矿井地质报告

富源县云发煤业有限公司云发煤矿 矿 井 地 质 报 告 竹园镇云发煤矿 二0一七年一月 目      录 第一节  矿井简介·····································01 第二节  矿井概矿····································01 第三节  矿井地质及水文地质·····························4 第四节  煤层介绍······································13 第五节  建井地质及水文地质·····························26 第六节  储量计算······································34 第一节  矿井简介 云发煤矿位于富源县城以南176°方向，平距约30km，地处富源县竹园镇糯木村境，地理坐标：东经104°13′08″-104°13′49″，北纬25°21′54″-25°23′11″，设计生产规模15万吨/年，矿井设计生产能力9万吨/年，范围由8个拐点圏定，面积约1.517km2。矿井工业储量2305.22万吨，可采储量1858.53万吨。开采深度由1995m至1680m标高。煤矿位于恩洪矿区九井田南西部边缘地带，南部与恩洪矿区7-2井田、8井田相邻，东北边与合宏煤矿相邻。主要经营主焦煤，就井田而言，参与资源储量计算的煤层共15层，自上而下为C7、C8、C9、C11、C13、C14、C15、C16、C18、C19-1、C19-2、C21-2、C22-2、C23、C24煤层。煤层平均总厚19.41m，含可采煤层系数7.95%。就矿区而言， C18煤层在矿区内不可采。矿区储量核实煤层为15层。 第二节  矿井概矿 一、地理位置及交通状况 富源县云发煤业有限公司云发煤矿（以下简称云发煤矿）位于恩洪矿区九井田西南部，地处富源县城以南176°方向，平距约30km处，隶属富源县竹园镇管辖。地理坐标： 东经：104°13′08″——104°13′49″ 北纬：25°21′54″——25°23′11″ 矿区有水泥公路通往竹园镇，公路里程约13km，北经富源县营上镇至富源县城约70km，至曲靖约135 km，南至罗平县城约110 km，交通较为方便。 详见：矿区交通位置图（图1—1—1） 二、自然地理 1、地形地貌：矿区属构造剥蚀低中山地形地貌，山脉走向与总体构造展布方向一致，呈北东-南西向展布。沟谷纵横，山峦起伏，地势总体特征，西高东低，最高点位于矿区西部边缘的山峰，海拔标高+2300m，最低点为矿区东部边缘的LK162孔，海拔标高+1912m，相对高差388m，为一向东倾斜的单面山剥蚀坡。 2、气象：区内属亚热带高原季风气候。气候温和多雨，昼夜温差不大，冬季寒冷。春、夏、秋不明显，“一雨成冬”。据资料显示，矿区年最高气温34.9℃，最低气温-11℃，年平均气温13.8℃。每年11月至次年2月为冬季寒冷期，在此期间，常因寒流的侵袭，出现霜雪和冰冻，最低气温-8℃。雨量充沛，年降雨量88.74～1567.9mm平均降雨量为1093.7mm，降雨量多集 图1—1—1  交通位置图 中在5～9月，占年降雨量的80～90%，七、八月间常有暴雨出现，最大一日降雨量149.00 mm，月最大降雨量463.3mm，最长连续降雨25d，降雨量159.4mm。雾、风较大，尤以11月到来年4月更为显著，风向多为西南劲风为主，雨季为东南风，冬季为以北风为主。3～4月为风季（即干季），一般风速2.7～4.4m/s，年平均风速3m/s，年最大风速23m/s。年蒸发量1676.8～2287.6mm。平均空气相对湿度75%。 3、地 表 关于同志近三年现实表现材料材料类招标技术评分表图表与交易pdf视力表打印pdf用图表说话 pdf 水系：区内无大的地表水体，北东向展布的地表冲沟较发育，地表水主要是冲沟水，均发源于本矿区，汇水面积有限，流量不大，多为季节性小溪，旱季干枯，雨季排泄地表水，无大的河流。区域地表水流较大者为糯木小河，糯木小河位于矿区东北部外围，汇集了8、9井田冲沟水，流量较大，一般干季流量0.1m3/s，一般雨季流量0.4～1.0m3/s，河床面海拨标高+1816m，为当地最低侵蚀基准面，糯木小河为块泽河支流，属南盘江流域，珠江水系。 三、矿区经济状况 当地居民以汉族为主，多从事农业生产，农作物主要有稻谷、玉米、洋芋、小麦等。经济作物以烤烟为主。耕地面积少，富余劳动力充足。工矿企业以煤矿为主，区内企业有小型煤矿、炼焦厂、采石场等。煤矿区所在地富源县为云南省的重点产煤县之一。 第三节  矿井地质及水文地质 一、地层、地质构造及煤层特征 1）地 层 矿区出露地层为上二叠系龙潭组第三段（P2l3）、下三叠系卡以头组（T1k）至飞仙关组第四段（T1f4）部份地层和第四系（Q）地层。下二叠系龙潭组第一段、第二段（P2l1+2）和峨嵋山玄武岩组（P2β）均为钻探工程揭露地层，各地层岩性特征分述如下： （一）上二叠系峨嵋山玄武岩组（P2β） 厚度大于89m，属峨嵋山玄武岩上部地层，在89m范围内将其划分为三段；下段为深灰色致密块状玄武岩，中段为紫红色凝灰岩与褐黄色（风化色）玄武岩互层，上段为具气孔、杏仁状构造玄武岩与灰绿、灰白色粉砂岩、铝土岩、煤等互层，其中煤层厚度薄，不稳定，且含大量粘土、玄武岩碎屑等杂质，不具工业价值。顶部为碳酸盐化，绿泥石化和粘土化的玄武岩与龙潭组成假整合接触。 （二）上二叠系龙潭组（P2l） 分布于矿区东南部，且多为浮土及滑坡掩盖。该组厚度为220.0～269.0m，一般厚度240.0m。为一套以陆相为主的海陆交互相含煤碎屑岩沉积，主要岩性为灰～深灰色薄层泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩夹细砂岩、泥岩及煤层。富含大羽羊齿植物化石和大量炭屑及少量动物化石。是区内主要含煤岩系，可采煤层均赋存于该地层中。 龙潭组在区内仅在南东部见顶部地层。组内含全区可采煤层3层，编号为C9、C15、C16；大部可采煤层5层，编号为C7、C8、C11、C19-1、C22-2；局部可采煤层7层，编号为C13-2、C14、C18、C19-2、C21-2、C23、C24。 根据其岩性、含煤性和沉积旋回特征本组可分为三段。 1、龙潭组第一段（P2l1） 玄武岩顶至C16煤层底，厚度66.0～110.0m，平均厚度80.0m。主要岩性为灰～深灰色薄至中层状粉砂岩、泥质粉砂岩、细砂岩夹薄层状菱铁岩、粉砂质泥岩及煤层。底部见有粗砂～细砾岩（麻子石），呈透镜产出，同时在C24煤层以下发现一层1～3m淡绿色水云母粘土岩，风化后似硅质岩，极为稳定，是一良好的分层标志，顶界以C16煤下部的一层黑色页岩作为分层标志。 本段含可采煤层7层，编号为C18、C19-1、C19-2、C21-2、C22-2、C23、C24；与下覆岩层为假整合接触。但煤层分叉、合并、尖灭等现象较多，厚度、结构变化亦大，因此，煤层稳定性较差。 2、龙潭组第二段（P2l2） C7煤层顶至C16煤层底，厚度76.0～108.0m，平均厚度90.0m。主要岩性为灰色薄层状泥质粉砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩夹薄层鲕状菱铁岩、泥岩及煤层。底界以C16煤下部的一层黑色页岩为分层标志，顶界以C7煤底部呈密集状出现的灰色薄层菱铁岩为其分层标志。岩性特征为上细下粗，全区稳定，是一个良好的区域性煤层对比标志。 段内含可采煤层8层，编号为C7、C8、C9、C11、C13-2、C14、C15、C16。煤质好，而且稳定～较稳定。 3、龙潭组第三段（P2l3） C7煤层顶至紧邻C1煤层之上的一层细砂岩为界，厚度60.0～81.0m，平均厚度74.0m。主要岩性为黄绿～灰绿色粉砂岩、细砂岩与薄层粘土岩互层。夹似层状透镜状的菱铁岩及薄煤层。以C7煤下部灰色薄层状菱铁岩作为底界分层标志。段内无可采煤层。为密集不稳定的薄煤层，岩性组合特征。 （三）下三叠系（T1） 1、卡以头组（T1k） 出露于矿区东南，呈断续带状展布，全组厚度68.0～136.0m，平均厚度97.0m。根据岩性可分为二段，卡以头组与飞仙关组之间标志特征不明显，所以另划了一个过渡带（T1k-f）特点如下。 1）卡以头组第一段（T1k1） 厚度41.0～80.0m，平均厚度60.0m。岩性下部为黄绿～棕褐色薄至中厚层状钙质细砂岩，泥灰岩夹黄绿色粉砂岩，粘土质粉砂岩，含叶肢介舌形贝动物化石及植物化石碎屑；上部为黄绿～淡红色粉砂岩。 2）卡以头组第二段（T1k2） 厚度29.5～76.0m，平均厚度48.00m。主要岩性为黄绿色厚层状细砂岩夹少量黄绿色～紫色粉砂岩。顶部有一层厚度2.50～20m，平均厚度11.0m的卡以头组地层向飞仙关组地层过渡的过渡带，分布于矿区中东部，主要岩性为黄绿色细砂岩与紫红色粉砂岩互层。含蠕虫状方解石，偶见灰绿色高岭石粘土岩，产叶肢介化石。 2、飞仙关组（T1f） 广泛分布于矿区西北部，厚度348.0～406.0m，平均厚度373.0m。据其岩性和沉积旋回特征分为四段。 1）飞仙关组第一段（T1f１） 厚度62.00～96.0m，平均厚度75.0m，主要岩性为紫红色粉砂岩，粘土质粉砂岩夹薄层状细砂岩，含大量蠕虫状方解石。 2）飞仙关组第二段（T1f２） 厚度148.0～190.0m，平均厚度158.0m，主要岩性：下部为灰色～黄绿色厚层状细砂岩与紫红色粉砂岩，粘土质粉砂岩互层，显大型斜交层理。含舌形贝偶见克氏蛤动物化石，上部为灰紫色～黄绿色中厚层状砂岩夹紫色粉砂岩，顶部含大量真形蛤化石，中部含舌形贝化石。 3）飞仙关组第三段（T1f３） 厚度50.0m。主要岩性：上部为紫红色粉砂岩，粘土质粉砂岩、含大量蠕虫状方解石；下部为紫红色粉砂岩夹薄层细砂岩，含少量化石。 4）飞仙关组第四段（T1f４） 厚度70.0m，主要岩性为黄绿色（风化后为黄色）钙质细砂岩，薄～微薄层状夹条带状紫色粘土及中厚层状深灰色泥灰岩。含大量的真形蛤、光蛤化石。其中光蛤为本层特征。 （四）第四系（Q） 第四系分布较广，遍布全矿区，主要为残积、坡积、崩塌堆积等，成份为灰绿色，紫色大小不等的砂岩、粉砂岩等碎块及褐色耕植土、亚粘土、泥沙等。分布虽然广泛，但厚度不大，一般1～3m。 二）地质构造 矿区主体构造形态与井田总体构造形态一致，展布方向北东40°，为一向北西倾斜的单斜构造，地层倾角6～12°，平均倾角8°，属缓倾斜（近水平）岩层。地层略有起伏，次一级褶皱滑坡体规模很小，断层较发育。 （一）断层 矿区内共有大小断层7条，展布方向北东-南西和北西-南东两组，分别为F1、F1-1、F6、F7、F25、F26、F27，均为正断层。断距较大的断层为F1、F27，其余断距都比较小。各断层位置、产状、规模分述如下： F1、F1-1断层；位于矿区东南边界，也是8井田与9井田的自然边界。展布方向北东，倾向南东，倾角F1断层14～41°，F1-1断层46～64°，走向延伸长度F1断层大于2000m，F1-1断层1200m，断距F1断层200m，F1-1断层8～26m，均为正断层。 F6断层；出露于矿区中部，展布方向北东，倾向北西，倾角90°，延伸长度1600m，断距小于10m。 F7断层；出露于矿区中东部，展布方向近于东西向，倾向北，倾角55～72°，走向延伸长度190m，断距小于10m。 F25断层；出露于矿区西南边部，展布方向北西，倾向南西，倾角不明，走向延伸长度大于400m，断距小于10m。 F26断层；出露于矿区西南边缘，展布方向北西，倾向南西，倾角68°，走向延伸长度大于800m，断距小于20m。 F27断层；出露于矿区东部边缘，展布方向北西，倾向南西，倾角60～73°，走向延伸长度大于2000m，断距30～72m，一般30m。 （二）褶皱 矿区为一向北西倾斜的单斜构造，褶皱构造不发育，仅局部地层略有起伏，次一级褶皱规模亦很小。 （三）滑坡（HP） 矿区范围内及周边有HP1、HP2两个滑坡体，均属古滑坡，现处于相对稳定状态。HP1滑坡靠近矿区东南部边缘，位于合宏煤矿矿区范围内，HP2滑坡分布于本矿区东南部边缘，对矿区的开采影响不大。 HP1号滑坡；为一深层滑坡，面积635000m2，矿区内面积28875m2，最大深度87.32m，基底地层为龙潭组第二段和第三段，滑坡体地层为飞仙关组T1f1—T1f2，岩性为紫红色泥岩，灰紫色细砂岩、粘土、煤等，岩层层次、产状清楚。 HP2号滑坡；为一浅层滑坡，面积55750m2，最大深度18.07m，基底地层为P2l3，滑体地层为P2l3-T1k，岩性由黄绿色粉砂岩、灰绿色砂岩、粘土等组成。 （四）矿区构造类型 矿区及周边虽然有多条断层出现，但对矿区而言，除F27断层在矿区范围内，其它断层均在矿区范围外，矿区构造对区内煤层开采影响较小。 矿区构造复杂程度属简单偏中等类型。 3）水文地质 核实区位于恩洪矿区九井田西南角，属恩洪矿区九井田的一部分。根据《恩洪矿区九井田精查储量报告》资料，矿区水文地质成果资料丰富，恩洪矿区共勘探10多个井田（包括九井田在内），不同层位的抽水资料近百层，同时也收集了很多生产矿井的实际涌水量资料，都 证明 住所证明下载场所使用证明下载诊断证明下载住所证明下载爱问住所证明下载爱问 除风化带含水较强外，正常地层含水均很弱，且往深部更弱，水文地质条件简单。本矿区与所勘探井田相比较，其水文地质条件大同小异，基本相同。 1、矿区地形地貌，水文，气象特征 1）矿区地形地貌 矿区位于次级地表分水岭东侧，区内总体地貌为—走向北东，坡向向东倾斜的单斜坡地形，地形北西高南东低，最高点位于矿区西部边缘的山峰，海拔标高2300m，最低点为矿区东部边缘的LK162孔，海拔标高1912m，相对高差388m，地形切割较强，有利于地表水及地下水排泄。糯木小河位于矿区东北部外围，汇集了8、9井田冲沟水，流量较大，一般干季流量0.1m3/s：一般雨季流量0.4～1.0m3/s；河床面海拨标高1816m。为当地最低侵蚀基准面。区内无大的河流，仅有一些季节性的溪流，溪流量受降雨限制，具有山区河流的特征。详见图3-2-1。 矿区所处九井田确定最低侵蚀基准面标高1816m，高于矿区核实资源量最低标高136m（1680m），本次资源储量核实的各煤层一部分埋藏于矿区最低侵蚀基准面之下。 2）矿区气候特征 区内具有典型的云贵高原气候特点，属亚热带高原季风气候区，气候温和多雨，昼夜温差不大，冬季寒冷。春、夏、秋不明显，“一雨成冬”。 年一般气温15～18℃，平均气温13.8℃，最热月为7月，最高气温34.9℃，每年11月至次年2月为冬季寒冷期，在此期间，常因寒流的侵袭，出现霜雪和冰冻，最低气温-8℃。雨量充沛，年降雨量88.74～1567.9mm平均降雨量为1093.7mm，降雨量多集中在5～9月，占年降雨量的80～90%，七、八月间常有暴雨出现，最大一日降雨量149.00 mm，月最大降雨量463.3mm，最长连续降雨25d，降雨量159.4mm。雾、风较大，尤以11月到来年4月更为显著，风向多为西南劲风为主，雨季为东南风，冬季为以北风为主。3～4月为风季（即干季），一般风速2.7～4.4m/s，年平均风速3m/s，年最大风速24m/s。年蒸发量1676.8～2287.6mm。平均空气相对湿度75%，年平均气压814.5 mb。 2、矿区含（隔）水层 根据矿区出露地层岩性组合特征，参照《云南省恩洪煤矿区总体地质报告》和《滇东煤田恩洪矿区9井田精查储量报告》的划分 原则 组织架构调整原则组织架构设计原则组织架构设置原则财政预算编制原则问卷调查设计原则 ，将矿区内地层划分为5个含、隔水带。 1）峨嵋山玄武岩极弱裂隙含水带（P2β）： 厚250m，单位涌水量q值一般均小于0.0031l/s·m，顶部有一层铝土质粘土岩隔水层阻隔，该层一般作为隔水层或极弱含水层处理，对矿井充水影响不大。 2）龙潭组含、隔水带（P2l） 龙潭组底部厚8—6m，裂隙不发育，隔水性良好。龙潭组下段为C24煤层顶板至C16煤层底板，厚74m，由数个含水层与隔水层相间组成，是极弱裂隙含水带是主要含水带之一。含水虽较微弱，对未来矿井充水有直接影响。中段底部C14—C16厚11.2—18.2m，地表无泉水出露，层位稳定，隔水性良好。中、上段弱隙含水带为C14煤层顶板至C3煤层底板，含水层厚45.91—90.51m，一般50m以上裂隙发育，含水性较好，50m以下裂隙逐渐趋于闭合，富水性显著变弱，此带富水性较弱，但处于煤层开采主要地带，对矿井充水有直接影响。顶部厚2—23m，裂隙不发育，为一良好的隔水层。9井田精查时充分利用恩洪矿区已勘探其他井田水文地质资料，因此9井田精查仅作了一般水文地质工作，未作抽水试验。9井田北侧10井田勘探时，龙潭组（P2l）混合抽水试验，钻孔单位涌水量q为0.0075～0.0077 l/s.m，本区龙潭组（P2l）地层中无明显的含、隔水带，钻孔单位涌水量均远小于0.1l/s.m2～3个数量级，已达隔水层界限，实际矿山开采矿井涌水量都很小，基本上可列入极弱含水层～相对隔水层的范畴。 3）卡以头组裂隙含水带（T1k1） 厚90m，裂隙率0.213—2.77%，泉水干季流量0.001—0.0803l/s，雨季流量0.01—3.058l/s，单位涌水量为0.0031—0.018l/s·m，该带将在煤系顶板产生塌陷裂隙时渗入矿井，对矿井充水有一定的影响。 4）飞仙关组（含）隔水带（T1f） 飞仙关组第一段（T1f1），厚40—75m，裂隙不发育，能起隔水作用。飞仙关组第二、三段（T1f2-3），厚210m，含裂隙水，距煤系顶部垂深188m，又有隔水层隔离，对矿井充水无直接影响。 3、构造带水文地质特征 矿区内断层不发育，主要发育有几条边界断层，如F1、F1-1、F26、F27等，主要由北东和北西向两组正断层组成，其总体特征，在相同的补、排泄条件下，断层破碎带富水性的强弱与岩性、胶结物质、胶结程度是密切相关的，矿区岩性不坚硬，多为泥质、粘土质胶结，粒度细、性软粉砂岩为主。坑道中观察的和简易水文孔的断层情况，其断层的富水性规律有下列几点： 1）断层带中断层泥、角砾岩挤压紧密不垮塌，一般呈干燥至浸水状态，属不含水或微弱含水。 2）断层上、下盘也是干燥至滴水状态，因岩性不同而富水性也有所不同，属粉砂岩～粘土岩者为干燥至潮湿状态，为不含水或微弱含水；属细砂岩者含水性略强，其强弱程度与它接触的含水层富水性相似。 3）钻孔中取出的断层带岩性较破碎，冲洗液（泥浆）消耗量和起下钻水位无异常变化。 4）地表断层泉也不大，和正常地层泉水流量相似，平均干、雨季流量分别为0.0238～0.351l/s。 4、第四系及滑坡含水特征 1）第四系 第四系分布广泛，分别在煤系、飞仙关组第一段及第三段等地层台阶缓坡地段，多为残积和坡积物，一般厚1～3m，有泉水出露，泉水干、雨季平均流量，分别为0.0182-0.0538l/s、0.0596-0.657l/s、0.0553-0.372l/s，但因厚度小，对矿床充水意义。 2）滑坡（HP） 出露于矿区东南部边缘，分别为HP1、HP2两个滑坡体，均属古滑坡，现处于稳定状态。 HP1号滑坡:面积635000m2，矿区内面积28875m2，最大深度87.32m，基底地层为的龙潭组第二段和第三段，滑坡体内地层为飞仙关组第一段地层，分布在76线、77线、78线、903线，共施工5个钻孔揭控，除76线1号孔外，其余钻孔严重漏水，在77线的4号孔中，对滑坡进行了抽水试验，抽水试验结果，钻孔中涌水量大，单位涌水量大于1.14l/s.m，对开采其下部煤层影响较大。 HP2号滑坡:面积55750m2，最大深度18.07m，基底为龙潭组第三段地层，滑坡体地层为龙潭组第三段和卡以头组，岩层裂隙发育破碎，钻探时严重漏水，但滑坡位置高，且被沟谷切穿，故对矿床充水影响不大。 5、地下水的补给、迳流、排泄条件 矿区属构造剥蚀地形地貌，北东向展布的地表冲沟较发育，相对切割强烈，有利于排泄大气降水和浅部地下水。地表水主要是冲沟水，均发源于本矿区，汇水面积有限，流量不大，多为季节性小溪，旱季干枯，雨季排泄地表水，无大的河流。地下水的补给主要靠大气降水补给。 第四节  煤层介绍 1  ）煤 层 （一）含煤地层 本区含煤地层为上二叠系龙潭组（P2l），含煤地层厚度220～269m，一般为240m，共含煤47～71层，煤层总厚32～43m，含煤系数12～17%，平均为15%。煤层编号自上而下为1～24，其中C19、C21、C22煤层，分别为两个独立分层，其编号C19-1、C19-2、C21-1、C21-2、C22-1、C22-2。共计编号煤层29层，尚有部份分岔煤层和透镜状煤层则未予以编号。含煤地层共分三个含煤段，现分敍如下： 1、第一段（P2l1） 地层厚66.00～110.80m，平均厚度80.00m，含可采煤7层（C18、C19-1、C19-2、C21-2、C22-2、C23、C24），煤层总厚度8.81m，平均含可采煤层系数11.01%。其中C19-2、C21-2、C22-2、C23、C24为高硫煤层。 2、第二段（P2l2） 地层总厚76.00～108.00m，平均厚度90.00m，含可采煤8层（C7、C8、C9、C11、C13-2、C14、C15、C16），煤层总厚度10.60m，平均含可采煤层系数11.78%。 3、第三段（P2l3） 地层总厚61.00～81.00m，地层平均厚度74.00m。以C7煤下部灰色薄层状菱铁岩作为底界分层标志，段内无可采煤层。 （二）可采煤层 就井田而言，参与资源储量计算的煤层共15层，自上而下为C7、C8、C9、C11、C13、C14、C15、C16、C18、C19-1、C19-2、C21-2、C22-2、C23、C24煤层。煤层平均总厚19.41m，含可采煤层系数7.95%。就矿区而言， C18煤层在矿区内不可采。矿区储量核实煤层为15层。现将各煤层特征分述如下： 1、C7煤层 位于龙潭组第二段（P2l2）顶部，煤层厚度0.40～1.12m，平均厚度0.78m。结构简单，含夹矸0～1层。属大部可采较稳定型煤层。煤层顶底板为薄层状页岩及泥质粉砂岩。 2、C8煤层 位于龙潭组第二段（P2l2）上部，距离C7煤层底板垂距13.20m，煤层厚度0.36～2.10m，平均厚度1.27m。结构简单，含夹矸0～2层。属大部可采稳定型煤层。煤层顶底板为薄层状页岩及泥质粉砂岩。 3、C9煤层 位于龙潭组二段（P2l2）中上部，距C8煤层底板垂距17.40m，煤层厚度1.74～4.83m，平均厚3.06m。结构简单，一般含夹矸0～1层。属全区可采稳定型煤层。煤层顶底板有5cm厚的薄层页岩及泥质粉砂岩。 4、C11煤层 位于龙潭组二段（P2l2）中下部，距C9煤层底板约20.60m。煤层层位较稳定，厚度0.10～1.93m，平均厚1.08m。结构简单，含夹矸0～3层。属大部可采较稳定型煤层。煤层顶底板为含粉砂质泥岩。 5、C13-2煤层 位于龙潭组第二段（P2l2）中下部，距C11煤层底板约5.70m，煤层层位较稳定。厚度0.05～0.99m，平均厚度0.64m。结构简单，一般含夹矸1层。属局部可采不稳定型煤层。 6、C14煤层 位于龙潭组第二段（P2l2）中下部，距C13-2煤层底板约8.15m，厚度0.18～1.00m，平均厚度0.56m。结构简单，含夹矸0～2层。属局部可采不稳定型煤层。煤层顶底板为含泥质粉砂岩。 7、C15煤层 位于龙潭组第二段（P2l2）下部，距C13-2煤层底板约12.12m（距C14煤底3.97m，C14煤距C13-2底板约8.15m），层位较稳定。厚度0.1.06～3.14m，平均厚度1.88m。结构简单，含夹矸0～2层。属全区可采较稳定型煤层。煤层顶底板为含泥质粉砂岩。 8、C16煤层 位于龙潭组（P2l2）第二段底部。距C15煤层底板6.83m，煤层层位稳定。厚度1.18～1.65m，平均厚度1.33m。结构简单，一般含夹矸0～1层。属全区可采稳定型煤层，煤层顶底板为含泥质粉砂岩。 9、C18煤层 位于龙潭组第一段（P2l1）上部，距C16煤底板18.60m，煤层层位不稳定。厚度0.05～1.97m，平均厚度0.77m。结构简单，含夹矸0～2层。属局部可采不稳定型煤层。顶板为含粉砂质泥岩，底板为含泥粉砂岩。 10、C19-1煤层 位于龙潭组第一段（P2l1）上部，距C18煤层底板约4.47m，煤层层位不稳定。煤层厚度0.22～1.98m，平均厚度1.09m；煤层结构简单－复杂，一般含夹矸0～5层。为大部可采较稳定型煤层，煤层的顶底板为含泥质粉砂岩。 11、C19-2煤层 位于龙潭组第一段（P2l1）上部，距C19-1煤层底板约2.33m，煤层层位不稳定。C19-2煤层厚度0.37～1.85m，平均厚度0.94m。煤层结构简单－复杂，一般含夹矸0～5层。为局部可采不稳定型煤层。煤层的顶底板为含泥质粉砂岩。 12、C21-2煤层 位于龙潭组第一段（P2l1）中部，距C19-2煤底板15.30m，煤层层位不稳定，厚度0.51～1.40m，平均厚度0.87m。结构复杂，最多时含夹矸7层。属局部可采不稳定型煤层，顶底板为薄层状含粉砂质炭质泥岩。 13、C22-2煤层 位于龙潭组第一段（P2l1）中部偏下，距C21-2煤层底板约11.70m，煤层不稳定。厚度:0.65～3.49m，平均厚度1.93m。结构较简单，一般含夹矸1～3层。属大部可采较稳型煤层。顶底板为薄层状含粉砂质炭质泥岩。 14、C23煤层 位于龙潭组第一段（P2l1）下部，距C22煤层底板约5.23m，煤层不稳定。厚度0.62～8.90m，平均厚度2.19m。结构复杂，含夹矸2～6层。属局部可采不稳定型煤层。顶底板为薄层状含粉砂质泥岩。 15、C24煤层 位于龙潭组第一段（P2l1）下部，距C23煤层底板3.64m，煤层不稳定。厚度0.56～1.66m，平均厚度1.02m。结构较简单，一般含夹矸0～3层。属局部可采不稳定型煤层。顶底板为薄层状含粉砂质泥岩。 二）煤层特征及煤层对比 矿区内含可采煤层15层，根据煤层稳定程度可分为以下三类： 1）稳定型煤层：C8、C9、C16三层； 2）较稳定型煤层：C7、C11、C15 、C19-1、C22-2五层； 3）不稳定型煤层：C13-2、 C14、C18、C19-2、C21-2、C23、C24七层。 4）煤层平均厚度除C9、C15、C16、C22-2、C23等5个煤层为中厚煤层（1.30～3.50m）外，其它煤层均为薄煤层（0.50～1.30m）。 总体上，区内核实了C7、C8、C9、C11、C13、C14、C15、C16、C18、C19-1、C19-2、C22-1、C22-2、C23、C24等15个煤层，其中：C19-2、C22-1、C22-2、C23、C24等5个煤层为高硫煤层，暂不开采利用，C18煤层资源/储量为零，目前C7、C8、C9、C11、C13、C14、C15、C16、C19-1等9个煤层为区内主要可采煤层，多为薄～中厚煤层，煤层总厚11.69m，煤层间距3.97～23.07m，为近距离煤层群，煤层倾角10°左右，为缓倾斜煤层。 详见：矿区主要可采煤层特征表（表1—3—1） 表1—3—1    矿区主要可采煤层特征表 煤层号 矿区煤厚 （m） 夹矸 层数 煤层间距（m） 煤层 结构 稳定性 可采性 两极值 平均值 两极值 一般值 两极值 平均值 C7 0.40～1.12 0.78（10）   简单 较稳定 大部分可采 5.40～30.00 13.20 C8 0.36～2.10 1.27（9） 简单 稳定 大部分可采 8.50～24.50 17.40 C9 1.74～4.83 3.06（10） 简单 稳定 全区可采 9.70～48.50 20.60 C11 0.10～1.93 1.08（11） 简单 较稳定 大部分可采 1.80～10.60 5.70 C13-2 0.05～0.99 0.64（9） 简单 不稳定 局部可采 1.70～15.40 8.15 C14 0.18～1.00 0.56（12） 简单 不稳定 局部可采 1.00～12.80 3.97 C15 1.06～3.14 1.88（12） 简单 较稳定 全区可采 2.30～11.00 6.83 C16 1.18～1.65 1.33（9） 简单 稳定 全区可采 11.50～30.20 18.60 C18 0.05～1.97 0.77（9） 简单 不稳定 局部可采 1～15.50 4.47 C19-1 0.22～1.98 1.09（12） 较简单 较稳定 大部分可采 0.30～5.90 2.33 C19-2 0.37～1.85 0.94（10） 较简单 不稳定 局部可采 2.60～25.00 15.30 C21-2 0.51～1.40 0.87（12） 复杂 不稳定 局部可采 4.10～24.50 11.70 C22-2 0.65～3.49 1.93（12） 较简单 较稳定 大部分可采 1.70～12.50 5.23 C23 0.62～8.90 2.19（11） 复杂 不稳定 局部可采 1.00～6.50 3.64 C24 0.56～1.66 1.02（10） 较简单 不稳定 局部可采               三）煤 质 （一）煤的物理性质和宏观煤岩特征 1、煤的物理性质 区内各煤层煤的颜色为黑色，条痕深黑色；沥青、油脂光泽。 2、煤的结构构造 矿区各煤呈细条带状结构，块状、层状构造，断口为棱角状、贝壳状及不规则状。 3、宏观煤岩类型 区内各煤以半亮型煤为主，少数为亮型及半暗型煤。 （二）煤的化学性质 1、有益组分 （1）挥发分（Vdaf）及胶质层（Y）：各煤层洗煤挥发分介于18～24%之间，洗煤挥发分比原煤挥发分稍偏低，其差值甚小，C7～C16煤层差值1%左右，C18～C24煤层差值略大，介于1.7～3.6%之间。胶质层变化为13-19mm。挥发分和胶质层在垂直方向上从上至下逐渐降低至C23煤层又回升，两极指数从上至下变化很小，致使各煤层工业牌号变化不大，概属主焦煤，仅C19-1、C19-2、C21-2、C22-2等四层煤，局部出现瘦煤区，每层煤亦可见个别的肥煤点；C9～C24煤层中，每层均有1～3个气煤牌号点。 各煤层牌号在面上的变化规律，仅C19-1～C22煤层较明显偏瘦。 （2）元素分析：分析结果表明，各煤层的元素组成稳定。 碳（Cr）：变化范围介于86～89%之间。 氢（Hr）：变化范围介于4.6～5.4%之间。 氧（Or）：变化范围介于2.4～6.7%这间。 氮（Nr）：变化范围介于1.2～1.66%之间。 2、有害组分： （1）水分（Mt）：除极个别点外，均在1%以下。 （2）灰分（Ad）：从上至下，两端高，中间低，对储量计算煤层而言，炼焦用煤C9煤层灰分最低，原煤灰分平均为13.90%，洗煤灰分为6.7%，炼焦用煤C7、C8、C15、C16煤层原煤灰分为20.75～27.13%，洗煤灰分为7.77～10.63%；其他动力用煤原煤灰分为24.22～38.70%，洗煤灰分都在12%以下。洗煤灰分比原煤灰分一般能降低12～20%。炼焦用煤的原煤平均灰分煤心煤样比煤层煤样一般偏高3%。只有7煤层最高，偏高4%。 属低灰的有：C9煤层。 属中灰的有：C7、C11、C13、C14、C15、C16、C18、C19-1、C19-2等九层煤。 属高灰的有：C21-2、C22-2、C23、 C24等四层煤。 小样精煤回收率随原煤灰分增高而降低，炼焦用煤精煤回收率平均大于36%，C8、C9煤层最高，分别为51%和53.7%，大于40%的精煤回收率点数占样品总数的42～60.6%，C8、C9煤层最高，分别为81%和95%。动力用煤精煤回收率平均为14-35%。 （3）硫分（St,d）：原煤全硫量由上往下逐渐增高，最高点可达8.40%，C7～C15各层原煤平均值为0.10～0.20%；洗后平均值仍为0.10-0.0.20%，较原煤略有增高（一般增高0.00～0.08%），洗后与洗前差别不大，属特低硫煤；C16～C18各层原煤平均值为0.70～0.61%，洗后平均值为0.25-0.43%，较原煤有明显降低（一般降低64～30%），洗后与洗前差别较大，属低硫煤； C19-1原煤平均值为2.80%；洗后平均值为0.95%，较原煤有明显降低（一般降低66.07%），洗后与洗前差别较大，属中高硫煤；C19-2～C24各层原煤平均值为3.60～8.408%；洗后平均值为1.20～2.20%，较原煤有较大的降低（一般降低67.12-77.98%），洗后与洗前差别较大，属高硫煤。低硫煤洗煤硫分比原煤偏高，可能是因硫化物硫含量很低，洗煤后有机硫相对提高的结果。中高硫、高硫煤洗煤矿分比原煤降低2～3倍。硫相分析结果表明。以硫化物硫为主，占全硫量的64～81%，有机硫居第二位，占18～40%。硫化物硫、有机硫、硫酸盐硫三者与全硫有同样升降的关系。 （4）磷（Pd）：矿区内主要煤层系统地进行采样化验工作，炼焦用煤每层煤8～16个点，动力用煤3～7个点，化验结果表明，煤层含磷量约微偏高，最高达0.056%，各层的平均值为0.009～0.025%， C15、C16煤层含磷最高。C9煤层为0.015～0.056%，大于0.03%者占样品总数的50%（最大允许含量为0.02～0.03%）；C15煤层为0.015～0.038%，大于0.02%者占55%；C16煤层为0.006～0.053%，大于0.02%者占25%，其余煤层除个别点外均小于0.02%。大部分为低磷煤。 （三）煤的工艺性能 1、可选性能 五件大样和一件小筛分样与小样工业用途是吻合的。 在综合分析的基础上，采用类比法确定其他煤层的工业用途，依 据充分，结论如下： 炼焦用煤有：C7、C8、C9、C15、C16等5层。 动力用煤有：C11、C13、C14、C18、C19-1、C19-2、C21-2、C22-2、C23、C24等10层。 C11、C13煤层属过渡型煤层，因灰分高，精煤回收率低，煤质变 化大，仅能作动力用煤。 C16煤层，煤质变化较大。 对可选性及精煤回收率而言，用1.4比重液C9煤层属易选煤，C8、C16属很难选煤。 2、燃烧性能 （1）发热量（Qgr,ad）:炼焦用煤变化范围介于26.73-31 MJ/Kg之间，动力用煤介于24.49-27.81MJ/Kg，发热量与灰分成反比关系。 （2）灰分成分与灰熔点：各煤层的灰分成分中，以SiO2和Al2O3为主。炼焦用煤SiO2占59-69%，Al2O3占10-24%；动力用煤SiO2占44-75%，Al2O3占16-21%。Fe2O3、CaO、MgO、SO3的总量占17-37%，皆属酸性。 SiO2在C18煤层以上较高，其下变低，Fe2O3、SO3在C18煤层以上较低，往下变高。 灰熔点（T2）：缺C21-1、C22-2资料，C7、C8、C9、C15、C19-2、C23、C24煤层变化介于1360度-1425度之间，属难熔级灰分，C11、C13、C14、C16、C18、C19-1煤层变化介于1460度-＞1500度属耐火级灰分。 （四）煤类 C7煤层属中灰、高热值、中等挥发份、特低硫、低磷煤。 C8煤层属中灰、高热值、中等挥发份、特低硫、低磷煤。 C9煤层属低灰、高热值、中等挥发份、特低硫、低磷煤。 C11煤层属中灰、高热值、中等挥发份、特低硫、低磷煤。 C13-2煤层属中灰、中热值、中等挥发份、特低硫、低磷煤。 C14煤层属中灰、高热值、中等挥发份、特低硫、低磷煤。 C15煤层属中灰、高热值、中等挥发份、特低硫、低磷煤。 C16煤层属中灰、高热值、中等挥发份、低硫、低磷煤。 C18煤层属中灰、高热值、中等挥发份、低硫、低磷煤。 C19-1煤层属中灰、高热值、中等挥发份、中高硫、低磷煤。 C19-2煤层属中灰、中热值、低挥发份、高硫、低磷煤。 C21-2煤层为中灰、高热值、低挥发份、高硫、低磷煤。 C22-2煤层属中灰、中热值、中等挥发份、高硫、低磷煤。 C23煤层属中灰、中热值、中等挥发份、高硫、低磷煤。 C24煤层属高灰、中热值、中等挥发份、高硫、低磷煤。 矿区内各煤层按中国煤炭分类国家标准分类指标，挥发分（Vdaf）除C19-2、C21-2煤层小于20%外，其它煤层均20～28%之间，胶质层（Y）均小于25mm，煤类均为焦煤大类，牌号JM。 （五）工业用途初步评价 矿区内C 7、C8、C9、C15、C16煤层煤类为焦煤，可作为炼焦用煤；C11、C13、C18、C19-1煤层煤类仍为焦煤，但灰分较高、洗选不易，可作为动力用煤；C19-2、C21-2、C22-2、C23、C24煤层煤类为焦煤，但属高硫煤，经洗选后可作为动力用煤或燃煤。 详见：矿区主要可采煤层煤质特征表（表1—3—2） 表1—3—2    矿区主要可采煤层煤质特征表 煤层 类别 两极值/平均值（点数） Qgr, d (MJ/kg) 工业 用途 工业分析 结焦性 指数 有害元素 回收率 （%） Mt(%) Ad(%) Vdaf(%) X(mm) Y(mm) St,d(%) Pd(%) C7 原 0.30-0.92 0.59（36） 19.00—43.00 27.13（8） 23.00—27.00 24.88（8） 23-43.5 33（23） 19—23 20（4） 0.10-0.20 0.15（2） 0.006-0.017 0.011（10） 18-48 35.25（8） 26.65 炼焦 用煤 洗 0.30-0.95 0.67（34） 9—16 10.63（8） 22.00—25.00 23.50（8） 0.20-0.20 0.20（2） C8 原 0.43-1.09 0.67（59） 9.00—28.00 20.77（9） 23.00—27.00_ 24.22（9） 16-51 33(50) 14—23 20(6) 0.20-0.20 0.20(2) 0.006-0.022 0.013(16) 22.00-69.00 42.00(9) 29.60 炼焦 用煤 洗 0.28-1.26 0.67(58) 6.00—9.00 7.77(9) 21.00—26.00 21.00(9) 0.10-0.20 0.15(2)   C9 原 0.31-1.06 0.68（63） 11.00—17.00 13.90（10） 22.00—24.00 22.50（10） 23-42 32（50） 15—22 19（8） 0.10-0.20 0.10（2） 0.008-0.056 0.025（12） 35.00-59.00 50.10（10） 29.49 炼焦 用煤   洗 0.31-1.18 0.64（63） 6.00—9.00 6.70（10） 20.00—25.00 22.60（10） 0.10—0.20 0.10（2）   C11 原 0.35-1.01 0.66（35） 16.00—41.00 24.44（9） 21.00—25.00 22.66（9） 16-48 29（28） 8-26 19（28） 0.10—0.10 0.10（2） 0.011-0.035 0.017（8） 15.11-54.9 31.68（34） 27.02 动力 用煤   洗 0.40-0.93 0.61（34） 6.00—21.00 11.38（8） 19.00—23.00 21.50（8） 0.10—0.20 0.15（8）   C13 原 0.25-0.92 0.60（24） 20.00—43.00 28.80（5） 21.00—23.00 21.80（5） 15-31 23（14） 13-21 19（14） 0.10 0.012-0.044 0.023（4） 17.8-51.8 30.1（24） 24.55 动力 用煤   洗 0.35-0.81 0.58（24） 9.00—15.00 11.20（5） 20.00—22.00 21.20（5） 0.20   C14 原 0.36-0.89 0.59（26） 26.00—65.00 36.33（6） 21.00—34.00 24.00（6） 11.5-48.5 29（20） 7-24 19（20） 0.10 0.007-0.021 0.014（8） 16.3-54.8 35.5（26） 26.89 动力 用煤   洗 0.30-0.86 0.60（26） 8.00—15.00 11.16（6） 21.00—22.00 21.33（6） 0.20   C15 原 0.51-1.12 0.58（59） 15.00—35.00 20.75（12） 20.00—24.00 21.25（12） 14-51 30（46） 12-24 18（46） 0.20—0.20 0.20（2） 0.015-0.038 0.023（11） 24.00—57.00 38.50（12） 27.85 炼焦 用煤   洗 0.30-1.40 0.60（59） 6.00—11.00 7.91（12） 18.00—22.00 20.08（12） 0.20—0.20 0.20（2）   C16 原 0.23-1.08 0.59（66） 13.00-32.00 22.33（9） 19.00—22.00 20.66（9） 15-48 28（56） 16—19 18（7） 0.30—1.10 0.70（2） 0.006-0.053 0.017（16） 24.00—60.00 40.66（9） 27.30 炼焦 用煤   洗 0.20-1.06 0.59（65） 7.00-9.00 7.88（9） 19.00—23.00 20.00（9） 0.20—0.30 0.25（2）                           续表1—3—2    矿区主要可采煤层煤质特征表 煤层 类别 两极值/平均值（点数） Qgr, d (MJ/kg) 工业 用途 工业分析 结焦性 指数 有害元素 回收率 （%） Mt(%) Ad(%) Vdaf(%) X(mm) Y(mm) St,d(%) Pd(%) C18 原 0.28-0.85 0.54（32） 8.77-36.26 25.25（32） 16.8-23.27 20.10（32） 6-31 22（21） 11-22 18（21） 0.21-1.39 0.61（15） 0.006-0.013 0.009（7） 11.1-63.9 30.00（31） 27.81 动力 用煤 洗 0.38-0.77 0.67（32） 5.07-18.35 11.5（32） 17.73-21.64 20.08（32） 0.24-0.87 0.43（16） C19-1 原 0.29-1.08 0.62（30） 14.00—51.00 25.00（9） 17.00—21.00 20.33（9） 20-38 28（21） 10-17 14（21） 1.70—3.90 2.80（2） 0.009-0.013 0.011（6） 13-59.1 33.6（29） 27.04 动力 用煤 洗 0.30-0.95 0.54（30） 5.00—12.00 8.11（9） 16.00—20.00 18.11（9） 0.90—1.00 0.95（2） C19-2 原 0.21-1.03 0.75（21） 17.00—38.00 24.22（9） 17.00—25.00 19.33（9） 21-39 30（17） 11-21 14（17） 3.40—3.90 3.65（2） 0.009-0.015 0.013（7） 17.3-53.3 32.5（21） 24.75 动力 用煤 洗 0.33-0.77 0.57（21） 7.00—10.00 9.00（9） 17.00—19.00 17.77（9） 0.90—1.50 1.20（2） C21-2 原 0.19-0.98 0.54（43） 17.00—39.00 29.80（10） 17.00—24.00 19.80（10） 17.5-41 28（23） 11-19 14（23） 1.50—5.70 3.60（2） 0.009-0.019 0.013（3） 4.90-46.10 23.50（41） 25.67 动力 用煤 洗 0.35-0.87 0.57（42） 9.00—18.00 12.40（10） 15.00—20.00 15.60（10） 1.70—1.90 1.80（2） C22-2 原 0.25-0.89 0.54（36） 24.00—45.00 30.25（12） 20.00—23.00 21.25（12） 11-38 24（17） 8-20 14（17） 3.10-6.90 5.00（2） 0.013-0.028 0.017（6） 21.25—26.40 23.85（36） 24.64 动力 用煤 洗 0.40-0.78 0.57（36） 7.00—10.00 9.00（12） 17.00—21.00 18.80（12） 1.50—0.15 1.50（2） C23 原 0.14-0.75 0.50（32） 22.00—57.00 38.70（10） 19.00—35.00 25.20（10） 19-44 27（25） 9-20 15（25） 5.10—11.70 8.40（2） 0.011-0.025 0.015（3） 51.-51.60 22.9（32） 24.49 动力 用煤 洗 0.31-0.82 0.53（32） 6.00—22.00 10..50（10） 18.00—20.00 19.20（10） 1.50—2.20 1.85（2） C24 原 0.23-0.90 0.51（37） 19.00—67.00 35.80（5） 21.00—27.00 23.60（5） 95-33 17（23） 12-23 16（23） 4.90 0.007-0.026 0.019（5） 2.9-47.8 18（36） 25.02 动力 用煤 洗 0.31-1.72 0.58（36） 9.00—11.00 9.50（4） 18.00—21.00 19.00（4） 2.20                           第五节  建井地质及水文地质 1）井田开拓的主要原则 一、合理划分采区 根据目前的开采技术水平、生产规模、煤层赋存条件及地质构造，尽可能减少采区个数，集中布置生产。 二、矿井开拓应尽量简化巷道布置，减少岩巷，多作煤巷 矿井内可采煤层均为薄至中厚煤层，为减少岩巷工程量，节约投资，充分利用已有井巷，联合开采，优化矿井各大生产系统，推广壁式采煤法开拓开采。 三、矿井新增场地应尽量邻近主要公路，以减少矿井支线公路修筑工程量及投资。 四、井口工业场地储装系统宜充分利用地形，尽量靠近井口，以减少地面工程量和运输费用。 2）井田开拓开拓方案 1、井田概况：云发煤矿设计开采范围由8个拐点连线圈定，面积1.5717km2，开采深度1680-1995m。 2、开拓方案：矿井开拓方式为斜井开拓，由一个生产系统保证矿井设计生产能力，矿井划分为一个水平、布置为一个采区，水平标高为+1820m。 3、设计井筒数量：为3个，即主斜井、副斜井、风井。 4、投产时井筒数目：为3个，即主斜井、副斜井、风井。 5、井筒功能：主斜井装备提升绞车一台，混合提升，担负提升煤炭、矸石、下放材料、进风等任务；副斜井装备架空行人装置，担负铺设管线、行人、进风等任务；风井为专用回风井，担负矿井回风任务。 6、井筒利用情况：主斜井、副斜井、风井均为现有井筒改造利用。 7、开采顺序：由上往下逐煤层，区内采用后退式回采。 详见：矿井开拓方式及采区巷道布置平面图（KF20919－109、163－1/2） 矿井开拓方式及采区巷道布置剖面图（KF20919－109、163－2/2） 表5—2—1  井筒特征表 表5—2—1  井 筒 特 征 表 名 称 项 目 主斜井 副斜井 风 井 井口坐标 （m） 纬距X 2807317 2807300 2807117 经距Y 35422193 35422172 35422325 标高Z 1967 1968 1990 井筒方位角（°） 148 148 155 井筒倾角（°） 25 25 18 井筒长(m) 352 350 154 井筒净宽 （m） 净 宽 2.6 2.6 2.4 掘进宽 3.1 3.1 3.0 井筒断面 （m2） 净断面 6.1 6.1 5.1 掘进断面 8.5 8.5 7.6 支 护 方 式 拱 碹 拱 碹 拱 碹 材 料 料 石 料 石 料 石 厚度（mm） 300 300 300 井筒用途及装备 装备绞车 提煤、矸 下放料设备 进风 装备架空 乘人装置 进风 行人 敷设管线 回 风 井筒利用情况 原有改造利用 原有改造利用 原有改造利用           3）井筒及装备 主斜井：井口标高+1967m，井筒倾角25°，至一水平斜长352m，铺设22kg/m钢轨，600mm轨距，装备一套JTP1.6×1.0-24型绞车，混合提升，主要担负原煤、矸石、材料设备的提升与下放、进风等任务。 副斜井：井口标高+1968m，井筒倾角25°，至一水平斜长350m，装备架空人车，主要担负行人、进风、敷设管线等任务。 4）井底车场及硐室 1、车场 主斜井、副斜井至＋1820m水平均布置甩车场，落平后，主斜井设井底车场与水平运输石门，构成井底车场行车线路，存车线长度60m，另外，设错车场40m，与存车场联合布置，井底车场支护方式采用砌碹支护。 2、硐室 在主、副斜井井底车场布置打点硐室等，打点硐室避开车行方向。 3、泵房 水泵房布置在井底副斜井一侧，泵房长度为30m，设三个通道:二个通道通向水平运输石门,泵房及通道的地面应高出与井底平巷连接处底板0.5m,内设易于关闭既能防水又能防火的密闭门；另一通道由管子道通向副斜井井筒,管子道与井筒连接处应高于泵房地面7m以上。 4、水仓 井下涌水设主排水系统从副斜井排出地面，矿井正常涌水量45m3/h、最大涌水量80m3/h，在+1820m水平运输石门副斜井一侧设主、副水仓，两水仓由同一入口进水，水仓入口设清仓绞车硐室，通过清理斜巷与水仓相连，内铺15Kg/m钢轨，供清理用，另一端通过配水巷与吸水井泵房相通，泵房、水仓、通道均采用料石砌碹，设计水仓净断面为4.5m2。 水仓有效容积按8h正常涌水量计算： 容    量：Q=45×8=360（m3） 有效长度：L=360÷4.5=80（m） 设计主水仓50m，副水仓60m，水仓总长度110m,容量为110×4.5=495（m3）,按有效容积80％计算,有效容量396m3，大于8h矿井正常涌水量，符合要求。 5、候车室 在副斜井井底侧边设一人车等候室，长度为15m。上部通道为平巷，通至副斜井；下部通道也为平巷，通至+1820m井底车场。等候室为平巷，净断面4.5m2，底板高于井底车场0.5m。 6、消防材料库 在井底车场附近的运输石门一侧设一消防材料库，长度为20m。轨道入口通道通至水平运输石门，另一通道通至井底车场。消防材料库净断面7.6 m2，硐室底板与集中运输石门底板标高一致。 三、水平运输石门、大巷及运输设备 水平运输石门及采区运输石门铺设22kg/m钢轨，木轨枕，轨距600mm，采用CDXT—2.5型蓄电机车牵引运输。工作面回风巷铺设15kg/m钢轨。采煤工作面及其运输巷铺设SGB—420/22可弯曲刮板运输机运输，其它运输巷采用人力运输。矿车选用KFU0.75—6型翻斗式矿车，按排列法计算，达到设计日产量时井上、下共需120辆矿车，其中20辆备用。材料车按矿车总数的10%配备共计12辆，平板车按矿车总数的3%配备共计4辆。 5）采区布置 根据矿井开拓方式和开采顺序，根据矿井煤层赋存情况，采区巷道布置按倾斜采煤法布置，水平运输石门对外与主、副井筒相连，对内与煤层运输大巷相连，运输大巷通过联络斜巷、联络斜巷、溜煤小眼与工作面运输巷相连，形成采区运输系统。回风大巷对外通过总回风巷与采区风井相连，对内通过联络斜巷与工作面回风巷相连，形成采区回风系统。采区巷道分煤层布置，回采巷道按照倾斜长壁采煤方法布置，每一个工作面均按三条巷道布置，二条回风巷、一条运输巷，同时布置开切眼，构成采区生产系统后便可回采。 （详见矿井开拓方式及采区布置平面图KF20919—109、163－1/2）。 6）采煤方法及回采工艺的选择 1、采煤方法选择 本矿井可采煤层均为薄至中厚煤层，煤层倾角7-12°,根据煤层赋存情况，设计考虑采用倾斜长壁采煤法，顶板管理采用全部垮落法。 2、回采工艺 根据煤层赋存情况，开采技术条件较好，矿井生产规模等，采用炮采工艺开采较为适宜，炮采工艺虽然开采相对较落后，但其适应性较强，在本地具有普遍性，炮采工作面管理经验较为丰富。因此本方案推荐采用炮采回采工艺，工作面打眼放炮落煤，根据煤层厚度选用DWX12—300/100悬浮式单体液压支柱，配合HDJA-1000型铰接顶梁支护顶板，排距1.0m，柱距0.8m。采用全部陷落法管理顶板，控顶方式为三、五控顶，最小控顶距3.2m，最大控顶距5.2m，采用“两采一准”，放顶步距2.0m。采煤工作面、机运巷均选用SGB—420/22型可弯曲刮板运输机运煤。 回采工艺：煤风钻打眼→放炮落煤→人工攉煤→单体液压支柱配铰接顶梁支护→刮板运输机运输。 7）工作面生产能力 本设计在+1820m水平以上，C7煤层布置一个对拉采煤工作面投产保证矿井设计生产能力，投产工作面为1701工作面，接替工作面为1702工作面。 投产工作面长2×80m，平均采高为0.96m，工作面年推进度为627m/a，则回采工作面生产能力为： A采=∑LlmrC=160×627×0.96×1.45×0.97=13.57万t/a 式中：A采——回采工作面产量，万t/a； L——回采工作面长度，160m； l——工作面年推进度，627m； m——煤层厚度，m； r——煤层的容量，1.45t/m3； C——工作回采率，0.97。 掘进出煤量A掘＝A采×10%＝13.57×10%＝1.46万t/a 总煤量A采掘=A采＋A掘＝13.57＋1.46＝15.03万t/a 由以上计算可以看出，移交投产时在C7煤层(薄煤层)布置一个对拉工作面生产，加部分掘进煤量可确保矿井15万t/a的设计生产能力。 8）采区生产系统 1、运煤系统 采煤工作面—→工作面机运巷—→溜煤眼—→运输大巷 (C8煤层)—→水平运输石门—→主斜井井底车场—→主斜井—→地面。 2、运矸系统 掘进迎头的矸石—→回风大巷(C7煤层)—→水平运输石门—→主斜井井底车场—→主斜井—→地面排至矸石山。 3、运料系统 各种材料或设备经主斜井下放至井底车场，经水平运输石门，回风大巷(C7煤层)或运输大巷 (C8煤层)材料斜巷，工作面顺槽再运送至用料地点。 4、通风系统 进风采用主、副斜井并联进风，新鲜风流经主斜井、副斜井至水平运输石门，运输大巷(C8煤层)然后经过分风进入各工作场地，通风路经如下： 新鲜风—→主、副斜井—→井底车场—→水平运输石门—→运输大巷 (C8煤层)—→进风斜巷—→运输顺槽—→工作面—→乏风由回风顺槽—→回风大巷(C7煤层)—→总回风巷—→风井排出地面。 通风设施：为保证各采掘工作面、硐室有足够的风量及风压平衡，在井下巷道各适当地点应加设门风，调节风门等通风设施。矿井主扇设有反风装置，在井下发生灾害时，可进行全矿井反风。 5、排水系统 井下各采区涌水由各工作面顺槽，材料斜巷，经运输大巷，水平运输石门汇入副斜井井底水仓，由排水泵经副斜井排出地面。 9）矿井投产和达到建设规模时采区数目、工作面数目和回采率 矿井投产和达到建设规模的采区数目为一个，以一个对拉炮采工作面生产煤量加掘进煤量保证矿井设计生产能力。 根据《煤炭工业小型矿井设计规范》（GB50399-2006）要求，矿井开采煤层均为薄至中厚煤层，采区回采率：薄煤层85%，中厚煤层80%；工作面回采率：薄煤层97%，中厚煤层95%。 10）矿井达产时的井巷工程量估算 矿井建成投产时，井巷工程量估算为5221m，按煤岩类别分：岩巷为1621m，煤巷为160m，半煤巷为3440m。万吨掘进率为348m。预计建设工期12个月。为保证矿井采掘关系协调，煤矿移交生产后根据工作推进度，各采区配备2个掘进工作面。 详见：表5—3—1  井巷工程量表 表5—3—1  井巷工程量表 序 号 巷 道 名 称 技术特征 断面（m2） 单 位 工 程 量 净 掘 煤巷 岩巷 半煤 合计 1 主斜井 拱 碹 6.1 8.5 m   352   352 2 副斜井 拱 碹 6.1 8.5 m   350   350 3 风 井 拱 碹 5.4 8.1 m   154   154 4 井底车场 拱 碹 9.9 13.8 m   100   100 5 水 仓 拱 碹 6.0 4.5 m   110   110 6 泵房及中央变电所 拱 碹 9.4 13.45 m   30   30 7 管子道 拱 碹 2.2 3.6 m   35   35 8 消防材料库 拱 碹 6.8 9.7 m   20   20 9 水平运输石门 拱 碹 6.8 9.7 m   380   380 10 运输大巷 拱 碹 6.8 9.7 m     500 500 11 回风大巷 拱 碹 5.4 8.1 m     560 560 12 1701回风巷1,2 金属支架 4.8 6.9 m     1120 1120 13 1701切眼 单体支柱 4.0 6.2 m 160     160 14 1701运输巷 金属支架 4.8 6.9 m     560 560 15 材料、进风等联络巷 金属支架 4.8 6.9 m   50   50 16 溜煤眼 拱 碹 4.5 7.0 m   20   20 17 总回风巷 拱 碹 5.4 8.1 m     700 700 18 引风道 拱 碹 3.2 5.1 m   20   20   合 计       m 160 1621 3440 5221                     第六节  储量计算 第一  资源储量核实范围及核实的总原则 一、资源储量核实范围 本次资源储量核实范围，是根据云发煤矿提供的采矿 许可 商标使用许可商标使用许可商标使用许可商标使用许可商标使用许可 证矿区范围进行，矿范围由8个拐点坐标构成，面积1.5717平方公里，标高范围1680-1995m。参加区内资源储量估算的煤层编号为：C7、C8、C9、C11、C13-2、C14、C15、C16、C18、C19-1 、C19-2、C21-2、C22-2、C23、 C24共15层煤层。 需要说明的是；矿区范围南部边缘局部跨越超出井田范围，由于跨越范围面积小而零散，且不规则，不便进行其估算，所以，本次资源储量核实范围南部边界核至9井田的边界(与之相邻的7-2井田与9井田边界相距约200m)。 二、资源储量核实总原则 资源储量核实的总原则，是依据云南省地质局第六地质队1974年12月提交的《滇东煤田恩洪矿区9井田精查储量报告》资料及云发煤矿的实际开采情况，按照现行煤、泥炭地质勘探规范和国土资源部国土资发[2007]26号文关于《固体矿资源储量核实报告编写规定》的要求进行。 第二  资源储量核实依据及方法 资源储量核实依据方法，原则上均采用9井田精查储量报告的一切成果资料，参照《煤、泥炭地质勘查规范》（DZ/T0215—2002）附录E表.2煤炭资源估算指标，采用 参数 转速和进给参数表a氧化沟运行参数高温蒸汽处理医疗废物pid参数自整定算法口腔医院集中消毒供应 及方法如下： 一、工业指标 原《滇东煤田恩洪矿区9井田精查储量报告》确定工业指标具体详见表5-2-1。 资源储量计算工业指标 表5-2-1 工业 用途 储量 类别 最低可采厚度（m） 最高绝对 干燥灰分（%） 工业用途评价指标 炼焦用煤 表内 0.60 40 -1.4或-1.5比重级理论精煤回收率大于40%，精煤理论灰分不大于12%。 表外 0.50 40-50 动力用煤 表内 0.70 40 不符合上述条件 表外 0.60 40-50           矿区占用原报告资源储量采用原工业指标、参数、方法进行分割。 本次核实确定资源储量估算工业指标按《煤、泥炭地质勘查规范》（DZ/T0215—2002）附录E表.2煤炭资源估算指标执行，即表5-2-2 资源储量估算工业指标 表5-2-2 工业 用途 倾角 煤层 厚度 （m） 最高 灰分 Ad（%） 最高 硫分 St,d（%） 工业用途评价指标 炼焦 用煤 ＜25○ ≥0.70 40 3 -1.4或-1.5比重级理论精煤回收率大于40%，精煤理论灰分不大于12%。 动力 用煤 ≥0.70 40 3 不符合上述条件             依据煤、泥炭地质勘查规范的工业指标，最高硫分不大于3%的要求，矿区内能参加资源储量估算的煤层只有C7、C8、C9、C11、C13-2、C14、C15、C16、C18、C19-1等十个煤层符合工业指标要求，其中C16、C18煤层含硫量略高（原煤平均含硫量为0.70-0.61%，属低硫煤），19-1煤层较高外（原煤平均含硫量为2.80%，属中高硫煤），其余煤层原煤平均含硫量为0.15%左右，为特低硫煤。矿区内C19-2、C21-2、C22-2、C23、 C24等五个煤层为高硫煤层，煤层平均含硫量一般为3.60-8.40%以上，故参加储量估算，单独列表统计。 二、资源储量核实计算方法 根据DZ/T0215-2002《煤、泥炭地质勘查规范》，煤层倾角＜15°时，可以利用煤层的伪厚度和水平投影面积估算资源/储量。矿区内，煤层倾角小于15°，一般为8-10°，故储量估算方法采用平面投影煤层底板等高线地质块段法估算资源/储量，计算公式如下： Q=S·m·d 式中: Q—块段煤炭资源/储量（万吨）； S—块段水平投影面积（m2）； m—块段煤层伪厚度（m）； d—体重（t/m3）。 三、计算参数的确定 （一）厚度 1、储量计算煤层厚度采用的原则 （1）分煤层厚度和复杂结构煤层厚度的计算方法：一般按规范执行。考虑适用，对两个较大夹矸之间的薄煤，则并入夹矸中，如插图5-1所示。 （2）煤层厚度受断层影响，揭露不全者，不参加储量计算。 （3）槽、井、坑中的煤层，凡顶、底板稳固，未受构造影响，厚度可靠者，参加储量计算。 2、块段平均厚度采用的原则 （1）各块段之平均厚度，采用算术平均法求得。 （2）对个别块段由于构造影响，形成无工程控制时，则采用与之相邻块段的平均厚度进行平均，作为此类块段之平均厚度。 （3）断层影响带：则采用所在大块段之平均厚度。 （4）特厚煤层的处理：采用该孔周围厚度的平均值，代替该孔的煤层厚度，再参加有关块段的厚度平均。 （二）块段面积的测定： 面积通过MAPGIS计算机软件在输入微机的各煤层底板等高线水平投影图上测取，并按比例进行转换求得。 （三）体重：本井田储量计算所采用之大体重值，除井田内已有实测资料外，均参考相邻井田成果使用。各储量计算煤层大体重样之分布及采用值，详见表5-2-3。 储量计算煤层大体重成果表 表5-2-3 煤层号 7 8 9 11 13-2 14 15 16 18 19-1 19-2 21-2 22-2 23 24 测定点数 2 3 1 3 1 2   1 1             平均值 1.37 1.28 1.20 1.35 1.34 1.34   1.38 1.45             采用值 1.35 1.30 1.30 1.35 1.35 1.35 1.35 1.35 1.45 1.40 1.40 1.45 1.45 1.45 1.45                                 四、煤层圈定和块段划分原则 （一）煤层的圈定 1、可采区的圈定：当工程见煤厚度或灰分产率不合工业指标要求时，用插入法求出可采边界；当工程落空时，取与相邻工程连线之中为零，然后用插入法求出可采边界。 （二）块段划分的原则 1、块段的圈定：沿走向以勘探线为基础，适当考虑构造，力求规则完整，沿倾向则按相应控制程度的煤层底板等高线为界。 2、大块段的长度和宽度，与其级别的网度相适应。 （三）采空区的圈定： 根据煤矿实测的采掘工程平面图圈定采空范围。 五、资源储量分类 原《9井田精查储量报告》储量级别确定原则是：各级储量的要求除按规范执行外，还考虑井田构造复杂程度，在整个井田内，不同地区又有所不同。南段F26-F27之间及F3断层之深部至84线一段，约占井田面积过半，构造相应偏简单；而F27以北，F3之浅部及84线以北地区则相应复杂。各级资源储量网度详见表5-2-4。 各级储量的网度 表5-2-4 煤层编号 稳定性 圈定各级储量网度 A B C D C8、C9、C16 稳定 500-750 1000-1500 1500-2000   C11、C13-2、C15 较稳定 250-375 500-750 1000-1500   C7、C14、C18、C19-1、C19-2、C21-2、C22-2、C23、C24、 不稳定   250-300 300-500               本次储量核实，根据《固体矿产资源/储量分类》（GB/T17766-1999）及《煤、泥炭地质勘查规范》（DZ/T0215—2002）附录D的有关规定，矿区构造属简单类型，各级储量的划分按煤层稳定程度类型控制基本线距执行，见表5-2-5： 各级储量划分控制网度 表5-2-5 煤层编号 稳定性 圈定各级储量网度 探明的 控制的 推测的 C8、C9、C16 稳定 500～1000 1000-2000 2000-4000 C7、C11、C15、C19-1、C22-2 较稳定 250-500 500-1000 1000-2000 C13-2、C14、C18、C19-2、C21-2、C23、C24 不稳定   250-375 375-750           9井田精查勘探时，矿区内工程控制网度小于400×500m，结合矿山已开采多年，已具有较好的经济效益，按表5-2-5所列控制网度划分为探明的经济基础储量111b；控制的经济基础储量122b；探明的、控制的、推断的内藴经济资源量331、332、333等各级资源储量。 六、各种影响带的划分 参照煤泥地质勘探规范及《滇东煤田恩洪矿区9井田精查储量报告》储量计算确定的原则，对断层影响块段的高级别块段沿断层上下盘各划30m-50m作为断层影响带，断层影响带降级划为推断的内藴经济的333资源量。由于断层影响分割出来的独立小块段，控制虽然达到划分高级储量要求，但扣除影响带后高级储量区面积较小地段（如F3-1至F3夹持地段），根据实际情况也就不单独划分高级储量块段。 在探明区块段和控制区块段对推测的（厚度、灰分）可采煤层界线、风氧化带边界、滑坡影响边界各划出30m-50m作为影响带，影响带降级划为推断的内藴经济的333资源量。 第三 矿区资源储量核实计算结果 一、矿权范围内（1995m-1680m）占有的总资源储量 依据《云南省滇东煤田恩洪矿区9井田精查储量报告》及2009年云南省地质工程勘察总公司编制的《云南省富源县竹园镇云发煤矿资源储量核实报告》成果资料及矿区范围内可采煤层、采空区等，对矿区范围内符合现行一般工业指标的C7、C8、C9、C11、C13、C14、C15、C16、C18、C19-1等10个煤层，进行了资源储量的核实估算（全部属国家出资探明区），查明资源储量1887.07万吨。采损资源量523.60万吨，保有(111b+122b+333)类资源储量1363.47万吨，其中：111b类777.99万吨；122b类376.34万吨；333类（含影响带资源储量）209.14万吨。见表5-3-1、5-3-2。 二、高硫煤层资源储量 矿区C19-2、C21-2、C22-2、C23、C24等5个煤层为高硫煤层，煤层平均硫含量3.60-8.40%以上。获暂难利用高硫煤（331+332+333）保有资源量455.76万吨，其中：331类169.00万吨，332类193.52万吨，333类93.24万吨（详情见表5-3-1）。 三、矿区范围内矿权外1680m开采标高以下资源储量 矿区最低开采标高1680水平以下的部份，作为矿权外资源储量进行了估算，获333类资源量614.62万吨，其中：合符现行规范的（333类）资源量191.75万吨，高硫煤（333类）资源量422.87万吨。详情见表5-3-3。 云发煤矿矿权范围内资源储量核实估算结果汇总表 表5-3-1 煤层 编号 开采标高内（1995-1680m） 采损量（104t） 保有量（104t） 保有边际及次边际资源（104t） 总计 (累计查明)（104t） A B C 合计 111b 122b 333 高硫煤（104t） 合计 333 边际 333 次边际 合计（104t） 331 332 333 C7   42.30 18.20 60.50 32.32 13.55 10.86       56.73 11.52 13.51 25.03 142.26 C8 96.30 54.80 14.90 166.00 46.98 60.55 14.75       122.28   1.31 1.31 289.59 C9 258.20 20.20 18.70 297.10 93.98 100.07 36.54       230.59       527.69 C11         97.70 56.20 27.87       181.77 8.14   8.14 189.91 C13-2           2.43 20.33       22.76 10.06   10.06 32.82 *C14             *26.15       *26.15 *9.36   *9.36 *35.51 C15         236.30 49.46 33.87       319.63       319.63 C16         149.64 58.29 22.25       230.18       230.18 C18                       1.14   1.14 1.14 C19-1         121.07 35.79 16.52       173.38 2.79   2.79 176.17 C19-2                 102.90 11.43 114.33 2.59   2.59 116.92 C21-2                 21.87 33.51 55.38 *13.11   *13.11 68.49 C22-2               169.00 22.87 12.86 204.73       204.73 C23                 21.33 17.42 38.75 106.48   106.48 145.23 C24                 24.55 18.02 42.57 8.77   8.77 51.34 小计 354.50 117.30 51.80 523.60 777.99 376.34 209.14 169.00 193.52 93.24 1819.23 173.96 14.82 188.78 2531.61 保有高、低硫煤分类合计 1363.47 455.76         *带*为原储量报告未估算的储量，本次估算为新增资源储量。 **333边际资源量：原储量报告工业指标厚度为0.60m，本次按现行规范0.70m估算储量，0.60～0.70m部分及灰分大于40%小于50%部分估算为333边际资源储量。 ***333次边际资源量：原储量报告估算的表外储量（厚度在0.50～0.60m部分）。                                     云发煤矿矿权范围内资源储量核实估算结果申报表 表5-3-2 煤层 编号 开采标高内（1995-1680m） 采损量（104t） 保有量（104t） A B C 合计 111b 122b 333 高硫煤（104t） 合计 331 332 333 C7   42.30 18.20 60.50 32.32 13.55 10.86       56.73 C8 96.30 54.80 14.90 166.00 46.98 60.55 14.75       122.28 C9 258.20 20.20 18.70 297.10 93.98 100.07 36.54       230.59 C11         97.70 56.20 27.87       181.77 C13-2           2.43 20.33       22.76 *C14             *26.15       *26.15 C15         236.30 49.46 33.87       319.63 C16         149.64 58.29 22.25       230.18 C18                       C19-1         121.07 35.79 16.52       173.38 C19-2                 102.90 11.43 114.33 C21-2                 21.87 33.51 55.38 C22-2               169.00 22.87 12.86 204.73 C23                 21.33 17.42 38.75 C24                 24.55 18.02 42.57 小计 354.50 117.30 51.80 523.60 777.99 376.34 209.14 169.00 193.52 93.24 1819.23 保有高、低硫煤分类合计 1363.47 455.76 保有+采损=累计查明 * C14原九井田未估算储量，本次按现行规范进行估算的新增资源储量。 截止日期：2009年12月31日                           云发煤矿矿权范围内 开采标高外资源储量核实估算结果统计表 煤层 编号 开采标高外（1680m以下） 333 次边际储量333 高硫煤 合计 333 边际储量333 C8 0.77       0.77 C9 13.78       13.78 C11 15.65       15.65 C15 45.98       45.98 C16 49.56       49.56 C19-1 62.20 3.18     65.38 C21-2     72. 97   72.97 C22-2     148.02   148.02 C23     75.31 49. 07 124.38 C24     72.90 4.60 77.50 小计 187.94 3.18 369.20 53.67 613.99 合计 191.12 422.87             表5-3-3                            万吨 第四  本次核实资源量与以往报告的对比 一、与1974年恩洪矿区9井田精查储量报告的对比 原九井田精查储量报告储量计算共15层，即C7、C8、C9、C11、C13、C14、C15、C16、C18、C19-1 C19-2、C21-2、C22-2、C23、C24等煤层，本次核实仍估算储量15层。截止2009年12月31日，竹园镇云发煤矿累计查明储量2531.61万吨（减去本次新增资源量48.62万吨，实际为2482.99万吨），而占用1974年《恩洪矿区9井田精查储量报告》A+B+C+D级及表外资源量2478.31万吨。减去本次估算新增量48.62万吨，核实比占用增加了4.68万吨，增幅为0.19％，误差极小。误差原因为分割块段时按原报告级别分割，本次核实按现行规范重新划分块段，重新确定平均煤层厚度，由于厚度变化引起了估算储量变化。C21-2煤层333-20、333-21块段为厚度为0.60-0.70m的边际资源储量，原报告只划分了块段，但未估算储量，本次作为新增资源量进行了估算。对比范围主要是矿权内占有部分，见表5-4-1、5-4-2。 二、与2009年2月资源储量核实报告的对比 2009年2月云发煤矿采矿证即将到期，为换证的需要，曾经委托云南省地质工程勘察总公司对其矿区范围做过一次资源储量核实工作，该次估算煤层12层，即C7、C8、C9、C11、C15、C16、C19-1 C19-2、C21-2、C22-2、C23、C24并已通过曲靖市国土资源局评审备案（曲国土资储备字〈2009〉076号），评审通过矿区累计查明资源储量2305.22万吨；本次仍用12层煤层与之进行对比，核实矿区相同煤层累计查明资源储量 为2449.03万吨，增加了143.81万吨，减去近一年的采损20万吨，增幅为5.06％；增幅较大主要在C23煤层，仅C23煤层一层煤层就增加了106.40万吨，误差原因主要是本次边际储量和表外储量也参与了计量，所以误差较大。见表5-4-3： 占用1974年精查储量报告储量分割汇总表 表5-4-1 煤层 编号 占用原块段级别及储量（万T） 合计 （累计占用） 备注 保有量 采损量 A B C D 表外 A B C D 表外 C7   1.80 53.90 8.30 13.50   42.30 18.20     138.00   C8   4.20 118.90   1.30 96.30 54.80 14.90     290.40   C9   57.10 169.10     258.20 20.20 18.70     523.30   C11 38.00 42.00 102.80   8.20           191.00   C13-2   2.40 20.30   10.00           32.70   C14                         C15 174.50 61.40 85.70               321.60   C16 108.00 41.90 80.00               229.90   C18         1.20           1.20   C19-1     141.80 31.10 2.90           175.80   C19-2     114.16   2.60           116.76 高硫煤 C21-2     38.90 16.94             55.84 C22-2     180.70 23.70             204.40 C23     38.80   107.11           145.91 C24     42.80   8.70           51.50 小计 320.50 210.80 1187.86 80.04 155.51 354.50 117.30 51.80     2478.31   合计 1719.16 235.55 523.60     矿区占用1974年精查储量报告总储量2478.31万吨，其中：已采损523.60万吨；保有硫分小于3%的资源储量1380.30万吨；大于3%的资源储量574.41万吨。                             本次核实与占用1974年精查储量报告资源储量对比表 表5-4-2                                                      万吨                            截止日期：2009年12月31日 煤层 编号 本次核实资源储量 占用以往报告储量 增减数 备注 累计 查明 采损量 保有 部分 累计 占用 采损量 保有 部分 查明与 占用对比 本次与占用 采损量对比 本次与占用 保有量对比 C7 142.26 60.50 81.76 138.00 60.50 77.50 +4.26 0 +4.26   C8 289.59 166.00 123.59 290.40 166.00 124.40 -0.81 0 -0.81   C9 527.69 297.10 230.59 523.30 297.10 226.20 +4.39 0 +4.39   C11 189.91   189.91 191.00   191.00 -1.09   -1.09   C13-2 32.82   32.82 32.70   32.70 +0.12   +0.12   C15 319.63   319.63 321.60   321.60 -1.97   -1.97   C16 230.18   230.18 229.90   229.90 +0.28   +0.28   C18 1.14   1.14 1.20   1.20 -0.06   -0.06   C19-1 176.17   176.17 175.80   175.80 +0.37   +0.37   C19-2 116.92   116.92 116.76   116.76 +0.16   +0.16   C21-2 55.38   55.38 55.84   55.84 -0.46   -0.46   C22-2 204.73   204.73 204.40   204.40 +0.33   +0.33   C23 145.23   145.23 145.91   145.91 -0.68   -0.68   C24 51.34   51.34 51.50   51.50 -0.16   -0.16   合计 2482.99 523.60 1959.39 2478.31 523.60 1954.71 +4.68 0 +4.68                         本次与2009年2月储量核实报告资源储量对比表 表5-4-3                                                （万吨）                            截止日期：2009年12月31日 煤层 编号 本次核实资源储量 前次核实资源储量 两次核实资源储量增减数 备注 本次查明 采损量 保有 部分 前次查明 采损量 保有 部分 本次与前次 查明量对比 本次与前次 采损量对比 本次与前次 保有量对比 C7 142.26 60.50 81.76 126.74 53.37 73.37 +15.52 +7.13 +8.39   C8 289.59 166.00 123.59 287.38 163.53 123.85 +2.21 +2.47 -0.26   C9 527.69 297.10 230.59 525.66 291.98 233.68 +2.03 +5.12 -3.09   C11 189.91   189.91 182.33   182.33 +7.58   +7.58   C15 319.63   319.63 319.34   319.34 -0.29   -0.48   C16 230.18   230.18 230.74   230.74 -0.56   +8.90   C19-1 176.17   176.17 173.93   173.93 +2.24   +1.88   C19-2 116.92   116.92 114.19   114.19 +2.73   +2.73   C21-2 55.38   55.38 57.62   57.62 -2.24   +10.87   C22-2 204.73   204.73 205.74   205.74 -1.01   -0.83   C23 145.23   145.23 38.83   38.83 +106.40   +106.40   C24 51.34   51.34 42.72   42.72 +8.62   +8.62   合计 2449.03 523.60 1925.43 2305.22 508.88 1796.34 +143.81 +14.72 +129.09