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设计说明本设计主要分为两部分:设计说明书部分和专题部分。设计说明书部分为开滦集团东欢坨一矿3.0Mt/a新井设计,专题部分为工作面顶板灾害防治技术研究。设计说明书部分共分为十章:矿井概况及井田地质特征、井田境界及储量、矿井工作制度和设计生产能力、井田开拓、采区巷道布置、采煤方法、井下运输、矿井提升、矿井通风与安全和矿井主要经济技术指标。本设计为开滦集团东欢坨一矿3.0Mt/a新井设计。此矿区内8#煤层为主采煤层,煤层平均厚度为5.8m,走向长度约为9.5km,倾向长度约为3.0km,煤层倾角为11到20,平均倾角为16。设计井田面积约24.94km2。可采储量为317.46Mt,设计生产能力为3.0Mt/a,服务年限为81.4a。煤的工业牌号1/3肥煤。矿井历年正常涌水量为305500m3/h,绝对瓦斯涌出量为0.211m3/min。属低瓦斯矿井,煤尘无爆炸性危险,有自燃发火现象。本设计矿井采用立井三水平开拓,第一水平标高为-700m,第二水平标高为-950m,第三水平标高为-1200m。采用煤层底板岩层大巷布置,大巷采用胶带输送机运煤。采煤方法为走向长壁采煤法,采煤工艺为综合机械化采煤,采空区处理方法为全部垮落法。矿井布置一个综采工作面保证全矿井的产量,工作面长度为215m,矿井的通风方式为中央分列式通风。Design specificationThis design is mainly divided into two parts: design instruction part and special part. Part design specification for dong huan tuo 3 million t the new well design and exemplary divided into working face roof disaster prevention and control technology research.Design specification section is divided into ten chapters, the geological characteristics of mine survey and field work, realm and mining field reserves, mine system and the design production capacity, mine exploit, mining roadway layout and mining method, underground transportation, mine, mine ventilation and safety and coal mine main economic and technical index.This design for the east huan tuo kailuan group 3.0 Mt/a new well design. Give priority to extracting seam 8 # coal seam in this mining area, average thickness of coal seam is 5.8 m, length of about 9.5 km, length of about 3.0 km, dip Angle of coal seam is 11 to 20 , the average Angle of 16 . Area of 24.94 km2 of design field. Recoverable reserves of 317.46 Mt, design production capacity of 3.0 Mt/a, length of service of 81.4 a. Coal industry brand one-third fat coal. Mine normal water inflow calendar year of 305 500 m3 / h, the absolute gas emission is 0.211 m3 / min. Belongs to the low gas mines, coal seam have explosive danger, spontaneous combustion phenomenon.Three levels of the design of mine adopts vertical development, first level elevation for the - 700 - m, second level elevation as - 950 - m, the third level elevation to - 1200 - m. Using coal floor strata alleys to decorate, alleys by the coal belt conveyor. Coal mining method for longwall coal mining method, mining technique for comprehensive mechanized coal mining, the treatment method for full caving goaf. Mine layout a fully mechanized coal face to ensure all production of the mine, working face length of 215 m, mine ventilation mode for central such ventilation.目录一般部分东欢坨一矿3.0Mt/a新井设计第1章 井田概况及地质特征11.1井田概况11.1.1交通位置11.1.2地形地貌11.1.3自然环境及地震情况21.1.4水源、电源、劳动力及建材来源21.2地质特征31.2.1地层特征31.2.2地质构造41.2.3地下水的赋存条件分析41.2.4地表水特征51.2.5含水层及其特征51.2.6隔水层及其特征61.2.7矿井的充水水源与充水通道71.2.8矿井涌水量81.3煤层特征81.3.1煤层赋存状况及可采煤层特征81.3.2煤层及其顶底板岩性特征91.3.2煤的工业分析、煤质、煤的牌号与用途101.3.3瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温111.3.4地质勘探程度11第2章 井田境界及储量122.1井田境界122.2井田工业储量122.2.1 储量计算的步骤132.2.2 矿井工业储量的计算132.3 井田可采储量142.3.1 永久煤柱损失量142.3.2 矿井可采储量计算172.3.3 井田储量汇总表17第3章 矿井工作制度和设计生产能力183.1矿井工作制度183.2矿井设计生产能力及服务年限183.2.1 矿井生产能力的确定183.2.2 矿井服务年限及第一水平服务年限核算193.2.3 井型校核20第4章 井田开拓224.1井田开拓的基本问题224.1.1井筒形式、数目及配置的确定224.1.2确定工业广场及井口的位置254.1.3确定开采水平和阶段高度264.1.4大巷布置264.2开拓方案264.2.1提出方案264.2.2开拓方案比较274.2.3开拓方案经济比较304.2.4综合比较344.3矿井基本巷道354.3.1井筒354.3.2井底车场及硐室384.3.3主要开拓巷道41第5章 采区巷道布置435.1煤层地质条件435.1.1可采煤层概况435.1.2煤种及煤质变化435.1.3煤层顶底板情况445.1.4瓦斯445.2采区巷道布置及生产系统455.2.1采区走向长度确定455.2.2确定区段斜长和区段数目455.2.3煤柱尺寸的确定455.2.4采区上下山布置465.2.5工作面接替顺序475.2.6采区生产系统475.2.7采区的生产能力475.3采区车场设计485.3.1采区上部车场形式选择485.3.2采区中部车场形式选择495.3.3采区下部车场的选择及设计495.3.4采区主要硐室的布置535.4采区采掘计划555.4.1采区主要巷道参数确定555.4.2确定采区生产能力615.4.3计算采区回采率61第6章 采煤方法626.1采煤方法和回采工艺626.1.1采煤方法的选择626.1.2工作面长度的确定626.1.3回采工作面参数确定636.1.4综采工作面回采工艺设计636.1.5综采工艺方式的选择696.1.6采煤机的工作方式696.1.7各工艺操作过程注意事项706.1.8采煤工艺参数716.1.9综采工作面组织循环作业及循环图表的编制736.1.10工作面主要技术经济指标746.2回采巷道布置方式76第7章 井下运输797.1概述797.1.1运输概述797.1.2井下运输系统797.1.3各环节运输方式797.2采区运输设备选择807.2.2带式输送机的设计计算857.2.3上山带式输送机的选择907.2.4 采区辅助运输907.3 大巷运输设备927.3.1 运输大巷设备选择927.3.2轨道大巷设备选择93第8章 矿井提升948.1设计依据948.1.1主井提升948.1.2副井提升948.2主副井提升设备的选型958.2.1主井提升设备的选型958.2.2副井提升设备的选型978.3提升钢丝绳的选择计算988.4提升机与天轮的选择计算1008.4.1 滚筒(或摩擦轮)直径的确定1008.4.2 天轮的选择1008.4.3 提升机强度校验1018.4.4 摩擦衬垫比压1018.5提升电动机的预选1028.5.1电动机功率的估算1028.5.2 估算电动机转数1028.6 提升机与井筒的相对位置1038.6.1 井架高度1038.6.2 尾绳环高度103第9章 矿井通风与安全1049.1矿井通风系统选择1049.1.1矿井概况1049.1.2矿井通风系统的基本要求1049.1.3矿井通风类型的确定1049.1.4选择矿井主要通风机的工作方法1059.1.5采煤工作面通风类型的确定1069.1.6工作面风流方向的选择1079.2采区及矿井所需风量1089.2.1采煤工作面所需风量计算1089.2.2掘进工作面涌出量计算1109.2.3硐室所需风量1119.2.4其他巷道硐室所需风量1129.2.5矿井总风量计算1129.2.6风量分配1139.3矿井通风总阻力的计算1149.3.1矿井通风阻力的计算原则1159.3.2矿井通风摩擦阻力计算1159.3.3矿井通风总阻力的计算1199.3.4矿井总风阻和等积孔1199.4矿井通风设备的选择1209.4.1选择主要通风机1209.4.2选择电动机1229.5矿井灾害防治技术1239.5.1预防瓦斯事故措施1239.5.2预防煤尘事故措施1249.5.3防治火灾事故措施1249.5.4防治水灾事故措施124第10章 设计矿井基本技术经济指标126参考文献128致谢129一般部分开滦集团东欢坨矿3.0Mt/a新井设计华北科技学院毕业设计(论文)第1章 井田概况及地质特征1.1井田概况1.1.1交通位置东欢坨井田位于河北省丰润县韩城与新军屯两镇之间,东距唐山市约15km。由唐山市至玉田、宝坻县的公路经过本井田。井田北有京秦铁路,东有京山和唐遵铁路,京唐高速公路和唐山市外环线公路均在矿井附近,交通便利。矿井交通位置见图1-1-1。图1-1-1 交通位置图东欢坨矿井是典型的华北型的石炭二叠纪煤田,也是水文地质条件极其复杂的大水矿井,建井期间大涌水量曾达到62.84m3/min,矿井施工至今已发生很多次突水。其中大于1.0m3/min的出水点就有32个,大于10.0m3/min的出水点为3个。单个采面最大涌水量为6.01m3/min。目前,随着煤层开采的不断深入,水害威胁也进一步增大。因此,全面深入的分析研究东欢坨矿的水文地质特征,对于科学有效的预测和防治煤矿突水,保证矿井安全生产促进矿井的可持续发展具有重要意义,同时也有利于矿井水资源有效合理的开发利用和矿区的生态环境的保护。1.1.2地形地貌本井田属于冲积平原地形,井田内既无山峦起伏,也无河流穿过,地形甚为平坦。北部油房庄附近地形标高为+23m,南部南曹庄附近为+2m,地形坡降为1.6,地势东北高,西南低。井田南端紧邻一夏秋积水的“油葫芦泊”。井田西北25km处有一泥河,平行本井田急倾斜翼浅部边界,由东北流向西南,流量较小但河床较宽,遇降雨量大时亦有泛滥发生,但影响范围较小。两岸筑有土坝及人工沟渠,对防洪有一定作用。地质报告未提供洪水水位标高,但在东欢坨村附近从未受到洪水威胁。1.1.3自然环境及地震情况本井田属于冲积平原地形,井田内既无山峦起伏,也无河流穿过,地形甚为平坦。北部油房庄附近地形标高为+23m,南部南曹庄附近为+2m,地形坡降为1.6,地势东北高,西南低。井田南端紧邻一夏秋积水的“油葫芦泊”。井田西北25km处有一泥河,平行本井田急倾斜翼浅部边界,由东北流向西南,流量较小但河床较宽,遇降雨量大时亦有泛滥发生,但影响范围较小。两岸筑有土坝及人工沟渠,对防洪有一定作用。地质报告未提供洪水水位标高,但在东欢坨村附近从未受到洪水威胁。本区属大陆性气候,夏季炎热多雨,冬季寒风凛冽。最高气温39.6,最低气温-21,平均气温11.1。平均降雨量为614.7mm,最大降雨量为1007.7mm,年平均蒸发量1321.1mm,平均湿度34.8%。冰冻期由每年12月至翌年3月初,冻土深度0.60.8m。积雪最小厚度40mm,最大厚度190mm。年最多风向为东风,其次为偏北风,最大风速为25ms。根据河北省最新颁布的地震区划图,本区地震烈度为八度。开滦矿区已有百余年的煤炭开采历史,是我国大型煤炭地之一,包括本矿井在内,开滦(集团)有限责任公司现共有生产矿井10个。因本井田被巨厚冲积层覆盖,除划给地方的鲁各庄区外,附近别无其它小煤矿建设或开采。1.1.4水源、电源、劳动力及建材来源矿井水资源丰富,能保证生产及生活用水,水源可靠。矿井电源引自韩城220kV变电站,供电电源可靠。矿井工业场地建有110kV变电站,双回路运行。矿井续建所需的主要建筑材料如钢材、木材、水泥、砂石等都可以在当地得到解决。1.2地质特征1.2.1地层特征本井田地层与开平煤田其它各矿地层基本相同,精查地质勘探揭露了第四系及上古生界地层,由老到新叙述如下:1、中奥陶统马家沟组(O2)根据区域地质资料,中奥陶统的马家沟组地层在开平煤田厚约400m,以厚层块状灰色与褐红色豹皮状石灰岩为主。本井田钻孔揭露该地层最大厚度91.63m,顶部多呈黄褐色,溶洞裂隙发育,与上覆煤系地层呈平行不整合接触。2、中石炭统唐山组(C2)本层总厚度为5060m。底部为7m左右的“G层铝土岩”,顶部为厚约4m的唐山灰岩即K3灰岩,中间主要为灰色、深灰色的砂岩与浅灰、灰白色铝土质粘土岩,夹两层薄层灰岩即K1与K2。3、上石炭统(1) 开平组(C31)本组顶界为K6灰岩底,厚约60m。主要以灰色、深灰色细砂岩、粉砂岩与粘土岩为主,夹两层海相灰岩(即K4、K5灰岩)。含煤45层,其中141煤是古生代煤系地层最下部一个较稳定的可采煤层。(2) 赵各庄组(C32)本组顶界为9煤与11煤之间的细砂岩底面,厚度为60l00m。岩性以粉砂岩、细砂岩与砂岩为主,夹粘土岩与煤层,近底部为K6灰岩。本组含11煤、121煤、122煤、12下煤四层可采煤层。4、下二迭统(1) 大苗庄组(P11)该组顶为5煤顶板的中砂岩或细砂岩底部,厚60l00m。岩性以灰色、深灰色粉砂岩、细砂岩为主,局部夹粘土岩或中砂岩,含5煤、6煤、7煤、8煤、9煤五层煤,其中8煤、9煤为稳定可采煤层。(2) 唐家庄组(P12)本组顶界为“A层铝土岩”之下的巨粗不等粒长石石英砂岩底部冲刷面,厚度为120230m,一般厚200m左右。5、上二迭统古冶组由灰紫、灰绿等杂色的砂砾岩、粗砂岩、细砂岩、中砂岩、粉砂岩、粘土岩沉积交互组成。下段含“A层铝土岩”,其底部为一杂色巨粗不等粒长石石英砂岩,与底部唐家庄组呈冲刷接触,为一套陆相碎屑沉积,厚度约560m。6、第四系覆盖于全井田,由北向南逐渐加厚,厚度为150650m。上部由各粒度的砂层、砾石层、粘土层交互组成,下部以杂色巨厚砾石层与卵石层为主,含水丰富,局部夹少量砂层或砂砾层。1.2.2地质构造本井田位于车轴山向斜两翼,车轴山向斜属开平煤田西侧的一个含煤构造,主要受新华夏系构造控制,构造线多呈北东向。车轴山向斜为一狭长不对称向西南方向倾伏的大型含煤向斜,向斜轴走向约为N60E,向斜轴面向北西方向倾斜。以向斜轴划分,其东南翼(缓倾斜翼)地层走向N30E,产状较缓,倾角1225,一般20左右;其西北翼(急倾斜翼)地层走向N70E,产状较陡,倾角6580,一般为70左右。经过精查地质勘探、二维和三维地震勘探,本井田共查明41条断层。缓倾斜翼多发育张性、张扭性的高角度倾向或斜交正断层,急倾斜翼多发育走向压性逆断层。以断层性质分,正断层35条,逆断层6条;以控制程度分,可靠断层11条,较可靠断层15条,可靠程度较差断层15条;以断层落差分,小于10m的9条,10m20m的11条,20m30m的6条,30m50m的8条,大于50m的7条。表1-2-1 断层特征表序号断层编号断层性质断层落差(m)断层产状控制程度备注走向倾向倾角()1F18正062N.WN.E6272可靠三维地震勘探报告提出2F25正04NN.NW3647可靠三维地震勘探报告提出3F36正850N15EN.W6978可靠构造地质补充报告提出1.2.3地下水的赋存条件分析第四系底部卵砾石孔隙水、石炭、二迭系砂岩裂隙水以及奥灰岩溶水组成了东欢坨矿井田承压水力系统。这一水力系统承压顶盖!是由粘土和亚粘土组成的区域隔水层,它位于冲积层中下部,由北向南倾斜。第四系底部卵砾石层超覆所有的基岩含水层露头,由于露头无冲积或残积成因的粘土之类所隔,所以卵砾石含水层与基岩含水层尤其是大面积的奥灰含水层水力联系密切。其间水位、水压、水温均为渐变关系。基岩裂隙水赋存于向斜盆地中的石炭、二迭系粗、中、细砂岩地层之中。裂隙密集,多为张开裂隙,宽度1mm,最大超过20mm以上,产状近乎直立。奥灰岩溶水赋存于煤系基底400m以上厚度的白云质和灰质地层之中,历年少量勘探(包括井田外围供水勘探和成井)已表明其透水性与富水性强于区内所有含水层。1.2.4地表水特征第四系底部卵砾石层孔隙水、石炭二迭系砂岩裂隙水与奥灰岩溶水组成本井田承压水力系统。第四系底部卵砾石层超覆所有基岩含水层露头,由于露头无冲积或残积成因的粘土之类阻隔,所以卵砾石含水层与基岩含水层尤其是与大面积隐伏的奥灰含水层水力联系密切。裂隙水赋存于向斜盆地内的石炭二迭系粗、中细粒级砂岩地层。裂隙密集,多为张开,宽度大于lmm,实见有20mm以上者,产状近于直立。孔段单位出水量或单位吸浆量普遍高于相邻的开平向斜井田。奥灰岩溶水产于煤系基底厚度400m以上的白云质和灰质地层之中。历年少量勘探已表明其透水性与富水性强于区内其它所有含水层。特别指出的是,砂岩裂隙水以层状径流进行自身循环的同时,通过贯穿层间的裂隙网络,发生垂向水力联系。1.2.5含水层及其特征根据含水层的在地层中的赋存特征,东欢坨井田发育有着三大含水系统:即第四系冲积层孔隙承压含水层、石炭二迭系砂岩裂隙承压含水层以及奥陶系灰岩岩溶裂隙承压含水层,分述如下:1)第四系冲积层孔隙承压含水层第四系冲积层覆盖于煤系地层之上,分布全区,不整合于古生代地层之上,北薄南厚,较均匀的渐变:车54和车60两个钻孔一线以北为厚度小于180m的宽缓平台,向南一般以每公里5060m的幅度增厚。第四系全为松散沉积物,含水量充沛,但变化较大。单位涌水量0.2752.258L/sm,渗透系数0.3714.846m/d,水质类型为HCO3-CaNaMg型或HCO3-CaMgNa型。水温1218.5,富水性强,水量充沛,为煤系含水层的补给水源。2)石炭-二迭系砂岩裂隙承压含水层该含水层以倾伏向斜的形式伏于新生界松散层之下,地下水主要储存于泥质或硅质胶结的中、粗砂岩裂隙之中。在砂岩中并夹有煤层、粘土层、沉凝灰岩及粉砂质泥岩,不易产生裂隙,特别是粘土岩和沉凝灰岩,易风化,遇水膨胀,使裂隙弥合,故表现为弱透水或不透水。从而成为煤系地层的隔水层和弱透水层。砂岩由于受不透水或极弱透水的岩层阻隔,形成富水性各异的含水层。该含水层分为四个组:(1)以第四系底卵水为水源的A0-A含水层组本组厚约130m,以粗砂岩和巨粗不等粒砂岩为主,泥硅质胶结。上段岩石裂隙发育,且以直立裂隙为主,含水层强于下段。本组含水层与第四系底卵水广泛直接接触,以其为补给水源,因此水量充沛,不易疏干。此层是矿区内发育比较好的两层铁铝质粘土岩,并且隔水性较好而于下组含水层组联系较弱。(2)以第四系底卵水为补给水源的A层-煤5强含水层组本组厚约280m,自A层附近的巨粗不等粒砂岩经粗粒砂岩至煤5顶板中细粒砂岩,由裂隙作为介质,构成水位连续水化微变的统一含水层组。由于A层上下夹有35层薄层铁铝质粘土岩以及巨粗不等粒砂粒岩中的长石成分,易于风化,A层附近透水性变小,使得本含水层组与A0-A层水力联系减弱。但A层以下层位的抽水试验(东观33孔、东观31孔)也说明A层以上层段水位(东观26孔)仍受波及。经研究分析表明,此含水层对煤8和煤9的开采顶板突水构成直接威胁1,2。(3)煤5-煤12-2弱含水层组本组厚度在110125m之间,细砂岩、粉砂岩、泥岩交互成层。由于细砂岩和粉砂岩单层厚度最大不超过10m,隐伏露头相互孤立呈窄条状,底卵水补给有限,仅形成层间联系不畅的薄层含水段。据迄今为止的简易水文资料,泥浆消耗量3.5m3/h者很少。本组含水层的富水性取决于上下有无强含水层邻近。(4)以第四系底部卵砾石含水层和奥陶系岩溶含水层为水源的煤12-2底板强含水层组本组厚度约为140155m,以细砂岩和粉砂岩为主,上部粒级相对较粗,可见中砂岩;中下部粒级渐细,泥岩相对增多。以煤14-1复合煤组弱透水段为界,上下水位、水质、水温差异明显。煤14-1以上显示第四系底卵水源背景,煤14-1以下反映奥灰水特征。煤12-2及煤14-1开采的直接冲水含水层位于本组中、上段,尤其对煤12-2的开采构成严重的水害威胁;阻止奥灰水威胁的矿井保护层即为本组下段。勘探表明,本组含水层富水性虽不均一,但在-500m中央采区、西南采区及东南采区,中等和强富水区连片。3)奥陶系石灰岩岩溶裂隙承压含水层本组不整合于煤系地层之下。矿区有十二个钻孔揭露此层,除车43、车59两孔揭露较厚(73.26m和97.38m)外,一般揭露厚度多小于10m,但推测其厚度大于400m。通常第四系底部卵砾石层与之直接接触的地区,岩溶比较发育。单位涌水量为0.7991.794L/sm,渗透系数3.40510.385m/d,水质类型为HCO3-CaMg型。水温19.5。本层含水性强,对供水是一良好层位,但对矿井深部的安全开采威胁很大。1.2.6隔水层及其特征本区弱及极弱透水性地层或密集为层系或独立成层。撇开构造因素,仅就岩性区分,自上而下有:1) 2194工作面扩面期间发生突水,最大水量为0.70m3/min。为治理水患,在新老切眼附近2194下运同倾前下方掘进了泄水巷,在2116切眼掘进过程中对该段泄水巷进行了探放,目前放水量0.60m3/min,与2194工作面老塘动水相当,但由于2194泄水巷上口标高(-341.1)比2194下运最低点(-346.2)高,故此存在积水空间,积水量为1280 m3。2196采空区经2118工作面回采冒落仍存在积水区域,但由于该积水范围与2116下运间距大于20米,不会对2116回采造成大的威胁,但2196部分动水会随2116回采冒落进入本工作面。 2)煤5-煤12-2层间沉凝灰岩,各类泥岩,高岭土质砂岩沉凝灰岩和高岭土质砂岩分布在煤8、煤9近旁以及煤12-1-煤12-2之间,遇水膨胀、裂隙弥合,是极弱透水层。层厚由228m不等。各类泥岩层薄,主要是赋存在煤8以上与煤12-2近旁,构成煤层直接顶底板。上述类别岩石连同煤层本身,组成了水源不足的层间承压水顶底板。而这种含、隔水层密集相间的层系结构,又形成了垂向迳流纤弱的整体阻水效应。因此,煤5以上和煤12-2以下能以水源为背景,分为缺乏垂向联系的两大含水层组。3)G层铝土质粘土岩位于煤系地层基底,是稳定的区域隔水层,其厚度随奥灰剥蚀面的起伏而变化,一般不足10m。本层是防护奥灰水进入煤系的第一道屏障;第二道屏障便是复结构的煤14及其泥岩和粉砂岩互层。根据会议纪要所确定的原则,以上水量预计结果可作为本次设计的依据井田综合柱状图见图121。图1-2-1 钻孔综合柱状图1.2.7矿井的充水水源与充水通道在整个东欢坨矿区内无河流,第四系松散冲积层中第三隔水层厚达1025m,即使是采空塌陷,也不至于使粘土层断开,阻隔了大气降水和潜水的向下补给,因此大气降水、潜水和地表水对矿井涌水量基本无影响。因此,东欢坨矿井的充水水源为地下水和老空水。地表水水源从目前东欢坨矿的开采区域来看,直接充水水源是A0-A、A-煤5顶、煤12-煤14含水层组,间接水源是第四系底部卵砾石砂岩裂隙承压含水层和奥陶系石灰岩岩溶承压含水层。对于老空水,本矿虽然建井时间不长,但仍有老空水问题,如2081、2083及2085等工作面,均进行过探放,证明存在老空水。从矿区实际情况来看,矿井的充水通道主要是断层带导水和采动裂隙带导水。本井田内构造发育,建井期间,共揭露断层102条,地面勘探钻孔控制40条北一采区三维地震勘探线给出断层5条,这些断层的透水性和含水性影响着断层带的导水性。另外在巷道掘进和工作面回采时,不可避免的会改变原有围岩的性质,在围岩周围产生新的裂隙,包括回采顶板冒落产生的裂隙及底板破坏产生的裂隙3,这些裂隙通道有可能导通含水层形成突水。1.2.8矿井涌水量矿井涌水量是评价富水性的一个重要指标,同时也设计矿井排水量的重要参考依据4。东欢坨矿井田所在的车轴山向斜,为一个独立的水文地质单元。第四系底部卵砾石含水层超露于所有基岩含水层之上,构成稳定丰富的补给水源。根据建井期间矿井涌水量变化来看,在建井初期,随着巷道开拓工程不断揭露各含水层,矿井涌水量逐年增加,在1995年3月20日达到最大62.84m3/min。之后由于矿井含水层本身的自然衰减及本矿注浆堵水工作的开展,涌水量有下降的趋势。但在北翼采区含水层的水位仍然较高,因此在北翼掘进和开采时水量会增加。在开采深部煤层时由于底部含水层间距减小,也有突水可能。1.3煤层特征1.3.1煤层赋存状况及可采煤层特征1、煤层本井田煤系地层属石炭二迭系地层,其中上石炭统开平组、赵各庄组及下二迭统大苗庄组为主要含煤地层。共含煤17层,其中可采及局部可采煤层9层,煤层编号自上而下依次为5、7、8、9、11、121、122、12下、14l煤。可采煤层总厚度为19.7m。5、7、141煤为局部可采煤层,8、9煤为稳定可采煤层。8、9煤大部分地段为厚煤层,11、121、122煤为中厚煤层,12下煤为薄煤层。可采煤层特征见表1-2-2。表1-2-2 可采煤层特征表煤层号煤层厚度(m)煤层间距(m)煤层结构顶底版岩性稳定性煤的容重(t/m3)最大最小平均一般最大最小平均夹石层数夹石厚度(m)顶板底版500.511.101.452.411.65.48.3926.00.1424.96.475.7438.8519.144.5718.779.623.7820.6511.16无一般为砂岩,局部为细砂岩粘土岩不稳定1.3700.4311.150.552.010.130.750.39浅灰色细砂岩,深灰色粉砂岩粉沙岩或粘土岩不稳定1.4828.345.83.124.48120.030.350.14直接顶粉沙岩,或粘土岩,间接顶细纱岩中砂岩粘土岩或粉沙岩稳定1.493.410.466.74.08.010.030.920.20粘土岩或粉沙岩粉沙岩或粘土岩稳定1.4110.254.452.181.942.410.050.410.17砂岩粉沙岩或粘土岩不稳定1.3512-104.162.231.253.3210.030.920.20细纱岩粘土层不稳定1.351.3.2煤层及其顶底板岩性特征本井田地层与开平煤田其它各矿地层基本相同,精查地质勘探揭露了第四系及上古生界地层,由老到新叙述如下:1、中奥陶统马家沟组(O2)根据区域地质资料,中奥陶统的马家沟组地层在开平煤田厚约400m,以厚层块状灰色与褐红色豹皮状石灰岩为主。本井田钻孔揭露该地层最大厚度91.63m,顶部多呈黄褐色,溶洞裂隙发育,与上覆煤系地层呈平行不整合接触。2、中石炭统唐山组(C2)本层总厚度为5060m。底部为7m左右的“G层铝土岩”,顶部为厚约4m的唐山灰岩即K3灰岩,中间主要为灰色、深灰色的砂岩与浅灰、灰白色铝土质粘土岩,夹两层薄层灰岩即K1与K2。3、上石炭统(1) 开平组(C31)本组顶界为K6灰岩底,厚约60m。主要以灰色、深灰色细砂岩、粉砂岩与粘土岩为主,夹两层海相灰岩(即K4、K5灰岩)。 (2) 赵各庄组(C32)本组顶界为9煤的细砂岩底面,厚度为60l00m。岩性以粉砂岩、细砂岩与砂岩为主,夹粘土岩与煤层,近底部为K6灰岩。4、下二迭统(1) 大苗庄组(P11)该组顶为中砂岩或细砂岩底部,厚60l00m。岩性以灰色、深灰色粉砂岩、细砂岩为主,局部夹粘土岩或中砂岩, (2) 唐家庄组(P12)本组顶界为“A层铝土岩”之下的巨粗不等粒长石石英砂岩底部冲刷面,厚度为120230m,一般厚200m左右。5、上二迭统古冶组由灰紫、灰绿等杂色的砂砾岩、粗砂岩、细砂岩、中砂岩、粉砂岩、粘土岩沉积交互组成。下段含“A层铝土岩”,其底部为一杂色巨粗不等粒长石石英砂岩,与底部唐家庄组呈冲刷接触,为一套陆相碎屑沉积,厚度约560m。6、第四系覆盖于全井田,由北向南逐渐加厚,厚度为150650m。上部由各粒度的砂层、砾石层、粘土层交互组成,下部以杂色巨厚砾石层与卵石层为主,含水丰富,局部夹少量砂层或砂砾层。1.3.2煤的工业分析、煤质、煤的牌号与用途表1-3 煤的工业分析表煤号工业分析胶质层厚(m)Y罗加指数LR灰分(%) A挥发份(%) V含硫量(%) S含磷量(%) P9#原煤19.9015.94.030.016701822.63精煤7.4514.52.420.00598#原煤19.7515.54.000.017001822.50精煤7.2014.22.400.0060本井田煤系地层属石炭二迭系地层,其中上石炭统开平组、赵各庄组及下二迭统大苗庄组为主要含煤地层。共含煤17层,其中可采及局部可采煤层2层,煤层编号自上而下依次为8、9煤。可采煤层总厚度为12.5m。本次设计的是8煤层,8煤层属于稳定可采厚煤层。主要可采煤层均属较高挥发份的气煤,煤种单一,以气煤号、号、号为主,气煤号、号甚少。故主要叙述8煤的煤质:原煤灰份: 8煤平均灰份介于1320之间;。原煤硫份:8煤含量在1以下,属低硫煤; 原煤磷份:各煤层原煤含磷量不一,无明显变化规律,其它各煤层磷含量均大于0.01。1.3.3瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温根据“冀煤安办(2004)4号文“关于2004年度开滦集团公司矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”,东欢坨矿井瓦斯绝对涌出量为0.211m3min,瓦斯相对涌出量为0.142m3t,采区最大瓦斯相对涌出量为0.270 m3t。随着开采向深部延伸,瓦斯涌出量可能会增大,届时要及时进行瓦斯等级鉴定。根据现有资料,-690m水平以浅按低瓦斯矿井设计。本矿井煤尘具有爆炸性,爆炸指数40.743.4。9、11、12-1煤易自燃,9煤自然发火期为812个月,11、12-1煤自然发火期为36个月。地温正常,无热害。1.3.4地质勘探程度为了顺利开发东欢坨井田,更好地满足煤矿建设和生产需要,国家和建设单位都投入不少资金对井田进行了多次勘探。勘探工作经历了普查(1956年)、精查(1978年)、二维地震补充勘探(1992年)、水文地质补充勘探(1993年)和采区三维地震补充勘探等勘探阶段。随着历次勘探工作的深入及矿井投产后的实际揭露,对矿井水文地质条件和煤层赋存情况也有了更进一步的认识,为设计部门和生产单位更准确地核实矿井储量、确定矿井生产能力及搞好采区接替提供了更可靠的依据,勘探成果基本满足设计及生产需要。第2章 井田境界及储量2.1井田境界井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、开拓方式及地貌、地物等因素,进行技术分析后确定。一般以下列情况为界:1以大断层、褶曲和煤层露头、老窑采空区为界;2以山谷、河流、铁路、较大的城镇或建筑物的保护煤柱为界;3以相邻的矿井井田境界煤柱为界;4人为划分井田境界。东欢坨煤矿井田境界,东部以认为划分为边界;南部到-350m煤层露头,北部至8煤层-1200m底板等高线,井田平均走向长度为9.5km。倾向长度为3km。井田面积为24.94km2。图2-1为井田境界。图2-1-1 井田境界2.2井田工业储量矿井储量是指矿井井田边界范围内,通过地质手段查明的符合国家煤炭储量计算标准的全部储量,又称矿井总储量。它不仅反映了煤炭资源的埋藏量,还表示了煤炭的质量。本井田采用块段法计算的各级储量,块段法是我国目前广泛使用的储量计算方法之一。块段法是根据井田内钻孔勘探情况,由几个煤厚相近钻孔连成块段。根据此块段的面积,煤的容重,平均煤厚计算此块段的煤的储量,再把各个经过计算的块段储量取和即为全矿井的井田储量。2.2.1 储量计算的步骤矿井储量是矿井开发和各项建设工作的客观基础条件,因此,对储量的圈定与计算必须以十分认真的态度,严肃对待。为保证储量具有足够的可靠性,在进行矿井储量技术时,应按照下列步骤进行。1) 原始资料的检查储量是确定矿井生产能力的基础。因此,首先对计算储量用的各类原始地质资料进行全面的研究和审核。2) 确定勘探类型并选择不同储量级别的勘探密度当对勘探工程作出可靠性的评价以后,应根据规范中对勘探区的构造复杂程度及煤层稳定程度,确定勘探类型与选择不同储量级别的勘探密度,以此编制储量计算平面图。3)确定不同储量级别的边界线按照不同的煤层,参照其勘探类型规定的各级储量计算所需要的勘探密度,结合设计矿井的具体地质条件,分别确定其不同储量级别的边界线。4)选择储量计算的方法根据地质构造、煤层变化、勘探工程等情况,结合煤矿设计的具体要求,选择合理的储量计算方法,以保证计算出的储量可靠,满足设计要求。2.2.2 矿井工业储量的计算矿井工业储量是指在井田范围内,经过地质勘探,煤层厚度与质量均符合开采要求,地质构造比较清楚,目前可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量一般即A+B+C级储量。东欢坨井田范围内可采煤层有8、9共两个层煤。1)计算数据的求取:(1)投影面积:以15000煤层底板等高线图为基础,划分储量计算块段,块段形状规则的以几何图形求面积的方法计算,不规则的则用求积仪在图上求得。(2)煤层厚度及倾角:计算块段储量使用的煤厚及倾角是按储量规程要求计算的控制该块段的工程揭露的各见煤点的煤厚及倾角平均值。(3)容重:煤的平均容重为:1.4t/m3(4)设计回采率:本矿采用储量规程规定的各类煤层的回采率见表2-1。表2-1 煤层回采率煤层8煤9煤回采率75%75%2)储量计算公式:按生产矿井储量管理规程规定储量计算采用公式为:(1)块段地质储量=斜面积煤厚容重。(2)块段可采储量=(Zgi-P) K 式中 Zgi工业储量; P永久煤柱储量; K设计采区回采率。(3)煤层地质储量=该煤层各块段地质储量之和。(4)水平地质储量=该水平各煤层块段地质储量之和。(5)煤层可采储量=该煤层各块段可采储量之和。(6)水平可采储量=该水平各煤层块段可采储量之和。(7)全矿地质储量=各煤层地质储量之和=各水平地质储量之和。(8)全矿可采储量=各煤层可采储量之和=各水平可采储量之和。依据勘探钻孔见煤厚度,采用地质块段法计算。公式如下: (2-1)式中 Zg 工业储量,万t; Si 块段水平投影面积,m2; Mi 块段内钻孔见煤厚度的均值,m; ri 块段内煤层的平均容重,t/m3; 块段内煤层的平均倾角,()。由地质资料计算得井田地质储量为,面积为24.94平方公里,全区可采煤层2层,分别为8煤、9煤, 8煤平均厚5.8m,9煤平均厚6.7m。因此井田的工业储量为:Zg=24940000(5.8+6.7)1.4cos16=454038688.8t 经过以上计算,井田工业储量约为4.54亿吨。2.3 井田可采储量2.3.1 永久煤柱损失量计算井田可采储量时,首先要确定各种永久煤柱损失。永久煤柱一般包括以下几种煤柱:(1)工业广场保护煤柱;(2)地质构造保护煤柱;(3)井田境界保护煤柱;(4)井田内村庄及其他保护煤柱;1)工业广场保护煤柱损失量工业广场面积的取值,依据设计井型大小按煤矿设计规范中关于煤矿设计规范中若干条文修改的决定(试行)之规定选取。表2-2 工业场地占地面积指标井型/Mta1占地面积指标/ha(0.1Mt)12.4以上1.01.21.81.20.450.91.50.090.31.8设计矿井生产能力300万t,根据煤炭工程设计规定规定,每10万t煤所占的工业广场面积为1公顷,本设计矿井取1公顷/10万t,故设计矿井的工业广场面积为:301=30公顷地面建筑物和主要井筒的保护煤柱是从受保护的边界起,按基岩移动角、和及表土层移动角所做的保护平面与煤层的交线来确定。基岩移动角和表土层移动角如图2-3-1所示:安全煤柱的留设与计算一般用垂直剖面法求得,煤柱留设的计算方法与步骤如下:(1) 确定受保护面积。如图22所示,在开拓平面图上通过建筑物四个角分别作平行与煤层走向和倾斜的四条直线,得矩形abcd。其中ab=500m,bc=600m。在矩形的外缘加上20m宽的维护带,得受保护面积abcd。(2)确定受保护煤柱。通过受保护面积中心作一沿煤层倾斜剖面,在这个剖面上,由维护带的边缘点m1,n1起在表土层以=45划两条保护线,即m1m2,n1n2。然后在基岩中于下山和上山方向按上山移动角=75和下山移动角=69作保护线,与煤层相交得n和k,则通过n和k的走向线分别为保护煤柱的上部和下部边界。以同样的方法

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