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1、中 国 矿 业 大 学本科生毕业设计姓 名： 段 伟 学 号： 01040005 学 院： 矿业工程学院 专 业： 采矿工程 设计题目： 杨柳矿1.2 Mt新井设计 专 题： 锚杆控制巷道围岩机理研究 指导教师： 许兴亮 职 称： 讲师 2008年 6月 徐州中国矿业大学毕业设计任务书学院: 矿业学院 专业年级: 采矿工程04级 学生姓名:段 伟任务下达期： 年 月 日毕业设计日期： 年 月 日至 年 月 日毕业设计题目： 杨柳矿1.2 Mt新井设计毕业设计专题题目：毕业设计主要内容和要求：院长签字： 指导教师签字：中国矿业大学毕业设计指导教师评阅书指导教师评语（基础理论及基本技能的掌握；独立
2、解决实际问题的能力；研究内容的理论依据和技术方法；取得的主要成果及创新点；工作态度及工作量；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 指导教师签字： 年 月 日中国矿业大学毕业设计评阅教师评阅书评阅教师评语（选题的意义；基础理论及基本技能的掌握；综合运用所学知识解决实际问题的能力；工作量的大小；取得的主要成果及创新点；写作的规范程度；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意答辩等）：成 绩： 评阅教师签字： 年 月 日中国矿业大学毕业论文答辩及综合成绩答 辩 情 况提 出 问 题回 答 问 题正 确基本正确有一般性错误有原则性错误没有回答答辩委员会评语及建议成绩：答辩委员会主任签
3、字： 年 月 日学院领导小组综合评定成绩：学院领导小组负责人： 年 月 日摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分为杨柳煤矿120万t新井设计，共分10章：1.矿区概述及井田地质特征；2.井田境界和储量；3.矿井工作制度、设计生产能力及服务年限；4.井田开拓；5.准备方式-带区巷道布置；6.采煤方法；7.井下运输；8.矿井提升；9.矿井通风与安全技术；10.矿井基本技术经济指标。杨柳煤矿位于安徽省淮北市境内，交通十分便利。井田走向长平均约5.1 km，倾向（南北）长平均约4.8 km，井田水平面积为48.06 km2。主采煤层一层，即10号煤层，平均倾角3.2，厚约4.
4、5m。井田工业储量为14411.62万t，可采储量9441.22万t，矿井服务年限为56.21 a。井田地质条件简单。表土层平均厚度184 m；矿井正常涌水量为436 m3/h，最大涌水量为593 m3/h；煤层硬度系数f=2.3，煤质牌号为QM气煤；矿井绝对瓦斯涌出量为436 m3/min，属高瓦斯矿井。矿井采用立井两水平加暗斜井开拓，采用中央分列式通风。一矿一面，采煤方法为长壁一次采全高。矿井年工作日为330 d，每天净提升时间16 h。专题部分题目是锚杆控制巷道围岩机理研究。翻译部分为：An estiation method for cover prssure re-tablishmen
5、t distance and pressure distribution in the goaf of logwall coal mines 关键词：立井； 采区；并列式ABSTRACTThis design can be divided into three sections: general design, monographic study and translation of an academic paper.The general design is about a 1.2 Mt/a new underground mine design of yangliu coal mine.
6、 It contains ten chapters: 1.overview and the geographical features of the mining field; 2.boundary and reserves of the mining field; 3.working system, designed mine capacity and mine life; 4.development of mining field; 5.preparation in strip district; 6.coal mining method; 7.underground conveying;
7、 8.mine exaltation; 9.mine ventilation and safety technology; 10.the basic technical and economic index.Yangliu coal mine lies in huaibei, anhui province. the traffic is very convenient. Its about 5.1 km on the strike and 4.8 km on the dip,with the 48.06 km2 total horizontal area. The minable coal s
8、eam of this mine is only 10 with an average thickness of 4.5 m and an average dip of 3.2. The proved reserves of this coal mine are 144.11 Mt and the minable reserves are 94.41 Mt, with a mine life of 56.21 a.The geological condition of the mine is relatively simple. The normal mine inflow is 436 m3
9、/h and the maximum mine inflow is 593 m3/h. It is bituminous coal 43 with low mine gas emission rate and coal spontaneous combustion tendency, and its a coal seam liable to dust explosion.This mine adopts vertical shaft development with one mining level and exhaust ventilation, centralized juxtapose
10、 earlier and radial later. The adopted coal winning method is longwall mining on the dip with top-coal caving. The belt conveyor is applied to transport coal and trackless transport is used in the auxiliary conveying. We work 330 days per year ,and exaltate 16 hours one day .The “four-six” working s
11、ystem is applied for coal mining while “threeeight” used for the rest . The monographic study is a thermal analysis of the stove modeled by FLAC 4.0. The translated academic paper is about numberical modeling of top coal caving .Its title is that 3D Numerical Modeling of Longwall Mining with Top-Coa
12、l Caving.Keywords：An estiation method for cover prssure re-tablishment distance and pressure distribution in the goaf of logwall coal mines 目录1 矿区概述及井田地质特征31.1 矿区概述31.2 井田地质特征41.3 煤层特征101.4 煤的特征122 井田境界和储量142.1 井田境界142.2 矿井工业储量142.3 矿井可采储量143 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限173.1 矿井工作制度173.2 矿井设计生产能力及服务年限174 井田开拓
13、194.1 井田开拓的基本问题194.2 矿井基本巷道295 准备方式采区巷道布置375.1 煤层地质特征375.2 采区巷道布置及生产系统385.3 采区车场及主要硐室426 采煤方法476. 1 采煤方法的选择476. 2 回采工作面长度的确定476. 3 工作面的推进方向和推进度486. 4 综放工作面的设备选型及配套487 井下运输507.1 概述507.2 采区运输设备的选择517.3 大巷运输设备的选择568 矿井提升588.1 概述588.2 主副井提升设备选型589 矿井通风及安全639.1 矿井概况、开拓方式及开采方法639.2 矿井通风系统和通风方式649.3 矿井风量计算
14、719.4 全矿通风阻力的计算759.5 通风机选型799.6 矿井灾害防治措施8410 设计矿井基本技术经济指标91专题部分93锚杆控制巷道围岩机理研究931 国内外煤巷锚杆支护现状931.1 国内外煤巷锚杆应用概况931.2 锚杆支护型式演变概况951.3 发展趋势952 锚杆支护理论972.1 现有锚杆支护理论97 2.2 锚杆支护机理983 锚杆类型1003.1 普通圆钢粘结式锚杆1003.2 可延伸锚杆1003.3 高强度和超高强度锚杆1003.4 竹锚杆和木锚杆1013.5 可切割锚杆和可回收锚杆1013.6 锚梁网组合支护1023.7 桁架锚杆支护1024 巷道围岩稳定性1034
15、.1 围岩稳定性概述1034.2 巷道围岩稳定性分类方法1034.3 巷道围岩稳定性指数1065 几种新型的支护器械及方法1075.1 新型支护器械1075.2 支护方法1125.3 锚固体强度强化的相似材料模拟试验1155.4 锚固体强度强化后的力学行为分析1175.5 煤巷锚杆支护设计方法118英文翻译1201 矿区概述及井田地质特征1.1 矿区概述1.1.1 交通位置杨柳煤矿位于安徽省淮北市濉溪县境内，杨柳集附近是其中心位置，向南东距宿州约21 km。煤矿范围：南部以杨柳断层为界，与孙疃井田接壤；北部以小陈家、大辛家断层为界，与临涣煤矿毗邻。南北长约9km，东西宽39km。矿井内交通方便
16、。公路可通宿州市、淮北市和蒙城县等地；东有合徐高速公路南坪出口；京沪线宿州站；西北有濉（溪）阜（阳）铁路经过井田西部的临涣站；南有青（疃）芦（岭）线，与京沪线在芦岭站接轨。 图1-1 杨柳矿交通位置图1.1.2 地形、地貌煤矿位于淮北平原中部，区内地势平坦，地面标高25.9828.26m，一般27m左右。浍河流经井田南侧，自西北流向东南。一般河水水位低于地表，只有汛期才出现河水水位高于地表，造成两岸局部内涝，数天后即可恢复正常水位。最高洪水位标高为28.34m（1965年7月）。矿内人工沟渠交错。近年来植树造林较多，尤在大小道路两旁，屋前宅后均绿树成荫。1.1.3 气象及地震据历史资料记载,安
17、徽省北部地区自公元925年以来发生有感地震40余次,其中从1960年以来,发生较大的地震有7次。根据安徽省地震局1996年编制出版的安徽地震烈度区划图，本区属于4-6级地震区，地震烈度为6。近期安徽北部地区发生较大地震统计表 表1-1 地震情况时 间1965.3.151971.7.131973.9.221979.3.21981.12.201983.11.71999.1.12震中位置固 镇灵 璧临 涣固 镇固 镇菏 泽利 辛地震级别4.03.34.55.03.05.94.21.1.4 气 候淮北地区属季风暖温带半湿润气候，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3m/s，最大风
18、速可达18m/s。平均气温为14.4，最低气温（1988年12月16日）为-10.9，最高气温(1988年7月8日)为40.3。年平均降雨量为834mm，雨量多集中在七、八两个月。无霜期为208-220 d，冻结期一般在十二月上旬至次年的2月中旬。1.1.5 矿区经济状况本矿是临涣矿区的一部分。临涣矿区有生产矿井5对，在建矿井2对。本区的经济以矿业和农业为主。随着近几年能源需求量的骤增，矿业开发建设及所在地的城镇建设得到迅速发展。农业以种植业和养殖业为主，农作物主要有小麦、玉米、山芋、花生、棉花等，是粮食生产基地的一部分；养殖业(包括肉牛、肉猪、羊及渔)生产基地也初具规模。1.1.6 水源及电
19、源本矿临近华东电网，矿井开发的生产用电和生活用电有保障，区内的地表水和地下水较丰富，能满足矿井开发的需要。1.2 井田地质特征1.2.1 井田地质构造杨柳煤矿位于童亭背斜东翼北端。地层走向在浅部为近于南北向，向东倾斜的单斜构造，地层倾角26；深部次一级褶曲较发育，主体上呈向东延深，地层倾角510，较平缓。表1-2 断层情况杨柳煤矿断层情况一览表断 层性质走 向倾向倾 角()落 差(m)井田内延伸长度(km)穿 过 钻 孔地震控制可 靠程 度大侯家正N446638EN462352W5070602459.2071、7-7、8-9-3、04-22、04-26、04-30、04-34、东8-9-1三维
20、查明褶 皱：.（一）牛小集背斜轴向北西，轴长约4km，背斜宽窄不等，南、北两段东翼陡，西翼缓；中段东翼缓，西翼陡，波幅数十米，被戴庙断层、大侯家断层切割，保留形态不完整。（二）马家背斜轴向北东，轴长约3km，背斜宽约2.5km，北翼陡，南翼缓，波幅大于250m，其南翼被大牛家断层切割，保留形态不完整。（三）小周家向斜分布在小周家北部及其东部的附近，在杨柳支断层北侧，轴向北西；在其南侧，轴向转向近东西，轴长约3km，波幅大者200余米。被杨柳支断层、杨柳断层切割，保留形态不完整。1.2.2 地 层杨柳煤矿及其邻近煤矿均未见基岩裸露。经钻探揭露，新生界松散层下伏地层自上而下分别为二叠系的上石盒子组
21、、下石盒子组和山西组；石炭系的太原组、本溪组；奥陶系的老虎山组马家沟组。石炭系、二叠系皆为含煤地层，本井田仅以二叠系煤系地层为勘探对象。地层自下而上为：（一）奥陶系（O2lO1m）岩性为灰褐色，灰棕色厚层状石灰岩，微晶结构，致密性脆，裂隙发育，质不纯，具豹皮状构造，顶部见少量黄铁矿结核。（二）石炭系（C）1、中统本溪组（C2b）岩性为：灰白色、紫红色铝质泥岩，富含铝质，致密性脆，含少量菱铁鲕粒；灰到深灰色细粉砂岩，含较多泥质，见黄铁矿结核分布不均，顶部含细砂质，具明显的薄层理。与下伏奥陶系呈假整合接触。2、上统太原组（C3t）岩性以浅灰色石灰岩为主，次为深灰色泥岩、粉砂岩和少量砂岩。石灰岩总厚
22、70.53m，占本组地层总厚度的53%。石灰岩大多富含动物化石，其中二四灰含燧石结核。本组地层含石灰岩12层，中下部各层石灰岩之下发育有薄煤层，含煤610层，总厚3.12m。煤层薄而不可采。顶部一灰，浅灰色，方解石晶体粗大，富含动物化石，薄而稳定，是本矿重要的对比标志层。与下伏本溪组呈整合接触。（三）二叠系（P）1、下统山西组（P1S）下部以太原组顶部一灰之顶为界，上界为铝质泥岩之底，地层厚98.6139.5m，平均117.9m。岩性由砂岩、砂、泥岩互层、粉砂岩、泥岩和煤层组成。含10煤层（组），煤层发育较好。为本井田主采煤层之一。岩浆岩厚者108m。在岩浆侵蚀区煤层大多被吞蚀。与下伏太原组呈
23、整合接触。2、下统下石盒子组（P1X）下界为铝质泥岩底部，上界K3砂岩。地层厚208.7262.3m，平均231.8m。岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩、铝质泥岩及煤层组成。泥岩、粉砂岩灰深灰色。3、上统上石盒子组（P2SS）下界为K3砂岩之底，上界为平顶山砂岩之底。本矿揭露厚度549.39m。岩性由砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成。自下而上砂岩石英含量减少，泥岩、粉砂岩颜色变杂，紫色、绿色增加。与下伏下石盒子组呈整合接触。（四）上第三系（N）上第三系上新统（N2）与下伏二叠系呈不整合接触。厚度65108m，平均为89m。底部以残积洪积为主，厚度022.20m，一般厚7m，岩性较复杂，为深黄、灰白、灰绿、
24、棕红等杂色砂砾、粘土砾石、细砂及粘土质砂、砂质粘土，呈互层状，局部地段较发育。中部以湖相滨湖相沉积为主，厚度2.439m，平均20m。岩性由灰绿色、灰黄色、棕黄色厚层粘土及砂质粘土间夹18层砂或粘土质砂组成。富含钙质及钙质结核，除在中部地段与二叠系煤系地层直接接触厚度较小外，一般均分布较稳定。上部以河湖相沉积为主，厚度11.161.9m，平均48m。由棕黄、浅黄、灰白色中细砂及粉砂和粘土质砂间夹23层粘土及砂质粘土所组成。顶部以浅黄色、浅棕红色粘土及砂质粘土组成，富含钙质及铁锰质结核，为一沉积古剥蚀面，亦是第三系与第四系的分界线，厚度2.126.7m，平均厚度14m。（五）第四系（Q）该地层假
25、整合于上第三系之上，厚度6195m，平均79m左右。1、更新统（Q1-3）下部由浅黄、棕黄色细砂、粉砂及粘土质砂，间夹35层砂质粘土及粘土组成，并含有较多钙质结核和铁锰质结核，属河漫滩河间阶地沉积相，厚度7.834m，平均30m。上部由土黄、褐黄及浅黄色砂质粘土及粘土夹13层薄层砂及粘土质砂组成，含较多砂姜块及铁锰质结核，为一沉积间断古剥蚀面。该层段分布稳定，厚度5528.5m，平均厚度15m。2、全新统（O4）本统属河漫滩相超河漫滩相沉积，分布稳定，厚度28.541.9m，平均34m。土黄、灰黄及浅灰色，由粉砂、细砂及粘土质砂夹23层砂质粘土及粘土组成。顶部0.5m为深灰色耕植土，埋深35m
26、处富含钙质结核及砂姜块，在埋深20m左右为褐黑色有机质腐殖质层，含较多动物化石碎片。1.2.3 水文地质地表水：矿井内地势较平坦，地面标高+25.98+28.26m，一般+27m左右。区内人工沟渠纵横，其作用主要是防洪排涝，它们自北向南流入浍河。浍河从本矿井西南部外围流过，自西北流向东南。浍河及其支流和人工沟渠组成了密如蛛网的地表水系。浍河是淮河的支流，属中小型季节性河流，区内五、六十年代曾发生过三次较大水灾（1954年7月17日、1963年6月30日，1965年7月16日），其中1965年7月的水灾最大，据临涣浍河水文站观测，当时最大洪峰流量为865 m3/s，本地区普遍积水，最高洪水位标高
27、28.34m，但1967年新汴河开挖以后，增强了区域内泄洪能力，浍河水从未溢出河床，根除了本地区水患，目前地表水对煤矿开采和矿区建设没有危害。矿井含.隔水层（组.段）：1、松散层含、隔水层（组、段）本矿井位于童亭背斜东北端，含煤地层均被新生界松散层所覆盖，松散层由第四系和上第三系组成，其厚度受古地形控制，两极厚度为121.00196.50m，由东向西有逐渐增厚的趋势。松散层按其岩性组合特征及区域水文地质剖面对比，自上而下可划分为四个含水层（组）和三个隔水层（组）。（1）第一含水层（组）自地表垂深35m起，底界深度28.541.90m，一般34m左右，含水砂层厚度14m左右。上部近地表0.5m左
28、右为黑色耕植土壤，埋深35m处富含钙质结核和铁锰质结核，主要岩性由浅黄色、浅灰色粉砂、细砂、粘土质砂夹薄层粘土、砂质粘土组成。（2）第一隔水层（组）底界深度40.6062.20m，一般50m左右。隔水层有效厚度5.5023.70m，平均12m。主要由暗黄色及棕黄色砂质粘土。（3）第二含水层（组）底界深度66.7085.20m，一般80m左右。含水砂层厚度5.5028m，平均18m。岩性主要由细砂、粉砂、粘土质砂夹粘土或砂质粘土薄层组成。（4）第二隔水层（组）底界深度85.00107.20m，一般95m左右。隔水层有效厚度2.1027.30m，平均12m。岩性主要由中厚层状粘土、砂质粘土夹薄砂层
29、组成，局部含有砂礓块。（5）第三含水层（段）底界深度103.70164.40m，一般140m左右。含水砂层厚度5.2034.00m，平均厚度21m。岩性主要由中砂、细砂、粘土质砂夹粘土或砂质粘土组成，局部夹有细砂岩（盘）。（6）第三隔水层（组）底界深度121.00182.50m，隔水层有效厚度2.4039.00m，平均15m。主要由灰绿色、棕黄色粘土及砂质粘土夹薄砂层组成，中下部部分地段见有钙质粘土。（7）第四含水层（组）底界深度121.00196.50m，一般为168m左右，含水层有效厚度016.10m，平均4m。含水层主要由粘土质砂、粉砂、砂砾等组成。2、二叠系可采煤层间含、隔水层（段）二
30、叠系岩性主要由砂岩、泥岩、粉砂岩、煤层等组成，并以泥岩、粉砂岩为主。砂岩裂隙一般不发育，即使局部地段裂隙发育，也具有不均一性，结合区域抽水试验资料，单位涌水量q大多小于0.ll/s.m。从总体上看煤系砂岩裂隙含水性较弱，根据区域资料和矿井内可采煤层赋存的位置关系划分为如下含、隔水层（段）。3、岩浆岩矿井内岩浆岩以岩床似层状侵入10煤层，厚度为0.15147.0m，裂隙一般不甚发育，冲洗液一般消耗量不大，矿井内上百个钻孔穿过岩浆岩，有4个钻孔穿过岩浆岩时，冲洗液发生漏失或全部漏失现象。4、太原组石灰岩岩溶裂隙含水层（段）矿井内有14-7和14-12两孔穿过了太原组地层，综合几个孔资料，本组总厚1
31、33.88m，有石灰岩13层，石灰岩厚度为71.10m，占太原组总厚的53%。石灰岩单层厚度为0.6015.88m，本矿井对两个孔太原组一至四灰抽水试验，静止水位为+14.59+14.70m，q=0.0097970.0855l/s.m，K=0.037110.3512m/d，富水性较弱，矿化度3.1561.960g/l，全硬度106.5533.52德国度，水质为硫酸钙镁类型或硫酸钠类型，水温为2225。但必须指出，太灰岩溶裂隙含水层的岩溶裂隙发育和富水性具有不均一性，有些地带可能富水性较强，本区由于断层断距较大，造成了部分地带的10煤与太灰间距缩短甚至直接对口。由淮北各矿的生产实践得知，太灰岩溶
32、裂隙水是本矿井开采10煤矿井充水的主要隐患之一，太灰水能否突破10煤底板隔水层对矿坑充水，取决于太灰原始导高、水头压力、隔水层厚度、隔水岩层的抗压强度以及底板受构造、开采等因素影响与破坏程度。为了解太灰水能否给10煤开采造成突水危害，根据矿区水文地质工程地质勘探规范采用公式Ts=P/（M-Cp）计算突水系数，式中Ts突水系数（MPa/m），P灰岩水头压力（MPa），M10煤至太灰顶间距（m），CP煤层开采时底板破坏厚度。从上述规范中得知，正常块段突水系数Ts不大于0.15 MPa/m时，受构造破坏块段Ts不大于0.06 MPa/m时，一般不会造成突水或“底鼓”，反之则会发生突水事故。根据本矿井
33、太灰抽水试验水头高度为+14.59m。开采深度越大，水头压力也随之增加，深度每增加1m，水头压力则增加0.0098 MPa，按上述参数计算，开采水平分别为-300m、-350m、-400m、-450m、-500m、-550m、-600m、-700m和-800m时水头压力分别为3.08、3.57、4.06、4.55、5.04、5.53、6.02、7.00和7.98 MPa。P采用上述数据计算水头压力结果，按机采破坏度CP=12m；隔水层厚度（间距）按不同数据，利用公式Ts=P/（M-Cp）计算。由表内可以看出，受断层影响的各孔，无论在哪个水平开采，其Ts值均远远大于0.06 MPa/m，故均有突
34、水的可能。而对于正常块段，在一水平-550m深度以浅开采时，除10煤至一灰最小间距Ts稍大于0.15MPa/m外，其它Ts值均不大于0.15 MPa/m，突水的可能性不大，随着开采水平的延深，在-600m开采水平隔水层厚度小于55m，在-700m开采水平，隔水层厚度小于60m，在-800m水平开采，其隔水层厚度小于65m时，Ts值均大于0.15 MPa/m，故其突水的可能性较大。10煤开采时，可参考表6106，对太灰水采取探水和降压措施，把太灰水的Ts值降到安全突水系数以内，以保证安全生产。 5、奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层（段）矿井内14-7和14-12等孔揭露了奥陶系，见奥灰3.848.83
35、m，奥灰为浅灰棕灰色厚层状石灰岩，岩溶裂隙较发育。据区域资料，奥陶系灰岩总厚度500m左右，浅部岩溶裂隙发育。另据孙疃煤矿外围浅部1974年施工的水源孔抽水试验资料，静止水位标高为+25.40m，s=1.37m，q=11.29l/s.m，k=17.92m/d，矿化度为1.303g/l，水质为硫酸重碳酸氯化物钠钙类型。由上述资料看，奥灰含水性强，导水性好。邻近生产矿井任楼煤矿，在试产期间1996年3月4日由于导水陷落柱导通了奥灰含水层，7222工作面发生特大突水灾害，最大流量达34570 m3/h。可见奥灰富水性极不均一，差异很大，有时含水性、导水性极强，但在正常情况下，奥灰远离主采煤层，一般对
36、煤层开采无直接充水影响。6、水文地质类型据分析，本矿井水文地质条件应定为裂隙充水为主的中等偏简单类型。矿井涌水量：估算结果，矿井正常涌水量为436m3/h,最大涌水量为593m3/h。1.3 煤层特征1.3.1 含煤地层本矿含煤地层为石炭系、二叠系。石炭系煤层薄而不稳定，开采技术条件复杂，暂未作为勘探对象。二叠系含煤地层自下而上为山西组、下石盒子组、上石盒子组。（一）二叠系含煤地层特征下统山西组（P1S）厚度98.6139.5m，平均117.9m，含10煤层（组），据沉积环境和岩性特征以10煤层为界分为上、下两段。（1）下段：自太原组一灰顶至10煤层底，厚度49.172.4m，平均60.9m。
37、底部为深灰色、灰黑色泥岩或粉砂质泥岩（海相泥岩），向上为粉砂岩、砂岩。近10煤处为浅灰色细粒砂岩和深灰色粉砂岩、泥岩组成的砂泥岩互层（页片状砂岩），波状、透境状、混浊状层理发育，层面上有白云母片。具底栖动物通道，含菱铁质结核和黄铁矿晶体。（2）上段：自10煤层至本组顶界（铝质泥岩之底），厚度43.575.7m，平均58m。岩性为砂岩、粉砂岩和泥岩。10煤层为本井田主要可采煤层，其顶板长石石英砂岩，为10煤层直接或间接顶板,浅灰色，中细粒，局部见具深灰色泥质包体，因而亦称“花砂岩”，局部可相变为砂泥岩互层。本段的上部发育一层长石石英杂砂岩，灰灰绿色，中粗粒，填隙物含量高，胶结疏松，称为“泡砂岩”
38、。（二）二叠系沉积环境通过对钻孔岩芯成因标志描述，综合确定砂体形态。通过对沉积构造、矿体形态、古生物、地球化学、测井曲线（岩、煤层物性特征）、煤岩特征、煤层顶底板岩性等的综合研究，对本矿二叠系含煤地层沉积环境进行了综合分析，初步得出如下结论：晚石炭世末期，两淮地区发生了大规模的自北而南的海退，在此基础上，二叠系沉积了一套以三角洲为主体的三角洲相与泻湖海湾潮坪相互交替的地层。1.3.2 含煤性本矿井含煤地层为石炭二叠系。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，故暂不作勘查对象。二叠系含煤地层为下统山西组、下石盒子组和上统上石盒子组。1.3.3 煤层的稳定性根据煤
39、层的面积可采率，可采指数和可采点的分布特征，综合确定本矿井10煤层为较稳定煤层。1.3.4 可采煤层10煤层为本矿井可采煤层，位于山西组的中部，上距铝质泥岩约55m。下距太原组一灰顶界面约60m。煤层厚09.97m，平均厚4.5m，属中厚厚煤层，以中厚煤层为主。煤层原生结构简单，基本不含夹矸。煤层顶板以砂岩、泥岩为主，粉砂岩零星分布。在矿井的西部有一砂岩带。在6线以东、7-8线以西大部分为岩浆侵蚀区。1.3.5 瓦斯、煤尘及煤的自燃（一）瓦斯测定成果本矿井在详查期间用集气法采集利用瓦斯样12个， 测得10煤层瓦斯含量为1.50 m3/t。因此，建议本矿井以高瓦斯矿和有瓦斯突出危险进行设计和生产
40、管理，并建立地面瓦斯抽放系统，对抽出的瓦斯加以综合利用，变废为宝，必将取得较好的社会效益和经济效益。（二）煤尘爆炸试验成果本矿井煤层挥发分一般36%，火焰长度在70800mm，具有爆炸危险，需通入2085%岩粉方可抑止其爆炸。据煤矿技术操作规程提供的煤尘爆炸经验公式K=V100/（V+Fc），计算出本井田烟煤部分的煤层煤尘爆炸指数（K值）为28.9940，皆大于15，可以确定本井田各煤层皆具有煤尘爆炸危险性。（三）自 燃根据烟煤部分燃点测试成果10煤层为不自燃易自燃。1.4 煤的特征1.4.1 煤的物理性质 本矿各煤层是在二迭世时滨海相陆相的三角洲泥炭沼泽环境堆积而成，煤的物理特征相似，一般为
41、黑色，少量灰黑色，条痕褐黑色；油脂光泽弱玻璃光泽；烟煤性软，天然焦性硬，燃烧有爆裂现象。烟煤视比重较轻，一般为1.301.45；无烟煤、天然焦则一般1.5，高者可达2.00以上。宏观煤岩类型，烟煤以亮煤、暗煤为主，夹镜煤线理-条带，半亮-半暗型，无烟煤、天然焦煤岩类型多不清。1.4.2 煤岩特征烟煤在镜下可见条带状结构，以基质镜质体和结构镜质体为主，其次有丝质体、角质膜和树皮。矿物杂质以泥质为主，以块状、条带状、分散状、浸染状分布有机质中，有的可见碳酸盐矿物和黄铁矿等。煤的镜质组反射率，烟煤为0.741.20之间，属变质阶段，无烟煤、天然焦反射率在1.52.0，属甚至更高阶段。1.4.3 煤的
42、化学成分（一）有害组分1、原煤水分原煤平均水分在1.321.53%， 10煤稍高。2、灰分（1）原煤灰分剔除因采样原因使个别样点原煤灰分超过40%的异常值后，各可采煤层烟煤原煤灰分平均值在15.8828.86%，其中10煤层最低。10煤层：原煤灰分为12.8732.93%，平均值为15.88%，属低中灰分煤；灰分产率集中在1020%，其次为2030%和少数510%。平面上也是大片为10-20%的区域，20-30%或5-10%则为零星分布。（2）灰成分和灰熔融性10煤为1.20Pa.s /1450，煤灰熔融温度（ST）在12051500，均属高熔难熔灰。结渣率低，可使锅炉正常出渣。煤灰粘度随温度
43、增高而有所降低。各煤层煤灰结渣指数均0.6，煤灰有害组分属低等。3、硫分10煤层全硫平均值均410-4%，属二级含砷煤。（二）浮煤挥发分本矿各煤层挥发分变化不大，同一煤层无明显变化规律，无烟煤和天然焦中原煤挥发分10%者，系因岩浆侵蚀、烘烤变质，但在取样中又不可能明显区别，采取混合样所致。本矿在本次勘探前煤样是在850条件下测试的，详查报告中已按900测试条件的经验公式进行了换算，换算公式为：烟煤： Vdaf(900)=1.004Vdaf(850)+0.844无烟煤：Vdaf(900)=0.9583Vdaf(850)+1.135天然焦按无烟煤公式进行换算。本次勘探过程中为了验证以上公式的准确性，在测试挥发分时，同时进行850和900条件下的测试，对这些测试结果，经过对烟煤按上述公式进行换算对比，Vdaf(900)实测值与换算值比较，其误差在0.140.72%，平均在0.31%，可见以上换算公式对本次报告还是适用的。无烟煤和天然焦由于本次未测850时的挥发分，不予评述（三）元素分析10煤层烟煤
