钱营孜矿2.4Mta新井设计.doc

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1、编号：（ ）字 号本科生毕业设计（论文）题目： 钱营孜矿2.4 Mt/a新井设计 固体充填采煤液压支架支护参数设计理论研究 姓名： 学号： 01120073 班级： 采矿工程2012-3班 二 一 六 年 六 月 中 国 矿 业 大 学 本科生毕业设计姓 名： 学 号： 01120073 学 院： 矿业工程学院 专 业： 采矿工程 设计题目： 钱营孜矿2.4 Mt/a新井设计 专 题：固体充填采煤液压支架支护参数设计理论研究指导教师： 职 称： 教 授 2016年6月 徐州中国矿业大学毕业设计任务书学院 矿业工程学院 专业年级 采矿工程2012级 学生姓名 任务下达日期：2016年1月8日毕业

2、设计日期：2016年3月21日 至 2016年6月13日毕业设计题目：钱营孜矿2.4 Mt/a新井设计毕业设计专题题目：固体充填采煤液压支架支护参数设计理论研究毕业设计主要内容和要求：根据采矿工程专业毕业设计大纲，本毕业设计分为一般部分、专题部分和翻译部分，具体包括：1、一般部分：钱营孜矿2.4 Mt/a新井设计，主要内容包括：矿井概况、矿井工作制度及设计生产能力、井田开拓、首采区设计、采煤方法、矿井运输提升、矿井通风系统等。2、专题部分：固体充填采煤液压支架支护参数设计理论研究。3、翻译部分：完成近2年国外期刊上与采矿或煤矿安全有关的科技论文翻译一篇，题目为“Evaluation of th

3、e stress state in two adjacent backfill stopes within an elasto-plastic rock mass”，论文5171字符。院长签字： 指导教师签字：中国矿业大学毕业论文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 中国矿业大学毕业论文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

4、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。一般部分为钱营孜矿2.4 Mt/a新井设计。一般部分共包括 10 章：1、矿区概述及井田地质特征；2、井田境界与储量；3、矿井工作制度、设计生产能力及服务年限；4、井田开拓；5、

5、准备方式采区巷道布置；6、采煤方法；7、井下运输；8、矿井提升；9、矿井通风及安全；10、设计矿井基本技术经济指标。钱营孜矿位于安徽省宿州市西南。井田走向长度约为7.30 km，倾斜长度约为5.18 km，煤层平均倾角为12.8，井田水平面积约为37.84 km2，主采煤层为32煤层，平均厚度为5.28 m。地质条件较为简单。井田工业储量为277.91 Mt，矿井可采储量187.85 Mt。矿井设计生产能力为2.40 Mt/a，矿井服务年限为55.91 a，第一水平服务年限为41.76 a。矿井正常涌水量434 m3/h，最大涌水量为885 m3/h。矿井相对瓦斯涌出量平均为8.5 m3/t，

6、属于高瓦斯矿井。井田开拓方式为立井两水平上下山开拓，二水平采用暗斜井延深方式。一水平标高为-580 m，二水平标高为-760 m。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用蓄电池电机车牵引固定矿车。针对32煤层的首采区采用了采区准备方式，分别划分了3个回采工作面，并进行了运煤、运料、通风、排水、排矸、供电系统设计。针对32401工作面进行了采煤工艺设计。该工作面煤层平均厚度为5.28 m，平均倾角11.1。矿井年工作日为330 d，工作制度为“四六”制，工作面采用大采高一次采全厚的综采工艺。采用双滚筒采煤机割煤，往返一次割两刀。截深0.8 m，每天割六刀煤，每天进尺4.8 m，月进度144 m。专题

7、部分题目是固体充填采煤液压支架支护参数设计理论研究。基于固体充填采煤围岩变形及控制特征，给出了充填采场围岩移动的临界状态判别方法，定性分析了充填采煤液压支架工作阻力的影响参数，建立了充填采煤液压支架工作阻力设计的流程方法模型，结合翟镇矿固体充填采煤工程案例，对液压支架工作阻力设计流程进行验证。翻译部分主要内容是弹塑性岩体中相邻两个充填采场的应力状态评估，呈现了用于评估弹塑性岩体（弹塑性模型）的两个相邻充填采场特性的数值模拟的主要结果。这些模拟提供了依次建造的两个充填采场内的应力的评估方法，也提供了在第二采场建造期间，第一个充填采场的应力路径、岩墙位移和水平张力的评估方法。其英文题目为：Eval

8、uation of the stress state in two adjacent backfill stopes within an elasto-plastic rock mass。关键词：钱营孜矿；立井两水平；采区布置；固体充填采煤液压支架；工作阻力设计流程；弹塑性岩体，应力状态评估 ABSTRACTThis design includes three parts：the general part，the special subject part and the translation part.The general part is a new design for Qian Yin

9、gzi 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 tra

10、nsportation 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 le

11、ngth 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 r

12、ecoverable 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 ho

13、ur. 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 use

14、s 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 applie

15、d 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 fac

16、e. 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 shea

17、rer 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 hyd

18、raulic 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

19、 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 simulatio

20、ns 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 displacem

21、ents 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

22、 backfilled mining；design process of support resistance；elasto-plastic rock mass；evaluation of the stress state目 录一般部分1 矿区概述及井田地质特征11.1 矿区概述11.1.1 交通位置11.1.2 地形与河流11.1.3 气候与气象21.1.4 地震烈度21.1.5 矿区经济状况21.1.6 水源与电源21.2 井田地质特征21.2.1 区域构造21.2.2 井田地层41.2.3 井田构造61.2.4 煤层61.2.5 煤质111.2.6 煤层顶底板131.2.7 煤的物理性质

23、及宏观煤岩特性131.2.8 水文地质141.2.9 其他开采技术条件152 井田境界与储量162.1 井田境界162.1.1 井田境界划分的原则162.1.2 开采界限162.1.3 井田尺寸162.2 矿井工业储量162.2.1 构造类型162.2.2 地质资源储量162.2.3 矿井工业储量计算182.3 矿井设计储量192.3.1 井田边界保护煤柱192.3.2 断层保护煤柱202.3.3 防水保护煤柱202.3.4 矿井设计储量计算202.4 矿井可采储量212.4.1 工业广场保护煤柱212.4.2 井筒保护煤柱232.4.3 大巷保护煤柱232.4.4 矿井可采储量计算233 矿

24、井工作制度、设计生产能力及服务年限253.1 矿井工作制度253.2 矿井设计生产能力及服务年限253.2.1 确定依据253.2.2 矿井设计生产能力253.2.3 矿井服务年限263.2.4 井型校核264 井田开拓284.1 井田开拓的基本问题284.1.1 井田的主要特点284.1.2 确定井筒的形式、位置和数目294.1.2 井筒位置的确定及采（带）区的划分314.1.3 工业场地的位置314.1.4 开采水平的确定334.1.5 主要开拓大巷334.1.6 矿井开拓方案比较344.2 矿井基本巷道394.2.1 井筒394.2.2 井底车场和硐室444.2.3 主要开拓巷道464.

25、2.4 巷道支护475 准备方式采区巷道布置515.1 煤层地质特征515.1.1 首采区位置515.1.2 采区煤层特征515.1.3 煤层顶底板岩石构造情况515.1.4 水文地质515.1.5 地质构造525.2 采区巷道布置及生产系统525.2.1 采区准备方式的确定525.2.2 采区范围及区段划分525.2.3 煤柱尺寸的确定525.2.4 采煤方法及首采工作面长度的确定535.2.5 确定采区各种巷道的尺寸、支护方式535.2.6 采区巷道的联络方式535.2.7 采区接替顺序535.2.8 采区生产系统545.2.9 采区巷道掘进与通风545.2.10 采区生产能力及采出率55

26、5.3 采区车场选型设计565.3.1 确定采区车场形式565.3.2 采区主要硐室576 采煤方法596.1 采煤工艺方式596.1.1 采区煤层特征及地质条件596.1.2 确定采煤工艺方式596.1.3回采工作面参数606.1.4 回采工艺和设备606.1.5 工作面支护方式646.1.6 各工艺过程注意事项676.1.7 采煤工作面正规循环作业686.2 回采巷道布置716.2.1 回采巷道的布置形式716.2.2 回采巷道参数727 井下运输747.1 概述747.1.1 井下运输设计的原始条件和数据747.1.2 运输距离和货载量747.1.3 井下运输系统747.2 采区运输设备

27、选择757.2.1 设备选择原则757.2.2 区段运输设备选型及能力验算757.2.3 采区运输上山设备选型767.3 大巷运输设备选择777.3.1 主要运输大巷设备选择777.3.2 辅助运输大巷设备选择778 矿井提升798.1 矿井提升概述798.2 主副井提升798.2.1 主井提升798.2.2 副井提升829 矿井通风及安全849.1 矿井地质、开拓、开采概况849.1.1 矿井地质概况849.1.2 开拓方式849.1.3 开采方法849.1.4 变电所、充电硐室和火药库849.1.5 工作制、人数849.2 矿井通风系统的确定849.2.1 矿井通风系统的基本要求859.2

28、2 矿井通风方式的选择859.2.3 矿井通风方法的选择889.2.4 采区通风系统的要求899.2.5 采区通风方式的确定899.2.6 回采工作面的通风方式909.3 矿井风量计算919.3.1 通风容易时期和困难时期通风方案的确定919.3.2 回采工作面风量计算939.3.3 掘进工作面风量计算959.3.4 硐室需要风量计算969.3.5 备用工作面风量计算969.3.6 其他巷道所需风量计算969.3.7 矿井总风量的计算969.4 矿井风量分配979.4.1 配风的原则和方法979.4.2 风速验算989.5 矿井通风阻力计算999.5.1 通风通风阻力的计算原则999.5.2

29、矿井通风容易时期和困难时期的最大阻力路线999.5.3 矿井通风阻力的计算999.5.4 矿井通风总阻力1009.5.5 矿井总风阻和总等积孔1019.6 选择矿井通风设备1029.6.1 选择主要通风机1029.6.2 电动机选型1069.6.3 对反风装置及风硐的要求1069.7 安全灾害的防治措施1069.7.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施1069.7.2 预防井下火灾的措施1079.7.3 防水措施10710 设计矿井基本技术经济指标108参考文献109专题部分固体充填采煤液压支架支护参数设计理论研究1110 前言1111 固体充填围岩移动及控制特征1111.1 固体充填综采采场的矿山压

30、力显现规律1111.1.1 传统综采上覆岩层的变形特征1111.1.2 固体充填综采上覆岩层的变形特征1121.1.3 固体充填采煤采场矿压显现规律1151.2 固体充填采煤地表沉陷规律1151.2.1 传统综采地表沉陷规律1151.2.2 固体充填综采地表沉陷规律1161.3 固体充填三元控顶机制1172 充填采场围岩移动的临界状态判别1182.1 不同的充实率对采场覆岩移动的影响1182.2 临界充实率对采场覆岩移动的影响1192.2.1 临界充实率的定义1192.2.2 临界充实率的分类1192.3 临界充实率的求解1192.3.1 力学模型建立1192.3.2 工程案例1223 充填采

31、煤液压支架工作阻力设计1243.1 支架基本结构参数的确定1243.2 支架工作阻力的计算1253.2.1 普通液压支架工作阻力计算方法1253.2.2 充填采煤液压支架工作阻力计算1263.2.3 充填采煤液压支架工作阻力设计考虑参数1274 充填采煤液压支架工作阻力设计流程1285 工程实测分析1285.1 工程概况1285.2 顶板位态变化实测1295.3 液压支架工作阻力验证1305.3.1 地质参数1306 结论1317 不足之处1318 参考文献131翻译部分英文原文134中文译文149致 谢161一 般 部 分 中国矿业大学2016届本科毕业设计 第97页1 矿区概述及井田地质特

32、征1.1 矿区概述1.1.1 交通位置钱营孜井田位于安徽省宿州市西南，北距宿州市约15 km，行政区划隶属宿州市和淮北市濉溪县管辖。地理坐标介于东经11651001170000和北纬332700333230之间。勘查区范围：东起双堆断层，西至南坪断层，南以27勘探线和F22断层为界，北至32煤层-1200 m等高线地面投影线。勘查许可证号为3400000520045，勘查登记面积为74.15 km2。区内有南坪集至宿州市的公路和四通八达的支线与任楼、许疃、临涣、童亭、桃园等矿井相连。青疃芦岭矿区铁路支线从勘查区南部由西向东穿过，向东与京沪线、向西与濉阜线沟通。合徐高速公路从勘查区东北部穿过，交

33、通十分便利。见图1-1。图1-1 交通位置图1.1.2 地形与河流本井田地处淮北平原中部，地形平坦，地面标高介于+19.68+24.72 m之间，一般在+23 m左右，总体地势为西北高，东南低。浍河从井田的中部流过，为本井田附近的主要河流，年均水位：祁县闸上游为+17.22 m，下游为+16.07 m；年均流量：上游的临涣为7.85 m3/s，下游的固镇为23.2 m3/s。此外，井田内尚有纵横交错的人工沟渠。1.1.3 气候与气象本井田所在地属季风暖温带半湿润性气候，四季分明，冬冷夏热。该地区每年春、秋季多东北风，夏季多东南风，冬季多西北风；年均气温1415 ，最高40.2 ，最低-14.0

34、 ；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 地震烈度淮北地区一千年来共发生有感地震40 多次，上世纪60年代以来，发生4 级以上地震4 次。根据国家标准GB50011-2001建筑抗震设计规范，本区抗震设防烈度为度，设计基本地震动峰值加速度为0.05 g，地震分组为第三组。近期来安徽北部地区发生较大地震统计参见表1-1。表1-1 近期来安徽北部地区发生较大地震统计表时间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.

35、55.03.05.94.21.1.5 矿区经济状况区内以农业为主，盛产小麦、玉米、大豆、山芋、棉花、花生、蔬菜以及苹果、梨、桃、葡萄、湖桑等。勘查区所在地宿州市总人口593 万人，2003年全市GDP实现208 亿元，全年财政收入11 亿元，农民人均纯收入2000 元，城镇人均可支配收入5500 元。经济结构调整成效明显。农业结构初步形成畜牧、水果、蔬菜、种子四大主导产业；工业经济稳步发展，全市已基本形成食品、纺织、建材、能源、医药等五大支柱产业；全市规模以上工业总产值46.2 亿元，已逐渐建成为新兴工业城、现代农业市、皖东北商贸中心。井田位于淮北煤田中的宿县矿区，矿区年生产能力已达到年产原煤

36、1500 万吨。井田东邻有桃园、祁南、祁东、芦岭、朱仙庄等五对矿井，西有临涣矿区的任楼、许疃、界沟等三对矿井，南部以27勘探线与邹庄井田搭界。1.1.6 水源与电源区内地表水系有自西向东流经本区的浍河，新生界松散层含水层（组）水量丰富可作为供水水源。本井田西侧有220 kV区域变电所,建有120 MVA主变压器两台，供电电源可靠。1.2 井田地质特征1.2.1 区域构造据区域资料对大地构造单元的划分(见图1-2)，淮北煤田位于华北板块（级构造单元）东南缘之淮北凹陷（级构造单元）内，东以郯庐断裂与扬子板块相接，南依蚌埠隆起和淮南煤田相望，煤田构造的形成和发展与华北板块总体构造的形成及板缘构造的演

37、化有着密切联系。煤田划分为宿县、涡阳、临涣和濉肖等四个矿区，本区所在的宿县矿区位于煤田的中部、宿县涡阳凹褶带内。淮北煤田的总体构造特征保持着华北板块初始的东西向基本格局，早期形成并在聚煤期后继续活动发展的近东西向断裂严格控制着煤田的展布，燕山早期的挤压机制以及其后至喜山期拉张机制下形成的南北向断裂、褶皱及推覆构造交叉、复合、迭置在近东西向构造线上，形成近似网格状的断块构造格局（见图1-3）。具体表现为近南北向构造切割、改造早期的近东西向构造，属配套成分或低序次的北西和北东向断裂分布在各断块内，使已存的构造变形进一步复杂化。煤田的主导控煤构造以断块方式为主，在煤田的东部、南部部分块段还存在滑脱式

38、褶皱式控煤构造，现存控煤构造从其成生到最后“定格”，经历过两期或两期以上的地质构造运动，形成两套或两套以上叠加、复合的构造应力场，构造形迹因此而得到不断的改造和迭加。图1-2 皖北地区构造单元划分略图.华北板块、.秦岭大别上褶皱带1. 淮北凹陷、2.蚌埠隆起、3.淮南凹陷、4.江淮隆起11. 徐宿弧形推覆体、21.宿县涡阳凹褶带、31.濉溪亳县凹褶带图1-3 淮北煤田构造纲要示意图一、断裂.宿北断裂、.板桥断层、.太河五河断裂、.郯庐断裂、.固镇长丰断裂、.徐宿弧形推覆构造、.南坪断裂、.大刘家断层、.丰涡断裂、.夏邑阜阳断裂二、褶皱.萧西向斜、.萧县复背斜、.闸河向斜、.皇藏峪背斜、.童亭

39、背斜、.南坪向斜、.宿南向斜、.芦岭向斜1.2.2 井田地层井田内地层自下而上划分为奥陶系、石炭系、二叠系、第三系和第四系，简述如下:1）奥陶系（O）：分布于本区双堆断层之东，邻区钻孔零星揭露，揭露厚度20.56 m，为厚层状、灰褐色的白云质灰岩，溶洞发育。2）石炭系（C）:自下而上划分为本溪组和太原组。（1）中统本溪组(C2b)：本区未揭露，据区域资料本组地层厚857.4 m，为浅灰色夹紫斑含鲕粒铝质泥岩,间夹薄层灰岩.与下伏奥陶系呈假整合接触。（2）上统太原组（C3t）：本区未完全揭露，361孔揭露厚度115 m，为灰岩、碎屑岩和薄煤层组成。据邻区祁南井田综合资料，本组厚133 m，岩性由

40、灰岩、细砂岩、粉砂岩、泥岩及薄煤层组成，夹灰岩814层,一般1112层，其中3、4、12灰三层较厚。5灰11灰可合并。灰岩多分布于本组上、下部位，各层灰岩具细晶粗晶结构，局部层段含燧石结核。与下伏本溪组整合接触。粉砂岩为灰深灰色，间夹砂质条带。泥岩为深灰黑色，质细均一，含黄铁矿结核。砂岩为灰浅灰色，微带绿色，细砂岩成分以石英、长石为主，钙泥质胶结，性疏松，具不清晰缓波状层理。3）二叠系（P）: 区内揭露厚度1266.80 m，为二叠系下统及上统一部分，自下而上划分为山西组、下石盒子组、上石盒子组。(1) 下统山西组（P1S）：底界为太原组一灰之顶，顶界为骆驼钵砂岩之底，厚度为88.50145.

41、50 m，平均111.20 m。岩性组合为砂岩、砂泥岩互层、粉砂岩、泥岩和煤层，含10、11两个煤层（组），其中11煤层发育不好，10煤层发育稍好，为局部可采煤层。与下伏太原组整合接触。（2）下统下石盒子组（P1XS）：底界为骆驼钵砂岩之底，顶界为K3砂岩之底，厚224.00306.50 m，平均265.60 m。岩性组合为砂岩、粉砂岩、泥岩、铝质泥岩和煤层。含4、5、6、7、8等5个煤层（组），含煤1019层，平均厚约13.57 m。其中51、52、53、62、72、82为可采煤层。上部砂岩较发育，中下部煤层发育，为二叠系主要含煤段。4煤上泥岩具少量紫斑，4、5煤附近泥岩常含菱铁鲕粒和结核。

42、7、8煤组间砂岩水平层理发育，底部铝质泥岩和骆驼钵砂岩为区域性标志层。与下伏山西组整合接触。（3）上统上石盒子组（P2SS）：底界为K3砂岩之底，顶界为平顶山砂岩之底，厚约900余米，区内揭露厚度890 m，上部1煤至平顶山砂岩无系统揭露。岩性组合为杂色泥岩、粉砂岩、砂岩和煤层。含1、2、3三个煤组，含煤415层，平均厚度约7.83 m，其中32煤为可采煤层。1、2煤组偶有可采点，但灰份高，煤质差。上部（1煤上）岩层色杂，多紫色、灰绿色，由上而下杂色渐少。底部K3砂岩是良好的标志层。与下伏下石盒子组整合接触。（4）上统石千峰组(P2Sh)：区内未揭露，据邻区资料，厚度大于200 m,岩性为一套

43、陆相砖红色、紫红色砂岩，砂砾岩间夹浅猪肝色、灰绿色花斑状砂质泥岩、粉砂岩。与下伏上石盒子组整合接触。4）下第三系（E）：主要分布在本区西部及外围，揭露厚度300.26 m。其岩性以紫红色砂砾岩和粉砂岩为主。与下伏地层不整合接触。5）上第三系：揭露有中新统、上新统，两极厚度52.30236.80 m，平均157.12 m。(1) 中新统：与下伏地层呈不整合接触，厚度在0109.20 m，平均厚60.29 m，根据岩性特征，一般分为上、下两段。 下段：厚度024.55 m，平均6.69 m，局部缺失，岩性较复杂，一般由土黄色、灰黄色和杂色含泥质中细砂、砂砾、砾石及粘土砾石组成，局部呈半固结状。 上段：厚度084.65 m，平均厚度