涡北煤矿1.5 mta新井设计

摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为涡北煤矿1.50 Mt/a新井设计。涡北煤矿位于安徽省亳州市境内，东有京九铁路，西有濉阜铁路，交通便利。井田走向长度约6 km，倾向长度约3.2 km，面积约17.117 km2。主采煤层为8号煤层，平均倾角为18，平均厚度为8.0 m。井田工业储量为159.69 Mt，可采储量为99.32 Mt，矿井服务年限为51 a。矿井正常涌水量为250 m3/h，最大涌水量为280 m3/h。矿井绝对瓦斯涌出量为21.33 m3/min，属于低瓦斯矿井。根据井田地质条件，提出四个技术上可行的开拓方案。方案一：立井两水平开拓上下山开采，暗斜井延深；方案二：立井两水平开拓上下山开采，立井直接延深；方案三：立井三水平开拓上山开采，立井直接延深；方案四：立井三水平开拓上山开采，暗斜井延深。通过技术经济比较，最终确定方案一为最优方案。一水平标高-650 m，二水平标高-850 m。设计首采区采用采区准备方式，工作面长度210 m，采用综采放顶煤采煤法，矿井年工作日为330 d，工作制度为“三八制”。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用矿车运输。矿井通风方式为两翼对角式。专题部分题目是浅析锚网支护沿空巷道矿压显现规律，沿空巷道有利于减少“两巷”煤柱损失量，锚网支护是这类巷道的主要支护手段。阐述了沿空巷道上覆岩层结构、围岩应力分布、围岩变形的一般规律。并通过对现场实测数据的整理分析，总结了类似条件下巷道的矿压显现规律，以指导沿空巷道的支护设计。翻译部分题目是长壁采煤法回采巷道三向交叉点的三维有限元分析。关键词：涡北煤矿；立井；暗斜井；采区布置；放顶煤采煤法；两翼对角式；沿空巷道ABSTRACTThis design can be divided into three sections: general design, monographic study and translation of an academic paper.The general design is about a 1.50 Mt/a new underground mine design of Wobei coal mine.Wobei coal mine lies in Bozhou City, Anhui province.As Jingjiu railway runs in the west of the mine field and Suifu railway runs in the east of the mine field, the traffic is convenient.Its about 6 km on the strike and 3.2 km on the dip, with the 17.117 km2 total horizontal area.The minable coal seam is 8 with an average thickness of 8.0 m and an average dip of 18.The proved reserves of this coal mine are 159.69 Mt and the minable reserves are 99.32 Mt, with a mine life of 51 a. The normal mine inflow is 250 m3/h and the maximum mine inflow is 280 m3/h. The mine gas emission rate is 21.33 m3/min which belongs to low gas mine. Based on the geological conditions of the mine, I bring forward four available projects in technology.The first is vertical shaft development with two mining levels and the extension of blind inclined shaft; the second is vertical shaft development with two mining levels and the extension of vertical shaft; the third is vertical shaft development with three mining levels and the extension of blind inclined shaft; the last is vertical shaft development with three mining levels and the extension of vertical shaft. The first project is the best comparing with other three projects in technology and economy.The first level is at -650 m.The second level is at -850 m.Designed first mining district makes use of the method of the mining district preparation.The length of working face is 210 m, which uses fully-mechanized coal caving mining method. The working system is “three-eight” which produces 330 d/a.Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, and mine car to be assistant transport. The type of mine ventilation system is two wings diagonal ventilation.The monographic study is a brief analysis of behavior law of mine pressure of gob-side entry bolting with wire mesh.Gob-side entry is propitious to reduce the loss of pillar between mining gateways.Bolting with wire mesh is the main support method for roadways like this.This paper has discussed the overlying strata structure of gob-side entry and the law of both surrounding rock stress distribution and surrounding rock deformation.By finishing and analysising the data from worksite, summarized the behavior law of mine pressure of gob-side entry with similar geological conditions to direct the support design for gob-side entry.The translated academic paper is Finite element analysis of three-way roadway junctions in longwall mining.Keywords: Guobei coal; vertical shaft; blind inclined shaft; mining district preparation; coal caving mining ; two wings diagonal ventilation; gob-side entry 第VIII页目 录一般部分1 矿区概述及井田地质特征11.1矿区概述11.1.1地理位置与交通11.1.2地形地貌11.1.3河流及水体11.1.4气候21.1.5自然地震21.1.6矿区内工农业生产、建筑材料等概况21.1.7区域电源21.2井田地质特征21.2.1地层21.2.2井田地质构造51.2.3水文地质条件61.3煤层特征71.3.1煤层71.3.2煤层顶底板91.3.3煤质及工业用途91.3.4瓦斯111.3.5煤尘121.3.6煤的自燃121.3.7地温122 井田境界和储量132.1井田境界132.1.1井田范围132.1.2开采界限132.1.3井田尺寸132.2矿井工业储量142.2.1地质资源储量142.2.2工业资源/储量152.3矿井可采储量152.3.1安全煤柱留设原则152.3.2矿井永久保护煤柱损失量162.3.3矿井可采储量173 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限193.1矿井工作制度193.2矿井设计生产能力及服务年限193.2.1确定依据193.2.2矿井设计生产能力193.2.3服务年限193.2.4井型校核204 井田开拓214.1井田开拓的基本问题214.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标214.1.2工业场地的位置224.1.3开采水平的确定224.1.4主要开拓巷道224.1.5矿井开拓延深234.1.6方案比较234.2矿井基本巷道284.2.1井筒284.2.2井底车场及硐室294.2.3主要开拓巷道305 准备方式采区巷道布置405.1煤层地质特征405.1.1采区位置405.1.2采区煤层特征405.1.3煤层顶底板岩石构造情况405.1.4水文地质405.1.5主要地质构造405.1.6地表情况405.2采区巷道布置及生产系统415.2.1采区范围及区段划分415.2.2煤柱尺寸的确定415.2.3采煤方法及首采工作面工作面长度的确定415.2.4确定采区各种巷道的尺寸、支护方式415.2.5采区巷道的联络方式415.2.6采区接替顺序425.2.7采区生产系统425.2.8采区内巷道掘进方法425.2.9采区生产能力及采出率455.3采区车场选型设计466 采煤方法476.1采煤工艺方式476.1.1采区煤层特征及地质条件476.1.2确定采煤工艺方式476.1.3回采工作面参数476.1.4回采工艺及设备486.1.5回采工作面支护方式506.1.6端头支护及超前支护方式526.1.7各工艺过程注意事项536.1.8回采工作面正规循环作业546.2回采巷道布置566.2.1回采巷道布置方式566.2.2回采巷道参数577 井下运输597.1概述597.1.1井下运输设计的原始条件和数据597.1.2运输距离和货载量597.1.3矿井运输系统597.2采区运输设备选择607.2.1设备选型原则607.2.2采区运输设备的选型607.3大巷运输设备选择617.3.1运输大巷设备选择617.3.2辅助运输大巷设备选择618 矿井提升648.1概述648.2主副井提升648.2.1主井提升648.2.2副井提升669 矿井通风及安全689.1矿井地质、开拓、开采概况689.1.1矿井地质概况689.1.2开拓方式689.1.3开采方法689.1.4变电所、充电硐室、火药库689.1.5工作制、人数689.2矿井通风系统的确定689.2.1矿井通风系统的基本要求689.2.2矿井通风方式的选择699.2.3矿井通风方法的选择699.2.4采区通风系统的要求709.2.5工作面通风方式的确定709.1.6回采工作面进回风巷道的布置719.3矿井风量计算719.3.1矿井风量计算方法概述719.3.2回采工作面风量计算729.3.3掘进工作面风量计算739.3.4硐室需要风量的计算749.3.5其他巷道所需风量749.3.6矿井总风量计算749.3.7风量分配759.4矿井通风阻力759.4.1确定矿井通风容易时期和困难时期759.4.2矿井通风容易时期和困难时期的最大阻力路线789.4.3矿井通风阻力计算789.4.4矿井通风总阻力799.4.5矿井总风阻及总等积孔809.5矿井通风设备选型809.5.1通风机选择的基本原则809.5.2通风机风压的确定819.5.3电动机选型839.5.4矿井主要通风设备的要求849.5.5对反风装置及风硐的要求849.6特殊灾害的预防措施859.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施859.6.2预防井下火灾的措施859.6.3防水措施8510 设计矿井基本技术经济指标86参考文献87专题部分浅析锚网支护沿空巷道矿压显现规律881绪论881.1问题的提出及背景881.2国内外研究现状891.3研究内容及研究方法912沿空巷道上覆岩层结构913沿空巷道围岩应力分布规律933.1采场侧向支承压力分布规律933.2煤层走向支承压力分布规律934沿空巷道围岩变形分析944.1煤柱与巷道围岩的相互关系944.2煤柱应力和应变的一般特征944.3沿空巷道围岩变形分析945锚网支护沿空巷道矿压显现规律现场实测955.1实测工作面基本情况及观测仪器955.2测站布置975.3现场实测结果及分析996 结论107英文原文Finite element analysis of three-way roadway junctions in longwall mining1091. Introduction1092. Stability analysis of three-way intersections using three-dimensional finite element models1103. Pillar behaviour at three-way intersection1124. Roof behaviour at three-way intersection1125. Case history of three-way intersections1145.1. Site location and the description of the site-specific Model1155.2. Rib behaviour1175.3. Floor behaviour1176. Guidelines for designing the support system at three-way intersections1187. General discussion and conclusions120中文译文长壁采煤法回采巷道三向交叉点的三维有限元分析1221前言1222应用三维有限元模型的交叉巷道的稳定性分析1223三相交叉点处煤柱的矿压显现1244三向交叉点处顶板的矿压显现1245三向交叉点巷道实例1275.1实测位置以及实测位置描述1275.2两帮矿压显现1295.3底板矿压显现1296对于三向交叉点支护系统设计的指导建议1307一般讨论和结论131致 谢133 第25页1 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1地理位置与交通矿井位置：涡北煤矿位于淮北平原西部，行政区划属安徽省涡阳县管辖。其中心南距涡阳县城4.0 km。地理坐标：东径11609581161245，北纬333053333448。矿井范围：南起F3断层及其分支F3-1断层，北至刘楼断层；东起太原组灰岩顶界面的隐伏露头线，西止于32煤层-1000 m水平等高线的地面投影线。平面上近似为一矩形，南北长5.626.53 km，东西宽2.333.71 km，面积17.117 km2。矿井交通条件：濉阜铁路从矿井东南约3 km处通过，涡阳火车站距矿井中心约5 km；在矿井的西部（直线距离）约40 km处有京九铁路；涡阳至河南省永城，涡阳至阜阳、蚌埠、亳州、淮北及邻县已形成四通八达的公路网。涡河可长年通航小型机动船，上游可达亳州，下游直通淮河。矿区交通位置如图1.1.1。1.1.2地形地貌矿内地势平坦，地面标高29.4932.5 m，地势西北高东南低。矿内河渠纵横，村庄密布，河渠两岸及道路两侧绿树成荫。图1.1.1 交通位置示意图1.1.3河流及水体本区属淮河水系。涡河及其支流武家河为长年性河流，由西北向东南流经矿井西南部。夏季洪水期，涡阳城关节制闸上游最高洪水位（1963年8月7日）标高为30.45 m，秋冬季枯水期，河水水位一般较低。人工开挖的灌溉沟渠中，较大的有涡新河。本区地下水较丰富，一般能满足居民生活及工业用水。1.1.4气候本区气候温和，属季风暖温带，半湿润气候，春秋温和少雨，夏季炎热多雨，冬季寒冷多风。19561990年年平均气温14.6 ，最高气温（1964年7月9日）41.2 ，最低气温（1969年2月5日）-24 。春秋季多东北风，夏季多东东南风，冬季多北西北风，平均风速为3.2 m/s。年平均降水量为811.8 mm，雨量多集中在七、八两个月。全年蒸发量1890.6 mm，全年无霜期215 d，冻结期最早为11月10日（1968年），最晚可至次年3月16日（1959年）。冻土最深可达19 cm（1977年1月6日）。1.1.5自然地震本区处于东西向和南北向大断裂的交汇带，曾有小地震发生，但没有灾害性的大震。根据安徽省地震局1996年编制出版的地震烈度区划图查得，本区地震基本烈度值为，地震动峰值加速度为0.10 g。1.1.6矿区内工农业生产、建筑材料等概况井田位于淮北平原西部，以农业为主、工业欠发达。农作物主要有小麦、大豆、玉米、红薯等。井田8号煤层赋存区内共有大小村庄22个，矿井建设和生产期间应根据国家政策，有计划的妥善处理征地和迁村事宜。矿井建设中的钢材、木材、水泥等材料主要由外地供应，砖、瓦、砂、石等土产材料均可由当地解决。井田中心距涡阳县城仅4 km，为本矿井的建设和生产、居民生活等依托城市提供了便利条件。1.1.7区域电源本区电源充沛可靠。涡阳县城南现在设有220/110/35 kV的区域变电所，其变压器容量为1120 MVA+190 MVA，为双回路供电方式。设计矿井供电电源引自涡阳县城南220/110/35 kV区域变电所，采用35 kV向矿井供电，每回线路长约14 km。1.2井田地质特征1.2.1地层本井田勘探程度属于精查。1997年6月安徽省煤田地质局第三勘探队完成了对井田的精查工作并提交了安徽省涡阳县涡北井田勘探（精查）地质报告。根据该报告矿井为全掩盖区，第三、四系厚度变化不大，一般在400420 m左右，古地形东高西低。区内地势平坦，潜水面较浅。本矿井内古生界岩层均隐伏于新生界松散层之下，经钻孔揭露，自下而上分别为奥陶系考虎山组、石炭系本溪组、太原组，二叠系山西组、下石盒子组、上石盒子组、石千峰组，第三系、第四系。本矿为石炭二叠纪含煤地层。石炭系煤层薄、不稳定、煤质差，并且顶板多为石灰岩，水文、工程地质条件复杂。二叠纪含煤地层，总厚约990 m，含煤2030层，煤层总8.0图1.2.1 地层综合柱状图 厚2026 m。上石盒子组下部含1、2、3三个煤组，多为薄煤层。下石盒子组含4、5、6、8等四个煤组，为矿井主要含煤段。山西组下部含10、11两个煤组，煤层薄，煤分层少。各组岩性特征由老到新简述如下：1）奥陶系（O2t）老虎山组：揭露厚度10.76,为深灰色略带肉红色块状微晶白云质含泥质灰岩，含燧石结核，裂隙尤为发育。2）石炭系（C）（1）中统本溪组（C2b） 与下伏老虎山组假整合接触。厚43.73 m，为深灰色钙质泥岩、暗紫色杂色铝质泥岩、铁铝质泥岩为主，上部夹浅灰白色生物碎屑泥晶灰岩两层。（2）上统太原组（C3t）与下伏本溪组整合接触，厚127.70 m。根据岩性特征分段叙述如下：下段：为深灰色生物碎屑泥晶灰岩，有孔虫、瓣鳃类等动物化石。中段：浅灰色灰色细中粒石英砂岩、泥岩夹薄煤三层及生物碎屑灰岩一层。上段：灰深灰色泥晶生物碎屑灰岩5层夹深灰色泥岩及薄层细砂岩。灰岩中含较多蜓类、腕足类、珊瑚、海百合茎等动物化石。3）二叠系（P）（1）下统山西组（P1S）与下伏太原组整合接触。底界以太原组灰岩之顶为界，上界至铝质泥岩下骆驼钵砂岩之底，厚66.85108.11 m，平均厚87.76 m。由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，含10、11两煤层（组）。（2）下统下石盒子组（P1X）与下伏山西组整合接触。下界从骆驼钵砂岩之底，上界至3煤组下K3砂岩之底，地层厚246.73255.31 m，平均厚250.04 m，岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。本组为本矿主要含煤段，含4、5、6、8等四个煤组，其中8为本矿主要可采煤层。（3）上统上石盒子组（P2S）与下伏下石盒子组整合接触。下界从K3砂岩之底，上界至平顶山砂岩之底，厚约642 m。由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。泥岩、粉砂岩颜色变杂，紫色和绿色增多。含1、2、3三个煤层（组），其中3煤层为局部可采煤层。（4）上统石千峰组（P2h）与下伏上石盒子组整合接触，揭露厚度 310 m。下段：厚约80 m。为灰白色粗粒石英砂岩夹砖红色细砂岩、粉砂岩薄层，石英含量可达8590%，含长石及重矿物，接触式、基底式胶结，填隙物主要为硅质、少量泥、钙质，局部可见泥岩角砾，厚层状，层理不发育。上段：砖红色粉砂岩为主，夹细砂岩薄层，镜下鉴定石英含量可达7585%，长石含量10%左右，含有重矿物，基底式、接触式胶结，填隙物主要为钙质，少量泥质，常见钙质结核，平行层理发育，层面含白云母片。4）上第三系（1）中新统本统与下伏二叠系呈不整合接触。厚度111.20147.80 m，平均为133.50 m，一般可分为三段：下段：为残坡积相沉积，岩性较杂，其厚度变化大，为011.35 m，一般厚度34 m，为深黄、灰白、灰绿及棕红色砂砾、砾石、粘土砾石、粘土质砂及钙质粘土组成，多呈半固结状。中段：为湖相沉积，岩性为灰绿色粘土和半固结及固结状灰白色泥灰岩及钙质粘土。泥灰岩坚硬有溶蚀现象，具溶孔或小溶洞。一般厚度10 m左右。上段：为湖相沉积，岩性由灰绿、灰白、灰黄色厚层粘土及砂质粘土间夹58层细砂或粘土质砂组成。粘土单层厚度大，分布稳定，质纯致密，具静压滑面。一般厚度110 m左右。（2）上新统与下伏中新统呈整合接触，为河湖相沉积物，分为上中下三段：下段：棕黄、灰绿、灰白色中细砂及粉砂、粘土质砂间夹36层砂质粘土及粘土组成。一般厚度55 m左右。中段：棕黄及浅黄色中细砂和粉砂间夹35层粘土或砂质粘土，砂层单层厚度大，结构松散。局部夹13层薄层呈透镜状分布的砂岩（盘），钙泥质胶结，岩性坚硬。本段厚度95 m左右。上段：灰绿、浅黄、棕黄色粘土及砂质粘土夹23层细砂及粘土质砂。顶部富含钙质及铁锰质结核组成古土壤层，相当于沉积间断古剥蚀面，是第三系与第四系地层的分界线。厚度32 m左右。5）第四系该地层假整合于上第三系之上，厚度8399 m，一般为91 m左右。1.2.2井田地质构造涡北煤矿位于淮北煤田涡阳矿区的东北部，地处宿北断裂、光武固镇断裂及夏邑固始断裂和丰涡断裂所围成的菱形地块内。主体构造表现为一遭受断层（块）切割了的西倾单斜。矿井构造明显受到区域构造的制约。涡北煤矿井田构造中等，局部中等偏复杂。总体上为一走向近南北，向西倾斜的单斜构造，地层倾角一般在1525。其南、北自然边界分别为F3断层及其分支F3-1断层和刘楼断层。区内的F1（横向）和F2（纵向）两条相交的正断层将矿井分割成四个小区。区：刘楼断层F2间，F1矿井浅部边界；区：F2F3-1及F3间，F1矿井浅部边界；区：刘楼断层F2间，F1矿井深部边界；区：F2F3间，F1矿井深部边界。1）褶皱构造本矿褶曲不甚发育，仅存在一些宽缓的波状起伏。F1断层以东的、小区，地层倾角变化不大，一般在18左右；F1断层以西的、小区，地层倾角则相对较为平缓，但沿走向也有一定的变化，北部宽缓，地层倾角在1121之间，一般在18左右。自第8勘查线向南-700 m水平以深的地段，地层倾角变陡，由21逐渐变为25，致使南部水平宽度减小，地层走向也逐步拐向西南方向。2）断层根据涡北井田勘探（精查）地质报告，全区共发现断层5条，分别为刘楼断层、F1、F2、F3、F3-1。其中刘楼断层为北部井田边界，F3、F3-1为南部井田边界。F1、F2为井田内断层。（1）刘楼断层：为矿井北部边界。正断层，走向近EW，倾向N，走向长度3 km，落差1000 m，倾角3050。断层控制严密，属查明断层。（2）F3断层：为矿井南部边界。正断层，走向总体为NE方向，在矿井浅部逐渐转向近EW方向。倾向SE，走向长度2.3 km，落差280 m，倾角70。属查明断层。（3）F3-1断层：为矿井东南部边界。正断层，走向总体为NE方向，倾向SE，走向长度900 m，落差270 m，倾角50，南部被F3所截。为查明断层。（4）F1断层：为分区断层。正断层，走向SN，倾向E，走向长度6 km，贯穿整个矿井。落差20250 m不等，北部较小，一般3.7 km，切割整个矿井。落差在40310 m之间，倾角为4070。属查明断层。3）岩浆岩区内岩浆活动不甚强烈，仅在矿井边缘有两个钻孔见到。其中一孔：斑状花岗岩，厚度7.80 m，侵入层位位于本溪组顶部；另一孔：闪斜煌斑岩，厚度1 m，侵入层位在上石盒子组上部，下距3煤组约270 m左右。根据已有资料分析，岩浆岩对矿井内煤层、煤质影响的可能性较小。从区域岩浆岩资料及本矿井的侵入层位可以推断，区内岩浆岩的侵入时代应属于燕山期。4）岩溶塌陷通过三维地震勘探在勘探区内没有发现直径大于30 m的陷落柱。1.2.3水文地质条件1）主要充水含水层（1）新生界第四含水层本含水层（组）直接覆盖在煤系地层之上，其厚度变化主要受古地形控制，含水层厚度011.35 m，平均厚3.43 m。其岩性较复杂，多为半固结及固结状砾石及粘土质砂组成。分布极不稳定。与煤系砂岩裂隙水有一定的水力联系，是浅部煤层开采的主要补给水源。（2）煤系砂岩裂隙含水层（段）煤系砂岩裂隙水是矿井的直接充水水源，由于砂岩裂隙发育不均一，一般富水性较弱，以静储量为主，补给量不足。（3）灰岩岩溶裂隙含水层（段）太灰和奥灰岩溶裂隙发育不均，富水程度不一，但总体上讲，是富水含水层，正常情况下对煤层开采无直接充水影响，但当遇断层使煤层与灰岩对口接触或其间距缩短或是遇封闭不良钻孔等情况，灰岩水有可能突入矿井。随着采掘的延深，加之灰岩水压高的影响，灰岩的可能突水性大大增加。太灰和奥灰水的防治是本矿防治水工作的重点和难点。（4）断层本矿构造属中等局部偏复杂类型。断层破碎带岩性较混杂，主要为泥岩、粉砂岩及少量砂岩，挤压揉皱现象严重，但钻探揭露时均未发生漏水。断层的富水性弱，导水性差。但由于本矿部分为层断距大，造成62、63、8煤层与太灰对口。开采到这些部位时，太灰的突水可能性很大，应引起重视。2）主要隔水层（1）新生界第三隔水层（组）主要由灰绿色粘土和砂质粘土组成，粘土可塑性好，膨胀性强，厚度大且分布稳定，具有良好的隔水性，可有效地阻隔三含及其以上各含水层与四含及各基岩含水层的水力联系。（2）8煤组下隔水层（段）隔水层厚17.2666.41 m，一般30 m左右，以铝质泥岩、泥岩和粉砂岩为主夹少量砂岩，裂隙不发育，隔水性能较好。（3）11煤底至太原组灰岩顶部隔水层（段）11煤距太灰间距为7.6319.77 m，平均间距14.49 m，一般起不到防水作用，若开采11煤，底板突水可能性大，必须采取有效措施。3）矿井涌水量设计结合地质报告所提矿井涌水量，并参考邻近矿井估算矿井正常涌水量为250 m3/h，最大涌水量为280 m3/h。 4）矿井开采受水害威胁程度本矿为全隐伏煤田，上覆巨厚新生界松散层，松散层一般厚度为400 m左右。由于有厚度大、隔水性良好的第三隔水层的存在，地表水及一、二、三含水对矿井充水无影响。在合理留设防水煤柱的情况下，四含水是矿井充水的补给水源，但四含水厚度不大，富水性较弱，对矿井开采影响不大。煤系砂岩裂隙水是矿井充水的直接充水水源，但煤系砂岩裂隙发育不均一，一般富水性较弱，以静储量为主，对矿井充水威胁不大。太灰在正常情况下，距8煤100多米，除开采112煤层外，一般对其它煤层影响不大，但要注意受断层影响，煤层和太灰对口部位。5）水文地质条件分类的综合评定按照矿井水文地质规程中有关矿井水文地质条件分类标准，通过对本矿井水文地质条件综合分析，水文地质条件应为以裂隙充水为主的简单中等类型，若开采112煤，由于受底板灰岩水威胁，水文地质条件应为中等类型。1.3煤层特征1.3.1煤层本矿为石炭二叠纪含煤地层。石炭系煤层薄、不稳定、煤质差，并且顶板多为石灰岩，水文、工程地质条件复杂，暂不作勘查对象。二叠纪含煤地层，总厚约990 m，含煤2030层，煤层总厚2026 m。上石盒子组下部含1、2、3三个煤组，多为薄煤层。下石盒子组含4、5、6、8等四个煤组，为矿井主要含煤段。山西组下部含10、11两个煤组，煤层薄，煤分层少。可采的有32、62、63、8、112等五层煤层，可采煤层平均总厚10.10 m，其中8煤层为主要可采的较稳定煤层，平均总厚8.0 m，占可采煤层总厚的79%；其它为不稳定的局部可采煤层。本矿煤层倾角一般为1525，变化不大，煤层为缓倾斜煤层。风化带深度为松散层底界下垂深30 m。涡北矿井有可采煤层5层，自上而下编号为32、62、63、8、112。各可采煤层情况见表1.3.1。现分述如下：（1）32煤层位于上石盒子组下部，为本组唯一可采煤层。结构简单，部分见煤点具一层夹矸，夹矸为炭质泥岩或泥岩。F2断层以北厚0.901.10 m，仅个别点不可采，厚度变化不大，可采区连续，趋向于较稳定煤层；F2断层以南煤层厚度变化较大，不可采区零星分布，尤其是F1断层以东（区），32煤层仅个别点达可采厚度，无利用价值；区厚度一般为1.00 m左右，南部和北部均有一个不可采区，因此，32煤层为局部可采的不稳定煤层。煤层顶、底板以泥岩为主，并有少量粉砂岩和细砂岩。表1.3.1 可采煤层特征一览表煤层名称厚度m层间距m煤层结构稳定程度最小值-最大值平均值夹矸层数结构320.22-1.75211.2502简单不稳定0.88620-1.6601简单不稳定0.593.58630-1.2101简单不稳定0.5329.0187.1-8.602简单较稳定8.0103.031120-1.5803较简单较稳定0.74（2）62煤层位于下石盒子组下部，上距32煤层平均间距为211.25 m，结构简单，少数见煤点具一层夹矸，夹矸为炭质泥岩。F2断层以北煤层厚度薄，均不可采；F2断层以南煤层厚度在临界可采附近，不可采区零星分布，区煤厚一般在0.71.00 m之间，但中、浅部为一南北向带状不可采区，降低了煤层的利用价值，因此，62煤层为局部可采的不稳定煤层。煤层顶、底板以泥岩为主，并有少量粉砂岩。 （3）63煤层位于下石盒子组下部，上距62煤层0.928.96 m，平均3.58 m，结构简单，少量见煤点具一层夹矸，夹矸为炭质泥岩。F2断层以北煤层厚度薄，均不可采；F2断层以南区内63煤层厚度较稳定，一般为1.00 m左右，8-9线以南为可采区；区大部分不可采，仅中、深部为一鞍状可采区，煤层厚度约0.80 m左右，因此，63煤层为局部可采的不稳定煤层。煤层顶板以泥岩为主，底板一般为泥岩，少量粉砂岩或细砂岩。（4）8煤层位于下石盒子组下部，上距63煤层平均间距29.01 m。全区大部可采，煤类单一。因此8煤层为较稳定煤层。煤层顶板以泥岩为主，粉砂岩、细砂岩次之，粉砂岩、细砂岩下常发育泥岩伪顶，底板一般为泥岩。煤层最大厚度8.6 m，最小厚度7.1 m，平均厚度8.0 m。（6）112煤层位于山西组下部，上距8煤层平均间距为103.03 m，结构简单，少量见煤点具一层夹矸，夹矸为泥岩或炭质泥岩。112煤层厚度较薄，见煤点厚度一般均在临界可采附近，I区浅部为可采区，厚度1.01.3 m；区中、南部为一个南北向带状可采区，煤层厚度约为0.91.2 m，其它可采区零星分布，因此112煤层为局部可采的不稳定煤层。煤层顶板以泥岩为主，粉砂岩次之，底板一般为粉砂岩。1.3.2煤层顶底板本矿区可采煤层32、62、63、8、112煤顶板以泥岩为主，其次粉砂岩，局部细、中砂岩。底板以泥岩为主，其次粉、细砂岩。对矿区内各见煤钻孔进行统计，可采煤层直接顶、底板岩性厚度见表1.3.2。1.3.3煤质及工业用途本矿井以焦煤为主，伴有少量肥煤，煤类分布规律明显。各煤层均属中灰煤，特低硫（112煤层属中高高硫分煤），特低磷低磷，三氧化二砷含量甚微；属中高热值煤，高难熔灰，酸性灰渣，结渣、结污指数低。表1.3.2 可采煤层直接顶、底板岩性及厚度 岩性厚度m煤层号泥岩粉砂岩细砂岩中砂岩最小最大平均最小最大平均最小最大平均最小最大平均32顶板1.0422.874.971.411.513.050.715.012.86底板0.7334.713.370.847.092.982.396.254.8762顶板0.7021.035.191.559.214.350.757.033.896.776.77底板0.338.742.320.234.442.541.447.345.0263顶板0.5328.473.050.614.522.561.137.343.642.814.143.48底板1.1017.954.160.948.744.101.846.744.203.908.846.378顶板1.025.122.990.9612.324.619.2825.8217.828.7820.1213.56底板0.4212.522.212.1012.046.38112顶板0.6918.694.771.5912.386.394.5011.767.27底板0.6219.7710.5712.4519.7310.7415.2615.26主采煤层8煤层浮煤产率在6272%之间，属良等。但浮、沉产物不易迅速分离，属中等可选极难选。各煤层属中等挥发分，强特强粘结性，具良好的结焦性。1）元素分析元素分析成果见表1.3.3。（1）碳（C.daf）：剖面上自上而下递增，平均含量由32煤层88.97%增至112煤层89.97%。（2）氢（H.daf）：各煤层平均含量在4.955.24%之间，剖面上自上而下有微小的递减趋势。（3）氧（O.daf）：各煤层平均含量为1.974.18%，基本上遵循碳高氧低的原则。（4）氮（N.daf）：各煤层含量较稳定，平均值在1.301.53%之间。表1.3.3 元素分析成果统计表煤层元 素 分 析 %原子比FCC.dafH.dafN.daf(O+S).dafO.dafO/CH/C3287.24-90.5188.974.84-5.535.231.28-1.481.353.22-6.394.452.55-5.683.690.0310.70155.66287.54-90.3088.994.91-5.565.241.29-1.341.304.06-5.994.473.49-5.413.820.0320.70254.16388.06-89.9488.794.88-5.365.171.32-1.371.353.33-5.454.692.82-4.844.180.0350.69454.3888.62-91.2589.574.66-5.495.011.30-1.671.532.10-5.173.891.64-4.763.400.0280.66761.611288.39-91.0989.974.58-5.304.951.36-1.541.462.49-5.273.621.35-2.281.970.0160.65661.92）挥发分（V.daf）和胶质层（Y）（1）各煤层浮煤挥发分产率见表1.3.4。浮煤挥发分产率平均值在21.8328%，属中等挥发分煤。（2）胶质层厚度平均值为18.227.2 mm，32煤稍高。表1.3.4 煤炭分类指标综合表煤层V.daf%GR.IYmm煤 类3224.42-30.6128.00(16)76.7-97.690.8(16)17.0-36.527.2(13)FM 1/3JM JM6223.32-26.5024.75(10)67.6-93.186.9(9)10.0-21.518.9(8)JM6323.23-35.5225.47(4)86.9-93.489.0(4)19.0-29.023.1(4)FM JM819.45-26.3422.98(31)52.8-96.781.7(30)11.5-25.018.2(30)JM11218.38-25.1621.83(8)78.8-97.688.2(8)16.5-25.518.8(6)FM JM综上所述，本矿井煤层属强特强粘结性煤，具良好的结焦性，其洗选精煤是优质炼焦配煤。3）煤的工业分析（1）发热量各煤层原煤发热量值见表1.3.5。各煤层原煤干燥基弹筒发热量平均值在25.5428.85 MJ/kg，且以8煤层最