新疆XX露天煤矿可行性研究报告说明书

第一章 矿区概况及煤田地质特征

第一节 矿区概况

一、矿区地理位置、隶属关系及交通情况

新疆XXXX露天矿有限公司XX煤矿位于XX县西北边缘，行政区划属XX县管辖。

地理坐标：；

。

煤矿向东有13km简易道路与乌鲁木齐至XX沟矿区的公路相接，外部交通尚属方便。

交通位置见插图1—1—1。

二、矿区内工农业生产概况及劳动力

矿区地处戈壁荒漠山区，自然地理环境恶劣，矿区内除煤炭生产经营以外，无其它工农业生产。

矿区内无其它农副业，所需生活用品及煤矿生产资料均由乌鲁木齐市或XX沟矿区拉运。

主要工业产品为煤炭，主要供应吐鲁番地区、巴州地区、乌鲁木齐市及XX沟矿区。

三、矿区电源、水源及建筑材料来源 1．电源

由于矿区附近现尚无高压电源经过，矿山目前采用2×75KW、柴油发电机组作为该矿的供电电源。

2．水源

矿区内现无供水水源，生活与工业用水均取自矿区以东3.5km处的阿其布拉克泉，用汽车拉运。

3．建筑材料来源

矿山建设所需钢材、水泥、砖、木材等均可由乌鲁木齐或XX县采购。

四、矿区开发历史及现状

矿区开采始于1987年，主要集中在4号煤层露头带。1号沟以西原有XX煤矿，开采西山窑组4号煤层浅部及露头带的生产斜井一处，另有露天采场一处，均于1990年3月开工建设。当年共生产原煤5万t。生产斜井斜长78m，垂深29m，开采水平为+2592m。露天采场剥离、采煤均系机械化作业。另有废斜井一处，废立井一处，废平硐两处。

1号沟以东的小露天采煤场，1990年夏以前由新疆化肥厂自产自用，后由XX县XX乡经营，系人工加手推车剥采，时采时停。

五、矿区地形及水文地质 1．地形特征

矿区地处天山中段以北的山间谷地。北依约喀坑艾代山，南临末日洛克山、XX。东西较开阔，地势北高南低，西部略高于东部。最低海拔+2570m，最高海拔+2760m，相对高差190m。1号沟与4号沟呈北西——南东向汇入5号沟。沟谷常年干涸，只在降暴雨时才出现短暂洪流。

2．区内河流、湖泊分布

区内水系不发育，无地表河流及泉水，只有降暴雨时出现短暂洪流。

六、气象及地震 1．气象属性及一般特征

矿区属大陆性干旱及高寒气候。冬季少雪，但同时受地形垂直分带的制约，夏季多阵雨、冰雹。

2．气象变化情况

据XX沟气象站资料，最高气温39.5℃，最低气温-26.1℃。 3．降雨量及蒸发量

全年降雨量152.2mm，90%集中在6～9月，年蒸发量达2105.4mm，60%集中在5～9月。

4．主要风向及最大风速

全年以西风为主，次为西北风，一般风力小于3级，最大可达7～8级，多出现在冬春季。具有干、寒、多变及多风之特点。

5．最大冻结深度及冻结和解冻日期、最大积雪厚度等 矿区每年十月份开始冰冻，次年五月份解冻，冻结期7个月，冻土深度1.5～2.0m。最大积雪深度为0.64m（1979年9月26日）。

6．地震

根据《中国地震动参数区划图》（GB18306——2001），该区地震动峰值加速度为0.1g，地震动反应谱特征周期为0.4s。对应的地震基本烈度为Ⅶ度。

第二节 矿区地质构造及煤层产状特征

一、含煤地层程序及地质年代和成因

矿区出露地层有侏罗系水西沟群三工河组上段（J1s2）、西山窑组下段（J1s1）、第四系全新统坡积（Q4dl）、冲洪积物（Q4alp）。由老到新分述如下：

a、侏罗系水西沟群三工河组上段（J1s2）

分布于矿区北缘，地层可见厚度29m（未到底）。其岩性为以深灰色细砂岩为主，夹粉砂岩及中砂岩。

b、侏罗系水西沟群西山窑组下段（J1s1）

全区分布，地层平均厚度310.64m（未到底），是区内主要含煤地层。与下伏地层三工河组上段（J1s2）呈整合接触。岩性为一套山间盆地滨湖相沉积的碎屑岩。

(1) 4号煤层底板以下

上部以灰白色粉砂岩为主，夹泥岩及砂砾岩薄层，顶部含一薄煤层（5号煤层）及炭质泥岩，下部以粗砂岩为主，底部含砾石。地层平均厚度120.57m。

(2) 4号煤层顶板以上

上部以灰色粗砂岩为主，含煤3层（1～3号），下部以细砂岩、中砂岩为主，不含煤。地层平均厚度164.05m。

c、第四系全新统坡积物（Q4de）

全区均有分布，可见厚度0～9.40m，与下伏之西山窑组下段呈不整合接触。主要由坡积碎石、砂土及基岩残积物组成。

d、第四系全新统冲洪积物（Q4alp）

分布于勘探区东南边缘及5号沟，可见厚度0～4m以上，与下伏之各时代地层均呈不整合接触。主要由冲洪积砾石及砂土组成。

二、矿区内褶区和断层等主要地质构造的性质、构造要素、分布情况及其对煤层产状的影响

1．构造

矿区位于天山纬向褶皱带中段之后峡断陷盆地东部，呈—南倾的单斜构造，地层走向95°左右，地层倾角14°～21°，一般为15°，个别地表点倾角较大，没有断层及岩浆分布，构造简单。

2．烧变岩

主要分布于4号煤层顶板露头线以南，自西面横贯全区，南北向水平宽度100～460m，垂深0～115m，真厚度0～50m，标高为+2602～+2717m，根据岩石烧变程度可细分为烧变岩带及烘烧岩带。

烧变岩带：近4号煤层顶板露头展布，水平宽度100～300m，垂深0～102m，真厚度0～30m，标高为+2614～+2717m，呈鲜红及砖红色，裂隙发育，岩石风化差异明显，岩石破碎，原岩以中粒砂岩为主。

3．烘烤岩带

分布于烧变岩带以南，水平宽度100～200m，垂深0～28m，真厚0～20m，标高为+2602～+2630m。呈淡红及杂色，表层风化剥蚀严重，以中粗粒砂岩为主，可见岩石层理，4号煤层底板的灰白色粉砂岩，在局部露头地段亦有轻微烘烧现象。

此外，在矿区北部一带的山岭上，见有零星散布的玻晶状及流纹状岩块，为原始煤层自燃后残留的熔融状顶板岩层。其分布区亦称之

为熔融岩带。

三、含煤系地层主要煤层数目及其产状特征 1．煤层

矿区位于后峡断陷盆地东部，含煤地层为侏罗系水西沟群西山窑组下段（J2X1），地层总厚310.64m（未到顶）。含煤5层，自上而下编为1、2、3、4、5号煤层，煤层总厚40.81m，煤层有益厚度40m，含煤12.9%，1～4号煤层全区可采，煤层总厚40.43m，有益厚度39.62m，5号煤层不可采。

4号煤层为主要可采煤层，总厚30.72m，有益厚度30.16m，其煤层总厚占全区煤层总厚的75.3%，该煤层结构简单，原始煤层厚度变化甚微，属稳定型煤层。

XX煤矿开采范围内共含煤4层，即2～5号；其中2、3号分布在矿区的西南边缘，特厚的4号煤层占煤矿区煤层总厚的81.8%。各煤层特征见1－2－1表。

煤层特征表

表1－2－1

煤煤层总厚(m) 有益厚度(m) 可采厚度(m) 层 两极值 两极值 两极值 编————— —————— ———— 号 平均值 平均值 点数(个) 0.23～0.52 0.23～0.52 ————— 5 ————— 0.38 0.38 4 ————— 30.72 ————— 30.16 层间距(m) 两极值 ————— 平均值 夹矸 煤层 煤层稳层数 结构 定性 ———— 0～3 简单 稳定 6 89.03～98.01 ————— 93.52 3.69～4.00 3.69～3.90 3.80 ————— ———— 3 ————— 0～1 简单 稳定 5.00～13.00 3.85 3.80 2 —————

24.82～34.16 24.82～33.62 30.16 2.50～6.10 ————— 4.30 0 简单 不稳定 2.21～3.0 2 ————— 2.61 2.21～3.00 2.61 ————— ———— 2.61 2 9.00 0 简单 稳定 38.00 2.75～3.75 2.35～3.75 3.05 ————— ————— ———— 1 3.25 3.05 2 0～3 简单 较稳定 2．煤层死火区

矿区内4号煤层有死火区，具体分布于4号煤层顶板露头线以南；由西向东横贯全区；其南北向水平宽度为0～460m，垂深为0～115m，火区深部标高为+2602～+2641m，一般深部标高为+2625m左右。 由于地层倾角缓，煤层厚度大，覆盖层较薄，因此煤层呈现表层状况，燃煤厚度自露头往深部明显变薄（34.16～0m），一般为10m左右；仅在4号沟北端以西见有煤层全厚燃尽，煤层顶、底板直接接触的现象；但自露头往深部，残留煤层急剧增厚，一般为25m左右。

死火区残留煤层顶部的风化带煤层分布范围与死火区相伴，风化带煤层厚度为2m，全区稳定。

四、煤层顶、底板岩石性质及其与煤层的接触关系

详查勘探区地层平缓，4号煤层露头附近上覆岩层均已风化，裂隙发育，岩石破碎，该处煤层顶板虽极不稳定，但却利于露天开采之剥离工作。其分布范围与综合地形地质图所勾绘的火烧范围一致。

根据岩石物理力学性质试验规程（部颁标准）规定的采样标准及设计要求，在西—1号孔采取4号煤层顶、底板岩样结果评价4号煤层顶、底板岩石工程地质特征。

该孔4号煤层顶板为中砂岩，厚度1.36m，性脆破碎，裂隙发育，其上部岩石为中、厚层状粉砂岩、细砂岩交替出现，裂隙发育。粉砂

岩天然状态单向抗压强度77.7MPa，细砂岩饱和状态单向抗压强度61.6MPa，煤层直接顶板为粉砂岩，厚度1.06m，裂隙发育。岩芯破碎，老底为粗砂岩，厚度3.88m，具有裂隙，饱和状态单向抗压强度48.6MPa，从煤层顶板岩样试验结果分析，抗压强度指标较高，但岩层裂隙发育，岩石破碎，可见4号煤层顶、底板，岩层稳定性均较差。

五、煤层结构、矸石夹层的产状、煤层埋藏深度和出露情况、上复第四纪松散岩层厚度分布和风化带及氧化带的变化情况

4号煤层为主要可采煤层，总厚30.72m，有益厚度30.16m，其煤层总厚占全区煤层总厚的75.3%，该煤层结构简单，无夹矸，原始煤层厚度变化甚微，属稳定型煤层。

北起煤层底板死火区，风化带下限及采空区边缘，南到煤层底板+2450m水平，东、西至矿区边界（即1、4沟）+2680～2450m，煤层最大埋藏垂深为230m。

4号煤层全区出露。

第四系松散岩层分布于全区，可见厚度0～9.4m，与下伏之西山窑组呈不整合接触，主要岩性为坡积碎石、砂土及基岩残积物组成。

4号煤层风化带深度：井田内从地表向下垂深8.5m，在死火区内当上覆基岩厚度大于6.5m时，均从残留煤层顶板向下垂深2m比较适宜。

六、剥离岩石种类和特征

剥离地层主要为侏罗系水西沟群西山窑组下段（J2X1）4号煤层顶板岩石、4号煤层顶板以上岩层及第四系全新统冲洪积物。

4号煤层顶板为中砂岩，厚度1.36m，性脆破碎，裂隙发育，其上部岩石为中、厚层状粉砂岩、细砂岩交替出现，裂隙发育。粉砂岩天然状态单向抗压强度77.7MPa，细砂岩饱和状态单向抗压强度61.6MPa，煤层直接顶板为粉砂岩，厚度1.06m，裂隙发育。

4号煤层顶板以上岩石：上部为灰色粗砂岩为主，含煤3层（1～3号煤层）。

第四系全新统冲洪积物由冲洪积砾石及砂土组成。 六、其它有益矿物的赋存情况及其开采价值

出露于矿区内外的西山窑组砂岩，是较好的建筑材料，矿区建筑物均以此作为墙基，分布于沟谷的砂砾岩及南倾坡地的细砂，亦是建筑用水泥砂浆之良好配料。矿山开采对砂岩无影响，目前无开采价值。

第三节 水文地质特征

一、矿区内河流、地下水露头及地下水系动态观测资料一般情况，对露天开采的影响

该矿区位于天山纬向褶皱带中段之后峡断陷盆地东部，海拔高程为+2570～+2760m，地势北高南低，向东倾斜；北边为单面山，南部为丘陵，冲沟发育，矿区内坡上与岩层倾向一致。

矿区南西约1500m处的未日洛克山，终年积雪，夏秋季冰雪融化。汇成地表水体，向东流去，沿途渗入地表，成为地下水的主要补给来源；而矿区距补给区较远，岩石渗透性较差，该水源对矿区地下水补给较小，对矿山开采无影响。

二、含水层及隔水层特征

矿区内第四系地层主要有全新统的冲洪积砾石层和坡积砾石层，分布仅限于冲沟底部及山坡，岩层厚度不大，具有透水而不含水的特征。

火烧区之烧变岩虽然裂隙发育，但未见含水，主要含水层位于4号煤层顶、底板岩层中，分述如下：

1．4号煤层顶板含水层（H1）

该含水层位于4号煤层与3号煤层之间，由具裂隙的粗砂岩、中砂岩及细砂岩组成，含水层厚度39.27m，据西—1孔抽水试验结果，静止水位标高+2594.60m，当水位降深S=12.10m，涌水量Q=0.4029l/s，单位涌水量q=0.0333l/s·m，渗透系数K=0.0579m/d，是富水极弱的承压含水层。矿化度0.9g/l，硬度35.8（德国），水化学类型HCO3—SO4—Mg—（K+Na），为开采4号煤层的直接充水含水层。

2．4号煤层底板含水层（H2）

位于4号煤层与下伏隔水层（G）之间，岩性由具裂隙的粗砂岩、中砂岩及细砂岩组成，含水层厚度10.41m，与4号煤层间虽有0.23m至5.72m粉砂岩，但其厚度变化大，阻水性能差，不能完全起到隔水作用，是4号煤层开采时的直接充水含水层。由于本含水层与H1含水层的岩性组合等水文地质条件相似，勘探施工时上述两个含水层合并进行混合抽水、取样，其它水文地质特征及水化学特征同H1含水层。

3．隔水层（G）

位于H2含水层之下，由深灰色粉砂岩构成，岩性致密，块状，岩芯较完整，厚度7.05m（东—1孔），简易水文观测之冲洗液消耗量为

0.04～0.12m3/h，可视为相对隔水层。详查区东部边界岩层露头处，该隔水层逐渐变薄，厚度仅2m，致使H2含水层与下部的H3含水层合并。

4．砂砾岩含水层（H3）

位于隔水层（G）与西山窑组底界之间，岩性主要由砂砾岩与粗砂岩构成，沿走向岩性变化较大，自东向西岩层颗粒变细。含水层平均厚度63.40m。静止水位标高+2566.70m（东—1孔）为承压水。是4号煤层开采时的间接充水含水层。

矿区内矿床直接充水含水层H1、H2距补给边界较远，水头压力不高，渗透能力差，涌水量q=0.0333l/s.m，因此，本区水文地质型为裂隙类，水文地质条件为简单。

三、断层裂隙充水条件，裂隙的发育程度和规律，以及对露天开采的影响

矿区位于天山纬向褶皱带中段之后峡断陷盆地东部，呈—南倾的单斜构造，地层走向95°左右，地层倾角14°～21°，一般为15°，个别地表点倾角较大，没有断层及裂隙构造，构造简单，对露天开采无影响。

四、矿区或邻近矿井涌水及老巷积水情况

根据地质报告提供的资料，矿区地下水最高水位标高为+2601.42m（西——3孔），而生产矿井在标高+2593.17m时仍未见地下水，因此+2600m以上开采过程中矿坑无水，依据有关勘探规范，地质报告无须作矿坑涌水量计算。在开采+2600m水平以上煤层时，仍应注意地面防洪工作。

第四节 煤质

一、煤的工业分析

4号煤层为低变质烟煤，煤类为长焰煤——不粘煤，主要煤质指标（原煤）：水分（Mad）2.12%～2.18%，平均2.38%；灰分（Ad）3.52%～5.35%，平均4.46%；挥发分（Vdaf）21.59%～38.43%，平均34.36%；发热量（Qb.d）31.49～32.24MJ/kg，平均31.95MJ/kg，（Qb.daf）33.11～33.63MJ/kg，平均33.41MJ/kg；全硫（St.d）0.26%～0.54%，平均0.43%；磷（Pd）0.001%～0.002%，平均0.001%；粘结指数0.21～6.81，平均4.33。

4号煤层的煤灰中，主要成分的平均含量为二氧化硅（SiO2）24.92%，三氧化铁（Fe2O3）15.73%，三氧化铝（Al2O3）13.29%，氧化钙（CaO）24.22%，氧化镁（MgO）6.18%，灰熔融性（ST）1182～1294°C，为低～高熔灰份。

二、煤的牌号、物理特性及在煤层中的分布规律 4号煤层为为长焰煤——不粘煤。

4号煤层为黑色，条痕深棕色，沥青光泽，壳状及参差状断口，条带状结构，以半亮型为主，光亮型煤次之。

4号煤层均由有机质和无机质构成；有机质占总量的97.39%，无机质占总量的2.61%。

有机质以凝胶化组分为主，含量为59.65%，基本为凝胶基质体，其次为丝炭化组分，含量为27.78%，为结构丝质体和基质丝质体，再次为半凝胶化组分，含量为8.08%，均为半凝胶化基质体，稳定组

分含量较少为1.88%，由树脂体、角质体及孢子组成。

在无机质中，粘土类呈单独片状，而在有机质中呈浸染状或不规则形状，硫化物类多和粘土混杂在一起，碳酸盐类有的沿裂隙充填，有的和煤掺杂在一起，氧化硅类多被胶结在有机质中。

煤的反射率为0.62%，显微煤岩类型以暗煤为主，亮煤类次之，变质程度为（I）变质阶段。

三、煤的用途

4号煤层为低变质烟煤，变质程度相当于（I）变质阶段，煤的类别为长焰煤～不粘煤，煤质属特低灰、特低硫、特低磷、富油～高油、低熔灰分～高熔灰分的煤，其有害元素含量均不超限。可以作为火力发电厂、燃煤锅炉动力用煤，酿造和食品加工业燃料用煤。也可作为炼焦配煤、气化及低温干馏炼油原料，另还可作为化工原料，用于生产活性炭等。

第五节 煤田勘探程度评价

1．勘探类型为I类I型。生产地质报告基本达到勘探规范详查阶段的各项要求，其勘探程度为详查。水文地质类型为裂隙类，水文地质条件为简单型。

2．勘探程度可以满足编制30万t/a小型露天煤矿的可行性研究报告的要求。

3．对今后的工作的建议：

a、后峡断陷盆地含煤面积较为广阔，XX露天采场位居其中。煤层沿走向和倾向即东西方向和南部储量丰富，建议扩大勘探范围。

b、根据露天开采的特点，下一步勘探工作应加强对煤层露头、风化带及火烧区范围的控制。

c、补做水文地质勘探工作和岩石物理力学性质分析工作。 d、详查区西南边缘1号泉水水质较差，不宜直接饮用。区内又无可利用的供水水源。建议对矿区东部3.5km处的阿其布拉克泉水做进一步的水文地质勘探工作，作为XX煤矿的供水水源地。

f、建议根据露天煤矿勘探工作的要求，进行露天煤矿精查勘探工作，以便作为露天煤矿初步设计的依据。

第二章 井田开拓与开采 第一节 井田境界及可采储量

一、井田境界

根据新疆煤田地质公司156队编制的《新疆XX县托艾XX煤矿生产地质（详查）报告》，该报告提供的详查区范围的拐点坐标如下：

拐点 X(m) Y(m) S1 4789833 29541327 S2 4789598 29542698 S3 4788300 29542698 S4 4788300 29541322

井田详查区范围东西走向长1.42km，南北宽度1.38km，井田面积1.96km2。

二、储量

储量计算原则：能利用储量煤层最小可采厚度0.8m，最高可采灰分不大于40%。煤层中夹矸单层厚度不大于0.05m与煤层合并计算，夹矸单层厚度小于所规定的煤层最低可采厚度，煤分层厚度等于或大于夹矸厚度时，上、下煤分层加在一起，作为煤层采用厚度。

井田内含可采煤层1层，即4号煤层，厚度24.82～33.62m，平均厚度30.16m，煤层倾角14°～15°。

根据《新疆XX县托艾XX煤矿生产地质（详查）报告》，经计算井田内地质储量为2566.0万t，其中332（B）级储量1026.0万t，占总储量的40.0%，333（C）级储量1178.0万t，334（D）级储量362.0万t。332+333（B+C）级储量为2204.0万t，占总储量的85.9%。能利用储量为（B+C+D×50%）2385.0万t，扣除井田边界煤柱、三角煤

柱等煤柱及开采损失后，可采储量1649.2万t。矿井地质储量和可采储量见表2—1—1、表2—1—2。

矿井地质储量汇总表

表2—1—1 单位：万t 开采 水平 +2555m水平以上 +2555m～2450水平 合计 煤层 编号 4 4 地质储量 B+C 895.07 1308.93 2204.0 D 362.0 362.0 合计 895.07 1670.93 2566.0 工业储量 895.07 1489.93 2385.0 矿井可采储量汇总表

表2—1—2 单位 万t 开采水平 +2555m水平以上 +2555m～2450水平 小计 煤层编号 工业储量 永久煤柱 开采损失 可采储量 备注 4 4 895.07 1489.93 2385.0 100.64 85.41 186.05 198.62 351.13 549.75 595.81 1053.39 1649.2 采区回采率为75%。

第二节 矿井设计生产能力及服务年限

一、矿井工作制度

矿井年工作日为330d，每天三班作业，其中两班生产，一班准备，日净提升时间14h。

二、矿井设计生产能力

矿井设计生产能力是反映矿井面貌的综合性指标，设计从以下几个方面进行论证：

1．地质勘探程度

矿井地质报告为生产地质报告（详查），该地质报告只能满足编

制30万t/a及以下矿井的可行性研究报告的要求。

2．储量

井田地质构造简单，为单斜构造，煤层属于倾斜特厚煤层，井田内设计能利用地质储量为2385.0万t，可采储量1649.2万t，井田内地质储量较为丰富，煤层赋存较稳定，开采技术条件简单，具备建设30万t/a矿井的资源条件。

3．运输条件

XX煤矿位于XX县西北边缘，向东有13km简易道路与乌鲁木齐至XX沟的公路相接，由此往北与乌鲁木齐市相接，距离约70km；东去与兰新铁路盐湖东站公路相接，运输距离约50km；南去与XX沟煤矿及南疆铁路鱼尔沟车站公路

4、市场需求

XX煤矿的煤炭主要销售对象是在建的XX4×125MW的火电厂，根据自治区“十五”电力发展规划，2004～2007年间，XX县火电厂机组将净增装机容量4×125MW，净增耗煤量120万t/a。

针对XX煤矿煤质特点，在认真分析国内活性炭系列产品及煤炭深加工市场供求关系的基础上，将XX煤矿项目市场定位为：每年为1万t/a生产规模的新疆昌吉炭素厂提供12万t/a优质活性炭生产原料煤，对不满足炭素生产的原煤，经选煤加工后，提供给动力、热力和居民用户。

综上所述，XX煤矿项目市场前景良好，市场定位准确，供需关系平衡，符合国家鼓励发展的产业和新疆优势资源转化的发展战略，更

有利于XX矿区特色资源的保护性开发。设计将XX煤矿开发项目生产规模确定为30万t/a是合理的、经济的。

三、矿井服务年限

根据矿井的可采储量，矿井设计生产能力为30万t/a，储量备用系数取1.3。

矿井服务年限按下式计算：

矿井服务年限＝可采储量/（设计生产能力×储量备用系数） 矿井服务年限＝1649.2/（30×1.3）＝42.3a

其中+2555m水平以上服务年限：T1=595.81/30×1.3=15.7a； +2555m水平以下服务年限：T2=1053.39/30×1.3=26.6a。

第三节 井田开拓

一、影响矿井开拓的因素

井田内地层为一单斜构造，倾角14°～15°，井田开采范围内无较大断裂和褶皱；井田内煤层赋存条件较稳定；井田內无地表水体。

二、开拓方案的确定

根据井田煤层赋存状况及开采技术条件，结合地面地质地形条件，矿井设计生产规模等因素综合考虑，设计提出以下三个开拓方案进行技术经济比较。

方案一：混合提升斜井（机轨合一）开拓方案

在井田东北部沿5号煤层布置混合提升斜井，井口标高为+2659m，投产水平标高为+2555m，最终水平标高为+2450m；井筒投产水平的斜长为420m，最终水平的的斜长为825m，井筒装备DX型钢绳芯胶带输

送机并铺设30kg/m钢轨联合布置的提升、运输方式，混合提升斜井井筒净宽4.1m，倾角15°；混合提升斜井的DX型钢绳芯胶带输送机担负全矿井煤炭运输任务，轨道单钩串车提升，担负全矿井提矸，上下人员，升降材料设备及进风等任务；混合提升斜井兼矿井安全出口，井筒内敷设动力和通讯电缆并设人行台阶及扶手。矿井划分为八个片盘开采，最终水平标高为+2450m；矿井通风方式为并列式。详见K4112—109/163—1、2图。

方案二：混合提升斜井（轨道运输）开拓方案

在井田东北部沿5号煤层布置混合提升斜井，井口标高为+2659m，投产水平为+2555m，最终水平标高为+2450m；井筒投产水平的斜长为420m，最终水平的的斜长为800m，混合提升斜井布置双轨，采用双钩串车提升。井筒铺设30kg/m钢轨，混合提升斜井井筒净宽4.2m，倾角15°，担负全矿井提煤、提矸，升降人员、材料设备及进风等任务；并兼作矿井安全出口，井筒内敷设动力和通讯电缆并设人行台阶及扶手。矿井划分为八个片盘开采，最终水平标高为+2450m；矿井通风方式为分列式。详见插图2—3—1和插图2—3—2。

方案三：主、副斜井开拓方案

在井田东北部沿5号煤层布置主斜井和副斜井，主、副井口标高为+2659m，投产水平标高为+2555m，最终水平标高为+2450m；井筒投产水平的斜长为420m，最终水平的斜长为800m；主斜井井筒装备DX型钢绳芯（阻燃）带式输送机（D=800mm），担负全矿井的煤炭提升任务，并兼作矿井安全出口，主斜井井筒净宽2.8m，倾角15°。副斜

井采用单钩串车提升，井筒铺设30kg/m钢轨，井筒净宽3.0m，倾角15°；担负全矿井提矸，升降人员、材料设备及进风等任务，并兼作矿井安全出口，井筒内敷设动力和通讯电缆并设人行台阶及扶手。矿井划分为八个片盘开采，最终水平标高为+2450m；矿井通风方式为并列式。见插图2—3—3和插图2—3—4。

以上三个开拓方案技术比较如下： 方案一优点：

1．混合提升布置一个井筒，井巷工程量较少，建井工期方案三短；

2．工业场地集中，便于管理； 3．外运公路投资及公路运输费用低； 4．投资最少，运营费用最低； 5．矿井井筒及工业场地煤柱损失少；

6．混合提升斜井带式输送机提升能力大，能适应市场需求变化，具备扩大矿井生产能力的潜力。

方案一缺点：

1．混合提升斜井井筒内机轨合一，井筒内维修及管理复杂； 方案二优点：

1．混合提升布置一个井筒，井巷工程量较少，建井工期较方案三短；

2．工业场地集中，便于管理； 3．外运公路投资及公路运输费用低；

4．投资较方案三少，运营费用较方案三低； 5．矿井井筒及工业场地煤柱损失少。 方案二缺点：

1．混合提升斜井提升能力只能满足矿井生产能力30万t/a的要求，没有扩大产量的条件。

2．建井工期较方案一长、井巷投资较方案一高； 方案三优点：

1、主斜井提升能力大，能适应市场需求变化，具备扩大矿井生产能力的条件；

方案三缺点：

1．矿井分别布置主、副斜井井筒，管理较为复杂； 2．投资高，运营费用高； 3．矿井建井工期长；

根据上述比较结果，方案一在技术上具有建井工期短，井巷工程投资少，管理简单等优点，故设计推荐方案一。

三、井口数目和位置

根据确定的开拓方案，井田内布置有2个井筒，即混合提升斜井及斜风井。

混合提升斜井井口位于井田东北部东勘探线以东420m处，沿5号煤层底板布置。

斜风井井口位于井田东北部东勘探线以西460m处，沿5号煤层底板布置，位于混合提升斜井井口东40m处。

三、水平划分及阶段高度的确定

根据井田内煤层开采技术条件及储量分布特点，设计经过充分论证后确定矿井划分为八个片盘开采，矿井投产时共开拓三个片盘，即标高为+2555m；最终片盘水平为第八片盘，标高为+2450m。除第一片盘水平的斜长70m，垂高为18m外，其余片盘水平的斜长均为80m，垂高为21m。

四、主要大巷布置

矿井主要开采4号煤层，该煤层煤质较硬，设计各片盘水平运输巷均沿4号煤层底板布置。

五、采区划分及开采顺序 全矿井划分八个片盘开采。

第一片盘：回风水平标高为+2615m，运输水平标高为+2597m，垂高为18m，斜长为70m，走向长度为870m，单翼布置；

第二片盘：运输水平标高为+2576m，垂高为21m，斜长为80m，走向长度为920m，单翼布置；

第三片盘：运输水平标高为+2555m，垂高为21m，斜长为80m，走向长度为950m，单翼布置；

第四片盘：运输水平标高为+2534m，垂高为21m，斜长为80m，走向长度为1030m，单翼布置；

第五片盘：运输水平标高为+2513m，垂高为21m，斜长为80m，走向长度为1020m，单翼布置；

第六片盘：运输水平标高为+2492m，垂高为21m，斜长为80m，走向长度为980m，单翼布置；

第七片盘：运输水平标高为+2471m，垂高为21m，斜长为80m，走向长度为940m，单翼布置；

第八片盘：运输水平标高为+2450m，垂高为21m，斜长为80m，走向长度为920m，单翼布置。

矿井开采顺序为先采第一片盘水平，后开采第二～第八片盘；在片盘内开采顺序为先采上分层，在采中分层，再采下分层。

第四节 井筒

一、井筒用途、布置及装备

混合提升斜井：井筒净宽度4.1m，井筒斜长420m，井筒倾角15°，井筒内装备DX型钢绳芯（阻燃）带式输送机并铺设30kg/m钢轨，DX型钢绳芯（阻燃）带式输送机担负全矿井煤炭运输任务，单钩串车提升担负全矿井升降人员、设备、材料及提升矸石等辅助提升任务，兼作进风井及矿井第一安全出口，井筒内设台阶、扶手，敷设动力和通讯电缆、消防洒水管路，断面形状为半圆拱，锚喷支护。

斜风井：井筒净宽度2.4m，井筒斜长420m，倾角15°，斜风井担负全矿井回风任务，并兼作矿井第二安全出口，井筒内设扶手、台阶，断面形状为半圆拱形，锚喷支护。

井筒断面见插图2—4—1、2—4—2。 井筒特征见表2—4—1。 二、大巷运输方式的选择 1．原煤运输

根据已确定的井田开拓方式，矿井投产第一片盘，采煤工作面的

原煤经+2597m水平第一片盘4号煤层上分层运输巷及+2597m水平第一片盘4号煤层运输巷（带式输送机），将煤炭运至混合提升斜井井底煤仓。

2．辅助运输

井下辅助运输量较少，设计经综合考虑，选择适合小型煤矿，适应性强，投资省的蓄电池电机车牵引矿车的运输方式，将设备、材料等运输至井下各个工作地点，电机车型号为XK5—6/90—KBT型。

本矿井主要运输巷和回风巷位于4号煤层内，运输巷和回风巷均为锚喷支护；运输巷净宽度为4100mm，净断面为12.3m2，掘进断面为14.3m2，铺设22㎏/m钢轨，轨道坡度为3‰；回风巷净宽度为3000mm，净断面为7.5m2，掘进断面为8.9m2，铺设22㎏/m钢轨，轨道坡度为3‰。

三、井底煤仓的形式及容积

根据确定的开拓方式，混合提升斜井沿5号煤层布置，4号煤层与5号煤层的水平间距为26m，每个片盘水平设置一个煤仓，煤仓均采用圆形立煤仓，煤仓容积为150m3。

四、片盘车场及硐室布置

设计混合提升斜井装备带式输送机和单轨串车提升，各片盘水平通过甩车场与各片盘水平回风巷、回风石门相连，各水平车场设在咽石中。车场内均设有空、重车线，设有片盘水平煤仓。各车场空、重车线长度为20m。

因矿井开拓方式为片盘斜井开采，无集中运输大巷，故不设集中井底车场。在+2555m水平第三片盘车场中设井下变电所、水泵房、管子道、水仓、消防材料库及防火门硐室等。

第五节 井下开采

一、采煤方法 1．采煤方法的选择

矿井主要开采的4号煤层为缓倾斜特厚煤层，井田开采范围内煤层厚度24.8～33.62m，平均厚度30.16m；煤层倾角15°，无夹矸，煤层赋存稳定。

4号煤层顶板为中砂岩，厚度1.36m，性脆破碎，裂隙发育，其上部岩石为中、厚层状粉砂岩、细砂岩交替出现，裂隙发育。粉砂岩天然状态单向抗压强度77.7MPa，细砂岩饱和状态单向抗压强度61.6MPa，煤层直接顶板为粉砂岩，厚度1.06m，裂隙发育。

根据矿井地质报告，该矿井瓦斯含量低，煤层易自然发火，煤尘具有爆炸危险性。

根据煤层赋存条件和开采技术条件，结合《煤炭工业小型煤矿设计规定》，考虑到煤矿生产技术和管理水平，经多方案综合比较后，设计提出以下两种采煤方法进行技术经济比较。

方案一：走向长壁倾斜分层普通机械化放顶煤采煤法

4号煤层为特厚煤层，平均可采厚度为30.16m，设计共分3个分层开采，分层高度10m。

工作面支护采用XDY——1JK型悬移顶梁液压支架，配备1台MXG150/350D型采煤机割煤，运煤采用与采煤机配套1台SGB—630/220型刮板输送机，支架后部放顶煤配备1台SGB—620/80T型刮板输送机运煤，工作面支架上部铺设金属网。工作面开帮高度为2.2m，

放顶煤高度为7.8m，工作面端头支护选用π型钢梁和配DZ25单体液压支柱，工作面运输顺槽配备1台SGB——620/80T型刮板输送机和3台STD——650/22D型带式输送机，工作面长70m，矿井达产时配备1个70m长采煤工作面和2个掘进工作面。

方案二：走向长壁倾斜分层炮采放顶煤采煤法

工作面支护采用XDY———1TY型悬移顶梁液压支架，采煤采用ZMS——12煤电钻打眼，爆破落煤，工作面支架上部铺设金属网。工作面运输选用1台SGB——620/80T型刮板输送机，工作面运输顺槽配备1台SGB——620/80T型刮板输送机和3台STD——650/22D型带式输送机，工作面端头支护选用π型钢梁和配DZ25单体液压支柱，工作面长70m，开帮高度2.2m，放顶煤高度7.8m。

矿井达产时配备1个70m长采煤工作面和2个掘进工作面。 上述两个方案的优缺点比较如下： 方案一优点：

1．工作面机械化程度高，矿井只需要一个回采工作面即可达到矿井设计生产能力，工作面巷道工程量及投资较方案二少；

2．矿井生产期间工作面推进速度快，对开采易自然发火煤层有利，万吨掘进率较方案二低，回采工效较方案二高；

3．工人移支架劳动强度较方案二低；

4．放顶煤采煤法能有效适应煤层厚度变化，煤层突然变厚地段不需另设分层开采。

缺点：

1．工作面设备投资较方案二高； 2．工作面煤炭块煤率较方案二低；

3．对工人技术水平要求相对较方案二高，必须经过专门的技术培训掌握工作技能后方能上岗作业；

方案二优点：

1．放顶煤采煤法能有效适应煤层厚度变化，煤层突然变厚地段不需另设分层开采。

2．工作面煤炭块煤率较方案一高； 3．工作面设备投资较方案一低； 4．对工人技术水平要求相对较方案一低； 缺点：

1．矿井需两个回采工作面现时生产才能达到矿井设计生产能力，工作面巷道工程量及投资较方案一大；

2．工作面单产低；万吨掘进率较方案一高，回采工效较方案一低；

3．矿井生产期间工作面推进度较方案一慢，对开采易自燃发火煤层不利；

4．工人移支架劳动强度较方案一大。 以上两个方案的经济比较见表2—5—1。

采煤方法经济比较表

表2—5—1 项 目 投 资（万元） 井巷工程 采掘设备 合计 差价

方案一（走向长壁倾斜高档普通机械化分3层放顶煤采煤法） 方案二（走向长壁倾斜分3层炮采放顶煤采煤法） 582.8 318.0 582.8 318.0 －264.8 +264.8 通过以上技术经济比较，在技术上方案一优于方案二，在经济上方案一较方案二投资低264.6万元。

设计考虑采用先进的回采工艺，对提高矿井机械化开采水平和工作面单产，改善工作面安全条件，为降低生产成本，减轻工人劳动强度和万吨掘进率，减少回采工作面个数和便于管理，确保安全生产等因素，经技术和经济比较，方案一在技术上、经济上均优于方案二，故设计推荐方案—：走向长壁倾斜高档普通机械化分层放顶煤采煤法。

二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型

采煤：工作面采用MXG150/350D型采煤机割煤，顶煤通过矿山压力自行落下，若不能自行落下时辅以放松动炮震落。

装煤：采煤机切割的煤炭自行装入SGB—630/220型刮板输送机上，顶煤通过支架后面的金属网，剪网将煤落入SGB—620/80T型刮板输送机上，少部分开帮煤未自行落入刮板输送机的煤炭由人工攉入刮板输送机。

运煤：工作面开帮的煤炭运输选用1台SGB——620/80T型刮板输送机运煤。后部放顶煤的运输选用1台SGB——630/80T型刮板输送机运煤。

三、工作面顶板管理方式，支架选型。 工作面顶板管理方式采用全部垮落式。

工作面支护：选用悬移顶梁液压支架，型号XDY——1JK型二梁四柱支架，其主要技术参数：

工作阻力：1600KN； 支架规格：2060×680mm； 支架重量：780kg； 移架步距：700mm； 支架高度：1400～2200mm。 工作面支架选型计算： 工作面顶板压力估算 P＝6×m×r t/m2

式中 m——工作面采高，2.2m；

r——上覆岩层容重，2.5t/m3。 P＝6×2.2×2.5=33.0t/m2=323.4KN/m2 支架间距为： L′≤P′/(K×L×P) 式中 L′——架间距，m；

L——控顶距，2.76m； P——顶板压力，323.4KN/m2； P′——支架工作阻力，1600KN； K——修正系数,取1.3。

L′=1600/(1.3×2.76×323.4)=1.37m

参考类似生产矿井工作面支护参数，设计架间距取1.0m。

四、采煤工作面的循环数、月进度、年进度及工作面长度 矿井一个回采工作面生产既达到设计生产能力，投产工作面位于第一片盘的4号煤层。

采煤工作面沿煤层走向布置，开帮高度2.2m，每天1个循环，日进度1.4m，1个普通机械化放顶煤采煤法工作面达到产量要求。工作面平均长度70m。工作面开帮回采率按93%计算，正规循环率按85%计算。工作面月进度87.0m，年推进度1044m。

工作面生产能力计算：

A=L×L1×n×η×r（h1×C1+ h2×C2）×330×10-4 式中 L——工作面长度，70m；

L1——循环进度，1.4m； n——日循环数，1； η——正规循环率，0.85； r——煤层容重，1.33t/m3； h1——采高，2.2m； h2——采高，7.8m； C1——开帮回采率93%； C2——放顶煤回采率75%。 则投产采煤工作面生产能力为：

A=70×1.4×0.85×1×1.33×（2.2×0.93+7.8×0.75）×330×10-4=30.0万t/a。

工作面生产能力可以满足矿井设计生能力30万t/a的要求。

五、片盘巷道布置及回采方式

据确定的矿井开拓方式及片盘划分和开采顺序，矿井达到设计生产能力30万t/a时，布置单翼片盘工作面，回采工作面推进方向为自井田边界向混合提升斜井方向推进，后退式回采。初期投产工作面布置在第一片盘4号煤层上分层。

片盘运输及回风巷与混合提升斜井之间通过片盘车场巷道联系。 六、达产时的井巷工程量、掘进率及三个煤量

矿井移交生产达到设计生产能力时井巷工程量总长度为4125.0m，其中煤层巷道长度为3554.0m，岩石巷道长度为571.0m；井巷掘进工程总体积为39721.9m3，其中煤层巷道掘进工程体积为35788.1，岩石巷道掘进工程体积为3933.8m3。

万吨掘进率为137.5m/1324.33m3。 三个煤量及可采期见表2—5—2。

三个煤量及可采期

表2—5—2 序号 1 2 3 项目名称 开拓煤量 准备煤量 回采煤量 储量（万t） 595.81 224.63 74.9 可采期（a） 15.3 5.8 1.9

第六节 安全条件

一、概况

根据地质报告提供资料，该矿井属低瓦斯矿井，但缺少矿井瓦斯

等级鉴定资料，设计暂按低瓦斯矿井考虑。

3—3煤层的煤尘火焰长度大于400mm，岩粉量85%，煤尘具有爆炸危险性。

3—3煤层属易自然发火煤层。 二、通风方式和通风系统

根据矿井开拓布署，矿井通风系统为并列式，通风方式为机械抽出式，混合提升斜井进风，斜风井回风。

1．矿井通风容易时期为+2597m水平第一片盘下分层工作面采至停采线时

通风线路：新鲜风流由混合提升斜井进入—→+2597m水平第一片盘运输车场—→+2597m水平第一片盘4号煤层运输巷—→+2597m水平第一片盘4号煤层下分层运输巷—→下分层回采工作面—→+2615m水平第一片盘4号煤层下分层回风巷—→+2615m水平第一片盘4号煤层回风巷—→+2615m水平第一片盘回风石门—→斜风井—→地面。

2．矿井通风困难时期为+2450m水平第八片盘上分层工作面开采时期

通风困难时期通风线路：新鲜风流由混合提升斜井进入—→+2450m水平第八片盘运输车场—→+2450m水平第八片盘4号煤层运输巷—→+2450m水平第八片盘4号煤层上分层运输巷—→上分层回采工作面—→+2571m水平第八片盘4号煤层上分层回风巷—→+2571m水平第八片盘4号煤层回风巷—→+2571m水平第八片盘回风石门—→斜风井—→地面。

三、矿井风量计算

根据《煤矿安全规程》要求，矿井总进风量按下列方法分别计算并取其中最大值作为矿井总进风量：

1．按井下同时工作的最多人数计算 Q矿进＝4×N×K矿通

式中 N——井下同时工作的最多人数，75人；

K矿通——矿井通风系数，1.25。 Q矿进＝4×75×1.25=375m3/min＝6.25m3/s

2．按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需风量总和计算 Q矿进=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它）×K矿通 (1) 采煤工作面需风量计算 a．按瓦斯涌出量计算

因缺少矿井瓦斯鉴定资料，暂时无法计算。 b．按工作面温度计算

Q采=V采×S采通=1.2×6.0=7.2m3/s

式中 V采——采煤工作面适宜风速，1.2m/s；

S采——采煤工作面平均通风断面积，6.0m2。 c．按采煤面人数计算

Q采=4×N=4×40=160m3/min=2.7m3/s

式中 N——采煤工作面同时工作最多人数，40人。

d．按风速验算

按最低风速：Q采≥15×S采

式中 S采——采煤工作面平均通风断面积，6.0m2。

Q采≥15×6.0=90.8m3/min=1.5m3/s 按最高风速：Q采≤240×S采 Q采≤240×6.0=1440m3/min=24m3/s

根据上述计算取最大值，采煤面需风量为7.2m3/s。 (2) 掘进工作面需风量计算

矿井有2个独立通风的掘进工作面，掘进面的供风量计算如下： a．按瓦斯涌出量计算

因缺少矿井瓦斯鉴定资料，暂无法计算。 b．按局部扇风机的实际风量计算

掘进工作面配备YBT——11型局部扇风机1台，实际供风量为185～310m3/min，取3.5m3/s；

c．按人数计算

Q掘＝4×N＝4×20＝80m3/min＝1.2m3/s 式中 Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/s；

N——掘进工作面同时工作的最多人数，20人。 d．按一次爆破炸药量计算

Q掘=25×A=25×4=100m3/min=1.7m3/s； 式中 Q掘——掘进面实际需要的风量，m3/s；

A——掘进工作面一次爆破的最大炸药量，4kg。 e．按风速进行验算

最低风速：Q掘≥15×S掘＝15×7.5＝112.5m3/min＝1.9m3/s

最高风速：Q掘≤240×S掘＝240×7.5＝1800m3/min＝30m3/s 经过上述计算，掘进面实际需要的风量取3.5m3/s。 （3）独立通风硐室需风量

矿井独立通风硐室有+2555m水平车场及火药发放硐室等硐室。 +2555m水平车场供风量取3.0m3/s。 火药发放硐室供风量取2.0m3/s。 则矿井总进风量：

Q矿进＝（Q采+Q掘+Q硐）×K矿通

＝（7.2+2×3.5+3.0+2.0）×1.25＝24.0m3/s。

根据以上两种方法计算矿井总进风量取最大值，矿井总进风量取24m3/s。

四、矿井风量分配 采煤工作面：9.5m3/s； 掘进工作面：2×4.0m3/s；

+2555m水平车场供风量取4.5m3/s。 火药发放硐室供风量取2.0m3/s。 五、矿井负压、等积孔计算 1、矿井负压按下式计算

h＝9.8×Σ（α×L×P×Q2/S3） Pa 式中 α——井巷通风摩擦阻力系数；

L——井巷长度，m； P——井巷净周长，m；

Q——通过井巷的风量，m3/s； S——井巷通风净断面积，m2。 2．矿井局部通风阻力

矿井局部通风阻力接巷道总阻力的10％计算。 即：hj=0.10（∑h1+∑hj），Pa； 3．通风等积孔按下式计算 A＝1.19×Q/√h m2；

式中 Q——矿井总进风量，m3/s；

h——矿井负压，Pa。

矿井通风容易时期：A=1.19×24/√392.37=1.4m2 矿井通风困难时期：A=1.19×24/√794.12=1.0m2 根据上述计算，该矿井属中等阻力通风矿井。 五、安全及综合防灭火措施 （一） 防止瓦斯爆炸的措施

1．井下设专职瓦斯检查员，定期检测采、掘工作面瓦斯浓度、含量，配备多种检测设备，随时掌握井下瓦斯动态，重点监测小断层破碎带瓦斯聚积情况；

2．井下采用集中监测和各采掘工作面设单点瓦斯指示警报断电仪及采煤机瓦斯断电仪的综合保护措施；

3．确保采煤、掘进工作面有足够的风量，对井下通风设施应定期检查、维修，保证当井下发生灾害矿井反风时各设施处于正常使用状态；

4．所有下井人员配备自救器；

5．井下火工品、爆破设备严格按照《煤矿安全规程》规定的有关要求严格管理；

（二） 综合防灭火措施

1．矿井达产时井下布置一个机采工作面，为保证矿井安全生产，井下设置一套移动式膜分离制氮装置，对采空区实施氮气灭火，并安设火灾束管监测系统，辅以喷洒阻化剂的综合防灭措施，必要时可采用均压通风等措施；

设计小时注氮量为400m3/h，氮气纯度97%，氮气压力≥0.85MPa。 2．及时封闭采空区和废弃巷道，减少采空区漏风；

3．井下设消防材料库并配备足够的沙子、粘土、水泥、砖、原木、灭火器等消防物资。同时加强井下电气设备和高压线网的管理和维护，避免发生短路和绝缘破坏漏电而引起的火灾事故；

4．设计采用轴流式主扇，保证井下发生火灾等灾害时，矿井主扇的反风设施在10min内能改变井下巷道中的风流方向；

5．设计各采掘工作面设置瓦斯指示警报器及采煤机瓦斯断电仪； 6．设计为所有下井人员配备了自救器，下井所有人员必须携带自救器；

7．井下火工用品、爆破设备严格按照《煤矿安全规程》规定的有关部门要求管理。

（三） 防止煤尘爆炸的措施

1．设计设计有消防洒水系统，采煤机配有内外喷雾降尘装置；

2．在以下地点设置喷雾洒水装置； ⑴井下煤炭运输的卸载和转载点； ⑵采区运输巷、回风巷内； ⑶采煤、掘进工作面。

3．对回采煤层进行采前注水，降低回采时煤尘的产生； 4．井下巷道内设隔爆水棚。

（四）防止煤层顶板事故的措施

1．回采工作面配有矿压观测设备，随时观察回采工作面上部顶板周期来压、顶板变化及支架受压变化情况，了解周期来压步距，掌握工作面矿压规律；

2．回采工作面自开切眼推进10～15m时，应进行初次放顶； 3．回采工作面配有深孔钻机，在推进过程中如煤层顶板不能自行冒落时，需进行人工强制放顶。 （五）防止水灾事故的措施

1．在地面主井口附近设有防洪堤，防止洪水自井口涌入井下； 2．矿井巷道掘进过程中必须坚持有疑必探、先探后掘的原则； 3．按设计要求留设水平隔离煤柱及防水煤柱。

4．井下水泵房设3台水泵，保证矿井最大涌水量时，在20h内排出一天的井下涌水；水仓应定期清理，水泵应及时维修。

5．井田采空区上部的塌陷坑及裂隙带周围设有防洪沟，防止雨水及洪水进入井下采空区。

(六) 防止井下运输事故的安全措施

1．在混合提升斜井井筒内设有防跑车装置，以防止跑车伤人事故的发生；

2．在斜井中严格执行“行人不行车”的规定，在每个水平车场口设信号装置。

第六节 建井工期

一、施工准备的内容与进度

矿井达到30万t/a生产能力时井巷工程量4341m，掘进体积40332.7m3，为了顺利进行矿井施工，矿井开工前应在交通、供电、通讯等方面做好准备，并在组织上、物资上、资金上做好准备，做好工程建设所需要的各项协议文件，施工所需机械设备和材料，矿井施工准备期为3个月。

二、矿井设计移交标准

矿井必须严格按设计施工，执行施工验收规范，设备配备必须符合设计功能要求，一期工程必须达到优良品，其他工程必须达到合格品，并完成设计工程量，达到安全生产的要求。

三、井巷施工进度指标 混合提升斜井：80m/月； 煤层斜巷：120m/月； 煤层平巷：150m/月； 岩石平巷：100m/月； 硐室：400m3/月；

四、连锁工程及施工队伍的安排

矿井连锁工程：混合提升斜井—→+2615m水平第一片盘回风巷—→斜风井。

矿井安排两个施工队伍。

第一施工队伍为混合提升斜井—→+2615m、+2597m、2555水平与车场连接处—→+2615m、+2597m、2555水平片盘车场—→车场与运输巷交岔点—→+2597m水平第一片盘4号煤层运输巷—→工作面开切眼—→消防材料库—→防火门硐室—→水泵房、变电所及通道。

第二施工队伍为斜风井—→+2615m、+2597m、2555水平回风石门—→+2615m水平第一片盘4号煤层回风巷—→煤仓及装载硐室—→水仓—→水仓及交岔点—→等候室及通道—→火药发放硐室及回风道。施工排队有问题。

五、三类工程施工顺序和施工组织的原则

矿井建设是一项由井巷、土建和机电设备安装结合在一起的综合工程。“三类”工程中，井巷工程施工期最长，是矿井建设的关键性工程，应尽可能采用多头掘进施工。“三类”工程安排上应以井上、下主要生产系统为主，平行交叉作业，可供施工利用的工程应尽快开工；设备、工具应提前订货，为施工顺利进行创造条件。为了保证施工质量，要加强质量管理。

六、建井工期的预计

根据井巷工程进度计划，矿井建井工期为21个月，其中包括准备期为3个月、试生产期1个月。

第二节 产量递增计划

本矿井移交投产即达到设计生产能力30万t/a。

第十一章 矿区工程建设顺序

第一节 概述

一、开工前建设准备情况及预计的开工日期

该矿山达到30万t/a生产能力时岩剥离工程量为9540.65m3，矿区开采范围内有一个斜井生产，生产能力为5万t/a，本设计是利用原有地面设施的基础上进行改造，在交通、供电、通讯等方面已经有了较好的基础；在矿井开工之前，应在组织上、物资上、资金上做好准备，做好工程建设所需要的各项协议文件，施工所需机械设备和材料，利用原有材料库房，因此矿井施工准备期为2个月。

矿山开工日期为2004年3月1日。 二、施工单位及施工能力

该矿山施工单位为自治的施工队伍施工。

该施工队伍施工有一定的施工设施及施工经验，有能力完成该矿山的所有工程量，保证矿山按期投产。

第二节 施工准备

一、“三通一平”工程进度

矿山必须严格按设计施工，执行施工验收规范，设备配备必须符合设计功能要求，一期工程必须达到优良品，其他工程必须达到合格品，并完成设计工程量，达到安全生产的要求。

矿山建设是一项由岩石剥离工程、土建工程和机电设备安装结合在一起的综合工程。因此“三通一平”工程中，岩石剥离工程施工期最长，是矿山建设的关键性工程，应尽可能采用多头施工。“三通一平”工程安排上应以主要生产系统为主，平行交叉

作业，可供施工利用的永久工程尽早开工。

二、设备、材料供应计划

矿山部门在施工过程中设备、材料应提前订货，为施工顺利进行创造条件。为了保证施工质量，要加强质量管理。

第三节 施工准备

一、投资、材料设备和劳动力平衡表

矿山主要建设项目顺序及规划表

表11—1—1

规模 开工 项目名称 （万时间 t/a） XX煤矿 30 2004 2005 建成 时间 2005年～2030年 30 工程规划

矿山交通设施建设顺序及规划表

表11—1—2 序 项目名称 号 1 2 3 4 场外公路 场内道路 时间 2004 开工 建成 时间 工程规划 2005年～2030年 2005 30 矿山供电、通讯、供水、防洪工程建设顺序及规划

表11—1—3 序 项目名称 号 一 供电、通讯 扩建2台发电机1 组 2 3 二 1 三 1 2 微波通讯 输电线路 供水 供水线路 防洪排涝 防洪沟 长度 2004 能力或开工 时间 建成 时间 工程规划 2005年 30 2005

矿山居住区建设顺序

表11—1—4 序 项目名称 号 1 2 3 4 办公楼 招待所 职工宿舍 环保实验室 积 2004 建筑面开工 时间 建成 时间 工程规划 2005年 30 2005

三、建井工期的预计

矿山建井工期为15个月，其中包括准备期为两个月、设备运行时间为0.6个月。

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