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荣达煤矿地质资料
第1章矿井概述及井田特征
1.1矿区概述
1.1.1井田位置
荣达矿井田位于河北省内邱县之西南约10Km,地理坐标:
东经114°24′、北纬37°18′、井田外形为不规则菱形。
其范围:
西南以小煤矿(局部以9#煤层露头)和F40断层为界,西北及东北分别止于F2及F18断层,东以F22、F19、F34断层为界,东南止于F12断层南北长约8Km,东西宽约5Km,面积约为40Km2。
京广铁路和京深高速公路及107国道由矿区东侧通过,工业广场至官庄车站8Km,距内邱站10Km,矿区运煤专用铁路在官庄车站与京广线接轨,储煤场与107国道有公路相连,矿区到邢台市有9路公共汽车往返行驶,交通十分便利。
图1-1为矿区交通位置图。
荣达井田位于太行山东麓中段,山前冲洪积倾斜平原之中。
地形西高东低,海拔标高+80m~+125m之间,西部山区山脉走向北东,最高点位于皇寺镇西南,海拔标高+400m左右。
东部为广袤平原,最低标高约+70m,地势平坦,西南白马河北岸,可见鱼脊状丘陵地带,海拔标高在+100m~+130m之间。
井田内共发育三条季节性河流,从北而南为李阳河、瞎马河、(又名小马河)和白马河,均属海河流域子河水系,受大气降水控制,平时水量微小或无水,雨季水量剧增数十或数百倍。
根据邢台及内丘1984~2002年历年气象资料记载,矿区内年平均气温12℃,最高气温+40℃左右,一般出现在七月份。
最低气温-21℃出现在12月或第二年1月。
年正常降水量343mm~849mm,一般在500mm左右。
降雨集中在每年7、8、9月份,占全年降雨总量的80%左右。
1963年八月连降大雨,降雨量达770mm,造成百年以来的特大洪水。
邢台地区蒸发量为1453~2172mm,蒸发量远大于降水量,冻结期从11月到第二年2月,冻土深度大约0.44m。
全年最多的风向为南风,最大风速为18m/s。
1.1.2矿区地震情况
根据国家地震局、建设部发办[1992]60号文“关于发布《中国地震烈度区划图》和《中国地震烈度区划图使用规范》的通知”,邢台地区地震烈度为7度。
1.1.3矿区水源状况
本矿区工业及生活用水的主要供水水源为奥陶系岩溶裂隙水和第四系顶部卵石层水。
供水水源的取水方式采用管状井分散取水。
1.2矿井地质及水文地质条件
1.2.1矿井地质
本井田位于太行山拱断束东翼边缘的断阶上,西侧为上升的太行背斜主体,东侧紧靠下降的华北断拗带的边缘,正处在构造上升与下降间的过渡地带,所以区内构造以剪切断裂构造为主,褶皱表现轻微。
井田基本构造形态为一短轴向斜盆地和被断层复杂化了的平缓单斜层,地层产状总的趋势是:
走向N20~50°E,倾向东南,倾角一般为5~25°,局部达40°。
井田范围内所揭露的断层均属高角度正断层,断层倾角一般为65~70°。
根据断层的延展方向,可将其分为三组,即南北向组、北东向组和东西向组(以北东向断层为主),纵横交错。
由于断层发育,严重地破坏了煤系地层的连续性,并形成了一系列阶梯状的地垒和地堑及小型褶皱和小型盆地等复杂构造,致使采区和工作面都难以正常布置,经中煤总公司批准,本矿井地质条件类别属于Ⅲ类。
1.2.2矿井水文地质条件
荣达井田内地势平坦,西北高东南低,地面标高在80m~125m之间,其坡度西部为千分之七,东部为千分之四,地表径流良好,井田中部有瞎马河,西南部有白马河流过,两河均发源于变质岩山区,为季节性河流,属海河流域子牙河水系。
根据1963年资料,白马河北岸最高洪水位线设有5个洪水位点,记载最高洪水位为+111.48m~+102.54m;瞎马河最高洪水位线两岸设有21个洪水位点,记载最高洪水位为+120.61m~+87.24m。
白马河在东青山村以东河床下伏寒武、奥陶系碳酸岩地层,地表水在此可渗入河床补给岩溶地下水。
本井田内含水层自上而下的水文地质特征为:
1.中奥陶统碳酸盐岩岩溶裂隙承压含水层
为本区主要含水层,巨厚,高水头,一般具有来势凶猛、涌水量大、持续时间长和造成损失严重等特点,是本矿区开采9#煤的主要危害。
2.大青灰岩岩溶裂隙含水层
大青灰岩为8#煤的直接顶板,层位和厚度较稳定,为开采8、9#顶板进水的主要含水层。
岩性为灰色、深灰色石灰岩,质较纯,厚度为1.20m~8.23m,平均厚度为4.46m左右。
西南部为隐伏露头,东北部为埋藏区,埋藏深度100m~1000m。
由于厚度比较薄,被构造切割后,成为若干个不连续的短块。
在自然状态下,大青灰岩与奥灰只在短裂带附近有较弱的水循环交替。
本层层位稳定,涌水量不大,但含水性不一,为局部富水性强的溶洞裂隙承压含水层,是开采下组煤时正常涌水的主要充水水源。
3.5~7#煤间砂岩、伏青灰岩裂隙岩溶含水层
本层厚度变化大,常呈2~3层复结构的含水层组,总厚度由1.5m~91.28m,一般厚度10m~30m。
砂岩多为细砂岩,局部为粗砂岩,多为泥质胶结,伏青灰岩一般厚1m~2m。
砂岩中含小砾石,裂隙发育,水多集中在此层。
本层含水性极弱,属富水性极弱的裂隙岩溶承压含水层。
野青灰岩、砂岩岩溶裂隙含水层层位稳定,厚度0.70m~21.03m,一般厚6.8m~13.2m,野青灰岩靠近露头处有溶洞和溶蚀现象,溶洞、裂隙多被新生界黄泥充填,深部溶洞逐渐消失。
砂岩以中细砂岩为主,多为泥质胶结,富水性极不均一,从上到下逐渐减弱。
本含水层为含水性弱的饿岩溶裂隙承压含水层。
4.2#煤顶板砂岩裂隙含水层
该含水层层为稳定,但厚度变化大,为0~28.10m,一般厚度5m~15m,岩性一中细砂岩为主,局部为粗砂岩,泥质胶结,本区裂隙不发育,该含水层为含水性弱,但局部可达中等的承压裂隙含水层。
5.下石盒子底部砂岩裂隙含水
层位稳定,厚度0~19.90m,一般厚度5m~8.6m,以中细砂岩为主,局部为粗砂岩,泥质胶结,为含水性弱的裂隙承压含水层。
X0含水层:
第四系底部砂卵砾石孔隙含水层
卵石层厚度变化较大,井田西北部较厚,向东南变薄,南端的西侧有尖灭现象,最大厚度为89.65m,一般厚度为10-30m。
北风井厚度为7.9m,卵石滚圆度好,分选性较差,充填物为砂和粘土,本含水层由于充填物为砂和粘土,渗透性较差,上覆为厚度100m余m的亚粘土,亚沙土层,隔断了与地表水的联系,该含水层为含水性较弱的孔隙承压含水层。
6.X含水层:
第四系顶部卵砾石孔隙含水层
层位稳定,底面一般距地表20~40m,最小厚度为2.60m,最大厚度30.64m;一般厚度为5~15m;卵石以紫红色及白色石英岩为主,有时也见片麻岩,闪长岩,直径一般为30100间,最大者大于1000m,分选性差,孔隙间有不同粒径的砂充填,多为单层,有时呈两层以上的复结构。
该含水层为本区主要含水层,含水丰富,渗透性好,直接接受大气降水补给,补给通道一是地表水下渗,二是西部山区补给,该含水层为富水性强的孔隙无压含水层。
1.3煤层特征
1.3.1煤层地层含煤性
荣达煤层含煤地层为石炭二叠系,自上而下分别属于二叠系下统山西组(P1s)石炭系上统太原组及石炭系中统本溪组,总含煤18层,从厚度上讲有两个厚煤层,其余为薄煤层;从稳定性上讲,有两个稳定煤层,一个叫较稳定煤层,两个不稳定煤层,其余12个为极不稳定煤层,从可采性上讲,两个可采煤层,四个局部可采煤层,其余为不可采煤层。
山西组(P1s)地层厚度49.6—82.56m,平均67.56m,以灰色、深灰色粉砂岩,砂质泥岩与浅灰色、灰白色细粒至中粒砂岩为主。
含煤3—7层,可采一层,平均煤层总厚5.43m,含煤系数8.04%。
其中2#煤为稳定的厚煤层,是荣达矿的主采煤层,其他均为极不稳定的薄煤层,没有开采价值。
太原组(C3t)地层平均厚度148.35m,含煤5—11层,平均煤层总厚度9.26m,含煤系数6.2%,其中9#煤为荣达煤矿稳定的厚煤层,是主采煤层,平均厚度6.19m,7#为较稳定的局部可采煤层,6#、8#煤为不较稳定的局部可采薄煤层,3#煤为不稳定的局部可采的薄煤层,其他均为极不稳定的、不具开采价值的薄煤层。
本溪组地层平均厚度25.94m,含煤两层,编号为10及11,煤层平均厚度分别为0.34m及0.42m,煤层总厚度0.76m。
含煤系数2.7%,均为极不稳定的无开采价值意义的煤层。
1.3.2可采煤层
2#煤层:
为于山系组下部,井田最小厚度1.23m,最大厚度6.78m,平均4.38m,纯煤平均厚度3.97m。
全井田穿过煤层的钻孔155个,见煤厚度均在最低可采厚度之上,可采性指数(Km)为1。
经计算,煤厚变异系数(γ)为17%,属稳定的厚煤层。
2#煤在南部单斜区、中部断裂带、东部褶断带及北部波曲区浅部均为单一结构的煤层,不含夹矸。
3#煤:
最小厚度为零,最大厚度为1.00,经计算,煤层可采性指数Km为0.5,煤厚变异系数γ为29%,属极不稳定煤层。
煤层中不含夹矸,结构简单,为局部可采煤层。
3#煤位于野青灰岩之上,2#煤之下,为野青灰岩所控制。
3#煤上距2#煤16.52m~42.66m,平均29.76m。
6#煤:
煤层最小厚度零,最大厚度1.82m,平均0.43m,为薄煤层。
可采性指数(Km)为0.67。
经计算,煤层变异系数(γ)为45%,属不稳定厚煤层。
煤层一般不含夹矸,结构简单,位于伏青灰岩之上。
上距3#煤26.97m~85.10m,平均48.72m。
7#煤:
最小厚度零,最大厚度2.06m,平均厚度0.98m,为薄煤层。
可采性指数(Km)为0.82。
经计算,煤层变异系数(γ)为28%,为较稳定煤层。
煤层一般不含夹矸,有时有一层泥岩夹矸,夹矸最大厚度0.29,平均0.05,为简单结构煤层。
7#煤局部可采,位于伏青灰岩及大青灰岩之间,上距6#煤12.51m~37.03m,平均21.11m。
8#煤:
最小厚度零,最大厚度4.96m,平均煤层厚度1.09m,为薄煤层。
可采性指数(Km)为0.7。
经计算,煤层变异系数(γ)为66%,为不稳定煤层。
煤层一般不含夹矸,为简单结构煤层。
8#煤局部可采,其直接顶板为大青灰岩,下距9#煤0.47m~32.94m,平均12.53m。
9#煤:
最小厚度4.02m,最大厚度12.17m,平均煤层厚度6.19m,为厚煤层。
可采性指数(Km)为0.99,煤层变异系数(γ)为23%,为稳定煤层。
9#煤结构复杂,含夹矸0~6层,较厚者有两层,由上而下把9#煤分为91、92、93三个分层。
91煤:
最小厚度零,最大厚度2.23m,平均煤层厚度0.85,纯煤最大厚度0.83,为薄煤层。
可采性指数(Km)为0.58。
煤层变异系数(γ)为57.7%,为极不稳定煤层。
煤层一般不含夹矸,简单结构。
下距92煤0.2m~3.52m,平均2.79m。
92#煤:
最小厚度0.32,最大厚度4.95m,平均煤层厚度2.29,纯煤最大厚度4.42,平均2.19,为中厚煤层。
可采性指数(Km)为0.98,煤层变异系数(γ)为25.5%,为较稳定煤层。
煤层一般不含夹矸,为简单结构煤层。
下距93煤0.15m~2.80m,平均0.91m。
93#煤:
最小厚度0.53,最大厚度5.53m,平均煤层厚度2.56,纯煤最大厚度2.58,为中厚煤层。
可采性指数(Km)为0.98,煤层变异系数(γ)为24.5%,为稳定煤层。
煤层一般不含夹矸,为简单结构煤层。
1.3.3不可采煤层
荣达煤田不可采煤层有12层之多,它们的共同特点是煤层薄,厚度极不稳定,根据它们的赋存特点,可分为两类:
即层位较稳定类与层位不稳定类。
层位不稳定类有21、22、5、61、及11煤。
层位不稳定类有10、1、11、30、4、41及10#煤。
余下的7个层位为不稳定类,见附表1(荣达井田煤层特征表)。
荣达井田煤质特征表表1·1
煤层
灰分
硫
磷分
发热量
煤灰熔融性
备注
2#
低中
特低
低磷
高热量
高熔灰
4#
低中
高硫
低
高热量
高熔灰
6#
中灰
中硫
低磷
高热量
高熔灰
7#
低中
高硫
中低
高热量
高熔灰
8#
低中
高硫
低磷
高量量
高熔灰
92#
低中
高硫
低磷
高热量
高熔灰
93#
低中
中高
低磷
中高热量
高熔灰
荣达井田属石炭二叠系煤,其中2#、9#煤为主采煤层。
2#煤有两个煤类,气煤(QM)和1/3焦煤。
以气煤为主,少量的1/3焦煤。
气煤分布广泛,1/3焦煤呈零量小块夹在其间。
9#煤有三个煤类,气煤气肥煤和肥煤。
以气肥煤为主,少量的气煤及更少的肥煤。
气肥煤分布广泛,气煤以零星的小块夹在其间,井田西部则出现极少量的肥煤。
10#煤有四个煤类,气煤气肥煤1/3焦煤和肥煤。
以气煤1/3焦煤为主,其次是气肥煤和肥煤。
气煤分布于井田的东部,呈南北方向的弧形带状,1/3焦煤比邻与气煤的西侧,亦是不规则的近南北向的弧形带状分布,气肥煤则在1/3焦煤带两侧不连续分布。
3#、6#、7#、8#煤以气肥煤为主,气煤次之。
它们的变质规律为:
1.由上而下变质程度递增。
井田上部煤层变质程度浅,下部变质程度深,上部是气煤(QM45),极少量的1/3焦煤,下部是气肥煤和肥煤,还有储量很多的1/3焦煤。
2.由东向西,煤的变质程度逐渐增高。
井田东部变质程度较浅,井田西部煤层变质程度较深,东部是气煤,向西依次是1/3焦煤,气肥煤及肥煤。
经河北煤田地质局研究所,河北煤田第一勘测局测试中心测试,2#煤瓦斯成分CH4在12.36~77.02之间,氮气在18.38~76.76之间,荣达井田属氮气---甲烷或甲烷带。
9#煤瓦斯成分CH4在42.67~85.96之间,氮气在10.52~42.62之间,属甲烷带或氮气甲烷带,钻孔煤样的瓦斯含量,无论是2#或9#煤都在0.35~7.07mg/g之间,应为低瓦斯区。
(见表1、2,2#、9#煤钻孔瓦斯样测定结果汇总表)
2#煤钻孔瓦斯样测定结果汇总表表1·2
钻孔
煤样深度
瓦斯成分%
瓦斯含量ml/g
瓦斯分带
CH4
CO2
N2
CH4
CO2
20011
285.60~285.75
65.45
0.28
29.82
1.48
0.07
氮气甲烷带
20012
783.45~783.60
50.79
16.58
32.63
0.80
0.14
氮气甲烷带
20013
601.36~6.1.51
77.02
0.08
18.38
0.75
0.20
甲烷带
20015
326.00~326.15
12.36
10.87
76.76
0.18
0.17
甲烷氮气带
表1-39#煤钻孔瓦斯样测定结果汇总表
钻孔
煤样深度
瓦斯成分%
瓦斯含量ml/g
瓦斯分带
CH4
CO2
N2
CH4
CO2
20011
366.90~367.05
82.12
0.08
15.22
2.38
微量
甲烷带
20012
937.85~938.00
42.67
14.71
42.62
0.70
0.15
氮气甲烷带
20013
776.60~776.75
84.23
0.12
11.79
6.80
0.27
甲烷带
20015
482.00~482.05
85.96
3.52
10.52
4.44
0.20
甲烷带
荣达井田煤层具有自然发火倾向,其中2#、9#均为二类自燃。
其中2#煤的自然发火期为6~12个月。
由煤炭科学总院抚顺分院矿山安全开发中心鉴定,荣达煤田煤尘具有爆炸性或爆炸危险性,特别是9#煤具有强爆炸性,应加强防尘,降尘措施。
表1-4煤尘爆炸性试样坚定结果
煤层
采样地点
工业分析
火焰长度(mm)
岩粉用量(%)
鉴定结论
Wf%
Ag%
Vr%
2#
东37孔
2.57
10.41
37.02
800
90
有爆炸危险性
2#
东71孔
3.05
9.55
37.70
800
90
有爆炸危险性
9#
东37孔
2.50
11.30
36.60
800
90
有爆炸危险性
9#
东71孔
3.10
7.28
38.64
700
80
有爆炸危险性
第2章井田境界和储量
2.1井田境界
荣达煤矿西南以小煤矿、局部以9#煤层露头和F40断层为界,西北及东北分别止于F2及F18断层,东以F22、F19、F34断层为界:
东南止于F12断层南北长约8Km,东西宽约5Km,面积约为40Km2。
荣达煤田为掩盖式煤田,一般埋深不超过800m,本次储量计算深度为800m,即水平标高—700m,唯西北部东49钻孔附近北程向斜轴部和东北第19勘探线东端部分地段,煤层埋藏较深,计算垂深超过800m,其超过部分均划分为—700m(即三水平)储量,这样,本次储量计算就涵盖了全部井田。
2.2井田工业储量
本井田勘探类型为二类一型,即中等构造。
荣达井田为缓倾斜煤田,煤层倾角一般为10o~15o,只有较大断层附近倾角略陡些。
井田面积大约为38.6Km2,本面积为水平投影面积,地层走向大致25o,平均倾角13o。
表2-1荣达矿各煤层平均视密度表
煤层
2#
3#
6#
7#
8#
91#
92#
93#
视密度t/m3
1.40
1.34
1.46
1.34
1.38
1.36
1.39
1.41
计算工业储量
2.4矿井可采储量
井田边界保护煤柱损失为243万吨,断层保护煤柱损失为186.9万吨,合计总的保护煤柱损失量为:
429.9万吨。
矿井可采储量:
矿井设计时预期可以采出的煤炭储量。
Zk=(Q-P)C(2·2)
式中:
Zk-----设计可采储量;
Q工-----工业储量;
P-----矿井永久保护煤柱等损失量
C-----设计采区采出率
回采要求:
中厚煤层不应小于80%,薄煤层不应小于85%。
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
根据有关规定,达到矿井设计生产能力时按年工作日330天,每天四班,每天净提升时间16小时。
采用“四六”制作业,三采一准,即三班(早晚夜)采煤一班(中班)检修。
3.2矿井设计生产能力及服务年限
3.2.1矿井设计生产能力
3.2.2矿井服务年限及水平划分
4井田开拓
4.1井田开拓的基本问题
4.1.1井硐形式的选择
4.1.2工业场地的选择
4.1.3井筒位置的选择
4.1.4初期开拓方案比较
4.1.5主、副井的相对位置
4.1.6开采水平设计以及采区划分和布置
4.1.7主要开拓巷道和采区巷道布置
4.1.8矿井后期开拓
4.2矿井基本巷道
4.2.1井筒数目
4.2.2井筒
4.2.3井底车场
4.3井底车场各种硐室的布置
4.3.1主井系统硐室
4.3.2副井系统硐室
4.3.3其他硐室
4.4运输巷道的设计
5准备方式——采区巷道布置
5.1煤层的地质特征
5.1.1煤层特征
5.1.2煤层顶底板特性
5.1.3煤质情况
5.1.4水文情况
5.1.5地质构造
5.1.6煤层自然发火期
5.1.7瓦斯赋存条件及涌出量
5.1.8煤尘
5.2采区巷道布置及生产系统
5.2.1采区巷道布置
5.2.2采区通风、排水及运输系统
5.2.3巷道掘进
5.3采区车场设计
5.3.1上部车场
5.3.2中部车场
5.3.3.采区下部车场
5.3.4采区主要硐室的布置
6采煤方法
6.1采煤工艺方式
6.1.1采煤方法的选择
6.1.2采煤、装煤、运煤方式及设备选型
6.1.3采煤工艺
6.1.4支护
6.1.5采空区处理
6.1.6上山胶带输送机的选择
6.1.7回采工作面劳动组织
6.1.8安全技术措施
6.2回采巷道布置
6.2.1综采工作面采区巷道布置要点
6.2.2回风巷道设计
6.2.3支护方式
6.2.4施工技术
7矿井运输
7.1概述
7.2采区运输设备的选择
7.3主要巷道运输设备的选择
7.3.1大巷运输方式的确定
7.3.2运输设备的运输能力验算
7.3.3电机车运输能力验算
8矿井提升
8.1概述
8.2主副井提升
8.2.1主井提升设备
8.2.2副井提升设备
9矿井通风及排水设备选择
9.1矿井通风系统选择
9.1.1矿井通风的任务和作用
9.1.2通风系统的选择
9.1.3通风方式的选择
9.2采区及全矿所需风量
9.2.1矿井所需风量
9.2.2矿量分配方法及原则
9.3全矿通风阻力的计算
9.3.1矿井负压计算
9.3.2矿井等积孔的计算
9.4通风机选型
9.4.1风机选择的一般选型原则
9.4.2风机选型参数计算
9.5主排水设备的选择
9.5.1主排水设备
9.5.2压缩空气设备
10设计矿井基本技术经济指标
参考文献
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