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文档简介

1、目录一般部分1 矿区概述及井田地质特征11.1矿区概述11.1.1交通地理位置11.1.2地形地貌和水文情况11.1.3矿区的气候条件21.1.4地震21.2井田地质特征21.2.1地层21.2.2井田的地质构造31.2.3井田的水文地质特征31.3煤层特征31.3.1煤层埋藏条件31.3.2煤层群的层数31.3.3煤层的围岩性质31.3.4煤的特征32 井田境界和储量32.1井田境界32.2 矿井工业储量32.2.1储量计算基础32.2.2井田地质勘探32.2.3储量等级的圈定32.2.4工业储量的计算32.3矿井可采储量32.3.1安全煤柱留设原则32.3.2矿井永久保护煤柱损失量32.3

2、.3矿井可采储量33 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限33.1矿井工作制度33.2矿井设计生产能力及服务年限33.2.1确定依据33.2.2矿井设计生产能力33.2.3矿井服务年限33.2.4井型校核34 井田开拓34.1井田开拓的基本问题34.1.1井硐形式、数目、位置及坐标34.1.2工业场地位置、形状和面积34.1.3开采水平的设置及阶段划分34.1.4阶段和开采水平参数34.1.5主要开拓巷道34.1.6矿井开拓延伸及深部开拓方案34.1.7开采顺序34.1.8方案比较34.2 矿井基本巷道34.2.1井筒34.2.2井底车场34.2.3主要开拓巷道35 准备方式采区巷道布置35.

3、1煤层地质特征35.1.1采区位置35.1.2采区煤层特征35.1.3煤层顶底板岩石构造情况35.1.4水文地质35.1.5地质构造35.2采区巷道布置及生产系统35.2.1采煤方法及工作面长度的确定35.2.2采区巷道的联络方式35.2.3生产系统35.2.4确定采区各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式35.2.5确定采区生产能力和采出率35.3采区车场选型设计35.3.1确定采区车场形式35.3.2采区主要硐室布置36 采煤方法36.1采煤工艺方式36.1.1采区煤层特征及地质条件36.1.2确定采煤工艺方式36.1.3回采工艺36.1.4工作面正规循环作业36.2回采巷道布置36.2.1回

4、采巷道布置方式36.2.2回采巷道参数37 井下运输37.1概述37.1.1井下运输设计的原始条件和数据37.1.2运输距离和货载量37.1.3矿井运输系统37.2采区运输设备选择37.2.1设备选型原则37.2.2采区设备的选型37.3大巷运输设备选择37.3.1运输大巷设备选择37.3.2轨道大巷运输设备能力验算38 矿井提升38.1概述38.2主副井提升38.2.1主井提升38.2.2副井提升39 矿井通风及安全39.1矿井通风系统选择39.1.1矿井概况39.1.2矿井通风系统的基本要求39.1.3矿井通风方式的确定39.1.4主要通风机工作方式选择39.1.5采区通风系统的要求39.

5、1.6工作面通风方式的选择39.1.7 回采工作面进回风巷道的布置39.2矿井风量计算39.2.1工作面需风量计算39.2.2备用面需风量的计算39.2.3掘进工作面需风量39.2.4硐室需风量39.2.5其它巷道所需风量39.2.6矿井总风量39.2.7风量分配39.2.8风速验算39.3矿井阻力计算39.3.1矿井最大阻力路线39.3.2矿井通风阻力计算39.3.3矿井通风总阻力39.3.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔39.4选择矿井通风设备39.4.1选择主扇39.4.2电动机选型39.5安全灾害的预防措施39.5.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施39.5.2预防井下火灾的措施39.5.3防

6、水措施310 设计矿井基本技术经济指标310.1矿井基本技术经济指标3参考文献3专题部分1绪论31.1问题的提出31.2锚杆支护机理研究现状31.2.1锚杆的种类,锚固机理及其支护的优越性31.2.2锚杆支护机理研究现状31.3光纤光栅传感技术的国内外发展现状31.3.1光纤光栅传感技术31.3.2光纤光栅技术的国内外发展现状31.4光纤光栅技术在研究锚杆中的运用32全长锚杆杆体受力分析32.1岩土锚固中的锚杆失效形式及影响因素分析32.2全长锚杆锚固破坏过程32.3全长锚杆锚固系统受力分析32.3.1全长锚杆前端部受集中载荷作用例32.3.2全长锚杆前端受分布载荷作用32.4本章小结33锚杆

7、测试的光纤bragg光栅方法33.1光纤的结构和传输原理33.2 bragg光纤传感器33.2.1光纤bragg光栅传感原理33.2.2光纤bragg光栅传感信号的检测33.3光纤bragg光栅检测锚杆原理33.4本章小结34全长锚固锚杆拉拔实验34.1相似材料弹性模量测定34.1.1相似材料配比的选择34.1.2弹性模量的确定34.2普通拉拔实验锚杆轴力测试实验34.2.1拉拔实验参数确定及模型安装34.2.2实验仪器及实验装置34.3带有锚固剂的锚杆拉拔实验34.3.1实验方法34.3.2实验过程及数据34.4对周围锚杆影响特性实验34.5本章小结35实验结果分析35.1普通锚杆拉拔实验结

8、论及分析35.2带有锚固剂的锚杆拉拔实验分析35.3对周围杆体影响特性实验结论35.4本章小结36结论3参考文献3翻译部分英文原文:3中文译文:3致 谢3一 般 部 分1 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述全套图纸,加1538937061.1.1交通地理位置夹河煤矿位于徐州市西北九里区境内,距徐州市约11km,以夹河矿主井为中心,其地理座标为东经 117513,北纬 341847,地面标高+37.0+43.0m。 井田内铁路、公路均有,矿井生产的煤炭除经铁路、公路可运往全国各地外,还可经徐州港利用驳船运输,直达江浙各地,水陆交通甚为便利(见图1-1)。 铁路:西陇海铁路干线从井田西南通过,矿

9、铁路专用线在夹河寨与西陇海干线接轨。 公路:矿专用公路与徐州市三环路、徐沛公路干线和西部矿区公路连接成网。 水路:井田东侧15km左右有京杭大运河,常年可通航50t驳船。图1-1 井田交通位置示意图1.1.2地形地貌和水文情况本区为故黄河泛滥形成的冲积平原,地势较为平坦,地面标高一般为+37.0+43.0m,西南略低,地形坡度为千分之一点五。该区东南边缘沿东北方向分布有九里山、琵琶山、大小孤山,西南有霸王山,其中九里山最高,山顶绝对标高+173.20m。由于区内地势平坦,地表径流条件较好,大气降水以蒸发及地表径流为主要形式排泄外,余下部分滞缓地渗入地下。本区地表河流不发育,但农田灌溉渠道纵横交

10、错,天然水系只有故黄河,其流向由西北向东南横穿井田流入京杭大运河,该河道于1988年冬季重新进行了开挖,新开挖的河道宽度50m左右,河槽标高+37.0+38.0m,河堤标高+43.0+44.0m,河床在塌陷区范围内宽度则在450850m左右。除塌陷区相应地表位置常年有积水外,其余区段为季节性河流,最高洪水位39.29m(1963年7月1日)。此河流为井田天然水系的主干,与煤层及含水层露头的夹角为5557,第四系中部有粘土及粘土类沉积物3040m起到隔水层作用,大气降水及地表水系对矿井充水无直接影响。1.1.3矿区的气候条件 据徐州气象台的汇编资料,本区属南温带的鲁淮区,具有长江流域和黄河流域的

11、过渡性特点:气候温和,日照充足,年降雨量充沛,夏季多雨,冬季干寒,春季干旱突出,季节短,入冬和回春较早,常有寒潮霜冻、冰雹和旱风等气候现象。现将1951年至2000年主要有关资料简述如下: 1、降雨量:本区多年平均降水量为833.33mm,其中6、7、8三个月为主要降水月份,占全年降水量的58.7%。最高为1958年,降水量为1297.0mm,最低为1988年,降水量为50.6mm。日最大降水量为1997年7月17日,降水量为273.3mm。 2、气温:本区多年平均气温为14.3,最高气温为1978年6月11日达40.6,最低气温为1969年2月6日达-22.6.一年最高气温在3639,最低气

12、温为-9-13。 3、蒸发量:本区多年平均蒸发量为1748.59mm,最高为1978年2279mm,最低为1973年1467.9mm。1988年6月最大为287.9mm,1988年2月最低为50.24mm。 4、相对湿度:本区多年逐月平均为69.52%,78月最高约在7683%左右,36月最低为6265%,年平均最高为1952年76%,年平均最低为1988年62%。湿润系数约为0.5,故本区属半湿润区。 5、风力、风向:风向随季节而转变,春季多东南风,夏季多东风,秋季多东北风,冬季多西北风。全年平均风速2.9m/秒。最大风速23.4m/秒,风向为西北(1952年6月7日)。 6、霜雪:霜期一般

13、在10月至次年4月,降雪一般在11月至次年3月,最大连续积雪日数36日,积雪最大深度为247mm。冻结日期一般由11月上旬至次年3月下旬;冻结深度最大达29cm,(1955年1月)。1.1.4地震 据科学出版社出版的中国地震目录述及有关徐州及其临近周围各县历代发生的地震,从公元前179年至2000年,历史2179年,有史可查,记载较详且对徐州有破坏者仅四次。 1、公元462年8月16日(南朝宋至明元年7月甲申),震中山东兖州,震级56级,当时徐房倾倒,女儿墙坠落480丈。 2、公元1502年10月17日(明宏治15年9月17日),震中山东濮城,震级56级,当时徐州坏城垣民舍。 3、公元1668

14、年7月25日(清康熙7年6月17日),震中山东莒县郯城,震级8.5级,当时铜山(徐州)城碟台榭覆过半,远近压死者不可胜计。 4、公元1937年8月1日,震中山东菏泽,震级7级,当时徐州旧房坍塌50余间,死伤20余人。1.2井田地质特征1.2.1地层夹河井田位于徐州煤田九里山向斜南翼,石炭、二叠系地层是其含煤地层,在井田内均被第四系冲积层覆盖。井田内钻孔和井巷工程揭露的含煤地层主要有石炭系的本溪组(c2)、太原组(c3),二叠系的山西组(p11)、下石盒子组(p12)、上石盒子组(p21)、石千峰组(p22)地层,各组地层的生成层序、其沉积古地理环境和岩性特征各有差异,现将与矿井生产有关部门的含

15、煤地层,按其沉积顺序先后分述如下:1、中石炭统本溪组(c2)本区仅有少数钻孔揭露,属浅海相沉积,假整合于奥陶系地层之上,全层厚1228m,平均厚25m。其岩性为: (1)、下部为紫红色铁质泥岩,局部富集成褐铁矿团块,为古风化壳沉积,以此与下伏中奥陶统白土组为界。(2)、中部为灰绿色铝土泥岩。(3)、上部以浅灰、灰白色薄厚层状白云质灰岩为主,中夹薄层灰绿色泥岩或铝土泥岩,含黄铁矿,顶部以浅灰色灰岩或铝土泥岩(有时夹煤线)与上覆太原组地层分界。2、上石炭统太原组(c3)为本井田主要含煤地层之一,属海陆交互相沉积,整合于本溪组地层之上,全组厚147167m,平均厚159m。 本组地层沉积旋回清晰,标

16、志层明显,夹灰岩813层。特别是一、二、四、十、十二层灰岩特征明显,沉积稳定,为本组主要标志层。本组含煤410层,其中20、21煤为可采煤层,其它均为不可采煤层。3、下二叠统山西组(p11) 为本井田主要含煤地层之一,为滨海三角洲冲积平原沉积地层,整合于太原组地层之上,全组厚88138m,平均厚118m。本组中下部含煤16层,其中7煤为可采煤层,8、9煤为局部可采煤层,本组沉积旋回明显。4、下二叠统下石盒子组(p12) 为本井田主要含煤地层之一,属局部海湾,近海三角洲相或沼泽相沉积,整合于山西组之上。全组厚173250m,平均厚210m。本组岩性大致可分为上、 下两段,下段发育了本区主要煤组,

17、含煤28层,可分为上、中、下三个分煤组,其中发育在中煤组的1、2煤为本组可采煤层,1煤为局部可采薄煤层,2煤为本组主要可采煤层。5、上二叠统上石盒子组(p21 )本组整合于下石盒子组地层之上,属内陆河湖沼泽相沉积,全组厚460.82607.42m,平均厚511m。6、上二叠统石千峰组(p22)组整合于上石盒子组地层之上。属炎热气候内陆河湖相沉积,井田内未揭露全厚,钻孔揭露厚度64.8355.2m。岩性主要有紫红、灰绿色泥岩、砂质泥岩,灰绿、灰白或紫红色细中粗粒砂岩组成。粗粒砂岩具粒序层理,常含砾石及肉红色钾长石碎粒。底部由一层浅紫红色含砾中粗粒砂岩(俗称上界砂岩)与下伏上石盒子组分界,此层砂岩

18、厚18m。7、第四系(q)不整合于各系地层之上,全系由砾石、粘土砂姜、亚粘土、粉砂土等组成,厚60142m,由东南向西北逐渐增厚。底部砾石层厚810m ,岩性由粘土及砾石组成,其中砾石分选性差,砾径0.510cm,底部常有一些10cm以上的棱角状碎岩块,该层透水性及含水性均较强。井田地质综合柱状图如图1-2。图2-1 井田地质柱状图1.2.2井田的地质构造1、区域构造概况: 徐州市位于苏鲁豫皖四省交界处,区内构造形迹十分醒目,总体为ne向延伸、向w突出的弧形构造徐宿双冲叠瓦扇构造。其北邻丰沛隆起,南至蚌埠隆起,东止于郯庐断裂,西部前锋可达利国萧县宿州西寺坡一线。系由一系列呈弧形弯曲的线性紧闭不

19、对称褶皱、走向逆冲断层及断陷盆地所组成。根据褶皱断层组合在不同的地区发育程度不同,以nw向的废黄河断层和ew向的宿北断层为界,将徐宿弧形构造分为北、中、南三段王桂梁,1992。各段不仅各具特征,而且具有ew分带的特点,尤以中段特征更为明显。现仅对本井田所处的北段稍作叙述。 北段(丰沛隆起与废黄河断层之间)废黄河断层以北,主要构造方向在东侧为nee,西侧为ne。其断层附近由于左行剪切牵引转为近sn向,在东西方向上具有分带性。 2、区域构造形成演化史: 徐宿弧形构造的形成演化可分为孕育期、发生期及改造期等不同的阶段。 (1)、孕育期:印支末期,华北古板块与华南古板块相互作用,在华北古板块se侧产生

20、的see向构造应力向板内是衰减的,在徐宿地区,表现为宽缓的褶皱变形,变形东强西弱,在东部使地层褶皱抬升,以致产生向w微倾斜的半背斜构造。 (2)、发生期和发展期:随着应力的进一步持续作用,不仅褶皱更趋强烈,而且产生了逆冲断层,由e向w卷入逆冲推覆的地层逐渐减薄,在逆冲推覆构造的发展过程中,nw及ew向的撕裂断层起了重要的调整作用。在这些断层的左行剪切作用下,北、中两段变形强,运移距离大。郯庐断裂带的左行平移运动于燕山早期以来逐渐加强,由此派生的se向挤压应力为徐宿推覆构造的进一步发展提供了动力。但这种应力毕竟不同于板块俯冲产生的强大挤压应力,其相对要弱一些。随着逆冲推覆构造以前展式向前扩展,对

21、前陆所产生的应力在北侧受到砀山古隆起的阻碍,反作用力也逐渐增大,导致了反向逆冲断层的形成。至此,徐宿弧形构造已基本形成。 (3)、改造期:晚白垩世以后,中国东部的应力状况发生了重大变化,由区域上近ew向的挤压缩短机制转变为拉张的环境。处于此构造环境中的徐宿地区,必然也将改变其挤压逆冲推覆机制,推覆作用逐渐减弱,最终停止并发育了一系列的张性构造,及一些小规模的重力滑动构造等。近ew向及nw向断层此时也强烈活动,成为使弧形推覆构造进一步复杂化的重要构造。 夹河井田总体为走向略有变化的单斜构造。地层产状沿走向、倾向变化较大,且f1号断层上下两盘地层产状有差异。 1、井田内无大型褶皱,仅在f1号断层上

22、盘和下盘分别发育有一个不完整的次级褶曲。这两个次级褶曲对井田的煤层赋存产生了一定的影响,造成了煤层在走向和倾向以及倾角不同程度的变化,但不影响采区的正常划分,同时参考小型褶皱对采掘的影响,本次报告综合评价井田的褶曲为i类(即ib) 。 2、井田内大中型断层较发育,共发育大中型断层21条,其中正断层16条,逆断层5条;落差50m的断层9条。f5、f6、夹3三条断层发育在太原组煤系地层,对主采煤层影响不大。2煤未采区大中型断层密度为1.4条/km2,断层延展长度为2300m/km2;7煤未采区大中型断层密度为1.3条/km2,断层延展长度为2200m/km2。大中型断层是影响采区布置的主要地质因素

23、,是造成矿井生产接续紧张的主要原因之一。井田深部煤层被17条大中型断层切割成十多个块段。从现有采掘资料分析,在这些大中型断层附近或密集区,小构造将极为发育,将成为影响生产的最主要地质因素。因此,本报告将断层的复杂程度定为类(即a)。 3、本井田未发现火成岩侵入。陷落柱也不发育,仅在西风井附近靠近煤层露头发现一小型陷落柱,本报告将其定为类(即c)。1.2.3井田的水文地质特征本区位于故黄河泛滥形成的冲积平原,与东南、西南部的低山丘陵区毗邻。煤系地层上有较厚的第四系冲积层覆盖。二叠系煤系地层属湖沼相、陆相沉积,为砂岩裂隙充水矿床,水文地质条件中等。下部的上石炭统煤系地层为海陆交互相沉积,灰岩发育有

24、十三层,为岩溶溶隙充水矿床,水文地质条件相对比较复杂。 区内含水层按充水介质可分为:第四系孔隙含水层,二叠系砂岩裂隙含水层,上石炭统太原组灰岩溶隙含水层和奥陶系灰岩岩溶含水层。 1、第四系孔隙含隔水层 本区内第四系地层不整合覆盖在各含煤地层之上,厚度60142m,平均100m。总体变化趋势为由煤层露头向深部逐渐变厚,其含水性自上而下分为三段: (1)、浅部含水层段 该层厚1520m,为黄河泛滥的冲淤物,该土层松软,空隙大,含水性及透水性较强,直接接受大气降水及地表水的补给,水位变化幅度明显,本区水位较高,呈潜水状态,民用井多取用此含水层的水。据钻孔抽水资料: q=0.290l/sm k=3.5

25、8m/d 矿化度:m=0.94g/l 水质类型:hco3mgk+na型 邻区井筒穿过此含水层时涌水量3.952.04m3/h。 (2)、隔水层段 本段堆积较复杂。该层厚4070 m,中上部有1020m的粉砂岩,遇水流动,透水性较好。但下部为深灰,黄红褐色的粘土,分布稳定,隔水性好。据钻孔抽水资料: q=0.0470.057l/sm k=0.176m/d (3)、底部砾石含水层段 该层厚810m ,岩性为粘土及砾石层,其中砾石分选性差,砾径0.510cm,底部常有一些10cm以上的棱角状碎岩块,该层透水性及含水性均较强,张小楼风井穿过此层时涌水量57m3/h。该层为第四系中的富含水层,且与基岩直

26、接接触,为煤系地层中的主要补给水源。 2、二叠系砂岩裂隙含水层 (1)、上石盒子组砂岩裂隙含水层 主要是上石盒子组底部的厚层砂岩(俗称奎山砂岩),该层厚度2030m,与下伏下石盒子组整合接触。岩性为灰白、灰绿色中粗粒,底部含砾石,形成蜂窝状洞穴。含水性和透水性均较强。井筒穿过该层时涌水量171206.5m3/h,对凿井造成一定影响。因距离2煤层顶板150160m,故对煤层开采无直接影响。 (2)、下石盒子组砂岩裂隙含水层 该组地层厚度173250m,平均206m,其中对2煤开采影响较大的砂岩为顶板三层砂岩,由近到远分述如下: 、第一层砂岩裂隙含水层 第一层砂岩距2煤顶板13m左右,厚度不稳定,

27、07m,岩性为浅灰色细中粒砂岩,泥质胶结。井筒揭露时涌水量为05m3/h,掘进过程中该层砂岩水从顶板淋出,恶化了作业环境。 、第二层砂岩裂隙含水层 该层砂岩距2煤顶板60m左右,厚度1838m,平均25m,层位稳定,岩性为灰灰白色细中粒砂岩,底部颗粒逐渐变粗,泥质、钙质或基底式胶结。砂岩裂隙较为发育。2煤回采裂隙带波及该含水层时曾多次发生涌水,如203、204、2608、2612面回采时涌水30200m3/h,影响工作面正常回采。 、第三层砂岩裂隙含水层 该层砂岩距2煤顶板100m左右,厚度218m,稳定程度较差,岩性为灰色细中粒砂岩,向深部泥质增多,相变为砂质泥岩。因距煤层较远,该层砂岩正常

28、情况下对采掘活动影响不大。据钻孔混合抽水试验资料: q=0.01450.0252l/sm k=0.02520.0411m/d 矿化度:m=1.9g/l 水质类型:so4k+na.mg型 (3)、山西组砂岩裂隙含水层 本组地层厚88138 m,平均118m。一般7煤顶板赋存两层砂岩,底板赋存两层砂岩,由于底板砂岩含水层富水性较弱,对7煤开采影响较小,7煤顶板砂岩含水层分述如下: 、第一层砂岩裂隙含水层 距7煤顶板720m,厚度6.5m左右,层位较稳定,岩性为灰色细中粒砂岩,泥质胶结。 、第二层砂岩裂隙含水层 距7煤顶板2535m,厚度3.58.5m,层位较稳定,岩性为灰色细粒砂岩,泥质胶结。 7

29、煤层顶板砂岩含水性较弱,实际揭露该组砂岩时,涌水量较小。如-80水平人行石门及-280水平层间石门穿过本组砂岩层时仅有淋水,全矿井7403面回采时涌水量最大10.5m3/h,其他面回采仅有少量淋水。据钻孔抽水试验资料: q=0.01750.0274l/sm k=0.01570.0677m/d 矿化度m=1.612.25g/l 水质类型:clk+naca型 3、太原组灰岩溶隙含水层本组地层厚147167m,平均159m,岩性由灰岩、砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤层组成,其中夹有13层灰岩,灰岩总厚度41.26m,占全组地层的25.9%。最厚为四灰5.3616.37m,平均9.21m,最薄为十三灰厚度0

30、.171.94m,平均1.05m。各层灰岩厚度、层间距和间隔岩性见表1-1。 根据灰岩含水层特征及与主采煤层开采的关系分为两个含水层段,现分述如下:(1)、第一含水层段(一九灰)灰岩含水层厚10.8756.0m,平均27.63m。其中四灰厚5.3616.37m,平均9.21m,溶隙较发育,含水性较强,是太原组地层中含水较丰富的含水层,也是目前井下生产用水的水源。其余各层灰岩厚度较小,含水性也较弱。一、二层灰岩;五、六、七、八层灰岩间距小,水力联系好,其余各层灰岩间距较大,水力联系较差。九灰至十灰的间距为16.946.36m,平均26.45m,且夹有砂质泥岩、泥岩等相对隔水层,对开采十灰下的20

31、煤影响不大,故一九灰不为太原组煤层开采的直接充水含水层。据钻孔抽水实验资料: q=0.81131.302l/sm, k=3.9512.93m/d 矿化度m=0.843g/l 水质类型:hco3-cak+na+ 型该段含水层属含水中等的含水层段。(2)、第二含水层段(十十三灰)灰岩含水层厚8.6223.86m,平均13.63m,其中十一、十三灰厚度小,含水性弱,十、十二灰厚度大,溶隙较发育,含水性较好。十、十二灰间距18.71m,多砂泥岩、泥岩组成,隔水性较好,一般不会发生水力联系。十、十二灰分别为20、21煤直接顶板,对20、21煤开采影响较大。据钻孔抽水实验资料: q=0.03220.563

32、2l/sm, k=0.2133.724m/d 矿化度m=1.22g/l 水质类型:hco3clcamg 型该含水层段属含水小中等含水层。总体上看,太原组灰岩各层厚度、裂隙溶洞的发育程度不同,其含水性也各不相同。就各层灰岩相比较,因四、九、十、十二灰厚度大,质较纯,有利于岩溶的发育,为储存地下水创造了条件,因此含水性较强,但随着深度的增加,溶隙的发育减弱,裂隙被方解石脉充填,其含水性减弱。各层灰岩厚度、层间距统计表 表1-1注:层间距指上层灰岩底板至下层灰岩顶板我矿目前井下涌水量分三个水平即-280m、-450m及-600m水平进行观测,采用xkc-3型声控流速仪测定。-280m水平现已无采掘活

33、动场所,涌水量小且稳定,涌水量25m3/h。-450m水平采掘活动较少,涌水量20m3/h。 -600m水平为主要采掘活动场所,涌水量70m3/h。-800m水平系统尚未形成,涌水量小。预计深部f1上盘-1000m水平矿井正常涌水量为74.2m3/h,最大涌水量为正常涌水量的1.5倍即111.3m3/h。全矿井平均涌水量115m3/h1.3煤层特征1.3.1煤层埋藏条件走向:东西走向。倾向:北偏西。倾角及其变化:1025左右,平均倾角16o。煤层的露头深度:-80m。风化带深度:-6080 m。1.3.2煤层群的层数井田内含煤地层为石炭、二叠系。有三个含煤组,自下而上为:上石炭统太原组(c3)

34、,下二迭统山西组(p11)和下石盒子组(p12)。含煤地层平均总厚487米含煤20余层。可采和局部可采煤层平均总厚度为8.83米,含煤率为1.81%。下石盒子组与山西组地层总厚约328米,可采煤层总厚7.21米,含煤系数2.20%。其中:下石盒子组:厚210米,含煤211层,其中2煤全区可采,1煤局部可采,其它均为不可采薄煤或煤线。1、2煤平均总厚2.54米,含煤系数1.21%。山西组:厚118米,含煤28层,其中7煤全区可采,8、9煤为局部可采以及局部零星可采的9-2煤,10煤为不可采煤层。7、8、9煤平均总厚4.67米,含煤系数3.96%。太原组:厚159米,含煤410层,其中20、21煤

35、为全区可采薄煤层,其它为不可采薄煤层。20、21煤平均总厚1.62米,含煤系数1.02%。综上所述:本井田含煤系数最高的为山西组,下石盒子组次之,太原组最低。因此,构成本井田储量比最主要的是2煤、7煤和9煤。1、 可采煤层 (1)、下石盒子组2煤: 全区发育,沉积特征明显,煤层赋存面积20.11km2,可采面积19.25km2,不可采面积仅0.86km2,剩余可采面积 12.62km2。全区共有125点穿过,3点沉缺,2点断缺,120点见煤,其中113点可采,7点不可采。见煤点两极厚度0.204.41m,见煤点平均煤厚2.01m,全区平均煤厚1.98m。井田内2煤赋存较稳定,全区2煤可采性指数

36、 km=0.94,煤层厚度变异系数r=43%。 2煤上距奎山砂岩平均160m左右、距1煤1.513.8m,平均7m;下距高岭土矿层28m左右,距分界砂岩49m左右。 (2)、山西组7煤: 全区发育,沉积特征明显,煤层赋存面积17.23km2,可采面积15.98km2,不可采面积1.25km2,剩余可采面积6.16km2。全区共有106点穿过,8点沉缺,4点断缺,94点见煤,其中91点可采,3点不可采。见煤点两极厚度0.375.35m,见煤点平均煤厚3m,全区平均煤厚3m。井田内7煤赋存较稳定,全区7煤可采性指数 km=0.97,煤层厚度变异系数r=38%。 7煤上距分界砂岩平均59m左右;上距

37、2煤90130m,平均108m;下距9煤1233m左右;下距一灰59m左右。(3)、太原组20煤: 全区广泛发育(井田内f1上盘不作叙述)。20 煤赋存面积15.35km2,可采面积14.34km2,不可采面积仅1.01km2。全区共有62点穿过,1点沉缺,1点断缺,60点见煤,其中49点可采,11点不可采。见煤点两极厚度0.301.27m,见煤点平均煤厚0.70m,全区平均煤厚0.68m。 20煤上距一灰97130m,平均106m左右;下距21煤1733m,平均25m左右。(4)、太原组21煤: 全区广泛发育(井田内f1上盘不作叙述)。21 煤赋存面积14.99km2,可采面积13.78km

38、2,不可采面积仅1.21km2。全区共有58点穿过,7点沉缺,51点见煤,其中45点可采,6点不可采。见煤点两极厚度0.291.72m,见煤点平均煤厚0.92m,全区平均煤厚0.81m。 21煤上距一灰104163m,平均131m左右,上距20煤1733m,平均25m左右;下距本溪灰岩11m35m,平均22m。2、局部可采煤层 (1)、下石盒子组1煤: 全区广泛发育,井田赋存面积17.61km2,沉缺面积3.27km2,可采面积9.47km2。井田内共有125点穿过,其中19点沉缺,3点断缺,103点见煤。其中59点可采,44点不可采,见煤点两极厚度0.092.61m,见煤点平均煤厚0.73m

39、,全区平均煤厚0.62m,煤层可采性指数km=0.57,煤层变异系数为r=59%。 1煤上距奎山砂岩平均160m左右,下距2煤顶板1.5m13.2m,平均7m左右。综观全区,本煤层应属局部可采的较稳定薄煤层。(2)、山西组8煤: 井田部分地区沉积,主要赋存于f1号断层下盘1822线之间,向两侧尖灭。仅局部可采。煤厚在20、21线较好。8煤井田内赋存面积5.64km2,可采面积3.17km2,不可采面积仅1.25km2。全区共有106点穿过,70点沉缺,4点断缺,32点见煤,其中28点可采,4点不可采。见煤点两极厚度0.252.25m,见煤点平均煤厚0.89m,全区平均煤厚0.27m。井田内8

40、煤赋存不稳定,全区8煤可采性指数 km=0.88,煤层厚度变异系数r=45%。8煤上距分界砂岩平均61m左右;上距7煤1.53m,平均2.0m左右;下距9煤1031m左右。(3)、山西组9煤: 全区广泛沉积,沉积特征明显,大部分区域发育成可采煤层。f1下盘夹2以西-600m水平以上9煤全部缺失;夹2以东9煤-280m水平以上赋存较好,基本可采,-280m-600m水平之间赋存较差,基本不可采;-600m水平以下以及f1号断层上盘9煤赋存相对较好,基本为可采中厚煤层。井田内煤层赋存面积14.04km2,可采面积9.46km2,不可采面积4.58km2,剩余可采面积 5.71km2。全区共有99点

41、穿过,33点沉缺,3点断缺,63点见煤,其中49点可采,14点不可采。见煤点两极厚度0.204.05m,见煤点平均煤厚2.2m,全区平均煤厚2m。井田内9煤赋存不稳定,全区9煤可采性指数 km=0.78,煤层厚度变异系数r=64%。9煤上距分界砂岩平均79m左右,上距7煤1233m;下距一灰3040m左右。1.3.3煤层的围岩性质煤层顶底板岩性特征以及煤层层间距一览表 表1-2含煤地层煤层煤层厚度(m)煤层结构平均层间距(m)间距变化情况两级宽度(m)均厚(m)见煤点下石盒子组20.204.41复杂108较稳定2.01120山西组70.375.53较简单39447不稳定90.204.05简单2

42、.263各可采煤层顶板、底板岩性及厚度统计 表1-31.3.4煤的特征1、煤的工业分析:煤层煤样工业分析 表1-42、煤的元素分析:本井田各可采煤层元素分析结果见表4-2-8、表4-2-9,各可采层煤的元素组成主要是c、h、o、s四种元素。c的含量在81.1885.34%之间,一般都在83%左右;h含量在4.736.35%之间,一般在5.3%左右;(o+s)的含量在7.8612.00%之间,差别稍大,一般在10%左右。因分析样较少,变化趋势不十分明显,规律性不强。煤层煤样元素分析 表1-53、煤的工业牌号及用途依据1986年10月颁发的中国煤炭分类国家标准(gb5751-86),对照本井田各煤

43、层现有煤质资料,本次报告认为:下石盒子组1、2煤层;山西组7、8、9煤层;太原组20、21煤层均属中等变质程度煤,符合区域变化规律。结合各煤层工业分析中的挥发份、粘结指数、胶质层厚度的平均值,确定井田内各煤层的工业牌号为:1、2、7、8、9煤层均为1号气肥煤层;20、21煤层为气肥煤。本井田煤层统称气肥煤。原煤可作动力用煤等,精煤可作为冶金、炼焦基础煤,也可作配煤。各煤层工业牌号见表1-6。 煤的工业牌号表 表1-64、煤的含瓦斯性及相对瓦斯涌出量在1991年之前,夹河矿未对煤层瓦斯含量进行解吸测定,但进行了定性分析,认为本矿瓦斯8090%以上为吸附瓦斯,当温度升高,压力降低时,可转为游离瓦斯

44、,是巷道中瓦斯最主要的来源之一。1991年,集团公司地质勘探工程处曾对本矿2、7、9煤层进行23次煤芯瓦斯含量解吸测定,其中2煤层9个,7煤层9个,9煤层5个,20煤层1个。测定结果:2煤层甲烷含量0.5754.661cm3/gdaf,平均2.73cm3/gdaf,7煤层甲烷一般含量0.4878.374cm3/gdaf,平均4.49cm3/gdaf,9煤层甲烷一般含量0.69010.119cm3/gdaf,平均为4.528cm3/gdaf。19912000年夹河矿分煤组瓦斯相对涌出情况一览表 表1-7图1-3 19912000年夹河矿分煤组瓦斯相对涌出情况折线图由以上表格可以看出,夹河矿相对瓦

45、斯涌出量均小于10m3/td,属于低瓦斯矿井。但随着矿井的延伸,地温与地压不断增大,夹河矿的瓦斯涌出量也将有增大的趋势,瓦斯涌出异常区域也将增多。因此,对瓦斯的基础管理不可掉以轻心,尤其在开拓新水平或靠近褶曲及断裂带附近时,更应加强对瓦斯的测定和抽放工作,做到专人负责,数据测定准确,预报及时,措施得法。5、煤尘影响煤尘爆炸的因素很多,一般来说可燃基挥发份(vdaf)含量越高,爆炸的可能性就越大,其指数大于30%就有易燃易爆的危险性。根据1976年矿务局对西部矿区(庞庄、夹河、义安三矿的部分)煤层煤尘爆炸指数的计算结果(见表1-8)表明:各煤层均有爆炸危险性。1976年矿务局以西部矿区煤层煤尘爆

46、炸指数计算结果 表1-8 6、煤的自燃性本矿各煤层均有自燃现象,一般发火期45月,最短只有30天左右。近几年来,煤层的自燃发火期有缩短的趋势,给矿井的通防管理增加了难度。本矿自移交生产以来,井下曾发生自燃着火4次,究其原因,主要是浮煤过多,封闭不严引起的。1991年矿务局地质勘探工程处在井田深部勘探过程中,共作14个自燃倾向性试验,2煤做5个,其中易自燃很易自燃的有2个,7煤做6个,其中易自燃很易自燃的有3个,9煤做3个,其中易自燃的有1个详见表1-9。主要煤层自燃倾向性试验结果表划 表1-9 2 井田境界和储量2.1井田境界夹河井田东部f1号断层下盘以“徐煤局地(85)55号文”、上盘以“苏煤基司(87)252号”文件为界与庞庄矿相邻;西部以西陇海铁路与徐州地方煤炭公司大刘矿和徐州矿务集团公司义安矿为界;浅部自21煤层露头,深部至1煤层-1200m等高线。井田走向长4.5km,倾向长约3.5km,面积约13.31km

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