煤层瓦斯参数对于矿井通风抽采意义毕业设计

1、河南理工大学万方科技学院本科毕业论文PAGE PAGE II摘 要 登封市仟祥煤矿是高瓦斯矿井，开采煤层为二1煤层，测定其二1煤层瓦斯参数对于矿井通风抽采等具有重要的现实意义，因此，本论文选择该矿瓦斯参数测试作为探讨内容。 在仟祥矿多年的工作经验和一个多月的实习，本人全面收集整理了该矿大量的瓦斯地质资料，通并详实的制定了概况的瓦斯参数测试方案。同时结合自己所学的煤矿地质学、瓦斯地质学、瓦斯灾害防治的相关知识，通过现场收实测，实验室试验，分析计算等方法，确定了仟祥煤矿二1煤层的瓦斯压力、瓦斯含量、煤的坚固性系数、瓦斯放散初速度的瓦斯参数。基本可以对煤层的瓦斯抽放可行性论证、突出防治措施的制定、瓦

2、斯综合治理方案的确定，以及为瓦斯抽放和综合利用提供参考。关键词: 瓦斯压力 瓦斯含量 参数测试 测试方案Abstract Dengfeng Qian Xiang coal mine is a high-gas coal mine, coal mining two 1 coal seam, determination of the 1 coal seam gas parameters for mine drainage has a practical significance, important therefore, this thesis chooses the mine gas param

3、eter test of content. In practice, Qian Xiang mine for many years of work experience and more than a month, I comprehensively collected a large amount of gas geological data of the mine, and detailed the gas parameter testing scheme. At the same time, combined with knowledge of prevention and contro

4、l of coal mine geology, gas geology, gas disaster in his own knowledge, through field collection of measurement, laboratory testing, analysis and calculation methods, determined the qian-xiang coal mine two 1 coal seam gas pressure, gas content, coal firmness coefficient, initial speed of methane di

5、ffusion gas parameters. Can be basically on coal seam gas drainage, the feasibility of outburst prevention measures, the comprehensive gas control scheme, as well as for gas drainage and utilization to provide reference.Keywords: gas pressure gas content parameters testing schemePAGE 69前 言 登封市仟祥煤业有限

6、责任公司位于河南省登封市东南部徐庄镇境内，是由刘沟煤矿、东山煤矿、刘沟煤矿深部详查区和深部扩界区整合后组建的一个新企业。设计生产能力为0.3Mt/a。地理坐标为北纬341904342001，东径11312241131304。西北距登封约25km，东北距郑州87km。 目前已按照有关规范、规定的要求，完成了部分参数测定工作。根据河南省煤田地质四队于2003年底提出河南省登封市徐庄乡刘沟煤矿深部详查地质报告及资源储量备案证明，该矿井为低瓦斯矿井，结合煤层赋存条件，原设计的主要特征为：矿井一期采用一对立井，一对斜井单水平上下山开拓。主副井井深388m，主井装备一对3t箕斗提煤、兼作回风、安全出口。副

7、井装备一对1t矿车单层单车罐笼，用作辅助提升、进风及安全出口，采用原刘沟矿主斜井改为下料斜井，作为11采区下料升降设备和西翼安全出口。利用原刘沟矿副斜井改为排水斜井，作为11采区排水之用。水平标高-100m，副井进风，主井回风的中央并列式通风系统。初期(11采区)生产能力为30万吨/年，后期生产能力为60万吨/年 。随着深度的增加，瓦斯涌出量进一步增大。根据瓦斯预测和2009年7月河南理工大学煤矿安全工程技术研究中心提交的登封市仟祥煤业有限责任公司煤与瓦斯突出基础参数测定及矿井瓦斯等级鉴定报告鉴定结果和瓦斯预测，该矿井为高瓦斯矿井，需设专用回风井，原设计的主井回风等方案已不可行。根据资源整合文

8、件该矿井在整合后生产规模需达到0.6Mt/a，因此矿井生产能力由原设计的0.3Mt/a提升为0.6Mt/a。登封市仟祥煤业有限责任公司并委托河南理工大学安全工程技术研究中心重新编制资源整合后技术改造初步设计，编写登封市仟祥煤业有限责任公司技术改造初步设计修改，设计生产能力为0.6Mt/a。 本文研究的主要内容有：登封市仟祥煤矿瓦斯参数测定，煤得坚固性系数，瓦斯含量的测试方法，煤的破坏类型，瓦斯放散初速度等。目 录 TOC o 1-3 h z u HYPERLINK l _Toc357584113 1 矿井概况 PAGEREF _Toc357584113 h 7 HYPERLINK l _Toc

9、357584114 1.1 煤矿由来 PAGEREF _Toc357584114 h 7 HYPERLINK l _Toc357584115 1.1.1 位置 交通 PAGEREF _Toc357584115 h 7 HYPERLINK l _Toc357584117 1.1.2 自然地理 PAGEREF _Toc357584117 h 8 HYPERLINK l _Toc357584118 HYPERLINK l _Toc357584119 1.2 井田范围与周边小矿 PAGEREF _Toc357584119 h 9 HYPERLINK l _Toc357584120 1.2.1井田范围

10、PAGEREF _Toc357584120 h 10 HYPERLINK l _Toc357584121 1.2.2周边小矿 PAGEREF _Toc357584121 h 11 HYPERLINK l _Toc357584122 1.3 矿区地质 PAGEREF _Toc357584122 h 11 HYPERLINK l _Toc357584123 1.3.1 构造 PAGEREF _Toc357584123 h 11 HYPERLINK l _Toc357584124 1.3.2 工程地质 PAGEREF _Toc357584124 h 16 HYPERLINK l _Toc357584

11、125 1.3.3水文地质 PAGEREF _Toc357584125 h 16 HYPERLINK l _Toc357584126 1.4煤层和煤炭储量 PAGEREF _Toc357584126 h 18 HYPERLINK l _Toc357584127 1.4.1 煤层 PAGEREF _Toc357584127 h 18 HYPERLINK l _Toc357584128 1.4.2 煤质 PAGEREF _Toc357584128 h 19 HYPERLINK l _Toc357584129 1.4.3 煤炭储量 PAGEREF _Toc357584129 h 20 HYPERLI

12、NK l _Toc357584130 1.5矿井开拓开采设计 PAGEREF _Toc357584130 h 21 HYPERLINK l _Toc357584131 1.5.1矿井开拓系统 PAGEREF _Toc357584131 h 21 HYPERLINK l _Toc357584132 1.5.2采区布置和接续 PAGEREF _Toc357584132 h 22 HYPERLINK l _Toc357584133 1.6 矿井瓦斯 PAGEREF _Toc357584133 h 24 HYPERLINK l _Toc357584134 1.7 矿井各生产、辅助系统简介 PAGERE

13、F _Toc357584134 h 25 HYPERLINK l _Toc357584135 2 瓦斯参数测定方案 PAGEREF _Toc357584135 h 32 HYPERLINK l _Toc357584136 2.1 瓦斯参数测定的目的 PAGEREF _Toc357584136 h 32 HYPERLINK l _Toc357584137 2.2瓦斯参数测试方案 PAGEREF _Toc357584137 h 33 HYPERLINK l _Toc357584138 2.2.1测试地点 PAGEREF _Toc357584138 h 33 HYPERLINK l _Toc3575

14、84139 2.2.2测压材料明细表 PAGEREF _Toc357584139 h 33 HYPERLINK l _Toc357584140 2.2.3 测压规范和要求 PAGEREF _Toc357584140 h 39 HYPERLINK l _Toc357584141 2.2.4钻孔布置示意图 PAGEREF _Toc357584141 h 39 HYPERLINK l _Toc357584142 2.2.5压力钻孔施工 PAGEREF _Toc357584142 h 42 HYPERLINK l _Toc357584143 2.2.6封孔步骤 PAGEREF _Toc35758414

15、3 h 42 HYPERLINK l _Toc357584144 2.2.7安全技术措施 PAGEREF _Toc357584144 h 43 HYPERLINK l _Toc357584145 2.3瓦斯含量测试方法 PAGEREF _Toc357584145 h 44 HYPERLINK l _Toc357584146 2.3.1直接法 PAGEREF _Toc357584146 h 44 HYPERLINK l _Toc357584147 2.3.2间接法 PAGEREF _Toc357584147 h 45 HYPERLINK l _Toc357584148 2.4瓦斯解散初速度测试方

16、案 PAGEREF _Toc357584148 h 46 HYPERLINK l _Toc357584149 2.4.1测试依据和取样地点 PAGEREF _Toc357584149 h 46 HYPERLINK l _Toc357584150 2.5煤的坚固性系数测试方案 PAGEREF _Toc357584150 h 47 HYPERLINK l _Toc357584151 2.6煤的破坏类型观测 PAGEREF _Toc357584151 h 48 HYPERLINK l _Toc357584152 2.7吸附常数a、b值得测定 PAGEREF _Toc357584152 h 48 HY

17、PERLINK l _Toc357584153 2.7.1测试依据和取样地点 PAGEREF _Toc357584153 h 49 HYPERLINK l _Toc357584154 2.7.2方法提要 PAGEREF _Toc357584154 h 49 HYPERLINK l _Toc357584155 3 瓦斯参数测试过程及结果 PAGEREF _Toc357584155 h 51 HYPERLINK l _Toc357584156 3.1瓦斯压力测试 PAGEREF _Toc357584156 h 51 HYPERLINK l _Toc357584157 3.1.1压力测点布置 PAG

18、EREF _Toc357584157 h 52 HYPERLINK l _Toc357584158 3.1.2测压钻孔施工参数 PAGEREF _Toc357584158 h 52 HYPERLINK l _Toc357584159 3.1.3测压钻孔施工与封孔 PAGEREF _Toc357584159 h 55 HYPERLINK l _Toc357584160 3.1.4瓦斯压力测定结果 PAGEREF _Toc357584160 h 56 HYPERLINK l _Toc357584161 3.2瓦斯含量测试 PAGEREF _Toc357584161 h 56 HYPERLINK l

19、 _Toc357584162 3.2.1瓦斯含量测试方法 PAGEREF _Toc357584162 h 57 HYPERLINK l _Toc357584163 3.2.2瓦斯含量测试过程及结果 PAGEREF _Toc357584163 h 58 HYPERLINK l _Toc357584164 3.2.3间接法测算煤层瓦斯含量 PAGEREF _Toc357584164 h 62 HYPERLINK l _Toc357584165 3.3煤的破坏类型 PAGEREF _Toc357584165 h 62 HYPERLINK l _Toc357584166 3.4煤的坚固性系数 PAGE

20、REF _Toc357584166 h 62 HYPERLINK l _Toc357584167 3.5瓦斯解散初速度 PAGEREF _Toc357584167 h 63 HYPERLINK l _Toc357584168 3.6吸附常数a、b值 PAGEREF _Toc357584168 h 63 HYPERLINK l _Toc357584169 4 主要结论及建议 PAGEREF _Toc357584169 h 64 HYPERLINK l _Toc357584170 致 谢 PAGEREF _Toc357584170 h 66 HYPERLINK l _Toc357584171 参考

21、文献 PAGEREF _Toc357584171 h 671 矿井概况1.1 煤矿由来 1.1.1 位置 交通一、位置 登封市仟祥煤业有限公司位于河南省登封市东南，河南省登封市仟祥煤业有限责任公司（原刘沟煤矿）位于登封市东南142方向，直距22km。行政隶属登封市徐庄乡、禹州市花石乡管辖。地理坐标东经11312151131404，北纬341849342017。省道许（昌）洛（阳）公路（S237）从井田北部经过，沿此公路向西北25km至登封市；向东南30km至禹州市，西北距陇海铁路洛阳站约76km，西南距焦枝铁路汝州站40km，东距京广铁路新郑站约53km，交通较为方便。二、交通 登封市仟祥煤业

22、有限责任公司位于登封市东南142方向，直距22km。行政隶属登封市徐庄乡、禹州市花石乡管辖。省道许（昌）洛（阳）公路（S237）从井田北部经过，沿此公路向西北25km至登封市；向东南30km至禹州市，西北距陇海铁路洛阳站约76km，西南距焦枝铁路汝州站40km，东距京广铁路新郑站约53km，交通较为方便(见图1-1)。 图1-1 交通位置示意图1.1.2 自然地理 一、地形地貌井田地势北、南、西部高，东部低，地面高程225520m，相对高差295m，属构造剥蚀型低山丘陵区。井田中部为单面山地貌，由二叠系上统的平顶山砂岩构成，坡向南东，地形坡度10左右；西北部以二叠系泥质岩类为主的地层组成，由于

23、构造剥蚀作用，沟谷比较发育，地形坡度变化明显，按地势从高到低可分为陡崖段，崖高1015m；地势较陡段，坡度25；地势平缓段，坡度8。区内无重要建筑物。 二、地表水系井田北邻马峪川季节性河流，该河自西向东流入白沙水库，属淮河水系颍河上游之支流。区内无大的水体存在。水源主要来自天然降雨地表迳流。 三、气象和地震情况 本区地处华北南部，属暖温带大陆性季风气候区，气温适中，四季分明。解放后据统计资料，历年最低气温-14.1，最高气温40.5，年平均气温14.6。年最大降水量1059.6mm（1956年），年最小降水量381.1mm（1965年），年平均为686.2mm；雨季69月，占年降水量的64.6

24、%。据登封市气象站资料，降水量受季风和地形影响，东部大于西部，南部大于北部，山区大于山前河谷地带。蒸发量则相反，低山丘陵区和河谷地带出现蒸发量大的干旱现象。霜冻期为11月至翌年4月，历年最长霜冻期162天，12月至翌年3月为降雪期，最大积雪深度20cm；历年最大冻土深度25cm。年风向变化季节性强，夏秋季多东南风和南风，冬春季多西北风和北风。历年最大风速40m/s，风力一般15级，阵风达5级以上。四、矿区开发现状井田外浅部生产矿井有刘沟煤矿、东山煤矿、兴裕煤矿，刘沟煤矿和东山煤矿整合后归属仟祥公司，均开采二1煤层。1.2 井田范围与周边小矿1.2.1井田范围矿区位于禹州市煤田白沙向斜北西扬起端

25、之南西翼。根据河南省国土资源厅2005年11月15日颁发的采矿许可证（证号为410000052056）划定的仟祥煤业有限责任公司井田范围由以下14个拐点坐标连线为界。井田东西走向约2.22.7Km，南北倾斜宽约2.03.2Km，面积为6.4029Km。其坐标点见表1-1。井田范围表范围点XY范围点XY整 合 新 矿 山 1380040038426400刘 沟 煤 矿13800300384270002380079038426440238004003842640033801024384273103380079038426440438010303842809043801025384273105380

26、150038428090刘沟煤矿深部详查区13800300384270136380150038429545238010253842732673798795384595453380100037428000837987953842640043799262384280009379903238426395537992623842729010379892738426772638000253842744611379926238427290738002173842698712380002538427446东 山 煤 矿137990323842639513380021738426987237989273842

27、677214380030038427000337987953842674743798795384264001.2.2周边小矿仟祥煤矿西部是兴裕煤矿，北部为恒瑞煤矿，南部为山区，东部白沙水库。1.3 矿区地质1.3.1 构造井田位于禹州煤田西北部白沙向斜扬起端，邻近向斜轴部，其基本构造形态总体为一走向北东、倾向南东的单斜构造；地层倾角平缓，一般920，褶曲不发育，沿走向、倾向煤层略有起伏变化。区内断层以走向北西西、倾向北北东的正断层发育为主，规律十分明显。井田内二1煤层被胡家沟断层、闫家沟断层及庄沟断层切割成北西、南东向的阶梯状排列。据地质填图、矿井揭露、钻孔穿见及二维地震等资料综合分析，全区共

28、查出断层16条，按地层断距大小划分：小于或等于16m的3条，大于或等于30m的13条，现分述如下：、庄沟断层（F13）：正断层，位于井田南部边界附近，走向近EW，倾向N，倾角6575，N盘下降，S盘上升，地层断距350450m，区内延展长度2760m。该断层西部在庄沟村北地表可见北侧石千峰组二段地层与南侧下石盒子组五煤段接触，东部地表可见北侧三叠系刘家沟组金斗山砂岩与南侧上二叠统石千峰组一段（平顶山砂岩）地层接触；据矿井下揭露，位于断层北侧的兴裕煤矿二1煤层-100m底板等高线与其南侧的原东山煤矿二1煤层+300m底板等高线相对应，其断距400m左右。同时有二维地震D01、D02、D03及L0

29、3、L04、L05线控制，属较可靠断层。该断层已基本查明。另外经2331孔、2344孔证实，在该断层的北侧存在两条分支断层（F13-1、F13-2）。、小阳坡断层（F6）：正断层，位于高崖头山南及白龙池沟一线，为二1煤层北部边界断层，走向NWW，倾向NNE，倾角3040，NE盘下降，SW盘上升，地层断距238440m，西端在区外交于白沙断层。区内延展长度1800m。在断层西部地表可见位于NE盘的平顶山砂岩（P3sh1）和SW盘平顶山砂岩明显错断，中部白龙池沟的NE盘的三叠系刘家沟组金斗山砂岩与SW盘的平顶山砂岩（P3sh1）相接触。东北部区外2386孔在孔深42.50m穿见，断失地层大于400

30、m；区外2385孔在孔深515.65m穿见，断失地层238m；2372孔在孔深292.01m穿见，断失地层440m；2371孔在孔深126.36m穿见，断失地层400m。该断层已详细查明。同时经2385孔及二维地震证实，在该断层的南侧存在两条分支断层（F6-1、F6-2）。、白沙断层（F62）：正断层，位于井田西北部边界外；走向NE，倾向SE，倾角70左右，SE盘下降，NW盘上升，地层断距150200m。延展长度大于2000m。在该断层西南端地表有地质点控制，该断层已基本查明。、闫坡断层（F61）：正断层，位于井田西南部边界外、缸沟村北，为二1煤层西南部边界断层；走向NWW，倾向NNE，倾角7

31、0左右，NE盘下降，SW盘上升，地层断距170m，井田内延展长度1180.0m。地表可见断层北侧的上石盒子组与南侧推断的二1煤层露头接触。据矿井下揭露，位于该断层北侧的原东山煤矿二1煤层+300m底板等高线与南侧的太阳坡煤矿二1煤层+300m底板等高线水平错断580m左右。该断层已基本查明。、小阳坡支断层（F6-1）：正断层，为小阳坡断层分支断层，该断层位于小阳坡断层南，浅部交于小阳坡断层，东端在2385孔东南400m交于小阳坡断层，西端在深部交于白沙断层。走向EW，倾向N，倾角45左右，N盘下降，S盘上升，地层断距120m左右，井田内延展长度1100m。该断层由二维地震D09、D10、L10

32、、L02线控制，控制程度较可靠，已基本查明。、胡家沟断层（F5）：正断层，位于井田中部，走向NWW，倾向NNE，倾角3540，NE盘下降，SW盘上升，地层断距098m，该断层西端在区外交于白沙断层，东端在井田边界附近尖灭。井田内延展长度2350m。在断层中段地表可见NE盘的石千峰组一段（平顶山砂岩P3sh1）与SW盘的上石盒子组地层接触；2352孔在孔深30.32m穿见，断失地层90m；2353孔在孔深195.86m穿见，断失地层98m；补3孔在孔深347.75m穿见，断失地层53m。该断层由二维地震D08、D09、L01、L02、L03、L04线控制，控制程度可靠。该断层中部（2353、23

33、52孔）断距大，沿走向往两侧及沿倾向由浅至深断距逐渐变小。该断层已详细查明。同时经补3孔及二维地震资料证实，在该断层的西段存在其分支断层F5-1。、庄沟支断层（F13-1）：正断层，为庄沟断层的分支断层；位于庄沟断层的北侧，该断层在浅部交于庄沟断层，西端在原东山煤矿北部交于庄沟断层，东端在2344孔东380m交于庄沟断层。走向近EW，倾向N，倾角6070，N盘下降，S盘上升，地层断距7085m，区内延展长度2500m；2331孔在孔深687.40m穿见，断失地层85m；2344孔于孔深916.52m穿见，断失地层70m。由二维地震D01、D02、D03、D05及L03、L04 、L05线控制，

34、控制程度较可靠，该断层已基本查明。、闫家沟断层（F4）：正断层，位于井田南部闫家门、王井一线；走向NWW，倾向NNE，倾角3045，NE盘下降，SW盘上升，地层断距077m；该断层西端出区外，东端在2351孔东部井田边界附近尖灭。区内延展长度2200m。据地表露头可见，位于断层北侧小阳坡和南侧大阳坡的石千峰组一段（平顶山砂岩P3sh1）地层在走向上明显断开。区内有6个钻孔控制；2351孔在孔深592.15m穿见，断失地层25m；补5孔在孔深633.24m穿见，断失地层55m；2341孔在孔深107.60m穿见，断失地层60m；2342孔在孔深188.02m穿见，断失地层75m；2343孔在孔深

35、355.72m穿见，断失地层77m；补1孔在孔深417.20m穿见，断失地层60m。在主、副井的南侧井下南石门的掘进中穿见到该断层。该断层同时由二维地震D04、D05、D06、D07、D08、L01、L02、L03、L04线控制，控制程度可靠。该断层已详细查明。、胡家沟支断层（F5-1）：正断层，为胡家沟断层的分支断层；位于胡家沟断层西段的北侧，该断层东端交于胡家沟断层，西端交于白沙断层。走向NWW，倾向NNE，倾角3040，NE盘下降，SW盘上升，地层断距36m左右，区内延展长度300m。补3孔在孔深173.10m穿见，断失地层36m；同时该断层由二维地震D07、D08、L01、L02线控制

36、，控制程度较可靠。该断层已基本查明。、庄沟支断层（F13-2）：正断层，为庄沟断层的分支断层，位于庄沟断层的北侧，该断层在浅部交于庄沟断层，西端在原东山煤矿北部交于庄沟断层，东端在2344孔东510m处交于庄沟断层。走向近EW，倾向N，倾角5065，N盘下降，S盘上升，地层断距30m左右，区内延展长度2370m。2331孔在孔深636.58m穿见，断失地层30m；2344孔在孔深892.16m穿见，断失地层28m。该断层已基本查明。（十一）、F3断层：正断层，走向NW，倾向NE，倾角3040，NE盘下降，SW盘上升，地层断距030m；补1孔在孔深271m穿见，断失地层30m，仅断失五3煤及其上

37、下附近地层。该断层已基本查明。（十二）、小阳坡支断层（F6-2）：正断层，为小阳坡断层的分支断层；位于小阳坡断层南侧，为小阳坡断层的两个小分支断层组成或其断层破碎带（夹薄煤），该断层在2385孔南的浅部及东西两侧均交于小阳坡断层。走向NWW，倾向NNE，倾角40，NE盘下降，SW盘上升，地层断距016m；延展长度500m；该断层于2385孔孔深521.25m及546.10m穿见，断失地层8m及16m。该断层控制程度较可靠，已基本查明。（十三）、DF1断层：正断层，走向NWW，倾向NNE，倾角55，NE盘下降，SW盘上升，地层断距030m；延展长度560m；该断层由二维地震D03、D04线控制；

38、控制程度较可靠。该断层已基本查明。（十四）、DF2断层：正断层，走向近东西，倾向近南，倾角50，N盘上升，S盘下降，地层断距015m；延展长度370m；该断层由二维地震D04线控制，控制程度较可靠。该断层已基本查明。（十五）、DF3断层：正断层，走向NWW，倾向NNE，倾角55，NE盘下降，SW盘上升，地层断距015m；区内延展长度360m；该断层由二维地震D07线控制，控制程度较可靠。该断层已基本查明。（十六）、DF4断层：正断层，走向NW，倾向SW，倾角55，SW盘下降，NE盘上升，地层断距020m；延展长度550m；2371孔在孔深512.91m穿见，断失地层15m；二维地震D09线控制

39、；该断层控制程度较可靠，已基本查明。本区无岩浆岩。 1.3.2 工程地质二1煤层直接顶板为黑色泥岩，厚0.502.99m，间接顶板为大占砂岩，厚8.8418.58m，全区稳定。泥岩顶分布于本区大部，中粒砂岩分布于本区北部。在F4正断层以北节理、滑面发育，岩石破碎，岩体完整性差，岩体质量差，为IV类顶板，F4断层以南，节理、滑面发育较差，岩体完整性一般，岩体质量中等，为III类顶板。部分发育砂岩类顶板，岩石裂隙发育一般，岩体完整性较好，岩体质量良，为II类。二1煤层直接底板为泥岩，厚0.200.93m，节理滑面发育，岩石破碎，岩体完整性差，岩体质量差为IV类，间接底板为老君堂砂岩，浅灰深灰色细粒

40、石英砂岩，夹泥岩、砂质泥岩薄层，具脉状，透镜状层理。厚度2.428.11m，全区稳定。1.3.3水文地质二1煤层顶板砂岩裂隙含水层是二1煤层顶板的直接充水含水层。上起砂锅窑砂岩顶界，下至大占砂岩底界，由37层细粗粒砂岩组成，厚30.1351.96m，一般厚3245m，平均厚38.73m。砂岩裂隙发育程度较差，含水层属富水性弱的砂岩裂隙承压水。石炭系太原组上段石灰岩岩溶裂隙含水层，主要由L9L7三层石灰岩组成，区内有12孔穿见太原组上段灰岩，含水层厚5.7026.80m，最大单层厚14.00m（补3孔），平均厚11.63m。L8、L9常合并连层。石灰岩化学成分见表5.1-2。岩溶裂隙发育程度一般

41、，且常被方解石脉充填，但在断层带附近，岩溶裂隙较发育，有时可见水蚀痕迹。岩溶发育程度和含水层的富水性不均一。区内共抽水2次，单位涌水量0.01000.0226L/(sm)，渗透系系数0.11620.2018m/d，水位标高+166.17+290.42m。含水层属富水性弱的岩溶裂隙承压水，是二1煤层底板直接充水含水层。沿断层破碎带及两侧岩溶裂隙较发育，含水层富水性相对较好。在煤层开采时应予以重视。石炭系太原组下段石灰岩岩溶裂隙含水层是由L4L1 24层石灰岩组成，其中L1、L2常合并为一层，L3有时相变为泥岩。区内仅2孔穿见太原组下段石灰岩。含水层厚11.99（2343孔）19.77 m（238

42、6孔），平均厚15.88m。岩溶裂隙发育程度一般，且常被方解石脉充填，但在断层带附近，岩溶裂隙较发育，有时可见水蚀痕迹。岩溶发育程度和含水层的富水性不均一。区内无抽水资料，由石灰岩化学成分分析可知，太原组下段石灰岩的可溶性和含水层的富水性强于上段，含水层属富水性弱的岩溶裂隙承压水，是二1煤层底板间接充水含水层。在断层带附近，受构造影响，岩溶裂隙相对发育，富水性相对较强。本井田水文地质类型为：以底板岩溶充水为主的水文地质条件中等矿床。预计-500m水平矿井正常涌水量489.0 m3/h，最大涌水量880.2m3/h。1.4煤层和煤炭储量 1.4.1 煤层本井田主要含煤地层为石炭系上统太原组和二叠

43、系下统山西组，含煤地层平均厚140.08m，共含煤15层，自上而下编号依次为1上、1、2、2下、3上、3、5上、5、7、7下、8、8下、9、10+11、12号煤，煤层总厚15.03m，含煤系数10.7%，其中可采及局部可采煤层有5层，自上而下编号依次为1、3、5、9、10+11号煤，可采煤层总厚9.99m，可采含煤系数7.1%。 1、山西组 平均厚度45.32m，含煤6层分别为1上、1、2、2下、3上、3号煤。其中1上、1号煤位于本组上部，呈一煤组出现，层位稳定，1上号煤不可采极不稳定，只有个别点达到了可采厚度，1号煤全井田可采，为本井田主要可采煤层；2、2下号煤位于山西组中部，呈一煤组出现，

44、层位稳定，全井田发育，2号煤层在井田内只有四个钻孔达可采厚度(煤层厚度变化情况见图32)，2下不可采；3上、3号煤位于山西组下部K7砂岩之上，呈一煤组出现，3上号煤层极不稳定，个别钻孔可见均不可采，3号煤层不稳定属局部可采煤层。本组平均含煤总厚4.58m，含煤系数10.1%，可采煤层总厚1.50m，可采含煤系数3.3%。 2、太原组平均厚度94.76m，共含煤9层，自上而下分别为5上、5、7、7下、8、8下、9、10+11、12号煤，其中5号煤位于本组上部属较稳定的局部可采煤层；7、7下、8、8下号煤位于本组中部均不可采，9、10+11号煤位于本组下部，层位稳定，全井田可采，12号煤位于本组下

45、部，个别钻孔可见，属不可采煤层。本组煤层总厚10.45m，含煤系数11.03%，可采煤层总厚8.49，可采含煤系数8.96%。1.4.2 煤质1）、煤的物理性质二1煤为黑色，条痕为黑色，玻璃光泽，受构造影响，煤的原生结构遭到破坏，煤体组织疏松，构造镜面发育，以粉状及鳞片状为主。真密度1.49t/m3，视密度1.40t/m3，孔隙率6.04%。2）、煤的化学性质、水分（Mad）二1煤层原煤水分在0.481.14%之间，平均0.81%，浮煤水分在0.531.34%之间，原、浮煤平均水分均小于1%，属低水分煤。、灰分（Aad）二1煤原煤灰分平均16.52%，浮煤平均灰分6.37%，本煤层以中灰煤为主

46、，中灰煤区主要分布在井田中部至东南部，其余为低灰煤区。、挥发分（Vdaf）二1煤层的浮煤挥发分平均为12.23%，原煤挥发分平均为14.50%；浮煤挥发分变化范围不大，且随着煤层埋深的增加，煤的挥发分呈无规律变化。、固定碳（FCd）二1煤层浮煤FCd平均值为81.95%，以浮煤含量划分等级，二1煤层属高固定碳煤。、硫分（St,d）二1煤全硫：原煤平均为0.29%，浮煤为0.30%。二1煤为特低硫煤。二1煤为低中灰、特低硫、低磷、中高热值，高熔灰分之贫煤。煤的工业分析见表。 煤的工业分析数据指标 项目煤层水分Mad(%)灰分Aad(%)全硫分St，d(%)磷分Pd(%)挥发分Vdaf(%)发热量

47、Qnet，ar(MJ/kg)二1煤0.8116.520.290.0214.5023.551.4.3 煤炭储量二1煤层赋存于山西组下部，上距砂锅窑砂岩（Ss）6080m，平均72m，煤层直接顶板以泥岩、砂质泥岩为主，偶为细、中粒砂岩；底板以泥岩、砂质泥岩为主，偶为细粒砂岩，偶具炭质泥岩伪底。井田内11孔穿见，见煤点11个，均可采，煤厚2.0313.11m，平均6.78m。局部含夹矸12层，厚0.10m0.55m；煤层结构简单。中厚煤点（1.313.50m）占36%，厚煤点（3.518.00m）占28%；特厚煤点（8.00m）占36%。二1煤层属较稳定的厚煤层，全区可采。二1煤层具有浅部厚、深部薄

48、的特点。初步分析二1煤层厚度变化原因是受原始沉积环境控制为主，局部受后期构造挤压作用。井筒及工广煤柱根据建筑物、水体、2铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程有关规定和永城地区其他矿井的经验数据，各参数选取如下：表土层移动角45，基岩走向和上山移动角为72、下山移动角72-0.6留取，计算方法为垂线法。 矿井设计资源储量减去工业广场煤柱后，乘以75的采区回采率，最后可得矿井可采储量为1767.1万吨。详见矿井设计可采储量汇总表 矿井设计可采储量汇总表 单位：万吨煤层矿井工业资源储量永久煤柱损失矿井设计资源储量工业场地开采损失矿井设计可采储量断层边界合计二13762.4931.6199.61131

49、.22631.2275.1589.01767.1 1.5矿井开拓开采设计 1.5.1矿井开拓系统原设计初期设计能力为0.3Mt/a，后期设计能力为0.6Mt/a，设计特征为：矿井一期采用一对立井，一对斜井单水平上下山开拓。工业广场位于胡家沟东南约100m的坡地上，主井井口距补2孔西南约170mm，井口地面标高+288.0m，落底标高100m，井深388m，井筒净径4.5m，装备3t立井标准箕斗一对，玻璃钢梯子间，用作提煤、回风和安全出口。在主井井口西南约50m处布置一副井，井口地面标高+288m，落底标高100m，井深包括井底水窝404m，井筒净径5.0m。布置1t矿车单层单车罐笼一对，玻璃钢

50、梯子间，敷设排水管洒水管和动力电缆，用作提矸、下料、升降人员和设备，进风和安全出口。采用原刘沟矿主斜井改为下料斜井，作为11采区下料升降设备和西翼安全出口。利用原刘沟矿副斜井改为排水斜井，作为11采区排水之用。水平标高-100m，副井进风，主井回风的中央分列式通风系统。到二OO八年底，主副井井筒均已施工落底，-100m水平井底车场已施工完毕，12采区、13采区均以施工部分巷道。为了利用已施工的井筒及巷道，开拓方式，井口位置及工业场地不再改变。对于高瓦斯矿井而言，必须要设专用回风井，因此主井回风已不能满足要求。因11采区现已回采完毕，原设计中利用的两个斜井已作用不大。为充分利用现有工程，设计采用

51、两个斜井作为专用回风井。井田深部扩界区的开拓方式，暂采用12、13采区三条下山继续延深方式，需在下山中部增加接力车场。因两个斜井的断面较小，且后期通风线路较长，在深部规划有专用回风井。1.5.2采区布置和接续根据确定的开拓方式和矿方提供的采掘工程平面图，原老井田划分一个采区为投产的11上山采区，闫家沟（F4）断层以南至东深部扩界边界之间划分一个12下山采区。闫家沟（F4）断层和广场煤柱以北至北东部和老区边界之间划分一个13上下山采区。采区开采顺序：由近到远，由浅到深。12采区14采区16采区。13采区15采区17采区。 1.5.3 采掘工作面设计矿井投产时以两个采区两个回采工作面保证矿井年设计

52、生产能力0.6Mt/a。投产采区12、13采区。根据矿方提供的采掘工程平面图，投产的12202采面放在12采区三条下山东侧，两个煤巷掘进头放在12202采面下面，隔一个分段；投产的13202采面放在13采区三条下山东侧，两个煤巷掘进头放在13202采面下面，隔一个分段。投产的12采区走向长约2601000m，倾斜宽约660m，面积约368000m2。投产的13采区走向长约100300m，倾斜宽约700m，面积约188000m2。投产的采面年设计生产能力为： Q = Lmyrc 806.783861.40.93 272748.2（t）272.7kt加上10%掘进煤量则矿井设计产量Q=272.7(

53、kt)21.1600（kt）上式中Q 工作面年设计产量（t） L 工作面长度 取80m m 工作面采高 平均取6.78m Y 工作面年推进度 取386m r 二1煤体容重为1.4t/m3 C 工作面回采率 取0.931.6 矿井瓦斯1）、瓦斯根据储量核查报告，二1煤瓦斯成分中以烷烃类为主，扣除断层影响，烷烃类在56.2795.32%之间波动，次为氮气。瓦斯含量中以烷烃类为最大，平均含量8.61ml/g.daf，次为氮气，平均含量1.86ml/g.daf。井田瓦斯划分为三个带，即沼气带（CH480%或70%），氮气沼气带（CH4在1080%或70%）、二氧化碳氮气带（CH410%），本井田二1煤

54、层仅出现沼气带和氮气沼气带，以+50m（平均埋深约在200m左右）水平以深确定为沼气带（烷烃组分为70%以上），以浅为沼气风化带。其对应的烷烃含量值为5ml/g.daf左右，即大于5ml/g.daf者为沼气带，小于5ml/g.daf为沼气风化带。井田深部的取样钻孔，其烷烃成分及含量较低者，均为受断裂构造影响，而出现低异常值现象（如2351孔、2371孔、补1孔等）。2）、煤尘爆炸性及煤的自燃倾向性2008年7月28日国家安全生产洛阳矿山机械检测检验中心对二1煤自燃倾向性进行了鉴定，鉴定结果为二1煤层为不易自燃煤层。煤自燃倾向等级为三类，属不易自燃煤层。3）、地温及冲击地压本区地温正常，无冲击地

55、压危害。1.7 矿井各生产、辅助系统简介1、生产能力及服务年限保有工业资源储量3762.4万吨，设计利用储量2356.1万吨，可采储量1767.1万吨，矿井设计生产能力0.6Mt/a，矿井服务年限21.0年。首采区为12和13采区。13采区面积131373m2，煤层厚度3.28m，平均6.5m。可采储量119万吨，采区设计生产能力30万吨/年，服务年限3年。12采区面积435732m2，煤层厚度3.47.8m，平均6.3m。可采储量288万吨，采区设计生产能力30万吨/年，服务年限7.4年。2、矿井开拓方式据该矿初步设计，矿井采用一对立井、一对斜井单水平（标高-100m）上下山开拓。主、副井位

56、于一个工业广场内，主井井口地面标高+288.0m，落底标高-100m，井深388m，井筒净径4.5m，装备5t立井标准箕斗一对，玻璃钢梯子间，用作提煤和安全出口。在主井井口西南约50m处布置一副井，井口地面标高+288m，落底标高-100m，井深包括井底水窝404m，井筒净径5.0m。布置1t矿车单层单车罐笼一对，玻璃钢梯子间，敷设排水管洒水管和动力电缆，用作提矸、下料、升降人员和设备，进风和安全出口。利用煤层浅部两条平行的斜井作为专用回风井（间距30m），分别为两翼回风服务。3、采区划分及采区巷道布置该矿初步设计由浅至深将井田划分为11采区（现属采空区）、12采区、13采区、14采区、15采

57、区、16采区和17采区。投产12和13采区两个采区。以闫家沟断层为界，南翼采区接替顺序为：12采区14采区16采区。北翼采区接替顺序为13采区15采区17采区。12采区开拓巷道布置：从副井底车场布置一条采区石门与采区轨道下山贯通，形成采区辅助运输和进风系统。从主井底煤仓上口布置一条上仓皮带巷与皮带下山贯通，构成采区运煤系统。从回风斜井底布置采区回风巷与采区回风下山贯通，形成采区回风系统。12采区基本为单翼采区，布置三条下山，分别为轨道下山、皮带下山和回风下山。皮带下山与轨道下山布置在二1煤层中，回风下山布置在底板砂岩中。13采区开拓巷道布置：从副井底车场布置一条轨道大巷与采区轨道下山贯通，形成

58、采区辅助运输和进风系统。从主井底煤仓上口布置一条上仓皮带巷、采区皮带大巷与皮带下山贯通，构成采区运煤系统。从回风斜井底布置采区回风巷与采区回风下山贯通，形成采区回风系统。13采区采用单翼布置，布置三条下山，分别为轨道下山、皮带下山和回风下山。均沿煤层布置。4、区段划分及采煤方法投产的12、13采区各布置一个回采工作面和两个掘进工作面。12采区斜面积435732m2，可采储量288万吨，采区设计生产能力30万吨/年，服务年限7.4年。12采区划分为5个区段，接替顺序为：1202012040121201206012100。首采12202工作面可推进长度252m，倾斜长度110m，煤层倾角18.5，

59、可回采面积27720m2，煤层厚度3.47.8m，平均6.3m。工作面储量24.4万吨，服务年限11个月。13采区斜面积131373m2，可采储量119万吨，采区设计生产能力30万吨/年，服务年限3年。13采区划分为5个区段，接替顺序为：1320213030130701301013050。首采13202工作面可推进长度300m，倾斜长度100m，煤层倾角18.5，可回采面积30000m2，煤层厚度煤厚3.28m，平均6.5m。工作面储量27.3万吨，服务年限12.6个月。采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。设计选用ZH2000-16/24ZL型整体顶梁悬移支架支护，采高2.0m，炮采

60、放顶煤工艺。工作制度采用三八制作业，两班生产，一班检修。一采一放完成一个循环，循环进度0.8m。每个生产班完成一个循环。5、通风方式矿井通风方法为抽出式，通风方式为中央分列式。副井进风（主井辅助进风），斜风井回风。两条回风斜井分别为南北两翼采区服务。每个斜井井口安装两台FBCDZ-8-23 /1852型(n=740r/min)防爆对旋轴流风机，一台工作，一台备用；每台通风机配套2台YBF型专用隔爆电机（185kW2，380V，740r/min）。均采用电动风门配合主风机反转反风。采区通风：采用轨道下山和运输下山进风、回风下山回风的“两进一回”通风系统，构成独立的通风系统。工作面采用U型上行通风