采矿工程毕业设计（论文）-曹村矿1.5Mta新井设计（全套图纸）.docx

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 矿区地理位置11.1.2 矿区气候条件11.1.3 矿区地貌、水文情况11.1.4矿区地震21.2 井田地质特征21.2.1 以往地质报告及勘探工作简况21.2.2 煤系地层31.2.3 井田地质构造61.2.4 水文地质特征71.3 煤层特征91.3.1 可采煤层91.3.2 煤的特征121.3.3 其它有益矿产141.3.4 瓦斯，煤尘及自燃162 井田境界与储量172.1 井田境界172.1.1 井田范围172.1.2 开采界限172.1.3 井田尺寸172.2 井田地质勘探172.2.1 勘探类型172.2.2 钻孔分布及储量等级圈定172.2.3 最小可采厚度182.3 矿井地质储量182.3.1 储量计算基础182.3.2 矿井地质储量计算192.3.3 矿井工业储量计算202.4 矿井可采储量202.4.1 井田边界保护煤柱212.4.2 工业广场保护煤柱212.4.3 风井保护煤柱222.4.4 大巷保护煤柱222.4.5 矿井可采储量233 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限243.1 矿井工作制度243.2 矿井设计生产能力及服务年限243.2.1 确定依据243.2.2 矿井设计生产能力243.2.3 矿井服务年限243.2.4 井型校核254 井田开拓264.1 井田开拓的基本问题264.1.1 确定井筒形式、数目、位置264.1.2 阶段划分和开采水平的确定284.1.3 井田划分294.1.4 主要开拓巷道294.1.5 开拓方案比较294.2 矿井基本巷道374.2.1 井筒374.2.2 井底车场及硐室424.2.3 大巷434.2.4 巷道支护475 准备方式采区巷道布置485.1 煤层地质特征485.1.1 采区位置485.1.2 采区煤层特征485.1.3 煤层顶底板岩石构造情况485.1.4 水文地质495.1.5 地质构造495.1.6 地表情况495.2 采区巷道布置及生产系统495.2.1 采区位置及范围495.2.2 采煤方法及工作面长度的确定495.2.3 定采区内各种巷道的尺寸、支护方式及通风方式495.2.4 煤柱尺寸的确定495.2.5 采区巷道的联络方式505.2.6 采区内区段的接替顺序505.2.7 采区生产系统505.2.8 采区内巷道掘进方法515.2.9 采区生产能力及采出率515.3 采区车场及主要硐室535.3.1 确定采区车场形式535.3.2 采区主要硐室布置546 采煤方法566.1 采煤工艺方式566.1.1 采区煤层特征及地质条件566.1.2 确定采煤工艺方式566.1.3 回采工作面参数576.1.4 回采工作面破煤、装煤方式576.1.5 回采工作面设备选型596.1.6 采煤工作面支护方式626.1.6 端头支护及超前支护方式656.1.7 放顶煤参数确定666.1.8 各工艺过程注意事项676.1.9 采煤工作面正规循环作业686.2 工作面回采巷道布置726.2.1 回采巷道布置方式726.2.2 回采巷道参数727 井下运输777.1 概述777.1.1 井下运输设计的原始条件和数据777.1.2 矿井运输系统777.2 采区运输设备选择777.2.1 工作面及运输平巷运输设备的选择777.2.2 采区辅助运输设备的选择787.2.3 运输能力验算817.3 大巷运输设备选择817.3.1 轨道大巷运输设备的选择817.3.2 运输大巷运输设备的选择838 矿井提升858.1 矿井提升概述858.2 主副井提升858.2.1 主井提升858.2.2 副井提升设备选型889 矿井通风及安全909.1 矿井通风系统的选择909.1.1 矿井通风系统的基本要求909.1.2 矿井通风系统的确定909.1.3 采区通风方式的选择929.1.4 工作面通风方式939.1.5 回采工作面进回风巷道的布置949.2 矿井风量计算949.2.1 通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定949.2.2 采煤工作面所需风量计算999.2.3 备用工作面风量的计算1009.2.4 掘进工作面所需风1009.2.5 硐室需风量计算1019.2.6 其他用风巷道的需要风量计算1019.2.7 矿井总风量计算1029.2.8 风量分配及风速验算1029.2.9 通风构筑物1049.3 矿井通风阻力计算1059.3.1 计算原则1059.3.2 矿井最大阻力路线1059.3.3 矿井通风阻力计算1059.4 选择矿井通风设备1099.4.1 选择主要通风机的基本原则1099.4.2 通风机风压的确定1109.4.3 主要通风机工况点1129.4.4 主要通风机的选择及风机性能曲线1129.4.5 电动机选型1139.5 安全灾害的预防措施1149.5.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施1149.5.2 预防井下火灾的措施1159.5.3 防水措施11510 矿井基本技术经济指标116参考文献专题部分深井巷道支护技术初探1191 前言1192 深井巷道破坏机理及支护形式典型破坏分析1192.1 深井巷道破坏机理1192.2 深井巷道支护形式典型破坏分析1213 深井巷道控制1223.1 深井巷道围岩控制1223.2 深井巷道支护关键技术浅析1234 深井巷道支护技术实例1264.1 让压、均压基本理论和锚杆研究设计1264.1.1 让压、均压支护基本理论1264.1.2 有让压装置锚杆支护系统的特性曲线设计1274.1.3 让压均压环锚杆设计1274.1.4 杆及配件质量控制1284.2 深井卸压孔技术应用1304.2.1 卸压机理1304.2.2 工程应用1305 结论132翻译部分英文原文134中文译文142致谢154一般部分中国矿业大学2012届本科生毕业设计（论文） 第42页1 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 矿区地理位置本井田位于山西省临汾市北部霍州市东南约7km处，其地理坐标为东经：1114411148，北纬36313633。2001年12月换领采矿许可证，证号为1000000140179，有效期30年，自2001年12月至2031年12月。2002年换领生产许可证，证号为G040000003Y1G1，有效期6年，自2002年10月29日至2008年12月31日。井田范围全套图纸，加153893706由以下11点圈定，其坐标为：1X=4045530.00 Y=19571790.002X=4042795.00 Y=19568055.003X=4043180.00 Y=19567010.004X=4043460.00 Y=19566955.005X=4043440.00 Y=19566500.006X=4043350.00 Y=19566300.007X=4042930.00 Y=19566300.008X=4042750.00 Y=19565950.009X=4046270.00 Y=19566780.0010X=4046330.00 Y=19568530.0011X=4046950.00 Y=19570413.00井田东西长约 2.14.9km，南北宽约 2.5 4.4km，面积12.1706km2。井田内有铁路专用支线4.5km，与其西约4km处的南同蒲铁路在辛置车站接轨。辛置车站北距太原221km，南距陇海线孟塬车站307km。矿区公路往西延伸4km与太（原）三（门峡）公路、矿区东北部15km的大（同）运（城）高速公路相连，矿区公路已与相邻井田的公路构成网络，交通极为方便（图1-1-1）。1.1.2 矿区气候条件本区属暖温带季风型大陆性气候，四季分明，温差较大，雨量集中。春秋干燥，风沙较大，夏季酷热多雨，冬季寒冷干燥。日平均气温78月最高，达40，12月下旬次年1月最低，为-20，年平均气温12。日最大降水量137mm，年平均降水量454mm，年平均蒸发量1752mm。11月15日前后开始结冰，次年3月初解冻，冻土深度670mm，无霜期180天。1.1.3 矿区地貌、水文情况本井田位于临汾盆地北部霍山与吕梁山间的峡谷地带，属切割强烈的黄土丘陵地貌，由东西向的沟、梁相间组成。区内最高点位于井田北部青郎坪，标高为783m，最低点位于西南部宋庄，标高为606m，相对高差为177m。井田内以黄土塬、梁地貌为主，青郎坪以东为黄土塬、四周已被剥蚀。在宋庄沟等之间为黄土梁，其上因强烈侵蚀而发育为峁或羽状“V”形小沟谷，沟壁上悬沟明显，溯源侵蚀剧烈，基岩一般出露在大沟的南坡，因其抗侵蚀能力较强，使大沟谷多呈南坡陡，北坡缓的不对称形态。在较大沟谷内形成侵蚀堆积阶地；一级阶地高出河床约10m，下部为砾石层，上为黄色粉砂质土，北坡阶梯状明显。二级阶地高出沟底30m左右，零星分布在图1-1-1： 曹村矿交通图沟谷两侧，但北侧较发育，以浅灰色粉砂为主，间夹薄层细砂层，底部有时有砾石层。区内河流属黄河支流汾河水系。汾河从井田西侧约4km处自北向南流过。井田内大沟谷为季节性水流，平时为干谷，有的有泉水补给，但流量微小，雨季水量聚增，形成洪水激流。1.1.4矿区地震本区位于我省临汾原平强震带，在霍州、洪洞一带发生5级以上地震多起。其中公元前646年洪洞县赵城发生5级地震，震中烈度为级。1303年9月25日洪洞、赵城一带发生8级地震，震中烈度度。据历史记载，在赵城、洪洞、临汾三县地裂成渠，村堡移徒，压死者20余万人，伤数十万人。据中国地震烈度区划图，山西部分和山西省地震动峰值加速度区划图，GB（183062001）图A1，本区地震烈度为V，动峰值加速度（g）为0.20。1.2 井田地质特征井田东西长约 2.14.9km，南北宽约 2.5 4.4km，面积12.1706km2。1.2.1 以往地质报告及勘探工作简况本井田位于霍西煤田霍州矿区东部，20世纪30年代中、外著名学者，如王竹泉等在包括本区在内的霍西煤田进行过地质调查，地质勘探工作始于20世纪50年代。19561958年山西煤田地质勘探144队（以下简称144队）先后在赤峪勘探区进行过概、普、详、精查勘探，至1958年7月共施工钻孔26个，进尺7355.07m，提交了赤峪勘探区精查地质报告。1958年山西煤矿设计院将赤峪勘探区一分为二，北部为下乐坪井田，南部为南垣井田。后144队又施工钻孔4个，进尺571.78m。1962年对赤峪勘探区精查地质报告进行了复审，认为勘探密度不够，高级储量区构造控制不足等降为详查，并注销其储量。144队又分别于19631964年和19811983年在南垣井田和下乐坪井田进行精查勘探，提交南垣井田精查地质报告和下乐坪井田精查地质报告。霍州矿务局分别于19761977年和19821983年在南垣井田东北边缘和曹村平峒西段沿线进行钻探施工。以上在曹村井田范围内共施工钻孔76个，边界附近利用钻孔10个，钻探总进尺23823.0m，并完成相应的水文地质、地形地质填图等工作。1992年5月西安矿业学院和霍州矿务局曹村煤矿对煤矿投产以来积累的矿井地质工作成果进行系统总结，并进行野外地质调查，编制了霍州矿务局曹村煤矿生产矿井地质报告（以下简称1992年矿井地质报告）。1.2.2 煤系地层本井田主要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，兹自下而上分叙如下：（1）石炭系中统本溪组（C2b）该为陆表海海湾沉积，岩性下部为山西式铁矿及灰色铝质泥岩夹薄层粉砂岩，局部为具鲕状结构的铝质岩，为泻湖海湾沉积。中部为灰色团块状铝质泥岩夹薄层细砂岩，12层不稳定的生物碎屑灰岩及13层极不稳定的薄煤层，其中12号煤层为不稳定的局部可采煤层。上部以黑色泥岩和粉砂岩为主，夹一层不稳定的生物碎屑灰岩。厚度为538m，平均13.5m。（2）上统太原组（C3t）该为陆表海沉积，岩性由砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层和生物碎屑灰岩组成。本组含K4、K3、K2、K1标志层和13层煤层，其中可采及局部可采煤层5层，即5、6、9、10、11号。厚度为61.5100m，平均81.5m，厚度变化呈东西向条带，南北两端厚，中部薄。K1为浅灰色中、细砂岩，局部为粗砂岩，具波状层理或斜层理，为浅水三角洲河道环境沉积。厚0.3010.0m，极不稳定。K2为深灰色生物碎屑灰岩，上部质纯，中部夹燧石结核层，厚0.22.3m，一般为1.0m，下部夹有灰黑色泥岩，具水平层理，厚7.011.50m，平均9.59m，全区稳定。K3为灰深灰色厚层状生物碎屑灰岩，局部相变为灰白色细砂岩。厚7.0711.68m，平均9.67m。K4为灰色深灰色生物碎屑灰岩，夹燧石结核。厚度变化，由南往北增厚，北部厚度大，且稳定性好，厚06.8m，平均2.3m。K2、K3、K4均为浅海台地环境沉积。（3）二叠系下统山西组（P1s）该为冲积平原沉积。岩性由砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成。本组含K7 图1-2综合地质柱状图标志层和可采煤层（2号）及13层极不稳定的不可采煤层。厚度为9.536.0m，平均为24.0m，厚度变化为中部较厚，向南北两侧及西部变薄。K7为浅灰灰色薄中层状细粒岩屑杂砂岩，层位比较稳定，厚度变化较大，最厚可达10.7m，平均2.9m，向西北部增厚。具小波状或水平层理，局部相变为中粒砂岩或粉砂岩，为浅水的支汊河道环境沉积。1.2.3 井田地质构造一、区域构造霍西煤田为夹在吕梁和霍山两个北东或北北东向的复背斜之间的复向斜，按山西省区域地质志，跨越2个级区划单元，即吕梁块隆和临汾运城新裂陷。主体部分属前者的阳泉曲汾西盆状复向斜和 香太林南北向褶带（级），东南部属后者的洪洞临汾凹隆（次级单元）。煤田内曹村井田位于洪洞临汾凹隆中，属霍州矿区，发育有一系列左行斜列的北北东向北北西向的次级短轴褶曲，因断层切割已失去原有完整的褶皱形态。阳泉曲汾西盆状复向斜东南侧有一条走向北北东，断层面东倾的左旋走滑正断层，为罗云山断层，西盘上升，东盘下降，在罗云山附近落差300400m，为临汾新裂陷的西北界。霍山与洪洞临汾凹隆之间发育有霍山断层，为断层面西倾的左旋走滑正断层，走向近南北，断层带宽20m以上，断层面倾角5470，延伸甚远，地表所见达80km，在霍山主峰落差达3000m，为临汾新裂陷的东北界。霍山断层和罗云山断层分别构成霍州矿区主体部分的东界和西界。矿区内断裂十分发育，在边界大断层之间集中有一系列规模较大（落差70260m）的正断层，构成阶梯状断陷或地堑、地垒相间的构造格局，如：下团柏断层、赤峪断层、上团柏断层、张端断层、万安断层等，均为走向NNENE的右旋走滑正断层。与这些较大断层平行或斜交的中、小断层极为发育。霍州矿区北缘与灵石复背斜（又称韩侯横向隆起）交界带发育有一系列向南倾斜的近东西向高角度正断层，其中什林断层为左旋走滑正断层，走向近东西，倾向南，落差30350m。霍西煤田区域构造形成于中生代燕山运动，在左旋力偶作用下，使吕梁、霍山隆起，并在其间产生罗云山、霍山等NENNE向左旋平移断层。喜马拉雅运动在右旋力偶作用下，NESW拉张应力使罗云山、霍山断层反向发展为地堑下落，铸成运城临汾新裂陷。二、井田构造本井田位于赤峪断层东侧上升盘，井田构造总体为走向北西，倾向北东的挠折式单斜。井田西部靠近赤峪断层，即上平层，因受右旋剪切力偶的控制，以近东西向或北北东北东向次级开阔褶曲为主体，走向NNENE向为主的正断层十分发育为其主要特征，构造复杂。井田东部，即下平层构造简单，为平缓单斜。1褶曲本井田褶曲轴向为北北东向和近东西向，另外还发育一条NW3050方向延伸的挠折带。北北东向褶曲：在靠近赤峪断层发育一条NNE向背斜，其轴线位于赤峪断层东侧，与赤峪断层平行延展，轴向NE6左右，两翼倾角46，西翼狭窄，东翼宽阔，并在东侧发育一条与其平行的次级向斜，波幅仅515m。表明该组褶曲形成于赤峪断层。之前，为夹在霍山断层和罗云断层之间受NESW向右旋力偶作用的产物，为其主体构造。近东西向褶曲：本井田近东西向背向斜有7条，轴向为NWWSEE，或NEESWW，两翼地层倾角49，波幅520m，表明为次级宽缓的短轴褶曲，是两个区域性左旋平移断层反向活动的产物。北北东向和近东西向两组褶曲叠加后，背斜相叠形成隆起，向斜相叠形成凹陷。挠折带：位于井田东中部，走向NW，倾向NE，其上转折端在221下-37下-42202号钻孔一线，下转折端在下-47下-43下-38下-34号钻孔一线，其宽度约450m。地层倾角上平层约为6，至转折端突然变陡为15左右，下平层减至5左右，总体为一倾向NE的平缓单斜。该挠折带跨越井田边界后有向NW、SE方向继续延伸的趋势。2断层井田内无断层。1.2.4 水文地质特征霍州矿区位于吕梁复背斜、霍山复背斜之间，北部为韩候横向隆起带。吕梁山、霍山在矿区东西两侧沿NNE向展布，奥陶系石灰岩大面积裸露，形成了广泛的奥陶系石灰岩岩溶水补给区，两山之间的汾河两岸及河谷地带则成为其径流、排泄区。本井田位于河谷地带的东部靠近霍山断层的一侧。按照水文地质单元本井田位于郭庄泉域东南，为径流区。霍州市南约7km处的郭庄至东湾村一带的泉群，为其排泄区。泉群分布面积，南北长1.2km2，东西宽约400500m，面积约0.5km2，计有大小泉点60多个，以散泉的形式分布于汾河河谷及冲积层岸边，泉水出露标高为510512m，19561975年平均流量为8.36m3/s，最大约为10m3/s（1964年），最小约为6.8m3/s（1975年）。1972年霍州电厂建成投产后，在泉口开发利用岩溶水和泉域内开采井增多，人为活动及降水量减少等原因，19851995年泉水平均流量约6.3m3/s，1999年泉水流量降至2.83m3/s。郭庄泉域西以紫荆山大断层和吕梁山前寒武系地表分水岭为界，东以汾介大断层和霍山大断层为界，北以汾西向斜翘起端，吕梁南馒头山、将军山前寒武系古老变质岩和地表分水岭为界，南以下团柏断层和万安断层为界。泉域面积5600km2，其中碳酸盐岩裸露面积1400km2，碎屑岩面积2030km2，松散岩面积2170km2。该泉域内主要含水地层为张夏组岩溶裂隙含水层（2z）、亮甲山组裂隙岩溶含水层（O1l）、下马家沟组岩溶裂隙含水岩组（O2x2）、上马家沟组岩溶裂隙含水岩组（O2s2）、峰峰组裂隙溶含水层（O2f2）、太原组石灰岩层间裂隙含水层（C3t）等。该泉域断裂十分发育，近东西向，近南北向、北东向和北北东向断层相互切割，小断层密集、陷落柱也很发育，水文地质条件十分复杂。霍州矿区煤层埋藏较深，水压高达200600m，带压开采是北方岩溶大水矿区之一。本井田东部存在带压开采突水难题。据区域资料，奥陶系岩溶水等水位线表明地下水径流流向与地表水具有一致性。在赤峪断层以东包括本井田，地下水径流总体上是从东、南东、北东向本井田中央水仓处排泄。（1）第四系砂、砾孔隙含水岩组该含水层组自上而下又可分为3个含水层。1）第四系全新统砂、砾孔隙含水层该分布于现代河、沟谷的河床、河漫滩及I级阶地上。由冲洪积砂砾组成，较大河、沟谷多具二元结构，厚532m，潜水埋藏深度14m。局部地下水以泉的形式出露。泉流量为0.37.29L/s。水井抽水量4.4217.56L/s，单位涌水量为2.06.22L/sm，渗透系数（K）为6.022.8m/d，故属富水性强的含水层。一般规律是水流形成的含水厚度越大，范围越广，透水性越好，则富水性相对越丰富。在丘陵支沟中该含水层直接接受大气降水和沟谷溪水侧向补给，以潜流形式向下游流动。最后直接以泉的形式排泄到溪沟之中。该埋藏浅，与外界循环转换快，水位、水量、水温等因受外界影响，具有季节性变化的特征。水质为HCO-3Ca+型，矿化度小于1g/l。2）第四系上更新统砂、砾石层孔隙含水层该主要成条带状分布于现代河床、河谷两岸的级阶地。含水层上部为浅黄色粉砂土，中部为砂夹薄层砾石，下部洪冲积砂、砾石层夹砂质透镜体。总厚约2060m，下部砂、砾层厚约20m。潜水埋藏深度0.621.17m，一般67m，单位涌水量（q）为0.57L/sm，渗透系数（k）为7.53m/d，富水性中等。由于距离地表近，具有季节性变化的特点。3）第四系中更新统砂、砾孔隙含水层该埋藏于地表之下，分布普遍。由细粉砂土和砂质粘土组成，总厚约140m，其上段（厚约60m）底部发育一层砾石层，厚约10m，层位稳定，接受东部霍山山麓潜水补给，含水丰富，大部分地区具有承压性质。如下8号钻孔在孔深38.048.96m揭露此层，地下水涌出地表12.77m，即50.7761.73m的承压水头，涌水量达4.1L/s，钻孔单位涌水量（q）为0.336L/sm，属富水性中等的承压含水层。由于补给区分布较远，上面又有几十m隔水层封闭，受外界影响较小，季节性变化甚微。水质为HCO-3Na+、Ca+、Mg+型，矿化度小于1g/L。（2）第三系砂、砾岩夹泥灰岩裂隙含水岩组该分布广泛，在沟谷中有条带状或零星出露，总厚约79.5m，其中上段厚约12m，下段厚约67.5m。底部含淡水灰岩和小砾石层，厚约4.5m，为第一含水带。其上以亚砂土为主夹亚粘土，再往上为砂、砾层和不连续的结核层，即为第二含水带。该层水位埋深1.29.3m，泉流量1.358.56L/s，辛置水源孔钻孔单位涌水量（q）为6.25L/sm。下乐坪精查报告中31、21号钻孔基岩风化带和N2混合抽水资料，单位涌水量（q）分别为0.0435L/sm和0.0121L/sm，渗透系数（K）为0.392m/d和0.0573m/d，静水位654.18m和669.33m，比含水层顶界高出146.86m和73.94m。表明该含水层具承压性质。水质为HCO3-SO3-2Na+Ca+2型，矿化度小于1g/L。（3）二叠系砂岩裂隙含水岩组本区该主要为下石盒子组和山西组，上覆地层被剥蚀，厚约130m，含K7、K8、K9砂岩层，总厚2.5037.65m，平均13.21m。该分布广泛，富水性小。据南-25号孔与泥灰岩混合抽水试验，单位涌水量q为0.018L/sm，渗透系数（K）为0.164m/d，204号孔注水试验，单位涌水量（q）为0.0082L/sm，渗透系数（K）为0.058m/d。矿井出水点涌水量一般为0.1670.444L/s，泉流量多为0.051.78L/s。泉出露标高最大为618.8m，下-31号孔静水位为586.27m，具承压性质。水质为CL-SO4-2Ca+2型，矿化度0.301g/L，PH为8。（4）石炭系石灰岩间夹砂岩裂隙岩溶含水层岩组该总厚6.1799.7m，平均81.0m，主要含K2、K3、K4灰岩，灰岩总厚7.123.4m，平均14.4m，其次为砂岩。8号煤层上部砂岩上升泉标高为629.8m。该分布广泛，富水性极小。据钻孔抽水试验，204号孔（K2）单位涌水量（q）为0.0072L/sm，渗透系数（K）为0.0278m/d，静止水位593.40m；南-5号孔（K2+K3）单位涌水量（q）为0.0017L/sm，渗透系数（K）为0.0064m/d，静止水位610.21m；A1号孔（K2+K3+K4）q为0.00635L/sm，K为0.0765m/d，静止水位630.43m，均具承压性质。水质为HCO3-SO4-2或SO4-2HCO3-型，矿化度小于1g/L。（5）奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水岩组据区域资料，奥陶系总厚约730余米，本区揭露厚度约133200m，为中统，井田内剥蚀面（顶面）标高，最高点为548m，位于西南，向东北倾斜，最低点为150m（图52）。该统可划分2个含水组共3个含水带。第一含水组含2个含水带，从上往下：第一含水带为06m，为风化裂隙带，岩芯破碎，裂隙发育，溶洞率达1435%。该是全区较稳定的一个带。第二含水带1017m，为裂隙溶洞带，厚约10m。两带之间石灰岩较致密，岩溶裂隙不发育。第二含水组，即第三含水带3040m，石灰岩不纯，见有小溶孔。在两个含水组之间，为泥灰岩、石膏及白云质灰岩等，俗称石膏带，裂隙不发育，为相对隔水层。曹村矿井下突水量1983年为59.72L/s，1985年5月26日为123.06L/s。在下煤组500m水平大巷掘进奥陶系石灰岩岩巷180m时，涌水量达102.8111.1L/s，静止水位标高518.35m，出水点标高平均为505.82m，两者相差12.53m，按水位降落计算，单位涌水量为8.218.71L/sm。表明其富水性丰富。从上述钻孔和突水点的分布位置来看，本区该含水层的富水性在平面上可划分为3个带，即南部富水性中等，中部富水性丰富，北部富水性小。水质为HCO-3SO4-2Ca+2Mg+2型或HCO3Ca+2Mg+2型，矿化度为1g/L，或0.412g/L。本矿2003年生产原煤85.6万t，日产原煤2345.21 t。涌水量为274m3/h，富水系数为2.8m3/t，1999年矿井涌水量较大，全矿年产原煤78.1万t，涌水量为420m3/h，富水系数为4.7m3/t。全矿生产能力达90万t（日产量为2465.8 t）以后，全矿预计涌水量为287.7482.7m3/h。1992年矿井地质报告预算矿井涌水量上煤组为248m3/h，下煤组为274.36m3/h，奥陶系岩溶水疏水量为465m3/h，水位降深为110m时的涌水量为1003.01743.6m3/h。1.3 煤层特征1.3.1 可采煤层本区含可采和局部可采煤层为2、2下、4、5、6、7、9、10、11、12号，其中2、9、10、11号为主要可采煤层，5、6、7、12号为大部或局部可采煤层，2下、4号为极不稳定的局部可采煤层。兹将可采和局部可采煤层从上往下分述如下，它们的厚度、结构及间距等列入表1-3-1。表1-3-1 可采煤层特征表地层编号煤层厚度(m)最小最大平均间距最小最大平均夹石层数(层)顶板岩性底板岩性稳定性山西组P1S21.80-7.315.370.92-5.764.3203泥岩、粉砂岩、中砂岩泥岩、砂质泥岩稳定2下0-0.950.790-2泥岩、粉砂岩泥岩、砂质泥岩极不稳定7.53-17.1211.66太原组C3t40.30-0.930.560-1碳质泥岩泥岩、粉砂岩极不稳定2.62-6.835.4150-1.720.7402泥岩、砂质泥岩泥岩、砂质泥岩不稳定2.0-7.24.560-1.500.8401泥岩、砂质泥岩泥岩、砂质泥岩不稳定13.8-26.221.770-0.980.4401粉砂岩、泥岩、砂岩粉砂岩、泥岩、砂岩极不稳定15.5-32.724.490.65-1.600.900石灰岩泥岩、砂质泥岩稳定2.560.77101.34-3.052.5403泥岩、砂质泥岩砂岩、泥岩砂质泥岩稳定6.68-15.639.08111.25-6.994.0003泥岩、砂质泥岩、砂岩泥岩、砂质泥岩、石英砂岩稳定3.0-16.49.4本溪C2b120-1.450.9004石灰岩、粉砂岩、泥岩铝质泥岩、泥岩极不稳定（1）2号煤层该位于山西组中部，距山西组底砂岩（K7）约1.39.7m，平均13.4m。煤层厚度稳定，局部受河道砂岩的冲刷（建造内冲刷）形成NE向的厚度变薄带，西部因风化剥蚀厚度变薄乃至尖灭。煤层稳定，厚1.807.31m，平均5.37m，煤层结构较复杂，含夹石03层，夹石厚0.050.5m，为富含碳质泥岩或粉砂质泥岩，全区可采。（2）2下号煤层该位于山西组中部，2号煤层之下的薄而极不稳定的零星可采煤层。煤厚变化明显，东北部厚度较大，西南部厚度较小，西部尖灭。煤厚为00.95m，平均0.79m。含夹石02层，夹石层0.050.2m，为碳质泥岩或泥岩。（3）9号煤层该位于太原组下部，K2灰岩直接覆于该煤层之上。煤层厚度变化自西或西北向东或东南逐渐加厚，除中西部出现小面积不可采外，其余绝大部面积为可采区，部分地段与10号煤层合并。煤层稳定，基本可采，煤厚0.651.60m，平均0.90m（图42）。煤层结构简单，一般不含夹石。（4）10号煤层该位于太原组下部9号煤层之下。煤层厚度稳定，西部较厚，东北部局部变薄，但均在1.3m以上。煤厚1.463.02m，平均2.54m（图42）。煤层结构较复杂，含夹石03层，夹石厚度0.020.72m，平均0.15m，全区可采。（5）11号煤层该位于太原组底部10号煤层之下。煤层厚度自西向东变薄，但均在1.10m以上，煤层稳定，全区可采，煤厚1.426.99m，平均4.00m。煤层结构较复杂，含夹石03层，夹石厚度0.010.19m。本区含煤地层空间展布稳定，标志层明显，各煤层层位稳定，煤层及其间距变化不大，易于对比。煤层对比方法以标志层为主，同时考虑煤层本身的特征。2号煤层位于山西组中部，K7砂岩之上，K8砂岩之下。这两层砂岩层位稳定，可作为对比2号煤层的标志层。另外2号煤层厚度、结构也是良好的对比标志。故2号煤层对比可靠。2下号煤层位于2号煤层之下，为极不稳定的局部可采煤层。4、5、6号煤层位于K7砂岩之下，K4灰岩之上，这两层标志层层位稳定，特征明显也是煤层对比的重要标志层。5、6号煤层为2层不稳定的薄煤层，两者呈上、下关系，5号位于K7之下，6号位于K4之上，两者易于区别。4号煤层位于5号煤层之上，为极不稳定的局部可采煤层。7号煤层为夹在K4、K3标志层之间的薄煤层，其上、下各有一层薄煤层，但均不可采，易于对比。9、10号煤层位于K2灰岩之下。该石灰岩特征明显，层位稳定是良好的煤层对比标志层。9、10号煤层呈上、下关系，前者为薄至中厚煤层，后者为中厚煤层，两者易于区分。其间距为0.12.6m，平均0.8m。故9、10号煤层对比极为可靠。11号煤层为太原组最下部的一层中厚煤层，距10号煤层6.715.6m，全区稳定可采。可以其层位，厚度和稳定性确定。故该煤层对比也可靠。12号煤层位于本溪组中上部，其顶板为一层不稳定的薄层石灰岩，为极不稳定的薄煤层。在本溪组中有13层不稳定薄煤层，12号煤层顶部石灰岩厚度薄，不稳定，煤层对比标志不明显，故12号煤层对比可靠性较差。1.3.2 煤的特征（1）物理性质本区各煤层物理性质极为相似，颜色及粉色均为黑色，硬度较小，以2号煤层为最小，10号煤层相对较大，9、11号煤层次之。煤的真相对密度，2号煤层为1.63，纯煤为1.53；10号煤层为1.33，纯煤为1.16；11号煤层为1.32，纯煤为1.24。（2）显微煤岩特征、煤岩组分及宏观煤岩类型1）2号煤层该以暗亮煤、微暗煤居多，次为微亮煤。显微组分一般以镜质组、半镜质组为主，占5575%，其中后者占510%。稳定组份占1%以下，常见小孢子。其余为丝炭组和半丝炭组。矿物含量中等，以粘土矿物为主，分散于有机基质中。煤岩组分主要为亮煤、暗煤。以半亮型为主，半暗型次之。具稀疏的线理状结构，断口较平整，内生裂隙不发育。2）5、6号煤层，该以微亮煤和微暗煤为主，显微组分以镜质组、半镜质组为主，占6580%，主要为无结构镜质体；稳定组一般不多，个别样品含量高达7.3%，其余为半丝炭组。矿物含量较大，占12.557.2%，以粘土矿物为主，往往以似层状、透镜状或细分散状分布于有机基质中。煤岩组分5号煤由镜煤、亮煤及暗煤组成，为半亮型、光亮型，6号煤以镜煤，亮煤为主，夹少量暗煤及丝炭，为光亮型、半亮型。具条带状结构、玻璃光泽、节理裂隙发育。3）9、10号煤层，该以微亮煤、微镜煤、微暗煤组合特征。显微组分以镜煤、半镜煤为主占70%以上，丝炭少于30%。矿物含量一般在15%以下，以粘土矿物为主，常为透镜状、层状；黄铁矿为小结核状或颗粒状，还有少量石英碎屑。煤岩组分由镜煤，亮煤及暗煤组成，为光亮型煤，10号煤个别为暗淡型。具中细条带状，水平层理、玻璃光泽，棱角状断口，裂隙较发育。4）11号煤层，该以微亮煤，微镜煤、微亮暗煤组合为特征。显微组分镜质组及半镜质组占70%左右，丝质组占30%左右。矿物含量占19%左右，以粘土矿物为主，多呈浸染状或透镜状，黄铁矿含量低于9、10号煤。煤岩组分主要由镜煤、亮煤、暗煤组成，为光亮型暗淡型。具稀疏的线理状结构，裂隙不发育。5）12号煤层，该镜质组和半镜组含量占80%以上，丝炭组占20%以下。煤岩组分主要由镜煤、亮煤、暗煤组成，为光亮型半亮型。具玻璃光泽，裂隙较发育。（3）化学性质及工艺性能本区主要可采煤层煤质分析试验成果列入表1-3-2。由表1-3-2可知，本区各层煤水份（Mad）变化不大，平均含量原煤在0.871.12%。灰分产率变化也不大，原煤平均灰分（Ad）以中灰为主，属中灰的有2、5、10、11、12号煤，属低中灰有7、9号煤层，6号煤稍高于30%，为高中灰。个别钻孔原煤灰分40%，视采样问题，不参与评价。经过洗选后，各层煤灰分都能降到10%以下。全硫平均含量，2号煤为特低硫，11号煤为低硫，5、6、7号煤为中高硫，9、10号煤为高硫，经洗煤后，硫分略为降低。各煤层的挥发分基本上变化不大，从上到下略有减小的趋势。表1-3-2主要煤层煤质分析试验成果表煤层Mt(%)Mad(%)Ad(%)Vdaf(%)St.d(%)Qgr.d(MJ/kg)Fcd(%)Y(mm)焦渣特征煤类2原2.07-3.493.240.91-1.030.998.19-38.5123.3529.53-35.7331.440.33-1.690.3423.96-27.1525.4549.75-54.0152.325-65.9FM1/3JM洗0.38-1.360.864.98-10.257.9530.22-34.4231.630.30-1.260.4315.5-36.525.72下原0.71-1.221.0212.77-29.4425.6231.22-36.5834.701.26-3.602.3935.4126.5-43.037.42QFFM洗0.80-1.250.927.29-13.749.6330.07-35.1235.790.35-1.290.994原0.75-1.501.0917.38-26.3023.3632.29-35.1233.720.61-3.342.2435.31FM洗0.78-0.880.848.36-11.1210.0032.10-34.6333.550.51-1.391.0631-3935.675原0.63-1.701.0715.85-36.0224.2030.37-36.1133.780.69-7.912.8624.51-26.1225.27FM1/3JM洗049-1.470.906.87-13.009.9028.99-36.7333.300.78-24.301.2024.0-43.034.56原0.58-1.581.0115.18-39.8830.8624.41-38.2433.121.33-4.542.2924.30-24.7624.54QFFM1/3JM洗0.54-1.280.857.91-24.3012.4525.00-38.3534.820.37-2.780.9423.0-45.037.87原0.54-1.300.9010.67-27.4818.7030.96-36.3733.802.75FM洗0.51-1.100.706.84-11.639.4030.96-36.3733.801.10-1.851.3634.5-41.039.39原0.39-2.240.878.68-28.2117.1627.17-39.2530.191.99-5.133.2323.80-25.5224.96FMJM洗0.30-1.220.713.26-13.746.5126.70-32.6828.920.87-2.782.2626.0-40.032.710原2.19-3.463.060.89-1.020.998.87-34.5426.2826.33-36.4531.242.52-5.613.3822.79-26.0324.2346.81-52.2949.75FMJM洗0.34-1.380.624.90-16.109.9425.83-34.2728.440.35-3.842.3917.5-48.030.611原2.96-4.243.350.99-1.621.1218.07-35.8825.4625.47-32.7329.880.38-2.130.5623.72-26.6524.8950.02-53.4151.55FMJM1/3JM洗0.49-1.500.858.09-15.5311.1224.40-30.2927.240.42-0.690.5516.0-39.022.012原0.50-1.751.0718.87-33.5525.832.08-14.366.01JM洗0.66-1.180.886.51-11.768.6927.47-31.1429.390.57-3.692.3125.0-43.035.31从各层煤的焦渣特征看，均属不膨胀熔融粘结和膨胀融粘结（代号5、6）。胶质层最大厚度（Ymax）平均在25mm左右者有2、11号，其余均在30mm以上。2、9、10、11号煤层粘结指数比较大，为94.3101.2，表明其粘结性较好至很好。各层煤发热量均很高，平均为24.3325.45MJ/kg。（4）煤类按照中国煤炭分类，1986进行分类，分类指标采用精煤挥发分，胶质层厚度（Y）和粘结指数（GR.I），根据上述煤质特征，本区2、5号煤为肥煤（FM）和1/3焦煤（1/3JM），6号煤为肥煤（FM）、1/3焦煤（1/3JM）、气肥煤（QF），7号煤为肥煤（FM），7、9、10号煤为肥煤（FM）和焦煤（JM），11号煤为肥煤（FM）。1/3焦煤（1/3JM）和焦煤，12号煤为肥煤（FM）和1/3焦煤（1/3JM）。（5）煤的可选性据1992年矿井地质报告2、9、10、11号煤层可选性分析结果，精煤回收率分别为55.43%，67.76%、40.57%、51.35%，其精煤回收率级别，2、9号煤为良等，10、11号煤为中等。2003年911月该矿采大样试验；自然级煤粉小浮选精煤产率2号煤69