防治煤与瓦斯突出专项设计

XX县XX沟煤矿防治煤与瓦斯突出专项设计30万吨/年总经理总工程师项目负责贵州XX煤矿科技有限责任公司二一年十月防治煤与瓦斯突出专项设计委托书XX县XX沟煤矿委托贵州XX煤矿科技有限责任公司进行XX县XX沟煤矿防治煤与瓦斯突出专项设计编制工作。项目名称XX县XX沟煤矿防治煤与瓦斯突出专项设计建设性质整合工程规模30万吨/年任务来源受XX县XX沟煤矿委托投资建设地点XX县XX乡工程设计内容及要求按照煤矿安全规程、防治煤与瓦斯突出规定（2009）、煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB504712008）及有关防治煤与瓦斯突出专项设计规范要求，满足防治煤与瓦斯突出专项设计内容及要求。由编制单位提交4份报告，并负责审查后的修改工作。委托单位XX县XX沟煤矿联系人联系电话承接单位贵州XX煤矿科技有限责任公司联系人联系电话目录I目录前言1第一章矿井基本概况8第一节井田概况8第二节地层、煤层及煤质11第三节地质构造24第四节开拓、开采30第五节矿井通风、瓦斯等情况目录II32第六节矿井运输提升、排水、压风、供电系统34第七节矿井安全保障系统36第八节其它45第二章矿井综合防治煤与瓦斯突出技术总体方案46第三章矿井各系统合理性论证及调整50第一节开拓系统及开采方法合理性论证及调整50第二节开采顺序及保护层选择合理性论证51第三节通风系统合理性论证及优化53第四节矿井瓦斯抽放合理性论证及优化55第五节矿井安全防护系统合理性论证及优化55第六节“三条生命线”合理性论证及优化56第四章区域综合防突措施方案57第一节区域突出危险性预测58第二节区域防突措施62第三节区域措施效果检验80第四节区域验证86第五章局部综合防突措施89第一节掘进工作面局部综合防突措施方案89第二节采煤工作面局部综合防突措施方案100第三节石门（斜井巷）揭煤工作面综合防突措施方案104第四节矿井安全防护措施114第六章矿井防突管理122第一节防突组织管理122第二节防突技术管理126第三节现场管理131第七章防突仪器、装备138目录III附录一煤层瓦斯压力测定方法139附录二钻屑指标法140附录三防突措施有效半径的测定方法141目录IV附件目录1、贵州省国土资源厅2007年9月颁发的采矿许可证（15万吨/年）。证号，5200000711606，生产规模15万T/A）。2、贵州省煤炭管理局文件黔煤生产字20081504号“对六盘水市2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”；3、中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2010年8月2日提交的捡村沟煤矿K23、K33煤层煤与瓦斯突出鉴定报告；4、煤炭科学研究总院沈阳研究院2010年5月提交的捡村沟煤矿K17、K22煤层煤与瓦斯突出鉴定报告；5、贵州省煤田地质局实验室提交的K17、K22煤层煤尘爆炸危险性鉴定报告；6、贵州省煤田地质局实验室提交的K17、K22煤层煤炭自燃倾向等级鉴定报告；7、贵州省能源局文件黔能源发2010476号关于对XX县XX沟煤矿开采方案设计（变更）的批复；附图目录1、XX县捡材沟煤矿中煤组开拓系统平面图（12000）2、XX县捡材沟煤矿开拓系统剖面图（12000）3、采区巷道布置及机械设备配备平面图（12000）4、采区巷道布置及机械设备配备剖面图（12000）5、XX县捡材沟煤矿通风系统图（示意）6、XX县捡材沟煤矿井下压风自救系统布置图（12000）7、XX县捡材沟煤矿避灾线路图（12000）8、XX县捡材沟煤矿瓦斯抽放系统图（12000）目录V前言1前言捡材沟煤矿位于XX县XX乡境内，该矿行业管理隶属六盘市煤炭局管辖。XX县捡材沟煤矿于2007年9月取得贵州省国土资源厅颁发的采矿许可证，生产规模设计为15万吨/年，30万吨的采矿许可证还未下发。XX县捡材沟煤矿属整合矿井，由原XX县捡材沟煤矿和腾飞煤矿整合而成，于2007年9月取得贵州省国土资源厅颁发的采矿许可证，证号5200000711606，生产规模15万吨/年。可采煤层由上至下为K1A、K17、K22、K23、K24A、K32、K33、K35B、K39、K40、K109A、K110A共12层，其中，全区可采煤层5层（K32、K33、K35B、K109A、K110A），大部可采煤层5层（K1A、K17、K22、K23、K24A）,局部可采煤层2层（K39、K40）。煤层倾角343，属近水平倾斜煤层，其中一采区煤层倾角平均23，属缓倾斜煤层。六盘水市地方煤矿设计所于2007年9月编制了XX县XX沟煤矿（整合）开采方案设计，贵州省煤炭管理局以黔煤规字2007491号“关于对XX县XX沟煤矿（整合）开采方案设计的批复”予以批复；六盘水市地方煤矿设计所于2008年7编制了XX县XX沟煤矿（整合）安全设施设计，贵州煤矿安全监察局XX监察分局以黔煤安监水字2008159号文件“关于对XX县XX沟煤矿安全设施设计的批复”予以批复。在捡材沟煤矿矿权范围内，有马场煤矿主平硐设计位置，经马场煤矿与捡材沟煤矿双方协商，经贵州省国土资源厅批准（黔国土资矿管函2009439号），对矿区范围进行了调整，调整前矿区面积10372M2，调整后矿井面积为1115M2。根据省政府相关会议精神，为鼓励煤矿做大做强，在资源量、勘探程度满足要求的条件下，可以变更矿井的生产规模。矿井的生产规模由15万吨/年变更为30万吨/年。该矿于2010年7月委托盘江煤电（集团）煤矿设计研究院编制了XX县XX沟煤矿开采方案设计（变更），贵州省能源局以黔能源发2010476号“关于对XX县XX沟煤矿开采方案设计（变更）的批复”予以批复。前言2井口及工业场地选择井田东部矿界附近，采用平硐进行开拓，布置有主平硐、副平硐、回风平硐三个井筒。主平硐铺设胶带输送机运输煤炭，副平硐铺设轨道作辅助运输，回风平硐安设主要通风机作专用回风，原煤通过胶带输送机运至工业场地，然后装车外运洗选（高硫原煤经洗选降硫后销售）。回风平硐从K40煤层底板开口以3的坡度施工至揭穿K17煤层；主平硐、副平硐从K40煤层底板开口以3的坡度施工至揭穿K17煤层后施工井底联络巷贯通，在井底联络巷内开口施工一采区轨道石门至揭穿K22煤层，然后沿K22煤层施工一采区轨道上山（为利用巷道）至1368M标高后施工一采区绞车房及通道与回风平硐贯通、在井底联络巷内开口施工一采区回风石门至揭穿K22煤层，然后沿K22煤层施工一采区回风上山（为利用巷道）至1368M标高后与绞车房通道贯通，形成一采区的开拓系统。在主平硐见K17煤层处沿煤层倾斜方向施工运煤上山（为利用巷道）至1329M标高，然后沿走向向北施工11701采面运输巷，向南施工11702运输巷掘进工作面；在回风平硐见K17煤层处沿走向向北施工11701采面回风巷，向南施工11702回风巷掘进工作面。在主平硐和一采区回风上山之间布置变电所；一采区轨道上山上口布置绞车房，绞车房的标高为1368M；运煤上山下部布置煤仓。捡材沟煤矿由矿区范围变更后共由5个拐点坐标圈定，面积1115KM2。开采标高15001000M。根据贵州省煤炭管理局文件黔煤生产字20081504号“对六盘水市2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”，捡材沟煤矿瓦斯绝对量569M3/MIN，相对量4916M3/T，二氧化碳绝对量082M3/MIN，相对量708M3/T，审批结果为突出矿井。因此，该矿按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。根据煤炭科学研究总院沈阳研究院2010年5月提交的捡村沟煤矿K17、K22煤层煤与瓦斯突出鉴定报告K17和K22煤层在矿界范围内F8断层以西1300M水平标高及以上水平无煤与瓦斯突出危险性。根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2010年8月2日提交的捡村沟煤矿K23、K33煤层煤与瓦斯突出鉴定报告K23煤层在矿界范围内1300M水平标高以上水平无煤与瓦斯突出危险性，K33煤层在矿界范围内1300M水平标高以上水平有煤与瓦前言3斯突出危险性。捡材沟煤矿按煤与瓦斯突出矿井设计和管理，必须严格执行“区域防突措施先行、局部防突措施补充的原则”，突出矿井采掘工作面做到不掘突出头，不采突出面，区域防突工作应当采用多措并举、可保必保、应抽尽抽、效果达标的综合防突措施。在生产期间，必须加强瓦斯抽放，严格执行“先抽后采、监测监控、以风定产”十二字方针、“可保尽保、应抽尽抽、先抽后采、煤气共采”的瓦斯治理原则。石门在揭煤前，必须建立健全瓦斯抽采系统、矿井安全监测监控系统，并保证运行。捡材沟煤矿为搞好矿井防突工作，特委托贵州XX煤矿科技有限责任公司（以下简称XX公司）进行XX县捡材沟煤矿防治煤与瓦斯突出专项设计。本公司本着把有效的防突技术、装备和先进的管理水平、防突理念贯彻到防突工作中，从安全的角度出发，对捡材沟煤矿目前的开拓方式、煤层开采顺序、采煤方法、通风系统的合理性进行论证，并对原设计中防突方面不合理的地方进行调整，提出切合矿井实际的区域综合防突及局部综合防突措施方案、防突设施设备、防突管理措施等，按照本设计执行后，可达到有效遏制煤与瓦斯突出灾害、维护职工安全，促进煤矿企业发展的目的。一、防突专项设计的内容1、矿井综合防治煤与瓦斯突出技术总体方案2、基于防突规定的有关要求，对矿井目前的开拓方式、煤层开采程序、采煤方法、通风系统的合理性进行论证，对不合理的地方按要求进行优化调整。3、区域综合防突技术措施方案1）选择合理的保护层。2）选择突出煤层区域防突措施。3）区域预测预报指标及区域效果检验指标体系；前言44、局部综合防突技术方案1）矿井预测预报指标及防突效果检验指标体系；2）选择突出煤层局部防突措施。5、防突管理制度建立矿井防突组织管理、技术管理、现场管理等有关制度。6、防突设施设备根据矿井防突需要，提出必须配备的防突设施设备清单。二、防突专项设计遵循的主要标准和依据1、煤矿安全规程国家安生生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局，2010；2、防治煤与瓦斯突出规定国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局，2009；3、煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB504712008）国家安全生产监督管理总局，2008；4、预抽回采工作面煤层瓦斯防治煤与瓦斯突出措施效果评价方法（MT/T10372007）国家安全生产监督管理总局，2007；5、XX县XX沟煤矿开采方案设计（变更），盘江煤电（集团）煤矿设计研究院，2010年7月；6、中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2010年8月2日提交的捡村沟煤矿K23、K33煤层煤与瓦斯突出鉴定报告；7、煤炭科学研究总院沈阳研究院2010年5月提交的捡村沟煤矿K17、K22煤层煤与瓦斯突出鉴定报告；8、贵州省安全生产委员会办公室，黔安办201049号“关于明确煤矿停产整顿整改方案主要内容的通知”。三、设计综述本设计依据XX县XX沟煤矿开采方案设计（变更），从捡材沟煤矿的实际出发，分别对矿井的开拓方式、煤层开采顺序、采煤方法、通风系统的合理性进行论证，并对不合理的地方进行调整，提出切合矿井实际的区域综合防突及局部综合防突措施方案、防前言5突管理措施等，其主要结论如下1、捡材沟煤矿所处大地构造位置为扬子准地台、黔北台隆、六盘水断陷、威宁紫云北西南东变形区、格目底向斜南东端仰起处，地层产状变化较大，总体呈一走向近南北向，倾向近西的单斜构造；倾向250300，倾角为925。F8断层以东，构造较复杂；F8断层以西，构造相对较简单。捡材沟煤矿可采煤层12层，分别为K1A、K17、K22、K23、K24A、K32、K33、K35B、K39、K40、K109A、K110A，煤种均为烟煤，矿井采用平硐开拓方式，采用走向长壁后退式采煤法开采。矿井分为二个水平，五个采区，水平标高1300M、1100M。2、依据贵州省煤炭管理局文件黔煤生产字20081504号“对六盘水市2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”，捡材沟煤矿瓦斯等级鉴定结果为煤与瓦斯突出矿井，故按煤与瓦斯突出矿井设计。盘江煤电（集团）煤矿设计研究院2010年7月提交的XX县XX沟煤矿开采方案设计（变更）设计符合规程、防突规定的有关规定，设计首采采区为一采区，开采首采层K17煤层。本次专项设计对捡材沟煤矿开拓系统的合理性进行了论证。3、根据捡材沟煤矿一采区揭露情况，一采区范围内可采煤层依次为K17、K22、K23、K24A、K32、K33、K35B、K39、K40煤层；根据该矿区实际开采情况，各煤层间距较小，现采掘面布置在K17煤层，所以设计首采K17煤层作为保护层。由于一采区K17煤层位于F8断层以西1300M水平标高及以上水平，无煤与瓦斯突出危险，可不设置底板抽放巷，由于煤层间距较小，设计在开采层K17煤层工作面进、回风巷布置钻场向K22、K23、K24A煤层施工穿层钻孔，抽放下伏K22、K23、K24A煤层涌向K17煤层的卸压瓦斯作为区域防突措施。4、各煤层经测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量及与突出危险性相关的参数，可以确定测定范围其突出危险性，矿井在各采区开采前须将补作未鉴定煤层煤与瓦斯突出鉴定。5、从捡材沟煤矿这一区域煤层赋存情况看，首采K17煤层作为保护层开采措施，同时把预抽煤层瓦斯措施作为区域防突措施是可行的。前言66、矿井局部防突措施主要为预抽瓦斯和超前排放钻孔。采取区域综合防突措施后，在无突出危险区每采掘1050M进行区域验证，如验证结果为有突出危险或发现了突出预兆，则该区域以后的采掘作业均应当执行局部综合防突措施。其掘进工作面钻孔宜采用长、短钻孔相结合的排放钻孔联合布置方法；回采工作面采用平行排放钻孔。7、预测和效果检验指标及其临界值应根据实测资料确定，在无考察资料的情况下，可参照防突规定推荐的指标及临界值执行。8、建立完善的安全防护措施，最大限度避免意外事故的损失。9、矿井应设置专业的防突机构，并建立完善有关的管理制度，加强对防突工程的监督检查。10、矿井应当编制突出事故应急预案。并编制各作业地点防突安全技术措施。四、建议1、防突专项设计应在对矿区所有煤层突出鉴定基础上进行，矿井在开采前需做煤层突出危险性鉴定，在不破坏煤层开采条件下按鉴定结果选择没有突出危险性的煤层作为保护层开采。由于一采区K17煤层经煤与瓦斯突出危险性鉴定无煤与瓦斯突出危险性，从而选择一采区K17煤层为首采层作为矿井保护层开采，由于煤层间距较小，可在开采层K17煤层工作面进、回风巷布置钻场向K22、K23、K24A煤层施工穿层钻孔，抽放下伏K22、K23、K24A煤层涌向K17煤层的卸压瓦斯作为区域防突措施。2、对矿井通风系统进行优化，实现各采、掘工作面独立通风，以满足通风与安全要求。3、按规定设置防突反向风门、避灾硐室等安全设施，并按有关规范建设，以确保设施质量，并加强对通风设施的管理。4、在捡材沟煤矿在建设期间和今后采掘煤工作面推进过程中，必须坚持“四位一体”防突措施，按突出煤层采煤工作面进行管理，并按规定编制采煤工作面作业规程。加强瓦斯地质测量工作，特别注意小断层、隐伏断层的赋存情况。5、配足专门的瓦斯与地质等工程技术人员，加强防突安全培训，提高管理人员与防突人员对煤与瓦斯突出的认识与防突技能。前言76、进行瓦斯抽放专项设计，加强瓦斯抽放，提高抽采效果，特别加强区域预抽并达到抽采指标，达到抽放瓦斯防治突出的目的。7、加强对采、掘工作面作业规程的会审，提高作业规程中防突措施的具体性、针对性与可操作性。8、加强对井下机电系统的管理，按有关规定定期检测与检修有关设备，使其处于完好状态。9、建议捡材沟煤矿补充完善专业防突队伍，在实施防突综合治理专项基础上，不断测定捡材沟煤矿煤层的瓦斯参数，不断完善防突措施，摸索出一套适合于捡材沟煤矿的综合防突方法。第一章矿井基本概况8第一章矿井基本概况第一节井田概况捡材沟煤矿为整合矿井，位于XX县XX乡，并于2007年9月取得贵州省国土资源厅颁发的采矿许可证，生产规模150KT/A，开采矿种为煤炭。调整后矿井面积为1115M2。一、交通位置XX县XX沟煤矿位于XX县XX乡，距XX县人民政府（双水镇）23KM，距六盘水市区32KM，紧邻203县道，距水（城）黄（果树）高等级公路发那收费站4KM，交通较为方便（见交通位置图111）。第一章矿井基本概况9图111捡材沟煤矿交通位置图二、井田范围和煤炭储量1、井田范围根据贵州省国土资源厅2007年9月颁发的XX县XX沟煤矿采矿许可证（副本，证号5200000711606），矿区范围由6个拐点坐标圈定（拐点坐标见表111），面积10372KM2，开采深度由1500M至1000M。第一章矿井基本概况10表111井田范围拐点坐标表拐点编号X坐标Y坐标029244003550694612924400355062352292504335506210329253603550579042925815355066205292532535506967面积10372KM2开采深度由1500M至1000M因马场煤矿主平硐设计位置在捡材沟煤矿矿权范围内，经马场煤矿与捡材沟煤矿双方协商，经贵州省国土资源厅批准（黔国土资矿管函2009439号），对矿区范围进行了调整。根据贵州省国土资源厅2009年6月17日下发的“黔国土资矿管函2009439号”文批准，调整后矿区范围拐点坐标见表112。调整后的矿区呈不规则多边形，走向长08124KM，倾斜宽094116KM。表112调整后井田范围拐点坐标表拐点编号X坐标Y坐标12924400355069462292440035506016329251893550581342925671355067215292532535506967面积1115KM2第一章矿井基本概况11开采深度由1500M至1000M2、资源储量和服务年限根据贵州省西能煤炭勘查开发有限公司2009年7月提供了贵州省XX县XX沟煤矿资源储量核实报告及备案证明截止2009年4月，矿井保有资源量为1702万吨，其中，122B资源量574万吨，333资源量为498万吨（其中硫分大于3的140万吨），334资源量为630万吨（硫分大于3）。地质资源/储量（122B）333（333）5743580932（万吨）经计算，矿井工业资源/储量为8604万T。经计算，矿井设计利用资源/储量为70691万T。经计算，设计可采储量为55881万T。矿井生产能力为30万吨/年，储量备用系数取14，则矿井服务年限133年。服务年限可采储量/（井型储量备用系数）55881/（3014）1697A第二节地层、煤层及煤质一、地层及煤层1、地层区内出露地层由老至新有二叠系上统峨眉山玄武岩组、龙潭组，三叠系下统飞仙关组、永宁镇组及第四系。现分述如下（1）二叠系上统（P3）1）峨眉山玄武岩组（P3）第一章矿井基本概况12分布于矿区东部外缘。上部为灰绿、深灰色拉斑玄武岩、间隐结构玄武岩，夹412M之紫、黄褐、灰绿色凝灰岩或凝灰质粉砂质粘土岩。下部为深灰黑色块状拉斑玄武岩及少量玄武质熔岩、集块岩、玄武质凝灰熔岩。与下伏茅口组地层呈假整合接触。厚度180250M。2）龙潭组（P3L）分布在矿区东部，为一套海陆交替相碎屑岩夹碳酸盐岩含煤沉积。岩性以灰、浅灰、黄灰等色，簿中厚层状粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩和泥岩为主，中夹炭质泥岩、菱铁岩条带及灰岩610层，含煤层50余层，其中，可采和局部可采煤层12层。盛产腕足、瓣鳃、腹足等动物化石及羊齿类植物化石。组厚4124M。与下伏峨眉山玄武岩组呈假整合接触。根据岩性、岩相、生物化石特征和含煤性，区内龙潭组可分为四段，自下而上分述如下第一段（P3L1）龙潭组底界标七（B7）顶界。该段岩性为浅灰色粉砂岩，夹粘土岩及灰岩、硅质条带或薄层，含菱铁矿及黄铁矿细晶或结核。顶部为一层灰岩（即B7），底部为铝土质泥岩（厚053M）。该段含煤47层，其中可采煤层2层（K109A、K110A），产腹足、瓣鳃类动物化石和乌尔曼杉等植物化石。本段动物化石较多，且与植物化石间互出现,煤层较稳定，灰分较低，硫分高，为滨海泻湖沉积环境。段厚475555M，平均515M。第二段（P3L2）标七顶界K40煤层底界。该段岩性为浅灰、灰色细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩及泥岩，夹炭质泥岩、粘土岩，含菱铁岩条带和黄铁矿结核，本段以小的韵律层发育为特征。该段含煤2327层，煤层发育差，厚度簿，极不稳定，尖灭现象频繁，段内无可采煤层，仅有零星可采点。产羊齿类、乌尔曼杉等植物化石，中部和下部产腕足、瓣鳃类动物化石。该段砂体和小韵律层发育，煤层发育差且极不稳定，中、下部产动物化石，上部以植物化石为主，煤层灰分、硫分均较高，为前三角洲沉积环境。段厚15191975M，平均1747M。第一章矿井基本概况13第三段（P3L3）K40煤层底界K18煤层顶界。该段岩性为浅灰色细砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩及泥岩，普遍含菱铁岩结核或条带，含煤1214层，其中可采和局部可采煤层6层（K35B、K33、K32、K24A、K23、K22），是矿区主要可采煤层富集层段。该段不含动物化石，以盛产羊齿类植物化石为特征，主要有大羽羊齿、栉羊齿、蕉羊齿等。该段砂体较发育，盛产植物化石，不含动物化石，煤层发育好，厚度较大，且较稳定，灰分、硫分均较低，为三角洲沉积环境。段厚78123M，平均946M。第四段（P3L4）K18煤层顶界龙潭组顶界。岩性为灰、灰绿色粉砂岩、泥质粉砂岩、泥岩，中夹细砂岩、钙质泥岩及生物灰岩46层（单层厚一般053M），普遍含黄铁矿结核，含煤710层，其中可采及局部可采煤层2层（K17、K1A）。本段以盛产腕足、瓣鳃、腹足类等动物化石为特征，偶见少量羊齿类植物化石。本段由多个“灰岩（海相泥岩）砂泥岩煤层”小旋回组成，代表多个“海进海退”过程，以产动物化石为主，煤层不厚，但较稳定，具中灰，高硫之特点，据此，本段为“泻湖潮坪”沉积环境。段厚7621129M，平均916M。第四段（P3L4）层位大致相当于长兴组，与三叠系飞仙关组呈过渡关系。（2）三叠系下统（T1）1）飞仙关组（T1F）灰绿、灰紫、紫及紫红色、薄中厚层状细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，夹泥岩、钙质砂岩及灰岩簿层。下部水平纹理发育，中上部波状、脉状及斜层理较发育，层面常具波痕等构造，地表常呈球状风化。盛产腕足、瓣鳃类动物化石，有LINGULASP、CLARAIAAURITAHAUEG、CLARAIASP、VELOPECTENSP、EUMORPHOTISSP等。与下伏龙潭组呈整合接触。组厚46605012M，平均4852M。根据岩石颜色特征，可分为三个岩性段第一章矿井基本概况14第一段（T1F1）即俗称的“卡以头层”，为灰绿、灰黄色中厚层状粉砂质泥岩、泥质粉砂岩和粉砂岩，时夹泥灰岩簿层，下部水平纹理发育，有时中夹灰紫、紫色层。段厚583797M，平均690M。第二段（T1F2）灰紫、暗紫、紫红色中厚层状泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及粉砂岩，中夹少量泥灰岩薄层。上部常夹一层紫红色粉砂岩及泥质粉砂岩；下部常间夹灰绿色条带，与第一段颜色呈过渡性质，两者分界线不易准确划分。段厚33344206M，平均3980M。第三段（T1F3）红色、紫红色薄层状页岩和细砂岩、粉砂岩互层，段厚430710M，平均57M。（三）第四系（Q）分布在沟谷、缓坡等低凹地带，系坡积、残积和冲积产物。主要为褐灰、褐黄、暗紫灰色粘土、亚粘土、砂质土、含砾砂土及碎石等。厚046M。与下伏地层呈角度不整合接触。2、煤层赋存特征（1）含煤性本区含煤地层为龙潭组，平均厚412M。含煤50余层。含可采煤层12层，其中，全区可采煤层5层（K32、K33、K35B、K109A、K110A），大部可采煤层5层（K1A、K17、K22、K23、K24A）,局部可采煤层2层（K39、K40），可采煤层平均总厚度1905M，可采含煤系数平均40。（2）可采、大部可采及局部可采煤层矿井范围内核实的全区可采煤层5层（K32、K33、K35B、K109A、K110A），大部可采煤层5层（K1A、K17、K22、K23、K24A）,局部可采煤层2层（K39、K40）,共12层，现自上而下分述如下K1A煤层位于龙潭组近顶部，距龙潭组顶界0368M，一般2M左右。煤层厚（可采厚度，以下同）030096M，平均082M。大部可采，第一章矿井基本概况15属较稳定煤层。煤层结构简单，夹矸01层，多为单一结构，夹石常为隐晶高岭石泥岩。煤层顶板为灰岩，有时其间尚有一层粉砂质泥岩或泥岩，底板为泥岩。K17煤层位于龙潭组四段下部，上距K1A煤层平均约83M。煤层厚055160M，平均厚102M（该矿实际揭露的K17煤层的平均厚度为22M）。大部可采，属较稳定煤层。煤层结构简单，一般为单一煤层，偶有一层泥岩夹石。煤层顶板一般为粉砂岩，有时夹细砂岩；直接顶板为粉砂质泥岩，有时为泥质灰岩。底板为泥岩。K22煤层位于龙潭组三段近顶部，上距K17煤层平均27M。煤层厚033225M，平均089M。大部可采，属较稳定煤层。煤层结构较简单，夹石04层，夹石为泥岩，一般为单一煤层。煤层顶板为粉砂质泥岩或泥岩。南部变粗，以粉砂岩为主，夹粉砂质泥岩，底板为泥岩。K23煤层位于龙潭组三段中上部，上距K22煤层平均10M。煤层厚045324M，平均167M。大部可采，属较稳定煤层。煤层结构较简单，夹石02层，一般01层，多为泥岩，有时为隐晶高岭石泥岩。煤层顶板以粉砂岩为主，时夹粉砂质泥岩或泥岩、炭质泥岩，底板为泥岩。K24A煤层位于三段中部，上距K23煤层平均12M。煤层厚011253M，平均146M。大部可采，属较稳定煤层。北东部较厚，南西部较薄出现不可采区。煤层结构较简单，夹石04层，一般02层，多为泥岩或炭质泥岩，有时夹一层高岭石泥岩。煤层顶板以细砂岩、粉砂岩为主，中段岩性较粗，南、北渐变细，以粉砂岩为主，夹泥质粉砂岩和少量泥岩、炭质泥岩。底板为泥岩或粉砂质泥岩。第一章矿井基本概况16K32煤层位于三段下部，上距K24A煤层平均14M。煤层厚003611M，平均226M。全区可采，属较稳定煤层。K32煤层厚度变化似有“北厚南簿”之势，井田内均可采，厚煤带位于北北东部701东35东33702孔一线，煤厚平均大于250M，最厚点达611M（东33孔）；向南、南西煤层变簿，至东32孔出现不可采点。煤层结构较简单，夹石03层，一般01层，多为泥岩，局部含一层高岭石泥岩夹石。煤层顶板为粉砂岩、泥质粉砂岩，时夹粉砂质泥岩或泥岩。底板为泥岩。K33煤层位于龙潭组三段下部，上距K32煤层平均13M。煤层厚084403M，平均221M。全区可采，属较稳定煤层。K33煤层厚度较稳定，一般在13M之间。总观之，其厚度变化似有“南北厚、中间薄”之趋势，其薄煤带在矿区中部，呈条带状近东西向展布，厚度小于130M；其南、北两侧厚度变厚，煤厚一般小于24M之间。煤层结构较简单，夹石03层，一般01层，夹石常为泥岩。煤层顶板以细砂岩、粉砂岩为主，时夹泥质灰岩、粉砂质泥岩，局部为粉砂岩、细砂岩与泥质灰岩、粉砂质泥岩互层。底板为泥岩。K35B煤层位于龙潭组三段下部，上距K33煤层平均12M，煤层厚074329M，平均144M。全区可采，属较稳定煤层。煤层结构较简单，夹石03层，一般01层，夹石一般为泥岩。煤层顶板以细砂岩、粉砂岩为主，常夹泥质粉砂岩、泥岩。矿区北部岩性变细为粉砂质泥岩或泥岩，与K33煤层的间距亦随之变小。煤层底板为泥岩。K39煤层位于龙潭组二段上部，上距K35B煤层平均13M，煤层厚022125M，平均070M。局部可采，区内除702孔可采外，其余均不可采。属不稳定煤层。煤层结构较简单，夹石01层，一般1层，夹石为泥岩。第一章矿井基本概况17煤层顶板以细砂岩、粉砂岩为主，常夹泥质粉砂岩、泥岩。煤层底板为泥岩，含植物根部化石。K40煤层位于龙潭组二段上部，上距K39煤层平均4M，煤层厚000294M，平均093M。局部可采，属不稳定煤层。K40煤层的可采区分布在矿区南部及南东部，北部不可采。煤层结构较简单，夹石01层，一般为单一煤层，夹石为泥岩。煤层顶板以细砂岩、粉砂岩为主，常夹泥质粉砂岩、泥岩。煤层底板为泥岩，含植物根部化石。K109A区内无揭穿该层位的钻孔，仅区外ZK694号钻孔揭穿该煤层。据马场井田详勘报告，煤厚145248M，平均212M。属较稳定煤层。煤层结构复杂，夹石37层，一般34层，夹石多为泥岩，底部一层夹石为浅灰色隐晶质高岭石泥岩。煤层顶板为1015米的细、粉砂岩，具水平纹理，夹大量的菱铁质条带，构成所谓的“排骨层”。直接顶板为1M左右的黑色泥岩，含大量黄铁矿。底板为泥岩。K110A区内亦无揭穿该层位的钻孔，据马场井田详勘报告，煤厚069247M，平均153M。属较稳定煤层。煤层结构复杂，夹石14层，一般23层，底部12层夹石为泥岩。煤层顶板常为粉砂质泥岩或泥岩,底板常为深灰色粉砂质粘土岩夹粉砂岩，水平层理发育。矿井煤层特征详见表121。表121可采煤层煤层特征表可采厚度M煤层结构顶底板岩性煤层间距M煤层号最小最大平均夹矸层数复杂程度倾角可采程度稳定程度顶板底板最小最大平均第一章矿井基本概况18K1A03009608201简单343大部可采较稳定灰岩泥岩637101583K1705516010201简单343大部可采较稳定粉砂岩泥岩12042227K2203322508904较简单343大部可采较稳定粉砂质泥岩或泥岩泥岩8531910K2304532416702简单343大部可采较稳定粉砂岩泥岩3028212K24A01125314604较简单343大部可采较稳定细砂岩、粉砂岩泥岩或粉砂质泥岩4026414K3200361122603较简单343全区可采较稳定粉砂岩、泥质粉砂岩泥岩6421113K3308440322103较简单343全区可采较稳定粉砂岩、泥质粉砂岩泥岩4027012K35B07432914403较简单343全区可采较稳定粉砂岩、泥质粉砂岩泥岩K3902212507001较简单343局部可采不稳定粉砂岩、泥质粉砂岩泥岩6516013K4000029409301较简单343局部可采不稳定细砂岩、粉砂岩泥岩2085420072167200K109杂343全区可采较稳定细、粉砂岩泥岩20112第一章矿井基本概况19说明该矿实际揭露的K17煤层的平均厚度为22M。二、煤类、煤质与煤的用途1、物理性质和煤岩特征1）煤的物理性质颜色黑色及黑灰色，条痕黑色。光泽玻璃光泽。断口参差状断口及贝壳状断口。结构条带状、线理状、少量透镜状。构造粉粒状、层状及块状。宏观煤岩类型以半亮及半暗煤为主，有少量亮煤及暗淡型煤。2）显微煤岩特征有机组分平均占总量的7959，以镜质组为主，次为惰质组。镜质组含量73498360，平均7918。主要为基质镜质体、均质镜质体、结构镜质体、碎屑镜质体；偶见团块镜质体。均质镜质体内常发育有垂直裂隙。惰质组含量16402448，平均1982。主要为氧化丝质体、半丝质体、碎屑丝质体；有少量微粒体，偶见粗粒体、分泌体。无机组分平均占总量的2041，以粘土类为主，其次为氧化物类和碳酸盐类，硫化物类较少。粘土类含量7951723，平均1210。粘土矿物普遍呈团块状、浸染状，部分呈细条带状、透镜状，少量充填于胞腔中。K110A06924715314复杂343全区可采较稳定粉砂质泥岩或泥岩粘土岩3第一章矿井基本概况20氧化物类含量328709，平均447。以石英为主，多呈细粒状分散分布，局部细粒相聚集，少量充填于胞腔和裂隙中。硫化物类含量微291，平均084。以黄铁矿等为主，多呈细粒状、球粒状分散分布、少量呈莓状充填于胞腔中。碳酸盐类含量0451114，平均299。主要为方解石，多呈细脉状充填于裂隙及胞腔中。微观煤岩类型各可采煤层微观煤岩类型均属微镜惰煤。见表122。表122煤岩特征汇总表去矿物基组分含矿物基无机组分煤层号镜质组丝质组有机总量粘土类硫化物类碳酸盐类氧化物类无机总量镜煤反射率RMAX变质程度宏观煤岩类型微观煤岩类型K1A755224486535172305011145693465114暗淡型微镜惰煤K177914208682427951913284441758125半亮型微镜惰煤K1876682332801010191362216141990128半亮半暗微镜惰煤K2373491651822113340690453311779127破碎煤微镜惰煤K24A81071893833411410451233571666132半暗半亮微镜惰煤K328252174879581512微1014292042134半亮半暗微镜惰煤K35B7973202780341414微1883641966135破碎煤微镜惰煤K37832116798513977微1813291487136破碎煤微镜惰煤K3983601640830112570570573281699138破碎煤微镜惰煤平均79181982795912100842994472041129第一章矿井基本概况213）煤的密度真相对密度（TRD）各煤层平均值在153173T/M3之间。上部煤层（K18煤以上）真密度较大，一般大于16T/M3；其它煤层均小于16T/M3。视相对密度（ARD）平均值在148170T/M3之间。顶部K1A煤层视密度最大，达170T/M3；K24A、K33、K35B煤层视密度较小，均在15T/M3左右；其它煤层在1516T/M3之间。见表123。表123真相对密度和视相对密度汇总表煤层号K1AK17K18K23K24AK32真密度173158162157154164视密度170157158155150158煤层号K33K35BK39K40K109AK110A真密度159153视密度1501481451601451504）镜煤反射率（RMAX）114138，平均129。变质程度均为烟煤阶段。2、煤的化学性质1）元素分析浮煤元素及有害元素含量见表124。表124浮煤元素及有害元素含量汇总表元素分析有害元素元素煤层CDAFHDAFNDAFOSDAFAS106F106CLPK1A8962490134412269400090007第一章矿井基本概况222）煤质特征原煤、浮煤的煤质特征见表125。表125煤质特征表原煤工业分析浮煤工业分析煤层MADADVDAFST,DMADADVDAFST,DK1A0592646194034108010652052138073077232128131964215015349907008270299218182173039147K1707525072160316076848198309707509831183722194619740170220921011052125917911933027028K220873420196002009711561862028096107221728742075227001406308308362672617861985016017K23102254621730390836781886017067099231429431724213801502305310579997617352003019033K24A088262919580180798661884024K32075094182233641697229401702106209465593917231954019023K179010476172343537300080007K189034457171338384600080006K220016K2390344881703080812200100020K24A9037473172318027700090011K3290714611633050211500130013K3391034661652661110600080014K35B90584641703080210500080014K109A89714711264320009K110A89464671204670011第一章矿井基本概况23088237019830190817771860021073123145330341685226201708306312066489516171940022078K330962615198305108979218280450701302026301815292140019472069104654135116231955018307K35B095261118201670858931782135K109A080118115633260895011521208K110A063177316393771074111557179注K39、K40号煤层钻孔无化验资料。3）形态硫本区煤层中硫以黄铁矿硫（SP,D）为主，原煤含量一般在008256，K24A、K32、K35B煤层最低，含量均为008。其次为有机硫（SO,D），原煤含量一般在006171；硫酸盐硫（ST,D）含量甚微。浮煤形态硫与原煤基本一致。煤中黄铁矿硫脱硫率高，较易洗选；而有机硫则难于洗选，当全硫较低时，经浮选后，有机硫含量反而增大。各煤层脱硫情况，见表126。表126原煤黄铁矿硫与有机硫脱硫率一览表煤层K1AK17K22K23K24AK32K33K35BK109AK110A原煤SP,D341316020039018019051167351397浮煤SP,D138097028017024021045135203224脱硫率59536741400056413333105211761916421718393、煤类区内可采煤层镜煤反射率114138，平均129；煤岩类型为微镜惰煤；精煤挥发分（VDAF）7272243，平均1568；胶质层厚度55375MM，粘结指数一般8288，按GB575186划分，变质程度为烟煤阶段，其中，第一章矿井基本概况24K1A、K17、K22、K23、K24A、K32、K33、K35B煤层属焦煤,K109A、K110A煤层因缺少粘结性指数资料，根据其浮煤挥发分指标，暂定为贫瘦煤。4、煤的工业用途本区煤类以焦煤为主，仅底部有少量贫瘦煤，煤质优良。主要煤质指标特低中等全水分、低中灰、特低硫中硫为主、中高发热量、级砷、低特低氟、特低氯、低特低磷、煤灰软化和流动温度均为中较高、高热稳定性、弱结渣性、煤的可选性为较难极难选。本区煤的用途广泛，矿井生产的原煤，经重介旋旋器洗选加工后，可生产出三种产品洗精煤、洗混煤和洗矸。其中，洗精煤可供钢厂炼焦，洗混煤及洗矸可供电厂作为锅炉燃煤。第三节地质构造一、地质构造捡材沟煤矿所处大地构造位置为扬子准地台、黔北台隆、六盘水断陷、威宁紫云北西南东变形区、格目底向斜南东端仰起处，地层产状变化较大，总体呈一走向近南北向，倾向近西的单斜构造；倾向250300，倾角为925。F8断层以东，构造较复杂；F8断层以西，构造相对较简单。（1）褶曲区内褶曲构造不明显，仅在矿区北部、北东部因受F8、F9号断层的影响，发育一小型背斜构造。小型褶曲对煤系浅部有一定的影响，对煤系中部和深部影响不是很明显。矿区东部边缘发育有莫家寨背斜。（2）断层区内未见大的断裂，小构造较发育，褶曲明显，地面可见断层有F8、F9、F10、F30、F59、F61、F66、F67、F69等，分述如下第一章矿井基本概况251）F8逆断层横穿矿区中部，长度大于2200M。走向近南北，倾向南西，倾角5570。北段落差较大，大于30M；南部落差较小。地表显示为K17、K22、K24A、K33、K35号煤层露头线被错断。地表有6个探槽点控制，地下有（ZK693、ZK702）2个钻孔控制，该断层已基本查明。2）F9逆断层延伸长度约1600M，走向近南北向，倾向北西，倾角4043，落差2050M。地表显示为K33、K35煤层露头线被错断，地表有9个探槽点控制，地下有ZK702钻孔控制，该断层已基本控制。3）F10逆断层位于井田东部，走向长约3400M。走向近南北，倾向南西，倾角6576，落差8090M，发育于P3L2地层中，地表有5个探槽点控制，区外地下有ZK695钻孔控制，该断层已基本控制。4）F30逆断层位于矿区西部边缘，区内走向长约300M，南端出区外。走向近南北，倾向北西，倾角63，落差1645M。发育于T1F2地层中，地表有1个槽探控制，地下有ZK东32钻孔揭露，该断层性质、产状基本查明。5）F59正断层位于矿区南部边缘，区内走向长约450M，南端出区外。走向近南北，倾向北西，倾角56，落差4552M。6）F61正断层位于矿区南部边缘，走向长约420M。近南北走向，倾向北西，倾角59，落差4548M，仅有ZK东33号钻孔控制。7）F66逆断层位于矿区南部边缘，区内走向长约300M，南端出区外。走向近南北，倾向北西，倾角56，落差1520M，仅有ZK东32号钻孔控制。8）F67逆断层位于井田中部，走向长约300M。走向近南北，倾向北西，倾角6575，落差1030M，仅有1个探槽点控制。9）F69逆断层位于井田东部，区内长450M，北端出区外。走向近南北，倾向西，倾角70，落差730M，仅有1个探槽点控制。二、水文地质条件1、区域水文地质条件第一章矿井基本概况26马场井田位于格目底向倾南翼东端，位于两山脉之间的北西南东向的槽形地带，百车河则位于马场井田东北缘，该河基本沿岩层走向贯穿全区，流经地段主要为玄武岩和茅口灰岩，地形总的是由北西向南东倾斜，沟谷发育，其走向与地形倾斜方向一致，并于不同地段汇入百车河。捡材沟煤矿矿区区域上处于珠江流域北盘江水系，位于马场井田南端，属马场井田单元地表分水岭地带，属接受大气降水的补给区，排泄条件较好。矿区内无常年性地表流水，有六条季节性沟谷溪流，其流向均由南西向北东流入百车河；溪沟中水量受季节控制明显，雨季流量大，平时流量小甚至干涸，一般为098L/S。长年性地表流水为矿区外发源于西面、流向自南西向北东流入矿区以北的百车河；百车河流量迅速，受大气降水影响，季节变化明显，雨季大、旱季小，一般流量在1577315129L/S；矿区最低侵蚀基准面位于矿区北东面的百车河，高程为1180M左右，区内地表水流量随季节性变化较大。煤矿属构造侵蚀、溶蚀的低中山地貌，一般海拔1255021037M，最高点在南西侧尖山顶,海拔21037M，最低点在矿区北东侧沟谷中,海拔12550M，矿界北侧外围的百车河为矿区最低侵蚀面,海拔1180M。2、含水岩组及其含水特征矿区内地下水类型主要为基岩裂隙水，基岩裂隙水主要分布于飞仙关组（T1F）和二叠系上统龙潭组（P3L）地层中；其次为松散岩类孔隙水；孔隙水主要赋存于第四系（Q）及浅层风化带。分述如下（1）基岩裂隙水含水岩组主要包括飞仙关组（T1F）和二叠系上统龙潭组（P3L）。1）三叠系下统飞仙关组（T1F）含水岩组二段和三段含水类型为承压裂隙水；上部细粉砂岩为主，下部则由粗粉砂岩及细砂岩组成。富水性弱而不均匀，泉的流量为0005056L/S，Q006018