阳泉三矿1.8Mt-a新井设计-冲击矿压的防治措施

目录一般部分1矿区概述及井田地质特征 页1矿区概述及井田地质特征1.1矿区概述1.1.1矿区地理位置阳泉煤业（集团）有限责任公司三矿位于阳泉市西部，行政区划隶阳泉市属管辖。距阳泉市中心7.5km，东部以蒙村河为界与四矿井田相邻，西部与新景矿井田相邻，北部与一矿井田相邻。南部以桃河洪水位线为界与二矿井田隔河相望。井田地理坐标为：东经113°24′12″~113°30′29″，北纬37°52′21″~37°55′40″。井田位于太行山北段西侧的刘备山的南麓低中山区。井田地形复杂，沟谷纵横。矿区内地势为西北高、东部及南部低，最高点为井田西北部山顶，海拔1238.2m，最低点为井田东南部桃河河床，海拔751.0m，相对高差487.2m。本矿区交通便利，发达。石（家庄）~太（原）铁路和太（原）~阳（泉）公路位于井田南部沿桃河横穿阳泉矿区，石太铁路西至太原与南北同浦铁路接轨，东达石家庄与京广铁路接轨。三矿有铁路专用线在石卜咀编组站与石太铁路接轨。煤炭可运销全国各地。区内的各主要河谷，如芦湖沟、马家坡沟、蒙村沟等均有简易公路通行，交通甚为方便。见交通位置图1-1。1.1.2矿区气候条件本区属大陆性半干旱气候，根据阳泉市多年来的气象资料，基本情况如下：1．降水量:历年平均为590mm，最大为866.4mm（1983年）年，最小为590.4mm（1972年）。降雨主要集中在七、八、九三个月，占全年总降水量的71~91%。1961年的8月23日年降水量高达261.5mm，为本区最大降水日。2．蒸发量：全年平均1885.9mm，最大可达2381.99mm，最小为1319.1mm。蒸发量为降水量的3~4倍，属于大陆性半干旱气候。3．气温：年平均气温10.7℃，一月份最低平均为-4℃，极端最低气温为-19.1℃，7月份最高平均气温24.3℃，极端最高气温为-40.2℃。4．风速流向：风向冬春多西北风，夏多东南风，秋季多西风。年平均风速4-17m/s，最大风速24m/s。5．其它：历年平均绝对气温湿度为8.9豪巴，最高可达23.3豪巴，最低为1豪巴。每年的11月地面开始上冻，翌年的3月开始解冻。冻土最大可达深度600mm。1.1.3矿区水文条件井田属海河流域滹沱河水系，桃河是区内最大的河流，发源于西部的寿阳高原的落摩寺和界石一带，由西往东流经本区南部。流域面积490km2，全长76km。河床坡度平均1%。流量根据阳泉市水文资料，平均为0.33m2/s，夏秋季节，图1-1阳泉三矿交通位置图一般可达2~8m2/s。最大是1956年8月一次的洪水流量达2200m2/s。区内次一级河谷有芦湖沟、马家坡沟、蒙村河沟等，它们大体为南北向。河流流量均受季节影响。春冬季节水量小，旱季有时干涸，主要水源为沟谷之泉水。夏季水量较大，雨后常至山洪暴发，流量激增。1．蒙村河：位于井田东部边界，发源于北部的刘备山的南麓，由北向南流经本井田东部边界，在赛鱼村汇入桃河。全长8.2km。流域面积24km2，最大流量133m2/s（1983年5月12日）。2．马家坡河：位于井田中部，发源于北部的吴家掌和双窑沟一带，由北往南贯穿井田中部，全长7.7km，流域面积16km2，最大流量38.4m2/s（1975年8月11日）。3．芦湖沟河：位于井田西部，发源于北部的绿烟脑山和石家山一带，由北往南贯穿井田西部，全长12km，流域面积23km2，最大流量2.8m2/s（1976年7月26日）。本区主要水源的水质特征如下：1．深层的奥灰水：东部地区一般水化特点，矿化度一般小于0.8，总硬度为12—25°，水温为12—18°，水质较好可供饮用。但是在矿区的西部，呈中性，总硬度均在45—65°之间，碱度多在4.3左右，从上述各指标来看，西部地区水的质量较差，只能供生产使用不能进行饮用。2．矿坑水的水质：PH一般在7—8之间，总硬度多在2—4°左右，总碱度多在20°以上。3．潜水：由于埋藏浅水的交替条件好，在天然条件下水质较好，合乎饮用标准，但常常受到人为的污染，水质发生变异。本区潜水的一般化学特征，PH为7.18—7.88，总碱度11—46.67°，以碳酸氢钙型水为主，含铁，锌等多种元素。本区桃河潜水，按水化特征大致可分为两个地段，从旧街——官沟口，矿化度较低<350mg/L，电导率360—440微欧姆/厘米，总硬度9.8—15度，属微硬水，水质较好，可作酿造和饮用。官沟口至桃河大桥，矿化度明显增高，为550—1140mg/L，局部已成微碱水，电导率为860—1580微欧/厘米，总硬度为20.8°—47.2°，绝大部分属于极硬水，已不易饮用，水型也多样化。构成两段水质差异的主要原因是东段的人为污染。本区污染源分布广泛，污染物种类繁多，排污设施不健全，管理不善，污水不加任何处理就向桃河排泄，加之各单位在桃河滩上盲目打井，如辛兴至蒙村河口，群井林立，其密度高达15.62眼每平方公里，严重的造成补给源的不足，含水层的储存量减小，这一切给污水的下渗创造了良好的条件，致使潜水遭到相当程度的污染，根据化验，氨，氮为0.59，超标达35倍，COD为2.00，总硬度21.29，细菌70.82，大肠杆菌13.86，均大大超标。阳泉矿区各厂矿之工业用水及饮用水目前主要的有五个供水水源：1．娘子关泉域提水供水水源：阳泉市从七五年开始，为解决本市的供水问题，经国务院批准，从娘子关修建提水工程，将娘子关泉域的1.5m3/s流量的水，提高标高（水位）自流引入阳泉，供阳泉市区的工业用水和民用水。目前供矿务局生产及生活用水2.5—2.8万m3/d左右，称这1.5m3/s流量提水供水系统。另外由平定县在娘子关泉域修建一条1.0m3/s流量的提水工程，由娘子关直接提高标高引入平定县内进行工业及民用的供水，可解决阳泉市南部平定县内的供水不足问题，同时也解决了矿区南部五矿的生产及生活供水。目前的供水量已达到0.9m3/s，南线供水还待试供。2．河流水及桃河潜水供水水源：阳泉矿务局与一九七七年从西部寿阳的山南水库安设管路，将山南水库3—5km3/d的水量自流引入矿区，后又与阳泉市桃河供水管路并联，归阳泉市自来水公司统一管理，称这条供水系统为西线供水系统，目前西线供水系统，根据自来水公司资料，每天可供一万立方水，其中供矿务局7500-8000m3/d3．奥灰的深层水：阳泉矿务局从一九七四年开始对本区深层的奥灰水进行勘探并建井取水，目前已施工钻孔33个，钻孔深水井6眼，总出水量可达3万m3/d但目前只取水0.9—1.2万m3/d左右，这些水量全部供生产及生活用水。4．自建桃河潜水井：矿区除五矿外，主要的潜水供水源地为桃河，每个矿在桃河内均建有潜水井，每个潜水井的出水量多在200—1000m3/d左右。全局总共建有潜水井约20个左右，但由于长期的大量取水和管理不善，多数潜水井水量变小，甚至干涸或淤填。5．矿坑水：目前矿务局共有矿井11对，绝大部分矿井水均进行了复用，就是由井下排出入地面水池，再由水池自压入井下各工作面进行洒水和消毒复用，另外一些有条件的地区在地面的河沟内用钻孔往井下放水，供井下生产使用。1.2井田地质特征1.2.1井田地形及勘探程度井田位于太行山北段西侧的刘备山的南麓低中山区。井田地形复杂，沟谷纵横。矿区内地势为西北高、东部及南部低，最高点为井田西北部山顶，海拔1238.2m，最低点为井田东南部桃河河床，海拔751.0m，相对高差487.2m。本井田勘探历史悠久，正规的地址勘探始于1952年。其中1977年，由山西省煤管局煤田地质勘探公司148队，对本区再次进行扩区勘探，勘探范围总面积69.4km2，包括东部的部分生产区13.38km2，西部的扩区面积56.02km2。共施工钻孔86个，总进尺51015.10m。于1979年10月提交《三矿井田扩大区（旧街）精查地质报告》，于同年12月经山西省煤管局第7905号文批准。该次施工中有59个钻孔涉及本井田，终孔层位多在C3t底部，其中取芯孔33个，全部为半取芯孔，未取芯孔26个。均进行了测井工作，其中甲级孔44个，乙级孔11个，丙级孔4个，符合当时规范要求。三矿自建井至今在生产补充勘探共施工钻孔174个，总进尺47604.18m。生产补充勘探涉及本次报告井田钻孔115个，其中66个钻孔为地面钻孔，49个为井下孔。地面钻孔全部为矿务局施工，1971年以后的钻孔全部进行了测井，这些钻孔除部分为全取芯外，大部分钻孔孔在非煤系地层为无芯钻进，在煤系地层全部取芯，岩芯采取率75%以上，经开采验证，其成果误差比较小。1.2.2井田煤系地层本井田位于阳泉矿区西部，地势较高，切割较深，沟谷纵横，地层裸露。根据地表的出露和井下巷道及钻孔揭露的地质资料，将井田内地层由老至新叙述如下：1．奥陶系中统峰峰组(O2f上部主要为深灰色厚层泥晶石灰岩，含方解石脉及黄铁矿结核；下部主要为深灰色角岩状泥质灰岩和角岩状石灰岩，夹三层灰色硬石膏及三层铝质泥岩和石膏组成的角砾岩。本组地层厚度220.00—260.00m，平均240.00m。2．石炭系(1)中统本溪组(C2b)：平行不整合覆盖于奥陶系中统峰峰组之上，主要由灰色、黑灰色泥岩、砂质泥岩与砂岩及石灰岩组成，中夹1-2层薄煤线。底部黄铁矿呈星散状、结晶状散布于铝质泥岩中，厚1m左右，其上为深灰色铝土矿或铝质泥岩，厚5m左右。含石灰岩1—3层，底部一层石灰岩最为稳定，厚3--7m，有时夹燧石层。本组地层含铁铝质较高，砂岩颗粒分选、磨圆较好，充分显示了海陆交互相而以过渡相为主的沉积环境。本组地层厚度41.95—47.90m，平均45.80m。(2)上统太原组(C3t)：连续沉积于下伏本溪组地层之上，为一套具明显沉积旋回的海陆交互相含煤建造，为井田主要含煤地层之一，在井田外东部的蒙村河岸有出露。岩性为深灰—灰黑色砂质泥岩、泥岩、粉砂岩，灰色粗、中、细粒砂岩，三层深灰色石灰岩及7—10层煤层。所含煤层中15号煤层属稳定可采煤层，其余煤层为较稳定大部可采、不稳定局部可采及不可采煤层。本组地层厚度92.00—140.50m，平均123.3．二叠系(1)下统山西组(P1s)：整合覆盖于太原组地层之上，为三角洲平原环境下沉积，主要由黑色砂质泥岩、泥岩、灰白色中－粗粒砂岩组成，也为本井田的主要含煤地层之一。在井田东部的一些沟谷内有出露。含煤4－8层，其中含稳定可采煤层1层（3号煤层），不稳定局部可采1层（6号煤层）。本组地层厚度46.00－70.00m，平均57.00(2)下统下石盒子组（P1x）：出露于本区东部，连续沉积于山西组地层之上，根据岩性和特征，大致可分为两段。①下段（P1x1）：底部为一层灰白色中粒砂岩（K8），胶结坚硬。有时相变为粉砂岩或砂质泥岩，厚度平均5－8m。全层段主要由黑色泥岩、灰黑色砂质泥岩与灰白色砂岩组成，夹有1－2层鲕状、鳞片状粘土泥岩及菱铁矿结核，并含2－3层薄煤。本段由于地表风化后砂岩及砂质泥岩呈浅灰绿色。本段地层厚度50.35－62.48m，平均57.31m。②上段（P1x2）：底部为一层灰白色中粗粒砂岩（K9），其特点是泥质胶结，疏松易风化，厚度较大，一般在10m左右。其上为灰色砂质泥岩及灰绿色细－粗粒砂岩，风化后呈黄色。再上是灰白色中－粗粒砂岩及2－3层灰绿色砂质泥岩，砂岩中含砾石，局部为细砾岩。顶部为一层灰绿色含紫斑的鲕粒铝质泥岩（俗称桃花泥岩），一般厚度3m左右，是上、下石盒子组的分界标志层。本段地层厚度78.65－112.37m，平均98.74(3)上统上石盒子组（P2s）：大面积出露于本区，总厚度为320m①下段（P2s1）：底部为一层灰白色中－细粒砂岩（K10），厚度4.00－7.50m，平均6.10m，其上由黄红色、灰绿色砂质泥岩、泥岩及细砂岩组成，泥岩中含有大量紫斑。本段地层厚度58.95－81.23m②中段（P2s2）：本段主要为黄色、紫色、黄褐色的砂质泥岩与红绿色的砂质泥岩组成。上部为紫色与黄褐色，下部为黄色、黄绿色，含透镜状砂岩，变化大，连续性差。底部为一层灰绿色的中－粗粒砂岩（K11），亦称中间砂岩，厚度一般为10m左右成分以石英为主，胶结较好，但分选性差。该层层位稳定，地表出露标志明显，是本段的良好标志。本层砂岩由于胶结性好，耐风化，在地表常形成陡崖，同时含水性较好，在一些向斜构造部位，常形成下降泉。砂岩的顶面，常分布一层不稳定的锰铁矿。本段地层厚度90－105m，平均③上段（P2s3）：本段出露于西部较高的山顶部位，主要由紫色、暗黄色的泥质岩和砂质泥岩及灰白色、黄绿色和紫色的砂砾岩组成，并含少量铁矿。在本段的底部是一层巨厚的灰白色砂砾岩（K12），称狮脑峰砂岩，厚40－50m。该层砂砾岩为硅质胶结，砾石为石英、蛋白石和燧石，粒度不等，最大可达2－3m。由于硅质胶结，岩石坚硬，耐蚀力强，常呈断崖陡壁。砂岩底部常有0.1－0.2m暗绿色砂质泥岩，是良好的隔水层，因此在一些凹处，常出现一些狮脑峰砂岩含水的下降泉。本段地层最大残留厚度150m左右。4．第四系(Q)第四系地层不整合覆于各时代地层之上，大多分布于比较平坦的山顶和平缓的山坡地带。由于露头零星分布，岩性变化甚大，在对比上有些困难，大致分为中上更新统的马兰黄土和离石黄土(Q2+3)。(1)中更新统离石组（Q2L(2)上更新统马兰组（Q3m）：马兰黄土普遍分布于山梁和一些比较平缓的山坡上，与中更新统不整合接触或直接覆于基岩之上。岩性为浅黄色亚砂土和细粉砂土，孔隙较大，垂直节理发育，由于水流的切割作用，常形成两壁陡峭不易塌陷，在冲沟发育地区，还常形成一些黄土立柱。本层中钙质结核较多，常形成姜结石。全组厚度0－25(3)全新统（Q4）：主要分布于沟谷的Ⅰ、Ⅱ级阶地和河滩中，为现代河床冲洪积和洪积以及一些坡积物，其岩性为砂卵石、碎石及粉砂组成。根据在桃河勘探资料，冲积层结构上下为砂卵石，中间普遍有一层1－2cm厚的黄褐色亚粘土。全层厚10-20m。另外，在一些山麓，由于地壳的上升，侵蚀切割，地形陡峻，岩层的软硬相间组合，因耐蚀力的不同，在一些坚硬厚大的岩层中，常形成断崖陡壁，又经长期的风化作用和重力作用，这些断崖常常崩塌和滑落，形成了较大的滑坡堆积物。这些堆积物呈零星分布，厚度不等，应属全新统的堆积。厚度多在0.5－30m左右。井田内含煤地层主要为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，分述如下：1．太原组（C3t）本组为井田主要含煤地层之一，地层厚度为92.00—140.50m，平均122.70m。为一套海陆交互相沉积，沉积结构清楚，层理发育，动植物化石繁多，根据沉积规律将本组划分为上、中、下三段(1)下段（C3t1）：自K1石英砂岩底起至K2石灰岩底止，厚度21.26－39.52m，平均30.28m。由4层岩层和1层煤组成，由下向上是K1砂岩（灰白色细－中粒砂岩，属于太原组的基底砂岩），厚度0.60－16.80m，平均7.14m。黑灰色粉砂岩及砂质泥岩，厚度7－23ｍ，平均13m。15＃煤层，厚度3.53－9.16m，平均6.65m，属稳定可采煤层。15＃煤层直接顶黑色泥岩，厚度0－10.33m，平均2.03m。本段先期为河床及河漫滩沉积，后又过渡为沼泽相和泥炭沼泽相的沉积。(2)中段（C3t2）：自K2石灰岩底起至K4石灰岩顶止，厚度44.62－65.23m，平均52.77m。主要由K2、K3、K4三层石灰岩，13＃、12＃、11＃煤层和砂质泥岩、细砂岩等组成。所含12号煤层属井田稳定大部可采煤层，13、11号煤层属井田不稳定局部可采煤层。K2深灰色石灰岩常被2－3层钙质黑色泥岩所分割，形成四层薄层状的石灰岩，俗称四节石，厚度6.50－16.22m，平均9.26m。K3：深灰色石灰岩，上、下含泥质较多，中部质纯，由含大量的海百合茎化石，俗名钱石灰岩，厚度2.02－10.22ｍ，平均3.50m。K4：深灰色石灰岩，致密块状，含泥质较多（在地表出露因泥质易风化，形成一些似猴状的形状，俗称猴石灰岩），厚度1.80－4.12ｍ，平均3.15ｍ。本段属于浅海相－泥炭沼泽相旋回沉积。(3)上段（C3t3）：自K4灰岩顶起至K7砂岩底止，厚度30.27－50.16m，平均39.65m。本段主要由四层煤层（9、9上、8、8上），中细砂岩和砂质泥岩组成。所含8、9号煤层属井田不稳定局部可采煤层，所含8上、9上号煤层属井田不稳定不可采煤层。本段为三角洲相、分流河道相、沼泽相和泥炭沼泽相沉积。2．山西组（P1s）本组自K7砂岩底起至K8砂岩底止，厚度46.00－70.00m，平均57.00m。主要由6层煤层（1—6号煤层）、砂岩及砂质泥岩、泥岩组成。所含3号煤层属井田稳定大部可采煤层，6号煤层属井田不稳定局部可采煤层，其余属不稳定不可采煤层。K7砂岩：为灰白色厚层状中细砂岩，胶结坚硬，波状及斜波状层理。厚度4.00~12.30m1.2.3井田地质构造阳泉三矿位于阳泉矿区大单斜构造的西部，井田内赋存地层平缓，地层倾角3°～15°。在这个大单斜面上次一级的褶皱构造比较发育，在平面上它们多呈北北东――北东向展布，以波状起伏的短轴褶曲为主，呈向背斜相间、斜列式、平列式组合。这些不同形态、不同组合的褶皱群，构成了区构造的主体。现分述如下：1．褶皱本区的褶皱除了在区域构造中桃河向斜的西段横穿本区南部的赛鱼村向斜（桃河向斜），属于本区最大的一条褶皱构造而外，还有一些次一级规模较大的褶皱构造。(1)东西畛向斜（S1）：位于井田的西北部，东西畛北面，由一矿呈南西方向穿过本区西北角进入新景矿井田，呈北东向展布，两翼基本对称，倾角4－7°。(2)芦湖、车道沟北背斜（S5）：此构造呈北北东向展布，由北往南直穿整个井田，与李家山、芦湖向斜平行展布。井田内延展长度3100m，两翼对称，地层倾角7°(3)李家山、芦湖向斜（S6）：位于本区的中部，呈北北东向舒缓的“S”形展布。自北向南直穿整个井田，在芦湖村附近延入新景矿井田，井田内延展长度5000m，两翼对称，地层倾角6°(4)摩天脑背斜（S9）：位于本区的中部，呈北北东向展布，北部自一矿井田伸入本区内，由北向南纵贯整个井田，在西部进入新景矿，井田内延展长度6500m，两翼基本对称，地层倾角6－8°(5)马家坡向斜（S11）：位于马家坡村北部和西南部。南起张家岩村，呈东北延至马家坡村，转向北北东和近南北向展布，延至界外。井田内延展长度为4500m，两翼对称，地层倾角3－7°。此构造西南端与桃河向斜(6)南庙背斜（S12）：位于本区东部桃河向斜北部马家坡新村一带，呈北东东向展布，井田内延展长度4900m，两翼不相称，北翼地层倾角5°，南翼地层倾角11°(7)杨家岭背斜（S17）：位于二号井的二采区内（桃河向斜南部，并平行展布），西起于西沟呈北东东－东西向延伸，在北脑附近伸入桃河。井田内延展长度2600m，两翼基本对称，地层倾角6－9°根据勘查和生产开采中的揭露，本区共有褶皱49条，走向长度最大6500m，最小200m。两翼地层倾角多在5－8°，最大可达152．断层本井田大型断层几乎没有，只有落差小于5m的层间小断层。小断层比较发育，它们均系褶皱形成中，层间滑动形成的，因此受褶皱构造控制。在平面上一般呈群出现。根据开采揭露，本区落差大于1.0(1)断层的展布方向：北北西方向的为109条，占断层总量的25.5%，北北东方向的为80条，占断层总量的18.7%，北西方向的为81条，占总量的18.9%，北东方向的65条，占总量的15.2%，北东东向的为48条，占总量的11.4%，北西西向的为44条，占总量的10.3%。(2)断层的分布规律：在垂向上，上部3号煤层发育，下部15号煤层相对较少，中间的6、8、9号煤层介于二者之间。在平面上，井田的中西部较多，总的趋势是中西部多于东部。另外，在主干褶皱的翼部比较发育，轴部次之。(3)相对位移特征：在断层中，绝大多数断层面上，均发现有水平滑动的痕迹，在力学性质上分析，多数属于张扭和压扭性质。断层的倾角以40－60°的相对较多，占总量的68%，多属中角度。从以上特征可以明显看出：本区断层是在褶皱形成过程中生成的，是褶皱变形的产物，受褶皱构造的控制。3．岩溶陷落柱本区岩溶陷落柱比较发育，根据井下开采和钻孔揭露，井田共有316个，占井田总面积的0.36%，陷落柱长轴最大的达250m，最小的10本区陷落柱的特征：(1)陷落柱体内组成特征：一般陷落柱体内岩性复杂，岩石棱角分明，形状不规则，排列无规律，杂乱无章，常被一些泥质物充填胶结，但胶结性差，柱体内一般干燥无水，只在极个别地区发现有细小的淋头水出现。(2)陷落形态：平面形态：一般多为椭圆形、圆形、浑圆形、长椭圆形，也有极个别奇形怪状和尖棱状，其中椭圆形的有300个，占95%，圆形的有10个，占3.2%。断面形态：总的形态是呈上小下大圆锥状的柱体，也有个别呈上大下小的，主要因为上部围岩为松散的沉积物或较软的泥岩及煤层所致。陷落角随塌陷高度而变化，一般上部较小而下部较大，在70°以上。(3)陷落柱轴线形态：岩溶陷落柱中心轴在各煤层平面投影并不完全重叠，而有些错位，也就是说中心轴并不是垂直的直线，而发生偏斜和弯曲。究其原因有二：一是受后期构造运动（层滑构造）的影响，柱体部分层段产生了水平方向的位移。尤其有煤系地层较软弱或裂隙较发育的岩层段，如煤层中，陷落柱常沿煤层顶底板夹矸层产生水平方向的位移。二是由于陷落时，上覆岩层的物理力学性质在竖向上的不均性和力学结构面（节理、裂隙、层理、断层等）在不同方向上的切割，造成陷落柱向岩层相对软弱或裂隙相对发育的一侧偏移。因此柱体中心轴形态表现为歪斜、弯曲、扭转形态。综上所述，井田内褶皱、断层以及陷落柱较发育，井田内褶皱属宽缓型褶皱，断层皆为小型层间断层，对矿井的采区划分无多大影响；陷落柱常成群出现，一定程度上影响到了采区的划分。井田内没有岩浆岩的赋存。综合分析，井田内构造复杂程度简单偏中等构造。1.2.4井田水文地质特征1．含水层根据以往勘探成果中的水文地质资料，对井田内地下含水层，自老至新叙述如下：(1)奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层：奥陶系石灰岩含水层，含水岩组主要为马家沟组，为井田内主要含水层。井田内埋藏较深，多在400~500m以下，马家沟组地层厚度约580m，主要为深灰色厚层石灰岩，裂隙及蜂窝状小溶洞较发育。根据新景矿井田2005年施工的4个水文地质钻孔：O2d-5（测石村附近）、O2d-7（佛洼工业广场）、O2d-8（保安村附近）及O2j-5（新景工业广场）资料，区内主要含水层为上马家沟组上段及下段几层角砾状石灰岩含水，经各水文孔抽水试验资料，其渗透系数K值为0.9—2.4m/d，单位涌水量q值为0.5—2.5L/s.m之间，富水性中等-强，区内西部水位较高，东部较低，形成了一个由西北向东南的地下径流带。水质类型为HCO3-—Ca2+·Mg2+型水。根据新景矿4个水文地质钻孔，结合阳煤集团2005年编制的阳泉矿区综合水文地质图，本井田推测奥灰水水位标高在440~390m之间，奥灰水流向自西向东。(2)石炭系上统太原组含水层：含水层为四节石灰岩（K2）、钱石灰岩（K3）、猴石灰岩（K4）三层灰岩。在区域内三层灰岩中以四节石灰岩含水性较好为井田内主要含水层，由于埋藏较深，几层灰岩岩溶裂隙均不发育，大部分钻孔至此层水位和消耗量无明显变化。据370、686号钻孔抽水试验结果：单位涌水量0.0006~0.00431L/s·m，渗透系数0.00316~0.0310m/d。属弱富水性的含水层。据370孔和三矿竖井水样资料：总硬度为14.09~17.95德国度，为H—S—Na+—Mg2+型水和S—C—Ca2+—Mg2+型水。(3)二叠系下统山西组含水层：含水层主要为K7以及山西组上部的砂岩，几层砂岩裂隙均不发育，钻进中大部钻孔水位、消耗量变化不大。据686水文孔抽水试验资料，单位涌水量0.0002L/s·m，渗透系数0.0011m/d。属弱富水性的砂岩裂隙含水层。据370孔水样资料：总硬度为5.39德国度，矿化度0.29g/L，为S—C—Ca2+—Mg2+型水。(4)二叠系下石盒子组砂岩裂隙含水层：井田内东部有下石盒子组出露，由于地形的关系，补给条件差。含水层以K8、K9以及K10以下的砂岩带为主要含水层，K8砂岩为下石盒子组基底，胶结坚硬，厚度变化较大，一般为8.00m。K9砂岩胶结疏松，易风化，一般厚10.00m。据686水文孔在K8、K9层位抽水试验资料，单位涌水量0.0251L/s·m，在K10以下的砂岩带层位抽水试验资料，单位涌水量0.0031L/s·m。属弱富水性的砂岩裂隙含水层。(5)二叠系上石盒子组砂岩裂隙含水层：含水层主要为上石盒子组中部砂岩K11、K12，该两层砂岩在井田广泛出露，岩性坚硬、裂隙发育，在其底部常有一层泥岩或粉砂质泥岩成为隔水层，富水性较好，钻孔施工遇此砂岩时，消耗量一般较大，在地表的沟谷中常形成下降泉，但涌水量不大，多在0.1~1.0L/s之间。主要接受大气降水补给，受季节影响明显。在向斜部位或沟谷底部有一定的承压性，但水头压力和水量均不大，以3-50、3-62钻孔较大，水量在0.467~1.55L/s之间。水化学类型H—S—Na+—Mg2+型水，矿化度一般小于0.187~0.245g/L，PH值为7.4~8.1，水温15℃。(6)第四系砂砾石层孔隙含水层：主要分布于桃河及其支流的河床、两侧阶地以及其他低洼沟谷中的冲积、洪积及坡积层中，厚度5~60m，由卵石、砾石、沙粒、砂质粘土、亚粘土等组成。本层富水性强，潜水位、水量随季节变化大，并受大气降水制约。其中桃河河谷含水较丰富，单位涌水量5.24~9.26L/s·m，呈北西~南东向带状分布，地下水流由西向东，直接接受大气降水的补给，该含水层段循环交替强烈，渗透系数34.8m/d，为HCO3-—Ca2+型水，矿化度0.26~0.306g/L，水温12~13℃。为当地的主要供水水源。2．隔水层(1)中石炭统本溪组隔水层：由泥岩、铝质泥岩、砂质泥岩等组成，厚度45.80ｍ左右，系一较好的隔水层。(2)石炭系太原组和二叠系山西组及上、下石盒子组层间隔水层组：本隔水层组由泥岩、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，起到层间相对隔水的作用。3．矿井涌水量阳泉煤业（集团）有限责任公司三矿现所属井口有4对，即一号井、二号井、裕公井、竖井。现生产井口为裕公井、竖井。各井口历年来涌水量见表1-1：1.3煤层特征1.3.1煤层埋藏条件本井田主要含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。煤系地层总厚度平均180.50m，煤层总厚度为17.21m，含煤系数为9.55%。太原组地层平均厚123.50m，含煤9层，分别是3、6、8、9、12、13和15，其中15号煤为本井田稳定可采煤层，8号、9号、12号煤层为局部、大部可采煤层。煤层平均总厚12.68m，含煤系数为16.70%。山西组地层平均厚57.00m，含煤6层，3号煤为本井田稳定可采煤层，6号为不稳定局部可采煤层。煤层平均总厚4.83m，含煤系数为8.47%。阳泉三矿主要可采煤层特征如表1-2：1.3.2煤层围岩性质表1-1阳泉三矿各井口历年涌水量统计表单位：m3/min年份一号井二号井裕公井竖井最大最小平均最大最小平均最大最小平均最大最小平均19900.80750.27150.51750.75020.19010.34710.26630.12120.22070.36400.12350.181019910.86120.28210.48090.82570.10850.39800.39320.09270.20580.43900.10210.236619920.67080.22000.39320.80760.21970.45940.24400.03320.11900.65100.06410.301719930.63980.22190.38170.67800.12340.37600.13400.02870.05990.32150.05930.146819940.74960.21240.38860.61830.19800.35060.20540.00880.04680.52430.03190.352319950.74990.22680.30970.97350.14260.30280.69490.07520.16090.41250.04780.310619960.70380.20880.31551.06990.12130.41030.19950.02040.09490.60480.11200.266419970.33990.05470.13770.53570.13070.26830.08840.01770.04010.42790.12820.25251998一号井报废停止观测0.23800.08880.16030.18730.08280.12590.31970.09670.186719990.97050.12220.37540.17360.04850.09380.28360.08830.166820000.74310.14910.34210.13400.05130.09500.27420.08550.161520010.38710.16730.31010.13190.05460.09810.21180.08970.147520020.40100.19690.30290.03100.01260.02140.32930.14740.250920030.27260.15840.22510.02880.01430.02160.25610.16190.216020040.28780.15380.22430.03820.02150.03000.24070.12620.178120050.26930.16500.21230.03500.02660.02980.20630.12450.171420060.33340.13730.21240.07400.02640.04790.34040.18690.261820070.22800.12070.17560.06000.04030.05090.32400.23800.270720080.22200.22510.20370.06000.04060.04840.58200.22880.30641．3号煤层煤层平均厚度2.15m,本煤层分伪顶、直接顶和老顶。伪顶为灰黑色的高岭岭石泥岩，厚度0—0.20m,分布较广,厚度较稳定,与煤层直接接触,松软破碎,随落煤一起脱落,属于易冒落顶板。直接顶为灰—灰黑色的砂质泥岩，厚度0—7.2m，平均4.6m，由下往上颗粒逐渐变粗为粉砂岩，下部含植物化石，岩石平整光滑，具剪切滑动面，由于厚度接近煤层两倍，但小于3倍，易随回柱垮落，采空区充填不充足，其上为坚硬的老顶中细粒石英砂岩，因此周期来压明显，动压大。经取样化验直接顶的抗压强度43.61MPa，抗拉强度2.381MPa，弹性模量为1.62，用全部垮落法管理顶板，控顶距离为3—4m，属于中等冒落型顶板。但是在一些局部地区，常因老顶砂岩沉积时在河道发育处，较强的水流冲蚀了直接顶板或煤层的部分甚至全部而沉积了灰白色的中细粒砂岩（老顶），直接与煤层呈冲蚀接触，厚度较大，强度高，不易回柱垮落，采空区悬顶面积较大，时间较长，常呈周期垮落。老顶：为灰白色中细粒砂岩，厚度5.8—13.00m，平均8.00m，此层砂岩由石英、长石组成，由于厚度大，强度高，比较坚硬，在采空区内常形成较大面积的悬顶，不易随直接顶板垮落，常形成较大的周期压力，根据矿井生表1-2阳泉三矿主要可采煤层特征表煤层编号煤层厚度（m）煤层间距夹矸层数EQ\F(稳定性,可采性)煤层结构顶底板岩性EQ\F(最小～最大,平均)EQ\F(最小～最大,平均)顶板底板3EQ\F(0.5～4.32,2.15)0~3EQ\F(稳定,大部可采)简单砂质泥岩细砂岩中砂岩砂质泥岩细砂岩15.23~35.1222.506EQ\F(0～3.11,1.19)0EQ\F(不稳定,局部可采)简单砂质泥岩中细砂岩砂质泥岩粉砂岩10.00~19.0015.008EQ\F(0～2.77,0.66)0~2EQ\F(不稳定,局部可采)简单泥岩中细砂岩中细砂岩泥岩2.32~25.1013.279EQ\F(0～3.70,1.36)0~3EQ\F(不稳定,局部可采)简单~较简单中细砂岩泥岩中粗砂岩粉砂岩17.23~40.4130.47120~1EQ\F(稳定,大部可采)简单泥岩细砂岩泥岩中细砂岩4.17~14.0710.0013EQ\F(0～1.55,0.32)0~1EQ\F(不稳定,局部可采)简单石灰岩泥岩粉砂岩中细砂岩砂质泥岩14.92~41.1929.5015EQ\F(3.53～9.16,6.65)1~6EQ\F(稳定,全区可采)简单~复杂泥岩、石灰岩砂质泥岩产数据，3号煤层顶板初次来压步距25~43m，周期来压步距9~16m。经取样试验抗压强度86.53MPa，抗拉强度4.361MPa，弹性模量1.81。底板：为灰黑色砂质泥岩，局部地区还相变为灰黑色的细粒砂岩，上部含有较多的植物化石碎片，属根土岩。本层与煤层接触处常有一层0.03—0.05m的粘土层，质较软，与煤层接触光滑，具剪切滑动面。这层粘土层强度很低，遇水易膨胀，支撑力极弱，常随煤层一起被采出。直接底板与煤层底板呈明显接触，在个别局部地区，岩性较软支撑力差，金属支架被压入底板（如一号井20采区206工作面），给生产带来困难。老底为灰黑色的砂质泥岩和细粒砂岩，对支护的支撑力相对较强。2．6号煤层：直接顶板为灰褐色的砂质泥岩，平均厚度为9.53m，由下往上粒颗逐渐变粗，为粉砂岩和细粒砂岩，本层厚度大，稳定性好，顶板随回采垮落基本充填满采空区，冒落充分，使老顶弯曲下沉，周期来压不太明显，属于易冒落顶板。经取样试验抗压强度32.97MPa，抗拉强度2.45MPa，弹性模量为1.99。本层裂隙不太发育，沉积构造多呈块状。局部地区在直接顶下面，还出现一层0.4—1.0m厚的黑色泥岩构成伪顶。在直接顶与煤层直接接触的地区，呈明显接触，并有明显的剪切滑动面。老顶为灰白色中细粒砂岩，厚度3m左右，厚度变化较大，常相变为粉砂岩或砂质泥岩，同时这层砂岩与其下部的K7砂岩合并，厚度增大，这时6号煤层尖灭，凡是在6号煤发育的地区本层均不发育。底板：灰黑色砂质泥岩或粉砂岩，厚度平均3.8m，本层层理不太发育，呈团块状构造，质比较坚硬。老底：为灰白色细—中粒砂岩（K7），厚度平均7.13m，在6号煤不发育地区，常与6号煤的老顶砂岩合并，厚度增大。本层厚度大，稳定性好，比较坚硬。3．8号煤层直接顶为黑色泥岩及砂质泥岩，厚度平均5.2m，岩石性质较软易冒落,松散系数大,常大于煤层厚的2—5倍,放顶以后充填性好,易于管理,由于厚度大,稳定性高,无大面积的周期来压,由于冒落充分使老顶截断,而弯曲下沉。经取样试验直接顶抗压强度28.25MPa,弹性模量为1.93,属于易冒落松软顶板。老顶：为灰白色中—细粒砂岩（K7）。这层砂岩比较稳定，但厚度变化较大，最大可达12.30m，抗压强度较高，不易冒落，属难冒落的坚硬岩层。底板：为灰黑色的中细粒砂岩，局部相变为泥岩。厚度平均为11.2m。与煤层直接接触，接触明显，比较平整，具块状构造和细粒状结构，岩层强度中等。4．9号煤层顶板：与8号煤层底板相同，在局部地区相变为泥岩，泥岩中常夹有1—2层煤线或薄煤层，使顶板难以管理。由于厚度大于厚度2倍以上，裂隙发育，易于冒落，充填比较充分，无明显的周期来压，属于易冒落顶板。底板：为灰色中粗粒砂岩，局部相变为粉砂岩，与煤层明显接触，具剪切滑面，比较平整。岩石属中等硬度，对支护有利。5．12号煤层直接顶为黑色泥岩，厚度0—4.25m平均2.12m，在局部地区常因冲蚀而变为中细粒砂岩或砂质泥岩，呈冲蚀接触，与煤层接触面凹凸不平，同时砂岩多属泥钙质胶结，层理发育，易于冒落，随回采而塌落，属于易冒落顶板。充填比较充分。经取样试验抗压强度28.81MPa，弹性模量1.68。老顶：灰白色细粒砂岩，厚度2.28—25.32m,平均9.67m,成分以石英岩屑为主,硬度较大,不易冒落，属于难冒落型顶板。底板:为黑色砂质泥岩,局部相变为中细粒砂岩.厚度1.50—11.92m,平均6.90m,与煤层呈明显接触,比较平整,具剪切滑面,与煤层极易分离，东部局部地区，在上部距12号煤层0.2m处有一层0.10—0.20m厚的薄煤层,往往随煤层一起采出。6．13号煤层直接顶板为黑色泥岩、粉砂岩，厚度0~5m，岩性较软，局部冲刷，使13号煤层直接和老顶接触，属于易冒落型顶板。老顶为石灰岩（K3灰岩），为坚硬顶板，厚度2.01~10.22m，平均3.50m，属于难冒落型顶板。底板为中细粒砂岩，局部相变为砂质泥岩。7．15号煤层直接顶板：为黑色泥岩，厚度0—10.22m，东部地区平均3.07m，西部地区逐渐变薄而尖灭，被石灰岩所代替。经取样化验抗压强度27.04MPa，抗拉强度1.47MPa，弹性模量0.9，岩性较软，裂隙发育，比较破碎。在西部地区厚度变薄，出现泥岩与煤层交替互层的伪顶，给开采和洗选带来困难，属于易冒落型顶板。老顶，灰黑色石灰岩（K2灰岩），本层常被2—3层黑色泥岩所分成薄层状的石灰岩，厚度6.50—16.0m，平均9.26m,灰岩虽质地坚硬,但由于泥岩的分割,厚度变薄,随直接顶落下以后比较易于冒落,不易形成大面积的悬顶,因此周期来压不大,也不太明显，属于易冒落型顶板。根据矿井生产数据，15号煤层顶板初次来压步距20~35m，周期来压步距8~16底板:灰黑色砂质泥岩，厚度东部地区较薄，平均7.06m,最厚可达11.6m，西部地区较厚，平均厚度15m，最大可达23m，与煤层呈明显接触，比较平整，具有剪切滑动面，与煤层极易分离。老底为灰白色细砂岩（K1砂岩），在东部地区较厚，平均11.5m,西部地区较厚，平均厚度7.14m，最厚可达16.8m，此层砂岩稳定性高，分布广泛。1.3.3煤的特征井田内各可采煤层均为无烟煤，煤岩外观呈钢灰色，条痕为黑色，玻璃光泽或金属光泽，内生裂隙比较发育，断口常呈锯齿状、阶梯状和眼球状。由上而下由于变质程度增高，硬度相应增大，普氏硬度由3号煤f≤2到15号煤f=2.5—3.0。煤层具条带状结构和层状构造。宏观煤岩组分以镜煤和亮煤为主，其中镜煤占7%，亮煤占67.3%。宏观煤岩类型为半亮—半暗型煤。显微组分主要为镜质组，各煤层镜煤反射率（R°Max）均在1.788—2.28%之间，显微硬度(HY)多在50kg/cm2以下。本井田煤层全部属无烟煤，抗磨强度相对较高，一般在50%以上，多属中强度煤，而且15号煤抗磨强度指标在70—90%，属高强度煤。煤粒特征：一般是大粒度的少，且灰分高而含矸多，小粒度数量多，含矸少。粒度的大小与数量成反比，与灰分成正比，各煤层的13mm级均在50%以上，0.5mm级的一般小于10%，说明原煤不易粉化，小于1mm级中的煤一般以丝炭成分居多特点是染手，故灰分一般偏高。可磨性：各煤层属于易磨，可磨性好，3号煤层哈氏可磨指数一般多在70—80%之间，6号、8号、9号、12号煤层哈氏可磨指数多在65%左右，15号煤层可磨性较差，哈氏可磨指数一般多在50—58%之间。原煤的发火点均在365—375℃之间，属于不易着火煤层。依据《中国煤炭分类国家标准（GB5751－86）》执行，确定煤类主要指标为浮煤挥发分及氢元素的含量来确定煤类。3号煤层为特低灰-中灰、特低硫-低硫、特低磷-低磷、特高热值无烟煤。6号煤层为特低灰-高灰、特低硫-中高硫、特低磷-低磷、特高热值无烟煤。8号煤层为特低灰-高灰、特低硫-中高硫、特低磷-高磷、特高热值无烟煤。9号煤层为高灰、特低硫-中硫、特低磷、特高热值无烟煤。12号煤层为中灰-高灰、低硫-高硫、特低磷-低磷、特高热值无烟煤。13号煤层为特低灰-高灰、低硫-中高硫、低磷分、高热值-特高热值无烟煤。15号煤层为特低灰-高灰、低硫-中高硫、特低磷-低磷、特高热值无烟煤。1.3.4瓦斯、煤尘和煤的自燃1．瓦斯根据2008年12月20日山西省煤炭工业局发“晋煤安发[2008]1134号”《关表1-3矿井瓦斯等级鉴定结果矿井名称年度CH4CO2瓦斯等级文件号绝对涌出量（m3/min）相对涌出量（m3/t）绝对涌出量（m3/min）相对涌出量（m3/t）三矿二号井20066.4621.630.411.37突出晋煤安发[2007]126晋煤安发[2008]1134三矿竖井2008191.5119.602.370.24高三矿裕公井200853.91166.953.6111.18突出新景矿2006212.621.355.791.25突出一矿北头嘴井200638.8724.461.61.01突出一矿丈八井2006165.7614.059.940.84高二矿西四尺井2006414.629.5517.51.25突出天兴公司（四矿一号井）200610.1116.583.375.53高于阳泉煤业集团有限责任公司2008年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》文件，阳泉煤业（集团）有限责任公司三矿阳泉煤业（集团）有限责任公司三矿矿井瓦斯等级属瓦斯突出与高瓦斯矿井。根据瓦斯鉴定结果，矿井各井口及邻近矿井瓦斯鉴定结果表1-3：在井田内历次勘查过程中，对部分钻孔采取了煤层瓦斯样，共采样17个，采取煤样的煤层主要有3、8号煤层，其次为9、12号，见表1-4。根据试验成果，3号煤层瓦斯分带上属甲烷带，瓦斯含量在平面分布上，井田内3-14孔瓦斯含量最高，变化趋势为由南向北变大的趋势；8号煤层瓦斯分带上属甲烷带，瓦斯含量在平面分布上，672号孔瓦斯含量最大，变化趋势为由北向南变大的趋势。从垂向变化上来看，随着埋深的加大，瓦斯含量呈增大的趋势，根据瓦斯试验成果资料，3、8、12号煤层属高瓦斯煤层，9号煤层属低瓦斯煤层（测试成果仅一个孔，可靠性低）。阳泉矿区属典型的高瓦斯矿井，其中3号煤层瓦斯含量相对较高，在实际开采过程中曾多次发生煤与瓦斯突出现象。其中最为典型的有2003年8月14日裕公井3号煤层扩二区瓦斯爆炸事故，死亡28人。新景矿3号煤层芦北区7303工作面，于2004年11月11日正常割煤时发生了第一次煤与瓦斯突出，突出煤量70t，瓦斯量11560m3,造成1人死亡。总体看来，瓦斯含量随煤层埋深的增加而增高，在构造破碎带、采空区瓦斯表1-4各煤层瓦斯含量试验成果表煤层号自然瓦斯成分瓦斯含量(毫升/克·可燃质)孔号CH4CO2N2C2-H6CH4CO2N2C2-H6%%%%33-1481.950.8517.2010.340.112.173-536.7033-6298.751.2510.570.130.006725.3483-1487.671.5010.838.740.151.083-6296.573.4310.410.3767212.6293-537.241267216.093易局部聚集，因此必须按照《煤矿安全规程》，认真进行瓦斯含量监测监控，并做好通风工作，防范瓦斯事故发生。2．煤尘据2006年10月20日由煤炭科学研究总院重庆分院提交的3、15号煤层检验报告，煤层煤尘爆炸性测试成果如表1-5：根据以上化验结果，井田内3号煤层煤尘具爆炸性，15号煤层煤尘不具爆炸性。3．煤的自燃煤炭科学研究总院重庆分院在对本矿3、15号煤层取样进行煤尘爆炸性测试的同时，还进行了煤层自燃倾向性测试，其成果如表1-6：根据上表测试成果，井田内3号煤层属Ⅰ级容易自燃煤层，15号煤层属Ⅲ级不易自燃煤层。三矿在生产过程中，竖井15号煤层曾发生自燃发火情况。火区主要在井田东部。据三矿资料，自燃的主要原因是15号煤层直接顶泥岩中的黄铁矿含量指标较大，加上通风管理不善，造成黄铁矿处于氧化环境中而形成的。15号煤层表1-5煤尘爆炸性测试成果表取样地点煤层号火焰长度（mm）抑制煤尘爆炸最低岩粉用量C%）有无爆炸性测试时间测试单位裕公井扩二区综掘四队31545有2006.10.20煤炭科学研究总院重庆分院裕公井四下山外建队31040有2006.10.20裕公井7212面31040有2006.10.20竖井8110面1500无2006.9.29竖井8206面1500无2006.9.29竖井81101面1500无2006.9.29竖井8202面1500无2006.9.29竖井8114面1500无2006.9.29三矿在生产过程中，竖井15号煤层曾发生自燃发火情况。火区主要在井田东部。据三矿资料，自燃的主要原因是15号煤层直接顶泥岩中的黄铁矿含量指标较大，加上通风管理不善，造成黄铁矿处于氧化环境中而形成的。15号煤层直接顶泥岩在井田东部发育，曾存在发火区；直接顶在井田西部尖灭，未发生过自燃情况。表1-6煤层自燃倾向性测试成果表取样地点煤层号吸氧量cm3/g自燃倾向性自燃等级测试时间测试单位裕公井扩二区综掘四队31.16容易自燃Ⅰ2006.11.21煤炭科学研究总院重庆分院裕公井四下山外建队31.46容易自燃Ⅰ2006.11.21裕公井7212面31.41容易自燃Ⅰ2006.11.21竖井8206面151.37不易自燃Ⅲ2006.10.25竖井8110面151.3不易自燃Ⅲ2006.10.25竖井8114面151.33不易自燃Ⅲ2006.10.25竖井8202面151.34不易自燃Ⅲ2006.10.25竖井81101面151.25不易自燃Ⅲ2006.10.252井田境界和储量2.1井田境界2.1.1井田范围东部边界：以阳泉一矿井田境界为界。西部边界：以阳煤集团新景矿井田境界为界。南部边界：以阳煤集团新景矿井田境界为界。北部边界：以阳泉一矿井田境界为界。2.1.2开采界限本井田仅开采3#煤层。开采上限以井田浅部边界保护煤柱线为准，3#煤层以上无可采煤层；下部边界以井田深部边界保护煤柱线为准，3#煤层以下无可采煤层。2.1.3井田尺寸由于该井田为近水平煤层，没有十分明显的走向与倾向，故以自然方向为基准来确定井田尺寸。井田东西方向最小长度为7.3km，最大长度为7.9km，平均为7.6km。南北方向最小长度为2.7km，最大长度为3.2km，平均为3.0km。煤层倾角最小为2°，最大为8°，平均倾角为5°。由于井田形状的不规则性，故井田面积是在地质精查报告提供的1：5000煤层底板等高线图上计算出来的，为21km2。井田赋存状况如图2-1所示。图2-1井田赋存状况示意图2.2矿井工业资源储量2.2.1储量计算基础本矿井储量估算范围以采矿许可证批准的井田范围为基础，以中华人民共和国国土资源部“国土资矿函[2009]166号”批复函文变更后的井田范围为准。井田内各煤层煤类为无烟煤，非炼焦用煤范围，根据《煤、泥炭地质勘查规范》（DZ/T0215—2002）的要求，煤炭资源/储量估算指标为：1．煤层厚度0.80m；2．最高灰分（Ad）40%；3．最高硫分（St,d）3%;4．最低发热量（Qnet.d）22.1MJ/kg5．煤层容重：3#煤层容重为1.40t/m32.2.2井田地质勘探本区的矿井地质勘探是在原精查地质勘探和一九六二年局部可采煤层补充勘探的基础上，为进一步查明特殊地质现象，根据生产设计的要求以及水文地质情况进行的。因此，在勘探的种类和手段以及工程的布置上，根据地质目的的不同，采用不同种类，手段和工程的布置。在历次资源勘探和补充勘探中总施工钻孔180个，进尺84340.69m，在生产地质补充勘探中，总施工钻孔138个，进尺27290.96m。井田范围内钻孔分布都比较均匀，勘探详细。勘探程度属于精查。2.2.3工业储量计算矿井主采煤层为3#煤层，采用地质块段法对3#煤层进行工业储量计算。根据地质勘探情况，将矿体划分为111b、122b、333三个块段，分别为A、B、C。在个块段内根据煤层的不同倾角继续划分为不同个数的小块，计算出每个块段的储量，煤层总储量即是各块段储量之和，块段划分如图2-2。各块段的储量可按下式计算：(21) 式中 Zi——各块段储量，万t； Si——各块段的煤层面积，m2； Mi——各块段煤层的厚度，m；图2-23#煤层储量块段划分γi——各块段煤的容重，均按1.44t/m3计算。具体计算情况见表21。各块段的储量可按下式计算：(21) 式中 Zi——各块段储量，万t； Si——各块段的煤层面积，m2； Mi——各块段煤层的厚度，m； γi——各块段煤的容重，均按1.44t/m3计算。具体计算情况见表21。表21井田块段储量计算表块号倾角α(°)平面面积煤层面积煤厚容重储量（m2）（m2）（m）（t/m3）（万t）A141013638.11016113.361.4853.5351468A254325293.24341815.161.43647.12A372281322.92298455.361.41930.70A462514790.72528642.961.42124.06A5410416771044220.761.4877.15A682140695216173361.41815.86A73979076.7980420.461.4823.55B161594665.41603449.361.41346.90B251516160.41521951.861.41278.44C142671489.22678012.761.42249.53合计-2007880920174814--16946.84从表2-1知：A块段储量：ZA=Z111b=A1+A2+A3+A4+A5+A6+A7=12071.98万tB块段储量：ZB=Z122b=B1+B2=2625.34万tC块段储量：ZC=Z333=C12=2249.53万t则3#煤层工业储量：Zg15=ZA+ZB+ZC=Z111b+Z122b+Z333=16946.84万t2.3矿井可采储量2.3.1安全煤柱留设原则（1）工业场地、井筒留设保护煤柱，对较大的村庄留设保护煤柱，对零星分布的村庄不留设保护煤柱。（2）各类保护煤柱按垂直断面法或垂线法确定。用岩层移动角确定工业场地煤柱。由于煤层为近水平煤层，故走向与上下山岩层移动角大致相等，取值：走向岩层移动角δ=75°，上山移动角γ=70°，下山移动角β=75°，表土层移动角φ=45°。（3）围护带宽度是根据矿区建筑物的保护等级划定的。风井属Ⅰ级保护建筑物，故风井场地留设20m宽的围护带，工业广场属Ⅱ级保护建（构）筑物，留设15m宽围护带，村庄属Ⅲ级保护建筑物留设10m宽维护带。（4）断层煤柱宽度为30m，井田边界煤柱宽度为50m。（5）工业广场占地面积，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，工业广场占地面积指标见表22。表22工业广场占地面积指标井型（万t/a）占地面积指标（公顷/10万t）240及以上1.0120~1801.245~901.59~301.82.3.2矿井永久保护煤柱损失量（1）井田边界保护煤柱：井田边界保护煤柱留设20m，则井田边界保护煤柱损失量为378.8万t。（2）断层保护煤柱：由于本井田大型断层几乎没有，只有落差小于5m（3）工业广场保护煤柱：工业广场按Ⅱ级保护，维护带宽度为15m，工业广场面积由表2-2确定。本矿井设计生产能力为1.8Mt/a，则工业广场面积为21.6公顷，取工业广场尺寸为540m×400m的长方形，工业广场保护煤柱如图2-3所以，则工业广场保护煤柱压煤量为451.9万t。（4）井筒保护煤柱：除工业广场中的井筒外，后期在井田西翼有个回风井，其压煤量41.48万t。（5）大巷保护煤柱：矿井设计布置二条大巷，大巷保护煤柱宽度为160m，长度总计为4799m，则其总压煤量为647.4万t。则矿井的保护煤柱损失量为1519.58万t。图2-3工业广场保护煤柱示意图2.3.3矿井设计可采储量矿井设计可采储量是矿井设计的可以采出的煤量，是从矿井设计储量中减去工业场地、井筒、井下主要巷道等保护煤柱煤量后得出的储量。可按下式计算： (23) 式中 Zk——矿井可采储量，万t； P2——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，万t； C——采区采出率。关于采出率C有如下规定：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；地方小煤矿不小于0.7。则矿井设计可采储量为：Zk=(16931.9-1173.8)×0.75=11818.6万t＝118.2Mt矿井设计可采储量是矿井设计的可以采出的煤量，是从矿井设计储量中减去工业场地、井筒、井下主要巷道等保护煤柱煤量后得出的储量。可按下式计算： (23) 式中 Zk——矿井可采储量，万t； P2——工业场地和主要井巷煤柱损失量之和，万t； C——采区采出率。关于采出率C有如下规定：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；地方小煤矿不小于0.7。则矿井设计可采储量为：Zk=(16946.84-1519.58)×0.75=11570.445万t=115.7Mt3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》相关规定，确定设计矿井年工作日为330d，工作制度采用“三八制”。每天四班作业，每班工作8小时，其中两班生产，一班准备。矿井每昼夜净提升时间为16h。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。矿区规模可依据以下条件确定：（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的太大。（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矿井设计生产能力阳泉三矿井田储量丰富，煤层赋存稳定，顶底板条件好，断层、褶曲少，倾角小，厚度变化不大，开采条件较简单，技术装备先进，经济效益好，煤质为优质无烟煤，交通运输便利，市场需求量大，宜建设大型矿井。故确定阳泉三矿矿井设计生产能力为1.8Mt/a。3.2.3矿井服务年限矿井服务年限必须与井型相适应。矿井设计可采储量Zk、设计生产能力A矿井服务年限T三者之间的关系为： (31) 式中 T——矿井服务年限，a； Zk——矿井设计可采储量，万t； A——设计生产能力，万t； K——矿井储量备用系数，取1.3则矿井服务年限为：T=115.7/(1.8×1.3)=50根据《煤炭工业矿井设计规范》中对新建矿井设计服务年限规定如表3-1。表3-1新建矿井设计服务年限矿井设计生产能力(Mt/a)矿井设计服务年限(a)第一开采水平设计服务年限(a)煤层倾角

<25°煤层倾角

25°～45°煤层倾角

>45°6.0及以上7035——3.0～5.06030——1.2～2.4502520150.45～0.940201515由表3-1知，矿井设计服务年限符合《煤炭工业矿井设计规范》要求。3.2.4井型校核按矿井的实际煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型进行校核：（1）煤层开采能力：井田内3#煤平均6.0m，为厚煤层，赋存稳定，厚度变化不大。根据现代化矿井“一矿一井一面”的发展模式，可以布置一个综采放顶煤工作面。（2）辅助生产环节的能力校核：矿井设计为大型矿井，开拓方式为主斜井副立井单水平。主斜井采用胶带机运煤，副立井采用罐笼辅助运输。运煤能力和大型设备的下放可以达到设计井型的要求。工作面生产的原煤转载后经主斜井胶带机提升至地面，运输能力大，自动化程度高。副井采用罐笼提升、下放物料，能满足大型设备的下放与提升。辅助运输大巷采用架线电机车运输，局部起坡段采用新型齿轨机车运输，运输能力大，对巷道底板起伏适应性强，调度方便灵活。（3）通风安全条件的校核：矿井煤尘无爆炸危险性，属低瓦斯矿井。矿井通风方式为：前期中央并列式，后期在两翼各布置一个边界风井，可以满足通风需要。（4）矿井的设计生产能力与整个矿井的工业储量相适应，有足够的服务年限，满足《煤炭工业矿井设计规范》关于表31的有关要求。4井田开拓4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内，为了采煤从地面向地下开拓一系列巷道进入煤层从而建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统。这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互联系和配合称为开拓方式。合理的开拓方式，需要对技术可行的几种开拓方案进行技术经济比较，才能确定。井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题，具体有下列几个问题需认真研究：（1）确定井筒的形式、数目和配置，合理选择井筒及工业场地的位置；（2）合理确定开采水平的数目和位置；（3）布置大巷及井底车场；（4）确定矿井开采程序，做好开采水平的接替；（5）进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造；（6）合理确定矿井通风、运输及供电系统。确定开拓问题，需根据国家政策，综合考虑地质、开采技术等诸多条件，经全面比较后才能确定合理的方案。在解决开拓问题时，应遵循下列原则：（1）贯彻执行国家有关煤炭工业的技术政策，为早出煤、出好煤高产高效创造条件。在保证生产可靠和安全的条件下减少开拓工程量，尤其是初期建设工程量，节约基建投资，加快矿井建设。（2）合理集中开拓部署，简化生产系统，避免生产分散，做到合理集中生产。（3）合理开发国家资源，减少煤炭损失。（4）必须贯彻执行煤矿安全生产的有关规定。要建立完善的通风、运输、供电系统，创造良好的生产条件，减少巷道维护量，使主要巷道经常保持良好状态。（5）要适应当前国家的技术水平和设备供应情况，并为采用新技术、新工艺、发展采煤机械化、综掘机械化、自动化创造条件。（6）根据用户需要，应照顾到不同煤质、煤种的煤层分别开采，以及其它有益矿物的综合开采。4.1.1井筒的确定1．井筒形式的确定井筒形式有三种：平硐、斜井、立井。一般情况下，平硐最简单，斜井次之，立井最复杂。各形式井筒的优缺点及适应条件见如下分析：（1）平硐优点：井下运输环节少，系统简单，费用低，地面工业广场设施简单，施工条件好，施工速度快，井巷工程量少，加快建井周期，少留工业广场保煤柱。缺点：受地形迹埋藏条件限制。适用条件：只有在地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。（2）斜井优点：井筒施工工艺、施工设备与工序比较简单，掘进速度快，单价低，初期投资少；地面工业建筑、井筒装备、井底车场及硐室都比立井简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少，不易受底板含水层的威胁；提升能力大，可做为安全出口。缺点：斜井井筒长，辅助提升能力小，提升深度有限；通风路线长、阻力大、管线长度大；斜井井筒通过富含水层、流沙层施工技术复杂。适用条件：煤层赋存较浅，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需要特殊施工的缓倾斜、倾斜煤层（3）立井优点：立井井筒短，提升速度快，提升能力大，对辅助提升特别有利。井筒断面大，可满足高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井需风量的要求，且阻力小，对深井开拓极为有利；当表土层为富含水层或流沙层时，立井比斜井容易施工；对地质构造和煤层产状均特别复杂的井田，能兼顾深部和浅部不同产状的煤层。缺点：立井井筒施工技术复杂，需用设备多，要求有较高的技术水平，井筒装备复杂，掘进速度慢，基本建设投资大。适用条件：不受煤层倾角、厚度、深度、瓦斯及水文等自然条件的限制。本矿井煤层倾角小，平均5°，为近水平煤层；水文地质情况比较简单，涌水量小，地势高低起伏明显，表土层很薄；不具备平硐开拓条件，但可以采用立井开拓或斜井开拓或者是两种开拓方式组合。本矿井煤层倾角小，平均5°，为近水平煤层，表土层薄无流沙层，水文地质比较简单，涌水量小，井筒不需要特殊施工，因此可以采用斜井开拓或立井开拓，经后面方案比较，确定为双立井开拓。2．主副井筒位置的确定井筒位置的确定原则：（1）有利于第一水平的开采，并兼顾其他水平，有利于井底车场和主要运输大巷的布置，石门工程量少。（2）有利于首采区布置在井筒附近的富煤阶段，首采区少迁村或不迁村。（3）井田两翼储量基本平衡。（4）井筒不宜穿过厚表土层、厚含水层、断层破碎带、煤与瓦斯突出煤层或软弱岩层。（5）工业广场应充分利用地形，有良好的工程地质条件，且避开高山、低洼和采空区，不受崖崩滑坡和洪水威胁。（6）工业广场宜少占耕地，少压煤。（7）距水源、电源较近，矿井铁路专用线短，道路布置合理。综合以上因素，结合矿井实际情况，提出本矿井主副井筒布置位于井田中央工业广场。3．风井井口位置的选择应在满足通风要求的前提下，与提升井筒的贯通距离最短，并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失。中央风井井筒位于井田中央工业广场，井田东翼风井中心位置位于东翼井田边界，井田西翼风井中心位置位于大巷延伸出处。4.1.2工业广场的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近，即井田中部稍微偏向东翼，原因是东翼煤层埋藏较浅，可使井筒的建设时间较短，投产更快。工业场地的形状和面积：根据工业场地占地面积规定，选用1.2公顷/10万吨，确定地面工业场地的占地面积为21.6公顷，形状为矩形，长边平行于井田走向，长为540m，宽为400m。4.1.3开采水平的确定及采盘区划分1．开采水平确定开采水平划分的依据：（1）是否有合理的阶段斜长；（2）阶段内是否有合理的分带数目；（3）要保证开采水平有合理的服务年限和足够的储量；（4）要使水平高度在经济上合理。井田主采煤层为3#煤层，其它煤层由于过薄或不具备开采价值，暂不考虑对其进行开采。3#号煤层平缓，倾角平均为5°，最大仅8°，为近水平煤层。煤层露头标高为830，埋藏最深处仅330m，垂直高度为200m，按照设计规范要求，应采用单水平开拓。开采水平标高为720m，大巷延展方向大体与井田延展方向一致，将井田划分为南北翼两个阶段，水平垂高为200m。2．阶段内再划分井田范围内不存在较大的断层和褶皱，属简单结构煤层。由于本矿井设计为高产高效矿井，故应力求巷道布置和生产系统简单。考虑到目前高产高效矿井近水平煤层的准备方式主要有盘区式和带区式，需要分析二者的优缺点进行阶段内再划分方案的选择。由于本井田大致呈现为东西向延展较长，南北方向较短，且煤层倾角较小，平均为5°，最大8°，适宜沿井田主要延展方向做大巷，在大巷两翼靠近工业广场附近划分为中央采区，在井田西翼大巷两侧划分为西翼带区，井田东翼大巷两侧划分为东翼带区。4.1.4主要开拓巷道（1）大巷的布置：由于瓦斯涌出量很小，煤层不易自燃，因此本设计只布置两条大巷。一条运输大巷，与主井连接，负责运煤回风；一条轨道大巷，与副井相连，负责行人、进风和辅助运输。由于运输大巷要为整个水平的开采服务，且煤层的顶底板均为泥岩或者砂岩，为便于维护和使用，且不受煤层开采的影响，布置岩层大巷时，巷道布置在3#煤层的底板岩层中。岩层大巷其优点是巷道维护条件好，维护费用低，巷道施工能够按要求保持一定方向和坡度；便于设置煤仓。布置煤层大巷时，巷道沿煤层掘进，掘进速度快，掘进费用低，所掘进的煤层倾角都很小，平均在5°，巷道布置的位置最大倾角为8°，因此倾角对巷道的布置没有大的影响，同时3#煤层煤质中硬，维护不太困难，可以布置煤巷。（2）井底车场的布置：由于井底车场一般要为整个矿井服务，服务时间较长，故要布置在较坚硬的岩层中。本矿井布置位置选择在距煤层底板岩层