1、编号：SJHN.JZY-XX采煤塌陷矿区煤矿北风井封堵施 工 方 案编 制： 审 核： 批 准： 版 本 号: ESZAQDGF001 编制单位： 编 制: 审 核： 批 准： 二XX年X月目录第一章 xx井地质、水文、储量情况3一、自然情况31、地形、地貌32、水文43、气象44、地震5二、矿井基本概况5三、矿井范围和相邻矿井关系6四、水文地质61、地表水62、矿井主要含水层组划分及特征6五、矿井充水因素10六 、矿井涌水111 、井下涌水与构造的关系：11七、矿井排水12八、xx井采空区积水预测及防治121、 北翼积水区122、南一积水区133、 南二采区积水区144、 老空水对xx井影响2、分析155、老空水防治方案16九、 储量计算161、储量计算范围162、储量计算水平163、工业指标164、储量计算级别及块段的划分175、储量计算方法及参数的确定186、储量计算结果19第二章、xx井井筒煤柱回收经济效益分析21一、xx井主副井储量情况21二、运输系统说明21三、通风系统21四、工程量计算211、方案一212、方案二223、方案三23方案三工程量统计表24五、经济效益测算241、掘修费用242、安装费用253、回采费用254、效益计算25六、结论25第三章 xx井井筒概况27一、xx井概况27二、xx井主要生产系统271、提升系统272、排水系统283、供电系统284、压风系3、统285、通信系统286、通风系统287、主井、副井、风井井筒煤柱留设及变形情况298、xx井现有设备的回收情况33第四章、xx井井筒封堵设计方案35一、xx井主、副、风三个井筒详见表1（井筒特征情况）35二、井筒周边地表水35xx井周边主要地表水体距离各井筒距离统计35三、封堵井筒的意义36四、工程概况36五、封堵方案371、井盖封闭法372、全部充填法373、方案选用37六、方案实施374、井口以钢筋混凝土盖板封堵。38第五章 xx矿xx井拆除及封堵施工方案39一、工程概况39二、施工方案39三、施工顺序39四、施工方案401、施工准备402、主井封堵403、副井封堵414、风井封堵41第4、一章 xx井地质、水文、储量情况一、自然情况1、地形、地貌由于几十年的煤炭开采活动，使地表形成大面积塌陷并积水成塘，塌陷区水深可达5m6m。矿区东南有xx石灰岩构成的为数不多的低山丘陵，大致呈NE60方向延展。自西向东有xx。其中以九里山最高，山顶绝对标高为+173.2m。2、水文井田内地表水体主要为塌陷区积水。积水区常年水位+34.3m；雨季最高水位+36.25m（1982年7月22日）。3、气象根据徐州气象资料，本区属南温带鲁南气候区，具有长江流域和黄河流域气候过渡的性质，日照充足，年降水量充沛，冬寒干燥，夏热多雨，春、秋季短，并有寒潮、霜冻、冰雹、旱风等自然灾害。(1)降水量由于本区地处5、中纬度副热带和暖温带的过渡区，因此，降水有集中性高、年变化大的特点，平均年降水量841.9mm，最大1297.0mm (1958年)；最小500.6mm (1988年)。夏季平均雨量(68月)466.03mm，约占全年降水量的55，其中以7、8月份雨量最多，形成了冬干、春秋旱频繁、盛夏常发生旱涝急转，易涝、易旱的气候特点。(2)蒸发量 1440mm年。(3)风向、风速全年多偏东风，平均风速3.2ms，最大风速24.3ms (1959年6月)。(4)气温年平均气温14.13。1月份最低，平均气温-0.6;7月份最高，平均气温27.4。(5)冻土 冻土深度平均为29cm。(6)霜期 历年平均初霜期6、为10月下旬，终霜期4月上旬。4、地震徐州地区地震烈度为7度，根据1956年科学出版社资料，徐州地区地震记录始于公元522年，讫于1937年，即1415年间发生地震21次。其中破坏性地震占了37次。影响较大的有1502年10月17日地震，坏城垣民舍；1668年7月25日山东莒县郯城8.5级地震，1937年8月1日山东渮泽7级地震等。本区属华北地震区，距郯庐断裂约100km，该断裂带为一长期活动的强地震带。二、矿井基本概况xx井为xx煤矿的一个生产井口，位于徐州市西北郊铜山县拾屯乡境内，距市区约15公里，井田面积4.7平方公里，地理坐标：东经1170619”,北纬3420 24”。 xx井田是徐7、州煤田九里山矿区拾屯勘探区的井田之一，是1959年前由华东煤田地质勘探局124 煤田地质队发现，后由前煤炭工业部徐州基本建设局地质勘探管理处169队勘探，并于1958年7 月提出“拾屯矿区精查地质报告”（包括王庄、xx、xx、桃园、拾屯和邓庄六个井田）。196O 年7月25 日经江苏省储委会储字第7号决议书批准。l959年又提出“拾屯矿区深部补充勘探报告”并于1959年11 月以苏煤技委字第4 号决议书批准。xx井1960年2月24日开工兴建，1964年6月30移交生产，设计能力21万吨/年。1974年经过改扩建工程，设计生产能力为45万吨/年，矿井改扩建后，随着机械化程度逐步提高，实际生产能8、力逐年上升，1980年煤炭部核定生产能力80万吨/年。由于高强度的开采，资源已近枯竭造成运输距离远，通风系统复杂，井口范围内的产量逐年下降。由于xx井资源枯竭，1991年经xx(91)367号文件批准“核销xx井45万吨年的原矿井生产能力，实行xx井和xx井合并”。该井有140m、220m、270m三个生产水平，开采下石盒子组1、2煤和xx组7、8、9煤。三、矿井范围和相邻矿井关系xx井田北以F1断层为界与xx井相邻，南到F3断层为界与王庄井田相邻，西以F46 断层和xx井田相邻，东到xx组煤层露头。四、水文地质矿井水文地质特征：矿区总体趋势向西北倾斜，本井田北部和南部各有F1、F3、F47、9、 F46断层切断各含水层的连续性，西部为泄水区，只有东部为补给区，xx组砂岩露头与冲积层底部粘土砾层直接接触，地层倾角较缓，补给范围较广。水文地质类型为中等，防治水工作易于进行。 1、地表水井田内地表水体主要为塌陷区积水，积水区常年水位+34.3m，雨季最高水位+36.25m；区内另有零星的鱼塘和纵横交错的排水沟渠分布。因此，地表水系较为发育。2、矿井主要含水层组划分及特征根据含水层岩性特征、空隙性质及地下水埋藏条件，矿井主要含水层组可划分为三种类型：(1)孔隙潜水承压含水层组主要由第四系松散沉积物组成，不整合于各煤系地层之上，其厚度为52.7124.0m，平均76.0m。分布趋势东南薄、西北10、厚，自上而下划分为3个含水层(组)。上、中部粉砂层富水性相对较好，下部砂礓粘土层富水性极弱，底部粘土砾石层富水性一般。第四系上部松散砂层孔隙潜水含水层组主要是第四系上部的粉砂土层。为黄泛区的冲、淤积物，厚度016.40m，平均8.20m。该层松软、空隙大、富水性中等，水位埋深一般在3m左右，为区内民用主要水源。钻孔抽水资料： q=0.275s.m K=3.58md水质类型：HCO3-Mg2+(k+Na+)矿化度：M=0.94g属富水性中等的含水层组。第四系中部砂层孔隙承压含水层组由灰灰黄黄色粉、细砂及粘土、砂质粘土、砂礓粘土层组成，厚度58m左右，其中砂层厚度10m左右，富水性较好，井简涌水量11、20115m3/h。该含水层组上部为深灰深黄色粘土层，厚约8m，透水性差，富水性弱，分布稳定，可视为相对隔水层。下部是红褐色粘土及砂礓粘土层，厚20m左右，局部夹有砂层透镜体，富水性弱，透水性差，为一相对隔水层。第四系底部粘土砾石孔隙承压含水层厚度042.3m，平均5.1m，分布不稳定，为黄褐色、灰白色粘土夹砾石或砂礓层。砾石以灰岩残块为主，呈次棱角浑圆状。砂礓粒径不均，多小于6mm，富水性及透水性均较弱。该层抽水试验资料：=0.01720.0571s.m ，K=0.176 0.374md ，M=0.4694.38g属富水性弱的含水层，是区内各基岩含水层的主要补给水源。(2)裂隙承压含水层组上12、石盒子组底部奎山砂岩裂隙承压含水层奎山砂岩厚4.641.7m，平均13.9m，为灰灰白色中粗粒含砾砂岩，整合接触于下伏地层，分布稳定，富水性中等，透水性较强，井筒涌水量30120m3h,抽水试验资料：q=1.12sm，k=5.195md 矿化度；M=1.90g 水质类型：SO42-(K+Na+ ) Ca2+ 属富水性中等的含水层下石盒子组砂岩裂隙承压含水层组该含水层组砂岩总厚度平均为63.10m，单层砂岩最厚为35.04m，多为泥质胶结的中细粒砂岩，是开采1、2煤层的直接充水含水层。砂岩富水性弱中等，渗透性较差且不均一，地下水赋存受构造控制且以静储量为主，已采工作面涌水量一般为510m3h,最13、大165m3h。抽水试验资料：q=0.0020.33sm K=0.0732.45md 矿化度：M=1.092.069g 水质类型：C1-SO42-(K+Na+)Mg2+属富水性弱中等的含水层组。下石盒子组底部分界砂岩裂隙承压含水层分界砂岩厚13m左右，为浅绿、浅灰色中粗粒含砾砂岩，巷道开拓涌水量为510m3h。属富水性弱中等的含水层。xx组砂岩裂隙承压含水层组该含水层组有砂岩16层，砂岩总厚度平均为35.64m，单层砂岩最小仅0.79m。多为灰色细中粒砂岩，是开采7、9煤层的直接充水含水层，本组砂岩富水性弱，渗透性差，砂岩裂隙水以静储量为主，易于疏干。已采工作面涌水量一般为510m3h，最大为14、66m3h，抽水试验资料：q=0.0010.056sm K=0.0030.688md 矿化度：M=1.1232.56g 水质类型： C1-SO42-(K+Na+)Ca2+属富水性弱的含水层。(3)岩溶裂隙承压含水层组太原组灰岩岩溶裂隙承压含水层组该含水层组由13层灰岩组成，灰岩总厚41.71m，占本组地层厚度的27，其中以四灰最厚，平均10.7m，分布稳定，岩溶裂隙较为发育，富水性好。该含水层组按其赋水特征与煤层开采关系，分为一六灰、七十灰、十一十三灰3个含水层组。(1)一六灰含水层组 q=0.67683.9333 sm 平均2.846 sm K=2.74118.401md 平均12.486m15、d 矿化度：M=0.791.85g 水质类型：HCO3-(K+Na+)Ca2+ C1-SO42-(K+Na+)Ca2+ 属富水性中等强的含水层组。 (2)七十灰含水层组 q=0.01351.508 sm 平均0.6932 smK=0.21123.208md 平均10.505md 矿化度：M=0.611.04g 水质类型：HCO3-(K+Na+)Ca2+ C1-SO42-(K+Na+)Ca2+ 属富水性弱中等的含水层组。(3)十一十三灰含水层组 q=0.0330.395sm 平均0.2137 sm K=0.0397.919md 平均3.979md 矿化度：M=0.420.71g 水质类型；HCO16、3-(K+Na+)Ca2+ 属富水性弱中等的含水层组。奥陶系灰岩岩溶裂隙承压含水层本区奥陶系地层总厚450530m，与上覆石炭系中统底部的铁质页岩呈假整合接触关系，主要分布在煤系地层底部及外围。在井田北部，因F1逆断层的推覆作用，使上盘的部分奥陶系灰岩溶隙含水层直接超覆于煤系地层之上，造成水体下压煤。井田内共有41个钻孔揭露奥陶系灰岩，揭露厚度0.6215.2m不等，其中F1 逆断层上盘26个钻孔27次对奥灰含水层进行了抽水试验： q=0.000001086.5sm 平均1.9273sm k=0.00000045392.25md 矿化度：M=0.3240.688g 水质类型：HCO3-(K+N17、a+)Ca2+在F1逆断层下盘及其它地段，有6个钻孔对奥灰含水层进行了抽水试验： q=0.00250.207sm 平均0.086m K=0.0391.153md 平均0.253md 矿化度：M=0.4110.78g 水质类型；HCO3-(K+Na+)Ca2+五、矿井充水因素本井多年的开采实践证明：大气降水及地表水对煤层的开采及矿井涌水无直接影响，冲积层水对风氧化带以下浅部水平的工作面回采略有影响，出水量略有增加，断层水及开采煤层顶板砂岩裂隙水也是矿井充水主要因素之一。本井主要的充水因素为顶板砂岩水和老塘老洞水，在主采煤层7 煤顶板有数层薄至中厚层砂岩裂隙含水层，加之断层和褶皱的影响，经常在构造18、部位的工作面出现淋水和涌水，一般不超过20m3/h ，现所剩储量均为构造部位的边角残煤，防治老塘老洞水占90%以上。六 、矿井涌水xx井正常涌水量55m3/h ，历史上最大涌水量290 m3/h(1990年10月)。本井涌水量与巷道开拓长度，工作面回采面积及大气降雨无明显的相关关系1 、井下涌水与构造的关系：在较大断层的尖灭收敛段，由于断层的地应力释放，往往形成小面积的裂隙发育带，便于储存积水。如721 工作面位于东2 断层消失端，回采时三次出水，水量在310m3/h。 在多余断层交汇地带，由于地应力相应集中，7 煤顶板砂岩富水性好，裂隙发育，如726工作面在掘进时，迎头出水量较大，造成无法掘19、进。至今F46与F47 交汇三角地带因此未能回采。奥陶系灰岩央本区是一个主要的含水层处在太原组的下面和煤盆边缘，从太原组的下部的12灰到中奥陶系含水最丰富的马家沟组共l59米，且太原组底部有一层海相页岩、致密，厚10m，隔水性能较好，故而一般情况下，奥灰水对太原组的开采没有影响。但由于F1断层的存在，使奥陶系岩含水层超覆于我井所采煤层之上，对xx组的开采有极大的威胁。特别是4线以东，由于F1 将奥陶马家沟组的中下部及寨山组的上部地层抬高，而中段正是岩溶裂隙发育，含水极丰富的层段。2 、xx井自1964年开采以来，没有发生重大的突水事故。影响头面的水害事故有四次，分述如下： 1977年9月2日，20、掘进七在804跳面切眼横管透7煤皮带机道突水约2600m3，淹没部分切眼及溜子道，工人被堵，经追水后人员得到脱险。 1989年12月9日，736放水道外口密闭墙，由于墙内老塘水及注浆水位增高，被压垮出水，最大涌水量150 m3/h，导致-270 泵房被淹。 1990年1月18日，237放水道透135 老塘出水120 m3，淹巷道15m，淹没72 小时。 1990年3月5日，742 面采后导致裂隙带连通上方隐伏张性裂隙，沟通F1上盘奥灰水，最大涌水量80 m3/h , 工作面被淹，迫使停采封闭。七、矿井排水矿井排水是煤矿安全生产的重要环节之一，防排水系统的设计依据是矿井预计涌水量，其技术要求应满21、足煤矿防治水工作条例第21条之规定，以保证矿井常规排水的需要。xx井主要泵房及排水设施表。xx井原为二级排水，220泵房排入140泵房，由140泵房再排向地面，-220泵房撤销后，改为一级排水，-140以上水平涌水由-140泵房排向地面，其余矿井涌水通过xx井与xx井之间的过水通道涌入xx井，由xx井排出。 xx井主要泵房及排水设施表泵房名称设计涌水量(m3/h)实际涌水量(m3/h)排 水 能 力输水能力水仓容积 （3）水 泵型 号功率台数总能力(m3/h)管径(mm)趟数总能力(m3/h)主仓副仓-140447.4127.8200D436360386424528642044930-220522、06.0189.0200D4363603864245286418001408八、xx井采空区积水预测及防治xx井现3处老空积水区为北翼积水区、南一采区积水、南二采区积水区。 1、 北翼积水区（1）北翼积水区工作面分布及生产状况北翼积水区位于xx井-220水平北翼采区，靠近F1断层浅部，717、719工作面附近，标高-165m-265m。北翼积水区含717、719及717小面等采空区（2）北翼积水区积水量预测据测算，北翼积水区的积水上限约为-165m，积水下限约为-265m，积水面积约136640m2,积水量约94281 m3。动水补给810 m3/h。补给水源为第四系冲积层水，与露头奥灰水有联23、系。（3）北翼积水区补径排条件分析北翼积水区恰好位于北翼向斜的核部，故容易积水，其补给水源为第四系冲积层水和露头奥灰水，动水补给约10 m3/h，年补给量约87600 m3。在-186水仓未报废之前，北翼积水区所含工作面的涌水通过-186水仓向外排水。根据xx井多年观测，xx井向xx井的老空水补给趋于稳定，充分说明xx井的各老空积水的补径排条件已处于动态平衡中。目前，当北翼采空区积水水位超过-165m时，积水渗出且通过-186水仓向南一积水区排泄，最后进入8237临时水仓。预测北翼积水区向南一积水区的补给流量约为10 m3/h。2、南一积水区（1）南一积水区工作面分布及生产状况南一积水区位于x24、x井-240水平南一采区，靠近F1断层深部，742、930、932工作面附近，标高-240m-330m。南一积水区含738、736、734、734下、832、932、834、930、730、721、721下、723、7243、8243、742等采空区。该积水区涵盖工作面最多，且上下煤层的采空区大多经垮落形成一体，采空区高度向上发展，因此该积水区潜在积水能力相当可观。（2）南一积水区积水量预测南一积水区的积水上限约为-220m，积水下限约为-330m，积水面积达762450m2,积水量约为457500m3。接受F1断层上盘奥灰水和上游北翼积水区的补给。（3）南一积水区补径排条件分析南一积水区位于25、F1断层和xx背斜之间，F1断层落差180500m，断层切割了上、下石盒子组、xx组、太原组、本溪组及奥陶系地层，部分地段奥陶系灰岩直接覆盖在煤系地层之上，该积水区主要接受上盘奥陶系灰岩含水层的补给。南一积水区原有-270水仓（现已报废），根据以往观测：当-270水仓正常工作时，断层另一侧的xx井并未受到xx井老空水直接影响，说明东2断层和F46断层隔水性良好。当积水标高达到-240m水平以后，向-240水仓汇集，最后与南翼外排水聚集。而728和928两个工作面位于东2断层和F46断层之间及xx背斜的西北侧，该处断层因采掘破坏而已经完全失去了隔水性能，当积水标高达到-220m水平后，南一积水区26、水受xx背斜分水岭和巷道工作面布置的控制经两个工作面分两条通道进入xx井。 南一积水采空区导水通道南一积水区水经728和928两个采空区向西越过F46断层，依次逐渐向xx井762与962、764与964、701与901、703与903、7501与9501、7503与9503采空区渗流汇水。7503与9503老空水从9煤底板砂岩裂隙流出，据实际观测，该老空水出水点有两处，出水点处砂岩呈乳白色，而周围岩石有“挂红”现象，合计流量为22 m3/h。该导水通道主要为采空区渗流通道，南一积水区采空区导水通道。 南一积水区轨道巷导水通道导水通道主要为南四采区轨道巷。南四采区轨道巷北端受工作面开采影响已被破27、坏，南一积水区水从南四采区轨道巷北端渗流进入轨道巷，以自由水流的方式经轨道巷排出并流入-370主副水仓。据观测，该出水点流量约15 m3/h。 3、 南二采区积水区（1）南二采区积水区工作面分布及生产状况南二采区积水区位于xx井-240m南二水平，靠近F46断层中部，752、970工作面附近，标高-240 m-270 m。含970和752两个工作面。该积水区积水面积较小。（2）采空积水区积水量预测南二积水区的积水上限约为-260m，积水下限约为-270m，,积水面积约为35412m2,积水量约24434 m3。2001年在F46放水道进行探放，目前预计有部分积水，水源为顶板砂岩水和部分采空区积28、水。（3）南二采区积水区补径排条件分析南二采区积水区位于拾屯向斜核部，主要接受周围老空水和顶板砂岩水补给。受向斜地形控制，出水通道若至上限后，老空水通过918放水道和515放水道流入xx井-520小湖系水仓。据观测，该导水通道出水流量为10m3/h。 4、 老空水对xx井影响分析由于xx井所设主动排水设施报废，其三个主要采空积水区老空水受地形、巷道布置情况、工作面布置情况以及部分岩石裂隙发育情况等的影响分三条导水通道流入xx井。目前，在南一积水采空区导水通道出水点处，xx井正在或将要布置9507和9509两个工作面，xx井目前所观测到的老空水总体流量约为47 m3/h，南一积水采空区导水通道出29、水量约占总体的50%；南一积水轨道巷导水通道为大巷排水，且-370水仓有足够的排水能力，水害威胁相对较小；南二采区积水区老空导水通道经两条放水道排入-520小湖系水仓，该水仓附近目前未安排生产工作面。 故，xx矿xx井老空水向xx井排泄的三条通道中，老空水对矿井安全生产构成威胁的通道主要是南一积水采空区导水通道。据观测，随着xx井关井-140泵房报废，该出水点水量呈上升趋势。预计老空水总流量将会在达到一个峰值50-55 m3/h后稳定下来。xx井老空水给xx井的排水造成了一定的压力，且对部分工作面安全生产有直接的威胁。若导水通道被堵塞后老空水位上升，当水压达到一定极限时，老空水极有可能突破隔水30、煤柱突然涌出，给矿井安全生产造成不良影响。5、老空水防治方案xx矿在老空水防治方面做了大量的工作，包括钻孔疏放、巷道疏水。（1）钻孔疏放为探查9501采空区积水线的高度，xx井在9503材料道共施工4个放水孔，每孔进尺7.5m，共计30m。4个探查孔均未出水，也未测出水头压力，说明老空水水位在探查孔之下，该处老空水经底板砂岩裂隙流入9503材料道。（2）巷道疏水为保证9503采空区老空水正常排放，在9503溜子道出口处的密闭墙底部埋设2个4寸放水管；南四采区轨道巷原建有密闭墙，为降低老空水压力，将密闭墙打开疏通；xx井南二采区老空水通过918和515两条放水道进入xx井-520小湖系水仓，保证31、918和515两条放水道畅通。九、 储量计算1、储量计算范围井田内各可采煤层储量计算边界：上限为-50m，下限至270m。东自煤层露头，西至F46断层、南至F3断层、北至F1断层下盘交面线。2、储量计算水平储量计算水平分别为140m、220m和270m。 3、工业指标 （1）煤层最低可采厚度为0.7m。（2）煤层可采灰分不大于40%。（3）煤的发热量不低于14.54MJkg。4、储量计算级别及块段的划分（1）各级储量的基本线距井田的勘探类型为类，各级储量的基本线距见表 各级储量基本线距表 单位：m 勘探类型煤 层A 级B 级C 级二类一型750010002000二类二型25001000200032、二类三型1、8、92505001000（2）储量计算块段的划分原则1) 具体块段按储量级别分水平、分永久煤柱、“三下”压煤划分，原则上不跨越3条勘探线，凡生产采区或已被批准的采区设计，按采区划分块段。2） 对于因构造影响使煤层变薄或增厚的钻孔及工程质量低劣打丢、打薄的个别钻孔，在计算时不采用其厚度。3） A、B级储量由实测巷道或勘探工程点圈定，C级储量可由工程点圈定，也可高级储量外推求得，以不超过基本线距1/2的距离外推C级储量。4） 断层煤柱的留设：井田内可跨越已查明落差不大于50m的单个断层圈定高级储量，其断层两侧各留3050m的地段降为C级储量。若断层密集，则不能跨越断层划分高级储量。工33、广煤柱内不留设断层煤柱。5） 见煤点的煤层厚度低于0.7m时，用插入法求出可采边界；对未见煤钻孔，用相邻钻孔连线的中点为零点，再用插入法求出其可采边界。5、储量计算方法及参数的确定（1）储量计算方法：储量计算采用的是等高线法及地质块段法，即在1：5000煤层底板等高线图上圈定各可采煤层储量级别块段，分别计算其地质储量。计算公式为： Q=SMD sec 式中：Q：计算块段储量(t) S：计算块段平面积(m2) M：计算块段平均厚度(m) D：煤层容重(tm3)：计算块段平均倾角()（2）储量计算参数的确定 1) 平面积在计算机的CAD图中量出平面积2) 平均倾角根据块段内等高线之间的平均水平距离34、及高差，用反三角函数求得。3) 煤层平均厚度各煤层见煤点厚度均采用煤层真厚。4) 容重：1煤1.35；2煤1.31；7煤1.34；8煤1.32；9煤1.31；（3）可采储量计算 计算公式Q采=Q工(1-n)k 式中：Q采：可采储量(t)； Q工：工业储量(t)； n：地质及水文地质损失系数()； K：采区回采率()。6、储量计算结果截止xx井关闭井田内剩余资源储量434.2万吨，可采储量27.1 万吨。（l）分煤层统计与分析：（单位：万吨）煤层工广煤柱F1断层煤柱及村庄压煤小计备注说明及分析276.776.7F1断层煤柱是永久煤柱，因历年采出没有摊销，挂在表中。2、7、8、9煤有一部份是东固城35、村庄压煤，且在-270m南一积水区下，积水量大，水体下不易开采，故没有可采量739.3177.6216.9814.460.975.3965.365.3合计53.7380.5434.2（2）工广煤柱储量情况xx井主副井保护范围总面积83832平方米，其中有两个5米断层，对回采有较大影响。位于两个H=5米断层内的面积17816平方米，剩余66016平方米。储量如下：煤层面积（m2）煤厚（m）采高（m）容重储量（万t）7煤838323.52.61.3439.38煤838321.31.31.3214.4小计53.7对主副井保护范围部分进行设计工作面，设计工作面见附图，储量计算如下表工作面面积（m2）容36、重采高（m）采出量（万t）723115761.342.64.072471711.342.62.572552361.342.61.8727206861.342.67.2726106581.342.63.7823101931.321.41.982460671.321.41.1826114771.321.42.1827175081.321.22.8合计27.1第二章、xx井井筒煤柱回收经济效益分析一、xx井主副井储量情况xx井主副井保护范围总面积83832 m2，其中有两个5米断层，对回采有较大影响。位于两个H=5米断层内的面积17816 m2，剩余66016 m2。储量如下为53.7万吨，其中七煤37、39.3万吨，8煤14.4万吨，对主副井保护范围部分进行设计工作面见附图，可安排工作面储量为27.1万吨，具体数据见xx井剩余储量计算，炮采工作面采出率按97%计算，共可回收资源27.1*97%=26.3万吨。二、运输系统说明xx井与xx井的通道为-370南四采区皮带机道、南四采区轨道、南四采区回风道，此三条通道部分（位于xx井一侧）已被南四7煤煤柱和南四9煤柱回采破坏，已无法使用，并且该区为老火区，周边也全部为老塘区，根据以上地质条件，选用如下掘进巷道，采取机轨合一巷道布置。设计路线见附图三、通风系统以xx井向xx井为进风，xx井风井为出风，形成一套进回风系统。四、工程量计算根据现有的地质条38、件共设计了三个方案1、方案一方案一掘进线路在图上标识为1233AABCCDD，方案一工程量见下表方案1工程量统计表工程名称修复岩巷煤巷小计进尺工期（米）（米）(米)（米）（米）（天）112段299299650 223段323323654 333段9494331 43A段379379663 5AA段2042046.531 6AB段6536533218 7BC段234234639 8CC段134134345 9CD段1961966.530 10DD段3623626.556 合计12358817622878617 修复巷道共计1235米，岩巷881米，煤巷762米，合计2878米，需要617天即2139、个月（1年9个月）完成。需要皮带部数为7部。2、方案二方案二掘进线路在图上标识为1233AABC D。方案二与方案一的不同点在C至D间，原方案一为CCDD，掘进大部分在8煤内掘进，但线路远并且需要过水区；方案二为C D取直线，但其掘进为岩巷，方案二工程量见下表方案2工程量统计表工程名称修复岩巷煤巷小计进尺工期（米）（米）(米)（米）（米）（天）112段299299650 223段323323654 333段9494331 43A段379379663 5AA段2042046.531 6AB段6536533218 7BC段234234639 8CD段5635633188 合计1235131020440、2749674 修复巷道共计1235米，岩巷1310米，煤巷204米，合计2749米，需要674天即23个月（1年11个月）完成。需要皮带部数为4部。3、方案三方案三掘进线路在图上标识为1233A D。方案三与其他两个方案的不同点在A至D间，为AD取直线，但其掘进为岩巷，方案三工程量见下图方案三工程量统计表工程名称修复岩巷煤巷小计进尺工期（米）（米）(米)（米）（米）（天）112段299299650 223段323323654 333段9494331 43A段379379663 5AD段155815583519 合计1001165202653718 修复巷道共计1001米，岩巷1652米，煤巷41、0米，合计2653米，需要718天即24个月（2年）完成。需要皮带部数为3部五、经济效益测算由于方案一巷道掘进量最小，原则上选用方案一，进行效益测算如下：因为巷道沿老区掘进，顶板不完整，掘进及修护难度较大，另外考虑到轨道与皮带、行人联合布置，巷道断面较大，巷道按净宽5.0米计算，如下：1、掘修费用岩巷掘进881米，单价1.6万元/米，费用为1410万元；巷道修护1235米，原巷道为3.0米，需扩宽至5.0米，且巷道年久失修，巷道状不明，单价按1.4万元/米，费用为1729万元；煤巷掘进762米，沿8煤薄煤层掘进，平均煤厚1.1米，破底量较大，单价按1.2万元/米，费用为914.4万元；井巷费用42、总计4053万元，折合吨煤成本为154.11元。2、安装费用需要安装皮带7部，共计266万元；H架950架，共计18.7万元；胶带6000米，共计187.2万元；三联辊2000个，共计44万；底托辊950个，合计11.5万元；轨道6000米，共计72万元；道板4800块，合计45.6万元；电绞及斜巷安全设施投入500万元；通防及压风管路费用约100万元；总费用为1245万元，以上设备材料按1.5备用系数，总费用为1867.5万元，吨煤成本为71元。3、回采费用设备运行费：xx井剩余可采出量为26.3万吨，预计回采时间为451天，5部皮带每天运行18小时计算，预计电费为500万元。电绞运行费用约43、为50万元。折合吨煤费用为20.9元/吨。4、效益计算xx井原煤完全成本为400元/吨，合计吨煤成本为646元/吨。其他不可预见支出按10%计算，吨煤完全成本为710元/吨。xx井原煤平均发热量为5600大卡，市场价为895元/吨，吨煤效益为895-710=185元，全部经济效益预计为4865.5万元。六、结论1、xx井剩余采出量为26.3万吨，经济效益为4865.5万元，但由于只设计一条通道，掘进过程中要通过老火区、及采空区导致掘进过程中不可预料的因素太多，安全上不能保证。2、外围开发时间长，掘进、修复巷道加上各种设施、设备的安装，正式进入工作面掘进预计需要2年时间。3、见效慢，由于外围的掘44、进都在岩巷中，前期投入较大，只有开始方工作面后才有效益。4、井筒煤柱的回收会直接影响道主副井，井壁下沉坍塌，会直接造成地表水或第四季含水层的水溃入井下，影响xx井的安全生产。因此对于xx井剩余主副井保护煤柱的不建议开采。第三章 xx井井筒概况一、xx井概况由于xx井资源枯竭，1991年经xx(91)367号文件批准“核销xx井45万吨年的原矿井生产能力，实行xx井和xx井合并”。1992年，集团公司徐煤党发(92)37号文件批准撤销xx矿级建制，于1992年8月1日将原xx煤矿合并至xx煤矿管理，即为xx煤矿xx井。现三对矿井各自有独立的生产系统，开采下石盒子组和xx组煤层。太原组煤层由于煤层45、较薄，水文地质条件复杂以及村庄压煤等问题，尚未列入开采计划。xx井由xx煤炭工业设计院设计，xx承建施工。1960年2月破土动工，于1964年1月2日开始试生产；同年5月1日正式投入生产，原设计能力为21万吨年，1974年改扩建箕斗井，生产能力提高到45万吨年；1980年煤炭部核定生产能力为80万吨年。1984年产量创历史最高纪录，生产原煤121.0万吨。由于80年代开采强度大，造成资源枯竭，为此，xx(91)367号文件批准“核销xx井45万吨年的原矿井生产能力，实行xx井和xx井合并”。目前矿井已结束回采，正在进行设备回收，即将进入关井闭坑。二、xx井主要生产系统1、提升系统运煤方式皮带为46、主，辅以溜子副提设备KJ22.51.2D主提绞车2EM3000/1530JRQ148-8电动机JRQ148-81t单层单车罐笼箕斗J-4箕斗副提能力66万吨/年主提能力98.2万吨/年运人方式运料方式矿车系统评价可 靠2、排水系统xx井原有2个中央泵房6台水泵，-140水平安装200D436水泵3台，-220水平安装200D434水泵3台，均为双回路供电，两趟排水管路，目前-220泵房已撤销，设备已回收。3、供电系统xx三井电源均来自xx电厂，以xx区域变电所35kv双回路供xx三井地面变电所。xx井：xx区变配出的三条6KV线路分别代xx井口电板的三段母线上的全部负荷。xx井口电板段母线与段47、母线,段母线与段母线,段母线与段母线之间均设有联络开关,构成环母线供电。下属的风井电板,洗选厂电板，压风机房电板及井下-140中央泵房均为双回路供电。各自母线上均设有联络开关,正常情况下,各段母线分别代各自母线上的负荷,所有联络开关均处于分闸状态。井下高压供电系统根据采区布置和生产需要设置区域变电所和配电点，全部采用双回路供电。4、压风系统xx井地面安装2台4L-20/8型空压机，供矿井生产过程中使用。5、通信系统井上下、矿内外调度通讯：我矿三井井上、下分别使用数字程控调度机，全部直通到主要要害岗位，各采掘头面，部分主要场所还按装了可视监控，达到了可视对讲，使调度畅通。6、通风系统xx风井井筒48、直径3.5m，装配70B2-21NO24轴流式风机2台，电机型号JSQ1512-8、 转数740r/min、功率570kw，一台运转，一台备用。7、主井、副井、风井井筒煤柱留设及变形情况（1）主井、副井、风井井筒煤柱留设在工广煤柱开采前，对主井、副井、风井三个井筒分别留设了保护煤柱，井筒按级保护，围护带宽度为20m，井筒标高+37m，冲积层厚度为84.35m，采用：=45，=70 ，=70-0.7。主井、副井、风井保护煤柱平均宽度分别为：140m、134m、120m。（2）主井、副井、风井井筒变形情况由于受工广煤柱的采动影响，xx井主副井均出现不同程度变形，我矿组织人员每10天对xx井副井和主49、井井筒竖直情况进行一次全面测量。每周对主井、副井、风井井口标高水准测量一次。主、副井筒测量采用在井筒内投放细钢丝，钢丝下方悬挂重锤拉直钢丝。量取钢丝与罐道和横梁的距离，从井筒下口向上每隔一个横梁量取一组数据。2011年8月5日测量结果：主井上口向东偏71mm，向南偏58mm。副井上口向北偏39mm，向西偏59mm。预计主井、副井最大偏斜不超过100mm。主井、副井、风井井口标高未受采动影响而下沉，井壁目前无开裂现象，井下采动对主井、副井、风井影响为级以下。主、副井及风井剖面见下图8、xx井现有设备的回收情况xx井上下设备的回收工作自7月1日开始便有序展开，目前的回收工作已接近尾声，预计8月2550、日可回收完毕，具体已回收设备及待回收设备如下：xx井2011年7月1日至今回收上井设备明细名称型号数量(台件)现存放地点备注电度表DSX814机电一区大院开关80A/80N13机电一区大院开关120A13机电一区大院开关200A3机电一区大院电机30KW1机电一区大院电机37KW2机电一区大院电机40KW30机电一区大院电机55KW1机电一区大院电机75KW2机电一区大院高爆开关BGP23-69机电一区大院变压器315KVA3机电一区大院综保2.5KVA7机电一区大院综保4KVA3机电一区大院馈电开关400A20机电一区大院电绞11.4KW8机电一区大院电绞25KW3机电一区大院回绞8T2机电51、一区大院架线电机车10T1机电一区大院40T溜子SGW-40T*213机电一区大院跟节40T12机电一区大院中间部40T116机电一区大院皮带SSJ-804运输一区皮带SSJ-1502运输一区扒装机0.3m32机电一区大院乳化液泵XRB2B3机电一区大院排砂泵22KW1机电一区大院对旋风机5.5KW*23机电一区大院xx井井下待回收设备明细名称型号数量(台件)现地点备注低防开关80A/80N/120A10高压开关柜KYGG14-140泵房干式变压器315KVA5-140绕道移动变电站，六一队车房移动变电站，六一队变电所，-140泵房变电所干式变压器400KVA1高爆开关BGP23-63馈电开关52、400A3电绞11.4KW1井下口电绞25KW2回绞8T2防爆充电机1翻车机1给煤机K31电瓶车5T1皮带中间部SSJ-80150米主井下皮带中间部SSJ-150100米主井下多级泵200D43*62-140泵房高压电缆95mm2铝芯200米井筒第四章、xx井井筒封堵设计方案一、xx井主、副、风三个井筒详见表1（井筒特征情况）表1 井 筒 特 征 情 况 表井筒名称落底标高（m）井筒直径（m）井筒装备主 井-147D=5.03t箕斗副 井-147D=5.0单层单车罐笼风 井-55D=3.570B2-21N24风机二、井筒周边地表水受井下反复采动破坏致使地表不断缓慢下沉，形成大面积塌陷区，区内常53、年积水，水位高34.3 m，洪水期间最高水位+36.25 m。xx井周围地表河流主要有3条，分别为拾屯河、拾新河以及黑璋河。其中，拾屯河位于井田南部，为季节性河流，全长13Km，向东延伸通往大运河；拾新河起自西北而东南的人工挖掘河流，常年积水，深达56m，河床不连续且与塌陷区连成一片；黑璋河紧靠xx井工业广场南侧，与各塌陷区相连，经黑璋村北，通过王庄矿塌陷区最终汇入大运河，全长约6 Km。据观测，三条河流平均水位均低于塌陷区积水位。除上述地表水体外，井田范围内尚有零星分布的鱼塘和纵横交错的排水沟渠，矿区地表水系较为发育。井筒周边存在河流及塌陷积水区，主井、副井和风井分别距河道和积水区距离如下表54、2：xx井周边主要地表水体距离各井筒距离统计距离河道（m）塌陷积水区（m）主井160230副井231205风井44500xx井主副井及风井井口标高均为+37.00 m，始建高度高于历史最高洪水位+36.25 m，满足矿井防洪要求。井筒封闭工程必须满足防洪要求，而风井距河道较近，其防洪能力要相应地提高，可增高井口封闭高度或于河道旁筑坝防洪。据观测，由于受工广煤柱开采扰动的影响，三对井筒中主井井筒的沉降及受扰动程度最为明显，井底与井口有90mm的倾斜。井筒在关闭之后的一段时间里可能会随着岩层应力的释放而继续发生倾斜，井筒井壁会进一步发生破裂，地表水及第四系松散含水层水沿裂隙流入井筒。故封井工程需特55、别对井筒易变形部位做特殊处理。三、封堵井筒的意义由于xx井底巷道与xx矿井底巷道相连通，矿井闭坑后的井筒封闭具有重要意义，如2007年因汶河溃堤并通过煤矿用于井下水砂充填的废弃砂井突入新矿集团华源矿而造成巨大生命和财产损失；2007年陕西省支建煤矿临近废弃铝土矿塌陷区和铝土矿矿坑中的积水通过象征性的三道“水闸墙”（实际为密闭墙）溃入正在生产中的支建煤矿，致使井下两条水平巷道和两条倾斜巷道被淹没。鉴于几起因井筒或巷道封闭措施不到位导致的突水事故，xx井在报废后需对三个井筒进行严格封闭，以防止地表水体渗入或流入井筒而影响位于xx井深部的xx井的安全生产。四、工程概况应xx矿方要求，设计人员到现场听56、取了矿方以及集团公司相关技术人员对井筒基本情况的介绍以及对封堵的技术指导意见，需封堵的井筒包括主井井筒、副井井筒和风井井筒，主井为罐笼井，井筒直径5米，井深约180米，井壁为混凝土结构；副井井筒直径5米，井深约180米；风井井筒直径3.5米，井深约90米，井筒存在变形开裂和漏水，井筒的变形还会进一步加大。由于xx井底巷道与xx矿井底巷道相连通，若仅井口封堵，由于井筒壁变形开裂漏水或井筒内大量充水，可能影响或威胁xx矿的安全生产，因此该井筒的封堵重点在于水的防治。五、封堵方案目前，立井井筒封闭方式大致有两种，一种是井盖封闭法，另一种是全部充填法。1、井盖封闭法井盖封闭法是指以立井井筒为中心向四周57、挖掘半径为20米左右的环形坑，将水泥混凝土井盖置于坑内。从矿井防治水角度看，井盖封闭法关键之处在于井盖与井筒接触部位的密闭防渗处理。2、全部充填法全部充填法是指用石料、粘土、水泥混凝土等材料将井底车场及整个井筒充填。从矿井防治水角度看，全部充填法关键之处在于充填材料搭配合理性以确保充填体具有良好的防渗能力。3、方案选用 2011年7月，由徐矿集团、xx矿、中国矿业大学矿山水害防治研究所及中矿国际设计研究院徐州分院相关技术人员组成的讨论组，集体讨论xx井井筒封闭方案，最终确定封井方案为全部充填法。 xx井三对井筒封闭的防治水源主要是地表水和第四系含水层水，防止导水通道及下渗通道的形成主要在于对井58、壁做特殊防渗与加固处理。考虑到三个井筒都不是太深，采用井筒完全充填的方案，可避免井筒漏水进入巷道，或是井筒内充水可能造成的水患。六、方案实施具体做法为：1、井筒底部的马头门处，在宽出井筒35m的位置，间隔500放置废旧工字钢（上下各锚入巷道壁300），紧挨着工字钢砌筑370厚墙一道。这样，让墙体和工字钢共同作用，作为混凝土模板的同时可以抵御大量混凝土的侧向冲击。然后以C30混凝土浇筑至沿井筒向上2m的位置。这里需要注意的是，靠近370墙的位置先浇筑约2m左右的厚度，待其硬化有一定强度后再浇筑剩余部分。这样在井筒底部就形成了一个混凝土结构塞体。当初讨论时，这部分的做法是用毛石砌筑，但考虑到实际施59、工时，一是毛石到井底的运送困难，二是工人的砌筑困难，所以更改为混凝土浇筑的方式。2、混凝土浇筑位置开始沿井筒向上15m高度，设置用粉煤灰加约20%的水泥。它们的作用是形成一个阻水段。3、阻水段以上用矸石、碎石、粉煤灰或素土等分层回填至井口位置。4、井口以钢筋混凝土盖板封堵。需要注意的是，混凝土浇筑不可以直接将混凝土从井口往下倾倒，防止由于各骨料下降速度不同而产生分崩离析，从而失去混凝土的效用。需要以管子输送。第五章 xx矿xx井拆除及封堵施工方案一、工程概况xx井现有主井、副井、风井三个井筒，主井井筒直径5.0米，井筒深度184米，采用钢轨罐道， 3t箕斗提升；副井井筒直径5.0米，井筒深度160、84米，采用木罐道， 布置有单层单车罐笼；风井井筒直径3.5米，井筒深度92米，现用两套70B2-21N24型风机正常运行。施工期间暂时保留主井、副井提升系统，用于工程施工，风井施工时利用凿井绞车安装临时吊挂系统。二、施工方案根据中矿设计研究院徐州分院的封堵方案，并结合xx井现有条件，保留现有风机通风系统和提升系统，采用三个井筒顺序封堵方案。三、施工顺序先拆除并封堵主井，再拆除并封堵副井，副井封堵后停止主通风记的运转，同时做风井拆除准备。井筒下口封堵后利用FBD系列煤矿用防爆压入式对旋轴流局部通风机进行通风，同时拆除回收井筒内罐道梁、罐道、电缆、管路等装备。施工期间每天定时对井筒瓦斯和有毒有害61、气体进行检测。1、主井施工：拆除装载硐室设备拆除井底水窝钢梁巷道内工字钢支撑梁安装装载硐室和水窝混凝土浇灌井筒钢梁等拆除箕斗拆除上口金属结构及稳罐道拆除井口开挖井口封堵。2、副井施工：下口水窝钢梁拆除进出车巷道内工字钢支撑梁安装进出车操车设备拆除下口混凝土浇筑井筒内电缆回收井筒内钢梁和管路拆除罐笼拆除上口金属结构及稳罐道拆除井口开挖井口封堵。3、风井施工：原有密闭井架密闭墙拆除防爆盖拆除安装快速安全梯和稳车等临时吊挂下口混凝土浇灌井筒回填上口封口盘安装混凝土井架拆除倒运井口开挖井口封堵。四、施工方案1、施工准备（1）安装FBD系列煤矿用防爆压入式对旋轴流局部通风机一台，并将风带利用25KW电绞62、下放到井下口。（2）首先沿井壁位置下放信号电缆一根，利用扎带逐层固定在罐道梁上，施工期间两头接上KTT-10型矿用本安型对讲电话机。（3）安装10吨凿井绞车一台，用以回收电缆等井筒物件。安装40KW电绞一台，用作井筒内拆除物件。拆除的物件利用箕斗集中打到井上卸车。(4)井筒内敷设3*10+1*6动力电缆一趟，用于临时照明和混凝土浇灌期间震动棒电源。(5)安装5吨煤矿用快速安全梯一台，和10吨稳车配合组成风井临时提升系统。2、主井封堵(1)首先拆除回收下口装载硐室内计量斗、给煤机、卸煤溜槽等钢构件，然后依据设计在装载硐室后方巷道5米以外用工字钢做混凝土墙支撑。接着拆除井底水窝内钢梁，然后利用箕斗63、作为容器将混凝土运输下井，按照设计图纸要求进行浇灌，每次浇筑高度2米，待混凝土凝固后再浇筑剩余部分，一直到井底马头门上方2米位置。(2)利用10吨稳车，下放钢丝绳回收井筒内的电缆，从下向上拆除电缆卡子，同步用临时卡子将电缆卡在钢丝绳上，回收上井。(3)利用40KW电绞作为起吊钩头，利用箕斗乘人平台作为容器，拆除回收装载以上位置钢梁、罐道和管路等钢构件，一边拆除，一边用粉煤灰、水泥搅拌料按照要求回填夯实，同时根据施工位置回收风带。(4)井筒装备拆除完毕，开挖井口至设计位置，利用工字钢梁作为托架，立模板、扎钢筋浇筑混凝土，完成上口封堵。3、副井封堵（1）在井底平巷进出车位置，根据设计位置用工字钢做64、混凝土墙支撑。(2)拆除井底水窝内钢梁，接着拆除井底操车设备及平台梁。(3)用罐笼作为容器（或者井筒内原有排水管路）将混凝土运输下井，按照设计图纸要求进行浇灌，每次浇筑高度2米，待混凝土凝固后再浇筑剩余部分，一直到井底马头门上方2米位置。(4)利用10吨稳车，下放钢丝绳回收井筒内的电缆，从下向上拆除电缆卡子，同步用临时卡子将电缆卡在钢丝绳上，回收上井。(5)利用40KW电绞作为起吊钩头，利用罐笼作为容器，拆除回收井筒内的钢梁、罐道和管路等钢构件，一边拆除，一边用粉煤灰、水泥搅拌料按照要求回填夯实，同时根据施工位置回收风带。(6)井筒装备拆除完毕，开挖井口至设计位置，利用工字钢梁作为托架，立模板、扎钢筋浇筑混凝土，完成上口封堵。4、风井封堵（1）在风井现有混凝土井架位置打墙开门，拆除风井防爆盖。（2）安装临时提升系统。（3）清理风井下口和井筒杂物，根据设计位置用工字钢做混凝土墙支撑。（4）井筒回填。（5）井上口封临时保护盘，拆除并倒运混凝土井架。（6）井筒装备拆除完毕，开挖井口至设计位置，利用工字钢梁作为托架，立模板、扎钢筋浇筑混凝土，完成上口封堵。