矿井建设毕业设计

..oooTOC\o"1-3"\h\u第一章井田概况及地质特征1.1矿区概述及井田特征1.1.1交通位置中峪井田位于山西省长治市沁源县和临汾市安泽县、古县三县交界处，主体位于沁源县境内。井田南北走向长6.0～17.4km，东西宽倾斜宽3.2～15.1km，其范围为东经112°06′46″～112°19′37″,北纬36°24′48″～36°34′10″，面积151.12km2。设计的矿井工业场地位于井田中部的中峪～南沟子一带，沿柏子河岸布置，交通运输条件良好。自中峪村至沁源县城建有三级公路，距离约20km。从沁源县向东、向南、向北分别有通达沁县、屯留、平遥的省级公路；自本区向西经柏子、灵空山有地方公路可通霍州市，相距约50km。沁（源）～沁（县）铁路线已建成通车，在井田东北方向约30km处建有交口火车站。沁-沁铁路是煤炭外运专用线，在沁县与太焦铁路接轨。同时为利于山西中南部煤炭外运，国家规划建设中的山西中南部煤炭外运通道从本井田西南部通过，线路设计运输能力达150Mt/a，该铁路通道建成后，极大便利于本矿井的煤炭外运。1.1.2地形地貌中峪井田位于山西高原中南部，地面平均海拔在1200m左右，区内大型沟谷之间均为陡峻的高山，地势由西向东逐渐降低，最高点位于北部的猴神岭，标高1498.7m，最低点（即最低侵蚀基准面）位于东王勇村一带的柏子沟谷，标高973.6m，地形相对高差525.1m，为中度侵蚀的中山区。1.1.3水源、电源情况水源情况柏子沟在本井田范围内枯水期流量较小，不易作为永久性水源，但在丰水期时可考虑从该河临时取水。本区地下水资源丰富，第四系松散岩类孔隙水在沁河及其支流河谷地段浅层砂砾层较为发育，可以作为供水水源。本区奥陶系中统岩溶裂隙水相对发育，也可以作为供水水源。处理后的井下排水是主要水源之一，通过处理后可以作为工业及生产用水。矿井涌水量根据山西煤田地质勘探114队提供的《中峪井田矿井涌水量预算》，井田内在+100m以上开采时，山西组2号煤层正常矿井涌水量为3000～5000m3/d，最大涌水量10500m3/d；在0m以上开采时，太原组9+10和11号煤层正常涌水量为7000m3/d。矿井前期开采山西组1、2号煤层，正常涌水量取210m3/h，最大涌水量取440m3/h。水源方向A奥陶系中统岩溶裂隙水根据井田内钻孔抽水试验资料，奥陶系中统岩溶裂隙水单位涌水量为0.0051L/s.m，为弱富水性含水层，但水质较好。另据井田西边界6km外的19-1号钻孔（太岳井田详查）对上马家沟组与峰峰组进行混合抽水试验，单位涌水量为0.237L/s.m，属富水性中等含水层，水质为SO4·HCO3－Ca型。该含水层可以考虑作为供水水源，地质报告推测在上马家沟组中段时富水性可能变好，因此水源井位置宜选择在埋深较浅的地方，而且因岩溶裂隙发育不均一性,在选择水源井位置时需进行进一步研究。B浅层砂岩裂隙水主要为石千峰组、刘家沟组及和尚沟组砂岩裂隙含水层，水质较好，但只能作为小型的供水水源或供当地居民用水。C第四系松散岩类孔隙水该含水层富水性受大气影响明显，富水性差异较大，靠近河谷处水量较丰富，水质也较好。本含水层近年来水质有污染的迹象，主要为SO4-2含量较高，但没有超过饮用水水质标准，是可供选择的一种水源。D矿井排水矿井排水可以作为工业用水，经净化处理后可作为饮用水，从而达到供排结合。E河水柏子沟在中峪一带枯水期流量较小，不易作为永久性水源，但在丰水期时可考虑从该河取水。沁河位于井田东南部约10km，常年有水，必要时可考虑从沁河取水。电源情况中峪矿井周围现有电厂2座（漳泽电厂、王陶），220kV变电站4座（长治北、候堡、潞矿、苏店），110kV变电站15座（太岳、郭道、沁县等）。矿井电源条件可靠。目前沁源县供电支公司已同意向本项目供电，供电电源可靠。1.1.4地质构造地层霍东矿区位于沁水煤田中段的西缘，霍山隆起的东侧，向西隔霍山大断裂与霍西煤田毗邻，往东逐步向沁水盆地的深部过渡，总体为一向南东倾斜的单斜构造，并伴有一定规模的波状起伏，地层倾角一般6～10°，局部倾角较大。霍山隆起位于沁水煤田和霍西煤田之间，以霍山大断裂与霍西煤田分界，出露前震旦系古老的变质岩地层，并有少量燕山期岩浆岩体分布。本地区的构造主要形成于中生代的燕山运动时期。山西和华北广大地区在经历了古生代中期长时间的风化后，在平坦的古风化壳上沉积了上古生界以及中生界地层，因地壳的平行沉降，大范围内地层厚度变化并不大。断层（1）渣滩一号正断层：位于渣滩村北，走向NE55°，倾向SE，倾角70°，落差20-45m。此断层在区内延伸长度1900m，西南延出区外，渣滩村东北1200m沟中落差达45m，错开P2sh2/T1L地层。该断层地面和钻孔内各有一点控制，已查明。（2）渣滩二号正断层：位于渣滩村北300m,西距渣滩一号断层120m，走向NE50°，倾向SE，倾角70°，最大落差6m，上、下盘皆为P2sh1、P2sh2地层，延伸长度750m。（3）新和凹一号正断层：位于新和凹村西，走向NE50°，倾向NW，倾角65°，落差6m，上、下盘为P2sh1、P2sh2地层，延伸长度950m，地面2点控制。（4）新和凹二号正断层：位于新和凹村，区内延伸长度1170m，断层走向NE40°，倾向SE，倾角70°，落差5-25m，上、下盘为P2sh2、T1L地层，狼尾河北岸落差最大，为25m，错开P2sh2/T1L地层，该断层地面有2点控制，已查明。（5）亢驿正断层：位于安泽县亢驿村一带，走向NE58°，倾向SE，倾角70-72°，落差10-20m，上、下盘为P2s3、P2sh1、P2sh2地层。断层在区内出露长度1850m，西南延出区外，亢驿村东北1500m沟中落差最大为20m。该断层地面由4个点控制，但因东部植被覆盖严重，确切能延伸多远尚无法确定。（6）中峪正断层：位于中峪村西侧，为一小型断层，走向NE10°，倾向SE，倾角78°，落差8m，上、下盘为T1L地层，延伸长度350m。褶曲（1）马森背斜：位于马森村南1100m，轴向NW305°，两翼及核部均为P2s3、P2sh1、P2sh2地层，北东翼倾角8-10°，南西翼倾角9-11°，为对称背斜，延伸长度1200m。（2）新章向斜：北自新章村东100m进入区内，向南经郑家山、后乌木村东向南经堂家庄、羊窑上，再向南经后毛家庄一直延伸至南峪村、西庄、上庄一带。轴向南部为NE30°，中部NE10°，北部NE20°，向斜北西翼倾角16-26°，南东翼倾角5-16°，为不对称向斜，区内延伸长度18km。此向斜轴地表出露较好，控制准确。（3）关道沟向斜：位于北关道沟南-渣滩村东，轴向NE30-55°，两翼及核部均为T1L地层，北西翼倾角6-13°，南东翼倾角6-12°，为对称向斜，延伸长度3300m。（4）北峪背斜：位于北关道沟东南-北峪村西，轴向NE30°-55°，两翼及核部均为T1L地层，北西翼倾角5-12°，南东翼倾角10-13°，为基本对称背斜，延伸长度2800m。（5）中峪向斜：位于井田中部的北峪村东侧，轴部大部为第四系松散物所覆盖，仅在中峪村西和北峪村东的沟谷内有少量刘家沟组基岩层出露，轴向为NE25°-30°，两翼地层倾角6-15°，延伸长度600m，受第四系覆盖层及地面植被影响，该向斜南段为推测。（6）中峪背斜：位于北峪村东侧，轴部多为第四系松散物所覆盖，仅有少量出露点，轴部及两翼地层均为刘家沟组，轴向为NE30°，两翼地层倾角6-13°，延伸长度600m，（7）白家滩背斜：北自松皮沟一带向南经白蛇沟、白家滩、史家湾向南延伸出区外，轴向北部为NE25°，中部为NE35°，南部为NE20°，北西翼地层倾角5-21°，南东翼3-13°，延伸长度10.4km，因植被覆盖严重，该背斜南北两端为推断，由10个点控制。（8）西王勇向斜：北自老爷庙一带向南经余家圪梁、段家庄东、南马圈东直到西王勇西侧，轴向北部NE0-20°，中南部NE30°，两翼及核部均为刘家沟组、和尚沟组地层，北西翼倾角7-19°，南东翼4-18°，为不对称向斜，区内延伸长度7.7km，因植被覆盖严重，部分向斜轴线为推断，由8个点控制。（9）老爷庙背斜：位于长乐村西，向南经老爷庙、周启岭东、碾盘凹、高家山东、北石村西后向南延伸区外，总体轴向为南北，两翼及核部均为刘家沟组、和尚沟组地层，西翼倾角6-15°，东翼倾角4-13°，区内延伸长度9.7km，本褶曲轴部出露地层较好，控制准确，由14个点控制。1.1.5煤层及煤质煤层井田内含煤地层为石炭系中统本溪组、上统太原组及二叠系下统的山西组和下石盒子组，本溪组和下石盒子组仅含少量不稳定的薄煤层或煤线，不具工业价值，主要含煤层段为石炭系太原组（C3t）和二叠系山西组（P1s），二者地层总厚度为155.61m，共含煤22层，综合含煤系数9.2%。山西组（P1s）：地层总厚平均32.95m，含煤3-6层，编号分别为1上、1、1下、2上、2、3，煤层总厚度介于2.26-6.01m，平均4.5m，含煤系数13.88%。本组中2号煤层厚度大且稳定，全区发育，为主要可采煤层；1号煤层虽薄，但层位和厚度均较稳定，为稳定的基本全区可采煤层；其余煤层均较薄，不可采。太原组（C3t）：地层平均厚度122.66m，含煤最多13层，编号为4、5、6上、6、6下、7、8、9+10、11上、11、11下，煤层总厚3.01-10.83m，平均9.75m，含煤系数为7.95%，其中9+10号和11号煤层厚度虽有一定变化，但厚度变化具规律性，绝大部分区域达可采厚度。此外太原组上段中有多层薄煤，一般厚度较小，稳定性差，仅4、6上、6号煤层有少量点达可采厚度，但4、6上的可采点均为孤点，不能连片，不具工业开采价值，6号煤层在井田西北角有部分区域可采。各可采煤层分述如下：1)1号煤层位于山西组顶部，上距K8砂岩0-9.88m，下距2号煤层8.90-26.22m，平均15.04m，煤厚变化在0-2.30m之间，平均1.11m，纯煤厚度在0-1.85m之间，平均1.04m，煤层结构简单，一般不含夹矸，在井田中东部煤厚较大，一般大于1.0m，其它大部地区厚度在0.7-0.90m之间，井田西南部煤层变薄而不可采。本煤层变异系数为0.50,属较稳定的基本全区可采煤层（二型）。1号煤层直接顶为泥岩、砂质泥岩或粉砂岩，老顶一般为厚层或巨厚层的中细粒砂岩；底板主要为泥岩，局部为砂质泥岩。2)2号煤层位于山西组中下部，埋藏深度416.37-1239.26m,平均884.13m，煤层厚度变化在0-4.15m之间，平均2.34m，在煤层的中上部一般有1层局部2层泥岩夹矸，矸石厚度平均0.30m，硬度极松软-中等。纯煤厚度0～3.35m,平均2.20m，该煤层几乎在所有钻孔内均达可采厚度（13-1孔因原始沉积环境原因煤层变薄为0.40m），井田中部厚度略大，北部因煤层出现分岔厚度变小。区内部分钻孔中2号煤层受后期冲刷使伪顶和直接顶板缺失，造成煤层厚度变薄并直接与老顶的巨厚层中粗粒砂岩直接接触。从孔内出现的情况预测，该冲刷带影响宽度并不大，在本区中部钻孔控制较密的情况下，也仅有少量钻孔出现此现象。2号煤层厚度变异系数为0.29，从总体上评述，该煤层仍为稳定型煤层（一型）。2号煤层结构简单，厚度较大，为地质勘探的主要目的层。3)9+10号煤层位于太原组下段顶部，直接下伏于K2石灰岩或间夹薄层泥岩，与上部的2号煤层平均间距为88.87m。本煤层厚度0.63-3.45m，平均2.19m，南部区域较薄。在煤层的中上部有一层稳定夹矸，岩性为粉砂岩或泥岩，层位稳定，矸厚一般为0.30-0.50m，在井田南部厚度逐渐增大，最大的25号孔厚度达2.45m，造成煤层分岔为9和10号，并且使煤层变薄、变为炭质泥岩或缺失，分岔区上部的9号煤层一般不可采，下部10号煤层半部区域达可采厚度。9+10号煤层顶板为K2石灰岩，底板为泥岩、砂质泥岩或粉砂岩。本煤层全区发育，厚度变异系数为0.28，为稳定的基本全区可采煤层（一型）。4)11号煤层位于太原组下段中部，上距9+10号煤层平均18.88m，下距太原组底界K1砂岩11.35-31.29m，平均19.26m。煤层厚度介于0.50-3.28m之间，平均2.10m，结构简单，一般含有2层泥岩夹矸，局部为1层，厚度0.20-0.30m，岩性为泥岩或为粉砂岩，位置相对稳定。本煤层一般中间分层厚度较大，在局部区域上部煤分层缺失，使煤层总厚度减小。煤层在井田西南部的15-1、15-2和17-1钻孔附近变薄或变为炭质泥岩，从而出现不可采区。煤质1．物理性质和煤岩特征各煤层一般以亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤条带(表5-2)，9+10、11号煤层含少量黄铁矿结核，但9+10号煤层黄铁矿含量较11号煤层高。9+10、11号煤层暗煤含量比1、2号煤层高。各煤层显微组分以镜质组为主；无机组分以粘土为主。太原组各煤层含硫化铁，且自上而下含量有增加趋势。2．煤的化学性质1）1号煤层原煤灰分（Ad）为10.55%-38.82%，平均为18.60%，为低灰—高灰煤，且以中灰煤为主，低灰煤主要分布在井田中南部及北部。高灰煤分布在1-2和12-6号孔附近;浮煤灰分（Ad）为4.61%-11.12%，平均7.06%，为特低灰-中灰分煤。原煤挥发分（Vdaf）为13.95%-21.47%，平均16.30%；浮煤挥发分（Vdaf）为11.66%-18.23%，平均14.54%，为低挥发分煤。由西北向东南随煤层埋藏深度的增大，浮煤挥发分产率逐渐降低，煤类相应由焦煤(JM)变质为贫煤(PM)。原煤硫分(St,d)为0.25%-0.65%，平均0.39%，为特低硫-低硫煤，以特低硫煤为主，8-1、9-1、10-2孔为低硫煤。浮煤硫分(St,d)0.35%-0.85%，平均0.44%，为特低硫—中低硫煤。1号煤层以有机硫为主，因此洗选后煤中硫分含量反而略有增高。2）2号煤层原煤灰分（Ad）为6.43%-33.09%，平均为16.43%，为特低灰—高灰煤，以低灰分煤为主，中灰分煤主要分布在井田中南部和西北部，705、13-4号钻孔附近为高灰煤。浮煤灰分（Ad）为3.36%-12.77%，平均6.72%，为特低灰-高灰分煤。原煤挥发分（Vdaf）为12.58%-19.49%，平均16.43%；浮煤挥发分（Vdaf）为11.23%-17.60%，平均14.04%，为低挥发分煤。由西向东随煤层埋藏深度的增大，浮煤挥发分产率逐渐降低，煤类相应由焦煤(JM)变质为贫煤(PM)。原煤硫分(St,d)为0.30%-0.99%，平均0.38%，为特低硫—低硫煤,以特低硫煤为主，25、12-6号孔为低硫煤。浮煤硫分(St,d)0.11%-0.58%，平均0.38%,为特低硫—低硫煤。2号煤层以有机硫为主，因此洗选后，煤中硫分含量反而略有增高。3）9+10号煤层原煤灰分（Ad）为7.78%-31.38%，平均为19.75%，为特低灰—高灰煤，以中灰分煤为主，低灰分煤主要分布在井田东部及5-1号孔附近，6-7、9-1号钻孔附近为特低灰煤，高灰煤分布在3-3、7-4、11-1号孔附近。浮煤灰分（Ad）为2.66%-13.28%，平均7.08%，为特低灰-高灰分煤。原煤挥发分（Vdaf）为13.10%-20.33%，平均15.91%；浮煤挥发分（Vdaf）为11.40%-17.67%，平均13.84%，为低挥发分煤。由西向东随煤层埋藏深度的增大，浮煤挥发分产率逐渐降低，煤类相应由贫瘦煤(PS)变质为贫煤(PM)。原煤硫分(St,d)为1.35%-5.36%，平均3.17%，为中硫—高硫煤，以中高硫煤为主，高硫煤分布在井田中西部和北部,5-2号孔为中硫煤。浮煤硫分(St,d)0.88%-3.12%，平均1.75%，为中低硫—高硫分煤。9+10号煤层以硫化物硫为主，因此洗选后煤中硫分含量有较大幅度降低。4）11号煤层原煤灰分（Ad）为9.76%-38.03%，平均为25.77%，为特低灰—高灰煤，以中灰煤为主，高灰煤主要分布在井田中部、北中部及中南部，低灰煤分布在3-3、9-1、14-3号钻孔附近，特低灰煤分布在9-1号孔附近。浮煤灰分（Ad）为3.74%-13.75%，平均8.38%，为特低灰-高灰分煤。原煤挥发分（Vdaf）为12.86%-22.65%，平均17.10%；浮煤挥发分（Vdaf）为10.54%-16.20%，平均13.55%，为低挥发分煤。由西向东随煤层埋藏深度的增大，浮煤挥发分产率逐渐降低，煤类相应由贫瘦煤(PS)变质为贫煤(PM)。原煤硫分(St,d)为0.45%-4.38%，平均1.55%，为特低硫—高硫煤,以中高硫煤为主，特低硫煤和低硫煤分布在井田中部和北部边界附近,高硫煤分布在6-3和13-2号钻孔附近,中硫煤主要分布在北部和中部。浮煤硫分(St,d)为0.48%-2.23%，平均1.20%，为低硫—高硫分煤。从各种硫测试结果看，11号煤层以硫化物硫为主，因此洗选后煤中硫分含量明显降低。3．煤中其它有害元素1）磷1号煤层原煤磷（Pd）含量为0.004%-0.036%，平均0.010%；浮煤磷（Pd）含量为0.002%-0.040%，平均0.011%，为特低磷-低磷分煤。2号煤层原煤磷（Pd）含量为0.004%-0.051%，平均0.011%，浮煤磷(Pd)含量为0.001%-0.040%，平均0.008%，为特低磷-低磷分煤。9+10号煤层原煤磷（Pd）含量为0.003-0.040%，平均0.011%，浮煤磷（Pd）含量为0.001%-0.016%，平均为0.005%，为特低磷-低磷分煤。11号煤层原煤磷（Pd）含量为0.005%-0.246%,平均0.085%；浮煤磷（Pd）含量为0.002%-0.192%,平均0.065%，为特低磷分-高磷分煤。2）氟1号煤层氟（F）含量为67-184(×10-6)，平均135.3(×10-6)。2号煤层氟（F）含量为53-274(×10-6)，平均128.7(×10-6)。9+10号煤层氟(F)含量为64-233(×10-6)，平均137.8(×10-6)。11号煤层氟(F)含量为64-474(×10-6)，平均250.7(×10-6)。3）氯各煤层氯（Cl）含量在0.004-0.092%之间，2号煤层氯含量最低，各煤层均为特低氯－低氯煤。4）砷各煤层砷（As）含量为<1-7(×10-6)，最高值为11号煤层，各煤层均为一级含砷煤。1.1.6瓦斯煤尘1.临近矿井瓦斯情况临近的沁新煤矿开采2号煤层时瓦斯相对涌出量为20.77m3/t，绝对涌出量为8.65m3/min，属高瓦斯矿井；南山煤矿开采1、2号煤层，相对瓦斯涌出量5.17m3/t,绝对瓦斯涌出量0.86m3/min，属低瓦斯矿井。以上二矿靠近浅部，煤层埋深不超过400m。中峪井田煤层平均埋藏深度达800m以上，分析其瓦斯含量应较高。据井田西侧太岳煤矿资料，2号煤层埋藏深度约在500m左右，钻孔瓦斯含量最高10ml/g.daf，含量随煤层埋藏深度的增加而变化明显。2.矿井瓦斯含量地质报告用解吸法采取1、2、9+10、11号煤层瓦斯样48个，煤层瓦斯含量与成分测定结果统计见表1-1。表1—1各煤层甲烷含量、瓦斯成分测定结果统计表煤层编号甲烷含量ml/g.干燥无灰基自然瓦斯成分CH4（%）CO2（%）N2（%）C2-C8（%）1(20)6.66-15.9011.2480.32-99.6691.230.00-5.771.560.02-17.847.070.000-1.1970.1322(31)6.00-22.3612.3881.01-99.5390.700.00-13.792.170.01-17.086.900.000-1.2400.2329+10(20)5.41-19.3210.0981.39-99.6189.510.29-10.162.420.01-17.197.520.000-5.4800.55411(20)6.16-16.8610.8581.73-99.7891.030.16-9.242.770.02-15.076.150.000-0.5080.054由表1—1可知，井田煤层瓦斯含量最高达22.36ml/g.干燥无灰基。根据各煤层瓦斯成份分析，井田瓦斯成份以甲烷为主，重烃微量。井田各煤层瓦斯分带均为沼气带。3煤尘爆炸危险性根据1号、2号、9+10号、11号煤层煤尘爆炸性试验结果，其火焰长度为3-35mm，扑灭火焰的岩粉量15-55%，本井田内1号、2号、9+10号、11号煤层之煤尘均有爆炸危险性。4煤层自燃倾向1号煤层还原样着火温度为394-398℃，氧化样着火温度380-388℃，还原样与氧化样燃点之差Δ1-3为10-14℃，为不易自燃煤层。2号煤层还原样着火温度为392-431℃，氧化样着火温度为380-426℃，还原样与氧化样燃点之差Δ1-3为5-12℃，属不易自燃煤层。9+10号煤层还原样着火温度为396-412℃，氧化样着火温度为366-386℃，还原样与氧化样燃点之差Δ1-3为10-46℃，9+10号煤层属不易自然-易自燃煤层。11号煤层还原样着火温度为394-412℃，氧化样着火温度356-408℃，还原样与氧化样燃点之差Δ1-3为4-56℃，11号煤层为不易自燃-易自燃煤层。5.煤层气根据河南理工大学瓦斯研究所编制的《中峪矿井一水平瓦斯涌出量预测及瓦斯抽放方案研究》，中峪矿井为高瓦斯矿井，矿井瓦斯储量为1128378万m3（中峪井田内安沁勘探区山西组煤层储量），可抽放量为451351万m3（中峪井田内安沁勘探区山西组煤层可抽放量）；下阶段进行全井田瓦斯研究后，瓦斯储量将大幅度提高。井田煤层气赋存十分丰富。为保证矿井安全生产和对资源的有限利用，矿井将进行瓦斯抽采，抽采出的瓦斯作为锅炉房的燃料。1.2井田开拓与开采1.2.1井田境界及可采储量井田境界由13个拐点坐标连线圈定，呈不规则形状。井田南北走向长6.0～17.4kmkm，东西宽倾斜宽3.2～15.1kmkm，面积151.12km2。由于煤层埋藏深，井田内没有小煤窑开采，也未发现古窑。中峪井田有可采煤层4层，分别为1、2、9+10和11号煤。1号煤层为低灰-高灰、特低-低硫、低热值-特高热值的焦煤、瘦煤、贫瘦煤或贫煤；2号煤层为特低灰-高灰、特低硫-低硫、中热值-特高热值的焦煤、瘦煤、贫瘦煤或贫煤；9+10号煤层为特低灰-高灰、中硫-高硫、中热值-特高热值的贫瘦煤、贫煤；11号煤层为特低灰-高灰、特低硫-高硫、低热值-特高热值的贫瘦煤、贫煤。各煤层原煤经洗选后灰分下降至10%以下，焦煤、瘦煤可作为良好的炼焦用煤。贫瘦煤可作为炼焦配煤、动力用煤、化工用煤和民用煤。贫煤可作为动力用煤、化工用煤和民用煤。井田范围内4层可采煤层资源/储量1221.70Mt，地质资源量768.80Mt，工业资源/储量540.06Mt，设计可采储量381.73M，其中山西组煤层可采储量301.76Mt。1.2.2井田开拓因煤层埋藏较深，平均800m左右，设计矿井采用立井开拓。经方案比选，推荐方案的工业场地位于柏子沟西岸南沟子一带。矿井初期布置4个井筒。主立井与选煤厂相邻布置，净直径6.5m，装备1对45t箕斗担负提升煤炭任务并兼进风；副立井和中央回风立井布置在矿井工业场地，副立井净直径8.5m，装备1对双层4车宽罐+窄罐，为满足零星人员上下井另装备1对交通罐+平衡锤，担负辅助提升任务并兼进风和安全出口；采用分区通风方式，南翼初期在距矿井工业场地约2.1km处布置南峪回风立井，净直径6.5m，装备梯子间，担负南翼回风任务并兼安全处口；北翼回风至中央回风立井，净直径7.0m，装备梯子间并敷设瓦斯抽放管路，担负北翼回风任务并兼做安全处口。井下设2个开拓水平，一水平开拓山西组煤层，标高+190m；二水平开拓太原组煤层，标高+110m。1.2.3大巷运输井下煤炭运输采用胶带输送机运输方式。辅助运输采用蓄电池电机车。1.2.4井下开采1．巷道布置及工作面配置井田内地质构造简单，煤层赋存稳定，1号煤层为薄煤层，其余均为中厚煤层。根据开拓部署和矿井设计生产能力要求，考虑地质构造和煤层赋存条件，结合国内及霍煤集团现有矿井生产经验，设计认为对各煤层均应采用一次采全高长壁采煤法，全部跨落法管理顶板。一水平开采1号和2号煤层，设计首先开采北翼的1号煤层和南翼的2号煤层（1号煤不可采），待开采17个月后，再在北翼已解放的2号煤区域增加1个2号煤层工作面，实现两层煤同时开采，达到矿井设计生产能力要求。2．综采面主要设备采煤机：1号煤综采面采用9-34Ve/4.7型刨煤机，采高0.8～1.6m，功率2×315kW，刨深0～120mm；2号煤综采面采用MG300/700-AWD型采煤机，采高1.5～3.2m，功率700kW，截深800mm，牵引速度0～7.7～12.8m/min。刮板输送机：1号煤工作面采用SGZ764/320型刮板机，设计长度200m，运输能力700t/h，额定电压1140V，功率2×160kW；2号煤工作面采用SGZ830/630型刮板机，设计长度200m，运输能力1200t/h，额定电压1140V，功率2×315kW。转载机：1号煤工作面采用SZB764/132型刮板机，长50m，运输能力800t/h，额定电压1140V，功率132kW；2号煤工作面采用SZZ800/200型刮板机，长50m，运输能力1200t/h，额定电压1140V，功率200kW。破碎机：1号煤工作面采用PLM1000型破碎机，破碎能力1000t/h，额定电压1140V，功率110kW；2号煤工作面采用PLM1500型破碎机，破碎能力1500t/h，额定电压1140V，功率132kW。液压支架：1号煤工作面采用ZY4800-6/18型掩护式液压支架，支撑高度0.6～1.8m，工作阻力4800kN，支架中心距1500mm，重11.60t；2号煤工作面采用ZY5600-14/32型掩护式液压支架，支撑高度1.4～3.2m，工作阻力5600kN，支架中心距1500mm，重17.90t。1.3矿井的主要生产系统1.3.1运输方式的选择1.运输方式煤炭运输采用带式输送机运输，辅助运输，中峪矿井为高瓦斯矿井，不允许采用架线电机车，为安全起见，暂考虑采用蓄电池机车运输。2运输系统1)煤炭运输北一采区：回采工作面出煤经顺槽可伸缩胶带输送机→（溜煤眼）→北一上山胶带输送机→北翼大巷胶带输送机→北翼底煤仓→主井箕斗提升至地面。南一采区：回采工作面出煤经顺槽可伸缩胶带输送机→南翼大巷胶带输送机→南翼底煤仓→主井箕斗提升至地面。2)辅助运输普通物料、设备装矿车后经副立井罐笼至+190m水平井底车场，用蓄电池电机车牵引到采区下部车场，由顺槽及上山的无极绳连续牵引车到达采煤工作面或掘进工作面。井下人员坐罐笼下至+190m水平井底车场，可步行至井底车场各工作地点，采区工作人员在候车室坐井下人车至工作地点。掘进工作面产生的矸石大部分用矿车经无极绳牵引车运至采区下部车场，再经大巷的蓄电池电机车牵引至井底，由副立井罐笼提升至地面到矸石场排放，少量可直接运至废弃的顺槽横贯排弃。爆炸材料由矿车从地面经副立井罐笼、井底蓄电池电机车直接运至井下爆破材料库。3主要运输巷矿井主要运输巷有南北翼的胶带输送机大巷和辅助运输大巷。1.3.2矿车井下辅助运输车辆根据需要配备了1.5t固定矿车、材料车、平板车，3t平板车，10t平板车和人车等。1.3.3运输设备选型1煤炭运输设备选型带式输送机选型依据《带式输送机工程设计规范》进行，井下北翼大巷带式输送机、北一采区上山带式输送机、南翼大巷带式输送机参数如下：2井下辅助运输本矿井下大巷辅助运输系统采用蓄电池电机车，巷道坡度3‰，采区轨道上（下）山采用连续牵引车运输。蓄电池电机车牵引的车辆有1.5t矿车、1.5t材料平板车、20t支架平板车、RC21-9P型人车等。3列车组成及电机车台数全矿井共选用5台XK12-9/192-KBT型电机车，其中南翼2台工作、北翼1台工作，检修及备用2台。1.4地面工业广场及民用建筑矿井工业场地位于井田中部的中峪～南沟子一带，沿柏子河岸布置，交通运输条件良好。自中峪村至沁源县城建有三级公路，距离约20km。从沁源县向东、向南、向北分别有通达沁县、屯留、平遥的省级公路；自本区向西经柏子、灵空山有地方公路可通霍州市，相距约50km。工业场所有主要地面工业广场和辅助地面工业广场之分。主要地面工业广场内有以矿石的提运、分选、装储为中心的地面生产系统，同时，还有供电、供水、压风、通风、矸石堆积、尾矿排放以及机械维修、物资供应等辅助系统。根据场地大小和生产需要，辅助系统也有与生产系统分别设置在辅助地面工业广场的，如分区通风辅助工业广场、排土场、尾矿库及选矿厂等。1.5矿井主要技术经济指标表1—2技术经济指标序号指标项目单位数量或内容备注1煤层牌号1上、1、1下、2上、2、3、4、5、6上、6、6下、7、8、9+10、11上、11、11下号至上而下编号2可采煤层数目层43可采煤层总厚度m7.744煤层倾角度4～7局部最大255储量万t（1）工业储量万t540.06

续表1—2技术经济指标（2）可采储量万t381.736工作制定（1）年工作日数日330（2）日生产班数班47矿井生产能力（1）年生产能力万t/年500（2）日生产能力t/日381.738矿井服务年限a第一水平服务年限a46.429井田境界走向m6000～17400倾向m3200～1510010瓦斯等级高瓦斯11通风方式抽出式12矿井涌水量（1）正常涌水量m³/h5040（2）最大涌水量m³/h1056013开拓方式立井14水平标高m（1）第一水平m+190（2）最终水平m15回采工作面个数3（1）生产个2（2）备用个116采煤工作面年进度m/a250017井巷工程量（1）移交生产时m³

续表4—2技术经济指标（2）达到设计产量时m³947434.6（3）移交时巷道总长m（4）达到设计产量时巷道总长m59248.518大巷运输方式胶带式运输机19矿车类型1.5t固定矿车20电机车台数台电机车类型蓄电池电机车21设计煤层采煤方法综采22采煤工作面主要技术一次采全厚综采经济指标（1）工作面长度m200（2）采煤机械刨煤机（3）工作面进度m/月300（4）坑木消耗量m³/千t（5）工作面效率t/工8666工作面成本元/t

第二章建井施工准备2.1矿井建设的组织与技术准备2.1.1建井施工条件水源1用水量矿井及选煤厂设计总用水量8499m3/d，其中矿井及选煤厂日用水量1671m3/d，绿化浇洒用水量126m3/d，选煤生产补充水量2500m3/d，瓦斯抽放站补水量292m3/d，矿井降温补水量1908m3/d，井下洒水用水量2002m3/d。工业场地室内外消防用水量按选煤厂计，一次消防用水量752m3，消防补充水量376m3/d。2地表水本井田内仅在较大的沟谷中有几条小河。北部为狼尾河，中部为柏子河，南部为蔺河，三条河流均为常年流水，河水流量在枯水期较小，在丰水期常有洪水发生。井田内沟谷中的小溪流入狼尾河、柏子河和蔺河后均向东汇入沁河。井田范围内无可靠的地表水源可作为矿井供水水源。3地下水1>奥陶系中统岩溶裂隙水奥陶系中统岩溶裂隙水为弱富水性含水层，水质较好。上马家沟组与峰峰组属富水性中等含水层，水质为SO4·HCO3－Ca型。2>浅层砂岩裂隙水主要为石千峰组、刘家沟组砂岩裂隙含水层，水质较好，但只能作为小型的供水水源或供当地居民用水。3>第四系松散岩类孔隙水该含水层富水性受大气影响明显，富水性差异较大。本含水层近年来水质有污染的迹象，主要为SO42-含量较高。4水源选择根据水源情况以及矿井生产、生活用水的特点，对矿井用水进行统筹安排，充分利用井下排水、处理后生活污水，采取分质供水及废水处理复用等节水措施安排矿井用水。1>选择奥陶系中统岩溶裂隙水作为矿井日用消防和矿井降温水水源，设计4眼水源井，3用1备，水源地正常供水能力2880m3/d。水源地至副井工业场地敷设2根DN250钢丝网骨架聚乙烯塑料输水管道。水源地选择待有关部门提供《矿井供水水文地质报告》后确定。2>矿井井下排水经处理后用于井下消防洒水、绿化浇洒用水、选煤生产补充水、井下降温用水。3>矿井生活污废水处理后作为选煤生产补充水源。电源1供电电源中峪矿井周围现有电厂2座（漳泽电厂、王陶），220kV变电站4座（长治北、候堡、潞矿、苏店），110kV变电站15座（太岳、郭道、沁县等）。侯堡220kV变电站位于潞矿集团所在地附近，一回电源引自漳泽电厂，输电线路为LGJ-2×240/32.8km，一回电源引自绵山220kV变电站，输电线路为LGJ-2×240/131km，主变容量为2×150MVA，电压等级为220/110/35kV。现主要向沁县、铁合金、西白兔、库西4个110kV变电所供电。沁县110kV变电所，2回110kV电源均引自候堡220kV变电站，输电线路为LGJ-240/39.6km、LGJ-240/37.3km，主变容量分别为15MVA和20MVA，电压等级为110/35/10kV。现主要向尧山、故县、化肥厂等5个35kV变电所供电。郭道110kV变电所，一回110kV电源引自沁县110kV变电所，输电线路为LGJ-185/39km，另一回110kV电源引自太岳110kV变电所，输电线路为LGJ-240/17km，主变容量为1×20MVA，电压等级为110/35/10kV。现主要向韩洪、赤石桥、王陶3个35kV变电所供电。太岳110kV变电所，一回110kV电源引自沁县110kV变电所，输电线路为LGJ-240/42.4km，另一回110kV电源引自郭道110kV变电所，输电线路为LGJ-240/17km，主变容量为1×31.5MVA，电压等级为110/35/10kV。现主要向李元、化肥厂、焦化厂3个35kV变电所供电。根据《长治市“十一五”及2020年电网规划设计》，规划2009年新建沁源220kV变电站，把候堡220kV变电站－绵山220kV变电站的220kV线路“π”入该站，二回220kV线路为LGJ－2×240/18km，内设主变两台容量均为150MVA，220kV进出线10回，110kV出线10回，35kV出线12回，该站正在建设中。规划2012年建设法中110kV变电所，内设主变1台，容量为40MVA，一回110kV电源引自沁源220kV变电站，输电线路为LGJ－240/21km。2矿井供电电源根据地区电网的实际情况以及《霍东矿区总体》，经建设单位与当地供电部门协商确定，中峪矿110kV电压等级供电，一回110kV电源引自沁源220kV变电站，另一回110kV电源引自太岳110kV变电所。3施工电源施工电源：在矿井工业场地西面，现有一座35kV农用变电站，35kV电源架空线一回，设一台主变压器，经与当地供电部门联系，初步同意从该35kV变电站向矿井工业场地提供一回10kV施工电源。由于矿井110kV永久变电所及线路投资大，工期长，需要解决的问题繁多，为此考虑矿井建设期间采用临时施工电源，在工业场地、风井场地设置简易的临时变配电设备。甲方自备柴油发电机组作为施工备用电源。通信1.行政通信1>行政电话交换机行政交换机采用程控数字交换机容量1000门（包括选煤厂30门）调度交换机选用矿用调度程控交换机，ZHE容量为200门。井下用户为50线，均选用2条80对矿用电缆，分别沿主、副立井敷设。由于中峪矿井距集团公司所在地较远，其通信系统用户自成网络。在霍东矿区中心区设汇接局，在中峪矿井设端局。设10对数字中继线与中心区行政交换机相连，另设4对数字中继线与中心区调度总机相连。矿井行政用户市话、长话业务均由中心区行政交换机汇接后入沁源县电信网。2.>行政电话交换机中继方式中继线容量按用户线数量的10%设置，设4×2Mb/s(120话路)数字中继，中继信令采用中国No.7信令；本矿行政电话交换机至本矿调度电话交换机中继采用1×2Mb/s数字中继接口，中继信令为中国No.7信令。本局设维护终端和测量台。2调度通信1>矿井生产调度电话交换机2>矿井生产调度电话交换机中继方式为保证调度通信传输质量，适应语音、数据、图像等综合调度业务的传输需求，便于组网管理，本矿生产调度交换机至上级总调度交换机采用1×2Mb/s数字中继，至本矿行政交换机采用1×2Mb/s数字中继，中继信令均为中国No.7设备采用1个V5.1接口。共配置3个E1接口。矿井至集团公司调度话务均由中心区调度总机汇接，并可通过租用电信专线传输至集团公司的调度电话、数据、图象等信号。3>其他调度为减少重复投资，便于设备管理，充分利用生产调度交换机的灵活组网功能，矿井电力调度与矿井生产调度合设交换机，可根据需要单独配置调度台，实现分级调度管理。矿山救护队设与调度室直通的电话，并配有地面无线对讲系统。在主、副立井井底、井口、提升机房、地面变电所、通风机房、瓦斯抽放泵房设与调度室直通电话。3无线通信矿井配置KT28矿用CDMA多功能无线通信系统，作为矿井调度交换机用户的延伸，可以满足井下机车司机、检修人员和重要生产调度岗位移动通信的需求，兼顾部分地面移动通信的需求。紧急情况下，作为报警及抢险救灾的应急通信手段。系统提供有线/无线一体化通信平台和语音、数据等综合业务，集成话务、调度、短消息、定位等多种功能和增值业务，具有低辐射、部署快捷、升级扩容方便、终端应用成熟等特点，组网灵活，兼容性强。在地面办公楼通信机房设综合接入和基站控制器设备，工业场地设基站；井下设1台矿用基站控制器，主要胶带及辅助运输巷道设矿用基站。根据生产、调度、安全、维修等需要，配置手持机60台。综合接入设备至矿调度交换机采用1×2Mb/s数字中继，中继信令为中国No.7信令；综合接入设备（EIAC）与基站控制器（CSC）采用E1接口相连，下井线路采用光纤传输；基站控制器与基站（CS）采用BRI接口连接，传输线路为双绞线；手机（PS）和基站之间采用PHS技术的RCRSTD-28标准进行空中接口通信。井下设备均为防爆型，光（电）缆采用矿用阻燃型。4有线广播电视本矿有线广播电视信号引自霍东矿区广播电视传输网络，本矿配置有线广播电视分配系统，采用860MHz双向传输系统。5通信电源矿井通信站按二级供电负荷考虑，采用二回380V/220V三相四线交流电源供电。整信令；至本矿井下无线通信流配电系统采用一套高频开关组合电源系统，输出－48V直流电源，选用两组阀控式密封铅酸蓄电池浮充供电。交流停电时，自动转换为由蓄电池供电。通信电源设备容量含行政交换机、调度交换机、光纤传输等设备的用电量。6矿井传输系统由中心区——中峪——太岳——沁新等矿井构成的霍东矿区SDH光传输环网，用于传输话音、数据、图像等信号。采用32芯光缆接入，其中2芯开设SDH光传输环路，2芯开设广播电视光传输系统，2芯开设通信业务，其他备用。考虑目前传输设备技术现状，多业务传送平台（MSTP）的应用已较为成熟，并成为发展趋势，所以本设计在办公楼通信机房内配置1套多业务传送平台（MSTP）设备，将本矿至矿区的行政、调度电话中继、调度电话专线、计算机管理数据、监控数据等所需的2Mb/s、10Mb/s、100Mb/s电口及155Mb/s光口集成于一体。也可利用光缆中的专用芯线，作为有线广播电视及计算机管理网络传输信道。7传输信道1>工业场地弱电线网工业场地内建设通信管道网，场区内的行政、调度通信、综合监控系统、计算机管理系统、工业电视、有线广播电视等弱电线网主干线路均沿通信管道敷设。局部分支线路采用穿钢管直埋敷设方式。通信管道采用PVC多孔栅格管组合塑料管道，其具有抗压强度高、阻燃、抗老化、防水性好、可弯曲、便于施工、节省管位、利用率高等。2>井下光缆线路井下综合监控系统、工业电视等干线光纤合用2条30芯煤矿用阻燃光缆，光缆型号采用MGTS33-30，单模30芯，分别沿主、副立井敷设。3>井下通信电缆下井通信电缆采用2条80对矿用钢丝编织铠装通信电缆，沿主、副立井各敷设1条，两条电缆互为备用，在井口房交接箱内经熔断器和防雷电装置与下井煤矿用通信电缆连接。井下电缆均采用煤矿用阻燃通信电缆，电话机采用本安型。交通运输中峪矿井位于山西省中南部的长治市沁源县和临汾市安泽县、古县三县交界处，主体位于沁源县内，矿井位于霍东矿区的北部。矿井工业场地和选煤厂位于井田中部的中峪～渣滩一带，交通运输条件良好。自中峪村至沁源县城建有三级公路，两地公路距离约20km。从沁源县向东、向南、向北分别有通达沁县、屯留、平遥的省级公路。自本区向西经柏子、灵空山有县级公路可达霍州市，相距约50km。中峪矿所在的霍东矿区北部有沁（县）沁（源）铁路、中部有在建的山西中南部铁路、南有侯月铁路，东侧有太焦铁路。本矿工业场地东北距离山西地方铁路公司的沁（县）沁（源）地方铁路交口站约30km。沁沁铁路是地方运煤专用线，已建成通车多年，其北端在沁县与太焦铁路接轨，南端是交口镇的交口火车站(站中里程K34+530，该站在本矿北方向，相距约30km。沁沁铁路现在年运量仅0.50Mt/a左右。本矿距离既有的和在建的国铁干线都较远，矿井工业场地向南距离在建的山西中南部铁路通道约50km，距离侯月铁路约90km,向东距太焦铁路约50km；而距离国家铁路网规划的沁（源）阳（城）铁路约10km，该铁路将替代山西地方铁路公司曾经规划的沁（县）安（泽）洪（洞）铁路方案。沁阳铁路是《国家中长期铁路网规划（调整方案）》确定的路网铁路支线，该铁路将取代原山西省地方铁路公司委托铁道部第三勘察设计院编制的《山西晋中南铁路规划》中的沁洪铁路的沁（县）安（泽）洪（洞）线方案，成为沁河沿岸煤炭开发的铁路支线和国铁干线间的联络线。它北接交口站，沿沁河南下，中间连接山西中南部铁路通道的安泽站，南端接侯月铁路的端氏或嘉峰站，成为南同蒲铁路、太焦铁路、山西中南部铁路和侯月铁路间的联络线。建筑材料及工人数1.矿井建设所需的主要建材如钢铁、木材可由外地购进，砖石、水泥、沙子等可就地取材，由本地购进。地面建（构）筑物采用的建材应合理选用新型、环保、节能建筑材料，并符合国家相关政策和规范。2．矿井全员在籍职工总数1606人，其中原煤生产人员在籍职工1407人，最大班原煤生产人员出勤职工326人，井下工人在籍职工1216人，管理人员72人。选煤厂在籍职工总数230人，其中生产工人225人，选煤厂最大班生产人员出勤职工72人，管理人员5人。2.1.2建井的技术准备工作矿井施工方案矿井移交和达产时共布置有主立井、副立井、南翼的南峪回风立井和北翼的中央回风立井共4个井筒。主立井与选煤厂相邻布置，距副立井约800m；副立井和中央回风立井位于矿井工业场地内；南翼南峪回风立井距工业场地约2.1km。中峪井田煤层埋藏深度大，初期开采的山西组煤层埋深一般在800m左右，主要开采1、2号煤层，两煤层平均间距15.04m，煤层瓦斯含量高，煤层厚度相对较薄，矿井井型确定为5.0Mt/a。因煤层埋藏深度大，设计确定采用立井开拓方式南沟子立井开拓方案。该方案矿井工业场地位于柏子沟西岸南沟子一带，主立井布置在选煤厂场地内；副立井布置在矿井工业场地；南翼初期在距矿井工业场地约2.1km处布置南峪回风立井；北翼初期在矿井工业场地内布置中央回风立井。井下设2个开拓水平，一水平开拓上组山西组煤层，标高+190m。井底车场为刀把式车场，布置在2号煤层底板中。通过井底车场布置石门与轨道大巷相连，南、北两翼各布置5条大巷，即胶带输送机大巷、轨道大巷、进风大巷和2条回风大巷。一水平南翼划分为南一、南三2个采区，在深部设置-20m辅助水平，辅助水平划分为南四、南五采区，利用集中下山开采的区域划分为南二采区；北翼划分为北一～北五共5个采区，一水平共10个采区。二水平开拓太原组煤层，标高+100m。因太原组煤层受峰峰组奥灰水突水威胁，二水平79.97Mt的可采储量中，9+10号煤层占近70%，11号煤层只有标高高于+314.0m的区域可采。因此设计采用主立井不延深，二水平胶带输送机大巷向上起坡直接与井底煤仓相连接。副立井不延深，采用暗斜井延深至二水平，轨道大巷布置在9+10号煤层底板下10m左右的岩石中，两层煤联合布置开采。采区划分及开采顺序根据大巷位置、地质构造情况、煤层赋存条件、采煤方法和井下运输方式等因素，一水平南翼划分为南一～南五共5个采区（其中深部设置-20m辅助水平，划分为为南四、南五两个采区）；北翼划分为北一～北五共6个采区，一水平共10个采区。二水平大巷与一水平大体重叠布置，采区划分情况相同，但二水平深部煤层受奥灰威胁不可采，仅开采大巷上山部分。全矿井共划分为15个采区。煤层开采顺序采用下行式开采，即先采上部煤层，后采下部煤层。南翼开采顺序为：南一采区→南三采区→南二采区→南四采区→南五采区→二水平南一采区→二水平南三采区。北翼开采顺序为：北一采区→北二采区→北三采区→北四采区→北五采区→二水平北一采区→二水平北三采区→二水平北五采区。经计算，一水平南一采区可布置8个回采工作面，南三采区可布置70个工作面；北一采区可布置20个工作面，北二采区可布置16个工作面，北三采区可布置15个工作面，北四采区可布置8个工作面。2.2矿井建设的工程准备矿井开工前的工程准备：施测定位，打井筒检查孔（附井筒钻孔岩层柱状图：岩石类型、厚度、深度、含水层位置、静水压及涌水量），准备工作的重点项目，利用永久建筑物、建筑物和永久设备施工的措施；工业广场的平整，临时建筑物名称、结构形式及工程量表，大临工程总投资额；缩短准备期的措施及经验：准备工作的人数，进度安排及施工准备期的确定。

第三章井筒建设施工方案优化由于山西中裕矿井要求设计的内容太多，本次毕业时间有限，根据指导老师的安排，对井筒和采区进行了分工，本人主要设计南翼南峪回风立井。3.1南峪回风立井井筒概况3.1.1井筒的特征净直径6.5m，净断面33.18m2，深度835.5m，担负矿井南翼回风任务并兼安全出口。井筒内装备梯子间。井筒断面见图2.4—4。3.1.2井筒的地质1.奥陶系（O）（1）上马家沟组（O2s）：地质报告仅在浅部的9-1钻孔揭露该组84.19m，太岳井田内19-1孔揭露厚度61.36m。岩性以灰色或浅灰色巨厚层的石灰岩、白云岩为主，夹有泥岩薄层，一般为块状层理，局部具变形层理，并夹有石膏层。（2）峰峰组（O2f）：井田内仅在浅部的9-1孔揭穿该地层，厚度99.15m，太岳井田内19-1孔厚度92.60m，平均95.88m。本组地层以浅灰色巨厚层状的石灰岩为主，夹有中厚层的白云岩和泥质灰岩，局部含角砾，9-1钻孔下部岩芯完整，840m向上的裂隙多被方解石脉充填，在895m处含有2.40m厚的石膏层，而在19-1钻孔中此层段的石膏层厚度将近10m。2.石炭系（C）（1）本溪组（C2b）：该组厚度变化在20.90-40.82m之间，平均29.24m，由灰-深灰色厚层状的铝土质泥岩、砂质泥岩、薄层细粒砂岩和1-3层石灰岩组成。本组中夹有0-2层薄煤，均不可采。（2）太原组（C2t）：该组厚度变化在110.6-138.73m之间，平均122.66m，岩性以深灰-灰黑色的泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及石灰岩为主，含煤6-12层。依据岩性组合特征可将太原组分为三段：一段（C2t1）：从K1砂岩底-K2灰岩底，厚度34.44-59.45m之间，平均45.65m。岩性以灰-灰黑色的砂质泥岩、泥岩、粉砂岩和煤层为主，夹有铝质泥岩、细粒砂岩和石灰岩。本段地层中夹有基本全区可采的9+10、11号煤层和不稳定的11上薄煤层。二段（C2t2）：从K2灰岩底-K4灰岩顶，厚度26.30-48.57m，平均34.02m。以巨厚层的石灰岩和灰色、深灰的泥岩、砂质泥岩、粉砂岩为主，并夹有薄煤层。本段地层夹有不可采的7、8号薄煤层。三段（C2t3）：从K4石灰岩顶-K7砂岩底，厚度在33.60-63.52m之间，平均44.88m。岩性以泥岩、砂质泥岩、粉砂岩为主，夹有砂岩、薄层石灰岩及海相泥岩，含菱铁质结核。本段地层夹有3-6层薄煤，一般厚度小，有少量点煤层厚度达可采。3.二叠系（P）（1）下统山西组（P1s）：该组厚度变化在24.34-49.10m之间，平均32.95m。主要由灰-深灰色的泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩和煤层组成。本组中含有主要可采的2号煤层和基本全区可采的1号煤层，此外还有2-4层不稳定的薄煤层。部分钻孔在1、2号煤层间发育有巨厚层的中、粗粒砂岩。（2）下统下石盒子组（P1x）：该组厚度变化在81.70-135.20m之间，平均107.03m，以底部的K8砂岩与山西组整合接触。本组岩性由浅灰-灰色薄层或厚层的中细粒砂岩、泥岩、砂质泥岩和铝质泥岩组成。根据岩性和颜色组合特征可分为两段：下段（P1x1）：从K8砂岩底至K9砂岩底，厚度21.25-57.70m，平均厚37.68m。主要由灰色的泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及巨厚层的中粒砂岩组成。本段一般含1-3层薄煤，最多6层，层位极不稳定，均不可采。上段（P1x2）：从K9砂岩底-K10砂岩底，厚度36.85-98.50m，平均厚68.89m。岩性主要由灰色、灰白色及灰绿色巨厚层状的中细粒砂岩、泥岩、铝质泥岩和砂质泥岩组成。底部的K9砂岩为中细粒砂岩，厚度0.60-16.72m，平均4.58m，具平行层理和交错层理，胶结坚硬。（3）上统上石盒子组（P2s）：该组厚度变化在405.30-488.30m之间，平均460.77m，岩性主要为紫色、灰绿色巨厚层状的泥岩、铝质泥岩、砂质泥岩和灰白色的中粗粒砂岩，依据岩性组合特征本组可分为三段：下段（P2s1）：从K10砂岩底-K12砂岩底，厚度介于178.50-225.10m间,平均厚度200.60m。中段（P2s2）：厚度67.35-113.30m，平均92.89m，主要岩性为紫红色或灰绿色巨厚层的泥岩、砂质泥岩与灰白色中粗粒砂岩互层，底部的K12标志层厚1.45-12.80m，平均5.91m。上段（P2s3）：在本区西北部的狼尾河南岸及西南部的蔺河东侧有分布，厚116.00-205.95m,平均167.49m。岩性主要为黄绿色中粗粒砂岩、局部为含砾粗粒砂岩和灰紫、紫红、黄绿、灰绿色的砂质泥岩、泥岩。（4）上统石千峰组（P2sh）：该组厚度变化在115.25-166.10m之间，平均146.24m，可分为两段：下段：分布于西北部的狼尾河南岸、中部的槐树庄、蔚村一带及西南部的蔺河东侧。底界K14砂岩为浅灰绿色巨厚层状的中粒砂岩，厚1.30-16.15m，平均6.04。本段厚39.15-66.10m，平均52.55m，与下伏上石盒子组为整合接触。上段：底部为紫红色泥岩夹似层状的淡水灰岩，富含钙质结核，往上渐变为泥岩，并夹暗紫、紫红色的中、细粒砂岩，本段厚58.10-109.25m，平均86.55m。4．三叠系（T）（1）下统刘家沟组（T1L）：在井田范围内大面积出露。3-4、5-2、6-5、6-9、7-5、12-7钻孔全部揭穿本组，厚度在435.10-473.90m之间，平均450.26m。岩性主要为浅红色、紫红色薄-中厚层状细粒砂岩，成分以石英、长石为主，次棱角状，分选较好，胶结物主要为铁质、硅质，局部砂岩中含同生砂岩球，并夹有紫红色的薄层状的粉砂岩。（2）下统和尚沟组（T1h）：分布于井田中部和东南部的乌木、王勇村一带，在南马圈村东北的段家庄一带有上覆二马营组地层出露，预测和尚沟组厚度为160-170m。主要岩性为红色、紫红色、暗紫色泥岩、砂质泥岩夹紫红、暗紫红色细粒砂岩及粉砂岩，底部为鲜红色薄层砂质泥岩和灰红色细粒砂岩互层，向上过渡为厚层或巨厚层的红色泥岩夹厚层细粒砂岩。本组与下伏刘家沟组为整合接触。（3）中统二马营组（T2er）：仅在段家庄一带的山顶有出露，岩性主要为灰黄色的中粗粒砂岩，分选中等，受风化影响胶结较松散，最大出露厚度约50m。5.新生界第四系（Q）（1）中更新统（Q2）：分布于较大沟谷的两侧及山坡、山梁上，与下伏各时代地层为角度不整合接触。主要岩性由浅棕红、浅黄色砂质粘土组成，含小型钙质结核，具裂隙，厚0-10m，地貌上常形成陡坎。（2）上更新统（Q3）：主要分布于各大沟谷两侧的二级阶地上，与下伏各时代地层为角度不整合接触，主要岩性为浅灰黄色、浅黄色粉砂质粘土、粉土组成，颗粒均匀，结构疏松，垂直节理发育，厚0-10m。（3）全新统（Q4）：分布于各大沟谷的底部、河床、河漫滩及河流的一级阶地上，主要岩性为近代河流冲、洪积层，由不同时代的砂、砾、泥质岩碎屑及次生黄土等组成，一般厚0-5m，富水性强，与下伏各时代地层为角度不整合接触。3.1.3井筒主要含水层（1）奥陶系中统（O2）石灰岩含水层为岩溶裂隙含水层，本井田内该含水层由下马家沟组、上马家沟组及峰峰组含水层组成，含水空间以岩溶裂隙为主。因本井田位于沁水煤田西翼，奥陶系灰岩埋藏深度较大，因此在本区该含水层属极弱迳流带。井田内共有5孔揭露奥陶系灰岩顶界，最大埋深901.03m（1504号钻孔），最小埋深670.00m（3103号钻孔），揭露最大厚度183.34m（9-1号钻孔）。峰峰组（O2f）：总厚度99.15m，下部厚61.25m，岩性以灰色角砾状泥灰岩为主，次为石灰岩，夹石膏层，不规则裂隙发育，均被石膏及方解石充填；本组上部岩性以深灰色石灰岩为主，岩溶裂隙不发育，仅见少量垂直裂隙及不规则状裂隙，大多被方解石充填。钻进过程中钻井液消耗量和水位变化不明显。上马家沟组（O2s）：9-1号钻孔揭露上马家沟组84.19m，岩性主要为石灰岩、白云质灰岩及泥灰岩等，岩溶裂隙较发育。当9-1号钻孔钻进至该含水层60.39m时冲洗液消耗量增大0.36m3/h。另据井田西边界6km处19-1水文钻孔（太岳井田详查）资料，峰峰组埋深535.44m，在峰峰组钻进时消耗量为1.056-9.668m3/h，水位为0.00-4.55m，分析冲洗液消耗为上部的K2石灰岩层段漏水引起。当钻进至上马家沟组以后冲洗液消耗量7.404-9.300m3/h，水位由3.85m下降至61.25m；井田北部（区外）沁新煤矿水源井奥灰埋深198.90m，钻进至上马家沟组后冲洗液全漏。原安沁井田勘探地质报告9-1号钻孔对上马家沟组及峰峰组进行了混合抽水试验，单位涌水量为0.0051L/s﹒m，渗透系数为0.0266m/d，水位标高846.71m，水质类型为SO4·CI－Ca型。另据太岳井田19-1号钻孔（区外）对上马家沟组与峰峰组进行混合抽水试验，单位涌水量为0.237L/s·m，水质为SO4·HCO3－Ca型。该含水层属弱－中等富水性含水层。根据上述资料地质报告分析认为，井田内峰峰组岩溶裂隙含水层富水性弱，对煤层底板产生威胁的主要为上马家沟组石灰岩岩溶裂隙水。（2）石炭系上统太原组（C3t）岩溶裂隙层间含水层该含水层为碎屑岩夹碳酸盐岩岩溶裂隙含水层，井田内无出露。主要含水层由数层砂岩夹K2、K3、K4等石灰岩构成，含水空间以裂隙为主。其中K2石灰岩厚度2.71-15.02m，为9+10号煤层的直接充水含水层。据钻探资料，K2、K3、K4石灰岩岩溶以垂直裂隙为主，且多为方解石充填，局部偶见小溶孔。在该层段钻进时冲液消耗量和水位无明显的变化。据6-3号钻孔对太原组（C3t）进行混合抽水试验，本含水层单位涌水量为0.0257L/s·m，水位标高894.80m，水质类型为HCO3-Ca型，属弱富水性含水层。（3）二叠系下统山西组（P1s）及下石盒子组（P1x）砂岩裂隙含水层1）二叠系下统山西组(P1s)砂岩裂隙含水层该含水层为砂岩裂隙含水层，井田内无出露。含水层主要由中-细粒砂岩组成，含水层平均厚度21.32m，含水空间以构造裂隙为主，是2号煤层顶板直接充水含水层，钻进过程中消耗量及水位变化不明显。据6-3号钻孔对山西组进行抽水试验，单位涌水量为0.00034L/s.m，渗透系数0.0013m/d，水位标高911.40m，水质属HCO3-K+Na型，属弱富水性含水层。2）二叠系下统下石盒子组（P1x）砂岩裂隙含水层为砂岩裂隙含水层，在井田内无出露。含水层主要由中-细粒砂岩组成，含水空间以构造裂隙为主。当开采2号煤层形成导水裂隙带沟通该含水层后，可成为2号煤层顶板间接充水含水层，钻进过程中消耗量及水位变化不明显。据9-1号钻孔对下石盒子组进行抽水试验，单位涌水量为0.0030L/s.m，渗透系数0.0215m/d，水位标高1015.79m，水质属HCO3-K+Na·Ca型，属弱富水性含水层。另据11-5号钻孔对山西组(P1s)及下石盒子组（P1x）进行混合抽水试验，单位涌水量为0.0019L/s.m，渗透系数0.0051m/d，水位标高879.78m，为弱富水性含水层。（4）二叠系上统石千峰组(P2sh)砂岩含水层为砂岩裂隙含水层，含水层主要由粗-细粒砂岩组成，含水空间以风化裂隙及构造裂隙为主。据钻孔简易水文地质观测资料，部分钻孔在该层段有漏失现象。据对井田内泉水调查，天然泉流量≤0.220L/s，水质属HCO3-Ca型，属弱富水性含水层。（5）三叠系刘家沟组（T1L）砂岩含水层为砂岩裂隙含水层，含水层岩性主要由细粒砂岩组成，含水空间以风化及构造裂隙为主。从对井田内泉水调查情况来看，天然泉流量≤0.510L/s，水质属HCO3-Ca型，属弱富水性含水层。（6）三叠系和尚沟组（T1h）砂岩含水层为砂岩裂隙含水层，含水层岩性主要由细粒砂岩组成，含水空间以风化及构造裂隙为主，经对井田内泉水调查，天然泉流量≤0.22L/s，水质属HCO3-Ca型，属弱富水性含水层。（7）基岩风化带裂隙含水层该含水层为砂岩裂隙含水层，含水层主要由粗-细粒砂岩组成，含水空间以风化裂隙为主，风化深度一般小于100m。当钻进至该含水层段时，部分钻孔钻井液有漏失现象，钻孔最大消耗量为1.68m3/h（9-1号钻孔）。据9-1号钻孔对该含水层段进行抽水试验，单位涌水量为0.0044L/s.m，渗透系数0.0138m/d，为弱富水性含水层,水质类型属HCO3-K+Na型。当二叠系上统石千峰组(P2sh)、三叠系刘家沟组（T1L）及和尚沟组（T1h）地层出露于地表或浅部时，均可成为基岩风化带砂岩裂隙含水层。该含水层受地形、风化裂隙发育程度及大气降水的影响，不同地段富水性差异较大，在建井阶段应引起注意。（8）第四系松散岩类孔隙含水层主要为第四系松散沉积物，含水层主要由砾石、细砂或砂土等组成，主要分布于山间河谷地带，富水性因地而异，一般愈靠近河谷富水性愈好。本含水层主要接受大气降水及河水的补给，受大气降水影响明显，水质为HCO3-Ca型。3.2表土施工3.2.1施工方案选择根据临近钻孔资料，井筒所经过的表土层厚度一般不超过20m，未见流砂含水层；所经基岩段围岩稳定，未见强含水层，故设计各井筒均采用普通法施工。根据围岩性质和井筒净直径，确定采用混凝土砌碹支护。由于没有井筒检查钻资料，设计暂简单按普式公式计算地压、按薄壁圆筒公式计算井壁厚度，待施工井筒检查钻后再详细计算并调整。南峪回风立井表土段采用钢筋混凝土砌碹支护，砌碹厚度600m，基岩段采用混凝土砌碹支护，支护厚度450mm。3.2.2施工方法的简述南峪风井井筒表土采用井圈背板法掘进前使用临时锁口砌筑，是由井颈上部的临时井壁和井口临时封口框组成，接着使用人工或抓岩机（土硬时可以放小炮）出土。下掘一小段后（空帮距不超过1.2m），即用井圈，背板进行临时支护，掘进一长段后（一般不超过30m），在由下向上拆除井圈、背板，然后砌筑永久井壁。如此周而复始，直至基岩。3.2.3表土工期确定表土施工每一掘进班进尺3m，每天落滑膜灌注井壁一次，井深18.5m，七个工作日结束表土层施工。3.3基岩掘砌施工3.3.1南峪风井基岩段工程概况施工方法简述：基岩段穿过的岩层以砂岩、粉砂岩、泥岩为主，普氏系数在4～6之间，施工推荐采用掘砌混合作业方式。钻眼爆破采用FJD-9型伞形钻架。掘进：钻眼爆破采用FJD-9型伞形钻架，深孔光面爆破。爆破选用水胶炸药、电磁雷管，视围岩情况选择合理的爆破参数。装岩：选用HH－6型抓岩机。支护：井筒基岩段采用混凝土砌碹支护，砌碹厚度450m，采用金属整体下移模板砌壁，砌壁有效段高3m，风动震动器捣固。井口设混凝土搅拌站，搅拌后的混凝土料由2～3m3底卸式吊桶下到吊盘下盘，吊盘上设置分灰器经分灰器将混凝土均匀入模。当过煤及破碎带时，根据实际情况采取临时支护。3.3.2基岩段爆破设计钻眼爆破法施工要根据围岩情况不同调整爆破参数，严格按爆破图表施工，光面爆破周边眼保证爆破后眼痕率在85%以上，不得欠挖，局部超挖控制在150mm以内。1钻孔要求：①掏槽眼的间距误差和眼底间距误差不大于5cm。②辅助眼眼口间距、行距误差不大于5cm。③周边眼误差不大于5cm，眼底不超出开挖轮廓线3cm。④炮眼深度误差不大于5cm。⑤按不同地质条件，随时调整炮眼数量、角度、深度、用药量及装药结构。2周边眼光爆参数:①周边眼的布置应根据岩层情况决定其间距（E），抵抗线（W）和E与W比值；一般W值为500-800mm,E值取350-600mm,E/W值取0.65-1。②周边眼的方向应与井筒轴线纵坡一致。③采用低爆速、高威力的水胶炸药。④周边眼一次同时起爆。3钻爆作业注意事项：①首先应对炮眼布置、数目、角度和深度、用药量，引爆方式、爆破顺序等事先作好钻爆设计。②炮眼数目应根据岩石强度、地质构造、自由面数、井筒断面尺寸、炸药布置、炮眼长度等因素确定，同时还应通过试爆调整初步钻爆设计。③严禁在已爆破的残眼中继续钻眼。爆破后，应经过不少于30分钟的待避时间，人员才能进入工作面。④在工作面钻眼或其他作业时，不得同时装药。⑤钻眼完毕，按炮眼布置图进行检查。炮浆、石粉应在装药前吹洗干净。⑥瞎炮处理。由于操作不良，爆破器材质量差等原因，引起炸药包没有爆炸。瞎炮危及安全，必须按照《爆破安全规程》有关要求处理。在瞎炮处理完毕之前，不允许继续施工，除负责处理瞎炮人员外，所有无关人员均需撤离现场。4南峪风井基岩段爆破参数的计算1）计算炮眼数N开挖断面＝42.99㎡单位炸药消耗量＝1.2kg/m³装药系数τ综合考虑各类炮眼的装药系数选择为0.55查询选取2号岩石铵锑炸药每米质量是0.96，所以 （3·1）实际取98个炮眼。2）每循环炮眼深度本工程的月掘进循环计划进尺为90m，每掘进循环计划进尺数为3m，由于本设计的炮眼利用率为0.9，则有 一般掏槽眼较炮眼深度加深0.2～0.3，实际取炮眼深度为,3.2m。3）炮眼直径本设计选用2号岩石乳化炸药，其药卷直径为35mm，长度为200mm，每卷质量为0.2kg。由于炮眼过小，不利于装填药卷，炮眼过大刚会降低爆破效果和钻眼速度，故根据施工单位常用的钻孔设备和选用的药卷直径，确定炮眼直径为42mm。4）炮眼间距和排距①掏槽眼由于井筒的断面较大，岩石坚硬，故选用复式直眼掏槽。设计炮眼深度3.2m，确定采用三角柱状复式掏槽，布置12个掏槽眼，其中有3个是空眼。②周边眼坚硬岩光面爆破的间距一般在550～700mm，最小抵抗线为600～800mm，为提高光面爆破效果，将周边眼间距取为600mm，最小抵抗线为800mm，周边眼设计位置应考虑0.03到0.05的外插斜率，故周边眼向外倾斜，故有个 实际选取39个周边眼。③辅助眼为了减小钻眼工作量，加快施工速度，辅助眼的间距适当加大，辅助眼间距取为0.8m，共布置47个炮眼。5）装药量①根据装药量计算式计算一个循环的总装药量 （3·2）由于上述装药量为2号岩石铵梯炸药的单位耗药量进行计算的，故应将其换算为2号岩石乳化炸药的装药量，取2号岩石乳化炸药的换算系数为1.1，则一个循环的总装药量为153.4kg。②按装药系数计算单孔装药量及总装药量经查表可得，掏槽