安全工程毕业设计（论文）-阳煤新元公司瓦斯抽放系统设计与研究.doc

本科生毕业设计 第 1 页 本科生毕业设 计 姓 名： 学 号： ： 学 院： 应应 用用 技技 术术 学学 院院 专 业： 安安 全全 工工 程程 设计题目： 阳煤新元公司瓦斯抽放系阳煤新元公司瓦斯抽放系统设计统设计与研究与研究 专 题： 指导教师： 职 称： 教教 授授 2008 年 6 月 徐州 本科生毕业设计 第 2 页 中国矿业大学毕业设计任务书 学院 应应用技用技术术学院学院 专业年级 安全工程安全工程 学生姓名 任任务务下下达达日日期期2007 年年 1 月月 11 日日 毕业设计日期：毕业设计日期：2008 年年 3 月月 25 日至日至 2008 年年 6 月月 10 日日 毕业设计题目：毕业设计题目：山西新元煤山西新元煤矿矿瓦斯抽放系瓦斯抽放系统设计统设计与研究与研究 毕业设计专题题目：毕业设计专题题目： 毕业设计主要内容和要求：毕业设计主要内容和要求： 毕业论文由设计和专题两部分组成： 设计部分：设计部分： 阳煤新元公司 120 万 t 新井设计，共分五章。 设计要求：设计要求： 独立完成上述设计内容、方案论证、计算。分析要正确，主题要有自 己的见解。结论要合理，说明书条理要清楚。论述充分，语句通顺。符合 专业技术要求，图表完备、正确。 院长签字： 指导教师签字： 本科生毕业设计 第 3 页 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： 本科生毕业设计 第 4 页 年 月 日 本科生毕业设计 第 5 页 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 本科生毕业设计 第 6 页 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 本科生毕业设计 第 7 页 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 本科生毕业设计 第 8 页 摘 要 新元煤矿目前主要开采 3#煤层，采煤方法以综合机械化一次采全高倾 斜长壁采煤法后退式开采，采用自然垮落法处理采空区。绝对瓦斯涌出量 最高已达 157.08 m3/min 以上。为了保证矿井安全生产，急需建立瓦斯抽 放系统。 本论文主要针对新元煤矿瓦斯涌出量大、瓦斯压力高和瓦斯透气性差 的问题，提出瓦斯抽放方法。并进一步对抽放设备进行设计选型，包括抽 放管网、抽放泵、抽放监测安全装置，从而确立瓦斯抽放系统。 本论文还对如何解决高瓦斯低透气性煤层的瓦斯抽放问题，提出了深孔 控制预裂爆破技术， 该技术的实质是在回采工作面的进、回风巷和掘进工 作面每隔一定的距离，打一定深度的爆破孔和控制孔(用于抽放)，二者交替 布置。利用煤矿瓦斯抽排孔专用爆破药柱装药。利用炸药爆炸的能量、瓦斯 压力及抽放孔的导向和补偿作用使煤体产生新的裂隙，并使原生裂隙得以扩 展，从而提高煤层透气性，达到提高抽放效果的目的。 新元煤矿在对钻孔进行封孔的技术上一直以来都是采用水泥砂浆机械式 封孔。由于封孔的深度不够及材料本身的弱点，在抽放负压的作用下.有不 利的短路风流存在，降低了瓦斯的抽放浓度，消耗了负压，加重了抽放管路 的负担，从而降低了抽放效果。本论文通过对几种封孔技术的探讨比较，确 定采用聚氨酯封孔技术代替水泥沙浆机械式封孔。聚氨酯可以克服水泥砂浆 封孔不严等缺点，能够扩散渗透到钻孔周围的网状裂隙内，大大提高了抽放 浓度和抽放效果。 关键词： 高瓦斯； 抽放； 强化增透； 聚氨酯 本科生毕业设计 第 9 页 abstract xinyuan coal mine currently mines # 3 layer, mining mechanization in an integrated way of exploiting the high inclined longwall mining method retreat mining, and natural law falling goaf. absolute maximum gas emission reached 157.08 m3/min above. to ensure the safety of mine, and to create favorable conditions for mine production as quickly as possible ,it is urgent to build gas drainage system. this paper mainly aimed at the xinyuan coal mine gas emission, gas pressure and high gas but poor permeability , proposed gas drainage methods of xinyuan coal mine. and further the design of drainage facilities, including the drainage pipe network, suction pumps, drainage monitoring ,the security devices, thus gas drainage system. the papers also on how to solve the high gas permeability low seam gas drainage problems, deep control of presplit blasting technique, which is the essence of the coal face is the progress, wind back alley and driving face every certain distance, playing a certain depth of blasting holes and control kong (for drainage), two alternate arrangement. drainage use of mine gas blast grain kong special charge. the use of explosive energy, gas pressure and drainage hole, the guidance and compensation so that coal generating new fissures, and make the original fracture to expand, thereby increasing seam permeability, and achieve the purpose of the drainage effect. xinyuan coal mine in the sealing of boreholes technically has been using cement mortar mechanical sealing. due to the depth of sealing material itself and not the weaknesses in the drainage under negative pressure. have an adverse short-circuit merry exist, reduced the concentration of gas drainage consumed by negative pressure and increases the burden on the drainage pipe, thereby reducing the suction effect. in this paper, several of sealing technology of comparison, polyurethane sealing technology used in lieu of cement mortar mechanical sealing. polyurethane cement mortar can be overcome shortcomings such as sealing strictly to spread around the borehole penetrated into the fissures within the network, greatly increased the concentration and drainage suction effect. keywords : high gas; drainage; strengthening permeability; polyurethane 本科生毕业设计 第 10 页 目目 录录 1 1 矿井概况矿井概况 1 1.1 井田概况.1 1.1.1 交通位置 .1 1.1.2 地形地貌 .1 1.1.3 水系 .1 1.2 地质特征.1 1.2.1 地层 .1 1.2.2 地质构造 .3 1.2.3 煤层概述 .5 1.2.4 可采煤层.6 1.2.5 煤质概述.7 1.2.6 瓦斯 .7 1.2.7 煤尘及煤的自燃性 10 1.3 矿井开拓与开采11 1.3.1 井田境界 11 1.3.2 储量 11 1.3.3 矿井设计生产能力及服务年限 11 1.3.4 井田开拓方式 12 1.3.5 采区布置及主要设备 12 1.4 矿井通风与瓦斯13 1.4.1 通风方式和通风系统 13 1.4.2 风井数量、位置、服务范围及时间 13 1.4.3 采掘工作面通风 13 1.4.4 通风设备 15 2 2 瓦斯抽放参数的测定及计算瓦斯抽放参数的测定及计算15 2.1 煤层瓦斯基本参数 .15 2.1.1 煤层瓦斯压力 15 2.1.2 煤层透气性系数 17 本科生毕业设计 第 11 页 2.1.3 百米钻孔自然瓦斯流量衰减系数 17 2.2 矿井瓦斯储量18 2.3 矿井瓦斯涌出量18 2.3.1 矿井瓦斯涌出量预测 18 2.3.2 矿井瓦斯涌出量结果及分析 23 2.3.3 矿井瓦斯等级鉴定 24 2.4 建立瓦斯抽放系统的必要性24 2.5 矿井瓦斯可抽量25 2.6 矿井年抽放量25 2.6.1 本煤层瓦斯抽放量 25 2.6.2 邻近层瓦斯抽放量 25 2.6.3 采空区瓦斯抽放量 26 2.6.4 矿井瓦斯抽放量 26 2.6.5 矿井年设计抽放量 26 2.7 抽放系统服务年限26 2.8 回采面瓦斯抽放率的确定27 3 3 瓦斯抽放技术及方法瓦斯抽放技术及方法27 3.1 瓦斯来源分析27 3.2 瓦斯抽放的类型27 3.3 瓦斯抽放方法的选择28 3.3.1 瓦斯抽放方法的适用范围 28 3.3.2 选择瓦斯抽放方法的原则 28 3.3.3 瓦斯抽放方法的选择 29 3.4 煤层强化增透技术研究32 3.4.1 煤层瓦斯强化抽放的方法分析 32 3.4.2 深孔预裂控制爆破原理 34 3.4.3 深孔控制预裂爆破裂隙区域形成过程 35 3.4.4 深孔控制预裂爆破工艺和设备 35 3.4.5 钻孔布置方案、装药参数与起爆方式 36 3.4.6 爆破钻孔布置 37 本科生毕业设计 第 12 页 4 4 矿井瓦斯抽放设计及施工矿井瓦斯抽放设计及施工38 4.1 抽放管路系统计算及选择38 4.1.1 抽放管路系统选择 38 4.1.2 抽放管路管径计算 39 4.1.3 抽放管材的选择和管径确定 41 4.1.4 瓦斯管路的阻力计算 43 4.1.5 局部阻力损失计算 44 4.1.6 瓦斯管道的阻力 44 4.1.7 管路敷设及附属装置 44 4.1.8 瓦斯管路的敷设及质量验收 44 4.2 瓦斯抽放泵选型计算45 4.2.1 瓦斯泵流量计算 45 4.2.2 瓦斯泵压力计算 45 4.2.3 抽放泵选型 46 4.2.4 水环泵循环用水 47 4.3 地面瓦斯抽放泵站48 4.3.1 抽放瓦斯站建筑48 4.3.2 地面抽放瓦斯系统的附属设施 48 4.3.3 地面瓦斯抽放泵站供电及照明 49 4.3.4 抽放瓦斯系统监测 49 4.4 钻孔布置及施工49 4.4.1 抽放钻孔布置 49 4.4.2 抽放工程量 50 4.4.3 打钻工艺 50 4.4.4 封孔 53 4.4.5 抽放瓦斯巷道密闭 55 4.4.6 连接 56 4.5 长壁抽放面配置、抽放面与回采面接替设计56 4.5.1 长壁面抽放配置 56 4.5.2 长壁面回采与抽放的接替 56 4.6 抽放瓦斯管路的测定与检查57 本科生毕业设计 第 13 页 4.6.1 井下测定 57 4.6.2 地面泵站测定57 5 5 抽放瓦斯组织管理及安全措施抽放瓦斯组织管理及安全措施 .59 5.1 组织管理59 5.1.1 瓦斯抽放工程质量验收制度 59 5.1.2 抽放设备运行管理制度 59 5.1.3、井下抽放瓦斯基础参数测定制度.60 5.2 安全措施60 结论结论 .61 参考文献参考文献 .63 翻译部分翻译部分 英文原文 .65 中文译文 .77 致致 谢谢 .89 1 1 矿井概况矿井概况 1.1 井田概况 1.1.11.1.1 交通位置交通位置 矿井位于山西省寿阳县境内，隶属于山西新元煤炭有限责任公司，是阳 泉矿区寿阳新区待开发的矿井之一。矿井工业场地距寿阳县城约 5km。在井 田东北部有寿阳段王运煤铁路专用线；在井田东南部有石太铁路线， 经寿阳车站可达全国各地。寿阳站至各大城市里程见表 1-1-1。 表 1-1-1寿阳站通往各大城市里程表 地名石家庄北京秦皇岛 连云港上海郑州西安 本科生毕业设计 第 14 页 铁路1504338319881416562732 里程 （km） 公路16048575013501750570 在井田北部有太原至旧关高速公路和 307 国道东西向通过，拟建的矿 井工业场地紧邻 307 国道，交通十分方便。 1.1.21.1.2 地形地貌地形地貌 井田位于寿阳构造堆积盆地区，属黄土丘陵地貌。梁、峁发育，沟谷 密集，多呈“u”型。地势西高东低，南高北低，最高点标高 1267m，位于 西南部的燕子山，最低点标高 1050m，位于吴家崖村旁黄门街河床内，一般 标高在 1100m 左右，最大高差 217m，相对高差一般为 40100m。井田内大 面积被新生界红、黄土覆盖，仅在南部沿冲沟有少量基岩出露。 1.1.31.1.3 水系水系 井田内河流属黄河流域汾河水系，主要河流有白马河、黄门街河及大 照河，黄门街河和大照河均为白马河的支流。白马河自西向东南从井田北 部流过，在芦家庄村汇入潇河。黄门街河自西南向东北流经井田，在黄门 街村南汇入白马河。大照河在井田南部自西而东经大照村和冀家庄后向南 汇入白马河。白马河平时流量较小，而黄门街河和大照河平时干涸，仅雨 季有水，均属季节性河流。 1.2 地质特征地质特征 1.2.11.2.1 地层地层 井田内大面积为第四系上统的黄土掩盖，基岩零星出露。地层由老到 新简述如下： 1、奥陶系中统峰峰组(o2f) 为含煤建造基底，以深灰色、灰色厚层状石灰岩和白云质灰岩为主， 中部夹有石膏层和浅灰色泥灰岩。井田内钻孔揭露最大厚度为 149.91m。 2、石炭系(c) 1)、中统本溪组(c2b)：厚度 33.5073.14m，平均 55.17m，中、南部 较厚，与峰峰组呈平行不整合接触。底部为 g 层铝土矿及山西式铁矿，其 上由砂质泥岩夹砂岩、灰岩及煤线组成。灰岩 25 层，一般 3 层，第二层 较为稳定，夹有粗粒石英砂岩及不稳定的煤线。本组属于泻湖堡岛环境 沉积。 2)、上统太原组(c3t) 为主要含煤地层之一。厚度 112.21138.97m，平均 126.21m。其顶界 为 k7砂岩的底面，与下伏地层呈整合接触。以 15 号煤层顶面或其相当层位、 k4石灰岩顶面为界线，将太原组分为三段。 本科生毕业设计 第 15 页 (1)下段：从 k1砂岩底至 15 号煤层顶或其相当层位，厚度 26.0865.85m，平均 41.63m。由石英砂岩、砂质泥岩、泥岩及 15、15下 及 16 号煤组成。15 号煤为主要可采煤层，15下号煤为局部可采煤层，16 号煤为不可采煤层。本段属于堡岛泻湖、潮坪环境沉积。 (2)、中段：从 15 号煤层顶至 k4石灰岩顶面，厚度 30.1068.53m， 平均 44.88m。由 k2 下、k2、k3、k4等 4 层石灰岩和 11、11下、12、13 及 13 下号等 5 层煤以及砂岩、泥岩等组成。本段属于台地泻湖、潮坪环境沉积。 (3)、上段：从 k4石灰岩顶面至 k7砂岩底，厚度 25.3052.60m，平 均 39.70m。主要由灰灰黑色砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤层等组成。本段 含煤 4 层，依次为 8、8下、9上和 9 号煤层，其中 9 号煤层为较稳定煤层， 8 号煤为不稳定煤层。本段属于三角洲环境沉积。 3、二迭系(p) 1)、下统山西组(p1s)：为井田内另一主要含煤地层，厚度 38.6670.84m，平均 52.96m。其顶界为 k8砂岩的底面，由灰浅灰色中、 细粒砂岩及深灰灰黑色砂质泥岩、泥岩和煤层组成。3 号煤属稳定煤层， 6 号煤为不稳定煤层。3 号煤层上覆砂岩(k8 下砂岩)对其局部有冲刷。6 号 煤层顶、底板常为铝质泥岩。本组属于过渡环境沉积。 2)、下统下石盒子组(p1x)：本组顶界为 k10砂岩之底。厚度 114.09147.90m，平均 129.56m。以 k9砂岩将该组分为上、下两段。 (1)、下段：由黄绿、灰绿、灰黑色砂质泥岩、泥岩与灰黄色中、细粒 长石石英砂岩组成。该段属于三角洲环境沉积。 (2)、上段：由灰黄、黄绿色中、粗粒长石石英砂岩、砂质泥岩组成。 顶部有 13 层全井田基本稳定的铝质泥岩，俗称“桃花泥岩” 。本组属于 河湖环境沉积。 3） 、上统上石盒子组(p2s)：本组顶界为硅质岩的顶部即 k13砂岩的底 部。厚度 353.80438.45m，平均 383.34m。以 k12砂岩将本组分为下、中 两段。 (1)、下段(p2s1)：k10砂岩底界至 k12砂岩底界，厚 145.2187.88m， 平均 170.02m。以黄绿、灰绿色细砂岩和灰绿、暗紫色砂质泥岩为主，夹黄 褐、紫褐色泥岩。 (2)、 中、上段(p2s2+3)：底界为 k12砂岩，厚 160.00258.00m，平 均 200.22m。由黄绿、暗紫色中、细砂岩与暗紫、黄褐、紫灰色砂质泥岩互 层组成。 本科生毕业设计 第 16 页 由灰-浅灰色中细 粒砂岩及深灰-灰 黑色砂质泥岩， 泥岩和煤组成。3 号煤为稳定煤层 ，6号煤为不稳定 局部可采煤层。3 号煤之 上砂体对煤层有 冲刺，局部地区6 号煤之上发育有 石灰岩。该组与 下伏地层呈整合 接触。 水文地质特征 最大-最小 (m)编号 标志层 煤层及 平均 (m) 厚层 编号 志层 及标 煤层 述描性岩 1:500 状柱 化度0.55g/l。 水质类型为hco3na型，矿 值偏大），水位标高834.10m。 单位涌水量2.65l/sm（降深小， 岩与下石盒子组混合抽水试验， 沟背斜轴部的11号孔对k8下砂 水位标高807.72m，位于大南 料和水质资料，34号孔抽干，46 号孔单位涌水量0.0021l/sm， 育地段富水性强，据抽水试验资 不稳定，富水性弱，局部裂隙发 和3号煤上k8下砂岩组成，厚度 井田内无出露，含水层主要由k7 70.84-38.66 6.73 0.75-19.44 k7 0.81 0.00-1.50 6 0.36 0.00-0.95 5 0.34 0.00-0.60 4 2.75 0.40-4.08 3 6.26 0.50-16.53 k8下 0.40 0.00-1.24 2 0.00-0.35 0.22 1 52.96 4)、上统石千峰组(p2sh)：其顶界为 k14砂岩之底。出露于井田西南于 家庄村和南部一带，厚度 100.00127.00m，平均 112.25m。岩性为暗紫色、 黄绿色砂岩、砂质泥岩及泥岩。本组属于河湖环境沉积。 4、中生界三迭系刘家沟组(t1l)： 出露于井田西南部及南部，井田内最大出露厚度仅 60m 左右。主要由 浅红色细粒长石砂岩组成，间夹薄层紫红、暗紫色砂质泥岩及粉砂岩。 5、新生界(k2) 井田内发育第三系上新统及第四系，厚度 3.22110.68m。新生界在 中部偏西及东部保存较厚，西南及南部保存较薄。一般分为砂土、亚砂土、 亚粘土、粘土四种类型。与下伏基岩呈角度不整合接触。 1)、第三系上新统静乐组(n2j)：厚 010.03m，底部为砂石层，中上 部为灰黄、鲜红、暗红色粘土、亚粘土。 2)、第四系下更新统泥河湾组(q1n)、午城组(q1w)：广泛分布于冲沟 及半坡上。泥河湾组底部为粒径 210mm 砾石层及钙质结核，中、上部由 黄灰色亚粘土、亚砂土夹泥灰岩薄层组成。午城组由橙红色粘土、亚粘土 夹红棕色古土壤数层组成。泥河湾组厚 024.34m，与下伏基岩呈不整合接 触。午城组与泥河湾组呈整合接触，厚 08.54m。 3)、第四系中更新统离石组(q2l)：广布于沟谷及两侧。由淡黄、淡红 色亚粘土夹棕红色古土壤层组成。厚 047.44m。 4)、第四系上更新统马兰组(q3m)：广布于梁、峁之上。主要由淡黄色 亚砂土组成，厚 4.827.15m。 5)、第四系全新统(q4)：主要分布于黄门街河、大照河及其支流河谷 内，由淡灰色砂、砾石组成。厚 123m。 3 号煤层综合柱状图见图 1-2-1。 1.2.21.2.2 地质构造地质构造 本井田位于寿阳区中南部，基本构造形态为一单斜，近东西走向，向 南倾斜，倾角 421，一般小于 10。在此单斜基础上发育次一级的 宽缓 本科生毕业设计 第 17 页 图 1-2-13 号煤层综合柱状图 褶曲和一些短轴褶曲。较大的褶曲为位于井田西北部的大 南沟背斜和蔡庄向斜以及井田东部的草沟背斜。井田内断层稀少， 没有岩浆岩侵入的影响。综观井田构造应属于简单类略偏中等。井田 内褶曲、断层和陷落柱见表 1-2-1、表 1-2-2、表 1-2-3。 表 1-2-1 井田内主要褶曲特征表 产状要素 序 号 褶曲名称 及性质 轴向两翼倾角 井田内 延伸长度 （m） 备注 1 大南沟 背斜 近 ew 南翼 35 北翼 36 7000m 位于井田西北部，为一两翼大 致对称的向东南倾伏的陷伏背 斜。 2 蔡庄向斜 se 南翼 46 北翼 23 1500m 位于井田北部，与大南沟背斜 近平行，为一两翼不对称的向 西北倾伏的陷伏向斜。 3 草沟背斜 nne 东翼 25 西翼 38 位于井田东部，为一两翼不对 称的向南倾伏的陷伏背斜。 表 1-2-2 井田内主要断层特征表 序 号 断层 名称 性 质 走 向 倾 向 倾 角 落 差 延伸 长度 备注 1f61 逆 nenw6020m200m 生成于 c31地层中，为层 间断层 2f55 正 nnesee7510m120m 成生于 p1s地层中，为层 间断层 3f656m 成生于 p1s地层中，为层 本科生毕业设计 第 18 页 间断层 表 1-2-3 井田主要陷落柱特征表 序号陷落柱名称位 置长轴短轴陷落高度陷落层位 1x18 井田西部 35m25m 不明p2s2+3地层 2x17 井田西部 25m15m 不明p2s2地层 1.2.31.2.3 煤层概述煤层概述 井田内含煤地层为石炭系上统太原组和二迭系下统山西组，地层总厚 平均为 179.17m，含煤 18 层，平均总厚 13.81m，含煤系数为 7.7%。可采煤 层有 3、6、8、9、15、15下号六层(其中 3、6 号煤层为山西组， 8、9、15、15下号煤层为太原组)，平均总厚度 11.73m，可采含煤系数为 6.5%。其中 3 号煤是山西组的主要可采煤层，也是最上一层可采煤层，是 初期开采的主要对象；15 号煤是太原组的主要可采煤层。各可采煤层分述 如下： 1、3 号煤：位于山西组中部，上距下石盒子组“桃花泥岩”130m 左右， k8砂岩 30m 左右。全井田仅西部边界附近的 1、2 号孔为不可采点，不可采 范围约 6.4km2，其余均稳定可采，见煤点厚 0.404.08m，平均 2.77m；结 构简单，一般含一层泥岩夹矸。煤层由西向东由薄变厚，又渐趋变薄，以 中厚煤层为主。本层基本属于全井田稳定可采煤层。其顶板为砂质泥岩、 泥岩，局部为中、细粒砂岩；底板为砂质泥岩，局部为细、粉砂岩。 2、6 号煤：位于山西组底部，上距 3 号煤 20m 左右，下距 k7砂岩 2m 左右。局部可采，属不稳定煤层。煤厚 0.151.5m，平均 0.76m。其顶板 为砂质泥岩，局部为中、细粒砂岩；底板为炭质泥岩，局部为砂质泥岩、 细粒砂岩。 3、8 号煤：位于太原组顶部，k7砂岩下 6m 左右，9 号煤上 12m 左右， 煤厚 0.102.64m，平均 0.87m。局部可采，属不稳定煤层。顶板为泥岩、 砂质泥岩，局部为炭质泥岩；底板为砂质泥岩，局部为炭质泥岩、粉砂岩。 4、9 号煤：位于太原组上部，k5砂岩上 4m 左右。煤厚 0.105.68m， 平均 2.29m。属大部可采的较稳定煤层。其顶板为泥岩、砂质泥岩，局部为 中粒砂岩；底板为砂质泥岩，局部为细、粉砂岩。 5、15 号煤：位于太原组下部，k2 下石灰岩为其直接顶板。全井田仅东 部变薄尖灭，其余范围均稳定可采。煤厚 0.277.33m，平均 3.32m，一般 含 12 层泥岩夹矸。属稳定可采煤层。顶板为石灰岩，个别点为泥岩；底 板为泥岩，局部为炭质泥岩、含炭泥岩及粉砂岩。 6、15下号煤：位于太原组底部，15 号煤下 0.8435.45m，平均 本科生毕业设计 第 19 页 11.44m。煤厚 0.205.43m，平均 1.60m，一般含夹矸 24 层，局部可采。 属不稳定较稳定型煤层。顶板为砂质泥岩，局部为砂岩及炭质泥岩。底 板为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩及炭质泥岩。 各煤层赋存特征见表 1-2-4。 表 1-2-4 各煤层赋存特征表 煤层间距（m） 含煤 地层 地层 厚度 （m ） 含煤 系数 （%） 煤层 编号 煤层 厚度 （m） 最小最大平均 稳定性 可采 系数 （%） 可采性 10.22极不稳定 20.40极不稳定 32.77稳 定97可 采 40.33极不稳定 50.33极不稳定 山 西 组 pls 7.3 60.37不 稳 定37局部可采 80.87不 稳 定45局部可采 8下0.44极不稳定 9上0.88极不稳定 9下2.29较 稳 定75大部可采 110.37极不稳定 11下0.35极不稳定 120.54极不稳定 130.62极不稳定 13下0.68极不稳定 153.32稳 定93可 采 15下1.60较 稳 定63大部可采 太 原 组 c3t 8.1 160.51 3.32 14.3 9.02 0.9 20.5 7.36 0.94 7.32 3.89 2.05 8.25 4.54 2.18 21.5 10.96 7.30 29.8 3.1 0.9 5.59 2.80 4.77 1.4 6.01 3.46 10.1 36.9 16.9 0.85 8.46 3.14 2.36 7.26 4.74 3.30 9.88 7.09 0.80 7.54 2.80 15.2 35.7 25.7 0.84 35.5 11.4 3.15 24.0 10.7 极不稳定 1.2.41.2.4 可采煤层可采煤层 井田内共有 6 层可采煤层。山西组有 3、6 号煤层，太原组有 8、9、15、15下号煤层。 3 号煤层：厚度 0.44.08m，平均 2.77m，可采系数为 97%，厚度变异 系数 27%，煤层结构简单，属基本全区可采的稳定煤层，也是本区主要首采 煤层。 6 号煤层：厚度为 0.151.5m，平均 0.76m，可采系数 37%，变异系数 61%，煤层结构简单，为局部可采的不稳定煤层。 8 号煤层：厚度为 0.102.64m，平均 0.87m，可采系数 45%，变异系 数 64%，煤层结构简单，为局部可采的不稳定煤层。 9 号煤层：厚度为 0.105.68m，平均 2.29m，可采系数 75%，变异系 本科生毕业设计 第 20 页 数 59%，煤层结构简单，为大部可采的较稳定煤层（局部属稳定煤层） 。 15 号煤层：厚度为 0.277.33m，平均 3.32m，可采系数 93%，变异系 数 35%，煤层结构中等，为基本稳定的主要可采煤层。 15下号煤层：厚度为 0.205.43m，平均 1.60m，可采系数 63%，变异 系数 69%，煤层结构复杂，为大部可采的不稳定煤层。 1.2.51.2.5 煤质概述煤质概述 井田内各煤层煤质以贫煤为主，储量占总储量的 73%；其次为无烟煤， 占 26%；其余为贫瘦煤。 1、煤的物理性质：本井田煤为黑色、灰黑色的亮煤，有玻璃、强玻璃 光泽。断口为参差状、棱角状、粒状、条带状、线理状及粒状结构，层状、 块状构造。煤的容重为 1.341.51t/m3。 2、煤的化学性质及可选性 3 号煤：为中灰、特低硫、低磷、极易选的贫煤、贫瘦煤，是优质的 高炉喷吹煤。 6 号煤：为低灰、特低硫、特低磷、易选的贫煤、无烟煤。 8 号煤：为富灰、低硫、中磷、难选的贫煤、无烟煤。 9 号煤：为中灰富灰、特低硫、低磷、极难选的贫煤、贫瘦煤、无 烟煤。 15 号煤：为中灰、中硫、低磷、难选的贫煤、无烟煤。 15下号煤：为中灰、中硫、低磷极难选的贫煤、无烟煤。 各层煤均为难熔灰分煤，热稳定性好，易于磨碎。 1.2.61.2.6 瓦斯瓦斯 1、区域瓦斯概况 寿阳区为一新区，生产矿井资料较少，从邻近的阳泉区生产资料分析， 现采 3 号煤层均属高瓦斯矿井，煤与瓦斯突出也集中于 3 号煤层，突出形 式主要为瓦斯喷出和煤与瓦斯的压出。从 1966 年至 1990 年，全局共发生 突出、喷出达 3654 次之多，最大突出量 525t/次，最大瓦斯突出量 17640m3/次，百吨以上突出有 21 次。 2、煤层瓦斯含量 煤层瓦斯含量是计算煤层瓦斯储量和预测瓦斯涌出量的基础，在地质勘 探期间均采用了解吸法测定煤层瓦斯含量，但由于煤层瓦斯含量控制程度 较低，为进一步确定煤层瓦斯含量分布规律，还需通过测压采用井下打钻 间接法来加密煤层瓦斯含量控制程度。 表 1-2-5井田 3 号煤层瓦斯含量测定结果表 序号钻孔号采样深度（m）瓦斯含量测定值(m3/t.r) 12655.0215.03 本科生毕业设计 第 21 页 23803.437.0 34523.158.12 45493.6011.02 57518.405.78 611483.963.59 715541.0322.17 819617.1212.21 921550.1111.45 1022584.1915.54 1124511.947.61 1225558.154.66 1328523.2611.50 1430563.8015.47 1531826.3912.46 1635540.213.77 1736633.511.66 1837588.329.02 1940592.3413.66 2042718.9127.15 2145568.0812.42 2246566.909.27 2350515.4012.51 序号钻孔号采样深度（m）瓦斯含量测定值(m3/t.r) 2452555.3710.89 2553635.5511.42 2661554.7513.54 2763623.3019.53 28p76612.8619.17 29p46590.1218.69 30p64459.8414.28 31p107189.178.22 327-5401.8110.58 337-6398.205.27 347-7475.379.96 357-8578.8114.47 367-9559.7212.48 377-10518.6613.97 387-11508.2510.74 本科生毕业设计 第 22 页 y = 0.0511x - 14.64 0 5 10 15 20 25 30 100200300400500600700800900 埋藏深度 （m） 瓦斯含量 （m3/t） 1、煤层瓦斯含量沿倾向分布规律 煤层瓦斯含量沿倾向分布规律常用瓦斯含量与埋藏深度或基岩厚度之 间的关系来表示。基岩厚度是指煤层上方不包括第四系地层的古地层厚度， 它的大小往往直接影响成煤过程中产生的瓦斯在煤层中保存条件的好坏。 以往的研究成果表明：对大多数矿区而言，煤层瓦斯含量随着埋藏深度的 增加而加大，两者之间具有良好的线性关系，这种关系能客观地表征煤层 瓦斯含量沿倾斜方向分布规律；而在少数矿区，由于地表存在厚度分布差 异明显的第四系地层，煤层瓦斯含量虽然具有随埋藏深度增大而增加的整 体趋势，但与埋藏深度的相关程度明显不如与基岩厚度的相关程度；此时， 煤层瓦斯含量沿倾斜方向分布规律需用瓦斯含量与基岩厚度间的关系来表 征。 井田内煤层虽被厚度为 97.9167.8m 的第四纪冲积层赋盖，但煤层仍 受到一定程度的风化剥蚀而存在瓦斯风化带，瓦斯风化带深度在基岩下 48134m 不等。煤层瓦斯含量的赋存与分布直接受到煤层埋藏的古地层厚 度（即煤层距基岩面深度）控制。3 号煤层瓦斯分布规律大体上由浅而深呈 北高南低的趋势，但受地质构造的影响煤层瓦斯含量分布具有走向不均衡 性。具体表现为：正断层附近地区煤层瓦斯含量较同一标高正常区低；逆 断层附近地区煤层瓦斯含量较同一标高正常区高。在煤层走向上变化不大。 3 号煤层瓦斯含量与基岩厚度散点分布如图 1-2-2 所示，瓦斯含量值与基岩 厚度之间有如下关系。 w = 0.0511h- 14.64 式中：h 煤层盖山厚度，m。 图 1-2-2 3 号煤层瓦斯含量与盖山厚度关系曲线 从瓦斯分布情况看，向斜轴部瓦斯含量高于其它区域，太原组煤系地 层高于山西组煤系地层，煤层埋藏较深的区域瓦斯含量高于埋藏较浅的区 域。 3、煤与瓦斯突出 本科生毕业设计 第 23 页 据阳煤集团生产统计，瓦斯突出主要发生在 3 号煤层，发生突出的有 一矿北头咀井、二矿一号井及小南坑井，三矿一号井、裕公井。从 1966 年 至 1990 年，全集团共发生突出、喷出达 3654 次之多，最大突出量 525t/次， 最大瓦斯涌出量 17640m/次，百吨以上突出有 21 次，突出多发生在回采 工作面，占总突出次数 93.5%(多为放炮诱导)。 地质报告对本矿井瓦斯突出危险性进行了预测研究，煤层瓦斯含量 10m/t，压力 p1mpa，盖层厚度 h200m 时，有突出危险，由于本井 田 3 号煤层瓦斯压力为 0.79 mpa，因此不具有煤与瓦斯突出危险。 1.2.71.2.7 煤尘及煤的自燃性煤尘及煤的自燃性 根据各煤层煤尘爆炸性试验结果表明，火焰长度 020mm，一般大于 5mm；扑灭火 焰的岩粉量 040%，一般大于 15%。各煤层煤尘均有爆炸性 危险。 根据各煤层煤的自燃性试验结果，3、6 号煤不自燃；9 号煤以不自燃 为主，少量为不易自燃；8、15下号煤为易自燃和不易自燃；15 号以不易自 燃为主，少量为不自燃和易自燃。 1.3 矿井开拓与开采 1.3.11.3.1 井田境界井田境界 井田东西走向长 15.6km，南北倾斜宽 9.6km，面积 136.48km2。 1.3.21.3.2 储量储量 根据煤炭工业矿井设计规范 ，结合可研设计中井下开采对地面建筑 物的影响分析结果，经计算，矿井工业储量为 1035.857mt，其中第一水平 530.625mt，第二水平 505.231mt；矿井设计储量 794.131mt，其中第一水 平 475.025mt，第二水平 319.105mt；矿井设计可采储量 506.258mt，其中 第一水平 302.828mt，第二水平 203.430mt。 1.3.31.3.3 矿井设计生产能力及服务年限矿井设计生产能力及服务年限 1、矿井工作制度 按煤炭工业矿井设计规范规定，矿井设计年工作日为 300d，每天 三班作业(其中两班生产，一班准备)，每天净提升时间为 14h。 2、矿井设计生产能力的确定与论证 矿井设计生产能力确定为一期 3mt/a，二期 6mt/a。其主要理由如下： 1） 、本井田煤层储量十分丰富，赋存以稳定、较稳定型为主，倾角一般为 36，非常适宜综合机械化开采，宜建设现代化大型矿井。 本科生毕业设计 第 24 页 2） 、井田内地质构造简单，以宽缓的褶曲为主，断层、陷落柱稀少， 无岩浆岩侵入。井田内水文地质条件简单。适合建设大型矿井。 3） 、3 号煤为中灰、特低硫、低磷、极易选的贫煤、贫瘦煤，是优质 的高炉喷吹煤和出口煤。建设大型矿井不但可以缓解国内供应紧张的高炉 喷吹用煤，而且也可大量出口，为国家增收外汇，其社会经济效益显著。 4） 、近十年来，阳泉煤业集团通过设计、挖潜和改造，现生产的五对 矿井，除即将报废的四矿外，其余矿井实际生产能力均达到过 3.0mt/a，已 经积累了建设和管理大型、特大型矿井的丰富经验。 为此，从矿井资源条件、煤层开采技术条件和煤的加工利用以及煤炭外运 条件和可研批复等方面综合考虑，矿井年设计生产能力确定为初期 3.0mt， 二期 6.0mt 比较合理。 3、矿井及水平服务年限 矿井及水平服务年限均按下式计算： t=z/ak （公式 1-3-1） 式中：t服务年限，a; z设计可采储量，mt； a生产能力，mt/a； k储量备用系数，取 1.4。 则：第一水平服务年限为 t1=302.828/(61.4)=36.1(a) 第二水平服务年限为 t2=203.430/(61.4)=24.2(a) 则：矿井服务年限为 t=t1+t2=36.1+24.2=60.3(a) 1.3.41.3.4 井田开拓方式井田开拓方式 采用斜井开拓方式。在工业场地布置一个主斜井，倾角 16，斜长 1225.5m，落底后布置集中胶带运输大巷，装备 1.4m 宽钢绳芯胶带输送机； 一个副斜井，倾角 7，斜长 1505.2m，井筒落底于+864m，采用无轨胶轮 车运输。在冀家垴村附近布置一对中央进、回风立井，净径均为 7.0m，垂 深均为 500.0m,进风立井装备一对 1.5t 矿车单层单车罐笼和梯子间，用于 矿井排矸；回风立井不装备。 上组煤划分为一个+864m 水平，沿倾斜方向布置两组大巷，两组大巷 间采用集中胶带运输大巷、集中辅助运输大巷和集中回风大巷联接。每组 大巷共布置五条大巷，分别为一条胶带运输大巷，两条辅助运输大巷、两 条回风大巷，均沿煤层布置。 大巷煤炭运输采用胶带输送机，辅助运输采用无轨胶轮车运输方式。 下组煤采用暗斜井延深开拓方式，在上组煤井底煤仓清撒巷道尾部开 凿主暗斜井，倾角 16，斜长 326.5m，装备钢绳芯胶带输送机担负下组煤 煤炭提升任务；在上组煤西一辅助运输大巷北部，通过联络巷道开凿辅助 本科生毕业设计 第 25 页 暗斜井，倾角 7，斜长 1230.8m，落底于+490m，仍采用无轨胶轮车运输， 担负下组煤辅助运输任务，将原中央进、回风立井延深至 15 号煤层，担负 下组煤进、回风任务。下组煤划分为+490m 一个水平，根据煤炭技术的发展 趋势，下组煤工作面推进长度暂按 3000m 左右考虑，大巷及上(下)山布置 形式基本同上组煤。 1.3.51.3.5 采区布置及主要设备采区布置及主要设备 1、采煤方法 根据煤层赋存条件及井田开拓布置，结合国内目前技术装备水平及阳 煤集团多年的生产管理经验，设计采用长壁综采一次采全高采煤法。 2、采区巷道布置 根据井田开拓布置及审查意见，采用倾斜条带式布置方式。 考虑到本矿井初期开采的 3 号煤层瓦斯含量较高，根据通风要求，每 个采区以五条大巷开拓，其中西采区沿 3 号煤层布置一条胶带运输大巷， 两条辅助运输大巷，两条回风大巷；东采区除利用集中胶带大巷外，另沿 3 号煤层布置辅助运输大巷和回风大巷各两条。 初期回采工作面布置在大巷的南侧，采用倾斜长壁仰斜开采。 首采工作面巷道布置见图 1-3-1。 根据瓦斯抽放和工作面通风要求，每个回采工作面共布置五条顺槽， 在胶带顺槽一侧布置两条顺槽，其中一条胶带顺槽、一条进风顺槽；在回 风顺槽一侧布置三条顺槽，其中一条回风顺槽、一条进风顺槽、一条尾巷。 3、井下主要运输设备 根据矿井开拓布置和运量的要求，井下煤炭运输采用胶带输送机的运煤方 式，带式输送机运量大，运输系统简单，用人少，效率高、事故少，生产 潜力大，便于实现集中和自动控制，使运输提升连续化，可以充分发挥综 采机械设备的生产能力，确保矿井高效稳产。 1.4 矿井通风与瓦斯 1.4.11.4.1