司马煤矿1.8Mt-a新井设计-绿色开采理论技术及途径

第页PAGE1井田概况及地质特征1.1矿区概况1.1.1交通位置司马矿井田位于山西省长治市西南部，沁水煤田长治勘探区的东部边缘地段，其地理位置为北纬36°04′07″～36°10′23″，东经113°00′33″～36°05′30″。选定的工业场地位于长治县苏店镇西申家庄村北侧350m处、经坊煤矿铁路专用线以东的平地上，场地距长治市约8.5km，南距长治县约4km，矿井隶属于山西潞安矿业集团石圪节煤业有限责任公司（以下简称石圪节煤业公司）。区内交通极为方便。太（原）焦（作）铁路从井田西缘穿过，接轨于太焦铁路小宋车站的经坊煤矿铁路专用线从矿井工业场地西缘通过。207国道和在建的长（治）晋（城）高速公路分别从矿井工业广场西侧1.02km处和1.2km处通过，长（治市）长（治县）级公路（三级）从矿井工业广场西侧500m处通过，长（治市）陵（川县）公路（三级）从矿井工业场地东侧2.3km处通过，这两条公路均与207国道相连。交通位置详见图1.1。1.1.2地形、地势及河流本区地处太行山西侧，属长治断陷堆积盆地。井田内地形总的趋势为南高北低，北部地势较为平坦，最高点位于鲍村西山附近，标高为+993.6m，最低点位于安城村西，标高+932.4m，地形最大相对高差61.2m。本区属海河水系，区内无大的地表水体，井田中部有一黑水河，为受季节控制的间歇性小溪，向北流入浊漳河，最终汇入海河。1.1.3气象与地震情况本区属于大陆性气候，昼夜温差较大。据长治市气象站观测统计，气温为—29.0℃～37.6℃，平均9.1℃，年降水量340.19～832.9mm，平均595mm；年平均蒸发量为1558mm。夏季多为东南风，冬季多西北风，最大风力为10级，无霜期160～180d，冻土深度50～75cm根据中国地震局GB18306—2001图A1《中国地震动峰值加速度区画图》，本区地震动峰值加速度为0.10，对应地震烈度为Ⅶ度区。1.1.4矿区工农业生产概况长治县位于长治盆地东南部边缘，面积484㎞,人口约30.3万人，人口密度625人/㎞,全县经济以煤炭工业为支柱产业。县域工业主要有采矿、冶铁、建材、食品、纺织等，其次有化肥、陶瓷、电势、玻璃器皿等地方工业。主要农作物有小麦、谷子、玉米、薯类和豆类等；经济作物有潞麻、油菜等。1.1.5井田开发概况本井田内试生产矿井，在井田以南有经坊煤矿，井田西北有南寨煤矿。经坊煤矿：位于长治县韩店镇黎岭村，属长治县县营。1986年开始建井，1997年投入生产，设计生产能力为1.2Mt/a，开采山西组3号煤层，煤厚3.20m，一对斜井开拓，采用长壁式综采采煤法开采。矿井排水量为1200～1500m/d，相对瓦斯涌出量为1.91m/t，图1.1交通位置图属于低瓦斯矿井。现在年实际产量为900kt。南寨煤矿：位于长治市区西南寨村，属长治市市营。设计生产能力900kt/a，立井开拓，开采山西组3号煤层，综采和炮采相结合，现年实际产量1.2Mt。1.1.6煤炭运销情况（1）运输情况本矿井生产的煤炭产品全部经太焦铁路进入国铁网，外运至长治钢铁集团公司、山西现代煤焦公司和五阳煤矿热电厂。接轨于太焦线铁路小宋车站的经坊煤矿铁路专用线，并平行于经坊煤矿专用线布置装车站场。太焦线铁路和经坊煤矿铁路专用线均为电气化铁路，太焦铁路运输能力为40Mt/a，富裕能力很大，而司马矿井接替即将报废的石圪节矿井后，原煤生产能力仅增加了300～800kt/a，因此，本矿井建成投产后，铁路交通条件完全可以满足矿井的煤炭外运要求。矿井进场公路直接与长陵公路和西申家庄村西线乡公路（三级）相连，这两条公路均与207国道相接，经207国道可通向全国各地。（2）矿井煤炭销售预测矿井主采山西组3号煤层，该煤层为低灰～富灰、特低硫、高发热量、高熔灰分之瘦煤、贫瘦煤，洗选后是良好的炼焦配煤和优质的动力煤，该煤种属稀缺煤种，无论是国内市场还是还是国际市场缺口都很大，供不应求。根据潞安矿业（集团）有限责任公司与长治钢铁集团公司和山西现代煤焦公司达成的煤炭供销协议，司马矿井接替石圪节矿井投产后，生产的煤炭产品绝大部分就地消化，供给长治钢铁集团公司、山西现代煤焦公司和山西潞安（集团）有限责任公司所属的五阳煤矿热电厂；少量外销至华东、华北和华南地区。根据煤炭供销协议，长治钢铁集团公司前期需要配焦用煤600kt/a，最终需要1.20Mt/a；山西现代煤焦公司一期工程需要配焦用煤700kt/a，最终需要2.00Mt/a。由此可见，司马矿的煤炭产品其销售市场是比较稳定和可靠的。随着炼焦配煤和优质的动力煤炭资源的日益减少和国内外市场对煤种需求量日益增大，此煤种的价格优势将会进一步体现出来，其发展前景相当广阔，市场潜力巨大。1.1.7电源、水源情况（1）电源情况根据石圪节煤业公司司马矿井筹备处与山西省电力公司长治分公司达成的协议，司马矿井设35kV双回路供电电源，一回电源引自城南110kV变电站35kV母线，另一回路电源引自韩店110kV变电站35kV母线，矿井工业场地设35kV变电所，矿井供电电源可靠。（2）水源情况本区浅水层和地表水均无利用价值，矿井供水水源考虑取用水量丰富、水质优良的奥灰水。另外，矿井涌水排至地面经净化处理达到复用水的标准后，可用于选煤厂生产和井下消防洒水，矿井水源比较可靠。1.1.8场地征地情况根据石圪节煤业公司司马矿井筹备处与长治县政府、西申家庄村政府达成的征地协议，矿井工业场地、铁路装车站场和进场公路占地采用征购地的方式解决，目前场地征地协议已办妥。1.1.9主要建筑材料供应情况矿井建设所需要的建材、如：砖、石料、水泥、沙子等当地可满足供应；钢材、木材需要外地调进。1.2井田地质特征1.2.1地质构造地层：司马井田位于沁水盆地的东南部，井田地层除西部零星出露二迭系上统上石盒子组（Ps）地层外，其余全部为第四系所覆盖。依据钻孔资料将各地层由老到下简述如下：（1）奥陶系中统（Q）为井田内煤系地层的基础，钻孔揭露厚度为261.31m（2102号钻孔）=1\*GB3①上马家沟组（Qs）揭露最大厚度70m左右，为灰色中厚层状的石灰岩，夹泥质灰岩及白云质灰岩。=2\*GB3②峰峰组（Qf）据长治详查资料，厚161.82～200m，平均176.21m。主要由石灰岩、泥灰岩、白云质灰岩夹石膏组成。=3\*GB3③石炭系中统本溪组（Cb）与下伏奥陶系地层呈平行不整合接触。厚度3.20～29.60m，平均厚度10.44m。主要为一套泻湖～潮坪为主沉积的灰～深灰色的泥岩、砂质泥岩、夹石灰岩及薄煤层，底部含铁铝质泥岩，含菱黄铁矿结核，含有大量动植物化石。=4\*GB3④石炭系上统太原组（Ct）是井田内主要含煤地层之一，全组厚92.90～121.31m，平均厚度为104.74m，为一套海陆交互相沉积。主要由灰～深灰色砂岩、粉砂岩、泥岩、煤层及石灰岩组成。层理构造发育，动植物化石丰富。根据岩性组合及沉积特征分为上、中、下三段。（2）二迭系（P）=1\*GB3①下统山西组（Ps）是本井田主要含煤地层之一，其中的3号煤层为本次设计的对象。本组的厚度为45.67～65.10m，平均厚度57.36m。底部以K砂岩与下伏地层呈整合接触。由砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层等组成。本组以色浅、含砂成分高、交错层理发育、生物扰动多、植物化石丰富为特点。属滨海三角洲沉积。=2\*GB3②下统石盒子组（Px）K砂岩底～K砂岩底，厚度43.07～75.64m。底部以K砂岩与下伏地层呈整合接触。由砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成。本组以浅灰色～深灰色泥岩、砂质泥岩、灰白色砂岩，顶部常含有一较稳定的带斑的鮞粒铝质泥岩，俗称“桃花泥岩”。=3\*GB3③上统上石盒子组（Ps）井田内仅在西部零星出露，钻孔最大揭露厚度为290.58m，仅出现中段和下段，底部K砂岩与下伏地层呈整合接触。由灰绿～紫红砂质泥岩、泥岩、灰白～黄绿色中粗粒砂岩组成。（3）第三系上新统（N）为一套山麓洪积相沉积，厚度为0～21.24m，为紫红、、褐红、砖红、棕黄及黄色粘土、亚粘土砂互层。底部含有砂石层。与下伏层呈角度不整合接触。（4）第四系（Q）区内广泛分布，井田内最大揭露厚度为198.95m，主要由亚砂土、亚粘土、粘土、砂组成，底部含有砾石层。井田地层综合柱状图详见图C1500—107—1.地质构造：矿区位于晋(城)-获(鹿)褶断带南段的主要构造形迹长治大断裂的西侧，西临武乡-阳城坳褶带。区内构造受新华夏构造体系的控制，其构造形迹亦呈多字型排列规律，总体呈一走向NNE、倾向NW、倾角4°左右的单斜构造，并伴有宽缓褶曲和少量断裂，区内无岩浆岩侵入。区内第四系松散层覆盖较厚，很少基岩出露。现根据以往钻孔揭露和地震剖面控制的主要构造分述如下：（1）褶曲=1\*GB3①信义村背斜位于司马、信义村一线，区内长约5.5km，走向南段N75°E，北段N55°E，由地震测线所控制，两翼地层倾角4°。=2\*GB3②原家庄向斜位于冯村东、原家庄一线，区内长约3.5km走向N55°－65°E，由地震测线所控制，两翼地层倾角4°。=3\*GB3③苏店背斜位于西申家庄-林移西南一线，区内长约1.5km，走向NE，两翼地层倾角3-4°。（2）断层矿区内以往勘探中发现有落差不一的中型断层5条，建井期间揭露小型断层六条，在15号煤层中还发现小断层两条。所有断层一般均为北东走向，具有一定的规律性。=1\*GB3①宋家庄正断层位于任家庄、南郭村、宋家庄一线，区内长约6.0km，走向N55°E，倾向NW35，倾角70°，落差30－50m，1302=2\*GB3②安城正断层位于岭上村、安城、寨子村一线，区内长约5.5km，与宋家庄正断层走向一致，走向NE55°，倾向SE35°，倾角70°，落差北段50m，南段30=3\*GB3③看寺正断层位于看寺村南至冯村一线，长约3.5km，走向NE68°，倾向SE22°，倾角75°，落差15－20m,1902=4\*GB3④林移逆断层位于苏店镇、柳林村西北一线，区内长约2.7km，走向NE，倾向NW，倾角70°，落差15－20m。2304=5\*GB3⑤苏店正断层位于苏店镇，柳林村西北一线，区内长5.2km，走向NE，倾向NW，倾角70°，落差15－50m，2303、2102孔见该断层，地震测线3、=6\*GB3⑥F1正断层：建井期间揭露，距风井5m，倾向24°，倾角40°，落差4.3m，由于靠近风井，附近没有采掘活动，对今后的开采影响不大。=7\*GB3⑦F2正断层：倾向290°，倾角55°，落差4m。在顺槽巷道沿煤层底板掘进时，前方底板上升4m，巷道被迫破岩掘进，对工作面回采影响较大。=8\*GB3⑧F3正断层：该断层倾向290°，倾角55°，落差2.5m，迫使巷道破底掘进，对工作面将来的回采影响较大。=9\*GB3⑨F4正断层：倾向310°，倾角55°，断层落差4m，该断层并延伸至1102工作面，在1102轨道顺槽掘进至距胶带大巷538.5m处揭露，倾向310°，倾角55°，落差3.5m，为了能顺利通过该断层，巷道已提前沿煤层顶板掘进。=10\*GB3⑩F5正断层：倾向310°，倾角50°，落差1.8m，巷道穿过F4断层2m后沿煤层底板掘进时，底板上抬1.8m，迫使巷道破底掘进，该断层对以后回采影响较大。F6逆断层：倾向60°，倾角45°，落差3m。掘进中巷道上半部为煤层，中部破1.7m岩石，下部有1.3m的厚煤层，但随着巷道延伸，破岩最厚达2.2m，岩性上部为黑色泥岩，含大量的植物根部化石，中部为黑色的砂质泥岩，下部是灰白色的中粒砂岩，此断层对将来的回采影响较大。在首采区地震勘探中，15号煤层发现断层两条，均为逆断层，落差大于5m。F1逆断层：15号煤层底板等高线图上控制长度为370m，走向N10°W，倾向SE，倾角约25°，最大落差15m，按20×20m网度所抽取的时间剖面上有18个断点控制，其中A级断点10个，B级点5个，C级3个，控制可靠。F2逆断层：平面图上控制长度为320m，走向N，倾向E，倾角约25°，最大落差15m，按20×20m网度所抽取的时间剖面上有16断点控制，其中A级断点7，B级点6，C级3个，控制可靠。（3）陷落柱在原勘探施工中区内20-4钻孔揭露陷落柱1个，在3号煤层下部孔深372.16-458.34m处见岩芯破碎，由于3号煤层在此孔中保存完好，因此该陷落柱是否波及3号煤层尚无法定论，建议将来开采前在此地段进行必要的探测工作。本次首采区地震勘探查明了五个陷落柱，在3号煤层底板等高线图上形态近于椭圆形，现将其具体特征叙述于下：X1陷落柱：在西南边界处，平面形态为近椭圆形，3号煤层底板等高线图上长轴方向为N45°E，长度33m，短轴方向N45°W，长度20m，15号煤层上长轴长度为48m，短轴长度36m,按20×20m网度所抽取的时间剖面上有6个断陷点控制，其中A级点1个，B级点2个，C级点3个，控制较可靠。X2陷落柱：在中南部，近似椭圆形，3号煤层平面图上长轴方向为N50°E，长15m,短轴方向为N30°W，宽9m，15号煤层上长轴方向N60°E，长54m，短轴方向为N30°W，宽36m，按10×10m网度所抽取的时间剖面上有10个断陷点控制，其中A级点2个，B级点3个，C级点5个，控制较可靠。该陷落柱位于1101工作面内，已被生产所揭露，其西边界距胶带大巷834m，长轴为45m，短轴20m，由于此陷落柱的存在造成工作面重新开切眼，给回采工作带来了很大影响，并造成了储量的损失。X3陷落柱：位于中南部，形态近椭圆形，3号煤层平面图上长轴方向为N60°W，长15m,短轴方向为N30°E，宽10m，15号煤层上长轴方向N60°W，长30m，短轴方向为N30°E，宽25m，按10×10m网度所抽取的时间剖面上有8个断陷点控制，其中A级点2个，B级点1个，C级点5个，控制较差。X4陷落柱：位于中西部，平面形态近椭圆形，3号煤层底板等高线图上长轴方向为N35°E，长55m，短轴方向为N55°W，宽37m，在15号煤层上长轴方向为N30°E，长80m，短轴方向为N60°W，宽57m，按20×20m网度所抽取的时间剖面上有11个断陷点控制，其中A级点7个，B级点2个，C级点2个，控制可靠。陷落柱内岩石杂乱，泥质胶结，以泥岩和砂质泥岩为主，初步判断其长轴为61m，短轴37m，该陷落柱的存在造成工作面需重开小切眼，并将造成了一定的储量损失。X5陷落柱：位于西北部，近椭圆形，在3号煤层上长轴方向为N25°W，长度60m，短轴方向N65°E，宽38m；15号煤层上长轴方向为N30°W，长度80m，短轴方向N60°E，宽60m，按20×20m网度所抽取的时间剖面上有11个断陷点控制，其中A级点7个，B级点3个，C级点1个，控制可靠。本区经以往多次地质工作和本次建井施工，未曾发现有岩浆岩体侵入，对矿井今后生产影响较大的是破坏煤体连续性的小断层和陷落柱，小断层一般规模不大，巷道通过时可以破底挑顶，但陷落柱的存在将会影响生产安排，且会导致储量损失。鉴于上述，本矿区构造总的应属简单(偏中等构造)类(一类)。1.2.2水文地质特征含水层分布：矿区所处区域水文地质单元包括漳河流域、辛安泉域的广大地区。区域东部地势高峻，出露一套碳酸盐岩类地层，呈南北向长条状分布，含岩溶裂隙水，向西地势逐渐降低。区域中西部属长治盆地，多被切割成黄土丘陵和低山。该盆地为新生代早期形成的断陷盆地，新生界厚度达300多米，其间属孔隙含水层，区内尚有古生界碎屑岩类裂隙含水层，富水性弱。区域内主要河流是漳河，属海河水系。本矿区内无大的地表水体，仅在矿区中部有一条黑水河，为季节性河流，向北流长12km后汇入石子河，石子河也为季节性河流，最终汇入浊漳河南源。（1）区域主要含水层组=1\*GB3①松散岩类孔隙含水层组主要由第三系、第四系松散沉积物亚砂土、砂、砾等组成，厚20－60m=2\*GB3②碎屑岩类裂隙含水层组主要由二迭系碎屑岩组成。石盒子组单位涌水量0.0003-0.472l/s.m,属弱含水层，山西组裂隙含水层单位涌水量0.0005-0.23l/s.m，含水层主要为风化裂隙和构造裂隙，属弱含水层。该含水层地下水以水平运移为主，径流、排泄不明显，与其它含水层水力联系较弱。=3\*GB3③碎屑岩夹碳酸盐岩类含水层组主要由上石炭统太原组砂岩、灰岩的裂隙和岩溶等组成，为区域内主要含水层组，其富水性取决于砂岩及岩溶裂隙发育程度，一般单位涌水量多在0.139L/s.m以下。=4\*GB3④碳酸盐岩类含水层组主要由寒武系至奥陶系的一套石灰岩、泥灰岩、白云岩等可溶性岩石组成，在东部山区大面积出露，是区域主要含水层组，其中奥陶系中统含水层组中钻孔的单位涌水量为0.083-24.81L/s.m，其主要补给来源是大气降水，孔隙水及地表水也是补给源之一。太行山古老地质体的隆起，使太古界变质岩系和下寒武统泥岩高于区域地下水面，起着隔水屏障作用，区内岩溶地下水分别由北向南、由北西向东南、由南向北向区域中东部的辛安泉排泄，泉口群出露标高在643-615m间，平均泉水流量9-10m（2）矿区内主要含水层组=1\*GB3①奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层组本矿区内施工奥陶延深孔2个(1902、2102孔)，其中2102号孔奥灰揭露最大厚度261.31m。岩性上部为石灰岩，中部为石灰岩、角砾状石灰岩、白云质灰岩和泥灰岩，下部为白云质灰岩、泥灰岩夹薄层石膏等，以石膏层底部作为O2f与O2s的分界。峰峰组厚约190据详查钻孔的动态观测资料，因含水层溶隙、溶孔、溶洞等发育，钻进过程中冲洗液漏失严重，漏水段的标高虽有所差异，但水位标高几乎保持在659.82-669.85m之间，说明该含水层水力联系较好。据区域301号孔抽水资料，涌水量16.20L/s，水位降深0.40m，单位涌水量40.50L/s.m，水位标高663.34m，水质属HCO3－=2\*GB3②石炭系太原组石灰岩岩溶裂隙含水层组本含水层组主要由K2、K3、K4、K5、K6石灰岩组成，平均厚20.10m，其中K2、K5据详查施工的1304、3201孔抽水试验，均为抽干；苏店精查施工的19-2号孔对该含水层组进行抽水试验，单位涌水量为0.0036L/s.m，表明该含水层组地下水来源不畅，水力联系差，属弱富水性含水层组。水质属HCO3－.C1-––K+.Na+=3\*GB3③二迭系下统山西组砂岩裂隙含水层组该含水层组主要由K7砂岩及K砂岩组成，一般厚9.70m。岩性以中、细粒砂岩为主，裂隙局部发育，含水性不一。详查所施工的抽水孔1304、3201孔因水量小而抽干，据2102孔抽水结果，水位埋深72.78m，标高876.10m，涌水量0.057L/s,水位降深30.64m，单位涌水量0.00186L/s.m，渗透系数0.0096m/d，水质属HCO3－.C1-–––Ca2+.Mg=4\*GB3④二迭系石盒子组砂岩裂隙含水层组该含水层组主要由数层中、粗粒砂岩组成。裂隙虽较发育，但钻进中消耗量一般不大。3号煤层开采时形成的导水裂隙带可达该含水层组底部，从而成为3号煤层的间接充水含水层。该含水层属弱富水性含水层。=5\*GB3⑤基岩风化带裂隙含水层为不同时代基岩与第四系接触带，岩性破碎，风化裂隙发育，深度50m左右。本区内19-2号孔对该含水层进行了抽水试验，成果：水位埋深80.95m，标高857.85m，涌水量0.260L/s,单位涌水量为0.0036L/s.m,渗透系数0.0068m/d,水位降深72.32m，水质属HCO3-.Cl-––K+=6\*GB3⑥第四系冲洪积孔隙含水层本区几乎全被第四系所覆盖，厚36.1-198.95m。由砂、砂砾层组成。据详查动态观测资料，大气降水影响明显。据南寨煤矿1、2号井筒检查孔对第四系地层及民井抽水结果，单位涌水量0.02-0.17L/s.m，渗透系数0.02-0.06m/d.（3）区内主要隔水层=1\*GB3①石炭系中上统隔水层组该隔水层组主要由本溪组、太原组一段泥岩、砂质泥岩、铝质泥岩等组成，一般厚15m，主要阻隔下部奥陶系含水层与上部各含水层间的水力联系。=2\*GB3②太原组上段隔水层组该隔水层组主要由太原组上段泥岩、砂质泥岩等组成，一般厚10m左右，主要阻隔太原组含水层与山西组含水层间的水力联系。=3\*GB3③二迭系砂岩含水层层间隔水层主要由泥岩、砂质泥岩、铝质泥岩组成，呈层状分布于各含水层之间，形成平行复合结构，阻隔各含水层间的垂向水力联系。（4）主要断裂构造的影响本矿区内构造以小型褶曲为主，并有落差10－50m的断裂构造5条。其中林移逆断层断距为10－20m，为挤压性的断层，对矿床的开采影响不大。而其它四条正断层均为张性断裂，断距10－（5）各含水层的补给、排泄、迳流条件第四系含水层在区内广为分布，该含水层主要接受大气降水补给；基岩风化带含水层在第四系覆盖比较薄的地段接受第四系含水层的补给。主要煤层(3号)的直接充水含水层山西组K砂岩及K7砂岩含水层，与上覆各含水层有石盒子组隔水层相隔，补给条件差，含水性相对较弱，在无构造沟通和隔水层未遭到破坏时，与其它含水层不会产生水力联系。仅在矿区东部，因煤层埋深较浅，并且伴有向背斜上下起伏的存在，局部隔水层遭破坏，使上部含水层很容易补给其下部含水层，沟通上、下含水层水力联系。中奥陶石灰岩含水层，本区内无出露，但在长治断层以东、二岗山正断层以北大面积出露，上述二断层属于导水断层。从区域资料及301号孔抽水资料表明：该含水层属强富水性含水层。本矿区该含水层在水文地质单元中所处环境应属于补给迳流带。（6）水文地质类型区内的主要可采煤层为3号煤层，其直接充水含水层为山西组砂岩裂隙含水层，该含水层含水性一般较弱；区内构造简单，主要以宽缓褶皱为主；奥灰水位具有较高的水压值，3号煤层在矿区西部最低标高520m，奥灰水位标高约为660m左右，但其间有8-2号及9号煤层直接充水含水层为砂岩裂隙含水层，其含水性均较弱，故矿床为以裂隙充水的简单充水矿床，即第二类第一型。14及15号煤层直接充水含水层为太原组石灰岩含水层组，该含水层组含水性较弱。但煤层绝大部分位于奥灰水位标高之下，加之距奥灰界面仅10-20m1.2.3井巷涌水情况在本矿区的地质报告中对首采区进行了涌水量预算，计算范围与矿井3号煤层第一采区基本一致，面积约5km2（1）地下水动力学法=1\*GB3①山西组直接充水含水层涌水量预算采用大井法，选用承压转无压完整井的涌水量公式计算：/(lnR-lnr)(1.1)R=r。+10·s·(1.2)式中含水层厚度(M)16.70m，渗透系数(k)0.00964m/d，静止水位高度(H)107.22m，水位降深(S)30.64m，h取K7砂岩顶至山西组上部砂岩平均距离31.50m，引用半径r。＝0.565××10002=1263.40m，引用影响半径R=1293.50m。其中K、S、M、H经计算，3号煤层直接充水含水层涌水量为2970m3/d2、基岩风化带及第四系松散含水层为3号煤层间接充水含水层，结合19-2抽水孔资料，其参数取值分别为K=0.0068m/d，H＝148.89m，M=35.22M,S＝72.32m，h=72.35m,r0＝1263.40m，R=1323.04m，k=0.0068m3/d经计算，3号煤层间接充水含水层涌水量为1859m3/d综合上述直接和间接涌水量，山西组3号煤层涌水量为4829m3（2）水文地质比拟法采用南部的开采条件和水文地质条件与本矿相似的经坊煤矿资料进行比拟，选用两个公式分别进行计算：=1\*GB3①富水系数比拟法(1.3)(1.4)式中Kp为富水系数，Q0为一定时期从矿井排出的总水量，P0为同期内的开采量，Q为本矿井预计排水量，P为设计新井开采量。此处取经坊煤矿，P0＝90万t/a，Q0＝1200-1500m3P=200万t/a,经计算，司马矿井涌水量Q＝2667－3333m=2\*GB3②单位涌水量比拟法Q＝Q·()(1.5)式中Fo为已开采面积1.648km2,F为设计新井一采区面积约5km2,新井水位降S约等于径坊矿水位降So，Q0=1200－1500m3/d。经计算，司马矿井涌水量Q＝3641～4551m（3）计算结果采用正常情况下，开采3号煤层的涌水量应为水文地质比拟法所计算的涌水量与地下水动力学法计算涌水量之间的某个数值，因该值不易确定，这里采用正常涌水量2667－4829m3（4）矿井充水因素 邻近生产矿井充水因素分析本矿区南邻经坊煤矿，原设计生产能力120万t/a,实际约180万t/a，开采3号煤层，煤层处于浅部，影响煤层开采的含水层为顶板砂岩裂隙含水层，同时也受第四系孔隙水和基岩风化带裂隙含水层的影响，据水文观测，排水量最小为379.24m3/d,最大4897.84m3/d,一般1200-1500m3/d,矿区西北外缘有南寨煤矿，生产能力200万t/a，开采3号煤，影响煤层开采的含水层主要为其顶板砂岩裂隙含水层，其上部第四系及基岩风化带含水层也影响煤层开采，日排水量1500m3本矿井充水因素分析3号煤层直接充水含水层为3号煤层顶板K砂岩裂隙含水层，由于煤层开采过程中产生的裂隙塌陷，局部受其影响，在东部较浅地段可受浅层地下水及第四系含水层的影响，上述含水层一般富水性较弱，对矿井生产不致受到大的威胁。3号煤层下部煤层开采时，除受上述水害影响外，还受太原组各含水层水的影响。但因含水性均较弱，因此对矿井生产威胁不大。而煤层绝大部分位于奥灰水位之下，使煤层开采具有较高的水压值，尤其在构造部位，如较大的张性断层和陷落柱等，可能造成底板突破，引起奥灰水进入巷道，总之奥灰水将会对矿井生产造成威胁。1.3煤层特征本区内主要含煤地层为山西组和太原组，含煤6-14层，含煤地层平均总厚162.10m，煤层平均总厚15.96m，含煤系数平均9.85%。可采煤层平均总厚15.03m，可采含煤系数9.3%。1.3.1主要含煤地层（1）山西组：为主要含煤地层之一，地层总厚45.67-65.10m，平均57.36m，一般含煤1-3层，煤层平均总厚6.72m，含煤系数11.5%。主要可采煤层3号煤层位于本组中下部，其余煤层为极不稳定的薄煤层，不具工业开采价值。（2）太原组：主要含煤地层之一，地层总厚92.90-121.31m，平均104.74m。含煤5-11层，自上而下编号为5、7、8-2、9、11、12、13、14、15号煤层，煤层平均总厚度9.32m，平均含煤系数8.9%，可采煤层平均总厚8.31m，可采含煤系数为7.9%。其中9、14、15号煤层全区稳定可采，8-2号煤层较稳定大部分可采，其余煤层为零星或不可采。（3）煤层对比：矿区内含煤地层厚度变化不大，标志层及主要可采煤层较为稳定。煤层主要采用标志层及其层间距法，辅以地层的物性特征加以对比。各煤层对比标志如下：1号煤层：位于山西组顶部，一般为K8砂岩直接下伏。层位极不稳定。2号煤层：位于山西组中部、位于1号煤与3号煤之间两套砂岩之间，其顶板一般为砂岩，极不稳定。3号煤层：位于山西组中下部，以煤层本身厚度大，结构简单，层位稳定为特征，是很好的对比标志区别于其它煤层。物性反映特征明显，视电阻率电位曲线呈高幅值笋状，伽玛––伽玛曲线呈箱形，对比可靠。5号煤层：K6石灰岩下伏。7号煤层：K5石灰岩下伏。8-2号煤层：位于9号煤层顶板泥灰岩之上10m9号煤层：位于K4石灰岩之上0.30-9.70m，平均3m左右，其顶板一般为泥灰岩、钙质泥岩，该煤层全区可采，对比可靠。煤层情况见表1.1。表1.1煤层情况一览表煤层号煤厚m平均间距层位稳定性煤层稳定性可采性10-0.50/0.168.95极不稳定极不稳定不可采20-0.60/0.04极不稳定极不稳定不可采20.6535.97-7.33/6.62稳定稳定可采21.8750-1.25/0.11不稳定不稳定不可采11.4570-1.65/0.39较稳定不稳定不可采18.268-20.45-1.78/1.31稳定较稳定大部可采11.3890.76-1.78/1.46稳定稳定可采7.24110-0.50/0.31较稳定不稳定不可采6.70120.16-1.45/0.55稳定不稳定不可采5.94130-0.78/0.39较稳定不稳定不可采16.43140-1.59/0.90稳定稳定可采4.74151.08-6.70/4.64稳定稳定可采备注：层位稳定性：稳定>90%；较稳定：90-60%；不稳定：60-30%；极不稳定：<30%煤层稳定性：稳定<0.25；较稳定0.25-0.50；不稳定0.50-0.75；极不稳定>0.7510号煤层：位于K4石灰岩上覆。11号煤层：位于K4石灰岩下伏。12号煤层：位于K4至K3石灰岩之间。顶板一般为石灰岩、泥灰岩。13号煤层：K3石灰岩下伏。14号煤层：K2石灰岩下伏，该煤层全区稳定可采，对比可靠。15号煤层：位于K2灰岩下5m左右，顶板以泥灰岩、泥岩为主，且含大量黄铁矿，煤层厚度大，结构较复杂，全区稳定，本身可作为对比标志，视电阻率曲线呈掌状，伽玛––（4）可采煤层本矿井可采煤层5层，分别为3、8-2、9、14、15号煤层，其中3号煤层厚度大且稳定，为主采采煤层。=1\*GB3①3号煤层位于山西组中下部，上距K8砂岩平均厚29.60m，下距K7砂岩平均厚10.77m，下距可采煤层8-2层平均厚52.03m。煤层厚5.47m-7.80m，平均6.62m,变异系数Gr=6.5%，属稳定可采煤层。煤层结构简单，一般含1-2层泥岩或炭质泥岩夹矸，平均厚0.40m，纯煤厚5.47m-7.45m，平均厚6.22m。煤层顶板一般为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩或砂岩；煤层底板为泥岩、砂质泥岩，局部为砂岩或粉砂岩。该煤层属全区稳定可采煤层，研究及控制程度均较高。=2\*GB3②8-2号煤层位于太原组三段中下部，上距3号煤层48.59-66.25m，平均52.03m，煤层厚0.45-1.78m，平均1.31m，变异系数Cr=0.28，属较稳定煤层，煤层结构简单，有12孔含一层泥岩或炭泥夹矸，厚0.05-0.55m，平均0.27m。纯煤厚0.45-1.78m，平均1.19m。煤层顶板为泥岩、砂质泥岩、局部为粉砂岩、砂岩；底板一般为细粒砂岩，局部为泥岩、砂质泥岩。该煤层属较稳定大部可采煤层。=3\*GB3③9号煤层位于太原组三段底部，上距8-2号煤层9.12-14.12m，平均11.38m，下距14号可采煤层32.98-42.87m，平均厚37.59m。煤层厚0.76-1.78m，平均1.46m，Cr=0.16，本区仅20-4号孔不可采，属单一结构煤层，全区稳定可采。煤层顶板一般为泥岩、泥灰岩；底板为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，局部为砂岩。该煤层属全区稳定可采煤层。=4\*GB3④14号煤层位于太原组一段顶部，其顶板为K2灰岩，上距9号煤层平均37.59m，下距15号可采煤层3.20-5.45m，平均4.74m。煤层厚0-1.59m，平均厚0.90m，Cr=0.28，属较稳定煤层，全区仅两点(1903、22-2孔)不可采外，其余均达可采厚度，煤层厚0.80-1.59，平均0.93m，且厚度稳定，变异系数Cr=0.19，属单一结构煤层，全区稳定可采。煤层顶板为石灰岩，局部含炭质泥岩伪顶，煤层底板为泥岩、砂质泥岩。该煤层属全区稳定可采煤层。=5\*GB3⑤15号煤层位于太原组一段下部，上距14号煤层平均间距4.74m，煤层厚1.08-6.70m，平均4.64m，变异系数Cr=0.20，煤层结构复杂，一般含3-4层泥岩或炭质泥岩夹矸，夹矸厚0-1.68m，平均0.96m，纯煤厚1.08-6.70m，平均3.68m。煤层厚度变化不大，仅22-3号孔出现异常变薄，可能是局部成煤环境的变化所造成的。煤层顶板一般为泥灰岩、泥岩；底板为泥岩、砂质泥岩、局部为铝质泥岩。15号煤层属全区稳定可采煤层。综上所述，本矿区煤层的发育属稳定型(一型)1.3.2煤质特征（1）物理性质和宏观煤岩特征=1\*GB3①3号煤层：灰黑––黑色，块状为主，玻璃光泽，亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤条带，属半光亮型煤。=2\*GB3②8-2号煤层：黑色，半光亮-光亮型块状-粉状，玻璃光泽。=3\*GB3③9号煤层：黑色，半光亮型，块状-粉状，玻璃光泽，含黄铁矿结核。=4\*GB3④14号煤层：黑色、半光亮型，粉状-块状，玻璃光泽，具条带状结构。=5\*GB3⑤15号煤层：黑色，半光亮型，块状-粉状，玻璃光泽，含黄铁矿结核及散晶。（2）显微煤岩特征=1\*GB3①3号煤层：镜质组在72.1-73.9%之间，半镜质组4.9-6.2%之间，丝质组21.2-21.7%之间。镜质组多为均质、基质、团块状镜质组，矿物含量不多，主要以粘土类(2.7-7.3%)为主。=2\*GB3②15号煤层：镜质组为85.0%；半镜质组为2.7%，丝质组为12.3%。镜质组以均质镜质体和基质镜质体为主，结构镜质体少见。半镜体多于团块体。矿物含量为4.6%，以粘土类为主，其次为黄铁矿。粘土多为层状或透镜状分布于有机质中。黄铁矿为颗粒状或结核状，其它成分较少。（3）化学性质各煤层煤质化验指标汇总如下表。现将井田内各煤层主要煤质特征分述如下：=1\*GB3①3号煤层：原煤灰分(Ad)10.22-37.49%，平均15.66%，洗煤灰分(Ad)4.88-11.37%，平均7.86%；原煤挥发分(Vdaf)14.75-21.44%,平均16.20%，洗煤挥发分(Vdaf)13.78-15.83%，平均14.78%；原煤硫分(St,d)0.21-0.62%，平均0.37%，洗煤硫分(St,d)0.28-0.46%，平均0.35%。洗煤磷含量(Pd)0.011-0.084%，平均0.029%。原煤干基弹筒发热量(Qb,d)21.04-32.29MJ/kg，平均30.18MJ/kg，洗煤干基弹筒发热量(Qb,d)31.72-33.69MJ/kg，平均32.96MJ/kg；原煤干基恒容高位发热量(Qgr,vd)28.28-31.23MJ/kg，平均28.55MJ/kg，洗煤干基恒容高位发热量(Qgr,vd)30.74-32.59MJ/kg，平均31.83MJ/kg。煤灰成份以酸性的SiO2和Al2O3为主，其中SiO238.76-50.98%,平均44.44%，Al2O326.09-38.07%,平均31.53%；灰熔融性(ST)1362℃。=2\*GB3②8-2号煤层：原煤灰分(Ad)14.59-39.35%，平均23.51%，洗煤灰分(Ad)6.72-22.59%，平均10.73%;原煤挥发分(Vdaf)17.25-24.88%,平均18.02%，洗煤挥发分(Vdaf)13.74-17.90%，平均15.68%;原煤硫分(St,d)0.62-3.74%，平均1.73%，洗煤硫分(St,d)0.63-2.34%，平均0.98%。洗煤磷含量(Pd)0.001-0.006%，平均0.0042%。原煤干基弹筒发热量(Qb,d)18.35-30.49MJ/kg，平均26.19MJ/kg，洗煤干基弹筒发热量(Qb,d)27.14-30.31MJ/kg，平均30.61MJ/kg；原煤干基恒容高位发热量(Qgr,vd)19.18-26.67MJ/kg,平均23.64MJ/kg，洗煤干基恒容高位发热量(Qgr,vd)26.06-31.61MJ/kg,平均29.58MJ/kg。煤灰成份以酸性的SiO2和Al2O3为主，其中SiO242.98-54.25%,平均47.91%，Al2O324.38-33.37%,平均30.14%；灰熔融性(ST)1320℃。=3\*GB3③9号煤层：原煤灰分(Ad)14.17-29.52%，平均19.27%，洗煤灰分(Ad)7.10-16.09%，平均10.78%;原煤挥发分(Vdaf)14.77-19.84%,平均16.60%，洗煤挥发分(Vdaf)14.14-17.21%，平均15.73%;原煤硫分(St,d)1.30-3.81%，平均2.04%，洗煤硫分(St,d)0.51-1.64%，平均1.28%。原煤干基弹筒发热量(Qb,d)24.77-31.09MJ/kg，平均28.72MJ/kg，洗煤干基弹筒发热量(Qb,d)29.60-32.70MJ/kg，平均31.22MJ/kg；原煤干基恒容高位发热量(Qgr,vd)23.79-28.11MJ/kg,平均26.01MJ/kg，洗煤干基恒容高位发热量(Qgr,vd)28.56-31.69MJ/kg,平均29.83MJ/kg。煤灰成份以酸性的SiO2和Al2O3为主，其中SiO239.50-52.80%,平均47.63%，Al2O317.11-32.73%,平均28.25%；灰熔融性(ST)1263℃。=4\*GB3④14号煤层：原煤灰分(Ad)7.39-24.42%，平均13.88%，洗煤灰分(Ad)2.6-8.25%，平均5.47%;原煤挥发分(Vdaf)13.09-23.02%,平均15.34%，洗煤挥发分(Vdaf)12.08-14.80%，平均13.40%;原煤硫分(St,d)2.14-7.71%，平均3.66%，洗煤硫分(St,d)1.59-4.00%，平均3.40%。洗煤磷含量(Pd)0.001-0.006%，平均0.005%。原煤干基弹筒发热量(Qb,d)25.96-33.35MJ/kg，平均30.59MJ/kg，洗煤干基弹筒发热量(Qb,d)31.69-35.17MJ/kg，平均33.66MJ/kg；原煤干基恒容高位发热量(Qgr,vd)26.43-30.82MJ/kg,平均29.00MJ/kg，洗煤干基恒容高位发热量(Qgr,vd)30.46-33.02MJ/kg,平均31.82MJ/kg。煤灰成份以酸性的SiO2和Al2O3为主，其中SiO234.40-57.40%,平均44.28%，Al2O316.69-25.30%,平均20.07%；灰熔融性(ST)1241℃。=5\*GB3⑤15号煤层：原煤灰分(Ad)12.44-35.11%，平均23.42%，洗煤灰分(Ad)4.22-12.52%，平均7.97%;原煤挥发分(Vdaf)14.50-21.32%,平均17.44%，洗煤挥发分(Vdaf)12.32-18.07%，平均14.12%;原煤硫分(St,d)3.92-7.74%，平均5.46%，洗煤硫分(St,d)2.46-5.92%，平均4.10%。洗煤磷含量(Pd)0.015-0.036%，平均0.024%。原煤干基弹筒发热量(Qb,d)21.49-30.30MJ/kg，平均26.39MJ/kg，洗煤干基弹筒发热量(Qb,d)30.72-33.71MJ/kg，平均32.22MJ/kg；原煤干基恒容高位发热量(Qgr,vd)20.27-28.36MJ/kg，平均24.57MJ/kg，洗煤干基恒容高位发热量(Qgr,vd)29.36-32.04MJ/kg,平均30.57MJ/kg。煤灰成份以酸性的SiO2和Al2O3为主，其中SiO231.81-45.54%，平均40.06%，Al2O322.54-37.57%,平均28.31%；灰熔融性(ST)1262℃。本区内3、15号煤层镜煤最大反射率介于1.677-1.830%之间，其变质程度属于SM、PS、PM；、3、15号煤层从东到西，煤的变质程度有所加深，太原组15号煤层较山西组3号煤层变质程度加深，均符合煤变质的一般规律。（4）煤的工艺性能=1\*GB3①煤的热稳定性：经相邻区的1105、1311、2704孔3号煤取样测试，结果为粘结。=2\*GB3②煤的化学反应性：22-2孔采取3、15号煤样进行煤的化学反应性的测定：1100℃时，3号煤层二氧化碳还原率为39.3%，二氧化碳分解率为42.8%，反应性属中等。15号煤层二氧化碳还原率为62.6%，二氧化碳分解率为22.7%，反应性亦属中等。=3\*GB3③煤的结渣性：据《长治勘探区详查地质报告》3、15号煤层取样测试，3号层鼓风强度0.1米/秒时，结渣率为16.49-31.97%；鼓风强度0.3米/秒时，结渣率为17.89-43.36%，可见3号煤层属中等结渣煤。15号层鼓风强度0.1米/秒时，结渣率为40.18-51.24%；鼓风强度0.3米/秒时，结渣率为61.49-77.75%，15=4\*GB3④煤的可磨性：据1705、2103、2105、2504号孔采样测试，3号煤层的哈氏可磨性指数(KHG)96－103，15号煤层的哈氏可磨性指数(KHG)83－101。（5）煤类划分及其依据本矿区煤类划分按《中国煤炭分类国家标准》(GB5751－86)进行。以精煤挥发分产率(900℃Vdaf)和粘结指数(GR,I)=1\*GB3①3号煤层：洗煤挥发分(Vdaf)为13.78-15.83%，平均14.78%；粘结指数(GR,I)9.0-49.57，平均17.0，可划分为瘦煤(SM)、贫瘦煤(PS)。=2\*GB3②8-2号煤层：洗煤挥发分(Vdaf)13.74-17.90%，平均15.68%；粘结指数(GR,I)7.5-45.0，平均15.70，划分为瘦煤(SM)、贫瘦煤(PS)。=3\*GB3③9号煤层：洗煤挥发分(Vdaf)14.41-17.21%，平均15.75%；粘结指数(GR,I)2.0-19.0，平均8.7，划分为贫瘦煤(PS)、贫煤(PM)。=4\*GB3④14号煤层：洗煤挥发分(Vdaf)12.08-14.80%，平均13.40%；粘结指数(GR,I)0.0-17.0，平均1.1，划分为贫瘦煤(PS)、贫煤(PM)。=5\*GB3⑤15号煤层：洗煤挥发分(Vdaf)12.32-18.07%，平均14.12%；粘结指数(GR,I)0.0-11.8，平均4.1，划分为贫瘦煤(PS)、贫煤(PM)。（6）可选性本区内仅在19-2孔采取了3、15号煤层的煤芯煤样做简易可选性试验；《长治勘探区详查地质报告》在经坊煤矿也采取了3号煤层煤样和2109号孔15号煤层煤芯样作简易筛分、浮沉试验，其成果可供评价煤层可选性时利用。=1\*GB3①煤的筛分浮沉试验煤样的筛分试验分13-6mm、6-3mm、3-0.5m、0.5-0mm四个粒度级进行。从经纺煤矿3号煤层的筛分试验结果看13-6mm粒级所占全样产率最高，6-3mm、3-0.5mm粒级所占全样产率比较接近，0.5-0mm粒级占全样产率最低。15号煤层(2109号孔)各粒级产率比较接近，仅浮沉试验结果，浮煤产率主要集中在1.3-1.4比重级内。=2\*GB3②煤的可选性评价3号煤层：采用±0.1含量法评价。以经纺煤矿3号煤层为例，假定精煤灰分为10％，理论分选比重为1.48，理论精回收率为87.5%，±0.1含量为28.4%(已扣除沉矸)，可选性属中等，假定精煤灰分为10.5%时，理论分选比重为1.51，理论精煤回收率为90.5%，±0.1含量为18.0%(已扣除沉矸)，可选性属易选。15号煤层采用±0.1含量法评价。以2109号孔15号煤层为例，假定精煤灰分为10％，理论分选比重为1.46，理论精回收率为49.5%，±0.1含量为47.1%(已扣除沉矸)，可选性属极难选，假定精煤灰分为11%时，理论分选比重为1.51，理论精煤回收率为55.5%，±0.1含量为30.9%(已扣除沉矸)，可选性属难选。本矿区东部边界以3号煤层露头为界，其风氧化带沿露头线向西划分。边界钻孔仅19-1孔的3号煤层发现有风、氧化现象，其余钻孔均未发现，原地质报告采用中点法(以有见风氧化的钻孔与未风氧化钻孔的中点为界)圈定；其它部分采用沿3号煤层露头线的基岩下垂深20米为风氧化带；经过此次首采区的地震工作，查出3号煤层风氧化带2处，1101工作面回采初期的80m范围内煤层较薄，厚度在5.5-6m之间，且煤层上部明显的风化现象，由于采用的是放顶煤开采方式，总体造成了煤炭质量降低，但向西推进80m风化带1：位于首采区东南边界3号煤层露头处，平面形态为不规则的弧形，在时间剖面上T3波表现为能量弱，振幅降低，下相位波变强等特征，按20×20m网度所抽取的时间剖面上有19个异常点控制，其中A级点11个，B级点5个，C级点3个，控制可靠。风化带2：位于首采区东北部，平面形态为不规则形，在时间剖面上T3波表现为能量明显变弱，振幅降低，下相位波变强等特征。在风化带的中心T3反射波中断为风化严重地段，按20×20m网度所抽取的时间剖面上有20常点控制，其中A级点8，B级点7，C级点5，控制可靠（7）各煤层综合煤质特征=1\*GB3①各煤层煤质在水平方向上存在分带现象，洗煤挥发分由东向西有降低之趋势，煤的变质程度相应加深。3、8-2号煤层由瘦煤到贫瘦煤；9、14、15号煤层由贫瘦煤到贫煤。垂向变化虽8-2、9号煤层洗煤挥发分稍高于3号煤层，15号煤层又略高于14号煤层等差异，但由上到下洗煤挥发分逐渐降低是一个总趋势，符合煤变质一般规律。=2\*GB3②原煤灰分由上至下呈增高趋势(14号煤层除外)，矿区内以8-2、15号煤层灰分增高较为明显。=3\*GB3③原煤硫分由上到下逐渐增高，且以14、15号煤层较为明显。=4\*GB3④各煤层煤灰成份变化不大，均以酸性的二氧化硅+三氧化二铝为主，平均在65%以上。3号煤层略高于其它煤层，达77%以上。=5\*GB3⑤8-2、14号煤层精煤回收率平均值分别为44.42%和46.08%，属中等；3号煤层精煤回收率平均值为73.26%，属优等；9号煤层精煤回收率平均值为51.27%，属良等；15号煤层精煤回收率平均值为37.60%，属低等。（8）工业用途评述=1\*GB3①3号煤层为特低灰-低中灰，特低硫，高发热量，高熔灰分之瘦煤和贫瘦煤，可用作炼焦配煤和发电用煤、民用煤。=2\*GB3②8-2号煤层为低灰-中灰，低硫-高硫，高发热量，高熔灰分瘦煤和贫瘦煤，洗选后可用作炼焦配煤和动力用煤、民用煤。=3\*GB3③9号煤层为中低灰-中灰，低中硫-高硫，高发热量，高熔灰分之贫煤和贫瘦煤。洗选后可作为炼焦配煤、民用煤和动力用煤。=4\*GB3④14号煤层为草药低灰-中灰，高硫，高发热量，低熔灰分之贫煤和贫瘦煤，可用作动力用煤、民用煤。=5\*GB3⑤15号煤层为中低灰-中高灰，高硫，高发热量，高熔灰分之贫煤和贫瘦煤，可用作民用煤和动力用煤。1.3.3瓦斯、煤尘和自燃情况（1）瓦斯：据经坊煤矿瓦斯资料：瓦斯成份主要为甲烷和二氧化碳，瓦斯相对涌出量4.73-8.57m3/t,平均6.77m3/t，属低瓦斯矿井。据南寨煤矿瓦斯资料：瓦斯成份主要为甲烷、次为二氧化碳及氮气，瓦斯相对涌出量为1.19m3/t,属低沼气矿井。矿区内以往勘探采用解吸法共采3、15号煤层瓦斯煤样14个，其中15号煤层瓦斯样8个，其测试结果见下表。表1.33号煤层甲烷含量、瓦斯成份测定结果统计表煤层号(点数)甲烷含量ml/g.daf自燃瓦斯成份%CH4CO2N2C2-C83(6)0.004-6.101.830.15-97.7738.030.79-12.856.311.35-96.3554.050.000-9.621.9515(8)0.00-12.462.800.47-99.8124.410.60-34.2419.054.23-85.5156.550.000从表中可以看出，15号煤层甲烷含量平均值略高于3号煤层。根据自然瓦斯成份本井田可分为CO2-N2带、N2-CH4带和CH4带。本矿区内3、15号煤层甲烷含量的分布具东低西高的特点，东部存在大片瓦斯风化区，往西随煤层埋藏深度增加，甲烷含量也明显增高，今后开采煤层深部时瓦斯将是影响矿井安全的一个危害因素，目前矿井绝对瓦斯涌出量为1.74m3/min，相对瓦斯涌出量为0.67m3/t，掘进面涌出量占全部瓦斯涌出量的29.9%，采煤工作面占50%，采空区涌出量占20%（2）煤尘：据区内部分勘探钻孔及邻近的22-1孔采样作3、8-2、9、15号煤层爆炸性试验，结果见下表：表1.4煤尘爆炸试验结果表采样位置Mad(%)Ad(%)Vdaf(%)煤尘爆炸备注火焰长度(mm)加岩粉量(%)有无爆炸性22-11.3414.9516.872555有试验结果由山西煤田地质研究所提供22-20.9112.6716.963060有22-10.7914.6016.291555有22-10.5817.0116.262060有22-10.6420.0616.811555有22-20.6625.6817.621540有17042055有17042055有从表中可以看出3、8-2、9、15号煤层均属有爆炸危险性，井下应作好防尘除尘工作。（3）煤的自燃据区内部分钻孔及邻近22-1孔采样作3、8-2、9、15号煤层煤的自燃趋势试验见下表。表1.5煤的燃点试验结果表采样位置煤层号燃点（℃）备注原煤样氧化还山西煤田地质研究所测试22-2340439841122-18-240837141322-1940936941522-21541539142717043379376380170415377379393根据《煤的自燃倾向性等级分类表》，3号煤层的ΔT1-3为4-14℃，属不自燃煤层；8-2号煤层ΔT1-3为42℃，属很易自燃煤层；9号煤层ΔT1-3为46℃，也属很易自燃煤层；15号煤层ΔT1-3为14-36（4）地温以往有13个钻孔进行了简易测温，根据测温资料结果统计分析，区内恒温带深度在20－40m，温度为14.7℃,地温梯度变化在1.15-1.45℃

2井田境界和储量2.1井田境界矿界西北以太焦铁路东侧保安煤柱与南寨煤矿相望，南与经坊煤矿为邻，东部为3号煤层露头线，西邻目前在建的高河井田。矿界范围为以下6点限定（3°带，中央子午线114°）：1.X＝4001840Y＝384128692.X＝4001099Y＝384172993.X＝3997000Y＝384160004.X＝3995900Y＝384149005.X＝3995900Y＝384107506.X＝3999000Y＝38410749矿界范围近一六边形，长宽各约6km，总面积29.494km2图2-1井田尺寸示意图本区内主要含煤地层为山西组和太原组，含煤6-14层，含煤地层平均总厚162.10m，煤层平均总厚15.96m，含煤系数平均9.85%。可采煤层平均总厚15.03m，可采含煤系数9.3%。3号煤层：位于山西组中下部，以煤层本身厚度大，结构简单，层位稳定为特征，赋存条件较好，故本设计矿井仅考虑3号煤层。2.2矿井工业储量2.2.1井田地质勘探本报告利用钻孔共计34个，分别按煤炭部78及86两个标准进行评级，可靠钻孔27个（其中甲级孔14个、乙级孔11个、丙级孔2个），参考7个（1958年前后长治南北普查期钻孔）。测井质量评级甲级孔23个，乙级孔4个，三个合格，三个参考，一个废孔。矿区范围内的34个钻孔，奥陶系终孔的23个，本溪组终孔的4个；参考的7个钻孔中在3号煤下终孔的3个，15号煤下终孔的1个，K4石灰岩终孔的3个。3号煤层最小可采厚度5.97m,最大可采厚度7.33，平均6.62。2.2.2储量计算基础（1）根据本矿的井田地质勘探报告提供的煤层储量计算图计算；（2）根据《煤炭资源地质勘探规范》和《煤炭工业技术政策》规定：煤层最低可采厚度为0.70m，原煤灰分≤40%；（3）依据国务院过函（1998）5号文《关于酸雨控制区及二氧化硫污染控制区有关问题的批复》内容要求：禁止新建煤层含硫份大于3%的矿井。硫份大于3%的煤层储量列入平衡表外的储量；（4）储量计算厚度：夹石厚度不大于0.05m时，与煤分层合并计算，复杂结构煤层的夹石总厚度不超过每分层厚度的50%时，以各煤分层总厚度作为储量计算厚度；（5）井田内主要煤层稳定，厚度变化不大，煤层产状平缓，勘探工程分布比较均匀，采用地质块段的算术平均法。2.2.3矿井地质储量计算3号煤层全区稳定可采，计算范围为新确定的煤层风化带边界和矿区边界线圈定。该煤层有PS、SM两个煤种，依据地质规范要求，煤层厚度大于或等于可采厚度0.8m、原煤灰份小于40％且原煤硫分含量不大于3%计算其储量，经以往钻探和采样确定，区内3号煤层均满足上述条件。本区煤层属沉积矿产，呈层状展布，层位稳定，全区发育，空间上连续，煤层倾角变化在4°～6°之间，均属较稳定煤层。考虑到煤层产状、煤厚均有一定的变化以及各块段控制程度不同的实际情况，具体估算时，不能简单用统一的煤厚、倾角等参数。将全区根据相应控制程度划分为若干个地质块段更接近于实际，分别估算各块段的资源/储量，然后将各块段资源/储量相加，即得全区总资源/储量。图2-2储量计算快段划分图计算方法A块段水平面积为8.85km2，倾角为4，二1煤平均厚度6.62m；B块段水平面积为7.87km2，倾角为6，二1煤平均厚度6.62m；C块段水平面积为5.9km2，倾角为5，二1煤平均厚度6.62m；D块段水平面积为6.99km2，倾角为4，二1煤平均厚度6.62m；矿区内3号煤层稳定，产状平缓，采用地质块断法计算储量，以勘探线、煤种界线、保安煤柱线、可采边界线、风氧化带界线等划分块段。估算公式：矿井工业储量利用下式计算：（2-1）式中:m——各块段煤层平均厚度，m；r——煤层容重，二1煤为1.37t/m3。S——各块段水平面积，km2；——各块段煤层的倾角；面积：采用块段的水平投影面积，图件矢量化之后直接在电脑中用软件求取。厚度：单一结构煤层其厚度即为采用厚度；煤层夹矸小于0.05m时，夹矸和煤分层合并作为采用厚度，且灰分和发势量指标符合要求，煤层夹矸在0.05-0.79m时，夹矸剔除，特殊点除外；煤分层大于夹矸厚度时，则煤分层合并计算采用厚度，若煤分层小于夹矸厚度时，煤分层不参与计算储量。各块段内的见煤点采用厚度的算术平均值作为计算厚度。视(相对)密度：采用各煤芯煤样化验结果的算术平均值：3号煤层为1.37t/m3。代入数据得，井田地质储量为251.29Mt.2.2.4矿井工业储量计算矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质勘探，煤层厚度与质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前可供利用的可列入平衡表内的储量。矿井工业储量是进行矿井设计的资源依据，一般也就是列入平衡表内的储量。矿井工业储量：地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和122b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部，归类为矿井工业储量。在圈定各类别储量边界时，原则上以符合勘探网基本线距要求的勘探工程见煤点的连线圈定。根据一类一型的勘探网度：探明的基础储量（111b）：工程点距不大于1000m控制的基础储量（122b）：工程点距不大于2推断的资源量（333）：达不到可采的和控制的部分，在落差大于20m的断层的两侧也划出50m图2-3各种储量分配表储量的分配探明储量、控制储量、推断储量按6：3：1分配，经济基础储量、边际经济基础储量按90%、10%分配，次边际经济基础储量不计。各种储量分配见表2.3：表2.3矿井工业储量计算表类别探明储量/Mt控制储量/Mt推断储量/Mt经济储量边际储量经济储量边际储量数量135.64815.07267.84837.53825.129合计150.72375.387Zg=111b+122b+2M11+2M22+333k（2.3）其中：k=0.8Zg=150.723+75.387+25.129×0.8=246.222Mt2.3矿井可采储量矿井设计储量=矿井工业储量-永久煤柱损失矿井永久煤柱损失考虑了井田境界，村庄，铁路，高速公路，断层，陷落柱留设保安煤柱的损失。井田境界煤柱按20m宽留设，村庄，铁路，高速公路等保安煤柱均是在其边线外留出保护等级维护带宽度，然后按照各岩层的移动角计算出各岩层的水平移动长度，所有岩层水平移动长度之和即为围护带外煤柱的宽度，断层，陷落柱煤柱根据其规模大小和导水性留设安全煤柱，本井田内断层，陷落柱煤柱宽度一般为10-30m。2.3.1井田边界保护煤柱井田边界保护煤柱的损失按下式计算。（2-2）式中：P——井田边界保护煤柱损失，万t。H——井田边界煤柱宽度，20mL——井田边界长度，4499+4299+1562+4150+3100+3544=21154mm——煤层厚度，二1煤层平均为6.22m，r——煤层容重，二1煤为1.37t/m3；代入数据得：P=357.89万t2.3.2断层保护煤柱断层煤柱按断层落差大小两侧各留一定水平宽度的安全煤柱。具体留设方法见表2-4。表2-4断层保护煤柱留设方法断层落差H留设尺寸H≥50m50m30m≤H≤50m30mH<30m不留设煤柱由于断层落差30-50m,因此需要留30m保护煤柱，局部不需要留保护煤柱。综合考虑断层平均留30m保护煤柱。则断层保护煤柱量为：Z=(3106+4048+1697)×30×6.62×1.37×2=449.92万t2.3.3村庄公路保护煤柱村庄，高速公路等保安煤柱均是在其边线外留出保护等级维护宽度，然后按照各岩层的移动角计算出各岩层的水平移动长度，所有岩层水平移动长度之和即为维护带外煤柱的宽度。根据面积求和可得公路的保护煤柱为：Z1=400.42×6.62×1.37=3412.13万t村庄的保护煤柱为：Z2=81.08×6.62×1.37=690.09万t2.3.4氧化带保护煤柱Z=126.52×6.62×1.37=1078.12万t2.3.5工业广场保护煤柱工业广场的占地面积，根据《煤矿设计规范中若干条文件修改决定的说明》中第十五条，工业场地占地面积指标见表2.3。表2.4工业广场占地面积指标表井型/Mt·a-1占地面积指标/ha·0.1Mt-12.4及以上1.01.2～5～9～0.31.8矿井井型设计为1.8Mt/a，因此由表2-3可以确定本设计矿井的工业广场为0.22km2。工业广场属于Ⅱ级保护，需要留设20m宽的围护带。但是考虑到近些年来建筑技术的提高，建筑物不断向空间发展，所以，工业广场的面积都有缩小的趋势。本设计取0.75的系数，则工业广场的面积约为0.16km2。本设计选定工业广场长为450m，宽为400m，新生界松散层厚度平均100m，结合本矿井的地质条件及冲积层和基岩移动角（表2.4）采用垂直剖面法计算工业广场的压煤损失。则：Z=61.52×6.62×1.37=524.23万t司马矿井工业广场保护煤柱图如2-3图2-3工业广场保护煤柱矿井的永久保护煤柱损失量汇总表见表2-4。司马矿矿区岩层移动角见表2-4。表2-4岩层移动角广场中心深度/m煤层倾角/(°)煤层厚度/m表土层厚度/mф/(°)δ/(°)γ/(°)β/(°)+62066.2214045757570表2-4永久保护煤柱损失量保护煤柱形式损失量（万t）井田边界保护煤柱357.89公路及村庄保护煤柱4102.22氧化带保护煤柱1078.12工业广场保护煤柱524.23断层保护煤柱449.92合计6512.38

2.3.6矿井可采储量矿井可采储量是矿井设计的可以采出的储量，可按下式计算：式中：Zk——矿井可采储量，万t；Zg——矿井的工业储量，246.22Mt；P——保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物、大断层等留设的永久保护煤柱损失量，万t；C——采区采出率。根据《煤炭工业矿井设计规范》2.1.4条规定：矿井的采出率，厚煤层不小于0.75；中厚煤层不小于0.8；薄煤层不小于0.85。本设计矿井二1煤层厚度为6.22m，属于厚煤层，因此采区采出率选择0.75。则代入数据得矿井设计可采储量：Zk=(246.22-65.12)×0.75=135.82

3矿井工作制度、设计生产能力及服务年限3.1矿井工作制度根据《煤炭工业矿井设计规范》2.2.3条规定，矿井设计宜按年工作日330d计算，每天净提升时间宜为16h。矿井工作制度采用“三八制”作业，两班生产，一班检修。3.2矿井设计生产能力及服务年限3.2.1确定依据《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.1条规定：矿井设计生产能力应根据资源条件、开采条件、技术装备、经济效益及国家对煤炭的需求等因素，经多方案比较或系统优化后确定。（1）资源情况：煤田地质条件简单，储量丰富，应加大矿区规模，建设大型矿井。煤田地质条件复杂，储量有限，则不能将矿区规模定得太大；（2）开发条件：包括矿区所处地理位置（是否靠近老矿区及大城市），交通（铁路、公路、水运），用户，供电，供水，建筑材料及劳动力来源等。条件好者，应加大开发强度和矿区规模，否则应缩小规模；（3）国家需求：对国家煤炭需求量（包括煤中煤质、产量等）的预测是确定矿区规模的一个重要依据；（4）投资效果：投资少、工期短、生产成本低、效率高、投资回收期短的应加大矿区规模，反之则缩小规模。3.2.2矿井设计生产能力本矿井井田范围内煤层赋存简单，地质条件较好，首采煤层平均厚度6.22m，煤层平均倾角4°，局部倾角最大的地方为6°，属近缓倾斜煤层。全国煤炭市场需求量大，经济效益好。结合本矿区的煤炭储量，确定本矿井设计生产能力为1.8Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井可采储量设计生产能力和矿井服务年限三者之间的关系为：（3-1）式中：——矿井服务年限，a；——矿井可采储量，135.82Mt；——设计生产能力，1.8Mt/a；——矿井储量备用系数，取1.3。矿井投产后，产量迅速提高，矿井各生产环节需要有一定的储备能力。例如局部地质条件变化，使储量减少；或者矿井由于技术原因，使采出率降低，从而减少了储量。因此，需要考虑储量备用系数。《煤炭工业矿井设计规范》第2.2.6条规定：计算矿井及第一开采水平设计服务年限时，储量备用系数宜采用1.3～1.5。结合本设计矿井的具体情况，矿井储量备用系数选定为1.3。把数据代入公式3-1得矿井服务年限：T=135.82/(1.8×1.3)=58年3.2.4井型校核按矿井的实际煤层开采能力，运输能力，储量条件及安全条件因素对井型进行校核：（1）煤层开采能力的校核3煤层为主采煤层，煤厚6.62m，为特厚煤层，赋存较稳定，厚度变化不大。煤层倾角平