采矿工程毕业设计（论文）-司马矿1.8Mta新井设计（全套图纸）.docx

摘 要本设计包括三个部分：一般部分、专题部分和翻译部分。一般部分针对潞安司马矿井进行了井型为1.8Mt/a的新井设计。司马矿井位于山西省长治县境内，井田走向长约4.00km，倾向长约4.69km，面积约18.80km2。主采煤层为3#煤层，平均倾角3.8，平均厚度7.62m。井田工业储量为197.62Mt，可采储量133.55Mt，矿井服务年限为57.07a。矿井正常涌水量为220m3/h，最大涌水量为300m3/h；矿井相对瓦斯涌出量为0.67m3/t，属低瓦斯矿井。矿井煤层没有自燃倾向性，但煤尘有爆炸危险性。根据井田地质条件，设计采用立井单水平开拓方式，井田采用带区和盘区布置方式，共划分为四个带区，三个盘区，轨道大巷、胶带机大巷和回风大巷皆为煤层大巷，布置在3号煤层。矿井通风方式采用中央并列式通风。针对东七带区采用了带区准备方式，共划分10个分带工作面，并进行了运煤、通风、运料、排矸、供电系统设计。针对3703工作面进行了采煤工艺设计。该工作面煤层平均厚度为7.62m，平均倾角3.8，直接顶为炭质泥岩，老顶为粉砂岩。采煤方法为综合机械化放顶煤开采。矿井年工作日为330 d，日净提升时间16h，采用“四六制”工作制度，截深0.6m，每天六个循环，循环进尺3.6m，月推进度108m。大巷采用胶带输送机运煤，辅助运输采用架线式电机车牵引1.5t固定箱式矿车运输。专题部分题目为锚网支护沿空掘巷矿压显现规律，阐述了沿空掘进巷道上覆岩层结构、围岩应力分布、围岩变形的一般规律。并通过现场实测数据的整理分析，总结了类似条件下巷道的矿压显现规律，以指导沿空巷道的支护设计。翻译部分是一篇建筑物下似膏体充填开采新工艺的探讨性论文，英文题目为A New Mode of Coal Mining Under Buildings with Paste-Like Backfill Technology。关键词：立井开拓； 带区布置； 放顶煤采煤法； 中央并列式通风； 架线电机车运输；似膏体充填。ABSTRACTThis design includes three parts: the general part, special subject part and translation part.The general design is about a 1.80 Mt/a new underground mine design of Sima coal mine. Sima coal mine is located in Changzhi, shanxi province. Its about 4.0 km on the strike and 4.69 km on the dip, with the 18.80 km2 total horizontal area. The minable coal seam is 3# with an average thickness of 7.62 m and an average dip of 3.8. The proved reserves of this coal mine are 197.62 Mt and the minable reserves are 133.55 Mt, with a mine life of 57.07 a. The normal mine inflow is 220 m3/h and the maximum mine inflow is 300 m3/h. The mine gas emission rate is 0.67 m3/t which can be recognized as low gas mine. And its have no spontaneous combustion tendency, and its a coal seam liable to explosion.Based on the geological condition of the mine, this design uses vertical shaft single-level development method, and strip and districts preparation ,which divided into four bands and three districts, and track roadway, belt conveyor roadway and return airway are all coal roadways, arranged in the 3# coal seam. The ventilation type is centralized juxtapose ventilation;The design applies strip preparation against the first band of East Seven which divided into 10 stirps totally, and conducted coal conveyance, ventilation, gangue conveyance and electricity designing.The design conducted coal mining technology design against the 3703 face. The coal seam average thickness of this working face is 7.62 m and the average dip is 3.8, the immediate roof is mud stone and the main roof is sand stone. Comprehensive mechanization puts in the top coal technology is the mining method. The working days in a year are 300. Everyday it takes 18 hours in lifting the coal. The working system in the mine is “four-six”and the depth-web is 0.6 m with six working cycles per day, and the advance of a working cycle is 3.6 m and the advance is 108 m per month.Main roadway makes use of belt conveyor to transport coal resource, the xiliary haulage uses the wire laying type electric locomotive to tow the 1.5t fixed box-type mine car transportation.The monographic study is a brief analysis of behavior law of mine pressure of gob-side entry bolting with wire mesh.This paper has discussed the overlying strata structure of gob-side entry and the law of both surrounding rock stress distribution and surrounding rock deformation.By finishing and analysising the data from worksite, summarized the behavior law of mine pressure of gob-side entry with similar geological conditions to direct the support design for gob-side entry.The translated part is under a building resembles the paste body backfill to mine the new craft the discussion paper, English topic is A New Mode of Coal Mining Under Buildings with Paste-Like Backfill Technology.Keywords:vertical development; strip district; coal caving mining; centralized juxtapose ventilation; overhead line electric locomotive transport; paste-like backfill. 中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第V页目 录一般设计部分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、地貌11.1.3河流及水体11.1.4气象地震11.1.5矿区经济概况11.1.6水源及电源11.2井田地质特征21.2.1井田地质构造21.2.2地层31.2.3水文地质41.2.4地质勘探程度71.3煤层特征81.3.1煤层81.3.2煤层顶底板91.3.3煤质91.3.4瓦斯111.3.5煤尘121.3.6煤的自燃121.3.7地温122 井田境界和储量132.1井田境界132.1.1井田范围132.1.2开采界限132.1.3井田尺寸132.2矿井储量132.2.1储量计算基础132.2.2安全煤柱留设原则132.2.3矿井地质储量142.2.4矿井工业储量计算162.2.5矿井设计储量162.2.6矿井设计可采储量163 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限193.1矿井工作制度193.2矿井设计生产能力及服务年限193.2.1确定依据193.2.2矿井设计生产能力193.2.3矿井服务年限193.2.4井型校核204 井田开拓214.1井田开拓的基本问题214.1.1确定井筒形式、数目、位置及坐标214.1.2工业场地的位置224.1.3开采水平的确定及采盘区划分224.1.4主要开拓巷道224.1.5方案比较234.2矿井基本巷道284.2.1井筒284.2.2井底车场及硐室314.2.3主要开拓巷道335 准备方式带区巷道布置385.1煤层地质特征385.1.1带区位置385.1.2带区煤层特征385.1.3煤层顶底板岩石构造情况385.1.4水文地质385.1.5地质构造385.2带区巷道布置及生产系统385.2.1带区准备方式的确定385.2.2带区巷道布置395.2.3带区生产系统395.2.4带区内巷道掘进方法415.2.5带区生产能力及采出率425.3带区车场选型设计436 采煤方法446.1采煤工艺方式446.1.1带区煤层特征及地质条件446.1.2确定采煤工艺方式446.1.3回采工作面参数456.1.4综采工作面的设备选型及配套456.1.5回采工作面破煤、装煤方式496.1.6回采工作面支护方式506.1.7端头支护及超前支护方式526.1.8各工艺过程注意事项536.1.9回采工作面正规循环作业546.2回采巷道布置576.2.1回采巷道布置方式576.2.2回采巷道参数587 井下运输617.1概述617.1.1矿井设计生产能力及工作制度617.1.2煤层及煤质617.1.3矿井运输系统617.2带区运输设备选择627.2.1设备选型原则627.2.2带区运输设备选型及能力验算627.3大巷运输设备选择647.3.1胶带运输大巷设备选择647.3.2辅助运输大巷设备选择657.3.3运输设备能力验算668 矿井提升678.1矿井提升概述678.2主副井提升678.2.1主井提升678.2.2副井提升699 矿井通风及安全719.1矿井概况、开拓方式及开采方法719.1.1矿井地质概况719.1.2开拓方式719.1.3开采方法719.1.4变电所、充电硐室、火药库719.1.5工作制、人数719.2矿井通风系统的确定719.2.1矿井通风系统的基本要求719.2.2矿井通风方式的选择729.2.3矿井主要通风机工作方式选择739.2.4带区通风系统的要求739.2.5工作面通风方式的选择749.2.6回采工作面进风巷道的布置749.3矿井风量计算759.3.1工作面所需风量的计算759.3.2备用面需风量的计算769.3.3掘进工作面需风量769.3.4硐室需风量779.3.5其它巷道所需风量789.3.6矿井总风量789.3.7风量分配789.4矿井通风阻力计算799.4.1矿井通风总阻力计算原则809.4.2确定矿井通风容易和困难时期809.4.3矿井最大阻力路线809.4.4矿井通风阻力计算809.4.5矿井通风总阻力839.4.6两个时期的矿井总风阻和总等积孔849.5选择矿井通风设备859.5.1选择矿井通风设备的要求859.5.2通风机的选型859.5.3电动机选型879.6安全灾害的预防措施899.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施899.6.2预防井下火灾的措施899.6.3防水措施9010 设计矿井基本技术经济指标91参考文献93专题设计部分锚网支护沿空掘巷矿压显现规律951 绪论951.1问题的提出及背景951.2国内外研究现状961.2.1沿空掘巷煤柱的留设研究现状961.2.2沿空掘巷巷道的支护现状971.2.3沿空掘巷锚杆支护理论981.2.4沿空掘巷锚网支护机理991.2.5沿空掘巷锚网支护施工工艺1001.2.6沿空掘巷锚网支护质量要求1001.3研究内容及研究方法1012 沿空掘巷巷道上覆岩层的结构1013 沿空掘巷巷道围岩应力分布规律1023.1采场侧向支承压力分布规律1033.2煤层走向支承压力分布规律1044 沿空巷道围岩变形分析1044.1煤柱与巷道围岩的相互关系1044.2煤柱应力和应变的一般特征1044.3沿空掘巷巷道围岩变形分析1055 锚网支护沿空巷道矿压显现规律现场实测1055.1实测工作面基本情况及观测仪器1055.1.1地质条件1055.1.2沿空巷道支护参数1055.1.3矿压观测仪器1065.2测站布置1085.2.1巷道表面收敛规律1085.2.2巷道深部围岩活动规律。1085.2.3煤层平面内应力分布规律。1085.3现场实测结果及分析1095.3.1巷道两帮位移规律1095.3.2巷道顶底板位移量演化规律1125.3.3巷道低帮深部位移规律1145.3.4巷道高帮深部位移规律1155.3.5巷道高帮应力分布规律1165.3.6巷道低帮应力分布规律1186 结论119翻译部分英文原文122中文译文129致 谢134一般部分 中国矿业大学2012届本科生毕业设计 第135页1 矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1交通位置司马煤矿位于长治县境内，行政区划隶属长治县苏店镇，北距长治市14km，其地理位置为北纬360407-361023，东经1130033-1130530。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。矿界范围近一七边形，南北长约4.0km，东西长约4.7km，总面积18.8km2。村庄多、人口密集，各种道路四通八达,区内交通极为方便。太（原）焦（作）铁路从井田西部边缘通过，接轨于太焦铁路小宋车站的经坊煤矿铁路专用线从矿井中通过。207国道从矿区内南北穿过，西部的长治-晋成高速公路已经通车，区内各乡村间均有公路或大路相通，交通便利，如图1.1。1.1.2地形、地貌本区地处太行山西侧，位于山西高原东南部的长治断陷堆积盆地内。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+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。1.1.3河流及水体本矿区所处区域包括漳河流域、辛安泉域的广大地区，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，为受季控制的间歇性小溪，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。1.1.4气象地震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-29.037.6，平均9.1,。年降水量340.19832.9mm，年平均降水量595mm；年平均蒸发量为1558mm。夏季多东南风，冬季多西北风，最大风力为10级。无霜期160180d，冻土深度5075cm，属半湿润地区。根据中国地震动参数区划图（GB18306-2001），本区位于地震动峰值加速度为0.10，对应地震烈度为度区。1.1.5矿区经济概况长治县位于长治盆地东南部边缘，面积484 km2 。人口约30.3万人，人口密度625人km2，全县经济以煤炭工业为支柱产业。县城工业主要有采矿、冶铁、建材、食品、纺织等，其次有化肥、陶瓷、电石、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。1.1.6水源及电源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标准后，可用于选煤生产和井下区内奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层组、第四系冲洪消防洒水，矿井水源比较可靠。根据石屹节煤业公司司马矿井筹备处与山西省电力公司长治供电分公司达成的供电协议，司马矿设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。1.2井田地质特征1.2.1井田地质构造本区大地构造位置处于我国东部新华夏构造体系第三隆起带的中段，亦即太行山隆起褶带,该带系一西缓东陡的大型复背斜隆起,北段逐渐往NE弯曲，南段往SW及至往西扭转，总图1.1 司马矿井交通位置图体延伸方向为N2030E，它与其它隆起带和沉降带彼此平行,并呈雁行排列，作为分界构造的晋获褶断带位于沁水坳陷和太行山隆起带之间。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）信义村背斜位于司马、信义村一线，区内长约5.5km，走向南段N75E，北段N55E，由地震测线所控制，两翼地层倾角4。（2）原家庄向斜位于冯村东、原家庄一线，区内长约3.5km走向N5565E，由地震测线所控制，两翼地层倾角4。（3）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中型断层1条，为北东走向，具有一定的规律性。看寺正断层位于看寺村南至冯村一线，长约3.57km，走向NE68，倾向SE22，倾角75，落差1015m,20-5号孔见该断层，并有地震测线所控制。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。1.2.2地层本矿区含煤地层为晚古生代石炭-二叠系，区内除西部外缘零星出露P2s地层外，其余全部为第四系所覆盖。现依据钻孔资料将各地层由老到新简述如下：1、奥陶系中统(O2)为煤系地层基底，钻孔揭露厚度261.31m(2102号孔)。（1）上马家沟组(O2s)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）峰峰组(O2f)据长治详查资料，厚161.82-200m,平均176.21m，主要由石灰岩、泥灰岩、白云质灰岩夹石膏层组成。2、石炭系（C）（1）中统本溪组(C2b)与下伏奥陶系地层呈平行不整合接触。厚3.20-29.60m，平均10.44m。主要为一套泻湖潮坪为主的灰-深灰色的泥岩、砂质泥岩沉积，夹石灰岩及薄煤层，底部含铁铝质泥岩，含菱黄铁矿结核和大量动植物化石。（2）上统太原组(C3t)区内主要含煤地层之一，厚92.90-121.31m，平均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。按岩性组合特征划分太原组可分为三段：下段(C3t1)：从K1砂岩底-K2灰岩底，平均厚度16.31m，以灰-灰黑色泥岩为主，夹钙质泥岩、泥灰岩，局部夹粉砂岩，含煤2-3层，其中14、15号为可采煤层。中段(C3t2)：由K2灰岩底-K4灰岩顶，平均厚34.88m，为深灰-灰黑色泥岩、砂质泥岩，夹细粒砂岩和粉砂岩，有石灰岩、泥灰岩4-5层，含煤3层，均不可采。上段(C3t3)：由K4灰岩顶-K4灰岩底，平均厚度53.45m，为深灰-灰黑色的泥岩、砂质泥岩夹粉砂岩及细粒砂岩，见石灰岩或泥灰岩2-3层，夹不稳定的煤层5-7层，其中8-2、9为局部可采煤层。二迭系(P)（1）山西组(P1s)为矿区主要含煤地层之一，本组厚45.67-65.10m，平均57.36m。底部以K7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，中部为本区主要可采的3号煤层赋存部位。本组以色浅、含砂成分较高、交错层理发育、生物扰动构造多、植物化石丰富为特点。属滨海三角州沉积。（2）下石盒子组(P1x)K8砂岩底K10砂岩底，厚43.07-75.64m，平均62.70m。以K8砂岩与下伏地层整合接触。主要为浅灰色深灰色泥岩、砂质泥岩、灰白色砂岩，顶部常含一较稳定的带紫斑的鲕粒铝质泥岩，俗称“桃花泥岩”。（3）上石盒子组(P2s)区内仅在西部零星出露，钻孔最大揭露厚度290.58m，仅出现中段和下段，底部K10砂岩与下伏地层呈整合接触。本组地层由灰绿、紫红砂质泥岩、泥岩、灰白、黄绿色中粗粒砂岩组成。4、第三系上新统(N2)为一套山麓洪积相沉积，厚021.24m。为紫红、褐红、砖红、棕黄及黄色粘土、亚粘土与砂互层，底部含砾石层。与下伏地层呈角度不整合接触。5、第四系(Q)区内广泛分布，钻孔最大揭露厚度198.95m，主要由亚砂土、亚粘土、粘土、砂组成，底部含砾石层。根据首采区地震资料，新生界厚度总体规律为东南部和西南部较薄，厚度变化范围在125-140m之间，中部厚度一般在140-150m之间，西北部和东北部相对较厚，厚度变化在145-170m之间。1.2.3水文地质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、区内主要含水层组图1.2 综合柱状图（2）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+、Mg2+、Na +型水。该含水层属弱富水性含水层。（3）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。（4）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+.Na+型水，属弱富水性含水层。（5）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为弱富水性至中等富水性的含水层。2、区内主要隔水层（1）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）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）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。3、井田涌水量根据地质报告提供的资料情况，本次设计对象3号煤层，下组煤层因硫份高，受奥灰水的威胁较大，且距3号煤层较远、不影响上组煤的开采，本次设计暂不予考虑。根据地质报告提供的矿井涌水量计算结果，结合邻近矿井涌水量情况，预计司马矿达到1.8Mt设计生产能力时，正常涌水量为220m3/h，最大涌水量为300 m3/h。4、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。5、主要断裂构造的导水性本井田构造以小型褶曲为主，伴随着落差1015m的断裂构造条。看守寺正断层：张性断裂，落差1015m不等，对矿床可能起着导水通道的作用。6、井田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130m以上的地层阻隔；故矿床为以裂隙充水为主的简单充水矿床，即第二类第一型。由于构造等因素影响，使局部富水或沟通其它含水层，将造成局部地段水文地质条件复杂化。1.2.4地质勘探程度本区较系统的地质工作始于1958年。现将历次地质勘查工作内容和质量情况简述如下：1958年4月-1959年1月，山西煤田地质勘探114队在进行长治南北普查时，在本矿区内施工普查钻孔7个，钻探进尺2630.65m，1959年12月提交了沁水煤田长治南北普查区地质报告，山西省煤管局地质勘探局复审技术委员会于1962年8月28日以第002号决议书审批通过该报告。 1980年-1983年，先后由煤炭部第一勘探公司物测队与144、148队地震分队合作在长治普查区及长治-长子区分别进行过地震的概、详查工作，其中在本矿区内施工地震测线17条，计测线长57.3km，所获资料基本控制了东部边界3号煤层露头，1985年12月提交了长子-长治地震详查报告，煤炭部第一勘探公司于1986年8月以(87)煤勘字第12号文批准，资料可靠，但地震点数量不详，也无法评价其质量。1982年10月-1986年12月，山西煤田地质勘探114队在长治南详查区施工时，在本矿区内施工详查钻孔15个，钻探进尺6915.43m。1987年10月提交长治勘探区详查地质报告，1988年2月10日山西省煤炭工业管理局以第8801号文批准了该报告。1990年5月-1992年4月，山西省煤炭地质勘探二队在长治苏店井田精查勘探时，在本矿区内施工钻孔12个，钻探进尺4667.39m，1992年5月山西省煤炭地质勘探一队提交了山西省长治市苏店煤矿精查地质报告，但未见其审查批准书。工程质量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。所利用的全部钻孔除2102号孔外(3号底15号未封闭)，其余钻孔均按要求自孔底向上封至3号煤层顶上15m，风化带自基岩下80m向上封闭20m，孔口封5米并埋石桩，各封闭段均采取样品检验合格。60年以前所施工的钻孔，因资料残缺，封孔质量无法评价。老窑和火区的分布本矿区内无生产煤矿和老窑，在矿界南有经坊煤矿、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，采用一对斜井开拓，开采山西组3号煤层，设计能力120万t/a，综合机械化开采，当前年产量为180万吨，日排水量12001500m3，相对瓦斯涌出量为1.91m3/t，属低沼气矿井。南寨煤矿：位于长治市区西郊的南寨村，现属山西省煤炭进出口总公司所辖，设计能力90万t，采用一对立井开拓，用综采和炮采相结合的方法开采山西组3号煤层，现年产量180万t，为低瓦斯矿井。本矿区西侧的高河井田也为潞安矿业集团规划矿井，目前勘探工作已完毕，正在筹划建井，预计设计能力在800万吨左右。经过以往多次地质勘查和本次建井施工，在矿区内未发现有火区存在。补充地质工作在本矿建井期间，为更好地控制首采区内的小构造发育状况和煤层的起伏形态，潞安矿业集团公司曾委托山西煤田地质综合普查队在2003年底-2004年初对本矿首采区1.55 km2范围进行了三维地震勘探，此次工作采用R-48型数字地震仪，40道接收，采样间隔为1ms，记录长度1s，前放增益24-36db。根据本区地形地貌和煤层埋藏深度情况，勘探中采用了8线6炮制，中间激发双边接收的束状观测系统，共完成三维地震勘探线束7束，测线总长14.23km，测点8443个，总生产物理点1835个，合格率99%，质量达到了规范要求。1.3煤层特征1.3.1煤层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%。其中可采煤层特征见表1.1。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7.62m，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。其中可采煤层有：3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6.47m-8.80m，平均7.62m ,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6.47m-8.45m，平均厚7.22m。9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。14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。15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。1.3.2煤层顶底板3号煤层：煤层顶板为粉砂岩或细粒砂岩，局部为泥岩、砂质泥岩；底板一般为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩。9号煤层：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。14号煤层：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。15号煤层：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。1.3.3煤质1.煤的物理性质和宏观煤岩特征（1）3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）9号煤层：黑色，半光亮型，块状-粉状，玻璃光泽，含黄铁矿结核。（3）14号煤层：黑色、半光亮型，粉状-块状，玻璃光泽，具条带状结构。（4）15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）3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）15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.煤的化学性质（1）水分（Mad）可采煤层原煤平均分析基水分为：3号煤煤层0.5316.30%,平均1.74%；8-2号煤层0.625.14%，平均1.62%；9号煤层0.545.45%，平均1.60%；14号煤层0.483.13%，平均1.62%；15号煤层0.363.20%，平均1.17%。（2）灰分（Ad）可采煤层原煤平均干燥基灰分为：3号煤煤层10.2237.49%，平均15.66%；8-2号煤层14.5939.35%，平均23.51%；9号煤层14.1729.52%，平均19.27%；14号煤层7.3924.42%，平均13.88%；15号煤层12.4435.11%，平均23.42%。（3）全硫（St.d）3号煤煤层0.210.62%,平均0.37%；8-2号煤层0.623.74%，平均1.73%；9号煤层1.313.81%，平均2.04%；14号煤层2.147.71%，平均3.66%；15号煤层3.927.74%，平均5.46%。（4）挥发分（Vdaf）原煤挥发分其变化与煤中矿物质含量变化密切相关。3号煤煤层14.7521.44%,平均16.20%；8-2号煤层17.2524.88%，平均18.02%；9号煤层14.7719.84%，平均16.60%；14号煤层13.0923.02%，平均15.34%；15号煤层14.5021.32%，平均17.44%。表1.1 可采煤层特征表含煤地层煤层编号 煤厚（m）最小最大/平均平均煤层间距（m）夹石层数煤层结构稳定性可采性山西组36.97-8.33/7.6263.4137.594.741简单稳定全区可采太原组90.76-1.78/1.460简单较稳定局部可采140-1.59/0.900简单较稳定局部可采151.08-6.70/4.6434复杂稳定全区可采4.煤中的有害元素（1）磷：各煤层的磷含量在0.01%以下，属特低磷煤层。（2）砷：砷的含量很低，一般为24 mg/kg，为一级含砷煤。（3）氯：氯的含量很低，0.008%以下。（4）氟：3号煤一般为3040 mg/kg。（5）铬：3号煤一般为1320mg/kg。（6）汞：汞的含量0.20.4 mg/kg。（7）硒：硒的含量一般为12 mg/kg，极个别点在35 mg/kg。（8）铅：3号煤一般为1015 mg/kg。5.煤的工艺性能（1）煤的热稳定性：经过钻空3号煤取样测试，结果为粘结。（2）发热量（Qnet.v.d）3号煤原煤发热量21.0432.29MJ/Kg，平均30.18 MJ/Kg；无烟煤原煤发热量31.7233.69MJ/Kg，平均29.10MJ/Kg。（3）简易可选性本区内仅在19-2孔采取了3、15号煤层的煤芯煤样做简易可选性试验 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。（4）其它工艺性能热稳定性：经相邻区的1105、1311、2704孔3号煤取样测试，结果为粘结。煤的化学反应性：22-2孔采取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。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)96103。结渣性：据长治勘探区详查地质报告3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。6.煤类划分本矿区煤类划分按中国煤炭分类国家标准(GB575186)进行。以精煤挥发分产率(900Vdaf)和粘结指数(GR,I)为主要分类指标