-设计产量400万吨的煤矿初步设计采矿工程学士学位论文.doc

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1、采矿工程专业2013届毕业设计前 言采矿工程毕业设计是采矿工程专业全部教学进程中的最后一个环节，同时也是对我们学业成绩的最终考核。毕业设计使我们在采矿工程上深入认识矿井各个生产系统和各个生产环节之间的相互联系和制约关系，培养了我们综合运用各门学科的理论知识和独立地、创造性地进行工作的能力，以及分析和解决采矿工程技术问题的能力。 本次毕业设计是根据在集团煤矿进行的毕业实习中所收集的矿井地质资料和图纸，并作了一些改动以后，对矿井进行的初步设计。1、设计过程本次的毕业设计主要是针对毕业实习的煤矿所做的设计，设计中用到的资料都是来自毕业实习中所搜集的资料。设计时间为3.18-6.5，在这次的设计过程中

2、，认真贯彻矿产资源法、煤炭法煤炭工业技术政策、煤炭安全规程、煤炭工业矿井设计规范以及国家其它发展煤炭工业的方针政策，积极采用切实可行高产高效的先进技术与工艺，力争自己的设计成果达到较高水平。另外本设计以实践教学大纲及指导书为依据，严格按照安全规程的要求，采用工程技术语言，对矿井的开拓、准备、运输、通风等各个生产系统进行了初步设计。在这次的设计过程中，我严格要求自己，不懂的地方就请教指导老师和周围的同学，并翻阅了煤矿矿井采矿设计手册和指导书。通过本次的设计，我对煤矿采矿的各个系统又有了深入的认识，温习了以前学的知识，又学习到了课本以外的知识。在设计过程中，把所学的理论知识与实践经验综合起来应用。

3、这样达到了对理论知识“温故而知新“的作用，同时也学到了一些实际生产过程中的经验。2、主要开采条件本设计是针对煤矿3号煤层的初步设计，本矿井设计产量为400万吨，矿井整体地质条件比较简单。该井田东西走向长约7.4km，南北倾斜约17km，面积约107.3818k。本次设计开采煤层的平均厚度为6m，平均倾角为6，为近水平煤层,相对瓦斯涌出量为4.42 m/t, 矿井瓦斯等级为高瓦斯矿井；矿井正常涌水量为250m/h，最大涌水量为550m/h。本设计取500m/h。局部地段有发生自燃的可能。3号煤层煤尘具有爆炸性。3、主要设计特点(1)井田开拓方式。本设计设计主副井一对，采用分区式通风方式，每一盘区

4、对应一个回风井。采用盘区式开拓方式，两条大巷沿井田南北走向布置在井田中央，大巷沿煤层底板布置在煤层中，井底车场形式为立井梭式车场。(2)准备方式。本设计将井田划分为7个盘区，首采盘区为E2盘区，采用3条上山，上部车场为顺向平车场，中部为甩入平巷式甩车场；下部为大巷装车立式绕道车场。(3)采煤方法。采煤方法为综采放顶煤采煤方法，采用液压支架支护；采掘比约为1.(4)矿井通风。矿井总风量为154，容易时期的总阻力3602.544Pa，通风困难时期的总阻力4204.84Pa。工作面配风78.3m/s。本设计选用FBCDZ-8-No28B-2450KW型通风机。4、主要问题和建议本次设计的主要是在定下

5、开拓方式之后对各个系统进行完善，包括准备方式、采煤方法、运输、通风、矿建等取消了提升和排水系统的完整设计，只在开拓方式的经济比较中有体现，对提升和排水方面不是懂的很深。由于时间和能力有限，在本次的设计可能还存在一些缺点和错误，恳请老师批评、指正。摘 要1、本设计源自集团煤矿，图纸及文字资料均来自矿上。2、主要开采条件主采煤层为3号煤层，煤质为贫煤，为高瓦斯矿井，矿井正常涌水量为250m/h，最大涌水量为550m/h。本设计取500m/h进行设计。局部地段有发生自燃的可能。3号煤层煤尘具有爆炸性。3、主要设计特点(1)井田开拓方式。本设计设计主副井一对，采用分区式通风方式，每一盘区对应一个回风井

6、。采用盘区式开拓方式，两条大巷沿井田南北走向布置在井田中央，大巷沿煤层底板布置在煤层中，井底车场形式为立井梭式车场。(2)准备方式。本设计将井田划分为7个盘区，首采盘区为E2盘区，采用3条上山，上部车场为顺向平车场，中部为甩入平巷式甩车场；下部为大巷装车立式绕道车场。(3)采煤方法。采煤方法为综采放顶煤采煤方法，采用液压支架支护；采掘比约为1.(4)矿井通风。矿井总风量为154，容易时期的总阻力3602.544Pa，通风困难时期的总阻力4204.84Pa。工作面配风78.3m/s。本设计选用FBCDZ-8-No28B-2450KW型通风机。关键词：采矿专项初步设计；立井；单水平开拓；盘区式准备

7、；综合机械化采煤Abstract1. This design is from Group coal. Both drawings and text data are based on the mine.2. The main conditions of miningThe No. 3 main Coal Well is lean and high-gas. Normal water inflowing is 250m/ h and maximum is 550m/ h. This paper takes 500m/ h as a design with the possibility of s

8、pontaneous combustion at local area. What is more, the dust in the No. 3 coal seam is explosive3. The main features of the design 1) The method of mine field exploiting This paper designs a pair of collieries- primary and secondary colliery. The partitioning ventilation mode is adopted and each pane

9、l corresponds to a return air shaft. The way of exploration is Panel Type with two north-south roadway arranged in the Coal Mining center, layout along and in the bottom of coal seam. The form of the shaft bottom is shuttle yard shaft.2) The methods of preparation This coal mining will be divided in

10、to seven panels. While the first mining panel is E2 panel with three mountains, the upper yard is forward and square yards. However, the middle of the yard is drift-style rejection and the lower part is the bypass yard of vertical loading roadway.3) The methods of mining The mining method is fully m

11、echanized top coal caving mining method and hydraulic support. The extractive ratio is about 1.4) The Mine ventilationThe total airflow in the mine is 154 m/s, with the total resistance 602.544 Pa at easy time and the total resistance 204.84 Pa during difficult time. The speed of air distribution is

12、 78.3 m/s. The fan of FBCDZ-8-28NoB-2X 450kw is chosen in this design.Key words: The preliminary design of mining projects; Vertical shaft; Single level to develop; Panel type; Comprehensive mechanized coal mining目 录目 录11 井田概况及地质特征41.1 井田概况41.2 地质特征61.2.1 地层61.2.2 地质构造81.2.3 煤层及其顶底板岩石特征111.2.4 水文地质特

13、征141.2.5 瓦斯、煤尘、自燃191.2.6 煤质、用途212 井田开拓222.1 井田境界及储量222.1.1 井田境界222.1.2 矿井储量222.2 矿井设计年生产能力及服务年限252.3 井田开拓方案比选252.3.1 对井田开拓中若干问题分析252.3.2 技术比较262.3.3 经济比较282.3.4 方案确定282.4 井筒282.4.1 井筒断面尺寸282.4.2 风速校核312.5 井底车场及硐室322.5.1 井底车场322.5.2 确定各井底车场硐室位置393 大巷运输及设备413.1 主要运输方式的选择413.2 辅助运输方式413.3 运输设备选型444.1 采

14、煤方法454.2 采区布置454.2.1 采区走向长度的确定454.2.2 确定区段斜长和区段数目454.2.3 煤柱尺寸454.2.4 采区上下山的布置464.2.5 区段巷道的布置464.2.6 联络巷的布置464.2.7 采区车场形式的选择464.2.8 采区硐室474.2.9 采区千吨掘进率、采区掘进出煤率及采区回采率474.2.10 确定采区巷道掘进方法、设备数量及掘进工作面数484.2.11 采区生产系统494.3 回采工艺设计504.3.1 综采工作面的采煤工艺设计504.3.2 工作面循环方式和循环作业图表的编制514.4 采掘设备选型544.4.1 工作面主要采煤设备选择54

15、4.4.2 掘进设备574.5 采区车场线路设计575 通风和安全605.1 概况605.1.1 通风设计的基本依据605.1.2 矿井通风系统的要求605.1.3 矿井通风系统的确定615.2 矿井风量计算615.2.1 确定矿井总风量615.2.2 风速验算645.3 全矿通风阻力计算645.3.1 计算原则645.3.2 计算方法655.3.3 计算矿井总风阻及总等积孔675.4 矿井通风设备选型695.4.1 扇风机选型695.4.2 选择电动机716 矿井建设工期736.1 指标选取736.1.1 项目实施前期工作736.1.2 施工准备工作736.1.3 矿井设计移交标准746.1

16、.4 项目实施进度安排746.1.5 三类工程施工顺序和施工组织的基本原则746.2 关键线路756.2.1 设计中的主要巷道756.3 工期计算756.3.1 井巷施工进度表756.3.2 建井工期计算776.3.3 矿井达到设计产量时井巷工程量77总 结79致 谢80参 考 文 献81801 井田概况及地质特征1.1 井田概况1、矿区位置与交通：煤矿位于省市县境内，距集团约9km，地理坐标东经11300，北纬3620。公路交通十分便利。井田中部有东西向309国道穿过，南北向208国道从井田东部通过，另外矿井还建有铁路专用线。北距太原市200km，南距市23km，东距北火车站15km，交通十

17、分便利，见图1-1。图1-1矿井交通位置图2、井田地形、地势：煤矿位于盆地西部，全区广为第四系黄土沉积掩盖，地形平缓，局部黄土冲沟发育，为高原盆地内的河谷平原区。总的地貌形态是西北高，东南低，北部为缓和低山丘陵区，黄土冲沟密布，地形切割破碎，中南部地形平坦，海拔标高+930m左右。3、气候：本区属暖温带半湿润半干燥大陆性季风气候。4、温度：根据1978年温差变化，最高气温36.6（6月30日），最低气温-19.6（2月12日），悬差56.2。5、雨量：根据县历年气象资料统计，年降水量在410917mm，平均594.8mm，年蒸发量在15021926.8 mm，平均1738.6 mm，蒸发量为降

18、水量的26.3倍。6、向和风速：最多风向北西，最大风速1416米/秒。7、结冰期和冻土深度：冰冻期为每年10月到次年4月，最大冻土深度为75cm（1977年2月）。8、地震：历史记载1497年2月，县城附近曾发生6级地震（中国地震资料表上未记载级别，地震地质大队（1970年10月）编制的地区构造体系图上定为55.9级。）省抗震工作办公室等三家单位，于1979年以（79）抗字第1号文“关于颁发省地震裂度区划图及说明的通知”将划分为6度区，市划分为7度区。根据国家地震局颁布的中国地震动参数区划图（GB18306-2001），本区地震动峰值加速度小于0.05 g，相当于地震基本烈度6度。9、煤田开发

19、历史：矿区解放前即有小窑开采，五十年代末国家投资大规模开发，于1959年成立矿务局。2000年8月矿务局改制成立矿业（集团）有限责任公司，属省授权经营的12户国有重点企业。矿业（集团）以下辖、4对生产矿井。10、矿区内现有生产矿井：煤矿周围主要有煤矿、煤矿、煤矿和煤矿等。11、水源：煤矿水源地位于工业场地东南角，现有3眼井，2用1备。水质满足生活饮用水卫生标准，每天可向矿井工业场地和居住区提供6000m生活用水；另外矿井工业场地内还有临时水源井5眼，每天可提供2000m生活、生产用水。矿井现有生活给水系统完全能够满足矿井延深后的要求。12、电源：电厂是矿区的自备电厂，位于矿附近，现装机容量22

20、5MW，现有两回110kV线路向矿110kV变电站供电。矿110kV变电站位于矿，是矿区的一座中心变电站，两回电源引自库西开闭站，导线型号为LGJ-300m，长度3km；另两回引自电厂，导线型号为LGJ-240m，长度16km。该变电站设三台主变压器，容量为31.5MVA，电压等级为110/35/6kV，运行方式为两台运行一台备用。西坡35kV变电站，双电源均引自矿110kV变电站35kV出线间隔、段母线，导线型号均为LGJ-150，线路长度均为4.5km，主变容量为212.5MVA。该站位于矿的南侧。煤矿建有一座6kV开闭所，其双电源以母线的方式引自矿110kV变电站6kV、段母线，该开闭所

21、现担负着整个矿井的供电负荷。1.2 地质特征1.2.1 地层井田均为第四系黄土所覆盖，仅于北部阎村、常隆一带有二迭系上石盒子组地层零星出露。根据钻孔揭露情况，将地层发育情况由老到新叙述如下（见图1-2）：1. 奥陶系中统马家沟组O2m岩性为灰色深灰色厚层状石灰岩，局部裂缝溶洞发育，并为灰白色铝质泥岩、黄铁矿、菱铁矿等充填。2. 石炭系中统本溪组C2b该组厚度1.3513.43m，平均9.11m。岩性以灰色块状铝土泥岩为主，局部发育灰白色中厚层状中粒砂岩、砂质泥岩以及底部式铁矿层。与下伏地层假整合接触。3. 石灰系上统太原组C3t本组厚度99.35119.16m，平均厚度108.38m左右。底部

22、以K1砂岩与本溪组分界，顶部以K7砂岩与组分界，是本区的主要含煤地层之一。主要由45层石灰岩及灰色砂岩、灰黑色泥岩和710层煤层组成。其中153号煤层为可采煤层，厚度02.73m，平均厚度1.66m，但冲刷面积较大。属典型的海陆交互相沉积，旋回结构明显，但岩性岩相较为复杂。本组发育四层较稳定的石灰岩。图1-2综合柱状简图4. 二叠系下统组1S本组厚度40.9797.55m，平均厚度约55.69m。是本区主要含煤地层。岩性主要为灰白色、灰色中、细粒石英砂岩，灰色、灰黑色粉砂岩、砂质泥岩，夹14层煤。其中下部的3号煤层为主要可采煤层，厚度4.847.32m，平均厚度6.09m，3号煤上部多有一层灰

23、色细、中粒砂岩，厚度数米至十余米，为3号煤老顶，与下伏地层太原组呈整合接触。5. 二叠系下统下石盒子组1x本组厚度44.278m，平均厚度约59.55m。连续沉积于组地层之上，顶部为一层紫红、紫灰等杂色含鲕粒的厚层状铝质泥岩或砂质泥岩（俗称桃花泥岩），中下部为灰色泥岩，砂质泥岩，灰色、灰白色石英砂岩。底部以一层灰白色厚层状中、粗、细粒石英砂岩8与组分界。6. 二叠系上统上石盒子组1sh本组厚度309.8408.31m，平均厚度约353.87m。岩性为紫红色、紫灰等杂色泥岩或砂质泥岩，灰色、灰白色、黄绿色细、中、粗粒石英砂岩。底部以10砂岩与下石盒子组分界。与下伏地层呈整合接触。7. 第四系厚度

24、3164.9m，平均约43.13m。是本区的主要覆盖层，岩性为棕黄色、浅黄色亚粘土，含砂质粘土，夹姜石、砂砾层，顶部为耕植土，与下伏地层呈角度不整合接触。1.2.2 地质构造井田位于矿区中部，构造以褶曲为主，地层走向近南北，向西倾斜，倾角36。东部以单斜为主，伴有近东西向波状起伏；西部为近南北向褶曲。1. 褶曲本区姬村以东，基本为一向西倾斜的单斜。姬村以西，则为近南北向的相互平行的背、向斜。由东向西，依次为姬村向斜、路村背斜、老军庄向斜。轴向近南北向，在南北两端稍有偏转，北端偏西，南端偏东，局部因受东西向波状起伏影响，走向略有变化。背、向斜的两翼接近对称，倾角不大，多在5左右，轴部比较宽缓，幅

25、度最大110m，一般50m上下，局部有一些东西向的小的起伏，北部504号孔附近有一对小的背向斜。南部南辛庄附近有一对近南北向的背向斜。现将主要褶曲叙述如下： 姬村向斜轴向近南北，北起阎村附近，向南经1012号孔和2002号孔之间，过姬村西经2026号钻孔至2034孔附近，全长11.5km，两翼几乎对称，倾角46。 路村背斜轴向南北，北部偏东，北起1008号钻孔东侧，西向南经路村西，至1029号孔附近，全长约10.0km，两翼几乎对称，倾角46，轴部较为平缓。 老军庄向斜北自1039钻孔附近，过2026号孔，轴向变为南北向至区块3号拐点，全长约6km。2. 断层井田断层不发育，除北部文王山南断层

26、和东南边界安昌、中华两断层及西南边界藕泽断层较大构成井田自然边界外，井田范围内尚发育有四条落差2030m和两条落差510m的小中型断层。现分述如下： 文王山南断层：走向75东，倾向南东，为上盘下降的正断层，自东伸入本区，常1号孔3号煤层底板高806.82m，513号孔3号煤层底板标高459.92m，两者高差346.90m。常隆附近落差400m。常隆西南断层上盘为石千峰组底部地层，下盘为奥陶系及石炭系零星出露。 安昌断层：走向北60东，倾向南东，倾角70，为上盘下降的正断层。自东伸入本区，在区外536号钻孔所见，于孔深530m见破碎带，K2石灰岩和马家沟组石灰岩相接。据地震资料，断层方向与地质推

27、断基本符合。推断落差170m，该断层向西落差变小，至1068号钻孔附近，落差70m。 藕泽正断层：位于藕泽至沙庄一带，为井田西南角的边界断层。地表为第四系覆盖，据钻孔资料揭露。如1083孔，于519.10m见断层破碎带，以组上部岩层与太原组K2石灰岩接触，断失3号煤及太原组上、中部岩层，断距为94m。西南段的2201孔在580.70m见破碎带，断距约10m。东北段的1901孔于423.32m，见组上部岩层与3号煤接触，断距达30m。此断层走向为北52东，倾向东南，倾角70，全长为4.5km。 石室断层：该断层原判定是故县断层的延伸，王庄矿经生产探明并非故县断层延伸，现命名为石室断层，由王82号

28、钻孔控制，根据王庄矿井下实际揭露情况，该断层走向由南西方向延伸至北二采区，性质为正断层，最大落差18m，倾角70，倾向东北，延伸北二采区不远处尖灭。 F1断层：为1011号钻孔所见，推断走向北20西，倾向南西，倾角60，为上盘上升的逆断层。1011号钻孔545m见破碎带，2石灰岩重复，15-3号煤层重复，显属三个逆断裂所致，总落差30m，延长1500m。 F2断层：走向北80东，倾向北西，倾角70，为常22、2012、2013、517号钻孔控制。常22号钻孔缺失3号煤层以下至K5石灰岩以上的一段地层，据测井曲线解释，461m有破碎带，落差30m。2012号钻孔深421m见破碎带，K10至3号煤

29、层的间距和邻近钻孔相比缩短15m，向西延至2013号钻孔附近尖灭，向东延至517号钻孔附近尖灭，全长3.5km，为正断层。 F3断层：走向南北，向东倾斜，倾角60，为上盘上升的逆断层，由1040、523号钻孔所控制。1040号钻孔474m为破碎带，K2石灰岩重复，落差20 m，523号钻孔473m见破碎带，K2石灰岩重复，落差10m，南北延长1520m。 F64断层：位于以北，走向北50东，倾向南西，落差10m，为上石盒子组地层露头所显示，推断延长500余米，为正断层。 F65断层：位于F64断层以南，走向北75东，倾向南西，落差5m，为上石盒子组地层露头所显示，推断延长500余米，为正断层。

30、3. 陷落柱井田内探测到的所有陷落柱均不含水。4. 岩浆岩井田范围内没有岩浆岩侵入。1.2.3 煤层及其顶底板岩石特征一、 煤层1. 含煤地层井田含煤地层为下二迭系组及上石炭系太原组，含煤地层总厚163.36m，含煤1017层，煤层总厚11.25m，含煤系数为6.9%。（1）组厚54.10m，含主要可采煤层3号煤层，煤层平均厚度6.09m，含煤系数11.20%，组顶底部、局部发育不稳定薄煤层13层，一般均不可采。（2）太原组厚109.26m，含稳定的可采煤层15-3号煤层，不稳定的局部可采煤层8-2、9、12、15-1、15-2号煤层及不稳定薄煤层6、7、8-1、11、13、14号等煤层，太原

31、组煤层总厚5.20m，含煤系数4.8%。2. 可采煤层特征（1）3号煤层：位于组的中下部，以其本身厚度大、层位稳定为重要对比标志，上距8砂岩22.4243.30m。平均31.67m，下距7砂岩顶面2.7018.85m，平均12.98m，煤层对比非常可靠。煤层厚度4.847.32m，平均厚度6.09m，结构简单，夹石13层，夹石厚0.10.3m，仅个别孔（1009号孔）夹石变厚达0.75m。该煤层控制研究程度较高，符合规范要求，为稳定型全井田范围内可采煤层。（2）8-2号煤层位于太原组中上部。上距3号煤层46.5866.66m，平均57.17m。下距9号煤层3.6023.21m，平均9.68m，

32、厚度01.73m，平均0.43m。属不稳定局部可采煤层。煤层顶板多为黑灰色厚层中粒砂岩。底板多为黑灰色粉砂岩。（3）9号煤层位于太原组中部，下距K4灰岩0.799.60m，平均3.69m，个别钻孔如2012、2023号钻孔，9号煤层直复于K4灰岩之上。厚02.21m，平均0.99m，属不稳定局部可采煤层。本区中部一般发育较好，多达可采厚度。夹矸03层，厚度及层数变化较大。向南、向北因下部夹矸增厚煤层分叉渐至尖灭。煤层顶板多为黑灰色粉砂岩，底板多为黑灰色泥岩、粉砂岩等。（4）2号煤层位于K4、K3石灰岩间。上距K4灰岩0.907.08m，平均3.68m。下距K3灰岩1.9211.70m，平均3.

33、33m，厚01.02m，平均0.50m，结构简单，为单一煤层。属不稳定局部可采煤层。顶底板多为灰、黑色薄层粉砂岩或泥岩。（5）15号煤层实际为一煤层组，位于太原组底部，上距K2石灰岩2.7014.57m，平均5.29m，一般发育15-1、15-2、15-3等3层煤层。 15-1号煤层：煤层厚01.35m，平均厚0.62m。除南部冲刷带外，全区普遍发育，结构简单，为单一煤层。北部以北、中部南浒庄一带发育较好，多达可采厚度，属不稳定局部可采煤层。煤层顶底板多为灰黑色泥岩，炭质含量增高，变为炭质泥岩。 15-2号煤层：煤层厚00.87m，平均厚0.57m。结构简单，为单一煤层。本区中部南浒庄一带发育

34、较好，成片达可采厚度。其余地区仅有零星钻孔达可采厚度，属不稳定的局部可采煤层。煤层顶底板多为黑色薄层泥岩。 15-3号煤层：本区内北部大面积范围内，该煤层厚度较稳定，煤厚02.73m，平均1.66m。夹矸13层，除本区南部大面积同生冲刷外，一般均达可采厚度，局部顶底板及夹石为炭质泥岩。可采煤层特征见表1-1。表1-1可采煤层特征表煤层号厚度(m)间距(m)结构（夹矸层数）稳定程度可采情况顶板岩性底板岩性最小最大最小最大平均平均34.847.3246.5866.6557.1703稳定全区可采粉砂岩中砂岩细粉砂岩6.058-201.73 简单01不稳定局部可采中粗砂岩粉砂岩0.433.6023.2

35、19.68902.21局部分叉03不稳定局部可采粉砂岩K4灰岩上泥岩0.998.0417.9711.001201.02简单不稳定局部可采K4灰岩下粉砂岩K3灰岩上泥岩0.5027.5337.5629.6915-101.35简单不稳定局部可采泥岩泥岩0.620.902.401.4915-200.87简单不稳定局部可采泥岩泥岩0.570.686.303.1915-302.7303较稳定除冲刷外全区可采泥岩泥岩及炭质泥岩1.66本设计只设计开采3号煤层。二、 煤层顶底板岩石特征井田内3号煤层直接顶为细砂岩、粉砂岩或泥岩，厚度2.4-8.75m，平均5.35m，灰黑色，断口平坦，水平层理，含植物化石。

36、老顶为细砂岩或中细粒砂岩，厚度1.98-10.34m，平均5.98.，灰白色，含石英、长石，分选好，具斜层理。直接底为细砂岩或泥岩，厚度0.84-13.31m，平均5.03m，深灰色，中厚层状，含云母及植物化石。1.2.4 水文地质特征一、井田水文地质概况矿区位于漳河流域，浊漳河南源东测，属海河水系。区域地下水的补、迳、排条件明显受地形和构造控制。区域东部，地势高峻，出露一套呈南北向展布的长条状碳酸岩类地层，岩溶裂隙发育，给岩溶裂隙水直接接受大气降水补给创造了条件，是岩溶裂隙水的主要补给区；另外，地表水系也是地下岩溶裂隙水补给源之一，其主要通道是灰岩出露区内河道里的断层带，如浊漳河的北、西、南

37、三源出口附近至石梁之间，河流流量的明显损失，即是例证。地下水接受补给后，在向深部运移时，当遇断层阻隔或在地形深切处则以泉的形势排出地表，如辛安村附近的泉水排出带、浊漳河河谷排出带等。碎屑岩类裂隙水，除少量能沿构造破碎带或地层倾向向深部运移外，其余大部多沿地层走向运移；且由于含水层成层状，不同层位的含水层，其补给区不尽相同，多构成若干个小的含水系统，其间水力联系较弱。二、含水层及隔水层1. 主要含水层井田在精查勘探阶段，仅对2012号钻孔基岩风化带进行了抽水试验和1063号钻孔277287.10m上石盒子组涌水段做了涌水试验，水文地质工作量较少。1985年10月，矿务局地质队在主、副井之间补打1

38、个检查孔，该检查孔采用流量测井技术，通过测量钻孔中垂向水流的变化来划分含水层的位置，基岩风化带以下共探明含水层11个。结合区域水文地质特征和矿井水文地质条件及检查孔资料，矿井可划分为15个含水层，即中奥陶统马家沟组灰岩岩溶含水层、太原组K2、K3、K4、K5灰岩岩溶裂隙含水层、组K7砂岩裂隙含水层、3号煤层顶板砂岩裂隙含水层、下石盒子组K8砂岩裂隙含水层、上石盒子组基岩风化带裂隙含水层、第四系下更新统孔隙含水层、第四系中更新统孔隙潜水含水层等。现分述如下：（1）奥陶系中统马家沟组灰岩含水层上距3号煤层平均距离155m左右。根据岩性特征和岩溶埋藏条件，该含水层自下而上可细分为八段： 底部黄色薄层

39、状泥灰岩，厚2030m，中夹泥岩，岩溶不甚发育。 底部泥灰岩之上，青灰、灰黑色厚层灰岩，厚80120m，其底部夹薄层砾状灰岩，该段中下部岩溶裂隙发育。 位于本含水层下中部，呈灰白、红黄色灰岩互层状，厚7080m，岩溶裂隙均不发育。 灰白色灰岩，夹67层薄层状白云质灰岩或泥灰岩，厚140190m，岩溶较发育。漳-2钻孔所见溶洞直径达0.7m。 灰色泥灰岩、局部夹一层石灰岩段。该段厚度不稳定，最大揭露厚度31.15m。岩溶裂隙均不发育。 灰至灰白色石膏层中夹泥灰岩及灰岩段，位于该含水层的上中部，厚27.87130.96m。为一相对隔水段。 上部，灰黄色泥质灰岩段，厚4.2533.86m。其底部夹1

40、3层石灰岩。在矿区的北中部，该段岩溶、裂隙较发育，故具有一定的富水性。 顶部，浅灰色、厚层状灰岩，厚109.06162.03m。该段底部夹12层灰黄色泥灰岩。同样，在矿区的北中部，该段岩溶、裂隙也较发育。由于其厚度大，故其富水性较强。总之，该含水层富水性较强，岩溶埋藏标高300500 m左右，且具有成层发育的特征，其富水性也具有“上强下弱”之特点。该矿区目前水位标高为+659.31+647.69 m，南部高、北部低。（2） 石炭系上统太原组K2石灰岩含水层层厚2.6211.60m，平均7.20m。覆于14号煤层之上，是15-3号煤层的顶板直接充水含水层。属厚层状石灰岩，上距3号煤层平均距离11

41、3.45m。据王庄井田16号和43号两钻孔抽水试验，水位标高714m（16号钻孔），单位涌水量0.00050.916 L/s m，渗透系数0.888m/d（16号钻孔）；钻孔循环液消耗量一般为0.6m/h，最大为15m/h（常-14）。富水性不均，属富水性中等的岩溶裂隙水。据水位长期观测资料，该含水层水位已初步形成了依采区为中心的近东西向漏斗状。最低水位标高+602.53m（SC3-5孔）。井下突水点初期水量50120m/h，稳定水量5m/h。（3） 石炭系上统太原组K3石灰岩含水层层厚04.85m，平均2.51m。局部相变为泥岩，上距3号煤层平均距离93m。位于13号煤层之上，为厚层状石灰岩

42、。据王庄井田16号钻孔，混合抽水试验（K3+K4），单位涌水量0.0017 L/s m；钻孔循环液最大漏失量达16m/h（1037孔）。但从所取岩芯看，裂隙一般不发育，为富水性弱的裂隙含水层。（4） 石炭系上统太原组K4石灰岩含水层层厚05.95m，平均3.63m。局部含泥质较多，上距3号煤层平均距离85m左右。位于11号煤层之上，为厚层状石灰岩。据王庄井田16号（K3+K4）和本井田边界附近518号（K4+K5）两孔分别做的混合抽水试验，单位涌水量0.00170.055 L/s m，为富水性较弱的裂隙含水层。（5）石炭系上统太原组K5石灰岩含水层层厚1.303.90m，平均2.85m。位于7

43、号煤层之上，上距3号煤层平均距离40m左右。全区发育，厚度较稳定，裂隙不发育。据518号钻孔混合抽水（K4+K5）试验，单位涌水量0.055 L/s m；另据王庄井田16号钻孔抽水试验，单位涌水量0.00175 L/s m。为富水性弱的裂隙含水层。据实际生产验证，该含水层对矿井充水无影响。（6） 二叠系组K7砂岩含水层一般为细、中粒砂岩，局部相变为粗粒砂岩或粉砂岩。层厚014.50m，平均3.40m。上距3号煤层2.7018.85m，平均12.98m。裂隙不发育。据钻孔抽水试验，单位涌水量0.0108 L/s m，渗透系数0.097m/d。为富水性弱的砂岩裂隙含水层。是3号煤层底板直接充水含水

44、层。生产实践表明，因其富水性较弱，对矿井生产影响不大。（7） 二叠系组3号煤层顶板砂岩含水层层厚约7.5m，裂隙不发育，一般距3号煤层10m左右。516孔抽水被抽干；钻孔循环液消耗量一般为0.10.3m/h。为富水性弱的砂岩裂隙含水层。是3号煤层顶板直接充水含水层。经生产实践验证，该层富水性确实较弱，一般对3号煤层开采影响不大。（8） 二叠系下石盒子组底部K8砂岩含水层层厚019.68m，平均5.16m。一般为中、粗粒砂岩，局部为细粒砂岩，厚度变化较大，下距3号煤层平均距离26m左右。在516孔进行抽水试验时，被抽干；钻孔循环液消耗量一般为0.10.3m/h。为富水性弱的砂岩裂隙含水层。该层虽

45、位于顶板冒落裂隙带内，生产实践证明，该层富水性较弱，对3号煤层开采亦无较大影响。（9） 二叠系上石盒子组底部K10砂岩含水层层厚1.1025.50m，平均8.29m。全区普遍发育，一般为中、粗粒砂岩，裂隙较发育。下距3号煤层平均距离89m左右。据钻孔抽水试验，单位涌水量0.58 L/s m，渗透系数2.05m/d。由于该含水层厚度大，面积广，具有良好的多年水调节性能，故水动态比较稳定，为富水性中等的砂岩裂隙含水层。经生产实践验证，该层随有一定的富水性，且能受到顶板冒落裂隙的影响，但因距3号煤层较远，对3号煤层开采偶有影响。（10） 二叠系上石盒子组中部中粒砂岩含水层在主、副井检查孔中，该含水层深207.31m，厚10.49m。它与上部的第11层含水层之间可通过其中间的半隔水层可获的补给。据钻孔抽水试验，单位涌水量0.253 L/s m，渗透系数3.88m/d，故为富水性中等的砂岩裂隙含水层。对3号煤层无影响。（11） 二叠系上石盒子组中部细、中粒砂岩含水层在主、副井检查孔中，该含水层深18