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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 曙光煤矿曙光煤矿 9090 万吨新井通风安全设计万吨新井通风安全设计 曙光煤矿斜巷运输的安全评价曙光煤矿斜巷运输的安全评价 郭郭 荣荣 辉辉 2105610921056109 安全工程安全工程 05-105-1 中 国 矿 业 大 学 本科生毕业设 计 姓 名: 郭荣郭荣辉辉 学 号: 21056109 学 院: 应应用技用技术术学院学院 专 业: 安全工程安全工程 设计题目: 曙光煤矿曙光煤矿 9090 万吨新井通风安全设计万吨新井通风安全设计 专 题: 曙光煤矿斜巷运输的安全评价曙光煤矿斜巷运输的安全评价 指导教师: 贾福音贾福音 职 称: 教授教授 2009 年 6 月 徐州 中国矿业大学毕业设计任务书 学院 应应用技用技术术 专业年级 安全工程安全工程 05-1 班班 学生姓名 郭荣郭荣辉辉 任任务务下下达达日日期期:2009 年年 1 月月 21 日日 毕业设计日期:毕业设计日期:2009 年年 3 月月 17 日至日至 2009 年年 6 月月 10 日日 毕业设计题目:毕业设计题目:曙光煤矿曙光煤矿 9090 万吨新井通风安全设计万吨新井通风安全设计 毕业设计专题题目:毕业设计专题题目:曙光煤矿斜巷运输的安全评价曙光煤矿斜巷运输的安全评价 毕业设计主要内容和要求: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 Abstract This 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 kick2up block should be managed well because the working condition of these two equipments and the standard operation of work2 er will directly influence the system safety. Fault Tree Analysis ( FTA) was app lied in this paper. By analyzing the de railing accident of inclined shaft trip lifting in coal m ine, the countermeasures to p revent the basic incidents of derailing in 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 一般设计部分一般设计部分 1 矿区概述及井田地质特征 .1 1.11.1 矿区概述矿区概述 .1 1.1.11.1.1 交通位置交通位置.1 1.1.21.1.2 地形、地貌地形、地貌.2 1.1.31.1.3 地表水系地表水系.2 1.1.41.1.4 气候及地震气候及地震.2 1.1.51.1.5 矿经济概况及工业、农业生产情况矿经济概况及工业、农业生产情况.2 1.1.61.1.6 煤田开发情况煤田开发情况.2 1.1.71.1.7 电源和水源条件电源和水源条件 .2 1.21.2 井田地井田地质质特征特征 .3 1.2.11.2.1 井田的地形井田的地形 .3 1.2.21.2.2 井田的勘探程度井田的勘探程度 .3 1.2.31.2.3 井田煤系地层概述井田煤系地层概述 .3 1.2.41.2.4 井田的水文地质特征井田的水文地质特征.8 1.2.51.2.5 其它有益矿物其它有益矿物.12 1.2.61.2.6 地质勘探程度及存在问题地质勘探程度及存在问题.12 1.31.3 煤层特征煤层特征 .14 1.3.11.3.1 煤层及顶、底板特征煤层及顶、底板特征.14 1.3.21.3.2 煤质煤质.16 1.3.31.3.3 矿井瓦斯、煤尘及自燃情况矿井瓦斯、煤尘及自燃情况.17 2 井田开拓 .18 2.12.1 井田境界及可采储量井田境界及可采储量 .18 2.1.12.1.1 井田境界井田境界.18 2.1.22.1.2 可采储量可采储量.19 2.1.32.1.3 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.23 2.1.42.1.4 井型校核井型校核.24 2.22.2 井田开拓井田开拓.25 2.2.12.2.1 井田开拓的基本问题井田开拓的基本问题.25 2.2.22.2.2 矿井基本巷道矿井基本巷道.31 2.2.32.2.3 大巷运输设备选择大巷运输设备选择.35 2.2.42.2.4 矿井提升矿井提升.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.46 3.13.1 煤层的地质特征煤层的地质特征.46 3.1.13.1.1 煤层埋藏条件煤层埋藏条件.46 3.1.23.1.2 煤质特征煤质特征.46 3.1.33.1.3 煤层顶、底板条件煤层顶、底板条件.46 3.1.43.1.4 煤层的瓦斯煤层的瓦斯.46 3.1.53.1.5 煤层的爆炸及自燃发火情况煤层的爆炸及自燃发火情况.46 3.1.63.1.6 地质构造地质构造.46 3.1.73.1.7 水文地质特征水文地质特征.46 3.23.2 带区巷道布置及生产系统带区巷道布置及生产系统.47 3.2.13.2.1 首采带区概况首采带区概况.47 3.2.23.2.2 巷道布置巷道布置.47 3.2.33.2.3 带区车场带区车场.47 3.2.43.2.4 带区主要硐室布置带区主要硐室布置.48 3.2.53.2.5 工作面接替顺序工作面接替顺序.48 3.2.63.2.6 带区通风带区通风.49 3.2.73.2.7 巷道掘进方法巷道掘进方法.50 3.2.83.2.8 带区的生产能力带区的生产能力.52 3.33.3 采煤方法采煤方法.53 3.3.13.3.1 采煤工艺方式采煤工艺方式.53 3.3.23.3.2 回采巷道布置回采巷道布置.65 4 矿井通风.69 4.14.1 矿井通风系统选择矿井通风系统选择.69 4.1.14.1.1 矿井通风系统的确定矿井通风系统的确定.69 4.1.24.1.2 矿井通风系统方案比较矿井通风系统方案比较.74 4.24.2 带区通风带区通风.75 4.2.14.2.1 采煤工作面通风类型的确定采煤工作面通风类型的确定.75 4.2.24.2.2 通风构筑物通风构筑物.76 4.2.34.2.3 采煤工作面所需风量的计算采煤工作面所需风量的计算.76 4.2.44.2.4 带区通风系统评价带区通风系统评价.80 4.34.3 掘进通风掘进通风.80 4.3.14.3.1 局部通风方法和布置方式局部通风方法和布置方式.80 4.3.24.3.2 风筒材料、规格及接头形式风筒材料、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 4.3.34.3.3 掘进工作面需风量的计算掘进工作面需风量的计算.81 4.3.44.3.4 掘进通风设备的选型掘进通风设备的选型.83 4.3.54.3.5 技术要求和安全注意事项技术要求和安全注意事项.85 4.44.4 矿井所需风量矿井所需风量.85 4.4.14.4.1 矿井实际需风量矿井实际需风量.85 4.4.24.4.2 矿井风量的分配矿井风量的分配.86 4.4.34.4.3 风速验算风速验算.87 4.54.5 矿井通风阻力矿井通风阻力.89 4.5.14.5.1 矿井通风总阻力的计算原则矿井通风总阻力的计算原则.89 4.5.24.5.2 通风容易和通风困难两个时期位置的确定通风容易和通风困难两个时期位置的确定 .90 4.5.34.5.3 等积孔等积孔.93 4.64.6 矿井主要通风机选型矿井主要通风机选型.96 4.6.14.6.1 矿井的自然风压矿井的自然风压.96 4.6.24.6.2 计算通风机的总风量计算通风机的总风量.97 4.6.34.6.3 计算通风机风压计算通风机风压.97 4.6.44.6.4 选择电动机选择电动机.100 4.74.7 矿井反风措施及装置矿井反风措施及装置.101 4.7.14.7.1 矿井反风的目的意义矿井反风的目的意义.101 4.7.24.7.2 反风方法及安全可靠性分析反风方法及安全可靠性分析.101 4.84.8 概算矿井通风费用概算矿井通风费用.101 4.8.14.8.1 电费电费.101 4.8.24.8.2 设备折旧费设备折旧费.102 4.8.34.8.3 材料消耗费材料消耗费.102 4.8.44.8.4 通风人员工资费用通风人员工资费用.103 4.8.54.8.5 吨煤通风总费用为吨煤通风总费用为.103 5 矿井安全技术措施 .103 5.15.1 矿井安全技术概况矿井安全技术概况.103 5.1.15.1.1 矿井瓦斯涌出概况及防治措施矿井瓦斯涌出概况及防治措施.103 5.1.25.1.2 矿井粉尘及防治措施矿井粉尘及防治措施.103 5.25.2 矿井火灾矿井火灾.103 5.2.15.2.1 矿井自然发火概况矿井自然发火概况.103 5.2.25.2.2 矿井自然发火的分析矿井自然发火的分析.103 5.35.3 事故预防及处理计划的编制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 专题部分专题部分 .117 引言引言 .117 .117 .117 参考文献参考文献 .119 致致 谢谢 .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 1 矿区概述及井田地质特征矿区概述及井田地质特征 1.11.1 矿区概述 1.1.11.1.1 交通位置交通位置 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 36 5935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。 图图 1-1-11-1-1 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1348 1.1.21.1.2 地形、地貌地形、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。 1.1.31.1.3 地表水系地表水系 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。 1.1.41.1.4 气候及地震气候及地震 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。 1.1.51.1.5 矿经济概况及工业、农业生产情况矿经济概况及工业、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。 1.1.61.1.6 煤田开发情况煤田开发情况 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 1.1.71.1.7 电源和水源电源和水源条件条件 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 1.2.11.2.1 井田的地形井田的地形 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 110 21-11200,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。 1.2.21.2.2 井田的勘探程度井田的勘探程度 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。 1.2.31.2.3 井田煤系地层概述井田煤系地层概述 (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 1:200 - 1 200 - ( ) P P P C C C O O - K 1 1 1 2 3 2 3 K 4 5 5 K 7 7 K 8 8 K 9 10 11 12 K 13 14 1x 1S 3t 2b 2f 1 2 3 4 7 8 20mv 20 10 1020r/mc040 M 0160 M 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。 表表 1 12 21 1 井田内小褶曲汇总表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 N45E4.5 向北东倾伏 寨上背斜 N15E1.5 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 N25E1.8 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 N35W3 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. 1.2.41.2.4 井田的水文地质特征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 0.004
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