矿井基础资料及兼并重组整合工程变化情况

1、山西煤炭运销集团马家岩煤业有限公司900kt/a矿井兼并重组整合项目PAGE 3-PAGE 34忻州市环境保护研究所 国环评证乙字第1308号3 矿井基础资料及兼并重组整合工程变化情况3.1矿井基础资料地理位置娄烦县地处吕梁山区，位于太原市区西北94公里处的汾河中上游，为太原市的郊区县。东邻古交市，南毗交城县，西接方山县，西北与岚县相衔，东北部与静乐县接壤。地理坐标为东经1113111202,北纬37513813。境域总面积为1276平方公里。山西煤炭运销集团马家岩煤业有限公司井田范围分布于娄烦县城北新舍科村以南，行政区划隶属于娄烦县静游镇管辖，其地理坐标为东经11144271114609，北

2、纬380859381013，该矿北距岚县县城15km，南距娄烦县城10km，东南距古交市48km，北距静游镇公路约200m，交通条件较为便利。地理位置见图3-1和图3-2。井田境界该矿原有2007年1月19日由山西省国土资源厅颁发的采矿许可证，其证号为，矿区面积3.867km2，批准开采4#、7#、9#煤层，批准生产规模为60.00万吨/年。现有2009年12月由山西省国土资源厅颁发的采矿许可证，其证号为，有效期自2009年12月28日至2011年12月28日，矿区面积3.867 km2，批准开采49号煤层。批准生产规模为900kt/a。井田范围由11个拐点坐标依次连线圈定(1980西安坐标系

3、)，与原有60万吨相同。井田拐点坐标见表3 -1。表3-1 矿区范围拐点坐标点序号X坐标Y坐标14224811.7519565429.8524224438.7519565034.8534224621.7519564859.8544226401.7619564859.8554226691.7619565744.8564225301.7619567049.8574224691.7619567289.8584224691.7619567329.8594224451.7619567329.85104224451.7519565949.85114224441.7519565785.85 矿井设计可采储量

4、及矿井设计服务年限矿井从2007年进行资源整合至今未进行生产，因此，本次兼并重组整合利用山西省煤炭工业局以晋煤规发20071207号文批复的地质报告，根据矿井地质报告，井田内4、7、9号煤层设计储量为64865.6kt（不含4、7号煤层蹬空区资源/储量2955kt），其中： 4号煤22294kt，7号煤4078.5kt，9号煤38493.1kt。具体见表3-2。结合井田煤层赋存条件、开采技术条件、煤炭外运条件、资金情况及市场需求等因素，确定矿井设计生产能力为900kt/a，服务年限32.8a。首采区4号煤层服务年限11.0a。表3-2 矿井设计可采储量汇总表（万t）煤层编号设计储量开采煤柱损失

5、开采损失设计储量工业场地大巷及采空区小计4222946453206385146111383274078.51035136165192943.5938493.195147225673820524615.1合计64865.616998441101401333541390.6但由于本项目部分井田位于汾河水库饮用水源地二级保护区范围内，因此，本次评价要求采区划禁采区对水源地进行保护。在除去汾河保护区的储量、新建工业场地、大巷煤柱、开采损失后剩余的储量见表3-3。表3-3 划分禁采区后可采储量汇总表（万t）煤层编号水平设计储量开采煤柱损失开采损失设计可采储量工业场地大巷及采空区小计41166836452

6、8853530256710586723052.11034105134872052.19321316.695137784729312913458.6合计41051.7169970738772618326096.7经计算服务年限变更为20.7a，首采区4#煤层服务年限为8.4a。四邻关系井田北部为山西珠峰煤业有限公司，南部为山西三聚盛煤业有限公司，东部为国家规划，西部无生产矿井，井田四邻关系见图3-3。图3-3 四邻关系图3.1.5 井田地层及构造.1地层井田内全部被新生界地层覆盖，根据钻孔揭露及勘探区资料。井田内地层自老到新有：奥陶系中统峰峰组（O2f）、石炭系中统本溪组（C2b）、上统太原组（

7、C3t）、二迭系下统山西组（P1s）、下石盒子组（P1x），上第三系上新统（N2）和第四系中上更新统（Q）。地层由下而上依次叙述如下：奥陶系中统峰峰组（O2f）为煤系地层基底，全部厚度约120m，岩性一般以深灰色厚层状致密石灰岩为主。其次有角砾状泥灰岩。白云质灰岩，泥岩中上部局部有一层石膏层，地层中裂隙多为方解石脉充填。石炭系中统本溪组（C2b）与下伏地层平行不整合接触。下部以灰白、浅紫红色、铝土泥岩为主，中夹不稳定的粘土层。底部为褐黄色极不稳定的山西式铁矿。中上部为灰、灰白色、灰褐色泥岩、砂质泥岩、铝质泥岩、夹薄层石灰岩、薄煤层及细砂岩。井田内242号钻孔揭露厚度26.2m，区域地层厚23.

8、5-39.2m，平均27.5m。石炭系上统太原组（C3t）连续沉积与下伏本溪组整合接触。底部以一层灰白、灰色细粒砂岩（K1）与下伏地层分界。该砂岩层位稳定，厚1.39.08m，平均4.1m左右。K1砂岩顶至L1灰岩底，为一套灰色，灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、中夹9、10、11号煤层。含两层不稳定石灰岩或泥灰岩。L1至L3顶，主要为灰，灰白色细砂岩、灰黑色砂质泥岩、粉砂岩及深灰色石灰岩（L1 L2 L3）。含7、8号煤层。三层石灰岩中，L2最稳定，L1 L3较稳定，为煤层对比之主要标志层。L3顶至K4砂岩底之间为灰黑色、深灰色砂质泥岩、粉砂类、灰白色中粗粒砂岩、局部有泥灰岩，中夹4、5、6煤层

9、。本组共含煤8层，编号为4、5、6、7、8、9、10、11，其中4、7、9、号煤层为井田主要可采煤层。4、9号煤层为全区稳定可采厚煤层。7号煤层为全区稳定可采薄煤层。5、8号煤层在井田内仅有零星可采点，其余煤层为不可采煤层。本组地层厚110.64m127.39m，平均厚116.0m。二迭系下统山西组(P1s) 与下伏太原组地层整合接触。底部以K4砂岩与太原组分界。K4砂岩为深灰色粉砂岩、砂质泥岩，其上为灰色，灰黑色砂质泥岩、泥岩、粉、细砂岩和煤组成，本组地层厚度34.07m62.2m，平均52m。含煤4层，编号为1、2、3-1、3-2，均为不可采煤层。二迭系下统下石盒子组（P1x）与下伏地层整

10、合接触。上部岩性以灰白色、绿色、灰绿色中细粒砂岩为主，间夹泥岩、砂质泥岩透镜体。下部岩性为灰色、灰绿色、灰黄色、灰白色、灰紫色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、铝质泥岩。本组下部常含有煤线或薄煤层。底部K5砂岩为灰白色中砂岩。厚度变化较大。全组厚度82.97-123.9m，平均106m。二迭系上统上石盒子组（P2s）井田内赋存不全。上部地层被剥蚀，最大残留厚度约50m。岩性主要为灰绿、黄绿色中粗粒砂岩与灰绿色、兰灰色泥岩、砂质泥岩互层，间夹紫色泥岩。底部以K6砂岩与下石盒子组整合接触。K6为黄绿色中粗粒砂岩，厚1.3829.73m，平均11m。上第三系上新统（N2）岩性主要由浅紫红色、棕红色粘土、亚粘土

11、，内含砂质透镜体及钙质结核。底部多为砂砾岩层，厚度075m，平均为35m左右。分布于区内沟谷中，不整合覆盖于基岩之上。第四系中、上更新统（Q2+3）：主要为淡棕红色含砂粘土、淡黄色亚粘土含钙质结核、垂直节理发育。厚070m，一般45m左右。第四系全新统（Q4）：现代冲洪积物，以砂、砾为主，中夹透镜状粘土层。分布于龙泉河床，厚520m。井田地层综合柱状图见图3-4。.2构造本井田位于宁武煤田南部，井田构造形态为一走向北西，倾向北东的单斜构造，地层倾角约415，井田内目前发现3条断层，均位于井田北部，井田内未发现岩溶陷落柱及岩浆侵入现象。现根据勘探资料和井下揭露资料对三条断层分述如下：1、F17正

12、断层，原常胜窑煤矿井下揭露。位于井田西北部边缘，走向北东，倾向北西，倾角75，落差2025m，推测在231钻孔西200 m尖灭。延伸长度2km，井田内延伸长度700 m。2、F16正断层，马家岩煤矿井下揭露。位于井田西北部，F17之南，走向北东，倾向北西，倾角75，落差20m，推测在231钻孔南340 m尖灭。延伸长度2.2km，井田内延伸长度1000 m。3、F15正断层，马家岩煤矿井下揭露。位于井田西北部，F16之南，走向北东，倾向北西，倾角75，落差5m，延伸长度500m。综上所述，井田内总体为单斜构造，陷落柱不发育，未见岩浆岩侵入，断层较为发育，但规模不大且均有所控制，对井田内煤层的开

13、采影响不大，井田地质构造属简单类型。3.1.6 煤层及煤质.1煤层1.含煤性井田主要含煤地层为二迭系下统山西组和石炭系上统太原组。山西组（P1s）山西组含煤地层厚34.0762.2m，平均52m，含煤4层，自上而下编号为1、2、3-1、-3-2煤层，均不可采。平均煤层总厚0.85m，含煤系数1.63%。含煤性差。太原组（C3t）太原组地层总厚110.64127.39m，平均116.0m，含煤8层，分别为4、5、6、7、8、9、10、11号煤层，其中4、7、9号煤层全区稳定可采，平均煤层总厚20.68m，可采煤层总厚20.55m。含煤系数17.83%,可采含煤系数17.71%，含煤性好。山西组含

14、煤地层平均厚度为56.43m，共含煤1-3层，煤层总厚6.64m，含煤系数为11.72.可采煤层井田内可采煤层有4、7、9号3层煤，分别叙述如下：4号煤：位于太原组顶部，井田西南部遭受风化剥蚀。赋煤区内属稳定可采的厚煤层。煤厚7.008.47m，平均7.78m。结构中等，含夹石04层。顶板为砂质泥岩、粉砂岩，局部为砂岩或炭质泥岩，底板为砂质泥岩或中砂岩。7号煤：位于太原组中部， L3石灰岩下4m左右，上距4号煤层41.32m，煤层厚1.071.46m，平均1.24m，井田西南部遭受风化剥蚀，赋煤区内为稳定可采薄煤层。顶板为砂质泥岩或粉砂岩。局部为泥岩及灰岩。底板为粉砂岩及砂质泥岩。该煤层结构简

15、单，一般不含夹矸。9号煤：位于太原组中下部，L1灰岩之下，上距7号煤层25.07m左右。井田西南部局部遭受风化剥蚀，赋煤区内为稳定可采的厚煤层。煤层厚9.1213.43m，平均11.81m，结构复杂，含夹石05层，顶板为泥灰岩或石灰岩，局部为砂岩。底板为泥岩或砂质泥岩。主要可采煤层特征见表3-4。表3-4可采煤层特征表煤层号煤层厚度(m)煤层间距(m)结构(夹矸数)稳定性顶底板岩性顶板底板404稳定可采砂质泥岩粉砂岩砂质泥岩中砂岩70稳定可采砂质泥岩粉砂岩粉砂岩砂质泥岩905稳定可采泥灰岩石灰岩泥岩砂质泥岩.2煤质按中国煤炭分类国家标准（GB/T5751-2009），结合夏店勘探区的分类结果，

16、认为本区4号煤层属低灰中灰、低硫、特高发热值气煤(QM)。7号煤层为特低灰，低硫中高硫，特高热值气煤,及少量的气肥煤（QF）。9号煤属特低灰低灰，中低硫高硫，特高热值气煤（QM），各煤层煤质特征见表3-5。表3-54号、7号和9号煤层化学分析结果汇总表煤层原浮煤工 业 分 析 （%）发热量Qgr.d(MJ/kg)胶质层厚度Y（mm）煤类MadAdVdafSt.d4原1.2317.92-35.6328.0334.100.4631.1714-1816QM浮1.238.1635.370.587原1.2118.7837.771.0033.2722.1QF浮1.074.9638.221.009原1.09

17、19.6433.731.6331.6818.9QM浮1.085.6833.681.323.1.7 水文地质概况3.1.7.1地表水境内主要河流有汾河、岚州河、涧河、南川河、西川河、天池河、西米河以及大沟河、赤泥河等，总流域面积922.8km2.洪流量丰水年6847万m3，平水年5441万m3，中等干旱年为4251万m3。全县有清水河沟40余条，均属小泉小沟水。年清水总量为2180万m3，年平均径流量1413万m3。全县水域面积为4931ha，占总面积的3.8%。其中：河流面积1341.5ha，池塘面积8.4ha，沟渠面积129.9ha，水库面积3402.6ha。井田内河流不发育，没有常年性河流

18、。黄土冲沟较发育，主沟多沿北、北东向发育，支沟一般为北西向和南东向，井田北部有龙泉河自西向东流过。在雨季汇集沿途冲沟内洪水，向东排入汾河。天旱时一般干涸。本区地表水系见图3-5。.2井田水文地质1.含水层现根据龙泉精查资料，将井田内主要含水层由老至新分述如下：（1）奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水岩组：含水岩组为峰峰组和马家沟组，其中上马家沟组为主要含水层。其底部角砾状灰岩夹石膏层，可视作隔水层。该隔水层之上为厚层状石灰岩，岩溶裂隙较发育。排泄区为下静游一带汾河河谷，以泉水形式溢出。本井田为径流区，顺层向东南径流。1976年冶金部勘探五队曾在区外东部的下静游一带进行水源勘探，施工有B1、B12两个

19、钻孔。据B1孔抽水试验，单位涌水量为7.66L/s.m，岩溶率4.31%。B12孔单位涌水量为0.07L/ s.m，岩溶率0.017%。表明奥灰岩溶水的富水性与岩溶发育程度有关。根据龙泉精查报告资料本区水位标高1117m-1122.7m左右。单位涌水量为0.243.46L/s.m，根据龙泉精查报告资料推测，本井田处奥灰水位标高约1120m。水质类型为Hco3.So4-Ca.K+Na型，矿化度0.3410.516g/L，总硬度4.678.9毫克当量，PH值7.47.85。（2）石炭系上统太原组砂岩石灰岩裂隙岩溶含水岩组：该裂隙岩溶含水岩组为L1、L2、L3灰岩，以L2灰岩最稳定，厚度2.066.

20、8m，L3灰岩厚0.36.7m，L1灰岩较薄。砂岩裂隙含水层为太原组上部厚层状K3中、粗砂岩，局部为砂砾岩，厚019.23m，一般510m。该含水层在浅部受风化影响，裂隙及岩溶发育，据80号孔抽水试验，石炭系裂隙岩溶水单位涌水量0.027L/s.m，渗透系数7.178m/d。235号孔抽水试验，涌水量很小，单位涌水量为0.00490.0178L/s.m。水质类型为HCO3SO4 CaMg型。总硬度.2749mg/L。太原组上部砂岩裂隙水据235号抽水试验，涌水量很小，水位标高1191.19m。渗透系数为0.00091m/d。（3）二叠系下统山西组砂岩裂隙含水岩组：该含水岩组为34层中、粗砂，彼

21、此被隔水层分开。由简易水文观测分析，其富水带小而孤立。据235号孔抽水试验证明，含水很少，单位涌水量0.02L/s.m，渗透系数0.152m/d。静止水位标高1163.34m，水质类型为HCO3-SO4-Ca-Mg型。矿化度0.397mg/L，总硬度6.9mg/L，PH值7.7。（4）二叠系石盒子组砂岩裂隙含水岩组：该含水层岩组为厚层状中、粗砂岩，位于第三系和第四系表土层下，水量甚小，据龙泉精查235号钻孔抽水试验：单位涌水量0.115L/s.m，涌透系数0.52L/d。（5）第三、第四系砂砾孔隙基岩风化裂隙带含水层该含水层分布在沟谷之底，与基岩风化带直接接触，风化带厚度2030m，渗透性较好

22、。岩性主要为砂砾及卵石为主，岩屑及次生黄土杂于其中，地下水埋深011.6m，水位标高12201232.4m，水位变化幅度0.42.01m，受地表水和地下水的双重补给，单位涌水量1.13.9L/s.m，渗透系数为18.2657.89m/d，属强富水的含水层。水质类型为HCO3-Mg-Ca或HCO3-Ca-Na型，总硬度3.025.77mg/L,PH值7.308.42。2.隔水层（1）本溪组隔水层：太原组9号煤层下至本溪组底部，主要由泥岩、铝质泥岩、砂质泥岩等组成，夹不稳定薄煤线，据242号钻孔揭露厚度为59.22m，是奥陶系中统岩溶水与太原组砂岩裂隙水和石灰岩裂隙岩溶水间的良好隔水层。（2）石炭

23、系太原组和二叠系山西组层间隔水层本隔水层由泥岩、砂质泥岩、粘土质泥岩及煤层等组成。分布于各层石灰岩和各层砂岩含水层之间，单层厚度数米至数十米，构成平行复合结构，起到层间隔水作用。3.矿井充水因素分析（1）地表水马家岩煤矿主井位于龙泉河南岸，原主斜井井口标高1230.598m，新掘主斜井井田标高为+1230m，副斜井井口标高1225m。龙泉河下游，距矿井工业场地约1100m处河床标高+1208.4m，推测矿井工业场地处河床标高为+1215.7m，龙泉河汇水面积约150.36km2，Q1/100=901.6m3/s，Q1/300=1094.3m3/s，河道宽约40m，H100=3.2m，H300=

24、3.6m，最大洪水位标高为+1218.91219.3m，低于原主井口11.298m低于副井口5.7m，因此，井口不受龙泉河洪水威胁。（2）含水层水4号煤层直接充水含水层为山西组砂岩裂隙孔隙含水层，7、9号煤层直接充水含水层为太原组岩溶裂隙含水层，一般情况下，（除煤层露头附近浅埋区），由于此两含水层富水性均弱，补给条件差，因此对矿井生产影响不大。但煤层浅埋区即露头附近，含水层富水性有所增强，且有可能沟通第三、四系潜水含水层，故对4、7、9号煤层的开采会产生一定的影响。9号煤层下部的奥陶系岩溶含水层，为间接充水含水层，此含水层富水性强，水位标高为1120m左右，井田东北部煤层最低标高低于奥灰水位标

25、高，为承压区。最低位置在井田北部，标高860m，承压水头最大319.22m，9号煤层与奥陶系地层之间隔水层厚度为59.22m，经计算正常块段安全突水系数一般不大于0.1Mpa/m。底板受构造破坏块段安全突水系数一般不大于0.06Mpa/m。该矿9号煤层属于相对安全区，一般不会发生突水危险。4号煤层底板最低标高950m，承压水头为295.22m。底板隔水层厚度125.22m，经计算Ts=0.023(Mpa/m)，小于底板受构造破坏块段安全突水系数值0.06Mpa/m，属于相对安全区。正常情况下不会发生突水危险。虽然如此，为了保证安全生产，在采掘之前，对首采区应进行三维勘探，探清隐伏断层和陷落柱，

26、发现构造，必须在断层周围留设3040m的防水煤柱，以防发生突水事故。（3）老窑采空区积水采空区分布情况本次重组整合前，原娄烦县马家岩煤矿(保留矿井)、原新舍科坑口（已关闭）对井田内4、9号煤层已进行了大面积开采，其中4号煤层采空区面积约680967m2；9号煤层采空区面积约1105164m2；采空区均位于井田西南部。采空区积水情况井田内4、9号煤层分布有大面积采空区，采空区存在一定量积水，其积水量系根据经验估算。关闭的矿井采空区积水量，采用矿井涌水量乘以关闭时间进行反算。计算结果见表3-6。表3-6 本井田采(古)空区积水量估算表矿名煤层号积水区编号采、古空区积水面积(m2)积水量（万m3）原

27、娄烦县马家岩煤矿487441.74原新舍科坑口（已关闭）452185.207202512.32小计19.26原娄烦县马家岩煤矿原新舍科坑口（已关闭）91105164333.59导水性评价井田内4、7、9号煤层顶板为中硬，根据三下采煤规程，冒落带（Hm）、导水裂隙带（HLi）的高度可用下式计算： Hm=100M/(4.7M+19)+2.2(m)。裂隙带最大高度计算公式：公式1： 公式2：式中，M为煤层开采厚度。裂隙带最大高度取两式中的最大值。井田内各可采煤层冒落带高度、导水裂隙带最大高度见表3-7。表3-7冒落带高度、导水裂隙带最大高度统计表煤层煤层最大厚度（m）层间距（m）冒落带高度（m）导水

28、裂隙带最大高度（m）48.4741.3216.6068.2171.467.8534.1725.07913.4318.5583.29经计算，7号煤层导水裂隙带最大高度小于4、7号煤层层间距。但由于9号煤层开采后，导水裂隙带的高度均大于各煤层之间的间距。在开采下部煤层时，上部煤层采（古）空区积水如不及时探放，会沿裂隙导入下部煤层，形成水害。在煤层埋藏浅的井田西南部各煤层开采后，产生的裂隙波及到地表，使大气降水、地表水沿裂缝导入井下，因此发现裂缝必须及时处置。3.1.7.3矿井水文地质类型根据已批复的地质报告，矿井水文地质总体简单，局部中等。区域水文地质见图3-6。.4矿井涌水量预测根据已批复的初步

29、设计，矿井生产规模达到90万吨/年时，矿井正常涌水量为37.5 m3/h，最大涌水量为50m3/h。.5饮用水源地本项目涉及的饮用水水源地为汾河水库饮用水源地。汾河水库位于山西省太原市西北娄烦县境内下静游村至下石家庄之间。南北长15公里，东西宽5公里，总面积32平方公里。汾河水库是由国家水利部北京水利勘探设计院规划，苏联专家古列耶夫，马索科夫帮助设计的，容量为七亿立方米，相当于十三陵水库容量的十三倍半。最高水线海拔1131.4米。汾河水库于1958年11月25日，汾河水库总指挥董登瀛宣布汾河水库全面动工，1958年7月拦洪蓄水，1960年竣工。汾河水库控制流域面积5268平方公里，多年平均流量

30、21.9秒立米，设计洪水流量3670秒立米，总库容7亿立米，设计灌溉面积149.2万亩。依据汾河水库应用水源地划分报告，汾河水库划分一级保护区和二级保护区，具体保护范围如下：（1）一级保护区范围：汾河水库坝址以上控制流域面积5268km2，水库设计最高兴利水位1129m。2000-2005年汾河水库水位高程为1115-1120m。故本次划分中，汾河水库一级保护区范围为水库最高水位1129m所包围的区域。此范围即为水库最大兴利水位的水域范围，约27.96km2。在此区域内，执行水源一级保护区的污染防治管理规定。根据“山西省地表水功能区划”（山西省水利厅、山西省环保局晋水资2006283号文），目

31、前汾河水库水质标准确定为类，且区内禁止设排污口。将来视流域内入库河流水质改善程度将水库水质标准确定为类。汾河水库一级保护区面积约27.96km2。（2）二级保护区的范围：根据饮用水水源保护区划分技术规范（HJ/T3382007）中地表水水源地保护区的划分方法，汾河水库二级保护区的划定以一级保护区为边界向外延伸3km的陆域；水库来水的两条主干河流汾河和岚河沿主河道向两侧延伸3km及龙泉河河道两侧1km，河道上游以娄烦县与静乐县、岚县行政区划为界；涧河河道两侧延伸1km，上游至娄烦县大夫庄。汾河水库二级保护区面积约185.25km2。本项目部分井田位于汾河水库饮用水源地二级保护区范围内，具体位置关

32、系见图3-7。3.1.8泉域本项目不在泉域范围内，距离本项目最近的泉域的晋祠泉域。3.1.9其它开采技术条件.1瓦斯根据并安监矿发2006117号文件，该矿2005年度瓦斯和二氧化碳涌出量鉴定结果，马家岩煤矿瓦斯绝对涌出量为0.41m3/t，相对涌出量为1.37m3/t。二氧化碳绝对涌出量为2.86 m3/t,相对涌出量为7.84m3/t。为低瓦斯矿井。.2煤尘爆炸性根据并安监矿发2006117号文，马家岩矿井4号煤煤尘有爆炸危险性。依据井田北侧相邻的珠峰煤矿2008年整合前的安子湾煤矿于2008年6月在井下采取7、9号煤层煤样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行检测，检测结果为7、9号均属有爆

33、炸性煤尘。因此，在开采中应采取相应防范措施，以避免煤尘爆炸事故的发生。.3煤的自燃倾向依据北侧相邻煤矿珠峰煤矿2008年整合前的安子湾煤矿于2008年6月在井下采取4、7、9号煤层煤样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行煤尘爆炸性检测的同时也进行了煤自燃的检测，检测结果为4号煤层吸氧量为0.46cm3/g，自燃倾向性等级为，属自燃煤层；7号煤层吸氧量为0.66cm3/g，自燃倾向性等级为，属自燃煤层；9号煤层吸氧量为0.45cm3/g，自燃倾向性等级为，属自燃煤层。本矿各煤层同安子湾煤矿属同一井田，均属于自燃煤层。3.2兼并重组整合工程变化情况项目名称、建设单位、建设性质（1）项目名称山西煤炭运

34、销集团马家岩煤业有限公司900kt/a矿井兼并重组整合项目。（2）建设单位建设单位：山西煤炭运销集团。（3）建设性质兼并重组整合。建设规模、总投资和主要建设内容及建设进度（1）建设规模本次兼并重组整合工程矿井生产能力为900kt/a。（2）总投资本项目总投资35944.03万元。（3）主要建设内容本次兼并重组整合工程主要建设内容及变更情况见表3-16。（4）建设进度根据现场调查，山西煤炭运销集团马家岩煤业有限公司900kt/a矿井兼并重组整合项目已按照原山西省煤炭工业厅以晋煤办基发20101412号文件批复的山西煤炭运销集团马家岩煤业有限公司矿井兼并重组整合初步设计进行了部分建设，建设内容中除

35、主斜井掘进68m，副斜井掘进96m外，其余均未开工建设。工作制度和职工定员矿井全年工作日 330天；每天三班作业，其中两班生产，一班准备，每天净提升时间16小时。职工定员512人。工程主要技术经济指标工程主要技术经济指标见表3-8。表3-8矿井设计主要技术经济指标表序号指标名称单位指标备注1井田范围1.1平均东西走向长度km2.471.2平均南北走向宽度km2.2531.3井田面积km23.8672煤层2.1可采煤层数层32.2可采煤层平均总厚度m20.552.3首采煤层厚度m7.632.4煤层倾角（o）4-153资源/储量3.1保有资源量kt698983.2设计可采储量kt41390.63.

36、3资源后备区（或扩大区）面积km23.6后备资源/储量万t4矿井设计生产能力4.1年生产能力万t/a904.2日生产能力t/d27275矿井服务年限5.1设计生产年限a32.85.2首采区服务年限a116矿井设计工作制度6.1年工作天数d3306.2日工作班数班37井田开拓7.1开拓方式斜井7.2水平数目个27.3一水平标高m10907.4二水平标高m10407.5胶带大巷运输方式胶带输送机7.6轨道大巷运输方式SQ-80型无极绳连续牵引车8采区8.1回采工作面个数个18.2掘进工作面个数个28.3采煤方法综采放顶煤8.4主要采煤设备8.4.1采煤机台MG200/491-WD8.4.2液压支架

37、台ZFS6200/18/358.4.3顺溜运输机台SSJG1000/M9矿井主要设备9.1主井提升设备台TCL-100/225/1322型，1台9.2副井提升设备台JK-3.0/31.5X/1，1台9.3通风设备台FBCDZ-8-22B/2，2台9.4主排水设备台MD280-434/3，3台9.5压风设备台OGLC132A-23/0.8/2，2台10建设用地10.1用地总面积ha10.78工业场地ha7.28矸石堆放场地ha3.511经济11.1项目总投资万元35944.0311.2吨煤投资元387.2311.3原煤成本与售价原煤生产成本元/吨185.70原煤平均售价元/吨450含税12项目建

38、设期月18.613财务评价主要指标13 .1财务内部收益%33.5113.2 财务净现值万元41908713.3动态投资回收期a4.3113.4投资利润率%46.5513.5投资利税率%61.7913.6 盈亏平衡点%30.963.2.5 井田开拓方式1.原设计（1）开拓方式斜井开拓，有主斜井、副斜井、回风斜井3个井筒开拓全井田。（2）井筒特征1）主斜井（利用资源整合前的机轨合一的主斜井）：井口坐标X=19565383.946，Y=4226302.703，井口标高1230.598m，净宽3.0m，井筒倾角19，第一水平斜长325m，第二水平斜长416.5m，装备胶带输送机、行人台阶及扶手作为矿

39、井进风井和安全出口之一。2）副斜井（新建）：井口坐标X=19565400.000，Y=4226500.000，井口标高1225.000m，净宽3.6m，井筒倾角23，第一水平斜长396.692m，第二水平斜长473.471m，装备单钩串车、行人台阶及扶手，兼作进风和安全出口。3）回风斜井（利用资源整合前马家岩矿井副斜井改造）：井口坐标X=19565465.860，Y=4225265.243，井口标高1252.81m，净宽2.6m，井筒倾角20，第一水平斜长219m，第二水平斜长395m，装备行人台阶及扶手，专用回风井及安全出口。井筒特征表见表3-9。表3-9 井筒特征表序号井筒特征井 筒 名

40、称主斜井副斜井回风斜井1井口座标经距（X）19565383.94619565400.00019565465.860纬距（Y）4226302.7034226500.0004225265.2432井口标高 （m）+1230.598+1225.00+1252.813方位角 (度)31313302142384井筒倾角 (度)1923205井筒斜长和标高（m）第一水平325/1132396.692/1070219/1178第二水平416.5/1095473.471/10403956井筒宽度(m)净3.03.62.6掘进3.64.23.27井筒断面(m)净7.409.347.07掘进10.1312.819

41、.468砌碹厚度（mm）300300300材料荒料石荒料石荒料石9井筒装备胶带输送机台阶、扶手单钩串车台阶、扶手台阶、扶手10备 注已有新掘但未建设已有（3）水平划分现有工程分为两个水平，一水平开采4号煤层，水平标高为+1070m，二水平开采7、9号煤层，水平标高为+1040m。（4）主要运输大巷的布置1）4号煤层主斜井井筒在4号煤层下约20m向上抬起，做一直径5m的井底煤仓，在煤仓上口利用已有的集中下山巷直接向北开掘带式输送机下山，新掘副斜井见4号煤层后，井底布置井底车场巷道及硐室，并平行等带式输送机下山开掘轨道运输下山。从回风斜井利用原回风下山斜巷到4号煤层（躲开4号煤层采空区），然后平行

42、带式输送机下山开掘回风下山。三条下山巷道掘至井田北部境界煤柱处，贯通。形成4号煤层的运输、通风、行人安全系统。同时沿4号煤层1070m底板等高线，向东南方向平行布置带式输送机大巷，机道大巷和回风大巷，过4号煤层南部采空区后，留30m煤柱，平行采空区布置三条上山巷至南部井田境界煤柱贯通。整个4号煤层布置401下山和402上山两个采区。2）7、9号煤层主斜井见9号煤层后，利用井下已有的运输大巷和运输下山，回风下山巷向北平行布置带式输送机下山和回风下山。同时沿9号煤层1040底板等高线向东布置带式输送机大巷和回风大巷。新掘副斜井井筒延深至1040水平，井底布置井底车场巷道和硐室，继续向东南掘进，在带

43、式输送机大巷和回风大巷之间，平行布置轨道运输大巷，三条巷道过9号煤层采空区后，留下30m安全煤柱，布置三条上山巷道。至井田南境界煤柱贯通。从井底车场巷道出来的轨道动输大巷，越过带式输送机下山和回风下山后，平行布置轨道下山。三条下山至、井田北部境界煤柱后贯通。形成901下山采区和902上山采区。对于7号煤层则利用石门开拓，从1040水平9号煤层三条大巷中适当位置向东北方向掘三条石门，至7号煤层1040底板等高线，然后沿1040m等高线平行布置带式输送机大巷、轨道大巷和回风大巷，在大巷东北侧布置一个701下山采区。在西南侧布置702上山采区。现有工程井田开拓图见图3-83-10。（4）井底运输方式

44、、井底车场及硐室运输方式：根据开拓部署，运输大巷采用SJ80/255型可伸缩带式输送机运输煤炭，轨道大巷初期采用JD-25型调度绞车，后期采用无极绳运输。运送材料和设备选用标准系列矿车。车场：井底设甩车场，车场内设高低道，高道存车线长度为40m，低道存车线长度为35m。井下硐室：设在副斜井井底，布置主排水泵房、变电所、井底水仓、管子道、消防材料库等车场硐室。井底水仓有主、副水仓，长度分别为70m、45m，容量分别为280m3、180m3。井底车场巷道采用半圆拱断面，荒料石砌碹支护，支护厚度300mm；主水泵房、管子道及变电所采用半圆拱断面，荒料石砌碹支护，支护厚度300mm；井底水仓采用半圆拱

45、断面，混凝土砌碹支护，支护厚度250mm。（5）采区布置根据山西省煤炭资源整合和有偿使用工作领导组办公室晋煤整合办核200664号：关于太原市类烦县煤炭资源整合和有偿使用工作方案的核准意见批准马家岩煤矿开采4、7、9号煤层。开采顺序为4号7号9号煤层。4号煤层布置四零一下山采区和四零二上山采区。7号煤层布置七零一下山采区和七零二上山采区，9号煤层布置九零一下山采区和九零二上山采区。全矿井共布置六个采区。采区开采顺序为：四零一下山采区四零二上山采区七零一下山采区七零二上山采区九零一下山采区九零二上山采区。回收大巷煤柱。首采区为井田中部的四零一下山采区。服务年限为12a。2.实际建设情况原有工程井

46、底车场、煤仓、中央变电所、水仓、泵房已按照原设计建设，其余未建设。3.变更设计（1）开拓方式斜井开拓，有主斜井、副斜井、回风斜井3个井筒开拓全井田。但矿方已按照原2010年批复的初步设计新掘进了主斜井和副斜井，掘进深度分别为68m和96m，本次评价要求对已掘进井筒进行回填和封堵。（2）井筒特征1）主斜井（新掘）：井口坐标X=19565739.373，Y=4225772.837，井口标高1230m，净宽4.5m，井筒倾角25，斜长354.93m，装备胶带输送机（B=1000m）、行人台阶及扶手作为矿井进风井和安全出口之一。2）副斜井（新掘）：井口坐标X=19565797.5380，Y=42257

47、82.298，井口标高1225m，净宽4.2m，井筒倾角23，斜长345.506m，第二水平斜长473.4m，装备单滚筒提升机、行人台阶及扶手，兼作进风和安全出口。3）回风斜井（利用刷大原设计回风井）：井口坐标X=19565465.860，Y=4225265.243，井口标高1252.81m，净宽4.0m，井筒倾角20，斜长425m，装备行人台阶及扶手，专用回风井及安全出口。井筒特征表见表3-10。表3-10 井筒特征表序号井筒特征井 筒 名 称主斜井副斜井回风斜井1井筒坐标纬距(X)804225772.8374225782.2984225216.993经距(Y)19565739.373195

48、65797.53819565395.7102井口标高 (m)12301225.001252.6813方位角(度)329313301404井筒倾角(度)2523205水平标高(m)一水平108010901177.8二水平102510401107.36井筒垂深或斜长(m)354.93/483.31345.5/473.471219/4257井筒净径或净宽(m)4.54.24.08井筒支护支护形式表土段钢筋混凝土砌碹钢筋混凝土砌碹钢筋混凝土砌碹基岩荒料石砌碹（锚喷）荒料石砌碹（锚喷）荒料石砌碹（锚喷）支护厚度(mm)表土段350300300基岩300(120)300（100）300（100）9断面积m

49、2断面形状半圆拱形半圆拱形半圆拱形净14.2512.3012.3掘进表土段18.4216.2515.21基岩15.914.213.2310井筒装备带式输送机B=1000mm人行台阶单滚筒提升机、人行台阶、扶手人行台阶、扶手11备 注新掘新掘刷大（3）水平划分兼并重组设计分为两个水平，一水平开采4号煤层，水平标高为+1090m，二水平开采7、9号煤层，水平标高为+1040m。（4）主要运输大巷的布置根据4号煤层赋存条件及井下采掘工程平面图，新掘副斜井落底见4号煤层后，在1090水平布置甩车场及车场运输巷道，然后轨道大巷拐弯，向东南方向沿4号煤层1090m底板等高线布置轨道大巷，平行轨道大巷两侧布

50、置带式输送机大巷和回风大巷。大巷间距及巷道两侧煤柱均40m。带式输送机大巷长808.7m，轨道大巷长685m，回风大巷长690m，然后拐弯，垂直井田东北境界布置三条下山巷。掘至东北部境界煤柱后贯通，形成四零一下山采区运输，通风行人系统。9号煤层的大巷布置和4号煤层基本相同，新掘一条800mm长的回风上山巷，二水平标高1040m。7号煤层和9号煤层联合布置，以三条石门巷见7号煤，再沿7号煤层，垂直东北境界煤柱布置上（下）山巷。变更工程井田开拓图见图3-113-13。（4）井底运输方式、井底车场及硐室运输方式：根据开拓部署，运输大巷采用DTL100/65/290型带式输送机运输煤炭，下山带式输送机

51、采用DTL100/65/2160型带式输送机，辅助运输选用SQ-80型无极绳连续牵引车。提矸时采用MGC1.1-6A型1t固定厢式矿车，下料时采用MC1-6A型材料车，提最重件时采用MPC25-6重型平板车。井底车场巷道采用半圆拱断面，荒料石砌碹支护，支护厚度300mm；主水泵房、管子道及变电所采用半圆拱断面，荒料石砌碹支护，支护厚度300mm；井底水仓采用半圆拱断面，混凝土砌碹支护，支护厚度250mm。（5）采区布置根据已批复的初步设计，4、9号煤层各布置1个采区，即401下山双翼采区，901下山双翼采区，7号煤层布置2个采区，即701下山双翼采区，702上山双翼采区，首采区为401下山采区

52、，服务年限11年。采区开采顺序为：401下山双翼701下山双翼702上山单翼901下山双翼采区。回收大巷煤柱。3.2.7采煤方法及装备1.原设计（1）采煤方法根据矿井开拓部署，分析地质钻孔资料，结合矿井采掘设备情况和生产管理水平，采用综采放顶煤开采。（2）采煤设备选用4MG200-W1无链销齿式双滚筒采煤机落煤，运煤使用SGB-630/220型可弯曲刮板输送机，回采工作面胶带顺槽运煤设备SJ80/255型可伸缩带式输送机，转载机选用SZD-630/75型刮板转载机。2.变更设计（1）采煤方法4、9号采用综采放顶煤采煤，7号煤层采用综合机械化采煤方法。（2）采煤设备1）4号煤层首采工作面平均煤厚

53、为7.18m，设计确定工作面采高3.0，放顶煤厚4.18m。采放比1：1.393。采煤机选用MG200/491-WD型电牵引采煤机，工作面刮板运输机采用SGZ630/220（s）型可弯曲刮板输送机，顺槽转载机采用SZB-730/75转载机，顺槽破碎机采用LPS-500轮式破碎机，顺槽输送机采用选用SSJG1000/M型可伸缩带式输送机。2）7号煤层煤层厚度平均为1.24m，采用MG-150B型双滚筒采煤机，工作面刮板运输机型号为SGB630/150C。运输运槽巷装备SSJ-800/90可伸缩带式输送机。3）9号煤层平均厚度为11.81m，采煤设备选型与4号煤层相同。3.2.8 矿井通风1.原设

54、计依据井田开拓部署及煤层赋存条件，确定矿井采用中央并列式通风系统，主斜井、副斜井进风，中央回风斜井回风。矿井采用机械抽出式通风方式。选用2台FBCDZ-6-No17B型对旋防爆轴流风机，1台工作，1台备用。2.变更设计采用中央并列式通风系统，采用机械式抽出通风方式，主斜井、副斜井、回风斜井进风，回风斜井回风。选用2台FBCDZ-8-22B型对旋式轴流风机，配用YBFe355S4-8型电机，1台工作，1台备用。3.2.9 提升、通风、排水和压缩空气设备1.原设计原设计各设备见表3-11。表3-11 原设计设备一览表项目型号/台建设情况提升设备主斜井TD75型带式输送机已建设副斜井井JK-2.5/

55、30X型单滚筒绞车主要通风设备FBCDZ-6-17B矿用防爆对旋轴流式，2台主要排水设备D-46-307型，3台2 变更设计变更后各设备变更情况见表3-12。表3-12 变更后各设备变更情况一览表项目型号/台建设情况提升设备主斜井TCL-100/23/1322型带式输送机未建设副斜井JK-3.0/31.5X单滚筒提升机主要通风设备FBCDZ-8-22B矿用防爆对旋轴流式，2台主要排水设备MD280-434耐磨性水泵，3台压风设备OGLC132A-23/0.8型风冷螺杆空压机，2台3.2.10 地面生产系统1.原设计（1）主井生产系统本矿主斜井为TD75型带式输送机提升，主提升出井由上仓输送机入

56、原煤筒仓。仓下闸门装汽车外运。其煤流程序为：井下大巷输送机主提升输送机上仓输送机原煤筒仓电动闸门汽车。原煤筒仓内径为15m，共2个，总容量为23.0kt。（2）副井生产系统副斜井采用单钩串车提升，辅助生产系统为轨道运输系统。副斜井井口设平车场，车场出道岔与材料库、设备库、机修间、坑木加工房相联。井下所需的设备、材料、坑木及井下需要出井维修的各种设备，通过轨道系统运输。副井车场配有阻车器、挡车器、道岔等操车设备。副斜井设斜井人车运送上、下班工人。（3）矸石系统该矿不设筛分、选矸设施，原煤直接运往万光焦化厂进行洗选炼焦，不产生手选矸石。井下矸石量约30.0t/d，由汽车运往矸石沟排放。本工程设矸石

57、场，位于工业广场南侧冲沟，面积约1.5ha，沟深约20m。满足矿井排矸需要。（4）辅助设施1）矿井机电设备维修车间新建矿井机电设备修理间，主要担负本矿井上、下采掘运等设备的中、小型修理任务，主要设有机钳修理、矿车溜子修理、电气修理、液压支架修理等工段。难度大的修理任务可委托区域修理厂或社会专业修理厂完成。综采设备库及维修间由于采煤方法改变，井下使用了采煤机及液压支架，所以井口需增加综采设备库及支柱修理车间，故新建综采设备库及维修间，其面积为3615540m2，主要配支柱维修设备，液压试验台，双钩桥式起重机等设备3）矿井坑木加工房坑木加工房，主要用于加工井下所需坑木。设备配备有木工带锯，园锯、三

58、相工频电链锯及相应的维修设备，厂房面积约180 m2。4）矿井井口煤样、化验室坑口不设煤样、化验室，其任务由市质检站完成。2.实际建设情况实际按照原设计仅建设了主井提升系统、坑木加工房、生产调度楼，其余未进行建设。3.变更设计（1）主井生产系统原煤经仓下给煤机、主斜井提升带式输送机运至原煤缓冲仓内。原煤经原煤缓冲仓带式输送机运至筛分车间筛分分为0-50、+50mm两级，+50mm的块煤拣矸后与末煤由带式输送机运至储煤筒仓，原煤筒仓内下设皮带机，直接汽车外运。手选矸石进矸石仓内，送矸石沟处置。主井生产系统工艺流程图见图3-14。井底煤仓给煤机采 污水处理系统处理站机主斜井皮带机缓冲仓带式输送机振

59、 动 筛筛下溜槽手选矸石输送机带式输送机矸石仓矸石沟刮板输送机带式输送机筒仓汽车外运+50mm块煤矸石原煤-50mm末煤图3-14主井生产系统工艺流程示意图（2）副井生产系统同原设计。（3）矸石系统矿井矸石量124t/d，共计40920t/a。本项目矸石沟选用风井工业广场北侧的自然冲沟，该沟为一条西北东南走向的盲沟，沟口向东南，该沟长350m，平均宽100m，平均深约20m，容积为70万m3，有效容积为56万m3。可满足本项目20年以上的排矸要求。（5）辅助设施（1）矿井机电设备修理车间新建机电设备维修车间。（2）综采设备及维修间由于采煤方法改变，井下使用了采煤机及液压支架，所以井口需增加综采

60、设备库及支柱修理车间，故新建综采设备库及维修间，其面积为4218=756m2，主要配支柱维修设备，液压试验台，双钩桥式起重机等设备。（3）矿井坑木加工房坑木加工房，主要用于加工井下所需坑木。设备配备有木工带锯，木工园截锯、三相工频电链锯及相应的维修设备，厂房面积约209=180 m2。坑木加工房设备已有，需新建工房。（4）矿井井口煤样、化验室坑口不设煤样、化验室，其任务由市质检站完成。3.2.11公用工程3.2.11.1供电1.原设计原设计从城关110KV变电站和静游镇35KV变电站的10KV母线段各引一回路电源至矿井工业场地10KV变电所，做为矿井的供电电源。2 变更设计拆除工业厂内的变电所