采矿毕业设计90万t

摘要

本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。

一般部分是鹤煤八矿矿井0.9Mt/a新井设计。全篇共分为十章：矿井概述及井田地质特征、井田境界和储量、矿井工作制度、设计生产能力及服务年限、井田开拓、准备方式－采区巷道布置、采煤方法、井下运输、矿井提升与运输、矿井通风与安全和矿井主要经济技术指标。

鹤煤八矿井田走向长约4.6km，倾向长约2.5km，井田总面积为9.8km2。主采煤层为二1煤，平均倾角为24°，煤层平均总厚为6.2m，井田地质条件较为简单。

矿井工作制度为“三八”制。矿井的采煤方法主要为走向长壁综合机械化放顶煤开采，矿井开拓方式为双立井开拓方式。

矿井布置一个工作面生产，一个工作面备用，年生产能力为90万t/a，工作面长度为150 m。运输大巷采用胶带输送机运煤，大巷辅助运输采用电机车运输材料和矸石。矿井采用两翼对角式的通风方式。

翻译部分的英文题目为“Horizontal slice method of analysis”。

关键词：综放工作面服务年限含煤地层储量顶板采出率

ABSTRACT

This design includes of three parts: the general part, special subject part and translation part.

The general part is the new mine design of HeiMei BaKuang with the capacity of 0.9 million tons per year. is divided into 10 chapters : Overview of mine and mine geology, mine realm and reserves, the system of mine, design and production capacity and service life, mine development, preparation method-panel design, mining methods, underground transportation, Mine Hoist and transport, mine ventilation and mine safety and the major economic and technical index.

HeiMei BaKuang mine’s run of the minefield is 4.6 km ,the width is about 2.5km，the area is 9.8㎞2.The two is the main coal seam, and its dip angle is 24 degree. The thickness of the mine is about 6.2m in all.

“three-ei ght” working system is adopted. Mining methods is fully mechanized long wall top coal caving mining. The mine is explored with double shafts.

There are a working face and a reserved face, and the production capacity is 0.9 million tons per year.The length of face is 150 m.The big lane of transportation uses the adhesive tape to transport the coal, and the big lane assistance transportation uses the electric locomotive to transport material and the gangue. The way for roadway auxiliary is central compound ventilates..

The English topic of translation part is “Horizontal slice method of analysis”.

Keywords :Comprehensive caving face; Service life; Coal-bearing sequences; Reserve;

Roof; Recovery

目录

一般部分 (1)

1 矿区概述及井田地质特征 (2)

1.1 矿区概述 (2)

1.1.1矿井位置和矿区地形 (2)

1.1.2交通条件 (2)

1.1.3矿区气候 (2)

1.2 井田地质特征 (3)

1.2.1井田勘探程度 (3)

1.2.2井田煤系地层概述 (3)

1.2.3地层概况 (4)

1.2.4井田地质构造 (7)

1.2.5井田水文地质特征 (8)

1.3煤层及煤质 (9)

1.3.1可采煤层特征 (9)

1.3.2煤的特征 (9)

1.3.3煤的化学性质和工艺性能 (10)

1.3.4煤的可选性 (11)

1.3.5瓦斯 (11)

1.3.6煤尘 (12)

1.3.7煤的自燃 (12)

2 井田境界和储量 (13)

2.1 井田境界 (13)

2.2 矿井地质资源量 (13)

2.3 矿井工业资源/储量 (14)

2.4 矿井设计资源/储量 (15)

2.5 矿井设计可采储量 (16)

3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 (18)

3.1 矿井工作制度 (18)

3.2 矿井设计生产能力及服务年限 (18)

4 井田开拓 (20)

4.1.1 确定井筒形式、数目、位置 (20)

4.1.2工业场地的位置 (22)

4.1.3开采水平的确定及采带区划分 (22)

4.1.4主要开拓巷道 (22)

4.1.5方案比较 (22)

4.2矿井基本巷道 (28)

4.2.1井筒 (28)

4.2.2井底车场及硐室 (29)

4.2.3主要开拓巷道 (30)

5准备方式—采区巷道布置 (37)

5.1煤层地质特征 (37)

5.2采区巷道布置及生产系统 (37)

5.2.8 采区采出率 (42)

5.3采区车场及主要硐室 (42)

6采煤方法 (45)

6.1采煤工艺方式 (45)

6.1.1 采区煤层特征及地质条件 (45)

6.1.2 采煤方法确定 (45)

6.1.3 回采工作面参数的确定 (45)

6.1.4 回采工艺及其设备 (46)

6.1.5 工作面运输方式及运输机械 (47)

6.1.6 工作面支护方式及支架选型 (49)

6.1.7 端头支护及超前支护方式 (51)

6.1.8 采煤工艺 (52)

6.1.9 各工艺流程注意事项 (53)

6.1.10 回采工作面吨煤成本 (55)

6.1.11 回采工作面正规循环作业 (56)

6.2回采巷道布置 (58)

6.2.1 回采巷道布置方式 (58)

6.2.2 回采巷道参数 (58)

7.1 概述 (61)

7.1.1 井下运输设计的原始条件 (61)

7.1.2 煤层及煤质 (61)

7.1.3 矿井运输系统 (61)

7.1.4 运输距离和货载量 (62)

7.2 采区运输设备的选择 (62)

7.2.1 设备选型原则 (62)

7.2.2 采区运输设备选型及能力验算 (63)

7.2.3 采区辅助运输 (65)

7.3.3 辅助运输大巷设备选择 (66)

8 矿井提升 (68)

8.1 矿井提升概述 (68)

8.2 主副井提升 (68)

8.2.1 主井提升 (68)

8.2.2 副井提升设备选型 (69)

9 矿井通风及安全 (71)

9.1 矿井通风系统的确定 (71)

9.1.1 矿井概况 (71)

9.1.2 选择矿井通风系统原则 (71)

9.1.3 主要通风机工作方法的确定 (72)

9.1.4 确定矿井的通风方式及方案比较 (72)

9.1.5 采区通风 (74)

9.1.6 工作面通风方式的确定 (75)

9.2 采区及全矿井所需风量 (76)

9.2.1 回采面所需风量的计算 (76)

9.2.2 备用面所需风量的计算 (77)

9.2.3 掘进工作面需风量计算 (77)

9.2.4 硐室需风量 (78)

9.2.5 其它巷道所需风量 (79)

9.2.6 矿井总风量计算 (79)

9.2.7 矿井风量分配及风速验算 (79)

9.3 矿井通风阻力的计算 (81)

9.3.1 矿井通风阻力 (81)

9.3.2 矿井最大阻力路线和通风网络图 (82)

9.3.3 矿井总风阻、等积孔计算 (87)

9.4 矿井主要通风机选型 (87)

9.4.1 矿井自然风压 (87)

9.4.2 主要通风机选型 (89)

9.4.3 电动机选型 (91)

9.4.4 矿井主要通风设备的配置及要求 (92)

9.5 防止特殊灾害的安全措施 (93)

9.6 避灾线路 (94)

10 设计矿井基本技术经济指标 (95)

参考文献 (96)

专题部分 (97)

煤矿瓦斯抽采技术研究 (98)

1煤矿瓦斯抽采利用意义重大 (98)

2矿井瓦斯的危害 (99)

3瓦斯抽采技术方案 (99)

3.1采前预抽技术方案 (99)

3.1.1地面钻孔瓦斯抽放技术 (99)

3.1.2顶板岩巷预抽煤层瓦斯技术 (103)

3.1.3煤层网格抽放技术 (107)

3.1.4低透气性煤层增透技术 (107)

3.2边采边抽技术方案 (109)

3.2.1卸压带钻孔边采边抽技术 (109)

3.2.2高位钻孔抽放技术 (110)

3.3 采空区瓦斯抽放 (113)

4抽采钻孔带压注浆封孔技术的研究与应用 (113)

4.1 带压注浆封孔技术 (114)

4.1.1 赛瑞封孔剂性能研究 (114)

4.1.2带压注浆设备的研制 (114)

4.1.3 基本原理 (115)

4.2 现场应用 (116)

4.2.1 矿井概况 (116)

4.2.2 带压注浆技术应用 (116)

翻译部分 (118)

英文原文 (119)

英文译文 (128)

致谢 (136)

一般部分

1 矿区概述及井田地质特征

1.1 矿区概述

1.1.1矿井位置和矿区地形

八矿位于鹤壁市山城区鹿楼乡，北起小庄村，南到柴厂村，其地理坐标为：

北纬35°50′16″～35°53′00″

东径114°11′09″～114°12′42″

1.1.2交通条件

交通条件便利，铁路，本矿向北可直达汤鹤线。汤鹤线在汤阴与京广线接轨，铁路运输方便。公路交通四通八达，新市区至九矿的大白线二级公路从本井田内通过，本矿至新市区16 km。京广铁路、京珠高速公路、107国道均从新市区经过，交通十分便利。此外尚有汤（阴）鹤（壁）公路、安（阳）鹤（壁）公路、鹤（壁）林州公路等。

图1—1—1交通位置图

1.1.3矿区气候

本区属北温带大陆性半干旱型气候。据鹤壁市气象站观测资料：

1、气温：据1958年～1981年观测资料，年平均气温最高年份15.3℃（1961年），最低年份13.1℃(1964年)，一般为14.5℃左右。气温极值，最高42.3℃(1967年6月4日)，最低-15.5℃

（1967年1月15日）。

2、湿度：据1958年～1981年观测资料，年平均绝对湿度11.63毫巴，年平均相对湿度为60%。

3、降雨量：据1959年～1999年共41年观测资料，年最大降雨量1394.1毫米(1963年)，年最小降雨量266.6毫米（1965年）。年平均降雨量649.55毫米，雨期多集中在七、八月份。

4、蒸发量：本区蒸发量远大于降雨量，据1959年～1999年，36年（缺五年数据）的统计资料，年平均蒸发量2091.79毫米，年蒸发量最大值为2698毫米（1965年），最小值为1637.4毫米（1990年）。

5、风向和风速：本区每年8月至来年2月北风频率最高，最大风速为23米/秒；每年3月南风频率最高，最大风速14米/秒。

1.2 井田地质特征

1.2.1井田勘探程度

1、钻探工程量：

矿井范围内，1956年至1992年，共施工勘探钻孔222个，历次施工钻孔数及进尺见表2-2-1

1.2.2井田煤系地层概述

本区的含煤地层为石炭一二迭系煤系地层，包括石炭系中统本溪群、上统太原群，二迭系下统山西组，下石盒子组，二迭系上统上石盒子组，煤系地层厚920米。主要含煤地层为太原群和山西组。太原群为一煤组含煤3—12层，煤层总厚5.32米，其中部分可采者2层，（一、一），平均厚度1.68米，含煤系数4.5%。山西组为二煤组，含煤1～3层，平均总厚6.79米，其中二1煤为本区主要可采煤层，煤厚1.9～14.1米，平均厚6.75米，含煤系数7.6%。

1.2.3地层概况

八矿井田为全掩盖区，地表为第四系及第三系。现将被钻孔揭露的地层由老至新叙述如下：

1、奥陶系中统马家沟组（O2）

马家沟组灰岩为含煤建造沉积之基底。井田内无出露，西山出露良好，研究较细。其岩性可分七个岩性段，其中第一段为贾旺页岩，第二、第四、第六段为角砾状灰岩，第三、第五、第七段为灰～深灰色中厚层～巨厚层之纯质石灰岩，含角石及松旋螺等化石，全厚450米左右。

2、石炭系（C）

1)中统本溪群（C2）：

底部为浅灰紫色鲕状豆状铝质泥岩；下部为灰色泥岩及砂质泥岩，中夹透镜状灰岩；中部为灰色细—巨粒硅质胶结的石英砂岩；上部为深灰及灰色泥岩、砂质泥岩，含铝质，具鲕状结构，产植物化石碎片，偶夹薄煤。煤层发育不稳定，亦不可采。灰岩中含化石，与其下伏的马家沟组灰岩为平行不整合接触。地层厚15～28米，一般厚23～25米。

2)上统太原群（C3）：

太原群地层由砂岩、砂质泥岩、石灰岩及煤层所组成。

砂岩：下部砂岩灰色，粉粒—细粒—中粒结构，矿物成份以石英、长石为主，胶结物以钙质为主，中部砂岩灰色及灰色微发褐，细—中粒结构，矿场成份以石英为主，胶结物以泥质为主，上部灰色发褐，细—中粒结构，顶部以石英、长石为主，含菱铁质凝块，底部含长石较多。胶结物以钙泥质为主。

砂质泥岩及泥岩：下部砂质泥岩及泥岩，深灰、灰黑至黑色，底部为浅灰色，含黄铁矿结核及植物化石，底部富铝质，偶具鲕状结构。C3L3灰岩底板为黑色浅海相钙质泥岩，含大量动物化石。中部砂质泥岩及泥岩，深灰色、灰黑至黑色，致密性脆，含黄铁矿结核及植物化石。上部砂质泥岩及泥岩为深灰—灰黑色、致密性脆，局部夹碳酸钙质鲕粒及透镜状菱铁质泥岩，含黄铁矿结核及植物化石碎片。

石灰岩：太原群含石灰岩9层，自下而上为C3L1至C3L9。其中C3L8、C3L5、C3L3、C3L2四层发育较好，C3L9、C3L4、C3L1三层灰岩发育次之：以C3L7及C3L6石灰岩发育最差，仅个别钻孔所揭露。据钻孔资料C3L8、C3L5、C3L3、C3L2诸层灰岩的平均厚度分别为5.74米、1.65米、2.57米及7.19米。在井田西南角浅部。75-10孔至77-22孔一带，C3L8灰岩受河流同生冲蚀，被河床粗砂岩替代，缺失C3L8灰岩。

灰岩为为深灰—灰黑色。其中C3L1 、C3L3 下部、C3L5 下分层、C3L6、C3L7及C3L9 均含泥质，含燧石结核的有C3L2 、C3L3 、C3L4 、C3L5 、C3L8 等层石灰岩，其中C3L2 含燧石结核最多，C3L2 、C3L5 及C3L8等层石灰岩常驻具缝合线构造，缝合面上常含碳质。灰岩中产丰富的蜓科、腕足类、珊瑚、海百合茎等动物化石：

煤层：太原群所含煤层为一煤组，共含煤八层。自下而上依次为一1、一2、一4、一5、一6、一7、一8、及一9煤，即除去C3L3灰岩不压煤外，其它各层灰岩均压煤，在八层煤中，发育较好的为一1煤。

在煤层顶底板附近的泥岩、砂质泥岩中，含丰富的植物化石，主要为鳞木、羊齿、轮叶及植物根化石。

本群以一煤底浅灰色铝质泥岩为底界面，与本溪群呈整合接触。厚101.67米～151.48米，平均厚118米。

3、二迭第（P）：

1)下统山西组（P）

山西组由砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层所组成。

砂岩：本组含砂岩四层，从下而上为S9、S10、S11 、S12。上中部砂岩为灰及灰褐色，局部微发绿色，中至巨粒结构，向下颗粒逐渐变细。矿物成份以石英及长石为主，唯二1煤顶板S10砂岩含长石较多。山西组砂岩的特点为黑褐色菱铁质凝块，沿层面富含大白云母片，胶结物多为钙泥质。

泥岩及砂质泥岩：

多为深灰至灰黑色，唯顶部偶具紫斑，微含铝质，具鲕状结构。其顶为A层铝土岩。泥岩及砂质泥岩中，偶见硅质结核，常富含植物化石。

煤层：山西组所含煤层为二煤组，下部含煤1～3层，底部的二1煤层为本区的主要可采煤层。煤层厚度较稳定，井田内厚1.9（13041工作面）～14.0米（11041四横川），平均厚6.75米。除二1其它煤层均不可采。

山西组产丰富的植物化石，主要有细羊齿、翅羊齿、羊齿、苛达叶、芦木、轮木、瓣轮木及楔叶等完整的植物化石及碎片。

本组以S9砂岩底与下伏太原群分界，为整合接触，厚73～134米，平均厚89米。

2)下统下石盒子组（P）

下石盒子组由砂岩、砂质泥岩、泥岩所组成。砂岩灰至灰绿色，细～粗粒结构，矿物成份以石英为主，长石含量较多，其它为绿色、暗色矿物及棕云母片。具波状层理及斜层理，胶结物以泥质及钙质为主。砂质泥岩及泥岩多为灰及青灰色夹紫斑，含铁质结核，产植物化石。

本组以S13层砂岩底与下伏山西组分界，层厚90～104米，平均厚97米。

3)上统上石盒子组（P）

由砂岩、砂质泥岩及泥岩组成。砂岩多为灰白、灰及灰绿色，细至粗粒结构，矿物成份以石英为主，次为长石，胶结物为钙质、硅质及泥质等。下部有S15、S16砂岩，顶部为平顶山砂岩。在砂岩之间为青灰色、紫色、灰紫色、灰绿色的砂质泥岩及泥岩，泥岩中偶含鲕粒、铁质结核及植物化石碎片。

本组以S15底与下伏下石盒子组分界，整合接触。

地层厚591米。

4)上统石千峰组（P）

由紫色、暗紫红色砂质泥岩、泥岩、粉砂岩、细砂岩所组成。砂质泥岩中偶夹薄层石膏及泥灰岩。地层厚度大于1000米，与上石合子组平顶山砂岩顶部整合接触。

4、新第三系（N）

井田内仅出露有新第三系（N）鹤壁组，其岩性主要为土黄色、黄褐色粘土，黄褐色、灰白色粉质粘土，黄色～灰色～中粒泥质砂岩、浅灰色～灰白色淡水湖泊相泥灰岩、钙质粘土，薄～厚层状砾岩等。

鹤壁组地层厚度，钻孔揭露厚度103.25～222.80米，自西向东，沉积厚度逐渐加大。与下伏地层不整合接触。

5、第四系（Q）

主要由次生黄土状砂土、褐黄色粉质粘土、褐红色粘土及砾石等组成，厚度发育不稳定，变化在0～32米之间。

1.2.4井田地质构造

八矿位于鹤壁矿区的南部，总体构造形态为地层走向近SN，倾向E

的单斜构造，倾角一般20°～36°。沿走向发育了轴向NE～NEE宽缓的向、背斜褶曲构造，NE及NEE向断表明发育。

1、褶曲

经勘探和采掘实际控制的褶曲有三个向斜和三个背斜。

1)张庄向斜：位于677—22、77—1、76—13、687—1钻孔一线，向斜轴为八矿与六矿的井田分界线。延伸长度2800米。轴在-350米以浅为SEE，在-350米以深为NEE，向E倾伏。向斜轴在-300米左右被F51断层切割错位。南翼地层走向130°～170°，倾向40°～80°，倾角20°～30°，北翼地层走向30°～50°，倾向120°～140°，倾向26°～34°。该向斜已经被1406、1408工作面和六矿的多个工作面及十多个钻孔严密控制。

2)鹿楼背斜：位于76—20、52—2钻孔一线，延伸长度2km，轴向NEE，向东倾伏，倾伏角24°。南翼地层走向175°～195°，倾角24°北翼地层走向340°～350°，倾角24°。该背斜两翼对称，已经为12021、12041、12101、12121、12141、2401等工作面以及76—20、52—2等钻孔控制，控制严密。

3)桐家庄向斜：位于71—3、72—8、鹿60、78—12等钻孔一线，延伸长度1.8km、轴向NE60°，深部转成EW向，向NE倾伏。该向斜褶皱舒缓，南翼地层走向170°左右，北翼地层走向350°～20°，对称性差，有的地段褶皱不明显。

4)扒厂向斜：位于78—24、78—36、78—57等钻孔一线，延伸长度2.0km。轴向NE60°，向NE倾伏。倾伏角22°南翼地层走向150°～180°。北翼地层走向350°～10°。褶皱宽缓，向斜南翼受F53、F53-1等大断层破坏。该向斜浅部由煤层露头、13011、13031、23011、23051工作面以及78—38、78—57、92—2等孔控制，控制严密。-400米以下缺乏控制。

5)柴厂背斜：位于78—51、78—52钻孔一线，延伸长度1.9km。轴向NE70°，向NE倾伏，倾伏角22°。南翼地层向180°～190°，北翼地层走向340°～355°。此背斜在二1煤层露头附近被F53、F53-1断层破坏，-350米以上痛斜形态不太明显，但-350米之下形态明显。该背斜控制程度差，-400米之下缺乏控制。

2 断层

八矿井田实见断层统计表

1.2.5井田水文地质特征

在八矿范围内，由于第三系砾岩含水层底部沉积了有一定厚度，沉积广泛、连续、稳定的粘土隔水层，其意义非常重大。它不但大大减小了第三系砾岩含水层对八矿浅部煤层开采的直接威胁，而且切断了太原群二层灰岩、八层灰岩和二1煤层顶板砂岩含水层通过煤系地层露头接受大气降水和砾岩水补给的通道，对八矿井田范围内充水含水层的边界条件，起了决定性的作用。

八矿砾岩含水层涌水量历年变化情况统计表

3

二1煤层顶板砂岩含水层，浅部含风化裂隙水，向深部裂隙逐渐减少，含水量逐渐减小。由于煤系地层露头被第三系底部粘土隔水层所覆盖，浅部缺少补给来源，富水性很弱，以消耗静储量为主，并随着二1煤层的开采逐渐被疏干。

自1961年到现在，二1煤层顶板砂岩突水17次，最大突水量18.0m3/h，最小0.3m3/h。随着开采深度增加，突水量逐渐减小。

1.3煤层及煤质

1.3.1可采煤层特征

田范围内，主要可采煤层为二1煤层，其次为局部可采煤层一煤及一煤。

1、二1煤层

二1煤层位于山西组底部，层位稳定。在-400米以上，据分布比较均匀的379个见煤点统计，煤厚1.9～14.0米，平均煤厚6.15米，变异系数25.7%，可采性指数为1，属较稳定煤层。煤厚分布范围主要在4.01～9.0米之间，在此范围的煤厚占83.7%。

井田范围内，煤厚变化规律是北翼煤层较厚，南翼煤层较薄（南翼与北翼以中央进风井分界）分述如下：

北翼据216个见煤点统计，煤厚2.5米（12101下顺槽）～14.0米（11041横川），平均煤厚7.43米，变异系数21.13%，可采性指数为1，属稳定煤层。煤厚分布范围主要在6.01～9.0米区间，占78.5%。

南翼据163个见煤点统计，煤厚1.9米（13041工作面）～10.42米（78—13孔），平均煤厚5.87米，变异系数26.23%，可采性指数为1，属较稳定煤层。煤厚分布范围主要在3.01～8.0米区间，占91.97%。

二1煤层结构简单，局部地段下部含夹矸1～2层，夹矸为黑色泥岩，厚0.02～1.4米。

二1煤层的伪顶为黑色泥岩，厚0～1米，一般厚0.2～0.3米，直接顶为6米左右的灰黑色砂质泥岩，富含植物化石，局部为砂岩（S10）。老顶为褐灰色中细粒长石石英砂岩（S10），厚1.0～39.5米，平均厚9.81米。底板为灰黑色泥岩和砂质泥岩，厚0～10.95米，平均4米，富含植物根部化石。其下为灰黑色中细粒砂岩，其上部在时相变为砂岩与泥岩互层，平均厚13.95米，采面的中间运输巷多布置在此层位中。

2、一煤层

一煤层位于太原群底部，上距二1煤层105.10～157.80米，平均131米。煤厚0～1.87米，局部可采。含夹石1～3层，厚0.02～0.43米，为结构中等复杂的煤层。煤层顶板为黑色泥岩，富含黄铁矿结核。底板为灰黑～灰色砂质泥岩，向下渐变为鲕状铝质泥岩。一煤层上距C3L2灰岩10米左右。

3、一煤层

一煤层位于一煤层上，与二1煤间距95.90米～149.50米，平均123.77米。煤厚0～0.79米，厚度不稳定，绝大部分不可采，不含夹石。其直接顶板为C3L2灰岩，富含蜓科及腕足类化石，含燧石结核，底板为黑色泥岩。

1.3.2煤的特征

1、煤的物理性质

1)二1煤层：黑色，金钢光泽，条痕黑色徽带浅灰色，均一状和条带状结构，硬度小，松散易碎，块煤较小。

2)一煤层：黑色，金钢光泽，含黄铁矿结核，具硫臭，粉煤较多。一煤与一煤相似。

2、宏观煤岩特征

1)二1煤层：

上部和下部多为半亮煤型，中部以半亮型煤为主，但夹有暗淡型和半暗型煤。

2)一煤层：为暗淡煤型

1.3.3煤的化学性质和工艺性能

1、煤的化学性质：

1、根据勘探钻孔和井下开采资料，煤质分析成果，见煤质分析成果表，表5-2-1。

2、1989年～2002年，在上仓皮带取的二1煤层煤样，其化验结果见表5-2-2。

2、煤中有害元素及元素组成

1)有害元素：

煤中的有害元素主要为硫及磷，八矿二1煤为特低硫和特低磷煤，其分析成果如表5-2-3。

2)煤的元素组成：

煤的元素组成见表5-2-4

煤质分析成果表

3、工艺性能

1)发热量

由表5-2-1表5-2-2可知，二1煤层煤芯煤样的两极值为：26.47～32.79MJ/Kg，平均29.46MJ/Kg，煤层煤样21.87～32.74MJ/Kg，平均30.22MJ/Kg，1989～2002年上仓皮带原煤的两极值为25.33～27.67MJ/Kg，二1煤层属于中高～高热值煤。

2)粘结性与结焦性

据盆场～许家沟勘探区地质报告及最近几年的煤质分析资料，二1煤的挥发分Vdaf为：10.27～18.69%，胶质层Y值均为O，曲线为平滑下降型，粘结性指数为＞5～20，说明本矿二1煤的粘结性及结焦性均差。

1.3.4煤的可选性

1、二1煤的筛选性能

据1989年矿井地质报告，1962、1963、1965年，八矿东西井混合试样，筛分结果为：＞25mm占23.77%，0～25mm占76.23%

1985、1986、1987年，三年的筛分结果为：大于100mm占4.6%，100～50mm占8.5%，50～0mm占86.9%。

在提交冷泉精查补勘报告时，于1980年9月在本矿二水平11071第二横川采了生产大样，进行了筛选试验和浮沉试验。试验中采用了1.3、1.4、1.5、1.6、1.8五种比重液。浮沉试验的结果表明，分选比得液用1.4～1.8时，中煤含量为25.84%+10.55%+6.5%=42.89%，属于很难选煤。如果分选比重液用1.5～1.8时，中煤含量为10.55%+6.5%=17.05%，属于中等可选煤。浮沉试验结果见浮沉综合表，表5-4-1。

2、煤的工业用途

综上所述，本矿二1煤层为中灰特低硫特低磷贫瘦煤，中高—高热值发热量，其工业用途为优质动力用煤。

+

1.3.5瓦斯

1、瓦斯相对涌出量概况

八矿从1961年到2002年，全矿井年平均瓦斯相对涌出量10.37m3/吨·日。一水平从1961年到1988年，矿井年平均相对瓦斯涌出量9.14m3/吨·日；二水平从1989年到2002年，年平均瓦斯相对涌出量13.05m3/吨·日，属于高沼气矿井。

2、煤与瓦斯突出概况：

八矿自1997年至2002年，共发生煤与瓦斯突出八次，突煤量最多为92吨（1997年11月3日），突瓦斯量最多为140万m3(1977年2月4日)，2002年鉴定为煤与瓦斯突出矿井。

3、瓦斯涌出基本规律：

总的来讲，八矿瓦斯涌出的基本规律是北翼大，南翼小，深部大，浅部小。但不同的时间，相对瓦斯涌出量并不均衡，它是随着开采水平的延深，相对瓦斯涌出量量现出逐渐增大的趋势。在这之间，也有个别年份偏高、偏低的情况，也有标高高的工作面比标高低的工作面瓦斯涌出量大的情况，例如：12061煤柱工作面标高-35m，相对瓦斯涌出量6.13m3/吨·日，而12101工作面标高-85m，相对瓦斯涌出量仅4.64m3/吨·日；12121工作面标高-135m，相对瓦斯涌出量19.5m3/吨·日，而12141工作面标高-170m，相对瓦斯涌出量仅为10.83m3/

吨·日。相对瓦斯涌出量的大小除与煤中瓦斯含量、工作面周围的地质构造因素有关之外，还与采煤方法、开采的顺序、产量、工作面回采率等因素有关。

历年瓦斯鉴定成果汇总表

1.3.6煤尘

本矿在1962～1964年取煤尘样5个，1980年取煤坐样3个，1982～1987年取煤坐样6个，其结果见二1煤煤尘爆炸试验成果表，表7-3-1。

由表7-3-1可知，本矿煤尘爆炸试验，火苗长度5～40mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量20～65%，煤尘爆炸指数均大于10%，煤尘具有传导性爆炸危险，在生产过程中必须采取有效的防尘措施。

1.3.7煤的自燃

据矿务局安监局1978～1979年矿井瓦斯等级鉴定报告，八矿二1煤的自燃发火期3～6个月，从1989～2000年，作过7次测定，自燃发火期3～6个月至6～12个月。

2 井田境界和储量

2.1 井田境界

井田边界：西北以F45断层与鹿楼乡小庄桥煤矿为界，北以张庄向斜轴与六矿为邻；南以F53-1和F49分别与柴厂矿和十矿为界；西至二1煤层露头线；深部边界原为-400米等高线，本次修编报告将深部边界扩大至-960等高线。

2.2 矿井地质资源量

采用地质块断法计算矿井地质资源量，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。煤层储量的计算公式为：

（公式2-2-1）

式中：

1Q 、2Q ……n Q ——分别为各块段的储量，万t ； 1S 、2S ….. n S ——分别为各块段的面积，m 2；

M 1、M

2…..M n ——分别为各块段内煤层的平均厚度；

1γ、2γ……n γ——分别为各块段内煤层的容重,取1.4 t/m 3（1988年局中心化验室） 根据地质勘探情况，将矿体划分为5个块段。

1

111

Q S M γ=??2222Q S M γ=??n

n n n Q S M γ

=??123.....n Q Q Q Q Q =++++