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本组为一套典型的海陆交互沉积岩系。
主要由12~15层薄~中厚石灰岩、泥岩、砂质泥岩、铝土质泥岩、砂岩以及4~5层薄煤线交互沉积而成,厚度130~147m,一般137m。
(3)二叠系(P)
①下二叠统山西组(P1):
本组主要由砂岩、砂质泥岩,泥岩以及1~3层煤(二煤组)所组成。
厚度82~120m,平均厚度96m。
②下二叠统下石盒子组(P2):
本组主要由深灰色~灰色泥岩、铝土质泥岩、砂质泥岩、砂岩及4~6层煤(三煤组)组成,厚度45~95m,平均厚度84m。
③上二叠统上石盒子组(P21):
本组地层厚约729m,主要由灰色砂质泥岩、铝土质泥岩、砂岩以及6~9层薄煤线交互而成。
④上二叠统石千峰组(P22):
本组地层主要由平顶山砂岩段,泥灰岩性和石膏钙核段组成,欢度为706m。
井田内仅有少数几个钻孔揭露,此地层为不连续地层。
(4)上第三系(N):
本地层属河湖相沉积
①中新统:
本组厚度30~145m,平均厚度101m。
主要由米黄~褐黄色中细砂岩、粉砂、粘土质砂及砂质粘土组成。
②上新统(N2):
本统厚37~88m,平均厚70m。
主要由砂质粘土夹褐黄细砂、粉砂及粘土质砂组成。
(5)第四系
①更新统:
本组厚度22~48m,平均厚度33m。
主要有粉~细砂、粘土,局部为粘土。
②全新统:
本组厚度14~32m,平均厚度21m。
上部为黄色粘土质砂为主,下部为土黄~褐黄粉细砂。
1.2.2井田地质构造
车集井田位于永夏复式背斜中段东翼,新生界覆盖层厚约180m,为全隐伏的单斜构造,走向为北北东,于永夏复式背斜轴向基本一致,总的构造明显受永夏复式背斜控制。
井田内以近南北向、北北向和北东向的正断层为主。
井田构造属于中等类型。
1.2.3井田水文地质
(1)含水层、隔水层及其特征
井田内主要有9个含水层组,4个隔水层组。
其中,新生界4个含水层组,1个隔水层组;
二叠系石盒子组1个含水层组,1个隔水层组;
二叠系山西组1个含水层组,1个隔水层段;
石炭系太原群2个含水层组,1个隔水层段;
奥陶系中下统1个含水层组。
①第四系全新统松散孔隙潜水含水层:
此层厚21m左右,砂岩较发育,单位涌水量0.152~4.167×
10-3/s.m2,渗透系数0.654~23.06m/d,水位受大气降水影响,属强含水层。
②第四系全新统松散孔隙承压水含水层:
此层厚33m左右,中砂层厚21m,单位涌水量0.594×
10-3/s.m2,属中等含水层。
③上第三系上部松散孔隙承压水含水层:
此层厚70m左右,单位涌水量0.198~0.468×
10-3/s.m2,渗透系数为0.476~0.87m/d,属中等含水层。
④新生界底部隔水层:
此层厚31m左右,其中粘土层厚25m,可塑性好,分布广泛且稳定,为一良好隔水层。
在16线以北变薄,起不到隔水作用。
⑤下石盒子组三煤组顶板砂岩裂隙承压水含水组:
此组厚45m左右,含水层为中、细砂岩,单位涌水量0.000431~0.0399×
10-3/s.m2,渗透系数为0.00616~0.361m/d,属弱等含水层。
⑥山西组二2煤层顶板砂岩裂隙承压水含水组:
此组厚52m左右,含水层为中、细砂岩,单位涌水量0.000367~0.0804×
10-3/s.m2,渗透系数为0.00172~0.0338m/d,属弱等含水层。
⑦石盒子与山西组间隔水层:
下石盒子组三煤组顶板砂岩含水层山西组二2煤层顶板砂岩含水层之间有厚38m的泥岩、砂质泥岩、铝土岩,且分布稳定,起到了良好的隔水作用。
⑧山西组与太原群间隔水段:
二2煤层底板太原组之间有50m左右的细、粉砂岩和泥岩,岩石致密,为良好的隔水层。
⑨太原组上段灰岩岩溶裂隙承压水含水组:
此组厚32m左右。
全井田发育稳定,岩溶裂隙最为发育,单位涌水量0.125~0.793×
10-3/s.m2,渗透系数为0.801~4.904m/d,水量相对丰富,但不急条件不良,属中等含水层。
⑩太原组下段灰岩岩溶裂隙承压水含水组:
此组厚24m左右。
单位涌水量0.121~1.216×
10-3/s.m2,渗透系数为0.703~7.473m/d,水量大,属中等含水层。
太原组上段与下段间隔水层段:
太原组上段灰岩含水组与下段灰岩含水组之间主要由泥岩、砂质泥岩及粉砂岩组成,为良好的隔水层。
奥陶系灰岩岩溶裂隙承压水含水组:
此组厚度不详。
单位涌水量0.00843~0.704×
10-3/s.m2,渗透系数为0.0561~1.878m/d,岩溶裂隙发育不均,富水性明显差异,属中等~强含水层。
(2)矿井涌水量
地质报告中预计矿井涌水量:
正常727m3/h
最大923m3/h
(3)井田水文地质类型
本井田主要开采下石盒子组三煤组和山西组二2煤层。
三煤组以岩层裂隙水为主,水文地质条件简单;
二2煤以底板岩溶裂隙水为主,水文地质条件中等。
1.3井田煤层特征
1.3.1煤层埋藏条件及围岩性质
本井田主要含煤地层为下二叠统山西组(含三煤)及下石盒子组(含煤4~6层)。
两组地层平均总厚177m,含煤7~9层。
煤层总平均厚度10.82m。
主要可采煤层为二2、三22、三3、和三4煤层。
煤层风氧化带深度,通过煤芯煤样化验、分析定为由基岩顶界向下垂深20m。
全井田煤系地层走向大致呈反“S”形展布,地层倾向南东,倾角一般为5°
~20°
。
本井田内石炭系、二叠系均为含煤地层。
各可采煤层具体埋藏特性如下:
(1)二2煤层:
位于山西组中下部,可采厚度为0.8~8.86m,平均厚度3.5m。
煤层结构简单,仅有一层厚度小于0.41m的夹矸,煤层赋存稳定,煤层顶板多为砂质泥岩及中细砂岩,底板多为砂质泥岩及细砂岩。
砂岩抗压强度316~1063kg/cm2,泥岩抗压强度433~612kg/cm2。
(2)三22煤层:
位于下石盒子组中部的三煤组中,可采厚度为0.8~3.13m,平均厚度1.6m。
结构较简单,含夹矸1~2层,煤层比较赋存稳定,煤层顶板多为砂质泥岩及粉砂岩,底板多为炭质泥岩及砂质泥岩。
砂质泥岩抗压强度222~314kg/cm2。
砂岩抗压强度312~859kg/cm2。
(3)三3煤层:
位于下石盒子组中部的三煤组上部,可采厚度为0.8~3.16m,平均厚度1.62m。
结构比较简单,为较稳定煤层,煤层顶板多为泥岩及砂质泥岩,底板多为砂质泥岩。
泥岩抗压强度386kg/cm2。
砂岩抗压强度498kg/cm2。
(4)三4煤层:
位于下石盒子组中部的三煤组顶部,可采厚度为0.8~2.49m,平均厚度0.94m。
结构比较简单,为局部可采煤层,煤层顶板多为泥岩及砂质泥岩,底板多为砂质泥岩。
具体车集矿可采煤层特征见表1-2。
表1-2车集煤矿可采煤层特征表
煤层名称
煤层厚度/m
(最小-最大)/平均
与下煤层间距/m
稳定程度
煤层结构
顶板
底板
三4
(0.8-2.49)/0.94
8
不稳定
泥岩夹矸0~1层
泥岩及炭质泥岩
砂质泥岩
三3
(0.8-3.16)/1.62
8-10
比较稳定
局部有1层泥岩夹矸
泥岩及砂质泥岩
三22
(0.8-3.13)/1.6
80
1~2层泥岩夹矸
粉砂岩或砂质泥岩
炭质泥岩或泥岩
二2
(0.8-8.86)/3.5
粉沙岩局部石灰岩
粉沙岩及沙岩
1.3.2煤层特征
(1)煤的容重
煤的实体容重二2煤1.6t/m3,三22、三3、和三4煤1.5t/m3。
(2)煤的工业分析及用途
本井田各可采煤层均以高变质程度的年轻无烟煤为主,其次为天然焦,个别煤层有少量贫煤点。
二2煤层发热量QDfr=7400cal/g,QDfT=8400cal/g;
灰分在10~15%之间。
三22、三3煤层发热量QDfr=6600cal/g,QDfT=83cal/g;
灰分在15~25%之间。
各煤层含硫量均小于1%,一般在0.4~0.7%之间;
磷含量一般在0.0003%左右。
属低~中灰分、特低硫、特低磷、高发热量无烟煤。
(3)瓦斯、煤尘及自燃
①瓦斯:
井田内瓦斯含量不高。
经向省煤炭厅汇报,认为“可能有瓦斯突出”的根据不足,确定设计按低瓦斯矿井考虑。
②煤尘:
经鉴定,本井田设计开采二2煤为无烟煤,一般无煤尘爆炸危险。
设计按无煤尘爆炸危险考虑。
③自燃:
井田各煤层还原样燃点之差△T一般均小于20℃,为不自燃煤层。
2井田境界与储量
2.1井田境界
2.1.1井田境界划分的原则
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。
2.1.2井田境界
根据以上划分原则以及永夏煤田的整体规划以及车集煤矿的实际情况,四周边界为:
南:
沱河为界;
东:
各煤层-1000m等高线为界;
北:
26勘探线;
西:
各煤层露头;
矿井设计生产能力为2.4Mt/a,根据以上标准和开采技术水平确定井田南北走向长度约为9.94~10.67km,平均为10.76km,东西宽1.42~5.71km,平均为4.1km,井田呈类似梯形。
煤层倾角一般为5°
,由于煤层的浅部与深部的倾斜角度不同,浅部约5~20°
左右,中部平缓,约5~10°
左右,再深又稍变陡,倾角15°
左右,平均倾角为10°
水平面积为44.01km2,倾斜面积为44.78km2。
2.2矿井工业储量
2.2.1井田勘探类型
精查地质报告查明了本井田的煤层赋存情况、构造形态、煤质及水文地质条件。
井田勘探类型为中等。
2.2.2矿井工业储量的计算及储量等级的圈定
本矿井设计中只对二2煤层进行开采设计,煤层倾角平均α=10°
,二2煤层平均容重1.6t/m3。
边界煤层露头线为-300m,-1000m以下的煤炭储量目前尚未探明,作为矿井的远景储量。
矿井工业储量:
由AutoCAD软件测得井田面积为440117.21mm2。
在1:
10000的开拓图上每1mm2表示100m2。
煤容重为1.6t/m3,煤层倾角平均10°
,煤厚平均为3.5m。
井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据,煤炭工业储量由煤层面积、厚度及容重相乘所得,其计算公式一般为:
Q=100S×
M×
γ/cosα(2-1)
式中:
Q——为井田工业储量,万t;
S——井田面积,km2;
M——煤层平均厚度,3.5m;
γ——煤的容重,t/m3,1.6t/m3
α——煤层平均倾角,10°
;
则:
Zc=100×
(440117.21×
100×
10-6)×
3.5×
1.6/cos10°
=25026.78万t。
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。
根据地质勘探资料显示,其中高级储量为:
10141.79万t,约占工业储量的40.52%,符合高级储量比例要求。
2.3矿井可采储量
2.3.1计算可采储量时,必须要考虑以下储量损失
(1)工业广场保护煤柱;
(2)井田边界煤柱损失;
(3)采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失;
(4)建筑物、河流、铁路等压煤损失;
(5)其它各种损失。
2.3.2各种煤柱损失计算
(1)工业广场保护煤柱
本矿井设计年生产能力为2.4Mt/a,按《煤矿设计工业规范》,占地面积指标应在(0.7~0.8)公顷/10万吨之间小井取大值,故取0.8。
占地面积为24×
0.8=19.2×
104m2。
故设计工业广场的尺寸为400×
500m2的长方形,面积为:
20×
104m2,尺寸为400×
500m2的长方形。
工业广场位置处的煤层的平均倾角为7°
,工业广场的中心处在井田走向中央,倾向中央偏于煤层中上部,其坐标为:
该处表土层厚度为200m。
主井、副井、地面建筑物均在工业广场内。
工业广场按大型矿井Ⅱ级保护,留围护带宽度为15m。
本矿的地质条件及冲积层和基岩层移动角见表2-1:
表2-1矿井地质条件及冲积层和基岩层移动角
广场中心煤层深度
煤层倾角α
煤层
厚度
冲积层厚度
冲积层移动角Φ
走向移动角
δ
下山移动角
γ
上山移动角
β
m
°
-710
7
10
200
40
70
65.8
由此根据上述已知条件,画出如图2-1所示的工业广场保安煤柱的尺寸,并由图得出保护煤柱的尺寸为:
图2-1工业广场保护煤柱示意图
S=梯形面积=1/2×
(上宽×
下宽)×
高
=1/2×
(1376.69+1524.57)×
1402.75
=203.49×
104m2
则工业广场压煤为:
Q1=S×
r/cosα(2-1)
=2034871.2325×
1.6/cos7°
=1150.68万t
(2)井田边界煤柱损失
井田西南以断层为边界,考虑到F1和F2断层不导水,留25m的边界地层保护煤柱;
井田北部边界为人为划分的边界,留20m的边界煤柱;
井田西部边界以煤层露头为边界,考虑防水煤柱;
井田南部以沱河为边界,井下开采只影响沱河河堤,后期修补,不留煤柱。
井田-1000等高线以下储量未探明,暂考虑不留煤柱。
即井田西南断层留25m边界煤柱,北部边界留20m煤柱。
则井田边界压煤量为:
Q2=(4896.3×
25+5322.4982×
20)×
=130.13万t
(3)断层煤柱
断层煤柱可按下式计算:
Z=L×
b×
R(2-2)
其中:
L——断层的长度;
B——断层煤柱的宽度;
M——煤柱的平均厚度,3.5m;
R——煤柱的平均容重,1.6t/m3;
则井田边界断层煤柱:
由于F3、F5、F6和F7断层落差较大,长度分别为1100m、1200m、1100m、550m,断层两边各留煤柱20米,则断层保护煤柱损失是:
Q3=3950×
2×
1.6/cos5º
=88.91万t
(4)村庄、公路保护煤柱
井田范围内,有从新庄到永城的公路,考虑到采深较大,表土层较厚,公路等级不高,不留保护煤柱。
村庄只有车集村不搬迁,要留设保护煤柱,留设方法与工业广场保护煤柱留设方法一样。
因为车集村位置与所选的工业广场位置靠近,故将工业广场布置在紧挨车集村庄处,工业广场保护煤柱与车集村庄保护煤柱合并。
车集村庄面积为:
S=梯形面积=1/2×
下宽)×
高(2-3)
=1/2×
(1361.88+1546.83)×
1753.05
=254.95×
则车集村压煤为:
Q4=S×
r/cosα
=2549557.03275×
=1441.80万t
车集村庄和工业广场重叠部分
面积:
(786.624+934.56)×
1402.75/2=120.72×
104m2
重叠部分煤量为:
Q0=682.68万t
(5)防水煤柱的留设
由于基岩上面普遍发育着一层隔水性能良好的灰色及深灰色粘土、砂质粘土,厚约30m左右,隔水性能良好。
而煤层露头的顶板岩性一般为砂质泥岩、泥岩或被风化了的砂质泥岩、泥岩,是矿井浅部开采的主要突水水源,因此,必须留设合适的防水煤柱防止矿井突水。
导水断裂带的高度一般为:
H=100∑m/(1.6∑m+3.6)±
5.6(2-4)
m——各开采煤层的厚度,m;
对于本矿则:
H=100×
3.5/(1.6×
3.5+3.6)±
5.6=39.3±
5.6
由于煤层露头处煤层倾角较小,完全按照垂高留设煤柱,则煤柱损失太大(近250m),结合矿井实际条件,留设防水煤柱的宽度为50m,即倾斜长度为50m。
则上边界留设防隔水煤柱量=4796.7×
50×
1.6
=134.31万t
2.3.3井田的可采储量
井田的可采储量Z按下式计算:
Z=(Q-P)×
C(2-5)
Q——矿井工业储量,
P——各种永久煤柱的储量之和,
P=1150.68+130.13+88.91+1441.80+134.31-682.68
=2263.15万t
C——采区回采率,厚煤层不低于0.75;
中厚煤层不低于0.80。
薄煤层不低于0.85;
设计开采的二2煤层属中厚煤层,采区回采率取为0.80。
则计算可采储量为:
C=(25026.78-2263.15)×
0.75=18210.904万t
由此可得本矿井的可采储量为1.821×
109t。
在备用储量中,估计约为50%为回采率过底和受未知地质破坏影响所损失的储量。
井田实际采出储量用下式计算:
Z实际=Z-Z×
(K-1)×
50%/K(2-6)式中:
Z实际——井田实际采出煤量,万t;
Zk——矿井的可采储量,18210.904万t;
K——矿井储量备用系数,取1.3;
由2—3式,得:
Z实际=18210.904-18210.904×
(1.3-1)×
50%/1.3
=16109.646万t
即本设计矿井实际采出煤量为16109.646万t。
矿井工业储量及各水平储量见表2-2。
表2-2矿井储量统计表
名称
水平
序号
工业储量
/万t
永久煤柱损失
可采储量/万t
工广和村庄/万t
防水/
万t
断层/万t
边界煤柱/万t
合计/
一
12708.77
1909.8
134.31
118.33
2162.44
9247.62
二
12318.01
88.91
11.80
100.71
8963.284
小计
25026.78
130.13
2263.15
18210.904
3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限
3.1矿井工作制度
按照《煤炭工业矿井设计规范》的规定,参考《关于煤矿设计规范中若干条文修改决定的说明》,确定本矿井设计生产能力按年工作日330d计算。
“四六制”作业(三班生产一班准备检修)每天三班出煤,净提升时间为16h。
3.2矿井设计生产能力服务年限
3.2.1矿井设计生产能力
本井田储量丰富,设计开采煤层赋存稳定,煤层厚度大部分比较稳定,属中厚煤层(3.5m),为缓倾斜煤层(倾角10°
)。
矿井总的工业储量为25026.78万t,可采储量为18210.904万t。
因地质构造简单,同时煤田范围较大,开采技术好的矿井应建设大型矿井,故本设计初步确定矿井的设计生产能力为2.4Mt。
3.2.2井型校核
下面按矿井的实际煤层开采能力,各辅助生产环节的能力,储量条件及安全条件因素对井型进行校核:
(1)煤层开采能力
矿井的开采能力取决于回采工作面和采区的生产能力,根据本设计第四章(矿井开拓)与第六章(采煤方法)的设计可知,该矿由于煤层地质条件较好,二2煤厚度较厚,布置一个一次采全高综采工作面完全可以达到本设计的产量。
(2)辅助生产环节的能力校核
本矿井为大型矿井,开拓方式为立井开拓,主井提升容器为两对12t底卸式提升箕斗,运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。
工作面生产的原煤一律用强力胶带输送机运到带区(采区)煤仓,运输能力也很大,自动化程度较高。
辅助运输采用双层罐笼,大巷辅助运输采用600mm轨距的1.5t固定车厢式矿车,同时本矿井井底车场调车方便,通过能力大,满足矸石,材料和人员的调动要求。
所以各辅助生产环节完全可以达到设计生产能力的要求。
(3)通风安全条件的校核
本矿井无煤尘爆炸性,瓦斯含量低,属于低瓦斯矿井。
水文地质条件中等,在副井中铺设两趟水管路可以满足排水要求。
矿井采用对角式通风,有专门的风井,可以满足要求。
井田内大断层有F3、F5、F6和F7,对于开拓有一定的影响,留设有保护煤柱。
F4为小断层,对于生产影响较小,不会影响采煤工作,所以各项安全条件均可以得到保证,不会影响矿井的设计生产能力。
(4)储量条件校核
矿井的设计生产能力应与矿井的工业储量相适应,以保证有足够的服务年限。
矿井服务年限的计算:
T=
(3-1)
T——矿井设计服务年限,年;
Z——矿井可采储量,18210.904万t;
A——矿井设计生产能力,240万t/a;
K——储量备用系数,取1.3;
由3—1式得:
T=1
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