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编 号 :( )字 号本 科 生 毕 业 设 计题目: 姓名: 学号: 班级: 二九年六月某某煤矿 90 万吨新井通风安全设计某某煤矿斜巷运输的安全评价中 国 矿 业 大 学本 科 生 毕 业 设 计姓 名: 学 号: 学 院: 应用技术学院 专 业: 安全工程 设计题目: 煤矿 90 万吨新井通风安全设计 专 题: 煤矿斜巷运输的安全评价 指导教师: 职 称: 2009 年 6 月 徐州中国矿业大学毕业设计任务书学院 应用技术 专业年级 安全工程 05-1 班 学生姓名 郭荣辉 任 务 下 达 日 期 : 2009 年 1 月 21 日毕业设计日期:2009 年 3 月 17 日至 2009 年 6 月 10 日毕业设计题目:曙光煤矿 90 万吨新井通风安全设计毕业设计专题题目:曙光煤矿斜巷运输的安全评价 毕业设计主要内容和要求:本毕业设计由一般部分、专题部分、两部分组成。一般部分是汾西矿业集团曙光煤矿年产 90 万吨新井通风安全设计。该部分分别介绍了:矿区的基本情况、井田的开拓方式、采煤方法及巷道布置、矿井通风的情况、安全技术情况。专题部分是曙光煤矿斜巷运输的分析。通过斜巷运输的定性分析,并结合矿井的实际情况,提出合理的措施。毕业设计要符合煤矿安全规程的规定,独立完成,设计说明书要符合统一格式,做到文字叙述简洁,通顺,端正,层次分明,计算清楚,准确;插图清晰,明了;绘图符合采矿图纸规范。院长签字: 指导教师签字:中国矿业大学毕业设计指导教师评阅书指导教师评语(基础理论及基本技能的掌握;独立解决实际问题的能力;研究内容的理论依据和技术方法;取得的主要成果及创新点;工作态度及工作量;总体评价及建议成绩;存在问题;是否同意答辩等):成 绩: 指导教师签字:年 月 日中国矿业大学毕业设计评阅教师评阅书评阅教师评语(选题的意义;基础理论及基本技能的掌握;综合运用所学知识解决实际问题的能力;工作量的大小;取得的主要成果及创新点;写作的规范程度;总体评价及建议成绩;存在问题;是否同意答辩等):成 绩: 评阅教师签字:年 月 日中国矿业大学毕业设计评阅教师评阅书评阅教师评语(选题的意义;基础理论及基本技能的掌握;综合运用所学知识解决实际问题的能力;工作量的大小;取得的主要成果及创新点;写作的规范程度;总体评价及建议成绩;存在问题;是否同意答辩等):成 绩: 评阅教师签字:年 月 日中国矿业大学毕业设计答辩及综合成绩答 辩 情 况回 答 问 题提 出 问 题 正 确基 本正 确有 一般 性错 误有 原则 性错 误没 有回 答答辩委员会评语及建议成绩:答辩委员会主任签字: 年 月 日学院领导小组综合评定成绩:学院领导小组负责人: 年 月 日摘 要本设计包括两部分:一般部分,专题部分。一般部分是关于汾西矿业集团曙光煤矿新井通风安全设计,年生产能力为 90万吨,设计服务年限 49 年。矿井为立井单水平开拓,主井、副井、风井各一个,采用两翼对角式通风,主井、副井进风,风井回风。煤炭运输方式为胶带输送机运输,辅助运输方式采用无极绳绞车运输。矿井主采煤层为 2#煤层,带区为前进式,煤层开采为下行式。采煤方法为倾斜长壁综合机械化一次采全高全部垮落法。煤巷掘进主要采用综掘,支护方式采用锚网支护。矿井年工作日为 330 天,每天净提升时间为 16 小时。回采、掘进工作面均采用, “三八”制劳动组织形式。专题部分是曙光煤矿煤斜巷运输安全评价,本文应用故障树分析方法 ,通过对煤矿斜井串车提升跑车事故的分析 ,提出了控制斜井跑车基本事件发生的途径 ,为斜井提升系统安全管理提供科学依据,使矿井系统安全,从而保障国家财产和工人生命安全。关键词:矿井、开拓、通风、斜井串车提升 ; 跑车事故 ; 预防。中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 II 页AbstractThis design including two parts: the general design and the special topic.The general part is ventilation design of ShuGuang coal mine in Fenxi, whose productivity is 0.9 million tons per year and whose design service life is 89 years. The exploiting mode of this coal mine is vertical shaft single level exploitation, and there are single main well, vice- well, air shaft. The ventilation mode of which is central boundary ventilation, and the wind enters from the vice- well, returns from the air shaft. The transport mode of coal is belt conveyer transport and the assistant transport mode is railway transport. The main mining seams are 2# seam. The belt area is advance mode and the coal mining is underhand mining mode. The mining method is dip longwall one pass cutting whole face fully-mechanized mining method. The excavation method is fully-excavated and the support mode is anchor cable support. The working day is 330 days per year and the pure lifting transport time is 16 hours every day. The working organization mode is “3-8” applied in work face and excavation face.The special topic is the study of smut blast exponent and prevent measure,it uses fixture of bubble to prevent smut,uses water tank of blastproof and rock powder to prevent the spread of the accident,ensure coal safe and life safe.To p revent the occurrence of derailing accident of inclined shaft trip lifting, the lifting system and the kick2upblock should be managed well because the working condition of these two equipments and the standard operation of work2er will directly influence the system safety. Fault Tree Analysis ( FTA) was app lied in this paper. By analyzing the derailing accident of inclined shaft trip lifting in coal m ine, the countermeasures to p revent the basic incidents of derailingin inclined shaft were p roposed to p rovide scientific basis for the safety management of inclined shaft trip lifting system.Key words: The mine pit, exploit ,exploitation, ventilation, smut, blastinclined shaft trip lifting; derailing accident; p rven tion中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 I 页目 录一般设计部分1 矿区概述及井田地质特征 11.1 矿区概述 11.1.1 交通位置 .11.1.2 地形、地貌 .21.1.3 地表水系 .21.1.4 气候及地震 .21.1.5 矿经济概况及工业、农业生产情况 .21.1.6 煤田开发情况 .21.1.7 电源和水源条件 21.2 井田地 质特征 31.2.1 井田的地形 31.2.2 井田的勘探程度 31.2.3 井田煤系地层概述 31.2.4 井田的水文地质特征 .81.2.5 其它有益矿物 121.2.6 地质勘探程度及存在问题 121.3 煤层特征 .141.3.1 煤层及顶、底板特征 141.3.2 煤质 161.3.3 矿井瓦斯、煤尘及自燃情况 172 井田开拓 .182.1 井田境界及可采储量 .182.1.1 井田境界 182.1.2 可采储量 192.1.3 矿井设计生产能力及服务年限 232.1.4 井型校核 242.2 井田开拓 252.2.1 井田开拓的基本问题 252.2.2 矿井基本巷道 312.2.3 大巷运输设备选择 352.2.4 矿井提升 43中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 II 页3 采煤方法及采区巷道布置 463.1 煤层的地质特征 463.1.1 煤层埋藏条件 463.1.2 煤质特征 463.1.3 煤层顶、底板条件 463.1.4 煤层的瓦斯 463.1.5 煤层的爆炸及自燃发火情况 463.1.6 地质构造 463.1.7 水文地质特征 463.2 带区巷道布置及生产系统 473.2.1 首采带区概况 473.2.2 巷道布置 473.2.3 带区车场 473.2.4 带区主要硐室布置 483.2.5 工作面接替顺序 483.2.6 带区通风 493.2.7 巷道掘进方法 503.2.8 带区的生产能力 523.3 采煤方法 533.3.1 采煤工艺方式 533.3.2 回采巷道布置 654 矿井通风 694.1 矿井通风系统选择 694.1.1 矿井通风系统的确定 694.1.2 矿井通风系统方案比较 744.2 带区通风 754.2.1 采煤工作面通风类型的确定 754.2.2 通风构筑物 764.2.3 采煤工作面所需风量的计算 764.2.4 带区通风系统评价 804.3 掘进通风 804.3.1 局部通风方法和布置方式 804.3.2 风筒材料、规格及接头形式 80中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 III 页4.3.3 掘进工作面需风量的计算 814.3.4 掘进通风设备的选型 834.3.5 技术要求和安全注意事项 854.4 矿井所需风量 854.4.1 矿井实际需风量 854.4.2 矿井风量的分配 864.4.3 风速验算 874.5 矿井通风阻力 894.5.1 矿井通风总阻力的计算原则 894.5.2 通风容易和通风困难两个时期位置的确定 .904.5.3 等积孔 934.6 矿井主要通风机选型 964.6.1 矿井的自然风压 964.6.2 计算通风机的总风量 974.6.3 计算通风机风压 974.6.4 选择电动机 .1004.7 矿井反风措施及装置 .1014.7.1 矿井反风的目的意义 .1014.7.2 反风方法及安全可靠性分析 .1014.8 概算矿井通风费用 .1014.8.1 电费 .1014.8.2 设备折旧费 .1024.8.3 材料消耗费 .1024.8.4 通风人员工资费用 .1034.8.5 吨煤通风总费用为 .1035 矿井安全技术措施 1035.1 矿井安全技术概况 .1035.1.1 矿井瓦斯涌出概况及防治措施 .1035.1.2 矿井粉尘及防治措施 .1035.2 矿井火灾 .1035.2.1 矿井自然发火概况 .1035.2.2 矿井自然发火的分析 .1035.3 事故预防及处理计划的编制 .113中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 IV 页专题部分 117引言 117117117参考文献 119致 谢 120中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 1 页一般部分中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 1 页1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 交通位置曙光井田位于山西省中部,行政区划隶属吕梁、晋中市的孝义市、介休市、灵石县管辖,地理坐标为 1113744至 1114553,北纬 365935至 370440。南同蒲铁路干线由井田侧经过,介休至阳泉曲支线由井田西侧约 8km 处通过,孝西车站距本井田 10km,由此可达到全国各地。与南同蒲铁路并行的大(大同)运(运城)国家二级公路也可达到全国各地,东北部有孝义至介休三级公路经过,另外本区与邻近各县皆有公路相通,交通方便。交通位置详见图 1-1-1。图 1-1-1附矿区距邻近主要城市距离见表 1.1。表 1.1 矿区距邻近主要城市距离表城市 距离( 公里) 城市 距离 (公里) 城市 距离 (公里)中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 2 页孝义 20 北京 691 孟塬 426汾阳 38 石家庄 407 西安 549介休 42 大同 531 郑州 814太原 146 包头 980 武汉 13481.1.2 地形、地貌井田地处黄土高原,属低山丘陵及梁状黄土台塬地貌,海拔高度在8561174 m 之间,相对高差 318m。总的地势为南高北低,西高东低,最低点在师家河底村东沟内。井田内沟谷十分发育,沟坡陡峭,除沟底有基岩出露外,大部为黄土覆盖,地表植被稀少,水土流失严重,属侵蚀剥蚀区。1.1.3 地表水系本区属汾河水系,区内除柱朴河外主要有东沟河、三交河等,沟谷多为季节性河流,雨季有水,平时干涸。区内沟谷多为下游河流发地,当地居民在沟谷中用土石筑坎堵水,形成小水库,以解决人畜用水。1.1.4 气候及地震本井田属半旱大陆性气候。孝义市气象站多年气象观测资料表明,本井田最高温度 39.9,最低气温-27.4,平均气温 10.3;年降水量265.3723.4mm,平均为 469.3mm,年蒸发量为 1543.42294.8mm,平均为 1957.8mm,是年降水量的四倍多;年无霜期平均 197 天,结冰期为当年12 月中旬至次年 3 月上旬,冻土深度 0.77m。主导风向为西风,次主导风向为西北风。最大风速 18m/s。据中国地震动峰值加速度区划图 ,该区地震动峰值加速度为 0.15,地震烈度为 7 度。1.1.5 矿经济概况及工业、农业生产情况井田地跨晋中、吕梁两地市的灵石、介休、孝义等市县,井田内地方经济主要以农业为主。主要农产品有小麦、玉米、谷子、高粱、莜麦等,亦种植一定数量的棉花油料植物。煤炭资源丰富,煤层埋藏较浅,近年来地方煤炭生产及加工业发展较快,在地方经济中占有较大的比例。1.1.6 煤田开发情况汾西矿区小煤窑开采历史悠久,近年来小煤窑开采日盛。在井田西部及西北部有汾西矿务局的水峪矿井、柳湾矿井、高阳矿井。东部有晋中地区的义棠煤矿等生产矿井,井田周围开采的小煤窑有上令狐煤矿、下柱朴煤矿、孟南庄煤矿、南续煤矿。中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 3 页1.1.7 电源和水源条件矿井供电电源利用汾西矿业集团自备电网“北后”35kv 线路,从工业场地东北约 13的下栅接引两回电源引至矿井工业场地 35kv 变电所。本井田中奥陶系上马家沟组石灰岩岩溶水极为发育,可以做为矿井的永久性供水水源,水量丰富、水质优良。井下排水经处理后作为矿井工业用水的补充水源。1.2 井田地质特征1.2.1 井田的地形霍西煤田位于山西省中南部吕梁山脉与霍山山脉之间,北起汾阳,南至河津,在隰县、乡宁与河东煤田相连接,地理坐标在东经 11021-11200,北纬 3446-3715之间;行政区划分属晋中、吕梁、临汾、运城(市)地区。本矿区位于霍西煤田的北部孝义市境内。区域地层与华北煤田大部分地区相似,出露岩层主要为前震旦系、震旦系、寒武系,缺失上奥陶统、志留系、泥盆系、和下石炭统。在中奥陶统上沉积了石炭系、二叠系和第三系、第四系。石炭二叠系为本区主要含煤地层,为海陆交互相及陆相含煤岩系,煤田内尚未发现火成岩。1.2.2 井田的勘探程度井田为吕梁背斜的一部分,总体为一走向南北,倾向东的单斜构造,倾角平缓,除井田北部及东北部附近倾角稍陡外(10-15) ,一般小于 10,为 68,近水平煤层,井田内大部分区段发育有宽缓褶曲,局部地段地层沿走向和倾向有波状起伏现象,没有岩浆岩存在,井田内构造复杂程度应属简单类。井田内主要含煤地层为石灰系上统太原组和二迭系下统山西组,平均总厚 131.62m 含煤 17 层,煤层平均总厚 16.10m 其中可采及局部可采煤层 6 层,可采煤层平均总厚 12.21m,可采含煤系数 9%。山西组可采及局部可采煤层有 2、2 下 、3 号三层,太原组可采及局部可采煤层有7、9、1011 三层。1.2.3 井田煤系地层概述(一) 、井田位于山西省中部,霍西煤田的北部,西有吕梁复式背斜,东有霍山背斜。霍西煤田属于吕梁山块隆东南部之四级构造单元:阳泉曲汾西盆状复向斜,分布在孝义市阳泉曲汾西县及以南一带,是组成吕梁山块隆的主体构造之一,广泛发育石炭二迭纪含煤地层,产状平缓,倾角一般小于 15,两侧出露奥陶系中统地层,西部较宽广,中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 4 页东部较狭窄、零星。见图 1-2-2。该盆状复向斜受北东及北西向构造的干扰,迭加形成了其内部网目状次一级构造块段。井田内大部分为黄土掩盖,基岩出露较少,未发现岩浆活动及岩浆岩赋存。地层由老至新简述如下:1.奥陶系中统(1)上马家沟组(Q2S)厚 150m 以上,主要为深灰色石灰岩、夹灰色泥岩和浅灰色白云质灰岩。裂隙及小溶孔发育,一般被方解石脉充填。(2)峰峰组(Q2f)分为两段:一段厚 106.51m,主要由灰浅灰色角砾状及厚层状石膏、泥灰岩、泥质白云岩及晶粒灰岩组成。与下伏地层整合接触。二段厚 41.8380.80m,一般 50m,主要为、深灰色粉晶石灰岩或晶粒灰岩,下部夹薄层泥灰岩或灰质白云岩,裂隙及小溶洞发育,多被方解石脉充填。与下伏地层整合接触。2.石炭系(C)(1)中统本溪组(C2b)沉积于古侵蚀面之上,与下伏地层呈假整合接触,厚8.1428.5m,平均 19.79m,西北部厚东南部渐薄。主要为黑色泥岩、粉砂岩、浅灰灰色铝质泥岩,夹岩屑石英砂岩及不稳定生物屑泥晶灰岩组成,含煤 12 层,厚度薄且不稳定。底部铝质泥岩,具内碎屑或鲕状结构,含大量黄铁矿,有时含有铁质团块,铝土岩以突出的高伽玛异常特征。(2)上统太原组(C3t)井田内主要含煤层之一,厚 18.85110.78m,平均 88.02m,主要由灰黑黑色泥岩,砂质泥岩,粉砂岩、浅灰色岩屑石英砂岩、深灰色生物屑泥晶灰岩和煤层组成。含煤 710 层,其中 9、1011 号煤为全井田稳定可采煤层,7 号煤为局部可采煤层,三层类岩 K2、K3、K4 发育稳定。底部灰白色中细粒石英砂岩(K1)特征明显,但发育不稳定,有时相变为泥岩或粉砂岩,与下伏地层整合接触。3.二迭系(P)(1)二迭系下统山西组(P1S)井田内主要含煤地层之一,厚 30.652.04m,平均 43.60m,主要为灰黑色泥岩、粉砂岩、褐灰色含大量菱铁质鲕粒及碎屑的石英砂岩和煤层组成。含煤 69 层,其中 2 号煤全区大部可采,2 下 、3 号煤层为中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 5 页局部可采煤层。底部为褐灰色、细粒岩屑石英砂岩(K7) ,与下伏地层整合接触。(2)二迭系下统下石盒子组(P1X)厚 71.45105.31m,平均 86.02m,主要由岩屑长石石英砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩组成,上部灰绿色带紫斑,下部深灰灰黑色,夹不稳定的薄煤层或煤线(12 层) ,煤层编号为零号。与下伏地层整合接触。(3)二迭系上统上石盒子组(P1S)沟谷中出露有上部地层,该组分为三段,其中二、三段变化不明显且分界砂岩极不稳定,故按一段和二、三段分述如下:一段厚 146.80188.30m,平均 171.41m,主要由灰绿灰白色长石石英砂岩,灰绿紫红色及杂色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩组成。二、三段厚 231.50259.50m,平均 236.19m,以紫紫红色泥岩,砂质泥岩、粉砂岩为主,夹灰色细巨粒岩屑长石石英砂岩,底部为一层灰白灰绿色厚层状粗粒巨粒岩屑长石石英砂岩,含少量燧石,硅质胶结,平均厚 5.86m,与一段分界。(4)二迭系上统石千峰组(P2sh)赋存于井田西北部及北中部,钻孔揭露厚 0207.70m,由紫红色下部夹灰绿色斑点的长石砂岩及长石石英砂岩、粉砂岩、泥岩组成,具小型交错层理,底部为一层含砾粗砂岩(K11) ,平均厚 5.45m,与下伏地层整合接触。4.第三系上新统(N2)不整合于下伏基岩之上,厚 5.8033.90m,一般 19.40m,地表沟谷中有出露,主要为棕黄、棕红色粘土、砂质粘土。局部夹砂层,粘土中多含钙质结核,局部富集。5.第四系(Q)(1)中、下更新统(Q1+2)厚 079.63m,一般厚 46.54m,棕黄、棕红色,粘土、砂质粘土,夹有砂层、亚砂土,粘土中含铁锰质鲕粒及豆粒,有时含钙质结核。(2)上更新统(Q3)厚 051.88m,一般 41.12m,主要为一层褐黄灰黄色黄土质砂粘土,下部夹砂土及砂质粘土。(3)全新统(Q4)分布于河床及沟谷底部,由砾石沙砾及次生黄土等组成,为河流冲中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 6 页积物和洪积物,厚 06.65m。详见附图 1:20 - 120- () PPCCO-K1123K45K7K8K91012K1341x1S3t2b2f 23478 20mv201102r/mc04M016M中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 7 页(二) 、地质构造本井田位于阳泉曲汾西盆状复向斜北东部,受区域构造影响,井田内以北西向和北东向宽缓褶曲为基本构造形态,地层平缓,除井田北部及西北部边界附近倾角稍陡外(10-15) ,一般小于 10;断层稀少,且多为地表所见,仅有 4 个钻孔遇柱状陷落,地质构造简单。主要构造分述如下:(1) 褶曲a. 阳头庄向斜:位于井田西北部、阳头庄村东,北部由白壁关井田延伸进入本井田,井田内延伸长约 7,西北翼较陡倾角 10-15,东南翼地层平缓,倾角 510。b. 大西庄背斜:位于井田的北部及东部,西端与阳头庄向斜相交形成鞍状构造形态,伸入义棠煤矿,井田内延伸长 10,北翼较陡,倾角 1015,南翼平缓倾角 5以下。除以上主要褶曲外,尚发育有次一级较小的短轴褶曲,延展长度较小,两翼倾角平缓,一般小于 5,详见表 121。表 121 井田内小褶曲汇总表褶曲名称与位置 走向 区内延展长度() 备注东大会牛王原背斜 N45E 4.5向北东倾伏寨上背斜 N15E 1.5 向北倾伏、平缓逯家庄刘家庄向斜NWNE 6 向北西倾伏南峪背斜 N25E 1.8 向北东倾伏中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 8 页东铺头南向斜 N35W 3 向北西倾伏(2) 断层钻孔中见到的层间小断层有:45 孔,在孔深 595.50m,2 号煤断失,落差 35m。76 孔,在孔深 523m,2 号煤断失,落差 35m。124 号孔,在孔深 555.84m 至561.84m,K3 与 8 号煤层重复,为逆断层,落差 67m。128 号孔在孔深 414.41m 至 415.74m,岩芯挤压破碎,2、2 下 煤挤压变薄。(3)钻孔见柱状陷落情况旺 23 号孔:在 K3 层位以下岩芯多处破碎,地层倾角不正常,最大达 60,地层层序基本正常,但厚度明显加大。74 号孔:2 号煤至 K2 灰岩之间有挤压破碎现象,K2 K1 间岩芯严重挤压破碎,岩性混杂,9、1011 号煤层破坏。112 号孔:K4 灰岩以下,岩芯严重挤压破碎,倾角大,9、1011 号煤层破坏。可采煤层特征表见表 1-2-2.1.2.4 井田的水文地质特征(一)含水层井田内有三种类型含水层即,新生界松散含水层,砂岩裂隙层,石灰岩岩溶裂隙含水层。新生界松散孔隙含水层该地层由于地表剥蚀,沟谷切割严重,厚 0124.2m。含水层主要为砂,沙砾,卵石层,一般呈席状或条带状分布,与地表水及大气降水关系密切,由于地表水冲刷破坏,一般含水性很弱。2砂岩裂隙含水层井田内二迭系砂岩含水层较多,但对煤层开采有影响的主要为 K8砂岩至 2 号煤顶板砂岩,区域单位用水量 0.0000240.00091 L/SM,是开采 2 号煤的直接充水,属赋水性弱的含水层,水位标高在 605.11946.63m 之间,水质类型为 C1H-N 型。3石灰岩岩溶裂隙含水层太原组石灰岩岩溶裂隙含水层K4 石灰岩含水层是 7 号煤的直接顶板,为直接充水含水层,平均厚度 4.47m,岩溶为生物屑泥晶灰岩,顶底部多含泥质,为过度性岩性。中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 9 页K3 石灰岩含水层是 8 号煤的直接顶板,7 号煤的间接底板,为直接充水含水层,平均厚度 4.86m,岩性为生物屑泥晶灰岩。K4+K3 灰岩含水层水位标高 555.06586.88m,单位涌水量 0.0049 L/S,渗透系数为 0.30487m/d,影响半径 63.84m,水质类型 G-N 型,属赋水性弱的含水层。K2 石灰岩含水层是 9 号煤的直接顶板,为直接充水含水层,平均厚 8.55m.为生物屑泥晶灰岩,中、上部为燧石结核或透镜体,局部熔岩孔及裂隙发育。水位标高 557.59559.7m,单位涌水量0.07630.538L/SM,渗透系数 0.5935.648m/d,影响半径19.01220.175m,水质类型为 C1H-H 型。水位呈下降趋势。属富水中等的含水层。K2 石灰岩含水层是矿井的主要充水因素,其水量的大小直接影响矿井的开采。(2)奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层a.峰峰组二段石灰岩含水层该层是开采 1011 号煤的间接充水含水层,平均厚 53.77m,岩性为较纯的粉晶石灰岩,有时夹有晶粒灰岩,裂隙发育,但多被方解石充填,局部有小溶孔。水位标高 541.59m,单位涌水量 0.34l/s.m,渗透系数 0.604m/d,影响半径 12.345m,水质类型 S.H.G-N 型及 H.S-N.C 型。属富水性中等的含水层。中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 10 页表 1-2-2 可采煤层特征表顶底板岩性地层煤层编号煤层厚度(m)最小最大平均间距(m)最小最大平均结构 顶板 底板稳定性备注2 0.355.422.59较简单砂质泥岩中砂岩泥岩细砂岩稳定较稳定大部可采2 下 01.160.734.7514.888.28简单 含碳泥岩粉砂岩细砂岩不稳定局部可采山西组3 02.241.0725.0642.11简单 泥岩 砂质泥岩不稳定局部可采7 0.221.260.6832.75 简单 泥岩 砂质泥岩较不稳定局部可采9 0.462.061.4419.6245.0333.56简单 石灰岩 泥岩 稳定 全区可采太原组101151.410.066.415.2110.817.88复杂 泥岩 泥岩 稳定 全区可采中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 11 页b.上马家沟组二、三段石灰岩岩溶裂隙含水层该层段主要岩性为石灰岩薄层泥灰岩,水位标高 565.30m。二段主要为豹皮状灰岩,岩溶裂隙发育,是奥陶系中统主要含水层段。三段水位标高在 552569m 之间,处于地下迳流区。有西北向东南,水位呈下降趋势 ,到曹村井田水位标高为 543.6m,单位用水量 0.245l/s.m 从 8-4 号 2 孔长观察资料分析,其水位多年变化幅度在于 5.22m,具下降趋势,滞后期约一个月,且水位变化与季节变化有直接关系,说明其补给来源以大气降水为主,水质类型 H.C1-C-.N 型。(二)隔水层井田内各含水层之间都有良好的隔水层,当其完整性、连续性未破坏时,完全可以隔离上下含水层间的水力联系。主要隔水层叙述如下:1. K10K8 砂岩含水层之间的隔水层由砂岩、砂质泥岩、粉砂岩及不稳定的薄层砂岩组成,厚 66.2698.60m,平局 86.02m,从岩性及厚度分析完全可以阻隔上部地层 的地下河水与煤系地层汗水 层间的 水力联系。2. 11 号 2 煤中奥陶系顶面压盖隔水层有泥层、砂质泥层、薄层砂岩、石灰岩及铝土组成,厚22.1945.69m,平均厚 33.19m。从资料分析,在维持自然状态情况下,该层为良好的隔水层,但由于隔水层薄,水压头相对大,地址报告对 11 号煤层开采时的底板突水系数进行了预测,总的说底板突水的可能型较大,水文地质条件较为复杂,开采下组煤时须一起足够重视。3. 峰峰组一段隔水层有泥岩、角砾状泥灰及石膏组成,即上、下石膏带,厚 100 多米,是良好的隔水层。(三)断层及陷落柱的导水性全井田揭露断点 5 个,无一个 井液全漏孔,汾西矿业集团生产矿井资料统计,井下揭露断层基本无涌水现象。全井田间 4 个陷落柱,除 74 号孔陷落柱 K2 以下落水,11-2 号孔K3 漏水外,其余均未发现井液全漏现象。(四)水文地质类型综上所述,上组煤以顶板进水为主的砂岩裂隙充水,水文地质条件简单的矿床,下组煤为以顶板进水为主的熔岩裂隙充水,水文地质条件简单至中等的矿床,但是,在底板易突水的地段,有可能转为地质条件复杂的矿床。中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 12 页(五)充水因素分析及矿井涌水量1.邻近矿井水文地质特征(1)矿井涌水量一般都不达,随降雨量的增加而增加,一般滞后半个月到一个月。(2)充水因素主要为 K2 灰岩,且以向斜轴部初次放顶时涌水为主,对矿井未造成威胁。(3)井下遇断层及陷落柱一般部导水。(4)随着开采量及开采面积增大,含水系数呈减少趋势。2.矿井充水因素分析开采 2 号煤时,矿井充水因素 K8 砂岩至 2 号煤顶板砂岩裂隙水。但该含水层裂隙不发育,补给条件差,地下水以静储量为主矿井初期涌水量稍大,中期有减少趋势,后期由于地表塌陷可能增大,且随季节性的变化而变化。开采下组煤时,矿井充水因素主要为 K2 石灰岩地下水,其次为K3K4 灰岩,K2 石灰岩富水性虽不均匀,但补给条件差,一般对生产不会造成很大威胁。但特别注意奥灰的突水问题。1. 矿井涌水量地质报告对矿井涌水量采用了多种办法预测,确定开采 2 号煤时正常涌水量 240m3/h;最大涌水量 300m3/h。1.2.5 其它有益矿物井田内还赋存着铁矿、铝土、黄铁矿结核、铝制泥岩、石灰岩及石膏等有益矿产。位于本溪组底部,奥陶系灰岩顶界面之上的山西式铁矿与 G 层铝土共生,仅个别点达工业品味,范围较小不具开采价值。散布于煤层中黄铁矿结核无单独开采价值,采煤时可以回收。作小规模烧制硫磺的原料。1011 号煤层底板铝质泥岩,层位不稳定,横向变化不大,Al 2O3含量大多数30,且 Fe2O3含量较高,无工业价值。K2 、K3、 K4 灰岩及峰峰二段灰岩,除 K3 灰岩夹泥岩外,一般较纯,可以用作烧石灰原料、建筑材料等。另外与煤共生的稀散及放射性元素均未达到工业品味,没有工业价值。1.2.6 地质勘探程度及存在问题1.地质勘探及报告的编制情况宜兴井田勘探(精查)地质报告由中囯煤田地质总局第一勘探局 119中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 13 页队负责编制。119 队 90 年接受任务并编制除精查设计,在施工过程中根据生产、设计部门的要求于 92 年编写了 “宜兴井田勘探(精查)中间资料”,于 95 年正式提交宜兴井田勘探(精查)地质报告 。该报告经第一勘探局初审后,95 年 12 月由中国煤田地质总局以煤地准字(1995)017 号文予以批准。2.勘探程度评述精查勘探共施工钻孔 62 个,利用区内旧孔 52 个,共计 114 个,勘探面积 88km2,平均 1.3 个/km2。并利用并参考区钻孔 20 个。勘探工作采用了地质填图、钻探、地球物理测井和各种采样测试等手段,方法正常,内容齐全。勘探基本查明了井田地层、构造形态,可采煤层赋存特征,煤质煤种及水文地质等,并对煤层顶、底板、瓦斯、煤尘爆炸及煤层自燃等开采技术条件进行了分析研究,结论可靠。工程布置符合精查要求,勘探基本网度控制合理,可以满足井田设计的要求。3.地质构造对开采影响的评价井田内地质构造以宽缓褶曲为基本形态地层平缓(一般小于 7) ,断层稀少,陷落柱不多,井田地质构造简单,对机械化开采极为有利。4.煤层对比的可靠性及稳定性分析对开采的影响勘探采用模拟数字两种测井仪,所获原始资料可靠,测井参数采用的各种方法测量技术条件比较合适。本井田煤、岩层物理特性明显,采合解释原则和综合解释方法合理,煤层定性、定厚可靠。井田内可采局部可采煤层 6 层,自上而下分别为 2、2 下、3 、7、9、1011 号煤层,平均间距依次为0.8、8.28、32.75、56、7.88m,2 下、3、7 号煤层为局部可采煤层,根据这些特点,宜将 2、2 下、3 号煤层划分为一组称为上组煤,7、9、1011 号煤层划分为一组称为下组煤,上、下组煤分别实行联合开采比较有利。2、2 下煤层在井田西部及东侧夹矸大于 0.7m,可分别开采,在井田中部呈南北条带状的合并区内夹矸小于 0.7m,统称为 2 号煤,平均厚度分别为 3.5、0.73m,煤层厚度变化较大,覆层属稳定不稳定煤层,合并厚的2 号煤层厚度虽加厚,但夹矸也增多,应有针对性开采技术和地面排直措施,以保证煤质和经济效益的提高。9 号煤层赋存稳定,平均厚度 1.44m,结构单一,属稳定可采的中厚煤层。1011 号煤层平均可采厚度 6.41m,属稳定可采的厚煤层,但结构复中国矿业大学 2009 届本科毕业设计 第 14 页杂,含夹矸较多,夹矸较薄,对开采影响不大,对煤质有所影响。储量计算参数确定合理、计算方法正确、计算结构可靠。高级储量比例符合规范、设计的要求。5.地质资料存在问题及下一步的工作建议(1)抽水工程分布不尽合理,抽水质量偏低,对井田水文地质条件评价有一定影响。对下组煤主要充水含水层的研究程度不够,建议在开采下组煤前对此进行专门研究。(2)井田内的小构造和陷落柱的稳步尚待进一步查清,另外由于设计上的改革,西区提前出煤,使得西区首采区内高级储量比例偏小,狂建议首采区范围内补充进行地震勘探,以利用矿井的设计和生产。1.3 煤层特征1.3.1 煤层及顶、底板特征井田内主要含煤地层为石灰系上统太原组和二迭系下统山西组,平均总厚 131.62m 含煤 17 层,煤层平均总厚 16.10m 其中可采及局部可采煤层6 层,可采煤层平均总厚 12.21m,可采含煤系数 9%。山西组可采及局部可采煤层有 2、2 下 、3 号三层,太原组可采及局部可采煤层有 7、9、1011三层。各可采煤层特征分述如下:(一)、2 号及 2 下 煤层井田内主要煤层之一,位于山西组中下部,呈一组煤,两层煤相距0.11.68m,中部呈南北条状带的合并区内两煤层的夹矸小于 0.7m 叉分为2 号煤及 2 号 下 煤,夹矸岩性多为含碳质泥岩或泥岩,有时为砂岩。2 号煤层(指中部

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