采矿工程毕业设计

贵州大学本科毕业论文(设计)第16中综采工作面，瓦斯涌出量7.11～23.4m3/t，平均14.48m3/t。工作面平均采高2.5m，通风断面7.5m2左右。备注2工作面设计配风量Q(U型通风)（m3/s)3030303工作面通风及瓦斯涌出不均衡系数1.41.41.44工作面风排瓦斯量（m3/min）12.8612.8612.865计算工作面回风流瓦斯浓度（%）0.71%0.7%0.7%6工作面瓦斯相对涌出量q相（m3/t)7.1123.414.487工作面瓦斯抽出率（%）55%55%55%8工作面瓦斯量抽出量（m3/min）15.715.715.79瓦斯极限浓度(C=1%)0.010.010.0110年工作制度（天/年)33033033011瓦斯限制工作面最高产量A（万t/a)173.652.785.2表3-1-16中综采工作面瓦斯限产分析计算（U型通风）表3-1-26中综采工作面瓦斯限产分析计算（偏Y型通风）16中综采工作面，瓦斯涌出量7.11～23.4m3/t，平均14.48m3/t。工作面平均采高2.5m，通风断面7.5m2左右。备注2工作面设计配风量Q(偏Y型通风)（m3/s)40403工作面通风及瓦斯涌出不均衡系数1.41.41.44工作面风排瓦斯量（m3/min）17.1417.1417.145计算工作面回风流瓦斯浓度（%）0.7%0.7%0.7%6工作面瓦斯相对涌出量q相（m3/t)7.1123.414.487工作面瓦斯抽出率（%）55%55%55%8工作面瓦斯量抽出量（m3/min）21.021.021.09瓦斯极限浓度(C=1%)0.010.010.0110年工作制度（天/年)33033033011瓦斯限制工作面最高产量A（万t/a)231.570.3113.73、井田内大部分区域构造较简单，煤层倾角小，主采之6中煤层赋存较稳定，全区厚度平均2.28m，易于综合机械化开采。这些有利条件是矿井达到120万t/a生产能力的有力保证。综上，设计推荐矿井生产能力120万t/a。考虑到矿井瓦斯大，煤层及构造情况还需进一步查明，同时为了减少初期投资，取得更好的效益，矿井实行分期建设，其中一期设计能力60万t/a，最终设计能力120万t/a。本设计矿井一期设计能力为60万t/a。矿井服务年限矿井服务年限＝＝1516÷1.4÷60＝18（a）根据设计确定的矿井一期60万t/a矿井生产能力，储量备用系数取1.4，则矿井服务年限为18a。第二节矿井的一般工作制度根据新颁布《煤炭工业矿井设计规范》规定，矿井按年工作日330d，每天净工作时间16h进行设计。根据国发[2005]18号文《国务院关于促进煤炭工业健康发展的若干意见》第二十六条：“提高矿工劳动保障水平。加强煤矿质量标准化基础工作，提高机械化、自动化水平，改善作业环境，减轻矿工劳动强度。改革煤矿工作制度，将矿工入井时间缩短到八小时以内，并尽快实行四班六小时工作制。”的意见，本次矿井初步设计井下按每天四班作业，其中三班生产，一班检修；井上按每天三班作业，其中两班生产，一班检修。原煤生产系统主要在生产班，主井皮带运转时间不少于4小时，其余时间和检修班出矸石，生产班检修时间为1小时，检修班检修时间为3小时，特殊情况需要延长检修时间，提前向调度室申请。第四章井田开拓第一节井口位置、井筒形式及工业广场位置选择一、开拓方式根据井田地面地形条件和煤层赋存条件，设计选择平硐开拓，主要理由如下：1、平硐开拓具有系统简单，占用设备和井巷工程量较少、抗灾能力强等优点，井田开拓应优先选用。2、井田煤层露头以西地面地形向西渐低，而煤层则倾向东，地面地形与井下煤层形成反向坡。井田内最高点位于井田北部的雷打坟山脊上，标高+195lm，最低点位于西南部边界附近的对江～白布河河谷，标高+1088m，相对高差约为863m。煤系地层出露标高为+1350～+1620m，一般标高为+1400m左右，总体呈北高南低。井田最低侵蚀基准面即为对江～白布河河谷，标高为+1088m。由于煤层露头与最低侵蚀面存在较大高差，使井田具备平硐开拓的条件。3、井田首采区北高南低，为宽缓的向、背斜构造，大部分位于+1380m以上，在9勘探线附近主采煤层赋存高差相差不大，故可以平硐进入采区开采上煤组各煤层。4、大方电厂设在矿井西边缘煤层露头附近，根据贵州省“西电东送”煤电总体规划，小屯矿井为大方电厂的燃煤主要供应矿井，矿井工业场地应选在电厂附近，以缩短煤炭运输距离。电厂与煤层露头间地面标高约在+1390m左右，此标高较适合矿井平硐开拓。综上所述，小屯井田采用平硐开拓。二、井口及工业场地位置选择1、井口及工业场地位置选择的主要原则（1）地面平坦、宽阔，场地挖填方量小，工程地质条件好。（2）靠近公路和电厂，交通方便，运输距离短，运输费用省。（3）尽量不占或少占基本农田。（4）不受洪水、山体滑坡等自然灾害的威胁。（5）尽量不压煤或少压煤。（6）有利于矿井开拓部署，靠近首采区，减少初期工程量，缩短建井工期。2、井口及工业场地位置选择由于井田位于山区，地面地形及地质条件复杂，可供选择的井口位置较少。根据井口及工业场地位置选择的主要原则，从矿井首采区位置、大方电厂场址和交通运输方面考虑，工业场地应选在井田西部的临近大方电厂的煤层露头附近。根据上述原则，设计提出三个方案进行比选。方案一：井口及工业场地设在新铺村南部，位于电厂与煤层露头之间。电厂场址设在小屯村至大方县城的公路东侧之砂偏坡村附近，其场址范围与煤层露头之间有一定的空间位置，因距电厂和首采区近且较有利于矿井开拓，故选之。该方案的不足之处是场地较小，不规整，呈狭长形。方案二：井口及工业场地设在新铺村附近，位于电厂北部。该场地位于电厂二期场址的东北角，场地布置受电厂影响较小，且井下平硐煤柱包括6中煤的局部不可采区，压煤量少。但井口距电厂较远，井下首采区南翼工作面较长，井口需通过较长距离的地面胶带输煤到电厂。方案三：井口及工业场地设在新寨村附近。该场地位于电厂二期场址的东北部，场地布置受电厂影响较小，地面较开阔，易于布置矿井工业场地。但矿井井口距电厂较远，井口需通过较长距离的地面胶带输煤到电厂。井下首采区两翼工作面较长，达2500～3000m。方案情况比较见表4-1-1。首先比较方案三和方案一。经综合比较后可看出，两方案均采用平硐开拓，开拓方式相同。方案三的主要优势是地面场地较开阔，易于布置工业场地，进矿公路也较短，但方案三存在下列主要缺点：（1）工业场地距电厂较远，地面煤炭运输距离长，输煤胶带（栈桥）长，初期地面投资和运营费用高。（2）一水平采区划分不合理。若划分两个采区，则一个采区走向长度2000m，单翼走向长度1000m，另一采区走向长度3500m，单翼走向长度1000m和2500m，单翼走向长度过小或过大，不利于采面的接替。若划分为一个采区，则单翼长度2500m和3000m，不利于顺槽准备和生产的安全管理。（3）矿井主平硐距电厂煤仓远，煤炭存在折返运输现象，煤炭运营费较高。（4）地面村庄搬迁多，增大初期投资，不利于缓和工农关系。（5）初期矿井工程量较大，比方案一多1900m，致使矿井建设工期比方案一多5个月。鉴于方案三存在太多的缺点，故先予淘汰。综合比较一、二两方案，两方案均采用平硐开拓，开拓方式相同。方案一的优势在于：（1）工业场地距电厂和首采工作面均较近，煤炭运输距离短，地面输煤胶带（栈桥）短，比方案二少570m，初期井巷工程量比方案二少270m。（2）采区两翼工作面推进长度1740～1500m，长度较适中，采区布置较合理，有利于顺槽准备和生产的安全管理。（3）矿井主平硐距电厂煤仓较近，煤炭无折返运输现象，煤炭运营费较低。（4）地面村庄搬迁少，有利于减少矿井建设的前期费用，缓和工农关系。（5）场地占用基本农田较少。方案一的缺点有：工业场地距公路稍远，场外公路比方案二多850m。受电厂影响，工业场地较窄狭，不如方案二地面开阔。综合来看，方案一虽然场外公路较长，但场地距电厂近，可简化地面运输系统，有利于降低运营费用；工业场地较窄狭，但对场内设施布置影响不大。方案一更符合工业场地选择原则，较方案二有比较大的优势，故推荐方案一。表4-1-1井口位置方案比较表指标单位一方案二方案三方案一比二工业场地位置新铺村南部新铺村新寨村水平标高m+1395+14301460开拓方式平硐平硐平硐初期平硐（大巷）工程量m368239525582-270平硐压煤万t178104178+74地面公路km1.250.40.2+0.85地面输煤栈桥km0.61.171.8-0.57首采区两翼长度m1740/15002400/15002500/3000-660/0搬迁村庄户51815-13建井工期月1414190井下煤炭折返运输无有有地面煤炭运营费用低高高三、井筒及主要巷道布置根据矿井运输、行人、通风的要求，合理确定井筒个数。矿井达产时布置三个平硐—主平硐、副平硐和回风平硐。1、平硐平面位置方案根据选定的矿井工业场地，平硐平面位置提出两个方案：方案一：考虑到工业场地距首采区较近，为尽快进入采区，平硐沿9线布置，见图2-3-5；方案二：钻孔801附近6中煤层不可采或变薄，为尽量少压覆煤炭资源，平硐沿8线布置。两个方案的经济技术比较见表4-1-2。表4-1-2平硐位置方案比较表指标一方案二方案一比二初期井巷工程量/煤巷(m)8550/54038093/4725+457/+678工业场地压煤(万t)000大巷煤柱(万t)178104+74地面公路(km)1.31.30矿井—电厂输煤胶带栈桥(m)266489-223采区两翼走向长度（m）19302280井下煤炭折返运输无有煤炭运营费用低高综合分析比较两个方案，方案一的优点如下：（1）距电厂近，输煤胶带短，比方案二少223m。（2）采区两翼工作面推进长度较适中，有利于生产的安全和管理。（3）矿井主平硐距电厂煤仓较近，煤炭无折返运输现象，煤炭运营费较低。方案一的缺点是：（1）初期井巷工程量较方案一多457m，主要是由于首采面较长的缘故，煤巷比方案二多678m，岩巷反而比方案二少221m。（2）大巷煤柱较方案二多74万t，压煤量稍大。两方案在初期投资方面相差不大，但方案一较有利于井下开拓开采，且距电厂近，输煤胶带短，地面及井下运营费用低。故推荐方案一。2、平硐竖向布置方案平硐竖向布置方式考虑两个方案：方案一：三条平硐均沿+1395m标高全岩巷水平布置。方案二：主平硐布置在+1395m标高岩石中，副平硐和回风平硐见6中煤后在+1395m以上部分沿6中煤层布置，其余部分同主平硐。方案二的优势在于：（1）煤巷多，造价低；（2）可起到探煤作用；（3）方便采用无轨运输，简化辅助运输系统。（4）平硐与顺槽间的联络工程量较少。方案二的缺点在于：（1）贵州多数矿井具“双突”特点，本矿井瓦斯较大，“双突”倾向性不详。沿煤层布置将使施工及生产中安全隐患增大。（2）无轨运输国产设备可靠性差，主要大型设备需进口，初期投资较大。（3）因煤层瓦斯大，沿煤层掘进可能因瓦斯制约影响掘进速度。鉴于安全和经济方面的考虑，设计推荐方案一。根据首采区煤层赋存标高和地面工业场地对标高的要求，副平硐沿+1395m布置，设置向外3‰的流水坡度。主平硐井口地面较高，设计以12°倾角下落到副平硐水平，以方便施工联系和排水。回风平硐为适应地面高程，接近井口段以斜巷延至地面，布置形式同主平硐。三条平硐的方位均为N58°30′W。第二节开采水平的设计井田总体呈单斜构造，矿井一期范围内煤层标高一般在1350～1450m左右，设计采用一个水平开拓全井田。水平标高即为平硐水平+1395m。主平硐：承担煤炭运输，布置B=1200mm的固定胶带输送机、动力电缆、通信控制电缆及消防洒水管路等。其断面主要取决于胶带输送机。根据设备布置及检修的需要，设计巷道净宽3800mm，墙高1500mm，净高3400mm，净断面积11.4m2，掘进断面积12.3m2，锚喷支护。副平硐：承担矿井辅助运输和进风，铺设双轨，布置压风洒水管路、通信控制电缆等。其断面要满足辅助运输和矿井进风等要求。根据设备布置及进风量的需要，设计巷道净宽4800mm，墙高1800mm，净高4200mm，净断面积16.7m2，掘进断面积19.0m2，锚喷支护。回风平硐：回风和布置瓦斯抽放管路等，其断面主要取决于矿井的回风量。设计巷道净宽5000mm，墙高2000mm，净高4500mm，净断面积19.8m2，掘进断面积21.3m2，锚喷支护。各井筒（平硐）以锚喷支护为主，风化基岩、表土层或断层破碎带采用钢筋混凝土支护。平硐主要特征见表4-2-1表2-4-1平硐主要特征表顺序名称单位主平硐副平硐回风平硐1井口座标Xm2998880.0002998707.0002999010.000Ym35556782.00035556696.000355556942.000Zm+1428.000+1395.000+1423.0002方位角301°30′00″237°00′00″0°00′00″3净宽度m3.84.85.04净断面m211.416.719.85掘进断面m212.319.021.36井筒长度m1354149513547倾角度0～12°0°0～15°8井底水平标高m+1395+1395+13959支护锚杆（直径×长度）mmφ20×2200φ20×2200φ20×2200喷砼厚mm10012012010井筒装备胶带输送机轨道无11用途煤炭运输材料、人员运输进风回风，瓦斯管路详见井筒断面图：第三节采区划分及开采顺序开采顺序1、采区划分根据开拓布置，矿井一期范围划分为一个双翼采区开采。2、开采顺序煤层间开采顺序：因各煤层间距小，煤层间实行下行开采。开采顺序为：6上煤层→6中煤层→6下煤层→7煤层。二、村庄搬迁及地面设施安全煤柱留设1、村庄本井田地面村庄较多，共有约58个自然村，居民约1624户。其中影响首采区的村庄9个，居民约252户。首采工作面地面无村庄，但矿井工业场地内有村庄及居民，需搬迁居民110户。开采将引起地表下沉、开裂，破坏地面建筑设施，故井田内受采动影响的村庄必须搬迁。搬迁遵循的主要原则为：技术经济合理，充分开发煤炭资源，兼顾国家、地方和企业各方利益，既有利于矿井井下生产又有利于地面工农业生产，方便群众生活。搬迁尽可能就近、就乡迁往井田之外，最大迁村距离控制在3km内。迁往地地面开阔，交通方便，水源充足。首采区开采范围内所涉及村庄9个，生产中应根据采区工作面接替安排逐步搬迁。2、公路贵（阳）—毕（节）高等级公路从井田的中部和西北部煤层露头附近穿过，压覆煤炭资源量约1481万t，其中压覆6上、6中和7煤煤炭资源量959万t。由于该公路是贵州西北部地区的重要经济命脉，投资大，造价高，破坏后修复困难，设计中为该公路留设安全保护煤柱。3、水体井田内较大水体为首采区边界处地表的白瓦厂水塘，位于2勘探线北部，南北长0.75km，东西宽0.10km，面积约0.08km2，储水量较大。井下开采将引起地表变形、裂缝，将加速地表水体下渗，使水塘储水量降低甚至干涸。由于该水塘是附近居民的生活水源，水塘下开采亦为矿井生产带来不安全的水患威胁，故建议开采时留设水塘保护煤柱，该水体6中和7煤层保护煤柱资源量280万t。第四节开采水平与井底车场型式选择矿井一期范围内煤层标高一般在1350～1450m左右，设计采用一个水平开拓全井田。水平标高即为平硐水平+1395m。本矿井为平硐开拓，无井底车场。为满足矿井生产需要，在井下适当位置设置主变电硐室、井下爆炸材料库、消防列车库等。第五节开拓系统综述一、开拓系统设计井口与工业场地设在新铺村南部，采用平硐开拓。矿井一期在工业场地内布置主、副、回风三条平硐，平硐标高均为+1395m，设计以一个水平、一个采区开拓一期井田范围内的煤炭资源，水平标高为+1395m。1、矿井一期共设三个井筒，均布置在矿井工业场地内（位于新铺村南部），分别为主斜井、副平硐、回风斜井，服务矿井一期的通风任务，服务年限约30年。2、主平硐采用钢绳芯强力胶带输送机承担煤炭从井下至地面的运输任务。胶带输送机运输具有运量大、运输连续性好、转载环节少、运营费用省、操作简单、易于实现集中控制和自动化管理等优点。3、矿井达产时配置以一个采区一个综采工作面保证生产能力，不设井底煤仓，各顺槽输送机来煤直接搭接或通过溜煤眼转载至主平硐胶带输送机。二、通风方式及通风系统1、本矿井采用抽出式通风。2、根据井田煤层赋存条件和矿井开拓部署，矿井初期通风系统为中央并列式通风，副平硐进风，主斜井辅助进风，回风斜井回风。3、矿井一期共设三个井筒，均布置在矿井工业场地内，分别为主斜井、副平硐、回风斜井，服务矿井一期的通风任务，服务年限约30年。4、准备采区时，必须在采区构成通风系统后，方可开掘其它巷道；采区开拓、准备巷道的掘进施工，均在矿井主要通风机全负压通风的基础上，利用局部通风机压入式通风，乏风进入回风风流，无串联通风。5、采煤工作面必须在采区构成完善的通风、排水系统后，方可回采。三、煤炭运输方式1、井下煤炭运输有胶带输送机运输、底卸式矿车运输和固定式矿车运输等多种方式。根据国内大型生产矿井经验，大巷运输采用胶带输送机运输方式具有生产集中，运输环节少，运输系统简单，巷道工程量省的优点，原煤运输具有连续性，易实行集中控制，实现运输自动化，为矿井安全高效生产创造有利条件，因此，设计推荐煤炭运输采用胶带输送机运输方式。为简化运输系统，井下初期不设煤仓。2、国内常用的辅助运输方式一般有电机车、斜巷绞车、无极绳连续运输车、猴车和无轨胶轮车等，齿轨车、卡轨车、胶套轮机车和单轨吊等也在一些矿井使用，但应用范围不大。近年来国内新型辅助运输设备制造和使用虽然有了较大的进步，辅助运输设备也有较大的选择余地，但从实际使用效果看，国产新型辅助运输设备的可靠性和适应性尚存在一些问题，设备的机械故障偏高，设备的爬坡能力偏小，给使用造成一些实际困难，还有待于设备制造技术的提高和生产实践的进一步检验。进口设备可靠性较高，但价格高，初期投资大，也只能在一定条件下使用。本矿井初期开采煤层赋存较平缓，副平硐根据开拓开采的需要布置，有选用多种运输方式的基本条件。传统的有轨运输方式虽然环节多、效率较低，但其适应范围广，可靠性也较高；无轨辅助运输设备虽然环节少、效率较高，但其可靠性差，进口设备价格高昂，维护费用高，维修不便。综合分析本矿井条件，设计选用传统的绞车、电机车为主的有轨运输方式。本矿井为具有煤与瓦斯突出危险性矿井，设计本着安全、经济、可靠的原则，根据本矿井生产能力、运输条件及辅助运输量，确定副平硐选用12t防爆蓄电池电机车和1.5t系列矿车，提料联络斜巷辅助运输选用绞车、煤层顺槽采用无极绳连续牵引车。矿井轨道运输系统采用900mm轨距、1.5t系列矿车。配置适量的与1.5t固定矿车相匹配的材料车及平板车。大巷人员运输选用PRC18-9/6人车，综采设备考虑整体运输，选用25t特制平板车。3、根据矿井生产能力（0.6Mt/a）、开拓方式等，主平硐采用钢绳芯强力胶带输送机承担煤炭从井下至地面的运输任务。胶带输送机运输具有运量大、运输连续性好、转载环节少、运营费用省、操作简单、易于实现集中控制和自动化管理等优点。矿井达产时配置以一个采区一个综采工作面保证生产能力，不设井底煤仓，各顺槽输送机来煤直接搭接或通过溜煤眼转载至主平硐胶带输送机。主平硐胶带输送机计算选型如下：（1）选型依据输送物料：原煤ρ=900kg/m3，最大块度300mm，输送距离Lh≈1500m，提升高度H≈45.8m，倾角0～12～13.5°，输送能力Q=600t/h。（2）选型计算已定货胶带输送机参数：带宽B=1200mm，带速v=3.15m/s，承载托辊组为槽形前倾托辊Φ159mm，回程托辊组为V型前倾托辊Φ159mm，钢绳芯胶带ST1600，液压自动拉紧。输送能力验算：（t/h）圆周驱动力计算：（kN）传动滚筒轴功率计算：（kW）电动机功率计算：（kW）取电动机2×315kW，1：1配置输送带不打滑最小张力计算：（kN）输送带最大张力计算：（kN）输送带安全系数计算：，满足要求3、主要参数：输送距离L≈1350m，提升高度H≈45.8m，倾角0～12～13.5°带宽B=1200mm，带速V=3.15m/s，理论输送能力Q=1500t/h胶带：阻燃钢绳芯ST1600拉紧装置：液压自动拉紧，DYL-01-6/15电动机：YB450S1－4，315kW，10kV，2台，1：1配置液力偶合器：带后辅腔和侧辅腔的限矩型650PWVVSNC，2台减速器：B3SH13-25，带逆止器、冷却风扇，2台制动器：BYWZ5－500/121。4、辅助运输选用12t防爆特殊型蓄电池电机车，初期运行一台，备用一台，共两台。列车组成按牵引力、电动机温升、制动距离三个条件进行计算和校验，每列材料车最多由28辆MG1.7-9B型固定式矿车组成，最大载重时每列矸石车最多由16辆矿车组成，电机车在地面制动距离要求小于80m，在井下运料时制动距离要求小于40m，运人时制动距离要求小于20m。电机车在地面充电，选用节能恒流充电机两台。其输入电流42A，输入电压380V。四、移交生产时井巷开拓的位置及初期开拓工程量小屯矿井一期设计生产能力60万t/a，最终120万t/a。矿井于2005年7月开工建设，到2011年5月，基本完成了矿、土、安三类工程。截止目前小屯矿井的地面生产、生活设施等工程已经完成；矿井生产系统、运输系统、供电系统、压风系统、供排水系统、通风系统、防灭火系统、瓦斯抽放系统、消防降尘洒水系统、矿井水处理及生活污水处理系统、排矸系统、调度通讯系统、安全监测监控系统等已经形成，16中03首采工作面设备已安装完毕，并进行了单机试运行。小屯煤矿(一期)设计矿建总工程量为13470.3m，截止到试生产前，已累计完成矿建工程掘进进尺16538.6m，其中基建工程进尺完成12576.7m，生产进尺完成3961.9m；矿建基本建设工程全部施工完毕，主平硐、副平硐、回风平硐基建工程已施工到位；联络巷、中部车场、井下爆破材料库和变电所基建工程全部结束。截止2011年4月累计完成投资60114.37万元，其中：矿建工程13320.34万元，土建工程9438.99万元，安装工程4440.93万元，设备及工器具购置7990.65万元，工程建设其他费用24923.46万元。五、移交生产时三量的计算小屯煤矿隶属于贵州大方煤业有限公司，井田地处贵州省大方县小屯乡、大方镇、羊场镇交界处，位于大方背斜东翼。井田南北长7～10.2km，一般8km，东西宽4.6～11.10km，面积约66.41km2，煤炭资源量为28393万t。其中矿井一期范围南北长3.5km，东西宽2.1km，面积约6.73km2，煤炭资源量为3806万t，设计可采储量2289万t。矿井设计生产能力为120万t/a，其中矿井一期设计生产能力为60万t/a。移交生产时，矿井开拓煤量2112万吨，可采期35.2年；矿井准备煤量199.5万吨，可采期39.9个月；矿井回采煤量45.4万吨，可采期9.08个月。采区巷道布置第一节设计采区的地质概况及煤层特征一采区为正在回采采区，五采区为设计采区。现简述五采区情况：一、地层及地质构造井田内地层从上到下依次为第四系，三叠系，二叠系等。参见表1-2-1。各组段地层岩性特征由新到老分述如下：1.第四系（Q）主要分布于井田西部及中部沟谷、低洼地段，多为耕地、稻田及村落，岩性主要为P3l的风化残积产物及T1y的坡积物，面积约2.67km2，厚度一般小于20m。与下伏的三叠系茅草铺组呈角度不整合接触。2.三叠系下统茅草铺组（T1m）浅灰色灰岩及泥质灰岩，下部以薄层状泥质灰岩为主，中上部为中厚层状灰岩夹含泥灰岩，层面见蠕虫状构造，波状层理。出露于井田东部及边界外，厚度不详。与下伏的三叠系夜郎组整合接触。3.三叠系下统夜郎组（T1y）根据岩性组合自上而下共分为三段：（1）九级滩段（T1y3）由粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩组成，紫灰色、灰色，薄至中厚层状，水平层理及交错层理，中下部夹两层泥质灰岩，含王氏克氏蛤（Claraiawangi）等动物化石，广泛出露于井田中部及东部，厚度一般243.95m。（2）玉龙山段（T1y2）根据岩性分为上、下两个亚段，下亚段以薄～中厚层状泥质灰岩为主，夹泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及钙质泥岩薄层，厚度34.15～119.83m，一般厚71m；上亚段以中厚层状石灰岩为主，广泛分布于本井田内，厚度71.00～114.90m，一般100m。（3）沙堡湾段（T1y1）粉砂质泥岩及泥质粉砂岩为主，夹少量粉砂岩，紫灰色，灰绿色，薄层状～中厚层状，水平层理、小型交错层理，上部夹泥质灰岩薄层，含克氏蛤Claraia等动物化石，一般厚度57m，与下伏长兴组呈平行不整合接触。4.二叠系上统长兴组（P3c）灰岩，深灰色，粉晶结构，厚层状至块状，上部含燧石团块，产中华准全形贝EnteletinaSinensis(Huong)等动物化石，顶部含2～4层黄绿色蒙脱石泥岩，一般厚度14m。与下伏龙潭组呈整合接触。5.二叠系上统龙潭组（P3l）主要由浅灰色、灰色及深灰色，薄至中厚层状细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、煤层组成。含腕足类及瓣鳃类动物化石，产栉羊齿PecopterisBrongninartSP.及蕉羊齿CompsopterisZalesskySP.等大量植物化石。一般厚度约188m，与下伏峨嵋山玄武岩组呈平行不整合接触。6.二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P3β）井田内赋存不全，井田北部缺失，其界线位于9、10勘探线之间，地表出露于井田西部3勘探线以南，岩性主要为灰绿色玄武岩或拉斑玄武岩，致密块状，坚硬，具小气孔构造。其顶部0～6m左右为浅灰～灰色凝灰岩、含砾凝灰岩。厚度0～80m，与下伏茅口组地层呈平行不整合接触。7.二叠系中统茅口组（P2m）主要岩性为灰色、浅灰色灰岩，隐晶～粉晶结构，薄～中厚层状，水平层理，具缝合线构造，产腕足类、蜓等动物化石，含少量燧石团块。厚度不详。井田地层简表系统组段主要岩性一般厚度（m）第四系(Q)冲积、残积、坡积物等。0-63三叠系（T）下统(T1)茅草铺组(T1m)灰色中厚层状灰岩、白云岩及泥质灰岩。井田内出露不全夜郎组(T1y)九级滩段(T1y3)灰紫色泥质粉砂岩，产瓣鳃类动物化石。244玉龙山段(T1y2)灰色厚层状灰岩，及中厚层状泥质灰岩。171沙堡湾段(T1y1)灰色厚层状灰岩夹钙质泥岩及泥质灰岩、粉砂质泥岩、粉砂岩。57二叠系(P)上统(P3)长兴组(P3c)燧石灰岩及硅质岩、泥质灰岩。14龙潭组(P3l)灰色泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩、泥岩及煤层。188峨嵋山玄武岩组(P3β)井田南部赋存，北部缺失，边界位于9、10勘探线之间。0～80中统(P2)茅口组(P2m)灰色薄-中厚层状灰岩及含燧石灰岩。不详井田位于扬子板块川滇黔盆地黔北断拱（三级构造单元）大方背斜东翼，井田总体呈一宽缓的单斜构造，地层走向呈北东～南西向，倾向南东，倾角一般6°～20°左右，煤系浅部地段局部达21°～25°。至勘探线以南，浅部地层走向转向近南北向，倾向近东，底板等高线呈一向西凸出的弧形；勘探线以南见有数条断层，勘探线以北浅部见有宽缓的次一级褶曲，褶曲轴及断层都基本呈北北东～南南西向展布。褶曲（1）大方背斜为区域性褶曲，轴向北东，轴部为茅口组灰岩，大方背斜经过井田内西部地段，由于大方背斜的影响，井田浅部地层波状起伏，并伴有一定的次一级褶曲。（2）白瓦厂向斜白瓦厂向斜经轿子山～吊水岩～白瓦厂一线，轴向呈北北东～南南西，北部出井田边界至大海坝，南部经滑坡至喻家寨西北侧，消失于井田边界处茅口灰岩地层中，井田内长约8.8km。轴部主要为玉龙山段（T1y2）地层，两侧地层倾角5～8°，为一宽缓对称向斜。其北段有部分钻孔控制，南段无钻孔控制。控制程度较低。（3）生纸山背斜位于白瓦厂向斜的南东部，其轴向与白瓦厂向斜基本平行展布，井田内走向长约8.8km，地层倾角6～9°，为一宽缓对称背斜。3勘探线以北，其轴部及两翼均有钻孔控制，基本控制了背斜形态及变化幅度；3勘探线以南无控制，滑坡内部分为推断，控制程度低。五采区范围内为一单斜构造，不受褶曲影响。五采区内断层以北北东向为主，从平面分布看，北北东向断层集中于采区南部边界补J1004、补1002钻孔一线，对煤系地层的切割破坏较大，断层发育部位，地质构造条件相对复杂，但其位于采区边界，对整个五采区的开采影响较小。通过一采区井巷揭露地质资料分析，矿井实见地质资料与勘探提供资料变化较大，主要体现在断层和煤岩层产状、层位方面，煤层的倾角及煤层厚度变化较大，与勘探提供的资料有差异，三条主巷道共揭露小断层30余条，其中大于5m以上的有3条，与勘探提供的资料差异较大。因此五采区内小断层有待于进一步探明。二、煤层及煤质小屯煤矿矿区含煤岩系为二叠系上统龙潭组(P3l)，龙潭组系海陆交互相含煤建造，主要由陆源碎屑岩及煤组成。煤地层厚167.76m～199.37m，平均187.89m，含煤一般31～33层，总厚21.03m～25.98m，平均22.95m，含煤系数12.20%。；其中可采、局部可采煤层6层(6上、6中、6下、7、33、34)，平均总厚为7.97m，含煤系数为4.30％，可采性指数分别为0.48、0.97、0.59、0.68、0.95、0.82，变异系数分别为64%、35%、67%、40%、16%、51%。6中煤、33煤全区大部可采。各煤层在含煤地层中的分布及组合特征（见表）。现将这些可采及局部可采煤层详情叙述如下：煤层在含煤地层中的分布及组合特征表煤层及标志层名称煤层夹石厚度(m)最小～最大平均结构稳定性可采性平均间距(m)层数主要岩石P3c9.63~21.0320.926上0~4.650.91简单稳定局部可采0~4炭质泥岩泥岩2.726中0.47~6.872.30中等稳定大部可采0~4炭质泥岩泥岩3.336下0~3.461.13简单不稳定局部可采0~2炭质泥岩泥岩12.6470~1.800.92简单不稳定局部可采0~2炭质泥岩135330.79~1.821.37中等较稳定大部可采0~2炭质泥岩6.39340.32~2.331.26复杂不稳定局部可采0~2泥岩9.03P3l187.896上煤层位于龙潭组最上部，上距标1（B1）一般5.75m，穿过煤点79个，可采点37个，不可采点33个；断失点2个，尖灭点5个，可采面积17.83km2。煤层厚度0～4.65m，平均厚度0.91m，煤层局部偶夹一层夹石，岩性为泥岩。顶板岩性以粉砂岩、泥质粉砂岩及细砂岩为主，局部为粉砂质泥岩。底板岩性一般为泥岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、间接底板随厚度增大而粒度变粗。五采区范围内，西南部煤层厚度赋存较稳定，北部存在703、704钻孔两个尖灭点，中部存在补802、补803钻孔两个不可采点，在五采区范围内属大部分可采煤层。6中煤层位于龙潭组上部，为矿井主要可采煤层，穿过煤点79个，可采点76个，可采面积44.38km2，不可采点2个；断失点1个。煤层厚度0.47～6.87m，平均厚2.30m，厚度变化较大，总体趋势由北向南东部变薄，井田中部801号钻孔处有一呈环状变薄区煤层含夹石0～2层。五采区范围内，中煤层全区可采，煤层赋存稳定。6下煤层位于龙潭组上部，上距6中煤层一般3m左右，穿过点数79个，可采点47个，可采面积22.53km2，不可采点29个，尖灭3个。煤层厚度0~3.46m，平均1.13m，总体呈南薄北厚的趋势，南东部402、1004号钻孔一线及以东尖灭，井田北东部可采，中部906、202号钻孔一带发育较厚。煤层在J9线至10线之间通常含一层夹石，岩性为泥岩。顶板岩性即6中煤层底板。底板岩性以7号煤层顶部为界统计，厚度一般11.30m左右，直接底板一般为一层泥岩，厚度一般0.50m，间接顶板为细砂岩或粉砂岩，中下部含1～2层薄煤。五采区范围内，采区东北部煤层厚度赋存较稳定，采区中部及西南部共存在不可采点10个，属局部可采煤层。7煤层位于龙潭组中上部，勘探穿过该层位钻孔79个，见煤可采点54个，可采面积21.24km2，不可采点23个，沉积尖灭点4个。煤层采用厚度为0～1.80m，平均厚度0.92m，自西向东，煤层由厚逐渐变薄，东部见有较大的向西凸出的“舌”状尖灭区，中部亦有一尖灭点，西部大部可采，可采面积约占总面积50%。一般无夹石，属简单结构煤层。顶板岩性见6下煤层底板，岩性较粗，一般为粉砂岩、细砂岩，直接顶板为薄层泥岩、粉砂岩。五采区范围内，采区南部煤层赋存较稳定，采区北部及中部存在不可采点6个，属大部分可采煤层。33煤层位于龙潭组下部，下距煤系底界17m左右，下距34号煤层约8.2m，勘探见煤点22个，可采点21个，可采面积47.43km2，不可采点1个。煤层厚度0.79～1.82，平均1.37m，煤层厚度变化较小，结构中等，含1～3层夹石，一般2层，岩性多为泥岩，少量为炭质泥岩。煤层采用厚度0.79～1.55m，平均1.16m，采用厚度变化较小，只在井田西南侧浅5号钻孔不可采。顶板岩性：一般为一组粉砂岩或细砂岩，局部为泥质粉砂岩，厚度一般8.00～10.00m。底板岩性：直接底板为一层泥岩，局部为砂质泥岩或泥质粉砂岩，一般厚度0.50m左右，间接底板以细砂岩为主，局部为粉砂岩，厚度一般6～11m，为34煤层间接顶板。34煤层为龙潭组底部煤层，下距煤系底界平均9.03m，煤层厚度变化较大，勘探见煤点22个，可采点18个，可采面积35.82km2，不可采点4个。全层厚度0.32～2.33m，平均1.26m。总体是由南向北逐渐变薄，1、2线之间基本全不可采，3、11勘探线之间有一近东、西向的不可采区。夹石一般1～2层，多为泥岩。顶板岩性：直接顶板为一层泥岩或粉砂质泥岩，厚度一般0.60m左右，间接顶板为33煤层间接底板。底板岩性：直接底板为泥岩，厚度一般0.50m左右，其下为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩或铝质泥岩，厚度2～16.00m，变化较大。34煤层在局部地段距煤系底界距离较大，其间岩性主要为铝质泥岩，其原因由于上二叠统早期，沉积基底不平造成沉积间距厚度不均。煤质情况（1）物理性质煤层颜色为黑灰色，块状为主，少量粒状，粉粒状次之；各煤层质地较坚硬，大多数煤层性脆，结构主要为宽～细条带状，少量线理状；玻璃光泽为主，似金属光泽次之，少量沥青光泽（6上煤层）和金刚光泽；断口主要为阶梯状、平坦状，少量贝壳状，偶见参差状和棱角状（6上、6中煤层）；内生和外生裂隙较发育，充填薄膜状、网格状、脉状方解石，含较多结核状、透镜状、侵染状、星点状、蠕虫状黄铁矿；6上、6中煤层见滑面，1102、703、J904号钻孔6上、6中煤层由于受构造挤压，形成糜粒状、参差状和棱角状断口，高角度滑面。（2）煤的变质阶段各煤层镜煤最大反射率（R0max）值为3.46％～3.93%之间，平均为3.61%。各煤层随着煤层深度的增加，煤的镜煤最大反射率值有增加的趋势。说明煤的变质程度在逐渐增强。根据中国煤炭分类标准，该矿区各煤层变质程度高，均为无烟煤三号（WY3），变质阶段为Ⅶ1，为高变质无烟煤。6上、6中、6下、7、33、34煤原煤平均挥发分分别为：8.61%、7.86%、7.80%、8.08%、8.35%、8.05%，6上、6中、6下、7、33、34煤均为特低挥发分煤。浮煤挥发分为6.27%、6.27%、6.19%、5.99%、5.42%、5.37%，平均为5.92%，均为特低挥发分煤。6上煤层原煤硫分平均值为3.10%，为高硫煤；矿区内大部为高硫、中硫分区。浮煤硫分平均为1.13%，选洗效果明显。6中煤原煤硫分平均值为2.13%，为中高硫煤；矿区大部为中高硫区。浮煤硫分平均为1.79%。6下煤原煤硫分平均值为2.20%，为中高硫煤；除9线附近为高硫分区，矿区大部为中硫分区。浮煤硫分平均为0.78%。7煤层原煤硫分平均值为2.74%，为中高硫煤。浮煤硫分平均为1.01%。33煤原煤硫分平均值为2.31%，为中高硫煤。浮煤硫分平均为0.94%，脱硫效果明显。34煤原煤硫分平均值为0.77%，为低硫煤。矿区大部硫分较低，东北部及西南部灰分较高。浮煤硫分平均为0.57%。各可采煤层平均硫份值为2.10%，经过密度液洗选后，全硫含量均有所降低，6上、6中、7、33降为中硫煤；6下、34煤平均值降为为低硫煤。各种形态硫：6上、6中、6下、7、33、34煤原煤硫分以硫铁矿硫为主，次为有机硫。硫化铁硫易洗选，有机硫虽难以洗选，但其含量少，所以本矿区主要可采煤层的硫多易于洗选脱除。三、水文地质条件（一）地层富、隔水性根据岩性组合、含水性质、富水特征、以及煤层赋存空间地下水的水力性质与裂隙发育等因素。将井田内地层（由新至老），划分为九个含（隔）水层，现分别叙述于下：1.第四系（Q）及滑坡体（H）—中等含水层第四系岩性为冲积、残积、坡积物等松散沉积物，厚度0～63m。主要分布于井田西部及中部的沟谷及低洼地段。岩石成分为砂土、碎石土等，其孔隙度大、透水性好。该层调查泉点23个，流量一般为0.01～12.285l/s，长观点41、59、37、84等四个点的两极值为3.24～53.49l/s（含滑坡体出水点），动态变化大，主要取决于大气降水的补给程度。该层与下伏地层的地下水有着密切的水力联系，分布面积不大，为中等含水层。井田内滑坡体主要为崩塌堆积体和小滑坡群，呈长条形分布在井田以西，面积约3.67km2。因围岩大部分是煤系中、上部的地层，滑体主要为夜郎组中、下段的泥灰岩及粉砂质泥岩，风化严重，为一独立的含水岩体。滑体中部厚度约139.63m（浅1号孔），富含孔隙、裂隙水。据长期观测资料每天最大涌水量为5481m3/d，一般为2502m3/d，水量总体保持均衡，水质较好，为HCO3－Ca型。据分析地下水主要补给来源于玉龙山段的垂直及顺层补给，矿床先期开采中这些泉水将全部干涸流向坑道中。2.三叠系下统茅草铺灰岩（T1m）—中等含水层岩性以石灰岩为主，厚度不全，分布于井田东部边缘，含岩溶、裂隙水。岩溶地貌以峰林、洼地为主，部分洼地内的溶蚀漏斗和落水洞因垮塌及淤塞，造成雨季洼地被淹没现象。该层调查岩溶点20个，多为干溶洞、溶蚀漏斗等；发现地下水露头点3个，均为岩溶、裂隙泉，旱季全部干涸；因该层位出露位置较高，属水文地质单元补给区，故无大泉点出露。3.三叠系下统夜郎组九级滩段（T1y3）—弱含水层岩性以泥质粉砂岩为主，中、下部夹泥质灰岩薄层，厚度244.00m，广泛分布于井田中部生纸山背斜轴附近及井田东部。地貌常表现为缓坡地形，该层局部地段（主要为浅部）垂直裂隙发育。地面调查泉点50个，除断层附近W16号泉，流量为1.567l/s外，其于均小于0.05l/s。浅部含风化裂隙水；深部据31个揭穿该层的钻孔资料：漏水孔17个，水位标高1469.50～1865.12m，受地形影响较大，漏水标高在+1700m以上的占70％，消耗量一般在0.50～15m3/h，偶有不返水。可视为上覆茅草铺组灰岩岩溶裂隙水与下伏玉龙山段灰岩岩溶裂隙水的相对隔水层。4.三叠系下统夜郎组玉龙山段（T1y2）—中等含水层广泛分布在井田内，厚度171.00m，以中～厚层状石灰岩为主，下亚段泥质灰岩为主，夹泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及钙质泥岩薄层。地表常形成峰丛、溶峰、悬崖峭壁、溶洞、落水洞、岩溶漏斗及溶蚀洼地。形态各异，到处可见。含岩溶管道及岩溶裂隙水。地面调查泉点45个，岩溶点8个，泉水流量一般为0.01～5.00l/s，据42、57号两个长观点的观测资料，两极值为4.13～47.25l/s，水质为HCO3－Ca型。根据钻孔简易水文地质观测资料，钻孔岩芯中溶蚀裂隙、溶洞、节理裂隙发育。57个钻孔揭穿该层，漏水孔32个，水位标高在+1451.69～+1862.63m之间。203、206、补水1001三孔抽水试验层段，单位涌水量为0.01564～0.0061l/s·m，富水性强。5.三叠系下统夜郎组沙堡湾段（T1y1）—弱含水层岩性以粉砂质泥岩、粉砂岩为主，夹钙质泥岩及泥质灰岩薄层，厚度57.00m。浅部含风化裂隙水，地面调查泉点1个，流量为0.0025l/s。深部据钻孔资料，揭穿该层的68个钻孔，漏水孔只有3个，且均为浅部或靠近陡崖钻孔；401号孔断裂破碎带漏水，801、501两孔靠近陡崖均为节理裂隙发育，水位标高为1508.24～1678.14m。故该层富水性弱，与玉龙山段下亚段一起可视为上覆玉龙山段灰岩岩溶裂隙水与下伏长兴灰岩岩溶裂隙水之间的相对隔水层。6.二叠系上统长兴灰岩（P3c）—中等含水层岩性以厚层状石灰岩为主，含少量燧石结核，顶部夹蒙脱石泥岩薄层，厚度14.00m。该层在井田内地表出露稀少，未见明显的岩溶泉点。深部据钻孔资料，揭穿该层的钻孔共69个，漏水7个，且均为浅部钻孔（201、501、601、1001）背斜轴附近603号孔及见断点的203号孔。补水1001、补水901两孔抽水试验层段，单位涌水量为0.00015～0.0033l/s·m，富水性弱。水位均高出＋1350m标高47.25～237.35m，说明煤层开采局部有一定的静水压力。因此，采区坑道涌水量还是不可忽视。根据邻区及区域性资料，该层富含层间岩溶裂隙水，泉水流量3～5l/s左右，水质为HCO3－Ca·Mg型。根据钻孔抽水试验资料，单位涌水量为0.00015~0.32l/s·m富水性中等。在钻孔揭穿该层时，岩溶裂隙发育，有的钻孔中见2个溶洞，溶洞高达1.00～1.50m，水位标高+1294.55～+1521.56m。本井田该层段岩溶不甚发育，主要与地形条件和高于当地侵蚀基准面相关，加之埋藏较深，岩溶化程度减弱，大气降水对其补给条件不佳等因素所致。7.二叠系上统龙潭组（P3l）—弱含水层岩性以碎屑岩为主，夹泥灰岩和泥岩及薄煤层，厚度188.00m。主要可采煤层有6上、6中、6下、7、33、34号6层。该层上共发现泉水出露点24个，泉水流量一般小于0.05l/s。生产井、老窑点62个，主要是煤系底部33号煤层；上部6号煤组及7号煤层，井田内没有小煤矿及老窑。煤窑水流量极小，一般均在0.001～0.1l/s之间。进水方式主要是顶板砂岩、粉砂岩渗水和滴水，水质为SO4·HCO3－Ca型。根据203、206、补水901三孔在该段的抽水试验资料，单位涌水量为0.00024～0.000057l/s·m，富水性极弱。下部岩层随着深度的增加，裂隙越来越不发育，地下水渗入量趋向于零。根据钻孔简易水文资料，有69个钻孔揭露该层段，明显反映漏水的只有203（见断点）501（靠近陡崖）两个孔，均为特殊孔，不具代表性。6号煤组、7号煤层上覆有夜郎组沙堡湾段（T1y1）及玉龙山下亚段（T1y2-1）共计126m隔水层阻隔；下部近150m煤系地层也可视为相对隔水层。这样，开采6号煤组、7号煤层时要谨防长兴灰岩岩溶水及长兴灰岩～6号煤组顶的这段平均厚度不足22m的局部岩溶、裂隙水。其它皆为间接充水含水层，有相当稳定的隔水岩层，对矿床充水影响较小。8.二叠系上统峨嵋山玄武岩（P3β）—弱含水层玄武岩分布界线在井田内9～10勘探线之间，界线西南部有出露，厚度不详。浅部含风化裂隙水，深部9个钻孔揭露均未发现简易水文异常现象。可视为上覆龙潭组地层与下伏茅口灰岩水的相对隔水层。9.二叠系下统茅口组灰岩（P2m）—强含水层岩性以中厚层状石灰岩为主，厚度不详。大片出露于井田西部及外围。地表溶洞漏斗、溶蚀槽谷、洼地、溶峰、石芽等岩溶地貌景观奇异多彩，富含岩溶管道水。该层调查岩溶点23个，未见泉点。据区域性资料，该层岩溶泉水流量一般5～20l/s，个别岩溶大泉达100l/s，根据补水901号钻孔抽水试验资料，单位涌水量为0.0000187l/s·m。以上，与大气降水密切相关。地下水运移形式以强迳流、深循环、集中排泄为主要特征。普查及勘探阶段施工过程中，揭露该段的钻孔共有6个，因揭露厚度较小（小于20m），无法了解水文地质异常现象。该层地下水丰富，水质较好，一般为HCO3－Ca型及HCO3·SO4－Ca·Mg型，矿化度低，具备提供矿区供水水源的远景规划条件。（二）断层破碎带水文地质特征井田属大方背斜南东翼中段，总体为宽缓单斜构造。次一级褶皱有生纸山背斜、白瓦厂向斜，呈北东-南西向展布。断层主要集中在井田东南部906－302－401号钻孔一带。断距大于30m的8条，小于30m的4条，计12条；钻孔中见断点9个。构造破碎带的导水与隔水性能，决定于应力性质、岩性、断裂带破碎程度及胶结程度等因素。断裂带的富水性与构造切割的地层富水性密切相关。所以同一断裂带，由于上述因素不同，各段表现的含水性能各异。F2、F5、F6、F7等地表断层为组合大断裂，均以张扭性断裂为主，断裂带切割了所有的强、弱含水层地层，对煤层破坏较大。这些断裂带，局部岩石破碎，常见断层角砾岩，并且见多个断层泉出露，流量为0.002～57.54l/s之间。证明断层带浅部导水性较强，是大气降水溃入地下的主要通道。其余地表断层、破碎带不明显，胶结程度较好，在自然流场条件下，对煤矿床充水影响不大。钻孔中见9个断点，有3个断点水位和消耗量出现异常，见表1-2-4。这些隐伏断点：破碎带明显，并见擦痕、镜面、挤压严重、倾角变陡和断层角砾等。但在简易水文资料中，由于断层大多在深部和中深部，上、下盘岩层裂隙不发育，导水性能欠佳，富水性极弱，所以一般无异常反应。但是在矿床开采中，岩层裂隙发生改变的情况下，这些断裂破碎带就是矿井充水的主要途径。钻孔断层点简易水文异常统计表断层编号断点深度(m)性质断距(m)地质现象水文地质情况F201-1137.70逆35见砂岩角砾挤压严重，重复14～19号煤层无异常F203-1250.52正156下煤见挤压现象，倾角变大达50°，缺失B1～6下煤层间地层不返水，水位标高1601.23mF204-1330.26正11缺失B1～6中地层不返水，水位标高1697.80mF702-1326.92正6缺失B1～6上煤之间地层无异常F401-1213.79正30见挤压、擦痕，倾角58°无异常F905-172.95正10岩芯破碎，见大量泥质粉砂岩、灰岩角砾不返水，水位标高1552.28mF2175.00正40挤压、擦痕,倾角50°无异常F273.75正70挤压、擦痕,倾角50°无异常补1002240.20正10挤压、擦痕,倾角50°无异常（三）地下水水力联系井田内虽无大的地表水体（河流），但是树枝状型冲沟发育，切割较深。受大气降水控制，地表水、地下水水位流量随季节变化剧烈。地下水在没有隔水层的情况下，水力联系密切。上覆茅草铺组与夜郎组玉龙山上亚段中碳酸盐岩地层，地下水在正常情况下，有九级滩段近的泥质粉砂岩相对阻隔，一般无水力联系。长兴组与玉龙山段之间有近的沙堡湾段泥质粉砂岩、粉砂岩及泥质灰岩相阻隔，加上玉龙山段近的相对隔水层，岩溶裂隙水之间无水力联系。但是经计算均在导水裂隙带最大高度范围内。龙潭组属弱含水段，断裂带导水是主要因素，先期开采煤层（号煤组、号煤层）底板标高均在当地侵蚀基准面以上，从已掌握的简易水文资料及煤窑调查资料分析，各开采煤层除自身的顶、底板和煤层本身渗水、滴水、淋水外，还有局部受构造的影响，水位消耗量出现异常外，尚未发现与其它上、下地层中的地下水有水力联系。（四）充水因素分析及水文地质类型1.煤系地层浅部普遍覆盖着较厚的第四系松散堆积物及滑坡体等疏松岩层，其孔隙度大、渗透性好、水量与大气降水关系密切，加之与煤层之间无隔水岩层，所含孔隙水是未来矿井的直接或间接充水水源。2.长兴灰岩的岩溶裂隙水是煤矿床的直接充水含水层。在本井田内通过203、206、补水901、补水1001号孔抽水试验资料分析：该层在深部，岩溶裂隙不发育，单位涌水量均小于0.01l/s·m，仅在601号孔中见四个溶洞，水位深达215.83m；水位标高高出+1350m水平。在区域性水文地质资料中，该层普遍存在岩溶空洞、节理裂隙发育，加上长兴灰岩至6号煤组顶不到22m，正好在冒落带的最大高度范围内。因此，长兴灰岩是煤矿床的直接充水含水层，经计算，导水裂隙带最大高度为134.5m，顶板管理为全部陷落，这样玉龙山灰岩岩溶水是煤矿床的间接充水含水层。矿床开采后出现人工裂隙、地面塌陷，地表水体及浅部风化裂隙水可能溃入矿井。3.龙潭组地层弱含水段中，从小窑调查资料看，下煤组33、34号各可采煤层除煤层的渗水外，还有直接或间接顶板的砂岩、粉砂岩裂隙孔隙水。尤其是在岩芯破碎、节理裂隙发育、受构造断裂及应力破坏影响的地段、钻孔中水位及消耗量出现明显异常的地段，尤其是井田西端下部可采煤层与茅口灰岩强含水层有密切的水力联系时，矿床开采到这些地段，水文地质条件就极为复杂，涌水量就可能比正常涌水量增大若干倍。4.井田南端边界，地表出现F2、F5、F6、F7等组合断裂，这些均为张扭性断裂，根据地下水动态观测资料，W17号断层泉水量达13.14～57.53l/s，钻孔中302、1102、401等钻进到断层带时，水位消耗量也有反映。一般出现水位突升或突降，消耗量增大或不返水等。说明上、下盘岩性及断裂带裂隙较发育，有的地面断层和钻孔中断点连通，如F2与906、1102、补1002、补J1004号孔分别在孔深192m、78.31m、175.00m、73.75m见到，F4与906号孔在111.30m见到，F7与401号孔在137.51m见到，这些断裂带导水性较明显，将来矿床开采时，局部可能会出现地下水直接流进矿井。5.井田内虽无大的地表水体，但是季节性的树枝状、网状冲沟在煤系地层及上覆地层中较发育，其走向与迳流方向基本一致，部分横切煤系地层。冲沟附近的网状、脉状岩溶裂隙在不断溶蚀扩大，地表水就有可能通过这些间隙直接向煤层顶板裂隙溃入。6.根据小煤矿、老窑调查资料：井田附近无大、中型的生产矿井，只有小煤矿开采33号煤层。由于是浅部，多数出现顶板砂岩、粉砂岩滴水和渗水，水量极小，一般在0.001～0.10l/s左右。井田内由于6号煤组及7号煤层露头部分滑坡崩塌堆积物较厚，埋藏较深，勘探未发现开采小煤矿及老窑采空区。综上所述，未来矿井充水水源归纳如下：第四系及滑坡体中的地下水，长兴灰岩岩溶裂隙水，煤系地层本身的基岩裂隙水，断裂破碎带及应力破坏带积水等。井田内有上述充水因素的存在。虽然在自然流场不变的情况下，它们都自成系统运动（上覆和下伏均有相对隔水岩层），互相间水力联系有不明显的一面，但是进行煤矿开采后，岩层裂隙增大增多，自然流场改变，矿井涌水量随之增大。甚至出现瞬间突水等灾害，应在预防的基础上做好防水措施。从已取得的水文地质资料看，无论直接充水含水层或间接充水含水层，单位涌水量均小于0.1l/s·m。五采区主要可采煤层（6号煤组及7号煤层）最低底板标（+1220m）高位于当地侵蚀基准面（+1088m），井田内无大的地表水流经过，大气降水为主要充水水源。因此，本井田属于以岩溶、裂隙充水为主，水文地质条件为中等的煤矿床。但五采区南部及东部边界发育F2、F3、F4、F5等断层，均为张扭性断裂，这些断裂带导水性较明显，水文地质条件相对复杂。开采时应留设足够防水煤岩柱。（五）采区涌水量预测根据地质报告预测，结合首采区实际涌水量，预计五采区正常涌水量550m3/h，最大涌水量760m3/h。（六）瓦斯1.瓦斯成份各煤层瓦斯成份甲烷成份介于74.82%（33煤层）～84.11%（6中煤层）之间，其平均值为80.49%；二氧化碳含量平均值为1.39%，最高为1.65%（34煤层），最小为0.98%（6上号煤层）；氮含量平均值17.10%，33煤层最高，为13.95%，6下煤层最低，为9.6%。2.瓦斯含量全井田各煤层平均值12.96毫升/克·可燃质，最高14.56毫升/克·可燃质（33煤层），最低为10.24毫升/克·可燃质（7号煤层）。3.瓦斯分布规律6上煤层甲烷含量平均为12.77毫升/克.可燃质，小于15毫升/克.可燃质主要分布于井田南部地区；其余地段为15～20毫升/克·可燃质。906号钻孔甲烷含量达22.17毫升/克·可燃质。6中煤层甲烷含量平均为13.82毫升/克.可燃质，甲烷含量＜15毫升/克.可燃质的地区主要分布于井田西南，15～20毫升/克·可燃质主要分布井田东北面，＞20毫升/克·可燃质由西向东，由南向北呈“ω”分布。6下煤层甲烷含量平均为13.16毫升/克.可燃质，甲烷含量＜15毫升/克.可燃质的地区主要分布于井田西北，其余地区为15～20毫升/克·可燃质，906号钻孔甲烷含量达26.49毫升/克·可燃质。7号煤全井田甲烷平均含量为10～15毫升/克·可燃质，东北部为15～20毫升/克·可燃质，＜10毫升/克·可燃质分布于604孔～903孔一线，呈带状分布。4.瓦斯风化带及变化规律井田煤层瓦斯风氧化带深度为130米，各算量煤层同一钻孔不同煤层瓦斯含量变化无明显规律。同一煤层随深度的增加，瓦斯含量有增加的趋势；同一煤层随标高的降低，瓦斯含量有增加的趋势，标高每降低100米，可燃气体含量增加4.17毫升/克·可燃质（即瓦斯增长率）；瓦斯梯度为23.93米/（1毫升/克·可燃质），即可燃气体每增加1毫升/克·可燃质，则标高相应降低23.93m。其回归计算式为：x=5.809×0.0446y(其中x表示瓦斯含量，y表示高程)。影响瓦斯含量的地质因素不同煤层瓦斯含量与埋藏深度的关系不明显，同一煤层瓦斯含量与埋藏深度的关系较为明显，随埋深的增加，瓦斯含量有增加的趋势。本井田浅部由于有向斜、背斜构造发育，瓦斯含量变化较为复杂，因此，亦不排除地质构造对瓦斯含量的影响。另外，本井田内断层性质、节理裂隙发育程度、煤层顶、底板岩性等对瓦斯含量影响不甚明显。各煤层的瓦斯放散初速度指标煤层孔号fΔPP，MPa6上BJ9021.910.3826中B8021.313.405BJ9021.416.493B10021.410.448补水9011.1538平均1.3119.6876下BJ9021.814.2597B8021.313.142BJ9021.413.733B10021.79.72533补水9011.4342平均1.4619.65确定矿井是否具有煤与瓦斯突出危险，主要以实际发生的动力现象为依据。矿井在采掘过程中只要发生过一次经鉴定属于煤与瓦斯突出的动力现象，该煤层定为突出煤层。贵州能源局对矿区对煤与瓦斯突出的鉴定6上、6中、6下煤均为突出煤层。应按照《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》和有关规程、规范的要求加强瓦斯治理工作，防治瓦斯事故的发生。7煤、8煤煤层的瓦斯资料较少，但瓦斯含量高，突出的危险性较大。（七）煤尘爆炸性井田内6上、6中、6下煤层取样进行了煤尘爆炸性试验，火焰长度、岩粉量均为。故本井田内煤层无煤尘爆炸危险性。（八）煤层自燃发火倾向全井田仅上煤组进行了煤的燃点测试，煤层自燃趋势等级为不易自燃煤。开采时应注意降温，防治煤层自燃。（九）地温矿区测温钻孔总计11个（包括普查孔2个）。其中近似稳态测温孔1个，简易测温孔9个，补充勘探未取得井田内地层恒温点深度和温度。计算地温梯度时采用大方县气象局1982～2002年地面平均气温11.9℃。本矿区平均地温梯度1.24～3.42℃/100m，102、103、402、702、906号钻孔的地温梯度均在3℃/100m以上，属不正常地温梯度；其余钻孔的地温梯度在3℃/100m以下，属正常地温梯度。井底温度最高者103号钻孔为36.0℃，最低者702号钻孔为16.5℃。井田内402号钻孔附近深度在620m～705m之间，为一级高温区，平均地温梯度为3.34℃/100m，属不正常地温梯度下的高温区；103号钻孔附近深度在560m～692之间为一级高温区，地温梯度3.06℃/100m，为不正常地温梯度下的高温区。906号钻孔孔深503m处地温26.1℃，平均地温梯度为3.42℃/100m，属不正常地温梯度下的正常温区。本井田内地温异常区与一级高温区的关系不明显，地温变化与井田内构造无明显关系，地温总体随地层深度的增加而增加，井田内7煤层及以上煤层开采时无热害，33、34煤层仅井田深部的402孔和103号孔为一级高温区，开采时有热害现象，矿井开发时应予以重视，其余地段无高温。第二节采区形式、上下山的数目、位置及用途根据矿井开拓部署和通风安全要求，本矿井在五采区新设进风井与回风井两个立井井筒。第三节采区区段的划分、区段平巷的布置方式、层间或分层的联系方式五采区下山层位选择在7煤与10煤之间，7煤与10煤平均间距25m，巷道层位容易控制。井底煤仓及区段溜煤眼容易布置，区段中部车场布置方便，采用底板瓦斯抽采巷，抽采效果好。煤层倾角小，采用无极绳运输，适应性强，转载环节少，占用人员少，系统简单。后期进、回风立井靠近+1220m水平大巷，石门联络巷少。井筒煤柱和大巷煤柱部分重叠，减少压占煤柱量。第四节采区车场及硐室一、车场五采区上部车场与副平硐相连，采用平车场形式，下车场由五采区轨道下山与水平大巷相连。为缓解运输的不均衡性，在矸石仓下方设一绕道车场，矸石仓内矸石既可卸载到主平硐胶带输送机上，又可装矿车矿车从副平硐经轨道运输。由于在五采区上部设置了一个矸石仓，岩巷掘进大部分矸石经皮带进入矸石仓，车场仅承担设备、材料及部分矸石的运输，运输量较少。无极绳运输具有连续性，调车时间短、通过能力大。因此，车场通过能力完全能够满足采区运输任务的要求。二、采区主要硐室小屯矿井已在平硐附近设爆炸材料库，因此五采区内不单独设爆炸材料库。在五采区上部设煤仓和矸石仓。考虑到煤与矸石共用一条皮带，所以煤仓与矸石仓的容量取大值，以缓解运输的不均衡性。皮带机头检修斜巷从中部车场上部开口进入，减少斜巷长度，降低斜巷倾角。设计在五采区胶带输送机下山安设猴车一部，用于人员的运送，在五采区上部布置猴车等候室。把一采区边界的一号边界联络巷作为五采区上部变电所，为五采区上部胶带输送机、猴车、无极绳绞车及附近的工作面供电。在五采区中部轨道下山和回风下山之间布置采区变电所，为整个采区供电。在五采区下部进风立井井底水泵房附近设水泵房变电所，为水泵房及五采区下部车场附近负荷供电。设计在五采区下部车场进风立井附近水平处设采区水泵房、泵房变电所和水仓，在五采区下部车场轨道巷与回风巷之间布置永久避难硐室，设两个安全出口。第五节采区各生产及辅助生产系统综述一、煤炭、矸石运输方式根据矿井五采区设计生产能力、采区布置等，结合目前国内外矿井井下煤炭运输设备使用经验，五采区运输下山煤炭及矸石运输采用固定式带式输送机。带式输送机运输有以下优点：1、输送能力大、运输连续性好、效率高、操作简单，易于实现自动化、集中化控制和管理，且与工作面运输设备相匹配，有利于实现矿井的高产、高效和现代化管理；2、系统简单、转载环节少，占用人员少，故障率低，维护检修工作量小，对辅助运输干扰小，有利于实现矿井的高效率和安全生产；3、适应巷道波状起伏变化能力强，要求的巷道断面小；4、运营费用低。二、煤炭、矸石运输系统矿井五采区移交生产时，布置1个综采工作面，原煤和矸石在五采区运输下山采用分时段运输。本采区井下原煤和矸石运输系统线路如下：五采区煤炭运输：56上01工作面→56上01运输顺槽→1号溜煤眼→五采区运输下山→五采区上部煤仓→主平硐→地面生产系统。五采区矸石运输：掘进工作面→掘进巷道→溜矸眼→五采区运输下山→五采区上部矸石仓→主平硐→地面生产系统。→装矿车经副平硐→地面生产系统。三、采区辅助运输系统小屯矿井一采区目前以蓄电池电机车牵引矿车轨道运输的辅助运输方式。四、排水系统井水自+1220m水平经进风立井排至井口+1480m水平，垂直高260m，水泵吸水和排水附加扬程共取13m。五、通风系统矿井瓦斯等级：按煤与瓦斯突出设计；进风立井进风，回风立井回风。六、压风系统设置一趟主干管无缝钢管，主干管沿进风立井敷设。管路连接方式可用沟槽式快速管接头连接。支管和顺槽管可选用焊接钢管或矿用钢塑复合管，快速管接头连接。设计按有压风自救系统考虑。六．采区供电系统五采区移交时，最大涌水量时，计入0.9的同时系数后，五采区有功功率为4798kW，无功功率4938kvar，视在功率6885kVA。其中，五采区上部变电所视在功率5707kVA，水泵房变电所视在功率1976kVA。采区负荷见五采区用电负荷统计见表7-2-1。根据矿井采区现有巷道布局以及五采区负荷统计情况，井下五采区上部变电所和水泵房变电所电源电缆引入方式分两种方案。方案一：五采区上部变电所两回电缆MYJV22-8.7/103×185mm2引自地面35/10kV变电所，水泵房变电所两回电缆MYJV22-8.7/103×150mm2引自风井场地10kV变电所。方案二：五采区上部变电所两回电缆MYJV22-8.7/103×185mm2引自地面35/10kV变电所，水泵房变电所两回电缆MYJV22-8.7/103×150mm2一回引自地面35/10kV变电所，另一回引自五采区上部变电所。比较两个方案：由于水泵房变电所离风井场地近，约400m，离工业场地35/10kV变电所远，约5km。离五采区上部变电所约2.3km。因此，采用方案一较方案二节省6.5km的电缆投资。设计推荐方案一。八．采区监测监控、照明及通信系统矿井现有的KJ90NB型安全生产监控系统使用情况良好，通过对现有系统进行合理的扩展，即可满足五采区的监控要求，实现对井下甲烷、一氧化碳、风速、温度、风机开停、风门开关等环境信息进行连续监测。本矿井属煤与瓦斯突出矿井，煤层属不易自燃煤层，煤尘无爆炸危险，设计在五采区煤仓、掘进工作面、56上01综采工作面、+1220m水平变电所及泵房、五采区变电所、临时避难硐室、永久避难硐室、回风立井通风机房等处共设置17个监控分站，各监测点设相应传感器对有关安全生产参数进行监测，将监测数据传输至分站并通过电缆最终传输至调度中心站，从而实现对五采区的安全生产监测监控。第六节采区开采顺序五采区内6上、6中、6下和7煤层采用下行开采方式，同一煤层采煤工作面按照下行式两翼交替开采接续方式。第七节采区巷道断面尺寸、支护方式、采区准备工程量根据五采区通风、运输需要，结合巷道地质围岩条件和本矿正在使用的成熟的支护方式，岩巷支护以锚网喷为主，围岩较差时可打锚索或架钢棚加强支护，顺槽采用锚网支护。设计充分考虑通风、运输、行人等方面的要求，采区主要巷道断面及支护方式特征见表：五采区主要巷道断面特征序号巷道名称岩性形状断面积（）支护方式净掘进、回风立井表土段表土圆形钢筋混凝土碹进、回风立井基岩段岩圆形混凝土碹五采区轨道下山岩半圆拱锚（网）喷五采区胶带输送机下山岩半圆拱锚（网）喷五采区回风下山岩半圆拱锚（网）喷轨道下部车场及水平轨道大巷岩半圆拱锚（网）喷回风下山下部及水平回风大巷岩半圆拱锚（网）喷中部车场（单轨段）岩半圆拱锚（网）喷中部车场（双轨段）岩半圆拱锚（网）喷底板瓦斯抽放巷及联络巷岩半圆拱锚（网）喷运输顺槽煤矩形锚网轨道顺槽煤矩形锚网工作面切眼煤矩形锚网水仓岩半圆拱锚（网）喷采区煤仓岩圆形砌碹采区矸石仓岩圆形砌碹采区溜煤（矸）眼岩圆形砌碹第八节采区巷道掘进率、采区回采率根据采区生产能力及工作面接替安排，并考虑矿井通风现状，配备掘进工作面。据测算，本采区移交生产时配备1个6上煤采煤工作面，2个掘进工作面，其中煤巷综掘工作面1个，岩巷综掘工作面1个，采掘比为1:2。采区达到设计生产能力时配备一个中煤采煤工作面和一个薄煤层采煤工作面，采掘比为1:1。 第六章