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大同煤炭职业技术学院采矿系毕业设计

第一章 矿井概况

第一节 井田地质特征

一、交通位置

矿井位于潞城市微子镇北，行政区划隶属山西省潞城市微子镇管辖。其地理坐标为：东经113°17′06″－113°18′34″，北纬36°20′18″－36°22′23″，井田南北长约4.2km，东西宽约1.2km，井田面积4.5126km2。

309国道从井田内穿过，西可到安泽、临汾，东可达河北省涉县、邯郸；井田东邻207国道，北通黎城、左权，南达长治；井田南邻微子镇可与324省道相通，向东接228省道，可达河南林州，向南接325省道，可达平顺。长邯铁路从井田东部及南部经过，井田西距长邯铁路潞城站约10km，往东在邯郸可与京广线联通，交通便利。

井田南紧邻微子镇，西距潞城市7km，南西距长治市22km，北距黎城县22km，东距河北省邯郸市160km。 二、井田地质勘探程度

根据山西省煤炭地质114勘查院于2010年6月编制的《山西煤炭运销集团三元微子镇煤业有限公司兼并重组勘探矿井地质报告》（批准文号为：长煤局行发【2010】324号）可知，该院于2010年03月05日先后为该矿进入7台钻机施工，至2010年05月09日完成7个钻孔钻孔施工规范，质量合格，终孔深度达到设计规范，质量岩芯采取率均达到规范规定，钻探测井质量较高，可满足此次地质报告编制报告需要。且矿井井田内有多个已关闭井筒已揭露15号煤层，根据山西省煤炭工业厅晋煤办基发［2009］83号文，矿井煤层勘探程度达到了勘探阶段的要求，符合《煤、泥炭地质勘查规范》的要求，可作为矿井设计和建设的地质依据。建议矿方随后做三维地震勘探，以提高井田勘探程度。

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三、井田水文地质条件

矿井位于太行山中段西侧长治盆地北部，井田全部为新生界黄土覆盖，为低山丘陵区，地表冲沟较发育，一般呈东西向，地形总体为西高东低，最高点位于井田西边界秦家山村西，最高标高为1031m,最低点位于井田东北边界岭南村东南沟谷中，最低标高为845m，最大相对高差186m。

井田属海河流域漳河水系浊漳河支流，区内无常年性河流和大的地表水体，地表冲沟多向东倾斜，雨季降水沿沟谷自然排泄，井田东距浊漳河约10km。

1、矿区主要含水层

（1）奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层

井田内未出露，据区域资料，地层厚度127～308m。含水层岩性主要由石灰岩及白云质灰岩组成。本含水层岩溶发育，因而地下水位变化幅度较大，富水性常因地而异岩溶裂隙发育，富水性强，单位涌水量q为0.083～10.92L/s.m。

井田5号钻孔抽水试验资料：q值为0.5717L/s· m，K值为2.1355m/d,水质类型为SO4·HCO3-Ca型。水位标高为641.25m。

综合分析，该含水层为承压的中等-强富水性含水层，由于近年来过量开采地下水，该含水层水位标高呈逐渐下降趋势。地下水流向大致由北西-南东方向。

（2）石炭系上统太原组砂岩及石灰岩岩溶裂隙含水层

井田内未出露，含水层主要由K2、K3、 K4、K5四层石灰岩组成，平均总厚度为13.32m。其富水性主要取决于裂隙岩溶的发育程度。同时也含砂岩裂隙水，岩性为粗、中粒砂岩，累计厚度30m。据钻孔简易水文地质观测，该含水层属弱富水性含水层，但不排除受构造影响局部富水的可能。据井田钻孔简易水文地质观测，水位及消耗量变化不明显。仅少量钻孔发生漏失现象。

井田5号钻孔抽水资料：q值为0.0030L/s·m，K值为0.0102m/d,

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水质类型为HCO3·SO4 - Na型。水位标高为851.55m。

该含水层属承压的弱富水性含水层。 （3）二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层

本组在本区局部出露，含水层主要由K7砂岩及3号煤顶板砂岩等组成。累积厚度15.00～20.84m，砂岩裂隙局部发育。富水性视裂隙发育程度而定。在构造裂隙发育地段，会沟通上下含水层之间的水力联系，使富水性变好。据临近勘探区钻孔抽水试验资料：q值为0.006L/s·m,K值为0.012m/d，水质类型为HCO3·SO4-Na型。

该含水层为承压的弱含水层。

（4）二叠系下石盒子组砂岩裂隙含水层

该组残留厚度为38.76m，由K8及3～4层中、细粒砂岩组成。据简易水文地质观测，其富水性差异性较大。富水性一般视风化裂隙发育程度而定，若遇构造破碎带时，富水性会增大。可直接接受上覆第四系松散孔隙含水层的补给。

该含水层为弱承压的弱-中等富水性含水层。 （5）第四系松散孔隙含水层

井田范围内分布广泛，厚29.56～92.59m。含水层主要由砂砾层组成。主要接受大气降水补给，据井田内水井调查水位标高一般在905～919m之间，水位变化不大。水质类型为HCO3-Ca型。本组砂岩含水性及透水性较强，泉水流量0.018～0.569 L/s。

该含水层为弱-中等富水性的潜水含水层。 2、井田主要隔水层

（1）石炭系上统太原组底部及石炭系中统本溪组隔水层

主要由塑性的泥岩、铝质泥岩或粉砂质泥岩组成，一般厚度变化较大。区域范围内阻隔其下伏含水层对上覆煤层开采的影响。

（2）二叠系砂岩含水层层间隔水层

主要由具塑性的泥岩、铝质泥岩组成，单层厚度一般大于2m，呈层

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状分布于各含水层之间，阻隔其上、下含水层之间的水力联系。

（3）第四系粘土及亚粘土隔水层

分布在第四系砂砾层中的粘土及亚粘土，在未受构造或人为破坏时，可成为较好的隔水层。

3、主要含水层的补、径、排条件

（1）第四系孔隙含水层，主要接受大气降水补给。其下伏基岩风化带含水层除在浅埋区可接受大气降水补给外，同时基岩风化带含水层与第四系孔隙含水层之间的水力联系也较为密切，在第四系含水层底部的粘土等起到阻水作用时，其间的水力联系才变弱。

（2）井田内碎屑岩类含水层及石炭系上统太原组岩溶裂隙含水层，其间有厚度不等的泥岩阻隔，水力联系弱。受构造及开采3号煤层时形成的导水裂隙带的影响，可沟通其它含水层之间的水力联系。

（3）奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层是井田内主要含水层之一，井田内未出露。其可通过构造带接受上覆含水层的补给。在断裂构造部位有可能与其它含水层发生水力联系。该含水层在区域位置上属补给、径流区，地下水大致由北西向南东方向径流，排泄于辛安泉群。

4、矿井水文地质类型

该矿矿井水文地质类型，按照《煤矿防治水规定》（以下简称“规定” ），矿井水文地质类型划分的六个分类依据，分别评述如下：

错误！未找到引用源。3号煤层

错误！未找到引用源。受采掘破坏或影响的含水层及水体 矿井开采3号煤层时，受采掘破坏或影响的第四系孔隙、二叠系砂岩裂隙含水层，补给条件差，补给水源少。据邻区资料，本含水层q值为0.0060L/s.m，K值为0.0120m/d，为弱富水性的含水层。按照《规定》第一分类依据，为简单型。

错误！未找到引用源。矿井及周边老空水分布状况

井田内有17处采空积水区，估算采空区总积水面积约93.89万m2，

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总积水量约56.63万m3，其位置、范围、积水量清楚。根据电法资料，井田内部发现有3号煤层顶板低阻异常区，可能为煤层顶板相对富水区。本井田内有大量3号煤层采空区，其采空区内有一定的积水量，对未来煤层开采将造成影响。按照《规定》第二分类依据，为中等型。

错误！未找到引用源。矿井涌水量

预计矿井生产规模为600kt/a时，矿井正常涌水量15.0 m3/h，最大涌水量为30.0 m3/h。按照《规定》第三分类依据，为简单型。

错误！未找到引用源。突水量

矿井现未开采15号煤层。由于上部含水层富水性均较弱，故预计煤层开采后，矿井涌水点较少、涌水量较小。现矿井最大涌水量为20 m3/h。按照《规定》第四分类依据，为简单型。

错误！未找到引用源。开采受水害影响程度

矿井设计主采15号煤层，主要充水水源为顶板岩溶裂隙水、顶板冒落带裂隙沟通上部含水层水及采空区积水。顶板水及采空区积水是防治水工作的重点。生产中应严格按照“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则，认真做好防水、探水、疏放及排水工作。总的认为采掘工程受水害影响，但不影响矿井安全。按照《规定》第五分类依据，为中等型。

错误！未找到引用源。防治水工作难易程度

针对该矿矿井水文地质特征，按照《煤矿防治水规定》要求，认真做好井上、井下水文地质和防治水工作，重点做好对老空水、陷落柱水的防探工作。总的认为，防治水简单或易于进行。按照《规定》第六分类依据，为中等型。

综合以上阐述，按分类依据就高不就低的原则，建议该矿开采15号煤层，矿井水文地质类型定为中等型。 四、井田构造

本井田大地构造位置属太行块隆与沁水块坳的过渡区，晋获褶断带以

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东。井田内全部为黄土覆盖，受区域构造影响，本井田总体构造形态为一轴向近南北至北东向的复向斜，本井田总的构造线方向和区域一致，以北北东方向为主，井田内发育一北北东倾伏的向斜构造，以及3个断层及5个陷落柱，叙述如下：

1、褶曲

Z1向斜：位于井田中部，北自李家庄村北起，经秦家山、郝家沟、微子镇西延伸出井田，井田内长约3.0km，轴向近南北，向北倾伏，向斜西翼地层倾角变化较大，中北部轴部地层较陡，倾角为12°～14°，井田西部平缓，倾角为6°～7°，向斜东翼地层平缓，地层倾角为8°左右；南部东翼地层倾角15°～25°，西翼地层倾角13°～25°，为一不对称的复向斜。

2、断层

错误！未找到引用源。F1正断层：位于井田西部，走向NE10°～NE35°，倾向E～SE，倾角70°，SE盘下降，断层落差15～25m，延伸长度约860m，由采空区、巷道揭露，已查明。

错误！未找到引用源。F2正断层：位于井田中部，由南到北贯穿整个井田，延伸长度约4730m，走向N～NE35°，倾向NE，倾角70°～75°，SE盘下降，落差5°～50m，由采空区、巷道揭露，原郝家沟风井(废弃)和6号钻孔控制，已查明。

错误！未找到引用源。F3正断层:位于井田东南部，走向NE35°，断层面倾向NW，倾角70°，NW盘下降，落差40m，井田内延伸长度约700m，向南北分别延伸出井田，由2号钻孔(以往)及巷道控制，已查明。

3、陷落柱

错误！未找到引用源。X1陷落柱

位于井田南部，纵方向为倒漏斗型，周边倾角75°～80°，陷落深度在100～200m之间。横断面为椭圆形，在3号煤层上长轴约40m，短轴约20m；井下揭露。

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错误！未找到引用源。X2陷落柱

位于井田南部，纵方向形状为倒漏斗型，周边倾角75°～80°，陷落深度在100～200m之间。横断面为椭圆形，在3号煤层上长轴约45m，短轴宽约25m；井下揭露。

错误！未找到引用源。X3陷落柱

位于井田南部，纵方向形状为倒漏斗型，周边倾角75°～80°，陷落深在100～200m之间。横断面为椭圆形，在3号煤层上长轴约40m，短轴宽约20m；井下揭露。

错误！未找到引用源。X4陷落柱

位于井田西南边界，纵方向形状为倒漏斗型，周边倾角75°～80°，陷落深在100～200m之间。横断面似梨形，在3号煤层上长轴约85m，短轴宽约75m；井下揭露。

错误！未找到引用源。X5陷落柱

位于井田南边界处，纵方向形状为倒漏斗型，周边倾角75°～80°，陷落深在100～200m之间。横断面为似梨形，在3号煤层上长轴约145m，短轴宽约95m；井下揭露。

4、岩浆岩

井田内及周边未发现岩浆岩侵入。 综上所述，本井田地质构造属简单类型。

第二节 煤层的埋藏特征

一、煤层

（一）含煤性

井田内煤层主要分布在二叠系下统山西组（P1s）和石炭系上统太原组（C3t），地层总厚168.26m，含煤13层，山西组地层含1、2、3号煤层，太原组含7、8-1、8-2、9、10、11、12、13、14、15号煤层，煤层平均总厚度11.82m，含煤系数7.02%。其中主要可采煤层为3、15号煤层，平

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均总厚度9.63m，可采含煤系数为5.72%。

1.山西组（P1s）

本组地层含煤3层，即1、2、3号煤层，煤层平均总厚度5.88m，本组平均厚度48.35m，含煤系数12.16%。其中3号煤层为稳定的可采煤层，其余均为不可采煤层。

2.太原组（C3t）

本组平均厚度119.91m,含煤10层，自上而下依次为7、8-1、8-2、9、10、11、12、13、14、15号煤层。煤层平均总6.22m,含煤系数为5.19%。其中15号煤层位于本组下段中下部，为全区稳定可采煤层。其余均为不可采煤层。

（二）可采煤层 1、3号煤层

位于山西组中下部，煤层稳定，厚度大，煤层厚度5.05～7.52m，平均6.00m。煤层结构简单，一般不含夹矸。在井田东部（3、7号孔）及西部（4号孔）均存在风氧化带。

顶板主要是泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩或细粒砂岩，底板主要是泥岩，局部为细粒砂岩或粉砂岩、砂质泥岩、泥岩。

该煤层属稳定型大部分可采煤层，其控制程度和研究程度都较高。 2、15号煤层

位于太原组下段中下部，上距3号煤层122.24m，煤层厚度2.70-6.59m，平均4.04m；结构较简单，含泥岩夹矸0-4层，一般0-1层；为全区稳定可采煤层。煤层直接顶为砂质泥岩、泥岩、局部为粉砂岩，老顶为深灰色石灰岩（K2）；底板为灰黑色泥岩。

（三）煤层对比 1、对比方法及依据

井田内含煤地层沉积稳定，岩性组合及地球物理特征规律明显，煤层、标志层自身特征显著，因此采用标志层、层间距、以及物性特征、岩性特

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征等，并辅以沉积旋回予以合理解释。

2、主要标志层特征

井田内主要标志层有K10、K8、K7、K5、K4、K3、K2、K1等，根据其厚度及间距、岩性特征。

3、各煤层对比标志

1号煤层：位于K8砂岩下，层位不稳定。

2号煤层：位于K8砂岩下15m左右，下距3号煤层16m左右。 3号煤层：位于K8砂岩下31m左右。其本身所特有的厚度、十分稳定的层位即为可靠的对比标志。在所有煤层中，其DLW异常最高，HGG异常最大，HG异常最小，DZW为下负上正异常反映。

7号煤层：位于K5石灰岩下7.80m左右，极不稳定。HGG高异常明显，HG为低异常。

8-1号煤层：位于K5石灰岩下22m左右，极不稳定。HGG、DLW高异常，HG低异常。

8-2号煤层：位于K5石灰岩下28.50m左右。极不稳定。HGG、DLW较高异常，HG为

低—中异常，DZW无明显反映。

9号煤层：位于K4石灰岩之上6.70m左右。不稳定。HGG为较高—中等异常，DLW、HG规律性较差。

11号煤层：位于K4石灰岩下伏，不稳定。HGG为较高异常，DLW与上覆K4石灰岩无明显界面，HG为中—低异常。

12号煤层：位于K4石灰岩下5.00m左右。不稳定。HGG高异常，DLW中等异常，HG高异常。

13号煤层：位于K3石灰岩下伏。不稳定。HGG为高—较高异常，HG为较低—中等异常，DLW与上覆K3石灰岩无明显界面。

14号煤层：位于K2石灰岩下伏。不稳定。HGG高异常与3号煤层相似，HG低异常，DLW与上覆K2石灰岩无明显界面。

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15号煤层：位于K2石灰岩下18.80m左右，煤层结构较简单，含0-4层泥岩夹石，一般0-1层，全硫含量高，层位稳定，结构简单，HGG为高异常，DLW高异常，HG低异常。

详见煤层柱状图。

二、瓦斯、煤尘爆炸性、煤的自燃发火性以及地温地压情况

1、瓦斯

根据长治市煤炭工业局长煤局发[2007]271号文,《关于转发山西省煤炭工业局“关于长治市所属158座矿井2006瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”的通知》2006年度潞城市柳沟煤矿（长福煤业有限公司的前身）3号煤层瓦斯绝对涌出量为0.32m3/min,相对涌出量为3.84m3/t, 二氧化碳绝对涌出量为0.36m3/min,相对涌出量为4.32m3/t,属低瓦斯矿井。2005年度潞城市柳沟煤矿3号煤层瓦斯绝对涌出量为0.26m3/min,相对涌出量为3.74m3/t, 二氧化碳绝对涌出量为0.49m3/min,相对涌出量为7.06m3/t,属低瓦斯矿井。2006年度潞城市微子镇郝家沟煤矿3号煤层瓦斯绝对涌出量为0.22m3/min,相对涌出量为2.64m3/t, 二氧化碳绝对涌出量为0.25m3/min,相对涌出量为3.00m3/t,属低瓦斯矿井。2005年度潞城市微子镇郝家沟煤矿3号煤层瓦斯绝对涌出量为0.20m3/min,相对涌出量为1.44m3/t, 二氧化碳绝对涌出量为0.34m3/min,相对涌出量为2.45m3/t,属低瓦斯矿井。

根据长治市煤炭工业局长煤局发[2010]29号文,《关于2009年度年产30万吨以下矿井的瓦斯鉴定结果的批复》2009年度潞城市郝家沟煤矿有限公司3号煤层瓦斯绝对涌出量为0.22m3/min, 二氧化碳绝对涌出量为0.33m3/min,属低瓦斯矿井。2008年度潞城市郝家沟煤矿有限公司3号煤层瓦斯绝对涌出量为0.12m/min, 二氧化碳绝对涌出量为0.18m/min,属低瓦斯矿井。2009年度潞城市后河煤矿有限公司15号煤层瓦斯绝对涌出量为0.39m3/min,相对涌出量为1.00m3/t, 二氧化碳绝对涌出量为0.52m/min,相对涌出量为1.34m/t,属低瓦斯矿井。2008年度潞城市后河

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煤矿有限公司15号煤层瓦斯绝对涌出量为0.39m3/min,相对涌出量为0.85m3/t, 二氧化碳绝对涌出量为0.59m3/min,相对涌出量为1.29m3/t,属低瓦斯矿井。

矿井虽为低瓦斯矿井，但在今后生产中对瓦斯检测及排放应重视，严格加强瓦斯监测工作，严格按照《煤矿安全规程》，从生产管理上采取措施，防止瓦斯聚集，当瓦斯聚积时，必须及时处理，为煤矿安全生产提供了保障。

2、煤尘爆炸性及煤的自燃倾向性

根据2003年山西省煤炭工业局综合测试中心检验开采的3号煤层煤尘爆炸分析样，火焰长度20mm，加岩粉量40%，有爆炸性；2006年国家煤及煤化工产品质量监督检验中心检验开采的3号煤层煤尘爆炸分析样，火焰长度30mm，加岩粉量50%，有爆炸性；综述，本井田3号煤层之煤尘有爆炸危险性。

根据本次施工1、3、6号孔对15号煤层煤尘爆炸性试验结果(见表1-2-19)，其火焰长度5-10mm，扑灭火焰的岩粉量为25-50%，可见本区15号煤层之煤尘有爆炸危险性。

井田内3、15号煤层的煤尘具有爆炸性。因此，未来矿井生产中一定要做好井下洒水灭尘工作，最大程度降低煤尘浓度，确保安全生产。

（2）煤的自燃倾向性

根据2003年山西省煤炭工业局综合测试中心对开采的3号煤层自燃倾向性测试结果，3号煤层吸氧量0.9028cm/g，自燃等级Ⅲ，属不易自燃；2006年国家煤及煤化工产品质量监督检验中心对开采的3号煤层自燃倾向性测试结果，3号煤层吸氧量0.8317cm3/g，自燃等级Ⅲ，属不易自燃。综述，本井田3号煤层属不易自燃煤层。

根据本次施工1、3、6号孔对15号煤层样作煤的自燃倾向性试验结果(见表1-2-20)，15号煤层吸氧量为0.67-0.68cm3/g，自燃倾向等级为Ⅱ-Ⅲ类，属自燃-不易自燃。综上所述，矿井15号煤层防火设计按自燃煤层进行设计。

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煤层自燃亦是矿井安全生产较大隐患。因此，未来矿井生产中对废弃巷道及时进行密闭，防止煤层自燃发生，确保安全生产。

3、地温、地压

根据本井田及邻区资料，井田内无地温、地压异常现象，本井田地温、地压属正常。

三、煤的化学性质和工艺性能

1、化学性质

区内3号、15号煤层化验指标汇总见表1-2-7。现将各煤层的煤质特征分述如下：

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表1-2-7 各煤层煤质分析汇总表

煤层号 Mad (%) 工 业 分 析 原 浮 原 浮 原 浮 原 浮 原 浮 原 浮 浮 浮 3 1.64 0.69 14.44 6.09 14.78 14.13 0.25 0.30 0.053 0.020 31.296 34.302 0.0 8.0 90.56 4.34 3.17 1.60 68.57 15 0.69-1.94 1.07 (6) 0.37-1.47 0.73 (6) 23.38-39.48 34.71 (4) 7.03-13.08 9.21 (6) 14.77-23.14 19.72 (5) 13.41-15.33 14.41 (6) 1.56-4.76 2.77 (6) 0.45-2.06 1.36 (6) 0.010-0.027 0.016 (3) 0.009-0.015 0.012 (2) 20.338-23.838 21.445 (4) 33.571 0.0 0.0-2.0 1.0 (4) 89.67-90.81 90.06 (4) 4.13-4.38 4.26 (6) 2.13-3.76 2.69 (4) 1.28-1.54 1.37 (4) 76.21-92.63 84.85 (3) 5.12-18.21 12.30 (3) >1463 1.53 14.52-50.00 25.07 (6) PM Ad (%) Vdaf (%) 有 害 成 分 St,d (%) Pd (%) Qgr, d (MJ/kg) 发 热 量 胶质层厚度（Y）(mm) 粘结指数(GR,I) Cdaf (%) 元 Hdaf 素 (%) 分 Odaf 析(%) (浮) Ndaf (%) SiO2+Al2O3+TiO2 (%) 煤灰成分Fe2O3+CaO+MgO+ 分析K2O+Na2O (原) (%) ST(℃) 视(相对)密度 浮煤回收率(%) 煤类 24.18 >1500 1.40 40.35 PS 注：括弧内为统计点数 (各煤层灰分、硫分质量分级按

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GB/T15224.1-2004、GB/T15224.2-2004、GB/T15224.3-2004进行)。

2、煤类

本区煤类的划分按《中国煤炭分类国家标准》(GB5751-86)进行，以浮煤挥发分产率900℃(Vdaf)测定值和粘结指数(GR，I)为主要分类指标划分煤类。3号煤层浮煤挥发分为14.13%，粘结指数为8.0。本井田3号煤层划分为贫瘦煤(PS)。15号煤层浮煤挥发分介于13.41%-15.33%之间，粘结指数为0.0-2.0。本井田15号煤层划分为贫煤(PM)。

第三节 井田境界与储量

一、井田境界

井田位于潞城市微子镇北，行政区划隶属山西省潞城市微子镇管辖。其地理坐标为：东经113°17′06″－113°18′34″，北纬36°20′18″－36°22′23″，井田南北长约4.2km，东西宽约1.2km，井田面积4.5126km2。

根据山西省国土资源厅为该矿颁发的采矿许可证（证号为：C1400002009111220044888）《采矿许可证》，井田范围由以下18个坐标拐点连线圈定：

1、X=4029401.67 Y=19706251.74 2、X=4029401.67 Y=19707251.74 3、X=4028771.67 Y=19706251.74 4、X=4028771.67 Y=19707181.74 5、X=4027951.67 Y=19707181.75 6、X=4027951.66 Y=19706401.74 7、X=4027151.66 Y=19706401.75 8、X=4027151.66 Y=19706331.75 9、X=4025551.65 Y=19706331.75 10、X=4025551.65 Y=19705931.75

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11、X=4025151.65 Y=19705931.75 12、X=4025151.65 Y=19705531.75 13、X=4026531.65 Y=19705531.75 14、X=4026531.65 Y=19705131.75 15、X=4027951.66 Y=19705131.74 16、X=4027951.66 Y=19705731.74 17、X=4028751.66 Y=19705731.74 18、X=4028751.66 Y=19706251.74

该矿井西部为子北煤矿，东部、北部、南部无矿区。详见四邻关系图。 二、储量

根据矿方提供的山西省煤炭地质114勘查院于2010年6月编制的《山西煤炭运销集团三元微子镇煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》可知，

1、资源/储量估算范围

井田内3号煤层为当前矿井采掘煤层，本次主要估算15号煤层以及剩余3号煤层储量，估算范围为全井田。

本井田主要为贫瘦煤及贫煤。地层倾角小于25°。按照中华人民共和国国土资源部2002年12月17日发布的《煤、泥炭地质勘查规范》中附录E—建议资源/储量比例及资源量估算指定确定：资源/储量估算最低可采厚度为0.80m，最高灰分为40%，最高硫分为3%。

3、资源/储量估算结果

截止到2009年12月31日，经估算：

全井田保有资源/储量25080kt，其中探明的经济基础储量（111b）19070 kt，控制的经济基础储量（122b）2560 kt，推断的内蕴经济资源量（333）3450 kt；探明的经济基础储量（111b）占总资源/储量的76.0%。

3号煤层：保有资源/储量2730 kt，探明的经济基础储量（111b）2560 kt，推断的资源量（333）170 kt。

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15号煤层：总资源/储量22350 kt，其中探明的经济基础储量（111b）16510 kt，控制的经济基础储量（122b）2560 kt，推断的内蕴经济资源量（333）3280 kt。

表1-2-24 资源/储量汇总表 单位 kt 煤111b/ 111b+122b/ 资源/储量 面积层111b+122b+333 111b+122b+333 2k(m) 111b 122b 333 111b+122b 111b+122b+333 号 (%) (%) 3 339 2560 0 170 2560 19070 21630 2730 22350 25080 93.8 73.9 76.0 93.8 85.3 86.2 15 4287 16510 2560 3280 总计 19070 2560 3450 第四节 矿井开拓

一、井田开拓方式

1、井筒

设计在选定的矿井工业场地内布置主立井（利用原有主立井）、副斜井（新建）和回风立井（利用原有回风立井）三个井筒，全井田采用三个井筒开拓。

主立井：利用原郝家沟煤矿的主立井作为整合后矿井的主立井，井筒直径5.0m，净断面积19.63m2；至3号煤178m；主立井直接延伸至15号煤层，总深248.58m，井筒内装备两个6t箕斗，经验算，能满足矿井600kt/a的原煤提升及进风任务，是矿井的一个安全出口井。

副斜井：矿井新建一副斜井，断面净宽3.8m，净断面积12.51m2，倾角7/23°，方位角270°，副斜井总斜长569.13m，落底标高+740.0m，直接落底15号煤层，采用单钩串车提升，担负矿井的所有辅助提升任务（包括人员上、下井），兼作矿井进风井和安全出口。井筒内敷设消防洒水管路、排水管、电缆等设施。

回风立井：利用原郝家沟煤矿的回风立井作为整合后矿井的回风立井，井筒净直径4.2m，净断面积13.85m2，至3号煤层垂深108.4m，直接

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延伸至15号煤层底板，总垂深248.4m，装设有梯子间。能满足矿井600kt/a的回风任务，是矿井的另一个安全出口。压风管沿该井筒敷设。

2、水平划分

井田范围内可采煤层为3号、15号煤层，3号煤层资源基本采空，资源枯竭，所剩资源储量仅能布置一个完整的工作面，除此之外其余的储量比较零散，不能布置完整的工作面，而且中间还被采空区隔开。15号煤储量稳定，采动较少。此次设计仅考虑在3号煤层布置一个完整的工作面，其余回采采区全部布置在15号煤层。因此设计考虑采用单水平开采矿井3、15号煤层，在3号层设辅助水平。

3、井下开拓部署

原矿井3号煤层基本采空，所剩资源只能布置一个完整的工作面，剩下的零星储量不仅少，而且被采空区包围，难以进行正规工作面进行回采，矿方可以在3号煤底板掘两条巷道（分别为胶带和轨道巷）进入3号煤的其它可采的零星块段，采用炮采采煤方法进行回采，在保证安全的情况下尽量回收。3号煤层巷道均不满足矿井兼并重组后的安全生产要求。少数可以利用的巷道也必须进行刷大。15号煤层除被整合的漫流岭和后河煤矿有少量回采之外，其余均未进行回采。

3号煤层：

工作面胶带进风顺槽直接通过井底煤仓与主立井相连，工作面轨道回风顺槽通过矿井原有的3号煤层巷道直接和回风立井连接，通过3号煤层甩车场与副斜井相连。

15号煤层：

此次设计井下15号煤层巷道布置均采用三巷制，分别为胶带巷、轨道巷、回风巷，三条巷道相互平行，巷道间距25m，轨道巷和胶带巷沿15号煤层底板布置，回风巷沿15号煤层顶板布置。沿井田东部边界布置南北方向的大巷，分别为北（南）胶带大巷、北（南）轨道大巷、北（南）回风大巷，大巷向北一直掘到F2断层附近，向南一直掘到矿井东南部边

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界，分别通过运输石门（井底煤仓）、井底车场、回风大巷与矿井主立井、副斜井、回风立井连接。 北部在F2断层附近分别折向西、东布置一采区上山和二采区下山，分别为胶带上下山、轨道上下山、回风上下山。南部沿后河煤矿的采空区北侧布置三采区上山，分别为胶带上山、轨道上山、回风上山，分别与南胶带、南轨道、南回风大巷直接相连；南胶带、南轨道、南回风大巷掘进到矿井东南边界折向西布置一组四采区上山，分别为四采区胶带、轨道、回风上山。

全矿井15号煤层共布置四个采区。一采区布置在一采区上山的南北两侧，二采区布置在二采区下山的北侧，三采区布置在三采区上山的北侧，四采区布置在四采区上山的南北两侧。各采区工作面沿倾向布置，沿走向回采，工作面胶带、轨道顺槽直接与上（下）山连接。这样就形成了矿井运输、通风、排水等系统。

4、通风

矿井通风方式为中央并列式，主立井和副斜井进风，回风立井回风。三个井筒均服务于整个井田所有煤层。矿井所需的风量和负压，选用2台FBCDZ54-8-№22型对旋轴流式通风机，配用YBF355M-8型电机（功率185kW×2，电压380V，转数980r/min），该风机的风量范围为Q=42～114m3/s，负压范围为H=1120～2850Pa，一台工作，一台备用。

5、采区划分

全矿井3号煤布置一个采区；全矿井15号煤层共布置四个采区。一采区布置在一采区上山的南北两侧，二采区布置在二采区下山的北侧，三采区布置在三采区上山的北侧，四采区布置在四采区上山的南北两侧。

6、开采顺序

根据开拓部署，矿井先采3号煤层，然后采15号煤层；15号煤层各采区按照采区编号顺序开采。

二、矿井提升、通风、排水和压风设备

1、主立井提升设备

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主立井提升设备担负原煤提升任务。该矿现有1台2JK—2/20型双滚筒提升机，滚筒直径2000mm，滚筒宽度1000mm，最大静张力62kN,减速比20,钢丝绳速度3.81m/s，电动机功率210kW，配有一对4t单绳防坠箕斗。

2、副斜井提升设备

副斜井井筒斜长570m，倾角α=23?，副斜井辅助提升设备担负着设备、材料、矸石、人员等提升任务。

3、主运输设备选型

该矿井井下煤流运输工艺系统全部采用带式输送机。带式输送机的运输能力以满足600kt/a生产规模的需要为原则，根据综采工作面综采设备额定能力和峰值煤量。 确定带式输送机输送量为Q?350t/h，带式输送机要尽量运行于低能力状态的原则，根据带式输送机工程设计规范（GB50431-2008）有关长距离带式输送机应选择较高带速的要求以及带速与输送带宽度的范围要求，井底煤仓上仓带式输送机和北胶带大巷带式输送机选择带速V=2.5m/s，一采区胶带上山带式输送机选择带速V=2.0m/s。

4、井下辅助运输设备

根据达产时轨道运输大巷和回采工作面顺槽的运距、运量和巷道坡度情况，设计选用JD-40型调度绞车牵引1.0t系列矿车运输。 三、开采情况

井田内有矿井5座，分别为潞城郝家沟煤矿有限公司、潞城后河煤矿有限公司、山西潞城长福煤业有限公司、山西潞城漫流岭煤业有限公司、山西潞城建国煤业有限公司。

1、郝家沟煤矿

属潞城市微子镇郝家沟村办煤矿，开采3号煤层，有一对立井，井深均为50m，井筒全部荒料石砌碹，采煤方法为壁式炮采，抽出式通风，小平车运输，绞车提升。生产能力150kt/a；属低瓦斯矿井。矿井正常涌水量为150m3/d，最大涌水量为400m3/d，未发生过火灾，未发现越界现象。

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3号煤层采用倾斜长壁轻型综采放顶煤采煤方法。顶板管理采用全部垮塌法。

2、潞城后河煤矿有限公司

始建于1966年，1971年投产，2006年11月，山西省国土资源厅为该矿颁发的采矿许可证，证号为1400000622556，生产规模210kt/a，核定能力210kt/a，开采3号 、15煤层。2008年3月，山西省煤炭工业局为该矿换发了煤炭生产许可证，证号为201404810902，生产能力170kt/a，开采3号煤层。矿井采用立井开拓，地下开采，倾斜长壁式炮采，单体液压支柱、п型钢长梁支护，工作面刮板输送机运输，井下大巷串车运输，主井罐笼提升，中央并列抽出式机械通风。

该矿为低瓦斯矿井，矿井正常涌水量72m3/d，未发生过火灾，未发现越界现象。

3、山西潞城长福煤业有限公司

位于井田内中北部，集体煤矿，开采3号煤层，立井开拓，生产能力90kt/a，未发生过火灾，未发现越界现象。

主井：X=4028304 Y=19707114 副井：X=4028316 Y=19706915 4、山西潞城漫流岭煤业有限公司

位于井田内北部边界处，开采15号煤层，立井开拓，生产能力90kt/a, 未发生过火灾，未发现越界现象。

主井：X=4028257 Y=19706744 Z=895.2 副井：X=4028878 Y=19706779 Z=893.5 风井：X=4028842 Y=19706840 Z=898.5 5、山西潞城建国煤业有限公司

位于本井田中北部，开采3号煤层，立井开拓，生产能力90kt/a /a，未发生过火灾，未发现越界现象。

主井：X=4028426.33 Y=19706210.54 Z=929.74

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副井：X=4028486.34 Y=19706354.11 Z=933.90 四、采区概况

（一）采区及工作面数目、位置

根据井田开拓布置，结合矿井的井型和工作面装备水平，并充分考虑矿井实际情况，矿井移交生产及达到设计生产能力600Kt/a时，设计将首采面布置在3号煤层，采用综采放顶煤采煤方法回采，接替面布置在15号煤层，采用综采一次采全高采煤法回采。矿井达产后，回采15号煤层时，15号煤层共布置一个采区、一个综采一次采全高工作面。

（二）开采顺序

矿井主要开采3号、15号煤层，矿井回采时，先采3号煤层，后采15号煤层；3号煤层仅能布置一个回采工作面，其它回采采区均布置在15号煤层，全井田15号煤层共划分四个采区，采区开采顺序：一采区→二采区→三采区→四采区。

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第二章 采区地质特征

第一节 采区范围

一、3号煤布置一个工作面，工作面长150m，顺槽长度约900m。 二、15号煤布置四个采区，首采区为一采区。

一采区位于井田西北部，走向长约2220m，倾斜长约670~1270m。

第二节 采区地质情况

一、地层

错误！未找到引用源。奥陶系中统峰峰组（O2f）

为含煤地层之基底，5号钻孔揭露最大厚度280.20m，上部主要岩性为一巨厚层状、坚硬质均的石灰岩组成，顶部被铁质侵染，局部成富集状铁核，中上部裂隙溶洞较为发育，中下由厚层状、巨厚层状石灰岩、泥灰岩及石膏层组成，含白云质及方解石脉条带，质地均匀，上部泥灰岩多具蜂窝状溶洞，裂隙发育。

错误！未找到引用源。石炭系中统本溪组（C2b）

本组地层假整合于奥灰岩侵蚀面之上，所见厚度5.65－10.00m，均厚7.14m，岩性以灰、灰白色铝土质泥岩为主，局部含泥岩及砂岩，偶夹薄煤层。铝土泥岩细腻，有滑感，具鲕状结构。底部多为鸡窝状铁矿层（山西式铁矿）。

(3)石炭系上统太原组（C3t）

连续沉积于本溪组地层之上，底部以一层砂岩或砂质泥岩与下伏本溪组地层分界。为井田内主要含煤地层之一。厚106.50～127.10m,平均119.91m。为一套海陆交互相沉积。主要由浅灰－灰-深灰色砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、煤层及石灰岩组成。缓波状、脉状层理发育，动植物化石丰富。现根据岩性组合及沉积特征分为三段叙述：

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一段（C3t1）

K1砂岩底至K2灰岩底，厚度27.95～33.05m，平均厚度31.56m。以灰-深灰色泥岩为主，含少量铝质，含黄铁矿结核，层理较发育。具脉状、波状层理等，属泻湖、潮坪沉积，在潮上有利地段形成泥炭坪。

15号煤为海退后期在广阔平坦的废弃泻潮上发育而成的连续广布的泥炭沼泽，形成厚度较大的可采煤层。由于距海岸线较近，偶然性风暴海水常侵入泥炭沼泽，导致15号煤层灰分较高。

14号煤发育于再次海退后的废弃泻湖之上，泥炭沼泽发育不久，晚石炭世中期华北最大海侵来临，终止了本次泥炭堆积，形成了薄煤层，14号煤层本井田内不可采。

二段（C3t2）

K2灰岩底至K4灰岩顶，厚29.79～38.35m，平均厚32.26ｍ，以海侵石灰岩发育为特征。由K2、K3、K4深灰色石灰岩、泥质灰岩与其间深-灰黑色泥岩，灰-浅灰色中细粒砂岩及煤组成向上变浅的海退层序。本段标志层横向稳定，沉积结构清楚，仅局部受后期冲刷缺失。由于盆地可容纳空间较大，沉积物注入量较小，盆地长期处于饥饿状态，泥炭沼泽只能在海退后废弃的三角洲前缘及潮坪上短暂发育，故所含11、12、13号煤层均不可采。

三段（C3t3）

K4灰岩顶至K7砂岩底，厚43.65～69.76m。，平均58.66m,以灰-深灰色泥岩、浅灰色细、粉砂岩为主，夹K5、K6石灰岩及1-5层薄煤层。本段海侵作用减弱，碎屑注入量逐渐增强，盆地经常处于半饱和状态，三角洲平原广布，在分流间湾地带附属型泥炭沼泽广泛发育，运离分流河道处形成井田内零星可采煤层(7、8-1、8-2号煤层)，其余9、10号煤层均不可采。

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全组为一套典型的海陆交互相沉积，岩性多由灰岩、泥岩及不同粒度的砂岩和煤层组成。四层灰岩既为可靠的标志层，又是主要含水层。

(4)二叠系下统山西组（P1s）

厚44.80-50.98m，平均厚48.35m，为本区的主要含煤地层之一。岩性主要由浅灰色、灰黑色、黑色的中-细粒砂岩，粉砂岩，砂质泥岩，泥岩，炭质泥岩和煤组成。含煤1-3层。其中3号煤层为可采煤层，其余煤层为不可采煤层。泥岩、砂质泥岩中含完整和不完整的植物化石，局部含菱铁质结核；砂岩中含云母碎片和菱铁质，小型交错层发育。底部K7砂岩为中、细粒砂岩，局部为粉砂岩。与下伏太原组呈整合接触。该组为三角洲分流间湾和泥炭沼泽沉积。

(5)二叠系下统下石盒子组（P1x ）

连续沉积于山西组之上，以底部一层白色中粒石英长石砂岩底面与之分界。

本组地层在本区发育不全。为一套以河流湖泊相为主的陆相沉积，以不同颜色的泥岩、砂质泥岩、及中粒砂岩所组成。上部泥岩中含粘土，局部相变为铝士泥岩；多具紫斑，偶具鲕状结构，节理较发育。

全组所见厚度为0—98.20m，揭露平均厚度为41.35m。 错误！未找到引用源。二叠系上统上石盒子组（P2s）

该组地层在本区发育不全，揭露厚度0－35.00m。岩性以中粒砂岩为主，含泥岩、砂质泥岩等。颜色杂且变化大，为一套以河流相为主，含湖泊相的陆相地层。

该组地层连续沉积在下石盒子组地层之上。 错误！未找到引用源。第四系（Q）

直接覆盖于各老地层之上，呈角度不整合接触，厚10.00～92.59m，平均厚度为50.00m。顶部为黄色植耕土，中下部为黄、棕黄等粘土、亚粘土及砂土层，夹钙质结核，具虫孔及空隙。

错误！未找到引用源。井田构造

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本井田大地构造位置属太行块隆与沁水块坳的过渡区，晋获褶断带以东。井田内全部为黄土覆盖，受区域构造影响，本井田总体构造形态为一轴向近南北至北东向的复向斜，本井田总的构造线方向和区域一致，以北北东方向为主，井田内发育一北北东倾伏的向斜构造，以及3个断层及5个陷落柱，叙述如下：

1、褶曲

Z1向斜：位于井田中部，北自李家庄村北起，经秦家山、郝家沟、微子镇西延伸出井田，井田内长约3.0km，轴向近南北，向北倾伏，向斜西翼地层倾角变化较大，中北部轴部地层较陡，倾角为12°～14°，井田西部平缓，倾角为6°～7°，向斜东翼地层平缓，地层倾角为8°左右；南部东翼地层倾角15°～25°，西翼地层倾角13°～25°，为一不对称的复向斜。

2、断层

错误！未找到引用源。F1正断层：位于井田西部，走向NE10°～NE35°，倾向E～SE，倾角70°，SE盘下降，断层落差15～25m，延伸长度约860m，由采空区、巷道揭露，已查明。

错误！未找到引用源。F2正断层：位于井田中部，由南到北贯穿整个井田，延伸长度约4730m，走向N～NE35°，倾向NE，倾角70°～75°，SE盘下降，落差5°～50m，由采空区、巷道揭露，原郝家沟风井(废弃)和6号钻孔控制，已查明。

错误！未找到引用源。F3正断层:位于井田东南部，走向NE35°，断层面倾向NW，倾角70°，NW盘下降，落差40m，井田内延伸长度约700m，向南北分别延伸出井田，由2号钻孔(以往)及巷道控制，已查明。

3、陷落柱

错误！未找到引用源。X1陷落柱

位于井田南部，纵方向为倒漏斗型，周边倾角75°～80°，陷落深度在100～200m之间。横断面为椭圆形，在3号煤层上长轴约40m，短轴

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约20m；井下揭露。

错误！未找到引用源。X2陷落柱

位于井田南部，纵方向形状为倒漏斗型，周边倾角75°～80°，陷落深度在100～200m之间。横断面为椭圆形，在3号煤层上长轴约45m，短轴宽约25m；井下揭露。

错误！未找到引用源。X3陷落柱

位于井田南部，纵方向形状为倒漏斗型，周边倾角75°～80°，陷落深在100～200m之间。横断面为椭圆形，在3号煤层上长轴约40m，短轴宽约20m；井下揭露。

错误！未找到引用源。X4陷落柱

位于井田西南边界，纵方向形状为倒漏斗型，周边倾角75°～80°，陷落深在100～200m之间。横断面似梨形，在3号煤层上长轴约85m，短轴宽约75m；井下揭露。

错误！未找到引用源。X5陷落柱

位于井田南边界处，纵方向形状为倒漏斗型，周边倾角75°～80°，陷落深在100～200m之间。横断面为似梨形，在3号煤层上长轴约145m，短轴宽约95m；井下揭露。

4、岩浆岩

井田内及周边未发现岩浆岩侵入。 综上所述，本井田地质构造属简单类型。

二、瓦斯、煤尘爆炸性、煤的自燃发火性以及地温地压情况

1、瓦斯

根据长治市煤炭工业局长煤局发[2007]271号文,《关于转发山西省煤炭工业局“关于长治市所属158座矿井2006瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”的通知》2006年度潞城市柳沟煤矿（长福煤业有限公司的前身）3号煤层瓦斯绝对涌出量为0.32m3/min,相对涌出量为

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3.84m3/t, 二氧化碳绝对涌出量为0.36m3/min,相对涌出量为4.32m3/t,属低瓦斯矿井。2005年度潞城市柳沟煤矿3号煤层瓦斯绝对涌出量为0.26m3/min,相对涌出量为3.74m3/t, 二氧化碳绝对涌出量为0.49m3/min,相对涌出量为7.06m3/t,属低瓦斯矿井。2006年度潞城市微子镇郝家沟煤矿3号煤层瓦斯绝对涌出量为0.22m3/min,相对涌出量为2.64m3/t, 二氧化碳绝对涌出量为0.25m3/min,相对涌出量为3.00m3/t,属低瓦斯矿井。2005年度潞城市微子镇郝家沟煤矿3号煤层瓦斯绝对涌出量为0.20m3/min,相对涌出量为1.44m3/t, 二氧化碳绝对涌出量为0.34m3/min,相对涌出量为2.45m3/t,属低瓦斯矿井。

根据长治市煤炭工业局长煤局发[2010]29号文,《关于2009年度年产30万吨以下矿井的瓦斯鉴定结果的批复》2009年度潞城市郝家沟煤矿有限公司3号煤层瓦斯绝对涌出量为0.22m3/min, 二氧化碳绝对涌出量为0.33m3/min,属低瓦斯矿井。2008年度潞城市郝家沟煤矿有限公司3号煤层瓦斯绝对涌出量为0.12m3/min, 二氧化碳绝对涌出量为0.18m3/min,属低瓦斯矿井。2009年度潞城市后河煤矿有限公司15号煤层瓦斯绝对涌出量为0.39m3/min,相对涌出量为1.00m3/t, 二氧化碳绝对涌出量为0.52m3/min,相对涌出量为1.34m3/t,属低瓦斯矿井。2008年度潞城市后河煤矿有限公司15号煤层瓦斯绝对涌出量为0.39m3/min,相对涌出量为0.85m3/t, 二氧化碳绝对涌出量为0.59m3/min,相对涌出量为1.29m3/t,属低瓦斯矿井。

矿井虽为低瓦斯矿井，但在今后生产中对瓦斯检测及排放应重视，严格加强瓦斯监测工作，按照《煤矿安全规程》，从生产管理上采取措施，防止瓦斯聚集，当瓦斯聚积时，必须及时处理，为煤矿安全生产提供了保障。

2、煤尘爆炸性及煤的自燃倾向性

根据2003年山西省煤炭工业局综合测试中心检验开采的3号煤层煤尘爆炸分析样，火焰长度20mm，加岩粉量40%，有爆炸性；2006年国家

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煤及煤化工产品质量监督检验中心检验开采的3号煤层煤尘爆炸分析样，火焰长度30mm，加岩粉量50%，有爆炸性；综述，本井田3号煤层之煤尘有爆炸危险性。

根据15号煤层煤尘爆炸性试验结果(见表2-2-1)，其火焰长度5-10mm，扑灭火焰的岩粉量为25-50%，可见本区15号煤层之煤尘有爆炸危险性。

表2-2-1 15号煤层煤尘爆炸性鉴定表 采样 地点 煤 层 号 工 业 分 析(％) Mad (%) Ad (%) Vdaf (%) St,d (%) 爆 炸 性 实 验 火焰 抑制煤尘爆炸最长度 低岩粉量 (mm) (%) 10 10 5 50 30 25 鉴定 结论 测试单位 1号孔 3号孔 6号孔 15 15 15 0.78 38.93 20.65 4.30 1.45 28.458 15.81 1.64 0.86 39.48 20.58 4.76 煤尘有爆山西省炸性 煤尘有爆煤炭地炸性 质研究煤尘有爆所 炸性 井田内3、15号煤层的煤尘具有爆炸性。因此，未来矿井生产中一定要做好井下洒水灭尘工作，最大程度降低煤尘浓度，确保安全生产。

错误！未找到引用源。煤的自燃倾向性

根据2003年山西省煤炭工业局综合测试中心对开采的3号煤层自燃倾向性测试结果，3号煤层吸氧量0.9028cm3/g，自燃等级Ⅲ，属不易自燃；2006年国家煤及煤化工产品质量监督检验中心对开采的3号煤层自燃倾向性测试结果，3号煤层吸氧量0.8317cm3/g，自燃等级Ⅲ，属不易自燃。综述，本井田3号煤层属不易自燃煤层。

根据15号煤层煤样自燃倾向性试验结果(见表2-2-2)，15号煤层吸氧量为0.67-0.68cm3/g，自燃倾向等级为Ⅱ-Ⅲ类，属自燃-不易自燃。综上所述，矿井15号煤层防火设计按自燃煤层进行设计

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表2-2-2 15号煤层自燃倾向性鉴定表 采样地点 煤 层 号 工 业 分 析(%) Mad (%) 0.78 1.45 0.86 Ad (%) Vdaf (%) St,d (%) 吸氧量 cm/g 0.67 0.68 0.67 3自燃倾向等级 Ⅱ类 Ⅲ类 Ⅱ类 煤炭自燃 倾向性 自燃 不易自燃 自燃 测试单位 山西省煤炭地质研究所 1号孔 15 3号孔 15 6号孔 15 38.93 20.65 4.30 28.45 15.81 1.64 39.48 20.58 4.76 煤层自燃亦是矿井安全生产较大隐患。因此，未来矿井生产中对废弃巷道及时进行密闭，防止煤层自燃发生，确保安全生产。

3、地温、地压

根据本井田及邻区资料，井田内无地温、地压异常现象，本井田地温、地压属正常。

三、井田水文地质条件

该矿矿井水文地质类型，按照《煤矿防治水规定》（以下简称“规定” ），矿井水文地质类型划分的六个分类依据，分别评述如下：

错误！未找到引用源。3号煤层

错误！未找到引用源。受采掘破坏或影响的含水层及水体 矿井开采3号煤层时，受采掘破坏或影响的第四系孔隙、二叠系砂岩裂隙含水层，补给条件差，补给水源少。据邻区资料，本含水层q值为0.0060L/s.m，K值为0.0120m/d，为弱富水性的含水层。按照《规定》第一分类依据，为简单型。

错误！未找到引用源。矿井及周边老空水分布状况

井田内有17处采空积水区，估算采空区总积水面积约93.89万m2，总积水量约56.63万m3，其位置、范围、积水量清楚。根据电法资料，井田内部发现有3号煤层顶板低阻异常区，可能为煤层顶板相对富水区。本井田内有大量3号煤层采空区，其采空区内有一定的积水量，对未来煤层开采将造成影响。按照《规定》第二分类依据，为中等型。

错误！未找到引用源。矿井涌水量

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预计矿井生产规模为600kt/a时，矿井正常涌水量15.0 m3/h，最大涌水量为30.0 m3/h。按照《规定》第三分类依据，为简单型。

错误！未找到引用源。突水量

矿井现未开采15号煤层。由于上部含水层富水性均较弱，故预计煤层开采后，矿井涌水点较少、涌水量较小。现矿井最大涌水量为20 m3/h。按照《规定》第四分类依据，为简单型。

错误！未找到引用源。开采受水害影响程度

矿井主采15号煤层，主要充水水源为顶板岩溶裂隙水、顶板冒落带裂隙沟通上部含水层水及采空区积水。顶板水及采空区积水是防治水工作的重点。生产中应严格按照“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则，认真做好防水、探水、疏放及排水工作。总的认为采掘工程受水害影响，但不影响矿井安全。按照《规定》第五分类依据，为中等型。

错误！未找到引用源。防治水工作难易程度

针对该矿矿井水文地质特征，按照《煤矿防治水规定》要求，认真做好井上、井下水文地质和防治水工作，重点做好对老空水、陷落柱水的防探工作。总的认为，防治水简单或易于进行。按照《规定》第六分类依据，为中等型。

综合以上阐述，针对第二、五、六条的评述，按分类依据就高不就低的原则，建议开采15号煤层，矿井水文地质类型定为中等型。

第三节 采区储量和生产能力

一、采区储量

矿井在3号煤层布置一个工作面，可采储量约36.3万吨；15号煤层布置四个采区，其中首采区一采区的可采储量约为580.2万吨。 二、采区生产能力

矿井移交生产时，在3号煤布置一个综采放顶煤工作面，15号煤布

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置一个综采一次采全高接替工作面。工作面生产能力按下式计算：

1、3号煤综采放顶煤工作面生产能力按下式计算： A=M１.l.L.r.C１+M２.l.L.r.C２ 式中：

A——采煤工作面年产量，t/a； M１——工作面采煤高度，2.5m； M２——工作面放煤高度，3.5m； l——采煤工作面长度，150m； L——采煤工作面年推进度，665.3m； r——煤的容重，1.40t/m3； C１——工作面采煤回采率，取0.98； C２——工作面放煤回采率，取0.89。 则

A=2.5×150×665.3×1.40×0.98+3.5×144×665.3×1.40×0.89

=760094.6t/a

掘进煤量按回采煤量的5%计算，则矿井总产量为760094.6×（1+5%）=798099.3t/a≈798Kt/a，能够满足矿井设计生产能力600Kt/a。

2、15号煤综采一次采全高工作面生产能力按下式计算： A=M１.l.L.r.C１ 式中：

A——采煤工作面年产量，t/a； M１——工作面采煤高度，3.5m； l——采煤工作面长度，150m； L——采煤工作面年推进度，831.6m； r——煤的容重，1.53t/m3； C１——工作面采煤回采率，取0.97； 则：A=3.5×150×831.6×1.53×0.97

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：

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=647943.2t/a

掘进煤量按回采煤量的5%计算，则矿井总产量为647943.2×（1+5%）=680340.4t/a≈680Kt/a，则采区生产能力为600Kt/a。

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第三章 采煤方法及采区巷道布置

第一节 采煤方法的选择

一、采煤方法的选择

3号煤层：位于山西组中下部，煤层稳定，厚度大，煤层厚度5.05～7.52m，平均6.00m。煤层结构简单，一般不含夹矸。在井田东部（3、7号孔）及西部（4号孔）均存在风氧化带。顶板主要是泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩或细粒砂岩，底板主要是泥岩，局部为细粒砂岩或粉砂岩、砂质泥岩、泥岩。其控制程度和研究程度都较高。

15号煤层：位于太原组下段中下部，上距3号煤层122.24m，煤层厚度2.70-6.59m，平均4.04m；结构较简单，含泥岩夹矸0-4层，一般0-1层；为全区稳定可采煤层。煤层直接顶为中细粒砂岩、泥岩，老顶为深灰色石灰岩（K2）；底板为灰黑色泥岩。

根据本井田内煤层的赋存情况、厚度及夹矸、围岩的硬度及稳定性结合该矿的生产规模。可供选择的采煤方法有：

1、长壁分层开采

长壁分层开采：工作面分层，铺金属网假顶，从上向下逐层开采。该采煤方法分层次数多，掘进率高，铺设假顶工作量大，资源回收率低，生产管理繁杂，生产成本高。

2、一次采全高

沿煤层底板布置机采工作面，一次采出煤层的全部厚度。该采煤方法虽然单产高，但需要大的支架、采煤机、绞车、井巷断面，前期投资较大。优点是煤层回采率高，采出的煤煤质好，从长期看，效益较好。

3、放顶煤开采

沿煤层底板布置工作面，按一定采放比将煤层高度分为采煤高度、放煤高度两部分，采一部分，放一部分。该采煤方法在我国运用较多，生产

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管理技术也很成熟。相对其它采煤方法放顶煤开采具有较大的优势：回采工作面生产能力大，回采巷道少，工作面搬家次数少， 有效的提高了工作面单产。

结合业主要求，设计推荐3号煤采用长壁式综采放顶煤采煤法；15号煤大部采用综采一次采全高采煤法，井田中南部煤层厚度超过4m的采区可采用综采放顶煤采煤法。顶板管理采用全部垮落法。

3号煤长壁式综采放顶煤采煤法工作面割煤高度除应满足通风行人要求外，还应考虑设备投入和机道上方顶煤、煤壁的稳定性，同时还应考虑到缩小采放比，提高工作面的回收率。根据该矿的实际情况以及参考国内综采放顶煤的成功经验，结合3号煤层平均厚度（6.00m），综合确定采煤高度2.5m，放煤高度3.5m即采放比为1：1.4，满足规程的要求。

15号煤平均厚度4.04m，但根据矿井钻孔资料显示，矿井井田15号煤中北部、北部、南部及西部采区煤厚在2.70~3.91m，仅在井田中南部采区煤层厚度在6m左右，因此设计综合确定15号煤采用综采一次采全高采煤法，煤厚超过4m的井田中南部采区可采用综采放顶煤采煤法，采高3m，采放比为1：1.03。

综合考虑各因素，支架选用型号为ZFS6200/18/35，采高1.8-3.5m。 二、3号煤层综采放顶煤冒放性评价

1、综放开采顶煤冒放性评价研究现状

对于特定的煤层综放开采是否能成功很大程度上取决于回收率的高低，因此，应用综放开采时首先要评价煤层的冒放性，其次是顶板的跨落性。为了能很好的评价顶煤的冒放性，北京天地聚能采矿工程技术有限公司的研究人员对顶煤的冒放性评价做了大量的研究，在山西朔州、内蒙等地成功地解决了硬厚煤层的开采方法。太原理工大学运用分形几何测定、现场统计、相似模拟等手段对综放开采顶煤冒放性进行了分类研究，将综放开采顶煤冒放性划分为5类：运用损伤力学的基本概念阐述了顶煤损伤

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和冒放性之间的关系，建立了操作参量的计算模型，把顶煤损伤参量作为顶煤冒放性指标加以研究：综放开采中，顶煤冒放性影响因素很多，影响情况复杂，评价顶煤冒放性时因素的取舍、指标的取值等没有明确的界限，具有很强的模糊性，煤炭科学院根据这个原理提出了运用模糊聚类分析法评价顶煤冒放性的研究办法。顶煤冒放性可以分为几下几类：

Ⅰ类：冒放性极好。这类顶煤在地压及自重的作用下，完全冒落，有时支架顶部冒空，切顶线前移，造成片帮冒顶，支护设备的选取主要是以预防架前、架间漏顶。

Ⅱ类：冒放性好。这类顶煤既有一定的稳定性，又有较适宜的冒落块度。

Ⅲ类：冒放性中等。这类顶煤需要优化参数，选择适宜的架型，可以达到较好的放煤效果。

Ⅳ类：冒放性较差。这类要采取专门的顶煤或顶板处理措施来提高冒放性。

Ⅴ类：冒放性极差。采取顶煤弱化措施也不能达到理想冒放性。 错误！未找到引用源。用顶煤冒放性破坏系数进行分类

分析顶煤冒放性可以用顶煤破坏系数Y、Z和比较直观的顶煤回收率，即根据自然状态下，顶煤破坏系数和顶煤回收率将顶煤冒放性分五类，如下：

Z??11?sin?Rc??31?sin?

Y??ZAii?1nnI?Ai?1i

类别 冒放程度 顶煤破碎系数 Y值 放出率K% Ⅰ 极好 ＞0.9 ＞80 Ⅱ 好 0.8～0.9 65～80 Ⅲ 中等 0.7～0.8 50～65 Ⅳ 差 0.6～0.7 30～50

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Ⅴ 极差 ＜0.6 ＜40 错误！未找到引用源。顶煤冒放性的模糊数学综合评价方法 顶煤冒放性受多种地质因素影响，而且这些因素在一定意义上都具有不确定性，即模糊性，用模糊数学正是解决这种问题的最好方法。模糊分类中应考虑的主要因素有：开采深度H，煤的单轴抗压强度RC，夹石层厚度MJ，煤层厚度M，裂隙发育程度ND和直接的充满系数K等。

设顶煤冒放性分类的评定因素集为：

U??U1,U2,U3.....U6???H,Rc,Mj,M,ND,K?

在设顶煤冒放性的类别集为：

V??V1,V2....V5???Ⅰ,Ⅱ,Ⅲ,Ⅳ,Ⅴ??

看作V上的模糊子集，其

把系i个因素的评价中

rikR??ri1,.........ri5?0??ik?1表示从第i个因素着眼，评价对象隶属于第k个类别程度，，

则评价矩阵为：

?r11?r?R??21???rn1r12r22rn2......r1m?......r2m????......rnm?

?对于上述6个因素进行总的权衡，即单独考虑这些评定因素对冒放性类别所起作用的大小，这个问题用模糊子集A来表示：

A??A1H?A26Rci?A3MJ?A4M?A5ND?A6

K

其中

0?Ai?1，i?1?A?1称

Ai为相应因素在分类中的权重，集权制的

模糊向量为：

A??A1,..........A6?

按模糊线性加权变换方法，可得：B?A?R 最后得出综合评价为：

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????大同煤炭职业技术学院采矿系毕业设计

S?BC??b1,.......b5??CⅠ,........CⅤ? 用S分类结果如表3-1-1

表3-1-1 用模糊数学综合评价方法分类标准 类别 Ⅰ ＞80 Ⅱ 65～80 Ⅲ 50～65 Ⅳ 30～50 Ⅴ ＜40 ????TS ?2、3号煤层顶煤冒放性分类

综放开采顶煤冒放性是指顶煤体在地压作用下，可冒落与可放出的煤难易程度。顶煤的可冒落性是指顶煤在工作面超前支承压力和支架反复支撑的作用下，能及时、充分冒落的特性，即平常所说的随采随冒；顶煤的可放性是指冒落的顶煤，块度适中，能够从放煤口顺利放出。顶煤具有良好的冒放性是进行综放开采的必要条件。采用模糊聚类评判方法，对顶煤的冒放性进行分类，在此基础上，可以对所给定的煤层具体赋存条件下的顶煤冒放性进行预测，其预测过程如图3-1-1所示。 样本数据处理

数据标准化 加权处理 计算预测样本与聚 类中心的隶属度 根据最大隶属进行 顶煤冒放性分类 图3-1-1 顶煤冒放性类别预测流程图

3号煤层位于山西组中下部，煤层稳定，厚度大，煤层厚度5.05～7.52m，平均6.00m。煤层结构简单，一般不含夹矸。在井田东部（3、7

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号孔）及西部（4号孔）均存在风氧化带。顶板主要是泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩或细粒砂岩，底板主要是泥岩，局部为细粒砂岩或粉砂岩、砂质泥岩、泥岩。该煤层属稳定型大部分可采煤层，其控制程度和研究程度都较高。

3号煤层伪顶岩性一般为黑色炭质泥岩、泥岩，厚度不稳定，一般为0－0.5m，节理发育，此层顶板的坚硬程度较低，稳定性较差，如有顶板淋水，稳定性更差，随采随落。直接顶：位于 3 号煤层或伪顶之上， 由灰黑色泥岩，砂质泥岩组成，有时呈砂泥互层状，平均厚度为2.73m，局部地区达8.13m。顶板裂隙发育，较为破碎，硬度较小。泥岩或砂质泥岩的极限抗压强度为19.2-40.5MPa，属软弱-半坚硬岩石抗。随着回采工作面的推进，支架向前移动，顶板随即冒落。老顶：位于直接顶之上或直接位于3号煤层之上的灰白色石英长石砂岩，裂隙发育，多被方解石充填，厚度变化较大，一般为3.32－14.00m，平均厚度为7.7m。极限抗压强度为39.6-70.4MPa，属半坚硬岩石，为中硬度的Ⅱ级顶板。其老顶周期来压显现明显，撤移支架后不随直接顶同时垮落，采空区维持有较大的悬落空间、根据矿压观测老顶对工作面有明显的初次和周期来压显现。

将该矿3号煤层的赋存条件输入计算机后，其冒放性分类结果预测煤层顶煤冒放性为Ⅲ类，即顶煤冒放性中等偏易，顶板跨落充填采空区高度等于采放高度。

第二节 矿压观测情况

1、压力表的安设

工作面共装7个压力监测分站，分别安装在5#、23#、41#、59#、77#、95#、112#支架上，每个分站并监测相邻两支架的压力情况，其余支架分别安装机械式压力表。

2、压力表的检查记录和动态分析

压力表的检查记录和动态分析由兼职矿压记录人员负责，发现矿压显

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现异常立即停止作业，及时向生产科和队部汇报，并采取相应处理措施。

3、顶板离层仪的监测、记录与分析

顶板离层仪的监测由预备队顶板离层仪观察人员负责，观察周期为每周观测一次。超前支护单体柱工作阻力由连队专职人员使用便携式单体柱初撑力检测仪进行检测，确保超前支护的质量。

第三节 采区巷道布置

根据矿井水文地质情况、开采技术条件、瓦斯涌出和矿山压力情况，结合矿井开拓巷道布置方式，3号煤层仅布置一个工作面，工作面长150m，顺槽长度约900m；15号煤层首采区一采区走向长约2220m，倾斜长约670~1270m，一采区采区巷道新掘的一采区胶带上山、一采区轨道上山沿15号煤层底板布置，一采区回风上山沿15号煤煤层顶板布置。三条上山水平投影间距为25m。

第四节 回采工艺及劳动组织

一、回采工作面工艺介绍

1、回采工艺为采煤机采用端头斜切进刀方式，双向割煤，液压支架及时支护顶板。

2、工艺顺序：

割煤—拉架—推前部溜—放顶煤—清煤—拉后部溜 3、主要工艺介绍：

（1）割煤：采用6MG200-W型双滚筒联合采煤机组。

错误！未找到引用源。割煤方式：双向割煤，采高2.5m，截深0.6m。 错误！未找到引用源。进刀方式：端头斜切进刀，进刀距离不少于30m。当采煤机在煤溜机头将上一刀煤割通后，留20架支架停止追机作业，以防割支架前梁（伸缩梁）；前滚筒下降割底煤，后滚筒上升割顶煤，退出距输送机机头30米处停机；将退出段前部煤溜退出，放5#—20#支架的

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顶煤，将采煤机前滚筒再次升起，后滚筒下降，采煤机向煤溜机头割煤；当割通后，将前滚筒下降割底煤，后滚筒上升割顶煤，采煤机开始由煤溜机头向机尾方向正常割煤；当采煤机割煤到机尾时，斜切进刀方式与机头相同。

前端头斜切进刀：

A、机组割透前端头煤壁后对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶，然后沿溜子弯曲段，牵引机组逐渐斜切进入煤壁，当机组两个滚筒截深全部达到0.6米，顺次拉架，推移前部溜，停机。

B、推移前部溜子机头，依次拉排头架，拉后部溜子机头，拉转载机。 C、对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶，然后返空刀，停机，顺次拉架。

D、推移前部溜子机头，依次拉排头架，拉后部溜子机头，拉转载机，至此进刀完毕，之后正常向机尾割煤。

后端头斜切进刀：

A、机组割透后端头煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶，然后沿溜子弯曲段，牵引机组逐渐斜切进入煤壁，当机组两个滚筒截深全部达到0.6米，顺次拉架，推移前部溜，停机。

B、推移前部溜子机尾，依次拉排尾架，拉后部溜子机尾。 C、对调上、下滚筒，返刀割三角煤，机组割透煤壁后，对调上、下滚筒，割掉该处的煤台阶，顺次拉架，停机。

D、推移前部溜子机尾，依次拉排尾架，拉后部溜子机尾，至此，进刀完毕，之后，正常向机头割煤。

（2）拉架：

割煤后，距采煤机后滚筒4—6架进行拉架，操作方式为本架操作，顺序拉架，拉架步距0.6米。

（3）推前部溜：

滞后拉架4—6架，即可推前部溜，顺序追机推溜，推溜步距0.6m，

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推溜距采煤机的距离不少于12m，最大不超过40m。推溜时必须保证工作面煤溜能正常运行，严禁出现急弯，煤溜弯曲段不少于15m。顶机头（尾）时，必须停机，推前溜中间段时，严禁停机。

（4）放顶煤：

放顶煤滞后拉架3—5架，放顶煤前应先调整后部溜，使溜子处于有利于放煤的工作状态，排头排尾各三架不放顶煤。

初放顶煤：待18—20米老顶初次来压后，进行正常的放顶煤工作。 正常放煤：采煤机每割一刀煤，放顶煤一次。

放煤顺序：采用多轮顺序均匀放煤，由两人同时操作，两人间隔不少于五个支架，依次顺序放煤，每架放煤都要均匀放出，放煤时，出现矸石就立即关闭老空放煤口，停止放煤。

末采放顶煤：工作面距停采线13米时停止放顶煤。 （5）清煤：

滞后放顶煤3—5架开始清理浮煤，清理后的工作面浮煤厚度2m2范围内平均厚度不得超过30mm，且保证能正常拉后部溜。

（6）拉后部溜：

清净浮煤后，拉后部溜，滞后清煤2—3节溜槽。 二、回采工作面劳动组织

根据2007年12月山西省人民政府印发的《山西省煤炭企业办矿标准暂行规定》的通知，晋政发〔2007〕45号文第四十三条：“煤矿企业井下作业人员每周工作五天，推行四班六小时工作制。”

据此，采用专业工种追机作业形式，即分工种定人员以采煤机割煤为主要工序，分工种追机作业，作业形式采用“四六” 制作业，即三班6小时生产，一班6小时检修。根据《煤炭工业矿井设计规范》，对井下生产和检修班进行劳动定员，详见表3-4-1劳动组织表。

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表3-4-1 劳动组织表

生 产 班 工 种 班长 采煤机司机 移架工 放煤工 清煤工 端头维护工 刮板输送机司机 转载机司机 胶带机司机 跟班电工 乳化泵站司机 验收员 巡带工 合计 定 员 2 3 3 3 3 6 2 1 1 1 1 1 2 29 工 种 班长 三机维修工 采煤机维修工 支架维修工 胶带维修工 验收员 液压检修工 电气检修工 超前支护工 合计 检 修 班 定 员 2 5 3 3 3 1 2 5 5 29 三、回采工作面循环作业图表

根据正规循环作业图表，确定日循环数为6.0个，三个生产班每班两个循环。

第五节 采区准备

矿井3号煤层仅布置一个工作面，工作面长150m，顺槽长度约900m；顺槽断面为矩形，运输顺槽与3号煤皮带下山相连，回风顺槽与3号煤总回风巷相连；15号煤层首采区一采区走向长约2220m，倾斜长约670~1270m，新掘的一采区胶带上山、轨道上山沿15号煤层底板布置，回风上山沿15号煤煤层顶板布置。三条上山水平投影间距为25m。，均采用锚网喷支护，喷射混凝土厚度为100mm，采用锚索进行补强。在三条上山

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两侧直接布置回采工作面，回采工作面顺槽采用单巷制，顺槽采用锚网支护。

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第四章 采区运输、防排水与供电

第一节 采区运输

一、采区煤流、辅助运输、通风、排水系统

1、采区煤流系统

回采工作面的原煤经过如下环节到地面：

3号煤开采时：3号煤工作面的煤由回采工作面→胶带运输顺槽→井底煤仓→主立井→地面。

15号煤开采时：15号煤工作面的煤由回采工作面→胶带运输顺槽→一采区胶带上山→北胶带大巷→运输石门及井底煤仓上仓段→井底煤仓→主立井→地面。

掘进工作面的原煤经过如下环节到地面：掘进机→胶带运输机→一采区胶带上山→北胶带大巷→运输石门及井底煤仓上仓段→井底煤仓→主立井→地面。

2、辅助运输系统

3号煤开采时：副斜井→3号煤甩车场→轨道回风顺槽→回采工作面。 15号煤开采时：副斜井→15号煤井底车场→北轨道大巷→一采区轨道上山→轨道回风顺槽、顺槽掘进头→回采工作面

3、通风系统

3号煤开采时：主立井→煤仓上口进风巷→3号煤层工作面胶带进风顺槽→工作面切眼→3号煤层工作面轨道回风顺槽→回风大巷→回风立井 → 地面。

副斜井→3号煤甩车场及车场巷道与胶带顺槽联络巷→3号煤层工作面胶带进风顺槽→工作面切眼→3号煤层工作面轨道回风顺槽→回风大巷→回风立井 → 地面。

15号煤开采时：副斜井→15号煤井底车场→北轨道大巷→一采区轨

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道上山→胶带进风顺槽 → 回采工作面→ 轨道回风顺槽→一采区回风上山→北回风大巷→回风大巷→回风立井 → 地面。

主立井→煤仓上口进风巷（清理撒煤斜巷）→北胶带大巷→一采区胶带上山→胶带进风顺槽 → 回采工作面→ 轨道回风顺槽→一采区回风上山→北回风大巷→回风大巷→回风立井 → 地面。

第二节 采区防排水和洒水

一、采区水泵设备

（一） 设计依据

1、采区正常涌水量Qr=561m3/d（23.3m3/h）； 2、采区最大涌水量Qrmax=911m3/d（38m3/h）； 3、排水高度Hp=90m。

4、矿坑水容重：γ=1.0t/ m3； 5、PH=7。 （二）水泵选型： 1. 水泵排水能力估算

? 采区正常、最大涌水时排水泵必须的排水能力 正常涌水量时 QB?1.2Qr?27.96m3/h 最大涌水量时 ? 水泵扬程估算

扬程 HB =K（Hp+H）=114.6m 式中：H—吸水高度，初选5.5m； K—扬程损失系数，1.2； 2. 水泵型号及台数的确定：

根据矿井采区正常涌水及最大涌水时的涌水量，该矿现有的2台D46－30×8(SL)型矿用离心水泵做为采区水泵，额定流量为46m3/h，额定扬程为240m；配用YB250M-2型防爆电机，电压660V，功率55kW，转速

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QBm?1.2Qrmax?45.6m3/h

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2950r/min。

正常涌水时所需水泵的工作台数：1台，备用水泵台数：1台。 最大涌水时所需水泵的工作台数：1台，备用水泵台数：1台。 （三）配电及控制

采区水泵房2台水泵分别接于井下中央变电所660V母线的不同母线段上。选用2台QBZ-120/660型矿用隔爆型电磁起动器作为采区水泵的起动装置。

（四）结论

根据矿井采区正常涌水及最大涌水时的涌水量，现有的2台D46－30×8(SL)型矿用离心水泵，额定流量为46m3/h，额定扬程为240m；；配用YB250M-2型防爆电机，电压660V，功率55kW，转速2950r/min。排水管选用Φ108×4型无缝钢管，吸水管选用Φ133×4型无缝钢管。

正常涌水时所需水泵的工作台数：1台，备用水泵台数：1台；最大涌水量时所需水泵的工作台数：1台，备用水泵台数：1台。轨道大巷敷设1趟排水管路，能够满足矿井排水要求。 二、井下消防洒水

井下消防用水量为：7.5L/s，火灾延续时间按6小时计，一次消防用水量为162m3。消防水量储存在井下消防洒水水池内。

井下用水采用生产、消防合用管网，管网由井下消防洒水清水池V＝300m沿副斜井引入井下，沿大巷成枝状布置，在管路超压的地点，采用减压阀减压，以满足井下各用水点水量及水压的要求。

在设有供水管网的各条大巷及顺槽每隔50m，设置一个DN25的给水栓，为清洗巷道之用。

在采掘工作面、输送机转载点和卸煤点等处设喷雾防尘装置。 在井底车场、消防材料库、中央变电所等处设消火栓。

在回风巷上设置水幕，以净化空气；井下消防洒水管网采用无缝钢管，

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当DN≥50mm时采用快速接头连接；当DN＜50mm时采用丝扣连接，闸阀采用法兰连接；管网沿巷壁敷设，视现场安全、方便为宜。

详见消防洒水系统图。

第三节 采区供电

一、井下负荷及井筒电缆选择

井下负荷统计：

用电设备总台数： 86台 用电设备工作台数： 79台 用电设备总容量： 4166.9kW 用电设备工作容量： 3549.9kW 井下最大负荷有功功率： 2226.07kW 井下最大负荷无功功率： 2008.78kVar 井下最大负荷视在容量： 2998.43kVA 1. 按经济电流密度进行选择：

下井电缆的经济电流密度应该取J＝2.25A/mm2，而矿井的最大工作

IS2998.43173.1电流Inm＝＝＝173.1A，则导线经济截面积A＝nm＝＝

J2.253V3?102

77mm。

选择电缆截面型号为MYJV22-8.7/10kV 3×95mm2交联聚乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电力电缆。

2. 按电压损失选择：

经查资料，95mm2的10kV交联聚氯乙烯铠装绝缘电力电缆电压损失为0.30%/MW-km，供电线路长750m，则电压损失：

△U%=0.30×2.22607×0.75=0.5%，满足要求。 二、井下变电所

1、中央变电所

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井下中央变电所10kV及0.69kV主接线采用单母线分段接线，10kV配电装置选用BGP50-10型高压防爆配电装置，0.69kV配电装置选用KBZ型矿用隔爆型低压馈电开关。井下中央变电所利用现有的2台KBSG－630/10 10/0.69kV 630kVA矿用隔爆型干式变压器，以660V双回路向主排水泵等用电设备供电，单回路向北胶带大巷和北轨道大巷的用电设备供电。

2、采区变电所

采区变电所两电源分别引自中央变电所高压不同母线段，采区变电所10kV主接线采用单母线分段接线，10kV配电装置新选用10台BGP50-10型高压防爆配电装置，0.69kV配电装置选用KBZ型矿用隔爆型低压馈电开关。采区变电所利用选用2台KBSG—200/10 10/0.69kV矿用隔爆型干式变压器，以660V双回路向采区水泵等用电设备供电。采区变电所另选用2台KBSG—100/10 10/0.69kV矿用隔爆型干式变压器，以660V双回路电源向各掘进工作面的局部通风机供电，实现局部通风机供电的“三专两闭锁”，并设置KJZ—4×80/660SF型双风机自动切换装置，实现“双风机、双电源、自动切换”。

采区变电所还选用1台KBSG—630/10 10/1.2kV矿用隔爆型干式变压器，以1140V向采区轨道上山的1号和2号提升机硐室、胶带上山胶带输送机等大型设备供电。 三、井下高、低压配电系统

井下中央变电所分别向综采工作面移动变电站、综采工作面运输顺槽移动变电站、综采工作面回风顺槽移动变电站提供1回10kV电源。

采区变电所分别向胶带顺槽掘进面移动变电站、轨道顺槽掘进面移动变电站提供1回10kV电源。

回采工作面移动变电站选用一台KBSGZY-1000/10，10/1.2kV，1000kVA型矿用隔爆型移动变电站为回采工作面采煤机及刮板输送机供

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电，负荷率为80％。

工作面运输顺槽移动变电站选用一台KBSGZY-630/10，10/0.69kV，630kVA型矿用隔爆型移动变电站为运输顺槽的设备供电，负荷率为72％。

工作面回风顺槽移动变电站选用一台KBSGZY-200/10，10/0.69kV，200kVA型矿用隔爆型移动变电站为回风顺槽的设备供电，负荷率为85％。

胶带顺槽掘进工作面移动变电站选用一台KBSGZY-400/10，10/0.69kV，400kVA型矿用隔爆型移动变电站为胶带顺槽掘进的设备供电，负荷率为74％。

轨道顺槽掘进工作面移动变电站选用一台KBSGZY-400/10，10/0.69kV，400kVA型矿用隔爆型移动变电站为轨道顺槽掘进的设备供电，负荷率为76％。

井下40kW及以上用电设备的控制开关选用QBZ矿用隔爆型真空起动器；40kW以下设备选用QBD型矿用隔爆磁力起动器；煤电钻选用ZBM-4.0型矿用隔爆电钻变压器综合保护装置以127V供电。

井下中央变电所的高压馈电线上，必须装设选择性的单相接地保护装置，供移动变电站的高压馈电线上，必须装设有选择性动作于跳闸的单相接地保护装置。井下低压馈电线上装设带有漏电闭锁装置。

井下供配电电压为10kV、1140V、660V。煤电钻及照明灯具电压127V，由电钻或照明变压器综合装置供给。 四、井下电缆、照明选型

10kV下井电缆选用MYJV22-8.7/10型矿用交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆；回采工作面1140V供电电缆选用MCPJB-0.66/1.14 型采煤机电缆和MYP-0.66/1.14型矿用屏蔽橡套软电缆；其余660V供电电缆选用MYP-0.38/0.66型矿用橡套软电缆；煤电钻选用MZ-0.3/0.5型矿用电钻软电缆；井下照明选用MYQ-0.3/0.5型矿用轻型橡套软电缆。

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运输大巷、辅运大巷及主要机电硐室设固定照明。固定照明电压127V，选用EXJ-18/127矿用隔爆型节能荧光灯具。灯具电源由BZX-4.0 660/127V照明变压器综合装置供电。照明干线选用MYQ-0.3/0.5 3×4矿用轻型橡套软电缆。 五、井下接地

井下主、副水仓中各埋设一块2000mm×400mm×5mm钢板作为井下主接地极，各配电点处设局部接地极，通过电缆的接地芯线及铠装电缆金属外皮相互连接，构成井下总接地网，网上任一保护接地点测得的接地电阻值不超过2Ω。每一个移动式和手持式电气设备至局部接地极之间的保护接地连接导线的电阻值不超过1Ω。为防止雷电侵入井下，引入井下的金属部件均在井口处设可靠接地，且接地点不得少于两处。

详见供电系统图。

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