露天煤矿生产条件研究分析报告-毕业论文

PAGE报告编号中国股份有限公司xx分公司xxx露天煤矿生产条件研究分析报告中国煤炭工业协会咨询中心2008年6月目录TOC\o"1-4"\h\z\u前言 1一、项目背景 1二、编制依据及原则 2第一章矿区概况 5第一节自然地理 5一、地理位置 5二、矿区交通 7三、地形地貌 8四、河流及气象 9五、地震情况 10第二节矿区建设 10一、总体规划 10二、发展历程 11第三节外部建设条件 12一、水源条件 12二、电源条件 12三、铁路运输条件 13四、公路运输条件 13第二章煤炭资源 14第一节矿田地质 14一、地层 14二、构造 15第二节含煤地层 18第三节工程地质与水文地质 19一、工程地质 19二、水文地质 22第四节煤质 26一、物理性质 26二、化学性质 26三、可选性 30四、煤类及煤质特征 32五、工业用途 33六、风化和氧化 33第五节煤炭资源量 34一、地质资源/储量 34二、工业资源/储量 34三、可采储量 35四、可采原煤量 36第三章生产能力计算与分析 38第一节煤矿生产现状 38一、概况 38二、剥离工艺及开采参数 39三、采煤方法 41四、开拓运输系统 41五、采场及排土场要素 42六、主要设备与生产环节能力 43七、边坡稳定状况 44第二节主要生产环节能力计算 45一、环节生产能力计算 45二、入选能力计算 55三、外部生产能力计算 56第三节原煤生产能力确定 56一、按资源量可达到的生产规模 57二、按泰勒准则可达到的生产规模 57三、按开采强度可达到的规模 57四、按主要生产环节、入选能力及外部条件可达到的规模 58五、露天矿生产能力确定 59第四节制约因素分析 60一、服务年限 60二、生态环境 60三、区域经济 61四、安全生产 61五、外运条件 61六、市场前景 61第五节生产能力稳定性分析 62第六节基建工程量的确定 64第四章边坡稳定分析 66第一节采场边坡稳定 66第二节排土场边坡稳定 68一、外排土场边坡稳定 68二、内排土场边坡稳定 69第三节边坡稳定措施 70一、排土场边坡稳定措施 70二、采场边坡稳定措施 72第五章效益分析 73第一节提高生产能力投资分析 73第二节经济效益分析 74第三节设备效率分析 75第六章结论与建议 76一、结论 76二、建议 78PAGE37前言一、项目背景xx能源股份有限公司成立于2006年8月，是由中国xx能源集团公司独家发起设立的股份有限公司，公司注册资本80亿元，2006年12月19日在香港交易所主板成功挂牌上市（股票代码1898）。现有资产总额579.59亿元，所有者权益342.35亿元。2007年，xx能源股份有限公司原煤产量为90.52Mt，税前利润83.55亿元，是中国第二大煤炭企业。XX分公司隶属于中国xx能源股份有限公司，位于山西省XX市境内，前身是1982年中美合资的XX煤炭工业公司，是我国主要的动力煤和国家确立的晋北亿吨级能源生产基地之一，也是我国512户重点企业之一。经过23年的发展，现已形成二个生产露天煤矿（XXX露天煤矿、XXX露天煤矿）、二个井工矿（XXX一号井工矿，XXX二号井工矿）、一个在建露天煤矿（东露天煤矿）和一个在建井工矿（XX三号井）以及配套的选煤厂、机修厂等专业单位。2007年，XX分公司生产原煤73.02Mt，销售（营业）收入150.13亿元，上缴税费29.03亿元，盈利12.57亿元。XXX露天煤矿是80年代初建设的第一座国有现代化特大型露天煤矿，隶属于中国xx能源股份有限公司XX分公司，原设计生产能力15.33Mt/a，经过20多年的发展，其开采工艺、生产装备已经达到国际先进水平，并形成了一支高素质的技术和管理人才队伍，同时也为国内自主开发其它露天煤矿起到良好的示范作用。XXX露天煤矿形成了较为完备的外部设施（水、暖、电、路、通讯等），积累了一支高素质的技术和管理人才队伍。但是矿山生产的主要设备和部分生产系统已趋于或超过合理寿命，设备效率下降，维护成本增加。为此，XXX露天煤矿逐步进行设备更新，采用55m3的单斗挖掘机和300t级自卸卡车取代逐步到期报废的25m为了认真贯彻《国务院关于促进煤炭工业健康发展的若干意见》提出的建设大型煤炭基地，全面落实建立亿吨级生产能力的企业集团的要求，促进煤炭工业可持续健康发展，XXX露天煤矿引进了大量先进设备，调整了产业结构，努力向安全、高效、环保、节能、经济效益最大化的现代化煤炭企业方向发展。为了进一步优化生产布局，提高综合能力，中国xx能源股份有限公司XX分公司于2008年3月8日委托中国煤炭工业协会咨询中心，对XXXXX露天煤矿生产能力进行分析评价，提出合理的矿山生产规模和开采参数，为矿区科学发展提供决策依据。二、编制依据及原则（一）编制依据1、国务院《关于促进煤炭工业健康发展的若干意见》（国办发[2005]18号）；2、《煤炭工业露天煤矿设计规范》（GB50197—2005）；3、《煤矿安全规程》（2006年版）；4、煤炭工业“十一五”发展规划（发改能源[2007]69号）；5、国家发改委关于《大型煤炭基地建设规划的批复》（发改能源[2006]352号）；6、国家发改委、安全监督总局、煤矿安全监察局关于印发《煤矿生产能力管理办法》、《煤矿生产能力核定资质管理办法》和《煤矿生产能力核定标准》的通知（发改运行[2006]819号）；7、《国家发展改革委员会关于山西XX矿区总体规划的批复》（发改能源[2005]891号）；8、国土资源部划定矿区范围的批复（国土资矿划字[2005]058号）；9、国土资源部关于XX煤炭工业公司矿区范围调整有关问题的复函（国土资矿[2006]3号）；10、国土资源部矿产资源储量评审中心2007年关于《山西省XX市XXX煤田XXX露天煤矿（整合）资源储量核实报告》矿产资源储量评审意见书；11、国土资源部关于《山西省XX市XXX煤田XXX露天煤矿（整合）资源储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明（国土资矿储备字「2007」167号）；12、国土资源部划定矿区范围的批复《关于调整XXX露天煤矿扩界区矿区范围的复函》（国土资矿划字[2008]003号）；13、国土资源部关于《山西省XX市XXX煤田XX矿区XXX露天煤矿扩界区煤炭资源储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明（国土资矿储备字「2008」86号）；14、《山西省XXX煤田XX矿区XXX露天煤矿扩界区煤炭资源储量核实报告》矿产资源储量评审意见书（中矿联储评字[2008]21号）；15、《关于委托对中煤股份公司XXXXX、XXX露天煤矿环节改造能力进行技术分析评价的函》（2008.3.8）；16、XXX露天煤矿2007年10月份生产现状及主要生产设备的清单；17、中国煤炭地质总局一七三勘探队2007年09月编制的《山西省XXX煤田XX矿区XXX露天煤矿（调整）煤炭资源储量核实报告》；18、国家有关政策、法律、法规及规程、规范；19、有关XXX露天煤矿的设计文件和统计资料等。（二）编制原则1、坚持科学发展观，促进国家规划矿区、大型煤炭基地、大集团建设，充分发挥国家大型煤炭基地的煤炭生产和出口作用；2、坚持科技创新，建设安全高效的现代化露天煤矿，提高国际竞争力；3、坚持持续、健康、稳定发展的原则，合理开采，有序生产；4、坚持资源节约和环境保护，实现区域经济、环境、人与自然和谐发展。研究分析报告第一章矿区概况第一节自然地理一、地理位置XX矿区位于山西省XXX煤田北端。地跨XX市，属山西省XX市管辖，地理坐标东经112°10′～113°30′，北纬39°23′～39°37′。矿区范围东以马营河和11号煤层露头线为界，北和西以11号煤层自然露头线为界，南以担水沟断层为界，矿区由XXX和XXX两个勘探区组成，勘探总面积380km2。XX矿区交通位置见图1-1。图1-1矿区交通位置XXX露天煤矿位于XX矿区中部偏北，根据国家发展改革委员会批复的《XX矿区总体规划》（发改能源[2005]891号）、国土资源部《关于XX煤炭工业公司矿区范围调整有关问题的复函》（国土资矿划字[2005]058号、国土资矿[2006]3号），XXX后备区资源划归XXX露天煤矿，加上合同区内剩余范围，XXX露天煤矿现有开采范围东西长3.9～6.4km，南北宽2.4～6.9km，面积33.3km2表1-1XXX露天煤矿田拐点坐标表二、矿区交通北同蒲铁路和朔黄铁路从矿区南部通过，与神朔铁路一起构成了该区四通八达的铁路交通网络。目前，XX矿区内建成有从北同蒲铁路大新站接轨的XX铁支线、木瓜界铁路专用线和刘家口专用线，与北同蒲铁路神头站接轨的杨涧、陶村地方专用线。区内公路交通发达，大（同）运（城）二级公路和大运高速公路在矿区南部通过，平（鲁）朔（州）一级公路贯穿矿区南北，元（子河）～元（堡子）二级公路从南向北穿过露天矿。交通位置见图1-1及图1-2。图1-2XXX露天煤矿交通位置图三、地形地貌XXX露天煤矿田属低山丘陵区，区内海拔标高一般为1300～1400m，最高点标高1505.72m，最低点标高1270m区内黄土广布，侵蚀冲刷作用强烈，水土流失严重，加之地表植被覆盖少，形成典型的梁、垣、沟、峁等黄土高原地貌。沟谷多呈主脉向源方向的树枝状分布，切割深度40～70m，形态为“V”字型或“U”型谷。地形地貌见图1-3。图1-3XXX露天煤矿地貌图四、河流及气象1、河流沟谷本区河流属海河流域，永定河水系，矿田东西两侧分别有马关河、七里河自北向南，在XX平原汇入桑干河。这些河流平时径流量很小，甚至干涸，雨季山洪暴发，水势凶猛，历时短暂，冬季冰冻枯竭。径流主要为雨季及解冻期。XXX：发源于XX矿区西部边缘的西石山脉，流经矿田西部边缘，向南经XX平原注入桑干河。河流全长37km，汇水面积181km2，河床坡度一般为3‰。洪峰最大流量为351.3m3/s。由于XXX露天煤矿的建设，1984年在xxx上游细水村筑坝截流改道，经xxxcx向东经XXX：发源于矿区西北部XXX木瓜界石井沟一带，流经本矿田东部边缘和矿区中部XXX向斜轴部，向南经XX平原注入桑干河。河流全长31km，汇水面积151kmXXX：东西向展布，区内沟长4000m左右，沟宽20～100XXX：南北向展布，区内沟长3500m左右，沟宽20～100m，平时干涸，雨季流水汇入2、气象本区为典型的大陆性季风气候，以冬季严寒，夏季凉爽，昼夜温差大，春季风大为其特点。年平均气温4.8～7.5℃，最高月平均气温为11.5～26.7℃，极端最高气温37.9℃，极端最低气温-32.4℃，一般日温差为18～25℃。年平均降水量为428.2～449mm，年最大降水量757.4mm，最小为195.6mm，日最大降水量87.0～153.0mm年蒸发量为1786.7～2598mm，最大月份为5、6、7三个月，月最大蒸发量为460mm年平均风速为2.3～4.7m/s，最大风速达20m/s，阵风最大初霜期最早为9月14日，终霜期一般为翌年的5月，最晚为6月7日。冻结日期最早为10月18日，解冻日期最晚为翌年的4月21日，冻结最大深度为1.31m，积雪最大厚度26c五、地震情况根据国家地震局《中国地震动参数区划图（2001）》，本区地震基本烈度为Ⅶ度，地震动峰值加速度0.1-0.15g，地震分组为第二组。第二节矿区建设一、总体规划根据《国家发展改革委员会关于山西XX矿区总体规划的批复》（发改能源[2005]891号），同意矿区规划面积380km2、保有地质储量112.21亿吨、总规模93.50Mt/a，其中露天煤矿3个，分别是XXX露天煤矿15.00Mt/a、XXX露天煤矿15.0Mt/a（含井工矿5.0Mt/a）、东露天煤矿20.0Mt/a。明确XX公司对XX矿区范围内的地方小煤矿进行联合改造。资源划分见图1-4。图1-4XXX露天煤矿位置关系图二、发展历程XX矿区的大规模开发，始建于1982年，是我国第一个中外（美国）合资建设的煤炭矿区，几经变迁，XX矿区整合为中国xx能源股份有限公司XX分公司并于2006年划入xx能源股份有限公司管理。XXX露天煤矿是XX矿区第一个现代化露天煤矿，设计生产能力15.33Mt/a，1985年7月1日开工建设，1987年9月10日建成投产。剥离采用单斗－卡车开采工艺，采煤为单斗－卡车－地表半固定破碎站－带式输送机半连续工艺，设备为斗容25m3、27m3、55m3的电铲，载重170t、190t、200t第三节外部建设条件一、水源条件XXX露天煤矿生产、生活用水全部取自自建的刘家口水源地，为奥陶系石灰岩岩溶水，日供水能力34000m3，水质良好。XXX露天煤矿目前实际最大用水量为7800m3二、电源条件XXX露天煤矿现建有一座110/35kV变电站，其两回110kV电源分别以LGJ-240/12的110kV线路引自铺上220kV变电站和以LGJ-240/12的110kV线路引自向阳堡220kV变电站。供电系统如图1-5。图1-5XXX电网110kV供电系统现状示意图三、铁路运输条件矿区交通运输条件十分便利，煤炭主要通过矿区铁路专用线、XXX线、XXX或XXX外运。XXX露天煤矿铁路专用线即XX支线自XXX铁路的XX站接轨，沿线经XX区的XX、XX，沿XXX东岸山麓至XXX区内的XXX露天煤矿装车站，全长21km。全线设有XX、XX两个中间站和XXX装车站，其中大新～店坪段为复线电气化铁路。XXX装车站现主要配属8股到发线、2股装车环线，到发线有效长度为1.70km，满足开行万吨重载单元列车的要求，装车环线设有快速装车系统。年装车能力24.09Mt。XXX装车站布置见图1-图1-6XXX铁路装车站布置示意图四、公路运输条件目前该区与外部联络的公路运输网已经形成，外部联络主要通过XXXX二级公路和XX高速公路，并通过XXXXX一级公路将生活区和露天矿相连接，满足露天矿建设、生产、生活的需要。第二章煤炭资源第一节矿田地质一、地层XXX露天煤矿地表大部分被新生界地层覆盖，属典型的黄土丘陵地貌。在本区的北部靠近煤层露头处以及区内各大沟谷的底部有零星地层出露。区内由下至上发育有奥陶系中统上马家沟组、石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子组以及新生界第三系静乐组和第四系中、上更新统、全新统地层。地层特征见表2-1。表2-1地层简表界系统组简述新生界第四系全新统石灰岩砾、粉砂土、中、粗粒砂岩及洪积物组成，厚0～40m，平均10m。中、上更新统黄色粉砂质亚砂土、亚粘土，厚0～67.95m，平均厚34.06m第三系上新统静乐组上新统N2，俗称静乐红土厚0～41.18m，平均厚2.08m。古生界二叠系上统上石盒子组杏黄、黄绿色砂岩、砂质泥岩、紫红色泥岩为主，下统下石盒子组灰黄、黄绿色砂岩、砂质泥岩、紫红色泥岩，厚0～71.30m，平均58.81m。山西组灰白色石英砂岩、灰色砂质泥岩夹煤层煤线，厚38-79m，平均厚66.18m。石炭系上统太原组灰白色砂岩、灰黑色砂质泥岩含泥质灰岩及煤层，厚72.90～125.14m，平均厚107.89m。煤层平均总厚37.03m。中统本溪组灰色、深灰色、灰黑色砂岩、砂质泥岩及泥岩组成，偶现杂色铝土泥岩，厚23.00～53.00m，平均45.77m。古生界奥陶系中统峰峰组深灰色厚层状石灰岩、白云岩、白云质灰岩组成，间夹灰黄色钙质泥岩。中下部夹数层同生角砾岩。平均厚约400m左右。马家沟组下统亮甲山组冶里组XXX露天煤矿矿田地层综合柱状图见图2-1。图2-1XXX露天煤矿矿区地层综合柱状图二、构造矿田北部为一平缓的向斜构造，向斜轴向基本为NW-SE向。东北部地层向SW倾斜，西南部地层向NE倾斜，南中部地层较平缓。矿田内地层倾角一般为2-10°。主要构造形态见图2-2。图2-2XXX露天煤矿田地质构造分布图1、褶曲东坡向斜：位于本区北部，轴向北东大致呈NW-SE向，从北至南通过张马营村，S401孔东及南水上村南，东北翼平缓，倾角1～10°，西南翼较陡，倾角7～13°。木瓜界背斜：位于本区北西部，轴向NW-SE，与东坡向斜轴基本一致，由北向南通过215及473-61钻孔东，东北翼地层倾角7-10º，西南翼倾角2º左右。2、断裂矿田揭露断层7条，有两条落差大于20ｍ，断层特征见表2-2。表2-2断层特征表序号断层编号性质产状断距m位置出露地点区内延伸长度m走向倾向倾角1F1正NNE-NEENW-S68º20-40445-61见该断层52002F2正NESE70º30217孔南15003F3正NENW80º10-15354孔北7004F4正NESE80º3-5南水上村附近6505F5正NENW80º8L11孔见该断层1706F6正NENW80º8B2111与J904孔之间3007F7正NWNE80º5365-57孔南120F1断层（羊圈断层）：位于本区的南部，正断层，走向NNE-NEE至近EW，倾向NNW至近S，倾角70°，落差20～40m，延伸长度约5200F2断层：位于矿田中北部，正断层，走向NE，倾向SE，倾角70°，落差30m，延伸长度约1500F3断层：位于矿田中北部，正断层，走向NE，倾向NW，倾角80°，落差10～15m，延伸长度约700F4断层：位于矿田北东部，正断层，走向NE，倾向SE，倾角80°落差3～8m，延伸长度约650F5断层：位于矿田南东部，正断层，走向NE，倾向NW，倾角80°落差8m，延伸长度约170F6断层：位于矿田南东部B2111和J904孔之间，正断层，走向NE，倾向NW，倾角80°落差8m，延伸长度约300F7断层：位于矿田中部365～57与365～53之间，正断层，走向NW，倾向NE，倾角80°落差5m，延伸长度约1203、挠曲在矿田中央有一宽约500m的挠曲带，煤层倾角，煤层埋藏深度由西向东逐渐加大，该挠曲构造共有13个生产补钻孔及S301、443～4、陷落柱X1：矿田南中部，408～49号钻孔提示，全孔岩芯破碎，推测长轴约160m，短轴130m，面积第二节含煤地层本矿田主要含煤地区为石炭系太原组与本溪组及二叠系山西组。山西组地层厚38.00～79.00m，一般为66.18m，含有3层薄煤层，均不可采。石炭系中统本溪组地层厚23.00～53.00m，一般为45.77m，含2层薄煤层，均不可采。石炭系上统太原组为本矿田主要含煤地层，总厚72.90～125.14m，平均107.89m，含煤10层，编号为4（4-1）、4-2、5、6、7、8、9、10、11、12号煤，本组地层厚72.90～125.14m，一般厚107.89m，煤层平均总厚32.11m，含煤系数为30%。各煤层特征见表2-表2-3煤层特征一览表层号煤层厚度（m）煤层间距（m）煤层结构顶板岩性底板岩性稳定性分布范围及可采性4（4-1）2.65-21.338.962.70-22.4414.01较简单1-4多为粗砂岩极少泥岩泥岩、细砂岩稳定除露头外、全部可采60-3.100.93简单0-1泥岩、细砂岩泥岩粉砂岩不稳定局部赋存并可采14.76-35.7729.8780-2.200.25简单泥岩、砂质泥岩泥岩粉砂岩不稳定零星赋存偶见可采点1.78-16.217.4695.60-23.9615.37较简单1-4泥岩、砂质泥岩、中粗砂岩泥岩、粉细砂岩稳定全矿田分布并可采1.09-9.313.69100-1.900.97简单泥岩、细砂岩泥岩炭质泥岩不稳定大部赋存、局部可采1.20-10.216.47111.10-11.005.35简单0-3泥灰岩、炭质泥岩、粉砂岩细砂岩稳定全矿田分布并可采3.78-5.725.09120-2.000.18简单泥岩泥岩不稳定零星赋存本区主要可采煤层为4（4-1）、9、11号煤层，全区稳定可采。4（4-1）、9、11号煤层局部有风氧化现象，6、10号煤层在区内局部可采。第三节工程地质与水文地质一、工程地质1、本溪组一般为坚硬～中等坚硬岩石，砂岩胶结致密，强度较大，局部劈理发育，泥岩强度低，性脆，岩石特征见表2-4。表2-4岩性特征表岩石视密度（kg/m3）抗压强度（MPa）凝聚力（MPa）内摩擦角（º）抗拉强度（MPa）砂岩类2520-263021.78-83.9713.44-21.9722.8-29.46.67-15.0泥岩类2500-265012.26-24.0311.97-12.8513.5-29.53.04-9.61上述砂岩因埋藏较深，一般不风化，但抗风化性能较低，主要软弱层有底部的铝土岩，质软，具滑感，遇水易溃裂，干燥则龟裂，厚约4～11m，分布广泛，但因埋藏深，故对煤层开采无影响。2、太原组除煤层外，以砂岩为主。其矿物成分由石英、长石、燧石、高岭岩碎屑等组成，为中等～相当坚硬岩石，其次为泥岩，岩石特征见表2-5。表2-5岩性特征表岩石视密度（kg/m3）抗压强度（MPa）凝聚力（MPa）内摩擦角（º）抗拉强度（MPa）砂岩类2410～259020.80～72.3010.8～14.8115.3～41.56.28～11.38泥岩类2460～255013.73～33.359.32～11.2819.5～24.76.28～9.42主要硬层有：在4～5号煤层间的粉、细砂岩，厚1.30～12.59m，一般5m，抗压强度为81.4～83.4MPa，普氏系数为8.3～8.5；在8～9号煤层间的中砂岩，厚度0.40～12.64m，一般4m，抗压强度为84.5～85.6软弱层有四层，以风化煤为主。分布于北、中部呈棕色粘泥状，具塑性，有滑感，视密度1.36～1.79t/m3，真密度2.49～2.50t/m3，天然含水量11.73%，孔隙度51.2%，抗压强度4.41～4.9MPa，内磨擦角31.2º，凝聚力0.69MPa，粉状崩解。3、山西组以砂岩为主，矿物成分有石英、云母、长石及少量高岭土，为高岭土质粘土胶结。其坚实性比太原组、本溪组为低，为相当软～中等坚硬岩石，其次为泥岩，岩石特征见表2-6。表2-6岩性特征表岩石视密度（kg/m3）抗压强度（MPa）凝聚力（MPa）内摩擦角（º）抗拉强度（MPa）砂岩类2180～252017.07～43.464.12～16.8716.5～29.93.63～11.97泥岩类2310～24905.49～29.134.41～13.7322.2～26.06.87～10.3本组砂岩局部因受风化极严重，因而疏松，手搓即成沙状。主要软弱层有四层，岩性软弱，强度低，一般遇水崩溃或溃裂。4、下石盒子组其岩层一般为相当软～中等坚硬岩石，风化严重，胶结疏松，裂隙发育，有利于地下水活动。本组有弱层三组：分布于南部局部发育，一般厚度2.00～5.82m，岩性以粘土岩、泥岩为主。视密度2.09～2.41t/m3，真密度2.67～2.72t/m3，天然含水量1.76～2.28%，孔隙度2.35-13.0%，抗压强度3.92～6.87MPa，普氏系数0.4～0.7，不抗冻，5、第三系（N2）以黄土类粘土为主，下部为碎石块、砂砾等，其厚度约5m，土层密实，呈塑态，为不透水或弱透水层，属低压缩性土。粒度成分：砂粒8%，粉土粒52%，粘土粒40%，天然含水量26.5%，视密度2.00t/m3，真密度2.72t/m3，饱和度100%，孔隙度42%，孔隙比0.721，塑性指数17.2，稠度0.12，内磨擦角26º，凝聚力0.044MPa，压缩系数a1-2=0.009、a2-36、第四系（Q1-4）Q1及Q3分布广泛，岩性以黄土类亚粘土为主。Q1地层在七里河西岸距地表10～16m，分布有砾石夹土层，厚度8.46～57.39m，一般15～44m，砾石直径一般3～10cm。土层主要为粘性土，干燥时较密实，潮湿变疏软，一般不含水。以砾石为主者，其视密度约2.23t/m3，以土为主者，其视密度约1.90t/m3，天然休止角约30º左右，饱和度66～87%，孔隙比0.591～0.855，塑性指数9.0～14.5，相对下陷系数0.001～0.003，压缩系数a1-2＝0.008～0.020，a2-37、煤层主要可采煤层的物理力学性质见表2-7。表2-7主要可采煤层物理学性质煤层比重密度（t/m3）含水率（%）孔隙率（%）抗压强度（MPa）坚固性系数41.421.410.701.8012.6～30.821.70.6～1.40191.42～1.511.461.37～1.441.401.03～1.551.314.1～7.65.7718.0～22.920.51.0～1.31.2111.51～1.651.581.49～1.591.530.90～1.261.092.4～6.84.619.50.88～0.900.89二、水文地质XXX露天煤矿属于神头泉城水文地质单元。矿田内有含水层四层，隔水层二层。1、含水层（１）奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层由巨厚的石灰岩组成，其间岩溶分段发育，为本区煤系地层之下的主要含水层组，矿田内揭露最厚的灰岩厚284.51m，岩溶分段发育明显，在灰岩顶面以下100～180m为岩溶第一发育段，在灰岩顶面以下240～280m为第二发育段，100m以上灰岩岩溶相对发育较弱，溶洞连通性较差。单位涌水量0.0313～2.59L/s·m，奥灰水位标高1068～1077m，在（２）太原组砂岩裂隙含水层在4～9号煤层之间，有厚约20～30m的粗粒、中粒砂岩含水层段，透水性良好，为本组主要含水层段，单位涌水量0.0148～0.078L/s·m，渗透系数0.209～0.721m/d。另外在11号煤层底部有厚约10～15m的中粒、细粒砂岩含水层段，为本组的次要含水层段，对该层段抽水试验，单位涌水量0.042L/s·m，渗透系数0.34m/d，富水性弱。本组含水层地下水属承压水，水质类型为HCO3-Na型，矿化度为（３）山西组砂岩裂隙含水层主要为分布于本组地层底部的含砾粗粒砂岩带，多为厚层状，发育有构造裂隙及层面裂隙，透水性良好，含水相对丰富，为4号煤层主要充水含水层，据抽水资料分析，局部地段单位涌水量为0.1～1.0L/s.m，富水性中等～弱，厚度相对稳定，厚度在20～40m之间。地下水水质类型为SO4、HCO3、Ca、Mg型，矿化度为0.916g（４）石盒子组砂岩裂隙含水层岩性为粉砂岩及细、中粗砂岩，具风化裂隙，区内沟谷中多有泉水出露，流量一般小于0.5L/s，南水上村以泉群出露，流量达25L/s，S401号孔P1x抽水试验，单位涌水量0.072L/s，渗透系数0.00163m2、隔水层组矿田内隔水层以煤系地层下部的本溪组泥岩地层和基岩上覆的第三系红色粘土层为主，其次各地层中与砂岩含水层互层叠置分布的砂质泥岩、泥岩和煤层，为隔水层或半隔水层。本溪组地层位于太原组煤系地层之下，而上覆于奥陶系石灰岩，由于其岩性多以泥质岩类为主，具阻隔水作用，阻隔了其上砂岩裂隙水和下部岩溶水的水力联系，为本区主要隔水层，其厚度介于37.45～41.80m之间，平均厚40.303、地下水补给、排泄区内地下水的补给来源主要为大气降水入渗补给，由于露天开挖前，需要进行大量钻孔爆破，使岩层裂隙十分发育，给降水入渗创造了良好条件。通过平鲁区气象站的资料，估算了10年一遇的日最大降水量78.74mm，矿坑面积7.31km2，降水进入矿坑量为576028m3/d，若以年均降水量622.8mm（日均5.19周围井工开采及XXX露天矿开采，起着地下水疏干和排泄作用。4、充水条件（1）大气降水本区气候干燥，降水量分配极不均匀，历年降水集中在7～9月份，尤其至8月份多降暴雨，历史上日最大降水量达153mm，（2）地表水区内无地表水体，仅在区东北边界一带有马关河经过，，该河平水期流量只有80～150L/s，洪水期流量可达100～200m3/s。1921年特大洪水流量达500m（3）地下水本区基岩裂隙含水层，充水空间发育，透水性强，但补给来源贫乏，富水性极弱，其对煤层开采影响不大，奥灰岩渗水，在本区以东南部水位高于9、11号煤层底板，但水头压力不大，且本溪组隔水层厚度稳定，隔水性能可靠，奥灰水对底板突水的可能性小。断层破碎带阻水能力差，极易形成奥灰水进入矿场的通道，露天开采推进到这一带应加以注意。5、矿坑涌水量据露天矿提供资料，煤矿开挖初期的涌水量约为5000m3/d，上世纪90年代中期涌水量为800m６、水文地质类型本区为低山丘陵地带，大部分为黄土覆盖，植被稀少，地表裸露，降水少且强度集中，不利于大气降水的入渗补给，唯一的地表水体七里河在XXX露天煤矿动工建设后，在七里河上游细水村拦坝截流，改道经井坪向东注入马营河，因此，七里河平水期与洪水期的径流将大为减少，从而地下水补给来源贫乏，石炭、二迭系地层岩石胶结致密，节理裂隙不甚发育，富水性弱，寒武、奥陶系灰岩溶裂隙发育一般，含水性相对较弱，奥陶系灰岩水位标高在1068～1077m，XXX露天煤矿所开采之煤层最低底板标高，低于奥灰水位0～50m，奥灰水对煤层开采影响小，故矿床水文地质类型为Ⅰ型。第四节煤质一、物理性质各煤层以弱玻璃光泽为主，其次为沥青光泽，结构为条带状～均一状，构造块状，质较硬，断口粗糙不平坦或棱角状，条痕为黑褐色，内生裂隙较发育，且有方解石脉充填，6、9、10、11号煤可见结核状或颗粒状的硫铁矿。各煤层视密度测定值为1.40～1.42，见表2-8。表2-8各煤层视密度值煤层号4（4-1）691011视密度值（t/m3）1.411.401.401.411.42宏观煤岩特征多数以半亮型煤为主，半暗型煤为辅，11号煤层则以半暗型煤为主，半亮型煤次之。二、化学性质1、工业分析（１）水分收到基水分在1.52～7.84％，4号煤平均3.73%；9号煤平均3.62%；11号煤平均3.50%。空气干燥基水分两极值为0.89～8.32％，4号煤平均2.44%；9号煤平均2.34%；11号煤平均1.72%；6、10号煤层的各项工业分析值均为该样的浮煤和沉煤的加权值；6号煤平均2.31%；10号煤平均2.33%。1.4密度级浮煤水分，分析基4号煤平均3.03%，9号煤平均2.32%，11号煤平均2.38%。6、10号煤未测定1.4视密度级浮煤的工业分析。（２）灰分4号煤层在20.31～41.52％，全层平均26.00％；6号煤层在15.1～36.36%，平均为24.98%；9号煤层灰分在15.75～33.82%，平均25.23%；10号煤层在15.26～28.94%，平均20.97%；11号煤层灰分在13.66～38.09%，平均为25.85%；1.4密度级浮煤灰分大多数降到10%以下，平均值4号煤10.11%、9号煤9.19%、11号煤9.76%。各层煤除10号煤为低灰煤之外其余均以中灰煤为主，高灰煤为辅。（３）挥发分原煤干燥无灰基一般在37%以上，6、10号煤层较低，4号煤35.01～43.02%，平均39.74%；9号煤35.53～44.88%，平均40.35%；11号煤26.93～49.59平均39.14%；6号煤26.48～35.77%，平均30.27%；10号煤29.18～38.83%，平均为33.28%。1.4密度浮煤的干燥无灰基挥发分所有测定值绝大多数大于37％，属于高挥发分煤，4、9、11号煤平均值分别为38.97%、39.11%和39.93％。（４）硫分4号煤均小于1.00％，平均含量0.51％，以低硫煤（GB/T15224-2004烟煤硫分分级）为主，特低硫煤占少数；6号煤层原煤在0.47～2.25％，平均0.88%，以低硫煤为主，局部分布中高硫煤；9号煤层原煤在0.62～2.87％，平均1.14%，以中硫煤为主，局部分布中高硫煤；10号煤层原煤在0.50～2.84％，平均1.91%，以中高硫煤为主，局部分布中硫煤；11号煤原煤全硫含量为0.51～4.46％，平均1.94%，主要以中高硫分布为主。各煤层总体垂向比较全硫含量自上而下明显增加。（５）发热量原煤高位干燥基发热量，4号煤在17.36～25.63MJ/kg，平均20.39MJ/kg，属于低热值煤；9号煤在20.72～32.72MJ/kg，平均24.80MJ/kg，属于中热值煤；11号煤在18.05～28.81MJ/kg，平均22.02MJ/kg，属于低热值煤；6号煤在19.94～27.32MJ/kg，平均24.57MJ/kg，属中热值煤；10号煤在22.27～28.49MJ/kg，平均26.00MJ/kg，属高热值煤。1.6密度浮煤低位收到基发热量在23.32～30.84MJ/kg，4号煤平均28.01MJ/kg；9号煤平均28.88MJ/kg；11号煤平均25.50MJ/kg；6号煤平均27.69MJ/kg；10号煤平均28.55MJ/kg。影响发热量的主要因素是煤中矿物质含量。（６）粘结性和结焦性粘结性指数：4号煤在3～14，平均11；9号煤2～34，平均15；11号煤9～64，平均26。各煤层胶质层最大厚度绝大多数在8～2mm，粘结性较低，结焦性差。（７）煤灰熔融性软化温度测定的ST一般大于1350℃，部分大于1500℃，有少数测定值小于1350℃，各煤层均属较高-高软化温度灰。２、元素分析1.6密度级浮煤测定的干燥基各元素含量见表2-9。表2-9煤质化验汇总表层名1.6密度级浮煤SiO2%AI2O3%Fe3O2%CaO%MgO%K2O%430.87-48.4341.52（16）35.97-45.4641.25（16）2.73-4.803.47（16）0.86-6.583.27（16）1.84-4.352.83（16）0.17-0.70.36（16）929.64-46.2340.00（17）32.31-42.8438.81（17）2.04-4.583.08（17）1.64-12.115.66（17）1.24-3.972.52（17）0.13-0.70.30（17）1139.35-48.2442.66（8）34.64-40.6737.63（8）2.35-7.535.13（8）1.00-6.583.67（8）1.42-3.172.19（8）0.12-0.520.25（8）层名1.6密度级浮煤N2O%TiO2%SO3%P2O5%ST℃HGI40.12-0.570.25（16）1.41-2.111.84（16）0.31-5.412.17（16）0.23-0.640.45（16）1320->15001452（9）46-7465（16）90.11-0.360.19（17）1.02-1.801.44（17）2.15-8.684.21（17）0.31-0.680.47（17）1140->15001437（12）60-7466（17）110.17-0.420.27（8）1.30-2.531.81（8）0.68-4.472.42（8）0.18-0.800.39（8）1300->15001466（6）61-7767（8）３、有害元素及微量元素煤中微量元素见表2-10。表2-10有害元素及微量元素汇总表层名原煤微量元素（干基）原煤有害元素（干基）GeppmGappmP%CI%AsppmFppm40-62.4（5）0.004-0.0480.027（6）90-0.10.3（3）0.014-0.0390.025（3）11<0.1-7.13.3（9）13.2-30.120.5（9）0.01-0.0450.021（12）0.018-0.0410.030（8）层名1.6微量元素和有害元素（干基）GeppmGappmP%CI%AsppmFppm4<0.1-6.52.9（11）0.017-0.0560.033（14）0.023-0.0650.036（14）<1-2.0<1（14）103-478195（12）90.5-6.42.6（12）13.6-23.417.99（13）0.015-0.0420.028（15）0.023-0.0530.034（15）<1-1<1（15）88-194.5151（15）110.014-0.0500.027（7）0.030-0.0590.044（7）<1-1<1（7）125-211.5166（7）上表可见锗含量在0～7.1ppm，镓含量在13.2～30.1ppm，均达不到工业提取品位。煤中有害元素含量，4、9、11号煤原煤磷含量平均在0.021～0.027%，均属于低磷煤。11号煤氯含量在0.018～0.041%，平均0.030%。1.6密度级浮煤磷、氯含量较原煤有所增高。砷含量在2.0ppm以下，氟含量在88-478ppm，平均在151～195ppm。三、可选性XXX露天煤矿原煤按《可选评定标准》（GB/T16417-1996）采用“分选密度±0.1含量法”评定。若指定精煤灰分为11.00%：4号煤分选密度1.42，±0.1含量为35.0%，扣除沉矸后±0.1含量为50.2%，浮煤回收率为32.50%，可选性等级为极难选；9号煤分选密度1.47，±0.1含量为26.7%，扣除沉矸后±0.1含量为32.3%，浮煤回收率为58.20%，可选性等级为难选；11号煤分选密度1.44，±0.1含量为30.5%，扣除沉矸后±0.1含量为41.3%，浮煤回收率为48.30%，可选性等级为极难选。若指定精煤灰分为15.00%：4号煤分选密度1.59，±0.1含量为19.0%，扣除沉矸后±0.1含量为27.0%，浮煤回收率为51.50%，可选性等级为较难选；9号煤分选密度1.70，±0.1含量为10.0%，扣除低密度物的±0.1含量为25.8%，浮煤回收率为77.00%，可选性等级为较难选；11号煤分选密度1.50，±0.1含量为22.0%，扣除沉矸后±0.1含量为29.8%，浮煤回收率为54.70%，可选性等级为较难选。9、11号煤层入洗后硫分有一定的下降，但洗煤硫分仍然有部分甚至全部含量大于1.00%，原因是煤中含有机硫较高以及部分硫铁矿硫为细颗粒和浸染状不易脱除所致。XX露天矿多年来采用配入低硫煤的方式来降低商品煤的硫含量。用低硫分的4号煤，可以配入硫含量较高的9号煤或11号煤，如要求本区商品煤的1.4密度级浮煤硫分小于1.0%，理论计算每百吨4号煤，可最大配入9号煤45t或11号煤30t。简易浮沉试验结果见表2-11、2-12和2-13。表2-114号煤浮沉试验综合成果汇总表密度级kg/L产率%灰分%累计分选密度级±0.1浮物%沉物%密度kg/L产率%产率灰分产率灰分100.0036.09<1.4028.7210.5828.7210.5871.2846.371.4042.281.40×1.457.4216.0236.1411.7063.8649.891.5022.981.45×1.506.1420.1042.2812.9257.7253.061.6018.651.50×1.555.2724.1847.5514.1752.4555.961.7013.651.55×1.604.1528.0151.7015.2848.3058.361.808.841.60×1.654.5731.8356.2716.6243.7361.141.65×1.704.6636.9160.9318.1739.0764.041.70×1.908.8443.2969.7721.3630.2370.09>1.9030.2370.11100.0036.09合计100.0036.09表2-129号煤浮沉试验综合成果汇总表密度级kg/L产率%灰分%累计分选密度级±0.1浮物%沉物%密度kg/L产率%产率灰分产率灰分100.0026.14<1.4047.4139.6247.419.6252.5941.031.4061.241.40×1.458.90316.0056.3110.6343.6946.131.5022.451.45×1.504.93520.1461.2411.3938.7549.461.6015.801.50×1.555.12224.1466.3613.3833.6353.301.7010.061.55×1.603.49827.7369.8613.1430.1456.271.805.761.60×1.653.74231.5073.6014.0826.4059.761.65×1.703.43935.7977.0415.0422.9763.361.70×1.905.76043.3282.8017.0117.1970.13>1.9017.1970.16100.0026.14合计100.0026.14表2-1311号煤浮沉试验综合成果汇总表密度级kg/L产率%灰分%累计分选密度级±0.1浮物%沉物%密度kg/L产率%产率灰分产率灰分100.0033.01<1.4041.1510.5341.1510.5358.8548.731.4054.701.40×1.458.0916.4149.2411.5050.7653.881.5021.961.45×1.505.4619.9754.7015.3445.3054.351.6013.831.50×1.555.2124.2159.9116.1140.0958.271.708.081.55×1.603.2027.4963.1116.6936.8961.961.805.321.60×1.652.9031.3366.0117.3333.9963.461.65×1.702.5235.5468.5317.9931.4765.711.70×1.905.3242.8473.8519.7926.1570.34>1.9026.1570.37100.0033.01合计100.0033.01四、煤类及煤质特征根据《中国煤炭分类国家标准（GB5751—86）》，以1.4密度级浮煤挥发分和粘结性指数作主要分类指标，胶质层厚度作参考确定：4、9号煤属长焰煤，11号煤大部分为长焰煤，局部气煤。可采煤层煤质指标见表2-14。表2-14原煤主要煤质指标一览表层名原煤Mad%Ad%Vdaf%St.d%Qgr.v.dMJ/kgARD4(4-1)1.14-7.022.76（37）12.13-41.8131.88（36）35.10-53.2839.72（36）0.30-0.890.50（33）17.58-24.6520.91（26）1.30-1.631.41（28）62.56-3.623.03（16）15.10-36.3625.42（16）40.55-43.1042.04（4）0.47-5.351.51（13）19.94-27.7122.84（4）1.39-1.431.41（4）91.43-8.322.40（50）15.04-36.9524.70（50）32.77-44.8839.38（45）0.37-3.241.52（50）17.60-32.7224.26（37）1.26-1.601.40（21）101.19-4.012.33（16）15.26-28.9420.97（16）29.18-38.8333.28（16）0.50-2.841.91（16）22.28-28.4926.00（16）1.41（3）111.15-2.911.98（42）13.66-48.3229.75（44）26.93-49.5939.32（37）0.51-4.462.29（44）14.62-32.6022.39（32）1.35-1.501.42（16）五、工业用途各煤层原煤灰分为中～高灰，粘结性较低，高挥发分，低～中高硫，低磷、低氯，富油煤，化学反应性低，低～中热值，较高或高软化温度灰，变质程度较低，可作为动力用煤。对于气化用煤化学反应性虽然较低，但通过添加活化剂可以提高气化性能用于气化。此外煤的含油率较高，变质程度低，可考虑作液化用煤。六、风化和氧化1、风、氧化煤的特征和范围本区4、9、11号煤层都遭受不同程度风氧化侵蚀。风、氧化煤为土状光泽，颜色因风化程度不同深浅变化较大，棕褐色～黑色，微具塑性，手感松软，遇水成泥状，最严重的风化煤已经成为粘土；氧化煤为黑褐色，光泽暗淡或微弱光泽，疏松，外生裂隙发育，密度增大。化学性质及工艺性能与正常煤比较：风化煤的有机质绝大多数被破坏，灰分剧增，无可燃性或极低，失去粘结性，灰成分中的Al2O3含量高，而Fe2O3和SO3降低，腐植酸含量一般小于10％；氧化煤水分、灰分增高，腐植酸较正常煤和风化煤高，粘结指数很低或无，焦油产率和发热量均明显下降。见表2-15。表2-15风、氧化煤与正常煤的区别名称肉眼鉴定Mad%Ad%GR.I焦渣特征腐植酸%正常煤深黑色，弱玻璃或沥青光泽，胶结较紧密，有一定的抭破碎强度<5.0<40.0>104-5<2.0氧化煤部分物理性质与正常煤接近，部分较正常煤的光泽和抗碎强度降低3.0-8.0<40.0<101-4>2.0风化煤湿润时颜色较深，干燥时颜色较浅，土状光泽，质疏松。>5.0>40.001>2.02.风、氧化煤的用途风化煤在当地陶瓷行业利用，风、氧化煤中的腐植酸部分大于20%，可提取腐植酸，对于氧化煤仍可作为动力、民用燃烧用煤。第五节煤炭资源量一、地质资源/储量依据《山西省XXX煤田XX矿区XXX露天煤矿煤炭资源储量核实报告》（2008.3）和确定的露天矿境界内地质资源/储量879.11Mt。见表2-16。表2-16地质储量表（地表境界内）煤层号储量级别4691011合计地表境界内储量（Mt）111b47.0070.1631.09148.25122b84.15140.7651.29276.2033112.0521.698.0841.8133221.3634.6514.1470.1633386.008191.2711.4445.80342.69合计250.568458.5311.44150.40879.11二、工业资源/储量露天煤矿工业资源/储量为露天煤矿地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，连同地质资源量中推断的资源量333的大部分。XXX露天煤矿属于地质构造简单、煤层赋存稳定的露天煤矿，因此可信度系数取0.9，故露天煤矿工业储量为844.841Mt。计算结果见表2-17。表2-17露天煤矿工业资源量表煤层号项目储量级别4691011合计储量（Mt）111b47.0070.1631.09148.25122b84.15140.7651.29276.2033112.0521.698.0841.8133221.3634.6514.1470.1633377.407.37172.1410.2941.22308.42合计241.967.37439.4010.29145.82844.84三、可采储量可采储量=（露天煤矿工业资源/储量－采区过渡时煤柱煤量）×回采率。采区过渡时煤柱煤量损失量为3.484Mt，详见表2-18，各煤层回采率见表2-19，可采储量见表2-20。表2-18采区过渡时煤柱损失量表煤层号项目储量级别4691011合计储量（Mt）111b122b1.8261.6593.4853313323330.0580.4940.552合计0.0581.8260.4941.6594.037表2-19各煤层回采率表煤层号回采率（%）111b122b331332333495959595956808080808099595959595108080808080119393939393表2-20可采储量表煤层号项目储量级别4691011合计储量（Mt）111b44.6566.6528.91140.22122b79.94131.9946.16258.0933111.4520.607.5139.5633220.2932.9213.1566.3733373.535.85163.548.7538.34290.00合计229.865.85415.708.75134.07794.23四、可采原煤量可采煤层计算原则：露天矿主要可采煤层为4（4-1）、9、11号煤层，全区稳定可采。按照开采工艺及结合该矿煤层特点确定的可采储量计算原则如下：（1）最低可采厚度1.0m（2）煤的容重采用地质报告提供的数据；（3）煤层顶底板损失厚度0.2m（4）煤层顶底板矸石混入0.2m（5）夹矸最小选采厚度1m（6）大夹矸（≥1m（7）煤层的回采率为：4（4-1）煤层为95％，9号煤层为95％，11号煤层为93％，其它煤层为80%，相应的开采损失为：4（4-1）、9号煤层为5%；11号煤层为7%，其它煤层为20%。（8）开采量依据2007年末位置和新调整的开采境界，35°边坡角计算。按以上原则XXX露天煤矿划分为：首采区、二采区、三采区3个采区开采。采区划分见图3-1，各采区煤炭资源可采原煤量见表2-21。截止到2007年末开采境界内原煤量为792.56Mt。表２-21原煤量表煤层回采率（%）原煤量（Mt）一采区二采区三采区全矿4141.9471.8615.46229.266800.003.812.336.14995220.2495.9892.97409.1910800.004.793.338.11119078.6226.5734.67139.85合计94440.80203.00148.75792.56

第三章生产能力计算与分析第一节煤矿生产现状一、概况XXX露天煤矿于1985年开工建设，1987年建成投产，原设计生产能力为15.33Mt/a，剥离采用单斗-卡车开采工艺，采煤工艺为单斗-卡车-地表半固定破碎站-带式输送机半连续工艺。岩石台阶高度15m，分4号、9号、11号煤三个台阶，台阶高度分别为8～12m、10～15m和3～5m，工作平盘宽度为80m，采掘带宽度为40m。采煤工作线长度为1200～1500m，年推进度300m。生产现状如图3-1。图3-1XXX露天煤矿生产现状图各煤层分采分运，经露天煤矿地面半固定式破碎站破碎后，用带式输送机运往选煤厂。剥离物初期外排，目前已经实现内排，内排土场最下台阶坡底线距11号煤台阶坡底线最小安全距离为50～100m左右，采剥工作线与排土工作线同步推进。XXX露天煤矿至投产以来，已累计采完Ⅰ采区和Ⅱ采区，目前正向Ⅲ采区过渡。其原煤运输系统于2000年进行改造，破碎站已由Ⅰ采区南侧地面移至坑内Ⅰ、Ⅱ采区转向处的内排土台阶上，带式输送机则设在内排台阶1300m运输道路东侧，原煤由自卸卡车自工作面经工作帮移动坑线、中间桥、内排土场移动坑线及内排土场中部沟运往破碎站，破碎后再经带式输送机运往选煤厂，目前自卸卡车运距已达3.70km以上。剥离除上部黄土层外包外排外，其基岩通过工作帮移动坑线、端帮运输道路及内排土场移动坑线运往内排土场排弃。二、剥离工艺及开采参数本矿剥离土岩上部为黄土层，厚度0～80m，平均20～40m左右，且底部起伏较大，中部基岩及3个主采煤层中夹矸的岩性主要为砂岩、砂质泥岩和泥岩，属于软、中硬岩石。1、黄土层黄土层剥离采用外包的方式运营。外包队伍使用的采装设备多是1～4m3单斗挖掘机（机械、液压），运输设备为20～30t的自卸卡车。黄土剥离采用水平分层台阶，高度为10～15m，采用分层挖掘方式，每次挖掘高度3～4m，3～5次完成全台阶采控，采掘带宽度20m，采用端工作面装载，最小工作平盘宽度50m。其平盘组成要素见图3-2。图3-2外包剥离台阶工作面技术规格2、4号煤层顶板以上岩石剥离4号煤层顶板以上岩石剥离采用水平分层开采，标准台阶高度为15m，岩石采用预先松动爆破，由单斗挖掘机采控，装入自卸卡车。采掘带宽度为40m，采用端工作面装载。装车作业平盘最小宽度为80m，非装车作业平盘宽度为40m。平盘组成要素见图3-3。图3-3岩石台阶工作面技术规格3、4号煤以下岩石剥离4号煤以下岩石剥离采用倾斜分层开采，预先穿孔、爆破，单斗挖掘机采装。台阶高度一般为15m，采掘带宽度为40m，采用端工作面装载，装车作业平盘最小宽度为80m，非装车作业平盘宽度为40m。平盘组成要素同图3-3。三、采煤方法本区煤层顶、底板较为平缓，煤层倾角一般为3～5°，在芦子沟背斜以东煤层倾角加大，达到15°。三个主采煤层（4、9、11）都独立划分采煤台阶，单独松动爆破，单独开采。每个煤层在开采过程中视具体情况，采用单斗挖掘机或者前装机采装，原煤采用单斗挖掘机直接装入工作面卡车进行运输。采煤台阶采掘带宽度为40m。装车作业平盘最小宽度为80m。其平盘组成要素见图3-4。图3-4采煤台阶工作面技术规格四、开拓运输系统露天矿采煤和剥离均采用半固定和移动坑线相结合的直进回返式公路开拓系统。半固定坑线道路的限制坡度为8%，矿内临时道路的限制坡度为10%。1、剥离开拓运输系统矿山经过几十年的建设，已经形成了完备的采运排系统，通往内排土场有3个运输通道，除了南、北两个端帮形成的“双环”运输通道以外，在内排土场的中部，还有一个通道即中部运输通道（中部桥），这个通道非常重要，除了一部分的内排土剥离物要经过这个通道外，还是重要的运煤通道。2、采煤开拓运输系统采煤用单斗挖掘机采装，自卸卡车运输，经由设在工作面的移动坑线和端帮的固定坑线或中部桥，经由中部运输通路运至地面破碎站，经破碎站破碎后由带式输送机运至选煤厂。靠近采掘场北部4煤从西北端帮通路（1360水平）经内排土场的运输通路运至中部运输通路而后到破碎站；靠近采掘场南部4号煤沿南端帮的4号煤底板运输通路经由内排土场的运输通路运至中部运输通路而后到破碎站。9号煤、11号煤经中部运输通路爬升到运输干道而后到破碎站。五、采场及排土场要素XXX露天煤矿的采场由工作帮（剥离台阶与采煤台阶组成）、非工作帮（现已实现内排，为内排土场工作帮）及两个端帮组成。工作帮坡角7°左右，其典型断面图见图3-5。图3-5工作帮组成的典型断面图端帮是在工作帮推进过程中，东南、西北两侧出露，并且尚未被内排土场掩埋的到界边帮，由运输平盘和保安平盘组成。运输平盘上布置有运输道路，综合帮坡角约35°。端帮组成典型断面图见图3-6。图3-6采场端帮典型断面图XXX露天煤矿现已全部转入内排，排土台阶高30m，工作帮坡角16°，原设计最终稳定帮坡角26°。内排土场最终帮典型断面见图3-7。图3-7内排土场最终典型断面图六、主要设备与生产环节能力XXX露天煤矿剥离采用单斗－卡车－推土机排土开采工艺，采煤工艺为单斗－卡车－地表半固定破碎站－带式输送机半连续工艺。XXX露天煤矿近年主要采矿设备能力、生产环节能力见表3-1。表3-1露天矿主要设备能力与生产环节能力表设备能力、生产环节能力2005年2006年2007年穿孔能力（Mm3/a）DMH907.94288.78568.0739YZ356.10977.63417.5566DM252.10982.02921.8788单斗采装能力（Mm3/a·台）395B0.87394.35793.2123P&H28004.75395.21435.3123卡车运输能力（Mm3/a·台）7890.75880.86390.8781685E0.65940.73240.8772730E1.14921.2161.3980排土能力（Mm3/a）外排31.2036.3339.12内排70.4682.3881.27剥离能力（Mm3）黄土26.5037.9219.514煤以上岩50.1053.0067.704煤以下岩25.04927.7933.18采煤能力（Mt）4煤4.634.4165.4549煤6.9967.3839.20311煤2.9661.9752.30外包采煤量1.9224.8694.621推进强度（m/a）工作帮平均值310.0340.0380.0七、边坡稳定状况XXX露天煤矿采场边坡是一个由不同岩层构成，最大高度达200m的高大边坡。岩层倾角较小，上部黄土，强度较低，下部矿岩、泥岩，强度较高；XX地区地下水少、水位低，地下水对边坡影响小；矿坑工作端推进强度大，存在时间短，因此采掘场边坡现状稳定性较好。因为端坡上有运输通道，一旦边坡失稳将影响正常生产，所以XXX露天煤矿通过日常的边坡管理、维护与观测来确保运输通道边坡稳定。排土场边坡虽然在1991年12月发生过南排土场滑坡，但在滑坡治理同时对西排土场边坡通过边坡勘查、评估，确定了合理的排土参数，再未发生过排土场边坡失稳情况。目前外排已全部转为内排，由于推进强度大、边坡日常维护管理到位等原因，内排边坡现状是稳定的。但存在一定的隐患：由于岩层倾角小，且端帮边坡岩层反倾斜，露天不采区下部有井工开采，因此露天与井工联采对边坡稳定有一定影响，但通过进一步加强观测与日常边坡维护，能有效预防并消除边坡隐患对安全生产带来的影响。第二节主要生产环节能力计算按照国家《煤矿生产能力核定标准》规定，露天煤矿生产能力计算主要包括穿爆环节、采装环节、运输环节及排土环节能力的计算。考虑外部条件因素，本报告在生产能力计算中参考了选煤厂入选能力、供电能力及外运系统能力，三个主要因素，综合计算分析XXX露天煤矿的生产能力及其可靠性。一、环节生产能力计算1、环节生产设备XXX露天煤矿剥离采用单斗－卡车开采工艺，采煤工艺为单斗－卡车－地表半固定破碎站－带式输送机半连续工艺。上部黄土层全部采取外包剥离，岩石及各煤层均需预先松动爆破，目前生产剥采比为5.1m3/t，原煤视密度1.56t/m3。目前露天矿现有生产主要设备及状态见表3-表3-2露天矿各生产环节设备状态表序号设备名称型号单位设计数量现有/可用数量新增数量备注1钻机φ280mm台707DMH90台49/4DM25台46/04YZ-35台22/20预裂爆破钻机台112电铲395B台33/3P&H2800台513/5P&H4100台606表3-2露天矿各生产环节设备状态表（接上表）序号设备名称型号单位设计数量现有/可用数量新增数量备注3自卸式卡车789台1937/19完好685E台612/6完好730E台1212/12完好930E台36036新增4履带运输车T355台1015移动破碎站Q=10000t/h台2026带式输送机B=1600mmm5830/45830/4B=1400mmm4860/404860/47轮式推土机CAT834B台1212/012WD600台88/808履带推土机D9L台814/44D375A台45/22D10N台156/69带1套移设头9液压反铲CAT台55/2310前装机99432/21992台99/3611铲运机631D台34/3012平路机CAT16G/H台9/016H74/43其他22/2013压路机SD217D台110BW217D—Ⅱ台11014洒水车CAT777台7/0060t台2022、穿孔爆破（1）钻机XXX露天煤矿现用的穿孔设备有DMH90型钻机9台、YZ-35型钻机2台、DM25型钻机4台。近几年各类型钻机实际效率见表3-3、表3-4、表3-5。表3-３DMH90钻机效率时间DMH90钻机效率m/h实动率%工作天数年作业h钻孔利用率%爆破效率m3/m单台能力m3/台200435.239.2360339091.058.66355197200534.346.8361405295.160.17942823200644.543.0361372492.457.38785608200743.040.2355342594.358.18073877平均39.342.3359.25364893.258.57806677表3-４DM25钻机效率时间DM25钻机效率m/h实动率%工作天数年作业h钻孔利用率%爆破效率m3/m单台能力m3/台200437.615.2360131393.534.51592388200538.820.3361175892.133.62109790200644.421.3361184788.527.92029208200737.525.8355220288.025.91878827平均39.620.7359.25178090.530.51945645表3-５YZ-35钻机效率时间YZ-35钻机效率m/h实动率%工作天数年作业h钻孔利用率%爆破效率m3/m单台能力m3/台200541.630.7349256795.160.16109693200643.239.3354333792.457.37634129200745.035.9355306394.358.17556570平均43.3298994.058.57117009（2）穿孔爆破环节能力穿孔爆破环节设备总能力计算公式：（=1，…，n）式中：—设备台数，台；—单台穿孔设备年能力，Mm³/a；式中：—年正常作业小时数，h；—小时效率，m/h；—爆破出岩率，m³/m；—钻孔利用率，%。在计算过程中，各指标均取近几年的平均数据，经计算穿孔爆破环节能力为92.42Mm3/a，3-６穿爆环节能力表项目单位DMH90钻机DM25钻机YZ-35钻机年正常作业小时h364817802989正常小时效率m/h39.339.643.3爆破率m3/m58.530.558.5钻孔利用率%93.290.594.0单台年能力Mm3/台·a7.821.957.12台数台942钻机能力Mm3/a70.387.8014.24可达穿爆能力Mm3/a92.42外包能力Mm3/a35总能力Mm3/a127.42经计算：穿孔爆破环节能力为92.42Mm3/a，考虑存在外包设备35Mm3/a的能力，则XXX露天煤矿穿爆环节总能力为127.42Mm3/a3、矿岩采装（1）采装设备XXX露天煤矿有395B型电铲3台、P3H2800型电铲5台、P3H4100型电铲4台和994、992型前装机各2台。设备配合参数见表3-7，效率指标见表3-8。表3-7采装与运输设备的典型配合参数表项目单位P&H2800电铲992（单机）992（双机）994P&H4100电铲配合配合配合配合配合170D卡车170D卡车170D卡车170D卡车930E卡车挖掘机循环：每车勺数勺48854每勺循环时间s3445455030每车辅助时间s10020010每车总装车时间mim2.563.34.22.3表3-7采装与运输设备的典型配合参数表（接上表）项目单位P&H2800电铲992（单机）992（双机）994P&H4100电铲配合配合配合配合配合170D卡车170D卡车170D卡车170D卡车930E卡车卡车循环：（按平均运距2.7km计算）入换时间mim0.50.50.50.50.5装车时间mim2.363.54.22.3重车行走时间mim6.86.86.86.86.8卸载时间mim11111空车行走时间mim4.64.64.64.64.6等装排队等时间mim42224每循环时间mim19.220.918.419.119.2挖掘机卡车配合车铲比（车/台铲）7.683.071.64.58.34表3-8采装设备历年效率及相关参数表时间P&H2800电铲395B电铲小时效率

m3/h实动率

%工作

天数年作业小时单台能力

m3/台小时效率

m3/h实动率

%工作

天数年作业小时单台能力

m3/台20041116.559.2343487354411481191.447.33614093487610020051111.749.1363427647538911141.529.03612518287390020061196.650/p>