錢營孜礦2.4Mta新井設計

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編號：（ ）字 號 本科生畢業(yè)設計（論文） 題目： 錢營孜礦2.4 Mt/a新井設計 固體充填采煤液壓支架支護參數設計理論研究 姓名： 學號： 01120073 班級： 采礦工程2012-3班 二 〇 一 六 年 六 月 中 國 礦 業(yè) 大 學 本科生畢業(yè)設計 姓 名： 學 號： 01120073 學 院： 礦業(yè)工程學院 專 業(yè)： 采礦工程 設計題目： 錢營孜礦2.4 Mt/a新井設計 專 題：固體充填采煤液壓支架支護參數設計理論研究 指導教師： 職 稱： 教 授 2016年6月 徐州 中國礦業(yè)大學畢業(yè)設計任務書 學院 礦業(yè)工程學院 專業(yè)年級 采礦工程2012級 學生姓名 任務下達日期：2016年1月8日 畢業(yè)設計日期：2016年3月21日 至 2016年6月13日 畢業(yè)設計題目：錢營孜礦2.4 Mt/a新井設計 畢業(yè)設計專題題目：固體充填采煤液壓支架支護參數設計理論研究 畢業(yè)設計主要內容和要求： 根據采礦工程專業(yè)畢業(yè)設計大綱，本畢業(yè)設計分為一般部分、專題部分和翻譯部分，具體包括： 1、一般部分：錢營孜礦2.4 Mt/a新井設計，主要內容包括：礦井概況、礦井工作制度及設計生產能力、井田開拓、首采區(qū)設計、采煤方法、礦井運輸提升、礦井通風系統(tǒng)等。 2、專題部分：固體充填采煤液壓支架支護參數設計理論研究。 3、翻譯部分：完成近2年國外期刊上與采礦或煤礦安全有關的科技論文翻譯一篇，題目為“Evaluation of the stress state in two adjacent backfill stopes within an elasto-plastic rock mass”，論文5171字符。 院長簽字： 指導教師簽字： 中國礦業(yè)大學畢業(yè)論文指導教師評閱書 指導教師評語（①基礎理論及基本技能的掌握；②獨立解決實際問題的能力；③研究內容的理論依據和技術方法；④取得的主要成果及創(chuàng)新點；⑤工作態(tài)度及工作量；⑥總體評價及建議成績；⑦存在問題；⑧是否同意答辯等）： 成 績： 指導教師簽字： 年 月 日 中國礦業(yè)大學畢業(yè)論文評閱教師評閱書 評閱教師評語（①選題的意義；②基礎理論及基本技能的掌握；③綜合運用所學知識解決實際問題的能力；④工作量的大小；⑤取得的主要成果及創(chuàng)新點；⑥寫作的規(guī)范程度；⑦總體評價及建議成績；⑧存在問題；⑨是否同意答辯等）： 成 績： 評閱教師簽字： 年 月 日 中國礦業(yè)大學畢業(yè)論文答辯及綜合成績 答 辯 情 況 提 出 問 題 回 答 問 題 正 確 基本 正確 有一般性錯誤 有原則性錯誤 沒有 回答 答辯委員會評語及建議成績： 答辯委員會主任簽字： 年 月 日 學院領導小組綜合評定成績： 學院領導小組負責人： 年 月 日 摘 要 本設計包括三個部分：一般部分、專題部分和翻譯部分。 一般部分為錢營孜礦2.4 Mt/a新井設計。一般部分共包括 10 章：1、礦區(qū)概述及井田地質特征；2、井田境界與儲量；3、礦井工作制度、設計生產能力及服務年限；4、井田開拓；5、準備方式——采區(qū)巷道布置；6、采煤方法；7、井下運輸；8、礦井提升；9、礦井通風及安全；10、設計礦井基本技術經濟指標。 錢營孜礦位于安徽省宿州市西南。井田走向長度約為7.30 km，傾斜長度約為5.18 km，煤層平均傾角為12.8，井田水平面積約為37.84 km2，主采煤層為32煤層，平均厚度為5.28 m。地質條件較為簡單。 井田工業(yè)儲量為277.91 Mt，礦井可采儲量187.85 Mt。礦井設計生產能力為2.40 Mt/a，礦井服務年限為55.91 a，第一水平服務年限為41.76 a。礦井正常涌水量434 m3/h，最大涌水量為885 m3/h。礦井相對瓦斯涌出量平均為8.5 m3/t，屬于高瓦斯礦井。 井田開拓方式為立井兩水平上下山開拓，二水平采用暗斜井延深方式。一水平標高為-580 m，二水平標高為-760 m。大巷采用膠帶輸送機運煤，輔助運輸采用蓄電池電機車牽引固定礦車。 針對32煤層的首采區(qū)采用了采區(qū)準備方式，分別劃分了3個回采工作面，并進行了運煤、運料、通風、排水、排矸、供電系統(tǒng)設計。針對32401工作面進行了采煤工藝設計。該工作面煤層平均厚度為5.28 m，平均傾角11.1。礦井年工作日為330 d，工作制度為“四六”制，工作面采用大采高一次采全厚的綜采工藝。采用雙滾筒采煤機割煤，往返一次割兩刀。截深0.8 m，每天割六刀煤，每天進尺4.8 m，月進度144 m。 專題部分題目是固體充填采煤液壓支架支護參數設計理論研究?；诠腆w充填采煤圍巖變形及控制特征，給出了充填采場圍巖移動的臨界狀態(tài)判別方法，定性分析了充填采煤液壓支架工作阻力的影響參數，建立了充填采煤液壓支架工作阻力設計的流程方法模型，結合翟鎮(zhèn)礦固體充填采煤工程案例，對液壓支架工作阻力設計流程進行驗證。 翻譯部分主要內容是彈塑性巖體中相鄰兩個充填采場的應力狀態(tài)評估，呈現了用于評估彈塑性巖體（彈塑性模型）的兩個相鄰充填采場特性的數值模擬的主要結果。這些模擬提供了依次建造的兩個充填采場內的應力的評估方法，也提供了在第二采場建造期間，第一個充填采場的應力路徑、巖墻位移和水平張力的評估方法。其英文題目為：Evaluation of the stress state in two adjacent backfill stopes within an elasto-plastic rock mass。 關鍵詞：錢營孜礦；立井兩水平；采區(qū)布置；固體充填采煤液壓支架；工作阻力設計流程；彈塑性巖體，應力狀態(tài)評估 ABSTRACT This design includes three parts：the general part，the special subject part and the translation part. The general part is a new design for Qian Yingzi mine. This design includes ten chapters: 1.An outline of the mine field geology; 2.Boundary and the reserves of mine; 3.The service life and working system of mine; 4.Development engineering of coalfield; 5.The roadway layout of strip district; 6.The method used in coal mining; 7.Underground transportation of the mine; 8.The lifting of the mine; 9.The ventilation and the safety operation of the mine; 10.The basic economic and technical norms of the designed mine. Qian Yingzi mine is located in the southwest of Suzhou, Anhui province. The strike length of the mine is about 7.30 km，the dip length is about 5.18 km，with an average coal seam dip angle of 12，and the horizontal area is about 37.84 km2.The 32 is the main coal seam ，with an average thickness of 5.28 m. The geologic structure of this minefield is simple. The industrial reserves of the minefield are 277.91 million tons, and the recoverable reserves are 187.85 million tons. The designed productive capacity is 2.4 million tons per year, and the service life of this mine is 55.91 years. The service life of the first level is 41.76 years. The normal flow of the mine is 434 m3 per hour and the maximum flow of it is 885 m3 per hour. The relative gas emission quantity is with an average of 8.5 m3 per minute, however, it is a high gas mine. The developing way of mine is shaft double level with rise and dip with the extension of blind slope. The first level is -580 m，and the second level is -760 m. The main haulage roadway uses belt conveyor to transit coal, while batterytrolley wagons are used for accessorial transportation in the main track roadway. The ventilation type in the early stage is centralized juxtapose ventilation，while compound ventilation in the late stage. The method of preparation in mining area is applied in the first working district of 32 coal seam, which is divided into 3 working faces totally, and conducted coal conveyance, material conveyance, ventilation, drainage, gangue conveyance and the design of electricity system. The design of coal mining technology is conducted in the 32401working face. The average coal seam thickness of this working face is 5.28 m and the average dip angle is 11.1. The “four- six” working system is adopted in this mine. It produces for 330 days per year. The working face applies fully mechanized longwall full-height coal caving method, and uses double drum shearer cutting coal which cuts twice during each working cycle. The depth-web is 0.8 m with three working cycles per day, and the advance of a working cycle is 4.8 m and the advance is 144 m per month. The topic of special subject parts is the theoretical study on the design of support parameter for hydraulic support in solid backfilled minimg. Base on the movement and control of rock mass in critical state in solid backfilled mining，give the discriminated method of movement of rock mass，analyze the influence parameter of hydraulic support resistance qualitatively，build the model of design process of the support resistance. Finally，combined with engineering cases in Zhaizhen mine， we verify the design process of support resistance. Translation part is about evaluation of the stress state in two adjacent backfill stopes within an elasto-plastic rock mass。The main results of numerical simulations conducted to assess the behavior of two neighboring backfilled stopes in an EP rock mass (EP model) have been presented. These simulations provide an evaluation of the stresses within the two backfilled stopes created in sequence, as well as an assessment of the stress paths, rock walls displacements and horizontal strains in the first backfilled stope during creation of the second opening. Its English title is “Evaluation of the stress state in two adjacent backfill stopes within an elasto-plastic rock mass?！? Keywords：Qian Yingzi mine; Shaft with two levels; The layout of mining area; solid backfilled mining；design process of support resistance；elasto-plastic rock mass；evaluation of the stress state  目 錄 一般部分 1 礦區(qū)概述及井田地質特征 1 1.1 礦區(qū)概述 1 1.1.1 交通位置 1 1.1.2 地形與河流 1 1.1.3 氣候與氣象 2 1.1.4 地震烈度 2 1.1.5 礦區(qū)經濟狀況 2 1.1.6 水源與電源 2 1.2 井田地質特征 2 1.2.1 區(qū)域構造 2 1.2.2 井田地層 4 1.2.3 井田構造 6 1.2.4 煤層 6 1.2.5 煤質 11 1.2.6 煤層頂底板 13 1.2.7 煤的物理性質及宏觀煤巖特性 13 1.2.8 水文地質 14 1.2.9 其他開采技術條件 15 2 井田境界與儲量 16 2.1 井田境界 16 2.1.1 井田境界劃分的原則 16 2.1.2 開采界限 16 2.1.3 井田尺寸 16 2.2 礦井工業(yè)儲量 16 2.2.1 構造類型 16 2.2.2 地質資源儲量 16 2.2.3 礦井工業(yè)儲量計算 18 2.3 礦井設計儲量 19 2.3.1 井田邊界保護煤柱 19 2.3.2 斷層保護煤柱 20 2.3.3 防水保護煤柱 20 2.3.4 礦井設計儲量計算 20 2.4 礦井可采儲量 21 2.4.1 工業(yè)廣場保護煤柱 21 2.4.2 井筒保護煤柱 23 2.4.3 大巷保護煤柱 23 2.4.4 礦井可采儲量計算 23 3 礦井工作制度、設計生產能力及服務年限 25 3.1 礦井工作制度 25 3.2 礦井設計生產能力及服務年限 25 3.2.1 確定依據 25 3.2.2 礦井設計生產能力 25 3.2.3 礦井服務年限 26 3.2.4 井型校核 26 4 井田開拓 28 4.1 井田開拓的基本問題 28 4.1.1 井田的主要特點 28 4.1.2 確定井筒的形式、位置和數目 29 4.1.2 井筒位置的確定及采（帶）區(qū)的劃分 31 4.1.3 工業(yè)場地的位置 31 4.1.4 開采水平的確定 33 4.1.5 主要開拓大巷 33 4.1.6 礦井開拓方案比較 34 4.2 礦井基本巷道 39 4.2.1 井筒 39 4.2.2 井底車場和硐室 44 4.2.3 主要開拓巷道 46 4.2.4 巷道支護 47 5 準備方式——采區(qū)巷道布置 51 5.1 煤層地質特征 51 5.1.1 首采區(qū)位置 51 5.1.2 采區(qū)煤層特征 51 5.1.3 煤層頂底板巖石構造情況 51 5.1.4 水文地質 51 5.1.5 地質構造 52 5.2 采區(qū)巷道布置及生產系統(tǒng) 52 5.2.1 采區(qū)準備方式的確定 52 5.2.2 采區(qū)范圍及區(qū)段劃分 52 5.2.3 煤柱尺寸的確定 52 5.2.4 采煤方法及首采工作面長度的確定 53 5.2.5 確定采區(qū)各種巷道的尺寸、支護方式 53 5.2.6 采區(qū)巷道的聯絡方式 53 5.2.7 采區(qū)接替順序 53 5.2.8 采區(qū)生產系統(tǒng) 54 5.2.9 采區(qū)巷道掘進與通風 54 5.2.10 采區(qū)生產能力及采出率 55 5.3 采區(qū)車場選型設計 56 5.3.1 確定采區(qū)車場形式 56 5.3.2 采區(qū)主要硐室 57 6 采煤方法 59 6.1 采煤工藝方式 59 6.1.1 采區(qū)煤層特征及地質條件 59 6.1.2 確定采煤工藝方式 59 6.1.3回采工作面參數 60 6.1.4 回采工藝和設備 60 6.1.5 工作面支護方式 64 6.1.6 各工藝過程注意事項 67 6.1.7 采煤工作面正規(guī)循環(huán)作業(yè) 68 6.2 回采巷道布置 71 6.2.1 回采巷道的布置形式 71 6.2.2 回采巷道參數 72 7 井下運輸 74 7.1 概述 74 7.1.1 井下運輸設計的原始條件和數據 74 7.1.2 運輸距離和貨載量 74 7.1.3 井下運輸系統(tǒng) 74 7.2 采區(qū)運輸設備選擇 75 7.2.1 設備選擇原則 75 7.2.2 區(qū)段運輸設備選型及能力驗算 75 7.2.3 采區(qū)運輸上山設備選型 76 7.3 大巷運輸設備選擇 77 7.3.1 主要運輸大巷設備選擇 77 7.3.2 輔助運輸大巷設備選擇 77 8 礦井提升 79 8.1 礦井提升概述 79 8.2 主副井提升 79 8.2.1 主井提升 79 8.2.2 副井提升 82 9 礦井通風及安全 84 9.1 礦井地質、開拓、開采概況 84 9.1.1 礦井地質概況 84 9.1.2 開拓方式 84 9.1.3 開采方法 84 9.1.4 變電所、充電硐室和火藥庫 84 9.1.5 工作制、人數 84 9.2 礦井通風系統(tǒng)的確定 84 9.2.1 礦井通風系統(tǒng)的基本要求 85 9.2.2 礦井通風方式的選擇 85 9.2.3 礦井通風方法的選擇 88 9.2.4 采區(qū)通風系統(tǒng)的要求 89 9.2.5 采區(qū)通風方式的確定 89 9.2.6 回采工作面的通風方式 90 9.3 礦井風量計算 91 9.3.1 通風容易時期和困難時期通風方案的確定 91 9.3.2 回采工作面風量計算 93 9.3.3 掘進工作面風量計算 95 9.3.4 硐室需要風量計算 96 9.3.5 備用工作面風量計算 96 9.3.6 其他巷道所需風量計算 96 9.3.7 礦井總風量的計算 96 9.4 礦井風量分配 97 9.4.1 配風的原則和方法 97 9.4.2 風速驗算 98 9.5 礦井通風阻力計算 99 9.5.1 通風通風阻力的計算原則 99 9.5.2 礦井通風容易時期和困難時期的最大阻力路線 99 9.5.3 礦井通風阻力的計算 99 9.5.4 礦井通風總阻力 100 9.5.5 礦井總風阻和總等積孔 101 9.6 選擇礦井通風設備 102 9.6.1 選擇主要通風機 102 9.6.2 電動機選型 106 9.6.3 對反風裝置及風硐的要求 106 9.7 安全災害的防治措施 106 9.7.1 預防瓦斯和煤塵爆炸的措施 106 9.7.2 預防井下火災的措施 107 9.7.3 防水措施 107 10 設計礦井基本技術經濟指標 108 參考文獻 109 專題部分 固體充填采煤液壓支架支護參數設計理論研究 111 0 前言 111 1 固體充填圍巖移動及控制特征 111 1.1 固體充填綜采采場的礦山壓力顯現規(guī)律 111 1.1.1 傳統(tǒng)綜采上覆巖層的變形特征 111 1.1.2 固體充填綜采上覆巖層的變形特征 112 1.1.3 固體充填采煤采場礦壓顯現規(guī)律 115 1.2 固體充填采煤地表沉陷規(guī)律 115 1.2.1 傳統(tǒng)綜采地表沉陷規(guī)律 115 1.2.2 固體充填綜采地表沉陷規(guī)律 116 1.3 固體充填三元控頂機制 117 2 充填采場圍巖移動的臨界狀態(tài)判別 118 2.1 不同的充實率對采場覆巖移動的影響 118 2.2 臨界充實率對采場覆巖移動的影響 119 2.2.1 臨界充實率的定義 119 2.2.2 臨界充實率的分類 119 2.3 臨界充實率的求解 119 2.3.1 力學模型建立 119 2.3.2 工程案例 122 3 充填采煤液壓支架工作阻力設計 124 3.1 支架基本結構參數的確定 124 3.2 支架工作阻力的計算 125 3.2.1 普通液壓支架工作阻力計算方法 125 3.2.2 充填采煤液壓支架工作阻力計算 126 3.2.3 充填采煤液壓支架工作阻力設計考慮參數 127 4 充填采煤液壓支架工作阻力設計流程 128 5 工程實測分析 128 5.1 工程概況 128 5.2 頂板位態(tài)變化實測 129 5.3 液壓支架工作阻力驗證 130 5.3.1 地質參數 130 6 結論 131 7 不足之處 131 8 參考文獻 131 翻譯部分 英文原文 134 中文譯文 149 致 謝 161  一 般 部 分 中國礦業(yè)大學2016屆本科畢業(yè)設計 第99頁 1 礦區(qū)概述及井田地質特征 1.1 礦區(qū)概述 1.1.1 交通位置 錢營孜井田位于安徽省宿州市西南，北距宿州市約15 km，行政區(qū)劃隸屬宿州市和淮北市濉溪縣管轄。地理坐標介于東經11651′00″～11700′00″和北緯3327′00″～3332′30″之間。勘查區(qū)范圍：東起雙堆斷層，西至南坪斷層，南以27勘探線和F22斷層為界，北至32煤層-1200 m等高線地面投影線?？辈樵S可證號為3400000520045，勘查登記面積為74.15 km2。 區(qū)內有南坪集至宿州市的公路和四通八達的支線與任樓、許疃、臨渙、童亭、桃園等礦井相連。青疃～蘆嶺礦區(qū)鐵路支線從勘查區(qū)南部由西向東穿過，向東與京滬線、向西與濉阜線溝通。合徐高速公路從勘查區(qū)東北部穿過，交通十分便利。見圖1-1。 圖1-1 交通位置圖 1.1.2 地形與河流 本井田地處淮北平原中部，地形平坦，地面標高介于+19.68～+24.72 m之間，一般在+23 m左右，總體地勢為西北高，東南低。 澮河從井田的中部流過，為本井田附近的主要河流，年均水位：祁縣閘上游為+17.22 m，下游為+16.07 m；年均流量：上游的臨渙為7.85 m3/s，下游的固鎮(zhèn)為23.2 m3/s。此外，井田內尚有縱橫交錯的人工溝渠。 1.1.3 氣候與氣象 本井田所在地屬季風暖溫帶半濕潤性氣候，四季分明，冬冷夏熱。 該地區(qū)每年春、秋季多東北風，夏季多東南風，冬季多西北風；年均氣溫14～15 ℃，最高40.2 ℃，最低-14.0 ℃；年均降水850 mm左右，最小520 mm，且雨量多集中在7、8月份。 1.1.4 地震烈度 淮北地區(qū)一千年來共發(fā)生有感地震40 多次，上世紀60年代以來，發(fā)生4 級以上地震4 次。根據國家標準GB50011-2001《建筑抗震設計規(guī)范》，本區(qū)抗震設防烈度為Ⅵ度，設計基本地震動峰值加速度為0.05 g，地震分組為第三組。近期來安徽北部地區(qū)發(fā)生較大地震統(tǒng)計參見表1-1。 表1-1 近期來安徽北部地區(qū)發(fā)生較大地震統(tǒng)計表 時間 1965.3.15 1971.7.13 1973.9.22 1979.3.2 1981.12.20 1983.11.7 1999.1.12 震中位置 固鎮(zhèn) 靈璧 臨渙 固鎮(zhèn) 固鎮(zhèn) 菏澤 利辛 地震級別 4.0 3.3 4.5 5.0 3.0 5.9 4.2 1.1.5 礦區(qū)經濟狀況 區(qū)內以農業(yè)為主，盛產小麥、玉米、大豆、山芋、棉花、花生、蔬菜以及蘋果、梨、桃、葡萄、湖桑等。勘查區(qū)所在地宿州市總人口593 萬人，2003年全市GDP實現208 億元，全年財政收入11 億元，農民人均純收入2000 元，城鎮(zhèn)人均可支配收入5500 元。經濟結構調整成效明顯。農業(yè)結構初步形成畜牧、水果、蔬菜、種子四大主導產業(yè)；工業(yè)經濟穩(wěn)步發(fā)展，全市已基本形成食品、紡織、建材、能源、醫(yī)藥等五大支柱產業(yè)；全市規(guī)模以上工業(yè)總產值46.2 億元，已逐漸建成為新興工業(yè)城、現代農業(yè)市、皖東北商貿中心。 井田位于淮北煤田中的宿縣礦區(qū)，礦區(qū)年生產能力已達到年產原煤1500 萬噸。井田東鄰有桃園、祁南、祁東、蘆嶺、朱仙莊等五對礦井，西有臨渙礦區(qū)的任樓、許疃、界溝等三對礦井，南部以27勘探線與鄒莊井田搭界。 1.1.6 水源與電源 區(qū)內地表水系有自西向東流經本區(qū)的澮河，新生界松散層含水層（組）水量豐富可作為供水水源。本井田西側有220 kV區(qū)域變電所,建有120 MVA主變壓器兩臺，供電電源可靠。 1.2 井田地質特征 1.2.1 區(qū)域構造 據區(qū)域資料對大地構造單元的劃分(見圖1-2)，淮北煤田位于華北板塊（Ⅰ級構造單元）東南緣之淮北凹陷（Ⅱ級構造單元）內，東以郯廬斷裂與揚子板塊相接，南依蚌埠隆起和淮南煤田相望，煤田構造的形成和發(fā)展與華北板塊總體構造的形成及板緣構造的演化有著密切聯系。煤田劃分為宿縣、渦陽、臨渙和濉肖等四個礦區(qū)，本區(qū)所在的宿縣礦區(qū)位于煤田的中部、宿縣～渦陽凹褶帶內。 淮北煤田的總體構造特征保持著華北板塊初始的東西向基本格局，早期形成并在聚煤期后繼續(xù)活動發(fā)展的近東西向斷裂嚴格控制著煤田的展布，燕山早期的擠壓機制以及其后至喜山期拉張機制下形成的南北向斷裂、褶皺及推覆構造交叉、復合、迭置在近東西向構造線上，形成近似網格狀的斷塊構造格局（見圖1-3）。具體表現為近南北向構造切割、改造早期的近東西向構造，屬配套成分或低序次的北西和北東向斷裂分布在各斷塊內，使已存的構造變形進一步復雜化。煤田的主導控煤構造以斷塊方式為主，在煤田的東部、南部部分塊段還存在滑脫式、褶皺式控煤構造，現存控煤構造從其成生到最后“定格”，經歷過兩期或兩期以上的地質構造運動，形成兩套或兩套以上疊加、復合的構造應力場，構造形跡因此而得到不斷的改造和迭加。 圖1-2 皖北地區(qū)構造單元劃分略圖 Ⅰ.華北板塊、Ⅱ.秦嶺～大別上褶皺帶 Ⅰ1. 淮北凹陷、Ⅰ2.蚌埠隆起、Ⅰ3.淮南凹陷、Ⅰ4.江淮隆起 Ⅰ11. 徐宿弧形推覆體、Ⅰ21.宿縣～渦陽凹褶帶、Ⅰ31..濉溪～亳縣凹褶帶 圖1-3 淮北煤田構造綱要示意圖 一、斷裂 ①.宿北斷裂、②.板橋斷層、③.太河～五河斷裂、④.郯廬斷裂、⑤.固鎮(zhèn)～長豐斷裂、⑥.徐宿弧形推覆構造、⑦.南坪斷裂、⑧.大劉家斷層、⑨.豐渦斷裂、⑩.夏邑～阜陽斷裂 二、褶皺 ①.蕭西向斜、②.蕭縣復背斜、③.閘河向斜、④.皇藏峪背斜、⑤.童亭背斜、 ⑥.南坪向斜、⑦.宿南向斜、⑧.蘆嶺向斜 1.2.2 井田地層 井田內地層自下而上劃分為奧陶系、石炭系、二疊系、第三系和第四系，簡述如下: 1）奧陶系（O）：分布于本區(qū)雙堆斷層之東，鄰區(qū)鉆孔零星揭露，揭露厚度20.56 m，為厚層狀、灰褐色的白云質灰?guī)r，溶洞發(fā)育。 2）石炭系（C）:自下而上劃分為本溪組和太原組。 （1）中統(tǒng)本溪組(C2b)：本區(qū)未揭露，據區(qū)域資料本組地層厚8～57.4 m，為淺灰色夾紫斑含鮞粒鋁質泥巖,間夾薄層灰?guī)r.與下伏奧陶系呈假整合接觸。 （2）上統(tǒng)太原組（C3t）：本區(qū)未完全揭露，361孔揭露厚度115 m，為灰?guī)r、碎屑巖和薄煤層組成。據鄰區(qū)祁南井田綜合資料，本組厚133 m，巖性由灰?guī)r、細砂巖、粉砂巖、泥巖及薄煤層組成，夾灰?guī)r8～14層,一般11～12層，其中3、4、12灰三層較厚。5灰～11灰可合并。灰?guī)r多分布于本組上、下部位，各層灰?guī)r具細晶～粗晶結構，局部層段含燧石結核。與下伏本溪組整合接觸。粉砂巖為灰～深灰色，間夾砂質條帶。泥巖為深灰～黑色，質細均一，含黃鐵礦結核。砂巖為灰～淺灰色，微帶綠色，細砂巖成分以石英、長石為主，鈣泥質膠結，性疏松，具不清晰緩波狀層理。 3）二疊系（P）: 區(qū)內揭露厚度1266.80 m，為二疊系下統(tǒng)及上統(tǒng)一部分，自下而上劃分為山西組、下石盒子組、上石盒子組。 (1) 下統(tǒng)山西組（P1S）：底界為太原組一灰之頂，頂界為駱駝缽砂巖之底，厚度為88.50～145.50 m，平均111.20 m。巖性組合為砂巖、砂泥巖互層、粉砂巖、泥巖和煤層，含10、11兩個煤層（組），其中11煤層發(fā)育不好，10煤層發(fā)育稍好，為局部可采煤層。與下伏太原組整合接觸。 （2）下統(tǒng)下石盒子組（P1XS）：底界為駱駝缽砂巖之底，頂界為K3砂巖之底，厚224.00～306.50 m，平均265.60 m。巖性組合為砂巖、粉砂巖、泥巖、鋁質泥巖和煤層。含4、5、6、7、8等5個煤層（組），含煤10～19層，平均厚約13.57 m。其中51、52、53、62、72、82為可采煤層。上部砂巖較發(fā)育，中下部煤層發(fā)育，為二疊系主要含煤段。4煤上泥巖具少量紫斑，4、5煤附近泥巖常含菱鐵鮞粒和結核。7、8煤組間砂巖水平層理發(fā)育，底部鋁質泥巖和駱駝缽砂巖為區(qū)域性標志層。與下伏山西組整合接觸。 （3）上統(tǒng)上石盒子組（P2SS）：底界為K3砂巖之底，頂界為平頂山砂巖之底，厚約900余米，區(qū)內揭露厚度890 m，上部1煤至平頂山砂巖無系統(tǒng)揭露。巖性組合為雜色泥巖、粉砂巖、砂巖和煤層。含1、2、3三個煤組，含煤4～15層，平均厚度約7.83 m，其中32煤為可采煤層。1、2煤組偶有可采點，但灰份高，煤質差。上部（1煤上）巖層色雜，多紫色、灰綠色，由上而下雜色漸少。底部K3砂巖是良好的標志層。與下伏下石盒子組整合接觸。 （4）上統(tǒng)石千峰組(P2Sh)：區(qū)內未揭露，據鄰區(qū)資料，厚度大于200 m,巖性為一套陸相磚紅色、紫紅色砂巖，砂礫巖間夾淺豬肝色、灰綠色花斑狀砂質泥巖、粉砂巖。與下伏上石盒子組整合接觸。 4）下第三系（E）：主要分布在本區(qū)西部及外圍，揭露厚度300.26 m。其巖性以紫紅色砂礫巖和粉砂巖為主。與下伏地層不整合接觸。 5）上第三系：揭露有中新統(tǒng)、上新統(tǒng)，兩極厚度52.30～236.80 m，平均157.12 m。 (1) 中新統(tǒng)：與下伏地層呈不整合接觸，厚度在0～109.20 m，平均厚60.29 m，根據巖性特征，一般分為上、下兩段。 下段：厚度0～24.55 m，平均6.69 m，局部缺失，巖性較復雜，一般由土黃色、灰黃色和雜色含泥質中細砂、砂礫、礫石及粘土礫石組成，局部呈半固結狀。 上段：厚度0～84.65 m，平均厚度為53.60 m，在296、806和696三孔缺失，上中部為灰綠色粘土和砂質粘土組成，下部為砂質粘土、鈣質粘土和少量泥灰?guī)r組成。局部夾2～3層粉砂或細砂、粘土質砂，可塑性強，具膨脹性，少數泥灰?guī)r具溶蝕現象。 (2) 上新統(tǒng)：厚度在52.30～127.60 m，平均厚度為96.83 m，可分為上、下兩段。 下段：兩極厚度42.30～98.35 m，平均厚78.96 m，巖性以淺棕紅、棕褐色及灰綠色中、細、粉砂為主，夾3～4層粘土或砂質粘土，上部砂層一般純含泥質少，而下部則含泥質多。在頂部夾有1～2層細砂巖（盤）。 上段：兩極厚度10.00～29.25 m，平均17.88 m，巖性由灰黃色、棕紅色及灰綠色的粘土或砂質粘土為主，間夾1～3層薄層透鏡狀粉砂、細砂等，粘土可塑性強，分布穩(wěn)定，頂部有一層砂質粘土，富含鈣質和黑色鐵錳質結核，為一沉積間斷的古土壤層，是第三、四系的分界線。 6) 第四系:兩極厚度為49.20～87.35 m，平均厚67.46 m。 (1)更新統(tǒng)：兩極厚度21～49.70 m，平均厚34.72 m，可分為上、下兩段。 下段：兩極厚度11.50～26.20 m，平均厚度19.12 m，巖性以灰黃色、棕黃色細砂、粉砂及粘土質砂為主，夾1～2層粘土或砂質粘土，含有鐵錳質及鈣質結核。 上段：兩極厚度9.50～23.50 m，平均厚度15.60 m，巖性以灰黃色、褐黃色粘土及砂質粘土組成，夾1～2層粉砂或粘土質砂，一般含較多鈣質及鐵錳質結核。 (2)全新統(tǒng)：兩極厚度為28.20～37.65 m，平均厚度32.74 m，巖性主要為灰黃色、黃褐色的粉砂、粘土質砂及砂質粘土、粘土組成，一般具二元結構，由粉砂與粘土組成2～3個韻律層，上部0.50 m為耕植土，在深度3～5 m處富含砂礓結核，底部普遍發(fā)育有一層1～2 m的砂質粘土，富含大量有機質，并保存有大量蚌、螺化石及碎片，并含有鈣質結核，是全新統(tǒng)與下伏更新統(tǒng)分界的標志。 地層綜合柱狀圖見圖1-4。 1.2.3 井田構造 井田位于淮北煤田南部中段，處于北東向的南坪斷層、雙堆斷層所夾持的斷塊內。區(qū)內總體構造形態(tài)為一較寬緩向南仰起的向斜，并被一系列北東向斷層切割。斷層較發(fā)育，斷層走向以北東向為主，少數近南北向及北西向。 經綜合精查地質勘探等勘探手段，區(qū)內總體構造形態(tài)為一較寬緩的向南部仰起的向斜，地層產狀一般較為平緩，沿走向和傾向有一定的起伏變化，地層傾角一般5～30左右，次級褶曲不甚發(fā)育；斷層雖較為發(fā)育，但斷層組合的規(guī)律性較強；巖漿巖在本區(qū)中下部煤層侵入，使得可采煤層及煤層結構受到一定影響。本區(qū)小構造比較發(fā)育，已發(fā)現≤20 m的斷層10條，其展布方向與大斷層一致，主要為NE向，發(fā)育在大斷層附近，對煤層開采有所影響。在大斷層附近，由于斷層牽引作用，局部地段形成小的褶曲。因此綜合評價本區(qū)的構造復雜程度為中等。本設計為設計方便，將多數采區(qū)小斷層除去，只留有主要特征斷層及邊界斷層。其中兩條特征斷層其特征見表1-2。 表1-2 斷層特征表 斷層名稱 性質 走向 傾向 傾角/() 落差/m 延展長度/m 探明程度 南坪 正 NE NW 70 ＞1000 9.6 基本查明 雙堆 正 NE NW 70 ＞1000 11.3 基本查明 1.2.4 煤層 本井田的含煤地層為華北型石炭、二疊系，其中二疊系的山西組與上、下石盒子組為主要含煤層段。 井田內主要含煤層段揭露總厚約1266.80 m，自上而下含1、2、3、4、5、6、7、8、10和11共10個煤組計30余層煤，煤層平均總厚23.47 m，含煤系數為1.9%。32、51、52、53、62、72、82和10為可采煤層，平均可采總厚15.09 m，約占煤層平均總厚的64.3%；其中32為主要可采煤層，平均總厚5.28 m，約占可采煤層平均總厚的35.0%。51、52、53、62、72、、82、10為次要可采煤層，平均總厚9.81 m，約占可采煤層平均總厚的65.0%。可采煤層主要特征見表1-3所示。 圖1-4 綜合地質柱狀圖 勘查登記范圍拐點位置如表1-3所示。 表1-3 勘查登記范圍拐點位置表 序號 經度 緯度 X Y 1 11651′00″ 3328′39″ 3705782.70 39486057.70 2 11651′00″ 3329′00″ 3706429.70 39486058.70 3 11651′30″ 3329′00″ 3706428.60 39486833.20 4 11651′30″ 3329′30″ 3707352.90 39486834.40 5 11652′00″ 3329′30″ 3707351.90 39487608.90 6 11652′00″ 3330′00″ 3708276.20 39487610.10 7 11652′30″ 3330′00″ 3708275.20 39488384.40 8 11652′30″ 3331′00″ 3710123.80 39488386.70 9 11653′30″ 3331′00″ 3710122.10 39489935.10 10 11653′30″ 3331′30″ 3711046.40 39489936.10 11 11654′00″ 3331′30″ 3711045.60 39490710.20 12 11654′00″ 3332′00″ 3711969.90 39490711.10 13 11654′30″ 3332′00″ 3711969.20 39491485.20 14 11654′30″ 3332′30″ 3712893.50 39491486.00 15 11657′00″ 3332′30″ 3712890.80 39495356.00 16 11657′00″ 3332′00″ 3711966.50 39495355.50 17 11657′45″ 3332′00″ 3711966.00 39496516.60 18 11657′45″ 3332′15″ 3712428.20 39496516.80 19 11700′00″ 3332′15″ 3712427.60 39500000.00 20 11700′00″ 3331′30″ 3711041.10 39500000.00 21 11659′30″ 3331′30″ 3711041.20 39499225.80 22 11659′30″ 3331′00″ 3710116.80 39499225.70 23 11659′00″ 3331′00″ 3710116.90 39498451.50 24 11659′00″ 3330′30″ 3709192.60 39498451.40 25 11658′30″ 3330′30″ 3709192.80 39497677.10 26 11658′30″ 3330′00″ 3708268.50 39497676.80 27 11658′00″ 3330′00″ 3708268.70 39496902.50 28 11658′00″ 3329′30″ 3707344.40 39496902.20 29 11657′30″ 3329′30″ 3707344.70 39496127.70 30 11657′30″ 3329′00″ 3706420.40 39496127.40 31 11657′00″ 3329′00″ 3706420.80 39495352.90 32 11657′00″ 3328′30″ 3705496.50 39495352.40 33 11656′30″ 3328′30″ 3705496.90 39494577.80 34 11656′30″ 3328′00″ 3704572.60 39494577.30 35 11656′00″ 3328′00″ 3704573.00 39493802.60 本井田可采煤層的結構復雜程度為簡單～較復雜，可采性為基本全區(qū)可采～局部可采，穩(wěn)定性為較穩(wěn)定～不穩(wěn)定。煤層對比結果：32、72和82可靠，51、52、53、62和10基本可靠。 表1-4 可采煤層主要特征表 煤層 厚度（m） 最小～最大 平均 下距煤層 平均 （m） 頂板巖性 底板巖性 結構 可采性 穩(wěn)定性 32 4.68～5.88 5.28 170.16 以泥巖為主，粉、細砂巖次之 以泥巖為主，粉、細砂巖次之 較復雜 基本 全區(qū)可采 較穩(wěn)定 51 0～3.43 0.93 7.59 以泥巖為主，粉、細砂巖次之 多為泥巖 簡單 大部可采 不穩(wěn)定 52 0～2.27 0.72 13.99 以泥巖為主，粉、細砂巖次之 多為泥巖和粉砂巖 較簡單 局部可采 不穩(wěn)定 53 0～2.44 0.70 27.37 以泥巖為主，粉砂巖次之 以泥巖為主，粉砂巖次之 簡單 大部可采 不穩(wěn)定 62 0～2.01 0.89 15.14 多為泥巖、粉砂巖和細砂巖 多為泥巖和粉砂巖 較簡單 局部可采 不穩(wěn)定 72 0.87～9.19 4.06 28.12 多為泥巖和粉砂巖 多為泥巖、粉砂巖和細砂巖 較簡單 局部可采 不穩(wěn)定 82 0～5.46 1.78 85.91 多為細砂巖、粉砂巖和泥巖 多為泥巖和粉砂巖 簡單 大部可采 較穩(wěn)定 10 0～3.96 1.15 下距太灰69.08 多為泥巖、粉砂巖和細砂巖 多為泥巖、粉砂巖和細砂巖 簡單 大部可采 不穩(wěn)定 1.2.5 煤質 1）煤類 本區(qū)煤類總體以氣煤、1/3焦煤為主，又有少量的不粘煤、貧煤、焦煤、弱粘煤。 在勘探區(qū)內，32煤層全區(qū)為氣煤。82煤層受巖漿巖侵入影響較小，全區(qū)以1/3焦煤為主。 2）煤質 本井田可采煤層中32、51、52和53煤層的煤芯呈塊狀～粉末狀，內生裂隙較發(fā)育；62、72、82煤層的煤芯呈塊狀～粉末狀，內生裂隙發(fā)育；10煤層的煤芯呈碎塊狀～粉末狀。 各煤層為中灰、中等～高揮發(fā)分煤；特低～中硫、特低～低磷、特低氯、一級～二級含砷煤；較高軟化溫度灰、結渣指數低等；中～高熱值煤，中～強粘結性，具中等結焦性能，屬富油煤；可選性為易選～極難選，但以極難選為主。 3）化學性質 （1）水份（Mad） 各可采煤層原煤空氣干燥基水分平均在1.28-1.39%之間，以51煤層較低，53、72煤層較高，但變化不甚明顯。 （2）灰份產率（Ad） 區(qū)內各可采煤層原煤干燥基灰分平均值在18.37～28.89%之間，53煤層較高，10煤層較低，均屬中灰煤。煤份各參數參見表1-5。 表1-5 原煤灰分參數表 煤層 實測原煤灰分 平均灰分 灰分變化標準差 屬性 煤層主體 煤層次要 煤層少量 32 16.40～39.86% 27.85% 5.419 中灰煤 中灰煤 高灰煤 － 51 16