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文档简介

煤矿开采学课程设计指导书安全工程专业资料内容仅供参考,如有不当或者侵权,请联系本人改正或者删除。《矿井开采》课程设计

设计指导书

河南理工大学安全科学与工程学院1月说明一、本设计为采区设计,本大纲参照一般实际采区设计,说明书编制章节的顺序,结合教学要求进行编制,仅供本次课程设计作为内容提要和说明书章节编制顺序参考用。二、当煤层倾角为近水平时,”采区”名称可称为”盘区”或”带区”(倾斜长壁法)。前言一、目的1、初步应用《矿井开采》课程所学的知识,经过课程设计加深对《矿井开采》课程的理解。2、培养安全工程专业学生的动手能力,对编写采矿技术文件,包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸打基础。二、设计题目老师给你们的题目。三、设计内容第一章采区地质特征第一节采区概况采区位置、境界、开采范围,与邻近采区关系,与地面关系、采区内煤系产状,可采层厚度等。第二节地质情况及可采煤层情况采区地质构造、开采煤层特征(厚度、倾角、煤质、夹石、层间距、顶底板岩石特征等)、瓦斯、煤尘、煤的自燃性,井上下及采区水文地质条件,上部及浅部开采情况等。第三节采区储量说明:本节能够采用列表的形式采区储量计算表煤层编号投影面积(m2)倾角(度)实际面积(m2)煤厚(m)容重(t/m3)工业储量(t)煤层采区回采率(%)可采储量(t)备注17#11°3.171.4519#11°3.531.50合计注:这里所列表格为参考格式,设计说明书内正式表格应按此表格式以一页篇幅绘列。第二章采区生产能力及服务年限第一节采区生产能力的确定采区生产能力根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采区工作面接替关系等因素确定,当用综采时,一般为80~120万t/a;高档时,一般为50~90万t/a;普机时(包括高档)一般为40~75万t/a;炮采时,一般为10~50万t/a。第二节采区服务年限为了保证采区均衡生产,采取服务年限应在3~5年以上比较合理。第三章采区巷道布置第一节采区巷道布置方案的选择采区上(下)山的位置、数目和用途,采区联合形式;区段平巷的布置方式(有无煤柱护巷、数目、位置、是否设集中巷及集中位置等);煤层间、厚煤层分层间的联系方式;采区上、中、下部车场型式选择。第二节采区生产系统综述运煤、运料及徘矸、通风、行人、动力供应(包括电力和压风)排水、等系统。第三节采区回采工作面配备和生产能力验算计算回采工作面产量;确定采区内同时回采工作面数目;备用回采面及掘进头的设置;采区生产能力验算。第四节开采顺序论述煤层间、分层间、区段间、条带间的开采顺序及参数。第五节采区准备工作及组织一、采准工作:选择确定采区巷道断面形式、尺寸、支护方式。二、回采工作面接续安排按合理配采的原则排出:”回采工作面接替表”。三、采区巷道掘进顺序:列出:”巷道施工顺序表”。第四章采煤方法及工艺设计第一节设计回采工作面概况阐明该面煤层的赋存情况、煤质和种类、节理和层理的发育情况;瓦斯、煤尘、爆炸性和自然发火情况;顶底板性质,回采范围内地质构造和水文情况。第二节采煤方法选择根据煤层的埋藏条件:如倾角、厚度、顶底板岩性及地质构造等,以及技术设备条件和发展趋势等进行分析论证,提出技术、经济上合理可行的采煤方法。(包括采煤系统及回采工艺)。第三节采区(或盘区、分区)参数选择计算一、采区斜长及走向长采区走向长根据地质条件、技术可能性、经济合理性等因素综合分析后确定。倾斜长壁法分区还应考虑集中装运、通风、供电、排水的合理范围等技术经济因素。二、回采工作面长度、形式由地质条件、回采工艺方式、运输设备、管理水平、顶板管理能力、采区斜长等综合考虑予以确定。三、煤柱尺寸参阅《开采方法》及《设计规范》等。四、区段斜长和数目的确定采区走向长壁法时,根据工作面长、区段平巷宽度、护巷方式及煤柱尺寸计算区段斜长,按区段斜长和采区斜长确定区段数。五、采用倾斜长壁法时的条带数、推进长度及方向、通风方式等。第四节回采工艺的确定一、截煤方式:机械落煤应选择落煤机械型号及规格,并确定工作方式。二、运煤:运输机械选择、铺设和移置方法。三、支架:确定采场支护方式、支架材料或型号规格、支护密度、支架的规格尺寸、特种支架的架设和支护的要求。四、顶板管理:顶板管理方法,确定最大、最小控顶距、放顶步距、放顶回柱方式及所用设备等。第五节循环方式、作业形式的选择及循环图表的编制一、工作面作业方式;二、绘制循环图表:循环作业图。结论经过本次设计,重点学习和掌握了如下内容:设计采区的工程地质特征总结(工程地质特征评价、储量评价等)设计采区生产能力和服务年限总结设计采区巷道布置总结设计采区采煤方法和采煤工艺总结。最后能够略微谈一下学习《煤矿开采学》的感受。内容编制及绘图要求一、设计内容和说明书编制主要要求一、采区方案的确定必须提出两个以上的方案,用方案比较法(技术比较)进行。二、采区方案和采区内局部方案(如上山数量、层位)在确定过程中应进行必要的论证,主要的和较大的方案应配以插图和表格等辅助形式说明。三、设计的主要依据应写出,凡涉及计算的问题应将计算的公式列出,代入有关数据,直接得出结果。计算结果应填入有关表格的不应遗漏。说明要求文字简明通顺,缮写清晰整洁,说明书每章开头均从新的一页起。说明书内容的顺序建议为:1)目录;2)设计任务书(即设计题);3)正文;4)附表;5)小结。二、绘制设计图要求本设计要求绘制正规设计大图两张:采区巷道布置及机械设备配置平面图采区巷道布置剖面图绘图要求:(一)采区巷道平面布置图投影在最上或主采煤层底板等高线图上,用相应图幅绘制。剖面图视具体情况选用图幅,以图形清楚、摆布恰当为原则,所有大图标题栏按下面统一格式绘制:设计制图(姓名)(日期)16832(图名)16832指导教师评阅比例图号8(校、系、班级名称)8201520152020201520152020140140(二)、采区巷道布置及机械设备配置图(平、剖面)应按下列要求绘制:①绘制所有点、线、符号应符合煤炭部统一标准:②必须使用标准惯用图例,所用到的图例必须绘在相应的图上;必须标注必要的尺寸(采区参数、巷、采面等长度及参数尺寸);=3\*GB3③中文字体采用长仿宋体,采用国家公布实施的简化汉字。巷硐等图标可视具体情况直接用细实线引出注上或编号后在图幅内顺序列出

附:课程设计题目安全工程专业10级采矿课程设计题目第一组(安全1班前15名或14名同学,建议采用炮采放顶煤开采工艺。)特别说明:按照低瓦斯标准进行采区设计。地质基础资料:第一章井田概况及地质特征第一节井田概况一、井田位置、交通新密市牛店乡下庄河煤矿位于郑州市西南35km、新密市以西6.5km处。行政区现隶属新密市牛店镇。郑(州)——临(汝)公路从井田中部穿过,荥(阳)——密(新密市)公路从井田的东部经过,在下庄河和郑——临公路交汇,交通十分便利。该矿属于娘娘庙井田,四周有永昌煤矿、娘娘庙煤矿、郭湾煤矿。具体详见图1-1交通位置图。二、自然及经济地理本矿区地面属平原阶梯地带,地面起伏不平。第四纪黄土覆盖全区,冲沟较为发育,有利于大气降水的排泄,地面标高为+230m~+250m。本区属大陆性干旱气候,夏秋两季炎热少雨,冬春低温干旱,年平均气温14.3℃,最高气温41.8℃,最低气温-14.7℃。年平均降雨量400~800mm,平均蒸发量1400mm,雨量多集中在7、8、9三个月,全年多东北风,风速一般3~4m/s,土地冻结深度5~8cm。本区地震烈度为六级。矿区农业以粮食作物为主,欠发达。矿区附近小煤矿星罗棋布,以矿产资源为依托的沙、石、水泥、耐火材料、陶瓷业等建材工业发达,经济活跃。图1-1矿区交通位置图三、矿井的开发历史及现状娘娘庙井田内过去已兴建年生产能力三万吨以下的小煤矿三个,均建于井田浅部及-50水平以上,北部有娘庙煤矿,南部为永昌煤矿,国有煤矿为郭湾煤矿。该井田北以张湾正断层为界,北部为郑煤集团米村煤矿东翼采区;西部为娘娘庙煤矿,南部为郭湾煤矿。在娘娘庙井田的南部为郑煤集团王庄煤矿和城关镇煤矿井田范围。第二节地质特征从区域构造位置来看,本井田处于嵩山背斜东段五指岭——白寨背斜(当地俗称荥密背斜)南翼,新密复南斜北翼两端。井田南、北、西三面被断层切割成为自然边界,该井田的东部为二1煤层露头线为界。矿区内褶曲不发育,断裂构造除边界断层外,根据附近小煤矿生产中的揭露情况,有小断层存在。一、地层本井田煤系地层为石炭~二叠系,煤系基底为奥陶系,煤系盖层为第四系。现由老至新分述如下:(一)奥陶系(O)井田内仅存在中奥陶统(O2),缺失上奥陶统(O3)和下奥陶统(O1)。中奥陶统(O2)主要由灰岩、深灰色隐晶质灰岩,角砾状灰岩组成,中间夹有花斑状白云质石灰岩,其底部常见灰黄色薄~中厚层泥质白云岩,白云质灰岩中夹薄层钙质泥岩等。本统厚度80m左右。(二)石炭系(C)该矿区地层缺失下石炭统(C1)。1、中石炭统(C2)主要由铝土质泥岩、铝土矿组成,中夹薄层泥岩,其底部有一层厚度不均底褐铁矿砂层,厚度6~8.9m,与下伏中奥陶马家沟组为不整合接触。2、上石炭统(C3)太原组(C3t)主要由深灰色石灰岩、砂岩、泥岩及煤层煤线组成。其中石灰岩在本区有八层,自下而上编号为L1~L8,灰岩中富含海相生物化石(如蜓、珊瑚等)及燧石结核、燧石条带。煤层共八层通称一煤组,煤层编号为一1~一8,其中一1煤层普遍可采。本统厚度77m。(三)二叠系(P)根据井田内9~10钻孔揭露实际资料,仅存在有下二叠山西组(P1s)(按照当前煤田地质随地层划分)和下石盒子组(P1)等组成,下部含煤一层,俗称大煤,为本区二煤组第一层,编号为二1煤层。该煤层(二1煤层)9~10钻孔实际揭露厚度5.6m,为本区主要可采煤层。本组厚度60.52~70m(9~10钻孔实际揭露),上石盒子组(P1x)与下伏上石炭统太原组为整合关系。(四)、第四系全新统(O3)主要由红色粘土夹砾石等沉积物组成。具有隔水性,井田内厚度54.18~92.4m。(五)第四系更新统(O4)该层下部为砾石层,未固结或固结程度不好,砾石直径2~15cm不等,大者可20cm左右。砾石形状多为次圆~次棱角状。厚度7~15m。上部为黄土,其中夹有钙质结核。厚度7~10m。二、构造本井田整体为一单斜构造,地层走向北西320°,倾向南西,倾角10~22°,北缓南陡,井田内构造比较简单,从生产小矿井工程揭露所见褶曲不发育,有时见有小断层,落差不大于15m。井田中周边断层有:1.张湾断层位于井田北部,为本井田与米村井田自燃边界,断层产状为:走向南西240°,倾向北西,倾角60°,落差160~260m,为南东盘上升,北西盘下降底正断层。2、前高村断层位于井田南部,在娘娘庙村以西425m处与张湾断层相交,为本井田南部边界断层。断层形状为:走向近于东西,倾向北,倾角55~66°,落差110m左右,为一南盘上升,北盘下降的正断层。三、煤层及煤质1、煤层:本井田主要开采煤层为二叠系的山西组二1煤层,埋深为60~185m。该煤层在本井田内赋存较稳定,经实际生产揭露煤层走向东北西南,倾向295°,倾角平均为15°,基本呈一单斜构造,结构简单,没有夹矸,层位稳定,全区可采,煤层厚度为4.13~8.9m,一般5.2m左右。2、煤质:二1煤在井田范围内为低硫、低磷的无烟煤,可作工业用煤和民用煤。煤质工业分析如下:二1煤层原煤水分4%;灰分7.3%~12.0%,平均为14.55%;干燥基灰挥发分15.8%~17.4%,平均为16%;全硫含量0.3%~0.4%,平均为0.31%;干燥基高位发热量27.2MJ/Kg,CRC为1~2;煤的容重为1.4T/M3。四、井田水文地质条件1、地表水:从井上下对照图上能够看出,矿井的北部有双沟河,该河流属于常年性河流,在汛期河涨水时,附近矿井有水量增大的现象,也是矿方特别注意的一点。2、第四系砂砾石潜水:该含水层受地形切割破坏影响,发育不连续,砂砾石含水层下有厚粘土、砂砾粘土隔水层,且距二1煤层较远,故对开采二1煤层不会产生大的影响。3、二1煤层顶板砂岩承压裂隙水:二1煤层直接顶板含水层由细、中粒砂岩组成,岩性致密,裂隙步发育,补给水源不足,含水性弱,据矿井生产实践,含水量以顶板淋水形式为主。4、二1煤层底板岩溶裂隙承压水:底板直接充水含水层与煤层之间一般有厚11m左右的泥岩隔水层,一般可阻隔底板水进入矿井,但对隔水层变薄地带,应加强矿井水文地质工作。5、老空区储水:由于该矿周围小煤矿较多,如永昌煤矿、娘娘庙煤矿、郭湾煤矿等,井下巷道难免互相贯通,因此该矿在进行开采时要做好探放水工作,严防老空水涌入矿井,造成淹井事故。5、矿井涌水量:考虑到近年来新密地区地下水位大幅度下降(普遍下降30余米)及井田内现有生产矿井的实际涌水资料,确定下庄河煤矿正常涌水量为15m3/h,最大涌水量为75m3/h。五、矿床开采技术条件1、煤层顶底板二1煤层伪顶:局部发育有不足1m的炭质泥岩伪顶,岩性松软,随采随落。二1煤层直接顶:为深灰色砂质泥岩、泥岩,间或有细砂岩和中粒砂岩,平均厚度16.97m,岩石级别为4~5级,内摩擦角为63°26′~71°33′,普氏硬度系数2~3;垂直抗压强度202~252Kg/cm2,抗拉强度24.6~53.4Kg/cm2;该层在井田北部局部缺失。二1煤层老顶:为含云母多的细中石英砂岩,平均厚度5.37m,内摩擦角为82°53′~84°48′,普氏硬度系数8~11;垂直抗压强度811~1059Kg/cm2。二1煤层直接底板:多为砂质泥岩,厚度5.37~6.47m,层理比较明显,结构不甚紧密,内摩擦角为68°40′,普氏硬度系数8;垂直抗压强度81Kg/cm2,抗拉强度66Kg/cm2;老底为上石炭统L7+L8灰岩,总厚度9.5~11m,L3灰岩距离二1煤层底面7m左右。2、瓦斯、煤尘、地温及煤层的自燃发火1)瓦斯:根据井田西部毗邻矿井(郑煤集团王庄矿)实测资料,瓦斯相对涌出量为7.6m3/日,属于低沼矿井。2)煤尘:煤尘爆炸指数为11.45%,统成煤矿17.5%,煤尘具有弱爆炸性。3)煤层的自燃发火:根据新密地区生产矿井资料,本区二1煤具有自燃发火性,自燃发火期为6~12个月。4)地温:本地区年平均气温14.1°,平均地温剃度为3°/100m,属于地温正常区。六、井田地质勘查程度及评价1、井田地质勘查程度及评价本矿井田属娘娘庙井田,与新密煤田米村井田南部外围相连,属于芦店找矿区北部二1煤层露头附近。芦店找矿区曾由原中南煤田地质局125地质队从五十年代末开始在本区进行找矿地质勘探,其勘探方法是地质调查、钻探的方法,受当时特殊历史条件的影响,当时勘探程度较低。从七十年代后期开始,本区曾由河南省地质局地质二队在此进行普查勘探,后因故中途停止。1997年矿井进行生产补勘,投资打了一个钻孔。近几年来由于小煤矿发展较快,在矿井的周围开办了许多小煤矿,矿区西部煤层露头附近的小煤矿曾星罗棋布,经过煤矿的生产揭露井田的地质构造及煤层厚度与当时勘探时期发现的地质构造及煤层厚度基本一致。2、井田地质勘查可靠程度评价如上所述,本矿井田在过去的几十年内曾先后进行过找矿、普查、勘探、地质工作程度不够系统和完整。但随着下庄河煤矿及周围小煤矿的开采,特别是郭湾煤矿、娘娘庙煤矿等其它井筒开采深度已达到井田深部边界+80水平,从生产揭露资料看,煤层埋藏稳定,开采技术条件清楚,因此,勘查程度是可靠的。要求首先划分采区,并进行矿井首采区设计。图中把主要开拓巷道已经部署完毕,需要同学们完成采区设计工作。第二、三、四、五、六(安全2班三四组(分别作13采区二1、一1煤层采区设计);安全3班五、六组(分别作12采区二1、一1煤层采区设计);安全1班后14名(二组)(作华泰煤矿11采区二1煤层采区采区设计)特别注意:二1煤层按照高瓦斯采区进行设计;一1煤层按照(低)瓦斯采区进行设计。地质基础资料:2矿井概况2.1井田概况2.1.1位置与交通本井田南距大峪沟镇5km,西北距巩义市12km。310国道从大峪沟镇经过,陇海铁路和开(封)~洛(阳)高速公路从北部约6km经过。大峪沟—高山沥青公路从区内中部经过,区内各村庄之间均有沥青公路及简易公路相通,交通十分便利,见图2-1。图2-1交通位置示意图2.1.2地形地貌区内地势总体上呈东高西低,南高北低,中部沟谷发育且低凹。区内最高点为付山,海拔+664.9m,最低点在致富沟入口,海拔+212.0m,相对高差452.9m。全区沟岭相间,纵横交错,沟谷多呈”V”字型,山脊多呈鱼脊状和馒头状,地形切割严重,呈侵蚀低山丘陵地貌景观。2.1.3地表水系矿区内仅在西部有一条河流,即东泗河,属黄河流域伊洛河水系,发源于南部山区,流向西北,在站街镇东北汇入伊洛河,经神北横切邙岭注入黄河。该河为季节性河流,以排洪为主,由于附近各煤矿排水的注入,现为常流不断的小溪。该河上游筑有凉水泉水库,位于大峪沟井田19勘探线附近,是本区主要地表水体。据现有资料显示,其蓄水面积1067m2,水深1.5m,库容16008m3,为小型塘坝,以拦、蓄洪水,农田灌溉为主。2.1.4气象本区属暖温带大陆性半干燥季风气候,春秋季干旱且多风,夏季炎热多雨,冬季寒冷干燥少雨雪。据巩义市气象站资料,各种气象要素如下:①气温:最高气温为43ºC,最低气温为-15.4ºC,年平均气温为14.6ºC。②蒸发量:该区蒸发量较大,年平均蒸发量为2136.4mm。③降雨量:降雨量少而集中,年平均降雨量为583mm,一般集中在7~9月份,约占全年降雨量的70%。④冻土深度:11月中旬开始降雪、冰冻,最大积雪厚度21cm(1972年12月),最早霜冻时间为10月份,最大冻土深度为22cm(1977年1月),年最长霜冻期60天,年平均霜冻期43天。⑤一般风速3.4m/s,最大风速20m/s。2.1.5地震根据《河南地震历史资料》记载,荥巩一带曾发生过40余次地震,其中破坏性较大的是公元13月10日的汜水(并入荥阳市)地震,震中在洛阳附近,烈度为八度。距今最近的一次是1973年12月14日发生在巩义的3级有感地震。上述历次地震对本区均有波及。据《抗震设计规范》(GB50011--)及历年发生的地震资料,本区震级为5级,地震烈度按7度设计。2.2井田地质特征2.2.1地层本区为低山丘陵地形,基岩大面积裸露。井田内出露的地层有第四系、第三系、三迭系下统、二迭系、石炭系中、上统、奥陶系及寒武系。现将地层由老至新分述如下:1.寒武系(∈)出露于井田南部,井田内唯有2601孔揭露,厚度18.87m,岩性为白云质灰岩,全层厚度不详。2.奥陶系中统马家沟组(O2)该组地层多分布在白窑、薛庄、宋沟、南沟、竹林沟、丁烟及刘家一带。顶部为深灰色石灰岩与泥岩互层,隐晶质结构,中厚层状,局部夹灰黄色钙质泥岩薄层,其下为厚层石灰岩,隐晶质结构,质地均一,局部可见暗紫红色的薄层泥灰岩,溶洞发育,下部为含泥质的白云质灰岩或白云岩与泥岩互层,地表实测厚度为148.40m,东部邻区厚度为237.07m,而井田内钻孔揭露最大厚度151.70m(3103孔)。本区缺失下奥陶统(O1),与下伏寒武系地层呈假整合接触。3.石炭系(C)井田内仅有上统太原群及中统本溪群:(1)中统本溪群(C2)该群地层分布在马蹄沟、马沟、宋沟、竹林沟及瓦窑南一带。由灰色至深灰色豆状或鲕状铝土岩、铝土质泥岩组成。据417队钻孔资料,铝土矿层多位于该群地层的中上部,称为K4矿层带,自西向东矿层带层位有自上向下迁移的趋势,靠近底部多为赤红色的褐铁矿及赤铁矿。该群地层厚度为3.57~33.69m,平均厚度为7.31m。与下伏地层呈假整合接触。(1)上统太原群(C3)该群地层多展布于钟岭、大峪沟、刘沟南、解放村一带。主要由石灰岩、泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩、煤及砂岩组成。依据岩性组合特征可分为三段:上部灰岩段(L7~L9)、中部碎屑岩段、下部灰岩段(L1~L4)。可采煤层一1煤层赋存于该群底部。该群地层厚度变化较大,两极值为32.46~97.20m,平均厚为63.13m。4.二迭系(P)由山西组、上石盒子组、下石盒子组、平顶山组、土门组等地层组成,总厚度一般920m左右,与下伏地层为整合接触。现由老至新分别叙述如下:(1)下统(P1)①山西组(P11)该组地层主要分布在水滴河北、荆子沟、黑龙潭、大峪沟、张沟、解放村至园枣树附近。由煤、炭质泥岩、泥岩、砂质泥岩及砂岩组成。主要可采二1煤层赋存于该组的底部。全组厚39.59~110.68m,平均厚76.82m。②下石盒子组(P12)主要分布在石渣坡、坟沟、塚子沟、黑龙潭、钟岭、大峪沟、全神庙、庙岭至园枣树一线。按其岩性特征可分为上、中、下三部分,上部为深灰色砂质泥岩、泥岩、粉砂岩夹薄层细砂岩,含有植物化石碎片,靠近下部具有小暗紫斑。中部为砂质泥岩与泥岩互层,间有紫斑、微含铝质,夹有透镜体状的细砂岩,偶然含有不可采的薄煤层(三煤),仅1314孔见有0.20m及0.45m两层薄煤,下部为本区较稳定的大紫泥岩(米村泥岩),厚约15m左右,为深灰色~灰色含铝土质泥岩,含有豆状和鲕状的菱铁质鲕粒,层位稳定,为一良好标志层。底部为一层厚5~10m的灰绿色中细粒砂岩,但局部为粉砂岩,成分以石英、岩屑为主,分选中等,硅泥质胶结,含泥质及菱铁质包体、黄铁矿结核,具大型斜层理,俗称砂锅窑砂岩,是与山西组分界之良好标志。本组最小厚度53.24m,最大厚度130.42m,一般厚90m左右。(1)上统(P2)①上石盒子组(P21)主要分布于荆枝沟经岳寨、将军岭南岭、庄子沟、口头园南的井田中深部一带。以田家沟砂岩底界面为界,可分为上、下两段。下段(P21-1):该段包括四、五、六三个煤组,由深灰色、灰色砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、粉砂岩及灰白色中细粒砂岩组成。煤层不甚发育,仅有1708及2504两孔分别见到五煤和四煤层,均不可采,四煤组底板砂岩据地表出露和钻孔资料,其岩性为浅灰、灰绿色中细粒砂岩,底部常为粗粒或含砾砂岩,具缓波状层理及斜层理,泥质胶结,层位较稳定,为上、下石盒子组分界之标志层。该段厚一般167.00m左右。上段(P21-2):该段包括七、八两个煤组,其岩性主要是由灰绿色、土黄色及少量暗紫色的中细粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩组成。局部地段在七煤组附近夹有薄层硅质海锦岩,为确定七煤组层位的良好标志。煤层不发育,钻孔穿过层位中仅106孔见七煤组薄煤三层,该段底部有一层厚约20余米的灰白色中细粒含砾石英砂岩(俗称田家沟砂岩),其成分单一,石英含量可高达85%,硅质胶结,含泥质包裹体,具斜层理,全井田内层位较稳定,为本组上、下段分界的良好标志层。全段厚约250m左右。②平顶山组(P22)主要出露于井田北部的海上桥、大古堆、大坡顶及将军岭北一带。其岩性为浅灰~灰白色中细粒长石石英砂岩,局部地段略带肉红色,硅、泥质胶结,分选性中等,滚园度次之,具大型斜层理,有时夹有薄层粉砂岩。厚度由西向东有逐渐变薄的趋势,可作为煤系地层顶部一良好标志层,其厚度约60余米。③土门组(P23)主要在青石山、伏山南北一带有大面积出露。按其岩性特征可分为上、中、下三段。上段(P23-3):主要由中细粒砂岩所组成,顶部夹有同生砾岩,底部夹薄层钙质粉砂岩或砂质泥岩,含有钙质结核,具缓波状层理及斜层理,厚约87m。中段(P23-2):以紫红色泥岩为主,下部含大量形状不规则的钙质结核,中部夹厚约1m左右中细粒溶洞发育的石英砂岩,本段厚度为84.50m。下段(P23-1):以灰黄色中细粒砂岩为主,间夹薄层暗紫红色泥岩及粉砂岩,多具大型斜层理,层面含较多的云母片,风化后多呈薄层状。本段地层厚约100m左右。5.三迭系下统圈门群一段(T11)主要在井田北部的青石山、伏山一线有零星出露,厚100m左右为紫红色中细粒厚层状长石石英砂岩,多具大型斜层理、硅质胶结,性坚硬,富含铁质。地貌特征明显,常形成高山。俗称”金斗山砂岩”。本群与下伏地层呈整合接触。6.第三系(R)仅在白河、马蹄沟北有零星出露,主要为灰黄色砾岩,砾石成份复杂,由石灰岩、粉砂岩、泥岩、石英岩等砾石组成,砾径由2~20cm,一般为10cm,滚圆度较好,而分选性较差,多为钙质胶结。厚度不详,与下伏地层呈不整合接触。7.第四系(Q)井田内出露面积较广,以不整合的接触关系覆盖于下伏不同时代地层之上,在坏子沟、谚沟、冯寨、海上桥等地沉积面积较广,由黄土、耕植土、砂质粘土、砾石、姜结石等组成,钻孔揭露最大厚度为33.67m(2807孔),而一般常见厚度为5~15m。2.2.2构造本井田位于秦岭纬向构造带北亚带嵩山大背斜的北翼。总的构造形态为一走向280~290º,倾向10~20º,倾角7~14º,单斜构造,区内褶皱不甚发育,构造以断裂为主,主要为东西向断裂,倾角平缓(7~14º)的单斜构造,由近东西向、北东向和北西向三组断裂组成。近东西向断裂是与区域纬向构造体系相平行的一组主干断裂,以走向正断层为主,局部伴生有小型的逆冲断裂,并多呈阶梯式或地堑式相间排列,构成了井田内构造的基本格架。北东和北西向断裂多发育于井田东西两端以压扭性正断层为主。另外,井田内尚发育有近东西及北西~南东向起伏不大的小型宽缓褶皱。依据现行《煤、泥炭地质勘查规范》,确定构造复杂程度属简单构造。主要断裂有:1.将军岭滑动构造(F9)位于本区北部边界附近,是滑动构造的主干断裂,地表出露于岳寨、西北沟、将军岭后沟、马岭北至韩沟一带,东西贯穿全区,倾向北,倾角60~72º,落差0~70m,东部较大,西部较小。、2808等钻孔揭露明显,地表有=1\*ROMANI738、=3\*ROMANIII149、214、206、=2\*ROMANII432、179等地质点和k1、k3、k4探槽控制,基本查明。F9滑动构造面倾角上陡下缓,呈现”犁式”形状,落差上部大、下部小,当断裂面延深至二1煤层时,由切割岩层变为顺层错动,对二1煤层影响较大,局部铲蚀煤层,使煤层断失、变薄或增厚,煤芯构造挤压揉皱现象明显,滑面发育,强度极低,夹矸呈叶片状,有大量滑动构造面及白色次生薄膜。煤层顶板岩芯均较破碎,且具水平滑动镜面及擦痕。对一1煤层无影响。2.F104断层该断层位于凉水泉水库至将军岭南岭,延伸长度1.9km,走向近EW,倾向S,倾角65~70º,落差18m左右。地表大部被第四系地层覆盖,仅有1909孔及2304孔两孔见到。1909孔于孔深123.00m见破碎带,P11地层岩芯极为破碎,泥岩被挤压成磷片状,二1煤层变薄,地层缺失15m左右。由于该断层影响,C3上部地层岩芯倾角高达60º以上。2304孔P12底部岩芯极破碎,岩性混杂,并可见再胶结的断层角砾岩,于孔深123.40m见断层带,砂锅窑砂岩受其断层破坏仅保留1.20m厚,P11地层缺失10m有余。另从二1煤层底板等高线图可知,2304孔与2504孔,1909孔与1905孔之间,煤层底板标高亦有明显的不连续。3.F6断层位于本区北部边界附近,西起柳树沟断层,向东延伸至区外,延伸长度8km以上,为一走向近EW,倾向S,倾角65~70º的正断层,断层落差140m左右,该断层西段有507孔见到,东段由地表露头控制。2.2.3煤层㈠煤层特征据相邻生产矿井开采和钻孔揭露资料,该矿井含煤地层为石炭系太原组,二叠系山西组、石盒子组,主要含煤地层厚约620m,共含煤27层,煤层总厚度8.48m,含煤系数1.37%,可采煤层有太原组底部的一1煤层和山西组下部的二1煤层,两层煤平均厚5.95m,可采含煤系数为0.96%。其余各煤层均不可采或偶见可采点。本矿井只划定开采山西组二1煤层和太原组一1煤层。1)二1煤层:俗称黄煤,赋存于山西组下部,大占砂岩之下,上距砂锅窑砂岩65m左右,下距一1煤层60m左右。煤层直接顶板多为砂质泥岩或泥岩,局部为细砂岩;直接底板多为泥岩,炭质泥岩或砂质泥岩。据矿井内3个钻孔、邻区5个钻孔、煤层厚度0.85~21.03m,平均4.94m,井田内煤厚变化较大,在走向上有厚、薄相间的明显显示,且矿井中部具薄(无)煤带,煤层层位稳定,结构简单,一般含夹矸1层,岩性多为炭质泥岩或泥岩,局部地段夹矸厚度大于可采厚度,而出现分叉煤层二21及二31煤层。二1煤层为较稳定型厚煤层。煤层赋存标高–70m~–340m,埋深300~910m。影响煤层厚度变化的原因主要有:⑴原生沉积影响:煤层厚度受沉积环境的影响,环境不同其形成厚度不同,太原组沉积之后,泥炭沼泽发育之前,区内环境不尽相同,故造成二1煤层底板至太原组顶,地层厚薄不同,同时也影响了煤层沉积厚度,一般地层厚度较小处则煤层较厚,反之则薄。⑵后期构造的影响:大峪沟井田的滑动构造沿着二1煤层顶界面向深部滑动,煤层本身则是滑动构造的润滑层。煤层厚薄相间、波状起伏的变化,主要是滑动构造对煤层推挤、揉搓、铲蚀的结果,使原始沉积面貌受到破坏。2)一1煤层:当地俗称炭煤,赋存于太原组底部,L1+2灰岩为其直接顶板,在一煤层发育为独立分层时,直接顶板为粉砂岩、砂质泥岩和泥岩;本溪组铝质泥岩为其直接底板。上距二1煤层60m左右;下距奥陶系灰岩一般10m左右。据矿井内43个钻孔、邻区9个钻孔,煤层厚度0~2.32m,平均0.97m,煤层层位稳定,结构简单,含1层夹矸。该煤层矿井浅部采空区煤厚0.80~1.00m,多为可采区域;矿井深部煤厚多为0.50m左右,绝大部分为不可采区,煤层不可采的主要因素是其夹矸增厚,使煤层分岔为上、下分层,其夹矸层位稳定,厚度变化较大(0.30~3.45m),由于煤层上、下分层都较薄(0.25~0.55m,一般0.4m),夹矸厚度大于上下分层而不可采,一1煤层为较稳定型大部可采之薄煤层,煤层赋存标高+250m~–210m,埋深70~530m。㈡煤质特征1、煤的物理性质与煤岩特征⑴物理性质二1煤层:为黑色,以粉、粒状煤为主,煤的原生结构遭破坏,呈现层间挤压、揉搓的构造煤特征,表现为滑面发育,强度极低,指压即碎,遇水则产生大量煤泥。煤的真密度为1.79t/m3,视密度为1.60t/m3。一1煤层:为灰黑色,以块煤为主,似金属光泽,贝壳状断口为主,阶梯状、参差状断口次之,煤的硬度较大。煤层上部呈薄层状光亮型煤为主,下部为中厚层状属光亮型和半亮型煤,中部夹有一层厚0.20m左右之半暗型或暗淡型煤。煤的真密度为1.92t/m3,视密度为1.64t/m3。⑵煤岩特征二1煤层为构造煤,宏观煤岩类型不易分辨。二1煤层显微煤岩有机组分主要为镜质组,约占有机组分的97%,次为丝质组;无机组分以粘土类矿物为主,约占无机组分的90%,其次为硫化物及碳酸盐类,氧化物及其它矿物含量甚少。煤的显微结构以粒状,似条带状结构为主,其中粒状结构由镜质体及少量过渡组份呈细粒状,被粘土胶结在一起,而条带状结构由镜质体、过渡组份、丝质体及单体丝炭互相构成。一1煤层显微煤岩镜质组占有机组份的96%,其次为丝质组;无机组份主要为硫化物,其次为粘土矿物。2、煤的化学性质⑴灰分(Ad):一1煤层原煤灰分为11.07~31.86%,平均20.03%,属中灰煤;二1煤层原煤灰分为(Ad)10.85~40.43%,平均18.96%,属中灰煤。⑵全硫(St,d):一1煤层原煤全硫(St,d)平均为4.58%,属高硫煤,但经洗选后硫分可降低至1.1%;二1煤层原煤全硫含量平均0.90%,属低硫煤。二1煤层以有机硫为主,一1煤层以硫化铁硫为主。⑶煤中的有害元素:二1煤层磷含量为0.014~0.025%,平均0.018%,属低磷煤,砷含量为1.1~4.3PPm,平均2.6PPm;一1煤层磷含量为0.002~0.004%,平均0.003%,属特低磷煤,砷含量为7.6~8.0PPm。⑷煤的元素组成:二1煤层原煤可燃基碳含量平均93.11%,氢含量2.15%,氮含量0.77%,氧和硫含量3.98%。浮煤碳含量平均94.13%,氢含量2.09%。一1煤层原煤可燃基碳含量平均为92.99%;氢含量2.27%;氮含量0.61%;氧和硫含量4.13%。浮煤碳含量平均95.273%,氢含量1.79%。3、煤的工艺性能⑴发热量(Qgr,v,d):一1煤层和二1煤层平均干燥基高位发热量分别为27.84MJ/kg、27.08MJ/kg,均属高热值煤。⑵煤灰分熔融性:二1煤层煤灰中难熔矿物所占比例较大,硅、铝酸盐类矿物含量较高,煤中无机物以铝、硅酸盐类为主,碳酸盐及硫化物矿物次之。煤灰中Al2O3和SiO2占煤灰总和的70%左右,煤灰软化温度(T2)平均为1339℃,属高熔灰分煤。一1煤层煤灰成分亦以铝、硅之氧化物为主,二者占煤灰总和的55%左右,但Fe2O3含量较高,平均为28.86%,此乃煤中硫化铁矿物含量较高所致。其煤灰软化温度(T2)为1302℃,也属高熔灰分煤。⑶粘结指数:一1煤层、二1煤层粘结指数均为0。⑷可磨性:二1煤层的可磨性极低,可磨性系数为149~170,极易粉碎加工。一1煤层可磨性高,不易粉碎加工。⑸化学反应性:二1煤层二氧化碳反应率a在900~950℃,反应性不好,在1100℃时反应极好,按900~950℃指标评定,应属反应性差的煤层。4、煤的可选性⑴煤的粒度组成及质量特征:据两个简选煤样筛分试验结果,二1煤层13~6mm级煤占24.06%,灰份15.97%;6~3mm级占14.50%,灰份16.66%;3~0.5mm级占26.66%,灰份15.71%,<0.5mm级占34.78%,灰份13.20%。二1煤层的粒级组成:煤粉(<0.5mm)所占比例较大,各粒级质量却差别不大。据筛分试验结果;一1煤层>50mm级煤占33.42%,灰份12.28%;>25mm级煤占38.60%,灰份12.32%;含矸2.07%;含黄铁矿0.45%;13~25mm级煤及夹矸煤占11.29%,灰份19.02%,<13mm级煤占47.56%,灰份14.48%。因此一1煤层粒度组成以大块为主,大中小块煤合计占49.89%,各级质量除小块煤(13~25mm)混有夹矸煤,灰、硫份稍高外:其余各级均差别不大。⑵可选性:据二1煤层13~0.5mm级浮沉测试结果,当分选比重为1.8时,即可获得灰分<10%的洗精煤,其理论回收率为83.61%(去煤泥)。由±0.1含量曲线上(ε)求得1.8±0.1含量为21.27%,依”中国煤炭可选性评定标准”评定,二1煤层属中等可选性煤。经过试验可看出以下几个问题:①煤泥量大。浮沉试验中煤泥产率为61.83%;原煤中<0.5mm级的产品占34.78%,经筛分浮沉试验,<0.5mm级产率占原煤的69.07%。②浮煤量少。去掉煤泥浮煤产率为83.61%,但实际仅占原煤的18.75%,经济效益差。③分选比重大。1.8的分选比重若以当前的重力选煤法(跳汰式)是有一定困难的。④煤泥(<0.5mm级)的处理是该区二1煤层是否能够入选的关键。小筛分小浮沉试验结果显示,细粒各级产品质量尚好,随粒度的减小稍有降低,但细泥产率高达32.22%。5、煤类确定二1煤层浮煤干燥无灰基挥发份为3.68%,氢含量平均2.09%,粘结指数为0,焦渣特征为2~3,镜煤最大反射率(R°max)为5.98%,按《中国煤炭分类国家标准》(GB5751—86)二1煤层应属无烟煤二号(WY2)。一1煤层浮煤干燥无灰基挥发份为2.58%,氢含量平均1.79%,粘结指数为0,焦渣特征为1~2,镜煤最大反射率(R°max)为5.83%,按《中国煤炭分类国家标准》(GB5751—86)一1煤层应属无烟煤一号(WY1)。6、煤的综合评价及工业用途评述据煤质特征和工艺性能,一1煤层属中灰、高硫、特低磷、高热值、高熔融灰分之块状无烟煤,机械强度及热稳定性良好,经洗选后硫分可降低至1.1%,可供合成氮肥用煤和民用燃料;二1煤层属中灰、低硫、低磷、高热值、高熔融灰分之粉状无烟煤,可选性中等,可磨性好,可作动力用煤和民用燃料。煤层具体特征见表2-1。表2-1可采煤层特征表Table2-1Thefeaturelistoftheminingcoalseam煤层煤层厚度间距(m)夹矸数(层)稳定程度最小~最大平均二10~23.84.62691~4较稳定一10.8~1.43.0较稳定2.2.4.2瓦斯1.临近矿井瓦斯本井田西部的红旗井和其东部的新中煤矿均开采二1煤层,据瓦斯鉴定结果,新中煤矿在原来开采二1煤层时,相对瓦斯涌出量为10.90~39.74m3/t,按煤与瓦斯突出矿井管理。因煤与瓦斯突出频繁,该井已于1989年停产。据红旗井瓦斯鉴定结果,相对瓦斯涌出量为7.46~9.36m3/t·d,见表2-2,现暂按高瓦斯矿井管理。瓦斯主要来源为采掘工作面,一般回采时绝对瓦斯涌出量为2m3/min,掘进时为3~4m3/min,其次为老窑采空区。2.本矿井瓦斯本井田总体构造形态为近东西向的单斜构造,滑动构造发育,对二l煤层顶板的完整性有一定的影响,局部有利于瓦斯的自然排放。本区瓦斯赋存的基本特征大致呈由西向东瓦斯含量逐渐增大,由浅到深瓦斯含量逐渐增高的变化趋势。据12月河南省煤田地质局三队编写的《郑州市大峪沟矿务局大峪沟井田东段二1煤层瓦斯地质勘察总结》中预测,本区二l煤层埋深、变质程度、成煤环境、煤层所处地质构造条件、煤体结构等影响煤层瓦斯赋存与涌出的地质条件与红旗井大致相同,仅瓦斯含量较红旗井高,因此,推测本井田未来新井开采时,瓦斯涌出特征与红旗井相似。表2-2红旗井历年矿井瓦斯鉴定结果表Table2-2TheidentificationresultstableoftheHongQicoalminegasovertheyears鉴定时间绝对涌出量(m3/min)相对涌出量(m3/t·d)矿井瓦斯等级开采标高(m)1999.119.369.21低瓦斯矿井+145.048.528.97低瓦斯矿井+175.129.065.38低瓦斯矿井+135.087.464.89低瓦斯矿井+115.048.274.50低瓦斯矿井+115.108.334.46低瓦斯矿井+100.088.054.83低瓦斯矿井+100本井田煤层瓦斯含量为4.49m3/t~11.22m3/t,一般为8m3/t,在假设未来新矿井的生产效率、采煤方法与红旗井大致相同的前提下,以红旗井相对涌出量与原始煤层瓦斯含量之间的关系(1.76倍)计算,未来新矿井的矿井相对瓦斯涌出量应为7.90~19.75m3/t·d,一般应为14.08m3/t·d左右,为高瓦斯矿井。一1煤层矿井瓦斯情况:该现矿开采一1煤层,1997年5月鉴定,瓦斯相对涌出量为6.18m3/t·d,属低瓦斯矿井,1998年8月,掘进工作面在–150~–200水平之间,不断发出象放炮一样的响声。矿井测得瓦斯绝对涌出量为13.01m3/min,瓦斯相对涌出量为6.79m3/t·d;测得瓦斯绝对涌出量为2.06m3/min,瓦斯相对涌出量为2.15m3/t·d;测得瓦斯绝对涌出量为3.25m3/min,瓦斯相对涌出量为1.78m3/t·d,为低瓦斯煤层。2.2.4.3煤尘据1760孔取样测试资料,二1煤层煤尘火焰长度为0,抑制煤尘爆炸最低岩粉量为0,应属无煤尘爆炸危险性煤层。据本井田西邻红旗井生产资料显示,二1煤以粉煤为主,在采掘过程中,煤尘含量较大,生产中仍应采取降尘措施。2.2.4.4煤的自燃据区外1711孔取样测试资料,二l煤层着火点温度原煤样为413ºC,氧化样为407ºC,还原样为425ºC,属不易自燃煤层。2.2.4.5煤层的突出危险性根据河南省煤田地质局三队12月提供的《郑州市大峪沟矿务局大峪沟井田东段二1煤层瓦斯地质勘探总结》及河南省煤田地质局文件[豫煤地()7号]的评审意见,由于本区二1煤层瓦斯压力相对较小,缺乏煤与煤层瓦斯突出的动力条件,确定本区煤层为无突出危险性煤层。2.2.4.6地温根据现有资料的计算结果:该区地温梯度最低1.22ºC/100m,最高2.85ºC/100m,一般梯度在1.7~2.8ºC/100m。二1煤层温度最高为26ºC,最低为17.63ºC,一般为18~23ºC,本井田应属地温正常区。2.2.5水文地质2.2.5.1主要含水层特征1.寒武~奥陶系灰岩含水层寒武系含水层主要有白云质灰岩、灰岩构成,分布于南部山区,因远离煤系地层,对矿床充水影响不大,不再赘述。奥陶系灰岩含水层,由泥质灰岩、泥灰岩、灰岩组成。广泛出露于煤系地层以南的低山丘陵,是煤系地层的基地。据实测剖面厚141.86m。含裂隙岩溶承压水,局部含水丰富,是一l煤底板直接充水含水层。出露于本层的泉水较少,流量0.05~0.982L/s,标高+190~+622.18m。多为季节性泉水。据2601孔抽水结果,单位涌水量q=0.0183L/s·m,渗透系数K=0.219m/d,水位标高H=+288.45m。水化学性质比较稳定,一般为HCO3-Ca-Mg型,矿化度0.20~0.30g/L。PH值为7~7.5。2.太原群下段灰岩含水层由L1~L4灰岩组成。其中L1~L3不发育,L3~L4发育较好,质地较纯,层位稳定,局部含泥质和燧石结核,为一1煤顶板直接充水含水层。据10个孔的统计资料,灰岩厚度占太原群下段地层厚度的59.6%。该层由于受厚度和出露条件的限制,至今尚未发现天然地下水露头。据井下所见,溶隙发育,但不均匀,且多被粘土物质充填。揭见该层有142个孔,占全区钻孔68.9%,揭穿124个孔,占揭见87.3%。其中遇漏水10孔,占揭见孔7%。漏水钻孔的分布,多集中于浅部,标高在+200m以上,中深部则少见。说明该层裂隙岩溶发育是不均匀的,多以风化裂隙漏水为主,小溶洞漏水则次之。该层最大厚度16.42m(1105孔),最小厚度3.92m(3304孔),一般8~13m。从太原群下段灰岩水文地质图中能够看出,中部较厚,向两翼有逐渐变薄的趋势。据1404孔抽水结果(包括下段中粒砂岩),单位涌水量q=0.0198L/s·m,渗透系数K=0.0379m/d,水位标高H=+340.96m。水质为HCO3-Ca-Mg型,PH值7.35,矿化度0.378g/L。该层上距二1煤底板平均约69m。3.太原群上段灰岩含水层上段灰岩由L6~L9灰岩组成。其中L7灰岩发育较好,L8灰岩次之,L6和L9仅局部存在,各层灰岩之间被泥岩所分割,成为独立的分层,相互之间水力联系较差。L6和L9灰岩,层位不稳定,厚度薄,岩溶裂隙不发育,从水文地质角度来看,视为相对隔水层。L7和L8虽然厚度较大,层位稳定,但被砂泥岩分割。该层上距二1煤底板平均约7m。该层的灰岩化学成份:Si02含量0.72~30.04%,平均含量14.94%,AlO3含量0.18~8.16%,平均含量1.22%,Fe203含量0.79~36.55%,平均含量4.03%,一般1~3%。CaO·MgO含量7.21~52.82,平均含量42.82%,从分析结果,Si02含量高,可溶性盐类含量较低,不利于岩溶的发育。该层揭露厚度0.00m(上段灰岩缺失)~37.60m(1909孔),一般5.00~15.00m。从太原群上段灰岩水文地质图中能够看出,厚度由中部向东西两翼有变薄的趋势。据1909孔抽水结果,涌水量趋近于零,水位下降27.69m,经三天后尚未恢复稳定,充分说明本段灰岩含水微弱。据相邻谷山井田8803孔资料,单位涌水量q=0.00043L/s·m,水位标高H=+200.21m,渗透系数K=0.012m/d。据7603孔水质HCO3-K+Na型,矿化度0.712g/L,PH值7.3。4.二1煤顶板砂岩含水层系指开采二1煤顶板冒落裂隙带内(二1煤上60m)的中、粗粒砂岩。其中层位比较稳定是大占砂岩、香炭砂岩,均为二1煤顶板直接充水含水层。据钻孔揭露,砂岩一般3~4层,最多为14层(2706孔),最少为零;厚度0.00~32.49m(2303孔),一般10.00~20.00m。从二1煤上砂岩水文地质图和19线水文地质剖面可见,在短距离内有尖灭和增厚的特点。厚度变化规律性不明显。据三个孔抽水结果,单位涌水量q=0.0000532~0.00797L/s·m,渗透系数K=0.000530~0.0352m/d,水位标高H=287.57~212.65m。水质为HCO3-K+Na型,PH值8.1,矿化度0.746g/L。5.三煤组砂岩含水层由三煤组中粗粒砂岩组成。砂岩多被泥岩和砂质泥岩分割成互不发生水力联系的含水层。其中以底部砂锅窑砂岩发育较好,层位稳定,一般厚度8~15m。由于出露条件和补给条件不佳,区内尚未发现地下水天然露头和漏水钻孔。从钻孔简易水文地质观测,该煤组漏失量0~12m3/h。(孔)含裂隙承压水,含水性微弱。因距二1煤层位较远,超过了开采二1煤的冒落裂隙带高度,故此含水层对二1煤的开采影响不大。6.四煤组砂岩含水层由中粗粒砂岩组成,其中以四煤底板砂岩比较稳定。据2808、1709孔的资料统计,含水层厚度8.70~21.67m,含水层占层段厚21.7%,砂岩层多被泥岩和砂质泥岩所分隔,形成互无水力联系的含水层。由于相变或尖变及补给条件的不好,使之含水微弱。该层距二l煤较远,对二1煤矿床没有影响。7.五煤组至七煤组底板砂岩含水层由中~粗粒砂岩组成。其中以七煤组底板砂岩(田家沟砂岩)比较稳定,其它均在短距离内有尖灭和变薄的趋势。据2808孔的资料,厚度37.55m,占整个层段27%。在区内未发现漏水钻孔,仅在巴家沟、阴沟、张山洼有泉水出露,标高+274~+302m,其流量均小于0.5L/s。该层含裂隙承压水,因远距二1煤层,对二1煤开发影响不大。8.平顶山砂岩含水层由灰白色和褐黄色中、粗粒、厚层、石英砂岩组成,硅质胶结,致密坚硬、裂隙发育,出露于区外的北部丘陵区,含裂隙水,在将军岭+352.00m的陡坎上见有泉水出露,其流量0.5L/s。据2808孔揭露,厚度61.27m。因距开采煤层远,对煤层影响不大。9.金斗山砂岩含水层紫红色、厚层状中粒砂岩,成分以石英为主,硅质胶结,致密坚硬。出露于北部的山脊,由于出露条件不佳,没有地下水的天然露头,含裂隙水。10.第四系(Q)砂、砾石含水层分布于王河河谷和区外的沟谷宽阔地段。主要由冲积洪积而成的砂卵石层,含丰富的孔隙水。在王河河谷玉皇庙以北的地段,已成为农灌和大峪沟矿临时水源基地。据以往民井抽水资料,单位涌水量q=0.83~10.54L/s·m,渗透系数K=21.88~88.95m/d,水位埋深6.73~11.75m,水位标高H=167.25~254.77m。水质为S04-HC03-Ca-Mg型。PH值7.5~7.25,矿化度0.675~0.912g/L。2.2.5.2主要隔水层1.本溪组铝土质泥岩隔水层主要由泥岩、铝土质泥岩、铝土矿等组成。大峪沟井田内有139孔揭见本层,占全区钻孔67.5%,揭穿本群130孔,占揭见钻孔93.5%。最大厚度达33.69m(2402孔),最小厚度3.52m(2901孔),一般6~14m。从太原群下段灰岩水文地质图看出,层位稳定,厚度变化规律不明显,该层且充填灌注了奥陶系古剥蚀的溶隙溶洞,因而降低了不整合面附近的富水性,而且增加了阻隔奥灰水进入一1煤矿坑的隔水强度,故视为主要隔水层。2.太原群中段砂泥岩隔水层系指L4、L6灰岩之间的碎屑岩沉积,主要由中~细粒砂岩、泥岩及砂质泥岩组成。局部夹薄层L5灰岩。据钻孔揭露,厚22.52(2805孔)~57.81m(1309孔),一般30~45m,层位稳定,因砂质成分稍高,故具强度大的特点。是太原群上、下段灰岩含水层之间的良好隔水层。3.二l煤底板隔水层系指二l煤底板至太原群灰岩含水层间的岩层。主要有泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩、局部夹灰岩等组成。正常情况下,是阻隔太原群上段灰岩水进入二1煤矿床的隔水层,在本区厚度0.40~37.82m。该段厚度变化大,稳定性差。在1511、2603、2903孔以南区段,厚度薄,隔水性能减弱,在二1煤开采过程中,要引起足够的重视。4.七煤组~平顶山砂岩底隔水层由一套浅灰色和灰色砂岩、砂质泥岩、细粒砂岩组成。据2808孔的资料,厚度206.27m,其厚度大,层位稳定,岩性均一,是一良好的隔水层。5.平顶山砂岩至金斗山砂岩底隔水层主要为一套青灰色、紫红色砂质泥岩、泥岩、细砂岩组成,岩性均一,层位稳定,隔水性好,出露于区外北部丘陵区。它对阻隔上下两个含水层的水力联系,起着良好的隔水作用。2.2.5.3井田水文地质勘探类型据以上资料,二1煤层水文地质条件简单,直接充水含水层为裂隙岩溶水,属二类一型或三类一型。二1煤水文地质条件为三类二型。对开采有较大威胁的是底板岩溶突水。2.2.5.4矿井充水因素在浅部,大气降水、地表水及第四系潜水会经过各种裂隙、孔隙渗入地下,或经过回采落顶后的塌陷破裂带充入矿坑:在矿井井巷开拓回采过程中,煤层顶板砂岩含水层首先得以揭露和破坏,其砂岩裂隙水(开采二l煤层时)或灰岩岩溶裂隙水(开采一1煤层时)将会充入矿坑,构成矿井主要充水水源;还有区外浅部生产井及废弃老窑,积存大量老空老塘水,当未来矿坑回采落顶后的塌陷破裂带或采掘工程一旦与之沟通,就有可能造成溃水淹井事故;一1煤层底板灰岩岩溶裂隙含水层中所含地下水,在其底板隔水层沉积薄弱地段或在断裂构造发育地段,多会以突水形式充入矿坑,具有水压高、水量大、破坏性强,以动储量为主,不易疏排等特征。2.2.5.5矿井涌水量根据1982年12月河南省煤田地质勘探公司地质三队编写的《河南省巩县荥巩煤田大峪沟井田精查补充勘探地质报告》及结合周边矿井的实际情况,确定本矿井的正常涌水量为116m3/h,最大涌水量为151m3/h。2.3矿井开拓概况2.3.1井田境界本井田北部以F9断层为界,东部以35勘探线与新中矿业公司谷山井分界,南部以煤层露头及地方小窑深部边界为界,西部以19勘探线与红旗井分界。井田东西走向长4.5km,南北倾向宽3.0km,面积约13.5km2。具体范围由省国土资源厅1月颁发的证号为41000003的采矿许可证中的15个拐点坐标圈定,拐点坐标见表2-3。2.3.2矿井资源/储量计算2.3.2.1矿井地质资源量储量计算边界为上述划定的井田范围,储量计算的最低可采厚度为0.8m,最高灰分<40%。根据储量核准报告,获得二1煤地质资源量为38.10Mt。2.3.2.2工业资源/储量矿井地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332,经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22,连同地质资源量中推断的资源量333的大部,归类为矿井工业资源/储量,即:矿井工业资源/储量=111b+122b+2M11+2M22+333×k(k=0.8~0.9)本井田构造简单,二1煤层属厚度变化较大的较稳定煤层,333级折减量取0.8。经计算,矿井工业资源/储量为33194kt。表2-3井田境界拐点坐标表Table2-3Thecoordinatetableoftheminefieldboundaryinflectionpoint拐点编号纬距经距拐点编号纬距经距XYXY13843576.0038421259.0093843770.0038419215.0023845720.0038421893.00103843770.0038418700.0033846160.0038417520.00113844325.0038418676.0043844690.0038417262.00123844240.0038419876.0053844460.0038417635.00133843960.0038419730.0063844425.0038418506.00143844010.0038420500.0073843500.0038418500.00153843840.0038420835.0083843500.0038419215.002.3.2.3矿井设计资源/储量矿井设计资源储量是指矿井工业资源/储量中减去设计计算的断层煤柱、井田境界煤柱和地面建筑物、构筑物等永久保护煤柱损失量后的资源/储量。1.断层煤柱根据《河南省荥巩煤田大峪沟井田精查补充勘探地质报告》井田内断层未见导水性强的报道,井田内实际揭露和钻孔资料实际控制的断层有3条,其中F9断层落差0~70m,F104断层落差18m左右,及北部边界附近的F6断层。由于断层的存在改变了可采煤层与直接充水含水层之间的相对位置,使隔水层的有效厚度变薄或消失,为防止底板承压水沿断层面进入煤层,需在断层两侧留设断层防水煤柱。根据《矿井水文地质规程》(试行)所推荐公式计算:(2-1)式中:L——煤柱留设的宽度,m;K——安全系数(一般取2~5),取3;P——水头压力(kgf/cm2)最大取L7灰在8803孔水位标高处的水压20kgf/cm2;Kp——煤的抗张强度(kgf/cm2);精查地质报告未给出,根据经验暂取2kgf/cm2,矿井在实际开拓过程中,见煤后可做煤的抗张强度实验,确定具体的抗张强度数值。M——煤层厚度,取4.62m经计算,断层防水煤柱宽度为:F9断层煤柱L=38.0m。根据本井田地质报告,虽然断层导水性较弱,但由于采动的影响要对较大的断层严加控制,按以往矿井生产实际,按断层落差大小两侧各留设一定宽度的断层保护煤柱,煤柱留设原则是:断层落差大于100m的留100m,落差在50m到期100m之间的留50m,落差小于50m的留30m。因此,F9断层留设50m宽煤柱;F104断层留设30m宽煤柱。经计算断层煤柱损失536kt。2.边界煤柱井田边界北以F9断层为界,因此井田北部边界煤柱为F9断层煤柱;井田西、东两侧分别与谷山井、红旗井相邻,南侧与开采浅部煤炭的老窑相邻。沿老窑开采警界线和井田边界留设20m~40m煤柱,采区之间留设10m煤柱。边界煤柱煤量为1661kt。3.其它煤柱考虑凉水泉水库,为防止地下开采对地表水库堤坝的影响。开采二1煤层时须按照地面建筑保护煤柱的留设方法来留设防塌陷煤柱,留一定的煤柱并加上围护带宽度其损失煤量为:70kt。上述保护煤柱损失共计2267kt,计算全矿井的设计储量30927kt。2.3.2.4矿井设计可采储量矿井设计可采储量=设计资源/储量-工业场地保护煤柱-风井场地保护煤柱-主要井巷煤柱-开采损失。区内分布有零星村庄按搬迁考虑。对主副井、风井工业场地留设保护煤柱,按岩层移动角考虑,按照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》(以下简称”三下”采煤规程)的相关规定和巩义地区其它矿井的经验数据,各参数选取如下:表土移动角:Φ=45°上山移动角:γ=75°下山移动角:β=73°—0.82α走向移动角:δ=75°。保护煤柱根据上述参数,采用垂直法计算。工业广场保护煤柱904kt。井下主要运输及回风大巷经计算按30m留设保护煤柱。该矿井开采煤层属厚煤层,采区回采率取75%,开采损失计5841kt,得全矿井的可采储量为23362kt。详见矿井可采储量计算表:表2-4。表2-4矿井可采储量汇总表单位:ktTable2-4ThesummarytableofminerecoverablereservesUnit:kt煤层采区工业资源储量永久煤柱损失设计资源储量煤柱损失开采损失可采储量服务年限(a)断层井田境界防水工业场地大巷二111采区9168152308708638904233150060017.712采区148183847101372426026931077113.813采区92086438565327164865908.4合计331945361661703092790482058412336230.02.3.3井田开拓 2.3.3.1井田开拓方式本井田为全隐蔽型井田,煤层埋藏深度较大,采用斜井开拓工程量较大,建井工期较长,投资较高,故采用立井开拓方式。2.3.3.2水平划分及阶段垂高的确定1.水平划分井田浅部边界煤层赋存标高为+100m,井田深部边界煤层赋存标高约为-100m,煤层倾角为7~9º,多为7º左右,为缓倾斜煤层。倾斜长1500~m。根据以上特点,本井田可划分为一个水平开拓。2.水平标高根据井口位置及井田开拓布置,确定水平标高为-100m。主要理由如下:(1)井底车场层位好。井底车场主要巷道处于二1煤层底板L7灰岩中,有利于巷道施工及维护。(2)东、西翼大巷可沿L7布置,有利于大巷施工和维护。(3)主井底装载系统采用”全抬高”布置方式,箕斗装载硐室、煤仓卸载硐室处于二1煤层顶板砂岩中。2.3.3.3井田回采工艺1.采煤方法采煤方法的选择是否合理,直接影响矿井的生产安全和各项技术经济指标,因此采煤方法必须符合安全、经济、高效、回采率高的基本原则。初期开采的中部11采区二l煤层属缓倾斜煤层。根据地质勘探资料、结合邻近矿井实际生产经验、本矿的生产管理水平和煤层实际赋存及采区划分情况,采用走向长壁采煤法。2.采煤工艺根据井田构造形态、煤层赋存情况,现有地质资料(煤厚变化大,且薄煤带多)及周边矿井生产经验,采用炮采放顶煤采煤工艺。在实际生产过程中,建议根据揭露煤层条件,进行轻型支架放顶煤研究,以提高机械化水平。3.回采工艺过程打眼→放炮→铺网→攉煤→移溜→撺梁移柱→剪网放顶煤。工作面端头及顺槽30m范围内采用单体液压支柱配套π型钢顶梁超前加强支护。4.主要采煤设备主要采煤设备初步选型为:(1)单体液压支柱:根据煤层顶底板条件,选择DZ22-30/100G型单体液压支柱,该支柱最大支撑高度为2.2m,油缸直径100mm,额定工作阻力300kN。(2)刮板运输机:刮板运输机选用SGD-490/20B型,输送能力为250t/h,设计长度120m,电机功率22kW。(3)转载机:转载机选用QZP-163型,电机功率40kW。工作面主要设备如表2-5所示。2.3.3.4巷道掘进1.支护形式煤层巷道原则上以工字钢梯形棚支护为主,岩石巷道以锚喷或锚网喷为主,对个别岩性较差的部分或关键部位采用混凝土砌碹支护。表2-5回采工作面主要设备一览表Table2-5Thelistofthemainequipmentsinworkingface顺序名称型号单位数量备注1单体液压支柱DZ22-30/100G架1512用于工作面支护2煤电钻MZ12台6用于打炮眼3超前支护单体液压支柱DZ25-25/100根120用于端头加强支护4π型钢顶梁2.4m/3.5m根732/16用于工作面支护5刮板输运机SGD-490/20B台1用于工作面6转载机QZP-163台1用于向皮带装煤2.掘进工作面个数及机械配备为保证采区和回采工作面的正常接替,设计配备了4个掘进头和两个工作面。开拓岩巷掘进工作面配备:ZF-24型风动凿岩机、G10型风镐、PD-30B型耙斗装岩机、MFC-1325/3470型单体锚杆机、安-Ⅳ型混凝土搅拌机、ZP-Ⅲ型混凝土喷射机、MYZ-150型探水钻机、JD-11.4型调度绞车、JBD60-2-No.5局部通风机、SCF-6型湿式除尘机、激光指向仪和TBW-75/20型污水泵等。煤巷掘进工作面配备:MZ-12型煤电钻、JBT62-2型局部通风机等。2.3.4采区布置2.3.4.1采区划分全井田二l煤层共划分为11、12、13三个采区,其中首采区(中部采区)为11采区,西部采区为12采区,东部采区为13采区。全部为-100m水平以上的上山采区。全矿井以一个采区,两个炮采放顶煤工作面保证矿井600kt/a设计生产能力。首采工作面煤层平均厚度4.62m,采高2.0m,放顶煤高度2.62m,采放比1:1.3。1.工作面循环及推进度:工作面采用三班回采,一个循环内为一采两放,循环进度0.5m。最大控顶距3.4m,最小控顶距2.4m,工作面年推进度340m。2.工作面长度:根据煤层的赋存条件,投产工作面平均长度为120m。3.工作面生产能力工作面年产量:A=L×S×M×r×C×10-3kt/a(2-2)其中:A——回采工作面年产量,kt/a;L——工作面平均长度,120m;S——工作面年推进度,340m/a;M——工作面平均采高,4.62m;r——煤的容重,1.6t/m3;C——工作面回采率,厚煤层取0.93。于是:A=120×340×4.62×1.6×0.93×10-3=280.5kt/a(2-3)全矿井布置一个采区2个工作面,另掘进出煤量按8%的回采煤量,则矿井设计生产能力为2×28

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