM) 最 大 14.0 14.0 106.0 小 9.0 4.0 18.0 最 均 11.9 8.0 41.7 平 数 13 17 11 点 最 大 1.81 10.92 4.83 0.40 小 0 0 Ge(PPM) 最 均 0.95 1.70 2.09 平 数 14 17 11 点铝质泥岩（2）铝质泥岩 在本矿井下石盒子组底部（4 煤层下）发育 1~2 层，厚 2~4m 铝质泥岩， 层位稳定，分布较广。从取样化验分析结果看，采样化验结果 Al2O3 含量大部 分在 22.76%~32.56%之间，达到三级粘土矿品位，但 AL2O3/SIO2&1，达不到铝 土矿的边界工业品位 2.1 的要求，在目前技术条件下，不能用于冶炼铝。由于 铝质泥岩中的 Fe2O3 含量在 7.44%~23.55%之间，也达不到 1984 年全国矿产储 量委员会制定的《耐火粘土勘探规范》中硬质粘土的标准，不具备工业利用价 值。 1.3.4 瓦斯，煤尘及自燃 （1）瓦斯 根据精查地质报告的瓦斯地质资料，全矿井最大绝对瓦斯涌出量为 7.866 3 m /min,最大相对瓦斯涌出量为 1.732m3/t，矿井瓦斯等级应定为低瓦斯矿井。 （2）煤尘和煤的自燃 据煤尘爆炸，测试结果，各煤层火焰长度为 25~40mm，均有爆炸危险性， 须通入 20~45%的岩粉方能抑制爆炸。建议采用湿式打眼、煤层注水、放炮喷 雾、净化水幕、转载点喷雾、冲洗巷帮等综合防尘措施。 据煤的自燃发火倾向测试结果，各煤层均属不自燃发火煤层（Ⅳ级） 。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 16 页2 井田境界与储量2.1 井田境界刘桥二矿位于安徽省淮北市濉溪县刘桥镇境内。西以省界与河南省永城市 毗邻，东距濉溪县约 10km，东北距淮北市约 13km。 矿井范围东~东南浅部以土楼断层和刘桥一矿为界，西~西北以省界与河南 省永城市的新庄煤矿相接。井田走向长度为 5.08-5.71km，平均走向长度为 5.62km，倾斜宽为 2.38-3.63km，平均为 3.26 km，平均倾角为 7 度，井田水平 宽度为 2.71-3.04 km，水平面积为 18.05 平方公里。2.2 矿井储量计算2.2.1 构造类型 煤层内倾角为 4° ~15° ，褶曲与断层均较发育，无岩浆活动，为中等构造地 区，属于第二类。 2.2.2 矿井工业储量 矿井工业储量是指在井田范围内，经地质勘探，煤层厚度和质量均合乎开 采要求，地质构造比较清楚。 根据已看勘探的煤种以贫煤为主，其次是无烟煤，由表 2-1 知最低可采厚 度为 0.7m。表 2-1 储量计算厚度、灰分指标 储量类别 煤的种类 缓斜煤层（0° 最低可采厚 度/m -25°） 倾斜煤层（25° -45°） 急斜煤层（&45°） 最低灰分% 0.6 0.5 0.7 0.6 40 0.7 0.6 0.4 0.4 0.5 0.4 50 0.6 0.5 0.7 0.7 0.8 0.5 0.6 0.7 能利用储量 炼焦用 煤 非炼焦 用煤 褐 煤 尚可利用储量 炼焦用 煤 非炼焦 用煤 褐 煤本矿井设计对 4，6 煤层进行开采设计，它们的厚度分别为 3.2、3.3，基岩 无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。 本次储量计算是在精查地质报告提供的 1：5000 煤层底板等高线图上计算 的，储量计算可靠。 4 煤层和 6 煤层，采用块段法计算工业储量。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 17 页地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征， 将矿体划分为若干块段， 在圈定的块段法范围内可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，每个块段内至少应有一个以上的钻孔。块段划分如图 2-1 所 示。-250-250-300-400-450-350-5002-50 0 -40 0-550-600-650-45-70003-55 0-60 0N1-300-35 0-5 00-65 0-300-70045-350-400-450-500-750-550-600-650-700中国矿业大学矿业工程学院采矿工程系比例1：5000设计人 指导老师 评阅老师刘桥二矿开拓平面图尉瑞 完成日期 评阅日期 评阅日期图 2-1 块段划分示意图根据《煤炭工业设计规范》 ，求得以下各储量类型的值： （1）矿井地质资源量 矿井地质资源量可由以下等式计算：Zz ? m ? F ? ? ? 0.000001 式中： Z z ――矿井地质资源量，Mt； m ――煤层平均厚度，m； F ――煤层底面面积，m3； ? ――煤容重，t/m3。 将各参数代入（2-1）式中可得表 2-2，所以地质储量为： Z z =177.74（Mt）（2-1） 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 18 页表 2-2 煤层地质储量计算煤 层块 段倾角 /(°)块段面积 /km2煤厚 /m容重 /t/m3储量 /Mt煤层总储量 /Mt总储量 /Mt1 2 4# 3 4 5 1 2 6# 3 4 56.4 5 13.7 4.2 6.3 6.4 5 13.7 4.2 6.32.83 3.36 3.89 3.62 4.35 2.83 3.36 3.89 3.62 4.353.2 3.2 3.2 3.2 3.2 3.3 3.3 3.3 3.3 3.31.5 1.5 1.5 1.5 1.5 1.5 1.5 1.5 1.5 1.513.66 16.19 19.21 17.44 21.01 177.74 14.09 16.69 19.81 17.99 21.66 90.24 87.51（2）矿井工业储量 根据钻孔布置，在矿井地质资源量中，60%探明的，30%控制的，10%推断 的。根据煤层厚度和煤质，在探明的和控制的资源量中，70%的是经济的基础 储量，30%的是边际经济的基础储量，则矿井工业资源/储量由式计算。 矿井工业储量可用下式计算：Z g ? Z111b ? Z122b ? Z2m11 ? Z2m22 ? Z333k式中（2-2）Z g ――矿井工业资源/储量； Z111b ――探明的资源量中经济的基础储量； Z122b ――控制的资源量中经济的基础储量； Z 2 m11 ――探明的资源量中边际经济的基础储量； Z 2 m 22 ――控制的资源量中经济的基础储量； Z333 ――推断的资源量； k ――可信度系数，取 0.7~0.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的 矿井， k 值取 0.9；地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井， k 取 0.7。该式取 0.8。 Z111b ? Z z *60%*70% ? 74.65（Mt） 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 19 页Z122b ? Z z *30%*70% ? 37.33（Mt） Z2m11 ? Z z *60%*30% ? 31.99（Mt） Z2m22 ? Z z *30%*30% ? 16.00（Mt） Z333k ? Z z *10%* k ? 14.22（Mt） 因此将各数代入式 2-2 得： Z g ? 174.19（Mt） 2.2.3 矿井可采储量 矿井设计资源储量按式（2-3）计算：Z s ? (Z g ? P ) 1 式中 Zs ――矿井设计资源/储量 P1 ――断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久 煤柱损失量之和。按矿井工业储量的 3%算。 则： Zs ? (Z g ? P ) ? 174.19 ?174.19 ? 3%= 168.96（Mt） 1 矿井设计可采储量 Zk ? (Zk ? P2 )C 式中 Z k ――矿井设计可采储量； P2 ――工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，按矿井设计资源/储 量的 2%算； C――采区采出率，厚煤层不小于 75%；中厚煤层不小于 80%；薄 煤层不小于 85%。此处取 0.85。 则： Zk ? (Zk ? P )C ? (168.96 ?168.96 ? 2%) ? 0.85 ? 140.75（Mt） 2 2.2.4 工业广场煤柱 根据《煤炭工业设计规范》不同井型与其对应的工业广场面积见表 2-3。 第 5-22 条规定：工业广场的面积为 0.8-1.1 平方公顷/10 万吨。本矿井设计生产 能力为 150 万吨/年，所以取工业广场的尺寸为 300m?400m 的长方形。煤层的 平均倾角为 10 度， 工业广场的中心处在井田走向的中央， 倾向中央偏于煤层中 上部，其中心处埋藏深度为-500m，该处表土层厚度为 120-160m，主井、副井， 地表建筑物均布置在工业广场内。 工业广场按Ⅱ级保护留维护带， 宽度为 15m。 本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层移动角见表 2-4。表 2-3 工业场地占地面积指标 井 型（万 t/a） 240 及以上 120-180 45-90 占地面积指标（公顷/10 万 t） 1.0 1.2 1.5 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 20 页9-301.8 表 2-4 岩层移动角广场中心深度/m -500煤层倾角 10°煤层厚度/m 3.2、 3.3冲击层厚度/m 150ф 45δ 75γ 75β 65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：32-100 -150 -200 -250 -300 -350 -400 -450 -500 -550 -600 -650 -700 -750 -800-850 -900图 2-1 工业广场保护煤柱由图可得出保护煤柱的尺寸为： 由于两层煤，需算两个保护煤柱。由 CAD 量的两个梯形的面积分别是： m2 和
m2 S4 煤=/cos10°=m2 S6 煤=/cos10°=m2 则：工业广场的煤柱量为： Z 工=S?M?R 式中： Z 工----工业广场煤柱量，万吨； S ----工业广场压煤面积，O； M ----煤层厚度，4 煤 3.2 m，6 煤 3.3m； R ----煤的容重, 1.5t/m3。 则： Z4 煤=?3.2?1.5?10-4 =364.64(万吨) Z6 煤=?3.3?1.5?10-4 =429.28(万吨) 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 21 页Z 工=364.64+429.28=793.92(万吨) 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 22 页3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1 矿井工作制度按照《煤炭工业矿井设计规范》中规定，参考《关于煤矿设计规范中若干 条文修改的说明》 确定本矿井设计生产能力按年工作日 330 天计算， ， 四六制作 业（三班生产，一班检修） ，每日三班出煤，净提升时间为 16 小时。3.2 矿井设计生产能力及服务年限1.矿井设计生产能力 因为本井田设计丰富，主采煤层赋存条件简单，井田内部无较大断层，比 较合适布置大型矿井，经校核后确定本矿井的设计生产能力为 150 万吨/年。 2.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。 （1）矿井开采能力校核 刘桥二矿 4、 煤层均为中厚煤层， 6 煤层平均倾角为 8 度， 地质构造简单， 赋存较稳定，但矿井瓦斯含量及涌水相对较大，工作面长度不一过大，考虑 到矿井的储量可以布置两个综采工作面同采可以满足矿井的设计能力。 （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 9 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。 所以辅助生产环节完全能够满足设计生产能力的要求。 （3）通风安全条件的校核 本矿井煤尘具有爆炸性瓦斯含量相对较高，属于高瓦斯矿井，水文地质条 件较简单。矿井通风采用对角式通风，矿井达产初期对首采只需先建一个风井 即可满足矿井的通风需求， 后期再建一个风井， 可以满足整个矿井通风的要求。 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，不会影响矿井的设计生产能力。 （4）储量条件校核 井田的设计生产能力应于矿井的可采储量相适应，以保证矿井有足够的服 务年限。 矿井服务年限的公式为： 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 23 页T=Zk/(A?K) 其中：T ---矿井的服务年限，年； Zk----矿井的可采储量，140.75Mt； A ----矿井的设计生产努力， 150 万吨/年； K ----矿井储量备用系数，取 1.4。 则： T=140.75?100/（150?1.4） =67.02（年） 既本矿井的开采服务年限符合规范的要求。（3-1）注：确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的 储备能力，矿井达产后，产量迅速提高，局部地质条件变化，使储量减少，有 的矿井由于技术原因使采出率降低， 从而减少储量， 为保证有合适的服务年限， 确定井型时，必须考虑备用系数。 5）第一水平服务年限校核 由本设计第四章井田开拓可知，矿井是单水平上下山开采，水平在-450m， 水平服务年限即为全矿井服务年限，为 67.02 年。 即本设计第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求。表 3-1 不同矿井设计生产能力时矿井服务年限表 矿井设计生产能力 （万 t/a） 600 及以上 300-500 120-240 45-90 矿井设计年限 （a） &25° 70 60 50 40 35 30 25 20 20 15 15 15 第一水平设计服务年限 煤层倾角 25°-45° &45° 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 24 页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。 井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真 研究。 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； 合理确定开采水平的数目和位置； 布置大巷及井底车场； 确定矿井开采程序，做好开采水平的接替； 进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造； 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： 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。 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。 合理开发国家资源，减少煤炭损失。 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。 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。 根据用户需要，应照顾到不同媒质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益 矿物的综合开采。 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-850m 表土层厚 度大，120~160m。 2）本井田瓦斯及涌水比较小,对开拓方式的选择影响不大。 3）本矿地表地势平坦，且多为农田，无大的地表水系和水体，地面平均标 高为+32m。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 25 页4.1.1 井筒形式的确定 （1）井筒形式的确定 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。具体见表 4-1。 本矿井煤层倾角小，平均 7.13° ，为近水平煤层；表土层厚约 120~160 m， 无流沙层；水文地质情况中等―简单，涌水量不大；井筒需要特殊施工―冻结 法建井，因此需采用立井开拓。表 4-1 井筒形式比较 井筒形式 2 工业设施简单。 平硐 3 井巷工程量少， 省去排水设备，大大减少 了排水费用。 4 施工条件好， 掘进速度快， 加快建井工期。 5 煤炭损失少。 与立井相比： 1 井筒施工工艺、 设备与工序比较简单， 掘 与立井相比： 1 井筒长， 辅助提 井田内煤层 埋藏不深， 表 土 层 不 厚，水文地 质 条 件 简 单，井筒不 需要特殊法 施工的缓斜 和 倾 斜 煤 层。 对不利于平 硐和斜井的 地形地质条 件都可考虑 受地形影响 特别大 优点 1 运输环节和设备少、系统简单、费用低。 有足够 储量的山岭 地带 缺点 适用条件进速度快，井筒施工单价低，初期投资少。 升能力小，提升 2 地面工业建筑、 井筒装备、 井底车场简单、 深度有限。 斜井 延深方便。 3 主提升胶带化有相当大提升能力。 能满足 特大型矿井的提升需要。 4 斜井井筒可作为安全出口。 2 通风线路长、 阻 力大、管线长度 大。 3 斜井井筒通过 富含水层，流沙 层施工复杂。 1 不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯和水文 地质等自然条件限制。2 井筒短，提升速度 快， 对辅助提升特别有利。 当表土层为富 3 立井 含水层的冲积层或流沙层时，井筒容易施 工。4 井筒通风断面大，能满足高瓦斯、煤 与瓦斯突出的矿井需风量的要求。 1 井筒施工技术 复杂，设备多， 要求有较高的技 术水平。 掘进速度慢，基 建投资大。2 井筒装备复杂， 立井。（2）井筒位置的确定 井筒位置选择要有利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，减少占地面 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 26 页积，降低运输费用，节省投资；要有利于矿井的迅速达产和正常接替。因此， 井筒位置的确定原则： 1）沿井田走向的有利位置 当井田形状比较规则而且储量分布均匀时，井筒的有利位置应在井田走向 中央；当井田储量呈不均匀分布时，应布置在储量的中央，以形成两翼储量比 较均匀的双翼井田，可使沿井田走向的井下运输工作量最小，通风网路较短， 通风阻力小。 2）井筒沿井田倾斜方向的有利位置 井筒位于井田浅部时，总石门工程量大，但第一水平及投资较少，建井工 期短；井筒位于井田中部时，石门较短，沿石门的运输工程量较小；井筒位于 井田的下部时，石门长度和沿石门的运输工作量大，如果煤系基底有含水量大 的岩层不允许井筒穿过时，它可以延深井筒到深部，对开采井田深部及向下扩 展有利。从井筒和工业场地保护煤柱损失看，井筒愈靠近浅部，煤柱尺寸愈小， 愈近深部，煤柱尺寸愈大。因此，一般井筒位于井田倾向方向中偏上的位置。 3）有利于矿井初期开采的井筒位置 尽可能的使井筒位置靠近浅部初期开采块段，以减少初期井下开拓巷道的 工程量，节省投资和缩短建井工期。 4）地质及水文条件对井筒布置影响 要保证井筒，井底车场和硐室位于稳定的围岩中，应尽量使井筒不穿过或 少穿过流沙层，较大的含水层，较厚冲积层，断层破碎带，煤与瓦斯突出的煤 层，较软的煤层及高应力区。 5）井口位置应便于布置工业广场 井口附近要布置主，副井生产系统的建筑物及引进铁路专用线。为了便于 地面系统间互相连接，以及修筑铁路专用线与国家铁路接轨，要求地面平坦， 高差不能太大，尽量避免穿过村镇居民区，文物古迹保护区，陷落区或采空区， 洪水浸入区，尽量避免桥涵工程，尤其是大型桥涵隧道工程。 6）井口应满足防洪设计标准 附近有河流或水库时要考虑避免一旦决堤的威胁及防洪措施。 由于本井田倾角平缓，厚度变化小，且距离东部国道近。故把井筒置于井 田中央，即工业场地之中。 （3）井筒数目 为了满足井下煤炭的提升，需设置一主井，辅助提升及进风设置一副井。 因为低瓦斯矿井，井田面积较小，表土层厚度大，不宜用边界式通风，所以不 再另设风井，可用主井回风。共计两个井筒。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 27 页4.1.2 井筒位置的确定采（带）区划分 （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；-25 0-250-400东三采区-500-550-45 0-35 0西二带区-4 00 -4 50-600-650-700西六采区-55 0N东一带区-3 50-3 00-300-5 00-3 0 0-6 00-650-700西四采区-3 5 0-7 50-400西十带区-65 0西八采区-550-450-50 0-600-700中国矿业大学矿业工程学院采矿工程系比例1：5000设计人 指导老师 评阅老师刘桥二矿开拓平面图尉瑞 完成日期 评阅日期 评阅日期图 4-1 采带区划分示意图 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 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 28 页本矿井走向长度较大地势平坦,主副井筒布置在储量中央,且两井筒的地面 标高大于历年最高洪水位标高。 具体采区、带区划分见图 4-1。 4.1.3 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：根据表 2-3 工业场地占地面积指标，确定地面工 业场地的占地面积为 12 公顷，形状为矩形，长边垂直于井田走向。根据制图规 范 1：5000 的图按 300m* 400m 绘制。 4.1.4 开采水平的确定 本矿井主采煤层为 4, 6 号煤层，其它煤层属急薄且不稳定煤层，近期暂不 开采可作为后备储量。4, 6 号煤层属缓斜煤层，平均倾角为 7,煤层无露头，煤 层埋藏最深处达-850m，垂直高度达 900m。根据《煤炭工业设计规范》规定， 缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为 200~350m，针对于本矿井的实际条件，决定 煤层的阶段垂高为 300m 左右。 由于本矿井瓦斯,涌水及煤层倾角比较小,所以可以考虑上下山的开采方案, 考虑到井田范围不大,所以本矿井也可采用两水平的开采方式。 采用两个水平划 分时，立井开拓第一水平,由于 6 煤下 200 米有奥灰岩含水层，所以二水平的延 深不能考虑采用立井延深，因此，采用暗斜井延深。 4.1.5 矿井开拓方案比较 （1）提出方案 根据以上分析，现提出以下四种在技术上可行的开拓方案，如图 4-2，分 述如下： 方案一：立井单水平上下山（岩石大巷) 主、副井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在岩层当中。 方案二：立井单水平上下山（煤层大巷) 主、副井均为立井，布置于井田中央，大巷布置在煤层当中。 方案三：立井两水平暗斜井延深（岩石大巷） 主、副井均为立井，布置于井田中央，暗斜井延深，大巷布置在岩层当中。 方案四：立井两水平暗斜井延深（煤层大巷）主、副井均为立井，布置于 井田中央，暗斜井延深，大巷布置在煤层当中。 （2）技术比较 以上所提四个方案中，井筒位置、数量和轨道大巷、回风大巷长度以及一、 二水平采区和带区布置总体一致。区别在于二水平的开拓方式不同而引起部分 基建、生产经营费用不同。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 29 页方案一单水平上下山岩石大巷方案二单水平上下山煤层大巷方案三两水平暗斜井延深岩石大巷方案四两水平暗斜井延伸深层大巷图 4-2 开拓方案示意图方案一、二中，区别在于一方案中岩石大巷，这样就增加了岩石巷道的掘 进，使后期基建费用加大；增加了设备的配备；维护费用；但其优点也是显而 易见的：减少了大巷保护煤柱，运输系统干扰降低，各种运输畅通，由于是厚 煤层开采，通风安全性提高，通风条件优化，可以适当减少煤巷的维护，提高 了煤炭采出率。方案二中，岩石掘进量明显较少，而且设备少，环节简单；开 拓准备时间短。但通风条件差；巷道维护费用增加。故两方案中暂取方案一。 详见表 4-2。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 30 页表 4-2 各方案粗略估算费用表 方案一 基建费 岩石 大巷 岩石 大巷 费用/万元 总 计 百分数(%) 方案三 基建费 岩石 大巷 岩石 大巷 费用/万元 总 计 百分数(%) 4669.56× 1574.8× -4= 10 735.36 1.2× 4669.56× 67.02× 10 = 20× 751.09 .00-4方案二 煤层 大巷-44× 4669.56× 1574.8× -4= 10 .2× 4669.56× 67.02× 10 = 20× 5.81 100.004× 4669.56× 1299.9× -4= 10 .2× 4669.56× 67.02× 10-4= 35× 5.61 129.26 方案四维护费煤层 大巷 费用/万元 百分数(%)煤层 大巷 煤层 大巷 费用/万元 百分数(%)4669.56× 1299.9× -4= 10 607.00 1.2× 4669.56× 67.02× 10-4= 35× 1.41 129.26维护费方案三、四中，区别在于大巷的布置位置。方案三中大巷布置在岩层中， 这样就导致岩石掘进量高，开拓费用增加，开拓准备时间增加，但其优点突出： 维修费用低，可以定向取直，有利于辅助运输工具的使用，安全性高，保护煤 柱少。有利于提高煤炭采出率。方案四中，轨道大巷布置在煤层中，掘进容易， 速度快，费用低；开拓准备时间短。但后期的维护费用较高；保护煤柱损失大。 经粗略估算，两方案中暂取方案三。详见表 4-2。 （3）经济比较 方案一、三有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费 和 经济比较结果，分别汇总于表 4-3~表 4-7 中。 在上述经济比较中需要说明以下几点： 1. ○两方案大巷布置数目及位置相同； 2. ○主、副井布置在岩层中，维护费用较低，故未对比其维护费用的差别； 3 ○主、辅运输大巷断面大小不同，大巷维护费用按平均维护费用估算； 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计4 ○方案中相同部分未做比较分析，仅对不同之处进行了计算对比。第 31 页表 4-3 建井工程量 项 目 方案一 方案三主井井筒/m 初 期 副井井筒/m 井底车场/m 开拓大巷/m 主斜井井筒/m 后 期 副斜井井筒/m 井底车场/m 主石门/m 开拓大巷/m481.22+20 481.22+109.5602× 4 0.00 0.00 0.00 0.00 × 4481.22+20 481.22+109.5602× 4975.21 975.21300+500 440.00 × 4表 4-4 生产经营工程量 项 目 方案一 工程量 方案三 工程量运输提升/ 万 t?km 大巷及石门运输 西六大巷及石门运输1.2× 1150.97× 0.188= 259.661.2× 1150.97× 0.988= .2?.527= 2267.69西八大巷及石门运输 下山及暗斜井运输 西六采区 西八采区1.2?.077= 1599.411.2× 1150.97× 0. 1.2?..171.2× 1150.97× (0.)= .2?.)= .2?.975= .2× 1058.81× 7.67× -4= 10 0.97-4西十带区 上下山维护 /万? ｍ a? 排水/万ｍ31.2?.059= .2× 1058.81× 17.27× -4= 10 2.19 525.44× 365× 24× 67.02× 10 30848.33894× 365× 24× 64.16× -4 10 50246.52 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 32 页由对比结果可知，方案一比方案三的总费用少 17%；综合以上技术经济比 较，确定矿井开拓方式为：立井单水平上下山(岩石大巷)，选用方案一；表 4-5 基建费用表 方案一 项目 方案 主井井筒 副井井筒 初期 井底车场 轨道大巷 运输大巷 小 计 0.00 0.00 0.00 0.00 69.96 60.00 0.90 9.90 主暗斜井井筒 副暗斜井井筒 井底车场 后期 主石门 轨道大巷 运输大巷 小 总 计 计 工程量 (ｍ) 单 价 (元/ｍ) 8.90 0.90 1299.90 费 用 (万元) 241.97 280.43 183.09 7.98 .00 0.00 0.00 0.00 8.98 19.06 工程量 (ｍ) 方案三 单 价 (元/ｍ) 8.90 0.90 1299.90 费 用 (万元) 241.97 280.43 183.09 7.98 6553.28501.22 491.2278.24 18678.24501.22 491.2278.24 18678.24975.21 975.21800.00 440.00 69.968.90 0.90 9.90392.97 556.74 146.47 80.56 8.98 07.99 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 33 页表 4-6 生产经营费 方案一 项 目 工程量 万 t? km 西六采区 单 价 (万元/万 t?km) 费 用 (万元) 工程量 万 t? km 方案三 单 价 (万元/万 t?km) 费 用 (万元)下山及暗斜井运输 731.19 1.30 1.30 1.30 950.54 8.59 4799.66 大巷及石门运输 西六采区 西八采区 小 计 259.66 .30 0.30 77.90 479.82 557.72 .19 .00 0.60 43.89 52.8 0.97 .00 0.60 7.69 0.30 0.30 409.38 680.31 3.61 19.49 28.4 .30 1.30 1.30 2.83 3.93西八采区西十带区 小计9.692579.11684.55运提费合计 上下山维护 排水/万ｍ3 小计 合计23910表 4-7 费用汇总表 项目 方案 初期建井费 基建工程费 生产经营费 总费用 方案一 费用/万元 5.78 84.61 百分率/% 100.00 100.00 100.00 100.00 方案三 费用/万元 4.71 16.81 百分率/% 100.00 116.99 117.47 117.41278624.2 矿井基本巷道4.2.1 井筒 矿井共有两个井筒，分别为主井、副井。 （1）主井 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 34 页位于井田中央工业场地之中，担负矿井 1.5 Mt/a 的煤炭提升任务。井筒中 装备多绳 16 t 侧卸式箕斗两套带平衡锤；井筒采用混凝土支护，直径 6.5 m，净 断面积 33.18 m2，支护厚度 450 mm，掘进断面 35.6 m2；两侧钢丝绳罐道；每 天提升 16 小时。井筒断面布置如图 4-2。 （2）副井 位于井田中央工业场地之中，与主井东西相距约 60 m，担负全矿的材料、 人员、设矸石的提升；兼做进风井。装备一对多绳 1 t 矿车双层四车窄罐笼和 一个 1 t 矿车双层四车宽罐笼带平衡锤；安装行人梯子，并有足够的安全间隙； 分别有一躺输水、 排水管路和两躺主干动力电缆。 井筒混凝土支护， 直径 7.2 m， 净断面积 40.71 m2，支护厚度 500 mm（表土段壁厚 1400 mm） 。井筒断面布置 如图 4-3。 4.2.2 开拓巷道 布置一条运输大巷，一条轨道大巷均布置在煤层底板中，大巷水平间距 50 m，共两条大巷。为便于在巷道交叉时架设风桥等构筑物，大巷位于井田中央， 沿走向布置，坡度控制在 3‰以内。运输、轨道大巷均为锚喷支护半圆拱断面， 局部锚索组合梁支护，喷射厚度 120 mm。运输大巷掘进宽度为 4440 mm，高 为 3820 mm， 设计掘进断面 14.8 m2； 轨道大巷掘进宽度为 4440 mm， 高为 3820 2 mm，设计掘进断面 14.8 m 。 运输大巷和轨道大巷断面特征如图 4-5 和图 4-6。 4.2.3 井底车场及硐室 矿井为立井开拓， 煤炭由运输大巷运至井底煤仓， 后经箕斗提升运至地面； 物料经副井运至井底车场，经井底车场由电机车牵引运到采（带）区；少量矸 石由矿车直接排运到非通行的巷道横贯中。 （1）井底车场的形式和布置方式 井底车场是连接矿井主要提升井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室 的总称。它联系着井筒提升和井下运输两大生产环节，为提煤、提矸石、下料、 通风、排水、供电、升降人员等各项工作服务，是井下运输的总枢纽。 根据《煤炭工业设计规范》4.2.1 要求: 井底车场布置形式应根据大巷运输方式，通过车场的货载量、井筒提升方 式、井筒与主要运输大巷的相互位置，地面生产系统布置和井底车场巷道及主 要硐室所处的围岩条件等因素，经技术经济比较后确定，并符合下列规定： 1）大巷采用固定式矿车运输时，宜采用环形车场。 2） 当井底煤炭和辅助运输分别采用底卸式及固定式矿车运输时， 宜采用折 返与环形相结合形式的车场，并应与采区装车站形式相协调。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 35 页3）当大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用无轨系统时，宜采用折返式 或折返式与环形相结合形式的车场；若辅助运输采用有轨系统，则宜采用环形 形式的车场。 4） 采用综合开拓方式的新建矿井或扩建矿井， 井下采用多种运输方式运输 时，应结合具体条件，经方案比较后确定。 根据矿井开拓方式，主井、副井和大巷的相对位置关系，确定采用刀式井 底车场。该车场利用主要运输巷道作为调车线和通过线，车场巷道工程量小。 井底车场布置如图 4-7。 （2）空重车线长度 井底车场空、重车线调车线长度按 1.5 倍列车长度考虑，一列矿车为 20 个 车厢，采用 1t 固定箱式矿车，型号为 MG1.1-6A,外形尺寸（长×宽×高） ： 2000× 880× 1150（mm） ，故取调车线长度为 70 m。 （3）调车方式 驶来的矸石列车由机车牵引到达 B 点， 机车返到 A 点顶推列车进入副井重 车线；机车摘钩，经道岔 CD，通过调车线，到 E，拉走空车。调车线停放一备 用机车，用于材料和设备的运输。 （4）硐室 井底车场硐室主要有：井底煤仓、中央变电所、主排水泵房、消防材料库 及工具室、井底清理斜巷、水仓、调度室、等候室、推车机硐室、医疗室、机 头硐室，联络巷、箕斗装载硐室等。 主井井底煤仓为垂直圆断面煤仓，坐落于主井胶带大巷侧下段，煤仓直径 为 7.0 m，有效装煤高度为 21 m，经计算煤仓容量为 1200 t；胶带输送机运输 能力为 1000 t/h，工作面生产能力为 325 t/h，两小时为 700 t。据设计经验和规 范，可知容量符合要求；煤仓采用上装式布置，通过检修清理斜巷清理。 水仓布置在井底车场副井的西侧，水仓开口在调车线的中部，矿井正常涌 水量为 683.40m3/时，正常涌水量为 525.44 m3/时，所需水仓的容量为： Q0=683.40× 5467.2（m3） 8= 根据水仓的布置要求,水仓的容量为: Q ? S?L (4-1) 3 式中: Q ―水仓容量，m ； S ―水仓有效断面积，10 m2; L ―水仓长度，1045.61 m。 则： Q =10?50.61（m3） 由上面计算得知： Q & Q0 ，故设计水仓容量满足要求。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 36 页0 2768015501550680240018001550215015506500主井井筒断面布置图1：50图 4-2 主井 表 4-8 井 型 1.5 Mt/a 6.5 m 615 m 33.18 m2 44.18 m2 44.18 m2 井筒支护 混凝土井壁厚 450 mm 充填混凝土 50 mm 提升容器 两套 16 t 箕斗带平衡锤 主井井筒特征表1： 50井 筒 直 径 井 深井 断 面 积 基岩段毛段面积 表土段毛段面积50450158290015818503001850 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计 190第 37 页70070060140313966280 27224068017041024102412007200500副井井筒断面布置图50 1：50 1：图 4-3 副井 表 4-9 井 型 1.5 Mt/a 7.2 m 625 m 40.17 m2 66.47 m2 78.54 m2 井筒支护 提升容器 副井井筒特征表 一对 1 t 矿车双层四车窄罐笼 一个 1 t 矿车双层四车宽罐笼 带平衡锤 混凝土井壁厚 500 mm 表土段井壁厚
mm井 筒 直 径 井 深井 断 面 积 基岩段毛断面积 表土段毛断面积 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 38 页38010811001001400杆 排间 距 /mm 800 直 径 /mm 20710120输送机大巷断面布置图1：501： 50图 4-5 胶带运输大巷 表 4-11 巷道特征表 断 面/m2 设 净 计 掘 进 12.8 14.6
宽度 /mm 高度 /mm 设计掘进 尺寸 喷 射 厚 度/ mm 120 树脂 100 形式 外露长 度/mm 锚 排 列 方 式 三花150净 周 长 /m 长度 /mm 3002100120 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 39 页00900 200340240轨道运输大巷断面布置图1： 50 1：50图 4-6 轨道运输大巷表 4-12 断 面/m2 设 净 计 掘 进 12.8 14.6
宽度 /mm 高度 /mm 设计掘进 尺寸 喷 射 厚 度 /mm 120 树脂 形式 外 露长 度 /mm 100 巷道特征表 锚 排 列 方 式 三花 杆 排间 距 /mm 700 直 径 /mm 201400200120净 周 长 /m 长度 /mm220013.6 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 40 页图 4-7 井底车场图 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 41 页5 准备方式――带区巷道布置根据西二带区煤层地质情况，本设计采用带区准备方式。具体如下：5.1 煤层地质特征为了有利于矿井早投产，资金早回笼，缓解前期建设资金的紧张状况，本 设计选用西二带区 4205 分带为首采区，设计如下： 5.1.1 带区位置 西二带区走向长平均 2357.8 m，倾向长平均 1940.5 m。带区内划分为 11 个倾斜分带，分带平均长 1757.6 m。设计首采区（西二带区）位于井田南部， 接近井底车场，孟口断层西侧；由井底车场至大巷 120 m 处。 5.1.2 带区煤层特征 带区内含煤地层自下而上为二迭系下统山西组，下石盒子组及二迭系上统 上石盒子组。共含煤 5 层。煤层总厚 8 m 左右。其中有经济价值的为下二迭统 的山西组及下石盒子组。该两含煤地层总厚度平均 335.6 m，煤层总厚 6.5 m， 其中下石盒子组的 4 煤层和二迭系下统山西组的 6 煤为主要可采煤层。 4 煤层为较稳定、结构简单，局部含一层泥岩夹矸，偶见两层夹矸的中厚 煤层。全区稳定可采。该煤层倾角在 4° ～15° ，平均 7.13° ；烟煤及无烟煤，容 重为 1.5 t/ m3，硬度 2.5 左右；井田内瓦斯含量普遍较低，一般相对瓦斯涌出量 小于 1.732 m3/t；煤尘的爆炸性和自然发火危险性都较低。 5.1.3 煤层顶底板岩石构造情况 4 煤层顶板以砂岩为主，完整性和稳定性较好，顶板较易管理，底板一般 不会发生D底鼓‖。具体见表 5-1。 5.1.4 水文地质 区内有王引河、丁沟、任李沟、曹沟等小型沟渠自西北向东南经矿区后， 再经沱河注入淮河。矿区内农用灌沟纵横。 。 矿井预计正常涌水量 525.44m3/h；最大涌水量 683.40m3/h。 5.1.5 地质构造 带区内地质构造简单，在此基础上发育了一系列宽缓褶曲，造成煤层底板 有小的波动，局部变化较大，煤层倾角平均 3° ° ～8 ，总体呈近水平。经初步勘 探无断层，具体有待开采过程中确认，煤层赋存情况较好。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 42 页表 5-1 煤层顶底板岩石构造 顶底板名称 老 顶 直接顶 伪 顶 直接底 岩石名称 中粒砂岩 砂质泥岩 泥 岩 厚 度（m） 4.45～4.56 4.5 0.92～5.1 3.01 0.3～0.6 0.4 底 板 砂质泥岩 0.4～2.0 1.2 老 底 中细砂岩 7.57～17.6 9.03 岩石特征 浅灰色，主要成分为石英，斜层 理发育，泥质胶结，层面含碳质。 深灰色，含植物化石碎片，局部 夹薄层中粒砂岩。 灰色， 含植物化石碎片及菱铁矿结 核。 灰色，薄层状，层理发育，面含碳 质。 浅灰色，碎屑成分以石英主， 次为长石，泥质胶结，条带状 结构，斜层里发育。顶 板5.1.6 地表情况 本矿地处淮北平原中部。 矿区内地势平坦， 地表自然标高+30m~+32m 左右， 有自西北向东南倾斜趋势。基岩无出露，均为巨厚新生界松散层覆盖。 本区属淮河流域。区内有王引河、丁沟、任李沟、曹沟等小型沟渠自西北向 东南经矿区后，再经沱河注入淮河。矿区内农用灌沟纵横。带区对应地面有零 星坐落的几个村庄，村庄都不大，人口、户数少，搬迁费用相对较少，采取全 部搬迁措施，特殊地带运用条带开采的特殊采煤方法。 地表下潜水丰富，一般居民生活用水及部分工业用水皆取于此。5.2 带区巷道布置及生产系统5.2.1 带区准备方式的确定 带区准备方式优点： 1）巷道布置简单，巷道掘进和维护费用低、投产快； 2）运输系统简单，占用设备少，运输费用少； 3）由于工作面的回采巷道既可以沿煤层掘进，又可以保持固定方向，故使 采煤工作面长度保持等长，从而减少了因工作面长度的变化给生产带来的不利 影响，对综合机械化采煤非常有利。 4）通风线路短，风流方向转折变化少，同时使巷道交叉点和风桥等通风构 筑物也相应减少。 5）对某些地质条件的适应性较强。 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 43 页6）技术经济效果显著。 国内实践表明，带区准备方式工作面单产高、巷道掘进率低、采出率高、 劳动生产率高和吨煤成本低。 本设计矿井胶带运输大巷布置在煤层中，辅助轨道大巷布置在煤层底板稳 定岩层中，辅助运输采用 1 t 固定式矿车。 带区准备方式存在的问题： 1）长距离的倾斜巷道，使掘进及辅助运输、行人比较困难； 2） 现有设备都是按走向长壁工作面的回采条件设计和制造的， 不能完全适 应倾斜长壁工作面生产的要求； 3）大巷装车点多，特别是当工作面单产低，同采工作面个数较多时，这一 问题更加突出； 4）有时存在着污风下行的问题。 上述问题采取措施后可以逐步得到克服。 5.2.2 带区巷道布置 针对首采带区，其参数设计如下： （1）带区煤柱 由后面第 9 章通风设计确定工作面采用一进一回的布置方式，每个工作面 共布置两条斜巷，一侧布置一条：一条进风兼辅助运输，一条回风兼运煤。为 提高掘进速度，节省掘进费用，并结合煤层赋存情况，设计采用沿空掘巷施工， 采空区一侧留设 3 m 保护煤柱。由于首采区两侧均无采空区，故不留设保护煤 柱。 （2）区段要素 首采带区位于西二带区南侧；倾向长 1757.6 m，平均厚 3.2 m，赋存稳定； 根据理论计算和实践统计得知，综采工作面长度在 150～250 m 之间，吨煤生 产成本最低，故工作面长度取为 180 m；两斜巷设计均为矩形断面，其中运煤 斜巷宽为 4.5 m，高为 3.2 m；回风斜巷宽 4 m，高 3 m；分带宽 B 为： B =190+4.5+4 =198.5（m） 。 （3）开采顺序 首采带区为西二带区，然后依次开采一采区、二采区、三带区；二水平三 采区、四采区。由于一带区沿空掘巷，各分带之间跳采，首采工作面为 4205 工作面，然后依次开采下一个不相邻分带，具体如下： →→→→→处理 边角煤→4211 其中培训和组建专责的边角煤采煤队，积极开展技术创新，提高边角煤采 中国矿业大学 2009 届本科生毕业设计第 44 页出率。 （4）带区通风 带区内各工作面采用一进一回 U 型通风系统。 （5）带区运输 带区内分带运输斜巷铺设 B=1000 mm 的胶带输送机，运输煤炭到大巷胶 带运输机，集中到井底煤仓，由主井箕斗提升至地面；带区内辅助运输采用连 续牵引车运输，材料车从井底车场出来，经辅助运输大巷到回采工作面的辅助 运输斜巷，再到工作面。 井田巷道布置图见图 5-1。0 0
690002-1 H= 0 ~ 10 m ∠75°H=0~180m∠70°3759500-250-3 00-300-40 0N∠70°H= 0~18-4500m-350-500∠2~ 30° 5°H=0~ 35m-550-600-4 00-6503760000-4 50-700-600-650-700-7 50-6 003760500-70 0采矿工程系比例1：5000设计人 指导老师 评阅老师0刘桥二矿开拓平面图尉瑞 完成日期 评阅日期 评阅日期3755500375950037590003758500375800037575003757000375650065500图 5-1 井田巷道布置图5.2.3 带区生产系统 带区生产系统包括运煤系统、辅助运输系统、通风系统、排矸系统、供电 系统、排水系统等，具体设计如下： （1） 运煤系统 煤由工作面刮板运输机→斜巷转载机、破碎机→斜巷胶带输送机→大巷胶 带输送机中国矿业大学矿业工程学院37550000 -65-5503754500-300-350-400-450-50 0-55000 -53}
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