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采矿工程毕业设计(论文)-吕家坨矿2.4Mta新井设计【全套图纸】.doc

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资源描述

1、中 国 矿 业 大 学本 科 生 毕 业 设 计姓 名: 学 号: 学 院: 应 用 技 术 学 院 专 业: 采 矿 工 程 设计题目: 吕家坨矿 2.4Mt/a 新井设计 专 题: 大断面回采巷道锚网支护技术的分析与应用 指导教师: 职 称: 副 教 授 全套图纸,加 1538937062011 年 6 月 徐州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 采 矿 07-2 学生姓名 任 务 下 达 日 期 : 2011 年 2 月 28 日毕业设计日期: 2011 年 3 月 7 日至 2011 年 6 月 10 日毕业设计题目:吕家坨矿 2.4Mt/a 新井设计毕业设计专题题

2、目:大断面回采巷道锚网支护技术的分析与应用毕业设计主要内容和要求:本设计共分三个部分,一般部分为开滦(集团)吕家矿 2.4 Mt/a 新井设计;专题部分为大断面回采巷道锚网支护技术的分析与应用。翻译部分为现有开采方法在矿井深部开采中应用的评估。本设计是我在吕家坨矿实际生产实习近 3 个月的基础上。通过深入井下采掘开一线,实地学习的基础上独立完成的。针对吕家坨矿的实际井田地质条件进行规划设计。本设计其创新性在于采区区段平巷布置与掘进方式采用单巷掘进沿空掘巷布置,其实用性是减少了区段煤柱损失,有利于巷道维护,易于广泛推广。本设计旨在对采矿学知识进行全面的运用,以达到学以致用、理论联系实践的工作目的

3、,培养和提高分析和解决采矿工程实际问题的能力和素质。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: 评阅教师签字:年 月 日中国矿业大学

4、毕业设计答辩及综合成绩答 辩 情 况回 答 问 题提 出 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。一般部分为开滦吕家坨矿 2.4Mt/a 新井设计。开滦吕家坨矿位于河北省唐山市古冶区境内,交通便利。井田平均走向长约 8.1 km,倾斜长约 4.7 km,井田总面积为 38.1 km2。主采煤层为 7 号煤、9 号煤,平均倾角为 13,煤层平均总厚为 6.55 m,井田地质条件较为简单。井田工

5、业储量为 34051.9 万 t,矿井可采储量 24812.48 万 t。矿井服务年限为 73.8a,涌水量不大,矿井正常涌水量为 85m3/h,最大涌水量为 200m3/h。矿井瓦斯涌出量较低,为低瓦斯矿井。井田划分为两水平,第一水平标高为-500 m,第二水平标高为-850 m,双立井开拓,主井装备箕斗,副井装备罐笼。暗斜井延伸到二水平。大巷采用 3t 底卸式矿车运煤,辅助运输采用 1.5t 厢式矿车运输。矿井通风方式为中央分列式通风。矿井年工作日为 330d,工作制度为“三八”制。一般部分共包括 10 章:1.矿区概述及井田地质特征;2.井田境界和储量;3.矿井工作制度、设计生产能力及服

6、务年限;4.井田开拓;5.准备方式-采区巷道布置;6.采煤方法;7.井下运输;8.矿井提升;9.矿井通风;10.矿井基本技术经济指标。专题部分题目是大断面回采巷道锚网支护技术的分析与应用。通过对大断面回采巷道锚网支护技术的支护原理、支护设计、施工工艺、 “三性”特点及支护管理等分析与实践,较好地解决了大断面回采巷道的支护难题,并在煤矿取得了较好的效果。翻译部分主要介绍了用综合机械化开采矿井深部煤层时当前和未来技术状况的评估。题目为:Prospects estimation of known systems appllcation for col seams mining at great de

7、rth.关键词: 新井设计; 沿空掘巷; 采煤方法; 大断面回采巷道; 锚网支护技术ABSTRACTThis design consists of three parts: the general part, the special part and translated part.The general part is a new design of Lvjiatuo mine. Lvjiatuo mine lines in Guye of Tangshan in HeBei province. The traffic of road and railway is very convenie

8、nce to the mine. The geological structure of this area is simple. The Length of the minefield is 8 .1 km ,the width is about4.7 km,the area is 38.1 2.The 7 and 9 is the main coal seam, and its dip angle is 13 degree. The thickness of the mine is about 6.55 m in all. The proved reserves of the minefi

9、eld are 34051.9 million tons. The recoverable reserves are 24812.48 million tons. The designed productive capacity is 24 million tons percent year, and the service life of the mine is 73.8 years. The normal flow of the mine is 85 m3 percent hour and the max flow of the mine is 200 m3 percent hour, a

10、nd the gas of the mine is low gaseous mine.The field has been divided two mining levels. The first level should be located at the lever of -500 m, which use raise and dip mining method of vertical shaft development .The second level should be located at the level of -850 meters .According to the con

11、dition. The blind-inclined shaft extend to the second level and the third level. The main shaft skip install skip and the auxiliary shaft install cage. Roadway use 3t end dump cars to transport coal, auxiliary transport use 1.5t van tub transport. The ventilation method is the radial ventilation of

12、both sides.The centralized split ventilation system is used in the mine. The working system “three-eight” is used in the Lvjiatuo mine. It produced 330d/a.This design includes ten chapters: 1.An outline of the mine field geology; 2.Boundary and the reserves of mine; 3.The service life and working sy

13、stem of mine; 4.development engineering of coalfield; 5.The layout of panels; 6. The method used in coal mining; 7. Transportation of the underground; 8.The lifting of the mine; 9. The ventilation and the safety operation of the mine; 10.The basic economic and technical norms.Topic is the subject of

14、 Through the analysis and practice of big cross section mining gateway anchor cable supporting technology support principle, supporting design, construction technology, “three-properties“ features and supporting management,we have solved the big sections of extraction roadway supporting problem in c

15、oal mine,and good results have been achieved.Translation major part of an integrated mechanized mining of deep coal mine at the current and future state of technology assessment. the topic is: Prospects estimation of known systems appllcation for col seams mining at great derth.Keywords : New Well D

16、esign; Gob-side entry driving; Mining method; Big cross section mining gateway ;Anchor cable supporting technology中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 1 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 交通位置 21.1.2 工农业生产和原料及电力供应 21.1.3 气象及地震烈度 21.1.4 地形地貌及水系 31.2 井田地质特征 .31.2.1 煤系地层概述、勘探程度 31.2.2 井田地质构造和地质变动 41.2.3 井田水文

17、地质特征 41.2.4 地温 51.3 煤层特征 .61.3.1 煤层埋藏条件 61.3.2 煤层群特征 61.3.3 煤层的围岩性质 61.3.4 煤的特征 82 井田境界与储量 .102.1 井田境界 .102.1.1 井田边界 102.1.2 矿区范围及面积 112.2 矿井工业储量 .122.2.1 钻探工程量 122.2.2 工业储量计算 .122.3 矿井可采储量 .142.3.1 煤柱的留设 142.3.2 可采储量计算 173 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 183.1.1 矿井年工作日数的确定 183.1.2 矿井工作制度的确定 183.1.

18、3 矿井每昼夜净提升小时数的确定 183.2 矿井设计生产能力及服务年限 .183.2.1 确定依据 183.2.2 矿井生产能力的确定 183.2.3 矿井及第一水平服务年限的核算 184 井田开拓 .204.1 井田开拓的基本问题 .204.1.1 井筒形式及数目的确定 204.1.2 井筒位置的确定 204.1.3 工业场地位置、形式和面积 21中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 2 页4.1.4 开采水平的确定 214.1.5 运输大巷和井底车场的布置 224.1.6 矿井开拓延伸方案及阶段划分 224.1.7 方案比较 224.2 矿井基本巷道 .314.2.1 井筒 31

19、4.2.2 井底车场 324.3 主要开拓巷道 .334.3.1 主要开拓巷道 334.3.2 巷道的支护方式 .355 准备方式-采区巷道布置 .405.1 煤层的地质特征 .405.1.1 煤层埋藏条件 405.1.2 煤质与地质情况 405.2 采区巷道布置及生产系统 .415.2.1 采区数目及位置 415.2.2 采区走向长度的确定 415.2.3 确定区段和区段数目 415.2.4 煤柱尺寸的确定 425.2.5 采区上山布置 425.2.6 区段平巷的布置 435.2.7 采区内工作面的接替顺序 435.2.8 采区生产系统 435.2.9 采区内各种巷道的掘进方法 435.2.

20、10 采区生产能力 445.2.11 采区采出率 .445.3 采区车场选型 .455.3.1 采区上部车场选型 455.3.2 采区中部车场选型 455.3.3 采区下部车场选型 475.3.4 采区主要硐室 476 采煤方法 .486.1 采煤工艺方式 .486.1.1 采煤工艺的确定 486.1.2 机械化程度 486.1.3 确定回采工作面长度、工作面推进方向和推进度 486.1.4 采煤工艺及设备 496.1.5 端头支护及超前支护方式 .536.1.6 采煤工艺 .566.1.7 各工艺过程安全注意事项 .576.1.8 回采工作面吨煤成本 .586.1.9 工作面劳动组织和作业循

21、环图表 606.2 回采巷道布置 .616.2.1 回采巷道布置方式 616.2.2 回采巷道参数 61中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 3 页7 井下运输 .637.1 概述 .637.1.1 井下运输系统 637.2 采区运输设备选择 .647.2.1 设备选型原则: 647.2.2 采区运输设备选型及能力验算 647.2.3 采区辅助运输设备的选择 657.3 大巷运输设备选择 .678 矿井提升 .708.1 概述 708.2 主副井提升 709 矿井通风 .729.1 矿井通风系统选择 .729.1.1 矿井概况 729.1.2 选择矿井通风系统原则 729.1.3 通风

22、方法的确定 739.1.4 确定矿井的通风方式 749.1.5 采区通风 799.1.6 工作面通 风系统 809.1.7 矿井通风网络 829.1.8 通风系统立体图与网络图 829.2 矿井所需风量 .879.2.1 回采面所需风量的计算 879.2.2 掘进工作面需风量 889.2.3 硐室需风量 899.2.4 K 及其它巷道所需风量Qd .899.2.5 矿井总风量及其分配 909.3 全矿通风阻力的计算 .919.3.1 矿井通风阻力 919.3.2 矿井总风阻、等级孔计算 939.4 矿井主要通风机选型 .949.4.1 矿井自然风压 949.4.2 主要通风机选型 959.4.

23、3 电动机选型 .979.4.4 矿井主要通风设备的配置及要求 989.5 防止特殊灾害时期的安全措施 9910 矿井基本技术经济指标 .101参考文献 .102专题设计部分大断面回采巷道锚网支护技术的分析与应用 .1041 前言 1042 锚网支护原理 .104中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 4 页3 锚网支护失效机理分析 .1043.1 锚杆支护失效 1053.2 锚杆支护理念 .1053.3 岩体结构 .1053.4 风化作用 .1053.5 铺设金属网 .1063.6 锚杆的施工质量 .1064 锚网支护的“三性”问题 .1064.1 煤巷锚网支护存在的主要问题 .107

24、4.1.1 岩层厚度变化 1074.1.2 岩层局部地质等构造变化 1074.1.3 高地应力、次生应力引起 1074.1.4 围岩体内地下水的影响 1074.1.5 巷道支护不及时。支护设计不合理 1074.1.6 锚杆、锚索的“三径”不匹配 1074.2 锚网支护“ 三性” 问题解决措施 1084.2.1 采取锚网支护的煤巷必须从设计上进行可行性论证 1084.2.2 采用锚杆支护的巷道机具、材质必须合格 1084.2.3 特殊地点应考虑采取联合支护 1094.2.4 煤巷锚网支护应加强现场监测与信息反馈 1094.2.5 抓好锚杆锚索的安装质量 .1094.2.6 动态拉拔锚杆 1095

25、 大断面回采巷道锚网支护设计、工艺及管理 .1095.1 锚网支护的设计 .1095.2 锚网支护的施工方法、顺序与工程质量要求 .1115.2.1 施工方法和顺序 1115.2.2 顶板锚网支护工艺 1115.2.3 两帮支护工艺 1115.3 锚网支护管理及其优点 .1115.3.1 煤巷锚杆施工工艺 1115.3.2 锚网支护管理 1125.3.3 锚网支护优点 1126 大断面回采巷道变形破坏分析及对策 .1126.1 巷道变形破坏形式及分析 .1126.1.1 巷道两帮 成形不好 1136.1.2 锚杆盘紧固不及时 1136.1.3 放炮影响 1136.1.4 工序不合理 1136.

26、1.5 锚杆角度不合要求 1136.1.6 锚杆设计不合理 1136.2 优化施工工艺 采用联合支护 1136.2.1 采取科学的施工方法 1146.2.2 合理选择锚杆支护参数 1146.2.3 发展以锚网为初次支护的联合支护 形式 114中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 5 页7 锚网支护巷道顶板事故类型分析及预防 .1157.1 锚网支护巷道冒顶形式 .1157.2 锚网支护巷道冒顶的特点 .1157.3 预防措施 .1167.3.1 从设计人手合理布置巷道 1167.3.2 选择合理的设计参数 1167.3.3 确保锚网支护的施工质量 1167.3.4 在地质破坏区采取加强

27、支护措施 1167.3.5 加强对锚网支护工程监测 1168 工程实例 .1178.1 寺河煤矿大断面回采巷道锚网支护应用实例 1178.1.1 地质条件概述 1178.2.2 支护参数的确定 1178.2.3 回采巷道围岩变形监测结果及分析 1208.2 东曲煤矿大断面回采巷道锚网支护应用实例 .1218.2.1 地质概况 1218.2.2 锚网支护原理 1218.2.3 巷道断面、锚网支护参数及材料的选择 1228.2.4 锚网支护施工工艺及要求 1228.2.5 使用效果 1248.2.6 需注意的问题 125参考文献 .125翻译部分英文原文: 128中文译文: 132致 谢 .135

28、中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 1 页一般部分中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 2 页1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 交通位置吕家坨矿业分公司位于河北省唐山市古冶区境内,西距唐山市 18 km,北距古冶镇 9 km,其地理坐标为东经 11824,北纬 3940。吕家坨矿区交通十分便利,古吕钱公路南接唐港公路,北通 205 国道,附近有津唐、唐港、京沈高速公路;矿区铁路专线吕古铁路和吕陡铁路与京山线接轨;水路运输东有秦皇岛港,西有天津新港,南有京唐港和正在建设中的曹妃甸港;水、陆交通发达,煤炭外销十分方便。如图 1.1 所示图 1.1 吕家坨矿交通

29、位置1.1.2 工农业生产和原料及电力供应矿区内农业以种植玉米、小麦、花生、水稻为主;工业主要有水泥、煤矿、陶瓷、钢铁、发电等产业;劳动力资源充足。矿井建设期间,所需要建设材料,除钢材、木材和部分水泥、石材需由国家计划供应外,其它砖、砂等土产材料,均由当地供应,满足建设需要。矿区由矿内净化水厂提供生产、生活用水,供水能力约为 400 万吨/年,另矿区内还有一座污水处理厂,提供一级 B 排放标准的中水,供水能力约为 75 万吨。矿区与两个电网相连接,一为华北电网,另一为开滦电网。距华北电网的距离为1.3km,距开滦电网的距离为 9.5km。矿区已建有 110 kv 区域变电所,可向本矿井供电的两

30、回 35 kv 输电线路。1.1.3 气象及地震烈度(1)气象本区属温带季风区的海洋大陆性气候。根据唐山市气象局 19591999 年气象资料,历年平均气温 17.9,最高气温 40.3,最低气温 -18.3 。历年平均降水量为北 京 市 三 河 玉 田 丰 润 古 冶唐 山 市 吕 家 坨 矿 秦 皇 岛 市秦 皇 岛 港乐 亭 京 唐 港南 堡北 塘塘 沽 天 津 新 港宝 坻天 津 市 025km1 34京 秦 线 京 沈 高 速 公 路京 山 线津 唐 高 速 公 路京 津 高 速 公 路京 津 线 唐 港 高 速 公 路坨港铁路渤 海1.林 西 矿2范 各 庄 矿3钱 家 营 矿4陡

31、 河 电 厂中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 3 页708.14 mm,年最大降水量为 1263.8 mm。区内冬季多北风,夏季多南风,最大风速 16 m/s。冰冻期为十一月至次年三月,最大冻土深度 0.27 m。(2)有地震记载以来,在唐山地区共发生有感地震约百余次,其中震级大于 4.8 级的有十余次,大于 6 级的有 2 次。最大一次地震发生在 1976 年 7 月 28 日,震级 7.8 级,极震区烈度 11 度。1.1.4 地形地貌及水系吕家坨矿区位于冀东平原,开平向斜东南翼,区内地势较平坦,地面标高介于+22.74+30.13m 之间,地形总趋势北高南低。含煤地层位于第四

32、系冲积层之下。地面径流不发育,降水大部分渗入地下补给潜水层,只有大雨或暴雨才形成地表径流,流入附近塌陷坑、幸福河或塌陷区等低洼地带。井田东部有一条沙河流过。沙河在井田东部由东北流向西南,属季节性河流,旱季有时断流,雨季流量较大,最高洪水位+30 m。境内有村庄 18 个。在沙河两侧建有沙河防洪堤坝,西侧沙河坝顶面标高30 m;沙河距吕家坨矿十几千米,之间还有吕范公路、吕范铁路相隔(标高都在+30 m) ,西侧沙河坝、吕范公路、吕范铁路可有效阻挡洪水进入吕家坨矿,沙河对吕家坨矿构不成水害威胁。矿区采用自备水源井供水,目前能够使用的供水井共有 9 眼,其中黑鸭子 4 眼,工业广场 3 眼,南小区

33、2 眼。这些井形成两套供水系统,一是黑鸭子至矿区的集中管路供水系统,包括黑鸭子及工业广场的水井,最大供水能力 1100 m3/h,供矿生产和东工房、小楼生活区及黑鸭子、北安各庄、南安各庄、大安各庄、吕家坨村生活用水。二是南小区独立供水系统,最大供水能力 100 m3/h,供小区内居民生活用水。1.2 井田地质特征1.2.1 煤系地层概述、勘探程度矿区煤系地层属于典型的华北区石炭二叠纪含煤岩系,其上界为唐家庄组 A 层铁铝质粘土岩顶面,下界为唐山组 G 层铁铝质粘土岩底面。根据两个钻孔实际控制,煤系地层厚度分别为 480.35 m 和 486.26 m,按分组段厚度累计,煤系地层厚度为 489

34、m。由此可见,沉积补偿作用明显,煤系地层厚度变化不大。煤系基底为奥陶系中统马家沟组灰岩,本矿钻孔揭露最大厚度为 160 m,邻区资料证实,该组厚度 400 m 左右,与煤系地层呈假整合接触。矿井浅部奥灰岩溶发育,深部逐渐减弱。其风化形成的 G 层铁铝质粘土岩构成煤系第一个标志层。煤系地层之上为的古冶组和洼里组,从少数取芯钻孔揭露情况看,古冶组以杂色粉、细砂岩和浅灰灰绿色粗砂岩为主,向上部紫色粉细砂岩逐渐增多。洼里组则以浅紫、暗紫和紫红色泥岩中、粗砂岩为主,偶见浅灰色砂岩层。洼里组以河床相底砾岩底面作为与古冶组的分界面。矿区地表被第四系冲积层所覆盖,盖层厚度由东北向西南逐渐增厚,与基岩呈角度不整

35、合接触。勘探过程中共施工井上下各类钻孔 78 个,累计进尺 10246.54 m。其中地面勘探工程有 18、20、21、39、40、45、46 和 49 号共 8 个补充勘探钻孔,工程量 7461.23 m。中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 4 页1.2.2 井田地质构造和地质变动吕家坨井田位于开平向斜东南翼中段,其主体构造是吕家坨背斜。开平向斜是一赋煤向斜构造,煤系地层为石炭二迭系。向斜轴的总体方向约 NE40,北部受青龙山背斜等北西南东向构造的影响,自古冶至唐家庄逐渐变为东西向,形成一弧形构造。向斜的两翼不对称:西北翼岩层倾角陡,甚至局部倒转,并伴随出现了一组与向斜轴大致平行的

36、断层和短轴褶皱构造。东南翼岩层倾角相对平缓,向斜边缘出现两组短轴边幕状褶皱,轴向与开平向斜轴直交或斜交,并沿倾伏方向逐渐消失。其中一组由杜军庄背斜、黑鸭子向斜、吕家坨背斜、范各庄向斜、毕各庄向斜及南阳庄岭上背斜组成;另外一组在宋家营以南,规模不如前一组。东南翼断层的发育程度相对西北翼较低,且断层常分布在轴部附近,方向常斜交地层走向或平行褶曲的轴向,正断层为主,逆断层较少,落差一般小于 30 m。吕家坨井田以褶皱构造为主。井田内自北而南依次发育有黑鸭子向斜、吕家坨背斜、范各庄向斜、毕各庄向斜、南阳庄岭上背斜、小张各庄向斜等五个主要褶曲构造。黑鸭子向斜轴作为吕、林井田技术边界。吕家坨背斜为矿井的主

37、体构造,约占井田面积的70%,其中深部还发育有次一级的褶曲构造。在井田南部,吕家坨背斜、毕各庄向斜、南阳庄岭上背斜、小张各庄向斜等褶曲构造复合,形成了董各庄盆地构造区和王各庄马鞍形构造区。1.2.3 井田水文地质特征根据开滦集团公司统一的含水层划分标准,将区内的地层划分为七个含水层。其中,、含水层对矿井涌水量影响较大,为直接充水含水层,其它为间接充水含水层。各含水层抽放水试验资料,其主要特征见表 1.1表 1.1 含水层划分表 含水层编号 名称所处层位含水层厚含水层岩性 含水性 水质特征 第四系冲积层含水层组 第四系冲积层 34 卵石,粗、中细沙 弱、中等 上HCO 3-Cl-Ca2+Mg2+

38、下 HCO3-Ca2+Mg2+ 古冶组砂岩含水层组二迭系上统古冶组130 粗、中砂岩 中等 5 煤层顶板含水层组二迭系下统唐家庄组190 砂岩 中等 HCO3-SO42-Na+Ca2+ 7 煤层顶板含水层组二迭系下统大苗庄组30 砂岩 弱 HCO3-Ca2+Mg2+ 1214 煤层砂岩含水层组石炭系上统赵各庄组60 石灰岩砂岩 弱强上HCO 3-Na+Ca2+下 HCO3-SO42-Ca2+Na+中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 5 页 唐山灰岩含水层组石炭系中统唐山组19 石灰岩 中等 HCO3-SO42-Ca2+Mg2+ 奥陶系灰岩含水层组奥陶系中统马家沟组420 石灰岩 极强

39、 HCO3-Ca2+Mg2+1)直接充水含水层组(1)第含水层组(9 煤层至 10 煤层砂岩含水层组)本含水层组位于 9 煤层以下 4 m,层厚约 60 m,岩性以中砂岩为主,岩石裂隙发育,单位涌水量 0.0030.627 L/s.m,渗透系数 0.014.704 m/d,矿化度 0.3120.547 g/L,上部水质为重碳酸钠钙型,下部为重碳酸硫酸钙钠型。开拓巷道多设计在此层位,每遇裂隙均有滴水或淋水出现,给施工带来困难。(2)第含水层组(7 煤层顶板含水层组)本含水层组位于 7 煤层以上 3 m,厚约 30 m,岩性以中细砂岩为主,单位涌水量0.010.286 L/s.m,渗透系数 0.1

40、1518.063 m/d,矿化度 0.5050.297 g/L,水质为重碳酸钙镁型。(3)第含水层组(5 煤层顶板含水层组)本含水层组位于 5 煤层以上 6 m,厚约 190 m,岩性以中砂岩为主,其主要成分有石英、长石,次为岩屑、燧石等,裂隙发育,单位涌水量 0.276-1.728 L/s.m,渗透系数 0.91-1.37 m/d,矿化度 0.2210.456 g/L,水质为重碳酸硫酸钠钙型。2)矿井间接充水含水层组(1)第含水层组(奥陶系灰岩含水层组)本含水层组为奥陶系中统马家沟组,岩性为灰灰白色厚层状灰岩,含水层平均厚度 420 m,浅部岩溶、裂隙极发育。单位涌水量最大 72 L/s.m

41、,渗透系数最大 167.73 m/d,富水性极强,矿化度 0.1660.347 g/L,水质为重碳酸钙镁型。(2)第含水层组(唐山灰岩含水层组)本含水层组位于奥陶系灰岩以上 65 m,灰岩厚 1.466.14 m,单位涌水量为 0.025 L/s.m,渗透系数 2.59 m/d,富水性中等,水质为重碳酸硫酸钙镁型。(3)第含水层组(古冶组砂岩含水层组)本含水层组位于 A 层以上,厚约 130 m,岩性以砂岩为主,局部含砾,富水性中等。(4)第含水层组(冲积层含水层组)本含水层组由卵石、粗砂、中砂、细砂组成,卵石粒径 2050 mm,磨圆度中等。此含水层平均厚度 34 m,单位涌水量 0.103

42、3.68 L/s.m,渗透系数 0.7510.66 m/d,富水性中等,上部水质为重碳酸氯钙镁型,下部为重碳酸钙镁型。1.2.4 地温据详查勘探资料,本区地温梯度为 0.94 /100 m,横温带在 50100 m 左右,地温变化范围在 11.5017.00 之间,属地温正常区。中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 6 页1.3 煤层特征1.3.1 煤层埋藏条件矿井浅部以 7 煤层露头为界,深部至 7 煤层-1000 m 底板等高线。平均走向长 8.1 km,倾斜长 4.7 km,面积 38.1 km2。1.3.2 煤层群特征吕家坨井田主要开采煤层有 4 层,即二迭系下统大苗庄组的 5

43、、7、8、9 煤层,其中7、9 煤层为本矿井设计的可采煤层,其余煤层无开采价值。各煤层的厚度、层间距及其变化规律.见表 1.2表 1.2 各可采煤层煤厚、层间距变化特征一览表煤 层 厚 度(m ) 煤 层 间 距( m)最小最大 最小最大煤层平均 变 化 规 律 平均 变 化 规 律0.063.1150.99局部可采,可采范围内平均煤厚 1.28 13.6663.720.17.01 30.68井田东北、西南、工业广场、以及吕 35 孔位置间距偏大,其余区域在 20-35m 之间74.70仅西北部煤厚在 3m 以下,个别点煤厚偏大0.1515.140.253.93 4.52井田中部间距最大,往西

44、间距变小,往东北两煤层合区80.76煤厚变化不大,井田深部个别钻孔不可采2.6418.360.264.53 9.56间距变化不大,仅局部间距较小,规律性不强91.85煤厚变化较大,井田深部有 2 个不可采点3.0724.6 间距变化大,井田中部间距小,往四周逐渐增大缓慢1.3.3 煤层的围岩性质各煤层的肉眼鉴别特征、结构和夹石的层数、厚度、岩性及其对回采的影响,见表 1.3表 1.3 煤层肉眼鉴别特征和结构特征一览表煤 层 结 构煤层 肉眼鉴别特征 类型夹石层数夹石厚度夹石岩性 对回采的影响变化情况煤层深黑色,强玻璃光泽;以亮煤为主,条带状或透镜状构造,质软性脆复杂 0-20.20.6软泥岩或

45、细粉砂岩随煤采出,使原煤灰份增高,夹石较厚时,增加回采的难度一般含一层夹石,而且多为松软的泥岩,夹石厚时多为粉砂岩中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 7 页煤层深黑色,玻璃光泽;以暗煤为主,底部有 1m 左右的亮煤,条带状或层状构造,硬度较大复杂 0-40.10.8含炭泥岩或粉砂岩随煤一起采出,增加原煤灰份一般含两层夹石,相对来说东部不稳定,西部稳定且厚度大煤层深黑色,具光亮的玻璃光泽;以亮煤为主,次为镜煤和暗煤,条带状构造,硬度中等。简单一般无一般不含夹石,但在二采四中区域常含一层 0.05m 的炭质泥岩煤层黑色,具十分光亮的玻璃光泽,以亮煤和镜煤为主,条带状、透镜状及层状构造,硬

46、度中等。复杂 0-20.10.3炭质泥岩或粉砂岩随煤一起采出,增加原煤灰份,夹石较厚时,回采难度加大。一般含一层夹石,而且较为稳定,仅局部为两层,且间距较近1)5 煤层为局部可采煤层,常含夹石 12 层。最大厚度 2.52m,最小厚度 0.06m,平均厚度0.91m。有三块不可采区域,分布于井田的西北、西南和中东部,其中西北、西南两块不可采区域都分布于井田的深部,面积较小,中东部不可采区域位于矿井浅部,面积最大,约占井田面积的 1/4;在可采区,大部分区域为薄煤层,在井田北部、西部及南部有三块中厚煤层分布区,厚度一般在 1.02.3m 之间。此外,在井田中央有一较大面积的岩浆岩岩床侵入区,残余

47、煤厚仅 0.20.3m,局部侵蚀全部煤层。采用见煤点 161 个,有 63 个不可采点,可采性指数 0.61。厚度变异系数 57%,属不稳定薄煤层。2)7 煤层为全区可采煤层,煤厚一般变化在 4.04.8 m 之间,最大厚度 9.29m,最小厚度0.6m,平均 4.70 m。井田北部吕林边界附近煤层较薄,仅 1.03.0m,其中吕 28、林 63孔分别为 1.21m 和 1.0m。在此区域,煤层顶板多为中砂岩或粗砂岩,分析可能受冲刷作用的影响,使煤层厚度变薄;钱 76 号孔煤厚偏大,且结构(3.35(1.66)5.94)异常,结合邻近资料,作为异常点考虑。另外-600m 水平以北区域火成岩床发

48、育,侵入面积达 58.75万 m2,吞蚀部分煤层或使煤层部分变质为天然焦,残余煤厚 1.01.5m ,甚至个别点不可采,采用见煤点 170 个,剔除 1 个不可采异常点,可采性指数 1。厚度变异系数 32%,属较稳定厚煤层。3)8 煤层基本为全区可采煤层,煤厚最大 4.28m,最小 0.25m,平均 1.85 m。在吕家坨背斜浅部及深部煤层厚度较大,一般在 2.0 m 以上;其它区域煤层厚度一般变化在 1.32.0 m 之间。从林西井田自北而南延伸有一条古河流冲刷带,残留煤厚 0.10.5 m,顶板岩性也由泥岩粉砂岩相变为灰色中粗砂岩。井田南部有两个不可采“天窗” 。采用见煤点 164个,有 7 个不可采点,可采性指数 0.917。厚度变异系数 33%,属较稳定中厚煤层。4)9 煤层基本为全区可采煤层,煤厚最大 5.81m,最小 0.26m,平均 1.85 m。在井田南部与钱家营井田相邻区域,煤厚多在 1.3 m 以下,甚至个别地点不可采;井田的西北及东南区域中国矿业大学 2011 届本科生毕业设计 第 8 页煤层较厚,大多在 2.0 m 以上,个别点可达 3.0 m;其余区域煤层厚度一般变化在1.52.0 m 之间,在吕家坨扩区的开深 5 孔,煤厚达

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