xxx煤矿放顶煤开采设计

前言XXXXXXXX有限公司（以下简称“XX煤矿”），隶属于山西XXX煤业投资有限公司，长治XXXX，行政区划隶属XXXX管辖。井田面积XXXKM2，批准开采315煤层,现开采3煤层，设计生产能力60万吨/年，在册干部职工658人。矿井于2010年10月8日开工建设，经XX煤矿近二年来的建设，煤矿地面场地、建（构）筑物及井上、下各生产系统已基本形成，煤矿各项主要建设工程已完工，设备完成安装及调试。2013年1月26日竣工验收，2013年6月17日“六证”办理完成，证照齐全。根据矿井修改初步设计以及我矿实际建设现状，本井田内设计可采煤层为315煤层，开采深度由107997M至88997M标高。矿井采用斜立混合开拓方式，建有三个井筒，其中混合提升斜井总长360M，坡度23度，净宽55M，装备胶带输送机和轨道，能满足原煤提升，辅助提升及进风任务，是一个安全出口。进风立井净直径25M，垂深155M，净断面积49，为专用进风立井，回风立井净直径34M，垂深121M，净断面积907，设有梯子间，担负全矿井的回风任务，是另一个安全出口。矿井采用机械抽出式通风，主通风机型号为FBCDZNO22，电机功率为2160KW。全井田3号煤层设了一个水平，水平标高为922M。全井田共划分为3个采区，从一到三顺序开采。目前，我矿井下3煤层开采采用综采放顶煤回采工艺，矿井3208工作面回采完毕，根据井下开采工作面排序，XXX回采工作面为3208工作面的接续工作面，根据国家安全监管总局国家煤矿安监局关于加强煤矿放顶煤开采安全管理工作的通知（安监总煤行2008130号）“采用放顶煤开采的煤矿，要针对煤层条件逐面编制工作面开采设计，制定放顶煤开采期间的通风和防瓦斯、防煤尘、防火等专项安全技术措施，报经批准并经验收合格后方可组织生产”。一、编制设计的依据1、中华人民共和国采矿许可证2、企业法人营业执照3、矿长资格证4、矿长安全资格证5、安全生产许可证编号6、煤炭生产许可证编号7、长治市煤炭工业局关于印发长治市煤矿放顶煤工作面设计审批和验收工作方案的通知9、长治市煤炭工业局文件关于XXX煤业等9座煤矿矿井水文地质类型划分报告备案的通知；10、山西省煤炭工业厅（）文件关于XXX度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复；11、国家煤及煤化工产品质量监督检验中心检验报告；12、山西省地质勘查局二一二地质队关于（XXXXXXXX有限公司煤炭资源储量核实报告）矿产资源储量评审备案证明；13、山西中远设计有限公司于2010年6月编制完成XXXXXXXX有限公司煤矿初步设计；14、长治市煤炭工业局关于XXXXXXXX有限公司矿井兼并重组整合初步设计的批复（长煤局规发2010144号）；15、2014年5月17日与长治市矿山救护队签订的矿山救护服务协议书；16、井下实测采掘工程平面图及巷道断面图；17、煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范（AQ10552008）；18、煤矿安全规程（2011年版）；19、中华人民共和国建设部颁发的煤炭工业矿井设计规范（GB502152005）；20、国家安全监管总局办公室关于煤矿放顶煤工作面安全技术措施审批问题的复函（安监总厅煤行函2009102号）；21、安监总煤行2007167号关于所有煤矿必须立即安装和完善井下通讯、压风、防尘供水系统的紧急通知；22、建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程（2000年版）；23、矿井通风安全装备标准GB/T505182010；24、煤矿井下消防、洒水设计规范GB503832006）；25、矿井通风安全监测装置使用管理规定（AQ10292007）；26、矿井防灭火规范（1998年版）；27、煤矿防治水规定（国家安全生产监督管理总局令第28号）；28、现场调研和踏勘索取的其他相关资料。二、设计的指导思想认真贯彻执行煤矿安全规程等法律、法规，坚持以“安全第一，预防为主”为设计的指导思想，认真研究煤矿生产建设过程中井下采、掘、机、运、通各系统及各环节所涉及的安全问题，分析可能存在的不安全因素，制定有效防治相应灾害的安全技术措施，建立健全矿井及井下放顶煤工作面的安全设施，提高矿井安全装备水平，提高矿井整体的安全性，为矿井放顶煤工作面的安全生产提供必要的安全保障。三、设计的主要特点1、通过对XXX回采工作面综采放顶煤开采的技术可行性、安全可行性以及经济可行性进行综合分析，确定采用综采放顶煤开采工艺，工作面单产能够达到060MT/A，估算工作面回采率可以达到93。2、研究适合本地区3号煤层的放顶煤工艺参数，简化开拓系统布置，提高矿井及工作面煤炭回收率，有效延长矿井的开采年限，使矿井开采进一步合理化，降低矿井开采成本。3、充分合理利用矿井现有设施、设备及井巷工程，并针对XXX回采工作面的设备配备情况，对工作面开采主要设备包括采煤机、刮板输送机、转载机及顺槽内主要运输设备等进行能力复核，确保其能满足设计放顶煤回采工作面开采的生产能力需要。4、通过对首采XXX综放工作面的生产经验总结（顶煤回收率为900920），本次设计对XXX工作面的顶煤冒放性进行评估，确定3号煤层顶煤冒放类型（2类较好），估算XXX放顶煤回采工作面的顶煤回收率为935。5、分析工作面的水文地质、工程地质以及煤层瓦斯、煤尘爆炸性、煤层自燃等其他开采技术条件，做好各种灾害防治措施，确保安全生产。具体如下（1）针对放顶煤回采工作面的粉尘灾害，设计了消防、洒水系统，并制定了相应的防尘、防隔爆措施；（2）本矿井的瓦斯含量较小，但为了防止瓦斯可能产生的积聚，矿井设计了稳定可靠的通风系统，并制定了相应的隔爆措施；（3）针对井下的水患，分析并制定了相应的防治水措施；（4）预防顶板冒落设计对回采工作面巷道均选用了安全可靠的支护方式，并配备了各种矿压和测量设备，能及时掌握支护受力状况及矿压显现，在生产过程中根据不同的围岩情况选择（或调整）支护方式，有效控制顶板事故的发生；（5）对工作面可能产生的电气事故加以论述并制定具体的防治措施。6、利用已有成型的井下供配电和安全监测系统及设备，保证矿井放顶煤工作面的安全生产。四、主要技术经济指标1、放顶煤回采工作面生产能力060MT/A；2、放顶煤回采工作面条带长度1500M，工作面长度182M；3、煤层埋藏深度为124M136M之间，平均埋深130M左右，倾角080；4、工作面条带内煤层厚度405452M，平均厚43M，设计采煤高度22M，放顶煤高度21M，采放比1095；5、放顶煤工作面采用1进、1放为一个循环，日循环4个，每班各二个循环，每刀进尺为06M，日循环进尺为24M。循环延误系数取04，则工作面年推进度为245M。6、放顶煤工作面工作制度为“三八”制，采用零点、四点班采煤，八点班检修。7、XXX回采工作面采用综采放顶煤一次采全高，估算顶煤回收率为915，机采底煤回收率95，工作面回采率可达到9325。8、XXX综采放顶煤工作面有设备工作台数13台，设备工作容量11435KW。9、综放工作面在籍总人数70人。五、存在的主要问题与建议1、井田内采煤历史悠久，要加强防范采空区和周边矿井的积水，查清古空、采空区范围和积水积气情况，在回采或掘进时必须严格执行“预测预报，有疑必探，先探后掘，先治后采”的探放水原则。探明采（古）空区的积水后必须对其进行排放，排完后方可进行矿井的掘进及生产开采。制定相应的“探、防、堵、截、排”等综合防治措施。进一步加强矿井地质工作和矿井水文地质工作。2、虽然井田内3号煤层属不易自燃煤层，建议在建设和生产期间要结合有关设计制定完善的防灭火措施。矿井在回采工作结束后，一定要按规程对采空区密闭，并留足保安煤柱，亦要做好洒水防尘工作，确保后续工作面的安全生产。3、根据首采XXX综放工作面的开采经验，设计XXX工作面内未采取顶煤和顶板弱化，矿井在实际开采过程中，应对XXX工作面的顶煤、顶板的冒落性以及顶煤的回收率情况进行统计和深入研究，并确定是否进行顶煤和顶板弱化。同时加强对工作面内3煤层的夹矸以及顶、底板结构特性进行分析总结，为更合理优化采煤参数和顶煤、顶板弱化措施提供依据。4、根据核实报告显示，3号煤层顶板其直接顶板以泥岩类为主，抗拉强度为072MPA090MPA，平均081MPA，抗压强度为136MPA159MPA，平均148MPA，属软弱岩石，管理难度较大，抗剪强度为148MPA220MPA，平均184MPA；煤层底板以泥质岩类为主，抗拉强度为074MPA094MPA，平均084MPA，抗压强度为142MPA152MPA，平均132MPA，属软弱岩石，易发生底鼓，抗剪强度为161MPA228MPA，平均195MPA。因此，XXX工作面可能发生顶、底板遇水弱化，或巷道支护局部遇水有底鼓事故发生，所以，工作面在开采时可根据情况采取支架顶底板加设抬梁等措施，同时，井下巷道应及时加强维护，防止片帮、底鼓等事故发生。同时，受相邻XXX、3208工作面采空区沉降的影响，XXX回采工作面顺槽应加强巷道维护，并建议通过针对性试验，探索、总结出适合我矿井的工作面和巷道顶板支护、顶板管理措施，以便对井巷、硐室、采掘工作面采取及时有效的支护管理措施。5、本矿井为瓦斯矿井，但由于矿井瓦斯作为危害煤矿安全生产的最大灾害，我矿委托瓦斯鉴定及预测的权威部门，每年对矿井瓦斯的分布规律、瓦斯涌出方式、涌出范围、瓦斯赋存方式及层位、瓦斯等级进行鉴定和预测，以掌握第一手资料，有的放矢，因地制宜地制定相应的防治瓦斯灾害的措施。同时在生产中一定要做好瓦斯的监测和防治措施，确保煤矿职工生命安全。6、根据XXX顺槽掘进揭露本次设计XXX工作面在推进过程中将不间断揭露空巷，要提前加强支护，合理回收煤炭资源。第一章矿井概况第一节井田概况一、位置与交通（一）井田位置XXX煤业位于XXXXXXXXXXXXX管辖。地理坐标为北纬355327355403，东经11304561130720，根据2012年9月21日山西省国土资源厅为该矿颁发的采矿许可证，井田范围拐点由以下14个坐标点圈定（井田范围拐点坐标表）井田东西长KM，南北宽KM，面积为KM2，生产规模1954年北京坐标系（6带）1980年西安坐标系（3带）点号XYXY1234567891011121314为600KT/A，批准开采深度由M标高。（二）交通XXX煤业井田位于长治县KM，矿井向北约6KM有简易公路与公路相接，向西北公路，矿井距火车站约20KM，交通较为方便，二、地形地貌XXX煤业井田地处太行山中南段的长治盆地南部，矿井内黄土冲沟纵横分布。最高点位于西南部山脊，最高海拔M，最低处位于矿井南东部黄土冲沟，最低海拔M，最大相对高差1943M，属低中山区侵蚀地貌。三、地表水系井田内无大的地表水体和常年性河流，大气降水沿沟谷自然排泄，大气降水为该区地下水主要补给途径，本区属海河流域漳河水系浊漳河支流。四、气象本区气候属温带大陆性季风气候，其特点为四季分明，冬长夏短，季风较强。冬季寒冷少雪，春季干旱多风，夏季炎热多雨，秋季晴朗凉爽。据长治县气象站观测统计（19562012年），全年平均气温为95，一月份最低，最低气温291，平均气温为64，七月份最高，最高气温达381，平均气温为232。年降水量在43328143MM，平均5328MM，大多集中在7、8、9月份，日最大降水量为1015MM（1972年7月7日），最长连续降水天数为8天。区内年平均蒸发量为17681MM，年最大蒸发量为19147MM，最小为1515MM，年蒸发量是年降水量的3倍以上。历年霜冻期为当年的9月中旬至次年5月上旬，全年无霜期134天，最大冻土深度为082M1967年2月，历年平均相对湿度为64。冬季多为西北风，夏季多为东南风，平均风速19M/S，最大风速18M/S（1979年4月15日）。图11交通位置图五、地震及地质灾害据长治市地震局资料，晋东南地区除1890年武乡县曾发生过55级地震外，尚未发生过4级以上地震，而长治县、长治市及长子县发生的35级地震达十次以上。根据建筑抗震设计规范（GB500112010），本区抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度值为010G的第二组。目前矿井尚未进行大规模开采，崩塌、滑坡等地质灾害并不明显。在以后开采过程中，应特别注意观察道路、村庄及建筑物区域的山坡和原滑坡地段的地表形态变化，应建立地表变形观测站进行观测，严密监控可能的地质灾害对村庄等造成的影响。六、本区社会经济状况县内现有耕地3556万亩，主要农作物以小麦、谷子、玉米、薯类和豆类为主。县内煤炭资源丰富，煤田面积达242KM2，储量34亿吨以上，素有“煤乡”之称；工业有最力、燃料、冶金、机械、化工、建材、食品、纺织等。七、周边煤矿XXXXXXXX有限公司煤矿周边有生产矿井7座，分别为（见四邻关系图12）图12井田四邻关系示意图八、矿井水源、电源、通信条件1、水源情况工业场地用水水源由深水井泵房提升至工业场地生活消防水池，深水井日供水能力为1000M3/D，水质、水量满足生活用水要求。矿井生产用水由井下水排到地面经处理后复用，不足部分由生活用水供给。2、电源情况本矿井现采用双回路供电，已建有地面变电所一路110KV来自西火沟变电站，另一回路110KV来自南宋变电站。现有双回路电源互为备用，运行方式为两回同时工作，一回线路故障时，另一回担负全部负荷。3、通信情况由于目前该地区有线、无线通信网络已经覆盖，矿井行政通信由当地电信部门解决。本矿设独立的调度通讯系统，调度总机选用JSY200006M型数字程控交换总机一台，设在调度室内，分机分设于各行政管理、生产管理和矿井各主要生产环节。入井电缆由主井引入，经分线盒引至井下主要机电硐室和各采掘工作面。井下调度电话选用本质安全型电话。移动通信配置对安全生产管理、消防、救护等特殊岗位人员配备及时快捷的移动通信设备。九、矿山救护本矿井矿山救护依托长治市矿山救护中队，长治市矿山救护中队至本矿XXXKM；本矿设有线电话和无线电话与长治市矿山救护中队相通，通信方便。第二节地质特征一、井田地质构造（一）井田地层井田内地表大部为第四系黄土覆盖，井田西部及东北部出露有二叠系上统上石盒子组地层。根据井田内地表出露和钻孔揭露情况，井田赋存地层由老至新有奥陶系中统峰峰组，石炭系中统本溪组和上统太原组，二叠系下统山西组和下石盒子组、上统上石盒子组，第四系中、上更新统。现根据井田内地层层序、厚度、岩性及其变化情况由老到新简述如下1奥陶系中统峰峰组（O2F）井田内未出露，属海相沉积。顶部为灰色石灰岩，富含黄铁矿；上部为灰色石灰岩、角砾状石灰岩及泥质灰岩，夹灰白色白云岩和泥质白云岩，局部溶洞发育，裂隙内充填有方解石脉；下部为浅灰色白云质灰岩，灰色浅灰色中厚层状石灰岩、含泥灰岩，局部溶洞发育，根据区域资料推测平均厚度为120M。2石炭系中统本溪组（C2B）平行不整合于下伏奥陶系中统峰峰组之上，主要为具鲕粒结构的浅灰色铝质泥岩及黑色砂质泥岩，局部夹薄层石灰岩。底部主要为含铁黄铁矿、菱铁矿泥岩，局部可形成铁矿层即“山西式铁矿”。本组厚度3871500M，平均697M。3石炭系上统太原组（C3T）整合于本溪组之上，本组为一套海陆交互相含煤沉积建造，为本区主要含煤地层之一。岩性为灰黑色、深灰色泥岩、砂质泥岩及各粒级砂岩、石灰岩和10层煤层。井田内K2、K3、K4、K5、K6石灰岩为煤层对比良好的标志层。K2石灰岩为15号煤层顶板，K3石灰岩为13号煤层顶板，K4石灰岩为11号煤层顶板，K5石灰岩为7号煤层顶板，K6石灰岩为5号煤层顶板。井田内含5、6、7、8、9、10、11、12、13、15号煤层。本组厚度899513233M，平均10612M。4二叠系下统山西组（P1S）整合于太原组之上，以K7砂岩底和太原组分界。为一套陆相含煤沉积建造，为本区主要含煤地层之一。岩性为灰色、灰黑色砂岩、砂质泥岩、煤层，底部为灰黄色细砂岩（K7）。含1、2、3号煤层，本组厚度39805900M，平均4934M。5二叠系下统下石盒子组（P1X）为一套陆相沉积地层，顶部为灰、绿灰、紫红色含铝泥岩，以具菱铁质鲕粒为特征俗称“桃花泥岩”，层位极为稳定，是判定上、下石盒子地层分界砂岩K9的良好辅助标志层；中上部为绿灰色砂岩、深灰色泥岩、粉砂岩；下部主要为深灰灰黑色砂质泥岩、泥岩，局部为粉砂岩，偶夹薄煤层。底部为浅灰灰白色中、细粒长石石英杂砂岩K8，局部为粗砂岩或粉砂岩。与下伏地层呈整合接触。本组厚度49596600M，平均为5730M。6二叠系上统上石盒子组（P2S）出露于井田东部及西北部，以灰白色K9砂岩与下石盒子组整合接触，K9砂岩为浅灰白色、灰绿色含砾中粗粒砂岩，厚层状，分选差，次棱角状，含少量炭、泥质包体。之上以黄色、灰绿色砂岩、砂质泥岩为主，夹紫红色、绿灰色泥岩及灰绿色铝质泥岩，局部可见薄层状或透镜状锰铁矿层。本组下段厚度1080315454M，平均为13411M。上段最大残留厚度为3689M。7第四系中上更新统（Q23）大面积分布于井田内山顶及山坡上，与下伏地层呈不整合接触，岩性一般为土黄色亚砂土、亚粘土，黄土柱状节理发育，底部含有砾石。该组厚度为0200M，平均50M。8第四系全新统（Q4）分布于沟底，与下伏地层呈不整合接触，岩性为冲洪积物或坡积物，厚度为0100M，平均50M。（二）井田构造本井田总体为一轴向近东西，向西倾伏的向斜构造，两翼倾角48。根据钻孔及巷道揭露资料，井田内共发育陷落柱2个，没有发现断层（详见图32，井田构造纲要图）现叙述如下1褶曲S1向斜位于井田中东部，轴向近东西，向西倾伏，两翼倾角48，井田延深长度2500M。2陷落柱（1）DX1陷落柱，位于井田西部，似圆形，陷落3号煤层直径约60M，陷落角约80，由西翼运输巷揭露，控制可靠。（2）DX2陷落柱，位于井田中部，似圆形，陷落3号煤层直径约120M，陷落角约80，由东翼采区进风巷及回风巷揭露，控制可靠。3断层及岩浆岩井田内未发现断层和岩浆岩侵入现象。综上所述，根据煤、泥炭地质勘查规范DZ/T02152002附录D，井田构造复杂程度为简单类型。二、煤层及煤质（一）含煤地层井田内含煤地层主要为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。现根据井田资料将太原组、山西组分述如下1太原组C3T整合于本溪组之上，本组为一套海陆交互相含煤沉积建造，为本区主要含煤地层之一。岩性为灰黑色、深灰色泥岩、砂质泥岩及砂岩、石灰岩。本组厚度899513233M，平均10612M，太原组可分为三段下段（C3T1）太原组底部K1砂岩底至K2灰岩底，厚度5601500M，平均1055M。K1砂岩为灰灰白色细粒及中、粗粒结构石英砂岩，局部为灰色粉砂岩，层理发育，K1砂岩厚度为045872M，平均401M。向上岩性主要为灰黑色泥岩，砂质泥岩，粉砂岩及浅灰色中、细粒砂岩、浅灰色和15号煤层组成，含丰富的植物化石，15号煤层为稳定的全区可采煤层。中段（C3T2）从K2灰岩底至K4灰岩顶，厚度29603820M，平均3425M。K2为灰色厚层状石灰岩，生物屑泥晶结构。含燧石结核。产丰富的蜓类、有孔虫等动物化石。向上岩性主要为灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、浅灰灰黑色中、细粒砂岩及石灰岩和煤层。K3灰岩厚度115380M，平均242M。K4灰岩为深灰色灰岩，厚层状，生物碎屑结构，具缝合线构造，见黄铁矿结核，上部夹泥灰岩条带，厚度为205410M，平均为298M，呈中厚层状。中上部含11、12、13号煤层，均为不稳定不可采煤层。上段（C3T3）K4灰岩顶至K7砂岩底，厚度52558501M，平均6132M。岩性由灰灰黑色泥岩、砂质泥岩及5、6、7、8、9、10号煤层组成，含植物化石碎片，本组含大量的植物茎叶化石。9号煤层为极不稳定局部可采煤层，其余均为不稳定不可采煤层。2山西组（P1S）山西组是以陆相沉积为主的含煤沉积建造。厚度39805900M，平均4934M。主要由灰黑色泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩、砂岩及煤层组成。从沉积特征来看，山西组为形成于海退之后，聚煤作用形成于滨海三角洲平原及湖泊、河流环境中，砂岩层较太原组稍发育一些。含1、2、3号煤层，其中3号煤层为稳定全区可采煤层，其余均为不稳定不可采煤层。井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组，地层含煤性简述如下山西组赋存有1、2、3号3层煤，山西组总厚度4934M，煤层总厚493M，含煤系数100，其中3号煤层为稳定全区可采煤层，可采煤层总厚472M，可采煤层含煤系数96；太原组含有5、6、7、8、9、10、11、12、13、15号10层煤，太原组总厚度10612M，煤层总厚为663M，含煤系数为62，其中9号煤层为极不稳定局部可采煤层，15号煤层为稳定全区可采煤层，其余均为不稳定不可采煤层，可采煤层总厚425M，可采煤层含煤系数为40，可采煤层与现开采的煤层编号一致。（见表41）煤层特征一览表表41煤层厚度（M）地层煤层号最大最小平均煤层结构夹矸层数稳定性可采性色，条痕色为棕黑色，以玻璃光泽金刚光泽为主，少数呈弱丝绢光泽。断口参差状、阶梯状。内生裂隙十分发育，为20条/5CM左右，外生裂隙不发育。2、煤岩特征宏观煤岩成分以亮煤为主，暗煤次之，夹镜煤条带。细中条带状结构，层状构造。3号煤层属半亮光亮型煤。9、15号煤层含黄铁矿结核及散晶，属半亮半暗型煤。3号煤层镜质组以基质镜质体为主、其次为均质镜质体，半镜质体多为结构状。含量为602。惰质组含量不高，为310。半丝质体多于丝质体，多为氧化丝质体，火焚丝质体少有，矿物质含量88。镜质组反射率（ROMAX）为2215。3、变质程度井田内煤变质程度较高。3、15号煤层镜煤最大反射率分别为2215、2358。综合煤化学与煤岩学各项指标分析，本井田煤变质阶段属，相应的煤类为无烟煤。（三）化学性质3号煤层水分（MAD）原煤015077，平均047；浮煤014107，平均050。灰分（AD）原煤13732673，平均1560；浮煤5781056，平均720。挥发分（VDAF）原煤13181521，平均1383；浮煤10121198，平均1113。全硫（ST,D）原煤031037，平均034；浮煤037040，平均039。发热量（QGR,D）原煤25163046MJ/KG，平均2733MJ/KG；浮煤31513309MJ/KG，平均3212MJ/KG。磷（PD）原煤00190024，平均0021。据煤炭质量分级第1部分灰分（GB/T1522412010）、煤炭质量分级第2部分硫分（GB/T1522422010）、煤炭质量分级第3部分发热量（GB/T1522432010）标准，3号煤层为低灰中灰，特低硫、中高发热量高发热量之贫煤。（四）煤的可选性3号煤层分析浮煤灰分150时，理论产率为8600，分选密度为164G/CM3，01含量为880，属易选等级；浮煤灰分160时，理论产率为8700，分选密度为1685G/CM3，01含量550，属易选等级；浮煤灰分170时，理论产率为9000，分选密度为174G/CM3，01含量为1150，属中等可选等级。（五）煤种煤类按中国煤炭分类（GB/T57512009）划分，以浮煤挥发分VDAF、粘结指数GRI等指标，确定井田3号煤层为贫煤，9、15号煤层为无烟煤。（六）煤质及工业用途评述井田内各煤层属低中灰份中灰份、高挥发分、低中硫分、中高热值煤，是良好的民用及动力用煤。用于火力发电，各种锅炉使用。第三节矿井现状一、生产规模XXXXXXXX有限公司于2012年9月山西省国土资源厅颁发了证号为XXXXXXXXXXX的采矿许可证，有效期自XXXX9月21日至XXXXX年9月21日，生产规模XXXXXXXKT/A。二、设计概况1、井田开拓XXX煤业XXXX年10月8日开工建设现开采3号煤层，主要建设有三个井筒，利用原XXX煤矿的两个立井作为整合后的进风立井和回风立井，新掘一混合提升斜井，三个井筒位于工业广场内。采用综采放顶煤采煤法，全部垮落法管理顶板，全井田3煤层设了一个水平，水平标高为922M。全井田共划分为3个采区，从一到三顺序开采。井下布置一个XXX综采工作面、两个掘进工作面，目前采空区地表无塌陷。3、采区划分及采区巷道布置（1）采区划分3号煤层划分为三个采区，其中工业广场的西部为一采区，工业广场的东部为二采区和三采区。首采区确定在一采区。（2）采区巷道布置根据井田资源的赋存情况和开采技术条件，结合井田开拓方式和开采工艺，按照充分发挥综采设备的优势，满足综采工作面大采长、大走向、少搬家的要求进行大巷布置。一水平大巷为改造利用原集中皮带运输巷为3号煤层西翼轨道大巷，改造利用原集中回风巷为3号煤层西翼回风大巷，平行西翼轨道大巷掘进西翼运输大巷。运输大巷、轨道大巷均沿3号煤层底板布置，回风大巷沿3号煤层顶板布置。二水平大巷位置为运输大巷、轨道大巷均沿15号煤层底板布置，回风大巷沿15号煤层顶板布置。4、采煤方法设计井下各可采煤层均采用长壁后退式采煤方法，全部垮落法管理顶板。3煤层采用综采放顶煤回采工艺。5、井下运输矿井生产时，回采煤炭经顺槽胶带和3煤层西翼一采区运输大巷胶带，经主斜井胶带输送机提出地面。井下煤炭运输系统为工作面煤炭经刮板输送机顺槽转载机XXX顺槽可伸缩胶带输送机西翼运输大巷胶带输送机主斜井胶带输送机地面转载点。4、提升系统（1）主井提升本矿井主井井筒为斜井，倾角023，落底水平段长度为331M，斜段长度为360M。井筒内已装备一部DTL100/45/2355S型整芯阻燃带式输送机。设备运输能力090MT/A,工作制度330D/A,16H/D，小时生产能力11364T。5、通风系统本矿井建设规模600KT/A，属瓦斯矿井，通风系统为中央并列式，通风方式为机械抽出式通风。由主斜井、副立井进风，回风立井出风。回风立井口已安设两台对旋轴流式通风机FBCDZNO22，一台工作，一台备用，每台通风机配套电动机功率2160KW,电压10KV。通风设施由风道、配电间、风机平台等组成。风机自带碟形风门。当井下需要反风时，通过风机反转返风。风机反风量能达到60已上，时间控制在10MIN内，满足煤矿安全规程。6、排水系统矿井正常涌水量XXXM3/H，最大涌水量为XXXM3/H。在主斜井井底附近设有主排水泵房，矿井涌水经敷设于主斜井井筒中的排水管路排至地面净化水池。井下主排水泵房设置3台型号MD155675型矿用水泵，流量155M3/H，功率220KW，供电电压660V。正常涌水量时一台工作，一台备用，一台检修；最大涌水量时两台同时工作。中央水仓主水仓容量800M3、副水仓容量600M3；沿主斜井井筒敷设两趟150MM无缝钢管，正常涌水量时一趟工作，一趟备用；最大涌水量时两趟同时工作，使矿井具有较强的抗水灾能力。7、空气压缩系统矿井工业场地内地面空压站安设选择LGF110型螺杆空气压缩机2台，正常情况下1台工作，1台备用，应急救援时2台同时工作。单台主要技术参数排气量195M3/MIN，排气压力080MPA；驱动电机为三相交流异步电机，380V，110KW，转速2980RPM；冷却方式为风冷。2、管路选型DI20883MMIQ式中DI管路管径；QI空压机排气量；选取DN100型无缝钢管作为向井下输送压缩空气的主干管道，主管道沿混合提升井下井，落底后设置油水分离器，分支管道选取DN80无缝钢管。本设计采用每台压缩机单独配备储气罐的方式，储气罐容积可按公式VC01Q估算，本设计确定采用每台压缩机单独配备储气罐的方式，选用2台C20/11型储气罐，额定容积2M3，额定压力11MPA，可满足使用。8、地面运输XXXXXXXX有限公司位于长治县南部，距长治XXXXKM，矿井向北约6KM有简易公路与XXXXX公路相接，向北西XXXXXX公路，矿井距XXXXX火车站约20KM，交通十分方便。本矿井生产的煤炭，主要为地销煤，运输距离短，煤炭外运采用公路运输，运输车辆由地方运输部门和社会力量承担。第二章采煤方法第一节开采技术条件一、本矿矿井瓦斯1）3号煤层本次勘查在补1补4号钻孔中采取了3号煤层瓦斯样，送至国家煤及煤化工产品质量监督检验中心进行了测试，测试结果如表62。3号煤层瓦斯含量统计表表62钻煤中自燃瓦斯成份（）煤中瓦斯含量（CM3/GDAF）瓦斯分带孔号CH4CO2N2C2C8CH4CO2C2C8补1微量氮气甲烷带补2补3补4由上表可知，井田内3号煤层为氮气甲烷带。另据山西省煤炭工业厅晋煤瓦发XXXXXXXXXXXXX为瓦斯矿井。本井田大地构造位置处在我国东部新华夏构造体系第三隆起带的中段，即太行山隆起带，区域上断裂构造比较发育，褶曲亦发育。井田整体上受区域构造的控制，总体上为一向斜褶曲构造，倾角48。2013年7月由山西省煤炭工业厅综合测试中心编制了XXXXXXXX有限公司3号煤层瓦斯涌出量预测，预测结果为XXXXXXXX有限公司开采3号煤层以90万T/A产量生产时，矿井最大绝对瓦斯涌出量为542M3/MIN，最大相对涌出量为286M3/T；回采面最大绝对瓦斯涌出量为285M3/MIN，掘进面最大绝对相对涌出量为031M3/MIN。XXX煤业开采3号煤层期间属于瓦斯矿井，回采工作面瓦斯涌出占6567，掘进瓦斯涌出分别占1428，采空区瓦斯涌出分别占2005。在回采工作面瓦斯涌出中，开采层瓦斯涌出占9298，邻近层瓦斯涌出占702（见3号煤层瓦斯含量等值线图）。2）9号煤层本次勘查在补4号钻孔中采取了9号煤层瓦斯样，送至国家煤及煤化工产品质量监督检验中心进行了测试，测试结果如表63。9号煤层瓦斯含量统计表表63煤中自燃瓦斯成份（）煤中瓦斯含量（CM3/GDAF）钻孔号CH4CO2N2C2C8CH4CO2C2C8瓦斯分带补4由上表可知，井田内9号煤层为氮气甲烷带。3）15号煤层本次勘查在6个钻孔中均采取了15号煤层瓦斯样，送至国家煤及煤化工产品质量监督检验中心进行了测试，测试结果如表64。15号煤层瓦斯含量统计表表64煤中自燃瓦斯成份（）煤中瓦斯含量（CM3/GDAF）钻孔号CH4CO2N2C2C8CH4CO2C2C8瓦斯分带补1补2补3补4补5通风井由上表可知，井田内15号煤层为氮气甲烷带。3、9、15号煤层均为氮气甲烷带，XXX煤业虽为瓦斯矿井，但是在局部向斜轴等部位瓦斯含量可能会增大，该矿曾于XXX年X月XX日在井田北部工作面因风机发生故障，在检修风机时发生火花引起局部瓦斯燃烧，造成XXX事故，在今后生产中也应加强瓦斯监测预防工作，密切注意瓦斯集聚高的地段，并采取相应的防范措施，以确保安全生产。2、煤尘爆炸性井田内从未发生过煤尘爆炸现象。本次勘查在补3、补4号钻孔中分别采取了3、15、9号煤层煤芯样，送至国家煤及煤化工产品质量监督检验中心进行了测试，测试结果汇总见表67。煤尘爆炸性鉴定成果表表67孔号煤层号火焰长度MM加岩粉量爆炸性质备注补3补4补3由上表可知，3、9、15号煤层煤尘均有爆炸危险性。在生产中要及时洒水降尘预防煤尘飘散，及时清理巷道壁浮尘，预防煤尘爆炸事故发生。3、煤的自燃倾向性井田内从未发生过煤层自燃现象，无火区。本次勘查在补3、补4号钻孔中分别采取了3、15、9号煤层煤芯样，送至国家煤及煤化工产品质量监督检验中心进行了测试，测试结果汇总见表68。煤层自燃倾向性鉴定成果表表68孔号煤层号吸氧量CM3/G自燃等级倾向性质备注补33补49补315由上表可知，3号煤层为不易自燃煤层，9、15号煤层为自燃煤层，在煤矿生产过程中，要对永久性煤巷要喷浆保护，对废弃的采空区及废弃的巷道要及时密闭，同时加强相关的监测工作，确保安全生产。井田内各矿自投产以来井下未发现地温、地压异常现象。本井田属地温、地压正常区。二、水文地质条件（一）井田水文地质条件XXX煤业位于辛安泉域南部（见图51辛安泉域地质略图）。泉域边界东为XXXXX起带，是泉域隔水边界；南为XXXXX附近纬向可移动的地下分水岭；西为XXXXXX北北东向凹褶带；北为XXXXX可移动的地下分水岭。区域东部出露一套碳酸盐岩地层，呈长条状南北方向展布，含岩溶裂隙水，向西地势逐渐降低。区域中、西部属长治盆地，由黄土丘陵和低山组成，海拔8001200M。该盆地为新生界早期形成的断陷盆地，堆积物较厚，最大可达300M，其间含有若干孔隙含水层。区内尚有少量中生、古生界的碎屑岩出露，含一系列裂隙含水层，一般富水性弱。盆地范围内奥陶系、寒武系地层埋藏较深。区域主要河流为浊漳河，属海河流域漳河水系浊漳河支流。浊漳河分南、西、北三源。南源发源于长子县发鸠山，长13350KM；西源发源于沁县的漳源村，长8140KM；北源发源于榆社县柳树沟，长12980KM。南源和西源在襄垣县甘村附近汇合后又与北源在襄垣县合口村汇合，汇合后称浊漳河。在平顺县下马塔以东进入河南省。在山西境内河段长231KM，流域面积11311KM2，年径流量635108M3。区域内较大水库为漳泽水库，据1994年调查资料库容量1995108M3，年漏失量02108M3。另外还有一些小型水库，如陶清河水库、西堡水库、申村水库及屯绛水库等。（二）含水层（组）分布规律和特征井田内各地层岩性及含（隔）水性特征由新至老分述如下1、奥陶系碳酸盐岩裂隙、岩溶含水岩组为泉域主要含水岩组，包括奥陶系中下统及寒武系中上统碳酸盐岩，区域内广泛分布。峰峰组岩溶裂隙含水层在区内东部地区大多位于区域岩溶水位之上，为透水不含水层，而在长治市城区及其以西随着埋深增大，成为主要含水层之一。上、下马家沟组岩溶裂隙含水层为区内最重要的含水层。一般岩溶裂隙较发育，富水性强，但存在不均匀性。水质也有由东向西变差的趋势，如东部矿化度一般小于260400MG/L，总硬度为35694MG/L,属HCO3CAMG型水；中部矿化度在400500MG/L之间,总硬度为4461857110MG/L，属HCO3SO4CAMG型水；西部矿化度常大于1000MG/L,总硬度71388199886MG/L,属SO4HCO3CAMG及SO4CANA型水，区域奥灰水位标高为600660M。2、石炭系碎屑岩夹碳酸盐岩裂隙、岩溶含水岩组仅指上石炭统太原组一套海陆交互相沉积层，由砂岩、页岩夹36层灰岩组成，厚60100M，含水层为砂岩及灰岩，为层间裂隙岩溶水，富水性不一，泉水流量为0118M3/H，大部分地段富水性较弱。由于煤矿开采，补排条件受到破坏，部分地段被疏干。3、二叠系及三叠系碎屑岩类裂隙含水岩组厚度在1000M以上，含水层为砂岩，泉水流量多小于36M3/H，但局部构造有得地段有丰富的承压自流水，如沁县漫水一带在三叠系地层打井，水头可高出地面311M，自流量为1854M3/H，最大为1296M3/H,成为山西省碎屑岩地区少有富水带之一，矿化度250450MG/L，属HCO3CAMG型水。4、第四系松散岩类孔隙含水岩组主要分布于浊漳河及其支流，厚10100M不等，含水层为砾及砂砾层，水位埋深314M，钻孔单位涌水量为0711M3/HM，主要接受降水补给。在西流、王曲一带河床中还接受深部岩溶水补给，局部地段水头可高出地面，单位涌水量为72828M3/HM，矿化度小于500MG/L，属HCO3CAMG及HCO3SO4CAMG型水。综上所述，地表水不易补给地下水，也不利于地下水的富集。（三）井田水文地质勘查类型及复杂程度1奥陶系碳酸盐岩岩溶裂隙含水层奥陶系在井田内地表未有出露。岩性为灰色厚层状灰岩及泥灰岩，裂隙、溶洞较发育。据以往区域岩溶水资料及近年来岩溶水位总体持续下降的变化趋势分析，推测本矿井奥灰岩溶水层水位标高在645647M左右，低于井田内15号煤层最低底板标高（800M）。据邻区资料，深井出水量多在1530M3/H之间，单位涌水量为1530L/SM，水质类型一般为HCO3SO4CAMG型水。2石炭系太原组碎屑岩夹碳酸盐岩岩溶裂隙含水层该组地层在井田内未出露。含水层主要为五层石灰岩，K2、K3、K4、K5、K6石灰岩及中粗粒砂岩，根据钻孔揭露情况，除个别钻孔外，一般岩溶裂隙不发育。从简易水文情况看，除个别钻孔冲洗液漏失外，多数钻孔变化不明显。根据山西欣鹏地质勘测有限公司本次井田内施工的补3号水文孔抽水资料，太原组水位埋深3790M，水位标高为109860M，单位涌水量为0001700029L/SM，渗透系数为0005200098M/D，水质类型为SO4HCO3NACAMG型水，该含水层富水性较弱。但根据以往经验K2石灰岩富水性相对较强，K2石灰岩为15号煤层直接充水含水层。3二叠系山西组砂岩裂隙含水层山西组在井田内未出露。包括K7砂岩及3号煤层顶板砂岩裂隙含水层，构成3号煤层的充水水源。根据山西欣鹏地质勘测有限公司本次井田内施工的补3号水文孔抽水资料，山西组水位埋深2445M，水位标高为101205M，单位涌水量为00006L/SM，渗透系数为00012M/D，水质类型为SO4HCO3CAMG型水，该含水层富水性较弱，该含水层组属富水性弱的含水层。补3号钻孔抽水试验参数表表51抽水试验抽水层位水位标高（M）降深次数涌水量Q（L/S）水位降深S（M）单位涌水量Q（L/SM）渗透系数K（M/D）水质类型质量评定山西组1012051合格12太原组1098603合格4二叠系下石盒子组及以上砂岩裂隙含水层K8砂岩为山西组与下石盒子组分界，岩性以中、细粒砂岩为主，局部地段出现粗粒砂岩，一般裂隙较发育，局部充填。钻进至该层位时，钻孔消耗量变化明显，个别钻孔发生严重漏失现象。根据矿井邻区长治县王庄煤矿详查勘探资料，单位涌水量为000460034L/SM，渗透系数为002024M/D，矿化度为290490MG/L，PH值为7682，水质类型为HCO3CANA型，该含水层为弱富水性弱含水层。5第四系松散岩类孔隙水含水层该含水层组主要由具孔隙的亚粘土、砂、砾石等组成，区内大面积出露。水位埋藏一般较浅，主要接受大气降水补给，一般富水性较弱，水质较好，水位及水量季节性变化大。井田隔水层及其特征1本溪组隔水层该隔水层位于15号煤层之下，岩性以泥岩、粘土岩、铝质泥岩为主，夹薄层石灰岩，隔水性能较好，区域稳定连续。2本溪组以上隔水层山西组上部、下部有稳定连续沉积的泥岩、砂质泥岩、薄层细砂岩地层，有相对隔水作用；太原组中砂岩、灰岩含水层之间均发育有厚度不等的泥岩、砂质泥岩，因其结构致密相对不透水，均可起到层间相对隔水作用。（四）矿井涌水量预测13号煤层井田目前开采3号煤层，实际生产能力为595KT/A，矿井正常涌水量为293M3/D，最大涌水量为427M3/D。采用富水系数法预计3号矿井涌水量，计算公式如下KQ0/P0QKP式中Q预计矿井涌水量（M3/D）Q0矿井现涌水量（M3/D）P矿井设计开采量（T/D）P0矿井现开采量（T/D）K富水系数（M3/T）当3号煤层生产能力达到900KT/A时，3号煤层正常涌水量为443M3/D，最大涌水量为646M3/D。29、15号煤层本井田9、15号煤层尚未开采，下面依据井田内补3号水文孔资料，采用大井法预算9、15号煤层矿井涌水量02LG2361RRHMHKQ式中Q预算涌水量M3/D；M含水层厚度（M）；H水柱高度,为静止水位至含水层底板的距离（M）；S水位降深，为静止水位至疏干标高的距离（M）；K渗透系数（M/D）；R影响半径（M）；H含水层底板至疏干标高间的距离（M）；R0引用半径，视计算范围为不规则形状，R0F（1）开采9号煤层涌水量根据补3号孔太原组抽水资料预算，太原组含水层水位标高109860M，渗透系数（K）00098M/D，含水层厚度（M）1200M，9号煤层可采范围内最低底板标高为920M，由此确定水头高度HS109860920179（M）。R40910179586（M）098将上述参数代入公式Q136600098347（M3/D）根据以往经验，最大涌水量取正常涌水量的17倍，计算可得矿井最大涌水量为590M3/D。（2）开采15号煤层涌水量根据补3号孔资料，太原组含水层水位标高109860M，渗透系数（K）21791212LG586LG409KSRR1000098M/D，含水层厚度（M）2500M，15号煤层最低底板标高为800M，由此确定水头高度HS109860800299（M）。R908102991204（M）098将上述参数代入公式Q1366000981654（M3/D）另据井田西北侧约3KM的山西长治联盛太义掌煤业有限公司资料，当矿井生产规模达到900KT/A时，15号煤层正常涌水量为960M3/D，最大涌水量为1440M3/D。山西长治联盛太义掌煤业有限公司15号煤层水文地质条件与本井田相似，故采用太义掌煤业资料，15号煤层正常涌水量为960M3/D，最大涌水量为1440M3/D。随着矿井不断开采，采空面积不断增大，开采煤层不断向下山延深，矿井涌水量会增加的更大，因此建议做好防治水工作，特别是接近隐伏断层、陷落柱和采（古）空区时，一定要做到“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”，防治水害发生。目前矿井中央泵房配备三台MD155675型耐磨多级离心水泵，额定流量为155M3/H，其中一台工作、一台备用、一台检修，水仓容积1200M3。铺设两趟D150MM的排水管路，目前水泵能满足现阶段矿井涌水量的排出。三、煤层顶底板条件井田内3号煤层顶板为泥岩，抗拉强度为072MPA090MPA，平均081MPA，抗压强度为136MPA159MPA，平均148MPA，属软弱岩石，管理难度较大，抗剪强度为148MPA220MPA，平均184MPA；3号煤层底板22992525LG1204LG908为泥岩，抗拉强度为074MPA094MPA，平均084MPA，抗压强度为142MPA152MPA，平均132MPA，属软弱岩石，易发生底鼓，抗剪强度为161MPA228MPA，平均195MPA。9号煤层顶板为砂质泥岩，抗拉强度为184MPA，抗压强度为363MPA，属中硬岩石，裂隙不发育，管理难度一般，抗剪强度为431MPA；9号煤层底板为泥岩，抗拉强度为091MPA，抗压强度为173MPA，属软弱岩石，易发生底鼓，抗剪强度为176MPA。15号煤层顶板为石灰岩，抗拉强度为145MPA184MPA，平均172MPA，抗压强度为363MPA493MPA，平均414MPA，属坚硬岩石，裂隙不发育，管理难度一般，抗剪强度为424MPA462MPA，平均439MPA；15号煤层底板为泥岩，抗拉强度为077MPA091MPA，平均082MPA，抗压强度为152MPA173MPA，平均160MPA，属软弱岩石，易发生底鼓，抗剪强度为119MPA180MPA，平均158MPA。煤层顶底板岩石物理、力学性质试验成果表表61测试项目抗压MPA抗拉MPA抗剪MPA采样层段及岩石名称区间平均区间平均区间平均3号顶泥岩1361591480720900811482201843号底泥岩1421521320740940841612281959号顶砂质泥岩3631844319号底泥石灰363493414145184172424462439顶岩15号底泥岩152173160077091082119180158第二节矿井资源/储量一、资源/储