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第一章 井田概况及地质特征第一节 井田概况一、交通位置 梁宝寺井田位于山东省西南部,行政区划归嘉祥县,东南距嘉祥县城约20km。地理座标为东经1161011617,北纬35323538。井田南北长约8km,东西宽约9km,面积约66km2。本区交通方便,兖(州)新(乡)铁路经井田南部从嘉祥县城通过。该铁路从嘉祥县城向东56km至兖州,与京沪线相连;向西259km经菏泽至新乡与京广线接轨。京九铁路从井田西南部的菏泽经过。南部济宁机场已开航,可直达北京、广州等地。区内有公路直达梁山、郓城、巨野、嘉祥、济宁等城市。另有京杭运河从井田东侧通过,交通位置见图1-1-1。图1-1-1 交通位置图二、地貌水系本区属黄河冲积平原,地势平坦,地势略呈西南高东北低,地面标高一般为+37+40m。水系比较发育,河流沟渠纵横成网,主要河流有红旗河、靳庄沟、赵王河,并与区内各沟渠相贯通,且多系人工开掘的季节性河流,旱季可引水灌溉,雨季可防洪排涝。三、气象本区属温带半湿润季风区海洋大陆性气候,气候温和,四季分明。年平均气温13.9,日最高气温42.4,最低气温-18.7。最早冻结期为12月,最迟解冻期为翌年3月,最大冻土深度为0.31m,最大积雪0.15m。年平均降雨量650mm,年最大降雨量1088mm(1964年),日最大降雨量156.2mm,雨季集中在78月份。该区春夏多南风及东南风,冬季多北及西北风。四、地震根据中国地震动参数区划图(GB 18306-2001)确定:本区地震动反应谱特征周期为0.40s,地震动峰值加速度为0.10g。五、矿区内工农业生产、建筑材料等情况本区地处冲积平原,沟渠纵横,土地肥沃,村庄稠密,农、副、林业生产发达。在工业方面,除乡镇企业外,其井田东南部的济东矿区、济北矿区、兖州矿区均已建成投产,并取得了良好的效益。唐口矿区正在建设当中,这些矿区的生产建设经验,为本矿井的建设和生产提供了宝贵经验。本区主要农作物有小麦、棉花、玉米、红薯、大豆等由于土地肥沃,本区小麦单产一般为300500kg亩。井田内村庄稠密,3(3上)煤层赋存区内大小村庄80个,其中首采区内13个村庄。因此矿井生产期间应根据国家政策,有计划的妥善处理占地和迁村事宜。建材来源:矿井建设中钢材、木材等材料主要由外地供应,水泥、砖、瓦、砂、石等材料均可由当地或附近解决。六、区域电源和水源梁宝寺矿井附近已建有菏泽发电厂及济宁发电厂。菏泽发电厂已投入二台12.5万KW机组,第二期工程为二台35万KW机组。济宁发电厂目前装机容量为30万KW。距本矿井22km的巨野县建有三里庙220KV变电所。距本矿井20km的嘉祥县建有110KV萌山变电所和110KV城南变电所。设计自嘉祥萌山变电所和城南变电所以110KV向本矿井供电,电源可靠。根据现有水文地质资料,奥灰水含水层富水性强,水质较好,可作为本矿井供水水源,并且解决了与农民争水的矛盾。矿井水经处理后,可满足矿井及选煤厂生产用水。矿井水源充足。第二节 地质特征一、地质构造1、地层本井田地层属华北型沉积,含煤地层为石炭二迭系。地层特征见表1-2-1。地层特征一览表 表1-2-1地层系统厚度(m)主要岩性界系统组最小-最大平均新生界(KZ)第四系(Q)94.90-146.3116.85主要由粘土、砂质粘土、砂及沙砾层组成,顶部有薄层泥炭,遍布全区。东北部较薄,西部较厚,与下伏地层呈不整合接触。上第三系(N)195.23-368.73280.84主要由半固结粘土、砂质粘土及粉砂、细砂组成。上段大半未固结,局部微固结;下段大部微固结,部分半固结。西北部厚,东部南部较薄,与下伏地层呈不整合接触。古生界(Pz)二叠系(P)上二叠统(P2)上石盒子组(P12)0-620.55主要由杂色泥岩、粉砂岩、灰绿色中、细砂岩组成。南部被剥蚀,向北厚度逐渐增加。与下石盒子组呈整合关系。下二叠统(P1)下石盒子组(P21)22.90-62.7042.88上部以杂色泥岩、粉砂岩夹灰绿色砂岩,下部为灰白色砂岩夹灰绿色泥岩、粉砂岩,底部以不稳定的厚层状砂岩与山西组分界。山西组(P11)48.60-115.8078.66为主要煤系地层,以灰-灰白色中、细砂岩、深灰色粉砂岩、泥岩及煤组成。本组含煤3层,自上而下有2、3(3上)、3下煤层,其中3(3上)煤层为主采煤层。与下伏地层呈连续沉积。石炭系(C)上统(C3)太原组(C3t)121.81-233.70185.47主要由灰-灰黑色粉砂岩、泥岩及灰白色砂岩、薄层石灰岩及煤层组成,含11层石灰岩,以三灰、十下灰最为稳定,是煤岩层对比的良好标志。含煤24层,其中16煤大部可采,17煤局部可采。与下伏地层呈连续沉积。中统(C2)本溪组(C2b)12.00-26.9518.96由杂色泥岩、粉砂岩、石灰岩及灰色细砂岩,本组有两层石灰岩,十三灰分布较稳定。与下伏奥陶系灰岩呈假整合关系。奥陶系(O)中、下统(O1+2)可达742以中厚层状灰岩为主,夹多层白云质灰岩、白云岩及薄层泥岩,岩溶较发育,为本区主要含水层。2、地质构造梁宝寺井田位于巨野向斜东翼,为一东界F1断层、西界F13断层组成的地堑构造。区内地层呈南浅北深的趋势,因受区域断层的控制,形成以梁宝寺向斜为骨干向北倾伏收敛的“裙边状”褶曲构造,并伴生北东向及北西向断层组,构造复杂程度中等。(1) 地层产状及主要褶曲全区呈宽缓褶曲构造,次一级褶曲发育,翼部倾角较缓,为510,受F1、F13断层的影响,东、西地段地层倾角较大,一般为20左右,局部达30。纵观全区,地层倾角呈南部缓、西部陡的趋势。浅部地层大致走向为东西向。深部因梁宝寺向斜影响,地层走向呈现向北开口的“V”字形。(2) 断层本区共发现断层75条,除F26为逆断层外,其余均为正断层。按方向分为:东西向断层8条;南北向断层14条;北东向断层25条;北西向断层28条。按落差大小分为:落差100m的断层10条;落差50100m的断层14条;落差3050m的断层26条;落差30m的断层25条。主要断层特征及控制程度见表1-2-2。井田主要断层特征表 表1-2-2断层名称性质落差(m)断 层 产 状走向长度(m)查明程度走向倾向倾角F1正700SNNWWSW7019000查明控制差F1支1正75NNWSWW701000初步控制F1支2正80NSW702000初步控制F7正075NEEWSESSN705000基本查明初步控制F8正0120NWNE703000查明基本查明F9正030NWN701000查 明F10正0325NENW709000查明基本查明F11正040NENW701000初步控制F13正700SNE7013000基本查明初步控制F13支1正2040SNE704000初步控制F16正045NWNE701000基本查明F19正040NWNE702000查 明F20正050NWSW702000查 明F21正080EWN701000查 明F22正030NESE701000查明F25正030SNE703000查明F26逆050NENW452000查明F28正045NEEWSES702000查明基本查明F29正030EWS701000查明F30正035NENW701000基本查明F32正050EWN60702000查明F37正030NESE702000基本查明F38正035NENW701000基本查明F39正045NENW701000基本查明F41正050EWS701000初步控制F42正030NWNE70400F44正060SNW701000基本查明F44支1正030SNW701000基本查明F56正030NNESEE701000基本查明F57正030EWS701000F60正030NWNE70300基本查明 (3) 岩浆岩根据岩浆岩侵入情况分析,岩浆是在煤系沉积之后的构造运动中,沿构造裂隙带上升,遇到煤层及其它软弱岩层时顺层侵入;从侵入体的厚度看岩浆可能从本区东部侵入。本区岩浆岩侵入层位在三灰到十二灰之间,并以顺16煤层侵入为主,因而对16、17煤层的影响较大,使煤层部分被吞蚀或变成天然焦。因山西组3煤层距岩浆岩间距较大,煤层厚度未受影响,仅在本区中西部煤层变质程度略高。(4) 冲刷本井田西南部3煤由于受冲刷影响,形成长约6000m,宽约18003000m的冲刷带,面积约16km2。此冲刷带内煤层被冲刷变薄,形成不可采区,影响井田的采区划分和巷道布置。二、煤层与煤质1、煤层本井田主要含煤地层是下二迭统山西组和上石炭统太原组,平均地层总厚264.40m。共含煤27层,其中山西组含煤3层,太原组含煤24层,平均总厚8.70m,含煤系数3.3。大部可采或局部可采的有山西组的3(3上)煤、太原组的16、17煤,稳定性较好,平均总厚4.74m,占煤层总厚54。其中3(3上)煤层平均厚度3.36m,占可采煤层总厚的71,是本井田的主采煤层。(1) 3煤层位于山西组的中、下部,上距石盒子组A层铝土岩平均184.66m,下距太原组三灰平均62.45m。该煤层为3上、3下合并后的厚煤层,主要分布于本井田的东北部,合并区内煤层厚5.88m10.23m,平均7.08m,可采系数100。该煤层属较稳定煤层,结构较简单,一般含夹石04层,夹石岩性多为炭质泥岩及泥岩。煤层顶、底板主要为泥岩和粉砂岩,顶板个别点为细砂岩及中砂岩。(2) 3上煤层该煤层为3煤层分叉后的上分层,位于山西组中、上部,下距3下煤层037.24m,距三灰平均86.69m,属较稳定煤层。煤厚05.02m,平均2.47m,不可采区分布于勘探区西南部的冲刷带。该煤层结构较简单,含03层夹石。夹石岩性为泥岩或粉砂岩。煤层顶板多为泥岩、粉砂岩,个别点为中、细砂岩。底板多为泥岩、粉砂岩,少数为炭质泥岩。(3) 3下煤层主要分布于本区的中南部,距三灰平均间距63.54m。煤层厚度04.68m,平均0.42m。个别点可采,但因分布弧立,未计算储量,该煤层结构简单,一般不含夹石,顶底板多为粉砂岩、砂岩。(4) 16煤层位于太原组下部,十下灰为直接顶板,下距17煤层0.348.07m,平均2.68m。煤层厚度02.09m,平均0.72m,该煤层由于受岩浆岩侵蚀,使东部吞蚀无煤或变为天然焦。可采点主要分布于本井田的南部及西部,可采区内煤层厚度为0.812.09m,平均1.53m。就全区而言,该煤层属较稳定煤层,结构简单,一般不含夹层。个别点含12层夹石,夹石岩性为炭质泥岩或炭质粉砂岩。煤层顶板为石灰岩,底板为泥岩或粉砂岩。(5) 17煤层位于太原组下部,下距太原组底界22.6135.54m,平均25.85m,该煤层属较稳定煤层,煤厚01.55m,平均0.66m。可采范围主要分布在井田的南部,可采区内煤厚0.701.55m,平均0.95m。该煤层结构简单,一般不含夹石,只有个别点含12层夹石,夹石岩性为炭质泥岩。煤层顶、底板多为泥岩或粉砂岩。可采煤层特征见表1-2-3。可采煤层特征表 表1-2-3煤 层3(3上)1617煤层厚度(m)最小最大平均(点数)010.233.36(52)02.090.72(37)01.550.66(33)层间距(m)最小最大平均(点数)168.25226.31 0.348.07198.47(21) 2.68(25)夹石层数040202主要岩性炭质泥岩泥岩炭质泥岩泥岩炭质泥岩泥岩煤层结构较简单简单简单稳定程度较稳定较稳定较稳定可采情况大部可采大部可采局部可采顶板岩性泥岩、粉砂岩石灰岩泥岩、粉砂岩底板岩性泥岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩2、煤质3(3上)煤层属低灰中灰、特低硫、特低低磷、高挥发分、高发热量气煤,可选性良好。由于受岩浆岩影响,3(3上)煤出现弱粘煤、1/2中粘煤、13焦煤,对煤质有一定的影响,煤化程度高。3(3上)煤是良好的动力用煤及炼焦配煤。16煤和17煤为特低中灰、富硫高硫、特低低磷、高挥发分、高发热量气煤。受岩浆岩影响,出现弱粘煤、13焦煤、贫煤、无烟煤、天然焦。16、17煤层可用作炼焦配煤,但此两层煤因硫分较高经过洗选后仍要控制配煤比,或应用“缚硫焦”工艺,则能使各煤层硫分均符合炼焦配煤的要求。各煤层煤质特征见表1-2-4。可采煤层煤质特征表 表1-2-43(3上)1617原煤精煤原煤精煤原煤精煤工业分析(%)水分Mad1.093.322.49(43)1.493.282.52(42)1.584.222.53(21)1.763.852.34(20)1.434.02.38(18)1.522.642.15(18)灰分Ad11.3724.9816.42(42)3.829.176.74(43)7.1624.4014.68(21)3.8610.836.02(21)6.1025.4814.18(18)2.617.224.66(18)挥发分Vdaf28.1242.5537.15(43)23.5242.2937.55(44)4.2044.3432.51(22)4.9245.6731.86(22)16.6845.4939.51(18)16.2245.9340.48(18)元素分析(%)炭Cdaf81.1186.8683.26(39)80.8893.1484.85(21)80.3088.7382.88(18)氢Hdaf4.876.065.42(40)1.645.944.69(20)4.295.855.40(18)氮Ndaf1.481.691.58(41)1.121.481.37(19)1.301.501.44(17)全硫St.d(%)0.241.860.72(42)0.311.360.63(41)2.545.874.01(22)1.964.132.98(21)2.855.743.97(17)2.444.033.15(18)磷Pd(%)0.0050.0310.013(36)0.0020.0200.009(36)0.0020.0420.013(20)0.0020.0180.006(17)0.0030.0360.017(17)0.0020.0180.009(13)发热量Qb.ad(MJ/kg)23.8729.1127.21(42)29.9033.3131.33(32)22.4131.4128.00(21)30.8132.5531.74(15)24.1132.5928.68(18)31.4234.1332.57(16)粘结指数GRL89364(44)09964(22)09878(18)胶质层厚度Y(mm)42313(43)02516(20)02718(18)三、瓦斯、煤尘爆炸与煤的自燃倾向瓦斯含量与岩浆岩对煤层影响及煤层厚度和煤层埋藏深度有关,煤层厚度大,埋藏深及受岩浆岩影响的地段,瓦斯含量相对较高。根据钻孔测得的瓦斯含量资料,本区瓦斯含量较低,但由于区内各煤层埋藏较深,在开采过程中应做好通风工作,以防瓦斯聚集,发生瓦斯爆炸。各煤层煤尘爆炸性试验结果表明火焰长度变化于0700mm之间,扑灭火焰的岩粉量为080,所以各煤层均有煤尘爆炸危险性。各煤层原样着火温度变化于322403之间,还原样与氧化样着火点之差(T)变化于426之间,所以各煤层属不自燃易自燃煤。四、水文地质1、充水含水层本区从上至下共划分有6个主要含水层:第四系砂砾层、上第三系砂层、石盒子组砂岩、3煤顶底板砂岩、太原组三灰、十下灰及中奥陶统石灰岩。其中3煤顶、底板砂岩和太原组三灰为开采上组煤的直接充水含水层;十下灰及中奥陶统石灰岩为开采下组煤的直接充水含水层。现分述如下:第四系砂砾层含水层:第四系地层广布全区,与下伏上第三系地层呈不整合接触,厚度94.90146.30m,平均116.85m。含水的砂、砾层与隔水的粘土、砂质粘土层相间分布,地下水呈多层赋存状态。含水砂层以中、细砂为主,局部有粉砂和粗砂,砂层比较松散,透水性好,据L6-1号孔抽水试验资料,单位涌水量0.6396LS.m,富水性中等,水质类型为SO4-Ca.Mg.K+Na型,矿化度1.522gL。上第三系砂层含水层:上第三系地层厚195.23368.73m,平均280.84m。由粘土类隔水层和砂砾层含水层相间沉积而成,据其岩性组合、物性特征分为上、下两段。上段:厚61.20185.90m,平均133.33m,含水层主要为中、细砂层,砂层厚度较大,与杂色粘土、砂质粘土互层,砂层较松散,富含孔隙水。下段:厚70.10196.80m,平均147.51m。本段以厚层粘土为主,粘土呈杂色,比重大,常见白色高岭土层或石膏团块。砂层以灰白、棕黄色的中、细砂为主,砂质不纯,多含粘土成份。据L16-3号孔抽水试验资料,单位涌水量0.3831LS.m,富水性中等,水质类型为SO4-Ca.Mg型,矿化度3.556gL,水质较差。二迭系石盒子组砂岩含水层:该含水层岩性主要为中、细砂岩,局部有粗砂岩和含砾砂岩,砂岩中的裂隙比较发育,区内有52个钻孔穿过该层位,10个孔漏水,漏水孔率19.2。据L7-3号孔抽水试验资料,单位涌水量0.0141LS.m,富水性弱,水质类型为SO2-K+Na型,矿化度4.097gL。该段含水层远离煤层,一般均位于采煤裂隙带之上,正常情况下对采煤没有影响。山西组3煤顶、底板砂岩裂隙含水层:该含水层为开采上组煤的主要充水含水层。3煤层顶板砂岩含水层累计厚度7.0035.90m,平均20.08m。底板砂岩含水层累计厚度9.1039.30m,平均24.81m。浅灰色,以中、细砂岩为主,局部有粗砂岩,矿物成分以石英为主,长石次之,含少量暗色矿物,泥质或钙质胶结,裂隙发育程度较低。区内52个钻孔穿过该层位,12个孔漏水,漏水孔率23.1。漏水孔大多分布在井田南部。据两次抽水试验资料,单位涌水量为0.02270.0483LS.m,富水性弱,水质类型为SO2-K+Na型,矿化度3.5083.574gL。太原组三灰含水层:三灰厚度3.207.35m,平均5.02m。全区稳定,属裂隙岩溶含水层。浅灰至深灰色,局部含泥质和燧石结核,岩溶裂隙较发育,被方解石充填或半充填。区内共有57个孔穿过三灰,10个孔漏水,漏水孔率17.5。据抽水试验资料,三灰单位涌水量0.01210.1338LS.m,富水性弱至中等,矿化度3.9294.132gL,水质类型为SO4-K+Na.Mg.CaSO4-K+Na型。太原组十下灰含水层:十下灰厚度3.557.60m,平均5.83m,灰浅灰色,多为隐晶结构,局部崐含燧石结核,岩溶裂隙比较发育,多被方解石充填,十下灰为16煤层的直接顶板,是采下组煤的直接充水含水层。区内共有37个孔穿过十下灰,漏水孔3个,漏水孔率8.1。据L4-9号孔抽水试验资料,单位涌水量0.0713LS.m,富水性弱,水质类型为SO4-K+Na型,矿化度1.234gL。中奥陶统石灰岩含水层:区内共有23个孔揭露奥灰,揭露厚度7.2457.06m,浅灰至棕灰色,呈厚层状,裂隙较发育,局部岩芯破碎或发育有小溶洞,有的被方解石充填或半充填。8个孔漏水,漏水孔率34.8,漏水孔分布在井田西南部。对奥灰进行了两次抽水试验,单位涌水量1.41881.7084LS.m,富水性强。水质类型为SO4Mg.K+NaSO4:HCO3-Ca.K+Na.Mg型,矿化度0.9711.310gL。据动态观测,奥灰年水位变化幅度4m左右,水位开始上升时间在7月份以后,所以奥灰的水位变化与大气降水关系较为密切。奥灰水的补给区是嘉祥灰岩出露区,距井田东南端约10km,井田周围无奥灰水天然排泄点。2、隔水层本区隔水层大多与含水层相间分布,沉积连续,厚度稳定,隔水性能良好,自上而下大致可分为四个隔水层组。现分述如下:第四系、上第三系粘土类隔水层:第四系、上第三系内的粘土层分布广泛,厚度稳定,隔水性能良好,且大多与含水的砂层交互沉积,从而使得各砂层间的水力联系不密切。上第三系底部普遍沉积有一层含砾粘土,局部块段有粘土质砂砾层不整合于基岩上,除这最底部的砂砾层外,其它砂砾层水因上述砂层和粘土层相间沉积的多元结构的存在,而不能补给基岩含水层,使得基岩含水层处于相对封闭的状态之中。二迭系石盒子组隔水层:该地层中的杂色泥岩和粉砂岩厚度大、隔水性能良好,使基岩含水层的垂向补给微弱,进一步阻隔了上部水对煤系含水层的补给。煤系地层隔水层:本区煤系地层除主要含水层3煤顶底板砂岩、三灰和十下灰外,其它层段因其含水条件差,富水性极弱,故均视为隔水层。它们与含水岩层相间沉积,阻隔了含水层间的水力联系。本溪组隔水层:本区17煤层至奥灰的正常间距为38.3250.12m,平均43.08m。主要有泥岩、砂岩和薄层灰岩组成,为奥灰强含水层的压盖隔水层。因隔水层厚度小,煤层埋藏深,不足以抵抗奥灰水的强大压力,使得奥灰成为开采下组煤的直接底鼓突水含水层。3、断层导水性井田内断层较发育,经观察穿过断层的钻孔,断层带的岩层较破碎,含泥质且大多被破碎的原岩物质所充填,钻孔穿过时均未发现冲洗液漏失或明显消耗现象,这说明断层带本身的含水性较弱,导水性较差。F10断层为井田内主要断层之一,为调查它的水文地质特征,施工了L4-11号孔进行断层带单孔抽水试验,据试验结果,单位涌水量为0.0022LS.m,说明其含水性弱,导水性较差。另又在L4-11号孔以北约160mF10断层的上盘施工L4-12号孔,组成群孔抽水,进一步调查该断层的导水性。主孔L4-12抽三灰水,观测孔L4-11观测奥灰水位的变化情况。据抽水试验结果,主孔降深37.37m,水量18.00m3h,抽水延续时间72h,在此期间未发现观测孔的水位下降,另据主孔水位恢复曲线表明,末段曲线明显反映出受隔水边界的影响,这都说明了F10断层在该试验段部位属含水微弱的阻水断层。应当指出,断层的导水性和富水性是很不均一的,即使是同一断层的不同部位或地段,也往往存在较大差异,不可一概而论。4、水文地质类型本区上组煤的直接充水含水层为3煤层顶、底板砂岩和太原组三灰。其中3煤顶、底板砂岩裂隙含水层的单位涌水量0.02270.0483LS.m,富水性弱;三灰岩溶裂隙含水层的单位涌水量0.01210.1338LS.m,富水性弱至中等。上述两含水层的补给条件均较差,故本区上组煤的水文地质类型为裂隙、岩溶类简单中等类型。下组煤的直接充水含水层为太原组十下灰和奥灰。十下灰的单位涌水量为0.03480.0713LS.m,富水性较弱,但基底奥灰含水层的崐富水性强,补给较充沛,采下组煤时有底鼓充水的威胁,故下组煤的水文地质类型为岩溶类复杂型。5、矿井涌水量本矿井主采3煤层,生产过程中的主要充水含水层为3煤顶、底板砂岩。根据地质报告3煤层顶底板砂岩和三灰的涌水量为352.7m3h和196.2m3h,考虑到井筒淋水、防火灌浆回水、消防洒水等因素的影响,设计确定矿井正常涌水量为620m3h,考虑三灰及三砂涌水量的不均匀性,矿井最大涌水量取837m3h。第二章 井田开拓第一节 井田境界及储量一、井田境界井田境界:东起F1断层,西至F13断层,北以3938000纬线为界,南部以17煤隐蔽露头为界。井田南北长约8.0km,东西宽约9.0km,面积66km2。梁宝寺井田属巨野向斜东翼孤立含煤块段,东西边界皆为落差大于700m的断层,南部开采边界为煤层隐蔽露头,北部为-1200m边界可延续至F24断层。井田范围较大,而且井田范围内新生界松散层平均厚为398.2m,煤层埋深一般在-500-1000m,井筒施工费用高,从经济合理角度来看,宜建大型矿井。从煤炭资源开采条件来看,井田地质构造复杂程度中等,煤层赋存较稳定,储量较丰富,开采技术条件较简单,具备建设大型矿井的资源条件。因而设计认为划为一个井田是合理的。二、储量计算1、地质储量:本井田精查勘探参加储量计算的有3(3上)、16、17共3层煤,煤层计算深度至各煤层-1200m等高线,-1200m以深不参加储量计算,作为远景后备储量。全井田共获得地质储量: A+B+C+D级共57497万t。其中:3煤:37156万t,16煤:14174万t,17煤:6167万t。详见表2-1-1。2、设计利用储量(1) 本井田3(3上)煤层-1200m以浅A+B+C+D级储量37156万t,其中D级储量6629万t,主要分布于-1000m以深,按有关规范规定,列入设计暂不利用储量。(2) 井田西南12勘探线以西块段,3(3上)煤层薄,分布孤立,开采不经济,列为设计暂不利用储量,计920万t。(3) F10断层以南3(3上)煤层露头附近,扣除断层煤柱和防水煤柱后仅剩297万t储量。且F10落差大,巷道联系困难。地面村庄大,故该部分储量也列入设计暂不利用储量。(4) 16、17煤层距离奥灰顶界面距离分别为46m、43m,计算的开采16、17煤奥灰突水系数绝大多数在1.5以上,受奥灰水突水威胁严重,另外16、17煤含硫量高。设计将这两层煤列为暂不利用储量。经分析统计,设计暂不利用储量28187万t。设计利用储量29310万t。地质储量计算表 表2-1-1范围储量级别煤层合计3(3上)1617井田范围内A37673767B53315331C214294966177328168A+B+C305274966177337266D66299208439420231A+B+C+D3715614174616757497后备区D128843、可采储量(1) 村庄下采煤损失储量据统计本井田3(3上)煤层赋存范围内共有村庄80个,中部有梁宝寺镇政府所在地,压煤面积占煤层赋存面积的94%。随着时间推移,人口增长,经济发展,村庄搬迁越来越困难,因此设计对地面村庄搬迁进行了初步规划,把梁宝寺镇作为村下采煤区。按40%的采出率计算,村庄下开采损失1885万t。(2) 各类煤柱新生界防水煤柱:按照“三下开采规程”规定,计算留设高度45m,煤量736万t。断层煤柱:4157万t。工业场地和后期风井场地煤柱:2900万t。其中工业场地煤柱976万t,后期风井场地煤柱1924万t。(3) 可采储量上述设计利用储量,扣除村庄下采煤损失、各类煤柱损失及开采损失,获得可采储量:15077万t。第二节 矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井年工作日为300d,每天三班作业,其中两班生产,一班整修,每天净提升时间14h。二、矿井设计生产能力本井田含煤面积大,储量丰富,地质构造比较简单,矿井瓦斯涌出量低,主采煤层开采条件较好,具备建设大型矿井条件。根据本井田的资源条件,开发条件、技术装备条件,180万ta的井型可以充分发挥煤层生产能力和机械设备生产能力方面的优势。从经济效益分析,在井下采掘准备和井巷工程量基本相同的条件下,180万t/a生产能力综合经济指标优越,为了使矿井的建设和生产取得较好的投资效益和良好的经济效益,为了更好地缓解新老矿井接替的紧张状况,设计荐矿井生产能力为180万t/a 。三、矿井服务年限 矿井服务年限=可采储量/(设计生产能力储量备用系数)=15077/(1801.4)=59.8(a) 第三节 井田开拓一、开拓方式 由于本井田煤系地层上覆新生界松散层较厚,一般在280500m,平均398.2m,煤层埋藏深,倾角缓,故采用立井开拓方式。 二、井口及工业场地位置选择根据井田煤层赋存特点和地面条件,本着“重前顾后,重下顾上”的原则,力求使井口位置的选择,有利于煤炭资源的有效合理开发和取得良好的经济效益。根据以上原则,初期开采块段经筛选提出两个井口位置方案,进行经济技术比较。方案一(东部方案):井口位于L-1孔西南110m处,其主要特点:(1)新生界松散层厚度为370.0m。(2)井口距3煤层储量中心2.9km。(3)开拓方式:立井分水平上、下山开拓,初期在工业场地内布置主井、副井、风井三个井筒,中央并列式通风方式,水平标高-708m。(4)井底车场:位于3煤底板厚度大的砂岩中,主井装载采用“全抬高”方式,主、副井马头门、箕斗装载硐室、皮带机头硐室均在砂岩中。 方案二(西部方案):井口位于L10-2孔西北620m处的冲刷带边界。该方案的主要优点是压煤少。但有以下主要缺点: (1)新生界松散层厚度达445m,井筒施工难度大,井筒工程投资高。 (2)初期开拓工程量大,基建投资高,后期通风运输距离长,生产成本高。 (3)据对邻近钻孔资料分析,-708m水平井底车场处于6煤顶板泥岩中,岩性较差。 (4)地面铁路线路长,与方案一相比,增加铁路2.3km。 设计从技术方面分析,认为该分案不可取。方案一具有以下突出优点: (1)井位较适中,开拓部署合理,一水平形成了南、北、东三个方向布置的格局,该井位不仅是这三组开拓巷道较适中的集结点,且有利于水平标高的选择,开拓巷道顺直,工程量省。(2)井底车场所处岩层层位好,砂岩比例大,主要硐室均在砂岩中,有利于施工维护和节省费用。 (3)井位离一水平储量中心近,井下运输、通风费用较低。(4)有利于采区接替,且前期生产有较大的回旋余地。(5)首采面搬迁村庄少。 综上所述,设计推荐方案一(东部方案),即井口位置位于L-1孔西南110m处。 三、井筒个数选择 在工业场地内集中布置主井、副井、风井三个井筒,主井、副井进风,风井回风。四、水平划分及标高井田内煤层倾角平缓,除局部受断层影响,倾角较陡(2030)外,其余均在510。煤层赋存多为-500-1200m,垂高约700m。根据以上特点,本井田采用一个水平上、下山开采。 水平标高-708.0m。五、大巷(下山)布置根据矿井通风、运输、安全等要求,大巷及集中上下山均按三条布置,即一条轨道大巷(上下山),一条运输大巷(上下山)、一条回风大巷(上下山)。轨道大巷(上下山)布置在煤层底板岩层中,运输大巷(上下山)和回风大巷(上下山)布置在煤层中。六、采区划分及开采顺序 根据煤层赋存状况、地质构造等因素,结合矿井机械化水平,一水平共划分七个采区,其中东翼为一、三、五采区,西翼为二、四、六、八采区。采区开采顺序为:一采区、二采区、三采区、四采区、八采区、六采区、五采区。第四节 井筒在工业场地内集中布置主井、副井、风井三个井筒。井筒特征见表2-4-1。井筒特征表 表2-4-1序号名称单位井 筒主井副井风井1井口坐标Xm3934475.0003934395.0003934758.500Ym20429640.00020429670.00020429463.3002井口设计标高m+40.500+40.500+40.5003方位角00904设计净直径m5.06.55.05净断面m219.6333.1819.636表土层厚度m372.000372.000372.0007冻结、钻井深度m461.000461.000461.0008水平标高m-708.000-708.000-656.5409水平以下深度m0.00030.0000.00010井筒全深m748.000778.000697.00011井壁厚度表土段mm800125010001553500700基岩段mm40050040012支护材料表土段内外夹层复合钢筋砼内外夹层复合钢筋砼基岩段混凝土13井筒装备玻璃钢罐道、梯子间,冷弯方管罐道梁悬臂式支座、玻璃钢罐道、梯子间。玻璃钢梯子间。14备注进风进风回风1、主井井筒 主井井筒净直径5.0m,装备一对22t底卸式多绳箕斗,担负全矿井原煤提升。装备冷弯方管罐道梁、玻璃钢罐道,采用树脂锚杆在井壁上固定支座。 2、副井井筒 副井井筒净直径6.5m,装备一对一宽一窄1.5t矿车双层四车罐笼,担负全矿井人员、材料、设备及矸石提升,并兼作进风井。井筒内装备有玻璃钢罐道,悬壁式罐道支座,支座采用锚杆固定在井壁上。井筒内还设有一个全玻璃钢梯子间,作为矿井的一个安全出口,同时还布置有通讯、信号电缆和动力电缆,四趟排水管,一趟压风管和一趟酒水管及一趟供水管。 3、中央风井井筒 中央风井井筒净直径5.0m,担负全矿井回风,风速约为5.2ms。井筒内有全玻璃钢梯子间,作为矿井的一个安全出口,井筒内布置一趟黄泥灌浆管。第五节 井底车场及峒室一、井底车场型式采用卧式环形布置,主井及煤仓位于副井北侧,空车绕道位于主副井之间。二、调车方式西翼矸石列车由架线式电机车牵引至副井重车调车线后,电机车调头行驶至矸石列车尾部,将矸石列车顶入副井重车线;电机车再经回车线驶至空车存车线,牵引材料车或空车驶离井底车场。东翼矸石列车由架线式电机车牵引进入井底车场,经副井回车线至重车调车线后,顶列车进入副井重车线,电机车再回至空车存车线,牵引材料车及空车驶离井底车场。 三、井底车场硐室布置 1、主井装载系统 采用“全抬高”方式,井底煤仓上口与井底车场水平标高差为75.0m,包括井底煤仓、装载胶带输送机巷、配煤胶带输送机巷、箕斗装载硐室等。煤仓上口标高为-645.0m,装载胶带输送机巷底板标高为-670.0m。设两个井底煤仓,型式为直立圆筒仓,净直径8m,每个煤仓有效容量为750t,总容量为1500t。2、主井井底清理撒煤系统 主井井底清理撒煤系统设在-708m井底车场水平,箕斗撒煤用耙斗装岩机装入矿车运至副井重车线。 3、副井井底系统 由副井井筒与井底车场连接处、信号硐室等组成,副井井底水窝排水采用潜污泵。 4、排水系统 由主排水泵房硐室、管子道、水仓等组成,水仓分内、外仓,全长620m,净断面10.2m2,总容量5100m3,采用水仓清理机清理。 5、供电系统 由主变电硐室及其通道组成,位于副井西南侧,与主排水泵房联合布置,通道与副井重车线相连。6、井下爆破材料库设在西翼大巷北侧,采用壁槽式,容量为900kg炸药及9000发雷管。其回风道与风井绕道相连接。7、其它硐室:包括消防材料库,机车修理间、等候室、医疗室、工具室、调度室等。其它还有胶带输送机检修斜巷以及装载胶带输送机检修巷道等。四、井底车场主要巷道及硐室支护 根据地质精查勘探资料,本车场所处岩层坚固,主要为砂岩。岩层稳定,车场巷道以锚喷为主,主要硐室采用锚喷或混凝土砌碹支护。 第三章 大巷运输及设备第一节 运输方式的选择一、煤炭运输方式的选择矿井初期投产时,集中胶带输送机下山直接与井底煤仓相连,选用MDT型强力胶带输送机设备,运量大,安全可靠。二、辅助运输设备选型设计矿井辅助运输设备平巷选用架线式电机车,下山段斜巷选用液压绞车,顺槽选用无极绳连续运输车。架线式电机车选用ZK10-6550型3台,2台正常运行,1台备用。第二节 矿车本矿井矿车只承担辅助运输,采用600mm轨距1.5吨固定车箱式矿车。运送矿井生产能力约15的矸石和材料等。根据定额法,并参考排列法计算矿车数量,材料车及平板车数量按设计规范规定配备。矿车类型及数量表 表321顺序矿车名称型号单位数量11.5t固定车厢式矿车MGC1.76辆1402材料车MLC36辆303平板车MPC36辆284特种平板车载重量25t辆80第三节 运输设备选型大巷煤炭运输设备经方案比选后,确定选用钢绳芯胶带输送机。1、集中下山岩巷段布置一台MDT型胶带输送机,将采区煤仓原煤运至井底煤仓,尾部入料,向上运输。输送水平距离约1280m,净提升高度约223m。设计选型(1)、原始数据及工作条件 物料特征、原煤,容重0.9tm3。 运量:Q=1550th(2)、设计计算 带宽:B=1400mm 带强:ST=2000Nmm,安全系数为8.2。 带速:V=4ms 电动机选型:胶带输送机采用三台电动机驱动,双传动滚筒,功率配比21,电动机型号YB560M1-4,N=630KW(3台)。该输送机向上运输,故在驱动装置配有逆止器。2、集中下山煤巷段布置一台MDT型胶带输送机,将采区原煤运至采区煤仓,输送水平距离前期900m,后期3600m,提升高度约80m。设计选型:(1)、原始数据及工作条件 物料特征:原煤容重0.9tm3。 最大运量:Q=2000th(2)、设计计算 带宽:B=1400mm 带强:ST=2500Nmm,安全系数为8.9。速带:V=4ms;电动机型号:胶带输送机前期采用功率配比11,机头布置二台电机,后期功率配比:211头部三台电动机,尾部一台电动机。电动机型号:YB560S2-4,N=560KW(3台)。第四章 采区布置及装备第一节 采煤方法一、采煤方法选择本井田首采区开采3煤层,倾角一般9以下,平均煤厚4.28m,属单一中厚厚煤层。煤层瓦斯含量较低,属不自然易自燃煤。地面建筑以农村民房为主。根据以上因素,首采区选择单一长壁采煤方法,后退式开采,全部冒落法管理顶板。生产过程中,应根据矿井开采计划安排,提前作好村庄搬迁工作,保证矿井正常生产。二、采煤工艺及设备选择根据煤厚变化情况和煤质硬度,考虑到综采工作面产量高,对设备性能要求高,综放面宜配备大功率采煤机组。选用MGTY400900-3.3D电牵引双滚筒采煤机,滚筒截深800mm,截割功率2400KW,电压等级3.3KV。根据采煤机生产能力和放煤支架的放煤能力,采面前后运输机均选用SGZ8002375型可弯曲刮板输送机,运输能力1500th,功率2375KW,电压等级3.3KV。综放面运输顺槽选用一台PCM-200破碎机,一台SZZ-1000375型刮板转载机及一台SSJ12003200可伸缩多点驱动胶带输送机,该三机运量均不小于2000th。在轨道顺槽安设连续运输车担负采面的辅助运输。三、工作面顶板管理方式,支护设备选型综放面选用支撑掩护式低位放顶煤支架。支架所需支护强度计算如下:用估算法确定: 式中: P支架支护强度,MPa;M最大采高,取3.5m;r煤层顶板岩石容重,取2.7tm3;K顶板岩石碎胀系数,取1.3;n考虑老顶周期来压不均衡的安全系数,取2.2。按经验公式计算:P=Mr9.8103=83.52.79.8103=0.74(MPa)式中:顶板岩柱相当于采高的倍数,取8。根据以上计算结果,结合煤层采高,综放面选用ZFS62001835型支撑掩护式低位放顶煤液压支架,其主要技术特征见表4-1-1。支架主要技术特征表 表4-
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