是不是类似这些：
一、地层
矿区出露地层由老至新有：二叠系中统茅口组（P2m）、二叠系上统龙潭组（P3l）、长兴组（P3c）、三叠系下统夜郎组（T1y）及第四系（Q）。将各地层岩性由新到老分述如下：
1、第四系(Q)
主要为残坡积土层。岩性为褐黄色粘土及砂质粘土，断续夹分布不均的碎石及块石，结构松散。厚度0～6m，零星分布于洼地及平缓斜坡地带。与下伏地层为不整合接触。
2、下三叠统夜郎组(T1y)
出露不全，仅出露本组的沙堡湾段T1y1和玉龙山段T1y2，简述如下：
沙堡湾段（T1y1）：厚约3-8m黄灰、灰色钙质泥岩夹薄层泥质灰岩。与下伏地层（P3c）为整合接触。
玉龙山段（T1y2）：灰、浅灰色薄～厚层状石灰岩，隐晶及微细晶结构，局部层间夹暗紫、深灰色泥质条带，顶部夹生物碎屑灰岩，下部灰岩含泥质较重，厚度约240-280m。
3、二叠系上统长兴组（P3c）
灰色、深灰色中厚层状至厚层状细晶至中晶石灰岩，灰岩内断续见燧石结核、团块及条带。产较丰富的较大个体海相生物化石，与下伏地层（P3l）为整合接触。厚约38-43m，一般厚约40m。
4、二叠系上统龙潭组（P3l）
灰色、深灰色细砂岩、粉砂岩、泥岩、泥灰岩、煤及石灰岩、菱铁质灰岩等组成，底部为含黄铁矿粘土岩。该层为本区含煤地层，产丰富的蕨类植物化石及腕足类动物化石。厚度约60-70m。与下伏地层呈假整合接触。
5、二叠系中统茅口组（P2m）
浅灰色、灰色中厚层至厚层状细晶石灰岩，产较丰富的腕足及蜓科动物化石。出露于矿区北西面。厚大于100m。
二、地质构造
位于安底背斜东翼临近北端。地层呈单斜产出，倾向85～100°，倾角9～10°，一般7°。区内断层不发育，据对采煤巷道调查了解，采煤中局部见一些小的断裂，长数米～数十余米不等，断距3～8m，对煤层连续性破坏不大。
参照矿区外围资料成果，结合矿区情况确定地质构造复杂程度属中等。
三、水文地质条件
1、含水层、隔水层特征及其与矿床充水的关系
第四系（Q）孔隙含水层：零星分布于洼地及平缓斜坡地带，主要为残坡积土层。岩性为褐黄色粘土及砂质粘土，断续夹分布不均的碎石及块石，结构松散。厚度0～6m，一般厚约3.5m。该层为透水性好、含水性差，富水性较弱。
三叠系下统夜郎组九级滩段（T1y3）隔水层：出露于矿区外围东部，上部为浅紫、紫红、灰色薄层状泥岩，中上部为灰色灰岩。分布于矿区北东侧，出露不完整，厚大于200m。
三叠系下统夜郎组玉龙山段（T1y2）及二叠系上统长兴组（P3c）岩溶裂隙含水层：玉龙山段和长兴组岩性和富水性相近，且二层之间仅有3-8m厚的沙堡湾段（T1y1）隔水层相隔，岩性为浅绿色钙质泥岩。在采空顶板破坏作用下，T1y1易变形破坏，并失去隔水性，所以将玉龙山段和长兴组合并为同一层来研究，把两层统称为“T1y2+P3c”岩溶裂隙含水层。
玉龙山段（T1y2）：出露于矿区东部，岩性主要为灰、浅灰色薄～厚层状石灰岩，隐晶及微细晶结构，局部层间夹暗紫、深灰色泥质条带，顶部夹生物碎屑灰岩，厚约240-280m。
二叠系上统长兴组（P3c）：灰色、深灰色中厚层状至厚层状细晶至中晶石灰岩，灰岩内断续见燧石结核、团块及条带，厚40m。
“T1y2+P3c”层富水性中等～强，平面上分布于矿区东部大部分地区，节理、裂隙较发育，富水性中等，于矿区西部有4个泉水点，即S1、S2、S3、S4，涌水量分别为1.50、0.53、0.85、1.05l/s。T1y2+P3c为区内主要含水层。届时“T1y2+P3c”层内地下水将通过导水裂隙带及冒落带进入井巷，对矿床充水产生影响。
二叠系上统龙潭组（P3l）裂隙含水层：灰色、深灰色细砂岩、粉砂岩、泥岩、泥灰岩、煤及石灰岩、菱铁质灰岩等组成，厚度约40m。区内无泉点出露。该层总体富水性弱，可视为隔水层。含煤岩系总体构成了矿床的直接充水含水层，在未来采掘过程中，地下水可直接进入井巷对矿床充水。
二叠系中统茅口组（P2m）岩溶裂隙含水层
主要为深灰色细晶灰岩，厚度＞100m。该层地表岩溶较发育，补给条件好，富水性强，含水极不均匀，未来采掘过程中地下水突破该隔水层进入矿井的可能性大，危害性也大，故在本矿区中将该层定为矿床下部主要直接充水含水层。
2、构造断裂对矿床充水的影响
矿界范围内断裂不发育，对矿层充水性影响小。
3、地表水及其对矿床充水的影响
矿区内无地表水体，季节性溪沟对矿床充水性影响较小。
4、生产巷道及老窑水文地质情况
据收集资料：根据云丰煤矿原生产情况，矿井正常涌水量：QB=15.0m3/h；最大涌水量：Qmax=22.0 m3/h。周围开采老硐（LD1、LD2）均为斜井,有一定积水，对煤层开采有一定影响。涌水量大小与大气降水关系密切，水主要来自煤层顶板渗透水及采空区积水。
根据调查了解，矿区内存在过去采煤时形成的大量采空区或老窑，由于含煤岩系隔水性好，储水性也较好，老硐中可能储集大量的老窑水，矿山开采时应注意。
5、充水因素分析
大气降水：区内部分大气降水通过冲沟汇入溪沟，部分补给地下水。雨季时大气降水可能在洼地汇集，对煤层开采有一定影响。大气降水是矿区内各岩组地下水的主要来源。当由于采空冒落及由此产生的导水裂隙带发展到地表时，大气降水则可通过此途径间接进入矿坑。
地下水：含煤岩系虽然富水性弱，但其内的地下水将直接进入矿坑。P2c+T1y2广泛分布于矿区内，富水性中等～强，地下水可能通过塌陷带、导水裂隙带进入矿坑，对C5、C8煤层开采有一定影响；C8煤层距P2m灰岩顶界10.0～15.0 m，如底板遭受破坏后地下水可能进入矿坑造成充水。
老窑积水：矿区范围内开采C5、C8煤层留下的老采空区面积较大，老窑积水是未来矿山开采过程中最大的威胁。矿区范围内沿各煤层露头线从南到北民采时间较长，老硐较多，由于停采关闭多年，坑中都有积水，坑中积水部分来自大气降水，部分来源于岩层地下水渗透长年累月积聚而成，其量难于估算，采矿时存在老硐积水导致突水事故的发生，业主应引起重视。
矿床水文地质勘查类型：区内主要为P2c、T1y2岩溶裂隙含水层及老窑水对矿床充水。根据现行规范的划分标准，水文地质勘查类型定为第三类第一、二亚类第二亚型，即以岩溶含水层充水为主、顶底板进水为主、水文地质条件中等的岩溶充水矿床。
还差个工程地质条件
前 言
通风是关系到煤矿生产安全的重要环节。确保通风系统的稳定可靠，要做到随矿井生产变化即时进行通风系统改造与协调，严格控制串联通风，强化局部通风管理，杜绝局部通风机无计划断电，做到通风系统正规合理、可靠、稳定.
矿井通风设计是整个矿井设计内容的重要组成部分，是保证安全生产的重要环节。因此，必须周密考虑，精心设计，力求实现预期效果。
第一章 矿井通风设计的内容与要求
矿井通风设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进经济的矿井通风系统。矿井通风设计分为新建或扩建矿井通风设计。对于新建矿井的通风设计，既要考虑当前的需要，又要考虑长远发展的可能。对于改建或扩建矿井的通风设计，必须对矿井原有的生产与通风情况做出详细的调查，分析通风存在的问题，考虑矿井生产的特点和发展规划，充分利用原有的井巷与通风设备，在原有基础上提出更完善、更切合实际的通风设计。无论新建、改建或扩建矿井的通风设计，都必须贯彻党的技术经济政策，遵照国家颁布的矿山安全规程、技术规程、设计规范和有关的规定。
矿井通风设计一般分为两个时期，即基建时期与生产时期，分别进行设计计算。
第一节 矿井基建时期的通风
矿井基建时期的通风指建井过程中掘进井巷时的通风，即开凿井筒（或平硐）、井底车场、井下硐室、第一水平的运输巷道和通风巷道时的通风。此时期多用局部通风机对独头巷道进行局部通风。当两个井筒贯通后，主要通风机安装完毕，便可用主要通风机对已开凿的井巷实行全压通风，从而可缩短其余井巷与硐室掘进时局部通风的距离。
第二节 矿井生产时期的通风
矿井生产时期的通风是指矿井投产后，包括全矿开拓、采准和采煤工作面以及其他井巷的通风。这时期的通风设计，根据矿井生产年限的长短，又可分为两种情况：
（1）矿井服务年限不长时（大约15至20年），只做一次通风设计。矿井达产后通风阻力最小时为矿井通风容易时期；矿井通风阻力最大时为困难时期。依据这两个时期的生产情况进行设计计算，并选出对此两个时期的通风皆为适宜的通风设备。
（2）矿井服务年限较长时，考虑到通风机设备选型，矿井所需风量和风压的变化等因素，又需分为两个时期进行通风设计。第一水平为第一期，对该时期内通风容易和困难两种情况详细地进行设计计算。第二期的通风设计只做一般的原则规划，但对矿井通风系统，应根据矿井整个生产时期的技术经济因素，作出全面的考虑，以使确定的通风系统既可适应现实生产的要求，又能照顾长远的生产发展与变化情况。
矿井通风设计所需要的基础资料如下：
矿井地形地质图；矿岩游离二氧化硅（矽）、硫、放射性物质及瓦斯和有害气体的含量；煤岩自然发火倾向性；煤尘爆炸性；矿区气候条件，包括年最高、最低、平均气温、地温、地热增深率及常年主导风向等；矿岩容重、块度、松散系数、含泥量及粘结性；矿区有无老窑旧巷及其所在地点和存在情形；矿井年产量、服务年限、开拓系统、回采顺序、开采方法；产量分配和作业布置，同时作业的工作面数及备用工作面个数；同时开动的各种型号的凿岩机台数及其分布；同时爆破的最多炸药量；同时工作的最多人数等。
第三节 矿井通风设计的内容
（1）确定矿井通风系统
（2）矿井通风计算和风量分配
（3）矿井通风阻力计算
（4）选择通风设备
（5）概算矿井通风费用
此外，根据不同地区或矿井的特殊条件，还需警醒矿井空气温度调节的计算（具体内容见第八章）
第四节 矿井通风设计的要求
（1）将足够的新鲜空气有效地送到井下工作场所，保证生产和创造良好的劳动条件；
（2）通风系统简单，风流稳定，易于管理，具有抗灾能力；
（3）发生事故时，风流易于控制，人员便于撤出；
（4）有符合规定的井下环境及安全检测系统或检测措施；
（5）通风系统的基建投资省，营运费用低，综合经济效益好。
第二章 优选矿井通风系统
第一节 矿井通风系统的要求
（1）每一矿井必须有完整的独立通风系统。
（2）进风井口应按全年风向频率，必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方。
（3）箕斗提升井或装有胶带运送机的井筒不应兼做进风井，如果兼做进风井使用，必须采取措施，满足安全的需要。
（4）多风机通风系统，在满足风量按需分配的前提下，各主要通风机的工作风压应接近，当通风机之间的风压相差较大时，应减小共用风路的风压，使其不超过任何一个通风机风压的30%。
（5）每一个生产水平和每一采区，都必须布置回风巷，实行分区通风。
（6）井下爆破材料库必须有单独的新鲜风流，回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中。
（7）井下充电室必须用单独的新鲜风流通风，回风风流应引入回风巷。
第二节 确定矿井通风系统
根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、煤层自燃倾向性及兼顾中后期生产需要等条件，提出多个技术上可行的方案，通过优化或技术经济比较后确定矿井通风系统。矿井通风系统应具有较强的抗灾能力，当井下一旦发生灾害性事故后所选择的通风系统能将灾害控制在最小范围，并能迅速恢复正常生产。
第三章 矿井风量计算
第一节 矿井风量计算原则
矿井需风量，按下列要求分别计算，并采取其中最大值。
（1） 按井下同时工作最多人数计算，每人每分钟共计风量不得少于4m³；
（2） 按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。
第二节 矿井需风量的计算
1.采煤工作面需风量的计算
采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算，取得最大值。
1） 按瓦斯涌出量计算
Qwi=100 Qgwi Kgwi
式中 Qwi——第i个采煤工作面需要风量，m³/min
Qgwi——第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量，m³/min
Kgwi——第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值和平均值之比。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时，至少进行5昼夜的观测，得出5个比值，取其最大值。通常机采工作面取Kgwi=1.2～1.6；炮采工作面取Kgwi=1.4～2.0；水采工作面取Kgwi=2.0～3.0。
2） 按工作面进风流温度计算
采煤工作面应有良好的气候条件。其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。其气温与风速应符合表7-4-1的要求。
表7-4-1 采煤工作面空气温度与风速对应表
采煤工作面进风流气温/℃ 采煤工作面风速/m•s-1
<15
15~18
18~20
20~23
23~26 0.3~0.5
0.5～0.8
0.8～1.0
1.0～1.5
1.5～1.8
采煤工作面的需要风量计算：
Qwi=60 Vwi Swi Kwi
式中 Vwi——第i个采煤工作面的风速，按其进风流温度从表7-4-1中选取，m/s；
Swi——第i个采煤工作面有效通风断面，取最大和最小控顶时有效断面的平均值，m2
Kwi——第i个工作面的长度系数，可按表7-4-2选取。
表7-4-2 采煤工作面长度风量系数表
采煤工作面长度/m 工作面长度风量系数Kwi
<15
50～80
80～120
120~150
150~180
>180 0.8
0.9
1.0
1.1
1.2
1.30~1.40
3) 按使用炸药量计算
Qwi=25×Awi
式中 25——每使用1kg炸药的供风量，m3/min；
Awi——第i个工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg；
4） 按工作人员数量计算
Qwi=4×nwi
式中 4——每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；
nwi——第i个采煤工作面同时工作的最多人数，个。
5） 按风速进行验算
按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量：
Qwi≥60×0.25×Swi
按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量：
Qwi≤60×0.25×Swi
采煤工作面有串联通风时，按其中一个最大需风量计算。备用工作面也按上述要求，并满足瓦斯、二氧化碳、风流温度和风速等规定计算需风量，且不得低于其回采时需风量的50%。
2.掘进工作面需风量的计算
煤巷、半煤岩和岩巷掘进工作面的风量，应按下列因素分别计算，取其最大值。
1） 按瓦斯涌出量计算
Qhi=100×Qghi×Kghi
式中 Qhi——第i个掘进工作面的需风量，m3/min；
Qghi——第i个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量，m3/min；
Kghi——第i个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数，一般可取1.5～2.0。
2） 按炸药量计算
Qhi=25×Ahi
式中 25——使用1kg炸药的供风量，m3/min；
Ahi——第i个掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg。
3） 按局部通风机吸风量计算
Qhi= ∑Qhfi×Khfi
式中 ∑Qhfi——第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。各种通风机的额定风量可按表7-4-3选取。
Khfi——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，一般取1.2～1.3。进风巷道中无瓦斯涌出时取1.2，有瓦斯涌出时去1.3。
表7-4-3 各种局部通风机的额定风量
风机型号 额定风量/ m3•min-1
JBT-51(5.5KW)
JBT-52(11KW)
JBT-61(14KW)
JBT-62(28KW) 150
200
250
300
4)按工作人员数量计算
Qhi=4×nhi
式中nhi ——第i个掘进工作面同时工作的最多人数，人。
5）按风速进行验算
按最小风速验算，各个岩巷绝境工作面最小风量：
Qhi≥ 60×0.15×Shi
各个煤巷或半煤巷掘进工作面的最小风量：
Qhi≥ 60×0.25×Sdi
按最高风速验算，各个掘进工作面的最大风量：
Qhi≤ 60×4×Shi
式中Shi——第i个掘进工作面巷道的净断面积，m2。
3.硐室需风量计算
各个独立通风硐室的供风量，应根据不同类型的硐室分别进行计算：
1） 机电硐室
发热量大的机电硐室，按硐室中运行的机电设备发热量分别进行计算：
Qri= 3600×∑N×θ
ρ×Cp×60×Δt
式中Qhi——第i个机电硐室的需风量，m3/min；
∑N—机电硐室中运转的电动机（变压器）总功率，kw；
θ—机电硐室的发热系数，可根据实际考察由机电硐室内机械设备运转时的实际热量转换为相当于电器设备容量做无用功的系数确定，也可按表7-4-4选取；
ρ—空气密度，一般取1.2kg/ m3；
Cp—空气的定压比热，一般可取1kJ/（kg•K）；
Δt—机电硐室进、回风流的温度差，℃。
表7-4-4机电硐室发热系数（θ）表
机电硐室名称 发热系数
空气压缩机房 0.20~0.23
水泵房 0.01~0.03
变电所、绞车房 0.02~0.04
采区变电所及变电硐室，可按经验值确定需风量：
Qri=60~80 m3/min
2） 爆破材料库
Qri=4×V/60
式中 V—库房容积，m3
但大型爆破材料库不得小于100 m3/min，中小型爆破材料库不得小于60 m3/min。
3） 充电硐室
按其回风流中氢气浓度小于0.5%计算
Qri=200×qrhi
式中qrhi ——第i个充电硐室在充电时产生的氢气量，m3/min。
4.其他用风巷道的需风量计算机
各个其他巷道的需风量，应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采用其最大值。
1） 按瓦斯涌出量计算
Qoi=133×Qgoi×kgoi
式中Qgoi——第i个其他用风巷道的瓦斯绝对涌出量，m3/min；
koi ——第i个其他用风巷道瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，一般可取kgoi=1.2~1.3.
2） 按最低风速验算
Qoi≥ 60×0.15×Soi
式中Soi——第i个其他井巷净断面积，m2。
5.矿井总风量计算
矿井的总进风量，应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算：
Qm=（∑Qwt+∑Qht+∑Qrt+∑Qot）×km
式中∑Qwt—— 采煤工作面和备用工作面所需风量之和，m3/min；
∑Qht—— 掘进工作面所需风量之和，m3/min；
∑Qrt—— 硐室所需风量之和，m3/min；
∑Qot—— 其他用风地点所需风量之和，m3/min。
km—— 矿井通风（包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素）系数，可取1.15~1.25。
第四章 矿井通风总阻力计算
第一节 矿井通风总阻力计算原则
（1）矿井通风总阻力，不应超过2940pa。
（2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。
第二节 矿井通风总阻力计算
矿井通风总阻力是指风流由进风井口起，到回风井口止，沿一条通路（风流路线）各个分支的摩擦阻力和局部阻力的总和，简称矿井总阻力，用hm表示。
对于有两台或多台主要通风机工作的矿井，矿井通风阻力应按每台主要通风机所服务的系统分别计算。
在主要通风机的服务年限内，随着采煤工作面及采区接替的变化，通风系统的总阻力也将因之变化。为了使主要通风机在整个服务期限都能满足需要，而且主要通风机有较高的运转效率，需要按照开拓开采布局和采掘工作面接替安排，对主要通风机服务期内不同时期的系统总阻力的变化进行分析，当根据风量和巷道参数（断面、长度等）直接判定出最大总阻力路线时，可按该路线的阻力计算矿井总阻力，当不能直接判定时，应选几条可能最大的路线进行计算比较，然后确定该时期的矿井总阻力。
在矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期。通风系统总阻力最大时称为通风困难时期。对于通风容易和困难时期，要分别画出通风系统图。按照采掘工作面及硐室的需要分配风量，再由各段风路的阻力计算矿井总压力。
为便于计算和查验，可用表7-4-5的格式，沿着通风容易和困难时期的风流路线，依次计算各段摩擦阻力hft，然后分别计算得出容易和困难时期的总摩擦阻力hfe和hfd，再乘以1.1（扩建矿井乘以1.15）后，得两个时期的矿井总压力hme和hmd。
通风容易时期总阻力 hme=（1.1～1.15）hfe
通风困难时期总阻力 hmd=（1.1～1.15）hfd
上面两式中hf按下式计算：
hf= hfi
式中 hfi= Qi2
第五章 矿井通风设备的选择
第一节 矿井通风设备是指主要通风机和电动机。
（1） 矿井必须装设两套同等能力的主通风设备，其中一套做备用。
（2） 选择通风设备应满足第一开采水平各个时期工况变化，并使通风设备长期高效率运行。当工况变化较大时，根据矿井分期时间及节能情况，应分期选择电动机。
（3） 通风机能力应留有一定的余量，轴流式通风机在最大设计负压和风量时，轮叶运转角度应比允许范围小5°；离心式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90%。
（4） 进、出风井井口的高差在150m以上，或进、出风井井口标高相同，但井深400m以上时，宜计算矿井的自然风压。
第二节 主要通风机的选择
（1）计算通风机风量Qf
由于外部漏风（即井口防爆门及主要通风机附近的反风门等处的漏风），风机风量Qf大于矿井风量Qm
Qf=k Qm
式中 Qf—— 主要通风机的工作风量，m3/s；
Qm——矿井需风量，m3/s；
K——漏风损失系数，风井不做提升用时取1.1，箕斗井做回风用时取1.15；回风并兼做升降人员时取1.2。
（2）计算通风机风压
通风机全压Htd和矿井自然风压HN共同作用克服矿井通风系统的总阻力hm、通风机附属装置（风硐和扩散器）的阻力hd及扩散器出口动能损失Hvd。当自然风压与通风机风压作用相同时取“-”；自然风压与通风机负压作用反向时取“+”。根据提供的通风机性能曲线，由下式求出通风机风压：
Htd=hm+hd+Hvd±HN
通产离心式通风机提供的大多是全压曲线，而轴流式通风机提供的大多是静压曲线。因此，对抽出式通风矿井：
离心式通风机：
容易时期 Htd min=hm+hd+Hvd±HN
困难时期 Htd max=hm+hd+Hvd±HN
表7-4-5 矿井通风阻力计算表
时期 节点序号 巷道名称 支护形式 a/
Ns2m-4 L/M U/M S/m2 S3/s6 R/
Ns2m-8 Q/
m3s-1 Q2/
m6s-2 hfi
/pa V/
ms-1
容易时期
hfi=∑hfi= pa
困难时期
hfi=∑hfi= pa
轴流式通风机：
容易时期 Htd min=hm+hd-HN
困难时期 Htd max=hm+hd+HN
通风容易时期为使自然风压与通风机风压作用相同时，通风机有较高的效率，故从通风系统阻力中减去自然风压HN；通风困难时期，为使自然风压与通风机风压作用反向时，通风机能力满足，故通风系统阻力中加上自然风压HN。
（3）初选通风机
根据计算的矿井通风容易时期通风机的Qf、Hsd min（或Htd max）和矿井通风困难时期通风机的Qf、Hsd max（或Htd max）在通风机特性曲线上，选出满足矿井通风要求的通风机。
（4）求通风机的实际工况点
因为根据Qf、Hsd max（或Htd max）和Qf、Hsd min（或Htd max）确定的工况点，即设计工况点不一点恰好在所选择通风机的特性曲线上，必须根据通风机的工作阻力，确定其实际工况点。
1） 计算通风机的工作风阻
用静压特性曲线时：
Ssd min=
Ssd max=
用全压特性曲线时：
RTd min=
STd max=
2）确定通风机的实际工况点
在通风机特性曲线图中做通风机工作风阻曲线，与风压曲线的交点即为实际工况点。
（5） 确定通风机的型号和转速
根据各台通风机的工况参数（Qf、Hsd、η、N）对初选的通风机进行技术、经济和安全性比较，最后确定满足矿井通风要求，技术先进、效率高和运转费用低的通风机的型号和转速。
（6）电动机选择
1）通风机输入功率按通风容易及困难时期，分别计算通风机所需输入功率Nmin、Nmax。
Nmin= Qf Hsd min/1000ηs Nmax= Qf Hsd max/1000ηs
或Nmin= Qf Htd min/1000ηt Nmax= Qf Htd max/1000ηt
式中ηt、ηs分别为通风机全压效率和静压效率；
2）电动机的台数和种类
当Nmin≥0.6Nmax时，可选一台电动机，电动机功率为
Ne=Nmax•ke/（ηeηtr）
当Nmin<0.6Nmax时，可选两台电动机，其功率分别为
初期 Nemin= •ke/（ηeηtr）
后期按Ne=Nmax•ke/（ηeηtr）计算。
式中 ke——电动机容量备用系数，ke=1.1～1.2
ηe——电动机效率，ηe=0.9～0.94（大型电动机取较高值）
ηtr——传动效率，电动机与通风机直联时ηtr=1，皮带传动时ηtr=0.95。
电动机功率在400～500kw以上时，宜选用同步电动机。其优点是在低负荷运转时，可用来改善电网功率因数，使矿井经济用电；缺点是这种电动机的购置和安装费较高。
第六章 概算矿井通风费用
吨煤通风成本是通风设计和管理的重要经济指标。统计分析成本的构成，则是探求降低成本提高经济效益不可少的基础资料。
吨煤通风成本主要包括下列费用：
1. 电费（W1）
吨煤的通风电费为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量，可用如下公式计算：
W1=（E+EA）×D/T
式中 E——主要通风机年耗电量，设计中用下式计算：
通风容易时期和困难时期共选一台电动机时，
E=8760（Nemin+ Nemax）/（keηvηw）
选两台电动机时
E=4380（Nemin+ Nemax）/（keηvηw）
式中 D——电价，元/kw•h
T——矿井年产量，t；
EA——局部通风机和辅助通风机的年耗电量；
ηv——变压器效率，可取0.95
ηw——电缆输电效率，取决于电缆长度和每米电缆损耗，在0.9～0.95范围内选取。
2. 设备折旧费
通风设备的折旧费与设备数量、成本及服务年限有关可用表7-4-6计算。
吨煤的通风设备折旧费W2为
W2=（G1+G2）/T
表7-4-6通风成本计算表
序
号
设备名称
计算单位
数量 总成本
总计 服
务
年
限 基本投资折旧费 大修理折旧费
备注
单位成本 设备费 运输及安装费
3. 材料消耗费用
包括各种通风构筑物的材料费，通风机和电动机润滑油料费，防尘等设施费用。每吨煤的通风材料消耗费W3为：
W3=C/T
式中 C——材料消耗总费用，元/a。
4. 通风工作人员工资费用
矿井通风工作人员，每年工资总额为A（元），则一吨煤的工资费用W4为
W4= A/T
5. 专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费
折算至吨煤的费用为W5。
6.每吨煤的通风仪表的购置费和维修费用W6
矿井每采一吨煤的通风总费用W为
W= W1 +W2+ W3+ W4+ W5+ W6矿井
结束语
三年的学习已近尾声,我通过三年来的系统学习,使我掌握了坚实的基础理论和系统的专门知识,也使我的业务水平有了很大的提高,而着一切,都是归功于辽源职业技术学院的各位老师的深切教诲与热情鼓励.在即将毕业之际,我要感谢三年来的所有教育我,关心我的老师们,是他们在我学习期间给了我最有力的帮助和鼓励,使我能顺利的完成学业,对此,我表示衷心地感谢!本课题是我在我的导师刘温暖教授的悉心指导下完成的.半年多来,刘教授多次询问课题进程,帮助我开拓研究思路.刘教授以其严谨求实的治学态度,高度的敬业精神,孜孜以求的工作作风和大胆创新的进去精神给我树立了榜样.在此向刘教授致以诚挚的谢意和崇高的敬意。
参考文献
(1)矿井通风与安全 作 者： 何廷山 2009
(2)煤矿开采技术专业及专业群教材 作者 喻晓峰 刘其志
第一部分 矿井概括
1 矿区自然地质环境
1.1地理位置及交通情况
晒口煤矿位于福建省邵武市城东的晒口街道办境内。矿区位于邵武市城区方位121度、直距8.5公里，即晒溪桥—新铺一带。地理坐标：东经117°33′～117°36′、北纬27°16′～27°19′。闽江三大支流之一的富屯溪，316国道和鹰厦铁路东西中横贯矿区，矿区与周边主要城市的铁路里程分别为：南平154公里、福州320公里、厦门535公里、鹰潭159公里。矿区往南部36公里与京福高速公路相接，交通十分便利（详见交通位置图）。
交通位置图
1.2、地形地貌
矿区地貌系属起伏不平的中至低山区，主要山脉走向呈北北东—南南西、一般海拔标高为200～350m，最高点云屏山，海拔标高为636.3m；矿区最低侵蚀基准面富屯溪河床，其海拔标高约178m。
区内由于不同时代的岩性差异，风化侵蚀后呈不同的自然地貌景观，中—下侏罗统漳平组及梨山组的砂、砾岩层分布区、基岩裸露，山脊狭窄陡峻，多为单面山，沟谷发育陡直；晚三叠统焦坑组的粉砂岩和前震旦纪的变质岩群及花岗岩等分布区，则为低缓的山丘。
区内第四系冲积平地较少，主要分布于富屯溪和晒溪两岸。
1.3 水系
区内地表水流颇为发育，主要水系有富屯溪、晒溪及6条常年性山间小溪。
富屯溪为矿区的主要水体，自西北向东南横贯矿区中部，为焦坑井田和晒口井田地表天然的分界线，河床宽50～150m。根据邵武水文站历年（1963至1972；1976至1980；1990至1996）资料表明：年平均流量108.1m3/s，最大流量6400m3/s（1967年6月22日），最小流量6.3m3/s（1979年10月）。洪水期一般出现在4～6月份，最大洪水发生在1998年6月22日（流量未测得），矿区东部新铺村一带，洪水位标高196.4m；矿区西部的晒口村一带，洪水位标高189.8m，与晒口大桥桥面相差0.7m。
晒溪为富屯溪的一级支流，发源于罗峰山，自北向南流经下沙新村、洒溪桥，于晒口村西注入富屯溪，年平均流量28m3/s，最大流量190.61m3/s（1967年6月22日），最小流量2.153m3/s（1961年1月15日），洪水期一般与富屯溪同时出现。1998年6月22日，出现最高洪水位（流量未测得），标高为188.3m。枯水季节最低水位标高为179.5m。
新铺溪流量为0.1～0.05m3/s，其它6条常年性小溪流量约为0.02～10L/s。
1.4气象及地震情况
矿区气象属亚热带潮湿性气候，据邵武气象站历年来（1963年至2005年）气象观测资料阐明如下：
气温：平均温度17.9℃，一般于7、8、9月份气温较高；最高温度可达40.4℃（分别出现在1971年7月31日、2003年7月16日及31日）；而于12、1、2月份气温较低，最低温度可降到-8.5℃，一般甚少下雪。
降水量：历年平均年降水量1832.5mm，最大可达2455.9mm。降水一般多集中在4、5、6月份，占全年总降雨量约40-50%；但在个别年份雨季提前于3月开始或推迟到7月止。日最大降雨量187.7mm（出现在1970年6月26日），连续降雨最长可达25天（1966年）。
蒸发量：年平均总蒸发量1101.4 mm；一般在7月份或8月份为最大，占全年总蒸发量约30～40%，最大月蒸发量达249.4mm。
潮湿度：1964年～2005年潮湿系数在1.05～1.65间，平均为1.31。 历年绝对湿度平均值18.1毫巴，以6～8月最高；月平均值达27.9毫巴以上；最大可达30.4毫巴，最小达6.6毫巴，年平均相对湿度为81%。
风向及风速：在9月份至次年12月，晴天早晨多雾，一般须到十点左右方可消散，风向多为西北，历年平均风速0.7m/s，6～8月份东风和南风较多。
根据《中国地震参数区划图》(GB18306―2001)，本区抗震设防烈度为6度，地震动峰值加速度为0.05g。
2 地质特征
2.1地层
矿区在大地构造中的位置属于南华后加里东准地台华夏台隆遂（昌）建（瓯）台拱的南部，在区域地质构造中的笔架山—香林铺中生代复式向斜内的虎庵山—同青桥背斜的东南翼，呈一大致向东倾伏缓波状的单斜，延深至东部被F1逆断层切割，断层上盘的前震旦系地层出露于地表。矿区出露地层有：前震旦纪变质岩群、上三迭统焦坑组、下侏罗统梨山组，中侏罗统漳平组和第四系。焦坑组为煤系地层。
⑴前震旦纪变质岩群AnZ
主要出露于矿区的西部、东部及北部，为上三迭统焦坑组煤系地层沉积的基底，岩性主要为千枚岩、变质砂岩、云母石英片岩和少量细晶片麻岩及板岩等组成。
⑵上三迭统焦坑组T3j
主要出露于矿区的西部，而东部及北部仅零星出露，属含煤地层，以第一标志层底部为界，分上、下段。地层厚度由南向北（沿走向）逐渐增大，自0～372米；自西向东（沿倾向）逐渐变薄自218～60米。
焦坑组下段为主要含煤段，岩性复杂，岩相变化频繁，厚度变化较大，中下部以厚层状砂砾岩为主，上部为粉砂岩及较稳定的中厚煤层（DE煤层）。
焦坑组上段以湖泊相的粉砂岩为主，分布较普遍，岩性变化不甚明显，为良好的隔水层。
⑶下侏罗统梨山组
本组地层分布较普遍，为煤系地层的盖层。岩性变化不大，以河床相的长石、石英砂岩为主，间夹石英质砾岩和粉砂岩，为矿区的主要含水层。
表1-2-1 各地层关系表
系 统 组 段 层厚m 岩性特征 接触关系
第四系（Q） 0～56 为坡积黄土层，内含滚石、洪积亚粘土，河床冲积砾石层及河漫滩砂土层 角度不整合
侏罗系 中统 漳平组 上段 240 砾石成份复杂的砾岩或砂砾岩 假整合
下段 角度不整合
下统 梨山组 上段 240 河床相的长石石英砂岩为主，间夹石英质砾岩和粉砂岩 假整合
下段 240
三迭系 上统 焦坑组 上段 288 湖泊相粉砂岩为主，夹细---中粒砂岩和少量透镜状含砾砂岩 角度不整合
下段 82 中下部以厚层状砂砾岩为主，夹有透镜状砂岩、粉砂岩，并夹凝灰质砂岩，火山角砾岩与凝灰质泥岩。上部为粉砂岩及较稳定的中厚煤层（DE煤层）
前震旦纪变质岩群 不详 千枚岩、变质砂岩、云母石英片岩和少量细晶片麻岩及板岩
⑷中侏罗统漳平组
主要分布在矿区的东部和北部，为砾石成份复杂的砾岩或砂砾岩，分为上下两段。
⑸第四系（厚度0～56米，一般厚度12米）
为坡积黄土层，内含滚石、洪积亚粘土，常为耕作区，河床冲积砾石层及河漫滩砂土层等。
2.2、构造
矿区构造的复杂程度中等，为一向东倾伏缓波状的单斜构造，倾角为20～30度，以断层构造为主，褶曲构造也十分发育。矿区内较大的断层均在矿区边缘；井内落差0.5～10米的北东向及南东向中、小断层密布，并往往与褶曲共生，断褶并存导致矿区内倾向及走向地层起伏变化。
⑴断层
矿区内较大的断层大致有17条，按其性质和延伸展布方向，大致可分为二组：一组，近于南北及北东向的逆断层为主，如F1、F4、F6、F8(北端)及F9；正断层有F2、F16及F20。另一组，近于东西向的正断层为主，如F3、F5、F14及F21，逆断层有F8（西端）及F10。上述断层主要分布在矿区的西部、东部及北部的边缘，而矿区内比较稀少。各主要断层分述如下：
F1逆断层：位于矿区的东部边缘，全长约6000米以上，倾向约80°～90°，倾角40°～50°，斜断距大于1000米，为矿井的东部边界。
F4逆断层：位于焦坑井田东南部，全长约1850米，倾向110°～ 140°，倾角40°～50°，斜断距小于40米。
F16正断层：位于晒口井田中部，全长约1400米，倾角72°，斜断距约50米。
F20正断层：位于焦坑及晒口井田中部，全长约350米，向南北两端即消失。倾向110°，倾角80°，斜断距较小而往深部消失。故对煤层没影响。
F10平推逆断层（外围原F13）：位于矿区北部边缘，为矿井北部边界，全长约5000米以上，断导走向近东南，倾向往北，地表倾角偏陡约60°～ 70°，斜断距不详。
但据矿井巷道揭露，井下小断层甚为发育。晒口井田常见岩、煤层挤压褶曲，且伴随着小断层产生。焦坑井田常见倾向及斜交小断层。
⑵褶曲
矿区为一往东倾伏的单斜构造，沿走向、倾向呈现次一级褶皱。煤系地层产状变化不大，一般倾向70°～120°，浅部的倾角20°～30°，向深部变缓为10°～25°。主要次级褶曲分述如下：
轴向北东褶曲：发育于焦坑组下段角砾岩中，分布在1至6勘探线的西部，两翼宽约150米，幅度20～25米。
轴向近东西:分布矿区西部，宽为70～80米，两翼倾角10°～ 25°向东倾伏，延伸约100米。
据矿井巷道揭露，煤层沿走向出现向、背斜相间褶曲形态，往深处幅度相对减少，轴向为西偏北，向东倾伏。更次级的小型褶曲一般轴向延深数十米左右，幅度几十公分至十余米，往往与小断层相伴生，两者在成因上具有关联。但这些构造不破坏煤层的连续性。
⑶岩浆岩
矿区岩浆岩分布广泛，岩种繁多，侵入时代主要有早至中三叠世的印支期，晚三叠世至侏罗纪的燕山早期。主要分布在矿区的西部和南部的边缘，次为东部的F1断层上盘地层之中。前印支期中、酸性岩中主要有白云母花岗岩及石英闪长岩侵入于变质岩中，共同构成煤系地层的基底。燕山期中酸性岩浆岩侵入岩及喷出岩，主要有安山凝灰岩（成煤之前）、石英斑岩、安山斑岩、火山角砾岩及少量辉绿岩等，尤以石英斑岩及安山斑岩对煤层影响较大，呈小型岩墙及岩脉岩沿断层或褶曲走向侵入，造成煤层变薄，尖灭，给开采带来极大的困难。
总之，矿井构造类别属中等复杂型。
2.3煤层及煤质
2.3.1煤层
矿井主要可采煤层为焦坑组下段的DE煤层，属较稳定的简单～较复杂类型可采煤层。顶板岩性为黑色的砂质泥岩，含植物化石碎片，可见黄铁矿条带或结核，局部为粗砂岩，个别直接顶夹0.2～0.8m的炭质泥岩伪顶。底板为灰黑色角砾岩或砂砾岩，常相变为含砾砂岩。主要可采煤层特征见表1-2-2：
主要煤层特征表
表1-2-2
煤层
编号 煤层厚度(m)
最小—最大
平均（点数）
结
构 稳
定
性 顶板岩性特征 底板岩性特征
DE 焦坑
井田 0.20—14.0
2.78
简单
至
较复杂 不
稳
定 煤层顶板为细粉砂岩，局部为粗粉砂岩、细砂岩，少数地段夹0.2～0.8m厚的炭质泥岩伪顶。一般顶板节理裂隙不发育。
煤层直接顶板厚度变化较大，一般由东向西变薄，而个别点至尖灭。 底板主要为角砾岩或砂砾岩，也有见深灰色的细砂岩或粗粉砂岩，岩石一般坚硬而碎，不易产生形变且煤层底板一般含承压水较微弱，具有岩质疏松等特点。
晒口
井田 0.17—13.8
2.22
2.3.2煤质：
以亮～半亮型的粉～粉块～块状煤为主，煤质化验结果见表1-2-3。
煤质化验结果一览表
表1-2-3
煤层
编号 工业分析 全硫
Sd,t
(%) 磷
Pb
(%) 容重
ARD 发热量
Qv,d
(MJ/kg)
Mad
(%) Ad
(%) Vdaf
(%)
DE 4.17 23.34 4.63 1.936 0.029 1.67 25.16
由上表结果表明：DE煤层为中灰、中硫、低磷、中高发热量的无烟煤。可作为动力、化肥、发电、水泥用煤、民用生活煤等。
2.4 矿井开采技术条件
2.4.1岩石工程地质特征
煤层顶板常见灰黑色，薄至中厚层状的细粉砂岩，局部为粗粉砂岩或细砂岩，但个别地方煤层与直接顶间夹一层0.2～0.8米厚的炭质泥岩伪顶，往往在炮采时与煤层一起采出，而影响煤质。底板主要为灰黑色角砾岩或砂砾岩，岩相变为含砾砂岩，也有见深灰色的细砂岩或粗粉砂岩，质硬，不易产生变形且煤层下伏地层（底板）一般含承压水较微弱，对煤层开采影响不大。但由于矿区内构造较发育，局部地段受断层、褶曲和岩浆岩脉的影响，岩石节理裂隙发育，岩石较破碎，局部岩体质量较差，同时局部地段存在较弱夹层，建议在这些地段开拓过程中，应加强维护，防止冒顶事故的发生。
2.4.2 瓦斯、煤尘和煤的自燃
根据历年瓦斯鉴定确认该矿为低瓦斯矿井。
焦坑井田瓦斯含量为0.1%－1.0%，瓦斯主要成份是：CH4约0.86%，CO2约0.5%，晒口井田瓦斯含量为0.2%－1.0%，瓦斯主要成份是：CH4约2.5%，CO2约0.95%。
但随着开采深度的增加，在独头上山或独头长巷、通风不良处易造成CO、CH4等有害气体聚集，在今后矿井生产过程中应加强矿井通风管理，经常进行瓦斯监测，做好生产过程中防尘、防爆、防自燃工作，以防意外事故发生。
矿区的无烟煤的挥发分为3%左右，无煤尘爆炸危险，建矿至今从未发生过粉尘爆炸事故。
煤矿无烟煤燃点较高，不易发生自燃，但在矿井井田局部块段的顶层煤，由于顶层煤中含硫量突然变高，在此煤层开采揭露后硫化物迅速氧化放热，若通风不良，散热不及导致煤层氧化放热聚集，最终发生煤层自燃。
晒口煤矿煤层自燃现象仅局部块段会发生，采用跟底进尺，后退回采的开采方法，采用工作面煤壁洒水等措施可以防止煤层自燃现象的发生。
2.4.3水文地质
山区地形，地表排泄条件好。
地表水系发达，主要水源是河流及降雨。
降水丰富、集中在4－7月，年平均降雨1200－1300mm/年，降水量1700－1800mm，是矿坑充水的主要来源。
岩性单一，以碎屑岩为主，含水性质单一，均为基岩裂隙水，由于含水层受构造裂隙控制，具有穿层性和和相互分隔的特点，各个含水带之间联通性差。
晒口煤矿大部分煤层位于河流侵蚀面以下，虽然富屯溪、洒溪流经矿区，因留设了有效的保护煤岩柱，河水下渗微弱，对矿区充水影响不大。矿井的主要充水方式有三种基本类型：
Ⅰ类：大气降水、地表水、潜水 → 矿区浅部采动裂隙及构造裂隙 →采空区新生含水层 → 采掘工作面涌出。
Ⅱ类：大气降水、地表水、潜水 → 承压含水层 → 构造裂隙 → 采掘工作面涌出。
Ⅲ类：承压含水层 → 覆岩冒落带、裂隙带两带 → 采掘工作面涌出。
井田的水文地质条件属基岩裂隙类简单型。
根据福煤（邵武）煤业有限公司晒口煤矿提供的矿井涌水量数据，-200m～-600m水平平均涌水量303.2m3/h，最大涌水量431.2m3/h，其中，-200m～-400m水平平均涌水量264.7m3/h，最大涌水量378.1m3/h。
2.4.4地温
根据福建省煤炭工业（集团）有限责任公司于2006年5月18日提交的《福建省邵武市邵武煤矿资源/储量核实报告（焦坑及晒口井田）》和矿方提供的技术资料，晒口煤矿平均地温梯度G＝2.41℃/100m，介于1.6℃/100m和3℃/100m，属于中常温类矿井。根据地质报告，预计在矿井-400～-600水平，地温将达到27℃～30℃。
2.5矿区开采情况
晒口煤矿范围原为邵武煤矿开采，其煤炭开采历史悠久，早自清朝光绪二十三年至民国元年，由盐商陈远复主办开采；民国元年至三十六年，由义记公司开采，主要采焦坑井田浅部（即云坪寺之北至焦坑村北东一带）露头煤，均为私人小煤窑土法开采。
1958年—1963年，开始有计划地进行建井开采工作，但仍以小煤窑开采为主。重点开采焦坑井田的浅部煤层，日产约500吨，几年总产量约48.25万吨。
1960年起由省燃料局正式接收为省属企业，正式命名为邵武煤矿，并于1959年开始由省燃料局设计院对矿井进行总体规划设计，设计矿井服务年限为45年。焦坑井田一号井主平峒1959年6月动工兴建，1964年6月投产，以平硐—暗斜井方式开拓，设计生产能力为21万吨/年。晒口井田二号井于1960年开始兴建，1961年1月正式投产，以片盘斜井方式开拓，设计生产能力为15万吨/年。
随着开采水平的延深，原有的生产系统满足不了矿井生产能力需要，为实现焦坑—晒口井田联合集中生产，扩大矿井生产能力，1972年由省煤炭工业设计院对矿井进行技改扩建设计，1973年4月至1974年5月新建一对箕斗斜井至-40水平，将一、二号井-40水平运输大巷贯通，构成统一的运输提升系统，箕斗主斜井负责提煤，副井负责供电、排水，技改扩建后矿井生产能力增至45万吨/年。
为了开采-200和-400水平煤炭资源，从1981年开始由省煤炭工业设计院对第三、四水平开拓延伸进行设计，在二号井副井旁新掘一条908m长的新副井至-200水平，箕斗主斜井往下延伸至-200水平，形成-200水平生产系统。该系统于1993年建成投入使用。
随着资源逐渐枯竭，1995年重新核定矿井生产能力为21万吨/年。
第二部分
1． 矿井自然环境和地质概括
矿区地貌系属起伏不平的中至低山区，主要山脉走向呈北北东—南南西、一般海拔标高为200—350米，最高点云屏山，海拔标高为636.3米；而长年性地表水流发育的富屯溪，则为本矿区最低侵蚀基准面，其海拔标高约178米。本地表水系主要为富屯溪，最大流量为6500m3/s，最小流量为6.3m3/s，平均流量为107.1m3/s，洪水期水位最高标高达+189.6m，枯水期河流最低标高+170m，流量随季节性变化。其次为晒溪，河床最低标高+179.5m，最高洪水位+188.3米,洪水期最大流量为190.61m3/s，最小流量为2.153m3/s，流量随季节性变化。
本区属亚热带潮湿性气候，据邵武市气象局资料，每年4~6月为雨季，11月至次年1月为旱季，历年平均降水量为1762.5mm，气候温和，雨水充沛。
2．地层含水性
矿区出露地层有前震旦纪变质岩群、上三迭统焦坑组、下侏罗统梨山组，中侏罗统漳平组和第四系。现对各地层的富水性简述如下：
⑴、前震旦系变质岩群
主要出露于矿区的西部、东部及北部，为上三迭焦坑组煤系地层沉积的老基底，岩性主要为千枚岩、变质砂岩、云母石英片岩和少量细晶片麻岩及板岩等组成。
⑵、三叠系上统焦坑组
主要出露于矿区的西部，而东部及北部仅零星出露，属含煤地层，系山麓堆积相---冲积相的角砾岩、砂砾岩及砂岩，湖泊相的粉砂岩、细砂岩或透镜状砂岩、砾岩和煤层等。地层厚度由南向北（沿走向）逐渐增大，自0---372米；自西向东（沿倾向）逐渐变薄自218---60米。焦坑组上段风化带为弱含水层，单位涌水量0.0156L/m.s、渗透系数为0.071m/d。焦坑组上段以湖泊相的粉砂岩为主，夹细---中粒砂岩和少量透镜状含砾砂岩等组成，中厚层状、层理发育，含植物化石碎片偶见少量瓣鳃类动物化石，本地层分布较普遍，岩性变化不甚明显，为良好的隔水层。
⑶、侏罗系下统梨山组
本组地层分布较普遍，系为煤系地层的盖层。岩性一般纵横变化不大，以河床相的长石、石英砂岩为主，间夹石英质砾岩和粉砂岩，为矿区的主要含水层。由于基岩裂隙发育不均一，该含水层可分为相互分隔的三个含水带，其中中带即第二含水带中等含水、单位涌水量0.117~054L/m.s、渗透系数为0.138~0.748m/d，其他两个带均为弱含水带。
⑷、第四系残坡积层和冲洪积层
为坡积黄土层，内含滚石、洪积亚粘土，常为耕作区，河床冲积砾岩石层及河漫滩砂土层等。主要分布于富屯溪，晒溪两岸及矿区西部山脚一带，河岸以冲积层砂、砾石为主，山脚一带以坡积含砂土为主，渗透系数0.2~0.9m/d。
3.构造含水性和导水性
晒口煤矿主要构造以断层为主，分别为近于南北及北东向的逆断层为主以及近于东西向的正断层为主。大断层都在矿区边缘，井内落差0.5~10米的北东向及南东向中小断层密布，断层导水性弱或基本不导水。
4矿井充水条件
充水水源分析
⑴大气降水
大气降水是矿区的主要补给水源，它通过地表潜水层及采空区塌陷裂隙补给深部裂隙承压含水层中，成为矿坑的直接补给来源。
⑵裂隙含水岩层水
主要赋存于三叠系上统焦坑组（T3j）砂岩、砂砾岩、含砾砂岩的裂隙中。含水层呈透镜体分布，浅部富水性中等~弱；深部富水性弱～极弱。主要表现为顶板的滴水和渗水，通过调查分析煤层底板的涌水量极小，底板突水的可能性极小。
充水通道分析
矿井充水的水源主要是大气降水，其次是地表水和潜水。主要充水通道是煤层采动时上覆岩层被破坏造成“两带”沟通引起的山体基岩和表土裂隙，塌陷区域，以及采动使断褶构造活化而形成的断褶导水带。
5矿井涌水量、水害预测及其评估
-40m水平涌水量由一采区、二采区、三采区涌水量构成，-200m水平涌水量由五采区、六采区、七采区涌水量构成。矿井排水主要是通过-200m水平中央水泵抽水至-40m水平中央水泵，再由－40中央泵房经箕斗井两趟管路排至地面后流入富屯溪。-200m～-600m水平平均涌水量303.2m3/h，最大涌水量431.2m3/h，其中，-200m～-400m水平平均涌水量264.7m3/h，最大涌水量378.1m3/h。
通过矿区水文地质特征及充水分析，矿井主要充水因素为大气降水、地表水、线状断层带、基岩裂隙水。通过开展矿区水患现状调查，分析矿井水害现状，矿井目前无大的水害威胁。通过对矿井实际涌水量观测，矿井目前实际观测的最大涌水量为880m3/h，平均涌水量为580m3/h。
近些年本矿开采老空区已封闭，留有排水口，存在小部分积水基本能通过排水口排出，对下部的开采影响较小。晒口煤矿目前的排水能力满足生产要求，但仍要做好季节防治水工作。
6.矿井防水害措施
矿井主要充水因素为大气降水、含水岩层和采空区积水。矿井地表水体为沟谷水，含水岩层富水性弱，断层导水性弱，地表水和地下水对开采影响不大，但为了做到预防为主，确保矿井正常生产，对于强降雨后，对采空区的补给，在矿井生产过程中必须做好以下防治水措施：
1、煤矿企业必须在雨季来临前，派专门人员对防治水工作进行全面检查。
2、矿井生产时，应做好水文地质调查工作，在矿井范围内进行水患分析预报；加强职工防治水知识教育，特别是透水预兆、应急措施知识的普及教育；坚持“有疑先停、有疑必探、先探后采（掘）”的原则，配备探放水设备。
3、各矿井在开采下山水平时，要对各矿井主平硐及以上水平的矿井水采取“堵、截、引”等措施排出地面，留设足够隔水煤柱，严防上水平的通过钻孔裂隙带直接馈入下水平，造成额外排水负担。
4、在各个生产水平开采过程中，必须留设足够的隔水煤柱、采空区煤柱、护巷煤柱、断层隔离煤（岩）柱、矿井边界煤柱等保安煤柱，确保矿井安全生产。
5、矿井在开采过程中必须做好水文观测工作，应根据实际涌水量情况，及时扩大水仓容量和更换相应型号、功率的水泵。同时做好水泵及其供电线路维护工作，保持井下排水设备完好和正常运转，确保有足够的排水能力。
6、断层为弱导水或局部弱导水，对矿井充水一般无威胁。但矿区中褶皱构造发育，一般在背斜轴部由于张性裂隙的发育，会形成较大面积的含水层，且含水量较大。对此断裂带、构造带应加强矿山地质及水文地质工作，密切注意井巷围岩、断层破碎带、掘进面等涌水特征，发现顶板淋水加大，顶板来压等透水预兆时，应立即停止作业，采取防范措施。
[中图分类号] P634.8 [文献码] B [ 文章 编号] 1000-405X(2013)-7-229-2
中国地质调查局是我国目前唯一组织公益性地质钻探技术研究开发和推广应用的单位，自1999年成立以来，在组织地质钻探技术研究开发和推广应用方面开展了大量工作并做出了显著的成绩，对我国地质钻探技术的发展起到了较好的推动作用。面对地质工作大发展的新形势和实现地质工作现代化目标的要求，地质钻探技术如何发展，如何更好地起到对地质工作的支撑作用，笔者对这些问题有些不成熟的想法，在此发表，希望能抛砖引玉，与大家共同探讨地质钻探技术的发展问题。
1地质工作对钻探技术的需求
目前我国矿产资源紧缺，资源问题成为制约国家建设和国民经济发展的瓶颈问题，引起了国家政府和领导的高度重视。在国务院关于加强地质工作的决定提出的地质工作主要任务中，突出能源矿产勘查和加强非能源重要矿产勘查是两项首要任务。国家为此投入了大量经费，除了正在实施的国土资源大调查专项基金之外，又启动了危机矿山接替资源找矿专项基金和地质勘查基金。此外，地方、甚至个人也在找矿方面表现出很大的热情，并进行积极的投资。近年来，随着地质工作的加强，地质钻探工作量成倍增长，一些省区的年钻探工作量达到了几十万米。钻探工作项目资金来源有国土资源大调查、矿产资源补偿费、中央财政补贴、省资源补偿费、地方财政补贴、市场项目等。钻探工作量加大，使得对钻探设备和技术的需求同时加大。
2地质钻探技术应用现状
与世界先进的钻探技术相比，目前我国地质勘探工作中采用的钻探技术总体水平比较落后。钻探施工主要采用立轴式岩心钻机，基本上是20世纪80年代左右的设计。现代的全液压动力头钻机依靠进口，我国自己研制的产品已经开始出现，但还未得到大面积推广应用，而且现在只有个别钻深能力(1000m)的钻机，还未形成系列。钻探工艺方面，一些先进的钻进工艺方法还没有得到推广应用。金刚石绳索取心钻进方法虽得到了较多的应用，但还未能大面积普及。液动锤钻进(液动冲击回转钻进)方法的优点虽然为人们所认识，但由于该方法在恶劣的泥浆条件下使用时，钻具可靠性和寿命方面存在着一些问题以及这些年钻探现场管理水平的下降，使其在地质钻探中的应用较以前更少。一些具有较好前景的先进的钻进工艺方法，如绳索取心液动锤钻进方法和不提钻换钻头方法虽然都已研制成功，但实际应用很少。空气反循环取样钻进方法尽管具有高效率、低成本的特点，但由于没有得到地质人员的认可，至今未能得到推广。除此之外，目前地质钻探施工中所用的钻孔护壁堵漏技术、测斜技术等，基本上也是20世纪80年代左右的水平。由于采用的钻探技术水平不高，地质勘探中钻探工作的效率和效果不太理想，表现在台月效率较低、复杂地层钻进问题多、深孔钻进能力差、钻进成本高。这些问题的存在，使得钻探技术对地质工作的技术支撑效果受到影响。
3地质钻探技术发展目标
笔者认为，考虑地质钻探技术发展目标时应该分阶段，应该分成近期、中长期和远期。划分原则是：至2010年为近期，至2020年为中长期，至2050年为远期。
3.1远期(至2050年)目标
实现地质钻探技术的现代化应该是钻探技术发展的远期目标。在国务院关于加强地质工作的决定和国务院温家宝就贯彻决定所作的重要批示中，都明确地提出了要实现地质工作现代化。关于地质工作现代化的定义，目前尚无统一的说法。笔者的理解是：地质工作现代化的标志应该是，在地质工作中普遍采用具有现代世界先进水平的地质勘查技术。钻探技术是地质勘查技术的种类之一，地质钻探技术的现代化也应该符合此项标准。然而，此项目标的实现是一项长期和艰巨的任务，因为只有国家的整体工业技术水平达到了世界先进水平后，我国的地质钻探技术才有可能从总体上达到世界先进水平，地质钻探技术现代化与国家的现代化应该是基本同步的。邓小平同志在介绍中国实现现代化的三步走战略时，明确提出到2050年中国基本实现现代化，达到世界中等发达国家的水平。1999年10月22日，时任国家主席江泽民在英国剑桥大学发表演讲时向公众宣布：我们的目标是，到下世纪中叶，即中华人民共和国成立一百周年时，基本实现现代化。由此看来，我国地质钻探技术现代化实现的时间应该是21世纪中叶。
3.2中长期(至2020)年目标
地质钻探技术发展的中长期(至2020年)目标应该是：自主创新能力显著增强，地质钻探技术水平显著提高，自主研发的新型钻探设备和先进钻进工艺方法得到较大面积的推广应用，钻探装备与施工技术总体上接近发达国家水平。
3.3近期(至2010年)目标
地质钻探技术发展的近期(至2010年)目标应该是：初步完成2000m深度以内的新一代地质岩心钻探设备系列研制;改进完善一批先进的钻进工艺方法，使之达到推广应用的水平;取得一批深孔钻探、复杂地层钻探和高精度定向钻探技术研究成果;研发成功现代的深水井和煤层气井钻探用全液压动力头钻机;地质钻探科技成果转化和推广取得较显著的成效。
4地质钻探技术近期研发工作重点
中国地质调查局近期组织开展的地质钻探技术研发工作基本上是按照上述的近期目标的思路安排的，重点研究内容如下：
(1)2000m深度以内的新一代地质岩心钻探设备系列;(2)满足覆盖区化探和异常查证需求、适应复杂地层条件的轻便、高效、多功能取样钻机及其配套的钻进工艺方法和器具;(3)1000m全液压动力头水井和煤层气井钻机及其配套的钻进工艺方法和器具;(4)改进完善一批先进的钻进工艺方法，包括冲击回转钻进方法、绳索取心冲击回转钻进方法、不提钻换钻头方法和深孔绳索取心方法;(5)解决复杂地层钻进技术难题，包括复杂地层钻孔护壁堵漏技术问题、复杂地层取心技术问题等;(6)高精度定向钻探技术，包括提高钻孔测量精度和定向钻进施工中靶精度的技术以及取心定向钻进技术;(7)万米科学超深孔钻探技术方案预研究。除了研究与开发工作以外，钻探新方法、新技术推广应用也是中国地质调查局钻探技术管理工作的重点之一，拟开展以下一些工作： ①新型岩心钻探机具应用培训;②地质调查浅层取样钻技术应用培训;③地质钻孔测量技术应用培训;④新型地质钻探泥浆体系应用培训;⑤节水钻进技术应用培训;⑥空气反循环取心钻进技术培训和应用示范;⑦车载式浅层取样钻机应用示范。
5几个值得强调的问题
5.1加强技术创新
技术创新的核心内容是科学技术的发明和创造，其直接结果是推动科学技术进步，提高社会生产力的发展水平，进而促进社会经济的增长。通过技术创新可实现技术跨越式发展，在短期内获得显著的技术经济效果，使一些常规方法难以解决的问题得到解决。这里举2个钻探技术领域技术创新取得显著成效的实例。第一个实例是科拉超深钻。前苏联的工业技术发达程度比不上西方国家，却钻成了世界上唯一一口深度超万米的钻井——12262m深的科拉超深井。钻万米超深井的难度非常大。这口井之所以能钻进成功，是因为前苏联人在施工这口井时进行了大量的钻探技术创新，其中3项对钻进施工的成败起决定性作用的重大创新是：超前孔裸眼钻进方法;铝合金钻杆;带减速器的涡轮马达井底驱动。第二个实例是中国大陆科学钻探工程科钻一井。该项目是在坚硬的结晶岩中施工5000m连续取心钻孔。这种施工在我国没有先例，在世界上也属高难度钻井工程。该井在施工时采取了一系列的技术创新，涉及套管和钻进施工程序、取心钻进技术、扩孔钻进技术和井斜控制技术，最终获得了高效、优质的施工效果。由于采用螺杆马达-液动锤-金刚石取心钻进方法，使机械钻速提高50%以上，回次长度由3m提高到8～9m，大大节省了施工时间和成本。
5.2加强新方法、新技术推广应用
新方法、新技术从研发出来，到在钻探施工中得到普遍应用，通常需要花很长的时间，做大量的推广应用工作。推广应用工作包括宣传、现场演示、技术培训和技术交流等。这些环节工作效果的好坏，都会直接影响到科技成果转化及其得到实际应用所需的时间，影响地质钻探技术现代化的进程。为获得好的效果，该项工作应有计划、有组织地开展，因为研发单位通常只是从本单位的利益和眼前的利益考虑推广应用工作，而该项目工作的计划和组织实施需要一种全局性和长远的考虑。这些年来，在钻探技术研究与应用的所有环节中，科技成果推广应用是相对比较薄弱的环节，加强此方面工作是当务之急。
参考文献
[1]王达.探矿工程(地质工程)未来20年科技发展战略研究[J].探矿工程(岩土钻掘工程)，2004，31(1).
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