安全工程毕业设计(论文)-四台矿180万ta新井通风安全设计【全套图纸】 .doc

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1、编号:( )字 号本科生毕业设计(论文)题目: 四台矿180万t/a新井通风安全设计 四台矿瓦斯综合治理技术研究 姓名: 学号: 21096219 班级: 安全工程2009-1班 二 一 三 年 六 月中 国 矿 业 大 学本科生毕业设计全套图纸,加153893706姓 名: 学 号: 21096219 学 院: 应用技术学院 专 业: 安全工程 设计题目: 四台矿180 万t/a新井通风安全设计 专 题: 四台矿瓦斯综合治理技术研究 指导教师: 职 称: 讲 师 2013年6月 徐州中国矿业大学毕业论文任务书学院 应用技术学院 专业年级 安全工程 09级 学生姓名 任务下达日期: 2013年

2、 2月 25日毕业论文日期: 2013年 3月11日 至 2013年 6月 1日毕业论文题目: 四台矿180万t/a新井通风安全设计毕业论文专题题目: 四台矿瓦斯综合治理技术研究毕业论文主要内容和要求:毕业设计由一般部分、专题部分和英文翻译三部分组成。一般部分:题目为四台矿180万t/a新井通风安全设计。主要内容包括井田开拓、采煤方法及带区巷道布置、矿井通风系统设计、矿井安全技术措施设计。专题部分:题目为四台矿瓦斯综合治理技术研究。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,用词准确,论证充分,文字通畅,符合专业技术用语要求,图

3、纸规范正确。翻译部分:题目为 Mine gas drainage and outburst control In Australian underground coal mines题目来源: First International Symposium on Mine Safety Science and Engineering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

4、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

5、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 要本设计包括三部分:一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分:四台矿180万t / a新井通风安全设计。井田南北长5公里,东西宽6公里,面积26.67平方公里,设计矿井服务年限为 65a。本设计采用双斜井单水平开拓,带区式布置。矿井开采煤层为11#煤层。带区为倾向长壁后退式开采。采煤方法为综合机械化一次采全高全部垮落法采煤。主斜井承担整个矿井出煤、兼进风同时作为安全出口

6、;副斜井主要承担运料、排矸、进人、进风、安全出口并敷设管道任务,风回风同时兼作安全出口。井田布置三条大巷,辅助运输大巷主要进风,其余风经运输大巷进入井下;回风大巷回风。三条大巷均布置在煤层底板中,回采巷道为双巷布置。煤巷掘进主要采用综合掘进机掘进,支护方式采用锚网索支护;岩巷采用钻眼爆破掘进,支护方式为锚网喷联合支护。副斜井及井下均采用无轨胶轮车车进行辅助运输。矿井年工作日为330 d ,每天净提升时间为16 h 。采、掘进工作面均采用“四六制”劳动组织形式。矿井为两翼对角抽出式通风方式,局部通风方式为压入式通风。通风系统设置了完善的通风构筑物,井下各需风地点和巷道中的风量和风速既满足使用要求

7、又符合煤矿安全规程的规定;反风系统可靠安全,避灾路线明确,矿井抗御灾害能力较强。专题部分:四台矿瓦斯综合治理技术研究。针对四台矿回采过程中瓦斯涌出进行分析与研究并采取一系列措施,减小瓦斯涌出量降低巷道中瓦斯浓度。力求达到本质安全型矿井,为矿井实现安全生产保驾护航。翻译部分:Mine gas drainage and outburst control in Australian underground coal mines。关键词:井田开拓;矿井通风;煤矿安全; 瓦斯治理; ABSTRACTThe design includes three parts: the general part of

8、the thematic segment and translation section.General parts: Sitai Mine 1.8 million t / a new mine ventilated safety design. Mine 5 km long north-south, east-west width of 6 km, an area of 26.67 square kilometers, the design service life of the mine as 65a.The design uses a pair of inclined to develo

9、p a single level, stripe-type arrangement. Mine is 11 # coal seam mining. Band is tendency longwall retreat mining. Mechanized mining methods for integrated full-height full once mining caving mining method. Main shaft bear the entire mine the coal, and into the wind at the same time as a security e

10、xit; auxiliary shaft is mainly responsible for the haul, discharge refuse, into, into the wind, safety exits and piping task, the wind back to the wind also doubles safe exit.Three roadways are arranged in coal failed, auxiliary transport roadway mainly into the wind, the wind through the rest into

11、the underground transport roadway; roadway return air return air. Three roadways are arranged in coal seam floor in a double lane roadway layout. Excavating major integrated boring machine boring, supporting method using anchor net support; drilling and blasting rock roadway excavation using, suppor

12、ting manner shotcrete combined support. Vice incline and underground trackless vehicles are used for auxiliary transportation vehicles.Mine was working for the 330 d, a net rise time of day 16 h. Mining, tunneling face are made of 4-6 system of labor organization.Mine is diagonal wings, exhaust vent

13、ilation mode, local exhaust ventilation mode is forced ventilation. Ventilation system is set up perfect ventilation structures, underground locations and each needs the wind tunnel air volume and speed to meet the requirements and consistent with both the Coal Mine Safety Regulations requirement; r

14、eliable and secure anti-air systems, escape routes clear ability to cope with disasters mine strong.Thematic sections: Sitai Mine Gas Control Technology. For Sitai stoping process gas emission analysis and research and to take a series of measures to reduce gas emission reduction roadway gas concent

15、ration. Strive to achieve intrinsically safe mine, the mine to achieve safety escort.Translation part: Mine gas drainage and outburst control in Australianunderground coal mines.Keywords: mine field exploit; mine ventilation; coal mine safety; gas control; 中国矿业大学2013届本科生毕业设计第30页目 录一般部分第一章 矿区概述及井田地质特

16、征31.1矿区概述31.1.1 矿区的地理位置31.1.2 矿区气候条件31.1.3 矿区水文情况31.2井田地质特征31.2.1井田地形地貌31.2.2井田地质构造31.2.3 井田水文地质特征31.2.4井下岩层地温特性31.3 煤层特征31.3.1 煤层埋藏条件31.3.2煤层围岩性质31.3.3煤的特征3第二章 井田开拓32.1 井田境界及可采储量32.1.1 井田境界32.1.2可采储量32.1.3矿井设计生产能力及服务年限32.2井田开拓32.2.1井田开拓的基本问题32.2.2矿井基本巷道32.2.3大巷运输设备的选择32.2.4矿井提升3第三章 采煤方法及采区巷道布置33.1

17、煤层地质特征33.1.1带区煤层特征33.1.2 煤的特征33.1.3 煤层顶底板组成33.1.4煤层的瓦斯和水文地质33.1.5 煤层的主要地质构造33.2带区区巷道布置及生产系统33.2.1确定带区走向长度与数目33.2.2确定带区巷道位置和布置方式33.2.3确定带区内开采顺序33.2.4带区生产系统33.2.5带区内各种巷道掘进方法33.2.6带区生产能力33.3 采煤方法33.3.1采煤工艺方式33.3.2回采巷道布置3第四章 矿井通风34.1 矿井通风系统选择34.1.1 矿井通风系统选择的基本原则34.1.2矿井通风系统的基本要求34.1.3矿井通风方式的选择34.1.4 主要通

18、风机工作方式选择34.2 带区通风34.2.1带区通风系统34.2.2带区通风总要求34.2.3 工作面通风方式的选择34.2.4 采区通风构筑物34.2.5 通风合理性评价34.3 掘进通风34.3.1掘进通风方法选择34.3.2 掘进工作面所需风量34.3.3 掘进通风设备选型34.3.4 局部通风机安全技术措施34.4 矿井所需风量34.4.1 矿井风量计算标准及原则34.4.2矿井总风量的计算34.4.3 备用面需风量的计算34.4.4 掘进工作面需风量34.4.5 硐室需风量34.4.6 其它巷道所需风量34.4.7 矿井总风量计算34.4.8 风量分配34.5 矿井通风阻力34.5

19、.1 矿井通风总阻力计算原则34.5.2 确定矿井通风容易和困难时期34.5.3 矿井最大阻力路线34.5.4 矿井通风阻力计算34.5.5 矿井通风总阻力34.5.6 两个时期的矿井总风阻和总等积孔34.6 矿井主要通风机选择34.6.1矿井通风设备的要求34.6.2选择主要通风机34.6.3配套电动机选型34.7矿井反讽措施装置34.7.1矿井反风的目的意义34.7.2矿井反风设施布置、方法及安全可靠性分析34.8概算矿井通风费用34.9防止特殊灾害的安全措施34.9.1 瓦斯灾害防治34.9.2 粉尘防治34.9.3矿井火灾预防措施34.9.4 水灾防治措施34.9.5 顶板事故防治措施

20、3第五章 矿井安全技术措施35.1矿井安全技术概况35.2 矿井瓦斯35.2.1 矿井瓦斯地质条件35.2.2矿井及带区瓦斯涌出概况35.2.3 安全检测监控35.2.4 矿井瓦斯防治措施35.3 事故预防及应急处理计划的编制35.3.1 事故时期人员撤退路线35.3.2 事故告急方法35.3.3 处理事故的措施35.3.4 参加处理人员的职责划分3四台矿瓦斯综合治理技术研究3引言31 煤层瓦斯赋存31.1 瓦斯概述31.2 瓦斯的生成31.3 瓦斯在煤体中存在状态31.4 煤层瓦斯含量及其影响因素31.5 煤层的瓦斯垂直分带31.6 瓦斯在煤层中的流动机理32瓦斯爆炸及其预防32.1瓦斯爆炸

21、的机理32.2瓦斯爆炸的危害32.3瓦斯爆炸的条件及其影响因素32.4预防瓦斯爆炸的措施32.5防止钻孔瓦斯积聚和引燃的安全措施33煤矿瓦斯抽放33.1 瓦斯抽放方法33.2 抽放瓦斯方法分类33.3 开采层的瓦斯抽放33.4 采空区瓦斯抽放33.5 瓦斯抽放新技术研究33.6 瓦斯抽放安全措施34 瓦斯管理与检测34.1矿井瓦斯管理34.2矿井瓦斯检查35 结论3参考文献3英文原文3中文译文3致 谢3一般部分第一章 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1 矿区的地理位置大同煤田四台井田位于大同市西27公里、云岗沟内十里河中游。地属大同市管辖,井田范围北起刘安窑、上深涧矿,南与大斗沟、

22、同家梁、永定庄矿相接。东部自北而南与北辛窑矿、黄土坡矿、张家湾矿及大同市地方小煤矿相邻,西部和鹊儿山矿、燕子山矿相邻。井田南北长5公里,东西宽6公里,面积26.67平方公里。(见图1-1)图1-1 四台矿矿界范围图(1:5000)表1-1 四台矿矿界拐点坐标一览表点号地理坐标经度纬度1395482444834445.8445.545.8545.543639.543四台矿交通条件较好,铁路有大秦铁路云冈支线,从四台矿可直达大同站,距离25公里。公路有109国道大同至左云段从井田外部通过,矿务局至四台矿有公路专线连接,相距21公里。井田外部交通方便,大同站为北同蒲、京包及大秦三条铁路枢纽站(见表1

23、-2),109国道和208国道交叉通过大同市,大运公路已于1990年国庆节通车,京大高速公路在2002年也已开通。(图1-2)表1-2 大同站铁路运距表起点到站运距(km)大同站四台25.00大同站北京382.00大同站张家口178.00大同站太原355.00大同站呼和浩特285.00大同站包头450.00大同站集宁117.00大同站秦皇岛653.02图1-2 四台矿交通位置图(1:75000)1.1.2 矿区气候条件井田位于山西省黄土高原北部,平均海拔1350米,井田的地貌属丘陵地带,大部为黄土所覆盖,冲沟切割较深,多呈“V”字型贯穿于井田,形成网状羽列其间。由于地形的影响,本区为关外寒流的

24、必经之路,所以气候干燥寒冷,风沙较大,属大陆性气候,早晚温度低,中午高,尤其夏季变化更大。每年温度最高在78月份,平均34.5摄氏度,最高温度37.7摄氏度;年最低温度在12月至翌年1月,为零下29摄氏度,7、8、9月为雨季。其它月份降雨较少,历年平均降雨量356mm,冬季降雪量3.750.7 mm,平均30 mm,蒸发量一般大于降水量34倍,多年平均为2038.9 mm,年相对湿度为54%,冰冻期自10月中旬至翌年4月下旬,冻结深度1.51.6 m,冬季长达半年,本区多为北风和西北风,风速最大22.7m/s。年平均3 m/s左右。1.1.3 矿区水文情况十里河发源于左云县曹家堡,靠近四台井田

25、南面,自西向东流入桑干河,为季节性河流。河床断面为“S”形,一般流量为0.52.0立方米/秒,洪讯期多集中于78月份,冬季河水结冰,河床冰封至翌年34月间。大同东南100公里的王庄堡、浑源一带曾于1626年6月28日发生过9(烈度)地震,这是大同及其邻近地区历史上最大的一次地震,1976年7月28日唐山丰南一带发生里氏7.8级地震后,国家地震局将山西、河北、内蒙交界地区列为地震重点监视区,并划定大同平原及口泉山脉应按(烈度)8设防,口泉山脉以西,包括大同煤田应按7(烈度)设防。山西省是强震活动带,1989年10月18日和19日凌晨在大同阳高之间发生5.76.1级地震,震中在大同册田乡和阳高友宰

26、乡之间,距大同市45km,震源深度1315km。震中房屋倒塌,市区内震感明显。1.2井田地质特征1.2.1井田地形地貌井田内赋存的地层从老到新为:太古界的集宁群;古生界的寒武系、石炭系、二叠系、中生界的侏罗系、白垩系;新生界的第四系。井田内沉积基底为太古界集宁群(Arjn)花岗片麻岩,其上先后沉积了寒武系中统毛庄组(2m),寒武系中统徐庄组(2x),石炭系中统本溪组(C2b),石炭系上统太原组(C3t),二迭系下统山西组(P1sh),侏罗系下统永定庄组(J1y),侏罗系中统大同组(J2d),侏罗系中统云岗组(J2y),白垩系下统左云组(K1z),白垩系上统助马堡组(K2z),第四系上更新统马兰

27、组(Q3m)和第四系全新统(Q4)。本井田赋存两个煤系,即侏罗纪煤系和石炭二叠纪煤系。由于石炭二叠纪煤系资料甚少,赋存状态不清,在此不作叙述。侏罗纪煤系主要赋存于侏罗系中统大同组,上覆岩层为侏罗系中统云岗组,下伏岩层为侏罗系下统永定庄组。侏罗系中统云岗组(J2y):出露于十里河两侧的低山顶部,厚度不全。与下伏大同组呈假整合接触。井田内该组地层分为两段:青磁窑段(J2yq):根据岩性可称为灰白色砂岩组。地层厚度0112.94米,平均为82米。主要分布在井田东、南一带,以灰白灰黄色粗砂岩为主,中上部夹有青灰色砂质泥岩,底部为一层厚度不均的灰白色厚层石英质砂砾岩(K21标志层),局部与下伏2煤层直接

28、接触。与下伏大同组呈假整合接触。石窟段(J2ys):根据岩性可称为杂色砂岩组。地层厚度098米,平均约50米。主要分布在井田南部,岩性为紫红色、灰绿色砂岩、粉砂岩及砂质页岩等,与下伏地层整合接触。侏罗系下统永定庄组(J1y):井田内南厚北薄,本组在十里河以北地区厚度为2.2565.59米,在河南最大厚度可达128.76米,全井田平均为53.89米。岩性由灰白、紫红、灰褐、灰绿色砂质泥岩、粗砂岩、细砂岩和粉砂岩组成,下部胶结较好,上部较疏松,发育交错层理。与下伏地层角度不整合接触。侏罗系中统大同组(J2d):是本井田的主要含煤岩系,厚度103.85224.40米,平均186.30米,井田内有南厚

29、北薄的趋势。岩性为灰白、浅灰色粗砂岩、中砂岩,深灰色细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩及煤层,砂岩分选较好,胶结坚固,岩系中发育水平层理、波状层理和斜层理;底部为一层厚度变化较大的灰白色含砾粗砂岩(K11标志层)。与下伏永定庄组平行不整合接触。井田内本组含煤21层,可以对比的15层,总厚度15.54米,含煤系数8.3。达到可采厚度的2层,分布较稳定、其余均不可采。就全井田来说,其特点是煤层层位比较稳定,但厚度变化不大。在井田西北部,左云组自北西向南东超覆,界外,白垩系直接覆盖于寒武系之上。本组所含植物化石:Coniopteris burtjtnsis(Zalessky) seward 布列亚锥叶蕨 Hy

30、menophyllcides Bronghiayt 膜蕨型锥叶蕨 Coniopteris simplex (l.etH.) Harris 简单锥叶蕨 Baiera furcated (l.etH.) Braun 叉状拜拉就全井田而言,煤层层位较稳定,但厚度变化不大,可采性指数在小于0.010.86之间。相对而言主采煤层的稳定程度较高一些。自上而下,煤层层间距有逐渐变小趋势,无煤层分叉合并现象。1.2.2井田地质构造大同煤田是一不对称向斜构造。向斜轴走向大致为40。西北翼宽缓,东南翼急剧翘起,其边缘构成口泉山脉。四台井田处于大同向斜北西翼,呈一单斜构造。伴有次级小型褶皱。地层总体走向北东,倾向南

31、东,倾角小于8。1褶皱井田内褶皱构造从煤层底板等高线来看,较明显的有4个,分别简述如下:(1)陶沟背斜:位于井田东侧,十里河以北,背斜轴起自46441号钻孔。经46442号孔、45421号孔,全长2600m,背斜轴向30,两翼倾角5左右,为一对称背斜。(2)田草沟向斜:位于十里河以北,枢纽约在45434号孔45444号孔一带,轴向3050,向斜北西翼煤岩层倾角较大,在716之间,东南翼煤层平缓在6左右。其宽度大约为1000m,在井田内发育长度2100m左右.(3)杨树湾向斜:位于十里河以北,轴向约70,北起42421,南到42424钻孔,延伸约1200米,两翼煤岩层倾角较大,南翼倾角1025,

32、北翼倾角10左右。(4)小村向斜:位于井田南部,十里河以南,向斜轴南起43352号钻孔,经42361,41372,41382号孔,延伸至42394号孔,呈半月形,延长约4000米,南端轴向约325米,向北转为NNE向,两翼倾角16。1.2.3 井田水文地质特征大同矿区地下水资源贫乏,大量的斟探资料表明,除第四系冲洪积层及基岩风化壳含水相对较大外,下伏中生界、古生界地层的岩石固结坚实,裂隙、喀斯特不甚发育,岩石一般不含水或含水微弱。地表水主要为口泉河、十里河河水。地下水补给主要以大气降水补给为主,在口泉河、十里河河谷地段,地表水可以补给地下水。由于本区地表径流条件较好,一般不利于降水入渗;地下水

33、排泄以蒸发和矿井排水为主。随着矿井多年的大规模开采,地下水原有动态平衡遭受破坏,地下水位普遍下降,岩石的含水性大大减弱,煤田内大量井泉干涸现象就是最好的佐证。(一)地表水文地质特征井田南部的主要河流为口泉河和十里河,自西向东流入桑干河,为季节性河流,汛期主要集中于7、8、9三个月,雨季时流量较大,旱季时流量较小,甚至枯竭。口泉河发源于左云县水窑乡,全长57.5km,流域面积459 km2,河谷狭窄,多呈“V”字型,年平均径流量为9.9mm3,1988年7月12日洪峰流量达到691m3/s。十里河发源于左云县曹家堡,河流全长89.3 km,流域面积1304km2,年径流量为0.4459亿m3,据

34、观音堂水文站资料,最大洪峰流量为2020m3/s(1967年)。井田内临时水井主要分布在十里河床冲积层及基岩风化壳中,受矿井开采影响,口泉沟内河床中的水井均无开采价值,而云冈沟内河床中水井的水量相对较大,总出水量每日3000m3左右。(二)主要含水层及其含水性1寒武奥陶系灰岩含水层寒武奥陶系灰岩主要出露于鹅毛口、七峰山、口泉山、马武山等煤田东部的边山地段,全厚500600m,在煤田内厚度变化较大,由S向N呈变薄趋势,岩性主要为灰岩及白云岩。根据勘探资料可知,煤田北部岩层含水性较差,单位涌出量q均小于0.1L/(sm),南部含水性较大,单井出水量可达500m3/d以上。2侏罗系大同组砂岩裂隙含水

35、层大同组含煤岩系,由各种粒度的砂岩、泥岩和煤层组成,属于弱含水层,水量较小,局部地区如向斜轴部或靠近沟谷河床地段,含水性较强。厚度8 .2525.56m,发育不稳定,根据钻孔抽水试验资料,其单位涌水量为0.060.129L/(S*m),渗透系数0.442.08m/d。3云岗组及其风化壳含水层该岩层接近地表,下伏黄土,被沟谷切割,风化严重,该组岩层含水性较弱,靠近河床沟谷地区含水性较强。据钻孔的云岗组及其风化壳抽水资料,其单位涌水量为0.120.42L/(S*M),渗透系数0.772.72m/d,属含水性中等。4第四系冲洪积层含水层冲洪积层含水层主要分布在口泉河、十里河床及一些沟谷地带,地层岩性

36、主要为粗砂、砾石,厚度10 m左右,岩层含水性为中等到丰富,单位涌水量q多在25L/(S*M)之间。(三) 地下水补给、径流、排泄特征1补给煤田地下水的主要补给来源为大气降水,口泉河及十里河地表水。除第四系冲洪积层及云岗组风化壳直接受降水,补给条件较好外,其余含水层补给条件均较差。各含水层之间水联系不大。矿井水的补给来源主要为含煤岩系的砂岩裂隙水。 2径流由于地面沟谷发育,地表径流条件较好。地下水径流条件除第四系冲洪积层及云岗组风化壳相对较好外,其余均较差。主要含水层及其含水性1)侏罗系大同组砂岩裂隙含水层大同组含煤岩系,由各种粒度的砂岩、泥岩和煤层组成,属于弱含水层,水量较小,局部地区如向斜

37、轴部或靠近沟谷河床地段,含水性较强。厚度8 .2525.56m,发育不稳定,据三个钻孔抽水试验资料,其单位涌水量为0.060.129L/(S.m),渗透系数0.442.08m/d。2)云岗组及其风化壳含水层该组岩层在井田内接近地表,下伏黄土,被沟谷切割,风化严重,该组岩层含水性较弱,靠近河床沟谷地区含水性较强。据三个钻孔的云岗组及其风化壳抽水资料,其单位涌水量为0.120.42L/(S*M),渗透系数0.772.72m/d,属含水性中等。3)第四系冲洪积层含水层冲洪积层含水层主要分布在十里河床及一些沟谷地带,地层岩性主要为粗砂、砾石,厚度10 m左右,岩层含水性为中等到丰富,单位涌水量q多在2

38、5L/(S*M)之间,局部更大。矿井涌水量由于矿井涌水量与原煤产量不完全呈正比例函数关系,因此采用本矿矿井涌水量预算的矿井涌水量偏大。历年矿井平均涌水量3370.7m3/d,最大涌水量6052m3/d。由于矿井涌水量的大小主要受大气降水影响,因此各年度矿井涌水量的变化无明显规律,只有季节性变化较明显。1.2.4井下岩层地温特性本井田属于地温、地压正常区。随着采深的增加,地温、地压皆略有增加。 1.3 煤层特征1.3.1 煤层埋藏条件大同煤田是一不对称向斜构造。向斜轴走向大致为40。西北翼宽缓,东南翼急剧翘起,其边缘构成口泉山脉。四台井田处于大同向斜北西翼,呈一单斜构造。伴有次级小型褶皱。地层总

39、体走向北东,倾向南东,倾角小于10。反映出四台井田地质构造较简单。石炭系上统太原组(C3t):井田内南厚北薄,在十里河以北地区缺失,在河南一般厚66.89m,最大厚度可达84.77m。是大同煤田煤系之一,由灰色、深灰色砂岩、砾岩、粉砂岩以及灰黑色页岩或炭质页岩组成,胶结良好,质地坚硬,层理清楚;一般含煤10层,煤层总厚度约为7.6m,都为不可采煤层,4、5、7、8煤层稳定,9、10煤层结构复杂,不稳定;基底为一层灰白色砂砾岩(K2标志层)。与下伏本溪组整合接触。二迭系下统山西组(P1sh):井田内南厚北薄,在十里河以北地区缺失,在河南最大厚度可达95m,一般厚57.19m。岩性为灰白、灰黄色砂

40、岩和粉砂岩,胶结良好,质地坚硬,层理清楚;含煤13层,均为不可采煤层;基底为一层灰白色中粗砂岩或砾岩(K3标志层)。与下伏太原组整合接触。侏罗系下统永定庄组(J1y):井田内南厚北薄,本组在十里河以北地区厚度为2.2565.59m,在河南最大厚度可达128.76m,全井田平均为53.89m。岩性由灰白、紫红、灰褐、灰绿色砂质泥岩、粗砂岩、细砂岩和粉砂岩组成,下部胶结较好,上部较疏松,发育交错层理。与下伏地层角度不整合接触。侏罗系中统大同组(J2d):是本井田的主要含煤岩系,厚度103.85224.40m,平均186.30m,井田内有南厚北薄的趋势。岩性为灰白、浅灰色粗砂岩、中砂岩,深灰色细砂岩

41、、粉砂岩、砂质泥岩及煤层,砂岩分选较好,胶结坚固,岩系中发育水平层理、波状层理和斜层理;底部为一层厚度变化较大的灰白色含砾粗砂岩(K11标志层)。与下伏永定庄组平行不整合接触。井田内本组含煤21层,可以对比的15层,总厚度15.54m,含煤系数8.3。达到可采厚度的2层,分布较稳定、其余均为不可采煤层。就全井田来说,其特点是煤层层位比较稳定,厚度变化不大。在井田西北部,左云组自北西向南东超覆,本组煤系地层遭到剥蚀,最上部煤层剥蚀边界大致在40441钻孔、42452钻孔和42461、44462钻孔一带,剥蚀坡度约3040。界外,白垩系直接覆盖于寒武系之上。就全井田而言,煤层层位较稳定,但厚度变化

42、不大,可采性指数在0.010.86之间。相对而言主采煤层的稳定程度较高一些。自上而下,煤层层间距有逐渐变小趋势,无煤层分叉合并现象。各煤层主要特征详述如下:11#煤层本煤层在井田内赋存普遍,且大部可采,不可采部分分布在井田南部边缘。煤层顶板为细砂岩、砂泥岩互层,底板为细砂岩或粉砂岩互层。与10煤层间距050.54m,平均15.41m,煤层厚度0.255.20m,平均为3.5m,井田内煤层变异系数64.24%,可采性指数为0.86,可采范围内,厚度变异系数40%,可采性指数0.97,为较稳定煤层。14#号煤层本煤层在井田内赋存普遍,且大部可采。煤顶板为中细砂岩,砂泥岩互层,底板为中细砂岩,炭质泥

43、岩。从揭露本层的工程量中知,煤层厚度0.054.87m,平均1.38m,本煤层厚度变化较大。可采部分又大部呈条带状。井田范围内煤层厚度变异系数78.21%,可采性指数0.59,可采范围内煤层厚度变异系数为64.1%,可采性指数0.92%,属稳定煤层。本煤层结构简单,部分钻孔有1层夹石。夹石厚度一般为0.10.3m。1.3.2煤层围岩性质顶底板条件:井田内主要可采煤层顶底板的岩性、厚度如下:11煤:顶板为粉砂岩,细砂岩,底板为细砂岩或粉砂岩与细砂岩互层。10煤为近距离煤层,易垮落。14煤:顶板为中细砂岩,粉细砂岩互层;底板为中细砂岩。直接顶厚度在3.0m7.0m,节理发育。煤层顶底板的物理力学性质本次未做测定,资料的来源是参考燕子山矿及大同矿区侏罗纪煤田地质总论。1.3.3煤的特征物理性质和煤岩特征各煤层均以弱玻璃光泽为主,沥青光泽次之。平坦状贝壳状断口,条带状或均一结构。宏观煤岩类型以半亮型、光亮型为主,其次为半暗型。镜质组油浸平均最大反射率0.6820.746,属第II阶段变质产物。化学性质和工艺性能可采煤层

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