涡北煤矿1.8mta新井设计

摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为涡北煤矿1.8Mt/a新井设计。涡北煤矿位于安徽省亳州市境内，东有京九铁路，西有濉阜铁路，交通便利。井田走向长5.567.06km，倾向长1.643.27km，水平面积约为15.12km2。主采煤层为8号煤组，平均倾角为21，81煤、82煤平均厚度均为5.5m，间距10.5719.77m，平均15m。井田工业储量为213.7234Mt，可采储量为125.7174Mt，矿井服务年限为53.73a。矿井正常涌水量为420m3/h，最大涌水量为860m3/h。矿井相对瓦斯涌出量为15.98m3/t，属于高瓦斯矿井。根据井田地质条件，提出四个技术上可行的开拓方案。方案一：立井两水平开拓上下山混合开采，暗斜井延深；方案二：立井两水平开拓上下山混合开采，立井直接延深；方案三：立井两水平开拓上下山混合开采，暗斜井延深；方案四：立井两水平开拓上下山混合开采，立井直接延深。通过技术经济比较，最终确定方案一为最优方案。一水平标高650m，二水平标高1000m。设计首采区采用采区准备方式，工作面长度180m，采用大采高一次采全厚采煤法，矿井年工作日为330d，工作制度为“四六制”。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用矿车运输。矿井通风方式为前期中央并列式，后期中央并列式与两翼对角式混合通风。专题部分题目：跨采大巷的矿压显现规律及其支护技术。跨煤层底板大巷回采不仅是回收资源的一种有效途径，更能使被跨采巷道长期处于开采形成的底版低应力区内，显著减小巷道围岩变形，有利于改善巷道维护状态，使巷道保持长期稳定。但被跨采巷道要依次经历跨采所引起的前支承压力影响区、前支承压力显现区、卸压区、后支撑压力区和压力重新稳定区，其对巷道的围岩整体性具有严重的破坏作用，对跨采期间巷道的支护提出新的更高要求。本文总结了前人对跨采巷道矿压显现规律、跨采巷道围岩变形预测、跨采巷道围岩稳定性分析及锚注支护在跨采巷道维护中的应用等问题所做的研究工作，对跨采大巷矿压显现规律及其支护技术形成了系统的认识。翻译部分题目：A plasticity model for the behaviour of footings on sand under combined loading。复合载荷下沙层地基运转塑性模型。关键词：立井；暗斜井；采区布置；大采高一次采全厚采煤法；中央并列式；两翼对角式；跨采大巷ABSTRACTThis 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 Guobei coal mine. Guobei coal mine lies in Bozhou city, Anhui province. As Jingjiu railway runs in the west of the mine field and Suifu railway runs in the east of the mine field, the traffic is convenient. It is 5.567.06km on the strike and1.643.27km on the dip, with the15.12km2 total horizontal area. The minable coal seams are 81 and 82, both with an average thickness of 5.5m and an average dip of 21. The distance between 81 and 82 is about 10.5719.77m, with an average of 15m. The proved reserves of this coal mine are 213.7234Mt and the minable reserves are 125.7174Mt, with a mine life of 53.73a. The normal mine inflow is 420m3/h and the maximum mine inflow is 860m3/h. The mines relative gas emission rate is15.98 m3/t, so the mine belongs to high gas mine.Based on the geological conditions of the mine, I bring forward four available projects in technology. The first is vertical shaft development with two mining levels and the first level is at 650m, the second level is at 1000m with extension of blind inclined shaft; the second is vertical shaft development with two mining levels and the first level is at 650m, the second level is at 1000m with extension of vertical shaft; the third is vertical shaft development with two mining levels and the first level is at 600m and the second level is at 850m with extension of blind inclined shaft; the last is vertical shaft development with two mining levels and the first level is at 600m and the second level is at 850m with extension of vertical shaft. The first project is the best one, comparing with other three projects in technology and economy. The first level is at 650m, the second level is at 1000m.Designed first mining district makes use of the method of the mining district preparation. The length of working face is 180 m, which uses high cutting coal mining method. The working system is “four-six” which produces 330 d/a.Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, and mine car to be assistant transport. The type of mine ventilation system is center ventilation during early days, and the combination of center ventilation and two wings ventilation during later period.The monographic study is the law of the dynamic strata behavior of the main roadway influenced by overhead mining and its supporting technique. Mining cross over gateway is not only a effective way to mine the coal resource, but also can make the main roadway influenced by overhead mining in the low stress district, and decrease the transmutation of the rock around the roadway, as a result it benefit the maintenance of the roadway, make sure its stabilization for a long time. However, the main roadway influenced by overhead mining must go though the leading abutment pressure influencing district, the leading abutment pressure obvious district, the low abutment pressure district, the behind abutment pressure district and the pressure second stable district, which aroused by the caving over the roadway. It damages the surrounding rock seriously and request higher level of supporting. In this paper, the law of the dynamic strata behavior of this roadway, the forecasting for the transmutation of the surrounding rock, the analysis of the stability of the surrounding rock and the use of bolt-grouting support in the maintenance of the influenced roadway, made by the earlier academicians, is summarized, and have a systemic understanding to the law of the dynamic strata behavior of the influenced roadway and its supporting technique.The translated academic paper is “A plasticity model for the behaviour of footings on sand under combined loading”.Keywords: Vertical shaft; Blind inclined shaft; Mining district preparation; High cutting coal mining method; Center ventilation, Two wings ventilation; Main roadway influenced by overhead mining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交通位置11.1.2地貌水系11.1.3气象及地震11.1.4矿区工农业生产概况11.1.5电源及水源21.2井田地质特征31.2.1地质构造31.2.2井田水文地质特征61.2.3井田勘探程度101.3煤层特征101.3.1煤层埋藏条件101.3.2煤层围岩性质131.3.3煤的特征131.3.4其他有益矿产142 井田境界和储量162.1井田境界162.1.1井田范围162.1.2开采界限162.1.3井田尺寸162.2矿井工业储量172.2.1井田勘探172.2.2矿井工业储量计算基础172.2.3矿井工业储量计算182.3矿井可采储量192.3.1安全煤柱留设原则192.3.2矿井永久煤柱损失量202.3.3矿井可采储量计算223 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限233.1矿井工作制度233.2矿井设计生产能力及服务年限233.2.1确定依据233.2.2矿井设计生产能力233.2.3矿井服务年限233.2.4第一水平服务年限243.2.5井型校核244 井田开拓254.1井田开拓的基本问题254.1.1井筒254.1.2井筒及工业场地位置274.1.3阶段及水平284.1.4主要开拓巷道284.1.5开拓延深284.1.6方案比较284.2矿井基本巷道364.2.1井筒364.2.2井底车场及硐室374.2.3主要开拓巷道385 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采区水文地质485.1.5采区主要地质构造485.1.6采区地表状况485.2采区巷道布置及生产系统495.2.1采区范围及区段划分495.2.2采区煤柱尺寸495.2.3采区内煤层开采顺序495.2.4采区巷道布置495.2.5采区内工作面接替顺序505.2.6采区生产系统505.2.7采区内巷道掘进方法515.2.8采区生产能力及采出率515.3采区车场选型设计525.3.1采区上部车场525.3.2采区中部车场525.3.3采区下部车场526 采煤方法566.1采煤工艺方式566.1.1采区地质条件及煤层赋存条件566.1.2采煤工艺方式566.1.3回采工作面参数576.1.4工作面破煤、装煤方式576.1.5工作面支护方式606.1.6端头支护及超前支护616.1.7各工艺过程注意事项626.1.8采煤工作面正规循环作业646.2回采巷道布置676.2.1回采巷道布置方式676.2.2回采巷道参数677 井下运输707.1概述707.1.1矿井设计生产能力及工作制度707.1.2煤层及煤质707.1.3运输距离和载货量707.1.4矿井运输系统707.2采区运输设备选择717.2.1设备选型原则717.2.2采区运输设备选型及运输能力验算717.3大巷运输设备选择737.3.1运输大巷设备选择737.3.2轨道大巷设备选择748 矿井提升758.1概述758.2主副井提升758.2.1主井提升设备选型758.2.2副井提升设备选型779 矿井通风及安全789.1矿井地质、开拓及开采方法概况789.1.1矿井地质概况789.1.2开拓方式789.1.3开采方法789.1.4变电所、充电硐室、火药库789.1.5工作制、人数789.2矿井通风系统选择799.2.1矿井通风系统的基本要求799.2.2矿井通风方式的选择799.2.3矿井主要通风机工作方式选择809.2.4采区通风系统的要求819.2.5工作面通风方式的选择819.2.6回采工作面进回风巷道的布置819.3矿井风量计算829.3.1工作面所需风量计算829.3.2备用工作面需风量计算849.3.3掘进工作面需风量849.3.4硐室需风量849.3.5其他巷道所需风量859.3.6矿井所需总风量859.3.7风量分配859.4矿井通风阻力计算879.4.1矿井最大阻力线路879.4.2矿井通风阻力计算879.4.3矿井通风总阻力899.4.4各时期矿井通风的总风阻和总等积孔909.5矿井通风设备选型929.5.1自然风压929.5.2通风机风量939.5.3通风机风压939.5.4通风机实际工况点939.5.5电动机选型979.5.6矿井主要通风设备的要求979.6特殊灾害的预防措施989.6.1瓦斯和煤尘爆炸预防措施989.6.2井下火灾预防措施989.6.3防水措施9810 设计矿井基本技术经济指标99参考文献100专题部分跨采大巷的矿压显现规律及其支护技术1011 绪论1011.1问题的提出和研究意义1011.2国内外研究现状1021.3研究内容1031.4研究方法1032 利用跨采进行巷道卸压的机理1032.1沿工作面推进方向围岩应力变化规律1032.2沿工作面倾斜方向围岩应力变化规律1042.3跨采大巷的合理位置关系1043 跨采大巷矿压显现规律1053.1深部巷道在多元应力场中的围岩稳定性分析1053.1.1数值计算模型的建立1053.1.2巷道围岩变形特征与应力状态的关系1053.1.3巷道围岩塑性破坏区发育形态与应力状态的关系1063.1.4巷道围岩应力分布特征与应力状态的关系1063.1.5小结1083.2工程实例1083.2.1跨采概况1083.2.2矿压显现规律1093.3纵跨底板巷道围岩变形规律1113.4横跨底板巷道围岩变形规律1114 跨采时底板巷道围岩变形预测1144.1工作面前方移动支承压力特征1144.2围岩变形预测1154.3工程应用实例1155 跨采底板巷道的优化设计1155.1跨采巷道合理层位与法向距离1165.2跨采巷道与跨采面的合理平面位置关系1175.2.1纵跨巷道的合理平面位置关系1175.2.2横跨巷道的合理平面位置关系及特殊地段1176 跨采巷道围岩稳定性分类1186.1跨采巷道围岩结构稳定性指标与分类模式1186.1.1分类的基本依据1186.1.2分类指标的建立1186.1.3分类指标的权值1196.1.4跨采巷道模糊ISODATA聚类分析与分类模式1206.2跨采巷道围岩结构稳定性的实用分类方案1206.3跨采巷道锚杆支护合理参数设计的实用方法1216.4小结1237 锚注支护在跨采巷道支护中的应用1237.1锚注支护远原理概述1237.2锚注式锚杆结构和施工工艺1237.2.1外锚内注式锚杆1237.2.2内锚外注式锚杆1237.3工程实例1247.3.1动压巷道二次锚注支护技术实践1247.3.2近间距跨采大巷锚网注喷支护126参考文献128翻译部分A plasticity model for the behaviour of footings on sand under combined loading129INTRODUCTION129OUTLINE OF THE MODEL130DETAILS OF THE MODEL131Elastic behaviour132Yield surface133Strain hardening134Plastic potential135Partially drained behaviour136RETROSPECTIVE MODELLING OF EXPERIMENTS137Vertical penetration test137Moment and horizontal swipe tests from V1600 N138Moment and horizontal swipe tests from V200 N138Constant vertical load tests139Radial displacement tests139APPLICATION OF MODEL C TO A JACK-UP UNIT141CONCLUSIONS145ACKNOWLEDGEMENTS146NOTATION146Subscripts147REFERENCES147复合载荷下沙层地基运转塑性模型1491引言1492模型概述1503模型详解1503.1弹性运转1513.2屈服面1523.3应变硬化1533.4塑性势1533.5部分排水行为1544实验回顾模拟1554.1垂直入侵测试1554.2始于V1600N的力矩重击测试和水平重击测试1554.3始于V200N的力矩重击测试和水平重击测试1564.4常量垂直载荷测试1564.5径向位移测试1585模型C在自升式单元中的应用1586结论1617致谢1628注释162下标163致谢164一般部分第 111 页1 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1交通位置涡北井田位于淮北平原西部，行政区划属安徽省涡阳县管辖。井田中心南距涡阳县城4km，地理坐标东径11609581161245，北纬333053333448。井田南北长5.567.06km；东西宽1.643.27km，水平面积约为15.1180km2。濉（溪）阜（阳）铁路从井田东南约3km处通过，该线往东北经符离集可接入津沪线，往西南经阜阳可接入京九线。井田附近在濉阜铁路上有涡阳和龙山两个车站，距井田中心分别为5km和11km。区内公路四通八达。涡阳永城公路纵贯井田东部，涡阳往阜阳、蚌埠、亳州、淮北、永城等邻近市、县均有公路相通。涡河是淮河的支流，距矿井工业场地最近处仅2km，可通行200400t级船舶。由涡河经怀远可进入淮河，还可经洪泽湖于淮安转入京杭运河进入长江。综上所述，本区地理位置优越，交通运输方便，矿井具备铁路、公路和通航河流三种运输条件。矿区交通位置见图1.1。1.1.2地貌水系本区地势平坦，地面标高+29.49+31.80m，总体呈西北高东南低。井田范围内，地面村庄较多，8煤组赋存区内共有大小村庄22个。涡河及其支流武家河为长年性河流，由西北向东南流径井田西南部。涡阳县城关涡河节制闸上游最高洪水位（1963年8月7日）标高为+30.45m。区内沟渠纵横，均为人工开挖的灌溉沟渠，较大的涡新河长年有水。1.1.3气象及地震本区属季风暖温带半湿润气候，气候温和，四季分明。年平均气温14.6，最高气温41.2，最低气温24。最早冻结期为11月，最迟解冻为翌年3月，最大冻土深度为0.19m。年平均降雨量为811.8mm，雨季集中在78月份。春秋季多东北风，夏季多东东南风，冬季多北西北风，年平均风速为3.2m/s。根据中国地震动参数区划图（GB183062001），本区地震烈度为度。1.1.4矿区工农业生产概况矿区工农业生产以农业为主，工业欠发达。农作物主要有小麦、大豆、红薯、玉米等。矿井建设所需的钢材、木材、水泥等材料主要由外地供应，砖、瓦、砂、石等土产材料可由当地解决。井田中心距涡阳县城仅4km，为本矿井建设、生产和居民生活等依托城市提供了便利条件。图1.1矿区交通位置图1.1.5电源及水源本区电源充沛可靠。涡阳县城南现有220/110/35kV区域变电所，其变压器容量为1120MVA+190MVA，为双回路供电方式。设计矿井供电电源引自涡阳县城南220/110/35kV区域变电所，采用35kV向矿井供电，每回线路长约14km。本区水源充足。根据现有水文地质资料，新生界第一含水层富水性强，水质较好，可作为矿区的生活水源。矿井水经处理后，可作为矿井及选煤厂生产用水。经涡阳县水利局涡水政字200193号文关于对淮北矿业有限公司关于涡北矿井取水许可预审请函的复函批准，同意日取水量1200m3，基本可以满足矿井生活用水量的需求。矿井投产后，正常排水量为每小时420m3，远大于矿井及选煤厂生产所需水量。1.2井田地质特征1.2.1地质构造涡北井田位于淮北煤田涡阳矿区的东北部，地处宿北断裂、光武固镇断裂、夏邑固始断裂及丰涡断裂所围成的菱形块内。井田主体构造表现为一遭受断层（块）切割了的西倾单斜，明显受到区域构造的制约。井田地质构造复杂程度属中等类型，局部中等偏复杂。1.2.1.1地层淮北煤田地层类型属华北型沉积地层范畴，且为淮河地层分区中的淮北地层小区。在地层层序中，除部分缺失外，一般发育均比较齐全。本矿井内古生界岩层均隐伏于新生界松散层之下，经钻孔揭露，自下而上分别为：奥陶系考虎山组，石炭系本溪组、太原组，二叠系山西组、下石盒子组、上石盒子组、石千峰组，第三系，第四系。主要含煤地层为二叠系。地质综合柱状图如图1.2所示。各组岩性特征由老到新简述如下：1）奥陶系（O2t）中下统老虎山组：揭露厚度10.76m（61孔），为深灰色略带肉红色块状微晶白云质含泥质灰岩，含燧石结核，裂隙尤为发育。2）石炭系（C）中统本溪组（C2b）：与下伏老虎山组假整合接触。厚43.73m，以深灰色钙质泥岩、暗紫色杂色铝质泥岩、铁铝质泥岩为主，上部夹浅灰白色生物碎屑泥晶灰岩两层。上统太原组（C3t）：与下伏本溪组整合接触。厚127.70m，下段为深灰色生物碎屑泥晶灰岩，有孔虫、瓣鳃类等动物化石；中段为浅灰色灰色细中粒石英砂岩、泥岩，夹薄煤三层及生物碎屑灰岩一层；上段为灰深灰色泥晶生物碎屑灰岩5层，夹深灰色泥岩及薄层细砂岩，灰岩中含较多蜓类、腕足类、珊瑚、海百合茎等动物化石。3）二叠系（P）下统山西组（P1S）：与下伏太原组整合接触。底界以太原组L1灰岩之顶为界，上界至铝质泥岩下骆驼钵砂岩之底，厚66.85108.11m，平均87.76m。由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，含10、11两个煤层（组）。下统下石盒子组（P1X）：与下伏山西组整合接触。下界为骆驼钵砂岩之底，上界至3煤组下K3砂岩之底，厚246.73255.31m，平均250.04m。由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。本组为主要含煤段，含4、5、6、8等四个煤层（组），其中8煤层（组）为主要可采煤层（组）。上统上石盒子组（P2S）：与下伏下石盒子组整合接触。下界从K3砂岩之底，上界至平顶山砂岩之底，厚约642m。由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，泥岩、粉砂岩颜色变杂，紫色和绿色增多。含1、2、3三个煤层（组），其中32煤层为局部可采煤层。上统石千峰组（P2h）：与下伏上石盒子组整合接触，揭露厚度310m。下段厚约80m，为灰白色粗粒石英砂岩夹砖红色细砂岩、粉砂岩薄层，石英含量可达8590%，含长石及重矿物，接触式、基底式胶结，填隙物以硅质为主，泥、钙质次之，局部可见泥岩角砾，厚层状，层理不发育；上段以砖红色粉砂岩为主，夹细砂岩薄层，镜下鉴定石英含量可达7585%，长石含量为10%左右，含有重矿物，基底式、接触式胶结，填隙物以钙质为主，泥质次之，常见钙质结核，平行层理发育，层面含白云母片。4）上第三系中新统：与下伏二叠系呈不整合接触。厚111.20147.80m，平均133.50m。一般可分为三段：下段为残坡积相沉积，岩性较杂，厚011.35m，一般为34m，由深黄、灰白、灰绿及棕红色砂砾、砾石、粘土砾石、粘土质砂及钙质粘土组成，多呈半固结状；中段厚度一般为10m左右，为湖相沉积，岩性为灰绿色粘土、半固结及固结状灰白色泥灰岩及钙质粘土，泥灰岩坚硬有溶蚀现象，具溶孔或小溶洞；上段厚度一般为110m左右，为湖相沉积，由灰绿、灰白、灰黄色厚层粘土及砂质粘土间夹58层细砂或粘土质砂组成，粘土单层厚度大，分布稳定，质纯致密，具静压滑面。上新统：与下伏中新统呈整合接触，为河湖相沉积物，分为上中下三段：下段由棕黄、灰绿、灰白色中细砂及粉砂、粘土质砂间夹36层砂质粘土及粘土组成，厚度一般为55m左右；中段厚度为95m左右，由棕黄及浅黄色中细砂和粉砂间夹35层粘土或砂质粘土组成，砂层单层厚度大，结构松散，局部夹13层薄层呈透镜状分布的砂岩（盘），钙泥质胶结，岩性坚硬；上段由灰绿、浅黄、棕黄色粘土及砂质粘土夹23层细砂及粘土质砂组成，厚度为32m左右，顶部富含钙质及铁锰质结核组成古土壤层，相当于沉积间断古剥蚀面，是第三系与第四系地层的分界线。5）第四系该地层假整合于上第三系之上，厚8399m，一般为91m左右。1.2.1.2地层产状及褶曲本区褶曲不甚发育，仅存在一些宽缓的波状起伏，具体表现为：F2断层以东，地层走向近南北，倾角变化范围为1534，一般在24左右。F2断层以西，地层倾角则相对较为平缓，但沿走向有一定的变化，具体表现为：第2勘探线以北，地层走向近南北，倾角变化不大一般在20左右；自第2勘探线以南至第5勘探线以北，地层走向近南北，倾角逐渐由20变为14左右，一般为15左右；由F1、F2、F3所包围块段内，地层走向近南北，倾角平缓，为16；F3断层以南550m水平以深，地层倾角由13逐渐变为28左右，一般在23左右，致使南部水平宽度减小，地层走向也逐步拐向东南方向。1.2.1.3断层根据涡北井田勘探（精查）地质报告，全区共发现断层7条，均为正断层，其中刘楼断层、F4、F4-1属于井田边界断层。区内F2与F1、F3两条断层正交，落差依次为65250m，90310m和20150m，将井田分割成6个块段，为井田内主要构造，次生断层较发育。此外，精查地质报告中提出，井田内尚有46个地震解释小于10m的孤立断点。图1.2地质综合柱状图矿井主要断层特征及控制程度见表1.1。井田构造示意见图1.3。表1.1矿井主要断层特征及控制程度表断层名称性质落差（m）断层产状走向长度（m）查明程度走向倾向倾角（）F1正90310NEENNW40703700查明F1-1正0100NEENNW40702200查明F2正65250SNE30756000查明F3正20150EWN702200查明F4正280NESE702300查明F4-1正270NNESEE50900查明图1.3井田构造示意1.2.1.4岩浆岩区内岩浆活动不甚强烈，仅在井田边缘两个钻孔（61孔和127孔）见到。根据已有资料分析，岩浆岩侵入属燕山期，对井田内煤层、煤质产生影响的可能性较小。1.2.2井田水文地质特征1.2.2.1新生界松散层含、隔水层（组）井田内松散层厚度受古地形所控制，总体趋势是自东向西逐渐增厚，两极厚度为378.80445.40m，平均404.28m。按其岩性组合及区域资料对比，自上而下新生界松散层可划分为四个含水层（组）和三个隔水层（组）。第一含水层（组）底板深度31.3035.40m，平均33.66m。含水砂层厚14.8526.00m，平均20.85m。主要由浅黄色细砂、粉砂及粘土质砂夹23层薄层状砂质粘土组成。水位标高27.1329.22m，q=0.5341.536L/sm，富水性中等。矿化度0.2990.747g/L，水质类型为HCO3KNaMgCa型。第一隔水层（组）底板深度在45.6052.60m，平均48.35m。隔水层厚6.4013.50m，平均10.10m。由浅黄色及浅棕黄色粘土及砂质粘土夹13层粉细砂及粘土质砂组成，富含钙质结核及铁锰结核。分布稳定，隔水性能较好。第二含水层（组）底板深度在86.3097.10m，平均91.39m。含水层厚12.0028.50m，平均20.50m。由浅黄色细砂、粉砂及粘土质砂夹58层砂质粘土或粘土组成。水位标高24.4628.01m，q=0.0990.564L/sm，富水性弱中等。矿化度0.8301.51g/L，水质类型为HCO3KNaMg型和SO4HCO3ClKNa型。第二隔水层（组）底板深度在116.40142.30m，平均121.48m。隔水层厚12.8046.50m，平均22.70m。由棕黄、灰黄及棕红色砂质粘土及粘土夹13层细砂及粘土质砂组成。分布稳定，隔水性能好。第三含水层（组） 底板深度在260.20297.60m，平均269.70m。含水层厚69.50124.10m，平均100.60m。由深黄、棕黄、棕红、灰白色中砂、细砂、粉砂及粘土质砂夹58层粘土或砂质粘土组成。顶板一般夹有12层细砂岩（盘），在195225m有12层厚粘土把该含水层组分为上下两段：上段砂层较厚，一般大于50m，含水较丰富；下段砂层较上段薄，一般为2040m，砂层泥质含量高，含水性较上部差。上段水位标高14.5622.31m，q=0.4910.8901L/sm，富水性中等，矿化度为0.7911.245g/L，水质类型为HCO3ClKNa型和HCO3ClSO4K+Na型，经矿泉水指标测试，本层水中锶、碘、偏硅酸达到饮用天然矿泉水标准；下段水位标高22.61m，q=0.232L/sm，矿化度为1.245g/L，水质属HCO3K+Na型，矿化度、氟含量及色度第多项指标超过饮用水标准，不宜饮用。第三隔水层（组）底板深度在374.80442.20m，平均403.23m。隔水层厚59.90125.90m，平均93.90m。由灰绿、棕红、灰白色粘土、砂质粘土及钙质粘土夹410层粉细砂及粘土质砂组成。底部在612线之间有泥灰岩分布，泥灰岩厚1.4032.30m，平均10.59m。该层（组）为井田内重要隔水层（组），使其上部的地表水及一、二、三含地下水与下部四含及煤系砂岩裂隙水无直接水力联系。第四含水层（组）该含水层（组）直接覆盖在煤系地层之上，其厚度变化主要受古地形控制。含水层厚011.35m，平均3.43m。岩性较复杂，多为半固结及固结状砾石及粘土质砂组成。分布极不稳定，只在4线和10线局部地段呈透镜状分布。水位标高33.312m，q=0.0327L/sm，富水性弱。矿化度3.16g/L，水质类型为ClSO4K+Na型。1.2.2.2基岩含、隔水层（段）12煤组隔水层（段）主要由泥岩、粉砂岩及14层薄层状砂岩组成。隔水层厚5080m。岩性致密完整，裂隙不发育，钻探揭露仅在48孔的2煤组上中砂岩处发生漏水，漏水孔率占3%，隔水性能较好。3煤上下砂岩裂隙含水层（段）由中、细粒砂岩夹少量泥岩及粉砂岩组成。含水层厚5.0028.50m，平均17.25m。砂岩裂隙程度发育不均一，钻探揭露仅在46孔发生漏水，漏水孔率占2.6%，富水性弱。45煤组隔水层（段）主要由灰色泥岩、粉砂岩、煤层及24层细粒砂岩组成。隔水层厚3080m，一般为60m。岩性致密，裂隙不发育，钻探揭露仅在12孔4煤组下砂岩漏水，漏水孔率占2%，隔水性能好。6煤组顶板砂岩裂隙含水层（段）由中、细粒砂岩夹泥岩及粉砂岩组成。含水层厚3.5021.00m，平均9.95m。一般裂隙不发育，钻探揭露无漏水现象。8煤组顶、底板砂岩裂隙含水层（段）岩性以浅灰色中细粒砂岩为主，夹泥岩和粉砂岩。含水层厚3.5040.00m，平均21.43m。裂隙不甚发育，钻探揭露无漏水现象。水位标高27.67533.564m，q=0.0080.0065L/sm。矿化度0.5373.365g/L，水质类型为HCO3K+NaCaMg、ClSO4K+Na型。该含水层段水质差，补给水源有限，径流条件差，富水性弱，以储存量为主。8煤组下隔水层（段）岩性以铝质泥岩、泥岩和粉砂岩为主，夹少量砂岩。隔水层厚17.2666.41m，一般为30m左右。裂隙不发育，钻孔揭露无漏水现象，隔水性能较好。1011煤间砂岩裂隙含水层（段）主要由中、细粒砂岩和砂泥岩互层夹少量泥岩和粉砂岩组成。含水层厚17.4053.96m，平均32.77m，裂隙一般不发育，富水性弱，钻孔揭露无漏水现象。11煤下隔水层（段）岩性以泥岩及粉砂岩为主。隔水层厚7.6319.77m，平均14.49m。岩性致密完整，钻孔揭露无漏水现象，能起一定隔水作用。太原组石灰岩岩溶裂隙含水层（段）据本井田61孔资料，太原组由灰岩、泥岩、粉砂岩、砂岩和煤层组成。厚度127.70m，含灰岩7层，厚度52.60m，占组厚41.2%。其中L3、L4、L12层灰岩单层厚度大且分布稳定，为主要含水层段。L1上距112煤平均间距为14.49m，是开采112煤层时底板进水直接充水含水层（段）。灰岩岩溶裂隙发育不均一，一般浅部较发育，向深部逐渐减弱。个别孔（44孔）有漏水现象，漏水孔率占2.4%。水位标高27.1734.599m，q=0.02860.287L/sm，富水性弱中等，水质类型为ClSO4K+Na型和SO4HCO3K+NaMg型。本溪组隔水层（段）岩性以钙质、铝质和铁铝质泥岩为主，夹23层薄层状灰岩。隔水层厚36.72m。岩性致密完整，钻探揭露无漏水现象，具有一定的隔水作用。除上述部分之外，奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层（段）主要由深灰色略带肉红色的白云质灰岩组成。仅有61孔揭露10.76m，裂隙较发育，据区域水文地质资料，该层段在浅部裂隙岩溶发育，富水性强。但由于远离煤系地层，对矿床开采一般无影响。1.2.2.3断层的富水性及导水性本井田已查出7条断层，均为正断层。断层破碎带岩性较混杂，以泥岩、粉砂岩为主，砂岩少量，挤压揉皱现象严重，但钻探揭露时均未发生漏水。断层的富水性弱，导水性差。1.2.2.4各含水层间的补给、排泄条件及其水力联系第一含水层（组）地下水该层（组）上部属潜水，下部为弱承压水，两者水力联系密切。其主要补给来源是大气降水（通常7、8月为主要补给期），另外还有人为蓄水渗入，灌溉水回渗，地下水侧向径流等途径，但水量较少。水位动态为渗入蒸发型，水位年变幅2.1m，主要排泄途径以垂直排泄为主，人工开采和蒸发次之。在涡河两岸，河水与一含地下水有密切的水力联系，表现为汛期涡河水补给一含地下水，平、枯水期一含地下水补给涡河。新生界第二、三含水层（组）地下水第二、三含水层（组）均属多层结构的承压含水层（组），以区域层间径流补给为主，其次是在第一隔水层（组）局部变薄地段，隔水层具有弱透水性，会构成一含和二含间的越流补给。三含水作为城市供水水源，使其水位持续下降，亦证明该含水层补给条件差。新生界第四含水层（组）地下水由于上部有隔水性良好的第三隔水层（组）存在，第四含水层（组）与上部地表水及一、二、三含地下水无直接水力联系。由于第四含水层（组）不发育，含水层厚度薄，分布范围小，仅在局部地段直接覆盖在煤系地层和太原组及奥陶系石灰岩之上，“四含”水不仅与煤系砂岩水有一定水力联系，而且还是沟通基岩各含水层地下水的通道。二迭系主采煤层（组）砂岩裂隙含水层（段）地下水本井田煤系岩层致密，砂岩裂隙不甚发育，渗透性弱，砂岩各层间均有泥岩相隔，除因导水张性断层沟通外，一般为独立含水层。主要受区域层间径流补给。浅部露头带接受上覆新生界松散层第四含水层（组）地下水缓慢入渗补给。其补给条件差，补给源有限，富水性弱，属于以静储量为主的承压含水层。太原组和奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层（段）地下水均属承压水，主要通过层间径流补给以及浅部露头带接受上覆新生界松散层第四含水层（组）补给，若受断裂影响可能和煤系地层发生水力联系。1.2.2.5水文地质类型在自然条件下，新生界松散层底部泥灰岩及四含水通过煤系基岩风化带垂直入渗进入矿坑，成为矿床主要间接充水含水层。开采3282煤层属裂隙充水矿床，水文地质条件简单；开采112煤层属底板进水岩溶充水矿床，水文地质条件中等。故本井田应属以裂隙充水矿床为主，底板进水岩溶充水矿床为辅，水文地质条件简单中等。1.2.2.6矿井涌水量预计根据精查地质报告，本矿井新生界松散层底部泥灰岩及四含水涌水量为71.76m3/h；主采煤层顶、底板砂岩裂隙水涌水量为275.35m3/h；太原组石灰岩岩溶裂隙水可能突水量为495.96m3/h。地质报告特别提出，淮北各生产矿井虽然均留设了一定的防水或防砂煤柱，但松散层底部含水层水仍然渗入矿坑，引起四含水位大幅度下降。因此矿井正常涌水量应包括松散层底部泥灰岩及四含水涌水量。矿井正常涌水量矿井正常涌水量包括新生界松散层底部泥灰岩及四含水涌水量、主采煤层顶底板砂岩裂隙水涌水量，即71.76275.35347.11 m3/h。考虑井筒淋水及消防洒水、黄泥灌浆等生产工艺中增加的水量