沁新煤矿1.2mta新井设计巷道快速掘进与支护技术

中国矿业大学本科生毕业设计姓名：学号：学院：矿业工程学院专业：采矿工程设计题目：沁新煤矿1.2Mt/a新井设计专题：巷道快速掘进与支护技术指导教师：职称：讲师二〇一一年六月徐州中国矿业大学毕业论文任务书学院矿业工程专业年级采矿工程2008级学生姓名任务下达日期：2012年1月14日毕业设计日期：2012年3月14日至2012年6月10日毕业论文题目：沁新煤矿1.2Mt/a新井设计毕业论文专题题目：巷道快速掘进与支护技术毕业论文主要内容和要求：经过一个学期的毕业设计，认真完成了所有的毕业设计内容，主要包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分题目为沁新煤矿1.2Mt/a新井设计,并完成了矿井开拓平剖面图、带区巷道布置平剖面图、工作面层面图。结合煤矿生产前沿及矿井设计情况，撰写一篇题目是跨采巷道围岩变形规律与支护技术的专题论文，主要分析了跨采巷道围岩变形的影响因素和变形规律，并从引起跨采巷道变形的因素的角度，分析了近年来的跨采巷道的支护理论及技术，从工程实例分析了注浆加固对跨采巷道支护效果。翻译部分主要内容是关于煤层气与开采近距离保护层过程中采场周围岩石裂隙的发展过程的关系，英文题目为“RelationshipsbetweengasreservoirandtheevolutionofstopeSurroundingrockfractureattheprocessofminingtheCloseddistanceprotectionlayer”。院长签字：指导教师签字：

摘要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为沁新煤矿1.2Mt/a新井设计。沁新煤矿位于山西省屯留、襄垣县境内，交通便利。井田总面积为16.00km2。主采煤层为2＃煤，煤层倾角为2~8，平均总厚度为3.00m，井田地质条件较为简单。井田工业储量为162.81Mt，可采储量为123.75Mt。矿井设计生产能力为1.2Mt/a。矿井服务年限为73.7a，涌水量不大，矿井正常涌水量为270m3/h，最大涌水量为480m3/h。矿井瓦斯相对涌出量为1.732m3/t，绝对涌出量为7.866m3/min，为低瓦斯矿井。井田开拓方式为立井单水平开拓。采用胶带输送机运煤，采用矿车进行辅助运输。矿井通风方式为中央并列式通风。矿井年工作日为330d，工作制度为“三八”制。一般部分共包括10章：1、矿区概述与井田地质特征；2、井田境界和储量；3、矿井工作制度、设计生产能力及服务年限；4、井田开拓；5、准备方式—带区巷道布置；6、采煤方法；7、井下运输；8、矿井提升；9、矿井通风与安全；10、设计矿井基本技术经济指标。专题部分题目是巷道快速掘进与支护技术，主要分析了巷道快速掘进与支护的影响因素和变形规律，并从引起巷道变形的因素的角度，分析了近年来的快速掘进巷道的支护理论及技术。翻译部分主要内容关于煤层气与开采近距离保护层过程中采场周围岩石裂隙的发展过程的关系，英文题目为：RelationshipsbetweengasreservoirandtheevolutionofstopeSurroundingrockfractureattheprocessofminingtheCloseddistanceprotectionlayer。关键词：立井；单水平；带区；中央并列式；一次采全高

AbstractThisdesignincludesthreeparts:generalpart,specialpartandthetranslationpart.Thegeneralpartis1.2Mt/aNiiQinnewcoalminedesign.QinnewcollieryislocatedinShanxiprovinceTunliu,XiangyuanCounty,convenienttransportation.Idahasatotalareaof16km2.Themaincoalseam2＃coal,coalseamdipangleis2~8,averagethicknessof3.00m,Idageologicalconditionisrelativelysimple.Coalmineindustrialreserves162.81Mt,recoverablereservesis123.75Mt.Minedesignandproductioncapacityof1.2Mt/a.Theservicelifeofthemineis73.7a,waterinflowisnotnormal,minegushingwatervolumeis270m3/h,maximumdischargecapacityof480m3/h.Mineofrelativegasemissionis1.732m3/t,absoluteemissionis7.866m3/min,forlowgasmine.Idaexplorethewayforverticalsingleleveldevelopment.Usingbeltconveyorcoal,usedcarauxiliarytransportation.Mineventilationforthecentralabreastventilation.Mineyearworkon330D,workingsystemfor"threeeight".Thegeneralpartconsistsof10chapters:1,miningareageologicalfeaturesoverviewandIda;2,Idastateandreserves;3,workingsystem,designproductioncapacityandservicelife;4,Idaforge;5,preparationways-zoneroadwaylayout,miningmethod;6;7,8,themineundergroundtransportation;lift;9,mineventilationandsecurity;10,thebasicdesignofminetechnicaleconomicindex.Thematicpartofthesubjectisofrapidexcavationandsupportingtechnology,mainlyanalyzedtheroadwayquickdrivingandsupportingfactorsanddeformation,andthedeformationofroadwayfromtheinducedfactors,analysisinrecentyearsofrapidexcavationofroadwaysupporttheoryandtechnology.Translationpartofthemaincontentofcoalseamgasandmininginclosedistanceprotectivelayerofstopesurroundingrockfissuredevelopmentrelations,Englishtitle:RelationshipsbetweengasreservoirandtheevolutionofstopeSurroundingrockfractureattheprocessofminingtheCloseddistanceprotectionlayer。Keyword:verticalshaft;single;band;thecentralparallel;full-seammining

目录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 31.1.3矿区的水文情况 31.1.4地震烈度 31.1.5电源 31.2井田地质特征 31.2.1地层及地质构造 31.2.2含水层及其水文地质特征 71.3煤层及煤质 101.3.1煤层 101.3.2煤质 111.3.3瓦斯，煤尘，自燃及地温 122井田境界与储量 132.1井田境界 132.2矿井储量 132.2.1构造类型 132.2.2储量计算基础 132.2.3安全煤柱留设原则 132.2.4矿井地质储量计算 142.2.5矿井工业储量计算 152.2.6矿井可采储量 163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.井型校核 194井田开拓 224.1井田开拓的基本问题 224.1.1井筒形式的确定 224.1.2工业场地的位置 244.1.3开采水平的确定 244.1.4矿井开拓方案比较 254.2矿井基本巷道 294.2.1井筒 294.2.2主要开拓巷道 314.2.3井底车场及硐室 345准备方式——带区巷道布置 365.1煤层地质特征 365.1.1带区位置 365.1.2带区煤层特征 365.1.3煤层顶底板岩石构造情况 365.1.4水文地质 365.1.5地质构造 365.1.6地表情况 365.2带区巷道布置及生产系统 365.2.1带区准备方式的确定 365.2.2带区巷道布置 375.2.3带区生产系统 375.2.4带区内巷道掘进方法 385.2.5带区生产能力及采出率 406采煤方法 426.1采煤工艺方式 426.1.1采煤方法的选择 426.1.2回采工作面长度的确定 426.1.3工作面的推进方向和推进度 426.1.4综采工作面的设备选型及配套 426.1.5各工艺过程注意事项 506.1.6工作面端头支护和超前支护 516.1.7循环图表、劳动组织、主要技术经济指标 526.1.8综合机械化采煤过程中应注意事项 546.2回采巷道布置 546.2.1回采巷道布置方式 546.2.2回采巷道参数 547井下运输 567.1概述 567.1.1矿井设计生产能力及工作制度 567.1.2煤层及煤质 567.1.3运输距离和辅助运输设计 567.1.4矿井运输系统 567.2带区运输设备选择 577.2.1设备选型原则 577.2.2带区运输设备选型及能力验算 577.3大巷运输设备选 587.3.1主运输大巷设备选择 597.3.2辅助运输大巷设备选择 597.3.3运输设备能力验算 618矿井提升 628.1矿井提升概述 628.2主副井提升 628.2.1主井提升 628.2.2副井提升设备选型 639矿井通风及安全 669.1矿井通风系统的选择 669.1.1矿井地质概况 669.1.2开拓方式 669.1.3开采方法 669.1.4变电所、充电硐室、火药库` 669.2矿井通风系统的确定 679.2.1矿井通风系统的基本要求 679.2.2矿井通风方式的选择 679.2.3矿井通风方法的选择 689.2.4带区通风系统的要求 699.2.5带区通风方式的确定 699.3矿井风量计算 699.3.1通风容易时期和通风困难时期采煤方案的确定 709.3.2各用风地点的用风量和矿井总用风量 709.3.3风量分配 749.4矿井阻力计算 759.4.1计算原则 759.4.2矿井最大阻力路线 759.4.3计算矿井摩擦阻力和总阻力： 769.4.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔 799.5选择矿井通风设备 809.5.1选择主要通风机 809.5.2电动机选型 839.6安全灾害的预防措施 839.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施 839.6.2预防井下火灾的措施 849.6.3防水措施 8410设计矿井基本技术经济指标 850引言 881巷道快速掘进的影响因素和方法 881.1巷道快速掘进的影响因素 881.1.1地质构造影响因素 881.1.2装置设备影响因素 891.1.3煤矿巷道掘进施工管理组织及施工工艺影响因素 891.2巷道快速掘进的方法 891.2.1加强地质预测预报工作为巷道连续快速掘进打好基础 891.2.2优化运输系统加快排矸（煤）速度 891.2.3采用中深孔爆破多循环作业 891.2.4合理安排各工序尽可能地使之平行化作业 901.2.5采用光爆锚喷支护技术 901.2.6改进施工工艺 901.2.7开展班组自主管理 911.2.8提高工作热情及时总结奖励 912巷道快速掘进的支护技术 912.1一般巷道快速掘进的支护技术 912.1.1使用组合锚杆支护 912.1.2避开一次采动影响 922.1.3预留变形量 932.1.4加强二次采动影响区域巷道支护 932.1.5其它 932.2留小煤柱巷道快速掘进的支护技术 932.2.1断面设计及支护方式 932.2.2锚杆支护设计计算 932.2.3锚钢带梁网锚索联合支护设计参数选择 952.2.4支护施工工艺 962.2.5施工安全技术措施 972.3孤岛工作面巷道快速掘进的支护技术 982.3.1孤岛工作面1116(1)概况 982.3.2沿空掘巷巷道布置 982.3.3沿空巷道支护方案设计 982.3.4沿空掘巷支护设计方案 992.3.5施工方法及工艺 1002.3.6现场观测 1013巷道快速掘巷相似模拟研究 1013.1东庞矿2610上巷沿空掘巷工程的条件 1013.1.1井下位置 1013.1.2地面位置及巷道规格 1013.1.3地质特征 1023.1.4煤层顶底板岩性 1023.1.5瓦斯与煤尘 1023.2相似材料实验条件 1033.2.1东庞矿岩石抗压强度 1033.2.2相似指标的选择 1033.2.3相似材料配比 1043.2.4模型制作 1043.3相似材料实验 1053.3.1模型铺设 1053.3.2模型试验 1053.4试验结果 1084巷道快速掘巷面矿压显现特征分析 1084.1观测内容与测站布置 1094.2矿压观测结果 1094.2.1巷道围岩变形测量结果 1094.2.2顶板离层观测结果 1104.3矿压观测结果分析 1104.3.1巷道围岩变形分析 1104.3.2顶板离层分析 1144.4矿压观测结果分析 1144.5本章小结 1145结论 115参考文献 117英文原文 119RelationshipsbetweengasreservoirandtheevolutionofstopeSurroundingrockfractureattheprocessofminingtheCloseddistanceprotectionlayer 119中文译文 125致谢 130

一

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分1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿区地理位置沁新煤矿位于山西省沁源县西部西部李元乡境内，东距沁源县城17km。其地理坐标为东经112°10′10″～112°12′25″，北纬36°32′35″～36°34′45″。山西沁新能源集团股份沁新煤矿经山西省工商行政管理局以“（晋）名称变核内【2009】第001275号”核准通知书，核准变更企业名称为：山西沁新能源集团股份沁新煤矿。根据山西省国土资源厅2009年11月29日对该矿登记的采矿许可证所划定的开采范围，矿井井田由以下19个拐点坐标连线圈定：1、X=4050635.09Y=19608091.122、X=4047444.29Y=19608091.143、X=4047445.29Y=19607880.144、X=4045341.28Y=19607890.155、X=4045341.28Y=19607381.156、X=4045729.28Y=19607381.157、X=4045729.26Y=19605077.628、X=4045461.26Y=19604951.159、X=4045891.26Y=19604077.1410、X=4045891.26Y=19603816.1411、X=4046011.26Y=19603816.1412、X=4046011.26Y=19603961.1413、X=4046751.26Y=19603961.1314、X=4046751.27Y=19604831.1415、X=4047911.27Y=19604831.1316、X=4047911.27Y=19604691.1317、X=4048541.27Y=19604691.1318、X=4048541.26Y=19603518.1219、X=4050334.74Y=19603518.11该井田为不规则的多边形，井田面积为16.00km2，批准开采1号—11号煤层。2009年山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室以晋煤重组办发[2009]82号文“关于长治市沁源县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复”，批准山西沁新能源集团股份沁新煤矿为单独保留矿井，整合后矿井生产能力提升至1.5Mt/a，井田面积18.9369km2，批准开采1～11号煤层。山西省工商行政管理局以“（晋）名称变核内【2009】第001275号”核准通知书，核准变更企业名称为山西沁新能源集团股份沁新煤矿。2009年11月29日山西省国土资源厅为该矿新下发证号C1400002009111220045579采矿许可证，批准开采1~11号煤层，生产规模1.5Mt/a，井田面积18.9369km2，开采深度+1349.92m~+899.92m。沁（源）～洪（洞）公路从矿区北部通过，向东17km至沁源县城接汾（阳）～屯（留）二级公路及沁（沁源）～沁（沁县）铁路，距太焦线沁县火车站76km,距309国道张店镇54km，距南同蒲铁路介休市100km、平遥县城105km，交通极为便利。详见交通位置图1-1。图1-1沁新矿交通位置示意图1.1.2矿区气候条件本区属大陆性气候，四季分明，昼夜温差较大。据沁源县1988～1997年观测资料，年平均气温8.6℃，最高气温可达35.6℃（1995年7月5日），最低气温-25.8℃（1990年2月1日）。年平均降水量634.0mm，年平均蒸发量为1547.2mm，蒸发量大于降水量。结冰期为10月下旬至次年3月中旬，最大冻土深度为800mm（1993年）。夏、秋季多东南风，冬、春季多西北风，最大风速14m/s。1.1.3矿区的水文情况本井田位于太岳山东源，属中、低山区。本区基本为基岩裸露区，但地层多被植被覆盖。区内山高沟深，地形复杂，最高点在井田中部摇岭湾，高程1423.6m，最低点位于井田东北部河床，高程1152.0m，相对高差271.60m。井田内沟谷发育，并呈放射状展布。本区属沁河水系，井田内无大的河流通过，东北部沟谷水流入狼尾河，西南部沟谷水流入柏子河，均为季节性河流。井田内历年最高洪水位线1149.5m，井口均位于洪水位线以上。1.1.4地震烈度根据山西省地震基本烈度区划图，本区地震烈度为7度。1.1.5电源本矿井供电电源丰富，距矿井4.5km有南山35kV变电站，在公司内部还建有沁新公司35kV变电站和公司矸石发电厂，沁新公司35kV变电所主要服务于公司及沁新煤矿用电，矿井供电电源可靠。1.2井田地质特征 本矿区位于沁水煤田的西部边缘，霍山隆起的东侧。矿区内地层出露较好，区内出露的地层由西北向东南依次为下石盒子组上段，上石盒子组下段、中段，第四系更新统及全新统地层以角度不整合零星覆盖于区内各时代地层之上。1.2.1地层及地质构造（一）地层本矿区位于沁水煤田的西部边缘，霍山隆起的东侧。矿区内地层出露较好，区内出露的地层由西北向东南依次为下石盒子组上段，上石盒子组下段、中段，第四系更新统及全新统地层以角度不整合零星覆盖于区内各时代地层之上。现结合矿区内及附近钻孔揭露资料，对矿区内的地层自下而上分述如下：1、奥陶系(O)为煤系地层的沉积基底。岩性主要为深灰色石灰岩、角砾状泥灰岩及泥质白云岩，下部夹似层状石膏，上部方解石细脉发育，具铁质浸染现象。2、石炭系(C)(1)中统本溪组(C2b)与下伏峰峰组呈平行不整合接触。该组厚度12.23-25.70m，平均19.19m，岩性以灰、灰白色铝质泥岩、灰黑色泥岩、砂质泥岩为主夹石灰岩及薄煤层，底部多为以结核状黄铁矿为主的铁铝质岩。本组含植物化石鳞木、芦木及动物化石蜓科。(2)上统太原组(C3t)为主要含煤地层之一，与下伏本溪组呈整合接触。厚度101.79-119.10m，平均111.51m。由泥岩、粉砂岩、砂岩及石灰岩和煤层组成。按岩性组合可将本组分为上、中、下三段，各段特征详见本节含煤地层部分。3、二叠系(P)(1)下统山西组(P1s)为主要含煤地层之一，与下伏太原组呈整合接触，厚度44.50-54.38m，平均50.99m。由砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成。(2)下统下石盒子组(P1x)与下伏山西组整合接触，厚度114.43－122.55m，平均117.10m，根据岩性组合特征，可分为上、下两段：下段(P1x1)厚度38.90-72.71m，平均57.04m。岩性为深灰色、灰色泥岩、粉砂岩夹浅灰色细粒砂岩，下部夹极不稳定的薄煤层，底部K8为浅灰色中细粒砂岩，层面富含炭屑及白云母片，具交错层理，局部相变为粉砂岩。上段(P1x2)厚度42.79-75.53m，平均57.08m，以浅灰色、灰绿色、紫红色泥岩为主夹黄绿色中细粒砂岩，底部K9为灰绿色中细粒砂岩，顶部常为紫红、灰绿色含大量菱铁质鲕粒的铝质泥岩，俗称“桃花泥岩”，是确定上石盒子组底界K10砂岩良好的辅助标志。(3)上统上石盒子组(P2s)与下伏下石盒子整合接触，厚度505m左右，根据其岩性组合特征可分为上、中、下三段。本区只有上石盒子组下段及中段大部分地层,厚度约400m左右。下段P2s1)平均厚度212.41m，浅灰、黄绿色、紫红色泥岩、粉砂岩、夹灰白、灰绿色中细粒砂岩。底部K10为灰白色、黄绿色中细粒砂岩，大型交错层理发育。下段P2s2)本段地层顶部缺失，厚度约190m，底部K12为灰、灰白色中粗粒砂岩，含云母片，具大型交错层强，局部含细砾；下部为紫红色、黄绿色泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩，上部为黄绿色细粒砂岩与黄绿色、紫红色泥岩互层。4、第四系(Q)(1)中更新统(Q2)厚度0－10m，为红黄色、棕红色亚粘土、亚砂土夹古土壤及钙质结核，底部夹砂砾透镜体。(2)上更新统(Q3)厚度0－7m，为浅黄色亚砂土，结构疏松，具垂直节理，顶部偶夹褐色古土壤，含零星钙质结核。(3)全新统(Q4)厚度0－5m，上部为浅黄色砂土、亚砂土；下部为浅黄色、浅灰色分选磨圆均较差的砂砾层。(二)含煤地层本矿区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、下石盒子组，其中太原组和山西组为主要含煤地层，本溪组和下石盒子所含煤层为极不稳定的薄煤层，无开采价值。现将太原组、山西组地层分述如下：1、石炭系上统太原组(C3t)从K1砂岩底到K7砂岩底，厚度101.79-119.10m,平均111.51m。整合于本溪组地层之上。主要由灰色、灰黑灰色泥岩、粉砂岩、中、细粒砂岩及K2、K3、K4石灰岩和煤层组成。为本区主要含煤地层之一，共含煤10层，含煤系数平均7.61%。按岩性、岩相及沉积旋回分三段叙述如下：下段(C3t1)从K1砂岩底至K2石灰岩底，地层厚度为44.24-57.63m,平均50.37m。主要为灰白色砂岩、灰－灰黑色泥岩、铝质泥岩、粉砂岩及稳定可采的9+10号及11号煤层所组成，下部夹1－2层不稳定的石灰岩或泥灰岩。底部K1砂岩为灰白色薄层状细－中粒石英砂岩，岩性特征明显，致密坚硬，是一种良好的地层划分对比依据。中段(C3t2)从K2石灰岩底至K4石灰岩顶，地层厚度30.10-37.04m,平均33.04m。主要由三层深灰色石灰岩及灰白色砂岩、灰黑色粉砂岩、泥岩间夹二层局部可采煤层。底部为深灰色，巨厚层状致密、坚硬的K2石灰岩。含有丰富的有孔虫、蜓科、腕足类化石和燧石结核，中、下部常夹有一层灰黑色泥岩。自K2向上为灰黑色泥岩及其具波状层理的粉砂岩、细粒砂岩，多受黄铁矿浸染，其上发育有临近可采的8号煤层。其顶板为深灰色，厚层状的K3石灰岩。K3石灰岩全区稳定，易于对比，K3至K4石灰岩间，为灰色、灰黑色的砂岩、粉砂岩和泥岩，顶部为层位稳定但不可采的7号煤层，其顶部即为深灰色、中厚层状，致密坚硬的K4石灰岩。上段(C3t3)从K4石灰岩顶至K7砂岩底，地层厚度16.41-29.50m,平均24.58m。主要为灰黑色、黑色的泥岩、粉砂岩组成，含黄铁矿、菱铁矿结核，其间6号煤层局部相部为炭质泥岩。本段依据岩相旋回分析，应为泻湖海湾相沉积。2、二叠系下统山西组(P1s)本组自K7砂岩底至K8砂岩底，整合于下伏地层之上。含本煤矿具有开采价值的1号、2号煤层。地层厚度44.50-54.38m,平均50.99m。岩性主要由灰白色中、细粒砂岩、灰黑色的粉砂岩、泥岩和煤层形成的4－5个沉积旋回所组成，依据其岩性和沉积旋回分析，属于滨海三角洲平原上的河控型沉积。其底部K7砂岩为中－细粒长石石英砂岩，岩性及厚度变化较大，为滨岸沙坝沉积。其上沉积有3号薄煤层,向上约7m左右，发育有2号煤层。此段以黑色泥岩、粉砂岩为主，夹中、细粒杂砂岩。2号煤层向上约20m左右发育有1号煤层。1号煤层之上为K8砂岩。以黑色泥岩、灰色、深灰色粉砂岩、细粒砂岩为主夹菱铁矿结核、铝质泥岩及炭质泥岩。(三)构造该矿区地处沁水煤田西缘，霍山隆起以东，总体构造形态为一走向北北东倾向南东的单斜构造，地层倾角变化不大，一般在6－10°左右，次一级构造以较宽缓的背向斜为主，构造形态符合区域构造特点。区内断层不发育，地表未发现断裂构造，经井下开采断距小于3m的断层20余处，在原矿区2号煤层开采过程中发现大小不等的陷落柱多处。现将褶曲及陷落柱情况分述如下：1、褶曲（1）S1向斜位于西北部并向北延伸出井田，走向N15－25°W，表现为缓波状起伏，两翼倾角6－8°，井田内长度1.25km。（2）S2背斜位于西北部向北延伸出井田，走向近南北向，西翼较缓，倾角6－7°，东翼较陡，倾角8－9°，井田内长度1.20km。（3）S3向斜自井田东北角进入，总体走向SW，至南端转向SE，地表在郭家庄村东北已不明显，北中部西翼较陡，倾角6－10°，东翼较缓，倾角5°左右，井田内延伸长度3.30km，影响范围不大。（4）S4背斜位于井田东部，走向大致与S3向斜平行，其西翼即S3向斜之东翼，两翼基本对称，倾角5－7°，井田内长度1.75km。以上褶曲地表均有产状控制，西部S1、S2经2号煤层开采揭露，东部S3、S4有钻孔进一步控制。（5）S5背斜位于中北煤矿、七一煤矿、五一煤矿一线走向近南北,西翼较平缓,倾角12-19°，东翼较陡，倾角19-65°。2、陷落柱井田内经地面地质填图和矿方井下开采资料提供,共揭露陷落柱36处，其中地表有6处，经井下开采揭露的陷落柱有30处，地表出露的6处平面形态呈似圆状、椭圆状，面积550－151462m2。陷落柱中的岩层胶结程度较好，多为砂岩、粉砂岩、泥岩及炭质泥岩。3、岩浆岩该区无岩浆岩活动。总上所述，井田构造属简单偏中等。图1-2沁新矿地层综合柱状图1.2.2含水层及其水文地质特征1、主要含水层特征（1）奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层含水层包括峰峰组和上马家沟组，井田内钻孔均有不同程度揭露奥灰地层，岩芯鉴定溶隙不甚发育。沁新煤矿水源井位于本井田北沁新煤矿主斜井附近，揭露奥灰318.22m，奥灰埋深198.90m。岩芯鉴定峰峰组灰岩溶隙不甚发育，上马家沟组灰岩溶隙发育,钻进至该层后冲洗液出现全漏失，漏失量达45m3/h,且岩芯采取率低，说明溶隙发育。该井奥灰岩溶水位埋深261.40m，标高932.40m，混合抽水试验结果为水位降深1.90m，涌水量为14.31L/s，单位涌水量为7.53L/s.m，属于富水性强的含水层，近年来水量明显减少，往东进入本井田随着奥灰埋深的增加,岩溶裂隙发育程度将随着埋深的增加而减弱。富水性也明显减弱。本井田属富水性强的岩溶裂隙含水层。（2）太原组薄层石灰岩岩溶裂隙含水层组该含水层组主要为K2、K3、K4三层薄层石灰岩组成。其中K2石灰岩较厚，厚4.50-10.09m，平均7.38m，为9+10号煤层顶板直接充水含水层，K3石灰岩平均厚7.12m，K4石灰岩平均厚7.30m，据ZK301号钻孔岩芯鉴定溶隙较发育，消耗量均较小，是由于埋藏深度较大，接受补给条件较差，因此，属富水性弱的含水层组。（3）碎屑岩类砂岩裂隙含水层组该含水层组主要由K7、K8、K9砂岩组成。K7砂岩为1、2号煤层底板直接充水含水层，厚1.00-4.23m,平均厚2.58m，岩性以细粒砂岩为主。K8砂岩为1、2号煤层顶板直接充水含水层，厚4.63-8.22m，平均厚6.56m。岩性经中—细粒砂岩为主。K9砂岩为1、2号煤层间接充水含水层，可通过开采裂隙与K8砂岩含水层发生水力联系，该层浅埋地带风化裂隙发育，含水性有所增强，本矿井调查，矿坑水主要来自K9砂岩，水化学类型为HCO3+K+Na）型，钻孔揭露三层砂岩岩芯裂隙不发育，除201号钻孔冲洗液消耗量稍大外，其余钻孔消耗量均很小。因此，属含水性弱的含水层组。（4）基岩风化壳砂岩裂隙含水层组为各个不同地质时代的岩层与第四系接触，以石盒子组砂岩为主，区内大面积出露，为本区主要含水层组之一，砂岩层可达10层，以中—细粒砂岩为主，风化裂隙发育，第四系覆盖厚度不大，植被发育，有利于大气降水入渗，一般排泄条件好，本区泉水大都来自该组砂岩，流量在0.02-0.5L/s之间，均排向沟中，地下水沿走向径流为主，垂向上存在泥岩阻隔难向下层补给。因此，含水性随埋深增加而减弱。（5）第四系松散岩类孔隙含水层组主要为全新统（Q4）及上新统（Q3）地层，岩性为砂土，砂砾层组成，厚0-15.00m,结构疏松，主要接受大气降水及山前基岩裂隙水补给，受季节影响明显，含水性与埋藏厚度相关，总体为含水性较弱的含水层组。2、主要隔水层（1）11号煤层以下及本溪组隔水层组主要由该地层中铝质泥岩、泥等组成，厚度约40m，不整合于峰峰组裂隙岩溶层之上。铝质泥岩及细粒砂岩的K1石英砂岩，隔水性能好，若无构造破坏，能阻隔其上、下含水层之间的水力联系，构成奥灰含水层的直接隔水顶板。（2）石炭系上统太原组上段隔水层组由K7砂岩底至K4灰岩顶之间的泥岩、粉砂岩组成，该段地层厚一般24.58m,若无构造沟通或遭受破坏，可成为2号煤层底板良好的隔水层。（3）二叠系砂岩含水层层间隔水层组主要由泥岩、粉砂岩等组成，呈层状分布于各砂岩含水层之间，形成平行复合结构，构造裂隙不甚发育。无构造沟通情况下构成各含水层间的良好隔水层组。3、含水层的补给、径流、排泄条件区内第四系砂砾层孔隙含水层分布不广，沉积不厚，地下水主要接受大气降水补给，同时接受矿坑排水的补给，地下水沿河谷向下径流排泄。二叠系砂岩裂隙含水层区内大面积出露，主要接受大气降水、第四系及地表水补给，主要以层间运移为主，在适宜的条件下又以泉的形式排泄于地表或第四系含水层。山西组、太原组含水层在北部沟谷埋藏浅，补给条件好，以层间运移为主，在一定条件下以泉的形式排泄或向深部奥灰排泄。奥灰岩溶裂隙含水层，主要在西部裸露区直接接受大气降水和地表水补给，其次是在覆盖区其上覆含水层通过构造的补给，沿地层走向运移为主，最后至广胜寺泉而排泄。4、井田水文地质类型（1）2号煤层：矿井涌水量主要来自煤层顶板砂岩裂隙水，富水性较弱，矿井调查涌水量主要为大巷水，因此，根据水文地质勘探类型划分为二类一型，水文地质条件属简单类型。（2）9+10号煤层：矿井涌水量主要来自煤层顶板K2灰岩裂隙水，富水性较弱，邻区矿井涌水量不大，一般小于100m3/d，区内大部分地段处于奥灰岩溶水位932.40m以下，但由于本溪组地层隔水层存在，且奥灰峰峰组岩溶不甚发育，区内构造简单，正常情况下，奥灰岩溶水难以构成下组煤层开采的威胁。因此，水文地质条件属中等类型。(二)矿井涌水量2号煤层的直接充水含水层为K8砂岩，富水性弱，主要为顶板淋滤水，一般无水害威胁，但在井田浅埋地带开采2号煤层形成的导水裂隙带可以沟通上部含水层，因此在井田西部沟谷及紧邻北部采空区浅埋地带开采要注意防范浅层裂隙水沿导水裂隙涌入矿井，尤其是在雨季要严加防范，并加强井下排水设施的维护保养工作。下组煤层的直接充水含水层为K2灰岩，埋深较大，接受补给条件较差，据邻区资料该灰岩富水性弱，钻孔单位涌水量仅为0.005-0.212L/s.m,钻进消耗量一般小于1.00m3/h,难以形成矿井充水威胁。而奥灰上马家沟组岩溶发育,富水性强,水位标高932.40m,井田10、11号煤层大部地段位于奥灰水位以下,存在带压开采,根据煤层最低标高560m和540m考虑11号煤层底板隔水层有效厚度为30m,则煤层底板承受最大突水系数不超过0.13MPs/m,大于正常地段突水系数临界值,奥灰岩溶水对下组煤层矿床开采存在一定的突水威胁。采掘过程要特别加强隐伏导水断层和陷落柱的探测工作,防止奥灰岩溶水沿此导水通道涌入矿井。1、开采2号煤层矿井涌水量根据矿井规划面积，斜井开拓，井田2号煤层水文地质条件简单，初步预算矿井涌水量可获得如下结果。正常涌水量为270m3/d，最小涌水量120m3/d，最大涌水量480m3/d。2、计算公式和预测结果(详见表1-1)Q=Q0×表1-12号煤层矿井涌水量计算煤层一般涌水量m3/d最小涌水量m3/d最大涌水量m3/d计算数据计算数据计算数据采用数据采用数据采用数据2号煤层901.22400.551602.18900400.001600.009+10号煤层1236.73673.891896.711300.00670.001900.003、预测结果评述计算所采用的水平地质参数，均系生产矿井水文地质资料，应用水文地质比拟法进行预算，预计了三种矿井涌水量，预测方法合理，结果正确，随着开拓范围的放大，致使塌陷裂隙的发展，上覆基岩风化带含水层，大气降水等的影响，矿井涌水量将发生变化，因此必须在生产过程中，应加强水文地质工作指导矿井安全生产。(三)供水水源在井田北部沟谷开采砂砾石层潜水，仅能解决小部分民用水，浅部砂岩裂隙水水源量有限，可以满足部分矿井生产用水，理想供水可选可选择奥灰岩溶水作为永久供水水源，如114队施工的奥灰水源孔，水位降深1.90m时,单井涌水量达1236m3/d,含水丰富,水量是有保证的,水质经沁源县卫生防疫站检验科化验，除肉眼可见物、大肠杆菌超标外，其它指标皆符合生活饮用水标准，因此，以奥灰岩溶水作为矿井供水水源是有可靠保证的。1.3煤层及煤质1.3.1煤层1、含煤性本区主要含煤地层为上石炭统太原组和下二叠统山西组。中石炭统本溪组和下二叠统下石盒子组亦含有数层薄煤层，其厚度小、稳定性差，变化大，均无开采价值。现将主要含煤地层山西组和太原组的含煤性叙述如下：（1）山西组本组地层厚度44.50-54.38m，平均50.99m，含煤4－6层，自上而下编号的有1号、2上号、2号、3号煤层，煤层总厚度4.86-8.59m，平均6.32m，含煤系数10.31%。本组所含较稳定可采煤层为2号煤层，1号、3号煤层为较稳定大部可采煤层，总厚度3.09-6.30m,平均3.97m。其它煤层个别点（孤点）达可采厚度无开采价值。（2）太原组本组地层厚度101.79-119.10m，平均111.51m，含煤6-14层。自上而下编号为有6、7、8、9、10、10下、11号煤层，煤层总厚度4.29-9.18m，平均7.34m，含煤系数7.36%，其中10、11号煤层属全区稳定可采煤层，煤层总厚度2.05-5.13m,平均4.16m。6号、8号及11号煤层下煤层个别点（孤点）达可采厚度，无开采价值。2、可采煤层本区可采煤层五层，山西组的1号、2号、3号共三层，太原组9+10、11号共两层，现将上述各煤层分述如下：1、1号煤层位于山西组上部，上距K8砂岩2.50-15.96m，平均8.07m，煤层厚度0.60-1.61m，平均0.98m。在西部边界附近的201号、82号孔及东南部的302号孔,煤层厚度小于最低可采厚度0.70m、大于或等于临界可采厚度0.60m,Q-1B孔由于1号煤层与位于其上的煤层合并,厚度增大为2.80m,属个别现象,且所含夹矸厚度达0.90m,可采厚度为1.10m,故采用其下分层厚度1.10m,符合井田内1号煤层规律，煤层厚度东北部稍厚,变化不大,该煤层结构简单,仅在19号孔含一层夹矸,厚度0.47m,其余均不含夹矸煤层顶底板主要为泥岩、粉砂岩，局部为砂岩。该煤层可采面积占88%，厚度变化系数（变异系数）36%，因此，属较稳定大部可采煤层。2、2号煤层位于山西组中部，上距1号煤层15.72-27.20m,平均间距20.45m，1号、2号煤层间距东北部较小（101号、19号孔），中部最大（Q-1B号孔），其它则变化不大，煤层厚度2.00-4.00m,平均3.00m。变化规律西厚东薄，变化不大，煤层结构简单，在Q-1B、Q-2号孔各含一层夹矸，其余均不含夹矸，煤层顶底板为泥岩、砂岩或粉砂岩。该煤层全井田可采，厚度变化系数（变异系数）13%，因此，属稳定可采煤层。3、3号煤层位于山西组中下部，上距2号煤层4.50-11.36m,平均间距6.08m，2号、3煤层间距除302号孔为11.36m较大外，其余钻孔相差较小。煤层厚度0.25-1.50m,平均0.92m。厚度变化西厚东薄，在19号、202号孔不可采。煤层结构简单，不含夹矸，除302号孔顶板为细粒砂岩外，煤层顶、底板多为泥岩或粉砂岩。该煤层可采面积占71%，厚度变化系数（变异系数）45%，因此，属较稳定大部可采煤层。4、9+10号煤层位于太原组下段顶部，上距3号煤层62.20-82.63m,平均71.06m，与3号煤层间距西北厚、东南薄。10号煤层在东北部101号、19、202号孔钻孔厚度为1.02-1.40m,平均1.23m，变化不大,在其它钻孔均与9号煤层合并,厚度0.88-2.00m,平均1.48m,厚度Q-1号、Q-2号、302号孔相差无几，82号孔最大，201号孔最小，分叉、合并及厚度变化。煤层结构简单，在分叉区10号煤层无夹矸，合并区9+10号煤层含1-2层夹矸。煤层顶板合并区为石灰岩，分叉区为泥岩或粉砂岩，底板为泥岩或粉砂碉，西部为细粒砂岩。该煤层全井田可采，厚度变化系数（变异系数）合并区为15%，因此，属稳定可采煤层。5、11号煤层位于太原组下段顶部，上距10号煤层17.83-22.80m,平均19.85m，间距变化不大,煤层厚度1.03-2.95m,平均2.05m。厚度变化规律表现为西南部厚\东部和北部较薄。煤层结构简单至较复杂，含0-2层夹矸，夹矸岩性多为泥岩。煤层顶板多为泥岩，个别为粉砂岩或细粒砂岩，底板为泥岩、炭质泥岩或粉砂岩，该煤层全井田可采，厚度变化系数（变异系数）为34%，因此，属稳定可采煤层。表1-2主要