《xx煤矿集团轩岗煤电有限责任公司焦家寨煤矿生产矿井地质报告》由会员上传分享，免费在线阅读，更多相关内容在工程资料-天天文库。
大同煤矿集团轩岗煤电有限责任公司焦家寨煤矿生产矿井地质报告编制单位太原理工大学主要编写人技术负责人提交单位太原理工大学提交时间2007年3月 第一章绪论第一节修编地质报告的依据、目的和任务焦家寨煤矿隶属于大同煤矿集团轩岗煤电有限责任公司，始建于1958年7月，1966年10月投产，其前身为轩岗矿务局焦家寨煤矿。依据晋煤规发[2005]256号文件“关于2005年省属煤炭集团及地方国有煤炭企业部分生产矿井生产能力核定的批复”，焦家寨煤矿核定生产能力为150万t/a。自建矿以来，焦家寨煤矿为国家提供了大量的优质能源，有力地支援了国家的现代化建设。在煤矿生产过程中，矿井地质工作者在以往煤田地质勘探的基础上，进一步深入研究井下地质情况，为开拓、掘进、回采等各个环节提供了准确可靠的地质资料，这些资料是今后矿井生产的重要依据。由于地质资料具有分散性，地质认识具有阶段性，所以，全面收集、适时整理和分析地质资料，对保障煤矿安全生产具有十分重要的意义。矿井地质报告是生产矿井地质工作的全面总结，是保证煤矿正常生产，制订矿井发展规划，进行扩建和技术改造的地质依据。按照《矿井地质规程》和《生产矿井质量标准化标准》的要求，矿井地质报告一般每8～10年修改一次，并报省煤炭厅（局、公司）批准。焦家寨煤矿原矿井地质报告编制于1992年，经过十几年矿井生产又积累了大量的地质资料，在地质构造和矿井储量等方面，与原地质报告均有相当大的变化。随着煤矿深部开采地质环境的变化，对矿井地质工作提出了更新更高的要求，原矿井地质报告已不能满足当前生产的需要。所以， 必须修改原有的各种基本图件和文字结论，进行井田地质的重新评价。2006年9月，焦家寨煤矿委托太原理工大学修编矿井地质报告，双方签订了修编合同并明确了技术要求。本次报告修编工作的主要内容有两个方面，一是综合分析矿井地质特征，包括井田内煤系地层的发育特点、地质构造特征、煤层厚度及变化、矿井水文地质特征等；二是估算和核实矿井储量，掌握储量动态，为煤炭资源合理开采和利用提供依据。本次报告修编的主要依据包括：（1）《生产矿井地质报告编制提纲》。山西省煤炭工业局，2003。（2）《矿井地质规程》（试行）。煤炭工业部，1984。（3）《矿井水文地质规程》（试行）。煤炭工业部，1984。（4）《煤、泥炭地质勘查规范》。国土资源部，2002。（5）《焦家寨矿井地质报告》。轩岗矿务局地测处，1992。（6）《轩岗矿区焦家寨扩大勘探区地质报告书》。山西省煤田地质勘探三队、轩岗矿务局，1979。（7）《山西轩岗矿务局刘家梁矿防治奥灰水专门水文地质勘探报告》。轩岗矿务局、煤炭科学研究总院西安分院，1992。编者在客观评价焦家寨井田勘探报告和原矿井地质报告的基础上，充分利用矿井开采过程中积累的全部地质资料，结合现代煤田地质学理论，采用计算机制图技术，修编完成了《焦家寨煤矿生产矿井地质报告》。 第二节井田位置、范围和交通条件一、井田位置与范围焦家寨井田位于山西宁武煤田东北部，地处原平市轩岗镇焦家寨村，行政区划属原平市管辖。地理坐标：东经112°21′16″～112°25′13″，北纬38°49′52″～38°53′01″。该井田北、北东部与刘家梁井田毗邻，北西、西部以7～10号井田边界拐点连线为界，南、南东部以二沟河及煤层自然露头线为界。井田走向长2.1～5.65km，倾斜宽3.25～4.1km，面积17.0386km2。2003年山西省国土资源厅换发了焦家寨煤矿采矿许可证（证号：1400000340068），批准开采2、3、5号煤层，井田边界拐点坐标见表1-1。2003年3月山西省煤炭工业局核发了焦家寨煤矿煤炭生产许可证（证号：G040704003G1），有效期限为2003年3月11日～2008年1月31日。焦家寨煤矿共有5个井筒，分别是：主立井、副立井、主平硐、回风斜井和302回风井，井口坐标见表1-2。表1-1焦家寨井田边界拐点坐标表编号矿区坐标（1.5度带）国家坐标（6度带）XYXY14305586.00490150.004306493.0019620308.0024305566.00489760.004306467.0019619918.0034305566.00489560.004306464.0019619718.0044305579.00489360.004306473.0019619518.0054305602.00489161.004306493.0019619318.0064305640.00488972.004306528.0019619129.0074305682.00488800.004306567.0019618956.0084303485.00487378.004304347.0019617570.0094302526.00487410.004303388.0019617618.00 104302245.00487612.004303110.0019617825.00114302226.00487675.004303092.0019617888.00续表1-1焦家寨井田边界拐点坐标表编号矿区坐标（1.5度带）国家坐标（6度带）XYXY124302313.00488270.004303189.0019618481.00134302323.00488420.004303202.0019618631.00144302290.00488618.004303172.0019618830.00154302343.00488755.004303227.0019618966.00164302260.00488895.004303146.0019619107.00174302298.00489075.004303187.0019619287.00184302350.00489217.004303242.0019619428.00194302323.00489430.004303218.0019619641.00204302370.00489586.004303268.0019619797.00214302457.00489720.004303357.0019619929.00224302517.00489980.004303421.0019620188.00234302435.00489998.004303340.0019620207.00244302105.00489920.004303008.0019620135.00254301665.00489755.004302566.0019619977.00264301445.00489945.004302349.0019620171.00274301265.00490140.004302172.0019620369.00284301255.00489970.004302159.0019620199.00294301100.00489800.004302001.0019620031.00304300960.00489870.004301862.0019620104.00314300925.00489815.004301827.0019620049.00324301000.00489680.004301899.0019619913.00334300895.00489553.004301792.0019619788.00344300813.00489620.004301711.0019619856.00354300722.00489642.004301621.0019619880.00364300695.00489710.004301595.0019619948.00374300560.00489615.004301458.0019619855.00384300557.00489805.004301458.0019620045.00394300455.00489755.004301356.0019619997.00404300445.00489985.004301349.0019620227.00 414300322.00490015.004301227.0019620259.00424300245.00490015.004301150.0019620260.00续表1-1焦家寨井田边界拐点坐标表编号矿区坐标（1.5度带）国家坐标（6度带）XYXY434300230.00490145.004301137.0019620391.00444300160.00490165.004301067.0019620412.00454300125.00490280.004301034.0019620527.00464299960.00490360.004300870.0019620610.00474299925.00490530.004300838.0019620781.00484299965.00490660.004300880.0019620910.00494299850.00490710.004300766.0019620962.00504299830.00490860.004300749.0019621112.00514299990.00490790.004300908.0019621040.00524300118.00490805.004301036.0019621053.00534300200.00490880.004301119.0019621126.00544300330.00490870.004301249.0019621114.00554300375.00490955.004301295.0019621198.00564300425.00490935.004301345.0019621178.00574300435.00490975.004301356.0019621217.00584300630.00490922.504301550.0019621162.00594300780.00490990.004301701.0019621227.00604300882.50490912.504301802.0019621148.00614300950.00490845.004301868.0019621070.00624301300.00490883.004302219.0019621111.00634301517.50490915.004302437.0019621140.00644301390.00491175.004302314.0019621402.00654301415.00491342.504302342.0019621569.00664301242.50491687.504302175.0019621917.00674301230.00491895.004302166.0019622124.00684301127.50491945.004302064.0019622176.00694301100.00492032.504302038.0019622264.00704301012.50492157.504301953.0019622390.00714301462.50492035.004302401.0019622261.00 724302030.00492277.504302972.0019622491.00734302120.00492380.004303064.0019622595.00续表1-1焦家寨井田边界拐点坐标表编号矿区坐标（1.5度带）国家坐标（6度带）XYXY744303114.84493073.694304070.0019623272.00754303800.08492543.464304747.0019622731.00764303461.22492173.304304402.0019622366.00774305635.90490490.074306549.0019620647.00表1-2焦家寨煤矿井口坐标一览表井口名称矿区坐标（1.5度带）国家坐标（6度带）HXYXY主立井4303822.9490854.44304742.1319621041.631329.9副立井4303939.6490649.04304855.5419620834.301322.6主平硐4303806.3490825.14304725.1219621012.601327.6回风斜井4303622.8490253.04304532.2119620443.491330.0302回风井4302730.0491580.04303661.1819621785.221424.4二、交通条件焦家寨煤矿位于原平市西北方向38km，交通条件十分便利。该矿距北同蒲铁路轩岗站3.9km，轩岗～石豹沟铁路专用线及公路从井田中部穿过，经由轩岗镇向北通往宁武县、大同市，向南直达原平市、太原市。焦家寨井田内部及周边村镇间有简易公路相通（图1-1）。 图1-1焦家寨煤矿交通位置图第三节自然地理一、地形地貌焦家寨井田位于管涔山与云中山的交汇处，属于中山区。地势为两个单面山构成的不对称“V”形谷，西北侧向阳坡陡、山高谷深，东南侧背阳坡缓。地表多为黄土覆盖，植被稀少，树枝状冲沟发育，地形较为复杂。区内最高点位于井田东南火烧梁，标高+1785m，最低点位于井田中部玉林河河床，标高+1300m，相对高差485m。二、水文本井田位于滹沱河水系下马圈泉域，主要河流为横穿井田中部的玉林河。玉林河发源于宁武县白崖河以西变质岩山区， 上游河水由太古界片麻岩裂隙泉水汇集而成，自西南流向东北，多年平均流量400～600m3/h，流域面积399.8km2。上游流经寒武奥陶系灰岩地段，河水渗漏，至本井田处平时多呈干涸状态，雨季山洪暴发时水量较大，属季节性河流。玉林河全长35.2km，井田内流长4.6km，河床最宽处75m，最窄处15m，至轩岗镇东南侧与后口河汇合，统称阳武河。井田内还有宽滩河、炭窑沟河、二沟河等季节性支流。三、气象本井田地处山西高原中部，属暖温带大陆性季风气候。春季干燥多风，夏季炎热多雨，秋季早凉多晴，冬季寒冷少雪。四季分明，日照充足，昼夜温差较大。根据原平市气象站提供的近20年气象资料，本井田年平均气温8.4℃，1月份气温最低，平均-9.7℃；7月份气温最高，平均23℃左右。年最大降水量760mm，最小降水量162mm，平均降水量470mm，多集中在7、8、9三个月，约占全年降水量的75％左右。年平均蒸发量为1940mm，约为降水量的4倍。本区冬春季以西北风居多，夏秋季以东南风为主，风速一般在2m/s左右，最大风速18m/s。霜冻期从10月上旬至翌年4月中旬，全年无霜期150～170天，最大冻土深度1.5m。四、地震轩岗矿区所在的原平市属强地震区。原平市最早的地震记载始于宋代，在过去两千多年中，共发生强烈破坏性地震十余次。根据《建筑抗震设计规范》（GB50011－2001）附录A“我国主要城镇抗震设防烈度、设计基本地震加速度和设计地震分组”，确定焦家寨煤矿抗震设防烈度为8度，设计基本地震加速度值为0.20g。 第四节生产建设概况焦家寨煤矿于1958年由北京煤炭设计研究院设计，同年7月建井，1962年12月国民经济调整时停建。1964年4月复建，1966年10月投产，矿井设计能力为60万t/a，1975年达到设计能力。1980年煤炭部核定矿井生产能力为70万t/a。焦家寨煤矿从1976年开始至1983年先后进行了技术改造、老矿挖潜等工程设计。1983年10月煤炭部同意本矿列为改扩建项目，并以（83）煤生开字第253号文批准了轩岗矿务局设计处编制的《焦家寨矿井重点技术改造工程方案设计》，煤炭部批文明确该矿改扩建为150万t/a，净增能力90万t。由西安煤矿设计院进行改扩建初步设计，1989年度国家计委正式列项拨款建设，1993年建成投产。根据山西省煤炭工业局文件（晋煤规发［2005］256号）《关于2005年省属煤炭集团公司及地方国有煤炭企业部分生产矿井生产能力核定的批复》，焦家寨煤矿核定生产能力为150万t/a。矿井采用立井、斜井、平硐混合开拓方式，现开采水平标高+1010m，主要开采2号、3号和5号煤层。现有2个生产采区（511区和221扩区），1个准备采区（521扩区），开采2号和5号煤层。采煤方法为走向长壁式，主要采用综采放顶煤开采工艺，全垮落法管理顶板。在矿井提升方面，主井提升系统用于提升原煤，提升方式为井塔式立井双箕斗提升；副井提升系统用于提升物料和升降人员，提升方式为井塔式立井双罐笼提升。在运输方面，在1010m 水平设副井底车场及1010轨道运输大巷，承担矸石、材料设备运输任务；设强力胶带运输机巷输送煤炭。在矿井通风方面，采用分区式通风方式，机械抽出式通风方法。在矿井供电方面，由轩岗煤电有限责任公司自备电厂6KV母线和忻州供电分公司轩岗变电站6KV母线，采用架线方式供地面配电室。在矿井排水方面，各采区工作面的涌水自流或经防爆水泵排至1010大巷水沟内，然后流至主、副水仓，再由主排水泵集中排至地面。焦家寨煤矿无配套的选煤厂，产品主要为1/3焦煤，是优质动力煤和炼焦配煤，主要销往京津唐地区。 第二章矿井地质工作第一节以往生产矿井地质报告及勘探工作简况一、地质勘查工作简况早在二十世纪初期，我国地质学家王竹泉先生即对轩岗矿区进行过地质调查，并在《山西煤矿志》中做了初步论述。1937～1940年，侵华日军对轩岗矿区煤炭资源进行了初步调查和掠夺性开采，1942年，日本北支那株式会社调查局在本区勘测并编绘了《宁武煤田轩岗镇旁近地质调查报告》和1/10000地形图。新中国成立后，国家根据建设需要，在轩岗矿区开展了较为系统的地质调查、勘探工作。1956年8月至1957年10月由原华北煤田地质勘探局143队完成了焦家寨井田精查任务，提交了“山西省宁武煤田轩岗矿区焦家寨～长梁沟井田精查地质报告”，经全国储委1958年3月27日第154号决议书批准表内地质储量17294.9万t。以相邻点水平距1000m内圈定A级储量4507.5万t，1000～2000m内圈定B级储量5215.3万t，超过2000m圈定C级储量7572.1万t，表外储量D级137.2万t。本次精查以一类井田采取勘探线方法勘探，机动钻机钻进，在走向长3.2km、倾斜宽2.3km、面积8km2的范围内布置三条勘探线（Ⅳ、Ⅴ、Ⅵ），勘探线距850×700m，施工15个钻孔，钻探进尺4097.36m，其中水文孔2个，进尺814.3m。该精查报告为焦家寨煤矿初期生产提供了基础地质资料。20世纪70年代，为适应矿井生产下山水平的延伸及改扩建需要，解决原精查时圈定高级储量网距大、精度低、储量不落实、 地质构造变化形态控制差等问题，山西矿业学院教改小分队于1974年完成了焦家寨井田1/2000地质填图15km2。1976～1980年，轩岗矿务局钻探队在本井田进行了生产补充勘探，采用勘探线法布置钻孔32个，总进尺10881.2m，1984年提交了《焦家寨井田补充勘探报告》。1976～1979年，山西省煤田地质勘探三队完成了焦家寨井田扩大区勘探任务，1979年7月提交《轩岗矿区焦家寨扩大勘探区地质报告书》，1979年9月经山西煤炭工业管理局第7904号决议书批准。本次勘探在走向长4.2km，倾斜宽2.1km，面积9km2的范围内布置钻孔22个，总进尺9615.5m，其中4个不取芯孔进尺1879.29m，平均2.5孔/km2。采用750m线距圈定B储量，B级以外地区均圈定C级储量，共提交地质储量（B+C级）24168.9万t。1977年5～8月，阜新矿业学院完成本井田扩大区1/2000地形测量14km2；1978年由山西省煤田地质勘探三队填绘了1/2000地形地质图，填图面积20km2。1982年，轩岗矿务局钻探队在焦家寨井田扩大区二沟进行了补充勘探，布置钻孔3个（262、263和264号孔），总进尺962.82m。1987～1990年，轩岗矿务局在刘家梁煤矿进行了奥灰水放水试验，在焦家寨井田内布置3个奥灰水位观测孔，分别是OC4、OC7和OC9号孔，总进尺1222.24m。综上所述，自上世纪50年代以来，焦家寨井田进行过多次地形测量、地质填图、精查、补充勘探及水文地质勘探，施工钻孔共75个，累计进尺26779.12m（表2-1），获得了大量的地质资料，为矿井的生产和发展奠定了良好的基础。另外，历次勘探工作中还进行了钻孔煤芯取样和化验及 表2-1焦家寨井田钻探工程量一览表施工时间施工单位勘探面积(km2)工程量全取芯孔半取芯孔无芯孔测井参加评价孔数质量评价其中钻探测井综合取芯进尺无芯进尺1956.8-1957.10华北煤田地质局143队8.0未评价未评价未评价1976.7-1980.4轩岗矿务局钻探队2.52558.591638.45179（乙）8（丙）2（甲）15（乙）10（乙）7（丙）1976.7-1979.6山西煤田勘探公司地质勘探三队9.02397.323783.11223（甲）9（乙）10（丙）8（甲）9（乙）1（丙）2（甲）10（乙）10（丙）1982.5-1982.10轩岗矿务局钻探队836.75126.0732（乙）1（丙）2（甲）1（乙）2（乙）1（丙）1987.7-1990轩岗矿务局钻探队804.14418.1033（乙）3（乙）3（乙） 含水层抽水试验等相关工作，取得了一系列试验成果，为井田的进一步研究和开发积累了丰富的资料，也为本次矿井地质报告编制提供了依据。二、钻探工程质量及存在的主要问题原精查阶段施工钻孔15个，其中12个见煤孔，2个构造孔，一个冲积层水文孔，分层采取率一般在80％以上。钻孔测斜5个孔，电测5个孔，仅个别孔有打丢、打薄煤层现象。这些钻孔均未进行质量评定，但经过开采证实，钻孔质量基本符合要求，封孔良好。如216、229、218号钻孔被工作面揭露后无储水等现象。生产补充勘探施工钻孔32个，取芯孔21个，半取芯孔11个。综合评定，乙级孔10个，丙级孔7个，未评定孔15个。扩大区勘探施工钻孔22个，补充勘探钻孔3个，共计25个。综合评定，甲乙级孔14个，甲乙级孔率56.0％。本次勘探施工的钻孔共穿过大于0.5m的见煤点91层，经综合验收，甲乙级为80层，占总层次的87.9％，说明质量较高。地面观测水文孔3个，综合评定均为乙级。综上所述，本井田历次勘探工程总体质量较好，但仍存在一些问题，包括局部钻孔布置不够均匀合理，多数钻孔没有进行封孔质量检查，孔斜测量不全，煤芯采样试验不足。三、以往矿井地质报告编制情况1990～1992年，原轩岗矿务局地测处组织编制了《焦家寨矿 井地质报告》。该报告收集了焦家寨井田地质勘探资料和矿井地质资料，较全面论述了井田的地层、构造、煤层、煤质、水文地质及其它开采技术条件，能够满足当时煤矿生产的需要。1993年5月山西省煤炭工业管理局组织有关专家对该报告进行了审查，认为报告的编写符合《矿井地质报告编制提纲》要求，可作为矿井生产的地质依据，并以部晋煤生字[1993]第813号文批复通过。第二节井田内及井田周边小煤矿开采情况焦家寨井田属单斜构造，在井田南部有煤层出露地表，露头附近有小煤矿开采浅部2号、5号煤层。小煤矿主要分布在宽滩沟、炭窑沟和后洞沟内，一般采用平硐或斜井开拓，残柱式开采，工艺落后，资源回收率低。焦家寨井田内曾有有证小煤矿19座，2002年之前已全部关闭（详见《附表》第107页）。据现有地质资料，这些小煤矿在各自的矿界范围内可采，无超层越界开采现象，但是，在小煤矿采空区有不同程度的积水。另据2006年9月实地调查，在报废的西二风井附近有5座私开小窑，开采2号和5号煤层，开采范围不详（图2-1）。目前这些私开小窑已被全部取缔。目前焦家寨煤矿+1330水平上山煤炭资源已开采完毕，现进入深部开采。小煤矿开采对目前焦家寨煤矿采掘工程的布置影响较小。但是，小煤矿开采存在与焦家寨煤矿采空区沟通的可能，易导致采空区积水透水事故。个别小煤矿在河床附近开采，井口标高较低，在雨季洪水较大时，易发生溃水事故。另外，小煤矿的开采也可能破坏本矿通风系统。今后，应经常对井田范围内的小煤矿进行调查，若对本矿安全生产构成威胁，及时向当地政府及有关部门反映，予以关闭。 图2-1焦家寨井田小煤矿分布图第三节矿井地质与矿井水文地质工作1992年以来，焦家寨煤矿矿井地质工作水平在一定程度上有所提高。地质工程技术人员根据煤矿生产的需要，将地质学基础理论应用于生产实践中去，并结合采煤、测量等学科的基础知识，不断积累矿井地质资料，总结矿井地质工作经验，引进先进技术，从而形成了一套较为完善的工作方法。矿井地质工作的核心包括两大主题，一是生产地质保障，即 查明采区乃至工作面的开采地质条件，重点是采区和工作面内构造发育及变化情况，以保障采掘工程的正常接续；二是安全地质保障，重点是有效预测和防治奥灰水突水，保障煤矿安全生产。但从1997年以后，由于国内煤炭市场疲软，行业不景气，该矿地测技术人员大部分流失，新的人员得不到补充，导致矿井地质工作受到很大的影响。本节对该矿1992年以来的矿井地质与矿井水文地质工作进行评述。一、生产地质工作按照《矿井地质规程》，生产地质工作的基本要求是根据生产建设的需要，及时编制提供各种地质报告、地质说明书等地质资料，并开展地质预测预报工作。1992年以来，焦家寨煤矿主要开采西二、中采区的2号、5号煤层以及扩区2号煤层，生产地质工作主要在这些采区进行。该矿1992～2006年主要矿井地质和水文地质工作量见表2-2。在回采工作面设计前，对已有的地质资料进行综合分析，提出掘进地质说明书。阐明区内煤岩层产状和地质构造的主要特征及其对本工作面的影响，预测断层产状，掘进找煤方向以及褶皱的位置和形态；煤层结构并预测其变化情况，煤层顶底板的岩性、厚度、物理力学性质及其变化情况；工作面的水文地质条件，有无突水危险性，主要含水层和主要导水构造等，并提出探放水措施。在掘进期间，分析影响回采工作面连续推进的断层形态，观测和描述煤层特征并探测其厚度，并按月提交地质预报与水文地质预报。焦家寨井田内断层十分发育，巷道揭露断层时，必须及时测量断层产状，描述断层带特征，观察断层两侧派生构造，寻找断失的煤层 。按照规定的间距观测煤层厚度和结构，当巷道不能揭露煤层全厚时，通过钻探获得所需数据。在工作面形成五天内，提出该工作面的回采地质说明书。阐明工作面地质构造的概况，煤层厚度和结构及其向工作面内部发展变化的规律，存在的水文地质问题等，并及时提出预报。在工作面回采过程中，及时收集工作面的采高和煤厚资料，实测断层的位置、形态，对采出量和损失量进行统计，分析损失量的构成比例及原因。在开采结束30天内，编写回采工作面采后总结。表2-2主要矿井地质和水文地质工作量表项目年份回采地质说明书（份）采后总结（份）地质预报（份）水情水害预报（份）探放水（m3）19927511612019938210501994731410199566120019968480019975371019985052019994060020003005150200120001202002523121020037474020045152020058261011720061251512350合计9237109491067 总之，矿井地质工作者在生产过程中，坚持现场观测和综合分析并重的原则，基本做到了实测资料准确完整，预测资料有理有据，并在生产中得以检验、修正和完善。二、矿井防治水工作近十年来，焦家寨煤矿逐步加强矿井防治水工作，对矿井水害实施综合治理。该矿主要防治水工作包括以下几个方面：一是完善防治水规章制度。焦家寨煤矿认真贯彻《煤矿防治水条例》和《煤矿安全规程》，坚持“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的十六字原则和“防、堵、疏、排、截”五项综合治理措施，针对本矿实际情况，每年都制定水害预防和处理计划，做到年有年报，季有季报，月有月报，规范了防治水工作。二是加强防治水基础工作。建立防治水组织机构，负责矿井水害的监测、预防和治理等工作；健全矿井防治水必备的基础地质资料，包括定期观测矿井涌水量，及时填绘矿井充水性图，通过加大防治水资金投入，完善了矿井防排水系统。三是坚持开展探放水工作。焦家寨煤矿主要水害类型为采空区积水和奥灰承压水。在对矿井生产区域的地质构造情况、水害类型进行分析的基础上，编制采空区探放水说明书，采用钻探手段排查水害隐患，确保井下采掘安全。1992年以来，该矿共探放采空区积水约1067m3。奥灰岩溶裂隙水是威胁本矿5号煤层安全开采的重要因素，2007年轩岗煤电有限责任公司与煤炭科学研究总院西安分院签定了项目合作意向书，拟对焦家寨煤矿和刘家梁煤矿5号煤层带压开采问题进行研究并提出治理方案。 四是开展地面防治水工作。煤矿地下开采形成的采空区会在地表形成地面塌陷、地裂缝、滑坡等地质灾害。为了防止大气降水沿地裂缝倒灌矿井，在每年四、五月份，组织人员对生产区及采空区的地表裂缝、地表水、生活区的排水渠道进行调查，然后对所发现的问题实施治理，确保在雨季到来之前，消除地面水患。三、矿山测量工作（一）矿区控制测量轩岗矿区控制测量主要经过两个阶段。1954年，华北煤矿管理局地质勘探分局测量队在本区建立由56个点组成的四等三角独立锁两个。控制锁南北长27km，东西宽5～6km，控制面积140km2。采用假定坐标系统，原点坐标均假设为10000m，采用直接观测北极星与起始边的夹角作为起始方位角。该三角锁是轩岗矿区生产建设最早的测量依据。由于三角点的标石为料石制成，埋设时露出地面部分较高，已全部破坏和丢失。高程系统是以旧北同蒲铁路轩岗车站的信号礅高程为起算高程水准点（渤海高程系），经多点与1956年黄海高程系联测，其平均值比黄海高程系高2.21m。1960年，武汉测绘学院工程测量系生产实习队完成轩岗矿区三等独立网。本测区由北梁上、长梁上、青见梁、洞上以东的23个三角点，南北丈量两条基线边组成三等独立网（图2-2）。在保证能与宁武区已有三角网有较好的连接及在国家二等控制网加密的情况下，为满足轩岗矿区工程放样及井下贯通测量的需要，若采用3°投影带，投影变形较大，本测区平均高程为1400m，若将基线投影到大地水准面，投影变形的相对 误差约达1/6000，由于变形大，对矿井贯通测量不利，故三角网的起算数据以宁武区三等三角点洞上的坐标及禅房山（二等三角点）～洞上的坐标方位角，换算为中央子午线112°30′（1.5°带投影）的坐标及坐标方位角作为本测区的起算数据，并以测区内主要矿区的平均高程面1200m作为本矿区的投影面。图2-2轩岗矿区三四等三角网布置图 四等三角点系对三等三角网进行加密，其加密方法包括插网和插点，插网8个，插点14个。三等三角网南北长约42km，东西宽12～16km，控制面积550km2，四等三角网插点控制面积280km2。三等三角网精度：两条基线丈量相对中误差分别为1∶1100000、1∶1080000；三角形闭合差最小为0.0″，最大为6.7″；测角中误差平差前为±1.72″，平差后为±2.15″，最弱边相对中误差为1/73000。四等网精度：三角形闭合差最小为1.0″，最大为4.0″；测角中误差平差前为1.3″，平差后为2.66″，最弱点点位中误差为±0.03m。四等插点精度：三角形闭合差最小为0.0″，最大为7.0″；最大点位中误差为±0.05m。水准测量：本测区以三等水准测量作为高程的一级控制，由二等点陕大段164、300116、300106三点引出组成结点网，其高程系统为1956年黄海高程系。（二）井田地形测量历年来主要的正式测量地形图有：1954年由华北煤矿管理局地质勘探分局测量队以独立自由锁、假定坐标系所测1∶5000地形图。1969～1970年由原轩岗矿务局地测处以1.5°带轩岗独立坐标系和1956年黄海高程系所绘1∶2000地形图。1977年由阜新矿业学院生产实习队以1.5°带轩岗独立坐标系和1956年黄海高程系在焦家寨井田布设了四等中心多边形的三角网， 其三角形闭合差最小为－0.2″，最大为＋4.7″，测角中误差平差前为±1.57″，平差后为±1.38″，最弱边相对中误差为1/66000，用小平板配经纬仪方法施测了扩大区1∶2000地形图。1980年由原轩岗矿务局地测处测绘的1∶500焦家寨煤矿工业广场地形图。（三）地面钻孔测量1960年以前所施工之钻孔点位坐标为假定坐标系，高程为渤海高程系，后来用近似直角坐标换算法将其全部换算成轩岗独立坐标系（1.5°带），将原渤海高程系的数字减去2.21m后即为1956年黄海高程系之高程。1960年以后施工之钻孔的坐标均为轩岗独立坐标系（1.5°带），高程均为1956年黄海高程系，施测方法采用小三角锁前、后、侧方交会法，单三角形法，光电测距仪支导线法，发展等级为二级，个别钻孔因条件所限，发展等级为三级。（四）井下测量工作1．基本控制测量焦家寨煤矿基本控制导线是按15″级敷设的，以地面5″小三角网中的焦1～焦5为后视边，距主平硐口30多米的焦5为已知点，在主平硐口建立301点，经主平硐运输大巷，通过各采区皮带、轨道运输巷，最后附合至各采区风井口近井点，主平硐至中风井及302风井为复测支导线。井下运输大巷及主要上下山分别为15″级基本控制导线。观测仪器：蔡司010A；方法：测回法； 测回数：两测回，各角均测前进方向的左角；边长：经过鉴定的50m钢尺悬空丈量。2．采区测量采区导线以各采区轨道、皮带运输巷基本控制导线为起始点，将30″级导线敷设在各工作面皮带运输巷、轨道运输巷及进回风巷，工作面贯通后进行闭合式附合测量。测角采用J6级经纬仪，量边采用经过比长的50m普通钢尺凭经验拉力，每次错动钢尺位置，以不同起点读三次，互差不超过3mm的方法丈量，三次平均值作为最终边数据。3．高程测量高程测量一般采用三角高程测量方法，与平面测量同时进行。各主要运输大巷及各工作面皮带、轨道运输巷，坡度小于5‰时采用S3水准仪进行水准测量。经过多年来的生产实践证明，各级平面、高程控制导线布设合理，能满足生产需要。4．日常测量工作日常测量工作主要是标定新送巷道开口位置及方向，后给中腰线。巷道开口方向采用罗盘仪标定，掘进4～8m后用经纬仪精确标定。中线延伸采用经纬仪或激光指向仪，巷道掘进80m左右后延长一次采区导线，腰线用悬挂半圆仪或水准仪进行测定。（五）井巷及地面建筑物保护煤柱的留设由于各种条件的限制，轩岗矿区自建矿到现在未进行地表岩移观测站的布设和观测工作，地表移动各种角量参数和观测移动变形值为空缺。 根据本区的地质和水文地质情况，开采条件和保护对象的结构特征与用途要求，参考西安煤矿设计院提供的关于煤柱留设的各种参数，采用类比法，确定本矿各类煤柱留设参数为：θ＝45°；δ＝γ＝75°；β＝75°－0.8α。第四节对原矿井地质报告的评价1990～1992年，原轩岗矿务局地测处组织编制了《焦家寨矿井地质报告》，1993年5月，山西省煤炭工业管理局对该报告进行了审查并批复通过（批文号：部晋煤生字[1993]第183号）。该报告对此前矿井生产积累的各种原始资料进行了整理和综合分析，内容完整齐全，结论基本正确，对其后十几年的安全生产起到了一定的指导作用。但是，原矿井地质报告仍存在很多不足之处，主要包括以下几个方面：第一，煤层、煤质方面。煤的可选性资料引用石豹沟煤矿和后洞煤矿的试验结果，而未采用本矿已有的资料；煤类划分仍以干燥无灰基挥发分（Vdaf）和胶质层最大厚度（Y）为分类指标，未采用粘结指数，不符合《中国煤炭分类国家标准》（GB5751-86）。第二，水文地质方面。矿井涌水量计算主要参考相邻刘家梁煤矿的水文资料，计算结果与近年来实测结果出入较大。第三，数据质量和图件精度方面。原报告附表中录入的基础数据（如钻探成果资料和煤质化验资料）未进行仔细校对和整理，存在较多错误，造成数据误差传播，出现文、图、表数据不一致的问题；原报告采用手工制图，控制点展绘、清绘、面积量算等均由人工完成，个别图件精度较低。 第三章矿井地质第一节地层焦家寨井田地表多为黄土覆盖，基岩一般出露在沟谷地带及井田西北部。地层由老到新依次为下古生界奥陶系，上古生界石炭系、二叠系，中生界三叠系，新生界第四系。简述如下：一、奥陶系（O）中统上马家沟组（O2s）该组分为三段。下段为混合角砾岩，由泥灰岩、灰岩、白云质灰岩和白云岩组成，角砾大小不等，夹钙质页岩，厚度17.7m；中段以厚层及中厚层豹皮灰岩为主，夹白云质灰岩、灰岩及白云岩，厚度121.3m；上段以灰岩为主，间夹泥质白云岩、豹皮灰岩、白云岩和泥灰岩，厚度133.0m。二、石炭系（C）1．中统本溪组（C2b）出露于西岔水、宽滩、炭窑沟、姬家山一带。下部为风化壳砾石层、紫红色山西式铁矿和灰白色铝土泥岩；中部为灰色砂质页岩及灰白色石英砂岩，含1～2层薄层灰岩及薄煤层；上部为黑灰色页岩及灰色砂岩。厚度27.13～56.85m，平均厚度34.94m。含：Ozawainellarhomboidalis,O.preudorhombidalis,O.turgida,O.vozhgalica,Fusulinaabsidata,F.Pseudokonnoilonga,F.Sp.,Fusulinacf.konnoi,F.konnoiordinata。本溪组与下伏奥陶系呈平行不整合接触。 2．上统太原组（C3t）底部为一层灰白色中粗粒砂岩（K1）与本溪组分界，向上由页岩、灰白色砂岩间夹6～8层煤层及不稳定薄层淡水灰岩组成，为本区主要含煤地层。其中，2号和5号煤层为全区可采的稳定煤层，3号煤层大部可采的较稳定煤层，4号和6号煤层为零星可采的极不稳定煤层。本组厚度73.64～113.21m，平均96.11m。含：Ozawainellaangulata,O.praestellae,O.sp.,Montipparussp.,M.montiparus,M.paramonitiparus,M.pumilus,M.sp.,Oketaellasp.,Triticcitesbashkiricus；含牙形刺：Idiognathodusdelicatus,I.claviformis,Neognathodusbassleri；含植物：Lepidostrodophyllumsp.,Pecopterisarborescens,P.sp.,Neuropterisovata,N.sp.。太原组与下伏本溪组呈整合接触。三、二叠系（P）1．下统山西组（P1s）为过渡相含煤地层。主要由灰、灰白、灰黑、灰黄色砂岩、砂质页岩、页岩及煤层组成。底部为一层灰白色或浅灰色厚层状中粗粒石英砂岩（K2）与太原组分界；中部为灰黑色砂质页岩，夹菱铁矿结核及薄煤层；上部为灰色页岩，呈鲕状结构，夹煤线和粘土页岩。本组厚度22.02～60.94m，平均39.75m。含植物：Tingiasp.,Cladophlebissp.,Carpolithussp.。山西组与下伏太原组呈整合接触。2．下统下石盒子组（P1x） 按岩性组合特征自下而上分为两段：石滩段（P1x1）：为灰色、灰黄色、灰绿色、黄绿色页岩，砂质页岩夹煤线及2层中细粒砂岩，在上部夹一层具鲕状结构的粘土页岩。本段厚度35.89～63.31m，平均49.91m。含植物：Lepidostrobussp.,Sphenophyllumsp.,Tingiacabonica,Pecopteristaiyuanensis,Compsopteriswongii,Emplectopteristriangularis,Cordaitesprincipalis。道子沟段（P1x2）：底部为灰绿色、灰黄色粗粒石英砂岩（K3），分选性及磨圆度均良好，泥质胶结，发育稳定；中部为一层铝质页岩；中上部以中粗粒砂岩为主，间夹薄层状紫色页岩，砂岩胶结松散，常见风蚀洞穴，交错层理发育。本段厚度68.62～79.82m，平均79.0m。含植物：Sphenophyllumsp.,Pecopteriscf.lativenosa,Sphenopterissp.,?Alethopterisnorinii,?Cladophlebissp.,?。下石盒子组与下伏山西组呈整合接触。3．上统上石盒子组（P2s）按岩性组合特征自下而上分为三段：北第一沟段（P2s1）：底部为一层厚层状灰绿色或黄绿色中粗粒石英砂岩（K4），局部含有小砾石，泥质胶结，交错层理发育，一般厚2.52～13.90m。下部为黄色砂质页岩夹紫色页岩；中部为一层灰白色，米黄色中粗粒砂岩，胶结疏松，似糠皮状，偶含砾石；上部为紫红色、兰灰色页岩、砂质页岩和细砂岩互层。本段厚度49.0～54.0m，平均51.0m。含植物：Sphenophyllumcf.verticillatum,S.sp.,Pecopterislativenosa,P.sp.,Sphnopteristenuis,?Cladophlebissp.,Cardiocarpuscordai,C.sp.。 前坡段（P2s2）：全段含3～5层黄绿色、灰黄色、杏黄色中粗粒砂岩，成分以英、长石为主，含少许绿色矿物。其中，底部砂岩为K5标志层；中部以砂岩为主，间夹紫色、杏黄色页岩；上部以紫色、杏黄色砂质页岩为主，砂岩含小砾石，疏松、风化后呈糠皮状；顶部含有一层灰白色、紫红色条带状中粗粒砂岩。本段厚度80.0～101.3m，平均90.0m。含植物：Lepidodendronoculus-felis,L.sp.,Stigmariaficodes,Lobatannulariasp.,？Sphenophyllumsp.,Gigantonolealargrelii。轩岗段（P2s3）：底部为一层黄绿色厚层状含砾粗砂岩，交错层理发育，厚度一般10～15m；其上为暗紫色页岩，灰绿色、黄灰色、灰紫色砂质页岩、页岩；中部主要为兰灰色、杏黄色、紫色等杂色页岩、砂质页岩，间夹暗紫色、灰兰色条带状中粗粒砂岩；顶部为一套灰紫色、灰白色等杂色中粗粒砂岩，间夹杂色页岩或砂质页岩。本段厚度为176.1～229.1m，平均203.0m。上石盒子组与下伏下石盒子组呈整合接触。4．上统石千峰组（P2sh）底部为K7砂岩标志层。下部主要由3～5层浅黄绿色中粗粒砂岩组成。砂岩间夹葡萄紫色页岩、砂质页岩，砂岩胶结良好，坚硬，不易风化，在地貌上多为陡坎，易于识别；上部主要以砖红色页岩为主，间夹4～6层紫灰色中粗粒砂岩，在砖红色页岩中，夹多层兰绿色团块状、串珠状淡水灰岩，在顶部近于成层，风化后成乳白色粉末状。本组厚度82.0～130.0m，平均105m。石千峰组与下伏上石盒子组呈整合接触。 四、三叠系（T）下统刘家沟组（T1l）底部为一层厚层状紫灰色、兰灰色中粗粒长石石英砂岩（K8）标志层，局部夹燧石，松散；其上为浅紫红色、灰白色薄层状中细粒砂岩，成分以长石、石英为主，交错层理发育，胶结坚硬，地貌上常形成陡壁。本组厚度375.0～451.0m，平均418.0m。刘家沟组与下伏石千峰组地层呈整合接触。五、第四系（Q）1．上更新统（Q3）主要为马兰黄土，分布在山坡及沟谷两侧。浅灰黄色，颗粒较均匀，以粉砂为主，呈块状，垂直节理发育。常成陡峭的黄土崖，底部有厚度不等的砾石层。粘土矿物主要是伊利石、蒙脱石，含少量高岭土。厚度0～37.0m，一般为23.0m。2．全新统（Q4）以现代河流冲积、洪积层为主，其成分较复杂，多为不同时代老地层杂色、灰黄色砾石、卵石、砂粒、砂质粘土和泥质碎屑与砂层，分布于河床及其两侧，常成为良好的潜水含水层。厚度为0～25.0m，一般为16.6m。第四系与下伏地层呈角度不整合接触。综上所述，井田内地层旋回结构清晰，标志层特征明显，煤层层位稳定，岩性组合、各组段岩层颜色等都有较大区别。本溪组以含铁铝岩类为特征；太原组为一套砂岩、页岩夹灰岩和煤层的海陆交互相含煤地层 ，底部以一层灰白色中粗粒砂岩（K1）与本溪组分界，2号、3号和5号煤层厚度和层位也可作为明显的对比标志；山西组为一套由黑色页岩、砂岩、泥岩及煤线组成的河流三角洲、潮汐平原相沉积，不含可采煤层，底部以一层灰白色或浅灰色厚层状中粗粒石英砂岩（K2）与太原组分界；下石盒子组以上均为陆相碎屑岩沉积。因此，井田内煤岩层对比主要采用标志层对比法和煤层特征对比法，配合组段的特有颜色、岩性组合特征和层间距以及古生物组合特征等。地层的划分对比可靠，特别是煤系地层的划分和主要煤层对比可靠。第二节含煤地层焦家寨井田含煤地层为石炭系本溪组、太原组和二叠系山西组，为一套海陆交互相含煤岩系。太原组为本井田主要含煤地层，厚度73.64～113.21m，平均96.11m。底部以K1砂岩与本溪组分界，K1为灰白色厚层状中粒砂岩，成分以石英为主，含少量长石，部分长石已高岭土化或绢云母化，硅质胶结，分选一般。太原组旋回结构较明显，每个旋回岩性多由灰色、灰黑色砂质页岩、砂岩、煤层组成。本组主要含煤5层，其中2号、3号和5号煤层为矿井主要可采煤层，4号煤层为极不稳定薄煤层，6号煤层在井田内呈零星分布。山西组由黑色页岩、砂岩、泥岩及薄煤层组成，厚度22.02～60.94m，平均39.75m。底部以K2砂岩与太原组为界，K2为灰白色厚层状中粒砂岩，成分以石英为主，含少量长石和黑色矿物，分选良好，夹有煤屑斑点。 本区自早二叠世开始，地壳开始缓慢抬升，逐渐演变为河流三角洲和潮汐平原环境，泥炭沼泽稳定性较差，延续时间短，故沉积煤层不稳定，不含可采煤层。第三节构造一、区域构造简述轩岗矿区位于宁武煤田东北部。宁武煤田处于芦芽山与云中山之间，南北长120km，东西宽20km，跨宁武、原平、五寨及静乐等县，构造上处在山西块体北部中段、吕梁山凸起和恒山～五台山隆起之间，属于宁静向斜组成单元之一。宁静向斜主要受新华夏系第三隆起带第二、三级隆起构造所控制，总体上走向为北北东，但其北东翼即轩岗矿区北部和西北部，因受新华夏系北东向构造制约，偏向北东，形成弧形弯头。轩岗矿区北北东向、北东向压扭性断裂十分发育，地质构造复杂。主要断层有黄甲堡、段家堡、牛食尧等断层，这些断层均为南东盘下降的正断层，落差都在500m以上。另有一组与上述断层相对峙的北西盘下降的正断层，包括后口、祁家沟、长梁沟等断层，这些断裂构造与宁静向斜轴基本平行，属新华夏构造体系。主要断层简述如下：黄甲堡断层：走向N30～75°E，倾向SE，倾角60～75°，沿走向呈S形伸展，在黄甲堡村附近奥陶系顶部灰岩与二叠系石千峰组接触，落差350～880m，往南西方向落差逐渐减小，延伸长度27km。段家堡断层：走向N70°E，倾向SE，倾角60°， 在回马岭、石风沟之间石千峰组与太原组中部地层接触，在四十亩地村为三叠系和尚沟组灰绿色砂岩与石千峰组接触，落差500m以上。牛食尧断层：走向N70°E，倾向SE，倾角65°，在漫坡村附近奥陶系灰岩与石千峰组底部砂岩接触，落差600m，往南西至长道坡附近，落差100m。后口断层：走向N35～70°E，倾向NW，倾角65～70°，在后口村石千峰组下段紫红色页岩与三叠系刘家沟组浅红色板状砂岩接触，落差150m，在王家庄附近刘家沟组砂岩与和尚沟组下部灰绿色砂岩接触，落差300m以上，往东至下马铺村东尖灭，延伸长度13km。本矿区地层总体呈一单斜构造，走向NE，倾向NW，倾角8～20°，局部达32°，浅部倾角较陡，深部倾角变缓。二、井田构造焦家寨井田位于轩岗矿区西南部，经地面勘查及井下揭露，本井田地质构造复杂程度为中等～复杂，以轩石铁路为界，南部为复杂构造，北部为中等构造。受区域构造的控制，井田内地层走向NE、倾向NW，呈单斜构造。地层倾角10～15°，平均12°左右，为缓倾斜地层。井田内断裂构造较发育，尤其是层间小断层十分发育，直接影响矿井生产。本井田褶曲不发育，仅在西北部有一宽缓褶曲，对煤炭开采影响很小。井田内未发现陷落柱，无岩浆岩体侵入。（一）断层根据地质填图以及井下生产揭露，焦家寨井田共发现落差3m以上的大中型断层有68条（表3-1），其中，落差20m以上的断层有19条（图3-1）。另据不完全统计，该矿采掘工程共揭露落差小于3m的小型断层 260余条。大中型断层均为高角度正断层，小型断层多为层间断层。除个别断层的走向近SN向以外，大部分断层走向NE，倾角48～75°，近平行排列，往往组合成地堑或地垒。部分成组出现，形成断裂带。大型断层旁侧常常发育小型断层，呈“入”字形排列，对煤层切割破坏较为严重。1．主要大中型断层井田内共发现落差20m以上的断层19条，多平行排列，有时分叉合并，将煤系地层切割成若干个大小不一的地垒和地堑，直接影响采区划分和巷道布置。比如，位于井田西部的F165、F166、F168、F169四条断层，走向均近SN，倾向W，为一组产状大致相同的正断层组合，其上盘向同一方向依次下降，将走向长1.0km，倾斜宽约1.9km，面积1.9km2的区域切割成三条南北延伸的长条形块段，给今后采煤工作面的布置造成很大困难。现就本井田主要大中型断层分述如下：F1断层：即长梁沟断层。走向N60～70°E，倾向NW，倾角65～70°，由落掉山进入焦家寨井田至刘家梁井田与F4断层相接，全长20km。在焦家寨井田内延伸长度3.5km。经210、216、219号钻孔控制以及主平硐、集中下山和2214回风平巷揭露，落差30～90m。F2断层：位于井田南部，横切南蚕食背斜，西南端延伸到玉林河东被黄土覆盖，经长梁沟井田北西边缘与F1断层合并，东北端至宽滩沟南侧被黄土掩盖，井田内延伸长度0.8km。断层走向N80°E，倾向SE，倾角60°，落差40～45m，断层破碎带宽度达20m。F6断层：位于F2断层北侧，经桦坡沟东侧山梁、宽滩沟至炭窑沟西侧被西采上山控制，全长2.0km ，向西横切南蚕食背斜，消失在长梁沟井田内。断层走向N75°E，倾向NW，倾角72°，落差15～28m。F9断层：南西端经二沟口南侧与F1断层合并，北东端进入六亩地井田。由主平硐、东采区、中采区、西采区巷道控制，井田内延伸长度3.5km。断层走向N55～85°E，倾向NW，倾角48～75°，落差20～65m。表3-1焦家寨煤矿断层统计表编号产状落差（m）断层性质区内延伸长度（m）控制断层位置走向倾向倾角F160-70°NW65-70°30-90正断层3500纵贯井田中部F280°SE60°40-45正断层800井田南部F370-77°NNW65°20正断层750井田南部F675°NW72°15-28正断层2000桦坡、宽滩F755-90°NNW70°12-15正断层1100F1-F9之间F955-85°NW48-75°20-65正断层3500F1断层南侧纵贯井田F1145-50°NW48-67°90正断层800炭窑沟（F1-F9之间）F1360-75°SE70°20正断层1300二沟、神山堡F1455-65°NW65°10-32正断层2100二沟、炭窑沟FA180°SE67°7正断层700神山堡F6265°SE65°45正断层1700二沟村村东F11370°SE65°20正断层1100玉林河F165SNW70°60正断层1200井田西部F16625°NW64°22正断层1800井田西南部F168SNW64°24-30正断层2000二沟村北F16920°NW70°20正断层2100Ⅱ－Ⅲ勘探线之间F17060°NW60°20正断层1300二沟水池北F17150°NW50°10-57正断层2000二沟水池南 F17262°SE71°26正断层1300二沟村西F1735-20°NWW71°35正断层200西风井南东方向FJ138°NW67°10正断层200东采皮带上山FJ235°NW71°5正断层240东采皮带上山FJ370-90°NNW67°15正断层1000东采皮带上山续表3-1焦家寨煤矿断层统计表编号产状落差（m）断层性质区内延伸长度（m）控制断层位置走向倾向倾角FJ465-75°NW68°7正断层750东采皮带上山FJ540°NW71°6正断层4502232回风巷FJ682°NW65°10正断层500东采2号煤皮带下山FJ770°NW62°5正断层4252214探巷FJ873°NW71°5正断层4502214二探巷FJ964°NW70°3正断层1502214探巷FJ1063°NW70°4正断层2702214探巷FJ1182°SE73°6正断层11502216工作面FJ1273°NW70°6正断层900511区轨道FJ1362°NW65°10-15正断层125022104回风巷FJ1454°NW78°15正断层420中采轨道上山FJ1547°NW65°10正断层350地面勘测FJ1648°NW71°7正断层300中采轨道上山FJ1750°NW64°5正断层225中采轨道上山FJ1840°NW72°11正断层200中采轨道上山FJ1940°SE67°15正断层1100中采轨道上山FJ2075°SE71°5正断层300中采轨道上山 FJ2170°NW53°7正断层500中采皮带上山FJ2272°SE62°5.5-10正断层550中采皮带、2217探巷FJ23110°NE64°6.5正断层2202217探巷FJ2423-40°NW71°15正断层320西采上山FJ2570°NW73°15正断层520西采上山FJ2670°NW62°4正断层400西采上山续表3-1焦家寨煤矿断层统计表编号产状落差（m）断层性质区内延伸长度（m）控制断层位置走向倾向倾角FJ2760°NW71°8正断层5702213探巷FJ2832°NW66°6正断层4002215探巷FJ2955°NW71°7正断层540地面勘测FJ3050°NW71°15正断层750地面勘测FJ3150°NW73°5正断层30022101进风巷FJ3255°SE70°29正断层110022101回风巷FJ3363°NW64°6正断层250地面勘测FJ3450°NW71°3-7正断层400地面勘测FJ3550°NW75°10正断层400地面勘测FJ3677°SE72°8-17正断层750260号钻孔揭露FJ3745°NW67°7-8正断层1100OC9钻孔揭露FJ3810°NW71°3正断层520地面勘测FJ3910°NW67°6正断层200地面勘测FJ40100°NE70°5正断层500地面勘测FJ4140°NW65°10正断层200地面勘测FJ4235°NW65°5正断层350地面勘测 FJ4340°NW71°10正断层250地面勘测FJ447°NW68°5正断层120地面勘测FJ4535°NW61°14正断层300地面勘测FJ4665°SE68°6正断层180地面勘测FJ4750°SE63°9正断层240地面勘测F16365°NW66°8正断层550地面勘测F11断层：位于F9、F1断层之间，南西端与北东端分别与F9、F1断层相交，由主平硐和集中下山控制，全长0.8km。断层走向N45～50°E，倾向NW，倾角48～67°，落差90m。F13断层：位于F1断层北西，经226、253号钻孔控制，延伸1.3km。断层走向N60～75°E，倾向SE，倾角70°，断距10～20m。F14断层：位于F13断层北部，纵贯井田，经244、252号钻孔以及集中下山控制，井田内延伸长度2.1km。断层走向N55～65°E，倾向NW，倾角65°，落差10～32m。F113断层：位于玉林河床内，经250、Ⅶ01号钻孔控制，北东端进入刘家梁井田，井田内延伸长度1.5km。断层走向N70°E，倾向SE，倾角65°，落差20m。F171断层：位于二沟水池南，经263、Ⅲ01号钻孔控制，井田内延伸长度2.0km。断层走向N50°E，倾向NW，倾角50°，落差10～57m。F170断层：位于二沟水池北，经Ⅰ01号钻孔控制，延伸长度1.3km。断层走向N60°E，倾向NW，倾角60°，落差15～20m。F168断层：位于二沟村北，经Ⅰ02号钻孔控制，延伸长度2.0km 。断层走向近SN，倾向W，倾角64°，落差24～30m。F169断层：位于Ⅱ02号钻孔北部，第Ⅱ、Ⅲ勘探线之间，延伸长度2.1km。断层走向N20°E，倾向NW，倾角70°，地表可见轩岗段中上部被断开，落差20m。F166断层：位于井田西南部，延伸长度1.8km。断层走向N20～25°E，倾向NW，倾角64°，落差22m。图3-1焦家寨井田构造纲要图2．小型断层 焦家寨井田小型断层十分发育，截至2006年底，本矿采掘工程共揭露落差小于3m的断层260余条，均为正断层。从成因分析，这些小断层可分为两种类型，一种是与大中型断层同期形成的伴生断层，另一种是层间滑动产生的层间断层。这两种小断层在空间的展布具有不同的规律性。伴生小断层分布在大中型断层两侧，二者走向基本一致且平面展布关系十分密切，在大中型断层附近伴生小断层密集，断距较大，远离大中型断层，伴生小断层则稀疏。2号煤层中伴生小断层较多，5号煤层中较少，即小断层随深度增加发育程度减弱。层间断层只发育在某层段之间，走向与煤岩层走向基本平行，且随煤岩层走向变化而变化，在空间的分布主要取决于煤岩层层间滑动的强烈程度，一般具有分带发育的特征。层间断层在5号煤层中较为发育，由于层间滑动，使5号煤层发生塑性流动，煤层减薄或增厚。煤层直接底板砂岩或砂质泥岩也受滑动挤压影响，厚度变化较大，造成底板高低起伏。5号煤层顶底板脆性岩层因滑动断裂，形成层间断层，顶断底不断或底断顶不断。顶底板脆性岩层插入煤层中，形成一些空间展布不规则的岩体，成为本区5号煤层中层间断层的一种特殊形式——穿刺构造，一般以底板穿刺为主。3．断层对煤层和开采的影响通过钻探和采掘资料证实，井田内断层对煤层及其开采都具有影响，其中，对5号煤层的影响最为显著。断层是导致煤层厚度变化的重要因素。焦家寨井田5号煤层厚度变化很大，变化范围6.45～22.15m。一般 在大中型断层附近，下盘煤层变薄，上盘则加厚，说明在断层形成过程中煤层发生了流变。在平面上煤层变薄带和变厚带相间分布，在剖面上多呈团块状。煤层的塑性流变使其结构也发生了变化，原生层状结构遭到破坏，被揉搓成鳞片状、粉末状及团块状，难以进行宏观煤岩类型划分，也使煤体强度大大降低，局部煤层与围岩相互穿插形成穿刺构造。断层是影响焦家寨煤矿正常生产的主要地质因素。第一，影响采掘部署。断层造成局部地段煤层突然薄化，造成分层回采层数减少、采高降低和改变分层巷道的布置。在综采工作面内若出现落差3m以上的未知断层，就必须修改设计，缩短工作面长度甚至迫使采面搬家。第二，增加掘进率，降低工作面推进度。落差小于3m的小断层在本矿大量存在，在地面勘探阶段难以查明。在掘进巷道时，一旦遇到这类小断层就需采取挑顶、破底或水平绕道等措施才能找到对盘的煤层，每过一条小断层，就要出现几十米的废巷。回采工作面过断层时，必然会降低采面的正常推进度。（二）节理通过对井下巷道揭露各种岩层的观测，不同岩层节理规模和发育程度不同，砂质泥岩或薄层砂岩中节理比较发育。在2号和5号煤层顶、底板砂质泥岩和砂岩中，一般发育两组共轭张性节理，一组N80°E及N30°W，另一组N40°E及N70°W。节理间距5～10cm，裂隙宽度0.l～lcm，横向延伸长，相互切割、拦截，构成棋盘格式网状结构。节理倾角较大（均大于45°），张开性好，将顶板切割成菱形块状，生产过程中顶板容易冒落，增大了采掘工作面支护的难度。 第四章煤层、煤质及其它有益矿产第一节煤层一、含煤性井田含煤地层为石炭系中统本溪组、上统太原组和二叠系下统山西组。本溪组和山西组不含可采煤层。太原组共含煤6～8层，其中全区可采和大部可采煤层共3层，自上而下编号为2号、3号和5号。4号煤层为局部可采煤层，6号煤层为零星可采煤层。太原组厚度73.64～113.21m，平均厚度96.11m。其中，煤层总厚度为20.7m，含煤系数为21.5％。可采煤层总平均厚度为19.21m，可采含煤系数为19.9％。二、煤层特征井田内各煤层特征见表4-1。（一）2号煤层2号煤层俗称“四七尺”，位于太原组顶部，上距K2砂岩0～8.81m。煤层厚度4.10～8.30m，平均5.71m 。煤层厚度沿走向变化不大，沿倾向由东南部向西北部逐渐增厚（图4-1）。2号煤层可采性指数Km=1，变异系数γ＝19.51％，为全井田稳定可采煤层。煤层结构复杂，含夹石1～5层，夹石总厚0.4～1.35m，多集中在中部或中上部，岩性为页岩或炭质页岩，夹石在开采中较难剔除。煤层伪顶泥岩在全井田普遍存在，厚度0.05～0.3m，一般0.1m；直接顶以砂质页岩为主，平均厚度1.69m；老顶为K2砂岩，平均厚度6.81m。在井田中部，K2砂岩有时与煤层直接接触，使局部煤层变薄（如：Ⅴ02、Ⅴ01、Ⅲ02及245钻孔），说明煤层及直接顶遭受了河流后生冲刷（图4-2），冲刷面较为平整；底板为深灰色中细砂岩，平均厚度2.72m。表4-1可采煤层特征一览表煤层号煤层厚度（m）煤层结构（夹石层数）变异系数γ(%)可采指数Km稳定性可采性顶板岩性底板岩性24.10～8.305.71复杂（1～5）19.511稳定全区可采中细砂岩30.36～2.301.16简单25.80.92较稳定大部可采细粒砂岩55.10～22.1512.34复杂（0～7）26.061稳定全区可采中粒砂岩（二）3号煤层3号煤层俗称“腰渣”，与2号煤层间距3.61～8.79m，平均6.70m。3号煤层厚度0.36～2.30m，平均厚度1.16m ，沿走向及倾向变化均不显著。煤层可采性指数Km=0.92，厚度变异系数γ=25.8%，为较稳定的薄煤层。结构简单，大部可采。煤层直接顶板一般为砂质页岩，平均厚度3.87m；老顶为中细砂岩（即2号煤层底板），平均厚度2.72m；底板为细粒砂岩，平均厚度3.59m。（三）4号煤层4号煤层俗称“拉它”，与3号煤层间距27.54～38.45m，平均33.87m。4号煤层厚度0～1.75m，平均0.70m。煤层可采性指数Km=0.49，厚度变异系数γ=58.70%，为极不稳定薄煤层。煤层顶板为砂质页岩或细砂岩，底板为中细砂岩。4号煤层结构简单，厚度变化大，可采范围仅分布于井田北部和东部的局部区域且厚度较小，不便开采利用（图4-3）。 图4-12号煤层等厚线图 图4-22号煤层顶板岩性图（四）5号煤层5号煤层俗称“上冒丈”，与4号煤层间距10.94～42.92m，平均19.34m。煤层厚度5.10～22.15m，平均12.34m（图4-4）。煤层可采性指数Km=1，厚度变异系数γ=26.06%，为稳定厚～特厚煤层，全区可采。5号煤层层位稳定，厚度变化较大，减薄区多分布在大中型断层下盘，与断层走向基本平行。煤层结构复杂，含夹石0～7层，多数为2～3层，单层夹石厚度一般为0.1～0.6m。 在5号煤层底部含有较多的黄铁矿结核，形状一般为椭圆状、不规则球状等，最大直径10～15cm。煤层直接顶板一般为砂质页岩，平均厚度6.87m，底板为中粒砂岩，平均厚度1.47m。在轩岗矿区，5号煤层受构造应力作用产生塑性流变，使煤层和夹石发生了破碎、揉皱、滑动等变形，导致煤层时薄时厚，夹石时断时续，给回采带来一定的影响。图4-34号煤层可采范围图 图4-45号煤层等厚线图（五）6号煤层6号煤层俗称“下冒丈”，与5号煤层间距0.35～5.97m，一般2.3m。煤层厚度0～3.45m，平均厚度0.63m。煤层可采性指数Km=0.39，厚度变异系数γ=94.53%，为极不稳定薄煤层。厚度变化大，可采范围零星分布，不便开采利用（图4-5）。煤层顶板为砂质泥岩，局部为薄层灰岩；底板为砂质泥岩或铝土泥岩。 图4-56号煤层可采范围图三、煤层对比煤层对比是矿井地质的基础工作。煤层对比的正确与否，直接影响到煤层形态的确定，煤炭储量的估算，生产勘探的质量，断失煤层的寻找，各类图件的编制，以及日常生产地质问题的解决。本井田煤层对比主要采用标志层对比法和煤层特征对比法。煤层顶底板一般比较稳定或具有明显的变化规律，因而成为主要的对比标志。各层煤的厚度、结构和煤岩类型常具有不同的特征，可以利用其厚度 和煤岩特征、夹石层数、岩性及厚度等进行对比。2号煤层处于太原组之顶部，煤层老顶为一层灰白色厚层状中粗粒石英砂岩，层位稳定，分选性和磨圆度良好，含较多的黑色矿物，为良好的标志层（K2）。2号煤层具有含硫量低、厚度大、结构复杂等特征，且煤层顶板为K2砂岩，容易与其它煤层相区别，故对比可靠。3号煤层位于2号煤层以下7m左右，煤层厚度、层间距变化较小，层位稳定，结构简单，大部可采，故对比可靠。4号煤层位于3号煤层之下34m左右，结构简单，厚度变化大，少数地带尖灭。主要根据煤层厚度及其与3号、5号煤层的上下关系进行对比。5号煤层厚度大、结构复杂、含硫量高、煤质松软，根据其所在层位很容易识别，故对比可靠。6号煤层位于5号煤层之下，层间距和煤层厚度变化均较大，但有规律可循，沿倾向有合并之势。此外，6号与5号煤层之间有一层灰色中粒石英砂岩，对比亦属可靠。第二节煤质本节根据煤芯煤样化验资料和矿井生产过程中采样分析结果，对焦家寨井田的煤质情况进行评述。一、煤的物理性质与煤岩特征本井田主要可采煤层的物理性质与煤岩特征如下：2号煤层：黑色，硬度大，普氏系数f＝2.4～4.2，平均 3.51，耐磨性好，不易破碎。视密度l.41。宏观煤岩类型为半暗～暗淡型，宏观煤岩成分以暗煤为主，亮煤次之，镜煤仅以细条带夹于其中，呈暗淡或沥青光泽。平坦状或阶梯状断口，内生裂隙不发育。显微煤岩组分中，稳定组和丝质组含量较高，镜质组含量低。矿物成分含量较高，以粘土为主，黄铁矿、石英、方解石次之。3号煤层：黑色，脆度较大，普氏系数f＝2.8，易破碎。视密度1.36。宏观煤岩类型为半暗～半亮型，宏观煤岩成分以暗煤和亮煤为主，镜煤次之。条带状结构明显，玻璃光泽，内生裂隙发育。显微煤岩组分中，镜质组含量高，丝质组和稳定组含量少。矿物成分含量较少，以粘土为主。5号煤层：黑色，煤质松软，普氏系数f＝0.7，属易碎特软煤层。视密度1.37～1.40。5号煤层在区域地质作用下，发生塑性流动，原生的煤层结构遭到破坏。宏观煤岩类型为半暗～光亮型，上部为半暗型和半亮型煤，下部为半亮型煤和光亮型煤。宏观煤岩成分以亮煤为主，暗煤和镜煤为次，含少量丝炭。显微煤岩组分中，镜质组含量高，丝质组偏低，稳定组最少。矿物成分含量中等，以粘土为主。二、煤的化学组成及其特征本井田各煤层煤质分析结果见表4-2、表4-3、表4-4。下文评述的主要依据为《煤炭质量分级》（GB/T15224.1-2004、GB/T15224.2-2004、GB/T15224.3-2004）、《煤炭干燥基挥发分分级》（MT/T849-2000）、《煤灰软化温度分级》（MT/T853-2000）和《煤的磷分分级》（MT/T562-1996）。 表4-2各煤层工业分析成果表煤层2号3号4号5号6号工业分析Mad原煤0.36-1.751.020.39-1.721.050.37-1.250.880.21-1.820.790.29-2.240.98浮煤0.24-1.621.140.92-1.641.230.67-1.060.930.37-1.501.06Ad（%）原煤20.29-39.2529.2411.90-33.6120.6815.63-38.9824.8713.83-35.1422.3926.65-39.2028.64浮煤7.76-10.299.467.22-14.0212.245.61-9.617.355.49-7.326.95Vdaf（%）原煤29.82-41.8033.9428.02-39.0836.3434.94-37.5236.3926.08-36.5731.3629.99-38.5334.25浮煤29.68-36.4033.3431.76-39.2733.7234.84-37.7736.7325.19-37.7430.75St，d（%）原煤0.31-0.730.410.93-1.751.231.95-3.062.531.10-2.922.101.68-2.452.18浮煤0.46-0.710.590.87-1.841.251.09-1.211.170.96-2.521.77Pd（％）浮煤0.016-0.070.0450.002-0.0180.0070.004-0.0140.0090.014-0.0230.018Qgr,d（MJ/kg）原煤18.25-29.1921.9522.01-29.7926.8120.35-31.3027.3221.12-30.9125.80表4-3各煤层元素分析成果表煤层Cdaf（%）Hdaf（%）Ndaf（%）Odaf（%）2号84.99-87.3486.055.02-5.665.131.53-1.741.665.16-7.916.383号83.18-87.5685.225.10-5.645.391.16-1.761.554.18-8.386.134号85.60-88.0086.674.75-5.655.181.42-1.521.494.00-6.855.275号86.45-87.1386.505.00-5.095.061.36-1.521.424.32-4.884.57 表4-4各煤层灰成分分析一览表项目煤层SiO2（%）Fe2O3（%）Al2O3（%）CaO（%）MgO（%）SO3（%）T2（℃）2号41.23-52.8343.633.19-4.944.2938.68-46.240.672.72-9.354.21.11-1.551.180.91-2.711.68>15003号51.28-53.7452.946.04-9.747.2031.62-38.0036.220.47-1.790.960.67-0.920.770.40-1.320.88>15004号50.41-56.8755.826.51-15.559.9926.51-32.7528.20.41-2.420.460.38-0.850.610.61-1.520.65>14305号42.89-47.9445.005.40-9.626.1226.12-34.3929.075.68-11.48.321.06-2.531.273.58-6.115.14>1450（一）2号煤层2号煤层水分：原煤0.36～1.75%，平均1.02%，浮煤0.24～1.62%，平均1.14%；浮煤灰分7.76～10.29%，平均9.46%，为低灰～中灰煤；原煤挥发分29.82～41.81%，平均33.94%，属中高挥发分煤；胶质层最大厚度16～20mm；浮煤硫分0.46～0.71%，平均0.59%，为低硫～中低硫煤；原煤发热量（Qgr,d）18.25～29.19MJ/kg，平均21.95MJ/kg，为低热值煤；磷含量0.016～0.07%，平均0.045%，为低磷分煤。本井田2号煤层为1/3焦煤。2号煤碳含量、氢含量、氧含量的平均值分别为86.05%、5.13%和6.38%。2号煤层灰成分中酸性组分（SiO2＋Al2O3）百分含量为84.30%，碱性组分（Fe2O3＋CaO＋MgO）百分含量为9.67%，酸碱比值K>5。煤灰熔融性软化温度T2>1500℃，属难熔灰分。（二）3号煤层3号煤层原煤水分0.39～1.72%，平均1.05%；浮煤灰分7.22～14.02 %，平均12.24%，为低灰～高灰煤；原煤挥发分28.02～39.08%，平均36.34%，属中高挥发分煤；胶质层最大厚度14～27mm；浮煤硫分0.87～1.84%，平均1.25%，为中低硫～高硫分煤；原煤发热量（Qgr,d）22.01～29.79MJ/kg，平均26.81MJ/kg，为高热值煤；磷含量0.002～0.018%，平均0.007%，为特低磷分煤。本井田3号煤层为1/3焦煤。3号煤碳含量、氢含量、氧含量的平均值分别为85.22%、5.39%和6.13%。3号煤层灰成分中酸性组分（SiO2＋Al2O3）百分含量为89.16%，碱性组分（Fe2O3＋CaO＋MgO）百分含量为8.93%，酸碱比值K>5。煤灰熔融性软化温度T2>1500℃，属难熔灰分。（三）4号煤层4号煤层原煤水分0.37～1.25%，平均0.88%；浮煤灰分5.61～9.61%，平均7.35%，为特低灰～中灰煤；原煤挥发分34.94～37.52%，平均36.39%，属中高挥发分煤；胶质层最大厚度25mm；浮煤硫分1.09～1.21%，平均1.17%，为中硫分～中高硫煤；磷含量0.004～0.014%，平均0.009%，为特低磷分煤；原煤发热量（Qgr,d）20.35～31.30MJ/kg，平均27.3MJ/kg，为高热值煤。本井田4号煤层均为1/3焦煤。4号煤碳含量、氢含量、氧含量的平均值分别为86.67%、5.18%和5.27%。4号煤层灰成分中酸性组分（SiO2＋Al2O3）百分含量为84.02%，碱性组分（Fe2O3＋CaO＋MgO）百分含量为11.06%，酸碱比值K>5。煤灰熔融性软化温度T2>1430℃，属高熔～难熔灰分。（四）5号煤层5号煤层原煤水分0.21～1.82%，平均0.79%；浮煤灰分5.49～ 7.32%，平均6.95%，为特低灰～低灰煤；原煤挥发分26.08～36.57%，平均31.36%，属中高挥发分煤；胶质层最大厚度17～25mm；浮煤硫分0.96～2.52%，平均1.77%，为中硫分～高硫分煤；原煤发热量（Qgr,d）21.12～30.91MJ/kg，平均25.80MJ/kg，为高热值煤；磷含量0.014～0.023%，平均0.018%，为低磷分煤。本井田5号煤层为1/3焦煤和焦煤。5号煤碳含量、氢含量、氧含量的平均值分别为86.50%、5.06%和4.57%。5号煤层灰成分中酸性组分（SiO2＋Al2O3）百分含量为74.07%，碱性组分（Fe2O3＋CaO＋MgO）百分含量为15.71%，酸碱比值K=4.71。煤灰熔融性软化温度T2>1450℃，属难熔灰分。综上所述，本井田各煤层灰分变化范围很大，从特低灰煤到高灰煤均有。2号煤层原煤灰分最高，经过洗选后，浮煤灰分都有显著降低。各煤层挥发分差异较小，均为中高挥发分煤。煤层自上而下硫分逐渐增大，2号煤浮煤含硫量一般大于原煤，说明该煤层中的硫主要为有机硫，用机械方式很难选出。3、4号和5号煤层原煤含硫量大于浮煤，说明一部分无机硫被选出，其余为有机硫和呈细粒状散布在有机质中的无机硫。2号煤为低热值煤，3号和5号煤为高热值煤。根据元素分析结果，各煤层碳、氢、氮、氧的含量变化较小，磷含量普遍较低，为特低磷分～低磷分煤。煤灰成分中，酸性组分含量较高，碱性组分含量较低，酸碱比值一般大于5，属难熔灰分。三、煤的工艺性能（一）结焦性本井田内未采集过铁箱试验样，1956年在井田附近的 石豹沟、炭窑沟、羊圈沟分别采取2号、3号和5号煤层铁箱样，并经北京钢铁研究所试验，其结果见表4-5。表4-5各煤层煤焦试验结果表煤层煤质分析指标煤类焦炭工业分析（％）25kg100转大于40mm25kg225转大于100mm裂缝率(％)总孔隙率(％)抗碎性耐磨性Vdaf（％）Y(mm)MadVdafAdSt.d231.017.51/3JM2.80.8722.020.6077.0-87.214.0-15.20.13642.37三级或以下三级或以下336.7819.01/3JM2.40.4613.130.6464.818.00.16047.12三级或以下三级或以下533.019.51/3JM2.61.6516.50.8858.4-64.818.90.14546.8三级或以下三级或以下由上表可知焦炭抗碎性和耐磨性均很差，低于三级。各煤层不宜单独炼焦，可用于炼焦配煤。（二）焦油产率根据低温干馏试验成果，各煤层焦油产率均不高（表4-6），不适合提取低温焦油。表4-6低温干馏试验成果表煤层焦油（％）半焦（％）化合水（％）26.3384.245.25316.1878.635.0056.6683.992.53（三）煤的可选性1988年1月～1992年3月，在焦家寨井田共采集5个煤层大样 ，其中2号煤层2个，3号煤层1个，5号煤层3个，筛分浮沉试验结果见附表。本次对3个大样的试验资料进行汇总和分析（表4-7、表4-8、表4-9、表4-10），并绘制可选性曲线（图4-4、图4-5、图4-6）。表4-7筛分试验各粒级产率表层比例占粒级(mm)煤所2号3号5号>100（手选）7.0303.7563.244100－50（手选）7.2314.5801.97350－2529.4486.6810.08525－1319.41810.4437.78913－613.8699.00315.8516－313.99821.76021.0203－0.55.49422.75923.9120.5－03.51221.01026.126表4-82号煤层50~0.5mm粒级原煤浮沉试验综合表密度级(kg/L)产率(%)灰分(%)累计分选密度±0.1浮物沉物密度(kg/L)产率(%)产率(%)灰分(%)产率(%)灰分(%)＜1.4012.8411.3512.8411.35100.030.321.4033.571.40-1.5020.7318.4133.5715.7187.1633.111.5042.371.50-1.6021.6425.9255.2119.7166.4333.701.6036.221.60-1.7014.5829.4269.7921.7444.7943.381.7027.001.70-1.8012.4239.6982.2124.4530.2150.131.8018.611.80-1.906.1946.7188.4026.0117.7957.411.909.611.90-2.003.4252.4691.8226.9911.6063.132.0011.60＞2.008.1867.59100.030.328.1867.59合计100.030.32 表4-93号煤层50~0.5mm粒级原煤浮沉试验综合表密度级(kg/L)产率(%)灰分(%)累计分选密度±0.1浮物沉物密度(kg/L)产率(%)产率(%)灰分(%)产率(%)灰分(%)＜1.3022.304.3522.304.40100.018.851.3062.301.30-1.4040.003.3662.307.8077.7023.01.4057.101.40-1.5017.1016.6979.409.5037.7037.501.5021.501.50-1.604.4027.4183.8010.5020.6054.801.609.501.60-1.703.2137.0487.0111.5016.2062.101.703.301.70-1.8012.9968.75100.018.8512.9088.801.801.80-2.00＞2.00合计100.018.85表4-105号煤层50~0.5mm粒级原煤浮沉试验综合表密度级(kg/L)产率(%)灰分(%)累计分选密度±0.1浮物沉物密度(kg/L)产率(%)产率(%)灰分(%)产率(%)灰分(%)＜1.3015.826.1715.826.17100.017.601.3065.481.30-1.4049.669.8265.488.9484.1819.751.4066.641.40-1.5019.9816.2185.4610.6434.5234.031.5023.111.50-1.603.1327.3788.5911.2314.5458.521.605.491.60-1.701.4635.9290.0511.6311.4167.071.701.991.70-1.800.5342.4790.5811.819.9571.641.801.031.80-1.900.9952.4091.5712.259.4273.231.900.991.90-2.008.4375.73100.017.608.4375.73＞2.00合计100.017.60图4-42号煤层可选性曲线 图4-５３号煤层可选性曲线图4-６５号煤层可选性曲线根据《煤炭可选性评定方法》（GB/T16417－1996），采用“分选密度±0.1含量法”进行煤炭可选性评定。2号煤可选性等级属难选。3号和5号煤属中等可选。四、工业用途评价焦家寨井田各煤层煤类以1/3焦煤为主，5号煤层部分为焦煤。2号为低灰～中灰、低硫～中低硫、低热值、低磷分煤；3号为低灰～高灰、中低硫～高硫、高热值、特低磷分煤；5号为特低灰～低灰、中硫～高硫 、高热值、低磷分煤。各煤层煤样的结焦性均比较差，不宜单独炼焦。所以，本矿煤炭产品的工业用途一般为动力用煤或炼焦配煤。五、煤的风化与氧化焦家寨井田风、氧化煤主要集中在井田南部宽滩沟周围的煤层露头区，露头附近过去有小煤矿开采。焦家寨煤矿未进行过氧化煤样的测定。根据小煤矿的揭露的情况，风化带一般宽10～20m，氧化带宽50～80m，其煤质特点表现为灰分高，挥发分、胶质层和发热量偏低。第三节其它有益矿产在轩岗矿区及周边地区，除煤炭资源外，其它矿产资源也较为丰富，主要有铝土矿、建材和石灰岩等种类。一、铝土矿铝土岩位于石炭系中统本溪组底部，呈层状或似层状，厚5～7m。矿石呈致密块状和鲕状，主要由一水硬铝石和高岭石组成。在原平市长梁沟、南蚕食、红池、石墙、松岭底、牛食尧等地，铝土矿埋藏浅、品位高，近年来开采规模不断扩大。但在焦家寨井田内，铝土岩一般埋藏较深，目前可采价值不大。二、建材和石灰岩井田内二叠系上、下石盒子组底部砂岩及山西组中部砂岩厚度大，分布广，致密坚硬，抗风化能力强，是良好的建筑材料。因此，常用来构筑房屋地基、涵洞、桥梁等建筑工程，也可用作井下砌碹巷道的料石。井田南部奥陶系灰岩出露较好，一般用来烧制石灰。 三、稀有、稀土元素煤系地层中伴生的稀散元素（如锗、镓）含量甚微，无开采意义。 第五章矿井水文地质第一节区域水文地质概况轩岗矿区位于宁静向斜蓄水构造的次一级水文地质单元——下马圈泉域水文地质单元中部。下马圈泉位于原平市西北27km，出露于寒武、奥陶系灰岩中，高程1120～1150m，为侵蚀型岩溶下降全排型泉群。泉域总面积754km2，较大泉点有34个，多年平均泉水总流量1.30m3/s（1965～1972年），为阳武河的主要源头。水质类型为HCO3·SO4-Ca·Mg型，矿化度355mg/L，总硬度294mg/L，水质较好。下马圈泉域总的地势是南北高、中部低，下马圈一带最低。该泉域东北部以恒山隆起带五台群片麻岩及寒武奥陶系岩层地表分水岭为补给边界；东南部以云中山隆起带出露的变质岩为主要隔水边界；西南部羊圈岭倾伏背斜五台群变质岩构成与任家庄泉域的地下分水岭，寒武系至二叠系地表分水岭为补给边界。下马圈泉域三面为封闭的隔水边界，唯有阳武河谷能够向外泄水，因此是一个相对独立的水文地质单元。焦家寨井田处于本水文地质单元西南径流区（图5－1）。区域含水岩组按其含水介质划分为三种类型：松散岩类、碎屑岩类和碳酸盐岩类。各类含水岩组受岩层、地质构造及裂隙发育程度的控制和影响而具有不同的含水特征。一、松散岩类含水岩组主要分布在河谷及其两侧，含水层由细粉砂、砂砾石及卵石组成，厚 图5-1下马圈泉域水系图 度20～40m。静止水位年变幅2.5m，丰水年与枯水年水位相差10m。水质类型为HCO3·SO4－Ca·Mg型或SO4·HCO3－Ca·Mg型。松散岩类孔隙水补给来源主要为大气降水，局部可接受基岩风化裂隙水的侧向补给。地下水流向与地表水基本一致，水力坡度2％左右。通过焦家寨煤矿副立井降1疏干孔测定渗透流速为9.75m/d。天然条件下，地下水以径流方式向下游河谷排泄，埋藏深度较大，基本不受蒸发影响。孔隙水排泄以人工开采为主。二、碎屑岩类含水岩组主要由石炭系、二叠系多层砂岩和灰岩组成。本溪组和太原组共有砂岩和灰岩含水层6～11层，单层厚0.6～12m。二叠系主要有山西组K2砂岩、下石盒子组K3砂岩、上石盒子组K4、K5和K6砂岩等含水层，单层厚0.7～16.16m。所有砂岩含水层皆属裂隙含水类型，各层之间常有砂质页岩、泥岩和煤层等岩层，这些岩层隔水性强，在无断层和裂隙沟通的情况下，各含水层之间水力联系弱，形成多层裂隙承压含水层。各含水层富水性具有明显的不均一性，在断层和裂隙发育的层位，富水性相对较强。碎屑岩类含水层以大气降水补给为主，同时接受地表水和孔隙水补给，水质类型为HCO3·SO4－Na·Mg型或HCO3·SO4－Na型。各含水层厚度薄，出露面积小，渗入条件差。受地形切割和构造破坏的影响，含水层分布不连续，迳流途经短，多以散泉形式向沟谷排泄。三、碳酸盐岩类含水岩组 由厚层状灰岩、白云岩、白云质灰岩、竹叶状灰岩和鲕状灰岩等岩层组成，层位稳定，在本井田属于埋藏型岩溶裂隙含水岩组。以网状溶蚀裂隙含水为主，溶洞次之。主要含水层段有寒武系张夏组、崮山组和凤山组，奥陶系亮甲山组、下马家沟组、上马家沟组。不同含水层段因其所处构造部位及埋藏深浅的不同，富水性有显著差异。在含水层段埋藏浅、断裂构造发育区，突水性强；随含水层段埋藏深度的增加，突水性逐渐减弱。碳酸盐岩类含水层以大气降水补给为主，其次为河水在局部河床的渗漏补给。奥灰水是本区工业和生活用水的主要水源，也是矿井充水的主要因素。水质类型为HCO3·SO4－Ca·Mg型，水质良好。第二节矿井充水条件焦家寨井田处于下马圈泉域水文地质单元南部径流区。井田地处中山区，地势为两个单面山构成的不对称“V”字形山谷。西北部山高沟深，基岩裸露，地形复杂；东南部多为黄土覆盖，树枝状冲沟发育。一、地表水体流经本井田的主要河流为玉林河，发源于宁武县白崖河以西变质岩山区，属季节性河流。玉林河横穿井田中部，长度为4.6km，河床宽度15～75m。平时干涸无水，只有山洪爆发时水量较大，据1988年7月23日洪水期实测，流速为7.6～8.0m/s，洪水流量为463.76m3/s。井田内还有宽滩河、炭窑沟河、二沟河等季节性支流。以上河流对矿井充水无直接影响，为间接充水水源。二、井田地下含水岩组 根据区内含水层岩性特征及其地下水的赋存条件等因素，将井田含水层划分为松散岩类孔隙含水层组、碎屑岩类裂隙含水层组、碎屑岩类夹碳酸盐岩含水层组和碳酸盐岩类岩溶裂隙含水层组。1．松散岩类孔隙含水层组主要分布于玉林河河谷及其阶地。玉林河谷及阶地宽约200～500m，含水层由第四系全新统冲洪积粉砂、细砂、砂砾石及卵石层组成，水力坡度约2%左右，河谷断面天然流量341.22m3/h。水位埋深18.50～39.83m，主要接受大气降水补给，局部可接受基岩风化裂隙水的侧向补给，基本不受蒸发影响，地下水流向与地表水流向基本一致。含水层富水性一般较强，目前，主要以矿井水形式排泄，水质优良，水质类型为SO4·HCO3－Ca·Mg型水。第四系冲积层钻孔抽水试验结果见表5-1。表5-1焦家寨井田第四系含水层组抽水试验结果表孔号含水层厚（m）水柱高度（m）静止水位水位降深（m）涌水量（L/s）单位涌水量（L/s·m）渗透系数（m/d）埋深（m）标高（m）22227.7018.501286.300.354.8213.7637.47718.611293.91827.6727.6119.211292.260.32-0.612.63-3.976.51-8.2227.99-33.76446.029.061284.440.9222.2544.028.501275.904.9022.2副立井检查孔15.7115.8839.831284.8410.420.9190.08970.497副立井23.7824.2328.271295.2611.63-15.974.01-4.630.293-0.3451.40-1.462.碎屑岩类裂隙含水层组该含水层组主要由二叠系山西组和上、下石盒子组等砂岩含水层组成，砂岩单层厚度一般为0.7～16.16m，其间有页岩、砂质页岩隔水层，构成了多层裂隙承压水，但各含水层间水力联系不密切。 碎屑岩类含水层以大气降水补给为主，同时接受地表水和孔隙水补给。各含水层厚度薄，出露面积小，上覆黄土覆盖，渗入条件差。受地形切割和构造破坏的影响，含水层分布不连续，径流途径短，多以散泉形式向沟谷排泄。根据钻孔抽水试验以及井巷揭露，含水层富水性均较弱，水质类型多为HCO3·SO4－Ca·Mg或HCO3－Ca·Na·Mg型水。抽水试验结果见表5-2。表5-2焦家寨井田二叠系含水层组抽水试验结果表孔号组段含水层厚（m）水柱高度（m）静止水位水位降深（m）涌水量（L/s）单位涌水量（L/s·m）渗透系数（m/d）埋深（m）标高（m）214风化带46.9046.9033.131298.5724.9920.03990.00159650.00049道子沟54.7135.3840.031291.6730.830.170560.005540.011石滩段9.50126.88102.731228.9752.430.040.0007630.00884山西组28.70196.3466.76126439458.490.02240.0003830.00147219风化带20.1920.1916.851436.8315.490.01520.0010.008283．碎屑岩类夹碳酸盐岩含水层组本含水层组由石炭系中统本溪组和上统太原组砂岩及薄层灰岩组成，与页岩、砂质页岩隔水层相间沉积，构成多层承压含水层组。含水层厚度薄，出露面积小，补给条件差，主要接受大气降水补给，局部接受地表水补给。无构造沟通时，各含水层无水力联系，但含水层富水性具有明显的不均一性。根据钻孔抽水试验以及井巷揭露，水质类型多为HCO3·SO4－Ca·Mg或HCO3·Cl－Na·Ca型。抽水试验结果见表5-3。 表5-3焦家寨井田石炭系含水层组抽水试验结果表孔号组段含水层厚（m）水柱高度（m）静止水位水位降深（m）涌水量（L/s）单位涌水量（L/s·m）渗透系数（m/d）埋深（m）标高（m）214太原组26.59163.06156.021175.685.850.220.04210.178本溪组19.50232.90156.071175.6313.060.028020.002150.0126219太原组41.6577.03186.421267.2611.4880.01750.001520.003874．碳酸盐岩类岩溶裂隙含水层组本含水层组由寒武系和奥陶系中厚层角砾状白云质灰岩、灰岩、鲕状灰岩等岩石组成，夹泥质灰岩，以网状溶蚀裂隙为主，溶洞次之，富水性强。矿区南部寒武、奥陶系灰岩出露区为补给区，矿区东部河谷地段为排泄区。该含水层来源于大气降水和河水渗漏补给，径流条件好，水量充沛，水压大，目前开采水平奥灰水压力为1.54MPa，是矿井充水的主要水源，也是矿井水害防治的主要对象。由于井田214号钻孔揭露奥灰深度只有17.21m，抽水试验只能反映奥陶系中统上马家沟组的部分情况。其水质类型一般为HCO3·SO4－Ca·Mg型，矿化度小于1g/L，水质良好。抽水试验结果见表5-4。表5-4焦家寨井田奥陶系含水层组抽水试验结果表孔号含水层厚（m）水柱高度（m）静止水位水位降深（m）涌水量（L/s）单位涌水量（L/s·m）渗透系数（m/d）埋深（m）标高（m）21417.21317.38165.051169.100.330.260.781.86Ⅲ0144.40278.88101.141189.07OC4108.97218.081223.23OC7315.86206.201147.32OC9234.37138.951215.93 三、井田隔水层本井田奥灰顶面至5号煤层间岩性组合为页岩、铝土质泥岩、泥岩、砂岩及煤层，平均厚度48.78m。阻挡奥灰岩溶承压水向上部含水层和煤层充水的主要隔水层由页岩、铝土质泥岩、泥岩等组成，占总岩层厚度的61.3％。泥质岩类岩性致密，隔水性能强，隔断了奥陶系岩溶水和上覆煤层的水力联系。但是，对于构造裂隙发育部位，隔水层的完整性受到破坏，隔水能力减弱，因此，在开采煤层时应采取有效的防水措施。其次，分布在石炭系、二叠系各砂岩含水层之间的泥岩、砂质泥岩等层间隔水层，单层厚度一般为4～7m，呈层状分布，阻隔了各含水层间的水力联系。四、矿井充水因素分析根据井田水文地质条件和矿井实际涌水情况分析，本矿井充水因素主要有以下三方面：1．地表水井田地表河流主要为玉林河，其次为二沟河、宽滩河、炭窑沟河。玉林河横穿井田中部，二沟河位于井田西南部边界外侧，宽滩河位于井田西部，炭窑沟河位于井田中部，均为季节性河流，一般涌水量不大。另外，河床部位煤层埋藏较深，且留有河流保安煤柱，故地表河流一般不会沿裂隙渗入井下，对矿井生产影响较小。2．老窑及采空区积水 本井田南部煤层露头周围分布着19座老窑，其采空区有不同程度的积水。目前焦家寨煤矿+1330水平上山煤炭资源已开采完毕，进入深部开采，老窑对目前本矿采掘工程布置影响较小。但在河床附近仍有个别私开小煤矿，井口标高较低，在雨季洪水较大时，易发生溃水事故，应采取必要的防范措施，避免水害事故发生。同时，本矿各煤层的采空区局部因构造变化，在采空区内也可能存在不同程度的积水，采掘工程接近可疑部位时，应加强探测，并采取必要的防范措施，避免水害事故发生。3．由构造裂隙和采动裂隙导水引发的顶底板突水（1）构造裂隙导水焦家寨井田共揭露落差3m以上的大中型断层67条，其中，落差20m以上的断层有19条；落差小于3m的小型断层260余条。大中型断层多为高角度压性正断层，一般情况下弥合性较好，断层带的宽度不等，多为泥岩充填，断裂面经常起到隔水作用，导水性差。经本井田及邻区的巷道及钻探揭露，大中型断层在煤系地层中一般不导水。例如，本矿主平硐及中采上山揭露的F1断层，落差30～90m，断层带宽5～7m，断层两侧OC4和OC7水位相差75.91～76.63m，表明在焦家寨井田内F1断层是相对隔水的。小断层多为层间断层，一部分断层在延伸到附近含水层时，断层带含水，具有导水性。例如，本矿960车场起坡与斜井贯通时，在2号煤顶板揭露一条落差为2m的断层，由于断层沟通K2砂岩含水层，断层带发生涌水，涌水量约20m3/d，经过半年的时间才基本疏干。（2）采动裂隙导水 主要指顶板冒落裂隙和底板破坏裂隙，根据开采情况，5号煤层在回采后，顶板冒落裂隙可延伸至2号煤并与2号煤层冒落裂隙沟通。2号和5号煤层顶板冒落裂隙带内均有含水层分布。因此，上覆砂岩裂隙水就会沿冒落带裂隙进入工作面采空区。矿山压力对底板隔水能力的影响是通过两个方面实现的：一是使原始裂隙扩展；二是使底板产生新的裂隙。原始裂隙和新生裂隙共同作用，使岩体遭受破坏，从而使底板有效隔水层厚度减小。同一煤层底板在不同的深度隔水能力是变化的，越往深部隔水能力越强，因为在深部因压力增加，裂隙宽度变小，密闭程度增加。根据类似煤矿的经验数据，结合焦家寨煤矿地质条件，采煤工作面采动对底板破坏深度约12m。在此深度内的裂隙是5号煤底板砂岩含水层的导水通道。此外，底板在超前压力作用的底界面上，还将产生由上而下的原位张裂隙。在无水压的情况下，裂隙高度1m左右，而在水压作用下，裂隙高度预计2～3m。这样奥灰承压水将沿着原位张裂隙和其它构造裂隙潜升到一定高度，在隔水层内形成一个潜水带，当底板破坏裂隙波及到该潜水带时，可能发生底板奥灰突水。生产中应进一步观测和研究，认真防范水患事故。五、矿井水文地质类型焦家寨煤矿开采2、3、5号煤层，直接充水含水层为裂隙含水层，单位涌水量分别为0.00554L/s·m～0.0421L/s·m，各含水层富水性不均一。煤层采空后形成的塌陷裂隙可与地表潜水及煤系地层含水层沟通，从而导致矿坑水增大，其充水特点是开始水压高，涌水量大，但持续时间短，高峰过后水压急剧下降，即表现出涌水量由大变小、易于疏干的特征 。根据焦家寨煤矿开采情况，煤层间接充水含水层——奥灰岩溶裂隙含水层为矿井的主要充水水源，其特点是水压高、涌水量大、涌水量稳定。奥灰岩溶水水位标高在1148-1224m之间，静止水位为1166.82m，现开采水平标高+1010m，对矿井生产威胁较大。由此综合分析，焦家寨矿井水文地质类型应属Ⅲ类，即为复杂类型。第三节矿井涌水量及预算一、矿井涌水量情况矿井涌水量的观测一般分区进行。以前分三个区进行观测，即西二采区、中采下山采区及上山采区，西二采区又分2号煤上山和5号煤下山。目前仅在中采下山及副立井两个观测点观测。观测方法一般采用浮标法和水泵有效流量法。连续15年(1992～2006年)的涌水量观测资料表明，矿井最小涌水量为67.20m3/h（1994年）,最大涌水量115.99m3/h（2005年）。焦家寨矿井涌水量近十年来比较稳定，由于矿井充水的主要含水层为冲积层潜水、石炭～二叠系砂岩裂隙水，含水层富水性较弱，矿井涌水量较小且稳定，个别年份由于断裂构造沟通含水层较多时，矿井涌水量相对大一点，含水层易于疏干，所以翌年就趋于正常。由于地下水的补给作用，有些年份虽然产量较低（2001年6.0万t），但矿井涌水量却比较大（88.63m3/h），相应富水系数亦大，表明补给来源水量稳定（表5-5，图5-2）。二、矿井涌水量预算 焦家寨煤矿自1966年10月投产以来已开采40年，受开采影响和破坏的主要含水层为石炭二叠系砂岩含水层，以往观测的矿井涌水量主要反表5-5历年矿井涌水量统计表年度矿井涌水量（m3/h）产量（万t）富水系数（m3/t）年度矿井涌水量（m3/h）产量（万t）富水系数（m3/t）199278.1961.31.01200088.1214.94.68199382.2054.31.20200188.636.011.70199467.2054.00.99200289.2616.14.39199574.0156.51.04200389.9447.31.511996106.5265.01.30200495.1475.01.001997110.7357.61.522005115.9984.11.091998107.9334.52.482006115.33120.10.761999100.3822.93.47图5-2矿井涌水量、产量及富水系数关系曲线图映该含水层组在矿井采掘范围内的影响。随着产量的增加以及破坏原始含水岩组范围的增加，矿井涌水量相应增大。当矿井延深进入奥灰静止水位以下带压开采时，奥灰岩溶裂隙含水层水将对采掘产生影响，甚至构成安全威胁，届时矿井涌水量将会发生很大变化。因此，首先分别预算石炭～二叠系含水层和奥灰含水层涌水量，然后综合预算矿井涌水量。1．石炭～二叠系含水层涌水量预算 根据煤层顶板裂隙水与矿井产量有相关关系，运用富水系数法进行石炭～二叠系含水层矿井涌水量预计，公式为：Q=K×P式中：Q——矿井涌水量P——矿井产量K——富水系数以最近三年（2004～2006年）的相关数据计算一般富水系数：三年平均年产量为93.1万t，煤层上覆含水层平均涌水量为108m3/h，求得一般富水系数为（一年按330个工作日）：K1＝108×24÷（931000÷330）＝0.92m3/t以涌水量最大的2005年的相关数据计算最大富水系数：2005年产量为84.1万t，煤层上覆含水层平均涌水量为115.99m3/h，求得最大富水系数为（一年按330个工作日）：K2＝115.99×24÷（841000÷330）＝1.09m3/t由此求得将来矿井生产能力达到核定的150万t/a时矿井煤层上覆含水层涌水量为：一般涌水量：Q＝0.92×(1500000÷330)＝4181.81m3/d＝174.24m3/h最大涌水量：Q＝1.09×(1500000÷330)＝4954.56m3/d＝206.44m3/h2．奥灰含水层涌水量预算对于奥灰岩溶含水层对矿井充水，本矿无实测数据 ，故参照与本矿相邻的水文地质条件相似的刘家梁煤矿965水平大巷突水资料，利用下降系数法，进行奥灰含水层充水时矿井涌水量预算。根据《山西轩岗矿务局刘家梁防治奥灰水专门水文地质勘察报告》，焦家寨煤矿放水前静止水位标高为1166.82m，放水后测得OC7水文观测孔的静水位标高为1147.32m，水位降深最大为：S1＝1166.82-1147.32＝19.50m奥灰涌水量为：Q1＝604.58m3/h（采用1986年5月突水后到年底的平均水量），下降系数a为：a====13.4×10-4焦家寨改扩建投产后，+1010m水平的降深值SP用下式计算：△H1∶S1＝△HP∶SP式中：△H1：刘家梁矿奥灰静水位与突水点标高差201.82m；S1：刘家梁煤矿突水时水位降深19.50m；△HP：焦家寨煤矿奥灰平均水位与+1010m水平标高差156.82m。SP＝＝＝15.15m奥灰平均涌水量：QP＝＝＝11305.97m3/d＝471.08m3/h3．矿井综合涌水量预算当矿井产量达到150万t/a时，将开采2号、3号、5号煤层，石炭系、 二叠系含水层及奥灰含水层均对矿井充水，矿井总涌水量为二者之和。故开采+1010水平矿井平均涌水量为：174.24+471.08＝645.32m3/h。矿井最大涌水量为：206.44+471.08＝677.52m3/h。第四节矿井主要水害及其防治措施一、矿井水害情况焦家寨煤矿自1958年7月建井以来，受到古窑积水、冲积层水和石炭系、二叠系含水层不同程度的影响，给矿井安全生产造成了一定的危害和损失。以往在开采浅部煤层时，受古窑积水的威胁严重，虽经大量的探放水工作，但由于古窑位置、范围难以确定，一旦采掘工作面与积水古窑沟通，即有可能发生透水事故，甚至造成人身伤亡。1971年本矿曾因古窑透水造成6名工人遇难。随着矿井向深部开发，古窑积水对矿井生产的影响减小。第四系冲积层水除井筒揭露外，工作面开采均留有保安煤柱，对矿井安全影响很小。按照《矿区水文地质工程地质勘探规范》（GB12719-91）推荐的突水系数公式计算：Ts=P/(M-Cp)式中：Ts—突水系数，MPa/m；P—隔水层承压的水压，MPa；M—底板隔水层厚度，m；Cp—采煤对底板隔水层的扰动破坏厚度，本次计算采用12m。 底板受构造破坏块段突水系数一般不大于0.06，正常块段不大于0.15。选用井田内分布的13个钻孔资料，采用上式分别计算带压开采区内2号、3号和5号煤层的突水系数，计算结果见井田煤层开采突水系数表5-6。表5-6井田煤层开采突水系数表单位：（Mpa/m）钻孔编号2号煤层3号煤层5号煤层2140.010.010.04Ⅲ010.000.000.04OC40.000.110.00OC70.010.010.03OC90.000.000.002110.000.000.022210.000.000.002310.000.000.092320.000.010.032330.010.010.062430.010.010.052490.010.010.042500.010.010.04根据计算结果，分别绘制2号、3号、5号煤层底板突水系数等值线图5-3、5-4、5-5。 图5-32号煤层底板突水系数等值线图图5-43号煤层底板突水系数等值线图 图5-55号煤层底板突水系数等值线图从煤层底板突水系数等值线图可以看出，2号、3号煤层突水系数均小于0.06，因而在井田内开采2号、3号煤层时，是安全的。5号煤层底板突水系数大于0.06的区域在井内西北部分布范围比较广、属于开采危险区、采掘时存在很大的不安全因素，+1010水平已接近临界突水边界，存在一定的突水危险，对矿井安全构成严重威胁。在构造复杂、断层裂隙发育地段仍存在突水的可能性，开采中应根据实际情况进行研究和防范。二、防治水措施根据本矿水文地质特征，矿井防治水措施主要包括：1.地面防水（1）地下采空之后，随着时间的推移，会产生地表裂缝和塌陷坑。这样会使大气降水通过裂隙、裂缝和塌陷坑渗入到采空区，增加矿井涌水量，给矿井带来安全隐患。因 此应组织人员定期查看地表，雨季来临前要用碎石、黄土封填并夯实地表裂缝。（2）对于地表较大河沟要保持畅通。（3）在井口附近要修筑加固防堤坝。2.井下防水（1）对于井下采空区积水要及时疏排。（2）在巷道掘进过程中若发现透水征兆，人员应及时撤离危险区域，并向有关部门汇报。（3）在采掘过程中必须做到有疑必探、先探后掘。（4）建立健全水情水害监控体系。3.雨季来临时要保证汛期物资供应，保证排水设备正常运转。第五节供水水源焦家寨煤矿生活及生产用水主要来自奥灰岩溶地下水，受采煤的影响，地表潜水井已全部报废。本矿现有供水水井两处，位于副立井井底中央水泵房附近（见矿井充水性图），目前仅使用1号水井，水源为奥陶系岩溶裂隙水，水质类型为HCO3·SO4－Ca·Mg型，水质优良。在中央水泵房内安装有3台D450-60×6型离心式主排水泵（1台工作、1台备用、1台检修），单台额定流量450m3/h。通过管子道、副立井至地面敷设有两趟Φ273mm的排水管路，一趟工作，一趟备用。目前，1号水井供水量为5040m3/d，其中生活用水约1000m3/d，生产用水约2000m3/d，其余供轩岗煤电公司热电厂使用，约2040m3/d。 第六章开采技术条件第一节开采方法与顶底板条件一、开采方法焦家寨煤矿主要可采煤层有三层，至上而下编号为2号、3号和5号，现主要生产煤层为2号和5号煤层。该矿现有两个生产采区，分别是511区、221扩区，其中511区布置一个综采工作面、一个炮采工作面，221扩区布置一个综采工作面。采煤方法为走向长壁式，主要采用综采放顶煤开采工艺，全垮落法管理顶板。二、顶底板条件2号煤层：伪顶为灰黑色泥岩，在全井田范围内普遍存在，厚度0.05～0.3m，一般0.1m，在回采中极难管理。直接顶为砂质页岩，平均厚度1.69m，岩石层面平整，层理清晰，内含少量黄铁矿结核及植物化石，抗压强度43.5MPa，抗剪强度15.1～42.5MPa。一般发育两组共轭张性节理，节理间距5～10cm。由于裂隙发育使顶板比较破碎，属易冒落顶板。老顶（K2）为灰白色中粗粒石英砂岩，有时与煤层直接接触，厚度变化较大，为1.0～21.94m，平均6.81m，抗压强度63.7～122.6MPa，回采时较难冒落。底板为深灰色中细砂岩，厚度2.72m，抗压强度70.6MPa，厚度稳定。3号煤层：直接顶为深灰色砂质页岩，含植物化石碎片，厚度3.87m，抗压强度38.3MPa，裂隙发育，属易冒落顶板。老顶为深灰色中细砂岩（即2号煤层底板），属于难冒落顶板。底板为灰褐色细粒砂岩，厚3.59m，抗压强度为43.1MPa，平整坚硬。 5号煤层：直接顶为灰黑色砂岩，含植物化石碎片，平均厚度6.87m，抗压强度38.3MPa，裂隙发育，比较破碎，顶板跨落步距4～5m，属易冒落顶板。底板为中粒砂岩，泥质胶结，平均厚度1.47m，抗压强度38.0MPa。由于底板岩层强度较小，在构造应力作用下易发生弯曲变形，造成底板凸凹不平。第二节特殊开采本井田内分布有多处村庄和学校等房屋建筑，同时有铁路和地表河流经过。焦家寨煤矿在开采设计中，依据有关规程规定，采用类比法确定煤柱留设的各种参数，在建筑物下方和铁路、河流两侧留设了保安煤柱。各种煤柱留设方法如下：（1）建筑物保安煤柱：由建筑物外围，按规程加围护带后，黄土以45°角、基岩以75°角向下延深至煤层处，即为该建筑物的保安煤柱边界线。（2）铁路保安煤柱：由铁路路基两侧，按规程加围护带后，黄土以45°角、基岩以75°角向下延深至煤层，矿区铁路专用线再外扩30m即为铁路保安煤柱边界线。（3）河流保安煤柱：由河床两侧最高洪水位线向下，按规程加围护带后，黄土以45°角、基岩以75°角延深至煤层，即为河流保安煤柱边界线。焦家寨煤矿由于煤层开采造成地面建筑受损的情况见本章第四节。本矿如果继续采用留煤柱的方法，势必将在地下暂时或永久地丢弃大量煤炭资源，这样既缩短了矿井服务年限，而且还会增加采掘工作的 复杂性。“三下”采煤是合理开发和利用煤炭资源，延长矿井寿命，进一步挖掘矿井生产能力，发挥现有矿井生产能力的重要技术措施。目前除有些重要的地面建筑和铁路还须继续采用留煤柱的方法加以保护以外，一般的采取一定的措施后，可将“三下”煤炭资源开采出来。所以，建议今后在本矿开展“三下”采煤方面的研究和试验。第三节瓦斯、煤尘和煤的自燃一、瓦斯根据山西省安全生产监督管理局晋安监煤字（2006）27号文件，焦家寨煤矿2005年度矿井瓦斯等级鉴定结果为：瓦斯绝对涌出量25.59m3/min，相对涌出量11.24m3/t；二氧化碳绝对涌出量2.71m3/min，相对涌出量4.53m3/t，属高瓦斯矿井。历年矿井瓦斯涌出量见表6-1。表6-11991-2006年度矿井瓦斯涌出量统计表年份瓦斯年份瓦斯相对涌出量（m3/t）绝对涌出量（m3/min）相对涌出量（m3/t）绝对涌出量（m3/min）199110.459.01199913.0212.20199210.719.77200013.8012.92199311.019.98200114.0213.28199411.1310.01200214.1613.88199511.3010.66200315.0214.05199610.8810.98200420.2324.69199712.3311.30200511.2425.59199812.8011.86200611.6128.461991～1992年，煤炭科学研究总院抚顺分院 对本矿煤层瓦斯含量及分布规律进行了初步研究，并对抽放瓦斯可行性做出了评价。在焦家寨井田，地勘期间没有提供钻孔瓦斯资料，为了获得煤层瓦斯含量基础参数，在5号煤层巷道中布置了6个瓦斯测压孔，由于封孔质量问题，只有3个孔的瓦斯压力值可以利用（表6-2）。表6-25号煤层瓦斯含量表编号采样深度（m）瓦斯含量（m3/t）绝对瓦斯压力（MPa）备注1321.072.310.15测压孔计算值2324.342.990.195测压孔计算值3360.443.510.24测压孔计算值多年的矿井开采实践表明，煤层瓦斯含量和压力随着埋藏深度的增加而增大，5号煤层瓦斯含量大于2号煤层。有关的研究表明，煤层瓦斯含量除与煤的吸附性、孔隙率、温度和水分有关外，主要取决于煤层中的瓦斯压力。煤层瓦斯压力的大小取决于煤生成后，煤层瓦斯的排放条件。在漫长的地质年代中，煤层瓦斯排放条件是一个极为复杂的问题，它与覆盖层厚度和透气性、含水性、煤层透气性及地质构造等条件有关。当煤层瓦斯压力小于静水压力时．煤层瓦斯停止排放。煤层瓦斯运移的总趋势是瓦斯由地层深部向地表逸散，这一规律决定了煤层瓦斯压力和含量随深度增加而增大。近年来，随着采煤工作面向深部延伸和5号煤层产量加大，矿井瓦斯绝对涌出量不断增加（图6-1），对矿井通风造成很大困难。焦家寨煤矿于2003年8月安装KJ100监控系统，在所有采掘工作面都安设了甲烷传感器，在局部通风机开关电源侧安设了开停传感器，在采掘工作面电源侧安设了断电器，做到了实时在线监控。目前，监控系统运行基本稳定，数据上传正常。 图6-1矿井产量与瓦斯涌出量相关曲线图本矿采用本煤层预抽放方法，2005年在51107综采工作面建立了一套移动抽放瓦斯系统。从回风巷向工作面煤体布置钻孔，钻孔深度60m，间距5m，使用ZWY40/75型移动式抽放泵，将抽出的瓦斯通过专用钢管排至总回风巷。目前瓦斯抽放系统运行正常，有效解决了本工作面回风巷和上隅角瓦斯超限的问题。但是，由于在通风管理、机电管理和生产管理等方面仍存在诸多问题，焦家寨煤矿近十年来发生了几起瓦斯燃烧事故，影响了生产的正常进行。2006年11月5日，该矿511采区51108进风掘进工作面发生瓦斯爆炸，死亡47人，而且使国家生命财产遭受到重大损失。二、煤尘和煤的自燃2007年3月，山西省煤炭地质研究所对轩岗矿区2号、3号、5号煤层样进行了煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性鉴定。煤尘爆炸性鉴定结果为：2号煤层火焰长度为50mm，最低岩粉用量60％；3号煤层火焰长度为>400mm，最低岩粉用量75％；5号煤层火焰长度>400mm，最低岩粉用量80％。各煤层均 具有煤尘爆炸危险性。特别是5号煤层，煤质松软易碎，煤层注水效果差，煤尘危害性较大。煤层自燃倾向性鉴定结果为：2号煤吸氧量0.57cm3/g；3号煤吸氧量0.63cm3/g；5号煤吸氧量0.69cm3/g。各煤层自燃倾向性等级均属Ⅱ类，即自燃的煤层。轩岗矿区煤层最短发火期3～6个月。焦家寨煤矿在1967～1980年期间曾发生井下煤层自燃三次，地面矸石山自燃一次。在此后的二十多年中，该矿采取综合预防煤层自然发火的措施，包括：在采区开采设计中，明确选定自然发火观测站或观测点的位置并建立了监测系统，应用气相色谱仪对一氧化碳变化异常的地点进行微量分析，定期对井下空气成分变化进行预报；在开采过程中，对采空区、冒落空隙等采取了预防性灌浆或全部充填、杜绝采空区漏风、喷洒阻化剂等，所以未再发生煤层自燃现象。第四节环境地质焦家寨井田地表一般为黄土覆盖，植被稀少，地质环境脆弱。由于长期大规模的煤炭开采，产生了地面沉陷、地表裂缝、滑坡、井下矿坑废水和生活污水排放、粉尘和噪声污染等现象，使矿区生态环境遭到不同程度的污染和破坏。目前存在的主要环境地质问题有：一、地面沉陷本井田地处山区，地形地貌变化复杂，地表沟壑纵横，微地貌十分发育，导致部分地区地表移动变形比平地剧烈，个别地区移动变形值为平地的二 倍。2003年，太原理工大学经过大量的实地调查，在获取轩岗矿区地表沉陷实际资料的基础上，编制了《轩岗矿区采煤沉陷情况调查报告》。该报告采用原山西矿业学院编写的任意形状、多工作面、多煤层地表沉陷预计程序，对矿区地表沉陷进行计算，获得煤矿采空区上方地表最大下沉值13978mm，最大水平移动值2697mm，最大倾斜变形值89mm/m，最大水平变形值44mm/m。截至2006年底，焦家寨煤矿采空区平面投影面积为10.64km2。根据矿井生产以及采掘计划情况，结合宁武煤田地表移动延续总时间的规律，确定矿区稳定沉陷区面积9.10km2，非稳定沉陷区区域为3.12km2，沉陷区总面积为12.22km2，地表移动总时间为3.5～5.5年。二、地表裂缝地表裂缝由于受附加水平拉伸的影响，山顶和梁峁的边缘的动态裂缝不但不能闭合，其宽度、密度和落差比平地更大，而沟谷内由于附加压缩变形的影响，其动态裂缝将不能得到充分发育，其宽度、密度和落差将有所减小。在山顶处，地裂缝宽度可达1m，伸展长度从十几米到几十米不等，密度较大。三、滑坡滑坡形成的主要因素包括：陡峻的地形地貌，具有软弱层和节理裂隙发育的岩土体，集中的降雨条件及采矿活动。地形、地质环境是滑坡形成的基本条件，宏观上控制着滑坡的发育范围和规模；降雨特征是滑坡的激发因素，影响着滑坡的活动特点；人为活动（采矿活动）是滑坡发生的诱发因素。轩岗矿区地形复杂，坡度变化大，采矿活动持续，因此具备形成滑坡的各种条件，容易发生大面积的山体滑移或崩塌。本井田内较大的滑坡是炭窑沟滑坡（图6-2 ）。该滑坡位于炭窑沟村东部，滑体为第四系上更新统黄土，滑床岩性为二叠系砂岩、页岩，控制结构面为黄土与基岩的接触面。坡体前后缘高差约55m，坡度约25°，后缘裂缝下错5～10cm，裂缝宽度5cm，总方量约55万m3。炭窑沟村200余户居民的房屋出现不同程度的裂缝。图6-2炭窑沟滑坡剖面示意图四、地下水破坏煤矿采动引起地下水资源的严重破坏，地下水位降低，地表水漏失，加之大气降水补给不足，造成矿区内土地干旱，农作物产量锐减。另外，本矿还存在其它方面的环境地质问题，包括：矿井污水未经处理直接排入玉林河，煤矸石占用土地，机械噪音及储运过程中散发粉尘等。近年来，为了尽可能降低采煤对环境的破坏程度，焦家寨煤矿在开采过程中，组织一定的人力和物力，采取一系列措施改善生态环境。例如，将矸石用于回填塌陷区，修建污水处理站，为邻近村民修建供水管路，对噪音源安置消音设备等，大大减轻了采煤对周围环境的影响。 第五节地温和地压焦家寨煤矿以往未进行过地温和地压研究工作，地温情况可以参考相邻的刘家梁煤矿资料。1992年山西省煤田地质勘探115队在刘家梁井田补充勘探过程中，对其中的3个钻孔进行了简易测温，测得平均地温梯度分别为：扩2孔0.98℃/100m，扩4孔1.2℃/100m，扩5孔1.15℃/100m。从上述数据看，本区平均地温梯度小于3℃/100m，属地温正常区。焦家寨煤矿在采掘过程中，有时发生片帮、底鼓等现象。片帮在上下煤组采掘工作面均发生过，甚至造成伤人事故。底鼓仅出现在5号煤层底板，常造成断梁折柱和巷道变形，影响正常生产。建议今后加强这方面的研究，对煤层顶底板压力与下沉关系，初次来压及周期来压的步距等进行详细观测和分析，以便合理的选择设备和优化顶板管理方法，为安全生产服务。 第七章资源／储量估算第一节资源储量估算范围和工业指标一、资源/储量估算范围本次资源/储量估算的煤层为该矿批准开采的2、3、5号煤层，资源/储量估算范围与山西省国土资源厅2003年1月14日核发的采矿许可证（证号为1400000340068）批准划定的矿界坐标范围一致。本井田批准面积为17.0386Km2,估算中扣除了2、3、5号煤风氧化带面积，未计算风氧化煤储量，采空区、破坏区、小煤窑范围及采掘巷道等资料由焦家寨煤矿提供，未进行实地调绘。本次对保有资源/储量进行了估算,各煤层估算面积见表7-1。表7-1各煤层的资源/储量估算面积表煤层235面积（万m2）1017.961200.511161.28二、工业指标确定参与本次储量估算的2、3、5号煤层煤类主要为1/3JM，5号煤层部分为JM，属炼焦用煤，煤层倾角平缓。根据中华人民共和国国土资源部发布的《煤、泥炭地质勘查规范》有关规定，确定各项工业指标如下：煤层厚度≥0.70m；煤层最高灰分(Ad)40%；煤层最高硫分(St,d)3%；最低发热量（Qnet,d）17.0MJ/kg 第二节资源／储量类型划分一、资源/储量类别的划分本井田断裂构造较为发育，已揭露落差3m以上的大中型断层有67条，落差小于3m的小型断层260余条。含煤地层产状变化不大，倾角普遍小于15°，属缓倾斜地层。2、3号煤层煤层厚度变化较小，5号煤层煤层厚度有一定变化，但规律性较明显。煤层结构简单至复杂，煤类较单一，煤质变化小。煤层不受岩浆侵入影响。按照《煤、泥炭地质勘查规范》，本井田构造复杂程度为中等～复杂，煤层稳定性属稳定至较稳定。结合该矿开采揭露情况和工程点分布情况，各类别资源/储量的圈定原则如下：（1）以500m工程点距及其外延250m范围圈定为探明经济基础储量（111b）。（2）以1000m工程点距及其外延500m范围圈定为控制的经济基础储量（122b）。（3）其余地段和断层两侧30m均估算为推断的内蕴经济资源量（333）。二、工程点煤层资料利用原则参与资源/储量估算的各钻孔煤层质量均须在乙级（或合格）以上，丙级品一般不参与资源/储量估算，只供修改底板等高线时参考。巷道见煤点成果为井下实际调查资料，可供利用。 第三节资源／储量估算方法与有关参数的确定一、资源／储量估算方法本井田构造复杂程度为中等，煤层稳定至较稳定，地层虽有起伏，但较为开阔平缓，倾角普遍小于15°，故采用地质块段法估算资源储量。估算公式为：Q=S×h×d式中：Q－块段资源/储量（t）；S－块段面积（m2）采用水平投影面积；h－块段平均厚度（m），为块段内及邻近见煤工程点煤层采用厚度的算术平均值；d－煤层视密度（t/m3）。二、有关参数确定1.面积采用水平投影面积，用MAPGIS软件分区计算。2.块段平均厚度本井田煤层倾角普遍小于15°，故采用煤层的伪厚度计算块段的平均厚度。块段平均厚度为邻近各见煤钻孔或巷道见煤点采用厚度的算术平均值。含夹矸煤层采用厚度按《煤、泥炭地质勘查规范》有关规定确定，即：(1)煤层中夹矸的单层厚度不大于0.05m时，夹矸与煤合并计算，但并入夹矸以后全层的灰分（或发热量）、硫分应符合估算指标的规定。(2) 煤层中夹矸的单层厚度等于或大于所规定的煤层最低可采厚度时，被夹矸所分开的煤分层应作为独立煤层，分别计算储量。(3)煤层中夹矸的单层厚度小于所规定的煤层最低可采厚度时，煤分层不作为独立煤层，煤分层厚度等于或大于夹矸厚度时，上下煤分层加在一起，作为煤层的采用厚度。(4)复杂结构煤层，当各煤分层的总厚度等于或大于所规定的最低可采厚度，同时夹矸的总厚度不超过煤分层总厚度的1/2时，以各煤分层的总厚度作为煤层的采用厚度。3.视密度本井田各煤层的视密度仍沿用上次矿井地质报告计算储量所采用的视密度数据，2号煤层全井田为1.41t/m3，3号煤层全井田为1.36t/m3，5号煤层原井田采用1.37t/m3，扩大区为1.40t/m3。4.设计回采率设计回采率按原煤炭部有关规定，0.70～1.30m的薄煤层取85%，1.30～3.50m的中厚煤层取80%，大于3.50m的厚煤层取75%。5、各类保护煤柱的留设建筑物(村庄)、铁路、河流、工业广场的保护煤柱范围依据《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》计算求得。其中，围护带宽度取10～20m，移动边坡角松散层为45°,基岩为75°。各种保安煤柱留设情况如下：(1)村庄等房屋建筑物保安煤柱：由地面建筑物地基线外加10m围护带后，黄土层以45°角、基岩以75°角延深至煤层，即为该建筑物保安煤柱边界线。 (2)铁路保安煤柱：由铁路路基加20m围护带后，黄土层以45°角、基岩以75°角延深至煤层处，矿区铁路专用线再外扩30m即为铁路保安煤柱边界线。(3)工业广场保安煤柱：由地面变电所、风机房等设施地基线加15m围护带后，黄土层以45°角、基岩以75°角延深至煤层，即为其保安煤柱边界线。(4)井筒和主要大巷保安煤柱：立井、斜井以井口加20m、10m围护带后，黄土层以45°角、基岩以75°角延深至煤层，即为其保安煤柱边界线。主要大两侧外推40m为保安煤柱线。(5)河流保安煤柱：由河床两侧最高洪水位线向下按规定加围护带后，黄土层以45°角、基岩以75°角延深至煤层，即为河流保安煤柱边界线。(6)边界保安煤柱：由边界线内推20m即为边界线保安煤柱线。另外，断距≥20m的断层保护煤柱以断煤交线两侧各外推30m留设；风氧化带宽度以煤层露头线内推100m。第四节资源／储量估算结果一、保有资源/储量本次报告资源/储量估算截止日期为2006年末，经估算，共获得2、3、5号煤层保有资源/储量（111b+122b+333）共计29883.7万t。其中：探明的（可研）经济基础储量（111b）：9410.8万t；控制的经济基础储量（122b）：12019.0万t；推断的内蕴经济资源量（333）：8453.9万t。探明的经济基础储量占总资源/储量的31.5 ％，探明的和控制的经济基础储量占总资源/储量的71.7％。按煤类划分：1/3JM资源/储量为21972.9万t、JM资源/储量为7910.8万t。1/3JM占总资源/储量的73.5％探明；JM占总资源/储量的26.5％。资源/储量估算结果见表7-2、7-3。表7-2资源/储量估算汇总表煤层煤类资源/储量(万t)(%)(%)111b122b333111b+122b111b+122b+33321/3JM2148.53342.63001.65491.18492.725.364.731/3JM526.7752.6772.81279.32052.125.762.351/3JM6585.72395.72446.78981.411428.157.678.6JM143.15528.12239.65671.27910.81.871.7小计6728.87923.84686.314652.619338.934.875.8合计9404.812019.08460.721423.029883.731.571.7表7-3分煤类资源/储量估算汇总表煤类111b122b333合计比例(%)备注1/3JM9260.96490.96221.121972.973.5JM143.15528.12239.67910.826.5全部为5号深部合计9404.012019.08460.729883.7 二、保安煤柱资源/储量根据采区开拓设计和实际留设情况，本次对各类保安煤柱储量进行了单独估算，包括村庄、铁路、河流、矿界、井巷、工业广场等。各类煤柱资源/储量估算结果详见表7-4。表7-4各类保安煤柱资源/储量估算结果（万t）煤层类别2号3号5号合计矿界煤柱172.829.7212.9415.4铁路煤柱279.952.1687.31019.3河流煤柱630.2116.31308.42054.9村庄煤柱359.677.3624.71061.6工业广场煤柱580.7113.31447.42141.4永久煤柱合计2023.2388.74280.76692.6大巷煤柱194.422.5162.5379.4煤柱合计2217.6411.24443.27072.0三、可采储量根据原煤炭工业部《生产矿井储量管理规程》规定，可采储量估算公式如下：Q采＝（Q保－P）（1－n）×K式中：Q采——可采储量（万t）Q保——保有储量（万t） P——永久煤柱储量（万t）n——地质及水文地质损失系数。该系数沿用焦家寨煤矿原核定的数值，按13.3%计算。K——设计回采率（%）。2、5号煤层为厚煤层，设计回采率为75%；3号煤层为薄煤层，设计回采率为85%。根据上述公式估算，各煤层可采储量详见表7-5。表7-5可采储量成果表煤层保有储量（万t）永久煤柱储量（万t）大巷煤柱（万t）地质损失（%）设计回采率（%）可采储量（万t）煤类2号8492.72023.213.3754206.81/3JM194.45097.2小计4304.03号2052.1388.713.3851225.81/3JM22.55011.3小计1237.15号19338.94280.713.3759791.61/3JMJM162.55081.3小计9872.9合计29883.76692.6379.415414.01/3JMJM第五节资源／储量的探采对比与利用情况一、本次估算资源/储量与1992年矿井地质报告提交储量对比 由于1992年矿井地质报告储量估算包括了2、3、4、5、6号煤层，且储量级别划分与本次采用的资源/储量类别划分方法也不同，本次报告仅对批准的2、3、5号煤层进行估算，故难以对两次报告的储量计算结果作具体详细的对比，只能从储量估算总量方面进行对比，对比情况见表7-6。表7-6本次报告与1992年矿井地质报告提交资源/储量对比煤层本次报告（万t）1992年报告（万t）储量增减（万t）总储量原井田储量扩大区储量28492.79185.92064.27121.7-693.232052.12118.4612.61505.8-66.3519338.921157.75703.915453.8-1818.8合计29883.732462.08380.724081.3-2578.3二、历年矿井资源/储量动用情况焦家寨煤矿1992～2006年共动用储量为1489.5万t、采出量771.2万t，损失量718.3万t。其中2号煤层动用储量为637.3万t、采出量306.9万t，损失量330.4万t；3号煤层动用储量为15.6万t、采出量12.4万t，损失量3.2万t；5号煤层动用储量为836.6万t、采出量451.9万t，损失量384.7万t。历年矿井储量动态情况见表7-7。表7-7历年矿井储量动态表（万t）年度煤层编号矿井动用量矿井采出量矿井损失量19922号77.532.145.43号0005号63.829.234.6小计141.361.380.019932号57.724.333.43号0005号55.331.623.7小计113.055.957.1 续表7-7历年矿井储量动态表（万t）年度煤层编号矿井动用量矿井采出量矿井损失量19942号51.823.628.23号0.20.205号49.830.219.6小计101.85447.819952号32.117.514.63号7.96.61.35号47.932.415.5小计87.956.531.419962号53.422.830.63号7.55.61.95号80.136.643.5小计141.065.076.019972号53.623.929.73号0005号78.633.744.9小计132.257.674.619982号34.819.415.43号0005号24.415.19.3小计59.234.524.719992号16.810.46.43号0005号21.912.59.4小计38.722.915.820002号9.86.53.33号0005号13.08.44.6小计22.814.97.9 续表7-7历年矿井储量动态表（万t）年度煤层编号矿井动用量矿井采出量矿井损失量20012号6.23.23.03号0005号6.82.84.0小计13.06.07.020022号31.412.219.23号0005号7.83.93.9小计39.216.123.120032号58.523.135.43号0005号71.624.247.4小计130.147.382.820042号63.830.833.03号0005号71.844.227.6小计135.675.060.620052号46.128.217.93号0005号102.455.946.5小计148.584.164.420062号43.828.914.93号0005号141.491.250.2小计185.2120.165.1合计1489.5771.2718.3三、资源/储量变动情况山西省煤炭工业管理局于1993年11月27日 以部晋煤生字［1993］第813号文下发《关于轩岗矿务局焦家寨矿、黄甲堡矿矿井地质报告批准决议书的通知》，批准的2、3、5号煤A+B+C级储量为32462.0万t。本次资源/储量估算结果为：全井田保有资源/储量（111b+122b+333）共计29883.7万t，因各种原因减少资源/储量2578.3万t，其中：2号煤层减少693.2万t、3号煤层减少66.3万t、5号煤层减少1818.8万t（见表7-8）。表7-8储量变化对比表（万t）煤层1992年地质报告储量动用储量划批小窑构造及小窑破坏重算变动储量增减合计保有储量29185.9-637.3-135.8-13.7+93.6-693.28492.732118.4-15.60-9.8-40.9-66.32052.1521157.7-836.6-463.9-234.8-283.5-1818.819338.9合计32462.0-1489.5-599.7-258.3-230.8-2578.329883.7由上表可见，1992～2006年焦家寨煤矿资源/储量变动情况包括：动用储量1489.5万t；从1989年至1997年划批小窑599.7万t；构造、小煤窑破坏减少258.3万t；估算中的块断划分不同、煤层采用厚度选用差异以及面积计算误差等原因造成重算减少230.8万t。（1）2号煤：1992年至2006年，焦家寨煤矿开采中部及南部采区，正常动用2号煤储量637.3万t；由于局部区域构造相对复杂，构造及小煤窑破坏13.7万t；位于井田南部风氧化带严重，划批小窑减少135.8万t；煤层采用厚度选用差异以及面积计算误差等造成重算增加93.6万t。 （2）3号煤：1992年至2006年，焦家寨煤矿正常动用3号煤储量15.6万t；由于构造破坏减少9.8万t；煤层采用厚度选用差异以及面积计算误差等原因造成重算减少40.9万t。（3）5号煤：1992年至2006年，焦家寨煤矿主要开采中部采区，正常动用5号煤储量836.6万t；构造及小煤窑破坏234.8万t；划批小窑减少463.9万t；煤层采用厚度选用差异以及面积计算误差等原因造成重算减少283.5万t。四、探采对比截至2006年底，焦家寨煤矿采空区平面投影面积为10.64km2，占井田面积的62％，开采面积大、见煤点多，采掘工程揭露的煤层厚度、结构和底板起伏变化等情况与邻近钻孔资料基本相符，说明钻探成果资料比较可靠，可以作为井田开拓延伸的设计依据。在构造方面，采掘过程中揭露的大中型断层与勘探资料基本一致。但是，本井田小构造特别发育，已经揭露落差小于3m的小型断层260余条，远多于勘探时发现的数量。小型构造很难在勘探阶段全部查明，它们的出现给采掘工程，尤其是综采造成了很大困难。建议今后在加强断层预测预报的同时，采用必要的物探手段（如无线电波透视法）确定工作面内断层的分布范围及尖灭点位置。在煤层方面，本井田共含煤6～8层，其中全区可采和大部可采煤层共3层，自上而下编号为2号、3号和5号。4号煤层为局部可采煤层，6号煤层为零星可采煤层。煤层对比可靠，其赋存条件和变化规律已基本查明，顶底板岩性比较清楚。五、资源利用情况1．资源利用情况 为便于对比，本报告仅根据矿方提供的1992年～2006年度《生产矿井储量动态、损失量表》进行汇总分析，1992年～2006年共动用储量为1489.5万t、采出量771.2万t，损失量718.3万t。按各煤层采出量与动用量（采出量+损失量）之比计算求得，矿井回采率为51.78%，其中2号煤层为48.15%，3号煤层为79.49%，5号煤层为54.02%。焦家寨煤矿为1966年投产的老矿井，矿井损失率48.22%，回采率较低，其主要因素为：矿井断层发育，严重影响采掘布署；与采煤方法有关的工作面损失比重较大。但近年来企业积极推广先进的采煤方法，引进先进采煤设备，并且加强了生产管理和技术管理。近三年（2004～2006年）矿井平均回采率59.49%，尤其是2006年达到了64.85%，矿井资源利用率大幅提高。今后应进一步对开采方法改进，并在保证矿井安全的前提下，对边角煤进行回收。本次估算煤柱储量7072.0万t，占总资源/储量的23.66%。本矿应该不断收集“三下”开采所需的地质开采技术条件及地表移动参数，试验开采可以回收的煤柱，使煤炭资源得到了更充分的利用。2．储量的可靠性系数、有效利用系数根据1992年矿井地质报告，焦家寨煤矿从建矿至1991年末累计采出量1389.6万t，累计损失量1662.7万t，勘探地质储量为41463.9万t。储量可靠性系数=（采出量+损失量+核实剩余储量）/勘探地质储量=[（1389.6+771.2）+（1662.7+718.3）+29883.7]/41463.9 =83.03%储量有效利用系数=（采出量+尚可采出煤量）/勘探地质储量=[（1389.6+771.2）+15414.0]/41463.9=42.39%3．矿井服务年限根据本次估算，井田2、3、5号煤层保有储量为29883.7万t，其中可采储量为15414.0万t。现以矿井核定生产能力150万t/a计算矿井服务年限如下：计算公式： 式中：T——服务年限（a）；Zk——可采储量（万t）；A——矿井核定生产能力（万t/a）；K——储量备用系数，取K＝1.4六、资源/储量估算需要说明的问题1．本次资源/储量估算仅对焦家寨煤矿《采矿许可证》批准开采的2、3、5号煤层予以估算，未对极不稳定的4、6号煤进行估算。2．本次资源/储量估算对全部钻孔的见煤数据（如煤厚、煤层结构、底板标高）进行了核对，避免了过去使用中所造成的误抄、误录，从而更加真实地反映了钻孔见煤情况，使资源储量估算结果更加真实、准确。3． 煤层厚度小于可采厚度时，按插入法推定其可采边界，尖灭点按中点法圈定其范围，再按插入法推定其可采边界。4．断距在20m以上的断层在两侧各留设30m作为推断的资源量。5．风氧化带的圈定，煤层露头出露在井田南部区域。根据原勘探报告提供的资料，煤层露头线以内平面宽度100m作为风氧化带边界。6．根据本矿采区划分的实际情况，未单独留设采区煤柱。7．井田中部区域虽达到了控制的线距，但因构造发育或块段孤立，本次均估算为推断的内蕴经济资源量。8．本井田地质构造复杂程度为中等～复杂，以轩石铁路为界，南部为复杂构造，北部为中等构造。但是，由于井田南部大部分区域为已采区，工程控制和研究程度较高，基本构造形态已经查明，故以500～1000m线距圈定探明资源/储量。 第八章结论本《报告》在收集焦家寨煤矿以往勘探成果和最新矿井地质资料的基础上，经过深入和研究，全面论述了矿井地质工作、井田地质构造、煤层及煤质、矿井水文地质、开采技术条件、资源/储量等情况，是现阶段对矿井地质认识的系统总结。焦家寨井田进行先后过多次地质填图、精查、补充勘探及水文地质勘探，都编有相应的地质报告（资料），获得有关主管部门的批准。焦家寨煤矿经过四十年的矿井生产，积累了丰富的地质资料。目前，已经详细查明了井田内主要构造的发育程度、分布范围及对开采的影响；可采煤层层位及厚度变化、煤类和煤质特征；井田水文地质条件；老窑和小煤矿的分布及开采情况。因此，按照《煤、泥炭地质勘查规范》，焦家寨井田地质勘查程度达到了勘探阶段的要求。一、矿井类型焦家寨井田总体为一单斜构造，地层走向NE、倾向NW，倾角平均12°左右，为缓倾斜地层。井田内断裂构造较发育，均为正断层，揭露落差20m以上的断层19条，落差小于3m的小型断层260余条。本井田褶曲不发育，未发现陷落柱，无岩浆岩体侵入。按照《煤、泥炭地质勘查规范》附录D，本井田构造复杂程度为中等～复杂。本井田内主要含煤地层为石炭系太原组，含可采煤层3层，分别是2 号、3号、5号煤层。2号煤层为全区稳定可采的厚煤层，3号煤层为大部可采的较稳定薄煤层，5号煤层为全区稳定可采的厚～特厚煤层。本井田水文地质条件复杂，存在奥灰水突水危险；煤层顶板多为砂质页岩或砂岩，裂隙发育，属易冒落顶板；煤尘具有爆炸危险性，煤层自燃倾向性为Ⅱ类，即自燃的煤层；煤层瓦斯含量较高，属高瓦斯矿井。所以，本井田煤层开采技术条件较差。综上所述，依据《矿井地质规程》（试行）之规定，将焦家寨煤矿矿井地质条件类别评定为Ⅲ类，代号为“Ⅲ—Ⅱa，Id，Ⅲeg”。二、资源/储量的可靠程度和利用的技术经济合理性本次资源/储量估算的依据是《煤、泥炭地质勘探规范》（DZ/T0215－2002），资源/储量分类依据包括经济意义、可行性评价程度和地质可靠程度。因此，本次估算的各种资源/储量类型（111b、122b、333）均是可靠的，技术经济也是合理的。本次资源/储量估算的煤层为该矿《采矿许可证》批准开采的2号、3号和5号煤层，截至2006年末井田内保有资源/储量为29883.7万t，其中可采储量15414.0万t。由于4号和6号煤层为极不稳定煤层，符合资源量估算的面积只占很小的比例，所以未参与估算。三、存在的问题和建议1．焦家寨井田断层较为发育，严重地影响着矿井的正常生产。建议今后在加强地质观测和开展井下钻探的同时，因地制宜选择物探手段，对掌握的各种资料、数据进行综合分析，正确判定 断层性质、断距及其与煤厚变化等的关系，以适应煤矿安全生产的需要。2．本井田水文地质条件复杂，奥灰水已对矿井安全生产构成威胁，矿井水文地质工作的重要性日益突出。开采中应坚持地下水动态观测，采用钻探、物探、化探等综合技术手段查明水害隐患，防范奥灰突水事故的发生。另外，应当与有关科研单位密切配合，开展奥灰水突水机理及防治技术研究。3．本矿缺少地表移动观测资料，以往采用类比方法，选取地质采矿条件相似的的其它矿区的移动角值作为设计煤柱之用，但是，类比并不能完全反映本井田的特点，所以，建议在轩岗矿区建立地表岩移观测站，采集观测资料，以便正确地选用移动角值设计保护煤柱。4．本矿为高瓦斯矿井，由于对瓦斯的赋存特征和涌出规律缺乏深入的研究，造成过重大事故。建议以后开展相关研究，重点是煤层瓦斯含量及采掘工作面推进瓦斯涌出量的时空分布变化规律。在设计和施工过程中，正确的预测可能积聚瓦斯和浓度超限的地点和时间。在保证风速不超限的前提下，提供足够的风量把采掘工作面释放的瓦斯稀释到安全的浓度范围。 目录第一章绪论1第一节修编地质报告的依据、目的和任务1第二节井田位置、范围和交通条件3第三节自然地理7第四节生产建设概况9第二章矿井地质工作11第一节以往生产矿井地质报告及勘探工作简况11第二节井田内及井田周边小煤矿开采情况15第三节矿井地质与矿井水文地质工作16第四节对原矿井地质报告的评价25第三章矿井地质26第一节地层26第二节含煤地层31第三节构造32第四章煤层、煤质及其它有益矿产42第一节煤层42第二节煤质49第三节其它有益矿产59第五章矿井水文地质61第一节区域水文地质概况61第二节矿井充水条件64 第三节矿井涌水量及预算71第四节矿井主要水害及其防治措施75第五节供水水源79第六章开采技术条件80第一节开采方法与顶底板条件80第二节特殊开采81第三节瓦斯、煤尘和煤的自燃82第四节环境地质85第五节地温和地压88第七章资源／储量估算89第一节资源储量估算范围和工业指标89第二节资源／储量类型划分90第三节资源／储量估算方法与有关参数的确定91第四节资源／储量估算结果93第五节资源／储量的探采对比与利用情况96第八章结论105附件地质勘查资质证书（副本）采矿许可证（副本）煤炭生产许可证（副本）2005年度瓦斯等级鉴定结果煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性鉴定报告煤质化验结果分析报告表 附表目录钻探工程一览表12号煤层钻探与测井成果综合利用表53号煤层钻探与测井成果综合利用表174号煤层钻探与测井成果综合利用表295号煤层钻探与测井成果综合利用表406号煤层钻探与测井成果综合利用表552号煤层煤质分析成果表673号煤层煤质分析成果表744号煤层煤质分析成果表785号煤层煤质分析成果表816号煤层煤质分析成果表922号煤层煤灰成分、元素分析及稀散元素分析成果表933号煤层煤灰成分、元素分析及稀散元素分析成果表954号煤层煤灰成分、元素分析及稀散元素分析成果表965号煤层煤灰成分、元素分析及稀散元素分析成果表97筛分试验结果汇总表98大中型断层统计表104焦家寨井田小煤矿情况表107矿井历年涌水量统计表109玉林河水文观测成果台账110二沟河水文观测成果台账111 巷道见煤综合台帐112资源/储量估算基础表113资源/储量估算基础表114煤柱资源/储量汇总表128分煤层、分煤类资源/储量估算汇总表128历年矿井储量动态表129 附图目录顺序号图号图名比例尺11地形地质及水文地质图1∶500022-1地层综合柱状图1∶50032-2煤系地层综合柱状图1∶20042-3水文综合柱状图1∶50053煤岩层对比图1∶20064-1Ⅱ—Ⅱ′地质剖面图1∶200074-2Ⅳ—Ⅳ′地质剖面图1∶200085-1Ⅱ01（1）号钻孔柱状图1∶20095-2Ⅶ01（237）号钻孔柱状图1∶200105-3Ⅱ02（6）号钻孔柱状图1∶200115-4234号钻孔柱状图1∶200125-5248号钻孔柱状图1∶200135-6250号钻孔柱状图1∶200145-7OC7钻孔柱状图1∶500155-8主井井筒柱状图1∶500166-12号煤层充水性图1∶5000176-23号煤层充水性图1∶5000186-35号煤层充水性图1∶5000197-12号煤层底板等高线及资源/储量估算图1∶5000207-23号煤层底板等高线及资源/储量估算图1∶5000 顺序号图号图名比例尺217-35号煤层底板等高线及资源/储量估算图1∶5000228-12号煤层井上下对照图1∶5000238-23号煤层井上下对照图1∶5000248-35号煤层井上下对照图1∶5000259-12号煤层采掘工程平面图1∶5000269-23号煤层采掘工程平面图1∶5000279-35号煤层采掘工程平面图1∶50002810-12号煤层等厚线图1∶50002910-25号煤层等厚线图1∶50003011矿井涌水量与各相关因素动态曲线图3112奥灰等水位线图1∶100003213构造纲要图1∶10000
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