范各庄矿地质条件

低瓦斯矿井高瓦斯区域瓦斯治理技术研究
河北理工大学
2010.10
目次
1 矿井概况 (3)
1.1 井田简介 (3)
1.2 生产系统及设备 (6)
1.3 矿井自然条件 (12)
2 煤层瓦斯参数.................................................................. 错误!未定义书签。

2.1 煤的瓦斯吸附常数................................................ 错误!未定义书签。

2.2 煤层瓦斯压力........................................................ 错误!未定义书签。

2.3 煤层瓦斯含量........................................................ 错误!未定义书签。

2.4 瓦斯放散初速度.................................................... 错误!未定义书签。

2.5 煤的坚固系数........................................................ 错误!未定义书签。

3 范各庄矿高瓦斯区分布情况及影响因素...................... 错误!未定义书签。

3.1 瓦斯异常涌出划分标准........................................ 错误!未定义书签。

3.2 掘进工作面瓦斯来源............................................ 错误!未定义书签。

3.3 高瓦斯区域分布影响因素.................................... 错误!未定义书签。

4 范各庄矿瓦斯异常区域预测.......................................... 错误!未定义书签。

5 范各庄矿瓦斯异常区域综合治理措施.......................... 错误!未定义书签。

低瓦斯矿井高瓦斯区域瓦斯治理技术研究
1、根据范各庄矿瓦斯地质资料、煤层赋存情况、煤质特征、瓦斯压力以及瓦斯涌出现状和采掘工艺等参数，确定工作面瓦斯涌出规律。

2、预测分析高瓦斯区域及工作面瓦斯涌出规律，提出有针对性的瓦斯治理方案。

采空区自燃“三带”的划分研究步骤
1、查阅相关文献，确定“三带”划分的理论及其依据；
2、根据现场实际情况及其采场支护参数，进行数值模拟；
3、分析三带距工作面的相关距离及其瓦斯分布规律，确定束管埋设参数及
距离；
4、根据数值模拟设定的相关参数现场实测验证，分析比对结果，修正相关
参数，达到瓦斯合理抽采目标
1 矿井概况.................................................................................................................................
1.1井田简介..........................................................................................................................
1.2生产系统概况..................................................................................................................
1.3井田地质构造特征..........................................................................................................
2 煤层瓦斯参数.........................................................................................................................
2.1煤层瓦斯基本参数..........................................................................................................
2.2瓦斯风化带下界深度的预测..........................................................................................
3 范各庄矿高瓦斯区分布情况及影响因素.............................................................................
3.1高瓦斯区域分布情况......................................................................................................
3.2瓦斯区域分布影响因素..................................................................................................
3.2.1顶底板岩性对瓦斯涌出的影响............................................................................
3.2.2断层对瓦斯涌出的影响........................................................................................
3.2.3褶区对瓦斯涌出的影响........................................................................................
4 范各庄矿瓦斯异常区域预测.................................................................................................
4.1煤层瓦斯涌出量的影响因素...................................................................................
4.2煤层瓦斯涌出量预测方法.......................................................................................
4.3范各庄瓦斯异常区域分布规律...............................................................................
5 范各庄矿瓦斯异常区域综合治理措施.................................................................................
5.1掘进工作面瓦斯治理措施.......................................................................................
5.2回采工作面瓦斯治理措施.......................................................................................
6 采空区自燃“三带”划分及数值模拟.................................................................................
6.1取样分析系统...........................................................................................................
6.2测温系统...................................................................................................................
6.3工作面测点布置.......................................................................................................
6.4自燃“三带”分布规律...........................................................................................
6.5数值模拟对比验证...................................................................................................
1 矿井概况
1.1 井田简介
1、地理概况
开滦精煤股份有限公司范各庄矿业分公司（以下简称范各庄矿业分公司）位于开平向斜之东南翼、河北省唐山市古冶区境内，西北方向距唐山市中心32.5km，东北方向距滦县县城35.2km，东南方向距滦南县县城（奔城）30.0km，距京唐港100.0km。

地理坐标为东经113°28′，北纬39°33′。

井田南北走向长12.25km，东西最大倾斜长3.92km，井田面积32.33km2。

范各庄矿业分公司地理位置优越交通发达。

具体交通位置见图1-1。

铁路：范吕铁路与柒滦线接轨，正北方向距京山铁路直线距离10.2km。

公路：迁唐线公路在本矿区内通过，正北方向距205国道10.5km，距京沈高速公路榛子镇入口21.5km，正南方向距唐港高速公路青坨营入口9.5km。

图1-1 煤矿交通位置图
范各庄矿业分公司建矿以来实测最高洪水位29.572m，50年一遇预测最高洪水位+29.76m，百年一遇预测最高洪水位+30.49m，地面井口标高，均低于建矿以来实测最高洪水位。

主井、副井、新井、风井、毕各庄进风井、毕各庄回风井
地面标高与沙河洪水位对比见表1-1。

2006年度实际降雨量为380.7mm，2007年地面水害重点仍为沙河防洪和井口防洪，沙河防洪以沙河公路桥观测站为基础，观测沙河水位，为井口防洪提供水位数据。

表1-1 井口标高与最高洪水位对比表
井别井口高程（m）与+29.572m比较与+29.76m比较与+30.49m比较主井29.606 H=＋0.034 H=－0.154 H=－0.884 副井29.345 H=－0.227 H=－0.415 H=－1.145 新井30.332 H=＋0.760 H=＋0.572 H=－0.158 风井31.530 H=＋1.958 H=＋1.770 H=＋1.040
毕各庄进风井25.240 H=－4.332 H=－4.520 H=－5.250
毕各庄回风井25.050 H=－4.522 H=－4.710 H=－5.440
2、矿井开发史
范各庄矿业分公司矿井，是我国自行设计、自行施工的第一座大型现代化矿井。

矿井原设计生产能力180万t/a，1958年开工建井，1964年竣工投产。

1973年9月，根据“老井挖潜、改造、增产”的方针，提出将原矿井扩建为年产量400万t，净增生产能力220万t。

初步设计文件经燃料化学工业部，以（73）燃煤开字2430号文审查批准，于1975年1月开工扩建，但由于1976年地震严重影响和制约了改扩建工程的顺利完成。

三水平延深初步设计于1983年5月完成。

1994年完成了三水平延深初步设计（修改）。

2002年矿井达到扩建设计能力，年产量为410.02万t。

目前矿井二水平为主要生产水平，三水平南一、南二采区已经开采，三水平南五采区、四水平延深工程正在施工中。

2005年矿井核定生产能力451万t/a，2006年矿井核定生产能力复核450万t/a。

3、井田开拓开采
范各庄矿业分公司矿区北部及西北部与开滦精煤股份有限公司吕家坨矿业分公司相邻，西及西南部与开滦（集团）有限责任公司钱家营矿业分公司相邻，东北部、东部及南部以14煤层的基岩露头为界，最下一个可采煤层为12煤层，开采的最大深度为－800m标高，地表标高为+29.0m。

根据2001年批采矿许可证（证号1000000120137），矿区南北走向长12.25km，
东西最大长度3.92km，全井田总面积为32.3297km2，井田范围由27个拐点坐标圈定，（采用国家30投影带坐标系）见矿区范围拐点坐标表1-2。

表1-2 矿区范围拐点坐标表
序号纬度（X）经度（Y）序号纬度（X）经度（Y）
1 4393394.00 39623491.00 15 4383313.20 39621587.00
2 4393164.00 39624468.00 16 4384361.20 39620249.70
3 4392326.00 39625187.00 17 4387046.00 39621267.30
4 4391472.00 39624961.00 18 4388552.40 39620659.90
5 4390046.00 39624635.00 19 4388952.90 39620864.30
6 4388961.00 39624093.00 20 4389860.20 39621162.20
7 4387161.00 39624378.00 21 4390751.70 39621353.40
8 4386493.00 39623909.00 22 4391832.40 39621675.50
9 4386412.00 39624751.20 23 4392058.00 39621884.80
10 4385391.10 39624538.00 24 4392662.20 39622183.80
11 4384626.00 39623236.00 25 4392906.40 39623150.00
12 4381477.00 39622318.00 26 4393000.40 39623148.40
13 4381928.60 39622004.30 27 4392975.70 39623346.90
14 4381928.90 39621955.10
矿井采用立井、多水平集中运输大巷、集中上山、分区石门开拓方式。

现使用的井筒有六个，分别为：一水平主井、副井、中央风井、二水平混合提升井、毕各庄进、回风井。

一水平主井担负提升煤炭与进风，一水平副井担负提升物料、人员与进风，二水平混合提升井担负提升煤炭、物料、人员与进风，中央风井担负回风，毕各庄进风井担负进风，毕各庄回风井担负回风。

中央风井、老副井、毕各庄风井井筒均安设梯子间作为安全逃生设置。

各个井筒的特征见表1-3。

表1-3 井筒的特征表
名称性质形状直径
（m）深度
（m）
井帮/厚度
(m)
作用
主井立井圆形 5.5 379.336 0.5 提升煤炭
副井立井圆形 6.5 342.987 0.5 提升物料、人员中央风井立井圆形 4.5 155.680 0.5 回风
二水平混合井立井圆形7.8 595.850 0.5 提升煤炭、物料、
人员
毕进凤井立井圆形 6.5 319.330 0.5 进凤
毕回凤井立井圆形 6.5 319.280 0.5 回风矿井划分为五个水平，其中有一个回风水平，四个开采水平。

回风水平标高为－120m，四个开采水平标高分别为－310m、－490m、－620m及－800m。

目前－310m水平已接近收尾，主要生产水平为－490m、－620m，－800m水平延深工程正在施工中。

矿井按水平自上而下开采，每一水平采区按前进式开采。

矿井采煤方法为走向长壁后退式采煤法，回采工作面布置均以走向长壁为主，回采工作面顶板管理为自然垮落法，回采工艺为综合机械化放顶煤采煤法、综合机械化采煤法。

矿井掘进方式采用综合机械化掘进，掘进机械化装载程度100％。

巷道支护方式为锚网支护。

1.2 生产系统及设备
1、提升系统及设备
范各庄矿业分公司提升系统有两套主提升系统，即老主井系统和新主井系统；有三套辅助提升系统，即老副井系统、新副井系统和－300暗井系统。

目前各系统运转良好，提升装置设有过卷保护、保险闸、松绳保护、闸间隙保护和深度指示器等。

（1）老主井系统：井筒上口标高+30.5m，下井口标高－366.5m，井筒直径Φ6.5m，提升高度397m。

提升方式为单绳缠绕式立井提升，提升容器为单绳提煤箕斗，载重量为9吨，提升机型号为KJ2×5×2.3（苏）落地缠绕式，配备电机型号：nSK285/85（苏），额定功率为1800kW，无减速比。

匹配钢丝绳主绳：6Δ(39)-46-1770-1。

（2）新混合井主提升系统：井筒上口标高+30.5m，下井口标高－549.5m，井筒直径Φ7.8m，提升高度580m。

井筒深度为595.83m。

提升方式为摩檫式立井提升，提升容器为JDZ型多绳提煤箕斗，载重量为18吨，提升机型号为JKM3.5/6Ⅲ型，配备电机型号：ZJD250/120-12型直流电动机，额定功率为2800kW，无减速比。

匹配钢丝绳：①主绳：6ΔX(37)-34.5-1770-特鍍鋅，左右同
各三根；②尾绳：6×37+1-56-1370-I鍍鋅，左右交各一根；6×37+1-47.5-1370-I 鍍鋅，左交互捻。

（3）辅助提升系统
①老副井系统：井筒上口标高+30.5m，下井口标高－309.5m，井筒直径Φ6.5m，提升高度340m。

井筒深度为342.57m。

提升方式为单绳缠绕式立井提升，采用3吨矿车单车双层罐笼，提升机型号为KJ2×5×2.3（苏）落地缠绕式，配备电机型号：凸A28/34－20，额定功率为850kW；Rr173/54-20，额定功率为800kW，减速比为286\27 。

匹配钢丝绳：主绳：6Δ(39)-44-1770-特，防坠器绳：6×19-43.5-1370-I-交互。

②新混合井副提升系统：井筒上口标高+30.5m，下井口标高－490.1m，井筒直径Φ7.8m，提升高度520.6m。

井筒深度为595.83m。

提升方式为摩檫式立井提升，采用3吨矿车双车三层罐笼，提升机型号为JKM2.8/6Ⅲ井塔摩擦式，配备电机型号：ZJD250/72-12，额定功率为1800kW，无减速比。

匹配钢丝绳：①主绳：6Δ(31)-28-1770-特鍍鋅，左右同各三根；②尾绳：18×7-40-1370-I鍍鋅，左右交互各一根；18×7-43-1370-I鍍鋅，交互捻。

③－300暗井系统：井筒上口标高－487.1m，下井口标高－619.1m，井筒直径Φ6.5m，提升高度132m。

井筒深度为144.282m。

提升方式为立井提升，采用3吨矿车单车双层罐笼，提升机型号为2JK3.5/20B落地缠绕式。

2、排水系统及设备
矿井在用排水泵房5个，其中一水平1个；二水平2个，分别为205泵房、208泵房；三水平1个，为305泵房；另有一个有地面控制潜水泵房。

矿井综合排水能力：一水平工作能力为560m3/h，最大能力1960m3/h；二水平工作能力为2100m3/h，最大能力3360m3/h；三水平工作能力为1260m3/h，最大能力3360m3/h。

一、二水平排水直达地面，三水平排水到二水平。

矿井涌水量为35m3/min。

（1）一水平泵房。

一水平泵房有排水泵10台，型号有200D65×7和KND280－65两种，额定流量为280m3/h，额定扬程为450m，配用电机功率为680kW。

排水高度为340m。

现在工作水泵为1台，备用水泵为5台，检修水泵4台。

安装排水管路5条，规格为Φ368*16无缝钢管，长度为5×740m，分别由老主井（3条）和老副井（2条）引出到地面。

配用水仓2个，容积为2×11370m3；随着工
作面向二、三水平延伸，一水平的涌水量逐年降低，现在该泵房只开1台水泵就可以将涌水排出。

（2）二水平现在使用205泵房和208泵房。

205泵房有排水泵13台，型号有250D－60×10和KND450－60两种，额定流量为450m3/h，额定扬程为450米，配用电机功率为1050kW。

排水高度为520m。

现在工作水泵2台，备用水泵6台，检修水泵5台。

安装排水管路4条，规格为Φ426*16无缝钢管。

长度为4×700m，由新主井引出地面。

配用水仓2个，容积为2×15000m3。

另外，205泵房内有4台UPZ250－440潜水泵，防透水之用，额定流量为1000m3/h，额定扬程为600米，配用电机功率为2600kW，由井上潜水泵房控制，今年测试运行良好。

208泵房现有水泵房5台，型号有250D－60×10和KND450－60两种，额定流量为450m3/h，额定扬程为450米，配用电机功率为1050kW；工作2台，备用2台，检修1台。

排水高度为520m。

安装排水管路2条，规格为Φ426*16无缝钢管，长度为4×890m，由新主井引出到地面，与205泵房共用水仓。

（3）三水平305泵房。

305泵房有排水泵11台，型号为KND450－60×3，额定流量为450m3/h，额定扬程为180米，配用电机功率为440kW。

排水高度为160m。

工作水泵2台，备用水泵6台，检修水泵3台。

安装排水管路4条，规格为Φ426*16无缝钢管，长度为4×800米，属于多级排水。

配用水仓2个，容积为9484m3。

3、通风系统及设备
范各庄矿业分公司矿井通风方式为中央边界及单翼对角混合式通风方式，通风方法为抽出式。

现有进风井三个，分别为中央副井、新综合井和毕各庄进风井，有两个回风井，即中央风井和毕各庄对角风井，其中中央风井装有2台轴流式风机，型号为2K－58－21－28，电机容量分别为800kW和1000kW，其中800kW风机常开，1000kW风机备用，总排风量为109.36 m3/s，工作负压2150Pa。

对角风井装有2台离心式风机，型号为K473－01№32F，电机容量分别为1000kW和1600kW，其中100kW风机常开，1600kW风机备用总排风量为249.22 m3/s，工作负压为2270Pa。

4、运输系统及设备
（1）井下运输方式、使用设备
一水平采用单巷双轨布置，由ZK14－9/550型直流架线电机车，牵引3吨矿车运煤。

二水平南翼采用双巷单轨布置，由ZK14－9/550型直流架线电机车，牵引5吨底卸式矿车运煤。

二水平北翼采用皮带运输，将煤直接运至井底煤仓。

各水平主要轨道运输上山，采用直径2m绞车运送物料；采区工作面辅助运输采用刮板运输机、胶带运输机运煤；采用25kW或11.4kW小绞车运送物料。

（2）地面运输方式、设施设备
主要是皮带运输和铁路运输。

由各井口至洗煤厂煤仓或洗煤厂煤仓至铁路站厂为皮带运输；原煤、精煤外运为铁路运输，公司自备铁路与古冶火车站连接。

皮带运输：皮带机型号，TDB－1200，给煤机型号，5DX电磁震动给料机（12台）。

铁路运输：内燃机车4辆，其中东风12型2台，GKEC型2台。

自备车皮50节。

5、矿井供电情况
范各庄矿业分公司现有35kV矿内主变电站及毕各庄变电站两所。

由唐山供电公司吕家坨变电站和林西热电分公司分带负荷，属于双回路双母线式。

其中吕范314、315线路由唐山供电公司电业网提供两条进线，314为LGJ—300mm2，载流量725A；315为LGJ—120mm2，载流量440A。

带主站1＃（10000kV A）和3＃（16000kV A）主变，主要负荷为井上洗煤厂及锅炉房、井下一水平。

林范376、396线路由集团公司林西热电分公司提供两条进线，均为LGJ—300mm2，载流量725A。

带主站2＃（16000kV A）和4＃（16000kV A）主变，主要负荷为洗煤厂、井下二、三水平、工业广场生产及照明、工房区生活用电等。

毕各庄变电站由范矿主站提供311、312两条线路，均为LGJ—120mm2，载流量440A。

带1＃（6300kV A）和2＃（5000kV A）主变，主要负荷为范矿风井及毕矿生产用电。

主站6kV室去井下二水平中央变电所共8条线路，均为3×240mm2电缆，带二、三水平负荷。

主站去一水平前期中央变电所共2条线路，去一水平后期中央
变电所共3条线路，均为3×240mm2电缆。

矿井总负荷为53880kW，同时系数按0.55考虑，则最大负荷为29634kW。

功率因数按0.9考虑，视在功率为32927kV A，两台16000kV A主变，一台12500kV A 主变同时使用可以满足要求。

负荷率按65%考虑，则平均负荷为19262kW，生产天数按每年350天考虑，年用电量为16180万kWh，吨煤综合电耗为35.17kWh，测算矿井供电能力核定为460万t。

经核定，供电系统满足矿井生产能力。

重要负荷主提升、主风机、主排水泵等用电地点全部实现了双回路电源。

主提升系统：新井混合井由主站6104、6304、6314三路供电；老主井由主站6101、6301两路供电；老副井由主站6202、6402两路供电。

主风机：东风井由主站6103、6303两路供电；毕风井由毕站6103、6203两路供电。

主水泵：该矿现有泵房6个，一水平前期泵房（已停用）、后期泵房；二水平205泵房，208泵房；三水平305泵房，以及地面控制潜水泵房。

一水平后期泵房由6112、6352、6372、前期环线四路供电；二水平205泵房由地面主站6262、6261、6232、6231、6422、6421、6442、6441八路供电；二水平208泵房由二水平205泵房6441、6442两路供电；三水平305泵房由前期新增6351、6382、6381、6111四路供电；地面控制潜水泵房由主站6213、6413、潜水泵1＃、潜水泵2＃四路供电。

地面变电室主要设备见表1-4。

6、工业广场特征、防洪排涝设施
范各庄矿工业广场西面靠近沙河，东面为矿井中央风井。

工业场地地势平坦，东北高，西南低。

在场地内布置四个井筒，分别为老主井、老副井、新混合井、中央风井。

按生产的需要，工业广场的需要，工业场地内部划分三个区：（1）主要生产区，包括原煤生产系统、选煤厂等；（2）辅助生产及材料仓库区，包括地面变电所、各种库房及地面加工厂房；（3）生产管理办公及生活福利区，包括生产调度指挥中心、生活福利建筑等。

由于矿井地面井口标高，均低于建矿以来实测最高洪水位+29.572m，该矿提采取了以下的防范措施：（1）充分利用市气象局网上发布的天气预报，收看天气预报和降雨情况。

（2）立足于防御特大洪涝的准备，进入汛期前应准备好所有的防汛物资。

（3）汛期前建立专门的防汛机构，设立指挥部和安排专职工作人员。

（4）汛期前核实粉刷沙河水位观测站。

（5）汛期来临前，要做好工业广场及住宿、生活区排水沟的清污整修工作，确保生产及生活区安全渡汛。

（6）汛期及时观测沙河水位。

（7）副井口、新井口及毕进风井、毕回风井要准备好堵、排水物资设备，防止雨水渗入和灌入井下。

表1-4 地面变电室主要设备表
1.3 矿井自然条件
1、矿井地质特征及构造
范各庄矿业分公司矿区地势平坦，井田内部有沙河流过，其流向大致为北东～南西向。

海拔高度在+21.1m～+32.95m。

矿区夏季炎热多雨，春秋季风多变，冬季寒冷干燥，为大陆型季风气候。

大气降水后，大部分从地表流走，少部分渗入地下，首先形成潜水，然后再慢慢向下渗透到底部卵砾石层，形成孔隙承压水。

通过基岩隐伏露头补给煤系地层，然后经构造和裂隙渗入巷道和采空区，变成矿井涌水。

井田范围内有沙河自北向南流过，流向大致与地层走向一致，水力坡度较小，北部已与地面塌陷坑连为一体。

冬春河水近于干涸，只排泄矿井水，夏秋流量显著增大，汛期有时泛滥，流量随上游北部山区降雨量而变化。

该矿井田煤系地层主要石炭系、二迭系地层组成，其中包括石炭统唐山组，上石炭统开平组、赵各庄组，下二迭统大苗庄组、唐家庄组。

基底为经过长期剥蚀夷平的中奥陶系，上覆地层为上二迭统古冶组陆相碎屑岩，上部覆盖厚层第四系冲击层，下伏奥陶系灰岩。

地层由老至新为：
（1）中奥陶统马家沟组（O2）：以厚层状灰岩为主，夹白云岩和薄层状白质灰岩；
（2）中石炭统唐山组（C2）：假整合于奥陶系灰岩之上，岩性以粉砂岩和泥岩为主，含1～3层不稳定薄煤线；
（3）上石炭统开平组（C13）：岩性以细砂岩和粉砂岩为主，含不稳定局部可采煤层14煤层；
（4）上石炭统赵各庄组（C23）：为主要含煤地层之一，岩性以粗砂岩、中砂岩和粉砂岩为主，泥岩次之，含可采煤层2～3层，即11、12、13半煤层；
（5）下二迭统大苗庄组（P11）：岩性以粉砂岩和泥岩为主，是主要含煤地层之一，含可采煤层4层，即5、7、8、9煤层；
（6）下二迭统唐家庄组（P21）：岩性以砂岩为主，下部粉砂岩和泥岩比较发育，属陆相沉积；
（7）上二迭统古冶组（P12）：岩性以砂岩为主；
（8）第四系（Q）：其底部发育约10m厚的卵、砾石层，与煤系地层呈角度不整合接触。

受塔坨向斜影响，在井口区域内伴生有北二背斜和井口向斜，毕各庄向斜枢纽带呈马鞍状起伏，沿轴线形成两个小盆地，F0断层贯穿整个井田。

矿区断层特征见表1-5。

表1-5 矿区断层特征表
断层名称走向倾向落差
（m）位置长度
（m）
属性
F0 NE2 272 30 贯穿井田4000 正断层F5 NE14 284 500 南部井田边界5000 正断层F8 NE14 284 50 南部井田边界2000 正断层
2、煤层及顶底板岩性
（1）煤层
矿井井田范围内可采煤层有5层煤、7层煤、8层煤、9层煤、11层煤和12层煤共6层煤，其中主采煤层7层煤和12层煤，各可采煤层赋存状态及特性见表1-6：
表1-6 可采煤层赋存状态及特性表
（2）煤质
井田内各主要可采煤层的煤种均为结焦性良好的1号、2号肥煤和气肥煤。

煤质受沉积环境影响，各煤层变化较大，赋存于赵各庄组的12煤层煤质较好，灰分低，发热量高，但煤的含硫量高。

赋存于陆相大苗庄组的5煤层、7煤层、8煤层、9煤层则灰分较高，发热量较低，但煤的含硫量低。

均属于难选或非常难选煤层。

可采煤层的煤质特征见表1-7：
表1-7 各煤层的煤质特征表
煤层灰分
Ag（%）
硫分
S（%）
挥发分
Vr（%）
发热量
（MJ/Kg）
煤质牌号
5 15.82 0.74 36.94 24.68 1、2号肥煤为主，局部气肥煤
7 31.09 0.47 29.86 25.34 1、2号肥煤，局部肥焦煤和气肥煤
8 28.92 0.64 33.48 26.53 1、2号肥煤为主，局部肥焦煤
9 28.80 1.63 35.10 25.16 1、2号肥煤
11 15.19 3.58 34.50 31.14 2号肥煤为主，局部气肥煤
12 15.77 2.13 32.16 29.84 2号肥煤为主，局部气肥煤
3、主要煤层顶底板
井田内主要煤层顶底板的赋存情况见表1-8：
表1-8 煤层顶底板特征及赋存情况表
3、矿井瓦斯
公司在每年的7月份进行瓦斯鉴定，历年瓦斯等级鉴定结果为低瓦斯矿井。

建井以来，没有出现过瓦斯异常突出和瓦斯积聚现象。

2006年度瓦斯鉴定情况：
矿井CH4相对涌出量：0.442m3/t
矿井CO2相对涌出量：3.48m3/t
矿井CH4绝对涌出量：4.5m3/min
矿井CO2绝对涌出量：35.44m3/min
矿井的瓦斯和二氧化碳的等级鉴定为：低瓦斯（二氧化碳）矿井。

4、煤尘爆炸性
煤炭科学研究总院抚顺分院于2004年9月对公司所开采的各煤层进行了煤尘爆炸性试验，煤尘爆炸性指数见表1-9，鉴定结论：5煤层具有强爆炸性，7、8、9和12煤具有爆炸性。

表1-9 煤尘爆炸性指数表
煤层工业分析（%）爆炸性试验鉴定结论
水份W f灰份A f挥发份火焰长度
（mm）抑制煤尘爆炸最低岩份量（%）
V f V r
5 0.78 6.77 30.41 32.89 >400 70 强爆炸
7 0.71 23.38 20.91 27.55 200 45 爆炸
8 0.66 12.00 21.83 24.99 200 45 爆炸
9 1.31 13.44 26.75 31.38 350 60 爆炸
12 0.74 10.75 29.48 33.1 350 60 爆炸
5、煤层自燃倾向性
矿井自建井以来没有发生过内、外因方面的火灾事故。

煤炭科学研究总院重庆分院对所开采的所有煤层进行取样鉴定，鉴定结论：9、12煤层为二类自燃发火煤层，5、7、8煤层为三类不易自燃煤层。

6、矿井水文地质情况
矿井井田水文地质条件复杂。

矿井主要充水含水层从上到下有冲积层含水层、5煤顶板砂岩含水层、12煤底板砂岩含水层、K3灰岩含水层、奥灰含水层，在井田塔坨向斜构造区域内先后发现14个岩溶陷落柱。

建井以来，该矿井累计发生大于1m3/min的突水灾害27次，见表1-10，其中一次淹井，一次淹水平。

突水量大于2.5m3/min的突水灾害，均与隐伏导水构造有关。

204开拓掘进在12煤层底板砂岩含水层中遇裂隙带透水，涌水量达47m3/min，淹没当时正在施工延深的－490水平；2171综采工作面遇隐伏导水陷落柱而突奥灰水，突水量达2053m3/min，淹没整个矿井。

表1-10 各含水层突水统计表
突水含水层冲击层5煤顶板砂岩12煤底板砂岩K3灰岩奥灰突水0 1 15 1 10
最大突水量m3/min 0 1.4 47 2.7 2053 矿井正常涌水量为35m3/min左右，历史最大涌水量58.71m3/min，时间为1990年6月（未包括透水时的瞬间最大涌水量）。

矿井近10年涌水量情况见表1-11。

表1-11 近10年涌水量情况表
年度1998 1999 2000 2001 2002 2003 2004 2005 2006 2007 最大m3/h 2412 2525 2377 2371 2347 2374 2453 2541 2260 2083 最小m3/h 2304 2318 2204 2281 2296 2269 2096 2293 2053 2043 平均m3/h 2364 2390 2305 2330 2321 2310 2278 2359 2133 2063
7、其它自燃灾害条件
该矿无冲击地压情况，地温梯度不明显，也无其它自然灾害。