煤矿初步设计说明书

总论一、概述XX煤炭工业（集团）有限责任公司XX煤矿（以下简称XX煤矿）1965年6月由XX煤矿设计研究院设计，1966年开工兴建，1972年简易投产。2004年7月XX煤矿破产，2006年7月重组改制成股份制企业。XX矿采矿许可证编号为4100000320470，设计生产能力060MT/A，开采二叠系山西组二1煤层，采用立井斜井多水平开拓方式，现有主、副井为立井，现有回风井为斜井，为低瓦斯矿井。经过30多年的开采，二水平（150M）以浅资源已基本开采完毕，只余下东翼E21采区，且正在开采。三水平位于XX井田深部，距XX矿现有主井、副井、风井较远，水文地质条件复杂，涌水量较大，矿井现有排水、通风、供电能力已不能满足三水平的要求，对三水平进行设计是非常必要的。受建设单位委托，我公司于2006年11月份编制完成了XX煤炭工业集团有限责任公司XX煤矿三水平初步设计，XX煤炭工业集团有限责任公司以郑煤集团技字200711号文批复了该设计。2007年8月，完成了XX煤炭工业集团有限责任公司XX煤矿三水平初步设计安全专篇编制工作，XX煤矿安全监察局以豫煤监200739号文进行了批复。设计在深部新打三水平副井，用于排水和向东翼开拓掘进时提矸；在三水平西翼浅部外围，赵寨断层以北新打32风井，并规划了后期东翼风井；从主井煤仓向深部三水平布置央运输下山、并平行布置32轨道下山、32回风下山，仍采用原有主井进行煤炭提升，采用原有副井进行辅助提升；设计采用炮采放顶煤采煤方法。在建设过程中，受井下地质条件的变化、安全管理理念的变化及技术水平的影响，XX煤矿要求对井筒落底标高、采煤方法、提升方式、通风系统等进行修改。我公司遵照“精心设计，竭诚为客户服务的”宗旨，根据三水平在建设过程中实际揭露的地质条件，在对三水平建设情况充分调查的基础上，并结合矿方意见，按照国家现有法律、法规、规程、规范和要求对三水平初步设计进行了修改。本套修改设计包括三水平初步设计修改说明书、主要机电设备和器材目录、概算书及有关图纸。二、设计主要修改内容及修改原因（一）、矿建1、原设计三水平副井井底车场布置在340M水平L78灰岩中，为了井筒落底时不揭煤，把井底车场位置上提至3175M水平顶板砂岩中。2、原设计前期在三水平西翼浅部外围，赵寨断层以北新打32风井，用于32采区回风，后期开采东翼时利用到期停产的35独立区副井回风。由于政策的变化，35独立区已于2011年5月脱离XX煤矿，后期已不可能再利用35独立区副井为东翼风井（31风井），而三水平东翼又无布置风井的位置。为此，开采东翼时，平行三水平机轨大巷布置回风大巷，并与32回风下山连通，后期开采东翼时采用32风井回风。通风方式由原设计的对角式变更为中央分列式。32风井主要通风机由原设计的BDK548N020型变更为FBCDZ548N022型。3、原设计中央运输下山布置在L78灰岩中、32轨道下山布置在顶板砂岩中、32回风下山布置在煤层中。由于煤层赋存不稳定，难以把巷道固定在同一层位，本次修改设计根据实际揭煤情况把中央运输下山上段（赵寨断层以北）布置在煤层底板L78灰岩，下段布置在二1煤层中；32轨道下山上段布置在顶板砂岩中，下段穿煤层布置在底板岩层中；32回风下山布置煤层顶板砂岩中。4、原设计投产的采面为32081工作面，由于32081采面距深部魏寨断层较近，对其位置尚未完全控制，本次修改设计变更为32041工作面。5、原设计采用炮采放顶煤采煤方法，工作面采用单体液压支柱和型钢顶梁支护。为进一步提高机械化水平，提高安全可靠程度，降低工人劳动强度，根据矿方意见，本次修改设计变更为高档普采放顶煤采煤方法，工作采用ZH2000/20/28Z整体顶梁组合悬移液压支架支护顶板，配备MG170/410WD型电牵引采煤机。6、原设计煤巷掘进方法为放炮掘进，为进一步提高机械化水平，提高安全可靠程度，降低工人劳动强度，根据矿方意见，本次修改设计变更为综掘，综掘面配备EBZ160A型掘进机。工作面上、下付巷由原设计的94M2,变更为12M2、145M2。7、原设计三水平副井采用GKT2251530型单绳缠绕式双滚筒提升绞车提升，根据建设方在建设过程中定货性况，本次修改设计变更为现已定货的JKMD2254I型落地式多绳摩擦轮提升机。8、原设计三水平主排水泵房安装11台MD5005711型水泵，根据招标定货情况，本次修改设计变更为13台MD4506010型水泵。9、原设计井下选用2台KYH10/7型移动式空压机。为满足矿井压风自救系统的要求，本次修改设计，在三水平副井地面工业场地内设置空压机站，选用3台OGF40M3螺杆空压机。10、原设计三水平为高瓦斯区。而根据建设过程中实际测定数据，32采区二1煤层瓦斯含量为164875M3/T，平均603M3/T；预测三水平相对瓦斯涌出量812M3/T，绝对瓦斯涌出量为1054M3/MIN，应为低瓦斯区，三水平投产时应为低瓦斯矿井，本次修改设计按低瓦斯矿井设计。11、原设计防水闸门的型号为LM44/20002500型型弧形双扇防水闸门，耐压等级为44MPA。根据设计的三水平泵房及现有二水平泵房排水能力，矿井发生最大突水时（97年淹井时最大突水量为3440M3/H）也不会淹没二水平大巷（150M），本次修改设计把防水闸门变更为LM20/20002500型，耐压等级为204MPA。12、由于三水平开采范围的变化，资源储量的减少，服务年限由原设计172A调整为133A。13、按照安监总煤装2010146号文的要求，增加了安全避险六大系统的设计内容。三、编制的主要依据1、煤炭工业现行的法律、法规、规程、规范和有关规定；2、XX煤炭工业集团有限责任公司关于XX煤矿三水平初步设计的批复（郑煤技字200711号）；3、XX煤矿安全监察局关于XX煤矿三水平初步设计安全专篇的批复（豫煤监200839号）；4、XX煤炭工业（集团）XX煤矿三水平初步设计；5、三水平已完成的实际工程资料；6、新编XX煤矿三水平地质报告（2011年6月）；7、煤自燃倾向性等级、煤尘爆炸性鉴定报告（2011年6月）；8、XX煤矿三水平初步设计修改委托书。四、设计指导思想1、依靠技术进步，积极采用国内外先进技术和经验，全面提高矿井机械化和自动化水平。2、坚持以经济效益为中心，优化矿井开拓部署，做到布局合理、生产集中、系统完善、环节流畅，给矿井生产创造有利的条件。实现投入少、产出多、满足矿井接替需要。3、设计认真贯彻“安全第一、预防为主、综合治理”的指导思想，提高安全装备标准，增强防灾抗灾能力。4、注重保护和美化矿井环境，优化工业场地布置。五、设计主要特点（一）资源条件1、XX矿已生产多年，浅部相邻矿井已进行了多年的开采活动，已取得了比较准确的煤层厚度数据及相关地质资料，但三水平东翼31采区及41采区勘探程度不足，需进行补勘或进行三维地震勘探，提高勘探精度。2、本区开采对象为二叠系山西组二1煤层，煤层结构简单，局部有夹矸，煤层厚度变化大，全区大部分可采，属缓倾斜厚煤层，煤质为中灰、特低硫、低磷、高发热量的无烟煤，是良好的工业用煤和民用燃料。3、三水平面积3615KM2，地质资源储量214780KT，工业资源储量204830KT，可采储量103738KT，设计生产能力060MT/A，服务年限133A。4、地质构造复杂，深部的魏寨正断层及浅部赵寨正断层对本采区开采有一定的影响。5、水文地质条件复杂，涌水量较大，三水平正常涌水量为2000M3/H，最大涌水量为2800M3/H。6、三水平为低瓦斯区，设计投产的32采区二1煤层瓦斯含量为164875M3/T，平均603M3/T。7、二1煤煤尘无爆炸性，二1煤自燃倾向等级为级，属不易自燃煤层。（二）主要技术特点1、开拓开采利用现有的一对主、副立井进行煤炭提升及辅助提升，在井田中央深部新打一条三水平副井，作为排水井，并作为东翼矸石提升井及升降材料井，兼作进风井。在三水平西翼浅部外围，赵寨断层以北新打32风井，用于三水平回风，并作为矿井的一个安全出口。布置中央运输下山、32轨道下山、32回风下山、三水平机轨大巷及回风大巷进行煤炭运输、辅助运输及回风，形成立井多水平下山开拓方式，水平标高为3175M。在三水平副井底布置主排水泵房、变电所及水仓，形成独立的排水、通风系统。深部三水平副井净直径50M，安装排水管路。32风井净直径40M，安装玻璃钢梯子间。三水平划分为三个采区，分别为31、32及41采区，设计三水平首采区为西翼32采区，32采区采用双翼布置、走向长壁高档普采放顶煤采煤法，全部陷落法管理顶板。2、矿井提升利用现有的一对立井分别作为主提升和辅助提升，主井净直径40M，井深2605M,配备一对40T非标准箕斗，钢轨罐道，提升机为一台2JK315A型单绳缠绕式双滚筒提升绞车；副井净直径60M，配备一对10T非标加长罐笼，木罐道，设有金属梯子间，提升机为一台2JK315A型单绳缠绕式双滚筒提升绞车；设计新打三水平副井配备一台JKMD2254I型落地式多绳摩擦轮提升机，方钢罐道。4、通风由现有副井及深部三水平副井进风，32内井回风，通风方式为中央分列式，通风方法为抽出式。总需风量80M3/S、32风井配备2台FBCDZ548N022型对旋轴流式风机。5、排水三水平副井底排水泵房设计采用13台MD4506010型矿用水泵。6、新增井巷工程深部三水平副井、32风井、中央运输下山、32轨道下山及32回风下山、三水平机轨大巷、三水平回风大巷井底车场、主排水泵房、井底变电所、水仓、32采区上下车场、32采区中部车场、三水平煤仓及区段溜煤眼、首采工作面巷道等工程。7、井巷支护根据本矿井的实际条件，结合该矿的具体特点，三水平副井及32风井采用砼浇灌支护，主排水泵房、主变电所、大巷等岩石巷道采用锚喷支护，煤层巷道采用U型钢可缩性支架或矿工钢梯形棚支架支护。8、供电本着安全、可靠的原则，设计在三水平副井工业场地建以北50M处新建110KV变电站，采用110KV架空线双回路供电,电源取自观音堂110KV变电站。在三水平副井工业场地新建10/04KV变电所一座,设计32风井由XX矿工业场地内6KV变电站直接供电。9、瓦斯抽放建立井移动瓦斯抽放站，对采空区瓦斯进行抽放。10、监测监控设计仍采用现有KJ101N型监测监控系统及KJ128型人员定位系统。11、设计增加井下安全避险“六大系统”，在三水平副井井底车场设置永久避难硐室1座，在32采区设置临时避难硐室2座。六、主要技术经济指标1、设计生产能力060MT/A2、服务年限133A3、井巷总工程量125129M2453722M3）其中煤巷21440M，岩巷1036819M4、掘进率2085M/KT（40895M3/KT）5、工业建构筑总体积119638M36、行政公共建筑物总面积705M27、占地面积1524HM28、建设工期65个月建井工期60个月、准备期5个月9、建设项目总资金3503656万元10、吨煤投资58394元/T七、存在问题及建议1、影响三水平生产能力的主要因素之一是煤厚变化，煤厚变化的规律性尚待进一步查明。2、三水平勘探程度有限，煤层存在不可采区或无煤带，煤层底板起伏较大，断层比较发育，这些不确定因素尚待进一步查明。3、三水平涌水量预测主要针对近10年来的资料进行，缺少三水平水位监测资料，有待更深入的开展三水平水文观测，使预计的矿井涌水量结果更加切合实际情况。4、三水平局部可能存在高瓦斯区，但瓦斯分布规律性尚不明确，今后应当加强该区瓦斯地质工作，确保煤矿安全生产。5、三水平水文地质条件复杂，深部魏寨断层为导水断层，因此必须严格执行煤矿安全规程及煤矿防治水规定，防止断层突水事故的发一。6、三水平深部为水库压煤，在水体下开采时要提前编制水体下开采设计并报有关部门审批。第一章井田概况及建设条件第一节井田概况一、交通位置XX煤矿位于XX省新密市岳村镇境内，东北距XX27KM，西距新密市15KM地理坐标为东经11328021133220，北纬343203343348。郑密公路距本矿1KM，从本矿北侧通过，密杞公路距本矿2KM，从本矿南侧通过，本矿铁路专用线与郑煤集团新郑至新密铁路在宋寨接轨，交通便利。矿井交通位置图见图111。图111XX煤矿交通位置图二、自然地理1、地形地貌本区处于秦岭纬向构造带东段，北亚带嵩山隆起东侧的荥密背斜与龙坡寨背斜之间的复向斜和新华夏构造带的复合区，为中朝陆台的西南缘。区域地貌呈北、西、南三面高东面低，开阔的箕形盆地形态，属低山丘陵区。地面标高一般为200350M之间，区内沟谷十分发育，属典型的构造侵蚀切割地形地貌景观。区域内除部分沟谷中有基岩出露外，其余均被黄土覆盖。2、水系本区属淮河流域颖河水系。区内无较大河流，在和平嘴金兰寨一带有五星水库，库容量30MM3，存水条件较好，水流最终汇入双洎河。3、气象、地震本区属亚热带向暖温带过渡的大陆性气候，夏季炎热多雨，冬季寒冷干燥。根据密县气象站1971年至1995年气象资料记载，本区年极端最高气温418，最低气温178，年平均气温为140。年平均降水量6579MM，年平均蒸发量18450MM，蒸发量是降水量的28倍，蒸发量远大于降水量。每年降水量多集中在七、八、九三个月，占全年降水量的60以上。夏季多东北风，冬季多西北风及西风，最大风速20M/S。最大积雪深度20CM，最大冻土深度20CM。据中国地震动峰值加速度区划图（GB183062001），本区地震动峰值加速度G为01，对应的地震烈度为度区。据密县县志记载，区内曾发生数次地震，震级不详，1976年XX市十八里河曾发生28级地震，1990年登封告城一带曾发生了约3级地震。三、矿区经济发展情况新密市地处中原腹地，土地肥沃，人口稠密，面积1001KM2，辖10镇5乡。主要粮食作物有小麦、玉米、谷子、红薯等，主要经济作物有花生、油菜和瓜果等，矿产资源有煤炭、铝矾土、水泥灰岩等，已形成了煤炭、造纸、建材、耐火材料为支柱及新兴的化工、机械、电力、服装为补充的工业生产体系。四、矿区开发简史区内煤矿开采历史悠久，从唐朝便开始采煤。XX煤矿浅部以及西部、东北部小煤窑众多，根据XX煤矿对周边小煤窑的调查，井田内共有小煤窑27个，其中开采二1煤22个，一1煤2个，七3煤3个。井田西翼的16井及东翼的35井与本次设计的三水平相邻。五、地面建筑、设施三水平地面对应有马沟村、和平嘴村、五星水库大坝、进矿铁路、已停建多年的赵寨电厂等设施。采掘活动对地面村庄影响较大。第二节矿井外部建设条件及评价一、运输条件矿区内公路纵横成网，四通八达，与XX、登封、新郑、许昌等主要城市之间均有公路相通，本矿铁路专用线与郑煤集团新郑至新密铁路在宋寨接轨。本矿交通便利，运输条件较好。由于本矿距XX较近，距京广铁路及京珠高速较近，区位优势较为明显。二、电源条件本矿原有主、副井工业场地地面变电所电源取自岳村35KV变电站，新设计三水平副井工业场地新建110KV变电站电源取自观音堂110KV变电站，矿井供电电源可靠。三、水源条件本矿井地下水丰富，目前本矿直接抽取地下灰岩水及砂岩水作为生产生活用水。矿井排水经处理后，也可供矿井生产用水。四、通信条件利用现有的集团公司综合信息网，矿井地面行政调度通讯采用HJD04RM1024数字化程控交换机控制系统；井下调度通讯ESETMTD958型程控交换机指挥系统，二者已实现联网，矿内外、井上下通讯畅通。五、主要建筑材料供应条件土产材料砖、瓦、石子和料石均可就地供应，钢材、水泥和木材等物资可经公路直接运至三水平副井工业场地。六、外部建设条件综合评价由于本矿井距XX市较近，区位优势明显，因此，本矿交通运输、供电及通信条件较好。本矿井地下水丰富，三水平正常涌水量达2000M3/H，水源充足可靠。第三节矿井平资源条件一、地质特征（一）地层XX煤矿位于新密煤田北部，新密煤田位于华北地层区嵩箕小区东部，区域地层从老到新发育有太古界元古界，古生界寒武系、奥陶系、石炭系和二叠系，中生界三叠系，新生界第三系和第四系。三水平大部被第四系覆盖，局部有第三系泥灰岩出露。1、奥陶系统马家沟组（O2M）出露于井田外围北部及西南部，在三水平属于隐伏地层，厚70M左右，与下伏寒武系呈平行不整合接触。为兰灰深灰色厚层状石灰岩、角砾状石灰岩，致密、质纯性脆。底部具有一层不太稳定的角砾状泥质灰岩，下部为灰黄色薄层状泥灰岩夹绿色泥岩，顶部为浅灰灰黄色薄层泥质灰岩、豹皮灰岩，具角砾状结构。2、石炭系（C）由中统本溪组（C2B）和上统太原组（C3T）组成，厚44108M，平均厚7408M，与下伏奥陶系呈平行不整合接触。（1）石炭系中统本溪组（C2B）自奥陶系石灰岩顶到一1煤层底，厚0791826M，平均769M。为青灰色铝质泥岩，含红色铁质、硅质及菱铁质结核，具鲕状、豆状结构，底部偶见山西式铁矿层，为赤红色褐铁矿，呈透镜状、极不稳定。（2）石炭系上统太原组（C3T）自一1煤层底至L9石灰岩顶，厚52328419M，平均6639M，含煤9层，和下伏本溪组整合接触。太原组为一套海陆交互型含煤岩系，根据其岩性组合特征，由下而上分为下部灰岩段、中部砂泥岩段和上部灰岩段下部灰岩段自一1煤层底至L5灰岩顶，厚20354409M，平均2801M。由L1L5五层深灰色隐晶质灰岩、砂质泥岩、细粒砂岩及一113一2、一313、一4、一5煤组成。L1L3灰岩常合并为一层（L13），层位稳定，厚度较大，一般平均厚1594M，常构成一1煤层之顶板，灰岩中含燧石结核及动物化石，岩溶裂隙较为发育，见有溶洞。L3、L4石灰岩之间发育砂质泥岩和细粒砂岩。L5灰岩一般厚0863M,平均551M，含有黑色燧石结核，全区较稳定，岩溶裂隙发育，钻孔见溶洞04M。石灰岩之下普遍发育薄煤层，一1煤较稳定，局部可采，其它煤层不可采。中部砂泥岩段自L5灰岩顶至L7灰岩底，厚10004080，平均2536M。由灰深灰色泥岩、砂质泥岩、细中粒砂岩、L6灰岩及薄煤层组成。中下部为灰深灰细中粒砂岩（胡石砂岩），厚02412，平均580M，局部含砾，含较多的云母片，发育黄铁矿结核，具波状层理，韵律明显，向下变细；中部为泥岩和砂质泥岩；上部发育L6灰岩，其下产一6煤，L6灰岩稳定性较差，有时相变为中粗粒砂岩。L6灰岩之上为泥岩和砂质泥岩，顶部发育一7煤。上部灰岩段自L7灰岩底至L9石灰岩顶或菱铁质泥岩，厚7292072，平均1294M。由深灰色隐晶质灰岩、泥岩、砂质泥岩、细粒石英砂岩及两层不稳定煤层组成，发育L7、L8、L9三层灰岩，含燧石条带和动物化石；其中L7、L8层位稳定，常出现合层（L78），厚3481664M，平均1098M，岩溶发育，局部见05M溶洞。L8灰岩之下产一8煤，不可采。3、二叠系（P）下起L9石灰岩顶，上止金斗山砂岩（SJ）底，包括下统山西组、下石盒子组，上统上石盒子组、石千峰组，由于风化剥蚀，井田内仅保留了石千峰组的平顶山砂岩段及其以下地层，保留厚度大于600M，与下伏太原组整合接触。4、第三系（R）井田内缺失下统，与下伏各地层不整合接触，厚90M。底部为2M左右的砾石层，下部为紫红色、灰白色含砾泥土，固结较差，其上为杂色砂质粘土、泥质砂岩、粉砂岩及粗粒砂岩。中部、上部为灰白色厚层状淡水灰岩，含泥质和硅质，具蜂窝状溶洞，风化后为粉渣状。5、第四系（Q）厚20M左右、超覆于各时代地层之上。下部为坡积及冲积的砂、卵石层；中部为棕红色亚粘土夹有钙质结核；上部为黄土和耕植土，常见有姜结石。（二）构造1、区域构造特征新密煤田位于嵩山背斜与凤后岭背斜之间的复式向斜内，基本构造形态呈一近东西向向东倾伏的复式向斜，主要构造线为北西西向，到西部有向南偏转呈北东向的趋势，构造形迹在西部有所出露，地层倾角1030，断层多为高角度正断层，大都具有南升北降成阶梯状组合的特点。主要褶皱有新密复向斜（南翼构造较复杂，并伴有逆断层）、芦牛向斜和新郑背斜、浮店背斜；主要断层有关口断层、王口断层、牛店断层等，常构成煤田或井田的边界。新密煤田区域构造形迹主要形成于燕山期和喜山期，燕山期构造运动以南北向挤压应力为主，喜山期构造运动以NWSE向挤压应力为主，并对前期构造形迹进行改造，两期构造运动的复合叠加及其后期的改造作用形成了新密煤田特有的构造迹象。2、井田构造特征井田位于新密复向斜的北翼，总体构造形态为地层向南倾的单斜构造。地层倾角一般20左右，有一定的起伏，西南侧形成宽缓的南倾向斜魏寨北向斜。发育落差大于20M的断层13条，分NWSE和近EW两组（图32）。构造形迹以南升、北降的阶梯状正断层为主，评定为较复杂的类。魏寨北向斜N魏寨北向斜魏寨北向斜图121XX井田构造纲要图3、三水构地质造（1）褶皱魏寨北向斜位于井田西南部，延伸方向NWSE，长度为50KM，为一不对称向斜，北翼平缓，南翼较陡，轴部在地表未出露，全部由钻孔揭露，勘探阶段对该向斜已经控制。生产过程中发现二1煤层底板有不规则的坡状起伏，西南部起伏程度高于东北部。（2）断层三水平勘探期间共揭露落差大于20M的断层4条，多为高角度正断层，详见表121。三水平主要断层特征表表121产状名称性质走向倾向倾角上盘岩层下盘岩层落差（M）控制钻孔魏寨断层正断层NWSENE6070L8灰岩O2灰岩701203补79、3补79、B7/CK8、B7/CK9、B10/CK45赵寨断层正断层EWN6575L6灰岩底O2灰岩7613补64、14补62、15补68、16补67、11补12赵寨南断层正断层EWN6474L6灰岩底O2灰岩3815补68魏寨南断层正断层NWSENE60P2白云质灰岩300B7/CK12主要断层特征如下魏寨断层为三水平深部自然边界，正断层，延伸方向NWSE，井田内长度约90KM，倾向10，倾角6070，落差大于100M。该断层在西部姚山、井沟和魏寨等地地表有出露，井田内3补79、6补78、B7/CK8、B10/CK45等4个钻孔控制，控制可靠。赵寨断层正断层，从东部进入井田，向西落差逐渐变小，于11勘探线东尖灭，延伸方向近EW，长度33KM。倾向N，倾角6575。由13补64、14补62、5补68和16补67孔控制，控制严密。赵寨南断层正断层，位于赵寨断层南，西部起于赵寨断层，向西逐渐落差变小,于15勘探线东尖灭，延伸方向近EW，长度07KM。倾向N，倾角6474。由5补68孔控制，控制程度较差。魏寨南断层位于魏寨断层南部，正断层，延伸方向NWSE，长度30KM。倾向NE、倾角60，落差大于300M。在6勘探线西切断二1煤层露头线，B7/CK12孔中上石盒子组和寒武系白云质灰岩接触，控制程度较差。根据该水平断层密度（落差大于5M断层35条/KM2）和二1煤属较稳定煤层（结合省局专家评审意见按KM093评定）以及煤层底板起伏较大等因素，按照矿井地质规程（构造复杂程度共分四类）综合评定XX矿构造复杂程度为类，即属地质构造较复杂型矿井。4、岩浆活动井田内无岩浆侵入。二、煤层及煤质（一）煤系地层含煤性1988年勘探报告本区煤系地层主要有太原组（一煤组）、山西组（二煤组）、下石盒子组（三六煤组）上石盒子组（七九煤组），属多煤组多煤层地区。含煤地层总厚度674M，共含煤9组，计33层，煤层总厚4742M，含煤系数73。其中下石盒子组中的三煤组不含煤，多为泥岩代替。经过多年开采并结合勘探资料综合评价得出井田内含煤地层为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组和下石盒子组、二叠系上统上石盒子组，包含九个含煤组段，总厚66719M，含煤25层，煤层总厚1819M，含煤系数273。太原组含煤9层，其中一1煤层为局部可采煤层；山西组为主要含煤地层，发育二0、二1、二3煤等3层，下部的二1煤层为大部可采煤层，其余煤层均不可采；上、下石盒子组含煤分别为8层和5层，均不可采。可采煤层总厚794M，可采煤层含煤系数为119。（二）可采煤层赋存特征区内主要有两层可采煤层，其中山西组二1煤大部分可采，太原组一1煤局部可采，其余均为不可采。煤层倾角大多为827，平均17。1、一1煤层位于太原组底部，上距二1煤层平均7463M，下距奥陶系灰岩顶界平均1148M。井田内有58孔穿见一1煤层层位，可采见煤点32个、占55，不可采见煤点和零煤点26孔、占45。煤层厚度变化较大，厚0244M、平均096M，为局部可采之薄煤层。煤层结构较复杂，大部分钻孔含一层夹矸，由于局部地段夹矸厚度大于煤层最低可采厚度，将一1煤层分为一11、一12和一13煤3层，夹矸岩性为泥岩、砂质泥岩。煤层直接顶板为L1灰岩、厚3611226M、平均991M，局部有伪顶；底板为C3B铝土质泥岩。综合评定一1煤属不稳定煤层。2、二1煤层二1煤层赋存于山西组下部，埋藏深度为23809M，埋藏标高为240545M；上距砂锅窑砂岩平均6502M，下距L9石灰岩平均724M。本区前后累计施工钻孔29个，其中井筒检查孔1个，长期水文观测孔1个。井田范围内穿见二1煤钻孔28个，占966。勘探阶段共揭露不可采区或无煤带2个。二1煤层结构较简单，大部分不含夹矸，仅有19个孔含15层夹矸，厚001073M，岩性以炭质泥岩为主、次为泥岩，局部地段煤层含泥质包体。二1煤层伪顶为炭质泥岩，不稳定，易跨落，厚0240M；直接顶板为砂质泥岩、泥岩；老顶为大占砂岩，以中粒砂岩为主。大部分直接底板为砂质泥岩、泥岩夹细粒砂岩，间接底板为太原组L9石灰岩。煤层厚度变化情况井田内二1煤层厚度变化大、厚01935M、平均618M，为薄特厚煤层。根据矿井地质规程中煤层稳定性评价的主、辅指标公式，求得二1煤层的可采性指数为093（属较稳定煤层），煤厚变异系数为78（属极不稳定煤层），结合省局专家评审意见，确定二1煤层为较稳定煤层。煤厚短距离突变以及底板起伏变化和小断层的发育，一直是困扰矿井生产能力的主要因素之一。区内这类断层和不可采薄煤带随着开采范围的加大依然存在。煤层厚度短距离内急剧变化以及不可采薄煤带的发育规律尚待进一步研究；三水平东翼勘探控制程度不能满足煤矿正常的采掘要求，目前正在进行补充勘探工作。（三）煤质1、煤层物理性质和煤岩特性（1）煤的物理性质二1煤层为黑灰黑色，玻璃光泽，以粉状、鳞片状为主，强度很低，手捻即成煤粉，易污手。煤层中下部常有碎粒或块状煤分层，含有方解石或黄铁矿结核，其硬度大，不易破碎。煤层视密度为136M3/T（资源储量估算采用140M3/T），真密度为148M3/T。（2）显微煤岩特征根据2005年XX省煤炭地质勘察研究院提供的XX煤矿资源潜力调查报告资料，二1煤显微煤岩组分中有机质组分含量一般为95，有机质组分中以镜质组为主，约占65，为均质镜质体、少量基质镜质体、含一些杂质；偶尔可见结构镜质体，细胞结构因受挤压而破碎，镜煤最大反射率（RMAX）为246280。半镜质组约占有机质组分的26，以半基质镜质体为主，油浸镜下为浅灰白色，呈团块或细条带状分布；半丝质组和丝质组含量较少，油浸镜下呈亮黄白色，细胞结构破碎成弧形或星点状。无机组分含量为5左右，以粘土矿物为主，呈浸染状或结核状分布在有机质中；可见少量的硫化物、碳酸岩、氧化物类。2、化学性质和工艺性能（1）煤的元素组成（据XX煤炭地质勘察院，2005）二1煤浮煤以碳元素（CDAF）为主，占91629376，平均9236；其次为氢元素（HDAF），小于344368；氮元素（NDAF）占136168，平均151；氧硫元素（ODAFSDAF）含量173299、平均235。（2）煤的工业分析及有害元素组成煤的工业分析结果和有害元素组成见表43。按GB/T1522412004、GB/T1522422004、MT/T5621996和MT/T8031999标准，二1煤属低中灰、特低硫、低磷、一级含砷煤。生产煤样灰分较高，属中高灰煤。（3）煤的工艺性能二1煤原煤发热量（QGRVD）为27433253MJ/KG，平均3003MJ/KG；浮煤发热量（QGRVD）33753441MJ/KG，平均3399MJ/KG。二1煤工业分析及有害元素测试结果统计表表123二1工业分析有害组分测试结果统计（）项目煤层MADADSTDPAS二1最小值08392202800110104最大值166196204300314104平均值199138603400212104点数181816443、煤种确定（1）煤的成因类型从二1煤显微煤岩组分及保存完好结构镜质体的细胞结构来看，成煤植物是高等木本植物，均属腐植煤。（2）煤类二1煤浮煤挥发份为8941066、平均为936，胶质层厚度（Y值MM）为0，G值为0，镜质组最大反率246280，二1煤3号无烟煤。4、煤的工业用途综上所述，二1可以作为一般动力用煤和民用煤。5、其它有益矿产赋存于本溪组底部的青灰色铝土质泥岩或铝土岩，具鲕状、豆状结构，含铁质、硅质等成分，致密坚硬，底部偶见山西式铁矿（赤铁矿、褐铁矿），呈透镜状，极不稳定。由于井田勘探阶段揭露钻孔有限，难以作出评价。三、水文地质条件（一）地表水区内无较大河流，在和平嘴金兰寨一带有五星水库，库容量30MM3，存水条件较好，但与下部煤层相距400600M，对开采影响不大。（二）主要含水层与隔水层根据地层时代、岩性及富水程度，井田内共划分了7个含水层组和4个隔水层段，分述如下1、含水层（1）奥陶系灰岩岩溶裂隙承压含水层为灰白色、浅灰色厚层状隐晶质灰岩，井田内有41个钻孔揭露该含水层，最大揭露厚度6635M（12A补32孔）；岩溶裂隙发育，但不均一；钻孔中见溶洞高度030M，富水性强、导水性好，是矿区最为丰富的含水层。据前两次勘探抽水试验资料Q000340068L/SM，K000140116M/D，为HCO3MGCA型水，PH值为7880，总硬度135德国度，矿化度小于059G/L。该含水层上距二1煤底板562810897M，平均847M。上距一1煤底板0791826M，平均769M，是一1煤开采的直接充水含水层，也可通过其它导水通道对二1煤开采造成水害。目前奥灰水平均水位标高为500M。（2）太原组下段灰岩岩溶裂隙承压含水层由L1L5五层深灰色灰岩组成。L13灰岩厚6992299M、平均1595M，岩溶裂隙发育，富水性强，上距二1煤45758044M，平均6096M。据12A补32和13补48孔抽水资料Q分别为2140和0171L/SM，K分别为11850和0584M/D，为HCO3MGCA型水，PH值为7880。目前L13灰岩含水层水位标高为300M。L5灰岩厚0863M,平均551M，岩溶裂隙发育，钻孔见溶洞04M，井下突水点突水量最大达500M3/H，稳定水量300M3/H，上距二1煤31656846M，平均4882M。（3）太原组上段灰岩岩溶裂隙承压含水层为二1煤底板直接充水含水层，由L7L9三层灰深灰色中厚层状灰岩组成。L78灰岩稳定，厚1502316M，平均1098M，岩溶裂隙发育，局部见05M宽溶洞，上距二1煤0102817M，平均1002M。L9灰岩不稳定，有的地段缺失。据13补48孔注水资料，钻孔单位涌水量0053L/SM，渗透系数0387M/D，现水位标高120M。井下突水点最大突水量210M3/H，稳定水量为150M3/H。（4）二1煤顶板砂岩孔隙裂隙承压含水层系指二1煤以上100M范围内的灰白色中细粒或中粗粒砂岩（俗称大占砂岩、香炭砂岩和砂锅窑砂岩），为二1煤层顶板直接充水含水层，局部裂隙发育，往往有方解石脉充填；最多含68层，一般有45层，厚度24457511M，平均4746M。该含水层静止水位标高2002923916M，含水不均匀，钻孔单位涌水量00063L/SM，渗透系数0013701791M/D，为HCO3CAMGNA型水，PH值为7082，为弱的裂隙承压水含水层，正常情况下对开采二1煤层影响不大。（5）上、下石盒子组砂岩孔隙裂隙承压含水层多为细粒砂岩，局部有中粒砂岩，为弱含水层，因距二1煤层较远，充水意义不大，故不再祥述。（6）第三系泥灰岩含水层第三系为白色、浅灰白色泥灰岩，裂隙不发育，局部有小溶洞。地表蜂窝状空洞发育。（7）第四系砂、砾石孔隙含水层第四系为黄土状亚粘土和黄土状亚砂土。底部含钙质结核与透镜状碎石层，底部含水与第三系灰岩水有直接水力联系，地下水流方向大致由北向南。2、隔水层（1）本溪组铝质泥岩隔水层位于奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层之上，主要为灰白色铝质泥岩、深灰色炭质泥岩和泥岩，厚度变化大，厚0791826M、平均796M，一般起不到隔水作用。（2）太原组中部砂泥岩隔水层系指L5L7之间的泥岩、砂质泥岩、细砂岩、粉砂岩等，厚10004080M，平均2536M。该隔水层位于太原组上、下段灰岩高承压水头含水层组之间，隔水良好。（3）二1煤底板隔水层系指二1煤底至L9顶的泥岩、砂质泥岩、细砂岩、粉砂岩等，厚012817M，平均1002M，矿区中部厚，东西两边变薄。该隔水层由于局部太薄或被断层切割，隔水性差，因此开采二1煤层时要特别注意底板遭遇断层而可能引起的水患。（4）二叠系中、上段隔水层系指二1煤上100M起到上部基岩剥蚀面的二叠系上、下石盒子组、石千峰组，主要包括泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩、粉砂岩等，厚度一般在100M以上，其间夹有数层中、粗粒砂岩含水层，但被隔水层阻隔，水力联系较差，总体上表现为隔水性，能有效阻隔地表水、浅层地下水进入矿井。（三）矿井充水因素分析矿井充水的基本条件有两个一是矿井存在充水水源，二是存在连接充水水源与矿井之间的导水通道。只有这两个条件同时存在，才能形成矿井充水。矿井充水水源主要包括大气降水、地表水、地下水和老空水。1、矿井充水水源（1）大气降水大气降水对地下水的补给主要受地形控制。依地表汇水条件，地表汇水地形可分为汇流地形（低洼谷地）、滞流地形（坡度小，起伏不大的平原和台地）和散流地形（坡度大，切割强列的山脊和山坡）。不同的入渗条件和地形的结合，会构成不同的降水入渗补给条件。一般汇流地形最有利于大气降水时矿井涌水的入渗补给，而散流地形则不利于大气降水对地下含水层的补给。地表的滞水条件除地形因素处，还常会受到植被、耕土层结构等的影响，一般来说，地表植被越发育，耕土层厚而疏松的地表条件会延长大气降水在原地的滞流时间，从而减少了地表迳流量而增加对矿井涌水的补给。（2）地表水二1煤在井田北部、东北部有大面积露头，而区域内的春马河就流经矿区东北部，当在矿区东部开采二1煤时，河水可能顺着第四系沙砾石层渗入煤系地层，再通过煤层顶、底板含水层向矿井内充水，这样地表水也成为了矿井的直接充水水源。地表水渗入水量受大气降水影响，季节性强，旱季水量小，雨季水量大且集中。五星水库，库容量30MM3，存水条件较好，但与下部煤层相距400600M，经XX煤矿32采区水库下采煤可行性研究报告确认，32采区覆岩按中硬和坚硬岩性来计算，得出各计算点的残留安全煤岩柱尺寸对覆岩为中硬岩性而言其值均在200M以上，对覆岩为坚硬岩性各计算点均在150M以上，即各计算点的防水安全煤岩柱尺寸均小于实际基岩岩柱尺寸。因此，在正常情况下，导水裂缝带是不会波及地表上的五星水库底部，32采区西翼在五星水库下进行采煤是可行的。（3）地下水顶板水二L煤直接顶板为砂质泥岩，厚03596M，老顶为大占砂岩。其上部为香炭砂岩及砂锅窑砂岩，构成了二1煤层顶板含水层。顶板含水层水量一般不大，在采动时会发生滴水、淋水或小量突水，涌水量一般为350M3/H。该含水层虽然富水性不强，地下水渗透能力较差，水循环条件不畅，但由于该含水层整体上厚度较大，在地表直接裸露接受大气降水或其它地表水体的补给，在一些隐伏露头区还可接受第四系潜水含水层水的补给，地下水具有较大的静储量。1996年11月24日1501L运输顺槽顶板突水时，就是因为接受了雨水补给，最大瞬时突水量曾达到237M3/H。在二L煤回采过程中，顶板隔水层会受到采动破坏，顶板水通过导水裂隙带进入巷道或工作面，往往呈现出涌水水量由小到大再到小的突水过程。也就是说突水前期一般有先兆，突水后期水量会逐渐衰减，多为淋水或小股水，一般不会对矿井造成大的灾害。但在实际生产过程中，由于XX煤矿二L煤层煤质较软，往往涌出时连水带煤，特别是在回采工作面顶煤放不净的情况下，容易将井下设备淤塞，造成事故。底板水底板突水在XX煤矿矿井充水中占主要地位。1972年投产以来共发生过大小突水82次，而底板突水点占矿井突水点总量的50以上，底板水主要为太原组灰岩水和奥陶系灰岩水，这两层含水层（组）全区发育，长期困扰矿井安全生产，矿井80左右的水量来源于此，是矿井防治水的重点和难点。XX煤矿二1煤层底板太原组灰岩含水层（组）距离奥陶系灰岩含水层距离，平均距离不到10M，奥陶系灰岩水极易通过太原组灰岩裂隙或断层破碎带导入二1煤层，成为二L煤开采的间接充水水源。连通试验资料表明，太原组灰岩含水层（组）和奥陶系含水层有较好的水力联系，经常受到奥陶系灰岩含水层的补给。奥陶系灰岩含水层具有分布面积广、厚度大、水压高、储量丰富等特点，一旦突水将会对矿井带来巨大损失。老空水老空水一般为封存的“死水”，属静储量，但具有一定的静水压力，所以其充水特点是突发性强，来势猛，持续时间短，破坏性强，有害气体含量高，对人身和设备损害较大。据XX煤矿对周边小煤窑的调查得知，井田内有小煤窑2个，分别位于该水平东西两侧，存在老空可疑区，一旦在生产中揭露老空区，将危及井下人员人身安全，同时还会造成矿井重大损失。所以在靠近老空区采掘时，必须边探边采，保证安全。2、充水通道充水通道是矿井充水的另一个先决条件，只有查明充水通道的位置、规模、连通性以及充水通道的性质后，才能有的放矢地进行矿井水害防治，确保煤矿安全生产。充水通道的类型主要有断层、裂隙、溶洞、废弃巷道和封闭不良的钻孔等。现将XX煤矿矿井充水途径分述如下（1）断层及裂隙通道XX矿地质、水文地质条件复杂，主要是由于构造引起的。矿井自投产以来，经钻探和直接揭露的大、中、小断层一百余条，其中落差在20M以上的断层13条，520M的断层32条，小于5M的断层上百条。这些断层大部分属张扭性断层，破坏了二1煤顶、底板隔水层的完整性，断层及断层带的岩溶裂隙发育，使各含水层相互沟通。矿井较大的突水点大多出现在断层及其附近，如A1石门突水点及26采区外环水仓突水点。1975年5月23日，在A1石门（13M标高）L5灰岩突水时，曾在地面钻孔12A补32孔进行连通试验，该孔至突水点水平距离160M。分别在L78、LL3、O2灰岩中投放荧光红试剂，在A1石门突水点取样。用比色法分析，均有荧光红显示，证明L78、L5、L13、O2等各含水层均有水力联系及连通通道。且当L78、L5灰岩有较大突水时，地面LL3、O2灰岩观测孔内水位都有明显下降，这都说明断层及岩溶裂隙是矿井良好的充水通道。1997年5月5日发生的淹井事故，其原因是在26采区水仓掘进过程中遭遇断层，造成二1煤层以下石炭系只有08M，石炭系、奥陶系近200M地层缺失。由于突水点南侧存在魏寨支断层，加上落差15M小断层的影响，底板直接与寒武系灰岩接触造成突水。此次突水点最大涌水量达到3440M3/H（据突水点台账资料），突水总量为112MM3，直接经济损失上亿元。因此，在矿井生产中应予以高度重视。（2）人为采掘形成的裂隙通道XX矿二1煤层属厚煤层，但煤厚变化很大。其变化范围在01935M之间，平均煤厚618M，可采性指数093，煤厚变异系数78，结合省局专家评审意见确定为较稳定煤层。二L煤层的采掘活动会破坏二1煤顶、底板隔水层的完整性，顶板砂岩水、底板灰岩水会通过采动裂隙带直接充入掘进巷道或工作面。在煤层埋藏较浅的区域，因采矿可能造成地表塌陷，出现大面积破坏区，大气降水将沿裂隙充入井下。（3）封闭不良的钻孔资料显示，三水平地面没有封闭不良钻孔。XX井田从过去施工钻孔的时间、历史条件来看，钻孔封闭状况大多不太理想，原报告中的钻孔封的层段短，前期补勘钻孔封孔质量差，所以今后当采掘工程接近或揭露钻孔时，仍然需要采取防范措施。3、水文地质勘探类型按矿区水文地质工程地质勘探规范（GB127191991）、煤、泥炭地质勘查规范（DZ/T02152002），XX井田二1煤矿床水文地质勘探类型应为第三类第二亚类第三型矿床。XX矿历年矿井平均涌水量在4441168M3/H之间，平均838M3/H，XX矿属水文地质条件复杂型矿井。4、三水平涌水量预算1972年矿井投产时，XX矿矿井平均涌水量在500M3/H左右，之后随着开采面积和深度加大涌水量不断增加，1994年最大涌水量曾达19296M3/H，1996年之前一直维持在800M3/H以上。1997年淹井时最大突水量达到3440M3/H（据突水点台账资料），1997年后矿井平均涌水量基本维持在600800M3/H。2006年XX矿全矿井涌水量为589907M3/H，平均686M3/H。涌水量构成为东翼282M3/H，西翼218M3/H，150清水67M3/H，150水平大巷100M3/H，副井20M3/H，主要水源为顶板大占砂岩裂隙水及一部分底板L78灰岩水和L56灰岩水。XX矿一水平已经开采结束，二水平（150水平）为生产水平，三水平为开拓延深水平。单独预算三水平涌水量，对三水平开拓延伸设计和排水设施、设备配置具有指导意义。由于三水平正在进行开拓延伸，矿井涌水量资料比较有限，所以仅用“大井法”对三水平矿井涌水量进行预算。预计三水平正常涌水量为2000M3/H，最大涌水量预计为2800M3/H。三水平涌水量计算结果统计表表123计算涌水量参数含水层（组）K（M/D）MMSMRMRMHMZSMHMQM3/H顶板砂岩00274284743006409（水位）0315L78灰岩066721098400107284503042098100209879336L13灰岩0584015955220107285061965922759511760O2灰岩584317057010728148516657015525887四、开采技术条件（一）煤层顶底工程特征井田内二1煤层伪顶多为炭质泥岩，随煤层采空而跨落，开采时易掉块冒顶，工程地质条件不佳。直接顶板为砂质泥岩和泥岩，厚025250M，孔隙率057313，吸水率102，抗压强度585MPA；老顶为大占砂岩、以中粒砂岩为主，厚4001500M，孔隙率075076、吸水率046307、抗压强度4461035MPA、抗拉强度483523MPA。井田内二1煤层直接底板多为泥岩、砂质泥岩或条带状细砂岩，一般厚500M，吸水率080104，孔隙率188268；局部直接底板为粉砂岩、细砂岩、炭质泥岩及泥岩。采煤过程中，泥岩易遇水膨胀，发生底鼓，造成巷道支护困难。所以XX煤矿属典型的“三软”煤层。（二）瓦斯、煤尘及煤的自燃倾向性1、瓦斯（1）瓦斯含量19571958年密县地质队勘探阶段，对钻孔煤层的瓦斯含量测定结果表明，二1煤层瓦斯含量为006323862M3/T，瓦斯含量低。（2）三水平矿井瓦斯等级近三十年来XX煤矿未发生过瓦斯突出，虽然矿井瓦斯绝对涌出量和相对涌出量变化较大，但仍属低瓦斯矿井。在XX省煤炭工业局关于