采矿工程毕业设计（论文）-谢桥矿1.8Mta新井初步设计【全套图纸】

中 国 矿 业 大 学 本科生毕业设 计 全套图纸，加全套图纸，加 153893706 姓 名： 学 号： ： 学 院： 矿业矿业工程学院工程学院 专 业： 采采矿矿工程工程 设计题目： 谢桥矿谢桥矿 1.8 Mt/a 新井初步新井初步设计设计 专 题： 我国断我国断层层破碎破碎带带岩巷支岩巷支护现护现状及思考状及思考 指导教师： 职 称： 讲师讲师 年 月 徐州 中国矿业大学毕业论文任务书 学院 矿业矿业工程学院工程学院 专业年级 采采矿矿工程工程 05 级级 学生姓名 任任务务下下达达日日期期： 年年 月月 日日 毕业论文日期：毕业论文日期： 年年 月月 日至日至 年年 月月 日日 毕业论文题目：毕业论文题目： 谢桥矿谢桥矿 1.8Mt/a 新井初步新井初步设计设计 毕业论文专题题目：毕业论文专题题目：我国断我国断层层破碎破碎带带岩巷支岩巷支护现护现状及思考状及思考 毕业论文主要内容和要求：毕业论文主要内容和要求： 院长签字： 指导教师签字： 中国矿业大学毕业论文指导教师评阅书 指导教师评语（基础理论及基本技能的掌握；独立解决实际问题的 能力；研究内容的理论依据和技术方法；取得的主要成果及创新点； 工作态度及工作量；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意 答辩等）： 成 绩： 指导教师签字： 年 月 日 中国矿业大学毕业论文评阅教师评阅书 评阅教师评语（选题的意义；基础理论及基本技能的掌握；综合 运用所学知识解决实际问题的能力；工作量的大小；取得的主要成果 及创新点；写作的规范程度；总体评价及建议成绩；存在问题； 是否同意答辩等）： 成 绩： 评阅教师签字： 年 月 日 中国矿业大学毕业论文答辩及综合成绩 答 辩 情 况 回 答 问 题 提 出 问 题 正 确 基本 正确 有一 般性 错误 有原 则性 错误 没有 回答 答辩委员会评语及建议成绩： 答辩委员会主任签字： 年 月 日 学院领导小组综合评定成绩： 学院领导小组负责人： 年 月 日 摘摘 要要 本设计包括三个部分：一般设计部分、专题设计部分和翻译部分。 一般部分为谢桥煤矿 1.8 Mt/a 的新井设计。谢桥煤矿位于安徽省淮南 市境内，交通便利。井田走向（东西）长平均约 7.43 km，倾向（南北）长 平均约 2.74 km，井田水平面积为 17.16 km2。主采煤层一层，即 8 号煤层， 平均倾角 12，煤层平均厚度 4.25 m，井田地质条件简单。矿井工业储量 227.49 Mt，可采储量 154.59 Mt，服务年限为 66.06 a。矿井正常涌水量 136 m3/h，最大涌水量 178 m3/h；矿井相对瓦斯涌出量 4.84 m3/min，为低瓦斯 矿井。 根据井田地质条件，提出四个技术上可行开拓方案。方案一：立井两 水平直接延深上下山开拓；方案二：立井两水平暗斜井延深上下山开拓； 方案三：立井三水平直接延深上山开拓；方案四：立井三水平暗斜井延深 上山开拓。通过技术经济比较，最终确定方案二为最优方案。矿井采用立 井两水平暗斜井延深上下山开拓方式，将主采煤层划分为两个水平，一水 平标高-665 m，阶段斜长 1400 m，阶段垂高 285 m，二水平标高-990 m，阶 段斜长 890 m，阶段垂高 225 m。 设计首采区西二采区采用采区准备方式，工作面长度 200 m，采用一次 采全高采煤法，全部跨落法处理采空区。矿井采用“三八”制作业，两班 半生产，半班检修。生产班每班 2 个循环，日进 5 个循环，循环进尺 0.6 m，日产量 3288.85 t。 大巷采用带式输送机运煤，辅助运输采用 1.5 t 固定箱式矿车。主井装 备一对 16 t 箕斗提煤，副井装备一对 1.5 t 双层四车罐笼担负辅助运输任务。 矿井采用两翼对角式通风。通风容易时期矿井总需风量 7507.68 m3/min，矿 井通风总阻力 2590.65 Pa，风阻 0.465 Ns2/m8，等积孔 2.93 m2，矿井通风 容易。矿井通风困难时期矿井总风量 7507.68 m3/min，矿井通风总阻力 2877.87 Pa，风阻 0.184 Ns2/m8，等积孔 2.77 m2，矿井通风容易。设计矿井 的吨煤成本 65.20 元/t。 专题部分主要对我国一些煤矿断层破碎带的岩巷支护方法进行了综述， 同时对巷道支护方式进行了简要的分类。 翻译部分的文章取自“analysis of in situ rock bolt loading status” 。 关键词：立井 上下山开采 大采高 两翼对角式 断层破碎带 ABSTRACT This design can be divided into three sections: general design, monographic study and translation of an academic paper. The general design is about a 1.8 Mt/a new underground mine design of Xieqiao coal mine. Xieqiao coal mine lies in Huainan, Anhui province. the traffic of road and railway is very convenience to zhe mine. Its about 7.43 km on the strike and 2.74 km on the dip,with the 17.16 km2 total horizontal area. The minable coal seam of this mine is only 8 with an average thickness of 4.25 m and an average dip of 12. The geological condition of the mine is relatively simple. The proved reserves of this coal mine are 227.49 Mt and the minable reserves are 154.59 Mt, with a mine life of 66.06 a. The normal mine inflow is 136 m3/h and the maximum mine inflow is 178 m3/h.the relative gas emission rate of the mine is 4.84 m3/min,and it is low gaseous mine. Based on the geological condition of the mine, I bring forward four available project in technology. The first is vertical shaft development with two mining levels and vertical shaft deepening; the second is vertical shaft development with two mining levels and inclined shaft deepening; The third is vertical shaft development with three mining levels and vertical shaft deepening; the fourth is vertical shaft development with three mining levels and inclined shaft deepening. The second project is the best comparing with other three project in technology and economy. The workable coal seam is divided into two mining levels. The first level is at -665 m,inclined lenth of horizon is 1400 m,and horizon interval is 285 m. The second level is at -990 m, inclined lenth of horizon is 890 m,and horizon interval is 225 m. The west two mining district of designed first mining district makes use of the method of preparation in mining area, the length of working face is 220 m, which uses fully-mechanized coal mining technology, and fully caving method to deal with goaf. The working system is “three-eight”,with two and half teams mining, and the other overhauling. Every mining team makes five working cycle, with six working cycle everyday. Advance of working cycle is 0.6 m, and quantity of 3288.85 ton coal is maked everyday. Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, and mine car to be assistant transport. Main shaft makes use of skip to transport coal resource, when subsidiary shaft makes use of cage to be assistant transport.The mine makes use of diagonal-type wings ventilation method. At the easy time of mine ventilation, the total air quantity is 7507.68 m3 per minute, the total mine ventilation resistance is 2590.65 Pa, the coefficient of resistance is 0.465 Ns2/m8, equivalent orifice is 2.93 m2,the mine ventilation is easy. At the difficult time of mine ventilation, the total air quantity is about 7507.68 m3 per minute, the total mine ventilation resistance is 2877.87 Pa, the coefficient of resistance is 0.184 Ns2/m8, equivalent orifice is 2.77 m2, the mine ventilation is easy. The cost of the designed mine is 65.20 yuan per ton. The special subject part is mainly discussing the broken rock roadway support methods of some chinas coals, and ways of roadway support the classification in a brief. The article of the translated academic paper comes from “analysis of in situ rock bolt loading status”. Keywords：shaft up-dip and down-dip minging large mining height diagonal-type wings Fault fracture zone. 目 录I 目目 录录 一般部分 1 矿区概况及井田地质特征矿区概况及井田地质特征2 1.1 矿区概况 2 1.2 井田地质特征 3 1.3 煤质特征 11 2 井田境界和储量井田境界和储量.16 2.1 井田境界 16 2.2 矿井工业储量 18 2.3 矿井可采储量 20 3 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限矿井工作制度、设计生产能力及服务年限23 3.1 矿井工作制度 23 3.2 矿井设计生产能力及服务年限 23 4 井田开拓井田开拓26 4.1 井田开拓的基本问题 26 4.2 矿井基本巷道 41 5 准备方式准备方式采区巷道布置采区巷道布置53 5.1 煤层地质特征 53 5.2 采区巷道布置及生产系统 54 5.3 采区车场选型设计 60 6 采煤方法采煤方法63 6.1 采煤工艺方式 63 6.2 回采巷道布置 74 7 井下运输井下运输77 7.1 概述 77 7.2 采区运输设备选择 80 7.3 大巷运输设备选择 81 8 矿井提升矿井提升84 8.1 概述 84 目 录II 8.2 主副井提升 84 9 矿井通风及安全矿井通风及安全.87 9.1 矿井通风系统选择 87 9.2 采区及全矿所需风量 92 9.3 矿井通风总阻力计算 98 9.4 选择矿井通风设备 106 9.5 防止特殊灾害的安全措施 110 10 矿井基本技术经济指标矿井基本技术经济指标.113 专题部分 1 绪论绪论.115 1.1 我国的能源结构 115 1.2 我国原煤产量 115 1.3 巷道支护的重要性 116 2 巷道支护的发展巷道支护的发展.116 2.1 被动支护 116 2.2 主动支护 118 2.3 联合支护 120 3 断层破碎带的围岩应力对巷道的影响和控制断层破碎带的围岩应力对巷道的影响和控制121 3.1 断层破碎带产状及其应力分布 121 3.2 断层破碎带对下盘岩层中巷道影响定量分析 122 4 我国破碎带岩巷支护典型案例分析我国破碎带岩巷支护典型案例分析123 4.1 断层破碎带巷道耦合支护技术 123 4.2 锚喷网与锚索联合支护技术 125 4.3 化学浆液加固技术 127 4.4 锚网喷支护技术 130 4.5 分阶段加固、过程控制技术 134 5 总结总结.145 参考文献参考文献.147 翻译部分 目 录III 英文原文英文原文.149 中文译文中文译文.160 致致 谢谢170 一 般 部 分 中国矿业大学 2009 届毕业设计第 1 页 1 矿区概况及井田地质特征矿区概况及井田地质特征 1.1 矿区概况 1.1.1 交通位置交通位置 谢桥矿位于淮北平原西南部，行政区域划分属安徽省颍上县管辖。其 中心南距县城 20 km，东南至凤台县约 34 km。 谢桥煤矿位于淮南煤田潘谢矿区两端，潘谢公路直达井口，淮阜铁路 从矿区南部通过，西有颍上 陈桥公路通过，向南与颍上 凤台公路相 接，交通较为方便。 谢桥矿交通位置图如图 1-1 所示。 南京 合肥 郑州 许昌 漯河 驻马店 信阳 孝感 铜陵 宜昌 芜湖 淮南 许昌 宿州 宿迁 徐州 淮北 许昌 毫州 阜阳 山东 江 苏 安 徽 河 南 湖 北 谢桥矿 铁 路 公 路 省 界 省 会 地级市 湖 泊 图图 1-1 谢桥矿交通位置图谢桥矿交通位置图 1.1.2 地形地形 本区属淮河冲击平原，矿区内地势平坦，区内沟渠纵横，村庄较密。 地形标高+24+26 m，济河两岸标高+20+22 m，局部+19 m，标高低于+20 m 地段雨季易发生内涝。 中国矿业大学 2009 届毕业设计第 2 页 1.1.3 水系水系 矿区主要水系济河，上接颖河的永安闸，自西至东横贯矿区中部，向 东汇入西肥河，济河以蓄水抗旱为主，兼排过多降水，在永安闸与谢桥闸 之间水位标高保持在+23.50 m，蓄水 400500 万 m3，夏季为洪水期，历史 上最高洪水位为 1954 年 7 月，实测标高 24.42224.743 m。 1.1.4 气候气候 本区气候温和，属季风暖温带半湿润气候，春秋温和雨少，夏季炎热 多雨，冬季寒冷多风。年平均气温 15.1，最高气温（1966 年 8 月 8 日） 41.4，最低气温（1969 年 1 月 31 日）21.7；春秋季多东南、东北风， 夏季盛东南风，冬季多东北西北风，平均风速为 3.28 m/，最大风速 20 m/；年平均降水量为 926.33 mm，雨量多集中在七、八两个月。全年蒸 发量 1242.9 mm，全年无霜期 214.7 天，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 自然地震自然地震 根据历史资料，淮南、颖上地区地震活动强度不大，以轻度破坏和有 感地震为主，据颖上县志记载有感地震 16 次，其中，1931 年在明龙山曾发 生 6.25 级地震,震中最大烈度为 7 度。其它如 1668 年郯城 8.5 级地震，1917 年霍山 6.25 级地震，1937 年菏泽 7 级地震，均波及本区，但无较大破坏。 安徽省地震局皖震发地字(84)020 号文将谢桥煤矿地震基本烈度定为 7 度。 1.1.6 电源电源 供电电源来自张集 220 kv 变电所，由二回 110 kv 辅电线供至矿井工业 110 kv 变电所。110 kv 变电所设主变电器三台，其中两台 SFSZL7 2000/110110/35/6.3 kv 三线变压器，一台 SFZ2720000/100110/6.3 kv 双卷 变压器，东西风景均设 35 kv 变电所。 1.2 井田地质特征 1.2.1 井田地质构造井田地质构造 总体构造特征： 谢桥煤矿位于淮南复向斜中部，陈桥背斜的南翼、谢桥向斜的北翼。 总体上呈一走向近东西、向南倾斜的单斜构造。地层倾角一般 1015， 中国矿业大学 2009 届毕业设计第 3 页 虽局部地段发育有小的褶曲，造成地层起伏，但波幅较小，地层产状总体 上变化不大，单斜构造特征明显。 井田内断层较少，一般规模不大，对煤层的影响、破坏作用较弱，规 模较大的主要为井田边界断层或发育在井田深部；且以北东、北北东向斜 切正断层为主，偶见其它走向断层，逆断层发育较少。 地层： 1)古生界 （1）寒武系（）： 据矿区北部八 1 孔揭露，为浅灰浅灰绿色，薄层厚层状结晶灰岩， 夹有泥质灰岩、泥灰岩、紫色页岩和少量粉细砂岩。灰岩中有时含海绿石， 局部具带状结构。揭露厚度 24.54m。 （2）奥陶系中下统马家沟组（O1+2）： 区内有水 1、八 6、七-八 11、补6 等孔探至奥灰，最大揭露厚度 56.89 m。为浅灰、棕灰、浅肉红色灰岩、白云质灰岩，泥晶细晶结构，浑 浊状块状层理。顶部夹有数层薄层状紫红色、灰绿色泥岩。近年来安徽区 测队在马家沟组之上分出老虎山组并定为中统。此次将原马家沟组统称为 中下统。 （3）石炭系（C）： 石炭系中统（C2）： 据区内水 1、八 6、七-八 11 孔所见，为浅灰，青灰色铝质泥岩，夹紫 红、锈黄色铁质及黄铁矿，局部具淋滤现象。厚 3.055.40 m，平均 4.67 m。与下伏奥陶系马家沟组呈假整合接触，缺失下统。 石炭系上统（C3）： 据水 1、八 6、水 217 孔揭露，厚 102.84104.35 m，平均 103.38 m。 由 13 层灰岩与泥岩、细砂岩相间组成，局部具有燧石、黄铁矿结核，含薄 煤或炭质页岩 56 层，均不稳定，不可采。 （4）二迭系（P）： 总厚约 897m。分上下两统四个组，即下统山西组、下石盒子组、上统 上石盒子组、石千峰组。以砂岩、粉砂岩和泥岩为主，含煤 31 层，总厚 31.42 m，含煤系数为 5%。整合于太原组之上。其中山西组、上、下石盒 子组可分为七个含煤段，上部石千峰组，厚约 170 m，不含煤层。为一套杂 色岩层，以灰色、灰绿色泥岩和粉砂岩为主，含较多紫红色花斑，夹数层 灰白色细中砂岩或石英砂砾岩。砂岩中常发育交错层理，偶见植物化石 碎片。 2)中生界 中国矿业大学 2009 届毕业设计第 4 页 三迭系（T）： 据区内构 1 等 5 个孔所见，最大揭露厚度 396.19 m，为一套红色地层。 由棕红、砖红及紫红色的砂岩、粉砂岩和泥岩组成。分选性及磨园度都较 差。同下伏地层石千峰组整合接触。 3)新生界 （1）第三系（N） 第三系（N11） “红层” 红层厚 052.04 m,平均 6.64 m。由紫红色、灰白色大小不等岩块及砂、 砾岩混杂组成。主要为坡积物，偶夹固结粘土薄层。 中新统中下段（N1+21）中部含水层组 厚 0240 m，平均 201.67 m。以灰绿色、灰白色含砾中砂、粗中砂， 间多层粘土及砂质粘土，属河漫滩沉积相。 中新统上中段（N2+31）中部隔水层组 厚 089.20 m,平均 40 m。以浅灰绿、棕红色固结粘土为主，局部夹砂 层透镜体。 上新统上段（N32）上部隔水层组 厚 010m,平均 2.98 m。灰绿、杂棕黄色、灰白色粘土、砂质粘土及钙 质团块，局部夹细粉砂薄层。为第三、四系地层分界标志。 （2）第四系（Q14）上部含水层组 厚 101.35143.40 m,以灰色、灰黄色中粗砂、细粉砂为主，次为粘土质 砂间夹砂质粘土。上部 30 m 受大气降水和地表水补给，水量较富，水质较 好，是矿区的主要供水水源。 本区含煤地层为石炭系上统太原组，二迭系山西组、上、下石盒子组。 1)石炭系上统太原组（C3） 由灰岩、砂岩、泥岩和煤层相间组成，厚 103.38 m，含煤 5层，薄而 不稳定，均不可采，无经济价值。 2)二迭系山西组，上、下石盒子组 二迭系山西组，上、下石盒子组是本区主要含煤地层，总厚约 727 m， 可分七个含煤段，分述如下： （1）山西组（P11） 即第一含煤段，厚约 71 m。底部为灰黑色富含腕足类化石的泥岩、砂 质泥岩，其上为砂泥岩互层，浑浊层理发育，具虫孔构造，夹菱铁结核。 下部含煤层 1 层。中上部以粉砂岩、泥岩为主，夹一至二层灰白色石英砂 中国矿业大学 2009 届毕业设计第 5 页 岩、中细砂岩，局部含煤砾及泥质包体。1 煤层上 25 m 左右有时见一薄煤 层。 （2）下石盒子组（P21） 即第二含煤段，厚约 116 m，为本区主要含煤段之一，含煤系数达 10%。 含煤 811 层，编号为 419 煤层，其中可采煤层 6 层。底部为含砾中粗砂 岩，具冲刷现象。其上发育一套花斑状泥岩、带状泥岩和铝质泥岩。中部 常见薄层状粉细砂岩、砂泥岩互层，具浑浊层理和底栖动物通道，含舌形 贝。8 煤层与 5 煤层顶板常发育石英砂岩、中细砂岩。上部以灰色、深灰色 泥岩为主，夹有细中砂岩和石英砂岩。8 煤层、5 煤层顶板多产植物化石。 （3）上石盒子组（P12） 第三含煤段：厚约 109 m。底部常发育一层灰白色石英砂岩或中砂岩。 下部以细、中砂岩为主，夹有泥岩。上部以灰色泥岩、砂质泥岩为主，夹 浅灰灰白色细、中砂岩。含煤 5 层，其中 11-2 煤属于可采煤层，顶部有 时有一层花斑状泥岩。11-2 煤底板常有菱铁鲕粒，顶板富含植物化石。 第四含煤段：厚约 82 m，是主要含煤段之一，以灰色泥岩、砂质泥 岩为主，中下部发育花斑状泥岩，局部含鲕粒。顶部有时发育花斑状泥岩。 底部为灰白色细、中砂岩或石英砂岩。中上部含煤 5 层。13-1 煤为主要可 采煤层，其上、下均产植物化石。 第五含煤段：厚约 90 m，多青灰色、灰绿色。以泥岩、砂质泥岩为 主，夹粉砂岩、砂泥岩互层和细、中砂岩。下部发育多层花斑状泥岩，底 部常有细、中砂岩或石英砂岩。含煤 4 层，其中 16-1、17-1 煤层局部可采。 其附近常见个体较大的舌形贝，上部产植物化石。 第六含煤段：厚约 118 m。以浅灰、青灰、灰绿色粉砂岩，细、中砂 岩为主，夹深灰、灰色泥岩，砂质泥岩。中部含煤 45 层，其中 18 煤厚度 大部可采。1819 煤层附近常见 12 层薄层燧石层，富含海绵骨针（海绵岩） ，18 煤底板常见铝质泥岩，鲕状或花斑状泥岩。 综合地质柱状图如图 1-2。 断层： 井田内主要发育一组受区域性大断层所控制的走向近南北的高角度正 断面，南北贯穿全井田。断层特征见表 1-1。 表表 1-1 断层特征及控制程度表断层特征及控制程度表 断 层 产 状 序号断层名称 性 质 落差 /m走 向倾 向倾 走向长度 /km 控 制 中国矿业大学 2009 届毕业设计第 6 页 角程 度 1F10 断层正030N12WS80W753.0 查 明 2F11 断层正020N20EN68W702.8 查 明 3F22 断层正018N53WN33E553.6 查 明 4F27 断层正1520SNW702.4 查 明 5F20 断层正45110N513EN7785W713.0 查 明 中国矿业大学 2009 届毕业设计第 7 页 地层单位 界 系 统 组 厚度 /m 柱状图 1:500 煤 层 情 况 煤 名 厚 度/m 平均值 简 要 特 征 古 生 界 二 迭 系 上 统 下 统 上 石 盒 子 组 下 盒 子 组 含 煤 段 四 三 82 85 76二 以灰色泥岩、砂质泥 岩为主，中下部发育花 斑状泥岩，底部为灰白 色细中砂岩或石英砂岩 顶部有花斑状泥岩。 中上部含煤5层，其中 13-1号煤为主要可采煤 层，14、14、13-2、12 煤为不稳定，不可采煤 层。 上部以灰色泥岩和砂 质泥岩为主，夹灰白色 石英砂岩和薄层粉细砂 岩，含煤3层，11-2煤为 主要煤层，11-3、11-2 煤为不稳定煤层，不可 采，顶部有时有一层花 斑状泥岩。 下部发育1-2层灰白色 细砂岩和石英砂岩，夹 有泥岩及2层极不稳定 薄煤层（10-2、10-1煤 ）。 灰色深灰色泥岩类 与浅灰、灰白色细中 粒砂岩和8层煤组成。 其中8、4-2煤为主要煤 层，8、5煤顶板常见中 粒、细粒砂岩。64-2煤 间常见薄层状粉砂岩， 下部发育一套泥岩和铝 质泥岩，底部常见一含 中砂、粗砂岩冲剧现象。 15 14 13-2 13-1 12 最小值最大值 01.720.14 01.060.18 02.170.28 0.798.823.72 00.770.18 11-3 11-2 11-1 10-2 10-1 8 7 6 5 4-2 00.760.20 04.821.94 02.660.32 01.030.26 01.230.35 2.985.524.25 02.040.93 05.262.34 02.591.04 05.472.22 图图 1-2 综合地质柱状图综合地质柱状图 中国矿业大学 2009 届毕业设计第 8 页 1.2.2 水文地质水文地质 1)含隔水层 主要含水层由岩溶裂隙含水层、裂隙含水层、孔隙含水层三部分组成。 各类含水层对矿床开采的影响程度，又可分为直接充水含水层和间接充水 含水层，各含水层之间均有有效隔水层和相对隔水层间隔，其特征如下： （1）新生界松散层含、隔水层（组） 松散层厚度 194.10485.64 m，平均厚度 363.26 m；总体呈南薄北厚的 趋势。南部古地形起伏明显，根据沉积规律和区域对比，以及谢桥井田 煤系上复第三系“红层”隔水性评价补勘验证报告重新对以往的划分作 了适当调整，可大致分为上部含水层（组） 、上部隔水层（组） 、中部含水 层（组） 、中部隔水层（组）及底部“红层”等五部分。 上部含水层（组） 上部含水层（组）其底板埋深一般在 125 m 左右，根据岩性及含砂量， 又可细分为上段含水层、上段隔水层及下段含水层三段： 上段含水层：厚 49.5075 m，平均厚度 64.95 m，为多层暗色粘土夹细 砂及粘土质砂，往下逐渐变粗，以中细砂为主，夹少量砂质粘土透镜体， 上部 30 m 受大气降水和地表水补给以垂直循环为主，侧向径流为辅，浅层 为潜水型，深部具承压水型，上部富水性弱中等，往下富水性中等强。 据水 4 和水 7 两孔抽水资料：水位标高 22.51422.15 m，q=2.2060.919 l/s，K=5.80118.27 m/d，水温 17.5190 ，矿化度 0.380.42 g/1，水质 HCO3NaCa 型。 上段隔水层：底板埋深在 90 m 左右，厚度 9.6045.10 m，平均厚度 27.37 m，以砂质粘土及粘土为主，间夹 13 层粉细砂，分布比较稳定，具 有隔水作用。 下段含水层：厚度 14.0059.00 m，平均厚度 27.37 m，以中细砂为主， 据 2 号水源井抽水试验资料，水位标高 24.8025.60 m，q=1.272.01 l/s.m，K=8.97 m/d，矿化度 0.61 g/l，水质 HCO3NaCa 型。 上部隔水层（组） 底板埋深在 130m 左右，厚 019.40 m，平均厚度 2.98 m，以粘土及砂 质粘土为主，分布不稳定，局部地段缺失， （全区共有 15 个孔尖灭，形成 “天窗” ）造成上部含水层（组）下段与中部含水层（组）上段，具有水力 联系。 中部含水层（组） 底板埋深在 330 m 左右，根据岩性和含砂量，本组可分上段含水层和 中国矿业大学 2009 届毕业设计第 9 页 下段含水层。 上段含水层：该段厚 64.25175.20 m，平均厚度为 148.71 m，以中细 砂为主，次为粗砂，夹有多层灰绿色粘土及砂质粘土。北部砂层较南部发 育，属承压自流水，富水性强，据水 2-1、水 2-3、水 6 等孔抽水试验资料： 水位标高 25.65124.80 m，q=1.1690.175 l/s，K=2.4450.515 m/d，矿化度 1.042.44 g/l，水温 20230 ，水质自上而下由 ClHCNa 到 ClNa 型。 下段含水层：厚 084.95 m，平均厚度 52.97 m，由中细砂、粘土相间 沉积，岩性组合复杂，砂与土交替变化，属承压自流水，富水性弱中等， 据水 5 孔抽水试验资料，水位标高 24.88 m，q=0.363 l/s，K=1.419 m/d，矿 化度 2.14 g/l，水温 250 ，水质为 ClNa 型，在古地形隆起处与下伏基岩 含水层存在水力联系。近年来由于矿井建设开发影响，含水层水位由原始 水位 24.88 m，目前下降至 14.7015.78 m，水位下降近 10 m 左右，据东 下含 1 孔近三年水位观测年平均下降 0.10.3 m。 中部隔水层（组） 底板埋深在 375m 左右，厚度 089.20 m，平均厚度 44.50 m。以浅灰、 浅灰绿、棕红色固结厚粘土为主，部分地段夹多层砂层，致密质硬，局部 含钙质、呈半岩化，在厚层粘土分布区，具有良好隔水作用。 红层 其厚度 052.04 m，平均厚度 6.64 m，以紫红色细砂岩为主，坚硬致密， 局部夹固结粘土 12 层，通过水 5、水 6 孔抽水试验并经流量测井均无水， 经本次补勘验证该层不含水，应作为隔水层。 （2）基岩含、隔水层 二迭系砂岩裂隙含水层（段） 含水分布在煤层和泥岩之间，裂隙局部发育，全矿井漏水钻孔 36 个， 主要漏水层位 11-2、 、23 及 25 煤顶板砂岩最多，经 7 次抽水试验资料：水 位标高 22.0727.096 m，q=0.00460.0872 l/s.m，K=0.01210.440 m/d，水质 ClNa 型，矿化度 0.851.85 g/l，水温 21260 ，富水性弱，以储存量为 主，补给水源有限。 各含水层之间，均有泥质类岩层间隔，相互之间无水力联系，即使被 断层分割，断层破碎带也因泥质类岩屑的重新胶结充填，而具有相对的隔 水作用。 煤底板隔水层段： 其厚 12.0821.37 m，平均厚度 16.44 m。岩性为泥岩，砂岩相间，在 自然状态下，对 1 煤底板太原组灰岩水能起隔水作用。 太原组石灰岩岩溶裂隙含水层（段） 中国矿业大学 2009 届毕业设计第 10 页 平均厚度 103.38 m，含灰岩 13 层，平均累厚 56.84 m，占组厚 55%， 其中 3、4、12 三层灰岩最厚，平均厚度为 7.52 m， 、11.03 m、12.01 m，占 灰岩总厚的 54%，其余均为薄层灰岩。灰岩之间为泥岩、砂岩及薄煤层， 地下水运动以层流为主。全区见灰岩钻孔 51 个，漏水孔 14 个，漏水孔率 27%，其中水 217 孔在 567.46568.94 m，见溶洞 1.48 m，属 11 层灰岩，其 它各孔漏水深度一般在 460497 m，多为溶蚀裂隙漏水。据水 1、七-八 5、 七-八 10、L12、水 217 等 5 孔抽水试验，水位标高 25.1826.91 m，q=0.01741.764 l/s.m，K=0.01899.97 m/d，水温 2936.50 ，水质 ClNa 型，矿化度 2.192.57 g/1，上述资料表明富水性中等，但分布不均一， 并处于停滞状态。 本溪组隔水层段 厚 3.055.40 m，平均 4.67 m，为浅灰色铝质泥岩，分布稳定，起相对 隔水作用。 奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层（段） 全区有 6 个钻孔揭露，厚度 14.54104.35 m，岩性为浅灰肉红色，致 密白云质灰岩，厚层状，漏水孔 2 个，漏水孔率 33%，据七-八 11 孔抽水 试验资料，水位标高 23.66 m，q=0.000369 l/s.m，水质 ClNa 型，矿化度 2.3 g/1，富水性极弱。 据区域资料，奥陶系总厚度约 250 m，上部为厚层角砾状灰岩，底部为 钙质页岩夹泥质灰岩。岩溶在中下部比较发育，如淮南老矿区，奥灰被松 散层覆盖的地段，因岩溶水被矿井排水疏干，在此段内，地表多处形成陷 落漏斗，并发生个别房屋倒塌，墙壁开裂等岩溶地质现象。据钻孔抽水试 验资料，q=0.011110.203l /s.m，富水性由弱至强。另据潘集勘探区奥灰中 下部层段抽水试验资料，q=0.20.585 l/s.m，富水性中等。鉴于本区奥灰隐 伏露头分布面积较大，富水性不均一，故水文地质条件不清。今后在矿井 水文地质工作中应加强防范措施。 2)矿井涌水量 矿井位于淮河南岸丘陵边缘，属山前倾斜平原地貌。矿井充水来源主 要以砂岩裂隙水、局部由降水通过初期塌陷裂隙带补给，补给量随季节和 塌陷裂隙的封闭情况而变化。此外，太原组灰岩水经过 1 煤底板裂隙进入 坑道，占矿坑总涌水量的 1675%，全区平均为 56%。发生底鼓水时，一般 在灰岩水头压力达 1.96Mpa 左右出现，但涌水量随着灰岩水位的降低而减 少。 矿井总涌水量（太原组灰岩水除外）在开采初期随开采面积扩大和水 中国矿业大学 2009 届毕业设计第 11 页 平延深而增加，但达到最大值时则涌水量趋于稳定或减少，除存在季节性 变化外，具有消耗储存量之特征。 经与煤系水文地质基本相似的新庄煤矿系统地质条件资料相比，预计 开采 8 煤层时，矿井平均正常涌水量为 136 m3/h，最大涌水量为 178 m3/h。 1.2.3 地质勘察程度地质勘察程度 报告利用了区内不同时期、不同勘探阶段和不同单位施工的钻孔 229 个，工程量 147367.14 m，其中水文孔 35 个，工程量 16664.66 m，抽(提) 水 26 次，利用各类样品 741 个；二维地震补充勘探测线 42 条，测长 185 km；三维地震 4462 个物理点；井巷见煤点、断层及断点 155 个。 在构造简单，煤层稳定较稳定的地质条件下，以有钻孔形成 400800 m 线距的基本勘探线，线上孔距一般不大于 500 m；线间一般都有加密孔。 高分辨率二维地震补充勘探，主测线距 300400 m（局部为 700800 m） ， 联络线距 400 mm，控制了 4-2 煤层露头至 13-1 煤层-720 m 水平范围内的构 造形态。在东一和西一采区进行的高分辨率三维地震，查明和基本查明了 两采区落差 5 m 以上断层，查出了一些落差小于 5 m 的断层和断点，控制 了煤层赋存形态。 矿区构造形态由二维、三维地震及钻孔进行控制；煤层厚度、结构、 煤质及其变化情况由钻孔控制；已经形成的线距及网度符合规范的规定 1.3 煤质特征 1.3.1 煤层煤层 区内含煤地层为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组 及上统上石盒子组。 石炭系太原组含煤 56 层，薄而不稳定，无开采价值，为非勘探对象。 二迭系山西组及上、下石盒子组，共含定名煤层 31 层，总厚 31.42 m，含煤系数为 4.3%，其中可采煤层 11 层，自下而上依次为 1、4- 2、5、6、7-1、7-2、8、11-2、13-1、16-1、17-1 煤层，可采煤层总厚 23.10 m，占煤层总厚的 73.5%。13-1、8、4-2、1 煤层为主要可采煤层，总厚 14.58 m，占可采煤层总厚度的 63.1%。 井田主要可采煤层 4 层，倾角 1015，平均 12。各主要煤层分 述如下： 1)13-1 煤层： 中国矿业大学 2009 届毕业设计第 12 页 为稳定的全区可采煤层，厚度 0.798.28 m，平均 3.72 m。上距 16-1 煤 层平均为 90.48 m。变异系数 30%，可采系数 100%。九线以西深部煤厚有 变薄趋势。结构较简单，含炭质泥岩或泥岩夹矸 12 层，底部一层夹矸普 遍发育，从西向东逐渐变厚，使煤层分叉，最大厚度 2.62 m；顶底板岩性 均为泥岩及砂质泥岩。 2)8 煤层： 为稳定的可采煤层，厚度 1.195.87 m，平均 4.25 m。上距 11-2 煤层平 均为 86.70 m。变异系数 27%，可采系数 99%。煤层结构简单，局部含炭质 泥岩夹矸一层。顶板以泥岩为主，八线以东多为砂岩及石英砂岩；底板为 泥岩及砂质泥岩。 3)4-2 煤层： 为区段稳定较稳定的全区可采煤层，厚度 04.33 m，平均 2.13 m。上 距 5 煤层平均 7.50 m，与下部发育的 4-1 煤层系合并、分叉关系。变异系 数 41%，可采系数 94%。补线以西煤层发育良好，厚度稳定，厚度 1.124.33 m，平均 2.46 m，变异系数 26%，为稳定区段；以东煤层厚度 02.80 m，平均 1.49 m，变异系数 58%，为较稳定区段。煤层结构简单， 局部含 12 层炭质泥岩或泥岩夹矸。顶板为泥岩及砂质泥岩，底板以泥岩 为主。 4)1 煤层： 为区段稳定较稳定的全区可采煤层，厚度 010.74 m，平均 4.48 m。 上距 4-2 煤层平均为 88.82 m。变异系数 57%，可采系数 95%。区内煤层厚 度大而稳定，七西线以西厚 09.29 m，平均 3.68 m，变异系数 60%，为较 稳定区段；以东厚度 010.74 m，平均 6.20 m，变异系数 37%，为稳定区段。 煤层结构较简单，局部含 12 层炭质泥岩或泥岩夹矸。顶板多为石英砂岩， 少量为泥岩、砂质泥岩及砂泥岩互层，底板为细砂岩及砂泥岩互层。 各主要可采煤层特征见表 1-2，各煤层顶底板岩石物理性质见表 1-3。 表表 1-2 主要可采煤层特征主要可采煤层特征 顶底板特性 煤层 煤层厚度 /m 均均 均均均均 煤层 间距 /m 煤层结构 （夹矸层数） 容重 /tm-3 稳定 程度 顶板底板 13-1 72 . 3 82 . 8 79 . 0 121.30稳定 泥岩及 沙质泥岩 泥岩及 沙质泥岩 8 25 . 4 52 . 5 98 . 2 53.65 11.40稳定泥岩泥岩 中国矿业大学 2009 届毕业设计第 13 页 表表 1-3 煤层顶底板岩石物理性质煤层顶底板岩石物理性质 1.3.2 煤质煤质 本区主要煤层煤质稳定，煤类较单一，为 QM，仅 1、4-2 煤层局部块 段有少量 1/3JM。特低低硫分、特低低磷、中灰分煤为主、中等发热量、 高熔灰分、富焦油。 各煤层煤质特征表见表 1-4。 表表 1-4 各煤层煤质特征表各煤层煤质特征表 1.3.3 瓦斯瓦斯 1)瓦斯区域预测的依据 58.88 4-2 13 . 2 33 . 4 0 121.35 稳定 较稳定 泥岩及 沙质泥岩 泥岩 88.82 1 48 . 4 74.100 121.40 稳定 较稳定 石英砂岩细砂岩 自然状态下抗压强度/Mpa 层位 岩石 名称一般变异范围 普氏硬度 系数 比重 容重 /tm-3 泥岩64.1542.05105.856.42.662.65 13-1 号煤顶板 沙质泥岩99.0547.05123.759.92.632.58 泥岩53.9523.45121.855.32.752.63 13-1 号煤底板 沙质泥岩73.5540.05107.657.32.652.59 8 号煤顶板泥岩49.0536.4564.054.92.692.40 8 号煤底板泥岩42.5621.7562.154.22.662.47 Mad /% Ad /% Vdaf /% St,d /% Pd /% Qb,d /MJ-1煤层 原煤原煤精煤精煤原煤精煤原煤 0.67-3.10 12.00-36.74 6.95-13.77 37.56-46.05 0.15-0.65 0.0017-0.0781 20.89-30.53 13-1 1.57(43)20.24(43)9.21(40)41.77(37)0.26(32)0.0285(20)27