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编号:( )字 号本科生毕业设计题目:小峪煤矿0.9Mt/a新井通风与安全设计掘进工作面瓦斯涌出防治技术姓名: 学号: 21096209 班级: 安全工程2009-1班 二 一 三 年 六 月中 国 矿 业 大 学本科生毕业设计姓 名: 学 号: 21096209 学 院: 应用技术学院 专 业: 安全工程 设计题目: 小峪煤矿0.9 Mt/a新井通风与安全设计 专 题: 掘进工作面瓦斯涌出防治技术 指导教师: 职 称: 教 授 2013年6月 徐州中国矿业大学2013届本科生毕业设计中国矿业大学毕业设计任务书学院 应用技术学院 专业年级 安全工程2009级 学生姓名 任务下达日期:2013年2月25日毕业设计日期:2013年3月11日 至 2013年6月1日毕业设计题目: 小峪煤矿0.9Mt/a新井通风与安全设计毕业设计专题题目: 掘进工作面瓦斯涌出防治技术毕业设计主要内容和要求:毕业设计由一般部分、专题和外文翻译三部分组成。一般设计部分:题目为小峪煤矿90万t新井通风系统设计。主要内容包括井田开拓、带区巷道布置、采煤方法及工艺、矿井通风设计、矿井安全技术措施设计(选择防火灌浆设计)部分。专题部分:题目为掘进工作面瓦斯涌出防治技术。对掘进工作面瓦斯治理方面进行分析,分析目前我国矿井掘进工作面瓦斯防治技术的优缺点及其应用,提出瓦斯治理技术发展新方向。设计要求:独立完成上述设计内容,方案论证,计算、分析要正确,专题要有自己的见解,结论要合理,说明书条理要清楚,论证充分,文字通顺,符合专业技术用语要求,图纸完备、正确。翻译部分题目:Shearer coal dust control measures to improve翻译要求:译文字数不少于3000,语句通顺、完整,语意准确。院长签字: 指导教师签字:中国矿业大学毕业设计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设计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: 指导教师签字: 年 月 日中国矿业大学毕业设计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: 指导教师签字: 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 日中国矿业大学2013届本科生毕业设计摘 要本设计包括三个部分:一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分是小峪煤矿0.9Mta新井通风安全设计。全篇共分为五章:矿区概述及井田地质特征、井田开拓、采煤方法及盘区巷道布置、矿井通风和矿井安全技术措施。小峪煤矿矿位于山西省大同市南郊区,矿井总面积是13.328平方千米,矿井主采煤层是16号煤层,平均厚度是3.0m,角度平均是3度,矿井的工业储量是10837万吨,设计可采储量是7739.2万吨,矿井的正常涌水量是50 m3/h,最大涌水量是90 m3/h,相对瓦斯涌出量2.33 m3/t,为低瓦斯矿井。小峪煤矿新井设计年生产能力为0.9Mt/a,服务年限为57a。矿井工作制度为“四六”制。 矿井的采煤方法为长壁综采开采。开拓方式为斜井单水平开拓,一水平标高为1140m。矿井布置一个工作面生产,一个工作面备用,年生产能力为0.9Mt。工作面长度为150 m。煤炭运输方式为连续胶带运输;辅助运输采用无级绳连续牵引车运输人员、材料和矸石。矿井通风方法为抽出式通风,通风方式为中央并列式。专题部分简单介绍了掘进工作面瓦斯涌出防治技术。矿井瓦斯涌出是指在矿井建设和生产过程中从煤与岩石内涌出的瓦斯,根据矿井瓦斯涌出在时间与空间上分布形式的不同,分为普通一般涌出与特殊异常涌出。在矿井生产实践过程中,掘进工作面极易发生瓦斯涌出,包括瓦斯喷出和煤与瓦斯突出的现象。本文总结了国内外掘进工作面瓦斯涌出防治机理、现状及掘进巷道煤与瓦斯突出机理,对瓦斯流动场模型及掘进巷道瓦斯涌出进行了分析,同时对矿井生产过程中掘进巷道存在的问题进行了总结、归纳,针对瓦斯在掘进巷道涌出的综合治理技术进行了较深入的分析和探讨,为保证矿井安全高效生产提供一定的技术指导。翻译部分题目为“Shearer coal dust control measures to improve.”关键词:新井设计; 开拓; 采煤方法; 走向长壁综合机械化开采;矿井通风;安全措施; 防灭火; 防尘。ABSTRACTThe design consists of three parts: the general part of the thematic segment and translation section.General part is small valley mines 0.9Mt / a new well ventilated safety design. Whole chapter is divided into five chapters: Overview and Ida mine geology, Ida exploration, mining methods and extents roadway layout, mine ventilation and mine safety technical measures.Small valley coal mines located in southern suburb of Datong City, Shanxi Province, the total area of the mine is 13.328 square kilometers, mine is the 16th main coal seam floor, with an average thickness of 3.0m, an average of 3 degrees angle, mine industrial reserves are 108,370,000 tons, the design is 77.392 million tons of recoverable reserves, the mine water inflow is normally 50 m3 / h, the maximum water yield is 90 m3 / h, relative gas emission 2.33 m3 / t, for the low gas mine.Small valley mines of new wells designed annual production capacity of 0.9Mt / a, length of service as 57a. Mine work system as forty-six system. Mine mining method is fully mechanized longwall mining exploitation. Inclined to explore ways to develop a single level, a level of elevation of 1140m. Mine production arranged a face, a face spare, the annual production capacity of 0.9Mt. Face length of 150 m. Coal transport as a continuous tape transport; auxiliary transport stepless rope continuous tractor transport personnel, materials, and waste rock. Methods for the mine ventilation exhaust ventilation, ventilation for the central parallel.Thematic section briefly describes the STRATA CONTROL TECHNOLOGY.Mine Gas Emission refers to the process of mine construction and production from coal and gas gushing rock, according to mine gas emission distribution in time and space on different forms, divided into ordinary and special exception generally gush gush. In mine production practice, heading face prone to gas emission, including gas and coal and gas outburst ejection phenomenon. This paper summarizes the domestic STRATA prevention mechanism, Present and roadway coal and gas outburst mechanism of the gas flow field model and roadway were analyzed gas emission, while the mine roadway production process problems a summary, induction, gas in the roadway for the comprehensive management techniques gush more in-depth analysis and discussion, in order to ensure safe and efficient mine production to provide some technical guidance.Translate part entitled Shearer coal dust control measures to improve.Keywords:new well design; develop; mining methods; mechanized longwall mining; mine ventilation; safety measures; fire prevention; dust.目 录一 般 部 分11 矿区概述及井田地质特征11.1矿区概述11.1.1交通位置11.1.2地形地貌11.1.3河流水系11.1.4气象及地震特征11.1.5主要自然灾害11.1.6矿井电源、水源及通讯情况11.2井田地质特征11.2.1井田地质构造11.2.2水文地质11.3煤层特征11.3.1煤层赋存条件11.3.2煤质11.3.3矿井瓦斯、煤尘爆炸及煤层自燃倾向性12 井田开拓12.1井田境界及可采储量12.1.1井田境界12.1.2可采储量12.1.3矿井设计生产能力及服务年限12.1.4井型校核12.2井田开拓12.2.1井田开拓的基本问题12.2.2矿井基本巷道12.2.3大巷运输设备选择12.2.4矿井提升13 采煤方法及带区巷道布置13.1煤层地质特征13.1.1带区位置13.1.2煤层埋藏条件13.1.3煤层顶底板条件13.1.4水文地质13.2带区巷道布置及生产系统13.2.1确定带区巷道布置及生产系统的原则13.2.2采煤方法及工作面长度的确定13.2.3工作面接替顺序13.2.4生产系统13.2.5带区巷道掘进方法的确定13.2.6带区生产能力的确定13.3采煤方法13.3.1采煤工艺方式13.3.2回采巷道布置14 矿井通风14.1矿井通风系统选择14.1.1矿井通风系统的确定14.1.2矿井通风系统方案比较14.2带区通风14.2.1带区通风总体要求14.2.2采煤工作面通风类型的确定14.2.3通风构筑物14.2.4带区通风系统评价14.3掘进通风14.3.1局部通风方法和布置方式14.3.2掘进工作面需风量的计算14.3.3风筒材料、规格及接头形式14.3.4掘进通风设备的选型14.3.5技术要求和安全注意事项14.4矿井所需风量14.4.1矿井实际需风量14.4.2矿井实际需风量14.4.3矿井风量的分配14.4.4风速验算14.5矿井通风阻力14.5.1矿井通风阻力计算原则14.5.2矿井通风容易和困难时期阻力计算14.5.3矿井总风阻计算14.5.4矿井等积孔计算14.6矿井主要通风机选型14.6.1矿井通风设备的要求14.6.2主要通风机选型14.6.3电动机选型14.7矿井反风措施及装置14.7.1矿井反风的目的和意义14.7.2反风方法及反风装置14.7.3区域性反风和局部反风14.7.4防爆门14.7.5扩散器14.7.6风硐14.7.7消音装置14.7.8通风机房布置图14.8概算矿井通风费用14.8.1风机消耗电费14.8.2设备折旧费14.8.3材料消耗费用14.8.4通风工作人员工资费用14.8.5矿井每采一吨煤的通风总费用14.9防止特殊灾害的安全措施14.9.1防治瓦斯、煤尘的措施14.9.2防火措施15 矿井安全技术措施15.1矿井安全技术概况15.2矿井粉尘15.2.1矿井粉尘的危害15.2.2防尘措施概况15.2.3喷雾洒水系统15.2.4煤层注水设计15.3事故预防及应急处理计划的编制1参考文献:1专 题 部 分1掘进工作面瓦斯涌出防治技术11引言12.突出现状分类13.延期性突出的分析14.瓦斯抽放技术14.1先抽后掘技术14.2边抽边掘方法14.3开采保护层15.存在的问题及思考15.1钻孔施工15.2煤层的透气性15.3封孔工艺及孔口负压16.结语1翻 译 部 分1英文原文1Shearer coal dust control measures to improve11 Foreword12 Shearer structural improvements12.1 Shearer pick the classification12.2 measures to reduce the dust12.3 speed traction control Shearer13 ways to improve Shearer spray nozzle13.1 increase before the water pressure13.2 spray form of improvement14 Other measures1References:1中文译文1采煤机煤尘防治措施的改进11 前言12 采煤机结构的改进12.1采煤机截齿的分类12.2减少粉尘产生的措施12.3控制采煤机的牵引速度13 改进采煤机的喷雾方式13.1加大喷嘴前的水压13.2喷雾方式的改进14 其它措施1致 谢1第1页 中国矿业大学2013届本科生毕业设计 第50页一般部分1 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1交通位置小峪煤矿位于朔州市怀仁县小峪镇与新家园镇(原)之间。行政隶属朔州市怀仁县。地理坐标为东经11251301125440,北纬394801395021。井田东西长约4.5km,南北宽约3.5km,面积为13.328km2。煤矿铁路专用线向东14公里与北同蒲线的宋家庄车站相接,铁路编组站在小峪口山前冲击平原上,由编组站到宋家庄车站向北在大同与京包线相接,向南至朔州和太原。从井田有混凝土公路向东10km与大(同)-运(城)二级公路相通,交通便利。井田到小峪口5km,到怀仁县城25km,到大同市25km,本区铁路运距表见表1-1,表1-1 铁路运距表起点到达运距(km)起点到达运距(km)起点到达运距(km)小峪矿大同50.0大同北京382.0大同太原355.0大同张家口183.0大同呼和浩特286.0大同包头434.0大同秦皇岛653.01.1.2地形地貌小峪井田属高原地带的山岳丘陵区和低山区,井田内地层下缓,沟谷发育,汇水面积内广大地区波状起伏,有残留不完整的黄土塬、梁。地表松散沉积物厚021.16m。井田内地表最高点位于西南部01号钻孔以西,标高1430.70m;最低点位于东南大西沟沟口处,标高1220.70m,最大相对高差210m。1.1.3河流水系本区属海河流域,永定河水系,桑干河支系。区内河谷以小峪沟为主,水系纵横交错,于小峪村分两支,一支为大东沟(车道沟),源于北部睡佛寺山,老婆山分水岭,为扇状水系,区内全长约8.6km,坡度0.024。上游冲沟中有细小的泉水出露,水量时有时无极不稳定,日常流量1.641.96L/s,山涧短时洪流为0.544m3/s。另一支为大西沟,源于西北山疙瘩、睡佛山分水岭一带,全长约7.7km,坡度0.027,为扇状水系,平时径流时有时无,短时洪流为1.37m3/s。小峪矿交通位置见下图1-1。图1-1 小峪矿交通位置图1.1.4气象及地震特征本区属中温带半干旱大陆气候,据怀仁县气象站19721980年资料:1、气温:各月年平均气温6.98.2,各月平均气温9.622,季温和日夜温差显著,自当年十一月起至翌年三月,为寒冷冰冻时间,冻结深度为1.5m,月平均气温14.22.7,自四月起温度回升,五九月气候温暖,月平均气温6.723.3,极端最高气温31.536.6,极端最低气温2126.3,平均日温差1.2314.8。2、 降水量:年降雨量244564.9mm,年平均降雨量379.5mm,一般为313.5448.1mm,多集中于69月,占全年降雨量65%86%,历年各月日最大降雨量87mm,历年各月日一小时最大降雨量33.9mm,历年各月最大降雨量259.3mm,最高洪水位为300mm,降雨最多日数12.8天。3、蒸发量:年蒸发量1883.52367.5mm,以5、6、7三个月蒸发量最大,占全年蒸发量的50%60%,蒸发量大于降水量49.5倍。4、风力:各月年平均风速2.83.3m/s,全年多在36月的风速最大,次数最多,时间最长,日数3.37.9天。最大风速20.3m/s,多为西风、西北风,各月沙暴日数以36四个月最多。5、结冰和解冻:每年初霜日期9月底或10月初,终霜日期翌年4月底或5月初,历时半年之久。土壤冻结在11月底或12月初,冻结深度为105186cm。6、地震:根据山西省地震局【78】省震字第29号文关于颁发山西省地震基本烈度区划图及说明的通知,怀仁县地震基本烈度为78级。1.1.5主要自然灾害主要自然灾害有顶板事故、水灾、火灾、煤尘爆炸、瓦斯积聚。1.1.6矿井电源、水源及通讯情况1、供电电源小峪矿井现有一座35/6KV中央变电所,35KV电源一回引自怀仁110KV,一回引自王坪110KV。变压器总装机容量12500KVA,变压器两台,一台运行,一台备用。2、供水水源小峪口外山前平原潜水水量充沛,水质好,是主要的供水水源。本矿在小峪口己有六口深水井,出水量200m3/h,大东窑也有一口深水井,出水量150m3/h。3、通讯生产公司调度系统原有的电话通讯设施安装于1989年,由于使用时间长,造成维修和使用过程中的难度较大。为使生产调度人员及时了解全矿的生产情况,迅速地进行调度指挥,因此小峪矿于 2004年投资17.34万元购买了国营834厂DDK6M160门数字程控交换机,并配置了相关材料,于2004年12月29日开始机架安装和线路整理,于2005年元月5日正式开通运行。1.2井田地质特征1.2.1井田地质构造一、地层小峪煤田位于大同向斜的东南部边缘,基岩地层出露比较好,为一向东北倾斜的单斜构造,地层走向N2040E,边缘陡立,向内逐渐变平缓,地层倾角一般310,地质构造简单,地层出露地层完整。井田出露地层由老至新有:1、奥陶系(O)为煤系地层的基盘,由浅灰深灰色白云岩、灰岩,偶夹泥灰岩、竹叶状灰岩和砂质泥岩组成,厚约240m。2、石炭系(C)(1)中统本溪组(C2b):主要由铁铝质泥岩、铝土岩、泥岩、砂质泥岩、砂砾岩夹12层石灰岩组成,中部一层较稳定为K1灰岩,含煤建造古地理类型为滨海平原型,厚27.2334.02m,平均30.11m,与奥陶系为平行不整合或轻微角度不整合。(2)上统太原组(C3t):主要由砂质泥岩、砂岩、砂砾岩和煤层组成含丰富的植物化石和少量腕足类化石,主要可采煤层为18号煤层,含煤建造的古地理类型为滨海冲击平原型和滨海三角洲型。厚80.84121.63m,平均厚102.53m。3、二叠系(P)(1)下统下部山西组(P1s):主要为砂岩、砂砾岩、砂质泥岩、泥岩组成,夹有煤层。本组地层厚60.35102.95m,平均为83.00m,含丰富的植物化石,主要可采煤层为16号煤层,含煤建造的古地理类型为大陆冲击平原型。(2)下统上部下石盒子组(P1x):下段K4为含砾中、粗粒砂岩,有时相变为粉砂岩,浅灰灰白色,有时为灰绿色,中厚层块状。厚0.7512.70,平均为3.55m,楔形层理,与下伏地层为冲刷接触。上段为灰白色砂砾岩,紫红色、灰绿色砂质泥岩、粉砂岩。厚度、岩性变化大。发育大型斜层理,河床特征明显,古气候条件由潮湿向干燥变化。为山前冲击平原型含煤建造。下石盒子组完整地层厚61.1993.50m,平均79.94m,由于冲刷剥蚀赋存不全,厚21.0493.50m,平均65.50m。(3)上统上石盒子组(P2s):底部为K5含砾粗砂岩,灰白色,泥质胶结,斜层理,风选和磨圆均差。厚1.2016.18m,一般厚为8.00m。上部为紫红色、灰绿色砂质泥岩、灰白色砂砾岩。上端底部为K6细砾岩,灰白色,不规则斜层理。上部为紫红色砂岩、泥岩、灰白色砂砾岩。植物化石稀少。本组为山前冲击平原沉积建造,本区因受强烈剥蚀,所残留厚度不大,厚096.11m,一般为平均25.00m。4、白垩系(K)为中粗砾岩,灰绿色。砾石成份以石英岩为主,次为燧石、灰岩、岩浆岩、灰绿色砂泥岩。磨圆度好而分选性差,砂泥质胶结。厚度10.8m左右。5、第四系(Q)上更新统(Q3):为风积层,由黄色亚砂土,亚粘土组成,垂直节理发育,厚021.00m,一般厚7.00m。与下伏地层为角度不整合接触。全新统(Q4):为冲、洪积层,由砾石、砂组成,分布于现代沟谷中,厚07.85m,平均厚3.50m。二、含煤地层小峪井田含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。1、太原组(1)下段K2为石英细砾岩、细砂岩、粉砂岩,灰白色块状,厚度为0.755.99m,平均厚4.46m。泥质粉砂岩砂岩:深灰灰黑色,与下伏地层为过度关系,含植物化石碎片,夹19号煤层,该煤层为不稳定煤层,厚度为0.41m,全井田不可采。为沼泽相泥炭沼泽相,厚度为3.8021.50m,一般为9.30m。菱铁质泥岩:深灰色,含大量菱铁质结核,薄层页片状,与上覆地层为渐变关系。向上逐渐含粉砂岩。厚度18.67m左右。(2)中段泥岩砂岩:黑灰色,致密、块状,含丰富植物化石,为湖泊相。厚0.805.64m,平均2.63m。18号煤层:全井田可开采,煤层结构较简单,为沼泽相泥炭沼泽相,厚1.583.80m,平均2.80m。粉砂岩泥质粉砂岩砂质泥岩互层:深灰色灰黑色,团块状页片状。含大量植物化石碎屑和植物化石,夹一层煤,为不稳定煤层,厚度为0.38m,全井田不可采。为湖沼相,厚1.047.98m,平均厚3.15m。含细砾石英砂岩:灰白色,夹砾岩透镜体。砾石次棱角状次圆状,发育大型斜层理和楔开交错层理,含大量大型硅化木,局部相变为细砂岩,为河床相。层厚332m,一般23m。中粗粒砂岩:灰白色,水平波状层理。含铁质结核。与上下底层均为渐变关系,厚6m左右。泥质粉砂岩粉砂岩细砂岩:由下而上渐粗,浅灰灰色,薄层状。水平波状层理,含大量铁质结核。与下伏地层为渐变关系。厚度一般为2m左右。(3)上段灰黑色泥岩为为沼泽相泥炭沼泽相,厚06.59m,平均2.11m。细砂岩粉砂岩:薄层状由下而上渐细,与下伏地层渐变关系,为河漫相,厚07.90m,一般3.00m。泥质粉砂岩粉砂质泥岩:深灰灰黑色,含大量植物化石碎屑和丰富植物化石,为湖沼相,此地层与下伏地层为渐变关系。厚0.77.3m,一般5.06m。17号煤层:全井田不可开采,煤层结构复杂,为沼泽相泥炭沼泽相,厚00.67m,平均0.38m。泥岩砂岩:黑灰色,含大量植物化石碎屑。为沼泽相泥炭沼泽相。厚4.2512.76m,平均7.05m。含细砾粗砂岩:灰白色,碎屑棱角状次棱角状,楔形斜层理,夹砾岩透镜体,铁泥质胶结,局部相变为泥质粉砂岩。厚度为4.2418.22m,一般13.30m。2、山西组(1)下段K3下部为深灰色菱铁泥岩,泥质粉砂岩,泥质粉砂岩,细砂岩,夹黑色泥岩,其上部发育一层不稳定薄煤层。此套地层常为含砾粗砂岩。沉积岩相为河床相河漫相湖泊相泥炭沼泽相。上部为含砾粗砂岩,含细砾岩透镜体,灰白色,由下而上颗粒渐细,与上覆地层为渐变关系,与下伏地层界面清楚。斜层理发育,似层状透镜状。常相变为粉岩,泥质粉砂岩,砂质泥岩。沉积岩相为河床相河漫相。K3总厚度0.5510.39m,平均3.90m。煤层底板,为深灰色灰黑色砂质泥岩,泥岩,页片状薄层状,夹粉砂岩,细砂岩透镜体,与下伏地层为渐变关系,含植物化石。为河漫相湖泊相,厚度0.234.12m平均2.10m。16号煤层:全井田可采,局部有冲刷变薄现象,结构简单,厚度0.977.22m,平均3.00m。(2)上段为深灰色灰黑色砂质泥岩,粘土泥岩,泥质粉砂岩和灰色粉砂岩、细砂岩互层,夹灰白色,透镜状似层状砂砾岩及15号不稳定薄煤层,砂砾岩斜层理发育,与下伏地层为冲刷接触。含大量硅化木。细碎屑岩中含大量植物化石碎屑和完整植物化石。沉积岩相为河床相河漫相沼泽相泥炭相泥炭沼泽相湖泊相。厚46.9194.53m,一般为74.00m。下图为井田地质综合柱状图1-2。图1-2 井田地层综合柱状图3、地质构造一、褶皱:本区位于大同向斜的南东翼。区内发育北东向的,与主向斜轴平行的次级褶皱小峪向斜和背斜。向斜轴走向40-45,向南西方向倾伏。背斜轴平行向斜轴,北西翼产状6-10。褶曲沿吴家窑东山村小峪煤矿一线展布,延展长度约6km,向斜在小峪煤矿上石盒子组下部地层中表现为轴部平缓开阔的箱状褶曲。二、断层:区内出露之断层落差较大的断层没有,小断层对巷道布置及回采工作没有影响。1.2.2水文地质井田内除第四纪冲积孔隙水及风化壳含水量较丰富外,其下伏中生界、古生界地层岩石固结坚实,裂隙少,岩石一般不含水或含水微弱,水文地质条件简单。地下水主要靠大气降水含水,冲积层、风化壳距地表近,易接受补给。岩石裂隙不发育,含水补给条件差,含水性很弱,又因井田地势高峻,沟谷切割剧烈,排水条件好。水质类型为HCO3SO4-CaMg水,固形物6mg/L。全硬度19.97,PH值为7.4,水质较好,对建筑材料和设备腐蚀性较小。矿井正常涌水量4060m3/h,最大涌水量为90m3/h。1.3煤层特征1.3.1煤层赋存条件该井田内赋存二叠系山西组和石炭系上统太原组煤层,本设计开采为二叠系山西组16号煤层。二叠系山西组含煤地层,厚60.53102.95m,一般厚83.00m,主要为砂岩、砂砾岩、砂质泥岩、泥岩组成,夹有煤层,含有较为丰富的植物化石。石炭系太原组含煤地层,厚80.84121.63m,平均厚102.53m,主要由砂质泥岩、砂岩、砂砾岩和煤层组成含丰富的植物化石和少量腕足类化石,含煤建造的古地理类型为滨海冲击平原型和滨海三角洲型。山西组和太原组在该井田内共含煤5层(15、16、17、18、19),煤层总厚3.4811.93m,平均厚6.91m,含煤系数16.7% 。其中可采和局部可采煤层为16、18号煤,其它为薄而不稳定煤层,工业价值不大。1、煤层情况区内可采煤层分述如下:(1)16号煤层:位于山西组下部,煤厚0.977.22m,平均厚3.50m。煤层顶板多为中、粗砂岩、砂质泥岩,底部为高岭质泥岩、粉砂岩。结构简单,一般含23层夹矸。夹矸多为炭质泥岩和高岭岩,属稳定可采煤层,可采性指数100。(2)18号煤层:位于太原组上段,距16号煤层下2040m,平均30m。煤厚1.583.80m,平均厚2.80m,煤层顶板多为砂质泥岩、高岭质泥岩,底部多为砂质泥岩、泥岩。结构简单,一般含13层夹矸。属稳定可采煤层。开采煤层特征见表1-2表1-2 煤层特征表层号煤层厚度最小最大层间距最小最大岩 性夹矸稳定性及可采性顶板底板平均平均160.977.2255.8278.37中、粗砂岩、砂质泥岩高岭质泥岩、粉砂岩23稳定全煤田可采3.00181.583.8065.05砂质泥岩、高岭质泥岩砂质泥岩、泥岩13稳定全煤田可采2.802、煤层顶底板情况各煤层顶底板岩性:石炭系上部煤层的顶板受到山西组不同程度的冲刷,岩性变化大,而且煤层之间局部为近距离煤层,层间距变化亦较大。(1)16号煤层:顶板一般为灰黑色炭质泥岩,细砂岩、砂质砾岩,底板为高岭质泥岩、粉砂岩。(2)18号煤层:顶板为深灰色炭质泥岩,或灰褐色细砂岩,底板为砂质泥岩或泥岩。1.3.2煤质1、物理性质本区15、16号煤层,大多数以弱玻璃光泽为主,17、18、19号煤层大多数以玻璃光泽为主。各可采煤层均为黑色,阶梯参差状断口,比重一般在1.4左右,个别略高。除17、18、19号煤层出现叶片状结构外,大多数以条带状结构为主。各可采煤层宏观特征均以半暗淡半光亮型为主,个别为暗淡型及光亮型,内生裂隙发育。从全区来看,各可采煤层均属低变质阶段,除在辉绿岩、煌斑岩岩墙两侧12m内煤层发生接触变质外,一般变化很小,基本属同一变质阶段。2、化学性质(1)水分:原煤空气干燥基水分两极值在0.373.56%,各煤层水分平均含量一般在1.50%左右。(2)灰分:原煤灰分较高,属中灰分富灰分Ag=24.1730.00%。(3)挥发分:挥发分一般在37.0138.98%。(4)全硫分:全硫含量在上下煤层中差异较大,上部15、16、17、18号煤全硫含量一般在0.50%左右,并以有机硫为主,原煤经过洗选后,全硫含量反而略有上升。下部19号煤层原煤全硫含量增高到2.072.31%,并以硫化铁为主,原煤经过洗选全硫含量明显下降,一般为0.8%。(5)发热量:发热量一般为19.1330.46MJ/Kg。纵观太原组煤层从上到下,灰份、全硫含量逐渐增大,挥发份变化不大,精煤回收率在7.676.28%之间,属于低中等。精煤灰分大多小于10%,全硫大多小于1%,挥发份为3741%,胶质层厚度在1920mm之间,故多为气煤与肥气煤。矿井原煤煤质化验结果和精煤煤质化验结果分别见表1-3、1-4。从上述煤质资料及经济效益考虑,主要可作动力用煤及工业锅炉和民用燃煤,也可用于气化和炼焦配煤。此外,煤的含油率较高,变质程度低,可考虑作液化用煤。表1-3 煤质化验表项目煤层号Ad%Vdaf%St.d%Qgr.daf(MJ/kg)1618.0134.2938.1940.480.61.0232.6534.2226.86(5)39.41(5)0.74(5)33.42(5)1814.4428.9736.2540.550.412.2023.1628.1622.24(9)38.27(9)0.99(9)25.09(3)表1-4 精煤煤质化验表 项目煤层Ag%Vdaf%St.d%Y(mm)精煤回收率(%)167.259.5337.3141.050.510.6914.517.549.698.1538.6640.574185.1011.2733.3041.760.460.91132027.9568.157.7037.900.6549.531.3.3矿井瓦斯、煤尘爆炸及煤层自燃倾向性1、瓦斯根据地质报告和生产实践,本矿瓦斯含量不大,属低沼气矿井。但从本矿历年来生产情况来看,沼气含量是逐年增加的,最低为2.33m3/t,最高为5.14m3/t。二氧化碳含量也同样增加,最低为3.30m3/t,最高为6.48m3/t。矿井内未发生过沼气突出和爆炸事故,但却发生过因通风不良造成瓦斯局部超限致使职工窒息死亡事故。故随着煤层开采深度的加深,瓦斯含量有逐渐增高的趋势,应采取相应的安全措施。2、煤尘煤尘爆炸指数为3341%,属有煤尘爆炸危险的矿井。应采取有效防尘洒水措施。3、煤的自燃煤层有自燃发火倾向。井下现已有发火区两处,自燃发火期为1224个月。采空区需要灌浆防火或灌浆灭火工作。4、矿井煤与瓦斯突出危险性根据山西煤田地质勘探115队2005年5月提交的山西省大同小峪井田煤炭资源勘探地质报告,该井田的煤层不存在煤与瓦斯突出的危险性。2 井田开拓2.1井田境界及可采储量2.1.1井田境界一、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。本井田位于大同矿务局总体发展规划中的,根据以上原则,按矿区内统一划分的井田边界,井田总体呈方形。井田范围为:东部边界:芦子沟煤矿;北部边界:东沟煤矿和柏山煤矿;西部边界:簸箕掌煤矿;南部边界:沙石煤矿和王坪煤矿。经勘探井田大至东西走向,南北倾向,走向长最大4500米,最小3000米,平均为3750米,倾向长最大3650米,最小3000米,平均为3375米,煤层投影面积为13.328平方公里。井田境界关系图如图2-1。图2-1 井田境界关系图二、开采界限本井田的主要含煤地层由老至新为:太古界集宁群、寒武系、奥陶系马家沟组、石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子组、第四系中、上更新统、全新统。本设计涉及的含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系太原组,在该井田内共含煤5层(15、16、17、18、19),煤层总厚3.6810.13m,平均厚6.91m,含煤系数16.7% 。其中可采煤层为16、18号煤,其它为薄而不稳定煤层,工业价值不大。三、井田拐点坐标坐标根据山西省国土资源厅2008年2月颁发的小峪煤矿采矿许可证(证号为1400000830039),小峪煤矿井田由下列拐点坐标连线闭合构成。见表2-1。 表2-1 井田境界拐点坐标表矿井拐点编号纬距(X)经距(Y)小峪煤矿1441180053120024411500531200344115005333504441180053335054411800535199644082765345447440827653219784408501532197944089525307001044118005307002.1.2可采储量矿井预可行性研究、可行性研究和初步设计,应分别根据井田详查和勘探地质报告提供的“推断的”、“控制的”、“探明的”资源量,按国家现行标准固体矿产资源储量分类GBT 17766及煤、泥炭地质勘查规范DZT 0215划分矿井资源储量类型,计算“矿井地质资源量”、“矿井工业资源储量”、“矿井设计资源储量”和“矿井设计可采储量”。一、储量计算基础1根据小峪井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算。2依据生产矿井储量管理规程:煤厚,能利用储量最低可采厚度为0.7 m,暂不能利用储量厚度为0.6 m;煤的灰份指标,能利用储量灰份最高不大于40%(含40%),暂不能利用储量灰份最高不大于50%(含50%),超过51%则不计储量。3依据国务院国函(1985)5号文件关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复内容要求:禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量。4储量计算厚度:夹矸厚度不大于0.05 m时,与煤分层合并计算,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。5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,采用地质块段的算术平均法。6煤层容重:16和18号煤层容重为1.40t/m3。二、矿井工业储量计算工业储量是指在井田范围内,经过地质勘探厚度与质量均合乎开采要求,目前可供利用的列入平衡表内的储量,即A+B+C级储量。煤层工业储量按下式计算: (公式2-1)式中:Zg煤层工业储量,Mt; S井田面积,S=13.328Km2; M煤层厚度; 煤的容重,1.40tm3; 煤层平均倾角,3。16号煤层工业储量为:Zg16=13.32831.4cos3=56.05Mt;18号煤层工业储量为:Zg17=13.3282.81.4cos3=52.32Mt;则本井田的煤层工业储量为:Zg=56.05+52.32=108.37Mt。三、安全煤柱的留设1. 安全煤柱留设原则(1)工业场地、井筒留设保护煤柱,对较大的村庄留设保护煤柱,对零星分布的村庄不留设保护煤柱;(2)各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩层移动角确定工业场地、村庄煤柱。其已知条件为地面标高+1250m,表土层厚28m ,表土层移动角45,基岩移动角取7575,70;(3)围护带宽度:工业广场围护带20m,斜井两侧围护带20m;(4)表土平均厚度为15m;(5)井田境界煤柱宽度为30m;工业场地占地面积,根据煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明中第十五条,工业场地占地面积指标见表2-2。表2-2 工业场地占地面积指标井 型(万t/a)占地面积指标(公顷/10万t)240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8注: 1.占地指标中包括围墙内铁路站线的占地面积; 2. 在山区,占地指标可适当增加; 3. 附近矿井有选煤厂时,增加的数值为同类矿井占地面积的3040%; 4. 占地指标单位中的10万t指矿井的年产量。2.工业场地及斜井保护煤柱工业场地的布置应结合地形、地物、工程地质条件及工艺要求,做到有利生产,方便生活,节约用电。根据上述规定,本井田工业广场地占地面积S取值如下:S=1.590/10=13.5公顷=135000m由于长方形便于布置地面建筑,所以初步设定工业广场为长方形,即长方形长边为450m,短边为300m,工业场地边界外侧留20m围护带,斜井两侧留20m围护带。本矿井地质条件及冲击层和基岩移动角见表2-3。表2-3 本矿反斜井井筒地质条件及冲击层和基岩移动角斜井斜长/(m)斜井倾角/()煤层倾角/()煤层厚度/(m)冲积层厚度/(m)/()/()/()/()6581635.81545756777用作图法求出工业广场保护煤柱量,工业广场保护煤柱留设见图2-2。由此根据上述已知条件,可得出保护煤柱的尺寸为:由CAD作图法可得工业广场及斜井井筒保护煤柱尺寸为S16=370714.36m2,S18=481488.69m2。则工业广场保护煤柱损失量为: P1=SMcos (公式2-2)式中:P1工业广场及斜井井筒保护煤柱损失量,Mt; S工业广场及斜井井筒保护煤柱面积,m2; M煤层厚度,m; 煤的容重,1.40tm3; 煤层平均倾角,3。16号煤层:P=370714.3631.4cos3=1.56Mt18号煤层:P=481488.692.81.4cos3=1.89Mt则工业广场及斜井井筒保护煤柱损失量为P1=3.45Mt。图2-2 工业广场保护煤柱留设3.井田边界煤柱损失井田边界保护煤柱留设30m宽,则井田边界保护煤柱损失量可按下式计算: P2=LBM/cos (公式2-3)式中:P2边界煤柱损失量,Mt; L边界长度,15612m; B煤柱宽度,m; M煤层厚度,m; 煤的容重,1.40tm3; 煤层平均倾角,3。则井田边界煤柱损失量为:P2=15612305.81.40cos3=3.81Mt4.大巷保护煤柱大巷中心距离为30m,大巷两侧的保护煤柱宽度各为30m,大巷保护煤柱损失量可按下式计算 : P3=LBM/cos (公式2-4)式中:P3大巷保护煤柱失
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