山脚树矿1.2Mta新井设计
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中 国 矿 业 大 学本科生毕业设计姓 名: 学 号: 05082249 学 院: 矿业工程学院 专 业: 采矿工程 设计题目: 山脚树煤矿1.2 Mt/a新井设计 专 题: 炮采高产高效的分析与研究 指导教师: 职 称: 教授 年 月 徐州中国矿业大学毕业论文任务书学院 矿业工程学院 专业年级 采矿工程08级 学生姓名 任务下达日期: 年 月 日毕业论文日期: 年 月 日至 年 月 日毕业论文题目: 山脚树煤矿1.2 Mt/a新井设计毕业论文专题题目: 炮采高产高效的分析与研究毕业论文主要内容和要求:院长签字: 指导教师签字:中国矿业大学毕业论文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论文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论文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论文答辩及综合成绩答 辩 情 况提 出 问 题回 答 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 要本设计包括三个部分:一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分针对贵州六盘水山脚树矿井进行了井型为1.2Mt/a的新井设计。山脚树矿井位于贵州省六盘水市盘县特区断江镇境内。主采煤层为12#煤层,平均倾角7.6,平均厚度4.50m。井田工业储量为113.95Mt,可采储量89.34Mt,矿井服务年限为53.2a。矿井正常涌水量为160m3/h,最大涌水量为600m3/h;山脚树矿为高瓦斯矿井,无突出危险性,瓦斯含量为8.139.93m3/t。矿井煤层没有自燃倾向性,但煤尘有爆炸危险性。根据井田地质条件,设计采用立井两水平暗斜井延伸开拓方式,井田采用带区和采区布置方式,共划分为五个带区,一个采区,轨道大巷、胶带运输大巷和回风大巷皆为岩层大巷,其中两条布置在12号煤层底板岩层中,一条顶板岩层中。矿井通风方式采用中央并列式通风。针对北一带区采用了带区准备方式,共划分7个分带工作面,并进行了运煤、通风、运料、排矸、供电系统设计。针对12101工作面进行了采煤工艺设计。该工作面煤层平均厚度为4.5m,平均倾角7.6。采煤方法为综合机械化开采。矿井年工作日为330 d,日净提升时间16h,采用“四六制”工作制度,截深0.6m,每天六个循环,循环进尺3.6m,月推进度108m。大巷采用胶带输送机运煤,辅助运输采用架线式电机车牵引1.5t固定箱式矿车运输。专题部分题目为关于工作面炮采高产高效分析与研究,本文采用类比研究、参考有关现场实测数据、结合统计方法、回归理论分析,对炮采工作面的支护系统、块煤率提高、工作面生产系统进行优化做了研究,提出了一些建议和想法。翻译部分是一篇关于电磁辐射在煤矿冲击地压预测中的应用的探讨性论文,英文题目为Calculation of Electromagnetic Radiation Criterion for Rockburst Hazard Forecast in Coal Mines。关键词:立井开拓; 带区布置; 中央并列式通风; 蓄电池电机车运输; ABSTRACTThis design includes three parts: the general part, special subject part and translation part.The general design is about a 1.20 Mt/a new underground mine design of Sima coal mine. Sima coal mine is located in Liupanshui, Guizhou province. The minable coal seam is 12# with an average thickness of 4.5 and an average dip of 7.6. The proved reserves of this coal mine are 113.95 Mt and the minable reserves are 89.34 Mt, with a mine life of 53.2 a. The normal mine inflow is 160 m3/h and the maximum mine inflow is 600 m3/h. The mine gas emission rate is 8.139.93 m3/t which can be recognized as low gas mine. And its have no spontaneous combustion tendency, and its a coal seam liable to explosion.Based on the geological condition of the mine, this design uses vertical shaft single-level development method, and strip and districts preparation ,which divided into five bands and one districts, and track roadway, belt conveyor roadway and return airway are all coal roadways, arranged in the 3# coal seam. The ventilation type is centralized juxtapose ventilation;The design applies strip preparation against the first band of North One which divided into 7 stirps totally, and conducted coal conveyance, ventilation, gangue conveyance and electricity designing.The design conducted coal mining technology design against the 12101 face. The coal seam average thickness of this working face is 4.5 m and the average dip is 7.6, the immediate roof is mud stone and the main roof is sand stone. Comprehensive mechanization puts in the top coal technology is the mining method. The working days in a year are 300. Everyday it takes 18 hours in lifting the coal. The working system in the mine is “four-six”and the depth-web is 0.6 m with six working cycles per day, and the advance of a working cycle is 3.6 m and the advance is 108 m per month.Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, the xiliary haulage uses the wire laying type electric locomotive to tow the 1.5t fixed box-type mine car transportation.The monographic study is a brief analysis of behavior law of mine pressure of gob-side entry bolting with wire mesh.This paper has discussed the overlying strata structure of gob-side entry and the law of both surrounding rock stress distribution and surrounding rock deformation.By finishing and analysising the data from worksite, summarized the behavior law of mine pressure of gob-side entry with similar geological conditions to direct the support design for gob-side entry.The translated part is under a building resembles the paste body backfill to mine the new craft the discussion paper, English topic is Calculation of Electromagnetic Radiation Criterion for Rockburst Hazard Forecast in Coal Mines.Keywords:vertical development; strip district; centralized juxtapose ventilation; overhead line electric locomotive transport; 中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第V页目 录一般设计部分1 矿区概述及井田地质特征21.1矿区概述21.1.1地理位置与交通21.1.2地形地貌21.1.3地震21.1.4气候21.1.5自然灾害31.1.6地温与冲击地压31.2井田地质特征31.2.1地层31.2.2井田地质构造61.3煤层特征61.3.1煤层61.3.2瓦斯91.3.3水文地质条件111.3.4地温112 井田境界和储量122.1井田境界122.1.1井田范围122.1.2开采界限122.1.3井田尺寸122.2矿井工业储量122.2.1地质资源储量122.2.2工业资源/储量142.3矿井可采储量142.3.1安全煤柱留设原则152.3.2矿井永久保护煤柱损失量153 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限183.1矿井工作制度183.2矿井设计生产能力及服务年限183.2.1矿井设计生产能力183.2.2井型校核184 井田开拓204.1井田开拓的基本问题204.1.1 井筒形式的确定204.1.2 井筒位置的确定采(带)区划分224.1.3 工业场地的位置234.1.4 开采水平的确定234.1.5 矿井开拓方案比较234.2矿井基本巷道294.2.1井筒294.2.2 主要开拓巷道325 准备方式带区巷道布置355.1煤层地质特征355.1.1带区位置355.1.2带区煤层特征355.1.3煤层顶底板岩石构造情况355.1.4水文地质355.1.5地质构造355.1.6地表情况355.2 带区巷道布置及生产系统355.2.1带区准备方式的确定355.2.2带区巷道布置365.2.3带区生产系统375.2.4带区内巷道掘进方法385.2.5带区生产能力及采出率395.3带区车场选型设计406 采煤方法416.1 采煤工艺方式416.1.1 采煤方法的选择416.1.2 确定回采工作面长度、工作面推进方向和推进度426.1.3回采工作面参数436.1.4回采工作面破煤、装煤方式446.1.5回采工作面支护方式466.1.6端头支护及超前支护方式486.1.7各工艺过程注意事项486.1.9 工作面劳动组织和作业循环图表506.2回采巷道布置516.2.1回采巷道布置方式516.2.2回采巷道参数517 井下运输537.1 概述537.1.1 井下运输设计的原始条件和数据537.1.2 矿井运输系统537.2 采区运输设备选择537.2.1 矿井运输设备选型应遵循的原则537.2.2 采区运输设备选型及能力验算547.2.3 采区辅助运输设备的选型与设计547.3 大巷运输设备选择557.3.1 主运输大巷设备选择557.3.2 辅助输大巷设备选择558 矿井提升578.1 矿井提升概述578.2 主副井提升578.2.1 已知数据578.2.2 主井提升机械设备的选型及校验578.2.3 副井提升589 矿井通风及安全599.1矿井地质、开拓、开采概况599.1.1矿井地质概况599.1.2开拓方式599.1.3开采方法599.1.4变电所、充电硐室、火药库599.1.5工作制、人数599.2矿井通风系统的确定599.2.1矿井通风系统的基本要求599.2.2矿井通风方式的选择609.2.3矿井通风方法的选择609.2.4带区通风系统的要求619.2.5带区通风方式的确定619.3矿井风量计算629.3.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定629.3.2各用风地点的用风量和矿井总用风量629.3.3风量分配679.4矿井通风阻力689.4.1矿井最大阻力路线689.4.2矿井通风阻力计算709.4.3矿井通风总阻力729.4.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔729.5选择矿井通风设备739.5.1选择主要通风机739.5.2电动机选型779.6安全灾害的预防措施789.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施789.6.2预防井下火灾的措施789.6.3防水措施7910 设计矿井基本技术经济指标80参考文献81专题部分摘 要831绪论831.1问题的提出831.1.1炮采工作面顶板管理问题831.1.2炮采工作面块煤率提高问题841.1.3采面生产系统运行问题841.2国内外研究现状841.2.1炮采工作面适用条件841.2.2炮采工作面的支护系统841.2.3块煤率提高研究现状851.2.4工作面生产系统可靠性研究现状851.2.5炮采工作面单产的研究现状851.3论文研究的主要内容862、工作面支护系统优化862.1工作面概况862.1.1地质概况862.1.2生产技术条件概况862.2支护设计的理论依据862.2.1控顶设计872.2.2工作面支护系统优化872.3改善支护系统的主要措施882.3.1改善初撑力的主要措施882.3.2支护刚度降低的原因及改善措施882.3.3工作面煤层底板控制注意事项882.3.4工作面防片帮措施893、块煤率提高893.1提高块煤率的爆破机理893.1.1影响炮采面块煤率的因素893.2提高炮采面块煤率的松动预裂微差爆破新技术903.2.1毫秒微差爆破原理及分析903.2.2预裂松动爆破原理及分析903.3工程实例913.4炮采面预裂松动爆破参数设计913.4.1 炮眼间距与角度913.4.2 起爆顺序913.4.3 炸药单耗及装药量确定923.3.4 一次起爆长度923.4 爆破效果评价923.5 总结松动预裂微差爆破新技术有以下优点:924、炮采工作面生产系统可靠性934.1 工作面生产系统有效度934.2 根据统计分析炮采面的生产系统参数具体表现为:934.3 工作面生产系统优化934.3.1合理确定工作面长度934.3.2优化生产组织和管理94总结95翻译部分英文原文98中文译文103致 谢108一般部分 中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第43页1 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1地理位置与交通矿井位置及交通情况:山脚树矿位于贵州省六盘水市盘县特区断江镇境内,红果至水城铁路干线和盘(县)水(城)公路从矿区通过,距盘县30km,水城169km,贵阳365km,昆明336km,贵港806km,南宁市632km,交通极为方便,交通极为方便。其交通位置见图1.1.1。图1.1.1 交通位置示意图1.1.2地形地貌井田内地形复杂,为一剥蚀山地地貌,沟谷走向与地层走向基本一致,最高点位于井田南部白马梁子、标高+2117.7m,最低点位于井田西部的拖长江河床内,标高+1537m,相对高差为580余米。井田西部出露有峨眉山玄武岩,煤系地层为龙潭组,上覆飞仙关、永宁镇组地层,由于岩性差异,在井田东部形成陡壁峭崖,而在西部则形成单面剥蚀坡。1.1.3地震 该矿区在VI度地震带内。1.1.4气候井田内气候湿润,雨量充沛,夏季温和但多暴雨,秋季凉爽但阴雨连绵,春冬两季则有间歇性冰冻,属低纬度亚热带高原型气候。年降雨量763.8mm1469.7mm,雨量多集中在59月份,占全年降雨量的2/3。年平均气温12.3,最高气温31.6,最低气温-2。全年最大风最大风速为22m/s,瞬时风速可达35m/s。全年日照总数为1560小时,日照率35%。1.1.5自然灾害矿区内自然灾害主要表现为洪涝灾害,但对矿井安全生产一般无影响。1.1.6地温与冲击地压区矿井地温1622,无异热区,一般随开采深度增加呈规律性递增,地温梯度无实测资料。根据历年生产实际情况,矿区内无冲击地压的历史记录,且从区域地质构造看,矿区内没有活动的地质构造,也没有形成受大构造影响的孤立块段,顶板属类,随采随落,不易形成采空区大面积悬顶及采掘工作面应力集中,故本设计暂按无冲击地压矿井考虑。但随着开采深度增大,应开展冲击地压的观测研究工作,坚持按层序卸压开采,不留孤岛煤柱,大力推广沿空掘巷或沿空留巷。在开采过程中若出现发生冲击地压预兆应急时采取措施,并补做相关设计。1.2井田地质特征1.2.1地层(1)地层井田内地层自下而上为:古生界二迭系下统茅口灰岩、二迭系上统峨嵋山玄武岩组、龙潭煤组、中生界三迭系下统飞仙关组、永宁镇组、三迭系中统关岭组下段及新生界第四系。古生界二迭系下统(P1)茅口组(P1m):为深灰色厚层状石灰岩,富产蜒类化石,厚约800米,同上覆、下伏岩层呈整合接触,分布于井田西部。古生界二迭系上统(P2)A、峨嵋山玄武岩(P2),该地层全厚340m左右,分为三段:下段(P21):为暗色致密坚硬具气孔、杏仁状构造的玄武岩,风化为黄褐色,具球状风化,厚为120m左右。距茅口灰岩百余米处有一组10米左右的煤系,含薄煤层3至4层。中段(P22):为灰绿色致密、坚硬之玄武岩,风化后呈黄褐色,并具球状风化,厚170m。上段(P23):为暗紫灰色玄武质火山块集岩,中夹0.1至0.3米大小黄褐色透镜状碎块,风化后呈黄色,厚40余米。顶部有6米左右紫红色具白色斑点、含铝土质致密、细腻之凝灰岩。B、龙潭煤组(P2L):与下伏地层假整合接触,全厚220-260m,平均240m,从西往东略有增厚,含煤4060层,煤层总厚约为30m。主要可采层分布在煤组上部和中部,煤组下部仅20号层可采。岩性以泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及砂岩组成。根据沉积条件,一般上组岩性较中下组为好。中生界三迭系下统(T1)A、飞仙关组(T1f):厚600m左右,分为上下两段,下段(Tp)为绿色层,厚150m左右,岩性为绿色砂岩。上段(T1f)为紫色层,厚385m左右,岩性为紫色砂质泥岩、粉砂岩。B、下三迭永宁镇组(T1y):全厚135m,分为上下两段。下部(T1y1)为灰色,浅黄色钙紫质砂岩;中部为深灰或紫灰色薄层蠕虫状泥灰岩,中厚层状褐色、青灰色石灰岩。上部(T1y2)为纯灰岩,含克氏蛤化石。中生界三迭系中统(T2):关岭组下段(T2g1):灰色、灰白色石灰岩,该段厚度为118米至182米,整合覆于下伏地层之上。新生界第四系:为坡积、残积、冲积物组成,岩性为碎石亚砂土及砂石亚粘土。西区较厚,一般为20m,东区因地貌抬起,第四系不发育。图1.2.1 地层综合柱状图1.2.2井田地质构造该井田位于盘关向斜西翼北段,为一倾向30130的单斜构造,地层倾角815,比较平缓。区内有南西、北东走向大中型断层7条。生产中查明井田北部有一轴向由北东65转为南东98的舒缓背斜,轴线长为4000米,翼宽7002000米,由西向东逐渐加宽,南翼倾角813,北翼915,两翼发育有不同规则断裂构造。1350水平以上构造较发育,断层多为正断层,断层多以高角度横切和斜交地层走向,较大落差的断层两翼往往伴生小落差的小断层,形成阶梯状断层带。通过勘探及开采证实,断层的延展和落差变化随层位和深度的增加呈减小趋势,深部区域构造趋于简单。(1)断层根据勘探资料提供和实际生产证实,有大小断层4条。其中落差大于30米的有F19。落差小于30米大于5米的有F102、F103,F108等3条。以横切和斜交地层走向之高角度正断层为主,并且一个大断层往往由断层群组成阶梯状构造形成断层带;逆断层少见,只有小的逆断层。断层的延展长度和落差随深度而变化,上部层位断层的延展长度较下部层位长,上部层的断层落差较下部层位大,浅部水平的断层落差较深部水平的落差大。总之,在一定的范围内和深度自然消失。各断层情况见下表1-2-1。表1-2-1 主 要 断 层 特 征 表序号断层号断层性质断层产状垂直断距(m)延展长度(m)走向倾向倾角1F19正NE-NWNW60-6535-17035002F108正50-90SE-S658-151400(2)褶曲井田内发育的背斜构造,位于北采区中部,主要因断层形成时的受力所致,原地质勘探公司未予以查明,矿井生产中证实,轴向由北东65度转为南东98度,轴线长约4000米,宽700至2000米,翼宽由西向东逐渐加大。1.3煤层特征1.3.1煤层(1)煤层该区含煤地层属二迭系上统龙潭煤组,煤系地层厚约220米至260米,平均240米左右,含煤40至60余层,可划分为3个含煤组。上煤组:1号煤层顶板至12号煤层顶板,厚87至101米,平均为93米,含煤13至23层,含局部可采薄及中煤层3层,结构简单,层间距稳定。中煤组:12号煤层顶板至24煤层顶板,厚90至125米,一般为100米,含煤为15至23层,其中可采和局部可采煤层8层,结构复杂,煤层厚度、煤层层间距变化较大,煤层有分叉合并现象。煤系中的所有中厚煤层皆集中于本段。下煤组:24号煤层顶板至煤系底界,厚37至57米,平均47米,含煤线、薄煤层6至18层,煤层间距小,结构复杂;煤层薄且极不稳定;煤层含硫高,仅24号煤层局部可采煤层。主要可采煤层12层,其中可采和局部可采煤层共12层,其中:可采煤层为10、12、15、18、18-1、19、20等7个煤层,主采煤层为12煤层。其它为不稳定的局部可采煤层煤,层特征详见表1-3-1。 煤层倾角612,浅部812,深部68。表1-3-2 煤层特征表 含煤地层煤层煤层厚度(m)夹矸层数层间距(m)顶、底板岩性视密度t/m3稳定性可采性最小最大平均最小/最大平均二叠系龙潭组100.60/2.641.491214.1726.0819顶:粉砂岩和菱铁质砂岩底:泥岩和粉砂质泥岩1.34较稳定局部可采120.37/4.972.7112顶:粉砂岩和菱铁质粉砂岩底:泥质粉砂岩1.23稳定主采煤层可采150.67/4.462.21414.4932.2422顶:粉砂岩和菱铁质粉砂岩底:泥质粉砂岩1.26稳定局部可采180.30/2.861.6016.12/21.4714顶:粉砂岩和菱铁质粉砂岩底:泥岩1.37较稳定局部可采18-10.15/2.151.3301.26/12.504顶:泥质粉砂岩和粉砂岩底:泥质粉砂岩1.30较稳定局部可采190.15/2.461.301.53/10.84顶:粉砂质泥岩底:软质泥岩及粉砂质泥岩1.43不稳定局部可采200.18/2.821.37132.12/12.17顶:粉砂岩和菱铁质粉砂岩底:泥岩1.30稳定局部可采(2)煤质煤质牌号为气煤、气肥煤、肥煤及1/3焦煤。原煤灰份中除12煤层为925的低灰煤,其余煤层灰份平均值为25左右的中灰、低硫、低磷煤; 10、12为炼焦用煤的基础煤,其中12煤层为易选煤,其余煤层均为中等难选煤层。各煤层煤质特征见下表1-3-2。表1-3-2 煤质特征表 煤层 煤种水 分 Mt(%)灰 分 Ad(%)挥发分 Vdaf(%)硫 分 St.ad(%)磷 分 Pad(%)101/3JM0723.171.6715.2940.63 19.7830.3937.55 33.390.191.01 0.580.0060.013 0.00912FM 1/3JM1.101.37 1.2312.0430.17 16.6635.2837.16 35.920.651.38 1.010.0040.015 0.007151/3JM1.632.17 1.9027.9045.22 36.5635.9437.13 36.540.090.11 0.100.01180.06 0.011918QF0.872.55 1.4817.7538.95 24.1131.5936.11 24.330.162.40 1.010.0010.032 0.001518-1QF1.001.85 1.4815.7936.33 25.2731.5935.27 33.260.221.11 0.800.0090.014 0.01219QF0.831.97 1.4111.8938.56 23.5130.5836.57 33.920.161.94 0.410.0020.009 0.01320QF0.771.5 1.0213.2530.28 20.4231.2437.87 33.880.624.31 1.990.0180.018 0.018续表1-3-2 煤质特征表煤层 煤种发 热 量 (MJ/Kg) 灰熔点ST()胶质层厚度Y(mm)粘结指数G101/3JM19.3029.64 27.7710801400123018.527.023.085.093.090.012FM 1/3JM23.2831.26 29.041145145021.52825.089.096.092.0151/3JM17.6725.10 21.0914001450142522.522.522.585.085.085.018QF16.4326.84 21.64130513101307.510.532.524.818-1QF16.8526.20 21.5318.541.024.119QF12801398133915.031.521.520QF20.032.027.3(3)煤层顶底板岩性该矿煤层顶板多为泥岩、泥质粉砂岩,其本身的力学强度及稳定性较低,加之井田范围内地质构造复杂,后生构造裂隙发育,更加降低了煤层顶板的力学强度和稳定性。3号煤层:煤层无伪顶,直接顶为水平层理的粉砂岩和菱铁质粉砂岩,老顶为细砂岩和菱铁质细砂岩,不易垮落。直接底为泥岩和砂质泥岩,老底为粉砂岩和细砂岩。4号煤层:煤层无伪顶,直接顶为粉砂质尼岩夹菱铁矿层,老顶为细砂岩分直接底为根土岩,老底为粉砂岩和细砂岩。10号煤层:煤层无伪顶,直接顶板为灰色粉砂岩和菱铁质粉砂岩互层,水平层理,老顶为菱铁质细砂岩;底板为粉砂岩和泥质粉砂岩,老底为菱铁质细砂岩,坚硬。12号煤层:煤层无伪顶,直接顶板为泥质粉砂岩和粉砂岩与菱铁质粉砂岩互层,水平层理;直接底为软质片状泥岩和砂质泥岩。 15号煤层:煤层有伪顶,为0.40米的泥岩夹煤线,直接顶为粉砂岩和菱铁质粉砂岩,老顶为细砂岩,直接底为泥质粉砂岩,老底为砂岩。17号煤层:煤层有伪顶,为0.20米的泥岩夹煤线,直接顶为粉砂岩,老顶为粉砂岩和细砂岩,直接底为粉砂质泥岩,老底为粉砂岩。18号煤层:煤层有伪顶,为0.30米左右厚的黑色炭质泥岩,直接顶为粉砂岩和菱铁质粉砂岩,老顶为砂岩,直接底为泥岩,老底为泥质粉砂岩。18-1号煤层有伪顶,为0.30米的泥岩,直接顶为泥质粉砂岩和粉砂岩,底板为泥质粉砂岩。19号煤层:煤层有伪顶为0.30米的泥岩夹炭屑,直接顶为泥质粉砂岩,直接底为软质泥岩及粉砂岩,老底为粉砂岩和菱铁质粉砂岩。20号煤层:煤层无伪顶,直接顶为粉砂岩和菱铁质粉砂岩,老顶为粉砂岩,直接底为泥质,厚度0.40米,老底为粉砂岩。22号煤层:煤层有伪顶,为0.2 0米至0.50米的黑色泥岩,老项为2至3米的粉砂岩,老顶为细砂岩。直接底为0.70米的泥岩,老底为细砂岩。24号煤层:煤层有伪顶,为炭质泥岩,直接顶为2至3米的粉砂岩,老顶为6至8米的细砂岩,直接底为1米左右的泥岩夹煤,老底为煤层和粉砂岩。1.3.2瓦斯山脚树矿为高瓦斯矿井,无突出危险性,瓦斯含量为8.139.93m3/t,各煤层瓦斯含量测定结果见下表1-3-3。表1-3-3 瓦斯测定结果汇总表参数煤层Wf(%)AF(%)abP(Mpa)(%)r(t/m3)W含m3/t101.849.790.860.48.01.49.0 121.66159.960.861.49.93151.6322.299.830.861.59.17171.6327.279.460.871.358.4181.4824.119.610.871.358.818-11.4825.279.380.871.358.56191.4123.519.520.871.48.81201.0220.429.510.871.459.12221.0323.279.220.871.458.86241.50 28.19.170.871.48.132007年度瓦斯等级鉴定结果:矿井绝对瓦斯涌出量为121.95m3/min,相对瓦斯涌出量为50.73m3/t。矿井瓦斯等级鉴定结果见表1-3-4。表1-3-4 矿井瓦斯等级鉴定结果表矿名瓦 斯二 氧 化 碳煤层自燃发火期(月)煤层爆炸指数(%)全 矿 井采区最大相对量(m3/t)鉴定等级全 矿 井采区最大相对量(m3/t)鉴定等级相对量(m3/t)绝对量(m3/min)相对量(m3/t)绝对量(m3/min)山脚树50.73121.9586.39高瓦斯1.353.252.03低CO2煤层不易自燃30.9936.18(1)煤尘爆炸危险性经重庆煤炭科学研究院鉴定,其结果见下表1-3-5。表1-3-5 北采区各煤层的煤尘爆炸性鉴定报告表局矿名称盘江煤电集团公司山脚树矿采样日期2001.8.7收样日期2001.8.10鉴定日期2001.8.13试样编号采样地点工业分析(%)实验室爆炸性试验爆炸性结论水分Mad灰分Aad挥发份粘结性焰长(mm)抑制煤尘爆炸最低岩粉量(%)VadVdaf2001-爆0910#层右六4.0722.0326.7436.187075有煤尘爆炸性2001-爆1012#层左四1.718.4231.3434.8740080有煤尘爆炸性2001-14815#煤层1.2118.7126.5033.09520065有煤尘爆炸性2001-14918#煤层0.8613.0227.5531.996400有煤尘爆炸性2001-15017#煤层1.3615.7525.6930.996240有煤尘爆炸性2001-15119#煤层0.8017.8425.3531.165400有煤尘爆炸性据鉴定结果,各煤层均有煤尘爆炸危险性。(2)煤层自燃倾向性煤层的自燃倾向性,经重庆煤炭科学研究院鉴定,各煤层均属不易自燃煤层,其结果见下表1-3-6。表1-3-6 煤炭自燃倾向等级鉴定报告表局矿名称盘江煤电集团公司山脚树矿采样日期2001.8.8鉴定日期2001.8.17试样编号采 样 地 点工业分析(%)着火温度()T自燃倾向分类MadAadVadT氧T原T还2001-09410#煤层1.7233.5337.1133735036326三类2001-09512#煤层0.809.2235.1534735736114三类2001-14815#煤层1.2118.7133.0933633834913三类2001-14918#煤层0.8613.0231.993583603624三类2001-15017#煤层1.3615.7530.993623643675三类2001-15119#煤层0.8017.8431.163493513578三类2001-15210#煤层0.8013.9631.323563573626三类备 注一类:极易自燃的;二类:易自燃的;三类:不易自燃的。1.3.3水文地质条件矿床开发充水的有关地层有飞仙关、龙潭组和峨眉山玄武岩组,这些地层富水性、透水性弱,它们既是煤矿床弱含水层,又起到阻隔富水性较强的永宁镇组、茅口组地下水的作用。一般情况下大气降水是矿井的主要充水水源。(1)、井田范围内的主要地表水源井田内的主要充水水源为拖长江最大流量为294.08立方米/秒,最小流量0.809立方米/秒,经井田南部拖长江公路桥旁设站(BM4)观测,拖长江最高水位为1548.23米,另外,井田内溪流较多,雨后水量增加多数自东向西汇入拖长江。对矿床开采无影响。(2)、断层含水性及导水性井田内共发现大小断层39条,其中地表出露18条,其余为隐伏断层,较大的为F18、F19、F20断层均穿过拖长江,据井巷揭露,断层均为封闭性端,断层破碎带一般已胶结,无水。(3)、相邻矿井开采及报废后对矿井充水影响山脚树矿北临月亮田矿南三采区,以F15-1断层(落差约200m,南北走向宽度约500m)为界,其涌水量为80.5至360立方米/小时,开采中在井田边界已按技术规范留设了保安煤柱,因此,在矿井开采过程中,在边界允许范围内该矿井开采和报废后都不对矿井充水发生影响。(4)、井田内老窑及小煤矿对矿井充水的影响矿区内采煤历史较为悠久,无证非法开采小窑已关闭,目前井田范围内有3对合法小型煤矿,分别是封家营煤矿、胜金山煤矿和聚保煤矿,其开采范围没有越界。已经关闭的小窑开采深度为50150米左右,最低标高在1530m以上,而山脚树矿生产水平在13701250米标高之间,小窑开采范围距北采区井筒最近的达200m、距采掘工作面最近的达600m以上,故废弃小窑和生产小煤矿对矿井充水、排水不会造成安全威胁。综上所述,山脚树矿井的主要充水来源于大气降水、风化裂隙含水层中的泉水及三叠系飞仙关组绿色层裂隙水、滑坡裂隙水,通过采空区裂缝、导水裂隙、冒落带渗透到矿井,但矿区地表沟谷发育,地形坡度较大,泄洪条件较好,上述充水水源绝大多数均以山洪的形式排泄,渗透量较小,渗透速度较慢。矿井水文地质属简单型。2007年矿井最大涌水量为600m3/h,正常涌水量160m3/h。 1.3.4地温区矿井地温1622,无异热区,一般随开采深度增加呈规律性递增,地温梯度无实测资料。2 井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田范围在煤田划分为井田时,要保证各井田有合理的尺寸和境界,使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有:1)井田范围内的储量,煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应;2)保证井田有合理尺寸;3)充分利用自然条件进行划分,如地质构造(断层)等;4)合理规划矿井开采范围,处理好相邻矿井间的关系。根据山脚树矿采矿许可证,该矿区范围拐点坐标由25个拐点圈定,开采深度:+1654+1000m标高,井田面积为:22.771km2,其拐点坐标见表,采矿许可证拐点坐标见表2-1-1。表2-1-1 矿区范围拐点坐标拐点号X坐标Y坐标128659373511956022866570354518953286723535454659528655003545475072863790354547358286266734453770102811955452645928622523545041762864232354494852.1.2开采界限该区含煤地层属二迭系上统龙潭煤组,煤系地层厚约220米至260米,平均240米左右,含煤40至60余层,可划分为3个含煤组主要可采煤层12层,其中可采和局部可采煤层共12层,其中:可采煤层为10、12、15、18、18-1、19、20等7个煤层,主采煤层为12煤层。其它为不稳定的局部可采煤层煤。2.1.3井田尺寸井田近似为一矩形,南北平均在4.34 km左右,东西宽平均5.2km左右。面积井田面积为:22.6km2。2.2矿井工业储量2.2.1地质资源储量1)地质资料依据矿方提供的建井过程中揭露的地质资料。2)储量计算基础(1)本次储量计算是按照煤、泥炭地质勘查规范DZ/0215-2002要求的工业指标进行资源储量计算,炼焦用煤最低开采厚度为0.7 m,最高灰分不得超过40%,最高硫分不得超过3%;(2)储量计算厚度:夹矸厚度不大于0.05 m时,与煤分层计算,复杂结构煤层的夹矸总厚度不超过每分层厚度的50%时,以各煤分层总厚度作为储量计算厚度;(3)井田内主要煤层稳定,厚度变化不大,煤层产状平缓,勘探工程分布比较均匀,本次储量计算只针对主采煤层,采用地质块段的算术平均法;(4)煤层容重:主采煤层12号煤层平均容重为1.40 t/m3。3)储量计算本勘探区主采煤层为12号煤层,采用地质块段法来划分储量块,根据等高线和钻孔的疏密程度将矿体划分为ABCDE五个块段,井田块段划分如图2.2.1,用算术平均法求得各块段的储量,地质资源储量即为各块段储量之和。 图2.1 井田储量计算块段划分 表2-2-2 各块段的地质资源储量ABCD面积 /m25041880278575762779654296420平均倾角 /7.399.195.418.43密度 /tm-31.40 1.40 1.40 1.40 12煤层厚度 /m4.444.464.494.54地质资源储量 /万t3134.031731.633937.542706.74总储量/万t11509.94 2.2.2工业资源/储量矿井工业储量是指地质资源量经可行性评价后,其经济意义在边际经济及以上的基础储量的内蕴经济的资源储量乘以可信度系数之和,计算公式如下:2.矿井工业资源/储量根据钻孔布置,在矿井地质资源量中,60%是探明的,30%是控制的,10%是推断的。根据煤层厚度和煤质,在探明的和控制的资源量中,70%的是经济的基础储量,30%的是边际经济的基础储量,则矿井工业资源/含量由下式计算。 矿井工业资源/储量; 探明的资源量中的经济的基础储量; 控制的资源量中的经济的基础储量; 探明的资源量中的边- 配套讲稿:
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