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    协庄煤矿马晓贵 [协庄煤矿设计开采详细情况]

    时间:2019-07-17 12:17:31来源:百花范文网本文已影响

    协庄煤矿设计开采详细情况 第一章 矿区概述及井田地质特征 第一节 矿区概述 第二节 井田地质特征 第三节 煤层特征 第二章 井田境界及储量 第一节 井田境界 第二节 井田工业储量 第三节 井田可采储量 第三章 矿井工作制度及设计生产能力、服务年限 第一节 矿井工作制度 第二节 设计生产能力及服务年限 第四章 井田开拓 第一节 井峒形式及位置 第二节 水平划分 第三节 大巷布置及运输方式 第四节 采区划分及开采顺序 第五节 通风方式及风井布置 第六节 水平过渡及其它 第五章 矿井基本巷道 第一节 井筒 第二节 井底车场 第三节 主要开拓巷道 第六章 采煤方法和采区巷道布置 第一节 煤层地质特征 第二节 采煤方法和回采工艺 第三节 采区巷道布置及生产系统 第四节 采区车场设计 第七章 井下运输及矿井提升 第一节 概述 第二节 采区运办理设备的选择 第三节 大巷运输 第四节 主副井提升设备的选择 第八章 矿井通风及安全 第一节 矿井通风系统的选择 第二节 采区及全矿所需风量 第三节 全矿通风阻力计算 第四节 扇风机选型 第五节 防治灾害的安全技术措施 第九章 基本技术经济指标 第一章 矿区概况及井田地质特征 第一节 矿区概述 一、地理位置及交通条件 图1-1 协庄煤矿交通位置示意图 协庄井田地处山东省新泰市小协镇境内,位于新汶煤田南翼西端,因矿井工业广场和职工生活区域地处小协村和大协村之间而得名。地面占地总面积为1708482平方米(1991)。1958年建矿,1962年投产,设计生产能力180万吨/年,井田面积35.6平方公里。矿区东连小协村、陈家庄;
    南邻小李庄;
    北至唐立沟村、刘官庄、玥庄;
    西毗大协村、碗窑头村、高佐村。东距新汶矿业集团所在地8 km,距新泰市13km。开采深度+110m~-1050m,东西长9~12km,南北宽1.1~4.2km,面积约35.662km2。地理坐标:东经117°31′03″~117°41′15″,北纬35°53′45″~35°56′58″。行政区划归新泰市管辖。

    矿井有铁路专用线与磁莱铁路接轨,西接京沪铁路;
    蒙馆公路横贯东西,京沪高速公路自矿井西部经过,交通条件十分便利。见图1-1示。

    二、地形特点及居民点分布 本区位于小汶河两岸,为莲花山与蒙山间的山间凹地半缓阶地形丘陵,呈东西向分布,地面标高+150~+200m,南北高中间低,由山间河谷向南北两侧山坡可分为三个明显的阶地型地貌单元:(1)小汶河两岸冲积型河谷平原;
    (2)第三系、侏罗系及古生界地层组成的极平缓阶地型丘陵地带;
    (3)太古界花岗片麻岩及寒武系灰岩构造的高山区。

    矿区范围内分布有大小村庄9个,大部分分布在井田边界。另外,在矿区南部有大片职工住宅区。

    三、工农业生产和原料及电力供应 矿区内工业以煤炭为主,农业主要种植小麦、玉米、棉花,间杂有果园、桑园、菜园和苗圃等。

    本矿井建设期间,所需要建设材料,除钢材、木材和部分水泥需由国家计划供应外,其它砖、石、砂等土产材料,均由当地供应,满足建设需要。

    供电电源有两路:一路来自华东电网泉沟区域配电所;
    一路来自本矿区内矸石热电厂。电力资源比较充足。

    四、矿区气候条件 本区为季风型大陆性气候,年平均气温15.2℃,一月最低,平均气温为-3.3℃,七月最高,平均为26.0℃。1至3月为冰霜干冷期,7至9月份气候较热,6至10月为雨季。全年主要风向为东风,年平均风速2.4m/s,最大风速14.3m/s(1954.04.09)。历年平均降水量779.4㎜,最大年降水量1395.4㎜(1964),年最小为450.9㎜(1968)。一般初始结冰日期为每年十月下旬,最早为10月15日(1962),最晚为11月17日(1998),结冰期为四个月。

    五、矿区水文及工农业供水 小汶河是流经本矿井主要的地表水系,其支流有光明河、崖头河、刘官庄河等多支小河流,均为季节性河流,多呈正交型由南北两侧汇入小汶河。小汶河自东向西流经本矿井浅部,至大汶口汇入大汶河。历年来洪水期的洪水位标高为+158~162.9m,根据小汶河观测站1958~1984年的观测资料,最大流量为1830m3/s(1964年7月17日),由于近年来上游筑坝蓄水灌溉农田,使小汶河流量受到很大控制,现已成为季节性河流。在浅部煤系地层露头直接伏于古河床及现代小汶河河床之下,接受第四系潜水和小汶河水渗入补给,据观测,由协庄矿大桥至韩庄段,小汶河入渗量达0.16m3/s。

    目前有地面供水井数眼,开采奥灰水,而且由集团公司水源地统一供水。矿井工业用水为井下排水,锅炉及生活用水为在工业广场用深水泵取奥灰地下水。

    另外,工业用水还利用井下排出的水,较好地实现了矿井水的综合利用,基本上满足了工业和生活用水的需要。1963年1月至2002年5月的矿井多年涌水量平均为880.48m3/h。鉴于目前矿井涌水量较大,水资源较丰富,建议建设一座600m3/h处理能力的矿井水处理厂,处理后的矿井水应分别达到生产和生活饮用水标准,分别向矿区生产、生活分质供水,以使宝贵的地下水资源进一步得到综合利用。

    第二节 井田地质特征 一、井田地形及勘探程度 井田位于新蒙向斜南翼的西端,其基本构造形态为走向近东西,倾向北的简单的单斜构造,无明显的次级褶皱;
    地层倾角变化较大,东部缓,倾角180,西部陡,局部倾角大于250。整个区域内的构造特征以断裂构造为主,断层比较发育,多为高角度正断层。主要断层按走向分为NE向、NEE向和NW向3组,其中绝大多数断层为NE向。

    井田的勘探程度:分为协庄、窑沟两个勘探协庄区。全区经过普查、详查、精查勘探及使用综合勘探的精查补充勘探后,完成钻孔413个,工程量88735.35m,其中施工徐灰水文孔11个、奥灰观测孔2个。施工地震测线78.035km,物理点4499个。基本控制了断层在深部的摆动方向,满足了采区设计需要。

    二、井田煤系地层 矿井含煤地层主要为二迭系下统山西组与石炭系上统太原组。

    1、山西组 厚65.31~91.80m,平均77.59m。以4煤层底板下约10m的细砂岩与太原组分界。岩性主要为灰白色中细砂岩、浅灰色粉砂岩、灰色及深灰色泥岩和煤层组成,含煤4层(1、2、3、4煤),可采2层(2、4煤)。地层中砂岩粒度及比例明显大于下伏地层,粉砂岩中植物化石种类与数量多于太原组。

    本组为一套三角洲体系的沉积,主要沉积相有河口砂坝、分流间湾、分流河道、泛滥平原、沼泽和分流间湖泊微相。河口砂坝沉积于山西组底部,为楔状交错层理和缓波状层理的逆粒序细粒岩屑石英砂岩。分流间湾相为一套具菱铁质结核的致密均匀的灰黑色泥岩,分布于中、下部。中部发育一套厚层状中细粒长石石英砂岩,为分流河道相沉积,交错层理发育,底部含泥砾,对下伏地层有轻微的片流冲刷。泛滥平原沉积为灰色、浅灰色、富含植物根化石的泥岩、粉砂岩,常为煤层底板。远离分流河道的低洼区形成厚层浅灰色均匀致密的分流间湖泊沉积。本组可分为三个旋回,其沉积序列为分流间湾—泛滥平原—沼泽—分流间湾。4、2煤分别形成于Ⅰ旋回与Ⅱ旋回,Ⅲ旋回成煤条件差,形成的1上、1下煤薄而不可采。

    2、太原组 为本区主要含煤地层,厚162.00~192.80m,平均177.61m。主要由灰色、深灰色、灰黑色泥岩、粉砂岩、灰色粘土岩及浅灰、灰色砂岩、灰岩及煤层组成,含煤10~11层(5、6、7、8、9、10、11、12、13、14、15、16煤),其中可采、局部可采煤层4层(6、11、13、15煤),含灰岩4~5层,其中一、四灰全区稳定,是煤岩层对比的可靠标志。太原组连续沉积于本溪组之上,以16煤底板厚约6m的细砂岩底与本溪组分界。

    太原组主要沉积相有:泻湖相、潮坪相、碳酸盐台地相及障壁岛相。泻湖相为一套深灰色、灰黑色均质含黄铁矿、菱铁矿结核的泥岩沉积物;
    砂坪相与混合坪相为一套灰色、浅灰色、具有潮汐层理和生物扰动构造、含植物碎片化石的砂质沉积物,泥坪相为浅灰色薄层富含根化石的粘土质泥岩,多为煤层的顶板。一、二、四灰为碳酸盐台地沉积。11煤层顶板砂岩厚度大,颗粒成熟度高,为障壁岛沉积。本组可分三个旋回,Ⅰ旋回自本溪组顶部泥岩至四灰,为一套泻湖-潮坪-台地体系的沉积,以潮坪、泻湖交替频繁、台地相发育、煤层层数多而薄为特征。Ⅱ旋回自四灰顶至11煤层顶板砂岩,为泻湖-潮坪-障壁岛体系沉积,以泥炭坪延续时间长、具障壁岛相沉积为特征。Ⅲ旋回自11煤层顶板砂岩至一灰,为潮坪相、泻湖相和碳酸盐台地相,以泻湖相、潮坪相交替更为频繁、碳酸盐台地持续时间短、煤层层数、厚度小、变化大为特征。Ⅳ旋回自一灰顶至山西组底分界砂岩,为一缺失海侵部分的不完整旋回,为泻湖-潮坪相沉积,6煤层形成于该旋回。

    三、井田地质构造 新汶向斜位于鲁西断块鲁中块隆内,北翼由于受莲花山断裂破坏,向斜形态表现不明显,南自蒙山背斜古生界,北至莲花山断裂,地层走向自西而东由近东西向转为北西向,地层向北倾斜。

    新汶煤田东起涝坡、员外哨,西至南杨家庄、大霞雾,东、西均以煤系地层露头为界。北至莲花山断裂,南至蒙山背斜北坡奥陶系地层出露处,东西长约30km,南北宽约8~10km,面积约305km2,地层走向呈北西向。

    新汶煤田受多期构造运动控制,北翼大部分被莲花山断层切割,良F3断层以东仅存南翼,呈单斜形态,而翟镇煤矿被F10、F22、F11与良F3断层围限的范围内发育一个有次级褶曲的菱形断块,仅在西部泉沟与协庄之间表现断块型向斜形态,向斜南翼地层保存完整,是煤田开发的重要地段。煤田内断裂构造发育,方向性明显,大致可分为北西向、北东东向、北东向三组。

    1、断层(a) 区内断裂构造发育,具有明显的多期性,多为高角度正断层,其中以北东向最为发育,同时伴生少量北西向断层。共组合断层85条,其中落差大于100m的断层10条,落差50~100m的断层16条,落差10~50m的断层39条,落差小于10m的断层20条,另有大量孤立断点,平均约3.6条/km2。

    根据《矿井地质规程》和煤炭部1987年10月“关于矿井地质分类工作有关问题的补充说明”,该区断层发育程度定为Ⅲa类。

    1、NW向断层组:
    (1)羊流断层:区域性正断层,为协庄煤矿西边界,走向NNW,倾向东,倾角70°,落差大于1000m,区内延展长度约1.5km,。断层两盘出露地层有差异明显,上盘地层为石炭、二迭系,下盘为奥陶系。

    (2)F10断层:正断层,位于矿井东北部,为协庄煤矿与翟镇煤矿的分界断层。走向北西45°,向西北延入泉沟煤矿西部边缘,向东南延入良庄煤矿。矿区内延展长度约5.6km,倾向南西,倾角70°,落差100-520m。断层两盘地层赋存差异明显,下降盘存 有较多的石盒子组和蒙阴组地层,而在上升盘地层则无蒙阴组,仅存部分下石盒子组~太原组地层。第三系地层均遭受切割, 3条地震测线穿过,补1、14-4、173孔控制,173号孔控制南摆,补2号孔控制其北摆。属查明断层。

    (3)F10-1断层:正断层,位于矿井东北,走向NW,倾向北,倾角70°,落差70~100m,区内延展长度约1.9km,属查明断层。

    (4)F28断层:正断层,位于矿井东北,走向NW,倾向北,倾角70°,落差70~90m,区内延展长度约1.3km,羊25号孔揭露该断层,属查明断层。

    见表1-1、1-2所示矿井主要断层特征表。

    表1-1 矿井主要断层特征表 序号 断层 名称 性 质 断 层 产 状 落差(m) 区内延展长度(m) 断层控制情况 查明 程度 走向 倾向 倾角 1 F10 正 200~230 SW 70 100~520 5600 控制 查明 2 F22 正 15~35 SE 70 40~210 5000 控制 基本查明 3 F22-1 正 15~40 NW 65~75 26~95 2000 协庄矿–850西大巷揭露 查明 4 F26 正 20~30 NW 70 0~40 1800 基本控制 基本查明 5 F21 正 0~20 NW 75 80~180 5000 –850矸石、人车暗井,4-3-3轨道下山石门揭露 查明 6 F21-2 正 0~35 NW 70 30 1300 -850矸石、人车暗井及-850皮带入仓巷揭露 查明 7 F23 正 30~40 SE 70 20~55 2000 控制 查明 8 F16 正 45~70 SE 70 10~60 1500 基本控制 基本查明 9 F16-1 正 45 SE 70 20 800 -850西大巷揭露 基本查明 10 F24 正 20~35 NW 70 15~45 2400 基本控制 基本查明 11 F25 正 10~30 NW 70 10~45 2800 基本控制 基本查明 12 F13 正 30~50 SE 70 20~40 1600 基本控制 基本查明 13 F27 正 30 NW 70 0~55 1500 基本控制 基本查明 14 F17 正 10~30 SE 70 20~130 700 -550西大巷及地方煤矿韩庄矿多处巷道揭露 查明 15 F4 正 40 SE 70 40 450 基本控制 查明 16 F11 正 30~55 SE 65 0~100 4000 3210W回风巷、3215W2运输巷、3411W回风巷、31111W运输巷 等多处揭露 查明 17 F11-1 正 50~70 SE 65~75 10 2000 3212W运输巷、3411W运输巷、3411W回风巷等多处巷道揭露 查明 18 F5 正 65 NW 80 100 2000 基本控制,9205E轨道巷揭露 查明 19 F6 正 30 SE 55~60 0~40 1100 -50~-300水平,二、四、六、十一层巷道多处揭露 查明 20 F7 正 60 NW 75 40~50 1500 基本控制 基本查明 21 F8 正 65 NW 75 20 500 浅部机9号孔揭露 基本查明 22 F9 正 5 SE 65 9 900 -300水平以上二、四、十一层巷道及工作面等多处揭露 查明 23 F15 正 15 SE 75 10~22 3000 -50水平以上二、四层巷道,-300水平1206E回风巷、-300水平东大巷揭露 查明 24 F18 正 30 SE 50~70 30 2500 -50水平大巷,-50水平二、四层巷道,1、2号副井,火药库回风上山,-300水平东大巷揭露 查明 25 F18-1 正 50 NW 70 17~30 2840 1205W回风巷,一采人行上山,1205W回风石门,1206E回风巷等多处揭露 查明 26 F18-2 正 25 SE 72 0~20 1470 1405W轨道巷、-300井底车场揭露 查明 27 羊F28 正 120~130 NE 70 70~90 300 9410E疏水巷,9410E回风巷,9210W下山绞车道等多处揭露 查明 28 F28-1 正 95~110 SW 70~80 4~20 1330 九采二四层多处巷揭露 查明 表1-2 矿井主要断层特征表 断层 名称 性 质 断 层 产 状 落 差 (m) 区内延展长度(m) 断 层 控 制 情 况 查明 程度 走向 倾向 倾角 29 F2 正 11 NW 80 100 2000 -50水平八采石门,4407W轨道巷,-300水平西大巷等多处揭露 查明 30 F3 正 50~68 SE 55~60 0~40 1100 -50水平以上二、四层四采区巷道,-50西大巷,4406W回风巷,四采人行上山、轨道上山等多处揭露 查明 31 F4 正 30~60 NW 75 40~50 1500 8203、8204轨道巷、运输巷,-50西大巷,8403、8404轨道 巷、运输巷,-300西大巷均揭露 查明 32 F2-1 正 50~70 NW 75 20 500 -50水平八采石门,6204W运输巷探巷,4407W轨道巷等多处揭露 查明 33 F2-2 正 10~55 SE 65 9 900 6206W运输巷,4407W轨道巷、探巷,-300水平西大巷、副巷均揭露 查明 34 F3-1 正 30~50 SE 75 10~22 3000 4406W回风巷,4407W轨道巷、运输巷,4205W回风巷,-300西大巷等多处揭露 查明 35 F3-2 正 20~45 NW 70 0~22 1200 4406W回风巷、运输巷,4407W回风巷,4207W回风巷等多处揭露 查明 36 F4-1 逆 30 SE 70 30 2500 地 1号孔揭露 控制较差 37 F4-2 正 50 NW 70 17~30 2840 地 3号孔揭露 控制较差 38 F6 正 25 SE 72 0~20 1470 机22孔,-50西大巷,8204疏水巷揭露 查明 39 F7 正 30-60 SE 70 50~200 3500 机 18孔揭露,浅6、浅3号孔对孔控制 基本查明 40 F11 正 120~130 NE 70 70~90 300 一550水平3-3采区二、四、十一层开采多处揭露 查明 41 F11-1 正 95~110 SW 70~80 4~20 1330 一550水平3-3采区二、四、十一层开采多处揭露 查明 42 F12 正 110~140 SW 70 70~120 6500 一550西大巷、-850矸石、人车暗斜井揭露 查明 2、褶曲(b) 本区总体为一倾向北的单斜构造,褶曲构造不发育,局部具波状起伏。地层倾角18~25°,局部>25°。该区褶曲构造发育程度定为Ⅱb类。

    四、井田水文地质 新汶煤田西起磁窑,东至汶南,位于莲花山及蒙山山脉两大分水岭之间的山间凹地内,呈东西向展布,东西走向长约70km,南北倾斜宽8km,面积约560km2,其中含煤面积304.70km2。矿区地处鲁中低山丘陵地带,矿区南、北、东三面环山,西面开阔,地势东高西低。其南面有地势较高而岩溶裂隙发育的奥陶系、寒武系石灰岩;
    北面为地势较高的第三系砾岩及太古界花岗片麻岩,均为丘陵山地。自东南向西北分别分布有汶南、张庄、孙村、良庄、协庄、泉沟等矿井和数量众多的地方小煤窑。见图1-2所示区域水文地质柱状图。

    1、 含水层 (1)第四系砂砾层 图1-2 区域水文地质柱状图 第四系厚0~24.07m,厚度变化受地形控制。岩性主要由砂土、亚砂土及砂砾层组成,为河流相沉积。其中砂砾层为小汶河古河床及现代河漫滩相沉积,厚 0~12m,主要分布于小汶河两岸及崖头河两侧,河床中心厚,向两边缘逐渐变薄。浅部覆盖于煤系地层之上,属直接充水含水层,是浅部煤系地层含水层及矿井充水的主要补给水源;
    大部分地段覆盖于第三系之上,属间接充水含水层。水位标高+152.00m,单位涌水量1.204~22.604L/s.m,渗透系数35.38~469.78m/d,矿化度0.151~0.591g/l,水质类型为HCO3.SO4-Ca.K+Na、HCO3.SO4-Ca.Mg型,属富水性强的孔隙潜水含水层。该层主要靠大气降水补给,与小汶河等地表河流水力联系密切。由于埋藏浅、易受到污染,只能作为农田灌溉用水和临时生活用水。

    (2)第三系砾岩 第三系全层厚349.91~1056.74m,平均厚695.39m,以不整合直接覆盖于煤系地层之上。据钻孔揭露资料,中、上部砾岩发育,最大深度达900m,总厚度139.22~583.80m,平均315.29m,砾岩中夹数层粘土质粉砂岩;
    下部以粘土质粉砂岩为主,砾岩以薄层形式夹于粘土质粉砂岩中,总厚0~45m,一般20m左右,局部钻孔见有底砾岩,主要分布于F15断层以西及以东局部地段。砾石成分主要为石灰岩,其次为砂岩、变质岩,砾径2~10cm不等,磨圆较好,分选较差。主要接受大气降水及第四系砂层水渗透补给。有7个钻孔漏水,漏水孔率21%,富水性弱~中等,富水性不均一。据羊村井田47号孔抽水试验资料,水位标高208.90m,单位涌水量0.178L/s.m,渗透系数0.073m/d,矿化度0.29g/l,水质类型为HCO3-Ca型。

    由于下距煤层间距较大,加之下部的粘土质粉砂岩及石河子组杂色泥岩的隔水作用,该层砾岩对煤层开采无直接影响,但在F15断层以西局部地段,由于底砾岩与煤层的间距较小,处于导水裂隙带影响范围内,底砾岩水有可能通过导水裂隙带进入矿井。

    (3)山西组砂岩 由3~4层长石石英砂岩组成,为煤2、煤4顶板直接充水含水层,其中煤2顶板砂岩厚3.66~22.33m,平均11.23 m,煤4顶板砂岩厚1.90~17.46 m,平均10.15m。岩性一般为浅灰、灰白色中粒砂岩,分选较好,钙质及泥质胶结,坚硬,局部地段裂隙较发育,但多被方解石脉充填。大多数钻孔冲洗液无明显消耗。据矿井实际揭露资料,该层水多以裂隙淋水形式进入矿井,浅部地下水循环条件较好、富水性较强,矿井涌水量较大;
    深部由于埋藏较深,其上又有数百米厚的第三系红层覆盖,地下水循环条件差,以构造裂隙水为主,富水性变弱,矿井涌水量明显减小,对矿井开采影响不大。

    (4)一灰 厚0.80~3.55m,平均2.59m,层位稳定,上距6煤4.58~9.20m,平均7.02m,为6煤底板直接充水含水层。岩性致密,质不纯,具裂隙,多被方解石充填。据钻孔简易水文观测资料,17-1、17-3两个钻孔冲洗液最大消耗量为6.40m3/h,其它钻孔未发现漏水或明显消耗现象。据抽水试验资料,单位涌水量0.006~0.525L/s.m,渗透系数0.151~12.3m/d,矿化度0.31~1.175g/l,水质类型为HCO3.SO4-Ca型。岩溶裂隙具有明显的垂直分带性,±0m水平以浅溶洞比较发育,平均洞穴率为19.7%,为溶洞水;
    ±0~-200m为岩溶裂隙水;
    -200m以深巷道多处揭露,岩溶、裂隙已不发育,基本无水,仅在构造裂隙带附近有少量淋水,地下水活动微弱。

    -50m水平因一灰沟通地表水曾发生突水,最大涌水量为633.6m3/h。据邻近矿井水文地质资料,良庄矿一灰水多通过突水点进入矿井,占矿井涌水量的30%;
    孙村矿于+83.4m揭露一灰发生突水,最大涌水量1860m3/h,+66m遇断层,涌水量0.5m3/h;
    -210~-600m水平一灰基本无水,仅断层构造带附近有淋水。

    以上资料表明,在浅部一灰露头直接伏于小汶河古河床和现代河床砂砾层之下,-200m以浅地下水补给循环条件较好,富水性中等~强。-200m水平以深,随着埋藏深度的增加,其岩溶、裂隙发育程度和富水性明显减弱,在正常情况下,除构造破碎带附近有少量淋水,对煤层开采一般不会造成威胁。

    (5)四灰 为13煤层顶板直接充水含水层。厚3.95~8.68m,平均6.49m。岩性致密,具裂隙,多被方解石充填。据钻孔简易水文观测资料,除12-1号孔于843.60~844.60m处漏水外,其它钻孔未发现漏水或明显消耗现象。据抽水试验资料,单位涌水量为0.002~6.180L/s.m,渗透系数为0.0057~76.777m/d,矿化度为0.34~0.63g/l,水质类型为HCO3.SO4-Ca.K+Na型。岩溶裂隙及富水性具有明显的垂直分带性,+100m以浅岩溶裂隙率平均43%,+100m~±0m之间岩溶裂隙率平均33%,±0~-300m之间岩溶裂隙率平均20%,但在构造破碎带附近岩溶裂隙率仍很发育。

    四灰露头直接位于小汶河现代及古河床砂砾层下,-300m以浅地下水迳流循环条件较好,其岩溶发育及富水性具有明显的垂直分带与平面分区特征。浅部开采时,四灰曾发生两次突水,突水时间分别为1971年11月29日和1975年3月29日,突水点标高分别为+19m和+24m,最大突水量分别为1960.2m3/h和1860m3/h,稳定水量分别为966m3/h和660m3/h,后通过进行疏放及浅截注浆工作,现已基本无水。据邻近矿井实际揭露资料,孙村煤矿一号小井60m水平探水涌水量达346.2m3/h,大井30m水平西四回风巷出水24~42m3/h;
    光明煤矿在标高±0~-140m水平开采11煤时曾发生多次底板突水,突水量78~720m3/h,突水点多集中发生在-45~-50m,出水量一般300m3/h;
    小协、建新煤矿-50m水平四灰涌水多为240~300m3/h;
    孙村煤矿-75m运搬石门出水仅1.8~16.8m3/h,-200m水平探水已基本无水。协庄矿深部开采11煤时,1984年10月26日31108W工作面底板四灰突水,最大水量67.8m3/h,稳定水量30m3/h,突水点标高-230m,四灰顶板标高-265m。-300m东大巷四灰探水,最大涌水量30m3/h,初始水压0.50MPa;
    2001年9月28日31111E工作面在标高-385.8m四灰底板突水,最大突水量180m3/h,稳定水量102m3/h,水压4.40MPa,水位约+50m左右。-550西大巷揭露四灰仅以淋水出现,水量12~30m3/h。本矿及邻近矿井资料表明,四灰富水性具有随埋深增加而明显减弱的趋势。目前矿井东翼四灰水位约-300m,西翼水位约±0m。综合分析,四灰-100m以浅属强含水层,-100m以深属富水性弱~中等含水层。

    受地下水补给条件与断裂构造控制,四灰在平面上具有明显分区性,据有关资料全矿井可分为4个分区。

    (6)徐灰 厚4.70~21.15m,平均12.66m,全区发育,层位稳定,由1~3层石灰岩组成,中间夹铝土质泥岩、泥岩。上距 13煤30.42~49.61m,平均38.82m,上距15煤23.67~31.22m,平均27.49m,属开采下组煤时底板直接进水含水层。岩性致密,质不纯,多含硅质,具分层现象,易于溶蚀,但因埋藏条件所限只局部发育岩溶,其裂隙发育,多被方解石脉充填。据钻孔简易水文观测资料,仅有8-1、6-2两个钻孔发生漏水,其它钻孔冲洗液无明显消耗。据钻孔揭露资料,徐灰在浅部洞穴率达18.05~35.5%,洞穴直径0.1~2.0m。据抽水试验资料,徐灰埋深-104.01m,单位涌水量为0.0018L/s.m,渗透系数为0.046m/d。表5-2-3为协庄煤矿井下揭露的部分探水孔资料,从表中可以看出,随着徐灰埋深的增加,其富水性有减弱的趋势。徐灰水质类型为HCO3.SO4-Ca型。

    据邻近煤矿水文地质资料,小协水源地徐灰含水层埋深50m,单位涌水量16.636L/s.m;
    良庄煤矿-107m水平,因F3断层使11煤与对盘徐灰直接接触,巷道掘进F3时发生突水,最大突水量120m3/h,-130m水平疏水降压,3个钻孔涌水量60m3/h;
    建新矿-40m水平过F11断层时徐灰突水,涌水量约60m3/h,-228m15煤巷道因揭露小断层导致徐灰底鼓突水,涌水量约60m3/h;
    碗窑头煤矿1993年8月17日在-215m水平开采13煤时,由于接近F4断层,致使对盘徐灰水底鼓突入矿井,涌水量930m3/h,淹至+79m水平,至今尚未恢复生产;
    小协煤矿1997年2月14日在+80m水平过F19断层时徐灰突水,涌水量达1300.2m3/h,导致淹井至+25m水平。

    徐灰水平方向分区性与四灰相同,也可分为四个区。

    上述资料表明,在浅部徐灰多出露于第四系含水层砂砾层之下,接受大气降水、地表水及第四系潜水补给强烈,-300m以浅地下水补给循环条件较好,富水性中等~强,-100m以浅徐灰可视为强含水层,-100~-300m水平富水性中等,-300m水平以深富水性较弱。需要说明的是,由于徐灰与下伏之草灰间距为3.95~25.80m,平均8.72m,岩性为泥岩(图5-2-2),因而徐灰与草灰之间的联系比较密切,而草灰与下伏的奥灰之间仅有8.00~15.70m,平均11.62m的泥岩和粉砂岩地层,其强度不足以抵抗强大的奥灰水压力,落差较小的断层就极易将其沟通,因而徐灰、草灰、奥灰之间具有密切的水力联系,将来若徐灰底鼓突水,草灰与奥灰也会发生底鼓突水。

    徐灰距15煤层间距平均27.49m,目前矿井东翼徐灰水位标高-100m,西翼+120m左右,按底板突水系数(Ts)临界值0.06MPa/m计算,开拓15煤层时安全水压为P=0.06×27.49=1.65MPa,带压开采安全标高为矿井东翼-265m,西翼-45m。因此,上述安全标高以下开采15煤层时,必须对徐灰疏水降压,在遇落差较大断层及陷落柱前需超前探水,并留足防水煤岩柱。

    (7)草灰 厚1.80~10.20m,平均5.14m,岩性较纯,易于溶蚀,因埋藏较深,岩溶发育不良。但裂隙较发育,多被方解石局部充填,区内揭露绝大多数钻孔中冲洗液无明显消耗。41号孔在标高±0m以浅穿过草灰时漏水严重,与徐灰混合抽水,单位涌水量为2.981L/s.m,渗透系数为13.8m/d。据邻区良庄煤矿12号孔-450水平抽水试验资料,单位涌水量0.000105L/s.m,渗透系数0.72201m/d;
    羊村井田350号钻孔在标高-428.31~-459.61m与徐灰混合抽水,基本无水。由此也可以看出,浅部草灰岩溶裂隙比较发育,富水性较强,随着埋藏深度增加,其富水性也明显减弱。因草灰与上覆徐灰之间间距较小,通过小断层可发生比较密切的水力联系。

    (8)奥灰 奥灰厚达800m,是整个煤系地层的基底含水层,也是开采下组煤时的底板间接充水含水层。上距15煤层66.65~76.18m,平均70.27m,上距13煤层80.89~86.43m,平均84.48m。据15-3号孔岩石物理力学性质试验资料,15煤层至奥灰顶界面地层的平均抗压强度为74.09Mpa,正常情况下,能够抵抗奥灰水压力,但由于其间分布有徐灰和草灰两个含水层,在岩溶裂隙发育地段或在断层破碎带附近,压力强大的奥灰水有可能会对15煤层造成底鼓突水。区内有14个钻孔揭露奥灰,揭露80~120m,小于40m的有8个钻孔,冲洗液均无严重消耗。从岩性上分析,裂隙较发育,但多被方解石充填或半充填。岩溶在顶部较发育,但多被泥质及铝土质充填,Cao含量12.83~55.57%,MgO含量0.05~21.06%,从化学成分上分析有利于岩溶形成,但从钻孔揭露岩层观测岩溶发育不良,这说明地下水循环条件不良。

    奥灰富水性主要取决于岩溶裂隙发育程度,与埋藏深度、露头补给条件等密切相关,而且富水性在水平、垂直方向上表现出极不均匀性。在区域南部大面积裸露,接受大气降水的补给。据本矿井实际揭露资料,在±0m水平以浅岩溶化强烈,岩溶率达58%。据碗窑头水源地301、303号钻孔抽水试验资料,水位标高分别为142.00、134.50m,单位涌水量分别为1.743L/s.m和1.045L/s.m,说明浅部富水性较强。虽然钻孔揭露深部奥灰岩溶裂隙发育不良,但由于奥灰岩溶裂隙形成的条件复杂,致使岩溶分布极不均匀,再加之奥灰水头压力较大,地下水静储量较大,对下组煤的开采仍具有相当的威胁,因而应进一步加强对深部奥灰的水文地质工作。

    据相邻良庄矿开采资料,2000年6月27日在开采11煤层51101W工作面时曾发生底板徐、奥灰突水事故。突水点标高-459m。当该工作面推采400m时(采高1.6m),遇落差2.4m小断层发现底板突水,初始水量30m3/h,后继续推采约100m时,于8月29日周期来压,水量增大至660m3/h,9月12日停采撤面,9月14日水量增大至772.2m3/h,后稳定水量630m3/h。该突水点距徐灰108m,距奥灰122m,初始水压7.2MPa,算得突水系数(Ts)0.06MPa/m。突水后,在-580m水平总回风巷(标高-347m)施工2个徐灰探水孔、1个奥灰探水孔,测得徐灰水压1.85MPa,动水位标高-163m,奥灰水压水压2.0MPa,动水位标高-147m。

    本井田奥灰距15煤层平均间距70.27m,距13煤层平均间距84.48m,目前奥灰水位标高+134~+142m,按底板突水系数(Ts)临界值0.06MPa/m算得安全水压为:13煤层5.06MPa、15煤层4.22MPa,奥灰带压开采安全标高为:13煤层-350m、15煤层-260m,上述安全标高以下开采下组煤时必须对奥灰疏水降压,在遇较大落差断层及陷落柱前超前探水并留足防水煤岩柱。

    2、隔水层 本矿井各含水层之间均分布有比较稳定的隔水层,但主要的有第三系下部砂质泥岩及煤系地层各含水层之间(6煤~一灰、11煤~四灰、15煤~徐灰、草灰~奥灰)由泥岩、砂质泥岩、粉砂岩等组成的隔水层组。其中隔水性能较好的是第三系下部砂质泥岩,厚73.30~273.24m,平均170.53m,有随倾向增厚的趋势,在本区发育稳定,具有一定的隔水性能,岩性较为致密,局部夹1~3层砾岩,在西部大多数钻孔中底部发育一层底砾岩。该隔水层隔断了大气降水、地表水、第四系潜水及第三系中、上部砾 岩水与整个煤系地层含水层之间的水力联系。

    断层对矿井充水的影响,取决于断层的性质、规模、密度、断层两盘岩性以及水文地质特征等因素。本矿井地质构造中等,断裂构造发育。目前大于50m断层共有26条,均为高角度正断层。全区共有26个钻孔穿过断层带,计32次。揭露的断层破碎带厚1.5~22m,一般15m,多为两侧岩层破碎物,呈角砾状,有的已被揉擦成粘土(断层泥),比两侧岩层松软破碎。据钻孔简易水文观测资料,皆未发现断层带漏水或明显消耗现象。

    浅部揭露断层带多为两侧岩层破碎物及断层泥,结构较致密,除因断层揭露部位与对盘强含水层直接接触或距离较近而发生突水外,其余皆干燥无水或仅有少量淋水、滴水及破碎带物质冒落。从本矿井及邻近矿井开采资料分析,断层导水性具有以下规律:
    (1)井下揭露断层部位远离强含水层时,断层的富水性、导水性较微弱,此时,断层带多为封闭的,具有一定的隔水性能,对矿井开采一般无威胁。如良庄矿三条石门穿过F10断层(上盘2煤层,下盘4煤层)皆不含水;
    韩庄矿F11、F15断层不导水;
    泉沟矿F15、F6、F4(落差20~200m),亦未发生涌水现象。

    (2)在井下揭露断层离强含水层较近时,能否突水取决于对盘强含水层的富水性、水头压力及断层带附近含水层的力学强度,突水量的大小取决于含水层的富水性。

    (3)伴生小断层应引起重视。如良庄矿1971年6月19日6煤层1602运输机上山于+60m标高遇落差3m的小断层,接近一灰发生突水,涌水量为90m3/h;
    1962年4月-110m水平11层煤西大巷掘至F3断层(对盘与徐灰接触)时发生突水,涌水量为120m3/h。协庄矿1971年11月29日,31104东上工作面24m标高遇落差3m的小断层导致四灰发生突水,最大涌水量1960.2m3/h;
    1975年3月29日31102工作面在巷道三叉口遇一落差8m左右的断层发生突水,最大涌水量1680m3/h;
    高佐矿1989年9月22日向巷道在6煤层底板细砂岩掘进迎头遇见一落差1.7m的断层,发生突水,突水量900m3/h;
    张庄矿+35m水平四灰东大巷三次过F8断层(落差50m),由于揭露部位距一灰距离不同,其断层带突水量有明显差异:第一次距一灰5m,涌水量达120m3/h,第二次距一灰30m,涌水量120m3/h,第三次距一灰45m,仅有淋水现象,表明一灰富水极不均一,也说明断层导水性与距离含水层的远近具有一定的关系。

    本矿井浅部边界为各煤层露头,煤系地层各含水层露头伏于第四系砂砾层及小汶河古河床和现代河床之下,构成各含水层的补给边界,由于目前主要以开采深部为主,因而浅部第四系砂砾层及地表水对矿井开采的影响不大;
    西部边界为羊流断层,西升东降,倾角70°,落差>1000m,区内煤系地层与对盘的寒武、奥陶系石灰岩相接触,构成西部补给边界;
    东南部边界为良F3断层,西升东降,倾角70°,落差80~170m,区内煤系地层与对盘的石盒子组地层对接,构成东南部隔水边界;
    东及东北部边界为F10断层,东升西降,倾角70°,落差100~520m,区内煤系地层与对盘徐灰、草灰及奥灰含水层相接触,构成东及东北部补给边界。

    矿井内北东向断层比较发育,落差比较大的断层有F22、F21等,如F22断层,西升东降,落差100~200m,这些断层使煤系地层各含水层的连续性和完整性受到一定的破坏,使不同地段的水文地质条件复杂化或简单化。根据浅部矿井生产资料,在井下揭露断层离强含水层较近时,往往造成突水,故在采掘生产中对各断层,特别是靠近徐灰、奥灰等含水层时,断层两侧应留设足够的防水煤柱,以避免突水事故的发生。

    3、断层的导水性 断层对矿井充水的影响,取决于断层的性质、规模、密度、断层两盘岩性以及水文地质特征等因素。本矿井地质构造中等,断裂构造发育。目前大于50m断层共有26条,均为高角度正断层。全区共有26个钻孔穿过断层带,计32次。揭露的断层破碎带厚1.5~22m,一般15m,多为两侧岩层破碎物,呈角砾状,有的已被揉擦成粘土(断层泥),比两侧岩层松软破碎。据钻孔简易水文观测资料,皆未发现断层带漏水或明显消耗现象。

    浅部揭露断层带多为两侧岩层破碎物及断层泥,结构较致密,除因断层揭露部位与对盘强含水层直接接触或距离较近而发生突水外,其余皆干燥无水或仅有少量淋水、滴水及破碎带物质冒落。从本矿井及邻近矿井开采资料分析,断层导水性具有以下规律:
    (1)井下揭露断层部位远离强含水层时,断层的富水性、导水性较微弱,此时,断层带多为封闭的,具有一定的隔水性能,对矿井开采一般无威胁。如良庄矿三条石门穿过F10断层(上盘2煤层,下盘4煤层)皆不含水;
    韩庄矿F11、F15断层不导水;
    泉沟矿F15、F6、F4(落差20~200m),亦未发生涌水现象。

    (2)在井下揭露断层离强含水层较近时,能否突水取决于对盘强含水层的富水性、水头压力及断层带附近含水层的力学强度,突水量的大小取决于含水层的富水性。

    (3)伴生小断层应引起重视。如良庄矿1971年6月19日6煤层1602运输机上山于+60m标高遇落差3m的小断层,接近一灰发生突水,涌水量为90m3/h;
    1962年4月-110m水平11层煤西大巷掘至F3断层(对盘与徐灰接触)时发生突水,涌水量为120m3/h。协庄矿1971年11月29日,31104东上工作面24m标高遇落差3m的小断层导致四灰发生突水,最大涌水量1960.2m3/h;
    1975年3月29日31102工作面在巷道三叉口遇一落差8m左右的断层发生突水,最大涌水量1680m3/h;
    高佐矿1989年9月22日向巷道在6煤层底板细砂岩掘进迎头遇见一落差1.7m的断层,发生突水,突水量900m3/h;
    张庄矿+35m水平四灰东大巷三次过F8断层(落差50m),由于揭露部位距一灰距离不同,其断层带突水量有明显差异:第一次距一灰5m,涌水量达120m3/h,第二次距一灰30m,涌水量120m3/h,第三次距一灰45m,仅有淋水现象,表明一灰富水极不均一,也说明断层导水性与距离含水层的远近具有一定的关系。

    本矿井浅部边界为各煤层露头,煤系地层各含水层露头伏于第四系砂砾层及小汶河古河床和现代河床之下,构成各含水层的补给边界,由于目前主要以开采深部为主,因而浅部第四系砂砾层及地表水对矿井开采的影响不大;
    西部边界为羊流断层,西升东降,倾角70°,落差>1000m,区内煤系地层与对盘的寒武、奥陶系石灰岩相接触,构成西部补给边界;
    东南部边界为良F3断层,西升东降,倾角70°,落差80~170m,区内煤系地层与对盘的石盒子组地层对接,构成东南隔水边界;
    东及东北部边界为F10断层,东升西降,倾角70°,落差100~520m,区内煤系地层与对盘徐灰、草灰及奥灰含水层相接触,构成东及东北部补给边界。

    矿井内北东向断层比较发育,落差比较大的断层有F22、F21等,如F22断层,西升东降,落差100~200m,这些断层使煤系地层各含水层的连续性和完整性受到一定的破坏,使不同地段的水文地质条件复杂化或简单化。根据浅部矿井生产资料,在井下揭露断层离强含水层较近时,往往造成突水,故在采掘生产中对各断层,特别是靠近徐灰、奥灰等含水层时,断层两侧应留设足够的防水煤柱,以避免突水事故的发生。

    4、矿井涌水量 全矿井分-50m、-300m、-550m水平共设涌水量观测站12个。自1963年1月至2002年5月,历年矿井涌水量355.8(1993年4月)~2121.6(1990年9月)m3/h。见表1-3所示。

    矿井涌水量水量构成如下:四灰水约占30~40%,一灰水约占10~20%,4煤顶板砂岩水约占10~35%,11煤顶板砂岩水约占10~15%,采空区积水约占5~10%。

    表1-3 矿井用水量 计算水平(m) 正常涌水量(m3/h) 最大涌水量(m3/h) -300~-550 300.0 477.0 -550~-850 292.8 465.55 -850~-1050 141.0 224.19 第三节 煤层特征 一、煤层埋藏条件 井田属华北型石炭、二迭系含煤地层,其中本溪组含1层不稳定薄煤层,无工业价值。主要含煤地层为太原组和山西组,煤系地层总厚为256.05m,共含煤19层,煤层平均总厚12.07m,含煤系数4.7%。其中可采煤层6层,厚8.97m,占煤系地层总厚的3.5%。二、四、十一层煤为稳定煤层;
    六、十三层煤为较稳定煤层;
    十五层煤为不稳定煤层。二、四、十一层煤为中厚煤层;
    六、十三、十五层煤为薄煤层。

    二、可采煤层特征 1、含煤性 山西组地层厚65.31~91.80m,平均厚77.59m。含煤5~6层,煤层总厚6.34m,含煤系数8.1%;
    太原组厚162.00~192.80m,平均厚178.61m。含煤10~14层,煤层总厚5.73m,含煤系数3.2%。

    2、可采煤层 主要可采煤层有2、4、6、11、13、15层煤,主要特征见表1-4。

    (1)2煤层 位于山西组中部,上距山西组顶界25.88~48.80m,平均35.19m,下距4层煤10.11~26.99m,平均19.40m。协庄煤矿-50m水平已经采完,井筒以东-300m水平基本采完。厚度1.01~4.22m,一般厚度为2.50m左右,煤层中上部具一层夹矸,厚度0.02~0.03m。F13断层与协F15断层之间煤层较厚,一般为 3m左右,含2层夹矸,上部一层厚度一般为0.10m,下部一层夹矸为0.02~0.03m,东部231号孔附近具一北西向的冲刷变薄带,长约350m,宽约50m,厚度0.15~1.00m。可采性系数km为98%,煤厚变异系数γ为23.39%。夹矸一般位于煤层的顶部或底部,厚度0.04~0.69m,一般西部厚,东部薄,岩性为泥岩或炭质泥岩。顶板为深灰色泥岩、砂质泥岩或灰白色中细粒长石石英砂岩,底板一般为泥岩、粘土质泥岩,有时为细砂岩、粉砂岩。2层煤属结构较简单、全区可采的稳定煤层。

    表1-4 可采煤层特征一览表 煤层名称 煤 层 夹 石 厚度(m) 两极值 平均值 间距(m) 两极值 平均值 结构 稳定性 层数 岩性 2 1.01~4.22 2.50 10.11~26.89 19.40 较简单 稳定 0~2 泥岩炭质泥岩 4 2.40~2.80 2.64 简单 稳定 0~1 炭质 泥岩 29.08~47.14 38.49 6 0.14~1.75 0.85 简单 较稳定 0~1 炭质 泥岩 79.07~95.22 85.32 11 1.33~2.47 1.83 较简单 稳定 0~3 泥岩炭质泥岩 32.52~43.97 36.27 13 0.53~1.71 1.31 较简单 较稳定 0~3 炭质 砂岩 8.66~17.88 12.60 15 0.00~2.01 1.21 较简单 不稳定 0~1 泥岩 (2)4煤层 位于山西组下部,距山西组底界8.20~25.45m,平均12.46m。距6层煤29.08~47.14m,平均38.49m。厚度一般为2.40~2.80m, F6以东由于受冲刷,厚度为1.40~1.80m,矿井揭露偶见夹矸。可采性系数km为100%,煤厚变异系数γ为16.89%。顶板一般为深灰色泥岩、砂质泥岩,局部为长石、石英细砂岩或粉砂岩;
    底板为砂质泥岩,偶尔为细砂岩。4煤层为结构简单、全区可采的稳定煤层。

    (3)6煤层 位于太原组上部,厚度0.14~1.75m,平均0.85m,厚度稳定,矿井揭露偶见夹矸。本区中部该煤层之上0.35~2.75m普遍有一薄煤层,厚度0.20m,可作为对比标志。可采性系数km为88.14%,煤厚变异系数γ为19.21%。顶板为深灰色砂质泥岩或浅灰色细砂岩;
    底板为灰色泥岩或粉砂岩,局部为细砂岩。6煤层下距一灰4.58~9.20m,平均7.02m。属结构简单,大部可采的较稳定薄煤层。

    (4)11煤层 位于太原组中部,属中厚煤层,上距二灰22.48~33.31m,平均28.02m;
    下距四灰23.20~40.84m,平均31.41m。厚度1.33~2.47m,平均1.83m。可采性系数km为100%,煤厚变异系数γ为11.18%。含夹矸0~3层,厚0.09~0.32m,岩性为泥岩或炭质泥岩,夹矸一般位于煤层的中、上部。直接顶板为4~8m的深灰色泥岩、砂质泥岩,老顶为厚约18m绿灰色中细粒长石、石英砂岩;
    底板为泥岩、泥灰岩或石灰岩(三)。11煤层属结构较简单、全区可采的稳定煤层。

    (5)13煤层 位于太原组下部,厚0.53~1.71m,平均1.31m,可采性系数km为93.75%,煤厚变异系数γ为27.72%。含0~3层夹矸,厚0.02~0.61m,岩性一般为粉砂岩。顶板为石灰岩(四),底板为灰色细砂岩或粉砂岩,局部为泥岩。13煤层下距15煤8.66~17.88m,;
    平均12.60m,距徐灰约40m,属结构较简单、全区大部可采的较稳定煤层。

    (6)15煤层 位于太原组下部,厚度0.00~2.01m,平均1.21m。含1层夹矸,厚度0.24~0.90m,可采性系数km为73.17%,煤厚变异系数γ为46.93%。岩性为泥岩,夹矸向西厚度增大,煤层下分层较薄,有时相变成炭质泥岩,下分层厚度约0.30m,一般小于夹矸厚度。顶板为厚0.30~1.60m的深灰色泥灰岩,底板为浅灰色泥岩或粘土质泥岩。15煤层下距徐灰14.25~40.45m,平均25.81m。属结构较简单、局部可采的不稳定煤层。

    见图1—3所示煤层综合柱状图。

    三、煤的特征 1、煤质 (1)灰分 各煤层原煤灰分平均值均为低中灰分,2、4、11、13煤层变化在低灰~中灰分之间;
    6煤层变化在特低灰~中灰分之间;
    15煤层变化在低灰~中高灰之间,经-1.4密度液洗选后,除2煤层降为低灰外,其余煤层均降为特低灰。根据生产矿井提供商品煤样灰分资料,2煤层(23.52~25.93%),4煤层(24.30~24.97%),11煤层(29.13~30.57%),掘进(27.95~32.44%),相比勘探阶段煤芯煤样资料灰分偏高,应与采样位置位于工作面煤样易污染有关。

    见表1-5-1、1-5-2各煤层主要煤质指标一览表。

    表1-5-1 各煤层主要煤质指标一览表 煤层 项目 2 4 6 水 分 Mad (%) 原煤 1.45~5.22 2.70(11) 1.30~2.56 1.98(11) 0.93~3.17 2.13(15) 精煤 1.23~2.71 1.96(11) 1.22~2.51 1.94(12) 1.11~2.49 1.88(15) 灰 分 Ad 原煤 9.35~23.57 18.14(11) 9.67~20.30 15.15(12) 4.71~21.42 12.49(15) (%) 精煤 4.35~7.57 5.70(11) 1.94~7.16 4.95(11) 1.61~6.37 3.73(15) 挥发分 Vdaf (%) 原煤 33.06~41.78 38.01(11) 35.31~40.95 37.53(11) 35.25~43.77 39.41(15) 精煤 38.44~41.87 40.03(11) 37.40~43.72 40.10(12) 37.77~44.10 40.52(15) 全 硫 St,d (%) 原煤 0.56~0.91 0.69(11) 0.42~0.61 0.49(10) 0.57~3.08 1.45(14) 精煤 0.49~0.80 0.63(8) 0.38~0.49 0.43(7) 0.59~1.61 0.92(13) 磷 Pd (%) 原煤 0.003~0.049 0.016(8) 0.013~0.078 0.046(2) 0.002~0.019 0.006(9) 精煤 0.006~0.029 0.018(2) 0.004~0.098 0.051(2) 0.003(1) 发热量 Qb,ad (MJ/kg) 原煤 24.39~29.71 27.19(10) 26.45~30.04 28.24(8) 27.13~32.56 29.56(12) 精煤 30.67~32.75 31.65(5) 31.22~32.80 31.97(4) 31.95~33.83 33.19(7) 煤 类 QM45(11) QM45(12) QM45(14) QM44(1) 表1-5-2 各煤层主要煤质指标一览表 煤层 项目 11 13 15 水 分 Mad (%) 原煤 1.29~3.51 2.27(16) 0.97~2.71 1.85(13) 1.10~2.55 1.63(12) 精煤 0.80~2.33 1.69(16) 0.81~2.27 1.54(12) 1.20~2.75 1.84(13) 灰 分 Ad (%) 原煤 8.94~25.12 16.45(16) 6.67~29.46 15.59(13) 8.81~37.04 16.30(12) 精煤 2.29~7.89 4.83(15) 1.16~7.89 3.46(12) 2.26~7.24 4.12(12) 挥发分 Vdaf (%) 原煤 39.52~45.39 41.50(16) 31.32~46.05 43.40(13) 43.18~46.63 44.19(12) 精煤 40.71~44.20 42.36(16) 40.78~45.78 44.39(12) 42.90~45.48 44.23(12) 全 硫 St,d (%) 原煤 0.99~5.07 2.19(15) 1.84~4.59 3.15(13) 1.62~8.01 3.98(13) 精煤 0.44~1.59 1.25(15) 1.39~2.76 2.34(10) 1.56~2.87 2.01(10) 磷 Pd (%) 原煤 0.004~0.011 0.0065(11) 0.002~0.008 0.0048(5) 0.002~0.013 0.0059(8) 精煤 0.002~0.004 0.0033(3) 0.003~0.004 0.0035(2) 0.002(1) 发热量 Qb,ad (MJ/kg) 原煤 24.76~31.25 28.19(13) 24.03~32.52 29.50(9) 23.91~31.61 29.12(8) 精煤 31.59~33.91 32.81(10) 32.08~34.96 33.59(7) 30.08~34.39 33.00(5) 煤 类 QM45(10) QF46(6) QM45(4) QF46(8) QM45(3) QF46(9) (2)硫分 ①全硫:据表4-2-10原煤全硫含量分析,2煤层属低硫;
    4煤层属特低硫,山西组煤层各采样点含量变化较均匀、稳定,差值甚小。6煤层属低中硫,11煤层属中高硫,均变化于低硫~高硫分之间;
    13、15煤层属高硫,变化于中硫分~高硫分之间。经-1.4密度液洗选,山西组煤层略有降低;
    6煤层降为低硫;
    11煤层降为低中硫;
    13、15煤层降为中高硫。显然山西组煤层全硫脱硫系数小于太原组煤层。

    ②各种形态硫:2、6、11、15煤层均以硫化物硫为主,有机硫次之;

    4煤层以有机硫为主,次为硫化物硫;
    13煤层硫化物硫与有机硫相差不大,各煤层硫酸盐硫均较少。硫的赋存状态以晶体粒状、散星状、充填状为主,常见球粒状、结核状、莓状。

    (3)磷分 山西组煤层原煤平均值属低磷分煤,2煤层变化于特低~低磷分煤之间;
    4煤层变化于低磷~中磷煤之间;
    6、11、13、15煤层属特低磷分煤,变化于特低磷~低磷分煤之间。经-1.4密度液洗选,山西组煤层略有增高,太原组煤层磷分均有所降低,均为特低磷分煤。从脱磷系数分析,6、11、15煤层较易脱除,其它煤层较难脱除。

    2、煤的牌号 根据资源勘探阶段煤质化验结果,本区煤类划分结果:2、4、6煤层为气煤;
    11煤层以气煤为主,次为气肥煤,13、15煤层以气肥煤为主,次为气煤。各煤层煤类变化情况见图4-2-3。

    在扩大区平面上,11煤层西部及南部大面积为气煤区,东北角为气肥煤区;
    13煤层仅在北中部小面积为气煤区,15煤层零星出现气煤区,13、15煤层大面积为气肥煤区。

    四、煤的工业用途 本区各煤层经过洗选加工后均可用作炼焦配煤、动力燃料、气化、液化等工业用煤,现评述如下:
    1、炼焦用煤 2煤层精煤灰分为低灰,4、6、11、13、15煤层均为特低灰,最大为7.89%;
    山西组煤层为低磷分,太原组煤层为特低磷分;
    山西组煤层为特低~低硫分的气煤,太原组煤层为低~中高硫分的气煤、气肥煤;
    各煤层粘结性能好,成焦率较高。因此,山西组和太原组煤层精煤可用作炼焦配煤,但太原组煤层因硫分较高经过洗选后仍要控制配煤比,或应用 “缚硫焦”工艺,则能使各煤层硫分均符合炼焦配煤的要求。

    2、制造水煤浆 本区开采的原煤若能经过洗选加工,即提高了煤炭产品的质量,又能以洗精煤泥为原料制水煤浆。

    3、动力燃料用煤 各煤层的挥发分、发热量、灰分、硫分等指标均符合火力发电厂固态除渣煤粉锅炉用煤要求,但6、11、15煤层的灰熔融性(ST)<1350℃,必须和灰熔融性高的煤掺混或和低发热量煤掺混(使Qnet,v,ar≥12.54MJ/kg),才能使之符合煤粉锅炉用煤要求。

    4、气化、液化用煤 粉煤悬浮床气化炉对煤质要求不严,特别是太原组中高硫、低熔点、中等粘结气煤,均可适用于K-T炉气化用煤的要求。

    各煤层大都符合液化用煤工业要求,特别是太原组煤层具有较高的硫分,铁系化合物和硫在液化中起催化作用,有利于液化反应;
    从煤岩组分看,2、4、6煤层均含有较高的稳定组分,也可大大提高液化效果。

    五、煤的含瓦斯性 本区2、4、6、11、13、15煤层共采取瓦斯样23个,合格点21个,废品2个。分析结果表明:其甲烷(CH4)成分和含量最高分别为48.18%和0.4360cm3/g×燃(14-2孔13煤层);
    二氧化碳(CO2)成分和含量最高为21.83%(7-3孔11煤层)和0.4200cm3/g×燃(7-3孔15煤层);
    氮气(N2)成分和含量最高为99.50%和3.3850cm3/g×燃,可见该区自燃瓦斯成份以氮气为主,次为甲烷、二氧化碳气体,瓦斯含量低,应属瓦斯风化带范畴。

    协庄井田1989年浅部矿井资料总瓦斯相对涌出量为12.223m3/t日,2002年采区、工作面瓦斯最大相对涌出量为5.360 m3/t日;
    全矿井甲烷相对量为4.251 m3/t,绝对量为14.380 m3/t,二氧化碳相对量为9.245 m3/t,绝对量为31.270 m3/t。试验结果均为低沼气、低二氧化碳矿井。但由于扩大区煤层埋藏较深,断层较发育,在开采过程中,随着围岩压力的不断增加和采空区面积的不断扩大,局部瓦斯含量相对聚集。因此,生产过程中应加强瓦斯管理,以防瓦斯聚集发生瓦斯爆炸事故。

    六、煤尘的爆炸性 各煤层煤尘爆炸性试验结果(表6-3-2)表明,火焰长度在400~650mm之间,扑灭火焰的岩粉量变化在60~90%之间,可燃基挥发分一般均大于37%,根据挥发分和固定碳计算煤尘爆炸指数变化在41~49%间,故各煤层均有煤尘爆炸危险性。

    依据协庄煤矿2001年9月提供井下实际揭露资料,火焰长度均大于400mm,扑灭火焰的岩粉量变化在75~85%之间,煤尘爆炸指数变化在36.20~47.27%间,与钻孔煤芯煤样结论一致,各煤层均有煤尘爆炸危险性。

    七、煤的自然发火倾向 根据本区煤样测试结果(表6-3-2),各煤层原样着火温度变化在324~356℃之间,还原样与氧化样着火点之差为4~28℃,2、4、6煤层变化在不自燃(Ⅳ)~不易自燃(Ⅲ)之间;
    11煤层为不自燃(Ⅳ) ~易自燃(Ⅱ)之间;
    13、15煤层均为不自燃(Ⅳ)。据协庄煤矿煤炭自燃倾向鉴定报告(MT/T707-1997),2、4、6、11、13煤层均为Ⅱ类自燃,煤的自燃发火期均为6个月,再者邻区华丰煤矿曾发生过煤的自燃,因此在开采过程中应对回风巷、开采线、停采线、老塘等地方采取严密防火措施,以防煤的自燃。

    见表1-6煤尘、煤的自燃试验成果表。

    表1-6 煤尘、煤的自燃试验成果表 煤层 火焰长度 (mm) 岩粉量 (%) 结论 还原样 (℃) 氧化样 (℃) △T (℃) 自燃 等级 2 >400(1) 85(1) 有 爆 炸 危 险 345~351 348(2) 336~341 338(2) 4~15 10(2) Ⅳ(1) Ⅲ(1) 4 550~600(1) 60(1) 340~351 346(2) 332~334 333(2) 6~19 12(2) Ⅳ(1) Ⅲ(1) 6 >400~600(3) 60~85 76(3) 339~344 342(2) 325~338 332(2) 6~14 10(2) Ⅳ(1) Ⅲ(1) 11 >400~600(3) 60~85 70(3) 328~348 340(4) 312~342 328(4) 6~28 12(4) Ⅳ(1) Ⅱ(1) 13 >400~600(2) 65~90 78(2) 352(1) 344(1) 8(1) Ⅳ(1) 15 600~650(1) 70(1) 361(1) 354(1) 7(1) Ⅳ(1) 第二章 井田境界和储量 第一节 井田境界 一、井田划分的依据 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,处理号相邻矿井间的关系。

    二、井田范围 图2-1 矿井相对位置示意图 协庄井田位于新汶煤田南翼西端,东距新泰市13km。井田境界为:南起各煤层露头与浅部九对小煤矿边界及各煤层采空区边界,北至各煤层-1050m等高线。东起F10、良F3断层,西至羊流断层及各煤层露头,最大计算面积约23km2。如图2—1所示。

    井田东西长9~12km,南北宽1.1~4.2km,面积约35.662km2。开采深度标高为+110m~-1050m。地理坐标:东经117°31′03″~117°41′15″,北纬35°53′45″~35°56′58″。地层总体走向为近东西向,倾向北,东部倾角较缓,一般为15°~20°,西部、深部倾角增大,一般为22°~28°,局部地段受断层影响变陡或变缓。

    第二节 井田工业储量 一、勘探类型及储量等级的圈定 1、井田勘探类型 根据矿井勘探情况,其勘探类型为Ⅱ类Ⅰ型。

    (1)钻孔及勘探线分布 全区经过普查、详查、精查勘探及使用综合勘探的精查补充勘探后,区内共施工钻孔413个,工程量88735.35m,施工地震测线78.035km,物理点4499个。

    其中施工徐灰水文孔11个、奥灰观测孔2个。

    二、储量等级的圈定 1、根据对煤矿床的勘探,研究程度和煤炭工业建设的需要,结合生产部门意见,按本区实际勘探与巷道揭露程度,将储量分为A、B、C三级。

    储量级别的评定,按构造和煤层的控制程度综合研究程度,采用“单项分析、综合评级”的原则,首先对构造和煤层的控制程度分别进行分析研究,确定各自的等级,然后本着“就低不就高”的原则,综合确定储量等级。

    2、根据《协庄煤矿扩大区勘探地质报告》、《协庄煤矿延深补充综合勘探地质报告》、《三维地震勘探报告》及矿井实际揭露资料,确定矿井构造复杂程度属中等,局部偏复杂;
    2、4、11煤层为全区可采的稳定煤层,6、13煤层为大部可采的较稳定煤层,15煤层为局部可采的不稳定煤层。各煤层各级储量划分采用的钻探工程网距如表8-3-1。

    3、A级储量外推250m为B级储量。

    4、F4断层以东构造相对简单,且巷道揭露资料较多,储量划分线距略有放宽。

    三、煤层最小可采厚度 煤类主要为气煤、气肥煤,按《煤炭资源地质勘探规范》及《煤炭工业技术政策》要求,煤层最低可采厚度为0.70m,原煤灰分≤40%。

    四、矿井工业储量的计算 1、计算区段、水平划分及储量汇总 根据协庄煤矿要求,储量计算与汇总分为F21以南、F21以北两个区段,分-50m以浅、-50~-300m、-300~-550m、-550~-850m及-850~-1050m 5个水平。

    2、4、6、11、13煤层列为能利用储量,15煤层因徐灰、草灰及奥灰水影响、高硫分、高灰分及稳定性差等因素列为暂不能利用储量。

    2、全矿井地质总储量 截止2002年6月底,全矿井-1050m以浅地质储量(A+B+C级)16334.2万吨,其中能利用储量10309.2万吨,占总储量的63%,暂不能利用储量6025.0万吨,占总储量的37%。F21断层以南能利用储量4670.4万吨,暂不能利用储量5003.3万吨;
    F21断层以北能利用储量5638.8万吨,暂不能利用储量1021.7万吨。-50m以浅储量744.2万吨,其中能利用储量220.0万吨,暂不能利用储量524.2万吨;
    -50~-300m水平储量1915.9万吨,其中能利用储量698.4万吨,暂不能利用储量1217.5万吨;
    -300~-550m水平储量4585.8万吨,其中能利用储量2175.1万吨,暂不能利用储量2410.7万吨;
    -550~-850m水平储量5010.3万吨,其中能利用储量3762.0万吨,暂不能利用储量1248.3万吨;
    -850~-1050m水平储量4078.0万吨,其中能利用储量3453.7万吨,暂不能利用储量624.3万吨。硫分<0.5%(4煤层)煤层储量2652.3万吨,其中能利用储量2111.2万吨,暂不能利用储量541.1万吨;
    硫分0.5~1%(2煤层)煤层储量3391.5万吨,其中能利用储量2713.2万吨,暂不能利用储量678.3万吨;
    硫分1~1.5%(6煤层)煤层储量1718.6万吨,其中能利用储量1427.3万吨,暂不能利用储量291.3万吨;
    硫分2~3%(11煤层)煤层储量3666.0万吨,其中能利用储量2014.6万吨,暂不能利用储量1651.4万吨;
    硫分>3%(13、15煤层)煤层储量4905.8万吨,其中能利用储量2042.9万吨,暂不能利用储量2862.9万吨。

    见表2-1-1、2-1-2所示全区储量汇总表。

    表2-1-1 全区储量汇总表 单位:万t 分区 水平 煤 地质储量 能 利 用 储 量 类 合计A+B+C 工 业 储 量 A B A+B C 断层两侧 全矿井 总 计 16334.2 10309.2 3028.5 1522.1 4550.6 4241.5 1517.1 -50以浅 计 744.2 220 220 QM 155.4 QF 588.8 220 220 -50~-300 计 1915.9 698.4 85.1 76.3 161.4 488 49 QM 940 316.4 85.1 76.3 161.4 106 49 QF 975.9 382 382 -300~-550 计 4585.8 2175.1 697.1 313.2 1010.3 960.8 204 QM 2654.6 1371.8 652.5 313.2 965.7 202.1 204 QF 1931.2 803.3 44.6 44.6 758.7 -550~-850 计 5010.3 3762 1580.3 551.7 2132 975.2 654.8 QM 3582.6 2977.8 1231.4 514.2 1745.6 577.4 654.8 QF 1427.7 784.2 348.9 37.5 386.4 397.8 -850~-1050 计 4078 3453.7 666 580.9 1246.9 1597.5 609.3 QM 3230.3 2959.1 426.8 540.9 967.7 1382.1 609.3 QF 847.7 494.6 239.2 40 279.2 215.4 表2-1-2 全区储量汇总表 单位:万t 分 区 水 平 煤 类 地质储量 能 利 用 储 量 合计A+B+C 工 业 储 量 A B A+B C 断层两侧 F21 以 南 小 计 9673.7 4670.4 1756.5 471 2227.5 2130.6 312.3 -50以浅 计 744.2 220 220 QM 155.4 QF 588.8 220 220 -50~-300 计 1892.4 683.2 69.9 76.3 146.2 488 49 QM 916.5 301.2 69.9 76.3 146.2 106 49 QF 975.9 382 382 -300~-550 计 4364.7 2027.9 697.1 302.6 999.7 931.7 96.5 QM 2473.4 1224.6 652.5 302.6 955.1 173 96.5 QF 1891.3 803.3 44.6 44.6 758.7 -550~-850 计 2405.2 1555.5 865.2 92.1 957.3 449.3 148.9 QM 1464.9 1052.1 612.9 92.1 705 198.2 148.9 QF 940.3 503.4 252.3 252.3 251.1 -850~-1050 计 267.2 183.8 124.3 124.3 41.6 17.9 QM 77.6 45.6 11.3 11.3 16.4 17.9 QF 189.6 138.2 113 113 25.2 F21 小 计 6660.5 5638.8 1272 1051.1 2323.1 2110.9 1204.8 以 北 -50~-300 QM 23.5 15.2 15.2 15.2 -300~-550 计 221.1 147.2 10.6 10.6 29.1 107.5 QM 181.2 147.2 10.6 10.6 29.1 107.5 QF 39.9 -550~-850 计 2605.1 2206.5 715.1 459.6 1174.7 525.9 505.9 QM 2117.7 1925.7 618.5 422.1 1040.6 379.2 505.9 QF 487.4 280.8 96.6 37.5 134.1 146.7 -850~-1050 计 3810.8 3269.9 541.7 580.9 1122.6 1555.9 591.4 QM 3152.7 2913.5 415.5 540.9 956.4 1365.7 591.4 QF 658.1 356.4 126.2 40 166.2 190.2 矿井工业储量的计算公式如下:
    Zg = N1×S×M×γ/cosα1+ N2×S×M×γ/cosα2 式中 Zg——矿井工业储量,万t;

    S ——每个经纬网方格的面积,m2;

    N1——第一部分煤层倾角较小部分面积,m2;

    N2——第二部分煤层倾角较大部分面积,m2;

    M——煤层平均厚度;

    γ——煤的平均容重,t/m3;

    α1——第一部分煤层平均倾角,°;

    α2——第二部分煤层平均倾角,°。

    根据《矿井设计指南》中关于矿井井型与矿井设计的高级储量比例之规定,本矿井的储量符合煤炭设计规范的要求。

    3、储量级别的划分 (1)储量计算按《生产矿井储量管理规程》并参照《矿井地质规程》,结合生产部门意见,按本区实际勘探与巷道揭露程度,将储量分为A、B、C三级。

    储量级别的评定,按构造和煤层的控制程度综合研究程度,采用“单项分析、综合评级”的原则,首先对构造和煤层的控制程度分别进行分析研究,确定各自的等级,然后本着“就低不就高”的原则,综合确定储量等级。

    (2)根据《协庄煤矿扩大区勘探地质报告》、《协庄煤矿延深补充综合勘探地质报告》、《三维地震勘探报告》及矿井实际揭露资料,确定矿井构造复杂程度属中等,局部偏复杂;
    2、4、11煤层为全区可采的稳定煤层,6、13煤层为大部可采的较稳定煤层,15煤层为局部可采的不稳定煤层。各煤层各级储量划分采用的钻探工程网距如表2-2。

    (3)A级储量外推250m为B级储量。

    (4)F4断层以东构造相对简单,且巷道揭露资料较多,储量划分线距略有放宽。

    表2-2 勘探工程基本网距表 煤层编号 稳定程度 储量级别 A B C 2、4、11 稳定 500~750 1000~1500 1500~3000 6 较稳定 500 1000 2000 13、15 较稳定~不稳定 1000~2000 第三节 矿井可采储量 一、各类永久煤柱的计算 1、各类永久煤柱留设宽度及其依据 各类永久煤柱包括铁路保护煤柱、高速公路保护煤柱留设、矿井边界煤柱 工广、井筒煤柱、断层煤柱。具体留设如下:
    2、煤层风氧化带 8勘探线以东各煤层沿露头以剥蚀面垂深15m作为风氧化带深度;
    8勘探线以西根据钻探揭露和物探资料确定露头内水平100m作为风氧化带;
    局部有钻孔资料控制的,按实际情况确定。按《规范》要求,风氧化带内不计算储量。

    3、铁路保护煤柱 经与矿方协商,仅对磁莱铁路留设保护煤柱,沿铁路路基两侧各外推15m,然后按第四系45°,基岩上倾方向47°、下倾方向63°岩移角下切,作为铁路保护煤柱范围,计入永久保护煤柱。

    4、高速公路保护煤柱留设 矿井西部京沪高速公路沿公路防护带各外推20m,然后按第四系45°,基岩上倾方向47°、下倾方向63°岩移角下切,作为公路保护煤柱范围,与铁路保护煤柱重合部分计入铁路保护煤柱,计入永久保护煤柱。

    5、断层两侧保护煤柱的留设 按断层落差大小两侧各留设一定宽度的煤柱,落差≥50m的断层两侧各留设50m,50m>落差≥10m断层两侧各留设30m,落差<10m的断层不留设煤柱。其中2、4、6煤层断层煤柱列为能利用储量,11、13煤层断层煤柱列为暂不能利用储量。

    6、矿井边界煤柱:以原有批复文件为准,一般留设30~50m范围为矿井边界煤柱,计入永久保护煤柱。

    7、工广、井筒煤柱:井筒煤柱按(92)基便字第(33)号文核准边界为准;
    工业广场煤柱按新煤第字〔92〕1982年3月31号文批准边界为准。均计入永久保护煤柱。

    见表2-3各类永久煤柱储量汇总表。

    表2-3 各类永久煤柱储量汇总表 类 型 煤 层 工 广 煤 柱 井 筒 煤 柱 井 田 边 界 高 速 公 路 磁 莱 铁 路 陷落柱 合计 全 2 326.6 180.9 31.8 1.8 541.1 矿 井 4 455.6 173.7 49.0 678.3 6 134.4 72.8 84.1 291.3 11 292.3 208.4 98.2 243.4 167.5 1009.8 13 145.7 116.4 119.9 221.2 603.2 15 143.6 88.0 14.0 77.6 10.4 333.6 计 1208.9 925.1 467.5 377.3 466.3 12.2 3457.3 F21以南 1208.9 919.5 446.8 14.0 394.0 12.2 2995.4 F21以北 5.6 20.7 363.3 72.3 461.9 二、矿井可采储量的计算 矿井可采储量的计算公式如下:
    ZK =(Zg–P)C 式中 ZK——矿井可采储量,万t;

    Zg——矿井工业储量,万t;

    P——永久煤柱损失煤量,万t;

    C——采区采出率。

    截止2002年6月底矿井保有储量16334.2万吨,其中表内储量10309.2万吨,可采储量7527万吨。历年累计动用储量7355.6万吨,采出量5052.4万吨。累计损失量2303.2万吨,其中采区损失966.0万吨,永久煤柱损失486.8万吨,技术报损8.5万吨,地质及水文地质损失841.9万吨,采区回采率83.9%。

    在可采储量计算中地损系数采用矿井历年累计地损系数参与计算,2、11煤层12%,4、6煤层10%,13、15煤层考虑生产中受徐、奥灰水的影响,采用20%。

    采区回收率采用上年度实际采出率,即2、4、11煤层80%,6煤层85%,13、15煤层采用国家规定的85%。

    储量备用系数采用1.3,构造复杂块段、边角零星块段采用1.4。

    据《协庄煤矿煤炭资源调查分析报告》提供,截止2001年底全矿井地质储量17196.0万吨,其中平衡表内储量A+B+C 级12652.4万吨,平衡表外储量4543.6万吨,可采储量7593.6万吨。

    本次储量计算比2001年底地质储量减少861.8万吨,其中平衡表内储量A+B+C 级减少2343.2万吨,平衡表外储量增加1481.4万吨。

    矿井采储量计算表见表2-4。

    表2-4 采储量计算表 单位:万吨 煤层 工业 储量 可 采 储 量 暂不能开采储量 三下压煤 工 业 广 场 井 筒 煤 柱 井 田 边 界 陷 落 柱 铁路 公路 合计 10309.2 7339.1 466.3 377.3 1208.9 925.1 467.5 12.2 2 2111.2 1486.3 326.6 180.9 31.8 1.8 4 2713.2 1953.5 455.6 173.7 49.0 6 1427.3 1091.9 134.4 72.8 84.1 11 2014.6 1418.2 167.5 243.4 292.3 208.4 98.2 13 2042.9 1389.2 221.2 119.9 145.7 116.4 15 77.6 14.0 143.6 88 10.4 第三章 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 第一节 矿井工作制度 一、矿井年工作日数的确定 按照《煤炭工业矿井设计规范》规定:矿井设计生产能力按年工作日300天计算。所以,本矿井设计年工作日数为300天。

    二、矿井工作制度的确定 矿井工作制度设计采用“三八”工作制,即二班采煤,一班准备,每班净工作时间为8个小时。

    三、矿井每昼夜净提升小时数的确定 按照《煤炭工业矿井设计规范》规定:矿井每昼夜净提升时间14小时。这样充分考虑了矿井的富裕系数,防止矿井因提升能力不足而影响矿井的增产或改扩建。因此本矿设计每昼夜净提升时间为14小时。

    第二节 矿井设计生产能力及服务年限 一、矿井生产能力的确定 协庄矿经过前期改扩建后,设计生产能力已由120万t/年增至180万t/年,1997年实际原煤产量达220万t。

    延深区构造复杂,断层发育,仅探明落差在30m以上的断层就达15条之多,且在大断层附近还会有小的伴生断层,开采条件较差,给延深开拓及采区生产影响较大。延深水平储量较少,共有工业储量 4727万t,可采储量2599万t,大致可划分二个上山采区,四个下山采区,大部分储量位于井田深部。延深区由于受构造影响,采区布置分散,运输、通风线路长,西部受剥蚀面及高速公路影响,并且其勘探精度不足,构造、储量不祥,给集中生产、高产、稳产带来较大影响,所以延深井型不宜过大。

    二、矿井及第一水平服务年限的核算 矿井服务年限的计算公式为:
    T= 式中 T——矿井的服务年限,a;
    Zk——矿井的可采储量,万t;

    K——矿井储量备用系数,取K=1.4;

    A——矿井设计生产能力,万t/a。

    由第二章计算结果可知:矿井可采储量为21769万t,则矿井服务年限为 T== 65a 60a 以上结果符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。

    第一水平服务年限的计算公式为:T1= 式中 T1——第一水平的服务年限,a;

    Zk1——第一水平的可采储量,万t;

    K——矿井储量备用系数,取K=1.4;

    A——矿井设计生产能力,万t/a。

    由第二章计算结果可知:第一水平可采储量为11732万t,则第一水平服务年限为 T1==35a 30a 以上结果符合《煤炭工业矿井设计规范》的规定。

    第四章 井田开拓 第一节 井田开拓的基本问题 一、井筒形式的确定 一般情况下,井筒的形式有立井、斜井和平峒三种。斜井适用于井田内煤层埋藏不深,表土层不厚,水文地质情况简单,井筒不需要特殊法施工的缓斜和倾斜煤层。平峒适用于地形条件合适,煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区,且便于布置工业场地和引进铁路,上山部分的储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。综合协庄煤矿的实际情况:( 1)表土冲积层较薄,仅0~18m,每层露头浅(十数米),大部分为100~220的缓倾斜煤层,且矿井生产能力大,上下水平两翼出量分布不均衡,宜采用胶带机连续运输的斜井开拓,以实现上下同采,平衡两翼生产,避免单翼开采,以利于运输和通风。

    副斜井延深到深部时,通风线路较长,阻力大,且为多段提升,采用立井开拓,由于奥灰等含水层距15煤底板较近,不能直接延伸。可以采用暗斜井延伸,能实现商量水平同时生产的问题。

    由于斜井断面不宜过大,井筒长,为了满足通风及辅助提升的要求,斜井开拓时,宜开两条副斜井。

    由以上分析,提出以下五种方案:
    1、斜井开拓(图4-1) 工业场地集中,建井方便,不压煤。深部通风困难,提升时间长(主要是福助提升受限)。

    2、第一水平斜井开拓,二水平主斜副立(图4-2) 初期工业场地集中,建井方便。深部副立井压一些煤,且工业场地分散,但是深部通风容易,辅助提升为一次提升,时间短。

    3、立井开拓,暗斜井延深(图4-3) 工业场地集中,初期风水管路短,解决部分深部通风问题,但是压煤量大,且运煤及辅助提升均为二次提升,增加了环节及人员。

    4、深部立井开拓 能解决深部通风问题及辅助提升问题,但是第一水平主要石门太长,达到1100×2=2200米,初期工程量大,煤的石门运量大,且井口距离铁路较远(约3Km),不宜采用。

    5、第一水平主斜副立,第二水平暗斜井延深 费用与方案2基本相近,但是二水平为二次提升,且初期工业场地分散,通风问题不如方案2解决得好,故不宜采用。

    方案1、2、3个有优缺点,进行经济比较,具体见表4-1、表4-2、表4-3。

    由以上经济比较可知:三个方案的初期建井费用、基建费用、生产经营费用均相近。方案2既解决了深部的通风问题,又解决了辅助提升问题,决定采用此方案。即第一水平斜井开拓,二水平主斜副立(延深主斜井新打副立井)。

    二、井筒位置的确定 井筒均布置在井田走向的中央,主井在4煤底板,副井在4煤中。

    第二节 水平的划分 根据储量计算,本矿井服务年限为65年。本着少设水平,减少开拓工程量,增加水平服务年限,以有利于水平接替和生产的稳定的原则,划分为两个水平。第一水平服务年限35年,第二水平服务年限为30年,符合设计规范“关于水平服务年限”的要求。

    1、第一水平标高 由于倾角较小,露头浅,且倾角自东向西由150增加到350,变化较大,某些采区斜长较长,采区绞车容绳量不足,考虑设辅助水平或上下山开采。

    若设辅助水平,前期井筒、上下山等较长,工程量大,工期较长,投资多,投产晚,增加了煤的折返运输(下山部分)和500m长的辅助运输大巷,而且增加了运输环节,使生产系统复杂化。

    表4-3 费用汇总表 方案 1 2 3 项目 费用万元 百分率% 费用万元 百分率% 费用万元 百分率% 初期建井费 1262 100 1262 100 1353 107 基建费声 3218 100 3244 100 3340 104 生产经营费 31698 103 30788 100 32477 105 合计 34916 103 34032 100 35787 105 如采用上下山开采,虽然—50m以上涌水量大,但是—50m以上属于上山开采部分,排水不成问题。—50m以下涌水量较小,且矿井实际开采证明,下山掘进及生产排水不困难,下山储量宜少一点,以及区段的划分,水平标高定为—200m,上下山储量之比为1.4:1。

    2、第二水平标高 西部在—550m处被大断层切割,而且东部倾角较矮小(100左右),且由储量计算知,—530m以下尽可采12年。因此第二水平标高定为—530秒,以此为h=170m的大断层留足够的防水煤柱,上下山储量之比为1.4:1。

    第三节 大巷布置及运输方式 1、大巷布置 6层于11层煤间距78m,石门长度一般为260m左右,且采区数目较少,采用全部集中大巷布置比分组集中布置可节省5000m的大巷,因此采用集中大巷布置。

    由于地质条件限制,井底车场均在上组煤岩中。为了减少煤的折返运输,两水平大巷均布置在四煤底板砂岩中。虽然大巷压一些煤,但是以后要回收大巷煤柱。

    2、运输方式 本井田面积约30平方公里,各水平两翼储量不均衡,一水平东翼、二水平西翼,走向长度较大,且装载点分散。根据沈阳煤炭设计研究院的调查分析结论(《采煤学》)和国外的观点,决定采用矿车运输,充分利用巷道断面进行通风,同时解决辅助运输问题,简化井下运输系统。

    第四节 采区划分、煤层群分组及开采顺序 1、采区划分 由于本井田煤层多味倾向断层切割,且落差大于采高较多,不容易直接推过,采区划分尽量以自然大断层为界,减少煤柱损失。其划分如矿井开拓平面图所示。

    2、煤层群分组 由于6层与11层煤间距较大,2、4、6划分为前组煤,采区联合布置,上山布置在四煤底板岩石中。

    11、13、15层划分为后组煤,采区联合布置,上山布置在13煤中。

    3、开采顺序 煤层开采顺序按现上层后下层的顺序(区段内) 采区为由近及远的前进式开采。

    最后一个采区采完后,进行大巷煤柱的回收 第五节 通风方式及风井布置 由于煤层露头浅,开采上限为+110m,地面标高为+162m,井田走向又较长,采用分区式通风。即减少回风巷,简化通风系统,改善通风状况,又可以利用风井进行采区准备,从而减少准备、开拓时间,缩短建井工期。

    风井布置见开拓平、剖面图,其理由如第八章所述。

    第六节 水平过渡及其他 1、水平过渡 由于地质条件限制,各水平两翼储量分布不均衡。单翼生产时,给运输造成困难,通风也要求较大的巷道断面,造成掘进困难。因此,决定两水平同时生产。在一水平西翼采完之前,将主斜井延深,同时打深部副立井,形成生产系统。一水平西翼采完后,二水平西翼和一水平东翼就同时生产。斜井胶带输送机为此提供了较大的方便。这样,既减少了大巷断面,又解决了通风和运输问题,平衡了矿井两翼的生产。

    2、F12大断层以下部分的说明 F12落差较大,又是走向断层,储量较少,开采不方便。考虑到—105以下和F13以西有扩大边界的可能性,本设计对此采区暂时不作考虑,待边界完全确定后再作设计。

    第五章 矿井基本巷道 第一节 井筒 主、副斜井服务年限较长,采用半圆拱形断面,粗料石砌碹。其断面布置、装备、尺寸、支护厚度等见图5-1、5-2、5-3和表5-1、5-2、5-3。

    风井为立井,采用圆形断面,混凝土支护。其断面及特征见图4-4和表4-4。

    第二节 井底车场 1、型式及调车方式 大巷采用5T底卸式矿车运煤,且生产能力大,采用折返式车场并设两个卸载坑。在两卸载坑之间设一翻罐笼,进行1.5T矿车掘进出煤的卸载。东翼用1号卸载坑,西翼用2号卸载坑。其调车方式为:大巷来车(重车)通过卸载坑卸载,停在空车线上,电机车摘钩,通过单开道岔、调车线和渡线道岔,到车尾挂钩,返回采区。如果某一煤仓(卸载坑)出现问题,列车可以到另一卸载坑卸载,其调车方式为:大巷来车(重车)通过调车线和渡线道岔进入重车线,停车,反向顶推列车过卸载坑卸载,停在空车线上,电机车摘钩,通过渡线道岔、调车线和单开道岔,到车尾挂钩,返回采区。附车场平面图5-5。

    2、副井硐室布置及其他硐室 如平面图所示,副井设有中央变电所、水泵房、等候室、水仓等,其他硐室有调度室等。

    3、主、副井空、重车线长度的验算 ①主井:L=m×n×L1+L2+L3 =1.5×14×4.2+4.9+15 =108.1m 第三节 主要开拓巷道 运输大巷位于4煤底板稳定砂岩层中,采用圆弧拱形断面,光面爆破,锚喷支护。其承压性能虽然比半圆稍差,但是比三心拱为好。而且,其拱部成型比较容易,断面利用率比半圆拱形要高,施工方便。其断面及特征见表5-5和图5-6。

    采区石门和回风大巷也采用圆弧拱形断面,光面锚喷支护。回风大巷位于13煤中,为半煤岩巷。其断面及特征见图5-7、5-8、5-9和表5-6、5-7、5-8。

    各巷道风速验算见“第八章矿井通风”。

    所有岩石巷道均采用钻研爆破法掘进工艺,煤巷和半煤岩巷采用煤巷掘进机掘进。其装运工作采用扒斗装岩机(掘进机)→矿车→电机车(绞车)作业线。采用压入式通风,制定综合防尘措施。

    第六章 采煤方法和采区巷道布置 首采区东以断层和井筒煤柱为界,西以断层为界,上至煤层风化带,下至—200m。开采上限+110m,走向长1000---1850m,倾斜长度860m。

    第一节 煤层地质特征 1、煤层 首采区共有可采煤层3层,其中2、4层为中厚煤层,6层为薄煤层。煤层赋存条件平稳,无褶曲,局部有小断层,但是落差较小,对于正常开采影响不大。其特征见表6-1。

    表6-1 煤层特征表 煤层 厚度m 小大/平均 层间距 硬度 容重 结构 可采情况 顶底板 牌号 倾角 顶 底 2 2.2-3.0 19.3 较硬 1.37 简单稳定 全区可采 中砂岩 粘土泥岩 气煤 190-250 2.75 4 2.0-2.95 34.5 硬 1.34 简单稳定 全区可采 中细砂岩 砂质泥岩 气煤 190-250 2.6 6 0.8-1.2 硬 1.33 简单稳定 全区可采 砂质泥岩 细砂岩 气煤 190-250 0.82 设计煤层(2层)情况:
    2层煤中上部含一层夹矸,但厚度小于0.01m,对正常割煤影响不大。伪顶砂质泥岩,厚度 0.3m,裂隙发育,松散易碎。直接顶为灰白色中粒砂岩,层位稳定,节理发育,易冒落,厚度5.6m。底板泥土砂岩,厚度0.7m。

    2、水文地质情况 本采区煤层附近无重大含水层。山西组砂岩裂隙含水层多通过裂隙,以淋水方式进入采区,威胁不大。其上的第三系含水层富水性弱,涌水量预测为1.3m3/min。

    3、开采技术条件 瓦斯涌出量稳定,相对涌出量为3.4m3/t,CO2相对涌出量为6.8m3/t。

    煤层具有自燃性,自燃发火期为6个月,煤尘具有爆炸性,爆炸指数为41.67%。预测采区温度平均190左右。

    采区内无采空区,对应地表无保护物。

    第二节 采煤方法和回采工艺 一、采煤方法和机械化程度 本采区煤层赋存稳定,无大的地质构造,顶板中等稳定,适应于机械化开采。2、4层煤分别厚2.75m和2.6m,采用综合机械化开采,效率最高,6层为薄煤层,采用单体液压支柱普通机械化开采。

    采用走向长壁采煤法,全部跨落法处理采空区。

    二、工作面长度及推进速度、推进方向 由于倾角较大,考虑到支架的防滑防倒问题,工作面不宜过长,结合矿井实际经验(150m左右效率最高),将本采区划分为5个区段,工作面长度162m,由于煤质较硬,顶板中等稳定,截深取0.6m,以适应顶板条件和采煤机功率。

    “三八”制作业,二采一推,班进两刀,日进尺3.6m,月进尺108m。

    煤层具有自燃发火性,采用由边界向上山方向推进的后推式回采。

    三、工作面设备选择(首采区首采面)及工艺 该工作面顶板中等稳定,老顶来压不强烈,决定采用掩护式液压支架管理顶板。根据工作面煤层条件,查《综采设备配套图册》,选QY250-13/32新型液压支架配套设备,适合本工作面,其设备配套表见6-2。采煤机和液压支架参数见表6-3、6-4。运输设备参数见“第七章井下运输”。

    第七章 井下运输 第一节 概述 本矿井设计生产能力为240万吨/年,采用“三八”制工作制度,二班采煤,一班准备,最大班运输时间5小时。煤层倾角110~350,煤的松散容重为0.9t/m3,矸石的松散容重为1.6t/m3,巷道坡度为3‰。

    本矿井为低瓦斯矿井,煤尘具有爆炸倾向性。

    主井为胶带机斜井。为提高辅助运输能力及通风能力,设有两条副斜井。

    井下运输系统如下(附运输系统示意图):
    ①煤:工作面顺槽→下顺槽转载机→顺槽胶带输送机→(区段石门)溜煤眼→上山搪瓷溜槽→(上山平石门胶带机)→采区煤仓→大巷矿车→井底煤仓→主井胶带机→地面;

    ②矸石(掘进出煤):掘进工作面→掘进巷道→轨道上山→采区下部车场→大巷→井底车场(翻罐笼)→副立井提升(主井胶带)→地面;

    ③材料设备:地面→副井→井底车场→大巷→采区下部车场→轨道上山→工作面平巷→工作面;

    ④人员:地面→副井人车→井底车场→(大巷人车)→运输(或轨道)上山→工作面平巷→工作面。

    第五节 防止灾害的安全技术措施 一、预防瓦斯事故 1、矿井因停电或检修,主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏以后,必须有恢复通风、排除瓦斯和送电的安全措施。恢复正常通风以后,所有受到通风影响的地点,都必须经过通风、瓦斯检查人员检查、证实无危险后,方可恢复工作。所有安装电动机及其开关地点附近20m的巷道内,都必须检查瓦斯,符合《规程》有关规定时,方可开动机器。

    2、因临时停电或其他原因,局部通风机停止运转,恢复通风前,首先必须检查瓦斯,证实停风区瓦斯浓度不超过1%或CO2浓度不超过15%时,还必须遵守《规程》中关于局部通风机及其开关地点附近瓦斯浓度的规定,方可人工开动局部通风机,恢复正常通风。如果通风区中,瓦斯浓度超过1%或CO2浓度超过1.5%,必须制定排除瓦斯或CO2的安全措施,控制风流,使排出的风流在同全风压风流的混合处,瓦斯和CO2的浓度都不超过1.5%,回风系统中还必须停电撤人。只有经过瓦斯检查,确认恢复通风的巷道中,瓦斯浓度不超过1%或CO2浓度不超过1.5%时,方可恢复局部通风机供风的巷道中一切电气设备的供电。

    3、临时停工的地点不得停风。否则,必须切断电源,设置栅栏,揭示警标,禁止人员进入,并向矿调度室汇报。停工区内瓦斯或CO2浓度达到3.5%或其他有害其他有害气体浓度超过《规程》有关规定不能立即处理时,必须在24小时内封闭完毕。

    4、恢复已封闭的停工区或采掘工作接近这些地点时,必须事先排除其中积聚的瓦斯。排除瓦斯的工作,应制定安全技术措施,报矿总工程师批准。严禁在停风区或瓦斯超限的区域内进行机电、回收等作业。

    5、在开拓新水平的井巷第一次接近未揭露的煤层时,按照地测部门提供的掘进工作面距离煤层的准确位置,必须在距离煤层意外10米开始打钻眼,钻孔超前工作面不得小于5米,并经常检查工作面的瓦斯,当岩巷掘进遇到煤线或地质破碎带时,必须经常检查瓦斯,如果发现瓦斯大量增加或其他异状时,必须立即撤人,停止掘进,进行处理。

    6、一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或一个掘进工作面大于3m3/min时,应采取抽放瓦斯措施,并符合《规程》规定。

    7、瓦斯、CO2和其他有害气体的检查制度 所有采掘工作面瓦斯浓度的检查次数每班次不少于2次,个别瓦斯涌出量异常的工作面,必须专人经常进行瓦斯检查,并安设瓦斯自动检测报警断电仪装置。

    采掘工作面CO2浓度的检查次数每班至少2次,涌出量较大,变化异常的,必须专人经常检查CO2浓度。

    二、预防粉尘事故 1、新矿井的地质精察报告中,必须有所有煤层的爆炸性鉴定资料。

    2、矿井必须建立完善的防尘供水系统。没有防尘供水系统的采掘工作面不得生产,防尘用水应进行过滤 。

    3、井下所有煤仓和溜煤眼都应保持一定的存煤,不得放空。溜煤眼不得兼作风眼使用。

    4、掘进工作面必须进行湿式钻眼、冲刷井巷帮、水炮泥、放炮喷雾、庄岩洒水和净化风流等综合防尘措施。

    5、本矿井均采用煤层注水。

    6、井下所有矿车都应保持完好,防止漏煤。

    7、井下煤仓、溜煤眼、翻罐笼、输送机、装煤机和其他转载地点都应进行喷雾洒水或设置捕尘器。防尘用的供水系统,必须有过滤或沉淀装置。

    8、按计划对巷道定期进行清洗,冲洗煤尘和刷浆工作。

    9、矿井的两翼、相邻的采区、相邻的煤层和相邻的工作面,都必须用水棚或岩粉棚隔开。

    三、预防火灾事故 1、矿井的所有地面建筑物、堆煤、矸石山、木料场等与进风井的距离不得小于80米,不得设在进风井的主导风向的上侧。

    2、必须设地面消防水池和井下消防管路系统。井下消防管路系统每隔100米设置支管和阀门,消防水池的水量必须经常保持不得少于200m3的水量。

    3、进风井口必须有防止烟火进入矿井的安全技术措施。井口房和通风机房附近20米内,不得有烟火或用炉火取暖。

    4、井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。

    5、井下爆破材料库、机电硐室、井底车场等巷道以及采掘工作面附近的巷道中,都应备有灭火器材。

    6、采煤工作面必须采用后退式开采,采到停采线时,必须采取措施,使之冒落严实。

    7、对采空区喷洒阻化剂或采用均压技术,防止自然发火。

    8、采煤工作面回采结束后,必须尽快砌筑永久性密闭,最迟不得超过1.5个月。

    四、矿井水防治 1、边界断层应留设足够的防水煤柱,井田呢内断层及露头要按规定留设防水煤岩柱。

    2、巷道过导水层等地质构造时,应探水掘进。

    3、本矿井水文条件复杂,须在井底车场周围设置防水闸门,并符合《规程》中关于防水闸门的要求。

    4、主要排水设备 ①水泵:必须有工作、备用和检修的水泵,其工作能力应符合《规程》有关规定。

    ②水管:必须设有两路排水管路,一路工作,一路备用。

    ③配电设备:应同工作、备用及检修水泵相适应,并能够同时开动工作和备用水泵。

    5、主要泵房应有两个出口,一个用斜巷通到井筒,另一个通到井底车场,并在其中设立易于关闭的防水防火密闭门。

    6、主要水仓应设有主仓和副仓。当一个水仓清理时,另一个水仓能正常使用。其容量符合《规程》有关规定。

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