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某煤矿整合建设工程施工组织设计方案

XXX（以下简称XXX煤矿）位于XXXXXXXXXX300°方向，直距6.5km，属X县XXX镇XXX村XXX社管辖，其中心点地理坐标为：东经：104°39′54″，北纬：28°28′36″。

XXX煤矿为2007年XXXX人民政府办公厅以《XXXX人民政府办公厅关于XXXX市煤炭资源整合方案的复函》（川办函[20XXX]XXX号）批准的整合矿井，整合的主体矿井是原XXXXXXXXXXXX煤矿，被整合矿井是X县XXX镇XXX煤矿和XXX县XXX镇XXX村XXX煤矿，整合后的矿山名称为XXXX煤矿，批准整合扩建能力为9万t/a。

XXX省煤炭资源整合办公室《关于XXX市煤炭矿业权设置调整方案的复函》（X煤整合函[2008]X号）对拟设矿区范围进行了调整天然气支线管道建设项目站场控制设备自控：温度变送器技术规格书，由拟设的0.3873km2调整为0.4175 km2，开采标高为+650～+350m。开采B2、B3、B4、C5煤层。设置矿区范围由7个拐点圈定。

2008年12月XXX煤矿委托四川华源矿业勘查开发有限责任公司作了储量核实报告，估算资源储量2393kt，在XXX省矿产资源储量评审中心以川评审[2009]644号《XXX省X县XXXXXX井田XXX煤矿资源储量核实报告》取得评审意见书，并在XXX省国土资源厅以川国土资储备字 [2010]053号评审备案，矿井据此估算储量进行整合扩建。

在拟扩矿区范围内，截止到2007年12月底，拟扩矿区范围内保有煤炭资源/储量2393kt，其中：控制的经济基础储量（122b）1130kt，推断的内蕴经济资源量（333）1263kt。

2010年7月，XXX煤矿委托XXXXXX鑫安全工程技术咨询有限公司编制了我矿的矿产资源开发利用方案，取得了专家评审意见书并在国土资源厅矿管处备案，案号为川国土资矿开备[2010] 085号。

2009年12月和2010年5月煤炭科学研究总院沈阳研究院对该区煤层（C5、B3+4、B2煤层）进行了煤与瓦斯突出危险性鉴定，并提交了《XXX省X县XXX煤矿C5、B3+4、B2煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，其鉴定结论为我矿B3+4煤层+300m标高以上不具有煤与瓦斯突出危险性，C5煤层+318m标高以上不具有煤与瓦斯突出危险性，B2煤层+350m标高以上不具有煤与瓦斯突出危险性。

第一节 矿井地理位置及交通情况

XXX煤矿位于XXX省X县XXX镇300°方向，直距6.5km，属X县XXX镇XXX村一社管辖，其中心点地理坐标为：东经：104°39′54″，北纬：28°28′36″。

矿区有约0.50km的矿山简易公路连接高（县）～珙（县）公路，距X县巡场火车站6.0km，距高县14km，矿山交通条件较好，矿山运输采用汽车外运(见图1.1)。

我矿区地处四川盆地与云贵高原的接壤地带，属川东隆起沉降盆地山地，为岩溶化峡谷中山区，地形切割大，沟谷纵横，地形地貌较复杂。矿区内总体地势南高北低，最高点位于矿区南东部曲口山附近，标高+807.2m，最低点位于矿区主井口下方的冲沟，标高+441m，相对高差366.2m，总体地势较陡，坡度为35～55°。

植被较发育，陡坡地带主要为松木、杉木、毛竹及灌木林；缓坡地带为坡耕地，种植蔬菜、玉米、小麦等农作物。

矿区内无常年性地表水体存在，冲沟为季节性冲沟。洪水期有少量山水汇聚，向北流向区外汇入巡场河。区内地下水类型主要为基岩裂隙水及松散岩类孔隙水。松散岩类孔隙水赋存于零星分布的第四系残坡积层中，水量小，对矿坑充水无影响。地面坡度多在15～35°，一般地表水和降雨在极少渗透的情况下即从地表流出矿区。基岩裂隙水为矿区的主要地下水类型，矿坑的直接充水水源，主要为大气降水渗入补给，雨季时，补给量大，则含水量大；但在旱季，含水层中水沿裂隙顺坡流出矿区，在无补给源的情况下，含水量会很小。因此，我矿为裂隙型充水矿床，水文地质条件简单。

矿区内出露地层为二叠系上统宣威组和三叠系下统飞仙关组及第四系。由老至新有分述如下：

即勘探报告中的龙潭组，厚度130.98～162.91m，平均140m，系泻湖相及湖泊相沉积。为一套灰～深灰色泥岩、砂质泥岩夹细砂岩、粉砂岩，含煤4～10层，其中B3、B4、C5为可采煤层、B2煤层仅零星可采。全组可分为三段。

第一段（P2X1）：平均厚68m。主要为浅灰色、深灰色泥岩、粉砂质泥岩为主，夹中厚层状泥质细砂岩和细砂岩；中上部夹不稳定的煤线及炭质泥岩；底部含铁质泥岩。本段泥岩含较多的植物化石碎片。

第二段（P2X2）：厚度32～54m，平均40m。系泻湖海湾相沉积。为矿区主要含煤段。下部主要由灰色的泥岩组成，含球粒状菱铁矿团块及致密状菱铁矿透镜体；中部时夹灰绿色细砂岩及1～3层煤线，底部为一层暗绿灰色厚层状细～中粒砂岩；上部主要由砂岩、泥岩、煤层组成，煤层编号依次为B1、B2、B3、B4，其中B3、B4为可采煤层。

第三段（P2X3）：平均厚32m。系滨海及湖泊相沉积。灰色、深灰色泥岩、砂质泥岩。下部及中上部灰色厚层状细粒砂岩或粉砂岩；中部夹有二层较稳定的煤线（C1、C2）及二层生物碎屑泥灰岩及泥质灰岩（C5标志层）含较多的动物化石；顶部含较稳定的C5可采煤层。

2、三叠系下统飞仙关组（T1f）

滨海相为主的陆源碎屑沉积，为一套紫红色、暗紫色、灰绿色细砂岩、粉砂岩与砂质泥岩互层，其间发育波状、透镜状、脉状层理构造。全组可分五个岩性段，分段标志是以灰绿色砂质泥岩为宏观特征。全组平均厚554m。

第一段（T1f1）：厚61～98m，平均79m。上、中部以灰绿、绿灰色中～厚层状砂泥岩及粉砂岩为主，泥岩次之。最上部夹1～3层透镜状薄层泥质灰岩，尤以顶部假鲕状泥岩，层厚约0.50m，层位稳定，是与T1f2的分层标志；下部以绿灰色砂质泥岩及泥岩为主，以夹灰岩透镜体、细晶黄铁矿、树枝状方解石脉为其特征；底部为一层泥质灰岩（K9标志层），厚0.60～1.10m，与下伏宣威组呈假整合接触。

第二段（T1f2）：厚41～98m，平均58m。上部以紫红色薄层至中厚层状粉砂岩为主，细砂岩及砂质泥岩次之，在细砂岩和粉砂岩中多含灰白色灰质小点及团块，波状、楔状、舟状层理发育；下部以暗紫色、灰绿色薄层砂质泥岩为主，夹泥质灰岩及生物碎屑灰岩的透镜体。

第三段（T1f3）：厚131～173m，平均150m。以灰紫、紫灰色中厚层状粉砂岩及砂质泥岩为主，次为细砂岩、泥岩。灰紫色粉砂岩与灰绿色砂质泥岩相间的条带状构造为本层特征，可与第二段岩性区别。上部暗紫色粉砂岩为主，泥岩次之；在顶部为灰绿色粉砂岩或泥岩，厚5～10m，为稳定标志层，与T1f4分界；下部灰紫色薄～中层状粉砂岩为主，砂质泥岩次之，夹薄层泥及生物碎屑灰岩透镜体；底部多为灰紫色薄～中灰质细砂岩，局部相变为绿灰色粉砂岩或砂质泥岩，与T1f2分界。

第四段（T1f4）：厚67～99m，平均72m。灰紫、暗紫色薄～中层粉砂岩、砂质泥岩为主，水平状、缓波状层理发育。上部粉砂砂岩中多夹泥岩薄层，常见小溶蚀孔；顶部以灰绿色、暗紫色泥岩夹粉砂岩，水平状、缓波状层理发育。顶部以灰绿色、暗紫色薄～中层粉砂岩与T1f5分界。

第五段（T1f5）：厚136～158m，平均144m。上部灰紫色薄层砂质泥岩与粉砂岩互层；顶部夹薄层泥灰岩3～5层；中部以紫灰色～暗紫色薄层粉砂岩为主，砂质泥岩次之，在薄层粉砂岩中因颜色变异，显条带构造；下部以紫色、紫红色粉砂岩为主；底部夹一层灰紫色厚层状泥质细砂岩，含石英、长石、云母等，分选性较差，具楔形交错层理及大型单斜层理，最底部具冲刷面与T1f4分界，

主要为砂、砾、泥沙、亚砂土。一般厚1～5m。

（二）地质构造

矿区位于珙长背斜西端北缘的系列次级褶皱腾龙、坳田背斜轴部，矿区主要为坳田背斜向东倾伏段。在背斜轴部附近地层倾角较缓，翼部变陡；在背斜轴部附近走向断层发育。矿区内横断层及斜交断层发育，在一定程度上破坏了褶曲的完整性。

腾龙背斜：在井田内北翼倾角一般为60～80°，南翼为15～30°，轴向为40～50°，背斜向西倾伏，倾伏角为10°（在3线附近有一小鞍部）背斜在井田内长约800m，向西出井田后渐倾没于南广河，全长大于10000m。在矿区内北翼倾角为45～59°，南翼为20～30°。

坳田背斜：在井田内北翼倾角一般在60°以上，13线向东渐减小到40°；南翼倾角15～40°，轴向在10线以西为55°，10线～11线一段被断层破坏，2线以东至井田边界由78°渐转为106°，轴倾伏角在2线～12线间为25°，12线以东至井田边界为6～8°。背斜在井田内长约7200m，东出井田倾没于金沙湾，全长9200m。在矿区内背斜北翼倾角为40～57°，南翼为20～40°，轴倾伏角为25°。

F47横向逆断层：位于矿区西部1线附近，长约1300m，切割错开了P2X～T2j地层，具拖拉现象及小的断层崖，两盘产状突变并使两盘地层厚度加大，有宽0.5～3.0m的破碎带和角砾岩，断层使深部煤层错开距离达67m，断层倾向60°，倾角66°，最大地层断距达82m。在断层下盘发育有与大断层平行的派生小断层，本断层与F8均位于主构造线转向的突出部位，与背斜轴线大致成70°夹角。断层南端与F7断层相交，北端消失在嘉陵江地层中，断层在地表的迹象明显。

F7逆断层：位于矿区西部，在坳田背斜北翼近轴部，切割地层P2X、T1f，长度为1600m，倾向148～170°，倾角60°～79°，垂直断距30m，地层断距25m。

F14逆断层：位于矿区南部，切割地层P2X～T1f1～3，全长500m，倾向148°，倾角61°，垂直断距60m，地层断距30m。

F24逆断层：位于矿区南部，切割地层P2X～T1f1～3，全长550m，倾向178～180°，倾角72°，地层断距32m，切割煤面高度为300～600m。

F15走向逆断层：重复煤面长1800m、宽30～80m，倾向143～172°，倾角47～50°，地层断距20～68m。

F16走向逆断层：重复煤面长1370m、宽30～50m，倾向170°，倾角31～51°，地层断距35～48m。

综上，矿区为背斜构造，地层倾角较陡，断裂构造较发育，因此矿区构造复杂程度为中等。

（一）煤层特征及顶底板

矿区含煤地层为二叠系上统宣威组第二段、第三段。我矿区可采煤层C5、B4、B3、B2现分述如下：

赋存于宣威组第三段（P2X3）顶部，下距B4煤层间距27.27～42.52m。本次在新划定的矿权范围内，煤层总厚度0.44～1.74m，平均1.01m；纯煤厚0.44～1.62m，平均0.99m；采用厚度0.44～1.62m，平均0.99m。煤层结构较简单，含1～2层夹矸，为较稳定煤层。直接顶板多为浅灰色微～细晶泥质石灰岩（C5煤层的标志层），厚度0.60～1.10m；局部见一层粘土岩和泥岩伪顶，厚0.02～0.16m；老顶为泥岩，含砂质及灰质，局部夹薄层灰岩，质坚性脆。底板为灰色泥岩，其下为粉砂岩或细粒岩屑砂岩。

赋存于宣威组第二段（P2X2）顶部，下距B3煤层3～5m，上距C5煤层27.27～42.52m。矿区内B4煤层厚度变化较大，煤层总厚度1.20～2.71m，平均2.39m；纯煤厚1.20～2.71m，平均2.39m；采用厚度1.20～2.71m，平均2.39m。结构简单，大部为单一煤层，局部含1层夹矸，为较稳定煤层。直接顶板为深灰、灰黑色炭质泥岩、泥岩或砂质泥岩、含黄铁矿及动物化石碎片或个体，老顶为深灰色细粒岩屑砂岩，夹粉砂岩条带，灰质胶结，质坚性脆，地表风化后垂直节理发育，成方块状，醒目易认，这是寻找B4煤层的标志；底板为0.15～0.40m灰色高岭石质泥岩或泥岩，之下为深灰色粉砂质泥岩、粉砂岩或黑灰色泥岩，含灰色肾状菱铁矿结核。

赋存于宣威组第二段（P2X2）上部，上距B4煤层间距3～5m，下距B2煤层0.22～12.49m。矿区内B3煤层厚度变化较大，煤层总厚度0.51～6.97m，平均2.14m；纯煤厚0.51～6.84m，平均2.00m；采用厚度0.51～6.84m，平均2.00m。结构较简单，含0～3层（一般1～2层）夹矸，单层夹矸厚0.08～0.44m，岩性为泥岩、炭质泥岩，为较稳定煤层。直接顶板为深灰、灰黑色炭质泥岩、泥岩或砂质泥岩、含动物化石碎屑或个体，含黄铁矿较多，老顶为深灰色细粒岩屑砂岩，夹粉砂岩条带，灰质胶结，质坚性脆；底板为0.50～1.30m灰色高岭石质泥岩或泥岩，之下为深灰色粉砂质泥岩、粉砂岩或黑灰色泥岩，含灰色肾状菱铁矿结核。

该煤层位于宣威组第二段(B煤组)中上部，上距B3煤层一般5.0m，距B4煤层一般8.0m。由于煤质较差，矿山目前尚未采，煤层倾角为40°～59°，煤层总厚度1.10～1.82m，平均1.36m；纯煤厚1.10～1.82m，平均1.36m；采用厚度1.10～1.82m，平均1.36m。煤层结构简单，一般无夹矸。其顶板为灰色薄层状泥岩，底板为灰白色粘土岩，具滑裂，具可塑性。

（三）煤类、煤质与煤的用途

根据四川华源矿业勘查开发有限责任公司2009年2月提交的储量报告。

B2煤层：颜色为黑及灰黑色，条痕为棕色。具丝绢光泽，似平坦状断口，上部为线理状半暗～暗煤组成，下部为细条带状半暗～半亮煤组成。块煤和碎煤相当。煤中矿物质含量较高，矿物以粘土、石英为主，颗粒细小且均匀分散。

B3煤层：颜色为黑及灰黑色，条痕为黑色。具弱金属光泽，似平坦状断口，致密坚硬。煤层主要为半暗煤，次为亮煤、丝灰，具线理状、均匀状结构，镜煤条带较细。煤中矿物质含量较高，矿物以粘土、石英为主，颗粒细小且均匀分散。

B4煤层：颜色为黑及灰黑色，条痕为黑色。具金刚光泽、弱金属光泽，参差状断口。煤的外生裂隙较发育，松软易碎，多呈末煤产出。煤层顶底部分线理状、均匀状全暗煤；中部为鳞片大状、条带状～粗条带状半亮煤；底部为线理状、细条带状半暗～全暗煤。煤岩组分以亮煤、半丝炭暗亮煤为主，局部出现丝炭化亮暗煤。煤中矿物质含量较高，主要有黄铁矿、粘土、石英，偶见菱铁矿、白铁矿。

C5煤层：为黑及灰黑色，条痕为黑色，略带褐黑色。具金刚光泽、金属光泽及暗淡光泽，参差状断口。煤的外生裂隙发育，质地松软易碎，呈鳞片状末煤产出。煤层以鳞片状半亮煤为主，顶部为线理状、细条带状半亮～半暗煤，底部为线理状、均匀状全暗煤。时见结核状、细条带状黄铁矿分布，致密坚硬，组成煤的大粒级部分。煤岩组分以半丝炭暗亮煤为主，局部出现半丝炭亮暗煤和丝炭亮煤。

据最终储量报告资料，原煤：水分1.19％，灰分25.86％，全硫3.64％，挥发分11.29％，固定碳65.76％,发热量24.66MJ/Kg；浮煤: 水分1.41％，灰分11.75％，全硫1.18％，挥发分7.95％，固定碳79.05％。

B2煤层属高灰、高硫、低热值无烟煤，煤质中等，工业牌号为A，编号为无烟煤三号，即WY03号。

本次储量核实在原XXX煤矿和龙圹煤矿各取煤层煤样1件,其检验结果综合为：原煤水分（Mad）0.72～0.88%；灰分（Ad）28.02～34.7*%，属高灰煤；挥发分（Vd）11.13～11.**%，属低挥发分煤；固定碳（FCd）53.5*～*0.*5%；发热量（Qgr,v.d）22.0*～2*.**MJ/Kg，属低热值煤；全硫（St,d）1.5*～3.*0%，属高硫煤。

原报告B3+*煤层浮煤煤样平均化验指标：水分（Mad）1.15%；灰分（Ad）12.5*%，挥发分（Vd）*.*0%，固定碳（FCd）7*.5*%；发热量（Qgr,v.d）30.5*MJ/Kg，全硫（St,d）1.*5%。

本次储量核实在原XXX煤矿和龙圹煤矿各取煤层煤样1件,其检验结果综合为：原煤水分（Mad）0.**～0.**%；灰分（Ad）27.1*～3*.3*%，属中～高灰煤；挥发分（Vd）*.**～11.1*%，属低挥发分煤；固定碳（FCd）53.7*～*1.**%；发热量（Qgr,v.d）21.01～25.1*MJ/Kg，属中热值煤；全硫（St,d）2.*2～5.27%，属高硫煤。

据最终储量报告原煤水分（Md）0.5*～1.*1%，平均0.**%；灰分（Ad）2*.51～*0.3*%，平均31.**%，属中～高灰煤，灰成分主要以铝硅酸盐为主，但较B3、B*煤层含量低，Fe2O3也相对降低，而CaO、MgO含量则相对增高；挥发分（Vd）1*.01～1*.0*%，平均1*.*2%，属低挥发分煤；发热量（Qgr.vd）23.51～25.15MJ/kg，2*.3*MJ/kg，属中热值煤；固定碳（FCd）**.2*～*5.*0%，平均*3.*1%；全硫（St,d）1.**～2.33%，平均1.*0%，属中高硫煤。洗选后浮煤灰分（Ad）11.*3～1*.25%，平均1*.*1%，属低灰煤；挥发分（Vdaf）*.73～1*.77%，平均*.1*%，属低挥发分煤，坩埚粘结性为粘着至不熔融粘结；全硫降低至1.01～1.23%，平均1.12%，属中硫煤。

本次储量核实在原XXX煤矿和龙圹煤矿各取煤层煤样1件,其检验结果综合为：原煤水分（Mad）0.*1～0.**%；灰分（Ad）30.*2～**.31%，属高灰煤；挥发分（Vd）10.22～11.15%，属低挥发分煤；固定碳（FCd）3*.5*～5*.**%；发热量（Qgr,v.d）15.*5～23.0*MJ/Kg，属中～低热值煤；全硫（St,d）0.7*～0.*5%，属低～中硫煤。

XXX煤矿生产的各煤层为高灰、中～高硫、低～中高热值煤，煤类属三号无烟煤。煤炭生产过程中，主要在三个环节上手工选矸，即：回采工作面出煤时，运输巷装车时，原煤出井后经过筛分，筛上物进行手工选矸。经筛分手选后，块煤和筛混煤在储煤*分别经洗选降硫除灰处理后，可作生活用煤、发电用煤等。其产品主要销往XXX市各电厂。

三、瓦斯、煤尘爆炸性、煤炭自燃倾向性和地温

根据XXX市经济委员会“关于全市煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复”（XXXXXXX[200*]XXXXXX号），XXX煤矿瓦斯绝对涌出量0.507 m3／min，二氧化碳绝对涌出量0.*33m3／min，属低瓦斯矿井（本年度未生产）。

上年度（200*年）XXX煤矿瓦斯绝对涌出量0.5* m3／min，相对涌出量7.2*m3／t；二氧化碳绝对涌出量0.5m3／min，二氧化碳相对涌出量*.2*m3／t，属低瓦斯矿井。矿井历年均鉴定为低瓦斯矿井。矿井未发生过煤与瓦斯突出的动力现象。

200*年12月和2010年5月煤炭科学研究总院沈阳研究院对该区突出煤层（C5、B3+*、B2煤层）进行了煤与瓦斯突出危险性鉴定，并提交了《XXX省X县XXX煤矿C5、B3+*、B2煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，其鉴定结论为我矿B3+*煤层+300m标高以上不具有煤与瓦斯突出危险性，C5煤层+31*m标高以上不具有煤与瓦斯突出危险性，B2煤层+350m标高以上不具有煤与瓦斯突出危险性。

根据XXX省煤炭产品质量监督检验站的取样测试结果报告，XXX煤矿开采的C5、B3、B*、B2煤层，煤尘均无爆炸危险性。

根据XXX省煤炭产品质量监督检验站的取样测试结果报告，XXX煤矿开采的B3、B*煤层自燃倾向等级为Ⅱ级，属自燃煤层。B2、C5煤层的自燃倾向等级为Ⅲ级，不易自燃。

根据矿区各矿开采情况来看，本井田地温在20℃以下，为地温正常区。

矿区内无常年性地表水体存在，冲沟为季节性冲沟。洪水期有少量山水汇聚，向北流出区外汇入巡*河。区内地下水类型主要为基岩裂隙水及松散岩类孔隙水。松散岩类孔隙水赋存于零星分布的第四系残坡积层中，水量小，对矿坑充水无影响。地面坡度多在15～35°，一般地表水和降雨在极少渗透的情况下即从地表流出矿区。基岩裂隙水为矿区的主要地下水类型，矿坑的直接充水水源，主要为大气降水渗入补给，雨季时，补给量大，则含水量大；但在旱季，含水层中水沿裂隙顺坡流出矿区，在无补给源的情况下，含水量会很小。因此，我矿为裂隙型充水矿床，水文地质条件简单。

（一）第四系孔隙含水层

主要分布在山麓地带，为残积、坡积、洪积物；结构松散，厚度一般3.0m～10.0m，为孔隙潜水，受大气降水影响，雨季含水量多，旱季含水量极少，对矿坑充水主要由裂隙渗入，对矿井生产影响不大

（二）三叠系下统飞仙关组裂隙含水层

该含水层对矿区有影响的层段为飞仙关组1段和2段（T1f1－2）。一般厚度为137m左右，岩性为灰绿色薄—中厚层状砂岩、粉砂岩、泥岩。裂隙率一般为0.2～0.*%，最大为1.7%，以薄层砂泥岩较为发育，并均随埋藏深度的增加而减少。富水性弱～极弱，埋深越大，富水性越弱，由风化裂隙含水带渗透补给。该含水层主要由下列四个含水段组成：

第一含水段：为C5煤层之顶板灰岩（K*）和脆性泥岩裂隙含水。其分布较稳定。厚度变化在1.*～12.*m之间，平均*.7m。

第二含水段：居T1f1中下部，主要为泥岩及砂质泥岩，粉砂岩次之。其厚为0～22.*m，平均*.1m。本段距下伏含水段1*.*～20.0m，与第三含水段之间隔水层厚5.*～2*.*m，平均13.*m。本段尖灭时，第一与第三含水段隔水层厚1*.*～**.3m，平均3*.*m。

第三、四含水段：由细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩及薄层灰岩组成。前者位于T1f1与T1f2分界附近，厚10.2～2*.0m，平均1*.2m，后者居T1f2之中，厚*.*～35.*m，平均23.3m。两段间相距7.5～2*.2m，平均1*.0m。其厚度均较稳定，遍布全区。第三、四含水段为本含水层之主要含水段，矿区内所有钻孔见三、四含水段时，水位均发生显著变化，冲洗液消耗量成倍增大或全部漏失并见有较大的涌水现象。富水性较（一、二段）强。

（三）二叠系上统宣威组裂隙含水层

是B煤组的直接充水含水层，主要分布在矿区的浅部，厚度130.**～1*2.*1m，平均1*0m左右。岩性为粉砂岩、砂岩和泥岩，砂岩中发育一定量的裂隙，并含有少量裂隙水。主要含水部位为灰岩及其顶部砂岩及砂质泥岩，厚*.*～21.0m，平均12.5m，分布较稳定。其间粘土岩及泥岩隔水层厚5.5～3*.1m，平均20.*m。因老窑采空疏干影响，该组中未见常年性泉水出露。浅部坑道流量为0.0121L/s。

（四）断层含水性及导水性

矿山内主要断层为F7、F1*、F2*、F15、F1*多为逆断层，由于挤压作用，致使断层破碎带宽度不大，且致密，导水性差，含水可能性不大。断层的含水和导水性是随着地质条件的改变而发生变化，断层带不宽，胶结紧密的情况下，自然不含水，也不导水，但当煤层开采后，由于工程地质条件的改变，水压的增大，会导致部分不含水断层含水和导水。因此，矿山今后生产中，应引起注意。

在矿区的浅部，分布较多老窑采空区，它们在大气降水的补给下，集聚了一定量的地下水。当矿井生产涉及到水源时，它会对矿坑产生冲溃作用。因此，矿井在浅部开采煤层时，应要查清老窑采空范围，并预先做好探、放水工作，以免发生意外，给矿井带来损失。

（六）矿井水文地质类型

综上所述，矿区逆断层均为密闭型，导水可能性不大。直接充水含水层为煤层顶板泥岩、砂质泥岩中间夹的细～中粒砂岩裂隙含水层，含水量少，大气降水是地下水的主要补给来源。浅部老窑及采空区积水，雨季水量稍大，旱季小。因此，矿区的水文地质类型应属中等。

采用比拟法计算矿坑涌水量，预测开采到+350m标高时矿井涌水量

Q最大=1*.7m3/h，Q正常=12.5m3/h。

矿区内未发现有其它有益的共（伴）生矿产。

XXX煤矿开办于1***年，1***年投产，现持有二年期采矿许可证，证号为：XXXXXXXXXX，有效期至XXXX年XXX月X日，矿山登记生产规模为X万吨／年。批准开采XXXXXXXXX煤层，开采深度标高为+*50～+350m，矿区面积0.*175km2，由7个拐点圈定。矿井采用走向长壁采煤法、炮采落煤工艺，全部垮落法管理采空区，巷道多采用发碹支护，净断面大于*.0m2。

二、井口、工业*地选址

影响井口位置的主要因素有：外部条件、地面地形条件、水文地质条件、井田构造、煤层埋深、煤层赋存情况。

XXX煤矿为整合主体矿井，矿井现在生产正常，其修建在主平硐井口附近的工业*地面积较大，地形相对比较开阔，办公区、生活区建筑物配置较齐全，地面生产系统流畅，功能分区明确，我矿外部条件较好，交通运输方便，已经形成双回路电源，水源条件较好；并且现在的工业*地位置处于整个井田的中间位置，选址恰当。为了减少工程投资费用和缩短建设工期，提高建设和生产的综合技术经济效益，同时矿井生产又能正常接替延续，因此不考虑搬迁工业*地，仍然利用现在的工业*地和地面设施为整合后的矿井服务。

综上所述，工业**和井口位置确定在XXX煤矿现在的工业**位置是恰当的。

全矿划分一个水平（**2水平），上下山开采。上山段+**2～+*50m，开采垂高1**m，倾斜长2*5m；下山段+**2～+3*0m，开采垂高102m，倾斜长1**m。

全矿井共划分1个水平。

四、主要运输大巷及主要回风巷道的布置

因我矿按低瓦斯矿井设计， B3、B*煤层属二类自燃煤层，B2、C5煤层属不易自燃煤层，煤层伪顶多为泥岩、粉砂岩，较软弱；煤层底板为砂质泥岩或粘土岩，稳定性差且含水量较大；据调查现有巷道围岩变形快，服务期间维修量大，严重影响生产和运输安全；我矿开采*层煤，B2、B3、B*煤层间距3～5m，C5煤层下距B*煤层27～*5m，采用集中布置运输巷、采区轨道上下山、行人上下山，减少巷道压力和掘进工程量、节约投资。

主平硐、回风平硐垂直煤层顶板布置在飞仙关组一段、三段砂岩中。采区回风上山、轨道上山布置在背斜轴中部B2煤层底板50m以外二叠系上统宣威组第一、二段岩层中。

+**2m水平运输大巷布置在宣威组岩层中，其它巷道均布置在各煤层内，通过石门与集中回风上山联系（见开拓系统布置平面图、剖面图）。

五、采区划分及开采顺序

根据我矿煤层赋存条件，矿井开采煤层可采长度0.53～1.3*km。

2、采区划分的原则及采区划分

（1）根据煤层赋存情况及构造分布范围，统筹考虑，合理划分，力求使全井田均能够合理开采。

（2）若有断层时，尽量以断层作为采区边界。

（3）尽量将采区划分为双翼采区，保证采区有足够的储量和合理的服务年限。

（*）采区走向长度本着合理利用资源，减少掘进率，降低巷道维修费用等原则，并结合矿井实际管理能力进行考虑。

依照上述原则，根据我矿煤层赋存条件、井型和技术装备，水平尽量以井筒保护煤柱为界划分采区。矿井开采煤层可采长度0.53～1.3*km m，在井田走向中部边界外布置井筒，不需要留设井筒煤柱。因此：

全矿为一个水平（+**2m水平），上下山开采。上山段+**2～+*50m，开采垂高1**m，倾斜长2*5m；下山段+**2～+3*0m，开采垂高102m，倾斜长1**m。

+**2m水平以上划分为分3个采区开采，即：主平硐以东为一采区，开采+**2m～+550m之间的B2煤炭资源。背斜南翼为二采区，开采+**2m～+*50m之间的煤炭资源。背斜北翼为三采区, 开采+**2m～+*00m之间的剩余煤炭资源。+**2m水平以下划分为一个采区，即：四采区，开采+**2m～+3*0m之间的剩余煤炭资源。

按照垂高*5～*0m个划分区段，区段倾斜长*5m～*3。

水平开采顺序：按设计先开采+**2m水平上山段，后开采+**2m水平下山段。

采区开采顺序：先开采一采区，然后依次开采二、三、四采区。

区段开采顺序：同一采区先采上区段，然后依次开采以下各区段。

煤层开采顺序：同一采区必须先采最上层，然后依次开采下伏各煤层。

工作面采用后退式回采。

井口坐标：主平硐井口坐标：X=3152130，Y=35**71*1，Z=+**1.10，a=3°。井筒内铺设单轨，运输煤炭、矸石、材料和行人、进风。井筒断面为*.*2m2，详见下图。

*、井筒施工方法及井壁结构形式

我矿为整合矿井，主平硐和回风平硐均利用原井筒进行扩修改造。根据现*情况并结合地质剖面图分析，主要井筒所穿越地层，多为砂岩，接近煤层有薄层炭质泥岩、泥岩，围岩条件较差。主井井筒过断层带正常情况下涌水量小。井筒除断层、车*段、表土段及顶板破碎段等特殊地质条件采用料石砌碹支护外，其余采用锚喷支护或锚网喷支护，如遇围岩良好，可根据具体情况采用喷浆支护。

第五节 井底车*及硐室

一、井底车*形式的确定

矿井采用平硐开拓方式，+**1.1m水平布置有三个采区，矿井可依靠地面工业*地和采区车*进行调车作业，所以前期不布置井底车*。

根据矿井开拓布置，后期下山需布置1个水仓、1个水泵房、2个变电所，即+**2m变电所，+3*0m变电所、水泵房。

+**2m变电所布置在一、三采区集中轨道下车*落平点附近，为半圆拱断面，采用料石砌碹支护，净宽3.*m，净高2.*m，净断面积*.*1m2，长*0m。

+3*0m变电所、水泵房布置在四区轨道下车*落平点附近，为半圆拱断面，采用料石砌碹支护，净宽3.*m，净高2.*m，净断面积*.*1m2，长*0m。

第六节 大巷运输及设备

一、矿井运输方式的选择

二、主要运输巷道断面、坡度及轨型

设计+**2m主平硐巷道断面*.*2m2，铺设15kg/m钢轨，混凝土轨枕，轨距为*00mm，煤层轨道运输巷及石门巷道断面5.23m2，坡度为3‰，支护方式为金属支架，铺设15kg/m钢轨，混凝土轨枕，轨距为*00mm，采用机车运输。

矿井前期为平硐开拓，矿井整合工程竣工投产时布置1个生产采区生产，+**2m 主平硐及水平运输大巷、运输石门担负煤炭、矸石、材料和设备运输任务。+**2m主平硐及B2煤层轨道巷运输距离约1100m， 1号掘进工作面运输巷及运输石门运输距离约500m，2号掘进工作面运输巷及运输石门运输距离约300m。

（1）年产煤*0kt；

（2）作业时间：最大班作业时间不应超过Tb=7.5h；

（3）巷道坡度：i＝3‰，重列车下坡运行；

①矿车自重q0：595kg

②煤车载重量qa：1000kg

③ 矸石车载重量qb：1800kg

（5）调车时间：运输巷车场调车时间，取θ＝30min;

（6）最长运输距离： L＝1.1km。

设计采用5t防爆蓄电池机车牵引1t矿车运输。大巷运输验算如下（以最长运输距离验算为准）：

2）蓄电池机车列车组成计算

根据矿井生产能力选用机车牵引运输方式。采用1t标准矿车，每列车由1辆机车牵引，机车粘着质量为5t，列车组成按下式计算：

（1）按重列车上坡启动条件：

式中 Q—重车组质量，t；

Pn—机车粘着质量，5t；

P—电机车的质量，5t；

g—重力加速度，9.8m2/s2；

—电机车撒沙启动的粘着系数，0.24；

α—列车启动加速度，0.04m/s2；

—重列车启动阻力系数，0.0135；

i—运输线路平均坡度，‰，对于运输大巷，3‰

Q≤=52.4t

（2）按牵引电动机允许温升条件：

式中 Fd—电机车等值牵引力，7.2kN；

a—电机车调车时电能损耗系数，1.15；

—重列车运行阻力系数，0.009；

id—等阻坡度，‰，对于滚动轴承的矿车，2‰；

—相对运行时间，经计算得0.46。

式中 —调车及停车时间，30min；

T1—列车往返一次运行时间，经计算得25.1min；

式中 L—加权平均运输距离，1.1km；

—机车平均速度，7km/h。

Q≤=130t

（3）按一个班内一台机车的电能消耗计算：

Q2=

式中 W—蓄电池组的放电容量，330Ah；

U—蓄电池组平均放电电压，90V；

—从牵引电动机到蓄电池组的总效率，0.7；

α—调车电能消耗系数，1.15；

Lm—最大运输距离，1.1km；

m—一台机车在班内的往返次数，经计算取8.2次；

—重列车运行阻力系数，0.009；

id—等阻坡度，2‰。

P—电机车质量， 5t。

Q2==47.6t

（4）车组中矿车数n的确定：

经以上3种条件计算，选取最小的电机车牵引质量为47.6t。

式中 Q—重车组的质量，t；

q—矿车载重质量,1t；

q0—矿车质量，0.595t。

2）、制动距离验算：

L=

式中 L—制动距离，m

—列车制动时的速度，7km/h；

—制动时的粘着系数，0.17。

L==8.8m

经计算，每列车的矿车数为24辆，制动距离为8.8m，符合《煤矿安全规程》在运送物料时不大于40m的规定。

3）按一次牵引24个矿车计算均方根电流值为35A,小于所选电机车电动机长时工作电流42A，证明所选电机车电动机合格。

4）、矿井运行机车台数

（1）电机车往返一次所需要时间为：

T==25.1+30=55.1min

式中 T—电机车往返一次所需总时间，min；

T1—列车往返一次运行时间，25.1min；

—调车及停车时间，30min；

（2）每台电机车每班可能运输的次数：

式中 Tb—电机车每班工作小时数，7h。

（3）每班需要的列车数：

式中 m1—每班需要的列车数，列；

k1—运输不平衡系数，1.25；

k2—矸石系数，1.2；

Ab—矿井班产量，136.4t；

n—列车中的矿车数，24辆；

q—矿车装载质量，1t。

（4）矿井所需电机车总台数：

N==1.25×8.5/8.2=1.3台

式中 1.25—备用和检修机车占工作电机车台数的系数。

六、工作面运输巷运输设备选择

矿井开采煤层倾角为40～59°(首采工作面煤层倾角为35°～40°)，为倾斜煤层。设计采用走向长壁采煤法，后退式开采，布置一个采面，采煤工作面的煤炭经顺槽SGB420/30型刮板运输机运输到溜煤眼。根据已知条件，选用SGB420/30型输送机（中部槽长1200 mm，宽B=420mm，高150 mm）：出厂长度L=100m，=12kg/m，m=80t/h，Sp=250kN，=0.85m/s，N=30kW，链条形式—单圆环链，配备电动机功率30kW，电压380/660V，转速1470r/min，紧链方式：摩擦轮。

经验算，工作面运输顺槽选用SGB420/30型刮板输送机一台，作为采煤工作面顺槽运输设备，其运输能力满足工作面生产需要，电机功率及刮板链强度效验均符合要求。1个采煤工作面顺槽安设1台刮板运输机。

第七节 采区布置及装备

矿井开采煤层倾角为40～59°，为急倾斜煤层。由于受断层影响，首采工作面布置在背斜轴部，开采煤层倾角为35～40°，为倾斜煤层。

根据矿井现场实际调查， 首采B2煤层平均厚度1.36m，为单一结构；煤层顶板为灰色薄层状泥岩，底板为灰白色粘土岩，具滑裂，具可塑性。

根据生产矿井瓦斯等级鉴定结果，我矿井属低瓦斯矿井，采用统计法预测延深水平为低瓦斯矿井，因此按低瓦斯矿井设计。

根据煤层的开采技术条件和煤层赋存条件，结合生产矿井的经验，为便于采面布置和通风瓦斯管理，设计采用走向长壁采煤法，爆破落煤、单体液压支柱配铰接顶梁支护顶板，工作面煤炭自溜，全部垮落法管理采空区顶板。

开采煤层倾角大于40°以上时，可采用柔性掩护支架采煤法，爆破落煤、柔性掩护支架支护顶板，工作面煤炭自溜，全部垮落法管理采空区顶板。

二、采煤工作面机械配备

回采工作面配置ZMS－12A型煤电钻，作为打眼工具。

首采工作面平均倾角35°，工作面采落的煤炭，自溜到工作面运输顺槽，通过1台SGB420／30型刮板输送机运输至溜煤眼装入矿车，由5t蓄电池机车牵引1t固定式矿车运输到地面。

SGB420／30型刮板输送机主要技术参数：

输送量　　　80t／h；

设计长度　　100m；

链速　　　　0.85m／s ；

电机功率　　30kw；

刮板间距 　 700mm；

链条　　　　Φ14×50；

中部槽尺寸 1200×420×150mm ；

总重　　　　6500kg。

投产时，一个采面共需使用500根支柱，工作面的上下安全出口、运输巷、回风巷的加强支柱单体液压支柱不少于60根，考虑20％的备用量，则矿井投产时需配备为660根/面。

我矿未进行矿压测定，煤层顶板岩性情况，一般用6～8倍采高的顶板岩石重量估算工作面的平均支护强度：

上式中：P─支护强度，kN/m2。

γ─顶板岩石容重，2.6t/m2。

M─平均采高，取1.36m。

P=8×2.6×9.8×1.36=277.22（kN/m2）

(2)、用以上支护强度的理论值P估算所需支护密度：

上式中：k1─支柱承载不均匀系数，单体液压支柱，取0.9。

k2─支柱的本身的增阻特性系数，取0.80。

qk─支柱的额定工作阻力，单体液压支柱为300KN。

(3)、根据推进度和理论支护密度计算工作面支柱柱距：

上式中：a—柱距，m。

b—排距，取1.0m。

a=1/（ 1.28×1.0）=0.78（m）

根据上述计算，工作面支柱排距设为1.28m，柱距可设为0.78m，但考虑到工作面操作安全，柱距确定为0.8m，支护密度0.62根/m2。

采煤工作面采用后退式回采（全部陷落法管理顶板）。

四、工作面的循环数、年进度及工作面长度

根据目前国内薄～中厚煤层开采经验，结合我矿实际情况，首采工作面倾斜长为80m（扣除采空区隔离煤柱），二班出煤，“一班准备”， 每班进尺1.0m，日进尺2.0m，按正规循环率80%计算，一个工作面年推进度528m。

五、采区及工作面回采率

根据矿井开拓方式和采区巷道布置，扣除各种煤柱损失和落煤损失，计算采区回采率为88.65%。根据选用的采煤方法，工作面回采率能达到95%以上，符合《煤炭工业工业技术政策》和《煤炭工业小型矿井设计规范》规定。

六、生产时主要材料消耗指标

预计矿井生产时期的巷道掘进率为32m/kt，主要材料消耗指标为：

雷管：1050发/kt；

木材：8 m3/万t；

钢材：0.6t/kt。

七、移交生产时和达到设计能力时的采区数目、位置及回采工作面生产能力计算

1、移交生产和达到生产能力时的采煤工作面

矿井整合工程竣工投产时， 1采区的B2煤层布置一个采煤工作面生产（41121）。

2、工作面长度及工作面生产能力计算

投产时，1个回采工作面生产，首采工作面长度均为80m（扣除采空区隔离煤柱）。

首采工作面：B2煤层采用厚度1.36，容重1.65 t/m3；工作面生产能力按下式计算：

式中：n——采煤工作面个数，个；

A采——采煤工作面生产能力；

L——工作面长度DBJT61-38-2016 建筑给水排水与采暖工程施工工艺标准，80m（扣除采空区隔离煤柱）；

B——单面年推进度，528m；

r——煤层平均容重， t/m3；

C——采面回采率，薄煤层为95%。

考虑3%的掘进煤赣17ZJ216：XTL硅质防水材料建筑防水构造，则矿井年生产能力为

A=A采×（1+3%）=92.74kt