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    煤矿初步设计文(参考).doc

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    煤矿初步设计文(参考).doc

    1、禹州神火昌平矿业有限公司技术改造初步设计变更目 录前 言1第一章 矿井概况9第一节 井田概况9第二节 井田地质特征11第二章 井田开拓24第一节 井田范围及储量24第二节 矿井设计生产能力及服务年限26第三节 矿井开拓26第四节 井筒、井底车场及硐室布置27第三章 大巷运输及设备30第一章 运输方式的选择30第二节矿车30第四章 采区布置及装备32第一节 采煤方法32第二节 采区巷道布置和设备34第三节 巷道掘进36第五章 通风与安全41第一节 概况41第二节矿井通风43第三节 灾害预防及安全装备51第六章 提升、通风、排水和压风设备71第一节 提升设备71第二节 通风设备90第三节 排水设备

    2、92第四节 压缩空气设备94第七章 地面生产系统99第一节 煤质及其用途99第二节 煤的加工101第三节 生产系统101第八章 地 面 运 输104第一节 概 况104第二节 场内外公路104第九章 总平面布置及防洪排涝105第一节 概 述105第二节 总平面布置106第三节 竖向设计及场内排水106第四节 场内运输107第五节 管线综合布置107第六节 防洪排涝108第十章 电 气109第一节 供电电源109第二节 电力负荷109第三节 送变电115第四节 地面供配电116第五节 井下供配电117第六节 通信调度系统119第七节 安全生产监测系统120第八节 人员定位系统120第十一章 地面

    3、建筑122第一节 设计依据和原始资料122第二节 主要工业建筑物与构筑物122第三节 矿井辅助建筑123第四节 工业场地行政、公共建筑123第十二章 给水排水129第一节 给 水129第二节 排 水133第三节 室内给排水134第四节 消防及洒水134第十三章 采暖通风及供热137第一节 设计依据137第二节采暖与通风137第三节井筒防冻141第四节锅炉房设备141第五节 室外供热管道142第十四章 职业安全卫生143第一节 概 述143第二节 建筑及场地布置145第三节 职业危害因素分析145第四节 主要防范措施147第十五章 环境保护152第一节 概 述152第二节 各种污染物的防治措施1

    4、54第十六章 节约能源措施157第一节 概况157第二节 节约能源的措施157第十七章 建井工期159第十八章 技术经济161第一节 劳动定员及劳动生产率161第二节 实施进度162第三节 投资概算及资金安排162第四节 成本及售价164第五节 流动资金165第六节 财务评价165第七节 技术经济指标166附录:1、初步设计委托协议书2、采矿许可证(C4100002010121120088568)3、禹州神火昌平矿业有限公司矿井水文地质报告(河南省煤田地质局四队2011年7月)4、瓦斯等级鉴定批文(豫工信2010135号)5、煤尘爆炸性、煤炭自燃性鉴定(国家安全生产洛阳矿山机械检测检验中心)6

    5、、关于禹州市侯沟煤业有限公司技术改造设计优化的批复(许煤200948号)附件:1、主要机电设备和器材清册2、概算书3、初步设计图纸4禹州神火昌平矿业有限公司技术改造初步设计变更前 言一、矿井概况禹州神火昌平矿业有限公司地处禹州市磨街乡侯沟村境内,原名称为禹州市侯沟煤业有限公司,2005年在资源整合期间,由原禹州市磨街乡侯沟煤矿、侯沟煤矿东井、福利煤矿东井、侯沟村三矿、侯沟村四矿资源整合而成,属技术改造矿井。该矿技术改造初步设计于2006年5月经许昌市企业发展服务局以许市企发2006175号文件进行了批复,2009年10月经许昌市煤炭工业管理局以许煤200948号文件对该矿初步设计优化文件进行了

    6、批复。2010年该矿由神火集团兼并重组,矿井名称变更为禹州神火昌平矿业有限公司。2010年10月13日省国土资源厅颁发了新的采矿许可证,证号C4100002010121120088568,批准开采二1煤层和一4煤层。该矿按照许煤200948号文件批复的初步设计进行技改,采用一对斜井开采二1煤层,主斜井斜长599m,装备两部胶带输送机担负煤炭提升和进风任务;副斜井斜长245m,装备一部JTP-1.61.5/24型提升机,串车提升,担负矸石、材料运输及回风任务,使用斜井人车运送人员。以主斜井落底标高+178m作为开采水平标高,单水平上山开拓。二1煤层划分为11、12两个采区,投产11采区,以一个采

    7、区、一个回采工作面保证矿井15万吨/年的生产能力。后期开采一4煤层时,利用原侯沟四矿主斜井作回风井(后期一4煤层采用石门开拓,另行设计)。二、矿井现状及设计变更的原因目前工程进度情况:1、矿建工程:11010首采工作面已经形成(但是巷道已经变形,需全部进行维修),主水仓、泵房基础、吸水井合计剩余工程量180m未施工。2、土建工程:地面生产、办公、福利、环保等建(构)筑物已经形成。3、安装工程:主斜井运输系统、地面供电系统、副斜井绞车已经安装好。压风机已安装一台,需再安装一台,另需铺设压风管路。永久排水系统没形成。井下永久变电所设备已到矿,待安装。污水处理设备未安装。设计变更的原因:1、根据豫政

    8、201017号河南省人民政府印发关于加强煤矿安全生产若干规定的通知精神,该矿主、副斜井、+250m水平轨道大巷断面需要扩大至8m2以上。2、根据安监总煤装201117号关于发布禁止井工煤矿使用的设备及工艺目录(第三批)的通知,原设计采用的型梁炮采放顶煤工艺需要修改。3、根据安监总煤装201133号煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本规范(试行)的通知,需补充完善“六大系统”设计内容。4、对主排水泵等部分机电设备进行调整。5、工业广场个别建(构)筑物需根据实际情况调整。6、针对技改以来的矿井资源储量动态检测报告,对目前剩余可采储量重新核实。2011年8月我公司受该矿委托,以许煤200948号

    9、文件批复的初步设计优化文件为基础对设计进行修改、补充和完善。三、设计依据 1、禹州神火昌平矿业有限公司技术改造初步设计委托书;2、采矿许可证(证号C4100002010121120088568);3、许昌市企业发展服务局市企发2006175号文件;4、许昌市煤炭工业管理局许煤200948号文件;5、矿井水文地质报告;6、瓦斯等级鉴定批文(豫工信2010135号);7、煤尘爆炸性和煤炭自燃倾向性鉴定报告;8、禹州神火昌平矿业有限公司基本情况调查资料。四、本次设计变更的主要内容1、根据豫政201017号河南省人民政府印发关于加强煤矿安全生产若干规定的通知精神,该矿主、副斜井、+250m水平轨道大巷

    10、断面需要扩大至8m2以上。2、型梁炮采放顶煤工艺修改为悬移支架炮采放顶煤开采工艺。3、补充完善“六大系统”设计内容。4、对部分机电设备进行调整。5、对工业广场个别建(构)筑物进行调整、补充。6、核实剩余可采储量。7、对设备清册和概算进行调整、补充。设计修改主要内容见下表。3 设计修改内容汇总表序号设计内容原设计修改后的设计修改原因1主要巷道断面原设计净断面不足8m2主要通风巷道净断面达到8m2以上豫政201017号要求2可采储量二1煤层可采储量232.3万吨,服务年限11年二1煤层可采储量92.24万吨,服务年限6.7年根据资源储量动态检测报告3采煤方法型梁炮采放顶煤工艺悬移支架炮采放顶煤安监

    11、总煤装201117号要求4副斜井运送人员设备XRC10-6/6型斜井人车两辆一套RJKZ37-35/1200架空乘人装置提高安全性,便于管理5主排水泵3台D85-455型水泵,电机功率90 kW3台MD155-674,电机功率185kW根据矿方要求,提高排水能力6空压机两台VT-13/7,电机功率75kW两台SA-250A,10kV,250kW“六大系统”要求7通风机FBCDZ-6-NO15A,37kW2FBCDZ-15/237,37kW2根据厂家型号调整,通风机已购置安装8供电系统地面10kV变电所内装设两台S11-250kVA型变压器,另一台为630kVA,井下变电所装设两台KBSC-31

    12、510型变压器地面10kV变电所内安装1台S11-M-630变压器,一台11-M-500型变压器。井下中央变电所内安装二台BSG-800型变压器,一台KBSG-100型变压器根据负荷调整9人员定位系统无KJ125“六大系统”要求10紧急避险系统无在11采区设一处避难硐室安监总煤装201133号11地面建筑根据实际调整40 五、本次设计变更的主要特点1、开采条件:矿区位于祖师庙正断层以北,属该断层的下降盘块段,总体为一单斜构造,煤层产状沿走向、倾向变化不大。地层走向42,倾向132,平均倾角15。二l煤层赋存标高+350+153m,煤层厚2.510.80m,平均厚5m。一4煤层厚0.81.7m,

    13、平均1.28m,赋存标高在+325+100m 。二l煤水文地质类型为中等型,一4煤水文地质类型为复杂型。二l煤正常涌水量约为23m3/h、最大涌水量为92m3/h。属低瓦斯矿井,二l煤尘有爆炸性危险,二1煤层为不易自燃煤层。矿区地表无水体和重要建筑物。2、资源情况:矿井保有资源储量213.52万吨。其中二1煤层保有储量158.92万吨,一4煤层保有储量54.6万吨。设计生产能力15万吨/a,考虑储量备用系数1.3,矿井服务年限6.7a。3、开拓方式:保持原设计中的开拓方式、井筒功能不变,采用一对斜井开采二1煤层,主斜井斜长599m,装备胶带输送机担负煤炭提升和进风任务;副斜井斜长245m,装备

    14、一部JTP-1.61.5/24型提升机,串车提升,担负矸石、材料提升及回风任务,另装备一部RJKZ37-35/1200型架空乘人装置,担负矿井运送人员任务。以主斜井落底标高+178m作为开采水平标高,单水平上山开拓。二1煤层划分为11、12两个采区,投产11采区,以一个采区、一个回采工作面保证矿井15万吨/年的生产能力。后期开采一4煤层时,利用原侯沟四矿主斜井作回风井(后期一4煤层采用石门开拓,另行设计)。4、采区及工作面:二1煤层划分为二个采区(11和12采区),首采11采区,12采区准备。全矿井二1煤层采用一个回采工作面和两个煤巷掘进工作面保产和接替。5、采煤方法:走向长壁回退式采煤法,悬

    15、移支架炮采放顶煤工艺,全部陷落法管理顶板。6、提升运输:主斜井上部装备一部800mm大倾角带式输送机,电动机功率55kW,带强800N/mm。下部装备一部800mm大倾角带式输送机,电动机功率55kW2,带强1000N/mm。副斜井装备一部JTP-1.6/24绞车,配套电机功率132kW,担负全矿井的矸石、材料提升任务,提升容器为1t标准矿车;另安装一部RJKZ37-35/1200型架空乘人装置(37kW),担负矿井运送人员任务。轨道下山选用一台JTB1.0/0.8型单绳防爆绞车,工作面采用刮板输送机运输,运输顺槽采用刮板输送机运输。辅助运输采用1t矿车运输。 7、通风系统:矿井通风方式为中央

    16、并列式,通风方法为抽出式。矿井总需风量为30m3/s。矿井通风容易时期负压为585.9Pa,通风困难时期负压为887.3Pa。矿井通风容易时期等积孔为1.47m2,通风困难时期等积孔为1.2m2,矿井通风难易程度属中等。装备两台FBCDZ15型防爆对旋轴流通风机,一台工作,一台备用。每台风机配YBF250M-6型防爆电机2台,单台电机37kW,380V。 8、排水系统:主排水阵地布置在+178m水平,设内、外两条水仓,总容量660m3,能够容纳矿井28h正常涌水量。选用三台MD155-674型离心水泵(185kW),正常涌水时,一台工作,一台备用,一台检修。排水管选用两趟1807mm型热轧无缝

    17、钢管,沿主斜井井筒敷设。9、供电系统:在工业广场设计一座10kV变电所。供电电源为双回路,分别引自白坡变电站和鸠山变电站,长度均为3km,导线型号为LGJ-70。在矿井10kV变电所安装1台S11-M-630/10 10/0.4kV变压器,一台11-M-500/10 10/0.4kV型变压器,以380V双回路电缆向主井胶带、副井提升机、架空乘人装置、地面主通风机、副井工业广场低压配电等动力负荷供电。地面两台变压器分列运行,当一台变压器停止运行时,另一台变压器能保证矿井地面一、二级负荷用电。地面两台空压机采用10kV高压供电。井下高压采用采用10kV电缆沿主斜井敷设至井下中央变电所。入井动力电缆

    18、为两根MYJV42-8.7/10kV-335mm2煤矿用交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆。井下中央变电所选择二台BSG-800/10/0.69kV型隔爆变压器供井下660V低压负荷用电,一台KBSG-100/10/0.69kV型隔爆变压器供井下660V局部通风机专用供电。10、井下安全避险“六大系统”:(1)监测监控系统:利用矿方已升级改造的KJ90NA型煤矿安全生产监控系统。(2)井下人员定位系统:利用矿方已安装的一套KJ125型人员定位系统。(3)井下紧急避险系统:在11采区下部设一处避难硐室,布置在煤层底板岩层中。避难硐室长度30m,宽度3.6m,设计容纳人数90人。硐室采用

    19、锚网喷支护。该避难硐室可同时兼顾12采区的紧急避险。(4)压风自救系统:选用两台SA-250A型螺杆压缩机,一用一备,排气量40m3/min,排气压力0.8MPa。配套电机功率250kW,电压10kV。入井主管规格D1335mm无缝钢管,井下设ZY-J压风自救系统。(5)供水施救系统:主井工广设一处200m3消防水池,副井工广设一处100m3消防水池。井下设降尘管,管路按规定设置支管和阀门。(6)通信联络系统:选用一台TK888型程控交换机,井上下主要工作地点及避难硐室内均设置电话。六、矿井设计主要技术经济指标1、设计生产能力0.15Mt/a 2、设计服务年限6.7年3、井巷工程总长2628m

    20、4、矿井井巷掘进体积6588m35、移交回采工作面个数及长度:1个,80m。掘进工作面个数2个。6、职工在籍总人数489人;7、全员效率1.35t/工;8、新增矿井总投资1738.67万元,吨煤投资113.21元/t,原煤成本192.72元/吨,投资回收期1.9年;9、剩余工期12.5个月。七、存在问题及建议1、由于矿区内含水层水文地质资料缺乏,所引用资料多为邻区资料,对本区而言,代表性较差,建议矿方在施工中加强水文地质方面的研究,有计划地开展井上或井下进行水文地质钻探、水文地质物探、抽水试验等工作,建立地下水长期观测系统,查明地下水的赋存规律,指导安全生产。2、矿区内、邻区采空区较多,积水情

    21、况尚不清楚。在生产中严禁越界开采,必须采取“预测预报,先探后掘,不探不掘,先治后采”的原则,排放采空区积水,要配备足够的排水设施,严防采空区积水造成突水事故。3、后期开采一4煤层时,应重新设计矿井的防治水系统和通风系统。4、矿井田范围内有报废井口10个,应做好井口的密闭,防止雨季地表水溃入井下。第一章 矿井概况第一节 井田概况一、交通位置禹州神火昌平矿业有限公司位于禹州市西部的磨街乡侯沟村境内,属禹州市磨街乡管辖。地理坐标为东经:11309231131010,北纬:340914340959。矿区面积0.8149km2。矿区东距禹州市37km,南距磨街乡1.5km,交通以公路为主,以碎石路和土路

    22、为辅。矿区内沥青公路和禹州市区及临近交通干线相通。交通方便,见图1-2-1。图1-2-1 交 通 位 置 示 意 图二、自然地理1、地形地貌本区属低山丘陵地貌,地势最高点位于矿区西南部,最高海拔为+450m,最低点位于矿区东北部,高程+320m,相对高差130m,区内冲沟发育,泄洪条件较好。 2、水文本区属淮河流域沙颖河水系,区内没有河流和水库等地表水体,冲沟为区内排泄地表水的主要途径。平时无地表水流,雨季可汇集成暂时性水流或山洪,总体流向自西南流向东北。3、气象本区地处华北南部,属暖温带大陆性半干旱气候,气温适中,四季分明。年最大降水量为1235.5mm(1964年),年最小降水量为430m

    23、m(1968年),年平均降水量719mm;降水多集中在每年的69月份,其降水量占全年的70%;最大年蒸发量为1847.80mm(1966年)。最高气温43.3,最低气温-13.9,年平均气温14.4。年风向变化季节性强,夏、秋季多东南风和南风,冬、春季多南北风和北风,历年最大风速2440m/s(1955年),风力一般15级,阵风达5级以上;霜冻期为10月到翌年3月,历年最长霜冻期132天;12月到翌年2月为降雪期,最大积雪深度为21cm,最大冻土深度为250mm。三、周边矿井矿井东邻为禹州神火九华山矿业有限公司,西邻为禹州神火福地矿业有限公司,两个矿井主要开采二1和一4煤层,九华山矿业为复工复

    24、产矿井,六证齐全。福地矿为拟关闭矿井。瓦斯等级均为低瓦斯矿井。不存在压茬关系。四、电源水源该矿采用双回路电源供电,一回路引自白坡变电站lOkV,另一回路引自鸠山变电站10kV。井下涌水经处理后,可作为生产用水。生活用水由福彦化工厂水塔(容量350m)直供。以上水源满足生产、生活需求。五、建设材料生产建设使用的料石、坑木、石灰、砂土等材料均由当地提供,钢材通过汽运至该矿。第二节 井田地质特征一、区内地层区内赋存地层由老至新依次为古生界寒武系上统凤山组(3f)、石炭系上统本溪组(C2b)和太原组(C2t)、二叠系下统山西组(P1s)和下石盒子组(P1x)和新生界第四系(Q)。本区范围内出露地层为二

    25、叠系下统山西组和下石盒子组。现将发育地层自下而上分述如下:1、寒武系上统凤山组(3f)岩性为浅灰色隐晶质白云质灰岩,含燧石团块及条带,夹灰质白云岩,下部夹薄层泥岩,厚约52.10m。2、石炭系上统本溪组(C2b)岩性主要为浅灰色铝土质泥岩和铝质岩,具鲕状及豆状结构。下部夹紫红色“山西式”铁矿,含鲕粒、豆粒和赤铁矿,厚约10.00m。与下伏凤山组地层呈平行不整合接触。3、石炭系上统太原组(C2t)岩性主要为灰、深灰色石灰岩、泥岩、细粒砂岩和薄煤层组成,依据岩性组合可分为三个岩性段。下部灰岩段,下起L1灰岩底,上止L4灰岩顶,由四层深灰色厚层状细晶隐晶质石灰岩(L1、L2常合并为一层)夹砂质泥岩和

    26、煤层组成,石灰岩含燧石团块及动物化石,砂质泥岩中含少量植物化石。含煤3层,其中,一4煤层较稳定,大部可采,一1、一3等煤层均不可采。该段平均厚15.35m。中部砂泥岩段,下起L4灰岩顶,上止L7灰岩底,由深灰色砂质泥岩、中粒砂岩、泥岩、灰岩组成,夹L5、L6薄层石灰岩,含煤13层,一5煤层局部可采。中部的中粒砂岩层面含云母片,局部相变为砂质泥岩或粉砂岩,一般厚3.05.0m,为辅助标志层。该段平均厚19.25m。上部灰岩段,下起L7灰岩底,上止L10灰岩顶,主要由5层深灰色泥晶灰岩、泥岩、砂质泥岩组成,含一8煤,不可采,灰岩中含较多动物化石。L7灰岩含较多动物化石和硅质团块,平均厚3.0m,常

    27、相变为细粒砂岩。L8、L9常合并为一层,层位稳定,厚3.05.0m。该段平均厚14.60m。太原组厚59.20m,与下伏本溪组地层呈整合接触。5、二叠系下统山西组(P1s)为主要含煤地层,平均厚75.00m。由深灰色泥岩、砂质泥岩及浅灰色细、中粒砂岩及煤层组成,含煤2层,其中下部的二1煤层为主要可采煤层。依其岩性组合特征自下而上划分为:二1煤段、大占砂岩段、香炭砂岩段和小紫泥岩段。二1煤段:上界止于大占砂岩底界面,平均厚度15.50m。二1煤底板为深灰色砂质泥岩夹细粒砂岩条带或砂、泥岩互层,缓波状及透镜状层理发育,含黄铁矿结核和白云母片,含植物化石。大占砂岩段:上界止于香炭段泥岩底界面,平均厚

    28、30.60m。主要为灰浅灰色中粒砂岩、泥岩、砂质泥岩。大占砂岩为灰色中厚层状细、中粒长石岩屑石英砂岩,层面含大量白云母片及岩屑,次圆状,分选中等,含泥质包体,硅、泥质胶结,具缓波状层理和双向交错层理,为主要标志层之一。香炭砂岩段:上界止于小紫泥岩段底部砂岩底界面,平均厚24.65m。下部为灰深灰色薄层泥岩,植物化石丰富;上部香炭砂岩:一般厚7.0012.00m,为浅灰色中粒岩屑长石石英砂岩,含菱铁质颗粒及云母,次棱角次圆状,分选中等,硅质胶结为主,具双向交错和韵律层理,为主要标志层之一。小紫泥岩段:顶界止于砂锅窑砂岩底界面,平均厚16.75m。岩性为灰绿灰色泥岩、砂质泥岩,含少量暗斑、紫斑和菱

    29、铁质鲕粒,底部砂岩相变为泥岩时,多为炭质泥岩。山西组厚87.50m,与下伏本溪组地层呈整合接触。6、二叠系下统下石盒子组(P1x)下起砂锅窑砂岩(SS)底,上至田家沟砂岩(St)底界,平均325.54m。含三、四、五、六四个煤段,各煤段划分均以其煤段底部的砂岩为界,见薄煤层或其层位,均不可采。区内仅残留三煤段地层。三煤段下起砂锅窑砂岩(SS)底,上止四煤底砂板岩(S4)底,平均厚77m;由灰色、灰绿色泥岩、砂质泥岩及粉砂岩组成,夹灰色、灰绿色细中粒长石石英砂岩。下部的砂锅窑砂岩平均厚8.0m,为灰浅白色中、粗粒长石石英砂岩,含暗色矿物碎屑,底部常含燧石细砾和泥质包体,具交错层理,正粒序,硅质胶

    30、结。中部为大紫泥岩(Md),平均厚10.50m,为灰紫、紫色泥岩、砂质泥岩,具豆状、鲕状结构,含紫红色、暗紫色斑块。上部由灰色、灰绿色泥岩、砂质泥岩及粉砂岩、细中粒长石石英砂岩组成,局部具紫斑。7、第四系(Q)厚015.00m,主要为由浅黄、棕红色砂、粘土、亚粘土、亚砂土及砾石组成。与下伏各系地层呈角度不整合接触。二、构造本区基本构造形态为地层走向42,倾向132,倾角15的单斜构造。矿区南部边界发育一条祖师庙断层,走向37,倾向307,倾角75,落差270m。矿区内无岩浆岩活动。综合评价构造复杂程度为简单构造。三、煤层及煤质禹州神火昌平矿业有限公司批准开采煤层为二1、一4煤层。1、二1煤层二

    31、1煤层为本区主要可采煤层,位于山西组下部的大占砂岩和二1煤层底板砂岩之间,上距砂锅窑砂岩约66.00m,下距太原组L89灰岩11.50m。据钻探及采掘工程揭露,二1煤厚2.5010.80m,平均5.00m,属中厚厚煤层,煤层底板标高+350+153m。煤层结构简单,局部含12层夹矸,夹矸岩性为炭质泥岩,煤层厚度有一定变化,但全矿区可采,属较稳定煤层。二1煤层直接顶板为泥岩或砂质泥岩,老顶为灰色细、中粒砂岩,含菱铁质颗粒,层面含大量白云母片和丰富的炭质(俗称大占砂岩),煤层底板为灰深灰色泥岩或砂质泥岩,具波状及透镜状层理。2、一4煤层一4煤层为全区大部可采煤层,赋存于石炭系上统的太原组下部灰岩段

    32、上部,L4灰岩之下。据钻探及采掘工程揭露,一4煤厚0.801.70m,平均1.28m,属薄煤层,煤层底板标高+325+100m。煤层结构简单,局部含一层夹矸,夹矸岩性为炭质泥岩,煤层厚度变化不大,但全区大部可采,属较稳定煤层。一4煤层上距二1煤层约60m。3、 煤质1)物理性质及煤岩特征二1煤为黑色,金刚光泽,煤的原生结构遭破坏,呈现层间挤压,揉搓的构造煤特征,以粉状煤为主,粒状次之,偶夹块煤,遇水则硬度小,易碎。宏观煤岩类型为半亮型。据云盖山井田资料,二1煤视密度为1.40tm3,孔隙度8%,坚固系数0.16。一4煤层为黑色,金刚光泽,以块煤为主,内生裂隙发育,宏观煤岩类型为光亮型。一4煤视

    33、密度为1.45tm3,孔隙度6.8%,坚固系数0.46。2)化学性质及工艺性能(1)、煤的化学性质水分(Mad):二1煤原煤水分为0.33%。一4煤原煤水分为0.50%。灰分(Ad):二1煤原煤灰分平均21.00%,一4煤原煤灰分平均19.42,二1、一4煤属中灰煤。挥发分(Vdaf):二1煤浮煤挥发分14.00,一4煤浮煤挥发分12.79。全硫(St,d):二1煤原煤硫分为0.46,属特低硫煤。一4煤原煤硫分为2.45,属中高硫煤。(2)、煤的有害组分二1煤原煤:磷为0.0170.040%。砷为2.2ppm。属低磷煤。3)、煤的元素分析二1煤原煤元素以碳为主、含量为90.50%,其次为氢含量

    34、为4.22%,氧和硫含量为3.38%,氮含量为1.45。与原煤相比,浮煤元素碳含量增加2%左右,氢含量降低0.04%,氧和硫含量降低2.02%,氮含量增加0.06。4)、煤的工艺性能(1)发热量二1煤原煤发热量(Qnet, d)两极平均值27.7MJ/kg,属高热值煤。一4煤原煤发热量(Qnet, d)两极平均值29.6MJ/kg,属特高热值煤。(2)抗碎强度试验结果大于25mm的块煤分别为40%和29%,属低特低强度煤。(3)热稳定性测试结果在:Rw+6的产率为87.993.3%,平均90.6%,测试结果在:Rw+1的产率为0.21.6%,平均0.90%,属热稳定性好之煤层。(4)化学反应性

    35、测定结果:在900高温条件下,二氧化碳还原率在86.999.9%之间,属反应能力中等之煤层。(5)结渣性测定结果:大于6mm级灰渣结渣率为6.988.25%,属中等结渣煤。5)煤类及工业用途二1煤层浮煤挥发分平均为14.00%,粘结指数为714;一4煤浮煤挥发分平均为12.79,粘结指数为0,根据国家标准(GB57512009)分类,二1煤为瘦煤、一4煤为贫煤。二1煤属中灰、特低硫、低磷、高热值瘦煤,适用于工业动力用煤或民用煤。一4煤属中灰、中硫、低磷、特高热值贫煤,可做民用燃料及动力用煤。四、矿井水文地质条件区域水文地质概况:按岩性、岩溶裂隙发育程度、水力性质及富水程度,区域范围内自上而下可

    36、分为:新生界松散及半固结孔隙含水岩组、二叠系碎屑岩类裂隙含水岩组、石炭系碎屑岩夹碳酸盐岩类岩溶裂隙含水岩组、寒武系碳酸盐岩类岩溶含水岩组等。(一)主要含水层(组)依据邻区水文地质资料,结合本区地层岩性、含水层的富水程度、地下水的埋藏条件,对开采煤层影响较大的含水层由老到新划分为:寒武系灰岩岩溶裂隙承压含水层、太原组下段灰岩岩溶裂隙承压含水层、太原组上段灰岩岩溶裂隙承压含水层、二1煤层顶板砂岩裂隙含水层。1、寒武系灰岩岩溶裂隙承压含水层为二1、一4煤层间接充水含水层,凤山组厚度52.1米。主要岩性为白云质灰岩、白云岩,厚度大,在区域侵蚀基准面以上,溶洞和裂隙较发育,钻孔漏水率达50%,但深部富水

    37、性弱。据邻区万迪煤矿资料,钻孔涌水量0.007673.85L/sm,渗透系数0.0028147.62m/d,恢复水位迅速,属强含水层。但在断层发育处,易与上部多层含水层沟通,水量猛增,是造成矿井涌水的主要因素。距0818孔抽水试验,寒武系灰岩水位标高234.08米,水温26C。该含水层上距二1煤层约80m,在无断层情况下,不会影响二1煤层开采。该含水层上距一4煤层约22m。2、太原组下段灰岩岩溶裂隙承压含水层该含水层是二1煤层间接充水含水层,为一4煤层直接充水含水层,为L1L4石灰岩组成,含水层厚10.8821.62m,一般15.00m,厚度稳定。石灰岩裂隙、岩溶较发育,多被方解石充填,钻孔漏

    38、水较多,深部裂隙、岩溶发育程度锐减。据邻区万迪煤矿资料,钻孔单位涌水量0.0004242.07L/sm,渗透系数0.0030119.49m/d。该含水层上距二1煤层约56 m,在无断层情况下,不会影响二1煤层(该含水层相对于二1煤层+160m标高的突水系数Ts=0.02 MPa/m)。有资料显示,本含水层压力传递较快,水位恢复迅速,并具有统一的地下水位,因此,对一4煤层的开采有较大威胁,应当引起注意。3、太原组上段灰岩岩溶裂隙承压含水层该层为二1煤底板直接充水含水层,为一4煤层间接充水含水层。由L7L11灰岩组成,该组含水层厚度7.8921.40 m,一般厚15.00m。其中L8L9石灰岩最为

    39、发育,厚度占含水层厚度的90%左右。岩溶裂隙不太发育,富水性弱,但极不均一。据邻区资料,钻孔单位涌水量0.00007320.0166L/sm,渗透系数0.0004460.213m/d。在开拓过程中,本含水层中水量可以疏干,但也应该引起重视,防止水害发生。据0808孔抽水试验,L8L9含水层水位标高239.37米,水温19C。4、二1煤顶板砂岩孔隙裂隙承压含水层系指二1煤以上60m范围内的中、粗粒砂岩含水层,厚度11.2721.88m,其中以大占砂岩和香炭砂岩为主,含弱孔隙裂隙承压水。裂隙不太发育,钻孔漏水少,钻孔单位涌水量0.0003460.072L/sm,渗透系数0.001780.715m/

    40、d。反映该含水层的迳流条件不好,富水性弱的特点。邻区开采情况表明,二1煤在采动后由于导水裂隙带形成,初期水量大,但易于疏干,后期仍以淋水为主,该含水层为二1煤层直接顶板含水层,对开采二1煤层有一定的影响,开采时应该引起重视。(二)主要隔水层1、本溪组铝土质泥岩隔水层由铝土岩、铝质泥岩、泥岩、砂质泥岩等组成。厚度612.00m,一般8.50m,岩性和厚度都较稳定,强度较高,正常情况下可阻止3与C2t含水层之间的水力联系,如遇厚度变薄、构造破坏等情况,可能失去隔水作用,导致两含水层地下水发生水力联系,对矿井影响较大。2、太原组中部砂泥岩隔水层系指L4L7之间的泥岩、砂质泥岩、细砂岩、粉砂岩等,平均

    41、厚19.25m,在无构造情况下岩层稳定,能有效阻隔上、下段含水层之间的水力联系,但在断层附近将失去隔水作用。3、二1煤底板隔水层系指二1煤底至L8顶的泥岩、砂质泥岩、细砂岩、粉砂岩等,为主的隔水层,在自然条件下可阻止太原组上段岩溶裂隙水进入二1煤层,但在开采条件下,该隔水层已失去隔水作用。4、二叠系中、上段隔水层系指二1煤上60m起到上部基岩剥蚀面的二叠系煤系地层,主要包括泥岩、砂质泥岩、细砂岩、粉砂岩等,其间夹有数层中、粗粒砂岩含水层,但被隔水层阻隔,水力联系较差,总体上表现为隔水层,能有效阻隔地表水、浅层地下水进入矿井。(三)断层水文地质特征矿井内断层不发育,仅在东南边界有一条祖师庙断层,

    42、走向37,倾向307,倾角715,落差270m。余者均为小断层。区域上断层多为张性,断层带为胶结不紧密的断层角砾岩,故沿断层两侧往往形成富水带,尤其在断层尖部,是地下水的主要迳流通道。(四)老窑水矿区北部沿二1、一4煤层附近一般有老空区分布,它们大小不一,位置不详,在长期的降水渗漏补给中,汇集了较多的水量,对生产矿井有较大的威胁,因此,在开采接近老窑采空区时,要进行超前探水,防止老窑水溃入矿井,造成安全事故。(五)矿井充水因素分析1、充水水源根据该矿所处地质条件和煤层的埋藏深度,矿井的充水水源为大气降水、地下水和采空区积水。1)、大气降水大气降水对矿井充水的主要影响是当形成一定规模的采空区后,

    43、引起地表变形而形成的地裂缝,大气降水沿地裂缝进入矿井而使矿井涌水量增大。在未来的采矿活动中大气降水是矿井充水的水源。另一方面,大气降水多集中在7、8、9月份,大气降水对地表水、地下水等具有补给作用,从而是雨季或雨季之后矿井涌水量增大。2)、地下水进入矿井的地下水主要来自开采煤层顶、底板直接充水含水层中地下水。二1煤层顶板直接充水裂隙含水层一般富水性弱,进入矿井的方式主要为淋水、滴水,正常情况下对矿井涌水量影响不大。太原组上段灰岩含水层是二1煤层底板直接充水含水层,同时也是一4煤层顶板直接充水含水层,富水性中等,是目前矿井涌水量中的主要组成部分。太原组下段灰岩含水层是一4煤层底板的直接充水含水层

    44、,富水性中等,是开采一4煤层时矿井充水的主要含水层。寒武系上统岩溶裂隙含水层为二1、一4煤层底板间接充水含水层,正常情况下对开采二1煤层影响不大,对开采一4煤层影响较大。在断层附近进行采矿活动时,上述岩溶裂隙水会沿断层破碎带进入矿井,对矿井的安全影响较大,甚至造成淹井事故,因此应留足断层防水煤柱。3)、采空区积水矿井浅部存在采空区,它往往积水较多,在其附近进行采矿活动时,积水来势凶猛,对安全产生构成威胁,因此在接近采空区进行采矿活动时,应加强探放水工作。2、充水通道1)、砂岩裂隙开采初期,地下水通过顶板的裂隙以渗水的形式充水,回采冒落后则多以淋水的形式充水。2)、灰岩岩溶裂隙巷道掘进和煤层开采

    45、揭露或接近底板含水层时,在高水头压力作用下,地下水通过岩溶裂隙或底鼓突水的形式向矿井充水。3)、断层断层导水通道以两种形式导致矿井涌水或突水。(1)断层带以涌水或突水的形式向矿井充水。断层破坏了上、下不同含水层之间隔水层的隔水性能,在垂向上沟通了不同含水层相互之间的水力联系。矿井疏排时,在高水头压力和矿压作用下,断层导水性不断加强,致使地下水通过断层带向矿井涌水或突水。一旦与强含水层沟通,极易造成淹井,对矿井威胁较大。(2)断层对口部位向矿井涌水或突水,因断层错动,致使煤层的直接充水含水层与其它强含水层对接,使得强含水层中的地下水通过断层直接或间接向矿井涌水或突水,如不采取有效措施,将会发生灾害性事故。(六)水文地质类型1、水文地质勘查类型综上分析,二1、一4煤层是以底板进水为主的岩溶充水矿床,二1煤层单位涌水量0.1L/s.mq1.0 L/s.m;一4煤层单位涌水量1.0L/s.mq5.0 L/s.m,根据煤、泥炭地质勘查规范,二1煤层水文地质勘查类型确定为第三类第二亚类第二型,即水文地质条件中等以底板进水为主的岩溶充水矿床;一4煤层的水文地质勘查类型为第三类第二亚类第三型,即水文地质条件复杂以底板进水为主的岩溶充水矿床。2、矿井水文地质类型二1煤层单位涌水量0.1L/s.mq1.0 L/s.m,矿井正常涌水量为23m3/h,


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