司马井田建井地质报告

PAGE13第一章概论司马煤矿是山西潞安矿业集团所属石圪节煤业有限公司新建的股份制矿井,由中煤一公司31处和49处承建，从2003年9月18日开始动工，到2005年6月18日先期开采地段内的主要开拓大巷已准备完成，首采工作面1101的准备巷道和设备也已安装就续，目前处在试生产阶段。为把建井期间所获得的资料与原地质报告有机结合，综合分析构造的分布特征，摸索与矿井开采有关的涌水、瓦斯涌出量、顶底板工程特征等规律，以便更好地为今后的矿井生产服务，受司马煤矿委托，山西煤田地质勘探114队为其编制《司马矿井建井地质报告》，所需建井期间的各种资料及图件由矿方提供，原地质资料仍采用我队于2003年所编制的《司马井田地质报告》。第一节位置和交通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36°04′07〃-36°10′23〃，东经113°00′33〃-113°05′30〃。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矿区位于山西高原东南部的长治盆地内，为平坦的盆内平原地貌，村庄多、人口密集，各种道路四通八达，交通比较方便：太－焦铁路从矿区西部边缘通过，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。详见交通位置图。第二节以往地质勘查工作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：1.1958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2630.65m2.1980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。3.1982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6915.43m4.1990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.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米第三节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1200－1500m3，相对瓦斯涌出量为1.91m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。第四节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1.55km2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本次勘探查明了首采区区内3、15号煤层的埋藏深度和起伏形态，查明了15号煤层中落差大于5m的断层2条，3号煤层中陷落柱5个，查明了3号煤层风化带2处，控制了新生界的埋藏深度，较为圆满地完成了任务。第五节矿井设计概况本矿井的开拓方案由山西太原煤炭研究设计院编制，设计生产能力为1.5Mt/a，井上、下主要生产系统按2Mt/a产量进行配套。为了使井筒及工业广场尽量少占压煤柱，地面生产区地址选在了经坊矿铁路专线东侧保安煤柱内。本矿井的开拓方式为立井开拓，分＋690、＋627两个水平开采3号煤层，水平大巷沿煤层走向大体南北向平行布置，两个水平在矿区中南部以下山巷道联系，初期以主水平＋690确保矿井的设计生产能力，布置一、二、三等三个采区；位于西部的＋627水平布置四、五两个采区，首采区为+690水平第一采区南段。+690水平主运输巷为胶带运输，材料大巷为轨道串车运输。通风方式为中央并列机械抽出式，主副立井进风，中央回风立井回风，主通风机型号为FBCDZ-8-NO.23，功率185KW×2，总进风量1800m3/min，风压820-3030Pa，总回风量2100m根据矿井初步设计，本矿区内3号煤层的设计可采储量为9656万吨，设计服务年限为50年。第六节矿井建设情况本矿的建井工作从2003年9月18日开工，至2005年6月18日试生产，已完成主要工作量如下：主井井筒位置为X：3997283.627Y：38414454.289h:944.800,井筒直径5m3，净断面19.625m3，双层钢筋砼复合结构，深度副井井筒位置X：3997169.391Y：38414399.962h:945.16,直径7.0m，净断面38.456m2，双层钢筋砼复合结构，深度313.093m中央回风立井X：3997480.00Y：38414400.00H：943.500,直径5m，净断面19.63m2,双层钢筋砼复合结构，深264.981m井底车场为卧式刀把式车场，车场巷道长度351.05m，车场附近有中央变电所、中央水泵房和内、外水仓，火药库设在风井南侧。主、副水仓长度350m，净断面7m2,有效容积1800m3。中央水泵房合计体积1262.68m3，主排水泵房巷道毛断面25.98m2，全长31.15m，泵房水泵型号MD280-43/84×8，最大扬程344m，功率450KW，排水采用两趟管径245mm+690水平皮带大巷沿煤层底板掘进，锚网喷支护，净断面面积14.26m2，已完成长度1142m+690水平轨道大巷为底板岩巷，锚网喷支护，净断面面积16.7m2，目前已完成长度977.751m+690水平回风巷沿煤层顶板掘进，锚网喷支护，净断面面积13.5m2，目前已完成长度689.9m首采区的1101工作面已经准备好，轨道顺槽掘进断面10.5m2，长度1080.2m，胶带顺槽掘进断面12.9m2，长度1098.9m,切眼长度161.5m，掘进断面第二章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，总体延伸方向为N20－30°E，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，构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：一、褶曲1、信义村背斜°E，北段N55°E，由地震测线所控制，两翼地层倾角4°。2、原家庄向斜E，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°。二、断层矿区内以往勘探中发现有落差不一的中型断层5条，建井期间在一采区内揭露小型断层六条，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、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30－50m2、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303、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15－20m4、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15－20m5、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15－506、F1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、F2正断层：建井期间揭露，1101胶带顺槽掘至距胶带大巷390m揭露，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、F3正断层：建井期间揭露，1101胶带顺槽掘至距胶带大巷418.5m处揭露，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、F4正断层：建井期间揭露，在1101轨道顺槽掘进至距胶带大巷521m处揭露，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、F5正断层：建井期间揭露，1102轨道顺槽掘进至距胶带大巷540.5m处揭露，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。11、F6逆断层：建井期间揭露，1102轨道顺槽掘进至距胶带大巷554.5m处揭露，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：位于首采区中部，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：位于首采区中北部向北延伸出区外，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。目前首采区3号煤层已揭露6条小型断层，多为正断层，走向多为NE20-40°，与本区总体构造规律相符，落差一般在2-5m之间，除F1断层因靠近风井，附近没有采掘活动对今后的开采影响不大外，其余5个断层均会对回采带来影响，造成工作面的破底挑顶，且因断层破碎带造成工作面支护难度增大。所揭露小断层附近并无其它大中型断层的存在，且其走向多具一致性，为非派生断层，而为沿原有构造裂隙面滑动所致，由此推测矿区内的断层为燕山活动期所形成的NNE向裂隙在喜马拉雅期受至改造而形成，预计在首采区内，随着巷道掘进和工作面的回采，还会有一定量的小型断层被揭露。三、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：在首采区西南边界处，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：在首采区中南部，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：位于首采区中南部，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：位于首采区中西部，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。该陷落柱位于1102工作面内，已被揭露，其西边界距胶带大巷194.5m，1102轨道顺槽掘进过程中巷道左邦揭露长度约为8m，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：位于首采区西北部，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。类)。第三章地层、煤层及煤质第一节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：奥陶系中统(O2)孔)。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。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。(二)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。(三)二迭系(P)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。(四)第三系上新统(N2)为一套山麓洪积相沉积，厚0－21.24m。为紫红、褐红、砖伏地层呈角度不整合接触。(六)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。第二节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%。一、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。二、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。三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4-1。煤层情况一览表表4-1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––四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，。1、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、8-2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、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、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。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、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。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)第三节煤质特征一、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、8-2号煤层：黑色，半光亮-光亮型块状-粉状，玻璃光泽。3、9号煤层：黑色，半光亮型，块状-粉状，玻璃光泽，含黄铁矿结核。4、14号煤层：黑色、半光亮型，粉状-块状，玻璃光泽，具条带状结构。5、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。二、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。三、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、3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各煤层煤质化验结果汇总表煤层38-291415工业分析原/精Mad(%)原0.53-16.301.740.62-5.141.620.54-5.451.600.48-3.131.620.36-3.201.17精0.53-1.770.950.48-1.330.950.62-1.760.970.42-1.300.820.35-1.360.81Ad(%)原精4.88-11.377.866.72-22.5910.737.10-16.0910.782.60-8.255.474.22-12.527.97Vdaf(%)原精St,d(%)原精Pd(%)精Qb,dMJ/kg原粘结指数(GR,I)精元素分析Cdaf(%)Hdaf(%)Odaf(%)Ndaf(%)煤灰成分分析(原)SIO2+AI2O3+TiO2(%)Fe2O3+CaO+MgO+K2O+Na2O(%)ST(℃)视(相对)密度精煤回收率(%)煤类SM、PSSM、PSPS、PMPS、PMPS、PM本次建井期间在3号煤层的1101工作面多处采煤样测试，原煤灰分介于7.2-21.95%之间，挥发份介于13.43-14.71%之间，硫分介于0.36-0.42%之间，发热量7000大卡，粘结指数为0-57，多在30-50之间；精煤样灰分6.95%，挥发份13.71%，硫分0.36%,发热量8000大卡，粘结指数为50。在1101工作面试采期间，因东侧煤层上覆岩层较薄，煤质风氧化较严重，上分层煤样经测试没有粘结性，随着向西推进，煤质有好转，氧化现象消失，逐渐变为瘦煤。2、8-2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、9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、14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、15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。四、煤的工艺性能1.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.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%3.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4.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。五、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)1.3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)。2.8-2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)。3.9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)。4.14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)。5.15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)。六可选性本区内仅在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、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号孔浮沉试验结果，浮煤产率主要集中在1.3-1.4比重级内。2、煤的可选性评价①.3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。②.15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后煤质好转。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，控制可靠七、各煤层综合煤质特征1.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.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.原煤硫分由上到下逐渐增高，且以14、15号煤层较为明显。4.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。5.8-2、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。八、工业用途评述1.3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。2.8-2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。3.9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。4.14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。5.15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。第四节瓦斯、煤尘和自燃一、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1.19m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。3、15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%CH2CO2N2C2-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0.67m二、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：煤尘爆炸试验结果表采样位置煤层号Mad(%)Ad(%)Vdaf(%)煤尘爆炸备注火焰长度(mm)加岩粉量(%)有无爆炸性22-131.3414.9516.872555有试验结果由山西煤田地质研究所提供22-230.9112.6716.963060有22-18-20.7914.6016.291555有22-190.5817.0116.262060有22-1150.6420.0616.811555有22-2150.6625.6817.621540有170432055有1704152055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。三、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。煤的燃点试验结果表表7-3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ΔT1-3四、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－第四章井田水文地质特征第一节含水层的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。区域主要含水层组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。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。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区内主要含水层组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－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+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+(四)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。(五)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+(六)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.三、区内主要隔水层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。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，一般系。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。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－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。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10-20m第二节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地下水动力学法1.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：π·k·[(2H－M)·M-h2]Q=––––––––––––––––––……………..①lnR-lnr。R=r。+10·s·√k……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×√5×10002=1263.40m，引用影响半径R=1293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4829m3二、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：富水系数比拟法Q0Kp=–––……①Q＝Kp·P……②式中Kp为富水系数，Q0为一定时期从矿井排出的总水量，量。此处取经坊煤矿，＝90万t/a，Q0＝1200-1500m3P=200万t/a,经计算，司马矿井涌水量Q＝2667－3333m单位涌水量比拟法FSQ＝Q。·–––·√–––Fo．So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＝3641－三、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2667－4829m3四、井巷实见涌水点的位置、涌水量及处理情况目前本矿尚未大规模回采，顶板破坏面积很小，还没有沟通上部的各含水层，井下仅为井筒淋水和局部地层中的残存水。1101工作面正常掘进过程中无涌水现象，仅在局部地段打锚索时略有涌水，但涌水量一般不超过1m3主、副井筒总体涌水量均为27m3/h左右，风井无涌水现象，主井向南33m有一出水点，水量3m1101面掘至距胶带大巷240、660m处在打锚索过程中有涌水现象，水量不超过1m3/h，800m处锚索孔出水量也为1m3/h，1101轨道顺槽距胶带大巷680m处打锚索时出现涌水，涌水量总体3-5m3/h，轨道大巷掘进至轨-皮带联络巷以北20m所遇的断层破碎带和陷落柱处均无涌水现象。目前矿井的总涌水量大约在120m3五、井巷涌水量与巷道长度的关系本矿建井期间矿井涌水量和掘进无明显的相关关系，而与顶底板的岩性变化以及裂隙发育程度密切相关。1101工作面因接近煤层隐伏露头带，风化裂隙相对较发育，局部会沟通上部第四系孔隙水，可能引起局部涌水。六、矿井充水因素1、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,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1500m32、本矿井充水因素分析1.3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。2.3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。第五章环境地质矿区内及四周为农业区，地形平坦，局部有小型的黄土冲沟，无大的工业污染源，自然环境较好。本矿区第四系覆盖较厚，煤层开采后会留下大面积的采空区，从而引起地面沉陷、地裂缝及水井干枯(尤其是东部煤层较浅)等多种不良地质现象，因此在采煤的同时必须加强地面监测工作，及时采取必要措施，将各种不良现象所造成的危害减到最小。一、对矿坑排水、工业废水、生活污水必须进行净化处理达标后，方可排入河道，以避免污染第四系地下水，影响当地村民生活用水。要充分利用经净化其处理后的矿井排水，达到供排结合、节约费用、保护环境的目的。矿区水体污染源主要为井下排水和生活污水，污染物为COD、BOD5、SS等，矿井水经处理合格后部分可于洗煤厂，其余排入黑水河，生活污水可经二级生化处理后用于绿化及洗煤厂二次利用。二、煤层开采同时会采出大量的煤矸石，其排放和堆积，不仅占用一定的地面空间，同时还会自然排出大量的有害气体，在大气降水的淋滤和溶解作用下，矸石中的有害元素还会污染地表水及地下水，有较大的危害性。本矿井年矸石排放量约为3万m3，矸石场已经选择了位于工业场地东北偏东约6km的苏店镇南天河村东沟，此沟由南北两条较大的山沟组成，深20-30m，宽约80-150m，总长约2500m，全部为黄土所覆盖，植被覆盖率一般。计划初期使用南侧山沟，可满足10年以上的矸石填埋量使用，生产期间的矸石一部分用汽车拉至堆放场，在沟底将矸石分层覆土碾压，待堆放至一定高度后覆土造田，植树种草，恢复植被，达到环保要求，另外部分可用于制造建筑材料。目前由当地村庄建设的矸石砖厂已经完成，并和本矿达成煤矸石综合利用协议，一年可利用矸石20万吨，如将来效益较好将会扩大生产能力以增大矸石的利用量。三、对于生产出的煤炭在储运过程中产生的粉尘污染，必须采取相应的防尘措施(洒水等)使具对大气的污染降到最低。四、在本矿井以往施工22－3号钻孔时，有一型号为Co137、源强8MC、半衰期为33年的放射源掉入孔内，深度为320.60m处(K3石灰岩上部附近)，当时打捞岩粉进行检测虽无异常现象，但以后在开采至22－3号孔附近(林移村至西申家庄之间)时，应引起重视，并进行必要的检测工作，在可能条件下需在井下进行处理。第六章储量与三量计算第一节依据和方法在建井期间主要的井巷工程仅涉及上部的3号煤层的首采区，此煤层的其余部分下部的其它可采煤层未增加新的工程，因此本次只有3号煤层重新进行了储量的计算，且只重算了有新增井巷工程控制的块段，别的块段和其它煤层因无新增工程控制，仍利用原地质报告的储量数据。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。计算方法矿区内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。储量计算公式Q＝S.m.d/10Q:储量(万t)S:块段面积K(m2)m:储量采用厚度(m)d:视(相对)密度(t/m3)参数选择面积：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0.05-0.7