山西华晋明珠煤业有限公司明珠煤矿开采设计-本科毕业论文正文部分

一般部分 中国矿业大学2016届本科毕业设计 第134页目 录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11.1.2交通情况11.1.3.地形地貌11.1.4.矿区气候条件21.1.5.水文情况21.1.6.井田内小窑分布及开采情况21.1.7.矿井四邻情况21.2井田地质特征31.2.1 区域地质简况31.2.2煤系地层及勘探程度31.2.3.井田主要地质构造71.2.4.井田水文地质特征81.2.5.矿井充水因素分析101.3煤层特征111.3.1 煤层111.4瓦斯171.5煤尘爆炸性171.6煤的自燃倾向性171.7地温地热172 井田境界和储量192.1 井田境界192.1.1 井田范围192.2.2 可采界限192.2.3 井田尺寸192.2矿井工业储量202.2.1 工业储量计算基础202.2.2 工业储量的计算202.3矿井可采储量212.3.1 安全煤柱留设原则212.3.2 矿井永久保护煤柱损失量213 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限253.1矿井工作制度253.2矿井设计生产能力及服务年限253.2.1 确定依据253.2.2 矿井设计生产能力253.3 矿井服务年254 井田开拓274.1 井田开拓的基本问题274.1.1 确定依据274.1.2 确定井筒形式、数目及位置274.1.3 开采水平的确定及盘（带、采）区划分294.1.4工业广场的位置30 4.1.5 井底车场304.1.6 矿井开拓方案304.1.7方案比较314.2 矿井基本巷道394.2.1 井筒394.2.2井底车场404.2.3 主要开拓巷道415 准备方式-采区巷道布置495.1 煤层的地质特征495.1.1煤层495.1.2其他开采条件495.2 采区巷道布置及生产系统505.2.1首采区位置及范围505.2.2采区巷道布置515.2.3采区运输方式及设备选型515.2.4采区煤流、辅助运输系统、通风及排水系统515.3 采区车场选型设计525.3.1确定采区车场的形式525.3.2采区主要硐室布置546 采煤方法556.1 采煤工艺方式556.1.1煤层的赋存特征及地质条件556.1.2确定采煤工艺方式556.1.3 确定回采工作面长度、推进方向、推进度566.1.4 回采工作面破煤、装煤方式的确定576.1.5 采煤机的工作方式586.1.6 回采工艺596.1.7 工作面运煤606.1.8工作面支护636.1.9合理采放、放顶步距、放煤方式的确定比666.1.10劳动组织循环作业图676.2 回采巷道布置706.2.1 回采巷道布置方式706.2.2回采巷道支护706.2.3确定回采巷道断面及其具体施工技术要求727 井下运输747.1概述747.1.1井下运输设计的原始条件和数据747.1.2 矿井运输系统747.1.3矿井运输系统747.2采区运输设备选择767.2.1设备选型原则767.2.2 工作面及平巷运输设备选型767.2.3 上山胶带输送机选型767.2.4采区辅助运输767.2.5采区运输能力验算777.3大巷运输设备选择788 矿井提升808.1矿井提升概述808.2主井提升808.2.1箕斗808.2.2提升机808.2.3钢丝绳技术特征818.2.4提升能力验算818.3副井提升839 矿井通风及安全859.1矿井通风系统的选择859.1.1矿井通风系统的基本要求859.1.2矿井通风系统的确定859.1.3采区通风系统的确定879.2全矿所需风量889.2.1各用风地点的用风量和矿井总用风量889.2.2风量分配及风速验算929.2.3通风构筑物939.3矿井通风阻力计算939.3.1计算原则939.3.2矿井最大阻力路线949.3.3矿井通风阻力计算959.4选择矿井通风设备1009.4.1选择主要通风机的基本原则1009.4.2通风机风压的确定1009.4.3主要通风机工况点1039.4.4 主要通风机的选择及风机性能曲线1039.4.5电动机选型1049.5安全灾害的预防措施1059.5.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施1059.5.2预防井下火灾的措施1069.5.3防水措施10610 矿井基本技术经济指标107参考文献109矿井水患类型及防治技术综述1111 概况1112 按矿井水害的充水水源分类1112.1 地表水威胁1112.2 老空水威胁1122.3顶底板承压水威胁1122.4自然结构水害威胁1133 矿井水害防治的规定1143.1 摸清矿井周边区域内的水文地质条件1143.2 划分水文地质类型1143.3 完善排水系统1143.4 建立水文动态观测系统1144 矿井透水预兆1144.1 一般预兆1144.2 工作面底板突水预兆1144.3 顶板松散孔隙水预兆1155 矿井水害防治对策1156 结论115参考文献:117英文原文：119中文译文：127中国煤矿安全生产现状与分析127致 谢1321矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1地理位置山西华晋明珠煤业有限公司明珠煤矿位于山西省吉县东部，矿井工业场地位于吉县屯里镇王家河村附近。地理座标为：北纬360647360908，东经11059561110338。1.1.2交通情况 煤矿工业场地东距临汾市约65km。309国道（山东荣城-甘肃兰州）由东南至西北横贯井田，工业广场有公路通G309国道，东南直距15km可达S231省道。综上所述，矿井交通运输比较便利。山西华晋明珠煤业有限公司明珠矿交通位置见图图1.1明珠矿交通位置图1.1.3.地形地貌本井田位于吕梁山南部腹地，主要山梁走向为北东-南西向，地形复杂，切割强烈，沟谷呈“V”字型，最高点位于井田南部乡宁县与吉县分界处的教场坪村东北山顶上，标高+1801.7m；最低点位于井田北缘石瑶电村南河谷中，标高为+1372.5m，相对高差429.2m，属中-高山区，为剥蚀性地貌。1.1.4.矿区气候条件本区山高谷深，昼夜温差较大，为四季分明的暖温带大陆性气候。据吉县气象站1980-1990年气象资料统计表明：年最低平均气温-8.7，年最高平均气温10.2，年平均气温9.52，年内最高气温在7、8月份，月均最高气温22.1；无霜期172-180天，结冰期为10月下旬至次年3月中旬。年平均最小降水量380.6mm，年平均最大降水量611.4mm，降水主要集中于7-9月三个月。年平均最小蒸发量1519.6mm，年平均最大蒸发量1927.1mm，年平均蒸发量1723.7 mm。蒸发量大于降水量3.39倍。1.1.5.水文情况该区属黄河流域，井田无常年性河流，各沟中水流均汇集于大东沟河沟，然后向西北流出区外，汇至大宁县昕水河，最后注入黄河。大东沟河为季节性流水，雨季水较大，旱季则成细流或干涸。水源分两部分，第一部分为地面生产、生活用水及地面消防用水水源，第二部分为井下消防洒水及井下各用水设施用水水源。地面用水水源：经现场调研该矿现有水源井1眼，井深120m，出水量丰富，该矿曾委托213地质队勘察确定供水水源地，该井取水层位刘家沟组和石千峰组砂岩裂隙含水层，地下水类型HCO3-SO4-Na或HCO3SO42Ca2Na型水，矿化度0.384-0.676g/L，总硬度1.54-16.15德国度，出水量30m3/h，水质良好，满足生活饮用水卫生标准GB5749-2005中的集中式供水单位卫生标准的要求。井下供水水源：矿井正常涌水量为360m3/d，最大为600m3/d，排至地面井下水处理站，处理工艺为：涌水先排至地面预沉调节池，在排水管的出口处投加絮凝剂，搅拌、混凝、初沉淀，没有在预沉调节池中完全沉淀的细小杂质，通过提升泵经高效煤泥水自动净化器设备离心分离、重力沉降、动态过滤、污泥压缩一体集中处理，然后消毒进入地面静压清水池。井下排水净化处理后作为井下消防洒水等，剩余部分作为地面降尘洒水、绿化等用水水源。1.1.6.井田内小窑分布及开采情况该矿为单独保留矿井，井田内无小窑开采。1.1.7.矿井四邻情况（1）矿井四邻关系井田东南与乡宁县前松山煤矿相邻，南与七一接替井相邻，东与沙坪煤矿扩界相邻。详见矿井四邻关系图。图1.2矿井四邻关系图（2）周边各矿井基本情况介绍七一接替井、沙坪煤矿扩界均属基建井，与本井田相接均为实体煤，无采空区。乡宁县台头镇前松山煤矿，始建于1996年3月，2001年8月投产，斜井开拓，主斜井斜长510m，倾角25，担负矿井提升、进风、下料、敷设管线、安全出口等任务；副斜井斜长441m，倾角25，担负矿井回风、行人、安全出口任务。批准开采2号煤层，生产能力为30万t/a，采煤方法为长壁式，采煤工艺为综采，巷道支护为锚杆支护，带式输送机运输，中央并列式通风，属低瓦斯矿井。2号煤层煤尘具有爆炸性，自燃倾向性为类，属自燃煤层。矿井正常涌水量为120m3/d，最大涌水量为250m3/d。1.2井田地质特征1.2.1 区域地质简况本井田位于祁吕贺兰山字型构造前孤东翼内侧，区域地质应力的方向大致为北西-南东向的挤压。受区域构造控制，井田地质构造为背斜构造，背斜轴位于井田东部，轴向北东，地层倾角一般5-12，总体上中部北翼倾角大于南翼，西部倾角大于东部。井田内发1条断层，未见陷落柱，无岩浆侵入现象。总体上井田构造复杂程度为简单。矿井水文地质类型为简单类型。1.2.2煤系地层及勘探程度 表1.1 区域地层表地层单位厚度岩性描述界系统地方性名称代号新生界第四系全新统Q40-25为近代冲积、洪积层，分布于各大河谷，由砂砾及砂土组成。上更新统马兰组Q3m0-24为黄色亚砂土夹亚粘土，底部含砾石层，垂直节理发育。中更新统离石组Q2l0-50为浅棕红色、棕黄色黄土状亚砂土，亚粘土夹棕红色古土壤层及钙质结核层。上第三系上新统N20-50为浅灰白，紫红色半胶状砂砾石和紫红色、棕红色粘土，亚粘土组成。中统二马营组T2er412-573493主要由灰绿、黄绿、灰红色长石砂岩及紫红色、灰紫色砂质泥岩组成。下统和尚沟组T1h164-201183以紫红色、灰红色砂质泥岩、泥岩为主体。刘家沟组T1l338-442325灰红色薄层状细粒长石石英砂岩。古生界二叠系上统石千峰 组P2sh约87下部为灰紫色中、粗石英长石砂岩，灰红色、暗紫色、紫红色的泥岩，长石质岩屑砂岩及长石石英砂岩；中、上部紫色泥岩中含有钙结核或淡水灰岩，暗紫色泥岩，置于薄层状中、细粒长石砂岩带之底，可作石千峰组和刘家沟组分界的辅助层。上石盒子组P2s173-230199下部为灰紫色中、粗粒砂岩，灰白色中粗粒岩屑石英杂砂岩；中部以黄绿、紫红色泥岩、砂质泥岩互层为主；上部主要为灰绿色长石屑石英杂砂岩，夹兰紫色和兰灰色泥质条带。二叠系下统下石盒子组P1X17-3626灰白色中、粗粒砂岩，灰色、深灰色泥岩和砂质泥岩，以及浅灰色中、细粒砂岩，含煤层3-5层。山西组P1S49-88灰白、深灰色砂岩、泥岩及煤层组成，含4-7层煤，其中4层煤可采或局部可采，主要含煤地层之一。石炭系上统太原组C3t50-7565底部为中、细粒砂岩，向上为黑灰色泥岩、砂质泥岩、浅灰色中、细粒砂岩，顶部含有不稳定的薄层硅质泥岩或透镜状泥灰岩，中部含浅灰生物碎屑石灰岩4-5层，含煤层7-9层。中统本溪组C2b12-5120下部“山西式铁矿”和“G层铝矿”，为褐红色、灰黄色褐铁矿，往上为灰色、紫红色铝土岩、铁铝岩。中上部为灰色、浅灰色泥岩、砂质泥岩及中细粒砂岩夹薄层煤层，局部有透镜状薄层生物碎屑石灰岩。奥陶系中统峰峰组O2f50-160为灰色、黑灰色中厚-厚层状晶灰岩、夹白云质灰岩。井田出露的地层由老到新依次有二叠系上统上石盒子组、石千峰组；三叠系下统刘家沟组；第四系中更新统及全新统。而奥陶系中统峰峰组、石炭系中统本溪组、石炭系上统太原组、二叠系下统山西组及下石盒子组在井田地表没有出露。第四系零星分布于山梁、山坡及谷底。现将井田内地层由老到新分述如下：1.奥陶系中统峰峰组（O2f）井田内钻孔未全部揭露本组厚度，根据区域资料，本组厚度90-150m，分为上、下两段：1）下段（O2f1）厚度94.88-105.34m，以泥灰岩及灰色白云岩为主，并有石灰岩、白云岩、角砾状泥灰岩，纤维状石膏以脉状、网络状与泥灰岩交织在一起。2）上段（ O2f2）厚度50.16-69.46m，以石灰岩为主，局部为泥质灰岩。2.石炭系中统本溪组（C2b）与下伏峰峰组呈不整合接触，厚度28.80-30.80m，平均29.80m。下部以铝质泥岩为主，间夹中细粒石英砂岩；上部含两层较稳定的石灰岩，间夹铝质泥岩、石英砂岩，局部夹薄煤或炭质泥岩。底部铝质泥岩中含结核状、团块状黄铁矿。3.石炭系上统太原组（C3t）自K1石英砂岩底至K7砂岩底，厚度66.09-90.91m，平均75.00m。与下伏本溪组整合接触，为井田主要含煤地层之一。根据岩性组合特征可分为上中下三段：下段：自K1砂岩底至K2灰岩底，厚度7.22-30.00m平均地7.91m，岩性主要泥岩、粉砂岩、细砂岩及煤层组成。含煤3层，分别为9、10、10下号煤层，10煤层较稳定大部可采，9、10下号煤层不可采。中段：自K2灰岩底到中部的中砂岩底，厚度17.77-23.78m平均21.93m，岩性2层灰岩、泥岩及煤层组成，含煤3层，分别为7、7下、8号煤层，均为不稳定可采煤层。上段：中部的中砂岩底至K7砂岩底，厚度33.45-41.08m，平均37.58m，岩性主要中粒砂岩、粉砂岩、细砂岩及泥岩组成。4.二叠系下统山西组（P1s）自K7砂岩底至K8砂岩底，厚度27.27-29.32m，平均厚度23.58m，与下伏太原组整合接触，为井田主要含煤地层之一。岩性以灰白色、灰色细粒砂岩、深灰色粉砂岩、灰黑色泥岩为主，含煤4层，编号自上而下为1上、1、2、3号煤层，其中2号煤层稳定全区可采，3号煤层稳定基本全区可采，其余不稳定不可采。5.二叠系下统下石盒子组（P1x）自K8砂岩底至K10砂岩底，厚度78.40-99.34m，平均88.60m。本次按岩性组合分为上、下两段：1）下段（P1x1）K8砂岩底至K9砂岩底， 27.52-37.90m，平均33.22m。为细粒砂岩和粉砂质泥岩互层。2）上段（P1x2）K9砂岩底至K10砂岩底，46.73-61.42m，平均厚度55.04m。下部为泥岩、铝质泥岩、粉砂岩，间夹细粒砂岩；上部发育一层厚层巨厚层状的中细粒砂岩；顶部为含铝质、含铁质然鲕粒的黄绿色夹紫红色泥岩，俗称“桃花泥岩”，其上即为K10砂岩。6.二叠系上统上石盒子组（P2s）本组地层井田内钻孔未取芯，根据钻孔揭露厚度，结合区域资料，本组按岩性组合特征本组自下而上可分为三段：1）第一段（P2s1）K10砂岩底至K12砂岩底，厚度173.89-229.65m，平均199.35m。下部以黄绿色、灰绿色粉砂质泥岩为主，间夹数层灰白色、灰绿色中细粒砂岩；中部为较稳定的黄绿色砂岩带上中部为发育一层黄绿色砂岩带；上部浅紫色粉砂质泥岩呢为主，浅紫色泥岩次之。K10砂岩主要为中粒砂岩，1.90-3.82m，平均厚度2.60m。2）第二段（P2s2）K12砂岩底至K13砂岩底，厚度170.30-215.86m，平均201.95m。下部为浅紫色泥岩为主，夹黄绿色粉砂岩及砂岩；中部紫色泥岩为主，夹3-4层厚层状砂岩；上部暗紫色泥岩为主。夹薄层燧石结核。K12砂岩主要为中粗粒砂岩，平均厚度6.96m。3）第三段（P2s3）K13砂岩底至K14砂岩底，厚度53.75-97.60m，平均70.07m。暗紫色泥岩为主，夹数层黄绿色砂岩，顶部含薄层状钙质结核。K13主要为中、粗粒砂岩，平均厚度9.75m。7.二叠系上统石千峰组（P2sh）K14砂岩底到K15砂岩底，残留厚度280m。下部为紫红色粉砂岩、泥岩互层；上部以鲜红色泥岩为主。K14主要为中、细粒砂岩，平均厚度12.08m。8.三叠系下统刘家沟组（T11）井田内K15砂岩以上的基岩地层，仅保留其下部地层。井田往北至区外连续出露，残留厚度约70m。岩性以灰红色、紫红色砂岩为主，夹紫红色粉砂岩和泥岩。9.第四系（Q）中更新统（Q2）以黄土为主，零星出露于山坡、山梁。全新统(Q4)以洪积、冲积砂砾层为主，分布于谷底。厚度0-30m，均不整合覆盖于下伏各时代地层之上。1.2.3.井田主要地质构造本井田位于祁吕贺兰山字型构造前孤东翼内侧，区域地质应力的方向大致为北西-南东向的挤压。受区域构造控制，井田地质构造为背斜构造，背斜轴位于井田东部，轴向北东，地层倾角一般5-12，总体上中部北翼倾角大于南翼，西部倾角大于东部。井田内发1条断层，未见陷落柱，无岩浆侵入现象。总体上井田构造复杂程度为简单。井田内未发现岩浆岩。断层特征如下表 表1.2断层特征表断层编号性质走向倾向倾角落差控制F1逆断层NESE4545巷道综上所述，井田地质构造复杂程度为简单类型，为一类。地质勘探程度：井田内施工钻孔10个，井田外利用钻孔9个，井田构造形态，地层褶曲发育情况基本得到控制，2号煤层达到勘探程度，资料可靠。1.2.4.井田水文地质特征本井田位于龙子祠泉域西边缘。根据区域水文地质条件，吕梁山大面积出露的碳酸盐岩层为地下水补给区，以井田东南靠近罗云断裂带西侧奥灰岩溶层为主径流，形成龙子祠泉为排泄基准的奥陶系水文地质单元。龙子祠泉出露于临汾西南13km的罗云断裂带上，以群泉由山前第四系砂砾层涌出，泉口高程在+465.20-+472.19m之间，多年平均流量5.63m3/s,泉流量动态稳定，据多年观测资料，月均最大流量是8.99 m3/s，月均最小流量4.03 m3/s，约2：1。平均流量平均变幅为1.09 m3/s，且流量变化与当年大气降水相关不显著，而与前一年乃至前二、三年降水量显著相关。泉水温度常年保持在17左右，年变幅0.5，比山前地带第四系孔隙水温略高3-5.泉水化学类型为SO42-HCO31Ca2+-Mg2+型，矿化度变化在0.67-0.84g/L，平均值0.77 g/L。根据龙子祠泉岩溶水系统分布范围及边界位置，其岩溶水文系统分布面积约2250km2，含水系统分布面积约2020 km2。1.地表水区域地表水属黄河流域汾河水系。本区位于临汾盆地西缘吕梁山南端，属中高山区，地形切割强烈，沟谷纵横，地形复杂，沟谷多呈“V”字型。地表河流均为季节性河流，自区北西端的豹子梁向西南经曹碾沟、风葫芦嘴李树园，神角大北山三角点，然后折向南，经上蒋家凹三角点、后油峰岭断山岭一线，基本成为弧形展布的山岭，构成了本区的天然分水岭，分水岭的东侧冲沟水流向东南，分别在台头与河底汇合，向东南流出本区，于光华汇合牛王庙河并流至襄汾而入注汾河，分水岭西侧冲沟水汇集于乡宁鄂河，西流注入黄河。河流多为干涸，雨季洪水猛涨，但数小时后很快成为小溪直至干涸。2.含水层根据井田内岩层含水性特征划分的含水层自下而上有：（1）奥陶系中统峰峰组石灰岩岩溶裂隙含水层井田内奥陶系中统峰峰组地层埋藏较深，岩性下段主要为泥灰岩、白云质角砾状泥灰岩，致密较硬，纤维状石膏一般以薄层状、脉状、网格状与泥灰岩交织在一起，局部为薄层状纯硬石膏。该段可视为马家沟组含水层与本组含水层之间良好的隔水层。下段岩性以块状石灰岩为主，局部含泥质成为泥灰岩，根据台头井田地质资料，本井田位于台头井田西部，属深埋地带，岩溶裂隙不发育，只有薄的裂隙发育层，钻进消耗量只有0.20m3/h，表明含水层富水性弱。根据抬头井田精查报告资料，推断井田奥灰水位标高为480m。（2）太原组石灰岩岩溶裂隙含水层井田内K2灰岩岩深裂隙含水层为9、10号煤层直接充水含水层，岩性为深灰色，致密坚硬，中夹薄层黑色泥岩、粉砂岩，裂隙不发育。钻进消耗量一般小于0.5m3/h，表明该含水层富水性弱，单位涌水量只有0.00022-0.00025L/s.m，富水性弱。K3灰岩为8号煤层直接充水含水层，岩性为深灰色、块状，质较纯，裂隙不发育，多被方解石充填，钻进消耗量一般为0.10-0.40m3/h，富水性弱。K4灰岩为7号煤层顶板，岩性为深灰色致密状，裂隙较发育，且多被方解石细脉充填，钻进消耗量一般小于0.3m3/h，富水性弱。（3）山西组砂岩裂隙含水层该组地层含2-4层不稳定的砂岩层，对上组煤有影响的主要为K7砂岩，为底板直接充水含水层，岩性为细粒砂岩，岩芯鉴定裂隙不发育，钻进消耗量一般小于0.5m3/h，富水性弱。（4）下石盒子组砂岩裂隙含水层该组砂岩位于1、2号煤层以上，K8厚度0.60-3.30m，平均1.87m，岩性为灰白色石英砂岩，钙质胶结，泉流量与季节变化明显，浅部地带风化裂隙发育，富水性强，成为含水层或透水层，深部地带裂隙不发育，钻进消耗量一般小于0.5m3/h，908号水文孔水位标高为1309.73m，单位涌水量为0.007L/s.m，富水性弱。但该层若处于风化裂隙带与砂砾岩含水层沟通将成富水性中等。K9为细-中粒砂岩，一般厚度2.71-10.92m，平均5.85m，位于K8之上31.35m，含水性与K8相似。（5）上石盒子组砂岩裂隙含水层主要为K10-K11砂岩，厚度一般为10m左右，均有不同程度的含水性，泉水出露较多，流量在0.45-0.5L/s，钻孔在砂岩钻进多出现冲洗液消耗增大，处在风化带范围内，则出现15m3/h的全漏，在一定构造条件下富水性中等，所以一般富水性弱-中等。（6）基岩风化带裂隙含水层井田内基岩出露面积较大，造成基岩风化带裂隙发育，大部分钻孔在100m以内出现消耗量较在或全漏。由岩芯鉴定风化带深度可达百米左右，可形成含水层或透水层。（7）第四系松散岩类孔隙含水层分布在山涧河谷地带，岩性为亚粘土、砂砾层及砾石层，厚度小于30m，厚度变化大，渗水性含水性均好，埋藏厚度大时，成为含水较丰富的孔隙含水层。3.隔水层奥灰含水层到10号煤层之间的隔水层，是由铝质泥岩、粉砂岩、泥岩及石英砂岩等致密岩层组成，一般厚度37m左右。其间有1-2层致密坚硬的石英砂岩，裂隙不发育，具有完好的隔水性能，在无断裂贯通的情况下，10号煤层以上各含水层不与奥灰含水层发生水力联系。K2灰岩至2号煤层之间的隔水层，是由致密的粉砂岩、泥岩组成，一般厚度60m，具有良好的隔水性能，无断裂情况下，2号煤层也不与K2含水层发生水力联系。4.小窑及矿井采空区积水该矿属基建井，经调查，井田范围内无古空区，整合前未正式生产，试运转期间在井田南部开采，形成一处采空区，无积水。井田东南与乡宁县前松山煤矿相邻，南与七一接替井相邻，东与沙坪煤矿扩界。相邻矿井沙坪煤矿扩界和七一接替井煤矿与本矿之间为实体煤，无采空区，对本井田无采空区积水影响。东南部相邻矿井乡宁县前松山煤矿与本井田相接处煤层底板标高高于本井田，经调查，其采空区积水有2处，其积水区1与本井田相近，对本井田煤层开采有威胁。根据煤矿安全手册第五篇矿井防治水的采空区积水公式：Q =LB+KMS/cos（m3）；Q相互连通的各积水区总积水量（m3）；M煤层厚度（实际采厚），m；L-积水巷道总长度，m；B-积水巷道平均断面，m2；S采空区积水的水平面积，m2； 煤层倾角，；K老空区的充水系数，本次采用0.30。积水区1积水面积为38000 m2，积水量为39900m3，积水区2积水面积47000m2，积水量50000m3。现根据“三下采煤”导水裂隙带高度计算公式：式中：M-累计采厚2号煤层导水裂隙带高度为：44.06-55.17m。根据“三下采煤”导水裂隙带高度计算公式：式中：M-累计采厚10号煤层导水裂隙带高度为：35.10-55.00m。由上述计算可知，10号煤层开采后，采空区导水裂隙带高度达不到2号煤层底板。一般情况下，2号煤层采空区积水对10号煤层开采无影响。2号煤层导水裂隙带高度达不到地表高度，一般情况下地表水对井下开采影响较小。5.井田水文地质类型综上所述，根据煤矿防治水规定关于矿井水文地质类型划分标准，矿井水文地质类型为简单类型。6.矿井涌水量预测矿井生产能力1.2 Mt/a时，矿井正常涌水量为360m3/d，最大涌水量为600m3/d。1.2.5.矿井充水因素分析1.构造对矿井充水因素影响井田为一背斜构造，背斜轴位于井田东部，轴向北东，不具蓄水性。井田内发现1条断层，其中F1断层位于井田西部，为逆断层，巷道揭露至该断层时，无水，可见该断层不导水,构造对矿井充水的作用和影响较小。2.小窑及矿井采空区积水该矿属基建井，经调查，井田范围内无古空区，整合前未正式生产，试运转期间在井田南部开采，形成一处采空区，无积水。井田东南与乡宁县前松山煤矿相邻，南与七一接替井相邻，东与沙坪煤矿扩界。相邻矿井沙坪煤矿扩界和七一接替井煤矿与本矿之间为实体煤，无采空区，对本井田无采空区积水影响。东南部相邻矿井乡宁县前松山煤矿与本井田相接处煤层底板标高高于本井田，经调查，其采空区积水有2处，其积水区1与本井田相近，对本井田煤层开采有威胁。积水区1积水面积为38000 m2，积水量为39900m3，积水区2积水面积47000m2，积水量50000m3。3.地表水的影响井田地表无常年性河流，雨季各沟谷中水流均汇集于大东沟，经调查，洪水位标高比大东沟沙沟底高0.5m，工业广场最高洪水位标高为1386m，工业广场副井口最低，标高为1387.75m，高于洪水位1.75，一般情况下，地表水对矿井开采无影响。4.深部奥灰水影响井田奥灰水位标高为480m左右，不仅低于本井田2号煤层最低标高，也低于10号煤层最低标高（670m），井田内各可采煤层均不带压。因此，奥灰水对矿井开采无影响。5.矿井水患类型及威胁程度1.充水层及地表水向井下渗透据导水裂隙带最大高度计算，受导水裂隙带的影响，2号煤层其充水含水层为该煤层之上的山西组及下石盒子组下部砂岩裂隙含水层，对矿井的开采威胁较小，但也要高度重视2号煤层采空区内的积水对开采的影响。2.矿区内及周边矿井采空区积水、积气该矿属基建井，经调查，井田范围内无古空区，整合前未正式生产，试运转期间在井田南部开采，形成一处采空区，无积水。井田东南与乡宁县前松山煤矿相邻，南与七一接替井相邻，东与沙坪煤矿扩界。相邻矿井沙坪煤矿扩界和七一接替井煤矿与本矿之间为实体煤，无采空区，对本井田无采空区积水影响。东南部相邻矿井乡宁县前松山煤矿与本井田相接处煤层底板标高高于本井田，经调查，其采空区积水有2处，其积水区1与本井田相近，对本井田煤层开采有威胁。积水区1积水面积为38000 m2，积水量为39900m3，积水区2积水面积47000m2，积水量50000m3。因此，矿井在建设（施工）和生产过程中必须始终贯彻“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的防治水原则，防止发生透水事故。1.3煤层特征1.3.1 煤层1.含煤性山西组和太原组为井田内主要含煤地层。山西组地层厚度53.58m，共含煤4层，自上而下编号为1上、1、2、3号，其中，1上、1号煤层不稳定不可采，2号煤层稳定全区可采，3号煤层较稳定局部可采。本组含煤总厚13.19m，含煤系数24.62；可采煤层总厚度7.5m，可采含煤系数13.99。太原组厚度75.00m，含煤6层，自上而下编号为7、7下、8、9、10、10下号，其中，10号煤层较稳定大部可采，其余均不稳定不可采。本组煤层总厚2.69m，含煤系数3.59；可采煤层厚度1.46m，可采含煤系数1.95。2.可采煤层2号煤层2号煤层位于山西组下部，为本井田批采煤层，一般上距1号煤层0.90-4.17m，平均1.68m。煤层厚度为5.90-9.15m，平均厚度7.50m。结构简单，一般在煤层上部含1层夹矸，局部含2层夹矸，夹矸总厚度0.27-0.65mm。夹矸主要为炭质泥岩或泥岩。顶板中部为细粒砂岩，北东、南西两侧为泥岩，以泥岩为主；底板以泥岩为主，局部为粉砂岩。井田内2号煤层仅在中南部有小面积被采空。3号煤层3号煤层位于山西组下部，上距2号煤层0.35m-1.62m，平均1.04m。煤层厚度为1.50-2.20m，平均厚度1.91m，不含夹矸，结构简单。所以井田内3号煤层较稳定，大部可采。顶板以泥岩为主，砂岩和粉砂岩次之；底板以粉砂岩为主，泥岩、细粒砂岩次之。10号煤层10号煤层位于太原组下段顶部，为本井田主要可采煤层之一。上距9号煤层0.71-1.61m，平均1.11m。煤层厚度为0-2.25m，平均厚度1.46m。结构简单，含0-1层夹矸，夹矸厚度0.01-0.61m。煤层较稳定，大部可采。顶板主要为泥岩（含铝质泥岩和炭质泥岩），局部为K2石灰岩或粉砂岩；底板以泥岩（含铝质泥岩和炭质泥岩）为主，局部为石英砂岩或粉砂岩。表1.3可采煤层特征表可采煤层特征表煤层号煤层厚度最小-最大平均(m)煤层间距最小-最大平均(m)结构(夹矸数)可采性稳定性顶底岩性顶板底板25.90-9.157.50.35-1.621.04简单(0-2)全区可采稳定泥岩细砂岩泥岩粉砂岩31.50-2.201.91简单(0)大部可采较稳定泥岩砂质泥岩泥岩细砂岩58.35-67.6663.82100.20-2.251.46简单(0-2)大部可采较稳定泥岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩、3.煤层对比本井田煤层对北的主要方法是：标志层法、层间距法、煤层本身特征法及小旋回层序对比法。选择煤层对比的方法依据是：含煤地层主要标志层分布广泛，层位稳定；主要煤层间距变化不大；煤层本身厚度及结构差异明显。山西组上部1号和1上号煤层间层序变化不大。2号煤层厚度大，一般含1层夹矸，而其它煤层厚度小，一般不可采，且不含夹矸，故利用煤层本身特点对比，简单易行，对比可靠。详见地层综合柱状图图1.3综合柱状图（二）煤质1.煤的物理性质（1）物理性井田内各煤层均为黑色，玻璃光泽，粉末状。宏观煤岩组分以亮煤为主，属半亮型煤。显微煤岩组分中，镜质组多以均质镜质体、基质镜质体为主，基质镜质体中常分布有丝炭碎屑。半镜质组以无结构的团块、半镜质体出现。丝质组中结构半丝质体多于粗粒体，有部分为碎屑体出现在基质镜质体中。2号煤层部分煤样见有少量的各向异性成分。矿物组分以粘土为主，多为分散状、浸染状；黄铁矿为结核状、无规则状等；有次生方解石。显微煤岩类型以微镜煤为主，其次为微镜惰煤、微惰质煤，少量的微泥质煤，个别的微硫铁矿质煤、微碳酸盐质煤。煤的视密度1、2、3号煤为1.35t/m3,10号煤层为1.40 t/m3。镜质组最大反射率（Rmax）随煤层赋存深度增加逐渐增高，上组煤属变质阶段，相应的煤种为焦煤；下组煤属V变质阶段，相应的煤种为瘦煤；2号煤层煤的镜质组最大反射率（Rmax）为1.49-1.73，平均1.59。2.煤的化学性质根据钻孔煤芯煤样和井下采样化验资料，2、3、10号煤的化学性质如下：（1）2号煤层水分（Mad） 原煤0.58%2.50%，平均0.99%， 浮煤0.47%1.02%，平均0.67%； 灰分（Ad） 原煤6.00%18.38%，平均12.85%， 浮煤3.82%7.37%，平均5.31%；挥发分（Vdaf） 原煤15.28%20.00%，平均16.80%；浮煤14.39%18.47%，平均15.74%全硫（St,d） 原煤0.14%0.66%，平均0.38%， 浮煤0.18%0.56%，平均0.36%；发热量（Qgr,v,d） 原煤33.0536.58MJ/kg，平均35.68MJ/kg， 浮煤34.03-34.21MJ/kg，平均34.12 MJ/kg；胶质层厚度（Y） 0-12.0mm。粘结指数 （GR.I） 10-80， 平均37.13。根据中国煤炭分类（GB5751-1986）和煤炭质量分级 第1部分：灰分（GB/T15224.1-2004）、煤炭质量分级 第2部分：硫分（GB/T15224.2-2004）及煤炭质量分级 第3部分：发热量（GB/T15224.3-2004）标准，按照炼焦用煤浮煤标准，2号煤为特低灰-低灰、特低硫-低硫分、特高热值之焦煤、瘦煤、贫瘦煤。（2）3号煤层水分(Mad) 原煤0.432.68%，平均0.90%；浮煤0.301.03%，平均为0.53%；灰分(Ad) 原煤7.7632.65%，平均16.17%；浮煤4.5312.54%，平均6.82%；挥发分（Vdaf） 浮煤挥发份13.3222.62%， 平均为16.96%；全硫（St,d） 原煤0.633.27%，平均1.67%； 浮煤0.342.48%，平均0.76%；发热量（Qgr,v,d）原煤34.31-36.88MJ/kg，平均36.10MJ/kg。胶质层厚度（Y）0-23.0mm，平均8.5mm。粘结指数（G） 8-100，平均66。根据中国煤炭分类（GB5751-1986）和煤炭质量分级 第1部分：灰分（GB/T15224.1-2004）、煤炭质量分级 第2部分：硫分（GB/T15224.2-2004）及煤炭质量分级 第3部分：发热量（GB/T15224.3-2004）标准，按照炼焦用煤浮煤标准，3号煤为特低灰-高灰、特低硫-中高硫、特高热值焦煤、瘦煤、贫瘦煤。（3）10号煤层水分(Mad) 原煤0.341.36%，平均0.69%；浮煤0.180.84%，平均为0.47%；灰分(Ad) 原煤13.5632.60%，平均21.14%；浮煤5.1311.33%，平均8.29%；挥发分（Vdaf） 浮煤14.9519.84%， 平均为16.85%；全硫（St,d） 原煤1.636.39%，平均3.48%； 浮煤1.154.29%，平均2.61%；发热量（Qgr,v,d） 原煤33.48 -36.37MJ/kg，平均35.94MJ/kg。胶质层厚度（Y） 0-19.0mm，平均7.0mm。粘结指数（G） 5-95，平均50。根据中国煤炭分类（GB5751-1986）和煤炭质量分级 第1部分：灰分（GB/T15224.1-2004）、煤炭质量分级 第2部分：硫分（GB/T15224.2-2004）及煤炭质量分级 第3部分：发热量（GB/T15224.3-2004）标准，按照炼焦用煤浮煤标准，10号煤为特低灰-中灰、中高硫-高硫、特高热值焦煤、瘦煤、贫瘦煤。3.可选性(1)2号煤层本次该矿从原副立井采样，经国家煤及煤化工产品质量监督检验中心进行简易筛分和浮沉试验结果如下：分试验50-0mm级粒煤，占全样的100%，灰分为6.54%，全硫0.42%，其规律是随着粒级的降低，灰分总体增大，硫分呈增高-降低趋势。见表。表1.4二号煤层简易筛分试验报告2号煤层简易筛分试验报告筛分前煤样总量：121.5kg统一编号GMG20101222来样编号粒度煤样重量（产率%）质量(50-0mm)重量占50-0.5全样产率筛上累计MadAdSt,dQgr,v,dkg产率%MJ/kg50-254.5431.2430.0130.010.855.990.3934.3925-134.3229.7228.5558.570.826.010.4133.6713-62.5617.6116.9275.480.947.540.4533.726-31.5510.6610.2485.720.97.160.4333.293-11.288.828.4894.20.927.530.4533.761-0.50.291.961.8896.080.947.590.4433.10.5-00.593.921000.885.990.4134.3950-0.5(小计）1.54 100.00 96.09 0.89 6.56 0.42 33.86 50-0（合计）15.14 100.00 0.87 6.54 0.42 33.88 浮沉试验和可选性评价当理论灰分5%时，0.1含量1.50%，煤的可选性属易选煤。见表及可选性曲线图表1.5二号煤层浮沉试验综合报表浮沉试验编号GMG20101222密度级产率灰分累计分选密度级0.1（kg/L）%浮物沉物密度产率产率灰分产率灰分kg/L%123456789全级1.303.34 2.67 3.34 2.67 100.00 5.09 1.30 92.91 1.30-1.4089.57 4.46 92.91 4.40 96.66 5.17 1.40 95.55 140-1.505.98 11.53 98.90 4.83 7.09 14.21 1.50 6.33 1.50-1.600.34 20.90 99.24 4.88 1.10 28.74 1.60 0.91 1.60-1.700.56 28.61 99.80 5.02 0.76 32.27 1.70 0.73 1.60-1.800.16 42.22 99.97 5.08 0.20 42.77 1.80 0.18 1.80-2.000.03 45.60 100.00 5.09 0.03 45.60 1.90 0.03 2.000.00 0.00 100.00 5.09 0.00 0.00 合计100.00 5.09 煤泥0.23 6.10 总计100.00 5.11 (2)10号煤层自然粒度级筛分结果：大于50mm级的块煤占到23.515，50-0mm级占到76.485，随着粒度的减小，灰、硫逐渐降低，发热量逐渐增高。破碎级（50-0mm）筛分结果，灰、硫、发热量的变化与自然粒度级变化相同。煤粉（0.50-0.12mm）筛分结果，随着粒度的减小，灰分逐渐增高。浮沉试验结果：选定精煤灰分小于10时，大样（50-0.5mm）分选比重为1.44 t/m3，0.1含量为62.9，为极难选；简选样（13-0.5mm）分选比重为1