新源煤矿0.9Mta新井设计-复合顶板下的回采巷道支护技术研究.doc

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1、【精品文档】如有侵权,请联系网站删除,仅供学习与交流新源煤矿0.9Mta新井设计-复合顶板下的回采巷道支护技术研究.精品文档.摘 要本设计包括三个部分:一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为新源煤矿0.9Mt/a新井设计。共分10章:1.矿区概述及井田地质特征;2.井田境界和储量;3.矿井工作制度及设计生产能力、服务年限;4.井田开拓;5.准备巷道布置;6.采煤方法;7.井下运输;8.矿井提升;9.矿井通风与安全技术;10.矿井基本技术经济指标。矿井工业场地位于山西省沁源县西部李元镇附近,距沁源县城约17km,行政区划隶属于山西省长治市管辖。井田南北宽4.35.6km,东西长2.823.23

2、km,面积约17.88km2。主采煤层为2号煤,2号煤平均厚3.0m,井田地质条件简单。矿井工业储量为70.683Mt,可采储量53.753Mt。矿井正常涌水量为7.5m3/h,最大涌水量为10.83m3/h。矿井瓦斯涌出量低,为低瓦斯矿井。矿井为立井单水平开拓,大巷采用胶带输送机运煤,辅助运输采用无极绳绞车,矿井通风方式为中央并列式通风。矿井年工作日为330d,每天净提升时间16h。矿井工作制度采用“三八”制,两班生产、一班准备。专题部分题目是复合顶板下的回采巷道支护技术研究。翻译部分主要内容是以兖州煤矿的现状为基础,通过对煤层突水风险的评估,总结出经验公式以确保较深部煤层开采的安全。英文题

3、目为:Comprehensive evaluation of water-inrush risk from coal floors.ABSTRACTThis design includes three parts: the general part, the special subject part and the translated part.The general part is a new design for Xinyuan mine. This design includes ten chapters. 1. An outline of the mine field geology

4、. 2. Boundary and the reserves of mine. 3. The service life and working system 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 system of the mine. 9. The ventilation and the safety oper

5、ation of the mine. 10. The basic economic and technical norms.Xinyuan mine is located nearby Liyuan of Changzhi in Shanxi province. The length of the mine field is 4.35.6 km,the width is about2.823.23 km,and the total area is17.88 km 2. The No.2 coal seam is the main coal seam,The thickness of the t

6、hree main coal is about 3.0m respectively. The geologic structure of this coalfield is simple. The normal flow of the mine is 7.5 m3 percent hour and the max flow of the mine is 10.83 m3 percent hour. The mineral gas gushes the deal lower, and it is a low gas mineral mine.The mine is a single level

7、in two shafts to develop. The central laneway uses Belt Conveyor to transit coal, and trolley wagons are used for accessorial transportation in the roadway. The ventilation mode of this mine is center juxtapose form. The “three-eight” working system is used in the Xinyuan mine. It produces for 330 d

8、ays a year.Special subject part of topics is Analysis and Control About Stability of Compound Roof on the Coal Mine Returns Picks the Tunnel The main content of the translation part is about obtaine the order of the factors affectingwater-inrush from coal floors and recalculated data on depths of de

9、stroyed floors by multiple linear regression analysis and obtained new empirical formulas. The English title is “Comprehensive evaluation of water-inrush risk from coal floors”.目 录一般部分1 矿区概述及井田地质特征21.1 矿区概述21.2 井田地质特征41.3 煤层特征82 井田境界和储量122.1 井田境界及储量122.2 矿井工业储量132.3 矿井可采储量143 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限163.1

10、 矿井工作制度163.2 矿井设计生产能力及服务年限164 井田开拓174.1 井田开拓的基本问题174.2 矿井基本巷道245 准备方式采区巷道布置315.1 煤层地质特征315.2 采区巷道布置及生产系统315.3 采区车场选型设计346 采煤方法376.1 采煤工艺方式376.2 回采巷道布置507 井下运输527.1 概述527.2 采区运输设备选择537.3 大巷运输设备选择568 矿井提升578.1 概述578.2 主副井提升579 矿井通风与安全技术609.1 矿井通风系统选择609.2 矿井风量计算及风量分配639.3 矿井通风阻力689.4 矿井通风设备选型719.5 矿井灾

11、害的防治措施7410 设计矿井基本技术经济指标79参考文献80专题部分复合顶板条件下的回采巷道支护问题探讨820 复合顶板的概念及其特点820.1 复合顶板的概念820.2 复合顶板的特点821在采动影响范围内的回采巷道矿压显现特征822 复合顶板下回采巷道围岩和支护作用关系分析843 巷道围岩控制方法843.1 锚杆的作用843.2 锚索的应用853.3 金属网的作用854 目前解决复合顶板下回采巷道支护问题的方法和技术854.1 复合顶板下回采巷道采用锚杆支护的技术854.2 复合顶板条件下回采巷道采用锚网索联合支护的技术874.3 复合顶板条件下回采巷道的钢带锚网支护技术934.4 回采

12、巷道特殊复合顶板的支护技术985 小结100翻译部分Comprehensive evaluation of water-inrush risk from coal floors1041 Introduction1042 General hydrogeological situation of mining area1053 Evaluation of factors affecting waterinrush from coal floors1053.1 Standardization process of hydrogeological data1054 Evaluation of wate

13、r-inrush risk from Ordovician limestone aquifer1084.1 Depth of destroyed floor formula1084.2 Evaluation by water-inrush coefficient method1084.3 Evaluation by fuzzy clustering method1094.4 Comprehensive evaluation of water-inrush risk from Ordovician limestone aquifer1105 Conclusions111煤层突水风险的综合评价11

14、31引言1132一般矿区的水文地质情况1133对影响煤层突水的因素的评价1143.1水文地质资料的标准化进程1143.2煤层突水因素的影响评价1144从奥陶纪灰岩含水层突水风险评估1154.1摧毁底板的深度公式1154.2突水系数法评价1154.3模糊聚类方法的评价1154.4奥陶系灰岩含水层突水风险的综合评价1165结论116致谢117一般部分1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 矿区地理位置新源煤矿位于山西省沁源县西南部,隶属于李元镇管辖。地理坐标为:北纬363304363453; 东经11212311121433。矿井工业场地位于山西省沁源县西部李元镇附近,距沁源县城约1

15、7km。沁(源)洪(洞)公路从井田北部通过,向东17km至沁源县城接汾(阳)屯(留)省级公路及沁(沁源)沁(沁县)公路,煤矿距太焦线沁县火车站76km,距309国道张店镇 54km,距南同蒲线介休市100km、距平遥县城105km,向西南经古县约75km旧公路可至洪洞县与大(同)运(城)高速公路或南同蒲洪洞火车站接运,交通条件比较方便。交通位置见图11。1.1.2 地形地貌新源煤矿位于太岳山区,山高沟深,地形复杂,森林、植被发育,最高点在井田西南角的马头山,海拔高程1358.80m,最低点位于东南角河床,海拔高程1110.70m,相对高差247.30m,属中山区。1.1.3 河流水系本区属黄河

16、流域沁河水系。井田内各沟谷大多为南北走向,沟谷水均流入狼尾河,向东汇入沁河。1.1.4 气象及地震本区属大陆性气候,昼夜温差较大。据沁源县19881997年观测资料,年平均气温8.6,最高气温为35.6(1995年7月5日) ,最低气温-25.8(1990年2月1日)。年平均降水量634.0mm, 年平均蒸发量1547.2mm。结冰期为十月下旬至次年3月中旬,最大冻土深度80cm(1993年),夏、秋季多东南风,冬、春季多西北风,最大风速14m/s。据中华人民共和国标准GB50011-2001建筑抗震设计规范,本区地震基本烈度为7度。1.1.5 水源矿井现供水水源取自工业场地附近李元河河谷浅层

17、地下水,以两眼大口井汲取,日出水量400500m3。矿井技术改造后,现有水源不能满足生产要求,必须重新考虑水源。矿井永久供水水源取用奥灰岩溶水,以一眼深井汲取。1.1.6 电源本矿现有一座10KV变电所,两回10KV电源一回架空引自其所属沁新煤焦公司的35 KV变电所,架空导线LGJ-150,送电距离3km;另一回架空引自沁新煤焦公司所属自备电厂,架空导线LGJ-120,送电距离0.53km。沁新煤焦公司35KV变电所安装有两台8000 KVA变压器,两回35KV电源引自李元35KV变电所不同母线段,李元35KV变电所电源分别引自太岳110/35KV变电站及郭道110/35KV变电站;沁新煤焦

18、公司所属自备电厂安装有一台6300KVA变压器。图1-1 交通位置图1.2 井田地质特征1.2.1 地质构造一、地层井田位于沁水煤田的西部边缘,霍山隆起的东侧。井田内地层出露较好,区内出露的地层由老到新依次有上石盒子组下段、中段,第四系中、上更新统及全新统地层以不整合零星覆盖于各不同时代的地层之上。现结合井田及地层综合柱状图(见图1-2)揭露资料,对井田内的地层自下而上分述如下:1. 奥陶系(O)奥陶系中统峰峰组(O2f)为煤系地层的沉积基底,主要为深灰色石灰岩、泥灰岩及泥质白云岩,下部夹似层状石膏,上部方解石细脉发育,具铁质浸染现象,厚度约150m。2. 石炭系(C)(1)中石炭统本溪组(C

19、2b)与下伏峰峰组呈平行不整合接触,厚度12.2325.70m, 平均19.19m,以灰、灰白色铝质泥岩、灰黑色泥岩、砂质泥岩为主夹石灰岩及薄煤层,底部多为以结核状黄铁矿为主的铁铝质岩。本组含植物化石鳞木、芦木及动物化石蜓科。(2)上石灰炭统太原组(C3t)为主要含煤地层之一,与下伏本溪组呈整合接触,厚度101.79119.10m,平均111.51m。由泥岩、粉砂岩、砂岩及石灰岩和煤层组成。按岩性组合可将本组分三段,详见本节含煤地层部分。3. 二叠系(P)(1)下统山西组(P1s)为主要含煤地层之一,与下伏太原组呈整合接触,厚38.8052.43m,平均41.60m。由砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层

20、组成。(2)下统下石盒子组(P1x)与下伏山西组整合接触,厚度114.43122.55m,平均117.10m,根据岩性组合特征,可分为上、下两段:下段(P1x1):厚度38.4050.26m,平均44.62m,深灰色、灰色泥岩、 粉砂岩夹浅灰色细粒砂岩,下部夹极不稳定的薄煤层,底部K8为浅灰色中细粒砂岩,层面富含炭屑及白云母片,具交错层理,局部相变为粉砂岩。上段(P1x2):厚度42.7975.53m,平均57.08m,以浅灰色、灰绿色、 紫红色泥岩为主夹黄绿色中细粒砂岩,底部K9为灰绿色中细粒砂岩,顶部常为紫红、灰绿色含大量菱铁质鲕粒的铝质泥岩,俗称“桃花泥岩”,是确定上石盒子组底界K10砂

21、岩良好的辅助标志。(3)上统上石盒子组(P2s)与下伏下石盒子整合接触,厚度505m左右,根据其岩性组合特征可分为上、中、下三段:下段(P2s1):平均厚度212.41m,浅灰、黄绿色、紫红色泥岩、粉砂岩、 夹灰白、灰绿色中细粒砂岩。底部K10为灰白色、黄绿色中细粒砂岩,大型交错层理发育。中段(P2s2):井田内本段地层主要分布于井田南部和西部出露,厚度约150m。底部 K12为灰、灰白色中粗粒砂岩,含云母片,具大型交错层理,局部含细砾;下部为紫红色、黄绿色泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩,上部为黄绿色细粒砂岩与黄绿色、紫红色泥岩互层。4. 第四系(Q)(1)中更新统(Q2)厚度010m,为红黄色、棕

22、红色亚粘土、亚砂土夹古土壤及钙质结核,底部夹砂砾透镜体。(2)上更新统(Q3)厚度07m,为浅黄色亚砂土,结构疏松,具垂直节理, 顶部偶夹褐色古土壤,含零星钙质结核。(3)全新统(Q4)厚度05m,上部为浅黄色砂土、亚砂土;下部为浅黄色、浅灰色分选磨圆均较差的砂砾层。二、含煤地层本井田含煤地层为石炭系中统本溪组、上统太原组和二叠系下统山西组、下石盒子组,其中太原组和山西组为主要含煤地层,本溪组和下石盒子所含煤层为极不稳定的薄煤层,无开采价值。现只将太原组、山西组地层分述如下:1. 石炭系上统太原组(C3t)(1)下段(C3t1)K1砂岩底至K2石灰岩底,厚度35.8747.67m,平均41.0

23、0m 。由泥岩、粉砂岩、铝质泥岩、中细粒砂岩、石灰岩及煤层组成。K1砂岩为灰白色中细粒石英砂岩,交错层理、脉状层理发育,K1砂岩顶至11号煤层底由黑灰色粉砂岩、黑色炭质泥岩、浅灰色铝质泥岩、泥灰岩及不稳定的薄煤层组成,含丰富的黄铁矿结核及少量的动植物化石,主要系泻湖沉积。11号煤层系海退后于废弃泻湖上发育的泥炭沼泽沉积。11号煤层顶至10号煤层底由深灰色黑灰色泥岩、粉砂岩、23层中细粒砂岩及10下号薄煤层组成,含大量不完整的植物化石,系三角洲平原及前缘沉积。9+10 号煤层系废弃的下三角洲平原上发育的盆控型泥炭沼泽沉积。(2) 中段(C3t2)K2石灰岩底至K4石灰岩顶,厚度24.5232.4

24、1m,平均28.16m。由石灰岩(K2、K3、K4)、泥岩、细粒砂岩和煤层(7号、8号)组成。三层石灰岩灰至灰黑色,含蜓类化石,系开阔台地沉积,K2石灰岩与K3石灰岩间,以砂岩为主,多为细粒状,波状、脉状层理发育,层面含植物碎屑化石,系前三角洲及三角洲前缘沉积,顶部为7 号煤层,系三角洲平原上泥炭沼泽沉积。(3)上段(C3t3)K4石灰岩顶至K7砂岩底,厚度29.6138.45m,平均32.00m 。由泥岩、粉砂岩、砂岩、煤及泥灰岩组成。K4石灰岩顶至6号煤底,主要由灰黑色泥岩组成,含丰富的植物化石,含少量黄铁矿结核,系三角洲平原沉积。6 号煤层为三角洲洪泛平原上发育的泥炭沼泽沉积。6号煤层顶

25、至海相泥岩(偶为泥灰岩)底由灰黑色泥岩及不稳定的砂岩组成, 系三角洲平原沉积。海相泥岩(或泥灰岩)为黑色,含海百合、网格长身贝、舌形贝等动物化石,系泻湖、海湾沉积,其上至K7砂岩底由黑灰色泥岩、粉砂岩组成,含丰富植物化石,系三角洲平原沉积。2. 二叠系下统山西组(P1s)K7砂岩底至K8砂岩底,厚度38.8052.43m,平均41.60m。 底部K7砂岩以灰色细粒砂岩为主,局部相变为粉砂岩或中粒砂岩,波状及脉状层理发育,层面含白云母及丰富的植物化石碎屑,系三角洲前缘(席状砂)沉积。K7砂岩至3号煤层底为灰黑色泥岩、 粉砂岩及灰色细粒砂岩及不稳定薄煤层,系三角洲间湾沉积。3 号煤层为海退后废弃的

26、分流间湾上发育的泥炭沼泽沉积。3号煤层顶至2号煤层底为黑灰色泥岩,砂质泥岩、粉砂岩及浅灰色细粒砂岩,含丰富的植物化石,系浅水三角洲前缘沉积。2 号煤层系浅水三角洲前缘上发育的泥炭沼泽沉积。2号煤层顶至1号煤层底由深灰、灰黑色泥岩、粉砂岩夹浅灰色中、细粒砂岩及薄煤层组成,含丰富的植物化石,系三角洲平原沉积。1 号煤层系洪泛平原上发育的泥炭沼泽沉积。1号煤层顶至K8砂岩底,由深灰色、灰黑色泥岩、粉砂岩、浅灰色中粒砂岩及薄煤层组成。系三角洲平原沉积。本组含植物化石多脉带羊齿。图2-2 地层综合柱状图三、地质构造本井田地处沁水煤田西缘,霍山隆起以东,总体构造形态为一走向北东,倾向南东的单斜构造,并伴有

27、两对走向北北东的背向斜构造。地层倾角变化不大,一般在7 左右,构造形态符合区域构造特点。区内断层不发育。在西部井田内井下揭露大小不等的7个陷落柱,在地表发育有一个陷落柱,区内无岩浆岩活动,综述本区构造应属简单类。1.2.2 水文地质特征一、区域含水层1奥陶系石灰岩溶裂隙含水层区域西部广泛出露且为地下水补给区,本含水层含水丰富,水质好,为区域主要含水层。2上石炭统石灰岩溶裂隙含水层组主要为太原组三层石灰岩含水层,其含水性随埋藏深度和所处构造位置不同而变化,为区域主要含水层之一。3二叠系砂岩裂隙含水层区域内广泛出露,多见有小泉水出露,具有一定含水性,但一般富水性较弱。4第四系冲积洪积含水层多分布于

28、较大沟谷及两侧一级阶地,大多含水性较好,为村镇工农业用水的重要水源之一。二、区域隔水层隔水层有本溪组铝土质泥岩或铝土岩,2号煤层底板至K2灰岩之间的粉砂岩、泥岩等;山西组顶界以上泥岩、粉砂岩等组成。三、地下水的补给、径流、排泄1岩溶地下水的补给主要是西部裸露区,接受大气降水和地表水流补给,其它上部砂岩含水层,通过地质构造越流补给,向南或北径流,于大泉处排泄。2砂岩地下水的补给,在裸露地带接受大气降水补给,或接受风化基岩带裂隙水的补给,经短距离径流,在地形切割地段以泉的形式排泄或补给其它含水层。3冲洪含水层的补给主要是大气降水补给或矿坑排水,一般向河流的下游径流排泄。四、充水因素分析综合本区各主

29、要含水层与主要开采煤层的关系,初步认定对矿井开采有一定影响的含水层为1号煤层之上的K8、K9砂岩含水层,以顶板中细粒砂岩裂隙充水为主,其次为在开采过程中,产生的塌隙带,在局部地段接受上部砂岩及风化裂隙水的充水补给。但K9、K8砂岩含水层属较弱裂隙含水层,故对矿井充水不会造成太大的影响。五、矿井涌水量预算开采2号煤层主要充水水源为顶板砂岩裂隙水,根据本矿及邻近生产矿井调查,矿井涌水以顶板淋水为主,并在局部以裂隙缝出水,矿井正常涌水量180 m3/d,最大涌水量260 m3/d,矿井水经过排水沟流到水仓。排水量计算方法为泵量乘以排水时间。矿井涌水量的变化规律是水量的增大与开采面积增大不明显,与深度

30、、产量无关系;与降雨量有关系的是在西北部井口附近的沟谷由于风化裂隙以及开采塌陷裂隙,使得矿井涌水量在雨季有所增大。1.3 煤层特征1.3.1 含煤性井田主要含煤地层为上石炭统太原组和下二叠统山西组。中石炭统本溪组和下二叠统下石盒子组亦含有数层薄煤层,其厚度小、稳定性差,变化大,均无开采价值。现将主要含煤地层山西组和太原组的含煤性叙述如下: 山西组:本组地层厚度38.8052.43m,平均41.60m,含煤46层, 自上而下编号的有1号、2号、2下号、3号煤层,煤层总厚度2.073.97m,平均2.63m,含煤系数6.92(19号孔)。本组所含稳定可采煤层为2号煤层,可采煤层平均厚度1.45m。

31、1号、3号煤层仅个别点(孤点)达可采厚度,无开采价值。太原组:本组地层厚度101.79119.10m,平均111.51m,含煤57层。自上而下编号有6号、7号、8号、9+10号、10下号、11号煤层,其中稳定可采煤层有两层为9+10号、11号煤层。该组地层含煤厚度6.808.46m,平均6.75m,含煤系数6.01%。1.3.2 可采煤层区内主要煤层是山西组的2号和太原组的9+10号、11号煤层,批准本矿开采2号煤层,现将各主要可采煤层分述如下:1号煤层:位于山西组上部,上距K8砂岩2.5015.96m,平均8.07m,煤层厚度0.450.90m,平均0.70m。在中部边界附近的20号孔,煤层

32、厚度为0.45m,在原井田中部李元钻孔煤层厚0.75m,井田西部的19号孔,煤层结构0.90m。该煤层结构简单,煤层顶底板主要为泥岩、粉砂岩,局部为细粒砂岩。属局部可采煤层。2号煤层:位于山西组中部,上距1号煤层15.7227.20m,平均20.45m,煤层厚度2.503.50m,平均3.00m。1号、2号煤层间距西部较小(19号孔)为16.7m,煤层厚度西部为2.60m,向东部、向南部逐渐变厚,为3.40m。变化规律西薄东厚,变化不大,煤层结构简单。煤层顶底板为泥岩、砂岩或粉砂岩。该煤层全区可采,厚度变化不大,因此,属稳定可采煤层。9+10号煤层:位于太原组下段顶部,上距2号煤层平均82m。

33、区西部19号孔煤层厚度3.40m,区北部402号孔煤层厚度4.12m,区中南部20号孔煤层厚度2.16m,该煤层在井田东南部、中部夹矸变薄,夹矸厚度小于0.70m,向西北部增厚,到402号钻孔时达2.42m,属稳定可采煤层。11号煤层:位于太原组下段中部,上距9+10号煤层平均间距23m,区西南部20号孔煤层厚度2.40m,区北部402号孔煤层厚度1.65m,区西部19号钻孔1.82m。煤层由西向东逐渐加厚,煤层顶、底板多为泥岩,含1-2层夹矸,属稳定可采煤层。可采煤层特征见表1-1。1.3.3 煤质一、物理性质及煤岩特征1物理性质:2号煤层:黑色,强玻璃光泽,断口具参差状,内生裂隙发育,条带

34、状结构。9+10号、11号煤层:黑色,强玻璃光泽到金刚光泽,内生裂隙较发育,硬度较大,条带状结构。2煤岩特征:(1)宏观煤岩特征:宏观煤岩组分以亮煤为主,暗煤次之,夹少量镜煤和丝炭,条带状结构,属半光亮型煤。(2) 显微煤岩特征:各可采煤层显微煤岩组分:镜质组含量介于60-90%之间,平均在80%左右,主要为基质镜质体和均质镜质体。惰质组含量介于5-30%,平均在15%左右。表1-1 可采煤层特征地层煤层编号煤层厚度(m)煤层间距(m)夹石层数顶板岩性底板岩性稳定可采程度最小-最大平均最小-最大平均山西组10.45-0.900.7015.72-22.470-1粉砂岩泥岩粉砂岩泥岩局部可采22.

35、50-3.50320.4579.27-85.230-1泥岩泥岩粉砂岩稳定可采太原组9+102.16-4.123.2382.3322.05-24.061石灰岩粉砂岩泥岩稳定可采111.65-2.401.9823.051-2泥岩泥岩稳定可采多为半丝质体、粗粒体、碎屑体。无机组分含量除11号煤层平均在20%左右外,其余煤层均在10%左右,主要以粘土为主,呈分散状和充填状。3煤的变质程度:各煤层镜煤最大反射率一般平均在1.70%左右,其变质程度属变化阶段。二、煤的化学性质1水分原煤空气干燥基水分含量:2号煤层介于0.50-0.52%,平均0.51%,9+10号煤层介于0.74-2.04%,平均1.39

36、%。11号煤层介于0.52-1.18%。平均0.85%。浮煤空气干燥基水分含量:2号煤层介于0.53-1.24%,平均0.89%,9+10号煤层介于0.64-1.28%,平均0.96%。11号煤层介于0.57-1.04%。平均0.81%。2灰分2号煤层:原煤干基灰分5.1331.92%,平均18.53%,浮煤空气干基灰分4.79-5.01%,平均为4.90%。属特低灰煤。9+10号煤层:原煤干基灰分18.45-25.23%,平均21.84%,浮煤干基灰分7.53-10.45%,平均为8.99%,属低灰煤。11号煤层:原煤灰分平均为26.51%,属中灰煤,浮煤干基灰分9.33-9.96%,平均为

37、9.65%。3挥发分2号煤层浮煤干煤无灰基挥发分15.11-17.19% ,平均16.15%。9+10煤层浮煤干煤无灰基挥发分15.00-15.21% ,平均15.11%。11号煤层浮煤干煤无灰基挥发分14.73-15.46% ,平均15.70%。均属低挥发分煤。4硫分2号煤层原煤干基全硫含量0.23-0.39%,平均0.31%,浮煤全硫0.44-0.52%,平均0.48%,属特低低硫煤。9+10号煤层原煤干基全硫含量2.88-4.26%,平均3.57%,浮煤全硫1.49-1.99%,平均1.74%。属高硫煤。11号煤层原煤干基全硫含量0.46-0.62%,属特低硫低硫煤,浮煤全硫0.62-0

38、.74%,平均0.68%。5发热量2号煤层干基弹筒发热量(Qb.d)24.04-34.72MJ/kg。平均29.38MJ/kg。9+10号煤层干基弹筒发热量(Qb.d)26.36-28.71MJ/kg。平均27.54MJ/kg。11号煤层干基弹筒发热量(Qb.d)为25.60MJ/kg。6煤的粘结性2号煤层粘结指数为78.7。属强粘结煤。9+10号煤层粘结指数为8.9,属弱粘结煤。11号煤层粘结指数为 0.8-11.5,属不粘结弱粘结煤。7有害元素磷:2号煤层原煤干基磷平均0.011%,属低磷分煤,9+10号煤层,磷平均0.004%,属特低磷煤,11号煤层磷平均0.078%,属中磷分煤。氯:各

39、煤层中氯含量在0.010-0.030%。氟:各煤层中氟含量在82-143.8g/t。砷:各煤层中氟含量在0.7-2.7g/t。三、煤类根据中国煤炭分类国家标准(GB575186),划分煤类。2号煤层浮煤挥发分15.11-17.19%,粘结指数78.7,属焦煤类。9+10号煤层浮煤挥发分15.00-15.21%,粘结指数8.9,属贫瘦煤。11号煤层浮煤挥发分14.73-15.46%,粘结指数0.8-11.5,属贫瘦煤和贫煤。 四、煤质特征及工业用途2号煤层属特低灰、特低低硫、低磷、强粘结性的焦煤,是很好的炼焦用煤。9+10号煤层属低灰、高硫、特低磷、弱粘结性的贫瘦煤,由于硫含量高,一般做动力用煤

40、。11号煤层属中灰、特低硫低硫、中磷、弱粘结不粘结的贫瘦煤和贫煤,一般做动力用煤。可采煤层煤质特征表见表1-2。1.3.4 瓦斯、煤尘爆炸性、煤的自燃倾向性、煤和瓦斯突出一、瓦斯根据山西省安全生产监督管理局文件晋安监煤字【2007】117号“关于长治市地方国有及21万吨/年以上乡镇煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定的批复”, 新源煤矿矿井瓦斯绝对涌出量17.35m3/min,相对瓦斯涌出量为8.76 m3/t,批复为低瓦斯矿井。二、煤尘根据国家煤及煤化工产品质量监督检验中心提交的山西沁新煤焦股份有限公司新源煤矿2号煤层检验报告,2号煤层火焰长度25mm,最低岩粉用量30%,煤尘有爆炸性。三、煤的

41、自燃性根据国家煤及煤化工产品质量监督检验中心提交的山西沁新煤焦股份有限公司新源煤矿2号煤层检验报告,2号煤层吸氧量为0.94cm3/g,自燃等级级,属不易自燃煤层。表1-2 可采煤层煤质特征表项目 煤层号29+10Mad (%)原煤0.50-0.520.511.39浮煤0.53-1.240.890.64-1.280.96Ad (%)原煤5.13-31.9218.5318.45-25.2321.84浮煤4.79-5.014.907.53-10.458.99Vdaf (%)原煤浮煤15.11-17.1916.1515.00-15.2115.11St.d (%)原煤0.23-0.390.312.88

42、-4.263.57浮煤0.28-0.520.391.49-1.991.74Pd (%)原煤小于0.010.01左右Qg.daf (MJ/kg)原煤24.04-34.7229.3826.38-28.7127.54GR.I18.5-78.72.8-4.7Y (mm)7-100-9煤 类JM、SMSM、PM2 井田境界和储量2.1 井田境界及储量2.1.1 井田境界根据2006年4月4日山西省国土资源厅颁发的采矿许可证(证号:1400000620410),批准山西沁新煤焦股份有限公司新源煤矿开采2号煤层,井田范围由下列4个拐点坐标连线圈定。井田范围拐点坐标见表2-1。表2-1 井田范围拐点坐标表拐点

43、编号坐 标XY14051010.0019608130.0024051010.0019611358.0034045250.0019611358.0044045250.0019608130.00井田南北宽4.305.63km,东西宽2.823.23km,井田面积17.88km2。2.1.2 储量地质资源量1. 计算范围参与储量计算的煤层为2号单一煤层,储量计算边界以采矿许可证范围为准。2. 工业指标2号煤层为炼焦用煤,煤层倾角小于25。根据中华人民共和国地质矿产行业标准煤、泥炭地质勘探规范(DZ/TO215-2002)中储量计算的有关规定,煤层最低可采厚度0.7m,最高可采灰分40%,最高硫分3%

44、。3. 计算方法采用块段法计算工业储量。地质块段法就是根据一定的地质勘探或开采特征,将矿体划分为若干块段,在圈定的块段法范围内可用算术平均法求得每个块段的储量。煤层总储量即为各块段储量之和,每个块段内至少应有一个以上的钻孔。块段划分如图2-1所示根据煤炭工业设计规范,求得以下各储量类型的值:矿井地质资源量可由以下等式计算: (2-1)式中:矿井地质资源量,Mt;煤层平均厚度,m;煤层底面面积,m3;煤容重,t/m3。将各参数代入(2-1)式中可得表2-2,所以地质储量为:=72.128(Mt)图2-1 块段划分示意图表2-2 块段划分煤层块段倾角/()块段面积/km2煤厚/m容重/t/m3储量

45、/Mt煤层总储量/Mt储量合计/Mt2#14.98.243.01.3333.47872.12872.12825.04.223.01.3316.90236.15.423.01.3321.7482.2 矿井工业储量根据钻孔布置,在矿井地质资源量中,60%探明的,30%控制的,10%推断的。根据煤层厚度和煤质,在探明的和控制的资源量中,70%的是经济的基础储量,30%的是边际经济的基础储量,则矿井工业资源/储量由式计算。矿井工业储量可用下式计算: (2-2)式中 矿井工业资源/储量; 探明的资源量中经济的基础储量;控制的资源量中经济的基础储量;探明的资源量中边际经济的基础储量;控制的资源量中经济的基础储量;推断的资源量;可信度系数,取0.70.9。地质构造简单、煤层赋存稳定的矿井,值取0.9;地质构造复杂、煤层赋存较稳定的矿井,取0.7。该式取0.8。30.293(Mt)15.146(Mt)12.983(Mt)6.491(Mt)5.770(Mt)因此将各数代入式2-2得:70.683(Mt)2.3 矿井可采储量矿井设计资源储量按下式计算:式中矿井设计资源/储量断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建筑煤柱等永久煤柱损失量之和。按矿井工业储量的3%算。则: =70.683 - 70.683*3% = 68.563(Mt)矿井设

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