潘三煤矿3.0Mt-a新井设计--底板抽放巷在瓦斯治理中的应用与问题研究.docx

一般部分1 矿区概述及井田地质特征»11.1 矿区概述11.1.1 交通位置11.1.2 地形、地貌11.1.3 矿区气候条件11.1.4 地震21.1.5 河流及水体21.2 井田地质特征21.2.1 井田地质构造21.2.2 水文地质31.3 煤层特征51.3.1 煤层51.3.2 煤层顶、底板61.3.3 煤质61.3.4 瓦斯71.3.5 煤尘及煤的自燃82井田境界和储量92.1 井田境界92.1.1 井田边界92.2 矿井工业储量92.2.2矿井工业储量的计算及储量等级的圈定102.3 矿井可采储量113矿井工作制度、设计生产能力及服务年限153.1 矿井工作制度153.2 矿井设计生产能力及服务年限153.2.1 确定依据153.2.2 矿井设计生产能力153.2.3 矿井服务年限153.3 井型校核164井田开拓174.1 井田开拓的基本问题174.1.1 确定井筒形式、数目、位置及坐标174.1.2 工业场地的位置194.1.3 开采水平的确定及带（采）区划分194.1.4 开拓方案及其比较204.2 矿井基本巷道284.2.1 井筒284.2.3 主要开拓巷道335准备方式一带区巷道布置375.1 煤层地质特征375.1.1 带区位置375.1.2 带区煤层特征375.1.3 煤层顶底板岩石构造情况375.1.4 水文地质375.1.5 地质构造375.1.6 地表情况375.2 带区巷道布置及生产系统375.2.1 带区准备方式的确定375.2.2 带区巷道布置375.2.3 带区生产系统385.2.4 带区生产能力及采出率395.3 带区车场选型计算405.3.1 带区车场的形式405.3.2 带区车场的调车方式415.3.3 带区主要嗣室布置416采煤方法436.1 采煤工艺方式436.1.1 带区煤层特征及地质条件436.1.2 确定采煤工艺方式436.1.3 回采工作面参数446.1.4 回采工作面采煤机、刮板输送机选型446.1.5 采煤工作面支护方式466.1.6 端头支护及超前支护方式496.1.7 各工艺过程注意事项506.1.8 采煤工作面正规循环作业516.213101首采工作面回采巷道布置546.2.1 回采巷道布置方式546.2.2 回采巷道参数547井下运输617.1 概述617.1.1 井下运输设计的原始条件和数据617.1.2 运输距离和货载量617.1.3 矿井运输系统627.2 带区运输设备选择627.2.1 设备选型原则627.2.2 带区设备的选型627.2.3 带区运输能力验算647.3 大巷运输设备选择658矿井提升678.1 矿井提升概述678.2 主井提升678.2.1 箕斗678.2.2 提升机678.2.3 钢丝绳技术特征688.2.4 提升能力验算688.3 副井提升699矿井通风及安全719.1 矿井通风系统选择719.1.1 矿井基本概况719.1.2 矿井通风系统的基本要求719.1.3 矿井通风方式的选择719.1.4 矿井通风方法的选择729.1.5 带区通风系统的要求739.1.6 带区工作面通风方式的确定739.1.7 通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定749.2 带区及矿井所需风量789.2.1 回采工作面风量计算789.2.2 掘进工作面风量计算799.2.3 嗣室需风量809.2.4 其它巷道风量计算809.2.5 矿井总风量计算819.2.6 风量分酉己819.2.7 通风构筑物829.3 矿井通风阻力计算839.3.1 计算原则839.3.2 矿井最大阻力路线839.3.3 矿井通风阻力计算839.3.4 矿井总风阻和等积孔计算869.4 选择矿井通风设备869.4.1 选择主要通风机的基本原则869.4.2 通风机风压的确定879.4.3 主要通风机工况点889.4.4 主要通风机的选择及风机性能曲线899.4.5 电动机选型919.5 安全灾害的预防措施919.5.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施919.5.2 预防井下火灾的措施929.5.3 防水措施9210矿井基本技术经济指标93专题部分0概况891条带区域防突机理892穿层预抽钻孔增透措施903预裂爆破增透技术903.1 深孔控制爆破的实施903.1.1 孔径的选择903.1.2 钻孔深度913.1.3 爆破孔与控制孔间距913.1.4 爆破装药参数确定913.2 深孔预裂爆破技术的工艺流程913.2.1 布孔方式913.2.2 爆破工艺923.3 预裂爆破增透效果933.3.1 抽采瓦斯量933.3.2 预裂爆破孔影响的范围933.3.3 增透性效果944水力冲孔增透技术954.1 水力冲孔工作原理954.2 水力冲孔工艺设备及流程954.3 水力冲孔试验964.3.1 钻孔布置964.3.2 水力冲孔设备964.3.3 水力冲孔过程974.4 水利冲孔效果分析974.4.1 水力冲孔冲出煤量分析974.4.2 风流中瓦斯浓度变化984.4.3 考察孔瓦斯流量变化994.4.4 抽采半径994.4.5 水力冲孔前后瓦斯抽采流量对比分析1005底板岩巷穿层钻孔1015.1 底板抽放巷及抽放钻场布置1015.2 穿层抽放钻孔布置1015.3 提高瓦斯抽放效果的技术措施1025.3.1 实施大直径钻孔从源头上提高瓦斯抽放量1025.3.2 封孔工艺改进创新1025.3.3 集气箱的成功应用1035.3.4 钻场管理1036工作面底抽巷穿层钻孔偏斜的特征与机理1046.1 影响钻孔偏斜的地质因素1046.2 钻孔偏斜受力分析1046.3 钻孔偏斜的预防1057底抽巷“一巷两用”技术1057.1 底抽巷的布置特点1057.2 “一巷两用”技术要点1057.3 预期效果106参考文献107翻译部分英文原文105中文译文115致谢1231矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 交通位置潘三矿位于淮南市西北部，距洞山约34公里，地处淮南凤台县城北约15公里，地理座标为东经116。41'45116°48,45',北纬32°47,30"32°52,30”,东起九线与潘一矿毗邻，西至十五线与丁集勘探区相接，北界东段以Fl断层为界，西段为潘四井田南边界，南部以137煤-90Om等高线地面投影为界，东西走向长9.6km,南北倾向宽5.8km,面积54.3km?。本井田交通方便，合阜铁路在矿区南缘通过，南行IOkm可接淮河水运，每天定点班车凤台、合肥、蚌埠、南京、六安等地，市内有11、12、13、112路公交车及招手车和出租车与各井田及市区相连。（见图LDo1.L2地形、地貌1. 本区为淮河流域的泥、黑河支流域，属淮河冲积平原，地形平坦，标高+19.50+23.50左右。淮河在淮南段，一般水位标高十15米；历史最高洪水位为十25.63米（1954午7月29日田家庵水文站观测）。堤面标高+27.07m。泥河系淮河左岸的支流，发源于凤台县朱集，自西北向东南方向穿过丁集、潘三、潘一、潘二四个井田，由淮南市尹家沟入淮，全长60km,流域面积原为710km2,茨淮新河开挖以后减为606k流域内一般地面高程为+19+24m,下游为开阔洼地，高程为16m。雨季淮河水位上涨易成内涝。黑河位于井田北缘，由西北向东南流入淮河，河床宽2TO米，系人工挖掘浇灌农田季节性水渠。2. 1.3矿区气候条件本区为过渡型气候，以东南风为多，年降雨量最大1423.3mm,最小649.9mm,年均910.6mm,多集中在7、8月份；最高气温41.4C,最低气温-21.7,平均气温+15；最大冻土深度0.30m,最大降雪量0.39m。2.1. 4地震据有关资料，淮南地区地震活动强度不大，以轻度破坏和有感地震为主，1917、1931、1937、1954、1976年均有地震波及，震级在36级之间；据建筑抗震设计规程(GB50011-2001),本区地震设防烈度为7度，设计基本地震加速度值为OjOg。2.2. 5河流及水体本区为淮河冲积平原，地势平坦，地面标高1923m,西北高，东南低，平均坡降1：100OOo淮河为流经本区的主要河流，在淮南段一般水位标高为15m,最高水位可达25.93m(1954年7月21日鲁台洪水水位)，堤面标高27.07m,可以防洪患。淮河平均流量正阳关以下2000m3s°矿区内有泥河自西北向东南流入淮河，近平行地层走向横贯本矿区，河床形态上游窄，下游宽，枯水期水位为18m,最高水位可达22.40m。本矿区新生界沉积物厚度大，矿区内地表水系对矿井充水无直接影响。只与新生界松散层上部含水层组有一定的水力联系。当雨季汛期时，淮河洪水水位高于泥河水位时，青年闸及尹家沟闸关闭，泥、黑河流域内洪水无法排出，形成关门淹，可能威胁矿井安全(如1991年的大汛期)。一般丰水年内涝时间3045天,较大洪水年漫滩时间长达140天左右。2.3. 田地质特征1.2.1井田地质构造本井田为新生界松散层覆盖的全隐蔽区，井田内发育一组向西倾伏的次一级褶曲，即董岗郢次级向斜及叶集次级背斜，两者轴向大致平行，近东西向，贯穿全井田与潘集背斜轴呈15-20°夹角相交。向西倾伏，倾伏角35°。经钻探揭露井田内地层有奥陶系、石炭系、二叠系、第三、四系地层，现分述如下：(1)奥陶系中下统(0l+2)钻探揭露厚度108.88m,仅见顶部岩层，岩性为灰色、致密厚层状硅质灰岩、局部夹泥质条带。(2)石炭系上统太原组(C3)厚度123m,假整合于奥陶系地层之上。由灰深灰色灰岩，泥岩及细中砂岩组成,其中含1213层灰岩，夹510层不稳定薄煤层及炭质泥岩，该组地层化石丰富，产腕足类、珊瑚、海百合茎及蜓蝌化石。(3)二叠系(P)厚度1074.37m,整合于石炭系太原组之上。自下而上分为山西组、上石盒子组、下石盒子组和石千峰组。现叙述如下：a.山西组厚度约79rno由灰黑色泥岩、灰色粉砂岩组成，下部含煤1-3层。井田内局部煤层受岩浆岩影响变为天然焦。产植物化石，如科达、芦木、斜羽叶、丽羊齿、蕉羊齿等。b.下石盒+子组厚度131.5m左右，以灰、深灰色泥岩及细砂岩为主，夹灰白色细中粒砂岩，含煤10ll层，其中8煤较稳定，为主要可采煤层之一；47煤下的铝土质泥岩发育良好，分布较稳定，为主要标志层之一，该煤层组局部受岩浆岩侵入使部分煤层变成了天然焦，含丰富植物化石。C.上石盒子组：厚度544.5m左右，以灰深灰色泥岩、砂质泥岩为主，次为浅灰灰白、灰绿色砂岩。含煤1727层，其中可采及局部可采煤层5层，富含植物化石。d.石千峰组：井田内已揭露的最大厚度为319.37m。主要由紫红、褐红、褐黄、浅灰深灰、灰绿等杂色砂质泥岩，花斑状砂质泥岩、含砾中粗砂岩、泥质砂岩等组成，分选及磨园度均较差，中上部有较单一的石英砂岩薄层，层理不清，该组不含煤，下部偶见炭质泥岩。（4）新生界（KZ）该区新生界地层与下伏古生界地层呈不整合接触，厚度为186.54483.55m,平均厚度为378.93m可分为上第三系和第四系两部分。上第三系（N）a.上第三系中新统下段（Nl1）厚O99.05m,平均57.65m,岩性以含泥砂砾层为主，砾石为石英岩、石英砂岩、岩浆岩、偶见灰岩砾，局部夹有少量砂质粘土。结构疏松。属残坡积相沉积，与下伏地层呈不整合接触。b.上第三系中新统上段（N21）厚0101.05m,平均厚66.75m,以浅灰绿夹棕黄色粘土为主，间夹粉、细砂13层，局部砂层较厚，但其砂层含泥质较高。属河湖相沉积全区分布稳定，只在南部十二线以南部分钻孔缺失。c.上第三系上新统（N2）厚67.68190.40m,平均133.04m,岩性以浅灰绿色中砂为主。其次为细砂及粗砂，局部夹由钙质胶结成砂岩盘，质坚硬。结构疏松松散。夹砂质粘土或粘土35层,局部粘土层较厚。属河湖相沉积全区分布稳定。断层：（I）Fi逆断层：走向NWW,倾向SW,倾角40-60°,落差4085m,延展长度4.5km.（2）F2正断层：断层走向EW,倾向S,倾角40-65°,落差1530m,延展长度4.Okm.1.2.2水文地质矿内主要含水层为新生界松散层孔隙含水层组、煤系砂岩裂隙含水层组及石灰岩岩溶裂隙含水层组三部分组成。现由新至老分述如下：新生界第四、第三系松散层沉积厚度为186.54水（三）3孔483.55m（十四十五5孔），平均厚度为378.93m。总体由东南向西北增厚，工广附近古地形隆起处最薄。按地层对比和岩相组合特征分为四个含水层组和三个隔水层组，其主要特征如下：（1）第四系含、隔水层（组）a.上部含水层（组）（原上部含水组上段）底板埋深19.8534.98m,含水砂层厚L4530.05m,平均厚11.64m。自地表5IOm以下，以灰黄色、褐色，粉、细砂及粘土质砂为主，夹薄层砂质粘土。砂层颗粒较细,呈疏松状，属潜水弱承压水，受大气降水及地表水体渗入补给，富水性较弱，水质属HCO3-CaMg型。b.中部隔水层（组）（原上部含水组的夹层）底板埋深47.1765.51m,隔水层厚2.3240.90m,平均厚度19.14m,以棕黄、灰黄夹灰绿色砂质粘土为主夹04层砂，顶部富含砂福块和铁镒质结核，粘土分布稳定，可塑性强，隔水性较好。c.下部含水层（组）（原上部含水组的下段）底板埋深101.35132.45m,含水层厚度25.8571.20m,平均厚度51.41m,以下以浅灰及灰黄色中、细砂为主，局部为含砾中粗砂，砂层占该段厚的84%。成份以石英为主，多含白云母片及黑色矿物，呈松散状。据水（三）2和十上含-2两孔抽水试验资料：水位标高为16.4020.18m,q=0.4761.5881/sm,k=3.6563.896md,水质为HCO3-CaMgNaHCOsCI-Na,矿化度0.370L023gl,水温1619.5C,水量充沛，水质良好，为生活饮用水主要水源。d.底部弱隔水层（组）（原上部弱隔水层）底板埋深107.40135.34m,隔水层厚度0.5515.35m,平均厚度2.81m,岩性为灰黄色，灰绿色及棕黄色砂质粘土或粘土，局部含砂层，厚度薄分布比较稳定，在不破坏水力均衡条件下，具有一定的隔水作用。（2）上第三系含、隔水层（组）a.中部（上新统）含水层（组）（原中部含水组）底板埋深207.95310.75m,含水层厚度23.50158.40m,平均厚度104.56m,砂层占组厚74%,以浅灰绿色中砂为主，次为细砂及粗砂，局部夹由钙质胶结成岩的坚硬“砂岩盘”数层，其间夹粘土及砂质粘土017层，厚度061.06m0据水（三）3孔混合抽水试验资料：水位标高为20.51m,q=O.2691/sm,由于未完全揭露该含水层组，故水量较小，此水量不能代表该含水层的水量，仅供参考，估计可能水量较大，水温18C,矿化度1.76gl,水质属Cl-Na类型。本组在十二线南部附近隆起部位变薄，并直接覆盖在基岩上。b.中部（中新统上部）隔水层（组）（原中部隔水组）底板埋深289.30-392.65m,隔水层厚度O91.95m,平均厚度52.28m,本组全区分布稳定，仅在古地形隆起处变薄或缺失，岩性以浅灰绿夹棕黄色粘土及砂质粘土为主，致密、粘韧、具膨胀性。其间夹分布不稳定的砂，砂砾层08层，累厚O39.50m,占组厚24%左右，据邻近矿井水34孔抽水试验资料：水位标高为22.47m,q=0.001811/sm,富水性弱，水温24C,矿化度2.476gl,水质属CFNa类型，该组隔水性较好。c.下部（中新统下部）含水层（组）（原下部含水组）该含水层组厚099.05m,平均厚57.65m,其中砂和砂砾层厚085.80m,平均厚37.93m。直接覆盖于煤系地层之上，由东南往西北，沿基岩低凹面分布。向南北两侧延展变薄，且在古地形隆起处尖灭。岩性以含泥砂砾层为主，其次粉细砂，砾石为石英岩、石英砂岩及岩浆岩，偶见灰岩砾石，砾径在520mm左右，结构疏松。据检水43及十下1+2-2等5孔抽水试验资料：水位标高-9.4925.18m,q=0.414-1.01231/s-m,k=l.1803.288md,矿化度2.3862.605gL水温2628.5C,水质均为ClNa类型，说明补给水源贫泛，以储存量为主。由于受开采影响，现已在矿井内形成降落漏斗，目前水位邻近潘一矿的东四采区已下降到标高为TOm左右，十一线以西也下降到标高为-7m。(3)矿井涌水量：本次矿井涌水量预计水量为413T煤层间煤系砂岩裂隙水，1煤底板水不考虑在内。由于砂岩含水层富水性弱，水源补给贫泛，易于疏干，但新生界下含水通过砂岩露头缓慢补给，故砂岩含水层具有一定的补给量，补给量的多少，取决于砂岩露头与下部含水层的接触面积及砂岩裂隙含水层的导水性。从淮南各生产矿井排水资料分析；矿井投产初期量较大，当开拓面积达到一定数值后，水量趋于稳定状态，矿井涌水量不再增加。再随开采面积增大和开采水平延深而增加或增加很少。潘集矿区各矿井出水特征亦如此，所以潘三矿开采413T煤-73Om水平时矿井正常涌水量为350nh,最大涌水量为600r7h;开采413T煤-90Om水平时矿井正常涌水量为405m3h;最大涌水量为688h考虑较合适。1. 3煤层特征2. 3.1煤层本区含煤地层中石炭系上统太原组薄煤层不稳定，不具备可采济价值，历次勘探均不作为勘探对象，本次报告也不作为研究对象。二迭系山西组、上、下石盒子组含煤地层总厚755米，含定名煤层32层，煤层平均总厚度33.74米，含煤系数4.5%。分七个含煤段，含煤性见表1.1。表Ll各煤层段含煤情况表系统组含煤段煤段厚度(m)含煤层数煤层平均总厚(m)含煤系数(%)二迭系上统上石盒子组七155.00422-251.441.00六102418-211.551.50五71.54T6:T72.673.70四106_5_12-155.455.10三11032.482.30下统下石盒子二131.5104-915.5311.80山西组797T三34.535.70合计755322533.744.50各可采煤层分述如下:13T煤层：位于第四含煤段中下部，为全区可采的稳定煤层。厚度l386.83m,平均3.75m,为全区可采煤层。结构较简单，一般有12层夹砰，个别有3层夹砰，位于煤层顶部或底部，其岩性为炭质泥岩及泥岩。煤层顶板为粉细砂岩及泥岩，底板为砂质泥岩与泥岩。11-2煤层：位于第三含煤段中上部，冲刷区以外为全区基本可采的较稳定煤层。厚度0-10.55m,平均1.89m。在十东线至H一十二线有一片呈NE-SW方向展布的冲刷区，该冲刷区范围集中，分布有规律。以冲刷区为界，东部为较稳定煤层，西部为稳定煤层。结构简单，偶含13层夹肝，岩性为炭质泥岩。煤层顶板为砂质泥岩及细中砂岩，底板为砂质泥岩与泥岩。8煤层：位于第二含煤段上部，为全区可采的较稳定煤层。厚度1.1012.07m,平均第6页3.25m。仅在十五9孔见岩浆岩侵入，煤层吞薄，变质为天然焦，为基本全区可采煤层。结构较简单，一般具一层夹砰，个别点为23层夹肝，岩性为炭质泥岩及泥岩。煤层顶板为砂质泥岩及细中砂岩，底板为泥岩及砂质泥岩。5-2煤层：位于第二含煤段中部，为全区可采的较稳定煤层。厚度0.005.09m,平均2.55m,九线-65Om以下有小范围不可采区。十四十五线以西-80Om附近，小范围受岩浆岩影响。结构较简单，部分点含1层夹砰，少数点含23层夹砰，岩性为炭质泥岩。煤层顶板为砂质泥岩及粉细砂岩，少量细中砂岩，底板为砂质泥岩及泥岩。1.3.2煤层顶、底板13-1号煤层：直接顶板裂隙较发育，岩层分层厚度小且变化大，强度指数一般约2540,拟属I类不稳定顶板或II类中等稳定顶板。老顶砂岩有两种：一种直覆于13-1煤层之上，另一种则与直接顶呈冲刷接触。直覆老顶岩性为细中粒石英砂岩。伪底一般为炭质泥岩或泥岩。11-2号煤层：伪顶岩性为炭质泥岩和泥岩，局部为粉砂岩，直接顶结构复杂，主要构成有二种：直接顶板由单一泥岩，砂质泥岩或薄层粉砂岩及少量薄层细砂岩组成，直接底为泥岩、砂质泥岩或粉砂岩。8号煤层：伪顶为炭质泥岩或泥岩，直接顶为泥岩或砂质泥岩，老顶一般为中细粒长石石英砂岩，伪底仅局部地段发育，岩性为泥岩。直接底泥岩或砂质泥岩，局部粉砂岩。5-2号煤层：伪顶岩性为炭质泥岩或泥岩，直接顶由炭质泥岩、薄煤层、泥岩、砂质泥岩或粉砂岩、薄层细砂岩组合成复合顶板，老顶岩性为粉砂岩、细砂岩、少量中粒砂岩。1.3.3煤质本区各主要可采煤层为黑色，沥青弱玻璃玻璃光泽，条带状结构，内生裂隙比较发育，断口一般为不平整状，局部为贝壳状，裂隙中充填黄铁矿及方解石等物质。其宏观煤岩成分为：11-2煤层及其以上各煤层以暗煤为主，夹少量亮煤和镜煤条带；11-2煤层以下各煤层以亮煤和暗煤为主，夹镜质条带。其宏观煤岩类型为暗淡型，暗淡半亮型和半暗半亮型三种，详见表1.2。表1.2各煤层物理性质表煤层颜色构造光泽煤岩组分煤岩类型17-1黑色粉末状和鳞片状暗淡光泽，少量玻璃以暗煤为主，少暗淡型16-2黑色粉末状暗淡光泽以暗煤为主，少暗淡型16-1黑色粉末状和鳞片状暗淡光泽以暗煤为主，少暗淡型13-1黑色粉末状和块状为主，部分鳞片状玻璃光泽为主，部分暗淡光泽以暗煤为主，夹亮煤和镜煤条暗淡半翘11-2黑色粉末状和块状为主，部分鳞片状沥青光泽、油脂光泽、丝绢光泽以暗煤为主，夹亮煤和镜煤条暗淡半辉8黑色粉末状和块状玻璃光泽为主，部分暗淡光泽以亮煤和暗煤为主，夹镜煤条半暗半飘7-1黑色粉末状为主，块状和粒状次之油脂光泽，沥青光泽以亮煤和暗煤为主，夹镜煤条半暗半翘6-1黑色粉末状和块状为主油脂光泽，土状光泽以亮煤和暗煤为主，夹镜煤条半暗半蟀5-2黑色粉末状和块状为主，少量粒状油脂光泽，玻璃光泽以亮煤和暗煤为主，夹镜煤条半暗半翘4-2黑色粉末状为主，少量油脂光泽，沥青光泽以暗煤为主，亮半暗半4-1黑色粉末状为主，少量油脂光泽，暗淡光泽以暗煤为主，亮半暗半1黑色钢灰色粉末状和块状油脂光泽，丝绢光泽，金刚光泽以亮煤和暗煤为主，夹镜煤条半暗半表1.3煤层视密度一览表煤层号名称17-116-216-113-111-287-1容重1.391.401.461.381.381.391.39煤层名称6-15-24-24-111天然焦容重1.351.361.371.371.391.551.3.4瓦斯本次利用各可采煤层合格瓦斯样点212个，瓦斯含量小于5的点有153个，大于5的点59个，高点与低点相间分布，规律性不强，但董岗郢向斜轴附近瓦斯含量一般较高，在向斜轴南翼也有分布有少量高点。这是因为煤层瓦斯含量的分布主要受地质构造、煤层埋藏深度（即距基岩面深度）以及煤层顶板盖层所控制。向斜轴部围岩压力大，瓦斯不易散出，向斜轴南翼煤层埋藏较深，地层平缓，上覆基岩厚度大，无大断层发育，瓦斯缺少运移通道，因此瓦斯含量也较高。表1.4<97报告中主要可采煤层瓦斯平均含量表煤层13-111-284-1平均值瓦斯含量(m3t燃)5.294.215.831.38标高(m)-615.59-694.25-708.14-714.12最大值孑L号十五东9十四西5十二东7十"1-3标r(m)-781.68-672.71-856.82-885.83距基岩界面深度(m)362.70244.83489.00539.98瓦斯含量(t燃)12.7810.7512.769.03瓦斯成分(%)92.2088.7090.1182.16表1.5主要可采煤层瓦斯平均含量表煤层基岩盖层平均厚度(m)名斯成分()瓦斯含量(m3/。CH4+C2HCO2N2CH4CO213-128.03-540.820-94.520.00-27.711.19-95.160-13.400.02-1.66282.54(52)58.52(52)6.69(52)34.45(52)4.31(52)0.48(52)11-2104.17-520.320.00-97.250.00-31.942.96-97.880.00-10.750.00-1.03335.55(39)60.02(39)6.15(39)34.57(38)3.71(39)0.31(39)834.60-710.870-96.480.55-29.570.52-90.260-15.070.08-1.40400.39(37)56.80(37)8.08(37)34.82(37)4.59(37)0.46(37)4-1113.95-759.700.99-96.480.83-51.482.41-95.530.04-9.030.04-2.83450.03(32)37.57(32)13.34(32)50.72(31)2.47(32)0.61(30)1211.78-802.520.00-75.104.15-20.9014.97-95.80.00-4.070.09-0.99499.97(10)32.36(10)11.69(10)55.90(10)1.78(10)0.40(10)从表中可以看出，137、11-2、8号煤均为高瓦斯煤层。1.3.5煤尘及煤的自燃本区各可采煤层均具有爆炸危险性，着火温度法鉴定各煤层自燃倾向性为：137煤层为不自燃易自燃，11-2、8、7-k6T、1煤为不自燃不易自燃，4T煤层不自燃很易自燃，5-2、4-2煤层为不自燃。2.1井田境界3. 1.1井田边界潘三矿东起九线与潘一矿毗邻，西至十五线与丁集勘探区相接，北界东段以Fl断层为界，西段为潘四井田南边界，南部以13-1煤-900m等高线地面投影为界，东西走向长11.1km,南北倾向宽6.7km,面积64.19kA由于本矿井的煤层倾角为煤层倾角为3。10°平均倾角为T,属于缓倾斜煤层，除去井田内有一大的断层影响，煤层赋存基本稳定。2.2矿井工业储量1. 2.1井田勘探类型、钻孔及勘探情况（1）普查阶段的勘探工作1964年以前施工的钻孔，参加验收的可采见煤点54层，煤芯长度采取率260%的38层，60%的16层，合格率70%。1965年至1988年施工的钻孔，参加验收的可采见煤点165层，煤芯长度采取率275%的144层，7460%的6层，60%的15层，合格率为91%。1989年至1991年施工的钻孔，参加验收的可采见煤点27层，煤芯长度采取率290%的21层，8975%的5层，75%的1层，合格率96%,煤芯重量采取率275%的21层，7460%的6层，合格率100%。1992年至1998年施工的钻孔，采取煤芯的可采见煤点135层，长度采取率290%的43层，8975%的40层，75%的52层，长度采取合格率为61%。2000年至2008年施工的钻孔，采取煤芯的可采见煤点147层，煤芯长度采取率290%的84层，8975%的45层，75%的18层，长度采取合格率为88%。（2）精查补充勘探工作a.本井田1992年提交的安徽省淮南煤田潘三矿勘探（精查补充）地质报告以下简称“精补报告”）利用钻孔175个（工程量130926.IOm）,测井孔166个（24238m）,地震物理点12441个，测线长648.99km,是综合了历次勘探成果资料（含1992年以前二维地震勘探资料）的综合报告，在原750150Om基本线距的基础上，重点对一水平和首采区加密到线距350500m进行控制（稳定煤层线距750m）,基本控制了煤层变化和构造形态，能满足矿井设计的需要。2. 查出大小断层34条，主要断层及井田边界断层形迹基本查明。根据钻孔实见岩浆岩资料，初步了解井田内岩浆岩的岩性、分布范围、侵入方式和对煤层煤质的影响。c.精补报告详细划分了二迭系含煤地层的七个含煤段，描述了煤层的主要特征，阐述了煤层分布规律和稳定类型。煤组及主要煤层对比可靠，次要煤层对比基本可靠。d.参与报告中储量计算的12层煤共有采样点181个，各煤层采样控制密度为0231.10点/kn?。；13T煤以下各煤层煤质特征基本查明，圈出了煤类的分布范围，符合一般规律。3. 了解主要可采煤层瓦斯含量及分布特点，收集了井田内生产矿井部分瓦斯涌出量资料，指出了第一水平存在10mLg燃的点，提出了矿井建设和生产中主要做好预防工作的建议，对煤的自燃倾向等级和煤尘爆炸性也提出了初步评价意见。f.对井田内煤层顶、底特征，地温异常分布、矿井水文地质条件进行了初步阐述，用比拟法和水动力学法预计了矿坑涌水量和太灰底板岩溶裂隙的水量，满足了矿井建设的设计需要。4. 2.2矿井工业储量的计算及储量等级的圈定潘三矿矿井面积大，煤层较厚，可采煤层131#平均厚度为3.75m,井田内有落差50多米的大断层贯穿其中，煤层倾角平均a=7。，大部分标高位于+900+400m之间，煤层平均容重1.38tm3o矿井地质资源量：将整个矿区划分为5个区域，根据公式(2.1)计算出分区的资源量，最终计算出整个矿井的资源量，区域划分如图2.1示。Zz=S×M×!cosa(2.1)式中：ZZ一一工业储量，万匕S井田面积，km2；M煤层平均厚度，3.75m；/煤的平均容重，1.38tm3;«煤层平均倾角；图2.1区域划分矿井工业储量:Z4=9.08×3.75×1.38/cos9.4o=4758.53万，ZB=8.39×3.75×1.38/cos10°=4388.79万fZC=9.53×3.75×1.38Zcos4.5o=4947.03万/Zd=18.18×3.75×1.38cos50=9444.09万，ZE=19.01×3.75×1.38/cos6°=9891.86万，Z2=Za+Zb+Zc+Zd+Ze=33430.3万t根据钻孔布置，在矿井地质资源中，60%是探明的，30%是控制的，10%是推断的。根据煤层厚度和煤质，在探明的资源量中，70%的是经济的基础储量，30%的是边际经济的基础储量，如表2.1示，则矿井工业储量有式（2.2）计算：(2.2)Zg=Zm+Z22b÷Z?M11+Z2A/22+Z333左式中：Zg矿井工业储量；Zum探明的资源量中经济的基础储量；Z22b控制的资源量中经济的基础储量；Zzmu探明的资源量中边际经济的基础储量；Z2M22控制的资源量中边际经济的基础储量；Z333推断的资源量；k可信度系数，取0.70.9,地质构造简单、煤层赋存稳定的取0.9；地质构造复杂、煤层赋存不稳定的取0.7。表2.1地质资源分类地质资源量331332333百分比Illb2M112S11122b2M222S22333k60%7%3%17%2%1%10%Zllz,=33430.3×60%×70%=14040.7375/Z1226=33430.3×30%×70%=7020.36万，Z2wl=33430.3X60%X30%=6017.45万tZ2w22=33430.3×30%X30%=3008.73万t由于地质条件简单，k取值取0.9。KZ砌科O34)Q8tr=14040.73+7020.36+6017.45+3008.73+3008.732.3矿井可采储量= 33096万，（1）井田边界保护煤柱根据潘三矿井田实际情况，其井田边界保护煤柱宽度取40m,其中井田北部需要留防水煤柱，故不留边界保护煤柱，则用下式计算井田边界保护煤柱损失。P=HXLXmXy/cos×0.000001（2.3）式中：H井田边界煤在宽度，m；1.井田边界煤柱长度，m；m煤层厚度，m；y煤层容重，t/m3；煤层平均倾角；Pj井田边界保护煤柱损失，Mt0已知H=40m,L=22100m,/=1.38tm3,m=3.75m»a=7o,因此代入(2.3),可得：=40×22100×3.75×1.38/cos7o×0.000001=4.6(Mt)(2)断层保护煤柱井田现已查明2条断层，即FhF20Fl断层高差为2560米，故两侧各留50米煤柱;F2断层高差为1530米，故其两侧各留30m保护煤柱，则其煤柱损失可由下式求得：Pf=LXm××30/cosa×0.000001(2.4)式中：Pf煤柱损失，Mt；1.断层长度，m；m煤层厚度，m；，煤层容重，tm3<>已知