煤层自然发火防治毕业设计

中国矿业大学10级本科生毕业设计1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1井田位置、范围、地形特点和交通位置涡北煤矿位于淮北平原西部，行政区划属安徽省涡阳县管辖，其中心南距涡阳县城4km。涡北矿矿井范围：南起F9断层，北至刘楼断层；东起太原组第一层灰岩顶界面的隐伏露头线，西止于32煤层-1000m水平等高线的地面投影线。平面上近似为一矩形，南北长5.62～6.53km，东西宽2.33～3.71km，面积17.117km2。矿井东南约3km处有濉阜铁路从通过，涡阳火车站距矿井中心约5km；在矿井的西部（直线距离）约图1-1涡北煤矿交通位置图矿内地势平坦，地面标高29.49～31.8m1.1.2矿区水文情况本区属淮河水系。涡河及其支流武家河为长年性河流，由西北向东南流经矿井西南部。夏季洪水期，涡阳城关节制闸上游最高洪水位（1963年8月7日）标高为30.45m，秋冬季枯水期，河水水位一般较低。人工开挖的灌溉沟渠中，较大的有涡新河。区内河渠纵横，河流较多。主要河流有岱河、闸河、濉河、新汴河、沱河、浍河、澥河、涡河、北淝河等。各河大致自西北流向东南，大部分汇入淮河（新汴河直接汇入洪泽湖），流迳洪泽湖然后入海。各河属中小型季节性河流，河水受大气降水控制。雨季各河水位上涨，流量突增；枯水期间河水位回落，流量减少甚至干涸。各河年平均流量3.52～72.10m3/s，年平均水位标高为14.73～26.56m。本区地下水较丰富，一般能满足居民生活及工业用水。1.1.3矿区气候条件本区气候温和，属季风暖温带，半湿润气候，春秋温和少雨，夏季炎热多雨，冬季寒冷多风。1956～1990年年平均气温14.6℃，最高气温（1964年7月9日）41.2℃，最低气温（1969年2月5日）-24℃。春秋季多东北风，夏季多东～东南风，冬季多北～西北风，平均风速为3.2m/s。年平均降水量为811.8mm，雨量多集中在七、八两个月。全年蒸发量1890.6mm，全年无霜期215天，冻结期最早为11月10日（1968年），最晚可至次年3月16日（1959年）。冻土最深可达19cm（1977年1月6日1.1.4矿区地震情况本区处于东西向和南北向大断裂的交汇带，曾有小地震发生，但没有灾害性的大震。根据安徽省地震局1996年编制出版的地震烈度区划图查得，本区地震基本烈度值为Ⅶ，地震动峰值加速度为0.10g。1.2井田地质特征1.2.1井田地形本矿井为一走向近南北，南部略转向南东，向西倾的单斜构造，地层倾角沿走向和倾向均有一定的变化，一般为20°～30°；依据钻探、地震资料，区内断层较为密集，同时小构造亦较发育，因此，矿井的构造复杂程度应属中等局部中等偏复杂。本矿井为全掩盖区，第三、四系厚度变化不大，一般在400～420m左右，古地形东高西低。区内地势平坦，潜水面较浅，在潜水面下3～5m，多为砂质粘土或粘土质砂与粉砂互层，地震勘探施工条件和地震波激发条件较好。本区属华北型晚古生代含煤盆地，二叠纪煤系沉积相对稳定。岩煤层具明显的物性差异，其波阻抗差较大，较易获取煤层反射波。1.2.2井田勘探程度矿井勘探工作量：测定勘控测距导线22条，109个点，共60.45km；测定钻孔95个；测定二维地震测线129条，共389.54km。在查明本区地层的基础上，对含煤地层的岩石组合特征、古生物化石情况进行了详细研究，论述清楚。利用综合勘查方法查明了本区的构造形态，查明了第一水平落差大于20m的断层，基本查明了首采区落差大于10m的断层，主采煤层底板等高线控制严密，井田边界已经控制，岩浆岩对煤层煤质的影响已详细了解。查明了本区煤层的层数、层位、厚度、结构及其变化规律、各可采煤层的物理性质和煤岩特征及本区的水文地质条件。1.2.3井田煤系地层概述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。各组岩性特征由老到新简述如下：(一)奥陶系（O2t）老虎山组：揭露厚度10.76（6(1)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。(二)石炭系（C）矿井内6(1)孔揭露出本溪组和太原组地层剖面。1、中统本溪组（C2b）：与下伏老虎山组假整合接触。厚43.73m，为深灰色钙质泥岩、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。2、上统太原组(C3t)：与下伏本溪组整合接触，厚127.70m。根据岩性特征分段叙述如下：下段：为深灰色生物碎屑泥晶灰岩，含蜓类、海百合、有孔虫、瓣鳃类等动物化石。中段：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：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。(三)二叠系（P）１、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66.85～108.11m，平均厚87.76m。由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成，含10、11两煤层（组）。2、下统下石盒子组（P1X）：与下伏山西组整合接触。下界从骆驼钵砂岩之底，上界至3煤组下K3砂岩之底，地层厚246.73～255.31m，平均厚250.04m，岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。本组为本矿主要含煤段，含4、5、6、8等四个煤组，其中81、82为本矿主要可采煤层，62、63为局部可采煤层。3、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。4、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85～90%，含长石及重矿物，接触式、基底式胶结，填隙物主要为硅质、少量泥、钙质，局部可见泥岩角砾，厚层状，层理不发育。上段：砖红色粉砂岩为主，夹细砂岩薄层，镜下鉴定石英含量可达75～85%，长石含量10%左右，含有重矿物，基底式、接触式胶结，填隙物主要为钙质，少量泥质，常见钙质结核，平行层理发育，层面含白云母片。(四)上第三系1、中新统本统与下伏二叠系呈不整合接触。厚度111.20～147.80m，平均为133.50m，一般可分为三段：下段：为残坡积相沉积，岩性较杂，其厚度变化大，为0～11.35m，一般厚度3～4m，为深黄、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：为湖相沉积，岩性为灰绿色粘土和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。一般厚度10m左右。上段：为湖相沉积，岩性由灰绿、灰白、灰黄色厚层粘土及砂质粘土间夹5～8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。一般厚度110m左右。2、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：棕黄、灰绿、灰白色中细砂及粉砂、粘土质砂间夹3～6层砂质粘土及粘土组成。一般厚度55m左右。中段：棕黄及浅黄色中细砂和粉砂间夹3～5层粘土或砂质粘土，砂层单层厚度大，结构松散。局部夹1～3层薄层呈透镜状分布的砂岩（盘），钙泥质胶结，岩性坚硬。本段厚度95m左右。上段：灰绿、浅黄、棕黄色粘土及砂质粘土夹2～3层细砂及粘土质砂。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。厚度32m左右。(五)第四系该地层假整合于上第三系之上，厚度83～99m，一般为91m左右。1、更新统为河流相沉积，岩性变化大，由浅黄色细砂、粉砂和粘土质砂间夹多层粘土和砂质粘土组成。顶部有一层约1～2m厚的深灰色砂质粘土，富含腐殖质，含螺、蚌壳化石碎片。厚度一般70m左右。2、全新统假整合于下伏更新统之上，厚度为30m左右，本统属河流～河漫滩相沉积，可分为上下两段。下段：土黄色、浅黄色粉砂、细砂及粘土质砂间夹薄层砂质粘土，砂层较松散，具有2～3个韵律和微薄水平层理。上段：褐黄色、灰黄色砂质粘土，垂深5～7m，富含钙质结核（砂礓）。顶部近地表0.5m为褐灰色耕植土。1.2.4井田地质构造涡北煤矿属于涡阳矿区，涡阳矿区的控煤构造与淮北煤田东部的徐宿弧形推覆构造和淮南煤田南缘的推覆和滑脱构造是完全不同的，它是一种裂陷控煤构造。其构造作用方式和形成时代都有其自己的特点，这与其所处的构造环境有关。见图2-1。图1-2涡阳矿区构造略图地堑--地垒组合是涡阳矿区的主要构造表现形式。涡阳矿区的地堑--地垒组合具有近东西向和近南北向的两种展布形式，其中东西向者规模相对较大。它们复合后的形态正好是类似基底的网格状。两种方向的地堑--地垒构造间复合具有多种型式，其复合效应在新生界地层沉积，煤系地层因此被深埋；在地堑和地堑的复合部位，下第三系红层比较少见，煤系地层赋存较浅；在地垒和地垒的复合部位，可见基岩露头零星裸露，煤系地层或赋存较浅，或被剥蚀。涡阳矿区的褶曲构造不甚发育，或不具规模。过去，涡阳矿区曾被归纳为徐宿弧形构造的外围构造，即弧形构造的向西过渡，褶曲构造较为发育，并因此将涡阳矿区定名为亳州穹褶曲。如“芦庙--梅城背斜”、“信湖背斜”、“永城背斜”等及其配套“向斜”构造存在其间，现今，这种构造认识已被大量实证资料所否定，其相应背斜位置皆为地垒或断隆(背形)；向斜部位则皆是地堑或断陷(向形)。涡阳矿区构造具有复杂多变的组合型式，这是构造多期次活动和构造继承的结果。早期发生的构造在晚期再次活动，使其兼具晚期构造运动的特点；晚期构造的多次运动使其在切割关系上又显现出早期构造的特征。所以，断层切割关系十分复杂。涡阳矿区构造是在其网格状破碎基底上发育而来的裂陷控煤构造。印支--燕山期，本区地壳一直处于一种挤压应力背景之中。但由于其距板缘构造运动带较远，因此板缘强烈的褶皱作用或逆冲推覆作用都不应是本区所具有的构造活动方式。基底的脆形变形，即基底网状裂面的发生和发展(也应包括一些区域性大断裂向盖层的发展)应该是本区此时期构造运动的主要方式。晚白垩世晚期(即喜马拉雅早期)及其后，该区地壳运动已实现了由挤压缩短机制向拉张断陷机制的转变。于是夏邑--固始断裂开始发生和发展，西部巨厚的新生界盆地即将堆积；于是宿北断裂和光武--固镇断裂间的光武--涡阳大地堑开始加大其垂向反差，顺应其地堑中心部位，在涡阳矿区出现了下第三系红层的堆积。井田地质构造及分布特征涡北煤矿位于涡阳矿区的东北部，地处宿北断裂、光武～固镇断裂及夏邑～固始断裂和丰涡断裂所围成的菱形地块内。主体构造表现为一遭受断层（块）切割了的西倾单斜。矿井构造明显受到区域构造的制约。图1-3涡北井田（基岩）地质简图涡北煤矿总体上为一走向近南北，向西倾斜的单斜构造，地层倾角一般在20～30º。其南、北自然边界分别为F9、F9-1和刘楼断层。区内的F22（纵向）和F26（横向）两条相交的正断层将矿井分割成四个小区。Ⅰ区：刘楼断层～F26间，F22～矿井浅部边界；Ⅱ区：F26～F9及F9-1间，F22～矿井浅部边界；Ⅲ区：刘楼断层～F26间，F22～矿井深部边界；Ⅳ区：F26～F9间，F22～矿井深部边界；除第Ⅲ小区断层相对稀少外（2条），其它3个小区的断层较发育，其中以第Ⅳ小区最复杂。但“出露”于基岩面的仅有28条，见图2-2。区内构造特点以断层为主，褶皱不太发育。全矿井共查出断层54条。其中正断层51条，逆断层3条。在54条断层中，落差<10m有8条，<20m的21条，≥20m的占33条，另还有孤立断点46个。总的来看小断层还是较为发育，特别是在浅部或一些较大的断层附近。从现有资料统计，矿井内<10m的8条小断层和46个孤立断点主要分布在F25断层附近和以北地段中的一水平范围内（7条小断层及30个孤立断点，占近70%）。井田内主要断裂构造涡北井田内断层数量多，据地震提供的断点和岩煤层对比，结合矿井构造规律等多种因素，进行综合分析组合成断层54条。井田内断层展布方向规律明显，除8条近东西方向的断层外，其它断层均在NE～NW方向之间，其中又以NNE和NNW方向为主的展布方向规律明显，查出的54条断层，除3条边界断层及两条分区断层对煤层影响最大以外，其它断层均不同程度地影响各分区内的煤层或煤组。其中影响8煤组的断层有43条，除F25、F8、F1、F34等四条断层的落差≥100m外，其它断层一般都在50m左右，其中<20m的19条，占44%。井田内主要断层包括以下断层，对应位置见图2-2。（1）刘楼断层为矿井北部边界。正断层，走向近EW，倾向N，走向长度>3km，落差>1000m，倾角30～50º。该断层在新的构造期再次发生了继承性活动，切穿了新第三系，使上盘地层进一步下滑。（2）F9断层为矿井南部边界。正断层，走向总体为NE方向，在矿井浅部逐渐转向近EW方向。倾向SE，走向长度>2.3km，落差>280m，倾角70º，属查明断层。（3）F9-1断层为矿井东南边界。正断层，走向总体为NE方向，倾向SE，走向长度>900m，落差>270m，倾角50º，南部被F9所截，属查明断层。（4）F22断层为分区边界。正断层，走向SN，倾向E，走向长度>6km，贯穿整个矿井。落差65～250m不等，北部（构1线～3线）较小，一般<100m，1线附近最小为65m，向南变大，最大在9线、11线为250m。断层倾角变化也较大，在30～75º之间，局部呈舒缓波状，由北向南倾角逐渐增大，造成无煤带水平宽度在30～300m之间，一般为200m左右，属查明断层。（5）F26断层为分区断层。正断层，走向NEE，倾向NNW，走向长度>3.7km，切割整个矿井。落差在90～310m之间，倾角为40～70º，属查明断层。（6）F26-1断层正断层。走向NEE，倾向NNW，倾角40～70º，落差0～100m，为F26的分支。在平面上与F26组成一长条形断夹块，长2.2km，宽0.10km。在-1000m以深与F26相交，剖面上呈一似“y”字形，对上部煤层有一定影响。由于夹块较窄，致使块内的煤层无开采价值，属查明断层。（7）F1断层正断层。走向总体近SN，在平面上呈一较平直的“蛇曲形”，走向长度约2km。南部被F9所截，向北在8-9线附近交于F22断层。落差25～100m，倾角40～70º。在平面上与F22断层构成一个地堑式的夹块，长1.9km，宽0～0.23km（8）F25断层正断层。走向总体近EW，东段由于受F22的切割影响，使其走向变为NEE向。深部被F26断层所截。走向长度约2.2km，贯穿Ⅱ、Ⅳ小区。落差20～150m，浅部小，深部大，断层倾角70º，属查明断层。（9）F15断层逆断层。位于Ⅰ区之中，北与F22-1相交，向南被F26-1断层所截。总体走向SN，倾向E，走向长约1.5km，落差0～50m，影响深度在-700m水平以下，对32煤层及一水平的其它煤层没有破坏作用。断层倾角在5～30º之间，为查明断层。（10）F63断层正断层。位于Ⅰ区之中，北与刘楼断层相接，南被F26-1所截。总体走向SN，倾向W，在平面上为一向东弯曲的“弓箭”状，走向长度约2.2km，深部被F22所截。主要影响32煤层和6煤组的局部地段，对8煤组和112煤层无影响。断层落差30～150m，北部小，向南逐渐增大，为查明断层。（11）F8断层正断层。位于Ⅳ区之中，总体走向NNW，北端逐渐转向N，并消失在8-9线附近，南端被F9所截。走向长度约为2.6km，倾向SWW，落差在0～120m之间，由北向南逐渐增大，倾角60～70º，属查明断层。（12）F3断层逆断层。位于Ⅳ区之中，总体走向NE，北端逐渐转向NNE方向，倾向SE，走向长度约1.5km，落差在0～50m之间，倾角50～58º，属查明断层。井田内褶曲构造本矿褶曲不甚发育，仅存在一些宽缓的波状起伏。F22断层以东的Ⅰ、Ⅱ小区，地层倾角变化不大，一般在27º左右；F22断层以西的Ⅲ、Ⅳ小区，地层倾角则相对较为平缓，但沿走向也有一定的变化，北部宽缓，地层倾角在11～21º之间，一般在17º左右。自第8勘查线向南～-700m水平以深及F3以南的地段，地层倾角变陡，由21º逐渐变为27º，致使南部水平宽度减小，地层走向也逐步拐向SE方向。井田内岩浆活动区内岩浆活动不甚强烈，仅在矿井边缘有两个钻孔（6-1、12-7孔）见到。6-1孔：斑状花岗岩，厚度7.80m，侵入层位位于本溪组顶部；12-7孔：闪斜煌斑岩，厚度1m，侵入层位在上石盒子组上部，下距3煤组约270m左右。根据已有资料分析，岩浆岩对矿井内煤层、煤质、瓦斯赋存影响的可能性较小。从区域岩浆岩资料及本矿井的侵入层位可以推断，区内岩浆岩的侵入时代应属于燕山期。1.2.5井田水文地质情况本矿范围内的地表水均属淮河水系，主要地表水系为涡河、武家河、涡兴河等。涡河是淮河北岸的一级支流，流经本矿西南边界，由西北流向东南汇入淮河。涡河常年水深1～2m，汛期4～8m，3年、5年、10年一遇流量分别为1100m3/s、1500m3/s、1800m3/s。武家河是涡河的支流之一，由北向东南流经本矿西南部，涡兴河是武家河的支流之一。涡河及武家河为中小型季节性河流，水文动态受气候因素控制，具雨源型特点，表现为洪水期，河水位上涨，流量急增，枯水期河水位大幅度下降，流量减小。涡河在近40年的最高洪水位标高为30.45m，最大洪峰流量地下水含（隔）水层矿内煤系地层均被新生界松散层所覆盖。松散层厚度受古地形所控制，总休趋势是自东向西逐渐增厚，两极厚度378.80～445.40m，一般厚度为400m(一)第一含水层（组）底板深度在31.30～37.60m之间，一般为35m左右。含水砂层厚度为14.85～26.00m，一般为20m左右。顶部近地表0.5m左右为褐灰色耕植土，埋深在5～7m处富含钙质结核和铁锰质结核。该层（组）主要由浅黄色细砂、粉砂及粘土质砂，夹2～3层薄层状砂质粘土组成。据供水总结抽水试验资料：水位标高27.13～29.22m，q=0.534～1.536l/s.m，K=3.58～8(二)第一隔水层（组）底板深度45.60～53.40m，一般为50m左右。隔水层厚6.40～15.80m，一般厚度(三)第二含水层（组）底板深度86.30～104.60m，一般为90m左右。含水层厚度9.40～28.50m，一般为20m左右，由浅黄色细砂、粉砂及粘土质砂，夹5～8层砂质粘土或粘土组成。该含水层（组）砂层单层厚度小，变化大，一般砂层不发育。据供水总结抽水试验资料：水位标高24.46～28.01m，q=0.099～0.564l/s.m，K=0.98～4.28m/d，富水性弱～中等。矿化度0.830～1.51g(四)第二隔水层（组）底板深度116.40～142.30m，一般为120m左右。隔水层厚度12.80～46.50m，一般为23(五)第三含水层（组）底板深度为260.20～297.60m，一般为270m左右，含水层厚度69.50～124.10m，一般为100m左右，由深黄、棕黄、棕红、灰白色、中砂、细砂、粉砂及粘土质砂，夹5～8层粘土或砂质粘土组成。顶部一般夹有1～2层细砂岩（盘），在195～225m有1～2层厚粘土可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。据供水总结抽水试验资料：水位标高14.56～22.31m，q=0.491～0.890l/s.m，K=0.89～3.90m/d，富水性中等。矿化度0.791～1.245g/l，全硬度为4.19～10.01德国度，pH值8.30，氟含量1.7～1.8mg/l，水温18～19℃，水质类型为HCO3.Cl-K+Na型和HCO3.Cl.SO4-K+Na型水。经矿泉水指标测试结果，本层水中锶、碘、偏硅酸达到饮用天然矿泉水标准。下段砂层较上段薄，一般厚度为20～40m，砂层泥质含量高，含水性比上部差。据供水总结抽水试验资料：水位标高22.61m，q=0.232l/s.m，K=1.25m/d，矿化度1.245g/l，全硬度为5.41德国度，pH值8.45，氟含量2.62mg/l，水温(六)第三隔水层（组）底板深度为374.80～442.20m，一般为400m左右，隔水层厚59.90～128.40m，一般为95m左右，由灰绿、棕红、灰白色粘土、砂质粘土及钙质粘土，夹4～10层粉细砂及粘土质砂组成。底部在6～12线之间有泥灰岩分布，其厚度1.40～32.30m，平均厚10.(七)第四含水层（组）本含水层（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，含水层厚度0～11.35m，平均厚3.43m。其岩性较复杂，多为半固结及固结状砾石及粘土质砂组成。分布极不稳定，只是在4线和10线局部地段呈透镜状分布。据10(7)孔抽水试验资料：水位标高33.312m，q=0.0327l/s.m，K=0.3424m/d，富水性弱。矿化度3.16g/l，全硬度18.43德国度，水质类型Cl.SO4-K+Na型水。据2006年4月施工的四含观测孔资料，当时水位标高为+23.50m。岩层透水性(一)二叠纪地层含、隔水层（段）二叠纪地层岩性主要由泥岩、粉砂岩及砂岩所组成，并以泥岩和粉砂岩为主。砂岩裂隙一般不发育，即使局部地段裂隙较发育，也具有不均一性，且抽水试验水量较小。根据区域水文地质资料和矿区内主采煤层赋存的位置与裂隙发育的程度划分如表1-4中的含、隔水层（段）。(二)石炭系含、隔水层（段）1、太原组石灰岩岩溶裂隙含水层（段）本矿据6(1)孔资料，太原组厚度127.70m，由灰岩、泥岩、粉砂岩、砂岩和煤层组成。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。一般可划分为上下两个含水层段，上部灰岩含水层段由4层灰岩组成，灰岩厚度21.93m，其中L3、L4层灰岩，单层厚度大且分布稳定。L1灰上距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（4(4)）有漏水现象，漏水孔率占2.4%，据8-92和邻区涡水37孔抽水试验资料：水位标高27.17～34.599m，q=0.0286～0.287l/s.m，k=0.155～1.857m/d，富水性弱～中等，矿化度1.941～3.42g/l，全硬度20.72～33.28德国度，水质类型为Cl.SO4-K+Na型和SO4.HCO3-k+Na.Mg型水。据2004年10月施工的太灰观测孔资料，当时水位标高为+26.60m。2、本溪组隔水层（段）该段以钙质、铝质和铁铝质泥岩为主，夹2～3层薄层状灰岩，隔水层厚度为36.72m，岩性致密完整，钻探揭露时无漏水现象，具有一定的隔水作用。(三)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6(1)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。井田涌水量一、矿井涌水量构成矿井水量构成主要是煤系砂岩裂隙水，其次是新生界含水层孔隙水和其它水（包括采掘活动中的施工用水等）。1、煤系砂岩裂隙水该水通过砂岩裂隙，采动冒裂带的导水裂隙等进入矿井，水量约26m32、新生界松散层含水层孔隙水本矿主要是三含水，同主井、副井、风井井筒沿井壁裂隙淋入井下，水量约12.8m33、其它水井下防尘、施工等用水，水量约4.3m3（三）矿井涌水量的相关因素及变化规律1、大气降水、地表水对矿井涌水量的影响：本矿新生界松散层有三个隔水层，即第一、第二、第三隔水层，尤其是三隔能有效地隔绝大气降水、地表水与煤系砂岩裂隙水的水力联系，因而大气降水、地表水对矿井涌水量没有影响。2、由于本矿处于建矿初期，未正式投产，主要是施工巷道，从总体上讲，矿井涌水量随着巷道长度的增加及其围圈面积的增大而增加。二、涌水量估算结果1、估算新生界松散层第四含水层（组）涌水量为72m32、公式估算一水平矿井正常涌水量为266m3/h；水文地质比拟法公式估算一水平矿井正常涌水量为282m3/h，最大涌水量为395m3/h，两种方法估算的矿井涌水量结果相差不大。矿井涌水量估算公式和参数选择合理，基本符合该矿水文地质条件和实际水文地质资料反映的规律，建议采用比拟法估算的正常涌水量282m3、参照《地下水资源分类分级标准》（GB/15218-94）估算涌水量结果其精度相当C级，误差大体在40%以内，基本满足矿井排水设计的需要。4、估算太原组石灰岩岩溶裂隙水的可能突水水量为490m3/h，此类涌水量不作为矿井正常涌水量，亦不作为矿井最大涌水量，此水量应当作为灾变水量。本矿灾变水量为282+490=772m1.3煤层特征1.3.1煤层埋藏条件及层数本矿为石炭～二叠纪含煤地层。石炭系煤层薄、不稳定、煤质差，并且顶板多为石灰岩，水文、工程地质条件复杂，暂不作勘查对象。二叠纪含煤地层，总厚约990m，含煤20～30层，煤层总厚20～26m。上石盒子组下部含1、2、3三个煤组，多为薄煤层。下石盒子组含4、5、6、8等四个煤组，为矿井主要含煤段。山西组下部含10、11两个煤组，煤层薄，煤分层少。可采的有32、62、63、81、82、112等六层煤层，可采煤层平均总厚10.10m，其中81、82为主要可采的较稳定煤层，平均总厚7.37m，占可采煤层总厚的73%；其它为不稳定的局部可采煤层。涡北矿井二叠纪煤系地层含煤系数约2.3%。其中山西组约1.1%，下石盒子组约6.1%，上石盒子组约0.8%。煤层厚度有一定变化，但规律性较明显，结构简单至较复杂，全区可采或大部分可采，可采区连续性较好，可采范围内厚度变化不大，为较稳定煤层。达不到上述指标的为不稳定煤层。可采煤层情况：涡北矿井有可采煤层6层，自上而下编号为32、62、63、81、82、112。各可采煤层情况见表4101。现分述如下：可采煤层特征一览表煤层编号穿过点数可采点数不可采点数尖灭点数断缺点数冲刷点厚度(m)夹矸数结构变异系数%可采指数面积可采率稳定程度两极值平均值一层二层三层32502911100.22-1.750.89122简单430.8076不稳定627722298180-1.660.597简单580.3735不稳定637918377170-1.210.519简单630.4121不稳定818661合并41920-7.193.78185简单360.9799较稳定828669171.67-8.203.362293较简单391.00100较稳定112441713590-1.580.7191简单620.4931不稳定1.3.2煤层围岩性质32煤层：位于上石盒子组下部，为本组唯一可采煤层。煤层厚0.22～1.75m，平均0.89m。变异系数为43%，可采指数0.80，厚度频率分布，0.7～1.4m的见煤点占67%，小于62煤层：位于下石盒子组下部，上距32煤层平均间距为211.25m，煤层厚0～1.66m，平均0.60m。变异系数为58%，可采指数0.37，厚度频率分布，≥0.7m的占40%，小于0.7m的占60%，结构简单，少数见煤点具一层夹矸，夹矸为炭质泥岩。煤层顶、底板以泥岩为主，并有少量粉砂岩。63煤层：位于下石盒子组下部，上距62煤层0.92～8.96m，平均3.58m，煤层厚0～1.21m，平均0.51m。变异系数为63%，可采指数0.41，厚度频率分布，≥81煤层：位于下石盒子组下部，上距63煤层平均间距29.01m，煤层厚0～7.19m，平均3.78m。变异系数为36%，可采指数0.97，厚度频率分布，≥2.1m的占92%，其中2.1～4.2m的占75%，结构简单，1/3见煤点具一层夹矸，夹矸为炭质泥岩或泥岩。煤层顶板以泥岩为主，粉砂岩、细砂岩次之，粉砂岩、细砂岩下常发育泥岩伪顶，82煤层：位于下石盒子组下部，上距81煤层0～6.77m，平均4.45m，煤层厚度1.67～8.20m，平均3.36m。变异系数为39%，可采指数1，厚度频率分布，≥2.1m的占81%，其中2.1～4112煤层：位于山西组下部，上距82煤层平均间距为103.03m，煤厚0～1.58m，平均为0.71m。变异系数为62%，可采指数0.49，厚度频率分布，≥0.70m的占48%，小于1.3.3煤的特征一、煤的物理性质和煤岩特征(一)煤的物理性质及宏观煤岩特征1、32煤层黑色，条痕黑褐色，煤芯块状～粉末状。弱玻璃光泽～玻璃光泽，条带状结构，参差状断口。内生裂隙较为发育，且有少量的黄铁矿充填。宏观煤岩成分以亮煤为主，夹镜煤或丝炭条带，煤层底部暗煤含量较高。属半暗～半亮型煤。2、62、63、81、82煤层黑色，条痕多为黑色，煤芯块状、碎块状～粉末状。玻璃光泽，阶梯状断口，内生裂隙发育。宏观煤岩成分主要为亮煤和镜煤，少量暗煤，62煤暗煤成分稍高。宏观煤岩类型为半亮型～光亮型煤。3、112煤层黑色，条痕褐黑色，煤芯呈块状，玻璃光泽，内生裂隙较为发育，断口平坦。宏观煤岩成份以亮煤为主，少量镜煤和暗煤。属半亮～光亮型煤。(二)显微煤岩特征组分煤层有机组分（%）有机总量（%）无机组分（%）镜质组反射率（%）镜质组半质镜组惰性组壳质组粘土类硫化物碳酸盐3272.315.6121.770.3187.7810.800.161.261.216276.453.0920.4690.249.410.351.408172.857.7519.190.2194.284.428272.114.2623.350.2892.396.420.041.151.4311276.1910.7813.0393.125.261.621.49各煤层有机质含量均大于85%，其中以镜质组为主，含量一般大于72%，其次为惰性组，一般在13～24%之间，壳质组含量较少，基本上<0.5%。无机组分主要为粘土矿物，约占4～11%，其它矿物一般在1%左右；112煤层硫化物稍高。二、化学性质、工艺性能及煤类(一）煤的化学性质1、有害组分⑴煤的灰分各煤层原煤灰分：平均值在19.18～27.18%，属动力用煤中灰煤；各煤层浮煤灰分：平均值在7.75～10.81%，属冶炼用炼焦精煤低灰煤的有81、112煤层，其余为中灰煤。⑵煤灰成分及灰熔融性各煤层煤灰组成基本相同，主要为酸性氧化物，平均含量在70.58～89.33%之间，112煤层偏低。碱性氧化物除112煤层>25%外，其它煤层均在20%以下。CaO含量上、下盒子组煤层高于山西组112煤层；MgO一般<2%。由于112煤层的Fe2O3含量较高，结渣指数相应较高；其它煤层的结渣、结污指数较低，可使燃烧炉正常出渣。各煤层煤灰熔融性较高，软化温度一般大于1250℃，高者可达1500℃以上，属较高～高软化温度灰。2、粘结指数（GR。I）各煤层GR。I平均值在79.6～90.8之间，其中81、82煤为强粘结煤（G<85），其余为特强粘结煤（G>85）。3、坩埚膨胀序数和奥亚膨胀度坩埚膨胀系数（CSN）一般在4～8之间；奥亚膨胀度b值以FM最高，平均值>180，JM的b值变化较大，最小为-15，最大为140。综上所述，本矿井煤层属强～特强粘结性煤，具良好的结焦性，其洗选精煤是优质炼焦配煤。(二)煤的工艺性能发热量统计表煤层煤类Qb.d（MJ/Kg）Qgr.d（MJ/Kg）分级原煤浮煤原煤32FMJM21.25-31.3527.53(14)31.82-33.9732.98(4)27.42高热值煤62JM23.08-29.0025.54(9)30.65-33.7132.91(5)25.45中热值煤63FMJM21.56-28.3225.90(4)25.81高热值煤81JM24.83-31.5128.85(27)31.50-34.8933.60(12)28.76高热值煤82JM24.59-30.8228.48(28)31.48-34.6933.24(11)28.38高热值煤112JM25.98-30.9528.58(8)33.89(1)28.27高热值煤三、煤质及工业用途评价1、煤质特征本矿井以JM为主，伴有少量FM，煤类分布规律明显。各煤层为中灰煤，特低硫（112煤层属中高～高硫分煤），特低磷～低磷，三氧化二砷含量甚微；属中高热值煤，高～难熔灰，酸性灰渣，结渣、结污指数低。主采煤层81、82浮煤产率在62～72%之间，属良等。但浮、沉产物不易迅速分离，属中等可选～极难选。各煤层属中等挥发分，强～特强粘结性，具良好的结焦性。2、煤的工业用途综上所述，本矿井煤层以中变质的JM为主，洗精煤灰分<10%，粘结性强，结焦性好，是较为理想的炼焦配煤；中煤可作为动力用煤。四、瓦斯本矿瓦斯含量较高者有32、81、82，其最高瓦斯含量分别为6.85ml/g.daf、6.96ml/g.daf、8.84ml/g.daf。矿井相对瓦斯涌出量为15.98m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为47.46m瓦斯测试成果表煤层瓦斯成分（%）瓦斯含量（l/g.daf）CH4(含C2+)N2CO2CH4(含C2+)CO2320-92.5054.73(1)0.00-86.3636.86(11)3.61-29.188.41(11)0-6.852.58(11)0.074-0.270.15(11)6233.97(1)6.53(1)59.50(1)0.16(1)0.38(1)6316.46-78.2247.34(2)19.14-35.9827.56(2)2.64-47.5625.10(2)0.21-2.651.43(2)0.09-0.200.145(2)810.96-93.0161.34(19)3.35-98.1232.35(19)0.00-15.376.31(9)0.01-6.962.55(19)0.00-4.070.39(19)8220.50-95.0459.78(16)1.33-69.2733.59(16)2.22-25.466.63(16)0.02-8.842.47(16)0.04-0.660.21(16)11251.09(1)43.35(1)5.56(1)0.68(1)0.10(1)五、煤尘各煤层之煤尘燃烧时均有一定长度的火焰，最大火焰长度者为32煤可达250mm，一般需通入25～>95%的岩粉方能抑制发火；且各煤层爆炸指数为21.28～28.03%，均>15%，所以各煤层均存在爆炸危险性。今后各煤层均存在爆炸危险性。煤尘爆炸性试验成果统计表煤层样点数挥发分Vdaaf(%)火焰长度(mm)岩粉量（%）结论32525.35～30.61有火～25020～80有爆炸危险62323.44～25.5030～10055～80有爆炸危险81621.28～24.18有火～9545～>95有爆炸危险82721.15～24.59有火～10055～>95有爆炸危险112120.96有火25有爆炸危险六、煤的自燃以还原样与氧化样着火点温度之差ΔT1-3评价煤的自然发火倾向。大部分样品ΔT1-3在20℃以内，32煤层属不自燃；62煤层属不易自燃～不自燃；81煤层为很易自燃～不自燃；82、112煤层属易自燃～不自燃。自燃发火倾向性试验成果统计表煤层煤类样点数原样（℃）ΔT1-3（℃）自燃倾向等级(点)结论ⅠⅡⅢⅣ32FM4362～38010～2613不自燃62JM6346～3748～2824不易自燃～不自燃81JM15342～3914～391239很易自燃～不自燃82JM14353～3896～49419易自燃～不自燃112JM5349～39016～41212易自燃～不自燃2井田开拓2.1井田境界及可采储量2.1.1井田边界范围及面积井田边界：涡北煤矿位于淮北平原西部，行政区划属安徽省涡阳县管辖。其中心南距涡阳县城4km。地理坐标：东径116°09′58″～116°12′45″，北纬33°30′53″～33°34′48″。矿井范围及面积南起F9断层，北至刘楼断层；东起太原组第一层灰岩顶界面的隐伏露头线，西止于32煤层-1000m水平等高线的地面投影线。平面上近似为一矩形，南北长5.62～6.53km，东西宽2.33～3.71km，面积17.117km2。2.1.2矿井工业储量一、根据涡北煤矿井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算:二、依据《生产矿井储量管理规程》:煤厚，能利用储量最低可采厚度为0.7m，煤的灰份指标能利用储量灰份最高不大于40%（含40%），暂不能利用储量灰份最高不大于50%（含50%）超过51%则不计储量,暂不能利用储量厚0.6m；三、依据国务院过函（1985）5号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复》内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；四、储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以煤分层总厚度作为储量计算厚度；五、井田内主要煤层稳定，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；六、煤层容重：8#煤层容重为1.40t/m3。根据煤层底板等高线图，用CAD计算机软件得出井田境界内煤层的水平投影面积。根据国家规定的煤层最低开采厚度和本矿的地质条件，由于3、6、11煤层较薄，在本矿井设计中不予考虑，在下面设计中主要针对8煤。8#煤层工业储量按下式计算：Q=S×M×D/cosα式中：Q——储量，万t。S——各块段的面积，万。M——各块段内煤层的厚度，m。 α——煤层倾角，取20°。D——各块段内煤的容重，均为1.47Q=S×M×D/cosα=1214.4279×7.4×1.40/cos20°=13389万t图2.1井田赋存状况示意图2.1.3矿井可采储量一、计算可采储量时必须考虑永久煤柱的损失：（1）、工业广场保护煤柱；维护带宽度为10～15m（2）、井田境界煤柱损失；维护带宽度为25m。（3）、采煤方法所产生煤柱损失和断层煤柱损失；断层维护带宽度15m。（4）、建筑物、河流、铁路等压煤损失；二、各种煤柱损失计算（1）、井田边界保护煤柱：井田边界保护煤柱留设25m宽，则井田边界长17710m。边界煤柱可按下列公式计算Z=L×B×M×R（2.1）式中：Z——边界煤柱损失量；L——边界总长B——边界宽度，取25m；M——煤层厚度，8#煤7.4mR——煤的容重，1.40t/m 。则井田的边界保护煤柱为：Z=L×B×M×R\cos20°=18168×25×7.4×1.40\cos20°=501万吨（2）、工业广场保护煤柱：工业广场按Ⅱ级保护留围护带宽度10m，工业广场面积由表2.1确定，取18公顷。工业广场保护煤柱如图2.2。则工业广场保护煤柱面积为：692338平方m。表2.1工业场地占地面积指标井型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120-1801.245-901.59-301.8根据上表规定，本井田工业广场占地面积S取值如下：S=1.2×150/10=18公顷则将工业广场定为长450m，宽400m。8#煤层平均倾角α＝20º，松散层厚度约为35m，移动角ψ=45º，上覆岩层的边界角δ=70º，下山移动角β=70º，上山移动角γ=70º。工业广场围护带宽度为10m，根据垂直剖面法所作的工业广场保护煤柱的尺寸计算如图2.2所示。图2.2工业广场保护煤柱工业广场煤柱的损失为：Z=S×M×R(2.2) =692338×7.4×1.40=717万t（3）、井筒保护煤柱：主、副井井筒保护煤柱在工业广场保护煤柱范围内，故井筒保护煤柱损失量为0。各种保护煤柱损失量见表2.2。表2.2保护煤柱损失量煤柱类型煤柱损失量（万t）井田边界保护煤柱501工业广场保护煤柱717合计12183、矿井可采储量计算矿井的可采储量是矿井设计的可以开采的储量，其计算公式为：Zk=（Zg-P）×C（2.3）式中：Zk——矿井可采储量，万t；P——保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，万t；C——采区采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85；地方小煤矿不小于0.7。则矿井设计可采储量，代入数据得：Zk＝(13389－1218)×0.75＝9128.25万t计算得出本矿井的可采储量为：9128.25万t。表2.3可采储量汇总表煤层可利用工业储量(万t）永久煤柱损失量(万t）可采储量(万t)工业广场(万t)井田边界(万t）合计(万t）8#1338971750112189矿井设计生产能力及服务年限1、矿井年工作日数的确定按照《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井设计生产能力按年工作日300天计算。所以，本矿井设计年工作日数为300天。2、矿井工作制度的确定矿井工作制度设计采用“三八”工作制，即二班生产，一班准备，每班净工作时间为8个小时。3、矿井每昼夜净提升小时数的确定按照《煤炭工业矿井设计规范》规定：矿井每昼夜净提升时间16小时。这样充分考虑了矿井的富裕系数，防止矿井因提升能力不足而影响矿井的增产或改扩建。因此本矿设计每昼夜净提升时间为16小时。4、矿井设计生产能力的确定矿井设计生产能力确定为150万t/a。其主要因素如下：《煤炭工业设计矿井设计规范》第2.2.1规定：矿井设计生产能力，应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及市场对煤炭需求等因素，经多方案的比较或系统优化后确定。论证矿井设计生产能力应进行第一开采水平不或小于20年配产。矿井规模可根据以下条件确定：1、资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定的太大。2、开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市）和交通情况（铁路、公路、水路）、用户、供电、供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发力度和矿区规模；否则应缩小规模。3、国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤种、煤质、产量等的预测是确定矿区规模的一个重要根据。4、投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大。5、矿井服务年限的核算矿井服务年限的计算公式为：T=Zk/(A·K)(2-4)式中：T——矿井的服务年限，a；Zk——矿井的可采储量，万t；K——矿井储量备用系数，取K=1.1；A——矿井设计生产能力，万t/a;由上计算结果可知：矿井可采储量为9128.25万t，则矿井服务年限为：T=Zk/(A·K)=9128.25/(150×1.1)=55.32a2.1.5井型校核1、煤层开采能力井田内8#煤层平均7.4m，为厚煤层，赋存稳定。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采工作面保产。2、辅助生产环节的能力校核矿井设计为中型矿井，开拓方式为双立井单水平开拓，主立井采用箕斗运煤，副立井采用罐笼辅助提升、下放物料，辅助电机车的运输能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤经顺槽胶带输送机到大巷胶带输送机运到井底煤仓，再经主立井箕斗运输至地面，提升能力大，自动化程度高。3、矿井工业储量校核矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，保证有足够的服务年限，满足《煤炭工业矿井设计规范》要求。见表2.4。表2.4我国各类井型的矿井和第一水平设计服务年限矿井设计生产能力

（Mt／a）矿井设计服务年限

（a）第一开采水平设计服务年限（a）煤层倾角

＜25°煤层倾角

25°～45°煤层倾角

＞45°6.0及以上7035----3.0～5.06030----1.2～2.4502520150.45～0.940201515因为55.32>50年，符合2003年我国设计规定的大型矿井服务年限至少在50年以上的标准，满足设计要求。2.2井田开拓2.2.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤，从地面向地下开拓一系列巷道进入煤体，建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究：1、确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；2、合理确定开采水平的数目和位置；3、布置大巷及井底车场；4、定矿井开采程序，做好开采水平的接替；5、行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；6、理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：1、贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量；尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。2、理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。3、理开发国家资源，减少煤炭损失。4、须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。5、要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。6、根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。（一）、确定井筒形式、数目、位置1、井筒形式的确定根据地形地貌、煤层赋存条件及确定的工业场地位置，本着合理开发全井田，集中生产运输环节简单、初期井巷工程量少、投资省、出煤早、达产快、安全、高效的原则，设计提出了三个开拓方案：方案一：立井开拓方案二：斜井开拓方案三：主斜加副立井开拓以上三种井筒开拓方案比较如下：（1）斜井与立井优缺点：①斜井优点：井筒掘进技术和施工设备比较简单，掘进速度快，地面工业建筑，井筒装备，井底车场及硐室都投资少；井筒装备和地面建筑物少，不用大型提升设备，钢材消耗量小；胶带输送机提升增产潜力大，改扩建比较方便，容易实现多水平生产，并能减少井下石门长度。缺点：在自然条件相同时，斜井要比立井长得多，围岩不稳固时，斜井井筒维护费用高，采用绞车提升时，提升速度低，能力小钢丝绳磨损严重，动力消耗大，提升费用高，当井田斜长较大时，采用多段绞车提升，转载环节多，系统复杂，更要多占用设备和人力；由于斜井较长，沿井筒敷设管路，电缆所需的管线长度较大；斜井通风风路较长，对瓦斯涌出量大的大型矿井，斜井井筒断面小，通风阻力过大，可能满足不了通风的要求，不得不另开专用进风或回风的立井并兼做辅助提升；当表土为富含水的冲积层或流砂层时,斜井井筒掘进技术复杂,有时难以通过。②立井优点：立井的井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，机械化程度高，易于自动控制，井筒为圆形断面机结构合理，维护费用低，有效断面大通风条件好，管线短，人员升降速度快。缺点：与斜井优点相对。（2）适用条件：①斜井：煤层赋存较浅，垂深在200m以内，煤层赋存深度为0～500m，含水砂层厚度小于20～40m，表土层不厚，水文地质情况简单的煤层．井筒不需要特殊方法施工的缓倾斜及倾斜煤层．②立井立井开拓不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文地质等自然条件的限制。在采深相同的条件下，立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利，井筒通风断面大，可以满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓特别有利；当表土层为富含水的冲积层时，立井井筒比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。主要缺点是立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。与斜井开拓相比较，立井开拓对地质条件的适应性强，立井开拓能较好地适应埋深大，表土层厚，地质条件复杂情况下的井筒施工和维护。因此，相对斜井而言，立井井筒短，提升速度快，井筒断面大，通风阻力小，易满足深井开拓的通风要求。实践也表明，立井开拓对不同井型都有较好的适应性。综合上述原因，本矿井采用立井单水平开拓。（3）井筒位置的确定原则①有利于第一水平的开采并兼顾其他水平，有利与井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少；②首带区少迁村庄或不迁村庄；③井田两翼储量基本平衡；④井筒不宜穿过厚土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或较软弱岩层；⑤距水源、电源较近，矿井铁路专线短，道路布置合理。由于井田东部边界距水红铁路较近，有600m，故为便于地面运输及工业场地布置，主井井筒位置布置方案也可以选择在井田东部边界附近。经方案比较确定主、副井筒位置在东部井田附近。（4）井口及工业场地位置的选择工业广场及井口位置的确定原则：①对初期开采有利，储量应可靠，井巷工程量节省，建井工期较短，便于布置首带区和工作面。②应使井田两翼的储量大致平衡，利于井下运输、通风和开采系统的布置。③尽量不占良田、少占良田；充分利用地形，以便地面生产系统、工业广场及地面运输合理。④井筒应尽量避免穿过流沙层，较厚的冲积层，有煤及瓦斯突出的煤层，较大的断层和采空区，并少压煤。⑤有良好的工程地质条件、不受洪水、岩崩和滑坡威胁。工业场地的位置选择在主、副井井口附近，因此，工业广场不设在井田范围内，主要理由如下：①工业场地靠近老屋基选煤厂，与城镇规划相统一，既促进了当地的城镇建设，又可将居住区等后勤服务融于社会之中，不仅对减少辅助设施、辅助人员有利，而且对稳定职工队伍有利。②工业场地距国铁、国道近，矿井铁路专用线、进场公路建设方便，投资省。工业广场面积：根据表2-1所列工业场地占地面积指标，确定地面工业场地的占地面积为18公顷，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为450m,宽度为400m。（5）开采水平的确定及带区的划分井田主采煤层为8#煤层，后期根据需要进行开采。设计中只针对8#煤层，8#煤层为缓倾斜煤层，一般在20°左右，故设计为双水平开采。水平标高+680m以上，采区开采。8#煤层的可采储量为9128.25万t，服务年限约55.3a。划分为四个采区，先开北一采区，在矿井后期开采过程中，分别开采其他采区。（6）主要开拓巷道运输大巷和井底车场的布置运输大巷的布置由于井田煤层埋藏较深，设计主采8#煤层厚度7m，为便于维护和使用，使大巷不受煤层开采的影响，将运输大巷布置在8#煤层底板以下35～40m的岩石内。其优点是便于大巷的维护，维护费用低，巷道施工条件能够保持一定方向和坡度；在开采阶段是可跨大巷开采，不留保护煤柱，减少煤柱损失，同时便于设置煤仓。②大巷条数根据矿井生产能力和瓦斯情况，为满足运输、通风的需要，设计确定布置两条大巷，一条胶带输送机大巷，一条轨道运输大巷。其中胶带输送机大巷担负矿井煤炭运输任务；轨道运输大巷担负矿井材料、人员、设备等运输任务。③井底车场的布置由于井底车场服务年限长，故要布置在较坚硬的岩层中，且与大巷要相符。④矿井开拓延伸方案及深部开拓布置方案为了能够充分利用原来的各种设备和设施，使提升系统单一，转运环节少，经营费用低，管理简单。因此矿井后期的开拓延伸及深部开拓布置，基本上和前期的一致，这样存在井筒同时担任生产和延伸任务，施工与生产相互干扰少，立井接井时矿井将短期停产，故后期开拓时，需要制定详细的措施。（7）方案选择2.2.2矿井基本巷道(1)井筒①主井由于本矿井井型大，服务年限长，因此宜采用承受地压性好，施工方便的圆形断面，同时主井主要用于提升煤，因此井筒净直径5.6m，装备一对24t底卸式箕斗，担负全矿井煤炭提升。其特征表见表2.5所示，主井井筒平面布置见图2.2所示。副井根据矿井辅助运输量(提升量)、不可拆件最大外形尺寸和重量及井筒最大允许风速，确定副井井筒直径为7.5m，其内装备一宽一窄双层2车多绳(四绳)罐笼和玻璃钢梯子间，组合钢罐道。副井担负全矿材料、人员、设备等的升降任务，兼做进风井。井筒特征表见表2.5所示，井筒平面布置见图2.3所示。表2.5主井井筒特征表井型150万提升容器一对24t长型箕斗多绳摩擦轮提升机井筒直径6.5井深654井壁结构与井筒支护形式表土和风化基岩段素混土支护，支护厚度500，基岩段混凝土支护，支护厚度350。井筒净断面积33.18基岩部分的断面积44.1副井井筒特征表井型150万t提升容器一对1.5t固定箱式矿车双层四车罐笼；一个带平衡锤的加宽双层四车罐笼井筒直径井深7.5630.4井壁结构与井筒支护形式表土和风化基岩段素混凝土支护，支护厚度550mm，基岩段混凝土支护，支护厚度400mm。井筒净断面积44.18基岩段部分的断面积59.45③风井根据矿井开拓方案，在矿井边界布置一个风井，风井担负矿井回风任务，并作为紧急情况下的一个安全出口，按轨道大巷的要求进行设计。主井井筒断面布置副井井筒断面布置图图2.3井筒平面布置图二、井底车场1、井底车场的型式和布置形式井底车场采用折返梭式车场，其布置形式见图2-3所示。2、调车方式设计采用顶推调车方式：电机车牵引重列车驶入车场调车线，电机车摘钩，驶过道岔，经错车线，过道岔绕至列车尾部，将列车顶入副井重车线。然后，电机车经过道岔N2绕道回车线，进入副井空车线，牵引列车驶向带区。图2.4井底车场布置图3、各种峒室的布置(详细情况见图2.4所示)主井系统硐室：主井系统硐室由上仓皮带机头驱动硐室井底煤仓，装载胶带巷和装载硐室组，清理井底撒煤硐室及水窝泵房组成，是井底煤流汇集和装载提升的枢纽，其布置情况如下。井底煤仓：为保证矿井运输的连续性，及施工的工程量，因此设计确定采用圆形立仓，直径5m，有效容量692t。箕斗装载硐室：箕斗装载硐室采用全上提式布置。主井井底清理撒煤硐室：根据箕斗硐室的布置形式，主井井底清理撒煤硐室布置在副井井底车场水平，通过撒煤清理斜巷与辅助运输大巷联系，撒煤经装载进入胶带大巷煤流系统。副井系统硐室：副井系统硐室由主排水泵房及水仓、爆破材料库、中央变电所及等候室组成。为节省管材，电缆方便管理，同时考虑到安全因素，把中央变电所和主水泵布置在副井附近，并设有防爆密封门，水仓布置在井底车场的最低处。①主排水泵房及水仓主排水泵房布置3台水泵，一台使用，一台备用，一台检修。矿井正常涌水量为60m3/h左右，最大涌水量为80m3/h。水仓容量按容纳8h矿井正常涌水量考虑，总容量为640m3/h。②主变电所主变电所与主排水泵房联合布置，经通道与井底车场相通。③爆破材料库矿井采用综合机械化掘进，爆破材料主要用于岩巷掘进，用量较小，因此设计确定井下爆破材料库容量为500kg。其他硐室：井底车场内还布置有水仓清理及绞车硐室、蓄电池机车检修硐室等。4、主要开拓巷道各种巷道的断面形式及其参数：主要开拓巷道如运输大巷，轨道大巷等均布置在8#煤的底板砂岩中。由于其服务时间长，为了便于维护，其断面均采用直墙半圆拱型，并采用锚喷支护。分别见图2.5，图2.6，表2.6、表2.7所示。各主要开拓巷道的断面尺寸，均按运输设备的外形尺寸以及《煤矿安全规程》中的有关安全间隙的要求而确定的。图2.5运输大巷断面图图2.6轨道大巷断面图表2.6巷道特征表围岩类别断面(m2)掘进尺寸(mm)喷射厚度mm锚杆净周长(m)净掘宽高形式外漏长度排列方式间排距锚深规格L×Φ岩石1921.248004650100钢筋沙浆50矩形80016001900×1616.48表2.7巷道特征表掘进断面18.6m2锚杆间距800mm喷层厚度100mm净断面15.6m2锚深1600mm巷道坡度3‰水沟S掘0.36m2锚杆排距800mm岩石硬度F=4-6水沟S净0.20m2锚杆排数2根净周长16.48m每米锚杆数15根2.2.3大巷运输设备选择（1）辅助运输设计在运输大巷采用胶带输送机、轨道大巷内采用ZK10-6/550型架线电机车牵引矿车进行运输煤炭，其主要技术特征见表2.8、表2.9所示：输送机采用CST可控起/停传动装置3套，实现头部双滚筒，尾部单滚筒驱动，实现安全可靠运行，因此大巷选择带宽B=1400mm、输送能力2500t/h的钢绳芯带式输送机合适。运输能力验算：运输大巷的带式输送机承担全矿年产150万t煤炭运输任务，因此胶带输送机的能力和稳定性直接影响到矿井的生产。经计算，大巷胶带输送机的运输能力远大于工作面运输能力，运输能力满足。表2.8钢绳芯带式输送机技术特征表序号项目单位技术特征1带宽mm14002运量t/h25003带强N/mmST2500阻燃4带速m/s45功率分配P1:P2:P31:1:16胶带安全系数6.747驱动滚筒布置头部双滚筒、尾部单滚筒8驱动滚筒直径Dmm10009驱动控制方式CST加鼠笼电机10电动机台数台311电动机功率kw80012减速器型号/个数CST630KS/313减速比i19.2514拉紧方式中部自动绞车拉紧（2）辅助运输地面→副井→井底车场→轨道大巷→采区车场→采区轨道平巷→工作面轨道斜巷→回采工作面大件设备和支架用特制平板车运输下井，在井底车场用起吊设备换装到支架运输平板车上，由牵引车送到工作面和使用地点。采煤机、掘进机用特制平板车下井，在井底车场换装到专用平板拖车上，由牵引车牵引运至工作地点，其中采煤机直接由专用平板车送到采面就位。轨道车辆选择：根据矿井开拓布置要求，材料、设备由平板车或者矿车下井，在井底车场由有轨矿车运送到工作面。有轨车辆特征及使用数量见表2.8所示。表2.9有轨车辆特征表名称名义载重/t最大载重/t外形尺寸轨距/mm轴距/mm自重/kg长/mm宽/mm高/mm5t材料车5834501320130090011009405t平板车5834501320480900110091033t特种平板车3333700033005659002200461928t特种平板车282848001800448900200022633m3集装箱300013001100人员运送车辆：根据矿井采掘安排及辅助工种工作地点和人员数量，按人员运送时间不超过1小时计，带区工作人员一次到位。据此选择MT-16C型16座人员运输车2辆，此外考虑运送轻型货物如油脂、班中餐，选取TY2/4FB型4人座(2t)轻便车2辆。2.2.4矿井提升(1)概述本矿井设计生产能力为150万t/a，服务年限为约55.3a。本矿井采用立井双水平开拓，第一水平为-680m，第二水平为-850m。主井井筒直径为6.5m，净断面积为33.18㎡；副井井筒直径为7.5m，净断面积为44.18㎡。井下煤炭主要采用胶带输送机运输；辅助运输采用架线式电机车牵引矿车运输，带区采用无极绳绞车牵引1.5t固定式矿车、5t材料车、1.5t平板车运输。矿井为高瓦斯矿，煤尘有爆炸危险。矿井工作制度为“三八”制，提升设备年工作日为300d。由于矿井的井型较大，所以主井采用箕斗提升煤炭，副井采用罐笼提升设备、材料、运送人员。（2）主井提升矿井年产量为150万t/a，井型较大，所以主井采用落地式摩擦绞车提升一对24t箕斗提升。箕斗、绞车主要技术特征表如2.10和表2.11：表2.10箕斗主要技术特征表型号名义载重量/t有效容积/m3提升钢丝绳箕斗自重/t数量/根直径/mm绳间距/mmJDG24/110×42426.4427.5～32.530024.8表2.11主井提升机主要技术特征表项目单位技术特征型号2JTB1.2×1-30两钢丝绳最大静张力差t2滚筒尺寸直径mm1200宽度mm1000卷筒个数个2钢丝绳直径mm20破断拉力总和t23.4速度m/s2减速比30电动机功率kw45转速rpm983机器旋转部分总变位质量t4.46质量t8.35项目单位技术特征型号GDG1.5/6/2/2K（3）副井提升副井采用多绳摩擦式绞车提升一对1.5吨矿车双层四车罐笼；一个带平衡锤的加宽双层四车罐笼。见表2.12，2.13所示。项目单位技术特征型号GDG1.5/6/2/2K装载矿车型号MG1.7-6A数量个2乘人数人44罐笼装载量kN6.84罐笼质量t7.58最大终端载荷kN290提升首绳数量根6/4直径mm24/28尾绳数根3/2表2.12副井罐笼主要技术特征表表2.13副井多绳摩擦式提升机主要技术特征表项目单位技术特征型号JKM-3.5/6(Ⅲ)主导轮直径m3.5导向轮直径m3钢丝绳最大静张力kN800最小静张力kN230有导向轮时最大直径mm35根数根6间距mm250最大提升速度m/s143采煤方法和带区巷道布置3.1煤层的地质特征3.1.1煤层埋藏条件涡北煤矿为石炭～二叠纪含煤地层。石炭系煤层薄、不稳定、煤质差，并且顶板多为石灰岩，水文、工程地质条件复杂，暂不作勘查对象。二叠纪含煤地层，总厚约990m，含煤20～30层，煤层总厚20～26m。上石盒子组下部含1、2、3三个煤组，多为薄煤层。下石盒子组含4、5、6、8等四个煤组，为矿井主要含煤段。山西组下部含10、11两个煤组，煤层薄，煤分层少。可采的有3、6、8、11等煤层，可采煤层平均总厚10.10m，其中8煤为主要可采的较稳定煤层，平均总厚7.37m，占可采煤层总厚的73%；其它为不稳定的局部可采煤层。涡北矿井二叠纪煤系地层含煤系数约2.3%。其中山西组约1.1%，下石盒子组约6.1%，上石盒子组约0.8%。本矿煤层倾角一般为10°～25°，变化不大，煤层倾角为Ⅱ类。其中8煤顶板以泥岩为主，粉砂岩、细砂岩次之；当顶板为粉砂岩、细砂岩时，常发育有泥岩和炭质泥岩伪顶；底板一般为泥岩。3.1.2煤质与地质情况煤质情况：各煤层均属中灰煤，特低硫（11煤属中高～高硫分煤），特低磷～低磷，三氧化二砷含量甚微；属中高热值煤，高～难熔灰，酸性灰渣，结渣、结污指数低。主采的8煤层浮煤产率在62～72%之间，属良等。但浮、沉产物不易迅速分离，属中等可选～极难选。各煤层属中等挥发分，强～特强粘结性，具良好的结焦性。其他地质情况：1、瓦斯本矿煤层瓦斯风化带深度为基岩界面下垂深120～130m，即水平深度-500m。根据采样测试3、8煤层最大甲烷含量分别为6.85和8.84ml/g.daf，属低瓦斯范畴。但据2003年10月中煤国际工程集团南京设计研究院编制的《涡北矿井初步设计说明书》计算结果，矿井相对瓦斯涌出量为15.98m3/t，矿井绝对涌出量为47.46m2、煤尘各煤层的煤尘燃烧时均有一定长度的火焰，最大火焰长度达250mm，一般需通入适量的岩粉方能抑制发火，各煤层均有爆炸危险性。3、煤的自燃本矿大部分煤样△T1-3在20℃以内，3煤层为不自燃；6煤层属不易自燃～不自燃；8煤层为很易自燃～不自燃；11煤层属易自燃～不自燃。3.2采区巷道布置及生产系统3.2.1采区数目及位置根据断层分布情况和村庄压煤是决定本矿井采区划分的重要因素。本次设计采区划分主要考虑以下几个原则：（1）尽可能利用较大的断层和永久性煤柱作为采区边界；（2）适应高产高效工作面推进速度快的要求，尽可能加大采区走向长度；（3）尽可能考虑双翼开采，但如果双翼采区走向长度较短，应考虑单翼开采。基于上述原则，将整个8煤共划分为四个采区，分别为南一采区、南二采区、北一采区、北二采区。专题部分涡北煤矿8煤层煤炭自燃规律研究摘要：煤矿井下煤层自燃是煤矿生产中的重大自然灾害之一，如不及时处理，可能会严重影响煤矿正常生产。本文针对涡北煤矿8煤层实际情况，展开自燃发火规律的研究。首先测试了该煤层的自然发火期，并建立指标气体与煤温的对应关系；之后测定8煤工作面采空区内部温度、气体浓度随着工作面推进的变化规律，划分工作面采空区自燃“三带”；最后，确定合理的工作面推进速度，并制定8煤综合防治煤层自然发火技术方案和防控措施。关键字：自然发火期、指标气体、自燃“三带”0