煤矿防治水专项设计 - 图文

贵州**煤业有限责任公司煤矿

防治水专项设计

30万吨/年

贵州子怡工程技术有限公司

2013年4月

目 录

前 言 ................................................................................................................ 1 第一章 矿井概况 ....................................................................................................... 5 第一节 井田概况 ...................................................................................................... 5 第二节 地质概况 ...................................................................................................... 6 第三节 水文地质 .................................................................................................. 17 第二章 矿井设计概况 ............................................................................................. 23 第一节 井田开拓 .................................................................................................. 23 第二节 井下开采 .................................................................................................. 33 第三节 矿井采掘运输机械化装备 ...................................................................... 39 第四节 巷道掘进 .................................................................................................. 41 第五节 矿井主要系统及设备 .............................................................................. 43 第三章 矿井防治水技术方案 ................................................................................. 58 第一节 矿井水文条件分析 .................................................................................. 58 第二节 矿井防治水措施 ...................................................................................... 64 第三节 矿井防治水设施 ...................................................................................... 84 第四章 矿井防治水仪器、装备 ........................................................................... 100 第五章 矿井防治水管理 ....................................................................................... 101 第一节 防治水组织管理 .................................................................................... 101 第二节 防治水管理制度 ...................................................................................................... 104

附件：

1、设计委托书；

2、 贵州省国土资源厅2010年9月9日颁发的贵州**煤业有限公司煤矿（整合）《采矿许可证》（副本），证号为C5200002010091120075272；

3、贵州省整顿和规范矿产资源开发秩序工作领导小组文件（黔整规发[2010]1号）“关于印发《贵州省矿产资源开发整合实施方案》的通知”。（2010年7月2日）

4、贵州省国土资源厅文件（黔国土资储备字[2010]73号）“关于《贵州**煤业有限责任公司煤矿（整合）资源储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明”。 （2011年4月20日）

5、六盘水市煤炭管理局文件（市煤通字[2007]25号）“关于对省煤炭局《对六盘水市煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》有关要求的通知”。

6、贵州省能源局文件（黔能源煤炭[2011]531号）《关于对贵州**煤业有限责任公司煤矿（整合）开采设计的批复》。 （2011年8月16日）

7、贵州煤矿安全监察局水城监察分局文件（黔煤安监水字[2013]24号）《关于对贵州**煤业有限公司煤矿安全设施设计（变更）的批复》。（2013年3月11日）

图纸

1）开拓系统及巷道布置平面图 1：2000 2）开拓系统及巷道布置剖面图 1：2000； 3）采区布置及机械设备布置图 1：2000 4）避灾路线图 示意； 5）井下排水系统平面图 示意；

6）工业场地总平面布置图 1：500

前 言

贵州**煤业有限责任公司煤矿（以下简称“**煤矿”）为整合煤矿，生产能力30万吨/年。贵州**煤业有限责任公司煤矿位于六枝中寨乡辖区内，矿井内目前以公路为主，矿井距中寨乡1.7km，距六枝特区城70 km，距水黄公路2.7 km，有乡村公路相通，交通较为方便。见交通位置图。地理坐标：东经105°21′30″～105°22′25″,北纬 26°15′19″～26°16′14″。

**煤矿位于贵州省六枝特区中寨乡境内，面积1.0937km2，设计生产能力为30万t/a，开采标高由+1420m至+650m。矿井开拓方式为斜井+竖井联合开拓，采用走向长壁后退式采煤法。

根据《矿井防治水规定》的有关要求，矿井的新水平、新采区，必须编制防治水专项设计，设计应当包括开拓方式、煤层开采顺序、采区巷道布置、采煤方法、通风系统、防治水措施、设施（设备）等内容。为此，受贵州**煤业有限责任公司煤矿委托，贵州子怡工程技术有限公司（以下简称子怡公司）承担了**煤矿的防治水专项设计。我单位组织有关设计人员完成了设计文件的编制工作，现正式提交《贵州**煤业有限责任公司煤矿防治水专项设计说明书》全部设计文件。

一、防治水专项设计的内容 1、矿井防治水技术总体方案

2、基于《矿井防治水规定》的有关要求，对矿井目前的开拓方式、煤层开采程序、采煤方法、排水系统的合理性进行论证，对不合理的地方按要求进行优化调整。

3、矿井防治水技术措施方案 4、矿井防治水设施 5、防治水管理制度

建立矿井防治水组织管理、技术管理、现场管理等有关制度。 6、防治水设施设备

根据矿井防治水需要，提出必须配备的防治水设施设备清单。 二、编制设计的依据

1、采矿许可证（证号C5200002010091120075272）； 2、矿长资格证；

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3、矿长安全资格证；

4、企业名称预先核准通知书，贵州省工商行政管理局，2010-6-5；

5、关于印发《贵州省矿产资源开发整合实施方案》的通知，贵州省整顿和规范矿产资源开发秩序工作领导小组文件，2010-6-2；

6、关于《贵州**煤业有限公司煤矿（整合）资源储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明，贵州省国土资源厅文件黔国土资储备字[2011]73号，2010-4-2；

7、对六盘水煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，贵州省煤炭管理局文件黔煤行管字[2007]67号；

8、贵州省能源局文件（黔能源煤炭[2011]531号）《关于对贵州**煤业有限责任公司煤矿（整合）开采设计的批复》（2011年8月16日）。

9、矿井其它相关资料。 三、设计遵循的主要标准 1、《煤矿安全规程》（2011）；

2、《煤炭工业小型矿井设计规范》（GB50399-2006）； 3、《煤矿防治水规定》（2009） 4、其它有关规程、规范及相关资料。 四、设计综述

本设计从**煤矿的实际出发，分别对矿井的开拓方式、煤层开采顺序、采煤方法、通风系统的合理性进行论证，并对不合理的地方进行调整，提出切合矿井实际的防治水措施方案、防治水管理措施等，其主要结论如下：

1、**煤矿区内可采煤层有6层，为1、2、3、4、6、7号煤层，煤层总厚12.85m；大部、局部可采5层，为15、18、20、22、28号煤层，煤层总厚12.24m。矿井地层呈背斜构造，北翼地层走向北西-南东，倾角25～40。，南翼地层走向北西70°～85°，倾角65°～85°。首采区北翼（背斜以北）有可采煤层5层（1号煤被剥蚀），煤层倾角15°～40°平均倾角28°，南翼有可采煤层6层（1、2、3、4、6、7号煤），煤层倾角65°～85°平均倾角75°。矿井开拓方式为斜井+竖井联合开拓，采用走向长壁采煤法。该矿划分为一个水平二个采区，+1000水平以上为一采区，+1000m水平以下为二采区。

2、依据六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司于2010年4月提供的《贵州**煤业有限责任公司煤矿资源量核实报告》，贵州子怡工程技术有限公司2012年9月提交

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四、煤质 （一） 物理性质

据肉眼观察煤呈黑色、光亮或十分光亮的玻璃光泽，块状或粉状，硬度较小，贝壳状或不规则断口，均一状或细条带结构，层状构造。火焰试验有长焰浓烟，澎溶及结焦性强等特征。

根据地质报告化验资料表明镜下观察有机组分以凝目交化基质为主体， 丝炭组次之。1、3、7、15、18号丝炭组分含量偏高，其余各煤层有机组分以镜质组为主。

无机组分中，以粘土类为主，硫化铁、碳酸盐及氧化硅类次之。硫化铁类黄铁矿、氧化硅类细粒石英多呈散状，充填在煤的裂隙内，碳酸盐内方解石以宽窄不等的条带状分布在煤层之中。

（二） 化学性质 （1）水份（Mad）

原煤两级值：1.19～1.60%，平均1.38%。 （2）挥发份（Vdaf）

挥发分的含量与煤种（即煤的变质程度）相关密切，即从上到下逐渐降低。6号煤以上多为肥煤，原煤挥发份含量为23.09～39.34%，平均为28%，浮煤挥发份含量为22.44～32.58%，平均为28%；7号煤及其以下可采煤层为焦煤，原煤挥发份含量为10.39～32.16%，平均为25%，浮煤挥发份含量为14.96～28.50%，平均为24.5%。

（3）有害组分

灰分（Ad）；原煤灰份为6.69～28.53%，平均16.42%，属低中灰煤。精煤灰份为5.22～10.66%，平均7.08%，属低中灰煤范围。原煤灰分高的煤层15、18、20、22、28、30号的平均值分别达24.67%；1、2、3、4、7号煤灰份较低，其平均值为8.18%。一般规律是从上至下，原煤灰份有逐渐增高的趋势，精煤灰分则有逐渐降低的趋势。可能是下部煤层结构复杂，原煤外在灰份参入所致，与煤的可选性相比较亦基本相符。

煤中灰份的成份SiO2、Al2O3、Fe2O3为主，CaO、MgO、SO3次之。原煤灰熔点（T2）一般为中熔点灰分及高熔点灰分级别。22号煤灰熔点偏高。15号煤灰熔点偏低。

硫份（Std）：原煤全硫含量较高，0.54～2.68%，平均1.65%，属低中硫煤。折算后的干基全硫降低为0.38～2.29%，平均1.41%。硫分中以无机硫（黄铁矿硫及硫酸盐硫）为主，有机硫含量次之。

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（4）发热量（Qgr.d）

原煤发热量在22.70～29.11MJ/kg之间，平均25.90MJ/kg，精煤发热量为30.33～34.41MJ/kg，平均32.54MJ/kg，属高发热量煤。煤质特征常见表1-2-2。

表1-2-2 煤质特征表

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（三）煤的用途

根据化验成果表明可采煤层煤质特征清楚，试验资料可靠，对比齐全，煤种为肥煤和焦煤。根据煤质的主要指标，矿界内煤种主要适应于炼焦配煤、动力用煤、发电用煤、煤粉锅炉用煤及民用煤。

矿井范围内煤层大多为中硫煤，若直接应用其原煤时，应经过洗选，予以降低原煤的硫含量，以减少所形成的硫化物对大气所造成的环境污染。经过对煤中各种硫含硫量的试验分析，其含量以硫铁矿硫为主，基本在60%左右，经过洗选煤中的硫铁矿硫可以选除一部分，其脱硫率一般在40～75%之间。

五、煤层顶、底板情况

矿区各主要可采煤层顶底板工程地质特征如下：

1号煤：其顶板多为泥岩，局部为钙质泥岩或泥灰岩，底板以泥岩为主，局部为细砂岩。

2号煤：煤层顶板为泥岩，局部为粉砂岩，含黑色碳质粉屑。底板以粉砂岩为主。 3号煤：顶板以砂岩为主，底板以粉砂岩为主，局部为细砂岩及泥岩，偶见炭质泥岩。

4号煤：煤层顶板为粉砂岩，底板为砂质泥岩。 6号煤：煤层顶板为粉砂质泥岩，底板为砂质泥岩。

7号煤：顶板为泥灰岩，局部为泥岩。底板为粉砂岩，局部为泥岩。 15号煤：顶板为粉砂岩，局部为泥岩。底板为泥岩。

18号煤：顶板为粉砂岩或泥岩，底板以泥岩为主、粉砂岩次之。 19号煤：煤层顶板为粉砂岩，底板为泥岩。 20号煤：煤层顶板为泥岩，底板灰色薄层泥岩。 22号煤：顶板为泥岩，底板为砂质泥岩。 28号煤：煤层顶板粉砂质泥岩，底板为泥岩。

30号煤：顶板为细砂岩。底板以砂质泥岩为主，局部粉砂岩。 六、煤尘爆炸性和煤的自燃倾向性 1．煤层自燃：

根据六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司于2010年9月编制《贵州**煤业有限责任公司煤矿（整合）资源储量核实报告》中所采取52件煤的自燃倾向性样测试结

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果(见表1-2-3)可知，矿井内可采煤层煤的自燃倾向性均属二类（自燃）。

表1-2-3 煤炭自燃倾向等级鉴定汇总表

自燃倾煤向性 水份 灰份 挥发份 煤吸氧量层 全硫分类 St.d(%) Mad（%） Ad（%） Vdaf（%） （cm3/g）干煤 0.24～1.12 0.46～1.40 6.42～11.74 21.58～31.02 1.07～1.12 1 二类 0.66 0.80 8.87 25.27 1.10 0.39～1.24 1.26～1.35 5.172～12.72 19.36～29.43 0.82～1.81 2 二类 0.73 1.30 7.52 24.35 1.07 0.24～1.09 1.46～1.58 6.97～11.34 16.32～20.14 1.50～1.83 3 二类 0.56 1.53 9.76 19.14 1.64 0.42～1.11 0.63～1.34 7.92～11.07 17.43～27.50 1.62～1.92 4 二类 0.78 0.88 8.73 21.88 1.73 0.20～0.97 0.54～1.74 6.45～10.34 23.87～29.96 0.77～1.41 6 二类 0.38 0.85 7.49 26.60 1.02 0.58～1.04 0.41～1.43 5.15～11.94 19.12～30.10 0.73～1.28 7 二类 0.72 0.97 6.69 23.41 1.04 2.14～2.27 0.47～2.51 12.46～32.87 19.42～21.04 0.91～1.14 15 二类 2.18 1.42 22.90 19.96 1.02 1.52～2.15 1.28～2.08 8.38～32.18 20.93～25.68 1.02～1.07 18 二类 2.02 1.57 21.23 23.01 1.05 1.21～2.17 0.79～2.72 15.47～31.75 20.05～21.89 0.97～1.05 20 二类 2.08 1.61 27.26 20.88 1.03 1.19～2.70 0.65～0.90 15.51～31.58 13.23～16.32 0.95～1.07 22 二类 2.07 0.81 28.53 15.02 1.04 1.62～2.58 1.30～1.44 9.72～32.72 20.43～27.89 1.47～1.98 28 二类 2.39 1.37 24.37 24.66 1.70 1.42～3.36 0.80～2.73 12.44～32.34 20.14～21.85 1.38～1.92 30 二类 2.29 1.63 23.74 20.54 1.53 备一类：容易自燃 二类：自燃 三类：不易自燃 注 2、煤尘爆炸危险性

煤尘是煤在开采过程中粉碎的细小颗粒，它可以飞扬在空气中，或沉定在巷道内，具有爆炸性，是矿井开采的一大灾害。根据所采取52件煤尘爆炸性试验样测试成果得知，可采煤层火焰长度平均为30～265mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量平均为40～85%。六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司于2010年9月编制《贵州**煤业有限责任公司煤矿（整合）资源储量核实报告》矿井内各可采煤层煤尘均具有爆炸性危险。见表

工业分析（%） 16

1-2-4。

表1-2-4 煤尘爆炸性试验成果表 煤 层 水份Mad 1 2 3 4 6 7 15 18 20 22 28 30 工业分析（%） 灰份Ad 爆炸性实验 火焰长度 挥发份Vdaf (毫米) 抑制煤尘爆炸最低岩粉量 (%) 30～60 50 30～80 60 40～60 50 50～100 85 60～95 75 40～80 57 40～70 60 40～80 60 30～50 40 30～60 40 40～70 50 40～60 50 鉴定结论 0.46～1.40 6.42～11.74 21.58～31.02 20～80 0.80 8.87 25.27 50 1.26～1.35 5.17～12.72 19.36～29.43 25～500 1.28 7.52 24.35 265 1.46～1.58 6.97～11.34 16.32～20.14 20～70 1.53 9.76 19.14 40 0.63～1.34 7.92～11.07 17.43～27.50 40～80 0.88 8.73 21.88 65 0.54～1.74 6.45～10.34 23.87～29.96 50～450 0.84 7.49 26.62 255 0.41～1.43 5.15～11.94 19.12～30.10 30～250 0.97 6.69 23.41 86 0.47～2.51 12.46～32.87 19.42～21.04 30～50 1.42 22.90 19.96 40 1.28～2.08 8.38～32.18 20.93～25.68 30～50 1.57 21.23 23.01 45 0.79～2.72 15.47～31.75 20.05～21.88 20～40 1.61 27.26 20.88 30 0.65～0.90 15.51～31.58 12.23～16.32 20～50 0.81 28.53 15.02 30 1.30～1.44 9.72～32.72 20.43～27.89 30～70 1.37 24.37 24.66 50 0.80～2.73 12.44～32.34 20.14～21.85 30～50 1.63 23.74 20.54 40 有爆炸性 有爆炸性 有爆炸性 有爆炸性 有爆炸性 有爆炸性 有爆炸性 有爆炸性 有爆炸性 有爆炸性 有爆炸性 有爆炸性 第三节 水文地质

一、水文地质概况

**煤矿位于珠江上游——北盘江流域涝河向斜西南翼水文地质单元。矿井内总体地势北高、南低，地下水向北迳流、排泄。

矿井内地下水类型主要为裂隙水，其次为碳酸盐岩岩溶水，地下水向南东运移。 矿井分水岭明显，大致呈东西向发育，分水岭走向与飞仙关四、五段分界线基本一

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斜井（平硐）砌碹：60m/月； 斜井全岩锚喷：90m/月； 岩石平巷锚喷：100m/月； 煤巷普通钻爆法：150m/月； 一般硐室：700m3/月； 特殊硐室：500m3/月。

四、移交生产时三个煤量和井巷工程量 1、移交生产时的三个煤量

移交生产时的三个煤量见表4-3-2。

表2-4-2 移交生产时的三个煤量

煤量及可采期 开拓 煤量（万t） 可采期 235.68 7.5a 准备 110 2.8a 回采 16 6.4个月 2、移交生产时井巷工程总量8942.5m，其中岩巷工程量8031.5m，煤巷及半煤巷911m。

第五节 矿井主要系统及设备

一、矿井主要设备 1、主井提升设备

①主斜井选用DTC100/25/2×250型带式输送机完成煤炭运输。 带宽B=1000mm，运量Q=250t/h，带速v=1.6m/s，机长L=1090m， 倾角δ＝22.6°，提升高差431m；

驱动系统：电动机YBK2-315L2-6，功率2×250kW； 胶带：ST2500阻燃型钢绳芯胶带； 减速器M3PSF125，i=40； 调速型液力耦合器YOTcs650； 逆止器：NYD250；

盘式制动装置：KPZ-1400(304/2D)；

拉紧装置：ZYL型胶带自控液压拉紧装置ZYL400， 电机N=4kW（防爆） ②主斜井架空乘人装置选型（俗称候车或幸福车）

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架空乘人装置型号：RJY30-35/650、驱动轮直径D=1.2m； 减速器型号：TB3HV06-40、减速比为50；

运输能力: 214.2人/h。配套电机型号：YB2225M-6、N=45kW 、380/660V。 钢丝绳为6×19S+FC-19-1670-ZS-GB8917-2006、直径d=20mm； 钢丝绳单重1.7kg/m。 2、副井提升设备

副斜井绞车选用JK-2.5×2型。滚筒直径D=2.5m； 宽度B=2.0m；配行星齿轮减速器; 选用YTS—355M1-6 250kW 380V 转速580r/min 电机 1台；选用6×7+FC1670 GB/T8917-2006型天然纤维芯钢丝绳，钢丝绳直径d=22mm，单重Pk=1.7kg/m，公称抗拉强度1670MPa，最小钢丝绳破断拉力总和Qb=498×1.134＝564.732kN。

3、辅助运输设备

（1）+1270m运输石门带式输送机

初步选择110701工作面运输顺槽和+1310m运输石门为同等型号，输送机型号：DSJ80/25/45；

带式输送机参数为：带宽B=800mm，运量Q=250t/h，带速v=1.6m/s，输送机长L=500m，倾角δ＝3‰；

驱动系统：电动机YB2-225M-4，功率45kW； 胶带：阻燃型PVG800/1整体带芯输送带； 减速器：ZSY280-31.5，i=31.5； 高速轴联轴器：YOXFZ400； 制动器：YWZ5-315/50。

（2）+1270北翼运输石门带式输送机选型

+1270北翼运输石门倾角α=3‰下，长度320m。输送机型号：DTL80/25/55；带宽B=800mm，运量Q=250t/h，带速v=1.6m/s，输送机长L=320m，倾角δ＝3‰下；

驱动系统：电动机YB2-225M-4，功率45kW； 胶带：阻燃型PVG800/1整体带芯输送带； 减速器：ZSY314-31.5，i=31.5；

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高速轴联轴器：YOXFZ450； 制动器：YWZ5-315/50。 4、通风设备

回风立井选用FBCDZ-5-NO19(B)型通风机二台，一台工作，一台备用。配套YBFh315L2-6型防爆电动机（0.69kV、132×2kW、980r/min），每台风机配二台电动机，全负压运行。

5、压缩空气设备

矿井地面压缩空气设备为3台FHOG-90F型螺杆式空气压缩机，其中：2台工作，1台备用。每台排气量16m3/min, 排气压力0.8MPa，冷却方式为风冷。该型空气压缩机具有效率高、可调节排气量以适应矿井的需求、环保节能等优点。其配套电动机为90kW，380V。空气压缩机站考虑每台设备上方设置起重梁，以方便安装、维修、保养。 压缩空气主管为DN125焊接钢管，法兰连接或快速管接头连接。主要布置在主、副斜井和立井中。主线管路选用DN100无缝钢管，主要布置在穿层石门和紧急避难硐室中。支管分别选用管可选用DN75、 DN65等无缝钢管。主要布置在工作面回风顺槽和运输顺槽中。地面压风管采用埋地敷设，在井筒、车场及运输石门内的管路用钢支架，架设在非行人侧的墙壁上。在井上、井下最低处设油水分离器。 6、抽采瓦斯设备

低负压瓦斯抽采泵本设计选用2BEA403型水环真空泵2台，330rpn。1台工作，1台备用。配套YB355M1-4dI型185kW防爆电机，其参数为：

Q=105.2m3/min>104.53m3/min，最大轴功率135kw,供水量12m3/h。冷却水泵与高负压系统共用。

高负压抽采时,设计选用2BEA603型水环真空泵2台，236rpn。1台工作，1台备用。配套YB355M1-4dI型220kW防爆电机，其参数为：最大轴功率180KW，Q=160m3/min>99.30 m3/min，供水量12m3/h。冷却水泵选用IS65－50－125型2台，1台工作，1台备用，其配套防爆动机电YB100L-4，3kW， 380V～660V。

7、排水设备

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3选择MD45-50×12型多级耐磨泵,水泵流量Q=30~55m/h,额定流量Q=46m/h,额定扬程H=600m,转速n=2950r/min,效率63﹪,配防爆电动机型号：YB2-280M-2 N=132kW 660V。

二趟主排水管路选用无缝钢管D108×4，水泵吸水管选无缝钢管D133×5。 8、地面运输设备

场内运输：为满足矿井生产的矸石、设备、材料运输要求，场内地面铺设窄轨铁路；为便于维修及管理，地面窄轨其轨距、轨型、轨枕与井下一致。窄轨铁路运输利用井下蓄电池机车（XK8-6/140-2KBT）牵引MF1.1-6A型固定式矿车、材料车（MC1.1-6A）轨距600mm，轨型30kg/m。

场外运输：**煤矿设计规模0.30Mt/a，原煤出井口经转载皮带走廊运至储煤场，再由汽车通过已有的简易公路经省道或铁路销往省内用户，或外销至贵阳、昆明、南宁、广州和重庆等地。由于矿井周边社会运输能力较富余，设计考虑产品煤外运不配备运煤车辆及检修人员，矿井仅配备计量人员。

9、供电及通讯 （1）矿井供电 ① 供电电源

矿井电源2回路：分别引到自捞河35/10kv变电所不同母段，供电距离9km。线路为LGJ-150型架空线路。

②矿井电力负荷

矿井生产能力为30万t/a。全矿安装设备155台/件，正常涌水时设备工作台数140台，最大涌水时时设备工作台数141台；设备总容量4407.4kw，设备工作容量（正常涌水）3483.41kw，（最大涌水）3615.41kw，有功负荷（正常涌水）2468.38kw，有功负荷（最大涌水）2573.98kw，无功负荷（正常涌水）2043.2kvar，无功负荷（最大涌水）2122.4kvar。其中：地面设备总台数112台，设备工作台数101台，设备总容量3192.5kw，设备工作容量2406.51kw, 有功负荷1746.11kw，无功负荷1346.69kvar；井下设备总台数43台，正常涌水时设备工作台数38台，最大涌水时设备工作台数39台；设备总容量1214.9kw，设备工作容量（正常涌水）1076.9kw，（最大涌水）1208.9kw，有功负荷（正常涌水）722.27kw，有功负荷（最大涌水）827.87kw，无功负荷（正常涌水）

3 46

696.51kvar，无功负荷（最大涌水）775.71kvar。矿井年耗电11107700kwh，综合电耗为37.03kw.h/t。补偿后功率因数0.96

③变电所和供电线路 本矿井110/10kV变电所设在矿井工业场地西北+1426m标高距副斜井井口80m处。本变电所有两回10kV架空线路进线。

A.井上变压器设置

安装两台S11-1000/10/0.4KV型变压器，容量1000 KVA，电压10/0.4KV主变压器，向工业广场地面供电。

安装KS10-M-500/10/0.69KV型变压器2台，容量500 KVA，电压10/0.69KV ； 1台 S10-M-200/10/0.4KV型变压器，容量200 KVA，电压10/0.4/0.23KV作为主扇房、工业场地照明。

安装KS10-M-500/10/0.69KV型变压器1台，容量500 KVA，电压10/0.69KV为地面主提升胶带输送机供电。

B．井下变压器设置

安装KBSG-400/10/0.69KV型变压器2台，容量400 KVA，电压10/0.69KV为井下水泵房供电 。

考虑到单台大电机起动，安装用KBSGY-500/10/1.2KV型移动变压器1台，容量500 KVA，电压10/1.2KV为采煤机及采面刮板机移动变压器。

安装KBSGY-500/10/0.69KV型移动变压器1台，容量500 KVA，电压10/0.69KV 为回采工作面运输巷、回风巷及其他设备供电。

安装KBSG-100/10/0.69KV型移动变压器2台，容量100 KVA，电压10/0.69KV作为局部通风机专用变压器。 C、供电线路

瓦斯抽采泵房的设备及照明必须选用矿用防爆设备，电源由10kV变电所660V低压供电系统不同母线双回路供电，采用MVV22-1KV 3×120+1×50 电缆供电。

风井通风机、主井皮带、副井绞车、地面生产系统配电均采用双回路电缆供电，电源从工业场地变电所低压开关柜的两段母线引接。

风井通风机采用2回MVV22-1KV 3×185+1×95电缆供电；主井皮带采用2回MVV22-1KV 3×150+1×70电缆供电；副井绞车采用2回MVV22-1KV

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致。各大冲沟又呈树枝状发育次一级小冲沟，冲沟多呈“V”字型，冲沟水全部北西方向流入尾巴河,汇入北盘江。尾巴河（沟）河床标高+1380m，为本井田范围内的最低侵蚀基准面。

矿井及其外围附近出露地层有：Q、T1yn1、T1f5、T1f4、T1f3、T1f1+2、P3c+d、P3l、P3

β、P2m等10个层位。其岩性为风化残积物、灰岩、泥灰岩、细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、煤层等，在永宁镇一段主要形成峰丛山地地貌，飞仙关组形成斜坡、冲沟和陡崖，长兴组和龙潭组形成反向坡地貌，矿井总体山势走向与地层走向大体一致。

二、地层富水性

矿井内岩层的富水性与岩性、构造、裂隙的发育程度密切相关。矿区及其外围附近出露的地层由新至老分别为第四系（Q）、下三叠统永宁镇组（T1yn）、下三叠统飞仙关组（T1f）、上二叠统的大隆～长兴组（P3c+d）、上二叠统龙潭组（P3l）、上二叠统峨嵋山玄武岩组（P3β）、下二叠统茅口组（P2m）。岩层富水性受地形地貌、地质构造、岩性等因素控制，其中岩性对地下水的赋存起着主导作用。如钻孔在以柔、塑性为主的龙潭煤组中钻进时几乎不发生漏水；而在坚硬岩为主的夜郎组时常见漏水现象。各地层富水性如下：

第四系（Q）：残积、坡积、洪积物组成，厚0～10m，分布于缓坡、冲沟、河谷地段,孔隙度大,透水性强，成分为砂、砾石、砂粘土、碎石土等。调查泉点19个，流量0.014～0.635L/s。出露形式为孔隙水，流量随季节变化明显，大多在旱季干涸。

水质类型为：HCO3.SO4～Ca.·Mg型。 永宁镇组第一段（T1yn1）碳酸盐岩含水层；

岩性为石灰岩，下部为泥灰岩。该段岩层多沿分水岭脊展布。含水性较强。厚158～194m。

飞仙关组第五段（T1f5）碎屑岩相对隔水层。

岩性为粉砂岩或钙质粉砂岩，上部为紫色泥岩,含水性弱。厚83～125m。 飞仙关组第四段（T1f4）碳酸盐岩夹碎屑岩含水层。 岩性为石灰岩，中夹薄层细砂岩，厚54～77m。

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飞仙关组第三段（T1f3）碎屑岩夹碳酸盐岩相对隔水层。

岩性为粉砂岩或钙质粉砂岩，夹1～3层石灰岩或泥灰岩，含水性弱。厚156～198m。 飞仙关组第二段（T1f2）碳酸盐岩夹碎屑岩含水层。

岩性为厚层状石灰岩，夹1～2层细砂岩或粉砂岩。岩溶较发育。调查泉1个，流量为0.18L/s。水质类型为HCO3-Ca.Mg型水。含水性强。厚45～86m。

飞仙关组第一段（T1f1）碎屑岩相对隔水层

岩性为上部细砂岩或泥岩，中上部为钙质粉砂岩，底部为泥岩或粉砂岩，含水性弱，厚150～190m。

二叠系（P）

(1)上二叠统大隆——长兴——龙潭组（P3lc+d）碎屑岩夹碳酸盐岩及煤层，为弱含水层。

岩性为砂岩、粉砂岩、泥岩夹灰岩及煤层。碎屑岩含水性均很微弱。但所夹灰岩含水性较好，厚470～520m。

(2)上二叠统峨眉山玄武岩组（P3β）隔水层。

岩性灰绿色、绿色玄武岩,顶部为凝灰岩。浅部风化裂隙较发育，含微弱裂隙水，流量亦微弱。深部裂隙不发育，为良好的隔水层。厚325～345m。

(3)下二叠统茅口组（P2m）碳酸盐岩含水层

分布于矿区以西，岩性为厚层灰岩，岩溶发育，常吸收地表水潜入地下，地下水丰富。水质类型为HCO3-Ca.Mg.K.Na型水。出露不全，厚度不详。

三、断层水文地质特征

矿井内断层切割龙潭组、长兴组，由于碎屑岩以塑性岩石为主，挤压变形后破碎带胶结程度较好，断层破碎带在地表也无大泉点出露，矿区内断层含水性、导水性弱，对矿井充水影响小。

四、小煤矿、老窑水文地质特征

1、由原黄田煤矿、大树子煤矿、湾田煤矿整合后的**煤矿。

（1）通过对前煤矿范围内地表和井下的调查，矿井内无大的河流、池塘、水库等地表水体。矿井内小煤矿存在着一定的积水，是浅部矿井开采的重要充水因素，在黄田

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煤矿、湾田煤矿、大树子煤矿关闭后，形成了大面积的采空区积水，采空区积水易渗入矿井而成为矿井直接充水水源。主、风井井筒内接近地表区域主要为顶板淋水、滴水；底板及两帮渗水，雨量随季节变化较大。**煤矿矿床属于以基岩裂隙及老空区充水为主、水文地质条件为中等的煤矿床，但在矿井与地面裂缝勾通地段、局部塌陷地带，老空区与生产巷道勾通地段水文地质条件较复杂。

（2）小窑

经实地调查，矿区内已无小窑。 五、地下水、地表水动态变化

本次储量核实对1个飞仙关组泉点、1个小煤矿涌水量点进行每隔10天一次的地下水动态观测，地下水动态与当地大气降水变化基本一致。此外，从地下水类型来看，小煤矿涌水量及飞仙关组深部基岩出露泉点流量动态较稳定，第四系、龙潭组浅部风氧化带出露泉点流量动态为变化极大，极不稳定，出水量变化很明显。

六、矿床充水因素分析 1、直接充水水源

矿井主要含水层为T1f2、T1f4、T1yn、P2m岩溶含水层，其次为T1f1、T1f3、T1f5、P3C、P3β

基岩裂隙含水层。其煤系地层上覆含水层是否为主要充水层位及充水水源，可根据可采煤层顶板岩性，计算未来坑道冒落带、导水裂隙带高度来加以判断。冒落带最大高度（Hc）选用下列公式计算：Hc=4M；导水裂隙带最大高度（Ht）选用下列公式计算：Ht=100 M /(3.3n+3.8)+5.1。式中:M—可采煤层累计厚度（取1、2、3、4、6、7号煤层厚度平均值的和值为12.85m），n—可采煤层数（取6）。经计算：Hc=51.4m，Ht=70m。1号煤层距P3c底平均4～15m, P3C厚68.2-92.5m，T1f1厚150～190m。因此,最上部可采煤层1号煤层与上覆岩溶含水层T1f2至少间隔222.2m，即Hc+Ht=121.4＜222.2m。煤系上覆岩溶含水层不是主要充水层及充水水源。结合前述，矿井未来矿坑主要充水层为含煤地层本身。

2、间接充水水源

（1）大气降水：大气降水为区内主要充水水源。矿区内含煤地段部分裸露，直接接受大气降水补给，其充水强度与季节和降水强度、持续时间有密切关系，因此，未来矿井应加强雨季的疏排水工作。

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（2）地表水

矿井内地表水系不发育，区内冲沟发育，冲沟呈树枝状或羽状，冲沟水属季节性水流，均汇入尾巴河，旱季大多干涸。

（3）间接充水含水层

为含煤地层上覆永宁镇组下段，飞仙关组第二、四段，下伏茅口组强含水层,以上强含水层与含煤地层间均有较厚的相对隔水层相隔。

3、充水途径 （1）天然充水途径

矿井内的长兴组、龙潭组含煤地层在接近地表附近，岩石风化节理、裂隙很发育，而深部则发育构造裂隙，它们成为地下水活动的良好通道。

（2）人工充水途径

由于采矿活动的影响，因其产生矿坑顶板冒落裂隙带将是矿坑充水的主要人工充水途径。

4、矿床水文地质类型

矿井地下水以大气降水补给为主，矿井充水主要来源于含煤地层本身的裂隙水，直接充水含水层（含煤地层）富水性弱；构造破碎带富水性弱、导水性差。综上所述，矿井为顶板直接进水的裂隙水充水矿床，矿区水文地质条件属中等。但本区长兴组及煤系下段的灰岩岩溶发育，岩溶管道水威胁较大，也应重视并加强防范。

七、矿井涌水量预测

矿区内大树子煤矿，面积0.0566km2，现主要开采7煤层，矿井顶板滴水淋水为主，最大涌水量为每小时21m3，正常涌水量每小时9.1m3。矿井主要充水层为含煤地层本身，富水性弱。矿井为顶板直接进水的裂隙水充水矿井，水文地质条件中等。与矿区水文地质条件相似。因此，采用该矿实测涌水量、采深、开采面积（见表1-3-1）等资料，采用比拟法对未来矿坑+650m水平以上进行涌水量预测。

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表1-3-1 大树子煤矿实测涌水量、采深、开采面积成果表

矿井名称 实测大树子煤矿涌水量 采深（m） 开采面积（m） Qmax Q正常 2Qmax/Q正常 2.3 大树子煤矿 25

30100 21 9.1 S4F比拟法公式选用Q=QoSoFo

注：Q正常：矿坑正常预测涌水量

Q最大：矿坑最大预测涌水量

F：矿坑未来井巷预计控制最大面积（7号煤层+650m标高与地面露头之间的平

面投影面积）

S：矿坑预计水位降深（取钻孔静止水位值1741m与+650m标高的差值） Qo：大树子煤矿实测正常涌水量 Fo：大树子煤矿实际控制平面投影面积 So：大树子煤矿实际开采最低标高水位降深

据此，对未来矿坑+650m水平以上涌水量预测成果见表1-3-2。

表1-3-2 比拟法涌水量预测成果 实测正常涌井巷控制面积（m2） 水位降深（m） 预测涌水量（m3/d） 3水量（m/h） F0 30100 F S0 S Q0 Q正常 360 Q最大=2.3Q平均 830 1093700 25 1091 9.1 由于大井法虽分析了矿井水文地质条件，选用了较合理的水文地质模型，反映当前自然状态下的岩石渗透性，但未考虑岩层富水性，渗透性不均一的特点和开采后岩性的就化以及上覆含水层越流补情况，可能伙计算的涌水量偏小（Qmax=530m3/d）。

比拟法利用大树子煤矿涌水量资料，比拟性较好，可靠性较高。大气降水和老窑水通过采动裂隙等途径直接进入矿井，其岩石渗透性增大，比拟计算的涌水量反映了开采后水文地质条件的变化，较为接近生产实际。

综上所述，本设计采用比拟法计算的涌水量作为设计依据，即矿井正常涌水量为360m3/d（15m3/h），最大涌水量830m3/d(34.6m3/h)。

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贵州**煤业有限责任公司开采方案设计(变更) 第二章 矿井资源储量、设计生产能力及服务年限 第28页

表2-1-2 矿井可采储量表 永 久 煤 柱 煤 量 资源保有 工业 煤储视密可地面建筑/储资源 资源 断层煤柱 防水煤柱 境界煤柱 层量 厚度 度 倾角 信煤柱 量 储量 储量 编级（m） （t/m（°） 系面积煤量面积面积煤量（万（万（万煤量（万面积（10煤量号 别 3） 数 （103（万（103m（103（万t） t） t） t） 3m2） （万t） m2） t） 2） m2） t） 开采 331 74 1.65 1.49 37 1 74 74 5.60 1.72 1 332 48 1.22 1.49 37 1 48 48 13.70 3.12 333 83 1.22 1.49 72 0.7 83 58.1 4.65 1.91 24.40 10.05 开采 331 77 1.73 1.45 37 1 77 77 21.50 6.75 2 332 12 1.29 1.45 37 1 12 12 19.40 4.54 13.30 3.11 332 49 1.51 1.45 37 1 49 49 17.00 4.66 333 110 1.51 1.45 72 0.7 110 77 23.90 11.85 开采 331 76 1.53 1.55 37 1 76 76 20.70 6.15 332 12 1.13 1.55 37 1 12 12 19.20 4.21 12.70 2.79 3 332 45 1.44 1.55 37 1 45 45 17.30 4.83 333 4 1.13 1.55 37 0.7 4 2.8 333 102 1.44 1.55 72 0.7 102 71.4 23.90 12.08 开采 331 50 1.18 1.38 37 1 50 50 21.10 4.30 332 13 1.06 1.38 37 1 13 13 10.60 1.94 4 332 39 1.37 1.38 37 1 39 39 18.00 4.26 333 92 1.37 1.38 72 0.7 92 64.4 26.10 11.18 333 3 1.06 1.38 37 0.7 3 2.1 15.20 1.95 开采 16 2.88 1.48 37 331 128 2.76 1.48 37 1 128 128 21.70 11.10 332 28 2.69 1.48 37 1 28 28 9.60 4.79 5.03 2.51 6 332 53 1.77 1.48 37 1 53 53 16.20 5.31 333 116 1.77 1.48 72 0.7 116 81.2 41.70 24.74 333 3 2.69 1.48 37 0.7 3 2.1 5.80 2.02 7 开采 23 2.39 1.46 77 主要井巷保护煤柱煤量 工业场地煤设计储井筒 井下主要巷道 开采 柱 小计煤小计煤量 损失 量 量 面积 煤量 面积 煤量 面积 （万t） （万t） 煤量 （万t） （万t） （103（万（103（万（103（万t） m2） t） m2） t） m2） 1.72 72.28 14.46 3.12 44.88 6.73 11.96 46.14 6.92 6.75 70.25 14.05 7.66 4.34 0.65 4.66 44.34 8.87 11.85 65.15 13.03 6.15 69.85 13.97 7.00 5.00 0.75 4.83 40.17 8.03 0.00 2.80 0.42 12.08 59.32 11.86 4.30 45.70 6.85 1.94 11.06 1.66 4.26 34.74 6.95 11.18 53.22 10.64 1.95 0.15 0.02 11.10 116.90 23.38 7.29 20.71 21.90 10.92 10.92 1.96 5.31 47.69 9.54 24.74 56.46 60.60 35.96 35.96 4.10 2.02 0.08 0.02 可采 储量 （万吨） 57.82 38.15 39.22 56.2 3.69 35.47 52.12 55.88 4.25 32.14 2.38 47.46 38.85 9.40 27.79 42.58 0.13 93.52 7.83 38.15 16.4 0.06 28

贵州**煤业有限责任公司开采方案设计(变更) 第二章 矿井资源储量、设计生产能力及服务年限 第29页 永 久 煤 柱 煤 量 资源保有 工业 煤储视密可地面建筑/储资源 资源 断层煤柱 防水煤柱 境界煤柱 层量 厚度 度 倾角 信煤柱 量 储量 储量 编级（m） （t/m（°） 系面积煤量面积面积煤量（万（万（万煤量（万面积（10煤量号 别 3） 数 （103（万（103m（103（万t） t） t） t） 3m2） （万t） m2） t） 2） m2） t） 331 193 4.26 1.46 37 1 193 193 21.60 16.82 331 4 2.39 1.46 37 1 4 4 8.90 3.89 332 11 2.39 1.46 37 1 11 11 3.45 1.51 332 16 3.04 1.46 37 1 16 16 10.40 5.78 332 80 3.22 1.46 37 1 80 80 332 40 2.39 1.46 77 1 40 40 4.34 6.73 7.80 12.10 333 273 2.69 1.46 77 0.7 273 191.1 26.20 32.01 333 5 2.39 1.46 37 0.7 5 3.5 开采 331 15 332 333 37 0.78 1.47 37 0.7 37 25.9 21.00 2.11 333 30 0.78 1.47 72 0.7 30 21 18.00 4.67 开采 4 1.03 1.48 32 331 18 332 23 1.03 1.48 70 1 23 23 16.80 7.49 333 开采 37 72 37 72 0.7 0.7 51 0.7 118 0.7 46 0.7 131 331 20 332 333 51 333 118 开采 331 22 332 333 46 333 131 开采 28 331 1.16 1.5 1.16 1.5 1.05 1.53 1.05 1.53 35.7 17.00 2.59 82.6 32.2 16.20 2.28 91.7 5.40 1.96 15.50 2.36 12.48 4.92 35.70 14.07 21.90 3.08 32.20 11.72 29

主要井巷保护煤柱煤量 工业场地煤设计储井筒 井下主要巷道 开采 柱 小计煤小计煤量 损失 量 量 面积 煤量 面积 煤量 面积 （万t） （万t） 煤量 （万t） （万t） （103（万（103（万（103（万t） m2） t） m2） t） m2） 16.82 176.18 35.24 3.89 0.11 0.02 1.51 9.49 1.90 5.78 10.22 2.04 0.00 80.00 56.0 18.83 21.17 7.35 11.40 11.40 1.95 32.01 159.09 71.40 87.24 87.24 14.37 0.00 3.50 0.70 压覆 资源 未进 2.11 23.79 行核 3.57 4.67 16.33 查 29.60 7.69 7.69 1.73 压覆 压覆 资源 资源 未进 7.49 15.51 未进 2.33 行核行核 查 查 4.96 30.74 29.50 4.50 29.70 4.53 9.03 3.26 18.99 63.61 38.10 15.02 15.02 7.29 5.36 26.84 11.70 1.65 1.65 3.78 13.68 78.02 15.30 5.57 61.20 22.27 27.84 7.53 可采 储量 （万吨） 140.94 0.09 7.59 8.18 64.00 7.82 57.48 2.80 20.22 6.91 13.18 18.46 41.31 21.41 42.65 贵州**煤业有限责任公司开采方案设计(变更) 第二章 矿井资源储量、设计生产能力及服务年限 第30页 永 久 煤 柱 煤 量 资源保有 工业 煤储视密可/储资源 资源 断层煤柱 防水煤柱 层量 厚度 度 倾角 信量 储量 储量 编级（m） （t/m（°） 系面积煤量（万（万（万煤量（万面积（10号 别 3） 数 （103（万t） t） t） t） 3m2） m2） t） 332 333 50 1.86 1.51 37 0.7 50 35 333 51 2.45 1.51 37 0.7 51 35.7 5.40 1.75 333 13 1.38 1.51 37 0.7 13 9.1 333 62 2.45 1.51 65 0.7 62 43.4 333 44 2.57 1.51 37 0.7 44 30.8 30.00 10.20 333 61 2.37 1.51 60 0.7 61 42.7 333 71 2.38 1.51 65 开采 0.7 71 49.7 0.7 11 0.7 8 0.7 61 7.7 5.6 42.7 331 332 30 333 11 333 8 333 61 总 2750 计 0.91 1.45 0.91 1.45 0.91 1.45 37 65 71 2707 2216 18.79 主要井巷保护煤柱煤量 地面建筑工业场地煤境界煤柱 设计储井筒 井下主要巷道 开采 煤柱 柱 小计煤小计煤量 损失 量 面积面积煤量量 面积 煤量 面积 煤量 面积 （万t） （万t） 煤量煤量 （万t） （103m（103（万（万t）（103（万（103（万（103（万t） （万t） 2） m2） t） m2） t） m2） t） m2） 15.20 3.74 3.74 31.26 6.25 18.30 5.93 7.68 28.02 10.20 3.31 23.34 7.57 10.88 3.43 4.90 0.89 0.89 8.21 1.64 7.58 4.64 4.64 38.76 7.75 18.80 6.39 16.60 14.20 14.70 5.00 5.00 1.84 9.90 4.96 4.96 37.74 26.05 13.05 22.73 11.39 24.44 2.66 12.10 7.20 7.20 42.50 8.5 37.80 21.50 2.49 2.49 5.21 0.78 7.50 1.64 1.64 3.96 0.59 10.50 2.98 2.98 39.72 16.17 4.59 4.59 5.27 42.45 279.58 0.00 340.82 1875.38 186.96 251.63 305.26 31.01 33.66 可采 储量 （万吨） 25.01 13.71 5.67 31.01 7.36 10.64 34.00 4.43 3.37 29.86 1318.49 30

三、矿井设计生产能力及服务年限 1、矿井工作制度

根据《煤炭工业小型矿井设计规范》（GB50398-2006）确定矿井年工作日为330d，采用“四六”作业制，四班采煤，边采边准。地面按“三八”工作制，每天净提升时间16h。

2、生产能力

根据矿井煤层赋存条件、资源、开采技术条件和业主的投资能力、管理能力及操作工人的操作技能等综合因素结合国家产业政策，矿井设计生产能力确定为30万t/a。

3.服务年限

矿井设计生产能力确定为30万t/a，储量备用系数根据GB50398-2006《煤炭工业小型矿井设计规范》取1.5，其服务年限可下式计算：

矿井服务年限?可采资源/储量矿井生产能力?储量备用系数

?1318.4930?1.5

=29.3a

根据《煤炭工业小型矿井设计规范》新建生产能力为30万t/a的矿井，服务年限不得低于25年，扩建矿井设计服务年限可适当缩短，但不应低于同类新建矿井设计服务年限的50%。由于该矿为整合矿井矿井服务年限大于12.5年，故设计服务年限满足设计30万t/年生产能力的要求。

四、井田开拓

贵州**煤业有限责任公司煤矿由六枝特区中寨黄田煤矿、六枝特区大树子煤矿、六枝特区中寨乡湾田煤矿整合而成。

矿井开采采用斜井+立井开拓方式，整个矿井有三个井口，分别为主斜井、副斜井、回风立井。主斜井、副斜井为入风井，回风立井为回风井。工业场地选择在过原黄田煤矿东侧平缓坡地上，在该位置布置主、副斜井井口。主斜井以倾角22.6°方位角299°。副斜井以倾角25°方位角以299°。两井筒间距为40m，平行开拓至1000m水平落平。构成井底甩车场、机电硐室、水泵房、联络巷等。由1000m水平回风石门与回风立井连接，形成完整的中央并列式通风系统。

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主、副井筒均布置在二叠系上统龙谭组二段岩石中，上距二叠系龙潭组三段底板垂直距离40m，距30号煤层底板60m。下距二叠系上统龙潭组二段底板215m。距茅口组更远。回风立井布置在距主斜井口位置480m。距主斜井299°平行方位30m。井筒特征见表2-1-3.

表2-1-3 井筒特征表

名称 X（m） Y(m) Z(m) α β L 井筒净断面（m2） 14.31 13.26 15.9 (°) （°） （m） 主斜井 副斜井 回风井 2893123.20 2893155.97 2892817.40 35527502.74 +1420 35527525.72 +1420 35527983.71 +1420 299 299 72 22.6 25.0 90 1090 988 430 主斜井为主要进风井，原煤通过主斜井大倾角胶带运输机运至地面工业场地储煤场装车外运,另外，在皮带另一侧安装吊挂式机械行人装置（俗称猴车或幸福车）作为矿井行人员；副斜井为辅助运输井筒，采用绞车提升材料、设备；回风立井为专用回风井，担负矿井总回风。

根据矿井开采深度(+1420～+650m)以及煤层的赋存条件，井田划分为一个水平，上下山两个采区进行开采。水平标高为1000m,+1000m以上为一采区，+1000m以下为二采区。

矿井在开采一采区时，可利用主、副、回风立井作为一采区准备巷道，不需另行布置一采区准备巷道，各煤层层间距较小，采用联合布置，设计采用石门与回采工作面运输顺槽和回风顺槽联系，形成矿井一采区生产系统。

矿井开采二采区时，布置三条上山，分别为二采区运输上山、二采区轨道上山、二采区回风上山。二采区运输上山、二采区轨道上山为入风巷，二采区回风上山为回风巷。二采区运输上山以倾角22.6°，方位角299°。二采区轨道上山以倾角25°，方位角以299°。二采区回风上山以倾角25°，方位角以299°。井筒间距分别为30m，平行开拓至650m水平落平。构成二采区甩车场、机电硐室、水泵房、联络巷等。在650m水平三条上山连接，形成完整的通风系统。

二采区运输上山、轨道上山、回风上山均布置在二叠系上统龙谭组二段岩石中，上距二叠系龙潭组三段底板垂直距离30m，距30号煤层底板50m。下距二叠系上统龙潭组二段底板215m。距茅口组更远。回风立井布置在距主斜井口位置480m。距主斜井299°平行方位30m。

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该矿各采区煤层间的开采顺序为下行式，移交生产时回采工作面布置于4号煤层（一采区内1、2、3号煤层在成煤时期已被自燃剥蚀和留设保护煤柱后无法布置采煤工作面见大图22-26）。设计以一个机采工作面，两个掘进工作面达到设计生产能力，采煤方法为走向长壁采煤法，工作面倾斜布置。矿井前、后期通风方式均为中央并列式。详见图3-1-4.5

五、矿井通风 （一）通风方式

矿井通风方式：采用中央并列式，通风方法：机械抽出式。 （二）通风系统

新鲜风流由主斜井和副斜井进入，经过各区段石门分别到达使用地点后，经过区段回风石门后乏风通过回风立井排出地面。开采二采区时新鲜风流由主斜井和副斜井进入二采区运输上山、二采区轨道运输上山，经过二采区各区段石门分别到达使用地点后，再经过二采区回风上到达+1000m回风石门，乏风通过回风立井排出地面。

详见矿井首采工作面通风系统及通风网络图。

第二节 井下开采

一、首采采区位置选择

全矿井共划分为一个水平二采区，+1000m水平以上为一采区，以下为二采区，采用上下山开采。首采采区为一采区。

二、采区巷道布置

矿井采用斜井+立井开拓，划分为一个水平二个采区，水平高设置在+1000m标高，+1000m以上为一采区，+1000m以下为二采区，采用穿层石门联合布置。矿井在开采一采区时，主、副斜井、回风立井兼作采区上山，故在开采一采区时矿井可不用重新布置一采区上山、仅布置区段运输石门和回风石门。主斜井、副斜井井口标高为+1420m，方位角均为299°；主斜井长度1090m，倾角为22.6°；、副斜井长度为988m，倾角为25°；回风立井深度为430m，倾角为90°；主斜井、副斜井回风立井掘至+1000 m水平沟通并布置水仓、泵房、井底车场及相关硐室。设计采用区段石门与回采工作面运输顺槽和回风顺槽联系，形成矿井一采区生产系统。由于上煤组各煤层层间距较小，1→2→3→4→6号煤层的间距分别为12m、9m、8m、和7m,只有6→7号煤层间距较大（平均34m）,首采4号煤层时（1号、2号、3号煤缺失）瓦斯涌出量大，（下临近层的瓦斯涌出量达

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36.63m3/min，4号煤层开采后， 6、7号煤层的瓦斯排放率分别为53.7%和15%，由此可见，4号煤层开采前6、7号煤层必须同时预抽瓦斯。

由于层间距的原因，根据防突规定要求，上煤组底板瓦斯抽采巷只能布置于6～7煤层之间或7号煤层底板，而布置于6～7号煤层之间比布置于7号煤层底板每个穿层钻孔的岩石段起码减小15～20m，无论从时间或经济考虑，均以前者为优，因此，开采上煤组时，将底抽巷布置于6～7煤层之间。

采区巷道布置详见贵州**煤业有限责任公司煤矿开采方案设计采区巷道布置及机械设备配备平、剖面图。

三、采煤方法与采煤工艺 1、采煤方法选择

结合煤层赋存及构造特点，确定采用走向长壁式采煤法，后退式回采，高档普采回采工艺，全部垮落法管理顶板。

2、采煤工作面布置 （1）工作面主要参数

工作面长度的合理与否是实现工作面高产稳产的因数之一，一般情况下，加大工作面长度可获得较高的产量，提高劳动生产率，降低吨煤成本，但是，工作面长度过长亦会给工作面生产带来很多不利因素，反而不利于实现高产稳产。设计结合**煤矿的生产能力、开采煤层情况及工作面技术装备，确定本矿工作面长度为120～150m。

（2）顺槽布置方式

工作面顺槽采用单巷布置，共布置2条顺槽。运输顺槽运煤、进风、行人；回风顺槽回风、运送材料、设备及行人。

3、采煤工艺及机械配备 （1）采煤工艺及设备

本矿井开采首采区煤层以倾斜薄至中厚煤层为主，煤层稳定，构造简单偏中等，为提高工作面单产，实现集中生产，提高效率，应采用高产、高效，机械化程度高的采煤方法，设计采用走向长壁采煤方法，回采工作面倾斜布置，选用高档普采采煤工艺。以下设备均按高档普采进行选型。选用MG150/345－W型双滚筒采煤机。 （2）支柱/架选型

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采煤工作面选用DZ18/30/100型单体液压支柱。（最小高度1110mm，最大高度1800mm，伸缩行程690mm）；在6、7煤层开采时（特别是东部4、5、6、7拐点范围内煤层时）采用XDY-4TY/1600悬移顶梁液压支架（工作阻力1600kN，初撑力1000kN）。

（3）可弯曲刮板输送机

刮板运输机采用与MG150/345－W型采煤机配套的SGB630/150型刮板运输机，输送量250t/h，装机功率150kW。

（4）运输顺槽带式输送机的选型

工作面运输顺槽带式输送机的运输能力按选定的转载机运输能力确定，为250t/h。经计算，运输顺槽配备1台DSJ80/25/45型胶带运输机，带宽650mm，运输能力250t/h，输送距离800m，储带长度100m，电机功率45kW。

（5）支护方式

工作面采用单体液压柱（DZ18-30/100型）配铰接顶梁（HDJA-1200型）支护顶板，工作面采用“三四”控顶，全部垮落法管理顶板。排距1.2m，柱距0.8m，最大控顶距4.6m，最小控顶距3.4m，放顶步距1.2m，在切顶线加打丛柱、戗柱。工作面年推进度1584m。运输巷、回风巷超前采面煤壁20m内，在靠采面侧，用单体液压支柱打单排超前支护。运输巷、回风巷超前采面煤壁10m内，用单体液压支柱打双排加强支护。在刮板运输机机头采用四对八梁矿用工字钢（长约3.8m）支护交替前移。

（6）顶板管理

采用全部陷落法管理顶板。 3.通风

采煤工作面采用全风压U形通风。

新鲜风流经主斜井（副斜井）→+1310m运输石门→110701运输顺槽→110701工作面→110701工作面回风顺槽→ +1370m- +1380m回风石门→回风立井→引风道（风机）→地面。

4.排水

采掘进工作面涌水经各自巷道水沟自流入副斜井水沟（主斜井水沟）汇入井底水仓，由水泵经排水管道经副斜井排出地表。

5.供电

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在地面设置10 kv变电所，经地面设10kv变电所，降压后以0.4kv电压向地面供电，从地面10kv变电所引10kV线路2趟（MYJV22-10000 3×35）至+1000m变电所向井下供电。局扇采用“双电源”、“三专”供电。回采工作面采用移动式变电站供电。

6.采掘设备

采掘工作面主要设备配备见表2-2-1。

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表2-2-1 采掘工作面主要设备配备表 顺序 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 27 28 29 30 煤巷掘进 工作面 回采工作面回风巷 回采工作面运输巷 回采工作面 设置地点 设备名称 双滚筒采煤机 刮板输送机 金属绞接顶梁 单体液压支柱 注液枪 刮板转载机 可伸缩胶带运输机 乳化液泵 乳化液箱 喷雾泵站 矿用防爆小水泵 单体液压支柱 金属绞接顶梁 注液枪 瓦斯抽采钻机 单体液压支柱 金属绞接顶梁 注液枪 矿用防爆小水泵 调度绞车 回柱绞车 探水钻机 煤电钻 岩石电钻 瓦斯抽采钻机 锚杆钻机 局扇 湿式除尘机 矿用防爆小水泵 调度绞车 型号 规格 功率 (kW) 345 150 40 45 37 30 供电 电压 （V） 1140 1140 660 660 660 660 660 660 660 660 660 660 660 660 660 660 660 660 660 单位 台 台 根 根 把 台 台 台 台 台 台 根 根 把 台 根 根 把 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 台 工作 1 1 备用 合计 1 1 备注 两年后使用 采煤机配套 MG150/345-W SGB630/150 HDJA-1200 DZ17-30/100, DZ-Q1 SZB-730/40 DSJ80/25/45 BRW80/20 XPXTA XPZ-250/5.5 KWQX14-25-2.2 DZ28-30/100 HDJA-1200 DZ-Q1 采高0.9～1.90m 运输量：250t/h，电压：1140V 长度：1200mm 支撑高度1.11～1.8m,额定工作阻力300kN。 额定工作压力31.5MPa。 运输能力400t/h。 运输能力250t/h，运输距离800m。 流量：80L/min；压力：20Mpa；功率：37kW； 20MPa,80L/min； 流量：250L/min；公称压力5.5Mpa 820 160 980 820 165 985 10 1 2 1 2 1 1 40 40 2 2 40 40 2 1 1 1 2 2 2 3 2 2 2 2 2 2 1 1 1 8 8 1 8 8 1 1 1 1 1 1 2 1 2 1 12 1 2 2 3 2 1 48 48 3 2 48 48 3 1 1 1 3 3 3 4 3 4 3 4 3 Q=15m3/h，h=26m，2.2kW 2.2 最大支护高度2.8m，最小支护高度2.0m。 15 15 11.4 7.5 4 1.2 2 15 44 18.5 15 11.额定工作压力31.5MPa。 开孔直径87，终孔直径ZYG-1509 65mm，钻孔深150m 最大支护高度2.8m，最小DZ28-30/100 支护高度2.0m。 HDJA-1200 DZ-Q1 KWQX14-25-2.2 JD-11.4 JH2-5 TXU-75A GMZ-1.5 EZ2-2.0 ZYG-150 MQT-30 FBD NO.6.0/2×22 SCF-6 KWQX14-25-2.2 JD-11.4 额定工作压力31.5MPa。 Q=15m3/h，h=26m，2.2kW。 容绳量：400m；功率：11.4kW； 容绳量：150m；功率：17kW； 最大钻进深度150m。 耗气量3m3/min。 Qf=8.33～5.0m3/s，全压800~5600Pa 最大除尘能力35kg/h，风量3.75m /s。 Q=15m3/h，h=26m，2.2kW。 容绳量400m，牵引力37

功率 (kW) 4 5.5 28.5 顺序 设置地点 设备名称 型号 规格 9.8kN 供电 电压 （V） 单位 工作 备用 合计 备注 31 32 33 34 35 岩巷掘进面 煤\\半煤巷掘进工作面 其它地点 锚杆拉力计 气腿式凿岩机 混凝土喷射机 混凝土搅拌机 蟹瓜式装岩机 ML-20 ZY24 BPZ-V 2MZ2B-17 工作气压50Pa，耗风量2.8m /min。 耗风量5～8m /min,生产能力5～7m3/h。 搅拌能力7m3/h 生产能力60m3/h 660 660 台 台 台 台 台 1 3 2 2 1 1 2 2 5 2 2 1 36 蟹瓜式装岩机 2MZ2B-17 生产能力60m3/h 28.5 660 台 1 1 37 38 胶带运输机 提升绞车 JTKB1.0×0.8W 最大拉力20 kN，绳速1.65m/s，电机功率37 kW 37 660 台 台 1 2 1 2 辅助运输斜巷 （四） 工作面循环方式和年推进度

采用“四六”作业制，四班采煤，边采边准，循环进度1.2m，日进度4.8m，年工作330天，年推进度1210m，正规循环率76.4%。 （五）工作面年生产能力验算 Q=L×A×M×C×K

=1210×130×1.29×1.45×0.97=285402（t） 式中：Q——回采工作面年产量，t； L——回采工作面年推进度，L=1210m； A——工作面平均斜长，A=130m；

M——首采区域煤层平均可采厚度，M=1.29m；暂按2煤层进行计算。 C——煤的容重，1.45t/m3；

K——工作面回采率，中厚煤层K=0.95，薄煤层K=0.97； 掘进出煤率按5%计算，则矿井生产能力为：

Q矿井=Q采区=Q回采/（1-0.05）=285402/0.95≈30万t。

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第三节 矿井采掘运输机械化装备

一、基本要求

根据《国务院关于进一步加强企业安全生产工作的通知》（国发〔2010〕23号）、《关于推进小型煤矿机械化的指导意见》（安监总煤行【2010】178号）及《贵州省关于推进小型煤矿机械化的实施方案》等文件精神，要求煤矿推动小型煤矿加快技术改造步伐，推进机械化开采，提高装备水平，改善作业条件，提升安全保障能力，促进小煤矿生产力发展。煤层厚度≥0.8m、地质条件简单到中等复杂的水平、近水平、缓倾斜、倾斜煤层必须实现机械化采煤，鼓励具备能力的煤矿企业在地质条件复杂、急倾斜煤层等困难条件下，积极采用新技术、新工艺，推进机械化采煤。

掘进工作面必须实现机械装载（自溜、高突矿井及有特殊规定的除外），煤巷、半煤巷实现机械化掘进（高突矿井及有特殊规定的除外），鼓励在岩石巷道采用机械化掘进。运输长度超过1500m的平巷、垂深超过50m的斜巷，必须采用机械运送人员。

采区实现带式（或刮板）输送机运煤，减少串车运输，逐步实现辅助运输机械化。

二、采掘系统 1、回采工作面

**煤矿首采区北翼（过路田背斜以北）有可采煤层5层（1号煤被剥蚀），煤层平均倾角37°，南翼有可采煤层6层（1、2、3、4、6、7号煤），煤层平均倾角75度。除2、4号煤层为薄煤层（1.05m、1.29m），其余为中厚煤层。 北翼设计采煤方法为走向长壁采煤法，回采工艺为普采。即滚筒式采煤机（MG150/345-W）割、装煤，配SGB630/150刮板运输机运煤，顺槽配SZB型刮板桥式转载机刮可伸缩带式输送机运煤。工作采用单体液压支柱配金属铰接顶梁支护。采用喷雾泵站喷雾防尘。开采4、7号煤层时，设计采用高档普采工艺。

南翼急倾斜煤层，设计采用柔性掩护支架采煤法，炮破落煤，工作面溜槽运输，由于首采区工作面走向短，顺槽采用刮板运输机运煤。

3、掘进工作面

（1）煤巷、半煤巷掘进工作面

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由于矿井为煤与瓦斯突出矿井，掘进前要求对突出煤层的消突，影响煤巷掘进机效率的发挥，根据以往的设计和实际经验本矿井采用普掘法进行施工。设计煤巷采用煤电钻打眼，蟹瓜式装煤机装煤，矿车装运。

半煤巷掘进面配煤电钻和风动凿机钻眼，蟹瓜式装载机装煤。 （2）岩巷掘进工作面

岩巷掘进工作设计采用风动凿岩机钻眼，耙斗装岩机装岩，矿车装运。生产期间条件允许时，建设采用55～100kW小型岩巷掘机掘进。岩巷掘进工作面大多采用锚喷支护，工作面配备锚杆打眼机，砼搅拌机，条件允许时配用砼喷射机械手。

掘进工作面采用激光指向仪定向，对旋式局部通风机通风，除尘式风机除尘。 三、运输系统 1、煤炭运输

矿井煤炭运输系统从工作面至地面储煤场均为机械运输，工作面用刮板机运煤、顺槽、运输石门、地面运输走廊均采用带式输送机运煤。

煤流方向：110701工作面(SGB630/150型刮板输送机运输)→110701运输顺槽（DSJ80/25/45型胶带运输机运输）→+1310运输石门(DTL80/25/55胶带运输机运输) →+1310煤仓→主斜井(DTC100/20/2×132胶带运输机运输)→地面。

2、掘进煤矸及材料、设备等运输

矿井辅助运输系统采用矿车、材料车和平板车装运，根据矿井特点开采上煤组时，顺槽、石门采用调度绞车运输、斜巷采用提升机串车运输，副井井筒采用JK2.5×2.0型提升机串车提升，采用主斜井架空行人装置车（型号RJY30-35/650）升降人员。 （1）矸石运输：

110702运输巷掘进工作面（矸石装入MF1.1-6A型固定式矿车，人工推车）→110702运输巷（MF1.1-6A型固定式矿车，人工推车；有坡度的地点采用JD-11.4绞车提运）→+1310运输石门（MF1.1-6A型固定式矿车，JTKB1.0×0.8提运）→副斜井（JK-2/30A绞车+ MF1.1-6A型固定式矿车）→地面。

110702回风巷掘进工作面（MF1.1-6A型固定式矿车，人工推车）→110702回风巷（MF1.1-6A型固定式矿车，人工推车；有坡度的地点采用JD-11.4绞车

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提运）→+1370m辅助运输石门（MF1.1-6A型固定式矿车JTKB1.0×0.8绞车提运）→副斜井（JK-2.5×2绞车+ MF1.1-6A型固定式矿车）→地面。

（2）材料运输

材料运输与矸石运输方向相反，提升设备相同，装运设备除MF1.1-6A型固定式矿车外，还有材料车和平板车。

（3）人员运输 矿井人员：

地面→主斜井（RJY30-35/650架空行人器）→井下采掘工作面等地点； 井下采掘工作面等地点→主斜井（RJY30-35/650架空行人器）→地面。 3、矿车配备 （1）矿车选型

矿井运输容器均选用MF1.1-6A型固定式矿车，材料选用MC1—6B材料车型材料车运输，设备选用MPC13.5—6平板车运输。

（2）各类矿车的数量计算

各用车地点的矿车数，按排列法计算。经计算，全矿配置86辆MF1.1-6 A型固定式矿车，MPC13.5—6平板车20辆。

第四节 巷道掘进

一、巷道断面及支护方式

矿井井筒、车场巷道及采区各主要巷道断面设计满足运输设备、通风、行人、管线布置等的要求。

由于本矿井筒等开拓巷道中主斜井、副斜井已经施工完成，一般较稳定岩层段巷道采用锚喷或锚网喷支护，较软岩层或破碎带巷道采用锚网喷支护或混凝土砌碹支护，局部辅以锚索等加强支护。

工作面上、下顺槽支护方式，目前应用较多的有两种支护方式，即刚性梯形棚支护和锚梁网支护。

刚性棚支护具有材料可回收，重复使用，有利于采面端头管理等优点。但如当顺槽断面大时，棚腿和棚梁长度大，重量重，架设困难；工作面推进速度快，棚子回撤、外运任务庞大而艰巨；顺槽沿空侧压力大，棚腿变形严重。

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锚梁网支护基于“围岩松动圈支护理论”，目前在国内大部分矿区得到广泛使用。这种支护方式具有经济、快速、改善工作面端头及巷道支护条件等优点。

根据本矿特点及矿井目前的技术条件，工作面顺槽支护设计采用刚性梯形棚支护。

矿井移交时，本矿大硐室主要有：水泵房和变电所联合硐室。硐室永久支护一般采用混凝土砌碹支护，采用混凝土砌碹支护时要求有临时支护和永久支护，临时支护为锚喷支护。硐室支护参数应根据硐室尺寸、围岩情况，在施工图设计时予以确定。

二、掘进工作面配备及掘进设备

为保证采区及回采工作面的正常接替和稳产，根据采煤、开拓准备的需要，矿井移交时需要配备一定数量的掘进工作面。岩石巷道掘进配备岩巷炮掘工作面。对于煤层顺槽的掘进，目前主要有二种掘进方式，一是煤巷综掘，再是炮掘。根据本矿的设计生产能力及矿井的技术力量，设计采用炮掘。

因此，矿井移交时配备2个掘进工作面，均为炮掘掘工作面。矿井采掘比为1∶2。

煤、岩普掘配备有气腿式凿岩机、风镐、电钻、耙斗装岩机、调度绞车、局部通风机及锚喷等设备。

表2-4-1 掘进工作面主要设备配备表

三、巷道掘进进度指标

根据设计规范要求，结合条件类似矿井实际生产经验，考虑到矿井基建时期的具体情况，巷道掘进进度指标设计考虑为：

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