科比矿设计煤矿毕业设计说明书

1、目 录第一章 矿区概述及井田特征11.1 矿区概述11.1.1 井田地理位置与交通条件11.1.2 矿区范围11.1.3 地形、地貌21.1.4 河流及水体21.1.5 气象及地震21.2 井田地质特征31.2.1 井田地质构造31.2.2 水文地质61.2.3 其他有益矿产111.3 煤层特征121.3.1 煤层121.3.2 煤层顶、底板131.3.3 煤质131.3.4 瓦斯141.3.5 煤尘及煤的自燃14第二章 井田境界及储量152.1 井田境界152.1.1 井田范围152.1.2 开采界限152.1.3 井田尺寸152.2 矿井工业储量162.2.1 储量计算基础162.2.2

2、井田地质勘探162.2.3 工业储量计算162.3 矿井可采储量172.3.1 安全煤柱留设原则172.3.2 矿井永久煤柱损失量172.3.3 矿井可采储量18第三章 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 矿井服务年限19第四章 井田开拓214.1 井田开拓的基本问题211 / 1994.1.1 地质构造214.1.2 煤层赋存状况224.1.3 水文地质情况224.1.4 地形因素224.1.5 综述224.2 确定井田开拓方式234.2.1 确定井筒形式、数目

3、、位置及坐标234.2.2 工业场地的位置254.2.3 采区划分254.2.4 主要开拓巷道254.2.5 开拓方案的确定254.3 矿井基本巷道294.3.1 井筒294.3.2 井底车场及硐室334.4 主要开拓巷道354.5 开拓系统的综述36第五章 开采方法和采区巷道布置385.1 煤层的地质特征385.1.1 采区位置385.1.2 采区煤层煤层特征385.1.3 开采煤层的瓦斯及煤尘情况385.1.4 煤层顶底板岩石构造情况385.1.5 水文地质405.1.6 地质构造405.1.7 地表情况405.2 采煤方法和回采工艺405.2.1 采煤方法的选择405.2.2 回采工艺4

4、25.2.3 工作面设备选型455.2.4 工作面长度的确定485.2.5 支护方式505.2.6 正规循环方式和劳动组织方式515.2.7 机电设备的使用、维护、检修及搬运535.3 开采巷道和生产系统575.3.1 概述585.3.2 采区生产能力和服务年限585.3.3 采区形式595.3.4 采区采区划分595.3.5 采区储量及回采率595.3.6 采区生产系统595.4 采区车场设计及硐室605.5 采区采掘计划635.5.1 采区巷道的断面和支护形式635.5.2 采区巷道的掘进方法和作业方式645.5.3 采区工作面配备及三量管理645.5.4 工作面推进速度、生产能力、采区回

5、采率65第六章 矿井提升与运输666.1 概述666.1.1 矿井设计生产能力及工作制度666.1.2 煤层及煤质666.1.3 运输距离和货载量666.1.4 矿井运输系统676.1.5 矿井提升概述676.2 采区运输设备的选择686.3 主要巷道运输设备的选择686.3.1大巷运输方式的确定686.3.2 胶带运输机选型696.3.3电机车选型706.4 主井提升716.4.1 主井提升原始数据716.4.2 提升容器的确定726.4.3 钢丝绳的选择736.4.4 提升机的选择746.4.5 提升电动机的选择756.4.6 提升机相对井筒的位置756.4.7 提升系统的总变位质量766

6、.4.8 对防滑性能的分析806.4.9 提升机提升能力的验算816.5 副井提升设备的选择816.5.1 选型依据816.5.2 罐笼的选择816.5.3 钢丝绳的选择816.5.4 提升机的选择82第七章 矿井通风与安全837.1 矿井概况、开拓方式及开采方法837.1.1 矿井地质概况837.1.2 开拓方式837.1.3 开采方法837.1.4 变电所、充电硐室、火药库847.1.5 工作制、人数847.1.6 其他因素847.2 矿井通风方式与通风系统的选择847.2.1 矿井通风系统的基本要求847.2.2 矿井通风方式的选择857.2.3 矿井主要通风机工作方式选择867.2.4

7、 采区通风系统的要求867.3 采区及全矿井所需风量877.3.1 工作面所需风量的计算877.3.2 备用面需风量的计算897.3.3 掘进工作面需风量897.3.4 硐室需风量907.3.5 其他巷道所需风量907.3.6 矿井总风量907.3.7 风量分配917.4 矿井通风阻力计算927.4.1 矿井通风总阻力计算原则927.4.2 矿井最大阻力路线937.4.3 矿井通风阻力计算937.4.4 矿井通风总阻力957.4.5 两个时期的矿井总风阻和总等积孔957.5 选择矿井通风设备967.5.1 选择风机的基本原则967.5.2 选择主要通风机967.5.3 电动机选型997.6 防

8、止特殊灾害的安全措施1007.6.1 预防瓦斯的措施1007.6.2 预防粉尘的措施1017.6.3 防止井下火灾的措施1017.6.4 防水措施1027.6.5 顶板管理1037.6.6 防突管理103第八章 矿井排水1048.1 概述1048.1.1 概况1048.1.2 排水系统概述1048.2 排水设备选型1048.2.1 初选水泵1048.2.2 管路的确定1068.2.3 管道特性曲线及工况的确定1068.2.4 检验计算1098.3 水仓及水泵房1108.3.1 水仓1108.3.2 水泵房1108.4 技术经济指标111第九章 技术经济指标113第十章 煤矿新技术11510.1

9、 瓦斯尾巷的布置与管理11510.1.1瓦斯尾巷的设置11610.1.2 尾巷的通风瓦斯管理11610.1.3瓦斯尾巷的人员出入、施工作业的管理117致谢117参考文献118第一章 矿区概述及井田特征1.1 矿区概述1.1.1 井田地理位置与交通条件科比矿位于河北省邢台市西南部35km处，邢台地区沙河市与邯郸地区武安市的接壤地带。井田大部分属沙河市科比镇管辖，只有东南少部分属武安市邑城乡管辖。地理坐标为：东经114°1115114°1500，北纬36°484536°5500。矿井东距京广铁路沙河车站25km，距矿山村支线铁路权村车站6km。煤矿外运铁路专

10、线从权村车站接轨延伸至工业广场。井田内有两条主要公路穿过，邢台至渡口公路从东向西经过井田北部；邢台至都党公路从井田东部通过，经工业广场伸向西南方向，通往武安市和山西省。总之，矿区内公路四通八达，交通非常便利。见矿区交通位置图（图1.1）。科比矿图1.1 科比矿矿区交通位置图1.1.2 矿区范围矿区东以铁路为界，和章村矿三、四井相邻；北部以风化带和煤层露头为界；南部以科比村为界；西以F1断层为界；井田东西长约9km，南北宽约3km，面积28.9km2。1.1.3 地形、地貌科比矿区位于太行山东麓山前地带，呈山前台地地形，并被北西向次一级分水岭分割，最高标高339.6m，位于孟石岗附近，最低标高1

11、94.10m，位于得义东侧河床，全区地势西高东低，起伏较大。按地貌成因类型划分，本区为冰碛台地地形。井田内发育有三级台地，自下而上依次为：漫滩及一级台地、二级台地和三级台地。漫滩及一级台地由全新统冲洪积物覆盖；二级台地由上更新统黄土及洪冲积卵石层组成，具二元结构；三级为扇形台地，全区标高在300320m左右，上部台地由中更新统红粘土卵砾石层组成，其下为下更新统间冰期的冰水泥积物及冰碛泥砾。1.1.4 河流及水体内地表水系不发育，仅有季节性小溪共三条，雨季有水，旱季断流，均属北洺河支流，现分述如下：中关小溪：源起刘石岗以北，SEE向横穿井田北部地段，河床底部第四系地层厚50m以上，冰碛泥砾发育，

12、无渗漏的威胁。栾卸小溪：以刘石岗西冲沟与科比矿冲沟为主，并汇集王窑北冲沟及王窑冲沟。根据观测资料，暴雨后出现水流但无渗漏现象，并且与奥灰水无水力联系，但在栾卸附近通过井田浅部地段，第四系地层厚度较薄，煤层开采后塌陷裂隙将通达地表，因此局部地段需铺衬防漏。紫牛湾小溪：科比冲沟、温庄南冲沟、李石岗西冲沟汇集而成，河床底部第四系地层厚100m以上，无渗漏的威胁。1.1.5 气象及地震矿区为温带大陆性气候，四季分明，春季干旱多风沙，、夏季炎热雨水多，秋季干燥日照长，冬季寒冷雨雪少。根据沙河市赵泗水气象站的资料，年降水量为751.9256.4mm，平均497.0mm，雨季多集中在七、八月份。年蒸发量14

13、72.92268.3mm，平均1719mm。年平均相对湿度66.0%，年平均气温为13.0左右，历史最高气温40.1，最低气温-16.6。降雪及冻结日期自12月初至次年3月初，约80余天。平均风速3m/s左右，春季最大风速可达15.3m/s，风向以北、东及南风居多。根据历史记载，涉县1314年10月5日发生过6级地震，磁县1830年6月12日发生过7.5级地震，邢台地区隆尧县1966年3月8日发生过7.2级地震，本矿区位于涉县、磁县及邢台之间，因此，有发生地震活动的可能。邢台矿区处于地震强烈度67度区。1.2 井田地质特征1.2.1 井田地质构造科比矿全部被新生界第四系松散沉积层覆盖，第四系与

14、下伏各地层呈不整合接触。地层：根据钻孔及矿井开采掘进揭露的地层情况，本区发育的地层自下而上依次为奥陶系中统马家沟组（O2m）、峰峰组（O2f），石炭系中统本溪组（C2b）、石炭系上统太原组（C3t），二叠系下统山西组（P1s）、二叠系下统下石盒子组（P1x）、二叠系上统上石盒子组（P2s）、新生界第四系（Q）。矿区内地层由老至新描述如下：一、奥陶系（O）1、奥陶系中统下马家沟组（O2x）由角砾状灰岩及峰窝状泥质、白云质灰岩组成，厚度大于144m，按岩性可分为三段。2、奥陶系中统上马家沟组（O2s）由浅黄、浅红色白云质角砾状灰岩，蜂窝状灰岩，灰色致密块状灰岩及泥质灰岩组成。总厚平均246m，按岩

15、性特征可分为三段。3、奥陶系中统峰峰组（O2f）由厚层状致密灰岩、结晶灰岩、角砾状灰岩、白云质灰岩组成。本区钻孔揭露总厚度平均167m。按其岩性特征全组可分为三段。与上覆中石炭统本溪组呈平行不整合接触。二、石炭系（C）1、中石炭统本溪组（C2b）主要由深灰色泥岩、粉砂岩及石灰岩组成，夹不稳定薄煤层及薄层中细粒砂岩。泥岩富含铝质，具鲕状结构。泥岩、粉砂岩富含黄铁矿结核与微晶，并含植物根化石。石灰岩含蜓科动物化石。本组厚6.9830.50m，平均厚17.56m。该组以顶部一层本溪灰岩或晋祠砂岩与上石炭统太原组为界。与下伏奥陶系中统峰峰组呈平行不整合接触。该组含大量蜓类、小有孔虫及牙形刺化石： 蜓类

16、：Fusulina konnoi F.cylindrical Pseudostaf fella 牙形石:Idiognathodus delicates Ligonodina sp.Hindeodella sp.2、上石炭统太原组（C3t）为一套海陆交互相沉积，井田主要含煤地层之一。由深灰色、灰色粉砂岩，灰至灰白色中细粒砂岩、石灰岩及煤层组成，发育灰岩46层，含煤69层。该组以顶部一座灰岩（有时相变为海相泥岩）或2#煤层底板砂岩（俗称北岔沟砂岩）作为与二叠系下统山西组的分界。总厚120.53186.44m，平均厚135.50m。以整合接触关系沉积于本溪组之上。富含黄铁矿、菱铁矿及动植物化石。本组

17、含蜓、小有孔虫、腕足类、牙形刺、珊瑚等动物化石，在泥岩粉砂岩中含植物化石，主要有：蜓科: Quasifusulina longissima Q.compacta Schwagerina nobilis S.japonica牙形石：Streptognathodus fuchengensis Anchignathodus珊瑚：Lophocarinophyllum acanthiseptum腕足类：Dityoclostus taiyunfuensis Eomarginfera pusillaMarginifere orientalisM.linchengensis三、二叠系（P）1、下二叠统山西组（

18、P1s）为过渡相碎屑岩沉积，是井田又一主要含煤地层。岩性由灰色、深灰色、黑灰色的中细粒砂岩、粉砂岩和煤层组成。砂岩和粉砂岩中含有鳞木、芦木、苛达松、羊齿类等植物化石。顶部粉砂岩中普遍具有黑色细鲕粒结构；中下部含煤24层。该组厚50.68116.7m，平均厚83.8m。上界为下石盒子组底部的“骆驼脖”砂岩。与下伏太原组地层为整合接触。本组含猫眼鳞木、耳脉羊齿、中国瓣轮叶、星轮叶、芦木、带科达等植物化石，主要分子有： Emplectopteris triangularis Annularia mucronataA.stellataSphenophyllum thoniiLobatannularia

19、 ensifoliaTaeniopteris multinervisCallipteridium koraiensePecopteris taiyuanensis2、下二叠统下石盒子组（P1x）为陆相沉积。岩性以灰、灰绿色、紫斑色粉砂岩和含铝土质的砂质泥岩为主，普遍含有菱铁质大鲕粒，集结成瘤状或葡萄状结合体。中部和下部夹有23层中细粒砂岩，最下部一层砂岩通称“骆驼脖”砂岩，呈灰色，含云母片和泥质包体，全区普遍发育，是一辅助对比标志。该组顶界为一层沉积稳定的富含菱铁质鲕粒及豆状铝土质的泥岩，俗称“桃花”泥岩，是下石盒子组与上石盒子组的分界层。该组地层厚26.558.0m，平均41.1m。与下伏山

20、西组为整合接触关系。本组含植物化石：Pecopteris sp. Pecopteris hemtelioides Lobatannularia sp Calamites sp. Cf. Sphenopteridium pseudogermanicum Sphenophyllum sp. Annularia stellata3、上二叠统上石盒子组（P2s）为陆相沉积。岩性以灰绿色、紫斑色粉砂岩及砂质泥岩为主，夹有数层中细粒含砾砂岩和铝土质泥岩。该组平均总厚307.4m。按岩性组合特征可分为四段。本区出露最高层位为三段，岩性为砂岩、粉砂岩互层。与下伏下石盒子组呈整合接触。本组含植物化石： Alet

21、hopteris sp. Chiropteris reniformis. Gigantonoclea sp. G.hallei Neuropteridium coreanicum Pecopteris anderssonii四、第四系（Q）覆盖于各时代地层之上，与各地层均呈角度不整合接触关系。1、下更新统新村组（Q1x）为冰碛及间冰期沉积物，总厚10150m，一般厚40m左右。下部为冰碛红色泥砾；上部为冰水沉积的杂色粘土、细砂、亚粘土及砂砾石等。本组在科比村、新村、柳泉、上关一带有所出露。2、中更新统石岗组（Q2s）为冰碛红粘土砾石层，中夹透镜状砂层，上覆厚26m的坡洪积相红色亚粘土。砾石成分

22、以石英砂岩、石英岩为主。砾石表面见有刨蚀凹月面、压坑及擦痕等冰碛物特征。该组总厚8.081.64m，一般厚30m。全区大面积出露，多组成三级台地。3、上更新统马兰组（Q3m）为多种成因的黄土、淡黄土。分布在二级阶面及冰碛台面，具垂直节理和大孔隙。厚210m，含鹿、豺、蜗牛等化石。底部具有砾石透镜体。4、全新统（Q4）为洪冲积相卵石层，成分以石英砂岩为主，砾径1020cm，夹红色细砂，厚26m。分布在一级阶地、漫滩、河谷内。在山麓山丘之上，表现为厚度不超过1m的残坡积碎石。上述地层划分，主要沿用了原精查地质报告和生产矿井地质报告的划分结果。本次修编报告，按照76年华北地层会议通过的地层划分方案，

23、仅对与此方案不相一致的下二叠统下石盒子组（P1x）与上二叠统上石盒子组(P2s)之间的地层界线做了重新调整。对下石盒子组不再分段，对上石盒子组分为四段。无论沿用的原地质报告地层界线，还是重新修改的地层界线均以特征明显、发育普遍的标志层、古生物化石及测井曲线（视电阻率及自然伽玛）等作为划分与对比的主要方法。依据充分，对比结果可靠。断层：1、F1正断层：位于井田西部边界，走向南北，落差80m，倾角60°，延展约15.0km。2、F2正断层：位于井田南部，科比村以西，走向北56°东，落差40m，延展约4.0km。3、F3正断层：走向北25°东，落差30m，延展约5.0k

24、m,与F2断层交叉。4、F4正断层：位于井田北部，走向南北，落差46m,延展约5.0km。1.2.2 水文地质根据岩性、结构、富水特征及其对开采的影响程度，参考区域含水岩组情况，矿区含水层（组）划分如下：（一）新生界松散类孔隙潜水含水组1、全新统砂砾石含水组呈条带状分布于中关、栾卸小溪沟等沟谷之内，主要为冲洪积相卵砾石层。砾石成分复杂，以粒径1020cm紫红、灰白色石英砂岩为主，夹红色细砂。厚013.00m，平均4.00m。渗透系数13.0m/d，钻孔单位涌水量0.662L/s·m，水位标高198.2m，为HCO3Ca型水。富水性中等。2、中更新统砂砾石含水层全区大面积分布，形成II

25、I级台地。主要由粒径180cm冰碛紫红、灰白色石英砂岩、石英岩砾石组成，夹有砂层透镜体。砾石磨圆度较好，表面包有灰白、棕红色粘土。厚8.0081.64m，一般30m。渗透系数0.692m/d，钻孔单位涌水量0.125L/s·m，水位标高280.04m，为HCO3Ca型水。富水性中等。3、下更新统砂层含水层出露于新村、柳泉、上关一带。厚10.0080.14m。渗透系数4.055.72 m/d，钻孔单位涌水量0.09380.609 L/s·m，水位标高230.89242.77m。富水性中等，但极不均一。井田内小煤窑井筒多见此层，且含水。4、下更新统冰碛泥砾含水层层位不稳定。主要

26、由粒径1030cm的石英砂岩和石英岩砾石组成，其间充填有灰白、灰绿色粘土。厚5.0074.77m，平均15.00m，变化较大，渗透系数0.0673 m/d。钻孔单位涌水量0.00427 L/s·m，水位219.79m，为HCO3Ca型水。井下一、三、五采区均未发生该层突水；1321工作面风巷向上探水时，基本无水。富水性极弱。以上各含水层水位标高受季节影响明显，均因地、因时而异。水化学类型以HCO3Na型为主。鉴于该组含水层在井田内分布不稳定，加之补给源不足，储水量较小，且有沟谷切割泄水，所以，除煤矿塌陷裂隙带高度达此层者，一般对煤矿生产无影响。但在17勘探线以北该组富水性较强，工作面

27、回采时应多加注意。（二）二叠系砂岩裂隙承压含水组1、下石盒子组砂岩含水层厚0.5042.79m，一般14.37m。据中央石门揭露，其顶部和下部为细粒砂岩，中部为中粒砂岩，钙质胶结，裂隙发育，矿井揭露时最大涌水量为60m3/h，后逐渐减小至少量淋水，可见其主要为静储量；据勘探资料，钻孔单位涌水量0.004330.0231 L/s·m，一般0.0137 L/s·m，其渗透系数为0.02620.311m/d，一般0.0974m/d，水位标高+198.75+216.87m，一般+213.58m。水化学类型为HCO3·ClNa型，矿化度0.309g/L。井田东、北部富水性稍

28、强。但总体呈弱富水性。2、山西组砂岩含水层为2号煤层顶板。由灰白色中细粒及中粒砂岩组成。厚023.29m，平均9.95m，不稳定。井下一轨道三中、二中材料上山揭露时，最大涌水量40 m3/h；三采区石门揭露时涌水量为23 m3/h，一月后基本疏干。据钻孔抽水试验，单位涌水量0.0178 L/s·m，渗透系数0.14m/d，水位标高+171.74+269.62m，一般+215.66m，水化学类型为HCO3·ClNa·Ca型和HCO3·SO4Ca·Mg型水，矿化度0.427m/d。主要富水区集中于16线以北，属弱富水含水层。为开采1、2号煤时的主要

29、充水水源。（三）石炭系灰岩岩溶、裂隙承压含水组该含水组主要由野青、伏青、大青、本溪灰岩等组成，均呈中厚层状，全区较为稳定。1、野青灰岩含水层呈灰深灰色中厚层状，方解石脉穿插其间。厚0.73.76m，平均2.31m。钻孔抽水试验，单位涌水量0.0005750.120 L/s·m，平均0.0603 L/s·m，渗透系数5.010.0154m/d，一般0.729m/d。局部钻孔循环液全部漏失。为HCO3·ClCa型水。17勘探线附近、井田的北及西北部富水性稍强。总体富水性中等偏弱。2、伏青灰岩含水层灰、深灰色中厚层状，裂隙多被方解石脉充填。厚0.393.40m，平均1.

30、86m。强富水区与野青灰岩一致。钻孔抽水试验，单位涌水量为0.00274L/s·m渗透系数为0.0166m/d。局部钻孔循环液全部漏失，富水区主要集中于17线附近及北、西北翼的浅部。为HCO3Na·Ca型水。富水性弱偏中等。3、大青灰岩含水层深灰色厚层状，裂隙、溶洞较为发育。厚1.539.71m，平均4.67m。钻孔抽水试验，单位涌水量0.003570.123L/s·m，平均0.0456L/s·m，渗透系数0.00242.91m/d，平均1.04m/d。数钻孔遇此层循环液全部漏失。涌水点最大水量60m3/h，一般小于 30 m3/h；8号水源井涌水量49

31、.860m3/h。富水区主要集中于17线附近及北、西北翼的浅部。水化学类型为HCO3Na和HCO3Na·Ca型，矿化度0.6461.064g/L，具H2S气味。富水性中等。4、本溪灰岩含水层灰色、灰褐色薄层状，层位稳定。厚08.00m，平均4.13m。钻孔抽水试验，单位涌水量0.106L/s·m，渗透系数3.38m/d，水位标高+215.34+265.16m，一般+247.59m（1975年）。数钻孔遇此层循环液全部漏失。总体富水性中等，7勘探线以北地区富水性稍强。以上各含水层均为其邻近可采煤层的直接充水含水层。若在断层附近得到下伏强含水层补给，则对矿井充水威胁更大。（四）

32、奥陶系灰岩岩溶、裂隙承压含水组本区奥陶系灰岩含水层富水性极不均一，具有明显的分带性，在垂向上按岩性、结构及富水性可分为三组八段（图1.2）。其中二、四、五、七段为含水段，但七段富水性最强；一、三、六、八段，可视为隔水层。 图1.2 区域奥灰含水层分组及分段柱状图1、第三组（峰峰组）灰岩含水层主要由灰白、深灰褐色厚层状结晶石灰岩构成，层厚89.00168.00m，裂隙发育。钻孔单位涌水量0.05880.392L/s·m，渗透系数0.055331.64m/d，一般6.76m/d。该层第三段（O23-3）厚025m，富水性较弱，井田内水井揭露此层时出水量均不大，可视为相对隔水层；该层第二段

33、（O23-2）为深灰色隐晶质花斑状灰岩、灰黄色似带状灰岩和浅红黄色角砾状灰岩，厚74m128m。地面1号、4号水井及井下3号、5号、7号、9号水井均取水于该层。现地面1号、风井1号、7号水源井水位+109.00+141.00m，一般+130m左右。富水性强。2、第二段（上马家沟组）灰岩含水层由花斑状灰岩、白云质灰岩、角砾状灰岩组成，厚202320m。钻孔单位涌水量0.02140.139L/s·m，静水位标高+127.10+142.68m；水静出水量在250m3/h左右。该层的第二、第三段（O22-2、O22-3）裂隙、溶隙、小溶洞较发育，富水性相对较强。3、第三段（下马家沟组）灰岩含

34、水层由深灰色厚层状致密石灰岩构成，含石膏、石盐结晶等。中部有一厚约15m的蓝色或粉红色花斑状石灰岩（俗称“云雾灰岩”）；下部为灰色石灰岩与角砾状白云质石灰岩互层。富水部位主要为该层第二段（O21-2），厚约75120m，岩溶裂隙发育，面裂隙率36%。钻孔单位涌水量0.33.0 L/s·m，富水性强。水化学类型为HCO3Ca型，矿化度0.250. 28g/L。（五）燕山期闪长玢岩风化裂隙承压含水组/层该组/层出露于沙河南部紫牛湾小溪西南；侵入中奥陶统灰岩和煤系地层。岩性以闪长玢岩为主，厚056.9m，平均26.88m。节理裂隙较发育，强风化带深度一般为1020m。据钻孔抽水试验，单位涌

35、水量0.0605L/s·m，渗透系数0.29m/d，影响半径71m，水位标高176.99 m（1975年1708孔）；钻孔遇此层循环液最大漏失量2.40m3/h。井田南部富水性稍强。水质类型为HCO3Na·Ca·Mg型，矿化度0.818g/L。在局部构造破碎带内可形成钻孔涌水量达100.2m3/h的强富水区，但总体呈弱富水性。正常情况下该含水组/层对矿井充水威胁不大。据各含水组具有不同的水化学特征和水位，其间的隔水层隔水性能良好，正常情况下含水组之间无水力联系。（六）矿井涌水量科比矿采用集中长期定时、定点观测与短期不定点、临时观测相结合的办法，观测涌水量。根据多年

36、涌水量动态与其他诸因素变化曲线图可以看出：1、矿井涌水量与原煤产量关系不甚对等，即原煤产量增加水量变化不甚明显，但水量增加，原煤产量有所下降。2、矿井涌水量在下煤组受开拓影响，如2#煤一采运输巷道揭露的大青水点增加水量。3、前期奥陶系水位变化与涌水量增减明显，奥陶系水位抬高矿井涌水量也相应增加，近几年区域水位下降，涌水量仍保持一定水平，显示影响涌水量的因素是多方面的，并且表明矿井防治水工作有成效，但今后奥陶系水仍是最具威胁和继续防治的对象。4、矿井涌水量具有年度周期性变化的特点，年内涌水量有峰值与谷值，但近几年该特征不甚明显，涌水量峰值出现往往与某个水点突水有关，如1999年7月和2000年1

37、0月的最大值与老窑水有关，2001年6月的峰值与奥陶系，涌水量与降水量变化步调不一致。5、降水量峰谷值与涌水量峰谷值在时间上有个迟后期，迟后期不等，大体为24个月，1988年以前稍长。6、无论涌水量两极值还是平均值自1999年以来，都上了一个台阶，即自19841989年，矿井涌水量平均值一直稳定在5060m3/h。1990年开始，二水平投入生产后水量平均值增大为70m3/h，19841999年7月间最大涌水量为99.23m3/h（1990年11月份），最小35.63m3/h（1989年2月份），1999年3月以后在120190 m3/h左右；7、曲线总变化趋势与奥陶系石灰岩层岩溶水位变化形式具

38、有相似之处。8、矿井涌水量主要由顶板水，老窑水组成，可占总量80%以上，野青水、其他水量稳定且水量较小，近两年大青水份额增加，为2030m3/h。9、奥陶系水不多见，在2001年8月因钻孔管断裂，水量125m3/h，放水试验为630.00m3/h，目前尚没有最大水量与正常水量关系的资料。10、老窑水是不稳定因素，并且水量较大，有增长趋势，如2000年9月以前小于100m3/h，目前为100m3/h左右。11、自建井以来，主斜井筒冲洪积层一直有渗出，一般23m3/h，雨季有所增大；近几年冲积层基本没水。12、矿井最大与正常涌水量的比值一般在1.042.01之间，有近5年资料看，造成最大涌水量的因

39、素主要是老窑水、其次是奥陶系水和大青水，但大青水造成的最大涌水量不十分显著。见表1.1。表1.1 矿井涌水量最大与正常变化评价表年份最大水量（m3/h）年内最大水量发生的时间（月）平均涌水量（m3/h）涌水量最大与正常比值造成最大水量的原因1999180.537118.161.53老窑水2000303.1910150.952.01老窑水2001329.538184.431.79奥陶系水2002184.778160.511.15大青水2003184.9731.041.04大青水最大涌水量值基本上都发生在下半年，应该与雨季降水有关，但降水不直接应影响矿井。， 鉴于上煤组开采已接近尾声，下煤组开采的

40、评价显得尤为重要，大青水基本上以静储量为主，因此，未来水量将以奥陶系、老窑水为主，也是造成最大水量与正常水量的比值主要因素，即在1.532.01之间，平均值为1.78。综上所述，目前该矿矿井涌水量主要是顶板砂岩水，其次为老窑水，近期有大青水。随着矿井延深，掘采范围的逐步扩大，顶板砂岩水、老窑水、大青水水量将占据主要部分，但最大水量将是老窑水和奥陶系，因此是重点防范对象。1.2.3 其他有益矿产1、粘土质泥岩产于石炭系太原组地层中上部，灰灰白色，隐晶质粘土质泥岩、致密坚硬，性脆，矿体多呈透镜状，局部为似层状，矿石结构以鲕状为主，块状构造。镜下鉴定：变晶结构。岩石由隐晶质粘土矿物组成，少量变斑晶，

41、斑晶由结晶的纤维状的高岭石组成。2、有益元素在勘探阶段对煤中的镓、锗、铀元素采样，镓采样151层次，其中有30层次达30ug/g。锗采样99层次，一般含量为12ug/g；最高值7.2ug/g；铀采样35层次，一般含量为14ug/g。1.3 煤层特征1.3.1 煤层科比矿含煤地层为中石炭统本溪组，上石炭统太原组和下二迭统山西组。该井田煤系地层平均厚度约236m，共含煤1015层，煤层总厚13.54m，总含煤系数5.7%，其中可采或部分可采煤层有1#、2#、4#、8#、9#等五层，其中以2#煤层为矿井主采煤层。8#、9#煤层为下组煤，因受奥灰水威胁，故暂不可采。1#、4#煤层，因煤层较薄、灰分含量

42、较大且瓦斯含量较大，故暂不可采。各可采煤层分述如下：（1）1#煤层1#煤层位于山西组中部，为井田最上一层主要可采煤层。下距2#煤层3.0929.80m，平均19.71m。据区内79个钻孔资料，1#煤层最厚0.9m，最薄0.26m，平均0.7m，煤层一般含矸12层，夹矸平均厚0.1m，煤层上分层平均厚0.38m，下分层0.32m。煤层总体表现为西厚东薄的变化规律。（2）2#煤层2#煤层位于山西组底部，1#煤层之下3.0929.80m，平均19.71m，经全井田81个钻孔煤厚点资料统计，煤厚6.148.31m，平均7.16m。煤层赋存稳定,井田内全部可采，属厚煤层，煤层结构简单。（3）4#煤层4#

43、煤层位于太原组上部，野青灰岩之下02.16m，平均1.30m处，上距2#煤层5.0415.03m，平均10.26m，下距8#煤层平均29.84m。经全区86个钻孔统计，煤层真厚01.97m，平均0.74m。煤层厚度多集中在0.50.8m之间。煤层结构复杂，一般含夹矸。该煤层基本全区分布，但厚度较小，井田北部及南部基本上不可采，可采区主要分布在8至16勘探线之间的井田中部地区，可采区内煤厚变化不大，经区内86个钻孔厚度统计计算4#煤层可采指数Km=0.37，煤厚变异系数=42.98%，属极不稳定煤层。（4）8#煤层8#煤层位于太原组下部，大青灰岩之下02.17m，平均0.10m处，上距4#煤层3

44、7.5451.36m，平均44.85m。下距9#煤层平均12.43m。煤层真厚02.61m，平均0.82m。含矸03层，一般含一层夹矸，夹矸厚0.20.3m左右。从8#煤层，煤层厚度多集中在0.71.3m之间，8#煤层煤厚变化较大，主要在井田中、西部地区出现一些南北向狭长可采条带，其余有一些局部可采处。西南部有火成岩侵入，且局部有吞蚀煤层现象。经统计穿过该煤层的89个钻孔，可采煤厚02.12m，平均0.65m，可采指数Km=0.53，煤厚变异系数=56.3%，属极不稳定煤层。（5）9#煤层9#煤层位于太原组底部，为本井田主要可采煤层之一。上距8#煤层1.2242.58m，平均12.43m，下距

45、本溪灰岩7.3123.50m，平均15.93m。经区内93个钻孔资料分析，煤层真厚0.4514.71m，平均3.35m，全区可采。范围示意煤层厚度多集中在2.14.5m之间。通过对井田内93个钻孔正常煤厚点资料采用真厚度和可采厚度计算，9#煤层厚度变异系数分别为47.8%和50%，可采性指数Km均为0.96。两个结果均属较稳定煤层。1.3.2 煤层顶、底板1、煤层顶板1#煤层：一般为伪顶，直接顶岩性以粉砂岩为主，局部地段为中、细粒砂岩，砂质泥岩。2#煤层：顶板岩性在井田西部和东南角以粉砂岩为主，局部地段为中、细粒砂岩；井田东部主要为中细粒砂岩。4#煤层：伪顶为砂质泥岩或炭质泥岩，直接顶板岩性为

46、野青灰岩。8#煤层：顶板岩性为大青灰岩。9#煤层：顶板岩性在井田北部及中部以粉砂岩为主，井田中部靠近边界西侧及井田西南角为泥岩，在7勘探线两边局部发育有细砂岩顶板，12勘探线以南主要为闪长玢岩顶板。2、煤层底板各煤层底板岩性均主要为泥岩、砂质泥岩和粉砂岩。1.3.3 煤质该井田含煤1015层,煤层总厚度约13.54m，可采或部分可采煤层有1#、2#、4#、8#、9#等五层。其中以2号煤层为矿井主采煤层。 1号煤和2号煤层位有火成岩侵入。各煤层变质程度较高。其中 2#煤层，黑色，以镜煤为主，亮煤次之。各煤层煤质分析统计结果见表1.2表1.2 各煤层煤质分析统计结果表煤层煤类原 煤 分 析 浮 煤

47、 分 析质量分级水分Mad（%）灰分Ad（%） 发热量Qb daf(cal/g)发热量Qg r,v,d (MJ/kg)水分Mad（%）灰分Ad（%）灰分分级发热量分级1#WY4.160.81 1.82(32)28.7314.1519.23(32)849079808284(16)29.5523.1626.85(16)4.750.701.68(27)10.584.767.63 (27) 中灰 高热值PM2.140.781.33(3)23.7016.9920.70(3)8379 (1)28.38 (1)1.361.011.21(3)6.735.306.21(3) 中灰 高热值2#WY4.710.79

48、 1.99(24)38.4511.1617.57(24)852280308309(13)30.0521.2827.31(13)4.470.821.77(18)13.213.016.49(18) 中灰 高热值PM1.630.841.26(6)40.1214.98927.11(6)839483248357(3)28.7925.0726.70(3)1.760.891.39(4)10.286.148.96(4) 中灰 高热值4#WY4.550.761.73(29)32.109.5421.34(29)853179628287(18)28.6421.1125.51(18)8.800.752.18(18)1

49、1.913.848.14(18) 中灰 高热值8#WY7.250.472.24(25)32.344.6215.75(25)866074348282(17)33.3620.9727.17(17)4.290.741.89(17)10.321.49 5.33(17) 低灰 高热值9#WY8.360.692.67(46)39.8710.8819.57(46)850977298150(38)29.5319.2425.66(38)6.550.80 2.09(24)10.754.067.21(24) 中灰 高热值1.3.4 瓦斯矿区在精查勘探时用真空罐和集气式采取器对1、2、9号煤取瓦斯样21个，测试基本合

50、格19个，（真空罐和集气式在试验和测试过程中均存在瓦斯气体损失问题）测试结果表明：1#、2#、9#煤层各地段不同深度瓦斯含量大小不同，成分高低不等。全矿井相对瓦斯涌出量11.0813.26m3/t，矿井瓦斯主要来自西翼，其相对涌出量10.8112.81m3/t，东翼相对涌出量11.1913.86m3/t，1#煤相对涌出量10.4511.09m3/t，2#煤相对涌出量10.9212.95m3/t，9#煤相对涌出量11.02m3/t。全矿井二氧化碳相对涌出量2.086.51m3/t，西翼相对涌出量2.875.54m3/t，东翼相对涌出量1.421.91m3/t， 1#煤相对涌出量0.602.93m

51、3/t，2#煤相对涌出量0.735.82m3/t，9#煤相对涌出量0.96m3/t。根据煤矿安全手册属高瓦斯矿井。1.3.5 煤尘及煤的自燃在该矿取样做煤尘爆炸性实验，结果为：火焰长度及岩粉含量均为零，属无爆炸危险煤层。井田内2#主采煤层属不易自燃煤层。第二章 井田境界及储量2.1 井田境界2.1.1 井田范围东部边界以京沪铁路为界；西部边界以F2大断层为界；南部边界以科比村为界；北部边界以风化带为界。科比煤矿采矿许可证拐点坐标如表2.1所示。表2.1 科比煤矿采矿许可证拐点坐标拐点XY11122112.504145572.7021131121.004145484.8331131052.574

52、142331.2941121923.7041422 开采界限井田内含煤地层为中石炭统本溪组，上石炭统太原组和下二迭统山西组。该井田煤系地层平均厚度约236m，共含煤1015层，煤层总厚13.54m，总含煤系数5.7%，其中可采或部分可采煤层有1#、2#、4#、8#、9#等五层，其中以2#煤层为矿井主采煤层。8#、9#煤层为下组煤，因受奥灰水威胁，故暂不可采。1#、4#煤层，因煤层较薄、灰分含量较大且瓦斯含量较大，故暂不可采。矿井设计只针对2#煤层。2.1.3 井田尺寸井田的走向最大长度为9.13km，最小长度为9.01km，平均长度为9.07km。井田倾斜方向的最大长度为3

53、.29km，最小长度为3.14km，平均长度为3.286km。煤层的倾角最大为16°，最小为9°，平均为12°，井田的平均水平宽度为3.215km。井田的水平面积按下式计算： S = H × L （2.1）式中 S井田的水平面积，； H井田的平均水平宽度，m； L井田的平均走向长度，m。则井田的水平面积为：S=3.215×9.07=29.16 (k)井田赋存状况示意图如图2.1所示。图2.1 井田赋存状况示意图图2.1 井田赋存状况示意图2.2 矿井工业储量2.2.1 储量计算基础1、根据科比井田地质勘探报告提供的2#煤层储量计算图计算。2、依据煤、泥炭地质勘查煤炭资源量估算指标中无烟煤为：煤层最低可采厚度为6.14m，最高灰分为40%。最高硫分为3%，最低发热量为22.1MJ/kg。3、储量计算厚度：2#煤层为简单结构煤层，因此不考虑夹石厚度。4、井田内2#煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。5、煤层体积质量：2#煤层体积质量为1.4t/m3。2.2.2 井田地质勘探井田地质勘探类型为精查，属详细勘探。1975年129煤田地质勘探队编制的河北省邢台矿区科比井田地质勘探精查报告；1994年西安矿业学院和科比矿编制的邢台矿务