1、潞安新疆煤化工（集团）有限公司二矿改扩建工程 可行性研究报告潞安二矿矿山设计可行性研究报告1总论1.1项目背景1.1.1项目名称、隶属关系及所在位置1项目名称：潞安新疆煤化工（集团）有限公司二矿改扩建工程。2隶属关系：潞安新疆煤化工（集团）有限公司。3煤矿位置：矿区位于新疆维吾尔自治区哈密市三道岭矿区东部，行政区划隶属哈密市管辖，位于哈密市西84km，距乌鲁木齐530km。1.1.2 项目单位概况潞安新疆煤化工（集团）有限公司是山西潞安矿业集团通过增资扩股与新疆哈密煤业进行资产重组联合的新性能化集团。潞矿集团是由原潞安矿务局于2000年8月整体改制成立的国有独资公司，潞安矿物局成立于1959年2、，经过40多年的艰苦创业，现已发展成以煤为主，煤、电、焦、化多元化产业并举的特大型煤炭企业集团，属山西省五大煤炭集团和12户国有资产授权经营单位之一，2005年在全国500家大企业中排名第361位，是国家能源建设的重点基地之一。截止2004年底，潞矿集团拥有总资产98.0209亿元，其中中长期贷款15.0053亿元，产自负债率63.2%。2004年主营产品销售收入50.9231亿元，实现利润2.5882亿元。2001年，潞安矿业（集团）有限责任公司作为主发起人，以下辖王庄、漳村、五阳、常村4对生产矿井及其选煤厂、石圪节选煤厂等的经营性净资产作为出资，郑州铁路局、日照港务局、宝钢集团国际经济贸易3、总公司、天脊煤化工集团有限公司和潞安工程有限公司等5家发起人投入货币资本，共同发起设立了潞安环保能源开发股份有限公司。潞安环保能源开发股份有限公司煤炭产品在国内拥有17个省市的500多家常年用户，还向日本等国家出口；所产动力煤，为陕西省名牌产品；所研发出的以贫煤加工的喷粉煤新产品，填补了市场空白，其技术标准，成为订立国家标准的基准。原哈密煤业（集团）有限责任公司是自治区管理的六大工业企业之一，2003年被列为自治区30强工业企业。哈煤集团公司下属9个分公司，9个子公司和勘察设计院及其它8个辅助单位，是以煤炭生产为主，以煤炭勘查、煤炭设计、煤炭施工、热电厂、建材、化工、机械加工及维修、汽车运输、4、棉纺、硅铁、电石、石材开采及加工、农业种植、仓库服务。潞安新疆煤化工（集团）有限公司二矿为原哈密煤业(集团)有限责任公司井采公司二井，2007年9月28日山西潞安矿业集团有限公司与新疆哈密煤业(集团)有限责任公司进行资产重组，原哈煤集团组建为潞安新疆煤化工（集团）有限公司，2007年10月18日原哈煤集团井采公司解体，原井采公司一井成立为一矿，原井采公司二井成立为二矿。本次生产能力核定是在2008年6月进行技术改造后，矿井各系统能力均发生产变化，且进行一年的生产验证基础上进行的。因企业于2007年9月重组后，企业各类证照变更问题，矿井名称仍延用哈密煤业(集团)有限责任公司井采公司二井。1.1.5、3 可研报告编制的依据1.新疆煤炭工业“十一五”发展规划。2. 新疆地矿局第161地质大队2009年1月提供的新疆哈密市三道岭矿区北泉二煤矿扩大勘探报告及评审意见。3.哈密三道岭矿区一号斜井井田、北泉井田、砂枣泉井田精查地质报告。4.新疆哈密三道岭煤矿区北泉井田井采公司二井资源储量分割核实报告。5.井工煤矿初步设计安全专篇编制导则（征求意见稿）。6. GB50215-2005煤炭工业矿井设计规范、2009年7月1日起执行的煤矿安全规程、煤矿救护规程、建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程及其它现行适用规范。7. 国家有关煤炭工业建设的技术、经济政策和法律、法规。8. 潞安新疆煤化工6、（集团）有限公司二矿提供的实测资料和现场踏勘收集的资料。9、潞新集团公司 “设计委托书”。1.1.4 项目提出的理由2009年11月，为了增加出疆煤市场份额，稳步推进潞新集团公司新疆发展战略，加快潞新集团公司的发展及矿区开发建设，潞新集团公司委托我院开展潞安新疆煤化工（集团）有限公司二矿改扩建工程设计工作。计划将矿井生产规模扩大到4Mt/a。1.2 项目概况1.2.1 井田概况1本次设计推荐的井田范围与正在进行编制的矿区总体规划中所推荐的范围一致：其东西走向长8.5411.87km, 南北倾向宽：0.974.09km, 面积37.02km2，2井田内可采、局部可采煤层共计4层，其批准的地质资源7、储量总量（331）+（332）+（333）为317.733Mt，设计可采储量为170.671Mt。3本井田内煤层为低灰分，中高挥发分、特低硫、特低氯等特低有害元素、高发热量、低软化温度、含油、不具粘结性的21号不粘煤及31号煤不粘煤。主要可采煤层属中厚-特厚煤层，结构较简单，属较稳定煤层，为良好的民用煤及工业动力用煤。1.2.2 报告编制的指导思想1. 全面贯彻落实科学发展观，以市场为导向、以经济效益为中心，以科技为先导，走资源利用率高、安全有保障、经济效益好、环境污染少和可持续发展的新型工业化道路，贯彻节能减排的政策。2. 根据煤层的赋存和开采条件，依靠科技进步，采用适于该煤矿条件和生产规模8、的先进技术和生产工艺，提高矿井开采的技术水平，促进矿井的标准化建设。3. 贯彻安全生产方针，提高机械化开采水平，降低劳动强度，把煤矿建设成为安全、稳产、高效的矿井。4. 充分考虑矿井建设的现状，结合现场收集的资料及公司相关人员沟通过程中提出的建议进行合理化设计。5. 以生产经营为主线，充分利用已有工程、设备和设施，多做煤巷，少做岩巷，以最小的投入获得最大的经济效益。1.2.3 建设规模及主要技术特征1利用矿井已有开拓工程，主、副斜井开拓。主斜井采用带式输送机运煤，副斜井采用串车提升。2在开采井田范围之内，矿井地质资源储量317.733Mt，矿井设计可采储量为184.954Mt；矿井设计生产能力9、4.00Mt/a；矿井服务年限33.0a。3采煤方法与工艺为走向长壁综合机械化放顶煤开采法。4矿井采用分区式通风系统，主扇型号FBCDZ-8-26B型对旋防爆轴流式风机。5地面运输采用公路运输方式。6地面生产系统：通过2008年的技术改造，二矿目前已形成了一套较为完备的地面煤炭加工系统。它主要由原煤系统和选煤厂组成，其工艺为+300mm手选，300-40mm块煤采用动筛排矸，-40mm原煤不洗选直接作为混煤产品。煤泥回收和煤泥水澄清采用浓缩、压滤工艺，回收后煤泥掺入混煤产品。7供电电源：建议业主统一规划三道岭矿区的供电系统，在建设2330MW电厂时，在其升压站内设置两台电压比为220/35kV10、的降压变压器，35kV母线侧采用单母线分段，由该35kV母线侧设一回联络线与现有热电厂联网。设计确定本矿仍采用35kV供电，两回供电电源分别引自热电厂升压站35kV侧和拟建电厂降压站35kV母线侧，线路长度分别为5km（经核算，扩建达产时原有线路满足矿井供电要求，故利用已有）和5.2km（利用已有改道，定为5.2km），导线规格均为LGJ185。8供水水源：目前三道岭矿区有白杨河和砂枣泉2个供水水源地，经处理后共同向三道岭矿区供水，总供水能力16000m3/d。矿区管网已经形成，由矿区中心居住区向新疆煤化工（集团）有限责任公司所属一号矿井及本矿引出一条DN300输水管道，其中向本矿分配的支管管11、径为DN200，由于通向本矿支管水压偏小，因此在工业场地设有500m3蓄水池及给水泵房各一座。9新增井巷工程总长度为12195m，其中岩巷为591m，煤巷为11604m；掘进总体积169833.4m3，其中岩巷为8492.84m3，煤巷为161340.56m3。10建井工期：15.8个月。1.2.4 项目总投资及效益情况本矿井项目总投资为45833.92万元，其中：井巷工程为7677.74万元；土建工程为4574.56万元；设备购置为18436.89万元；安装工程为5721.62万元；其它工程和费用9423.11万元。本矿井新增项目建设投资为33287.33万元，其中：井巷工程为7587.0312、万元；土建工程为1480.91万元；设备购置为10654.02万元；安装工程为5721.62万元；其它工程和费用7843.75万元。预测煤价块煤为171.55元/t ，生产期年平均销售收入为68620万元/a，年销售税金10065.57万元、所得税5971.90万元， 企业年税后利润17915.70万元/a，经济效益可行。1.2.5 主要技术经济指标主要技术经济指标见表1.2-1表1.2-1主要技术经济指标序号项 目单 位（无项目）指 标（有项目）指 标1内部收益率(全部投资)%294.7884.492内部收益率(自有资金)%411.9896.193投资回收期年1.372.664财务净现值(全13、部投资)万元65082.21167738.105财务净现值(自有资金)万元65381.41168628.206投资利润率%72.2550.077投资利税率%101.8371.168资本金利润率%59.6470.931.3 问题与建议新疆哈密市三道岭矿区北泉二煤矿扩大勘探报告及哈密三道岭矿区一号斜井井田、北泉井田、砂枣泉井田精查地质报告控制并查明了井田内地层、地质构造、地层层序和含煤地层时代；初步查明了可采煤层层数、层位、厚度、结构及变化；查明了煤质及其变化，指出了煤的工业利用方向；对矿井水文地质条件和开采技术条件进行了论述；提供了满足矿井设计规模的地质资源量，可以作为4.00Mt/a矿井的设计14、依据。存在的主要问题及建议如下：（1）原精查报告部分钻孔封孔质量差，煤层开采到钻孔附近时应加强矿井排水量观测，先探后采，确保煤矿安全。（2）原精查报告为1963-1964年期间所做，经过40多年的发展，尤其砂枣泉区域其地面建筑及设施掌握程度不高，建议加强对砂枣泉井田内地面设施进行详细勘探，方可对地面建筑保护煤柱的留设进行准确掌握。（3）根据地质报告及现有生产矿井提供的瓦斯实测资料，矿井为低瓦斯矿井，但是在断层及构造部位瓦斯含量会增高，出现局部瓦斯积聚现象，因此，在开采时加强监测及通风工作，防止局部地段的瓦斯富集引起瓦斯爆炸；区内煤层很易自燃，要防治井下火灾事故的发生。同时煤尘也具爆炸性等不利因15、素，均是煤层开采的较大隐患，要作好防尘工作。（4）因采空区造成的地面塌陷等地质灾害，要充分认识，采取积极有效的预防措施，以免造成不必要的人员和财产损失。（5）由于本矿对4号煤层的多年开采形成的采空区，破坏了岩石的连续性及地下水的自然流畅，部分区域可能会有地下水的积聚，在生产过程中，一定要坚持“有疑必探，先探后采”，避免造成矿井突、涌水事故的发生。（6）矿井利用的原有设备、设施均应作检测、检验，对纳入煤安标志管理的装备要有煤安标志。（7）由于本井田范围内的大部分采空区已塌陷，一方面塌陷坑是有利于水的储存，另一方面岩体塌陷造成裂隙发育，则有利于水力联系，特别是发生暴雨和山洪时，是矿井突发性充水期，16、故应有地面防洪措施，确保安全生产。从地面塌陷图片已知因矿井开采实际造成的冒裂带已达地表，更应该加强注意其对井下生产的影响和威胁。 （8）认真分析研究调查3.7重大顶板透水事故情况，做好防突水措施。特别是断层及采空区附近。2井田概况及建设条件2.1井田概况2.1.1 交通位置矿区位于新疆维吾尔自治区哈密市三道岭矿区东部，行政区划隶属哈密市管辖，位于哈密市西84km，距乌鲁木齐530km，矿区以北2km有312国道通过，南部10km处有兰新铁路通过，矿区至312国道有沥青公路相连，交通方便。见图2.1-1。2.1.2 地形地势矿区位于巴尔库山南侧戈壁平原，地势较平坦，地形北高南低，东高西低，坡度217、左右，植被稀疏，工作区最高海拔高度1150m，最低海拔980m，无常年性河流和湖泊，井田内除保留有浅而干涸的冲沟和风积丘岗外，均为平坦戈壁。2.1.3 河流矿区地表为平坦之戈壁，地貌单一，北为巴尔库山，本井田则位于山前倾斜平原前缘地带。由于长期侵蚀切割，形成了南北宽缓之冲沟和狭长之平台。西部局部基岩裸露，东部则为广阔的戈壁砂砾石所覆盖。区内缺少天然地表水体，唯一补给区为巴尔库山之融雪水，在流出沟口不远，即潜流于地下，故冲沟常年呈干涸状态，唯每年6-7月，山区融雪水汇流而下，但为时甚短。矿区年降雨量少，蒸发量大，常年少雨，气候干燥。然降雨相对集中，易形成短时洪流，且地表植被稀少，广布第四系松散砾18、石层更利于降水渗入。因此，地下水的补给主要受山区大气降水与融雪水的影响，具有季节性。而受其补给方式和地层、构造等影响的限制，加之矿井开采中的排水，地下水流场受到影响，使本区地下水的各种补给条件也存在明显差异。2.1.4 气象及地震本区具有很强的大陆性温带干旱气候特点，气候干燥，降水稀少，夏季炎热，冬季干冷，年温差和日温差均很大。灾害性天气现象主要为春秋两季大风，年平均最低气温-19.2，年平均最高气温+31.09，7月平均最高气温31-35，1月平均最低气温为-15到-18.，冻结期5个月（11-3月），冻结深度为0.7米，年平均降水量仅55.4mm，年蒸发量约3910.8mm，最大积雪厚度319、0mm，春秋两季多风，风向多以北新疆煤炭设计研究院有限责任公司 8 2009年12月潞安新疆煤化工（集团）有限公司二矿改扩建工程 可行性研究报告图1.4-1 交通位置图新疆煤炭设计研究院有限责任公司 9 2009年12月潞安新疆煤化工（集团）有限公司二矿改扩建工程 可行性研究报告风为主，平均风速4.90m/s，最大风速26.4 m/s。哈密地区地震的特点是小震多，根据中国地震动峰参数区划图（GB18306-2001）该区地震动峰值加速度为0.15g,地震基本烈度为级。上世纪八十年代以来，本地区发生震级4级以上地震10余次。2.1.5 矿区内工农业生产概况哈密市是新疆的东大门，地理优势非常明显，20、素有“西域咽喉，东西通道“自古是东疆重镇，是哈密瓜的故乡，以维吾尔族为主体的多民族聚居区，全区总面积15.3万平方千米，总人口51.2万人，由28个民族组成，以维吾尔族为主的少数民族比例为31.2%。矿产资源：哈密地区矿产资源十分丰富，除煤炭资源外铜、铁、金、钨、食盐、芒硝 、石膏、大理石、等储量丰富，在全疆乃至全国都占有重要地位。采矿业发达，采矿业以成为当地的支柱产业，丰富的煤碳、铁矿资源以使哈密成为自治区重要的煤炭、化工、电力基地。农牡业：农牡业在国民经济中占有重要地位，哈密市境内有可耕地140万亩，现有耕地40万亩，草场面积1862万亩，得天独厚的光热资源，孕育出享誉全国的哈密瓜、五堡大21、枣、棉花等土特产。哈密交通发达，公路、铁路、航空，人口密集，哈密有着历史悠久的文化底蕴，人文景观独特，自然景观有大漠、绿洲、雪山、高山草场、和草原，旅游资源开发潜力巨大。2.1.6 矿区开发简史，现有生产、在建矿井和小窑分布及开采情况1. 矿井开发史北泉二煤矿现生产矿井东西走向长22.7km，南北倾斜长2.052.95km，井田面积6.3032km2，西部以F2逆断层下盘断煤交线为界，西邻一井井田，东邻砂枣泉井田，南部以4煤+700底板等高线水平投影为界，北部以6煤露头线为界，东邻砂枣泉井田。最初作为一矿的接续井设计，因一矿工业广场位于F2断层上盘，由于受构造和采动影响，自1977年以来，F222、断层岩体沿断层向采空区方向滑动，位于上盘的主付井筒和工业广场建筑物均受到破坏，应搬迁重建。北泉二煤矿现生产矿井1989年11月1日开工建设，1991年2月原中国统配煤矿总公司和国家能源投资公司批准现生产矿井设计能力由0.3Mt/a改为0.6Mt/a。1995年10月移交生产，1996年生产原煤0.663Mt/a，做到了当年投产当年达产。2002年78月通过对矿井的提升系统进行改造，矿井的核定生产能力达1.20Mt/a。2003年，矿井的生产原煤1.16Mt/a。2007年5月14日经新煤行管发2007261号关于2006年生产矿井（井）生产能力复合结果的通报，北泉二煤矿现生产矿井的生产能力核定23、为1.50Mt/a，矿井采区回采率达80%。北泉二煤矿现生产矿井采用反斜井单水平上下山开拓，矿井共有3个井筒，一对为反斜井，反斜井为进风井，一个立井为回风井，采用中央并列式通风。北泉二煤矿现生产矿井只对4号煤进行开拓。矿井第一水平设在818m，开拓巷道全部布设在4号煤层底板岩石中，采区上下山沿4号煤层底板掘进。上山采区布设10个工作面，西翼6个工作面，2004年开始818m水平下山采区延伸，2006年3月完成，并将生产采区转入下山采区。北泉二煤矿现生产矿井采矿许规定的井田面积6.3023km。可采及局部可采煤层4层，总厚度14.38m，煤层倾角5-25,开拓方式为单水平上下山。北泉二煤矿采取综24、采放顶煤开采工艺，矿井为低瓦斯矿井，煤尘具有爆炸性，煤层有自燃发火倾向，发火期36个月。2. 邻近矿井开发情况（1）潞安新疆煤化工（集团）有限公司露采公司:露采公司是井采公司一井西邻。于1957年筹建，1962年2月破土剥离，1970年2月简易投产，设计能力为1.50Mt/a，服务年限35年。原设计确定在6km范围的露天坑内，将露天井田分为东西二区，开采顺序先东后西，东西并举，开拓方式为内部出车沟，固定折返干线，蒸汽机车标准、轨铁道运输外部排土场。1980年东区已达到开采设计能力。1981年煤炭部将露天西扩工程确定为开拓延深项目。（86）煤生字第0280号文件决定露天矿由设计能力1.50 Mt25、/a扩至1.80 Mt/a，净增30 Mt/a，西区基建从1987开始，基建工作于1992年完成，露天矿年产达到180 Mt/a的能力。露天井田含煤六层，总厚度17.65m，4号层为主采层，平均厚13.84m，2号、6号煤层局部可采。露采公司的井田走向长6km，南北宽0.751.3km，面积6.5km2。地质储量99.72Mt，可采储量88.12Mt，到2003年底已采出煤量36.01Mt，完成剥离2.58亿m3 。截止2003年末剩余地质储量45.97Mt，可采储量40.10Mt，尚可服务22年。其中：4号煤层地质储量41.71Mt，可采储量37.54Mt；2号煤层地质储量42.63Mt，可26、采储量25.58Mt。采矿许可证号：6500000220832 。2002年底原新疆煤管局以新煤生许通字【2002】第008文批准核发新的生产许可证，证号：G310401001G1。（2）潞安新疆煤化工（集团）有限公司井采公司一井一矿位于新疆哈密三道岭矿区，东邻二矿，西与露采公司煤矿相邻。一矿于1958年8月动工兴建1960年6月提前简易投产，设计能力0.3Mt/a。1968年1975年进行延深补套建设，矿井已达到设计能力，1980年7月矿井生产能力核定为0.3Mt/a，1987年2003年矿井通过各种合理技术的改造2004年产量首次突破1.0Mt大关，目前核定生产能力为1.45Mt/a。井田27、东西走向2.1km，南北宽2.5km，面积4.546km2 。矿井原始工业储量为107.67Mt，一矿开采过程中，由于以下原因，造成实际开采储量和服务年限下降：（1）以往落后的采煤方法，回采率较低，损失煤量较多；（2）由于矿井规模的扩大，核定能力有0.30Mt/a提高到1.45Mt/a，造成矿井的服务年限降低；（3）老312国道及运煤干线从一井矿井田通过，使一矿范围的可采储量减少。可采煤层二层（4号、6号），4号为主采煤层，平均煤厚13.5m，开拓方式为多水平开拓，一矿采用综采综掘放顶煤开采，矿井为低沼气矿井，煤尘具有爆炸性，煤层有自然发火倾向，发火期36个月。采矿许可证号：65000002228、0029，发证日期为2002年1月，有效期7年2个月。生产许可证，证号：G3122201002G1，有效期7年。（3）砂墩子煤矿（已关闭矿井）砂墩子煤矿井田位于三道岭矿区的北部，为一停产矿井。井田走向长度平均4.6km，南北倾斜宽度平均2.75km，井田面积12.5km2该矿由哈密集团于2001年10月从哈密市收购矿井开拓方式为斜井开拓，采煤方法为走向长壁轻型综采放顶煤，生产水平标高为+980m，据地面平均垂深为122m，矿井每日排水量约100m3。该矿井在基建过程中受F1、F2、F3三条大断层及相关的次生断层影响，以往的开采储量已无法通过正规的采煤法采出了，由于矿井范围内复杂的构造，使的砂墩29、子煤矿作为哈密煤业集团有限责任公司的大型接续矿井已无可能，于2005年被迫停产。2.1.6 矿业权设置情况目前有效的采矿许可证范围：东西走向长1.942.94km,倾向宽：1.792.71km, 面积6.3032 km2。有效期：2002年1月-2009年3月。井田范围拐点坐标见表2.1-1。表2.1-1 采矿许可证范围拐点坐标表 序号XYS14778699.0016474095.00S24778083.0016474259.00S34776946.0016475245.00S44777788.0016476989.00S54778766.0016476392.00S64779155.001630、477023.00S74780718.0016476048.00扩大范围为一不规则多边形，东西最长4.95 km,南北最宽5.26 km,面积20.48 km2。勘查区中心地理坐标为 430741；924426，其拐点坐标详见表2.1-2。表2.1-2扩大井田范围拐点坐标表拐点XY北纬东经14778699.0016474095.0043083392405324778083.0016474259.0043081392410134776946.0016475245.0043073692414444776735.8716475247.8743073092414554776734.651647558631、.9443073092420064776271.7416475585.2843071592420074776263.6616477958.9443071592434584776726.5716477960.4343073092434594776725.4816478299.50430730924400104777188.3816478300.98430745924400114777184.2016479657.17430745924500124777647.1116479658.55430800924500134777644.1516480675.6243080092454514477810732、.0616480676.93430815924545154778106.1016481015.93430815924600164779031.9216481018.51430845924600174779032.8716480679.56430845924545184779495.7716480680.87430900924545194779500.7916478986.21430900924430204779963.7016478987.64430915924430214779965.8216478309.82430915924400224780428.7316478311.2943093033、924400234780432.0416477294.63430930924315244780894.9516477296.17430945924315254780899.6016475940.72430945924215264780621.8616475939.74430936924215274780718.0016476053.00430939924220284779155.0016477023.00430849924303294778766.0016476392.00430836924235304777788.0016476989.00430804924302本次设计推荐矿区范围：西以F34、2断层为界，北、东以最下部可采煤层（北泉为6号煤层，砂枣泉为5号煤层）露头为界，南部以F1断层为界。井田东西走向长8.5411.87km, 南北倾向宽：0.974.09km, 面积37.02km2，这与正在进行编制的矿区总体规划中所推荐的范围相一致。其拐点坐标详见表2.1-3。表2.1-3设计推荐矿区范围拐点坐标表拐点编号XY拐点编号XY14782090.305116485462.3146104781032.866916476197.328524782074.060016484233.9560114778699.455816474094.846234782496.132316482651.1635、89124778154.911516474354.806144782180.992616481847.5339134777629.911516474909.806154782423.002216480818.2319144776237.911516475684.806164782181.449916479092.2814154778519.194816480619.862674781621.188916478765.8982164779572.754016483776.198884781229.355216478266.7856174781130.265916485347.614694781236、27.598016477568.2693原矿界、扩大勘探井田范围与本次设计划定范围三者位置关系示意图如下：图2.1-2原矿界、扩大井田范围与设计推荐范围关系示意图2.2 矿井建设的外部条件2.2.1 运输条件及评述本井田公路、铁路交通方便，井田以北有312国道通过，目前在建连霍高速公路也在井田北部通过。兰新铁路在井田以南10km处通过，在鸭子泉设接轨站通往矿区。本井田位于哈密市区以西约80km处，省道203、302与哈密市相连，国道312、连霍高速和兰新铁路经过哈密市区，井田周边交通便利。2.2.2 电源条件及评述扩建后本矿井生产规模为4.0Mt/a，根据煤矿安全规程的要求，矿井供电电源采用双37、回专用电源供电，设计根据煤矿附近的电源状况及本矿负荷情况确定本矿仍采用35kV供电，两回供电电源分别引自热电厂升压站35kV侧和拟建电厂降压站35kV母线侧，线路长度分别为5km（经核算，扩建达产时原有线路满足矿井供电要求，故利用已有）和5.2km（利用已有改道，暂定为5.2km），导线规格均为LGJ185。根据规范要求，2回线路同时工作，分列运行（正常工作时两回电源线路运行电压降均为0.9，一回线路载流量为510A）；当1回线路故障时，另1回线路能保证矿井全部负荷用电（事故时线路运行电压降为1.8）2.2.3 水源条件及评述目前三道岭矿区有白杨河和沙枣泉2个供水水源地，进处理后共同向三道岭矿38、区供水，总供水能力16000m3/d。矿区管网已经形成，由矿区中心居住区向新疆煤化工（集团）有限责任公司所属一号矿井及本矿引出一条DN300输水管道，其中向本矿分配的支管管径为DN200，由于通向本矿支管水压偏小，因此在工业场地设有500m3清水池及给水泵房各一座。2.2.4 主要建筑材料供应及评述矿井建设所需砂石材料可就近取得，主要建材如钢筋、水泥、砖、木材等需从外地购入。2.2.5 矿井建设外部条件综评综上各方面情况表明，本矿井具有交通方便、电源可靠、水源充足，土产材料易于解决等有利条件，同时该矿井有建设经验和充足的资金保证。因此，本矿井建设的外部条件较优越。2.3 矿井建设的资源条件2.39、3.1 地质构造及煤层特征2.3.1.1 矿区地层及构造1矿区地层区域新生界地层出露较广，中生界、古生界露头稀少，由老到新依次为古生界的面石炭火二迭系，中生界侏罗系的下侏罗统（J1）、中下侏罗统（J1+2）、中侏罗统（J2），新生界第三系的下第三系（E）的鄯善群、上第三系的吐鲁番群（N）、第四系（Q）。2. 矿区构造哈密三道岭矿区位于东天山褶皱带内的山间盆地的冲洪积扇前缘，北有巴尔库山，南为觉罗塔格山。三道岭煤田为中侏罗系沉积煤田，形成现煤田中部隆起被剥蚀，即现在的西山倾伏背斜，致使煤田呈现西部封闭，东部开放的“马蹄形”煤田格局，该“马蹄形”东西长30km，南北宽20km，均有中新生代地层沉积40、，受天山纬向构造带的影响，在第三系晚期经喜马拉雅运动改造，形成了大致平行天山山脉的东西向二级褶皱单元，在形成东西向褶皱的同时受到南，北扭应力的作用，产生了次一级波状起伏，三道岭煤田分布在西山倾伏背斜南翼东部，区域内褶皱简单，断裂发育，主要有F1、F2等断裂，这些断裂进一步切割了西山倾伏背斜的整体形态。（1）褶皱：西山倾伏背斜：轴向西起了敦经青山子到十五里堡，东西长30km，南北宽20km，西部倾伏端呈北西西-南东东向，东部翘起端呈北东东-南西西向，轴部由石炭-二叠系地层组成，南北两翼由中新生代地层组成，南翼由西到东分布有沙敦子煤矿区、露天煤矿、一矿井田、北泉井田、沙枣泉井田，本次工作区在北泉井41、田。该倾伏背斜北翼地层倾角18-27，南翼倾角5-25。（2）断裂：区域内断裂构造较发育，共有断裂4条，一般走向断裂规模较大，倾向断裂稀少。F1逆断裂：呈“弓”型，由沙枣泉井田经北泉二煤矿延伸到露天矿，区域内全长30km，在地表表现明显的地段为青山子，为逆断层，垂直断距东西两头小约100m，中部大约500m左右，断层面在西部向北东倾，倾角一般在45以下，东部近于北倾，据原精查报告北泉井田线及本次扩大勘探线对该断层控制较好，据此该断层在北泉井田、沙枣泉井田为一北倾的高角度逆断层，倾角70。F2逆断层：区域内长十余公里，为逆断层，由砂敦子井田经过三道岭露天矿东延到本井田北部向南急转与F1断层相交，42、该断层向南倾，倾角2864，落差1425m，到本井田东部时，倾角变为30，落差在1540m之间。F3断层：位于西山复式背斜的北翼，区域内长度50余公里，为走向逆断层，倾角27-79落差50m。2.3.1.2 井田地层及构造1. 地层北泉二煤矿大部分被第四系覆盖，在北泉二煤矿的西部有第三系地层部分出露。现由新至老分述如下：（1）第四系全新统（Q4apl）：现代河床冲洪积层,以松散砂土,砾石为主,分选差，次园状，透水性极强。厚024.60m,平均厚17.00m,与下伏地层呈角度不整合接触。（2）下第三系鄯善群（E）:本段地层可分为五段。全厚185.50m，根据岩性特征，由上到下分为五组：砖红色泥岩43、组:以巨厚层状的砖红色泥岩为主夹砂质泥岩及泥质砂岩、浅褐色粗砂岩，含少量的钙质结核。平均厚28.10m。砂砾岩、泥岩互层组: 砖红色泥岩与浅红色砂砾岩互层平均厚度43.25m。含钙质砂岩及泥质砂岩互层组:平均厚度28.55m。砾岩及灰色砂岩组：由杂色砾岩、灰白色钙质砂岩、含大量钙质结核的泥质砂岩组成。厚75.09m。底砾岩组：分选不好，夹有数层红色泥岩胶接松散，与下伏地层呈角度不整合接触。（3）中朱罗统西山窑组：（J2x） 全厚670.17m，由上到下分为两段：上部灰绿层段(J2x2)：以深绿色、深灰色粉砂岩、细砂岩为主。中夹粗砂岩薄层砂砾岩及菱铁矿结核，厚481m。下部含煤段(J2x1)：为44、本区含主要可采煤层地层，分为上下两部分。上部为灰色、灰绿色泥岩、砂岩、砂砾岩组成韵律比较清晰的旋回结构。下部含煤六层，由上到下编号为1、2、3、4、5、6号煤层。含煤性较好，结构较稳定的煤层3层，为4、5、6号煤层，局部可采煤层1层，为2号煤层，煤层间由砾岩、砂岩及灰黑色、灰色粉砂岩、泥岩等组成，具旋回结构，含植物化石。46号煤层下部所含属种较多，且多集中6号煤层上下。45煤层间以真厥目和苏铁、本内苏铁目为主，松柏次之。 （4）石炭二叠系（C-P）：由由流纹岩、石英班岩、火山角砾岩、凝灰岩等中酸性火山岩组成，为煤系地层之基底。厚度不详。2. 构 造北泉二煤矿位于西山复式背斜的南翼，基本为一南倾45、的单斜构造，北部平缓，一般在515以内。到南部F1号断层附近倾角变陡，甚至倒转直立。据原精查报告及三维地震勘探成果资料，在本井田东部发育有较平缓的次级褶曲。区内发育的主要褶曲有：砂枣泉背斜、砂枣泉向斜、线背斜、线向斜和线向斜。（1）褶皱砂枣泉背斜：位于线以东，轴向NE，北翼倾角410，南翼倾角59。向西倾伏，倾伏端被DF90 切割，区内长1100m，最大隆幅60m 。在勘探区边界附近，背斜轴部4号煤被剥蚀。砂枣泉向斜：位于砂枣泉背斜之北，轴向NE，与砂枣泉背斜平行展布，北翼倾角418，南翼被DF101切割。向西倾伏，倾伏端被DF90 切割，区内长1000m，最大拗幅40m。线背斜：位于北泉二煤46、矿北部I线附近，为一宽缓背斜，轴向NW，向南倾伏与砂枣泉向斜合并，形成一鞍状平台，西翼为DF14所切割，区内长1100m。线向斜：位于线背斜东侧，为一宽缓向斜，轴向NW，向南与砂枣泉向斜合并，形成一凹陷盆地。西翼为DF14所切割，区内长700m。 线向斜：位于线背斜西侧，为一紧闭型向斜，轴向NE。西翼分别为DF14和DF30所切割，区内长600m。（2）断裂根据新疆哈密市三道岭矿区北泉二煤矿扩大勘探报告所述，扩大勘探区内共发育断层50条，其中落差大于20m的断层4条，落差1020m的断层4条，落差510m30条，落差小于5m的有12条。其中正断层42条，逆断层8条。50条断层中，可靠断层21条47、，较可靠断层25条,控制程度差的4条。各断层情况详见表2.3-1。表2.3-1各断层特征表序号断层名称断层性质断层要素延展长度断点级别控制程度勘探对比备注走向倾向倾角落差（m）ABC1F2逆NWSW301540160014121可靠基本一致2DF14正NNENWW058750633可靠新发现3DF14-1正NNENW6006110120较可靠新发现4DF30正NESE5007250211可靠新发现5DF63正NESE5505180210可靠新发现6DF65正NENW6005110012控制较差新发现F2下盘7DF66正NESE5006160210可靠新发现8DF67正NESE65051102148、0可靠新发现9DF68正EWN6005140210可靠新发现10DF69正NEES6006250210可靠新发现11DF70正EWN7006100210可靠新发现12DF71正NESE6004200012控制较差新发现13DF72正NESE650480120较可靠新发现14DF73正NESE650485210可靠新发现15DF74正NESE600480111较可靠新发现16DF75逆NENW4406100120较可靠新发现17DF76正NENW6006150120较可靠新发现工业广场区域18DF77逆NESE4006150120较可靠新发现工业广场区域19DF78逆NESE400104002449、4较可靠新发现工业广场区域20DF79逆NESE4506150120较可靠新发现工业广场区域21DF80正NESE6504100111较可靠新发现22DF81正NESE600370021较可靠新发现23DF82正EWN6004110012控制较差新发现24DF83正NESE6004120111较可靠新发现25DF84正NESE650370111较可靠新发现26DF85正NESE500470111较可靠新发现27DF86正NESE6006150120较可靠新发现28DF87正NESE6004140111较可靠新发现29DF88正NESE6005420422可靠新发现30DF89正NESE650550、220121较可靠新发现31DF90逆NWSW40020200018121可靠新发现32DF91逆NENW400590111较可靠新发现33DF92正NENW5005150111较可靠新发现34DF93正NESE6008200311可靠新发现35DF94正NESE5506120111较可靠新发现36DF95正NESE600490111较可靠新发现37DF96逆NENW800351000822可靠新发现38DF97正NEEN60010430253较可靠新发现39DF98正NENW70010600632可靠新发现40DF99正EWN550480111较可靠新发现41DF100正NENW70010351、50531可靠新发现42DF101正NENW7002010001472可靠新发现43DF101-1正NENW6006110210可靠新发现与DF101相交44DF102正NENW6506200212较可靠新发现45DF103正NENW5508330311可靠新发现46DF104正NENW6005130210可靠新发现47DF105正EWN600480111较可靠新发现48DF106正EWN600480021较可靠新发现49DF109正NWNE5507250211可靠新发现50F1逆NEN70500全区较可靠基本一致F1号逆断层：位于北泉二煤矿南部，走向近于NEE，原精查报告中施工的线，线对F152、控制的较好。并推断此断层为一向北倾的高角度逆断层，倾角约80;根据当时的电发和地震所获资料推断，其落差亦达500m，证实此一推断是可靠的 ,根据补勘施工的-07孔，进入朱罗系地层后，地层倾角急剧变陡，局部直立岩心破碎，由于地层倾角陡且为新生代地层覆盖本孔没有探明F1的确切位置，但是本孔已接近断层带，可以大致确定断层带的平面位置，经与业主协商在-07孔北部200m处，线北部方向布设-09，本孔进入朱罗系地层后地层角度变陡，最陡处55，4、5煤层过后，岩芯破碎、滑动面特发育，地层角度直立，结果证明F1断层由本孔5（）煤层下部通过并把6煤层错开；该断层走向NEE向，倾向NWW，倾角约80，落差大于553、00m，区内延展长度约9100m，属控制较可靠断层。F2逆断层：位于原北泉二煤矿的西部，为井采公司一井和原北泉二煤矿的天然分界线，是本井田内的主要断层。断层走向NW，倾向SW，倾角30，落差1540m，延展长度1600m。该断层的走向与纵测线基本一致，DF90逆断层：位于现北泉二煤矿的中部，该断层切割了4、5、6煤层，走向NW，倾向SW，倾角40，落差020m，延展长度2000m。该断层向深部趋于尖灭，浅部在二井E4102上顺槽已经揭露。根据哈密三道岭矿区一号斜井井田、北泉井田、砂枣泉井田精查地质报告，位于砂枣泉北部存在19号断层与20号断层，但在储量及地质图上未显出，其特征如下：F19号断层54、：走向NE70SW,长约1000m，断层面向南倾，倾角6777,断距11m。F20号断层：走向NE80SW,长约300m，断层面向南倾，倾角55,断距12m。2.3.1.3 煤层本区含煤地层为侏罗系中统西山窑组（J2X），地层全厚670.17m，含煤6层，煤层从上至下编为1、2、3、4、5、6号煤层，其中局部可采及可采煤层4层， 2、4、5、6号煤层，主要可采煤层3层，4、5、6煤层。2号煤层：结构单一，煤层厚度02.26m，平均厚1m，煤层沉积不稳定,且结构复杂，含16层0.05m1.39m的夹矸，为局部可采煤层。4号煤层：北泉扩大勘探区范围内：煤层厚度0.8214.41m，平均厚6.98m55、，煤层全区沉积稳定，一般遵寻着由西到东逐渐变薄，由北而南、由浅而深煤层逐渐增厚的变化趋势。F2断层以东到线一般由14m变薄到3m左右，且煤层顶板砾岩增厚直接与煤层接触，煤层内普遍含有1-2层鲕状铁质结核，灰分达30薄分层常以此特征作为本区对比的标志。在大断层附近，由于受逆断层挤压作用的影响，造成局部地段煤层增厚或变薄，厚度变化较大。煤层可采性指数Km为1，煤层厚度变异系数为33%，属较稳定煤层，可采面积系数1，全区可采，顶板以砂砾岩、粉砂岩为主，底板以粉砂岩为主。距5号煤层9.46m。砂枣泉区域：煤层厚度0.725.84m，平均厚3.75m，顶板以砾岩为主，距5号煤层平均为13.03m。5号煤56、层：北泉扩大勘探区范围内：结构以简单为主，夹矸02层，煤层厚度0.806.04米，平均厚2.90m，分布在补1线以东煤厚由西到东逐渐变薄，本次工作区内，从新314、CK23到-03孔这一带内，多为单一结构煤层两侧则多为含1-2层矸石结构较为复杂煤层，且由于夹层间距增大而分为两个独立分层，煤层可采性指数Km为0.91，煤层厚度变异系数39%，属较稳定煤层，可采面积系数0.91，全区可采。顶板以粉砂岩、为主，局部为中砂岩，底板以粉砂岩为主，距6号煤层18.67m。砂枣泉区域：为不含夹矸的单一结构煤层，与4号煤层间距由东到西逐渐减小，煤层厚度0.584.49m，平均厚1.75m，距6号煤层平均为1257、.71m。6号煤层：北泉扩大勘探区范围内：结构简单，夹矸01层，局部2层。煤层厚度05.09m，平均厚2.35m，煤厚从西向东走向上逐渐变薄，。煤层可采性指数Km为0.97，煤层厚度度变异系数33%，属较稳定煤层，可采面积系数0.9，大部分可采。顶板以粉砂岩、细砂岩为主，地板以粉砂岩、碳质泥岩为主。砂枣泉区域：6号煤层由西到东到逐渐变薄，到砂枣泉区域变为不可采。各煤层特征见表2.3-2及表2.3-3。表2.3-2 北泉范围可采煤层特征表 煤层编号煤层厚度顶底板岩性面积可采系数稳定性可采结论最小值-最大值平均值（点数）顶板底板KM稳定性202.261.00（41）泥岩粉砂岩泥岩粉砂岩0.634358、%不稳定局部可采40.8214.417.00（93）砂砾岩粉砂岩粉砂岩1133%较稳定全区可采50.806.042.90（86）粉砂岩中砂岩粉砂岩0.910.9139%较稳定全区可采605.092.35（93）细砂岩 粉砂岩粉砂岩 炭质泥岩0.900.9733%较稳定全区可采表2.3-3 砂枣泉范围可采煤层特征表 煤层编号煤层厚度顶底板岩性面积可采系数稳定性可采结论最小值-最大值平均值（点数）顶板底板KM稳定性202.370.97（15）泥岩粉砂岩泥岩粉砂岩不稳定局部可采40.725.843.75（35）砂砾岩粉砂岩粉砂岩较稳定全区可采50.584.491.75（39）粉砂岩中砂岩粉砂岩较稳定59、全区可采601.990.63（26）细砂岩 粉砂岩粉砂岩 炭质泥岩极不稳定局部可采2.3.2 水文地质2.3.2.1 水文地质特征该矿区地表为平坦之戈壁，地貌单一，北为巴尔库山，本井田则位于山前倾斜平原前缘地带。由于长期侵蚀切割，形成了南北宽缓之冲沟和狭长之平台。西部局部基岩裸露，东部则为广阔的戈壁砂砾石所覆盖。区内缺少天然地表水体，唯一补给区为巴尔库山之融雪水，在流出沟口不远，即潜流于地下，故冲沟常年呈干涸状态，唯每年6-7月，山区融雪水汇流而下，但为时甚短。据三道岭气象资料统计，年降雨量约为26mm,尽管年蒸发量高达4000mm,常年少雨，气候干燥。然降雨相对集中，易形成短时洪流,且地表植60、被稀少，广布第四系松散砾石层更利于降水渗入。因此，地下水的补给主要受山区大气降水与融雪水的影响，具有季节性。而受其补给方式和地层、构造等影响的限制，加之矿井开采中的排水，地下水流场受到影响，使本区地下水的各种补给条件也存在明显差异。故此地下水补给量的大小在不同地段、不同部位、不同深度等方面亦受到不同程度的影响和控制，呈现平面与垂向上都可能存在着不同和差异。2.3.2.2 含（隔/透）水层井田地层按含水特征划分为三个含水层组。即第四系岩性松散易受补给，为孔隙水。但该层地下水以静储量为主，且受基底起伏形态等影响，主要集中汇聚于基底低凹处，大部分地段水量较小，此为第一含水层。第三系岩性较疏松，其上段61、受风化作用影响，风化带裂隙较发育，可接受第四系底部水的补给，受水条件亦较好，为孔隙-裂隙水。此为第二含水层。侏罗系岩性总体坚硬致密，原岩渗透能力不强，受水补给条件不好，为裂隙-孔隙水，此为第三含水层。基岩含水性的特点是：岩层含水性随着埋藏深度而减弱，其单位涌水量依其地层层序，向深部递减5倍以上，此为补给区同一而岩性各异之故。同时各含水层间无直接联系。因各含水层间以泥岩、粉砂质泥岩作为隔水层。若受构造和采空影响等，局部地段富水性和渗透连通性都会有较大差异。1. 第一含水层(H1)：即第四系松散沉积含水层，分布在整个井田，在延深区域范围内厚度不一，最大厚度为12.84m，平均厚度在10m左右，岩性62、主要为松散的砂砾石、亚砂土等。砂枣泉井田东部井田有薄层亚粘土，可起隔水作用，表现出承压性，并伴有泉水涌出地表。该含水层的含水性因地而异。如在327孔附近有一北西南东向的储水条带，自十五里庄、老北泉到老三道岭一线。原哈密矿务局勘察设计院地测处在北泉居民区以北进行水文地质勘探，单井涌水量450 m3d，渗透系数45.84 md原矿区所作补勘工程的简易水文观测工作中证明其基本不含水。2. 第二含水层(H2)：即孔隙-裂隙水，为下第三系善鄯群，在矿区有零星出露。钻孔揭露矿区第三系厚度为200m，含水层厚度一般在180m左右。以往资料该层单位涌水量0.125l/sm,渗透系数0.0000448m/d；本63、次-08孔单位涌水量0.0104l/sm，渗透系数0.0001m/d，为硫酸盐、氯化物、重碳酸盐-钠型水，而-08孔平均单位涌水量0.0267l/sm，平均渗透系数0.0007m/d，为重碳酸盐、硫酸盐、氯化物-钠型水。岩性中上部主要为砂质泥岩和泥质砂岩，中下部主要为富含钙质结核之砂岩、砂砾岩，胶结物为泥钙质，胶结程度差，较为松散。3. 第三含水层(H3)：即裂隙-孔隙水，为下侏罗统西山窑组地层，据已有资料，本层含水性比较明显的层段主要集中在K1标志层至6#煤层之间。其上部岩性以灰、灰绿色砂岩为主，致密坚硬，偶有节理, 静止水位10.5m，单位涌水量0.001230.00389l/sm,渗透系64、数0.001260.0117m/d；各煤层本身皆为弱含水层，煤巷掘进后，巷道内滞后涌水效果明显，但出水方式多为潮湿、滴淋水，在裂隙发育地段或构造带附近，涌水较大。在其它层段掘进时巷道内普遍干燥无水。据已有勘探资料，K1标志层以上及6号煤层以下，涌水量微弱，尤其是6号煤以下的岩层，涌水量极微，可视为不含水岩层。2.3.2.3 地下水与地表水的水力联系1地下水与地表水之间的水力联系井田无常年性地表水流，因此，地下水与地表水不存在直接补给的水力联系。但大气降水形成的洪水及雪融水可通过地表的第四系松散砾石层及裂隙补给到地下，但由于受到气候的影响，这种补给具有季节性，而受其补给方式和地层、构造等影响，使65、的地下水的补给量的大小在不同地段、部位及深度都有所不同。总体而言，井田地下水与地表水之间的水力联系存在一定的联系。2各含水层之间的水力联系井田地层按含水特征划分为三个含水层组。即第四系岩性松散易受补给，为孔隙水。但该层地下水以静储量为主，且受基底起伏形态等影响，主要集中汇聚于基底低凹处，大部分地段水量较小，此为第一含水层；第三系岩性较疏松，其上段受风化作用影响，风化带裂隙较发育，可接受第四系底部水的补给，受水条件亦较好，为孔隙-裂隙水，此为第二含水层；侏罗系岩性总体坚硬致密，原岩渗透能力不强，受水补给条件不好，为裂隙-孔隙水，此为第三含水层。因各含水层间以泥岩、粉砂质泥岩作为隔水层，所以各含水66、层间无直接联系。但若受构造和采空影响等，局部地段富水性和渗透连通性都会有较大差异。如现生产矿井3.7重大顶板透水事故中分析认为“构成本次透水的初期水源为第三系,即3.7当天的突水为第三系水，后期随着导水通道的逐渐畅通，第四系水也补给进来，成为第四系水与第三系水的混合水”。而对鸭子泉水井、十五里庄水井、北泉绿化水、II-08孔、-08孔、一矿矿井水、二矿矿井水采集了水样进行了水化学全分析。通过各大离子的含量组合规律、矿化度级别等的对比分析，其各含水层之间可能存在一定的水力联系。2.3.2.4 矿床充水因素据以往地质报告资料和生产矿井状况的调查，可知矿井范围内的含水层分布情况及矿井充水、涌水情况。67、基岩及上覆地层中的裂隙、孔隙水是矿井涌水的主要来源。侏罗系地层为一南倾的单斜构造，具有北薄南厚的特征，含煤地层整体上含水性较弱。但由于主采煤层位于间距不大的第三系、第四系含水层之下，再受到构造和采动影响，该含水层实际上已成为本井田主要开采煤层的直接充水水源。而煤层顶底板基岩裂隙含水层多由粉砂岩、砂砾岩、细砂岩等颗粒较粗的砂岩组成，具有一定的孔隙和裂隙，矿井内采空区蓄水也可造成对矿井充水。从本井田开采范围看均处在西山窑组含水层之中，而在地面绝大部分被第四系薄层砂砾层所覆盖，加之与第三系地层间有着较好的水力联系，尽管矿区内大气降水总量不大，气候干燥，可集中降水的补给却不能小视。2.3.2.5 矿井68、涌水量根据新疆哈密市三道岭矿区北泉二煤矿扩大勘探报告，+600水平以上，矿井正常涌水量预算值为12400m3/d,即510m3/h，最大涌水量值为37000m3/d,即约1540m3/h；但根据矿井历年各水平涌水情况分析，用比拟法求得矿井正常涌水量为2587 m3/d，最大涌水量为3823 m3/d。2.3.2.6 水文地质类型的确定由于本井田处于矿区南部，地下水的补给距离较远，加之F2断层横亘井田北界可能会起一定的隔水作用，使井田内地下水迳流相对减弱，而多次钻孔抽水试验成果和以往现有资料均反映井田为弱充水矿床。故水文地质条件划分为二类一型，以孔隙-裂隙含水层充水为主，水文地质条件简单的矿床。69、2.3.3 煤类、煤质与煤的用途2.3.3.1 煤的物理性质和煤岩特征1煤的物理性质本井田含煤地层为西山窑组，各煤层肉眼观察，物理性质基本相似。颜色呈黑色、条痕呈黑褐色，含丝炭高者黑度深，极易污手，为暗淡光泽-沥青光泽。成规则层状产出，以条带结构为主。易燃，火焰为黄红色，烟少，无沥青味，膨胀不明显，燃烧后为灰白色粉沫无煤渣。节理较发育，充填有次生的方解石、黄铜矿与黄铁矿，较致密而坚硬。断口，一般呈平整状，亮煤呈贝壳状断口。煤岩组分以暗煤为主夹条带亮煤，半暗型。煤的视相对密度除4号煤层为1.3t/m3外，其余煤层均为1.27 t/m3。2. 显微煤岩特性本井田煤层的有机组成主要有惰质组、镜质组以70、及壳质组。惰质组分含量为主要成分，其含量在41.684.3%之间，镜质组分主要以无结构镜质体中的基质镜质体和碎屑镜质体为主,基质镜质体油浸反射色为浅灰色，大多镜质体不完全显示其细胞结构,无固定形状，略显突起。碎屑镜质体呈粒状分布，在油浸反射光下呈浅灰色，略显突起，不显示细胞结构,镜质组含量较惰质组含量而言所占比例较少。惰质组分以丝质体和碎屑惰质体以及微粒体为主，结构保存完整,油浸反射色为白色-亮白色，突起较高。在观察中未发现壳质组。矿物组成主要为粘土矿物，粘土矿物呈浸染状或薄层状分布于各有机组分间隙。其含量在6.9-15.7%之间，镜质组所占体积较惰质组体积较少。3. 煤的成因及变质阶段从煤的71、显微组分看，镜质体半镜质体和惰质体组分含量很高，肉眼观察煤层时，多见有炭化的植物叶片及树片残体，炭化的植物根基。煤层的顶底板岩石及伪顶底炭质泥岩中均含大量的炭化植物碎片，说明矿区成煤的原始物质为高等植物，煤层的成因类型为腐植煤类。本区煤的变质阶段确定为II阶段，即镜煤阶段。2.3.3.2 化学性质1. 煤的工业分析煤的工业分析包括水分、灰分、挥发分。详见表2.3-4。表2.3-4 各煤层工业分析成果统计表煤 层编 号 原 煤 分 析 (%)浮 煤 分 析 (%)M ad (%)A d (%)Vdaf (%)M ad (%)A d (%)Vdaf (%)23.35-5.784.35(11）5.272、5-28.8113.947（11)25.71-38.0432.75(11)3.06-5.64.51(10)2.22-4.413.66(10)25.04-36.132.90(10)42.43-7.084.70(30）4.25-219.53（30)24.61-37.8328.71(30)3.78-5.924.89(12)2.67-4.103.32(12)24.46-30.527.81(12)52.85-64.42(25）2.38-25.549.33(25）26.07-36.4730.26(10）3.82-5.654.90(14）2.20-4.453.20(14）24.35-29.8927.16(173、0）62.35-6.444.61(16）2.35-6.444.61(16）22.80-3427.75(16）4.77-6.115.10(16）4.57-6.115.10(16）26.44-30.928.17(16）（1）水分2号煤层原煤空气干燥基水分Mad在3.355.78%之间，平均4.35%，浮煤空气干燥基水分Mad含量在3.065.6%之间，平均为4.51%。4号煤层原煤空气干燥基水分Mad在2.437.08%之间，平均4.70%，浮煤空气干燥基水分Mad含量在3.785.92%之间，平均4.89%。5号煤层原煤空气干燥基水分Mad在2.586%之间，平均4.42%，浮煤空气干燥基水分M74、ad含量在3.825.65%之间，平均4.90%，6号煤层原煤空气干燥基水分Mad在2.356.44%之间，平均4.61%，浮煤空气干燥基水分Mad含量在4.776.11%之间，平均5.10%，（2）灰分（Ad）2号煤层原煤干燥基灰分产率（Ad）在5.2528.81%之间，平均为13.47%，浮煤干燥基灰分产率2.224.41%之间，平均3.66%，根据GB/T15224.1-2004煤炭灰分分级标准，本井田2号煤层原煤灰分产率为特低灰-中灰分煤。经洗选后，浮煤灰分产率为特低灰煤层。4号煤层原煤干燥基灰分产率（Ad）在4.2521%之间，平均为9.53%，浮煤干燥基灰分产率2.674.10%之75、间，平均3.32%，根据GB/T15224.1-2004煤炭灰分分级标准，本井田4号煤层原煤灰分产率为特低灰-中灰煤。经洗选后浮煤灰分产率为特低灰煤。5号煤层原煤干燥基灰分产率（Ad）在2.3825.54%之间，平均为9.33%，浮煤干燥基灰分产率2.204.45%之间，平均为3.20%，根据GB/T15224.1-2004煤炭灰分分级标准，本井田5号煤层原煤灰分产率属特低灰煤中灰煤。经洗选后，浮煤灰分产率为特低灰煤。6号煤干燥基灰分产率（Ad）在2.356.44%之间，平均为4.61%，浮煤干燥基灰分产率4.576.11%之间，平均为5.10%，根据GB/T15224.1-2004煤炭灰分分76、级标准，本井田6号煤层原煤灰分产率属低灰份煤层，经洗选后，浮煤灰分产率为特低灰分煤。（3）挥发分（Vdaf）2号煤层煤层原煤干燥无灰基挥发分产率（Vdaf）在25.7138.04%之间，平均为32.75%，浮煤干燥无灰基挥发分产率（Vdaf）在25.0436.1%之间，平均32.90%，根据煤的挥发分产率分级（MT/T849-2000）标准，煤层挥发分产率属中等挥发份中高挥发分煤。4号煤原煤干燥无灰基挥发分产率（Vdaf）在24.6137.83%之间，平均为28.71%，浮煤干燥无灰基挥发分产率（Vdaf）在24.4630.05%之间，平均27.81%，根据煤的挥发分产率分级（MT/T849-77、2000）标准，煤层挥发分产率属中等挥发分-高挥发分煤。5号煤层原煤干燥无灰基挥发分产率（Vdaf）在19.4436.47%之间，平均为28.44%，浮煤干燥无灰基挥发分产率（Vdaf）在18.8329.89%之间，平均26.52%，根据煤的挥发分产率分级（MT/T849-2000）标准，煤层挥发分产率属中高挥发分煤。6号煤层原煤干燥无灰基挥发分产率（Vdaf）在22.8034%之间，平均为27.75%，浮煤干燥无灰基挥发分产率（Vdaf）在26.4430.91%之间，平均28.17%，根据煤的挥发分产率分级（MT/T849-2000）标准，煤层挥发分产率属中等挥发分煤。2. 煤的元素分析由本78、井田各煤层元素分析成果可知：各煤层元素含量均以干燥无灰基碳元素含量为主要成份，其次为干燥无灰基氧加硫元素的含量，氢元素、氮元素含量少量。见表2.3-5。 2号煤层原煤 干燥无灰基碳元素含量在81.22-82.89%，平均81.87%。其次为干燥无灰基氧加硫元素的含量，其含量在12.0413.7%之间，平均为12.78%，氢元素含量在3.994.67 %之间，平均4.23%，氮元素少量，含量小于1.25%，平均1.13 %。4号煤层原煤 干燥无灰基碳元素含量在81.22-83.03%，平均82.24%。其次为干燥无灰基氧加硫元素的含量，其含量在12.1713.70%之间，平均为12.73%，氢元79、素含量在3.794.11 %之间，平均3.98%，氮元素含量在1.021.10 %之间，平均1.06 %。5号煤层原煤 干燥无灰基碳元素含量在81.85-82.99%，平均82.40%。其次为干燥无灰基氧加硫元素，其含量在11.8512.78%之间，平均为12.62%，氢元素含量在3.94.19 %之间，平均4.05%，氮元素少量，含量1.02-1.14%，平均1.08 %。6号煤层原煤 干燥无灰基碳元素含量在81.4882.33%，平均81.89%。其次为干燥无灰基氧加硫元素的含量，其含量在12.2213.47 %之间，平均为12.81%，氢元素含量在44.29%之间，平均4.18%，氮元素80、少量，含量1.05-1.16%，平均1.12 %。2.3-5 各煤层元素分析成果见表煤层编号原煤元素分析Cdaf（%）Hdaf（%）Ndaf（%）（O+S）daf（%）281.22-82.8981.87（3）3.99-4.674.23（3）1.05-1.251.13（3）12.04-13.7012.78（3）481.22-83.0382.24（3）3.79-4.113.98（3）1.02-1.101.06（3）12.17-13.712.73（3）581.85-82.99 82.40（3）3.90-4.194.05（3）1.02-1.141.08（3）11.86-12.7812.62（3）68181、.48-82.3381.89（3）4-4.294.18（3）1.05-1.161.12（3）12.22-13.4712.81（3）3. 煤的有害组份硫、磷煤层有害元素包括硫、磷、氟、砷、氯等元素，通过采样分析，各煤层有害元素含量如下：2号煤层：原煤干基全硫（St,d）含量在0.060.42%之间，平均含量为0.22%，根据煤炭硫分分级（GB/T15224.2-2004）标准，属特低硫煤。原煤干燥基磷（Pd）含量在0.0010.02%之间，平均为0.0061%，根据煤中磷分分级标准（MT/T-562-196），属特低磷-低磷煤。原煤干燥基氯（Cld）含量在0.0150.077%之间，平均0.0482、4%，根据煤中氯含量分级标准（MT/T597-1996），属特低氯-低氯煤。原煤空气干燥基氟（Fad）含量在25105ug/g之间，平均为66.8ug/g。属低氟煤。原煤空气干燥基砷（As,ad）含量在16ug/g之间，平均2.33ug/g。根据煤中砷含量分级标准（MT/T803-1999），属一级含砷煤。4号煤层： 原煤干基全硫（St,d）含量在0.100.29%之间，平均含量为0.17%；浮煤干基全硫（St,d）含量在0.110.16%之间，平均含量为0.14%，根据煤炭硫分分级（GB/T15224.2-2004）标准，属特低硫分煤。原煤干燥基磷（Pd）含量在0.010.001%之间，平均83、为0.0038%，根据煤中磷分分级标准（MT/T-562-196），属特低磷煤。原煤干燥基氯（Cld）含量在0.0170.16%之间，平均0.05%，根据煤中氯含量分级标准（MT/T597-1996），属特低氯-中氯煤。原煤空气干燥基（Fad）含量在2097ug/g之间，平均为49ug/g，属低氟煤。原煤空气干燥基砷（As,ad）含量在12ug/g之间，平均1.29ug/g，根据煤中砷含量分级标准（MT/T803-1999），属一级含砷煤。5号煤层：原煤干基全硫（St,d）含量在0.080.44%之间，平均含量为0.20%，根据煤炭硫分分级（GB/T15224.2-2004）标准，属特低硫煤；84、浮煤干基全硫（St,d）含量在0.060.19%之间，平均含量为0.14%，属特低硫煤。原煤干燥基磷（Pd）含量在0.0010.012%之间，平均0.05%，根据煤中磷分分级标准（MT/T-562-196），属低磷分煤。原煤干燥基氯（Cld）含量在0.0150.054%之间，平均0.04%，根据煤中氯含量分级标准（MT/T597-1996），属特低氯煤。 原煤空气干燥基氟（Fad）含量在2354ug/g之间，平均38.17ug/g，属低氟煤。原煤空气干燥基砷（As,ad）含量在02ug/g之间，平均1.29%，根据煤中砷含量分级标准（MT/T803-1999），属一级含砷煤。6号煤层：原煤干基85、全硫（St,d）含量在0.080.40%之间，平均含量为0.22%，根据煤炭硫分分级（GB/T15224.2-2004）标准，属特低硫分煤。浮煤干基全硫（St,d）含量在0.050.13%之间，平均含量为0.11%，属特低硫分煤。原煤干燥基磷（Pd）含量为0.0010.028%，平均0.007%，根据煤中磷分分级标准（MT/T-562-196），属特低磷分煤。原煤干燥基氯（Cld）含量0.0150.054%，平均含量为0.035%，根据煤中氯含量分级标准（MT/T597-1996），属特低氯煤。原煤空气干燥基氟（Fad）含量为2344ug/g，平均含量为37.67ug/g，属低氟煤。原煤空气干86、燥基砷（As,ad）含量为112ug/g，平均含量为3 ug/g，根根据煤中砷含量分级标准（MT/T803-1999），属一级含砷煤。表2.3-6 各煤层有害元素成果表（两极值/平均值） 煤层编号原 煤 有 害 元 素St,d(%)Pd(%)Fad(ug/g)Cld(%)As,ad(ug/g)20.06-0.420.22（9）0.001-0.020.0061（7）25-10566.8（5）0.015-0.0770.044（5）1-62.33（6）40.10-0.290.17（15）0.01-0.0010.0038（15）20-9749（8）0.017-0.160.05（8）1-21.29（1187、）50.08-0.440.20（21）0.001-0.0120.05（12）23-54 38.17（6）0.0175-.0.0540.04（6）0-21.29（7）60.08-0.400.22（24）0.001-0.0280.007（14）23-4437.67（6）0.015-0.0540.035（6）1-123（7）2.3.3.3 煤的工艺性能1. 煤的发热量（Qgrd）：2号煤层原煤干基弹筒发热量（Qb,d）在25.0830.32MJ/Kg之间，平均为28.02MJ/Kg，干燥无灰基弹筒发热量（Qb,daf）在 31.8132.70MJ/Kg之间，平均为32.15MJ/Kg，经洗选后，浮煤88、干燥无灰基弹筒发热量（Qb,daf）在 32.4433.03MJ/Kg之间，平均为32.81MJ/Kg。原煤干燥基低位发热量（Qnet,d）在25.6129.49MJ/Kg之间，平均为27.99MJ/Kg。原煤干燥基高位发热量（Qgr,d）在24.9830.27MJ/Kg之间，平均为28.14MJ/Kg。根据煤发热量量分级标准（GB/T15224-2004），属中热值-特高热值煤层。4号煤层原煤干基弹筒发热量（Qb,d）在24.6330.36MJ/Kg之间，平均为28.86MJ/Kg，干燥无灰基弹筒发热量（Qb,daf）在 28.932.76MJ/Kg之间，平均为31.75MJ/Kg，经洗选后89、，浮煤干燥无灰基弹筒发热量（Qb,daf）在 32.5538.34MJ/Kg之间，平均为33.37MJ/Kg。原煤干燥基低位发热量（Qnet,d）在26.6129.66MJ/Kg之间，平均为28.33MJ/Kg。原煤干燥基高位发热量（Qgr,d）在24.5930.29MJ/Kg之间，平均为28.80MJ/Kg。根据煤发热量量分级标准（GB/T15224-2004），属特高热值煤层。5号煤层原煤干基弹筒发热量（Qb,d）在25.6530.89MJ/Kg之间，平均为29.10MJ/Kg，干燥无灰基弹筒发热量（Qb,daf）在 29.0833.20MJ/Kg之间，平均为32.01MJ/Kg，经洗选后90、，浮煤干燥无灰基弹筒发热量（Qb,daf）在32.3837.19MJ/Kg之间，平均为4.28MJ/Kg。原煤干燥基低位发热量（Qnet,d）在25.6030.33MJ/Kg之间，平均为28.22MJ/Kg，。原煤干燥基高位发热量（Qgr,d）在25.6028.32MJ/Kg之间，平均为28.08MJ/Kg。根据煤发热量量分级标准（GB/T15224-2004），属特高热值煤层。6号煤层原煤干基弹筒发热量（Qb,d）在26.2531.08MJ/Kg之间，平均为29.58MJ/Kg，干燥无灰基弹筒发热量（Qb,daf）在29.6732.97MJ/Kg之间，平均为32.03MJ/Kg，经洗选后，浮91、煤干燥无灰基弹筒发热量（Qb,daf），平均为32.44MJ/Kg。原煤干燥基低位发热量（Qnet,d）在26.1930.98MJ/Kg之间，平均为28.64MJ/Kg。原煤干燥基高位发热量（Qgr,d）在26.1931.01MJ/Kg之间，平均为29.51MJ/Kg。根据煤发热量量分级标准（GB/T15224-2004），属高热值-特高热值煤层。表2.3-7 各煤层发热量成果表（两极值/平均值） 煤层 编号原 煤 发 热 量(MJ/Kg)浮煤发热量(MJ/Kg)Qb.dQb.dafQgr,dQnet,dQb.daf225.08-30.3228.20（7）31.81-32.7032.15（1192、）24.98-30.2728.14（7）25.61-29.4927.99（3）32.44-33.0332.80（3）424.63-30.3628.86（9）28.9-32.7631.75（21）24.59-30.2928.80（8）26.61-29.6628.33（5）32.55-38.3433.37（3）525.65-30.8929.10（9）29.08-33.2032.01（19）25.60-28.3228.08（3）25.60-30.3328.22（6）3238-37.1934.28（3）626.25-31.0829.58（9）29.67-32.9732.03（22）26.19-31.093、129.51（9）26.19-30.9828.64（15）32.442. 煤的粘结属性本井田各煤层均属不具粘结性的低变质不粘煤煤（21BN、31BN），其粘结指数为0级。焦渣特征均为2。3. 煤的低温干馏根据地质报告，井田内各煤层焦油产率较低，焦油产率（Tar，ad）最低3%，最高达11.2 %。根据规范，本井田煤层焦油产率以含油煤为主。2号煤层煤层焦油产率（Tar，ad）在57.13%之间，平均为6.36%。属含油-富油煤。4号煤层煤层焦油产率（Tar，ad）在2.935.18%之间，平均为4.32%。属含油-富油煤。表2.3-8 各煤层低温干馏（平均值）成果表 煤层编号低温干馏 %焦油产率94、级 别Tar，adCOKEadWater,ad煤气+损失25-7.136.36（4） 76.1-80.477.83（4） 7.2-9.98.98（4） 6.3-7.46.77（3）含油煤42.93-5.184.32（10）76.74-85.1781.30（10） 6.1-11.348.05（4） 6-10.78.72（5）含油煤54.8078.229.2154.42含油煤64.9978.778.2747.87含油煤4. 煤的灰成份及煤灰熔融性煤灰熔融性的高低，取决于煤灰的化学成分及含量的变化。灰熔融性与SiO2、Fe2O3含量呈负相关，与Al2O3含量呈正相关。本区煤层灰成份主要以SiO2、F95、e2O3、Al2O3含量为主。其他组分次之。根据各煤层的相关元素的含量，2号煤层属较低-中等软化温度灰、较高流动温度灰；4号煤属较低-中等软化温度灰、较高流动温度灰。其详见表2.3-9。表2.3-9 各煤层灰成份及灰熔融性成果表（平均值）煤层灰 成 分 %灰熔融性（)SiO2Fe2O3Al2O3CaOMgOSO3TiO2STFT243.5810.9917.8111.153.173.120.6112251400434.7717.2414.9816.634.483.490.4414001400530.6417.9710.6323.704.364.550.4112241385631.2217.12196、4.6618.724.125.970.30115112352.3.3.4 煤的风氧化带本井田属第四系及第三系掩盖地区，地层倾角北部缓为5-15之间，靠近F1断层附近为30度左右，井田内煤种单一均为不粘煤，本次补勘钻孔多为控制储量级别钻孔，多为深部钻孔。煤层埋藏深，煤层多在风化带范围之外，根据原精查报告中施工浅部钻孔煤芯及后窑井下采样结果分析，本区风化带不明显，如控制露头-03钻孔，该钻孔煤层发热量和深部钻孔相比相差不大 。2.3.3.5 煤质及工业用途根据化验成果，本井田各煤层煤质变化较小，其煤层为低灰分，中高挥发分、特低硫、特低氯等特低有害元素、高发热量、低软化温度、含油、不具粘结性的21号97、不粘煤及31号煤不粘煤，为良好的民用煤及工业动力用煤。2.3.4 开采技术条件2.3.4.1 工程地质条件1工程地质岩组特征主采煤层各煤层顶底板岩性主要以砂岩和泥岩为主，主要为：4号煤层顶板：直接顶为粉砂岩、泥岩、细砂岩，老顶为厚层状砂砾岩。4号煤层底板5号煤层顶板：为砂质泥岩、细砂岩、中砂岩组成。贴近煤层多为泥岩，厚度不等。5号煤层底板6号煤层顶板：为泥岩、粉砂岩，厚20m左右，遇水膨胀。6号煤层底板：为砂岩，岩性基本稳定，遇水膨胀。2. 煤层顶底板稳固性评价根据对煤岩物理力学的测定，4号煤层顶板天然抗压强度在27.1046.6Mpa 饱和抗压强度在4.1325.8Mpa，天然抗拉强度为0.98、193.89Mpa，抗剪强度为4.814.2Mpa，软化系0.120.89，属岩体质量较差中等，抗压强度、抗拉、抗剪强度较小、软弱的半坚硬的、易软化的岩石。4号煤层底板平均天然抗压强度为28.240.9Mpa，饱和抗压强度为4.920.4Mpa，天然抗拉强度天然状态为0.170.29Mpa,抗剪强度为8.0412.2Mpa，软化系数为0.160.5，属抗压强度、抗拉、抗剪强度较小中等、软弱的半坚硬、易软化的岩石。其5、6号煤层岩性与4号煤层基本相同，说明泥质胶结的煤层顶底板岩石稳固性较差，在自然状态和湿水饱和状态，抗压强度值明显不同。在湿水饱和状态下，岩石的抗压强度均有不同程度的减弱，抗压强度99、降低值比较明显的主要为一些泥岩，这类岩石多分布于煤层底板，遇水很快软化，并且具有一定的膨胀性。因此，在今后的开采过程中，应加强矿井内主采煤层的顶底板管理工作，确保安全生产。该矿井范围内地质构造属中等，其煤层顶板稳固性较差，煤层底板遇水膨胀易出现底鼓现象，属工程地质条件较差的矿井。2.3.4.2 瓦斯1. 瓦斯成份由新疆哈密市三道岭矿区北泉二煤矿扩大勘探报告所述，其分别对本区的厚巨厚，层位稳定的主要可采煤层4号、5号、6号煤层采取了瓦斯煤样，利用精查报告在本区7个钻孔瓦斯分析成果，根据规范确定本区各煤层瓦斯含量相对较低，在最大控制深度达570.35 m的范围内，煤层瓦斯中甲烷成份多小于14.3%100、，瓦斯分带多为二氧化碳-氮气带。本区18个瓦斯采样点中，仅有2个点瓦斯成分中甲烷含量最大值为14.3，瓦斯含量为0.27 ml/g，瓦斯分带为氮气-沼气带。2. 瓦斯等级（1）地质报告提供瓦斯含量：新疆哈密市三道岭矿区北泉二煤矿扩大勘探报告补勘的可采煤层瓦斯含量最大为0.261ml/g,其瓦斯含量较低，属于二氧化碳-氮气带，属低瓦斯矿井。补勘可采煤层瓦斯含量成果见表1-3-5。哈密三道岭矿区一号斜井井田、北泉井田、砂枣泉井田精查地质报告提供的瓦斯含量最大为0.27m/g,其瓦斯含量较低，属于二氧化碳-氮气带，属低瓦斯矿井。瓦斯含量成果见表2.3-10。表2.3-10扩大勘探-可采煤层瓦斯含量成101、果表 煤号样品编号采样深度m煤质分析 %瓦斯成分 %瓦斯含量ml/g瓦斯分带MadAdVdafCH4CO2N2CH4CO24-08-1瓦227.563.1831.7058.260.007.0492.960.000.494二氧化碳-氮气带-05-1瓦347.654.686.1029.750.005.9494.060.000.321二氧化碳-氮气带I-06-1瓦396.009.075.8830.290.0015.1484.860.0450.202二氧化碳-氮气带-02-1瓦289.004.886.0629.910.0012.9687.040.000.096二氧化碳-氮气带平均5.4512.4429102、.980.0010.2789.730.010.285-08-2瓦248.103.3014.4830.500.002.5897.420.000.148二氧化碳-氮气带-05-2瓦367.065.293.7428.210.003.1196.890.000.104二氧化碳-氮气带I-06-2瓦410.308.963.3424.5314.304.5881.120.2610.110氮气-沼气带-02-2瓦304.24.3329.1230.40.003.2296.780.000.091二氧化碳-氮气带平均5.4712.6728.413.583.3793.050.070.116-08-3瓦263.215.4103、25.5438.430.009.0290.980.000.438二氧化碳-氮气带-05-3瓦382.702.9014.2227.394.317.5388.160.0670.238二氧化碳-氮气带I-06-3瓦430.305.3425.0447.140.0019.4080.600.000.250二氧化碳-氮气带-02-3瓦322.302.8730.2248.540.004.4395.570.000.204二氧化碳-氮气带平均4.1318.7632.911.0810.1088.830.020.28表1-3-6精查报告中-瓦斯采样成果表井田钻孔编号煤层编号采样深度瓦斯含量ml/gCO2含量ml/g北104、泉田井补104（）159.71-160.660.160.14-034（）200.81-201.380.070.02-054（）556.30-556.800.270.07-044（）267.41-268.410.130.17-035（）211.35-211.820.120.01-065（）390.76-391.260.070.05-045（）293.38-293.850.040.03新3146（）221.90-222.510.140.07-066（）407.14-408.840.120.12砂枣泉井田IV-034（）586.70-587.700.220.15V-044（）296.24-296.7105、40.040.12VI-025（）0.160.06（2）矿井生产过程中，实测瓦斯含量：根据历年对矿井瓦斯鉴定结果表明：矿井瓦斯相对涌出量最大为1.73m3/t，绝对瓦斯涌出量最大为3.90m3/min，相对二氧化碳涌出量最大为1.73m3/t，绝对二氧化碳涌出量4.97m3/min。详见表2.3-11。表2.3-11北泉二煤矿生产矿井近七年矿井瓦斯和二氧化碳涌出量名称单位2003年2004年2005年2006年2007年2008年2009年CH4绝对涌出量m3/min1.141.632.231.853.433.083.90CO2绝对涌出量m3/min2.122.122.982.654.293.106、744.97CH4相对涌出量m3/t0.530.511.180.841.380.680.48CO2相对涌出量m3/t0.900.671.581.211.730.830.61鉴定月产量t771931373047339894735107035194841363289测定工作面410242014102420142024203鉴定时间2003 .32004.102005.32006.32007.32008.32009.3图2.3-1历年瓦斯成果鉴定图由上表及上图可知：随着采深及产量的增加，CH4相对涌出量总体变化不大。从07-09年度开采4号煤层+818m水平以下工作面CH4鉴定成果来看，随着采深的增107、加，CH4绝对涌出量有增大趋势，但变化不大；相对涌出量有变小的趋势，这与09度矿井生产能力增加有关，其年产量达4.0Mt/a以上，由此可知，在矿井扩建后（年生产能力为4.0Mt/a），其随着采深的增加，CH4有增大的趋势，但不会太大，但是，在今后的煤炭开采中，也应予以足够重视。同时，瓦斯气体中的CO2及氮气二者虽无爆炸的危险，但同属有害气体，当其达到一定浓度时，会造成井下人员中毒或窒息，因此，在今后开采工作中，应加强井下通风及瓦斯监测工作,须严格执行煤矿安全规程的有关规定，采取预防和保护措施，确保生产安全。2.4.3.4 煤尘爆炸危险性根据地质报告及现生产矿井实测取样分析，本井田各煤层，岩粉量108、在7585%，火焰长度在300400 mm之间，煤尘均具爆炸性。井田各煤层的煤尘爆炸性试验见表2.3-12。表2.3-12煤层爆炸性试验成果表煤层编号样品编号工业分析爆炸试验爆炸结论Mad %Ad %Vdaf %火焰长度岩粉量 %2-2II-08-1全5.267.9330.1040085有爆炸性V-02-2全3.7016.9933.30200-30080有爆炸性4II-08-2全5.4113.1033.24300-40080有爆炸性-06-1全5.7610.2330.00300-40085有爆炸性V-02-3全4.186.7827.81300-40085有爆炸性-05-1全5.206.8026109、.33300-40085有爆炸性5II-08-3全5.0411.0636.4740080有爆炸性-06-2全3.8418.0532.92200-30075有爆炸性V-02-4全3.8610.7928.90200-30080有爆炸性-05-3全4.9510.8330.08300-40080有爆炸性6II-08-4全6.248.3430.6740085有爆炸性-06-3全5.104.6328.00300-40085有爆炸性V7-02-5全4.807.4827.54300-40085有爆炸性-05-4全5.128.4031.7840085有爆炸性2007年煤煤尘爆炸试验成果表HM-07005W420110、1F采煤工作面6.953.5926.2614045有爆炸性HM-07006E4202下顺槽掘进工作面3.533.1725.6511040有爆炸性HM-07007E4202上顺槽掘进工作面2.932.7227.1720050有爆炸性2.3.4.5 煤的自燃性根据地质报告对井田内的各煤层自燃发火倾向测试结果，区内煤层均属容易自燃发火煤层，自燃倾向性等级均为级（详见表1-3-9），根据对现有开采矿井的调查，煤的煤自燃发火期较短，一般为90-180天。不管是不易自燃煤层还是很易自燃煤层，引发煤层自燃因素很复杂，需要特别指出的是，即使是不易自燃的煤层，其局部易自燃地段的发火会迁延自燃。因此在煤矿开采过程111、中应及时清理井中残煤，封闭采空区，防止矿井火灾，在销售中，应缩短存储周期。2.3.4.6 地温地质报告提供：矿井一般变温带20，20m160为恒温带，其下为增温带，总体地温梯度不明显，属正常范围。北泉二煤矿井下温度一般为16-22,对现有矿井的调查，未发现地热异常现象。根据以上结果，本井田在开采深度达570m时，一般不会产生井下热害，但应加强井采系统的通风，从而减少井下作业者的体能消耗。2.3.4.7 地震烈度哈密地区地震的特点是小震多，根据中国地震动峰参数区划图（GB18306-2001）该区地震动峰值加速度为0.15g,地震基本烈度为级。上世纪八十年代以来，本地区发生震级4级以上地震10余112、次。2.3.5 煤炭资源储量本区含煤地层为侏罗系中统西山窑组（J2X），地层全厚670.17m，含煤6层，煤层从上至下编为1、2、3、4、5、6号煤层，其中局部可采及可采煤层4层， 2、4、5、6号煤层，主要可采煤层3层，4、5、6煤层。其中4、5号煤层为全部可采煤层，属稳定煤层，2、6号煤层仅在北泉区域可采，为不稳定煤层。根据新疆哈密市三道岭矿区北泉二煤矿扩大勘探报告及哈密三道岭矿区一号斜井井田、北泉井田、砂枣泉井田精查地质报告，井田内共估算4层可采煤层（331+332+333）地质资源储量为317.73Mt，设计可采储量资源/储量为184.954Mt。 2.3.6 井田勘探程度、资源及开采113、条件评述新疆哈密市三道岭矿区北泉二煤矿扩大勘探报告及哈密三道岭矿区一号斜井井田、北泉井田、砂枣泉井田精查地质报告控制并查明：井田地层层序及各时代地层的岩性、产状。确定侏罗系中统西山窑组为井田主要含煤地层，并对含煤地层进行了较详细分析研究。井田的构造形态。井田位于位于西山复式背斜的南翼，基本为一南倾的单斜构造，北部平缓，一般在515以内。到南部F1号断层附近倾角变陡，甚至倒转直立。井田内各可采煤层的层位、厚度、结构及其变化规律、可采性和稳定性。井田共有可采煤层4层，为稳定不稳定型煤层。其中主要可采煤层3层。通过采样测试工作对各煤层的煤类、煤质特征及其在空间的分布进行了详细论述。煤中有害组分低，水114、分含量较低，特低灰-中灰分煤、特低硫低硫、低磷高磷分、含油富油、属高热值-特高热值煤层煤发热量等特点，煤的类别为不具粘结性的21号不粘煤、31号不粘煤，并指出了工业利用方向。通过钻探取芯、抽水试验及水文地质填图，查明了井田含水层与隔水层的分布规律，井田水文地质类型属二类一型，孔隙-裂隙含水层充水为主，水文地质条件简单的矿床。通过大井法和比拟法预测了矿井正常涌水量和矿井最大涌水量，为井田供水水源指出了方向。通过钻探取样测试，获得了较丰富的煤层顶底板岩石物理力学性质资料，对主要可采煤层顶底板的稳定性进行了评述和等级划分，明确各煤层顶底板属易软化的不稳定软质岩石。井田煤层瓦斯含量低，煤尘具有爆炸性危115、险，属易自燃煤；井田属地温正常区，地震烈度为度。在井田开采条件中，有利条件居多，且占主导地位；不利条件通过采取技术措施后也可克服。因此，从总体上分析，井田开采条件较优越，适宜开采。新疆煤炭设计研究院有限责任公司 67 2009年12月3 市场分析与需求预测 3.1 市场预测3.1.1 市场需求预测1、电力市场预测(1)电源现状截至2006年底新疆电网建成电源装机总容量为7516.976MW，其中水电装机1567.428MW，煤电装机5286.65MW，燃气电厂装机471.248MW，风电装机191.65MW。截至2007年10月，新疆电网电源装机容量达8803MW。目前新疆电网已形成一个以玛纳116、斯火电厂630(3100+3110)MW、红雁池电厂420(425+250+255+1110)MW、红雁池二电厂800(4200)MW和苇湖梁热电厂250(2125)MW，以玛电三回线路向乌鲁木齐核心环网送电的220kV主干网架，2006年直调电厂、站发电量为254.4766亿kWh，最高负荷约为3854MW，发生在8月份，较去年增长1104MW。截至2006年底，全疆电网共建成220kV变电站共23座、变压器35台，总变电容量3929MVA。220kV线路42条，线路总长度3826.847km。(2)新疆电力市场需求从总体上说，目前新疆平均的电力供应水平低，而电力是人类社会可持续发展的桥梁，117、电气化水平低也就意味着社会总体的能源转换效率低，也是造成森林砍伐、水土流失，生态破坏的重要原因之一。因此，为实现人类社会的可持续发展，加快电力的发展，提高电气化程度是一个重要的途径。同时实施“西电东送”是我国资源分布与生产力布局的客观要求，也是变西部地区资源优势为经济优势，促进东西部地区经济共同发展的重要措施。当前新疆电力供需矛盾有所缓和，预计今后新疆电力需求仍然以较快速度持续增长。根据新疆“十一五”电力行业规划预测，结合近几年新疆电力市场的发展形势，考虑到今后国民经济发展的不确定性和不稳定性，以及电力市场变化和电力体制改革的影响，提出新疆需电量和最大电力负荷预测高、中、低三个方案，其中以中方118、案作为推荐预测方案。(见表3-1-1至表3-1-2)。表3-1-1 新疆需电量预测高、中、低方案 单位：108kWh类 别2007年2010年2015年2020年2030年20072010年年均增长率20102015年年均增长率20152020年年均增长率20202030年年均增长率高方案4136961400 2360510019%15%11%8%中方案4136701290 2080409017%14%10%7%低方案4136281160 1790320015%13%9%6%表3-1-2 新疆最大电力负荷预测表 单位：MW类 别2007年2010年2015年2020年2030年高方案72001119、2200246004140089500中方案720011600226003600070900低方案720011000204003140070700依据新疆维吾尔自治区电力工业“十一五”规划及2020年远景目标报告和新疆“十一五”后三年电源建设规划报告，推荐采用中方案，但在规划电源电网前期项目，做好电源电网项目储备时，采用高方案预测结果。20002006年新疆全地区电量年均增长速度为11.73%，而在新疆各地区中电量增长速度高于平均值的有石河子、哈密、伊犁、塔城、阿勒泰、博州、阿克苏、和田地区，低于平均值的有克拉玛依、乌昌奎吐区域、巴州以及喀什克州。北疆地区经济发达，电力工业建设起步早，基础雄厚120、，电力负荷基数大，负荷性质以工业为主。从上述分析来看，北疆大部分地区电力负荷水平今后还将呈现出稳步增长的态势，部分地区增速较快，成为带动全疆经济发展的主力。从电网负荷的今后发展趋势来看，北疆的乌鲁木齐市、昌吉州一带是新疆电网的负荷中心，基础设施完备，工业基础较为雄厚，随着八钢、乌石化、众和铝厂等大型重工业企业生产规模的进一步扩大，在米泉甘泉堡煤化工基地的开发建设，阜康重化工业基地的开发建设，准东煤化工工业的发展，乌昌一体化的实施，以及居民生活水平的不断提高，乌鲁木齐市、昌吉州一带的工业用电和居民生活用电仍将以较快的速度增长，未来仍将是带动全疆电力市场发展的主力。“十一五”期间，全疆规划开工公用121、电源(包括目前在建电源)总装机规模达到10720MW，其中新开工电源装机规模为9940MW(含“十五”末)，其中“十五”末已投产510MW，“十一五”期间投产8104MW，结转“十二五”2105MW。考虑到退役机组容量，预计到2010年全疆装机规模将达到14800MW左右。3.1.2 市场供应预测煤炭工业是新疆自治区重要的基础产业。长期以来，煤炭工业和煤炭生产主要以满足自治区境内经济发展和人民生活的需求为目标，煤炭市场总体上是相对封闭和独立的市场。改革开放后，自治区国民经济快速增长，对煤炭的需求量大幅度上升，带动和促进了自治区煤炭工业和煤炭市场的发展，同时毗邻新疆的省(区)经济的发展，也扩大了122、出疆煤炭市场的需求量，外调到甘肃等省(区)的煤炭逐年增长。2000年全疆煤炭产量27.99Mt，2003年全疆煤炭产量34.82Mt，2005年全疆原煤产量38.98Mt，2006年全疆原煤产量45.18Mt，2007年全疆原煤产量50.0Mt，2008年全疆原煤产量56.00Mt，新疆煤炭市场已逐步走出了自产自用相对封闭的格局。2008年新疆外运甘肃省煤炭5.0Mt。根据自治区煤炭工业发展的战略目标，预测至2010年新疆煤炭产量达到116.0Mt。本井田各煤层煤质变化较小，其煤层为低灰分，中高挥发分、特低硫、特低氯等特低有害元素、高发热量、低软化温度、含油、不具粘结性的21号不粘煤及31号煤123、不粘煤，为良好的民用煤及工业动力用煤。生产的动力煤（不粘煤）主要供应哈密地区及甘肃河西走廊地区的电力、化工、食品等工农业及城市供热及居民生活用煤，是矿井煤炭的传统客户，需求量大。根据哈密十一五煤炭发展规划预测，未来本地区工业用煤量较大，煤炭市场前景看好。3.1.3 目标市场分析1、矿区规划建设规模及周期新疆哈密三道岭矿区规划建设总规模1.5Mt/a。矿区现有3座生产矿井，即北泉一矿（井采公司一）、北泉二矿（二矿）及露天煤矿。总规整个矿区划分7个井田，其中6个井工矿井及一个露天煤矿。矿区划分为3对改扩建矿井（扩大生产能力）、4对新建矿井。改扩建3个矿井，即一矿（原设计规模为1.2Mt/a）扩建2124、.1Mt/a、二矿（原设计规模为0.6Mt/a，核定生产能力为1.5Mt/a）扩建4.0Mt/a、露天煤矿（原设计规模为1.5Mt/a）扩建3.0Mt/a。扩建矿井3座，即矿区东南部的北泉二矿、北泉一矿、露天矿等，建设规模分别为4.0Mt/a、2.10Mt/a及3.0Mt/a。新建矿井4座，即西部的后窑矿、砂墩子矿、西山一矿及西山二矿等，建设规模分别为0.6Mt/a、3.0Mt/a、1.5Mt/a、0.9Mt/a。矿区从2010年3月开始建设，2017年5月全部建成、达产形成规模，前后约为7a左右时间。2、矿区煤炭目标市场分析矿区各可采煤层赋存于侏罗系中统西山窑组（J2x）地层中，煤层稳定程度125、属不稳定类型。其煤种为低灰、特低硫、特低磷、特低氯、特低氟、一级含砷、中高挥发分、高热值、较低等软化、较低等流动温度、含油、不具粘结性的不粘煤（BN21、BN31）。适宜民用煤及工业动力用煤。根据矿区井田划分，整个矿区划分七个井田。矿区所有井田由潞安新疆煤化工（集团）有限公司来开发。（1）国内煤炭市场分析煤炭是我国经济发展的主要能源，在我国一次能源和消费构成中均占2/3以上。今后较长一段时间内，国内煤炭需求总趋势仍将维持在较高的增长态势中，到2020年，国内煤炭消费需求总量将超过25亿t。据煤炭行业有关部门分析，未来20年内全国煤炭需求量及供应缺口预测为：2010年 2015年 2020年煤炭126、需求量（Mt）： 2070.00 2210.00 2300.00供应缺口（Mt）： 320.00 610.00 800.00煤炭作为主要能源矿产资源，未来2030年供需紧张局面不会改变。从价格上来看，近几年，随着全国经济稳定持续快速增长，煤炭需求旺盛，市场供求偏紧，国内煤炭价格持续上涨。目前虽然受美国次贷危机的影响，全球爆发了金融危机，但在我国政府增加投资、扩大内需、剌激消费的大政方针下，我国国民经济将继续保持平稳、较速的发展趋势，国内生产总值增速将继续处于9%左右的高增长区间，煤炭价格虽有所回落，但这是有一定期限的。未来10年内我国宏观经济将会保持稳定增长，预计平均增长水平将在7%左右，受需127、求的强劲拉动，煤炭工业也将会保持比较平稳的发展，据“十一五”规划，到2010年，我国将建13个煤炭基地，其煤炭产量将达17亿吨，占全国煤炭产量的78%。13个煤炭基地的建设一方面将会提高国内煤炭行业整体的综合竞争能力，另一方面将提高现有煤炭资源的开发利用水平，必将提高煤炭资源的供应能力，对稳定煤炭市场价格起到有力的支撑作用。（1）新疆煤炭市场分析新疆煤炭资源非常丰富，煤炭预测资源量约为2.19万亿吨，占全国总储量的40%以上。但与新疆庞大的煤炭储量和近年来的高速发展不匹配的是：2008年新疆原煤产量在全国的比例只占2.6%，根据2009年14月的数据则只占2.68%，这些数字表明新疆煤炭行业在128、未来国内市场有着巨大的发展潜力。近年来，随着国家“西气东输”、“西电东送”工程的实施和启动，国家石油天然气、煤炭、电力发展战略重点逐步西移，新疆迎来了煤炭工业发展前所未有的大好机遇，正逐步从我国能源领域的“替补”位置转换为“主力”位置。国家从能源安全战略考虑，加大新疆能源产业全面、协调、可持续发展，实现资源战略接替，确保国家能源安全的时机已经成熟，条件具备，加之兰新铁路复线建设的加速推进，为加快新疆煤炭工业跨越式发展提供了强有力的保障，“西煤东运”将成为未来新疆煤炭产业发展的有力支撑。煤炭工业现状及市场供求新疆是一个煤炭资源大省，由于地处祖国的大西北，与内地相距遥远，所以目前煤炭产量较低，全区129、约40.00Mt。2005年末自治区有生产矿井850多处，产能约29.10多Mt。其中：国有重点煤矿矿井12对，产能约6.50多Mt，占全疆矿井产能的22左右，地方煤矿（含地方国有、乡镇、兵团煤矿）671对，产能约22.80多Mt，占全疆矿井生产能力的78左右，产能主要集中在北疆经济和工业发达的地区，区内产需基本平衡2005年，哈密地区规模以上工业企业为46家，在地区工业中，煤炭、电力、铁路辅料、化工、建材、有色金属、棉纺、轻工是主要行业。地方煤矿主要集中在伊吾、巴里坤两县，国有重点煤矿集中在哈密市三道岭矿区。2005年市场需求3.80Mt，其中：原煤外调（甘肃）2.30Mt，本区市场需求1.130、50Mt。吐鲁番地区及木垒调入0.45Mt，供求基本平衡。 新疆及哈密地区煤炭市场预测根据近年煤炭地质勘探工作的探明，全疆新发现了一大批地质条件好，埋藏量大的矿区，为此自治区调整了“十一五”规划，从内地引进了许多国有大型企业，进疆开发煤炭资源，建设煤电一体化的大型工业基地，同时确立了到2020年使全疆煤炭产量达到10亿吨的宏伟目标。预计自治区2010年传统煤炭市场煤炭消耗量约55.56Mt，2015年为81.80Mt。今后全疆煤炭工业将有一个大的发展，产量将有较大提高，一大批用煤的煤化工企业将逐步建立起来，煤炭市场将保持一个相对平衡的环境。哈密位于新疆的东大门，交通便利 ，煤炭是哈密的大宗矿产131、，是哈密实施优势资源转换的重点资源。依托淖毛湖、大南湖、沙尔湖的煤炭资源建设哈密煤电化基地，哈密电源规划总装机容量为10400MW。将成为西北乃至全国重要的大型煤电基地，实现新疆电网和西北电网联网，成为西电东送的电源支撑点。随着煤电一体化战略和地区工业的快速发展，煤炭需求急剧增加。据初步规划，到2010年，地区煤炭产量达到20.00Mt，2020年前后，地区煤炭产能预计达到52.00Mt/a。随着电力体制的深化改革及“西电东送”等项目的实施，用煤企业对煤炭的需求不断增加，发展煤炭工业已成为当务之急。根据上述市场需求量分析，矿区在哈密在近期煤炭市场需求量为20.0Mt/a，远期煤炭市场需求量为5132、2.0Mt/a。3.2 市场竞争力分析3.2.1 主要竞争对手情况本矿井位于哈密三道岭矿区东南部，矿区主要竞争对手为：该矿区相邻的矿区有巴里坤矿区、沙尔湖矿区及大南湖矿区。该矿区以北大约20km处有巴里坤矿区、西南部大约15km处有沙尔湖矿区、以南大约20km处有大南湖矿区。1、巴里坤矿区巴里坤矿区包括巴里坤县石炭窑煤田及其西部煤田。石炭窑煤田东南距巴里坤县城93km，距哈密230km。含煤地层为侏罗系中统西山窑组，含煤311层，可采煤层78层，厚度2535.7m。煤种为气肥煤、气煤。预测面积2193km2，查明及预测资源量312.5亿t，其中查明7亿t。该矿区内自治区“十五”煤炭工业规划批准133、的0.09Mt矿井有四对。该矿区总体规划工作已完成，设计规划规模为1.0Mt/a，待审批之中。新疆哈密市三道岭矿区与巴里坤矿区没有直接连接，两矿区之间有20km。2、沙尔湖矿区沙尔湖矿区位于哈密地区西南约150km鄯善县东南约130km的戈壁荒漠中，地理坐标：东经91169154，北纬42244240。该矿区煤层为埋藏浅的缓倾斜巨厚煤层，含煤地层为侏罗系中统西山窑组，含煤25层，煤层总厚182.24m，可采16层，可采总厚17366m，其中有一单层煤层厚约143m，堪称世界之最，为水平、近水平、倾斜煤层，预测面积2803km2，预测资源量2652亿t，煤种为长焰煤、褐煤，查明资源量224.6亿134、t。该矿区内目前没有生产矿井。该矿区总体规划工作已完成，设计规划规模为36.0Mt/a，待审批之中。新疆哈密市三道岭矿区与巴里坤矿区没有直接连接，两矿区之间有15km。3、大南湖矿区大南湖矿区位于哈密市南84km，行政区划属哈密市南湖乡管辖，哈密市至罗布泊公路从矿区西侧通过，交通比较便利。大南湖矿区位于含煤盆地最南部，地形属低山丘陵，有零散的的沙丘和干涸的盐湖带，地表为残积、泊积的岩屑所覆盖，矿区及其周边50km范围内无地表水系及地表水体。大南湖矿区是自治区煤炭工业“十一五”规划的哈密煤电化基地矿区之一。主要含煤地层为侏罗系西山窑组，含煤29层（组），平均煤层总厚75m，煤种以长焰煤为主，褐煤135、次之。在1100km2范围内，查明、预测资源量625亿t。2003年对其中的110km2范围进行了详查地质工作，估算资源量72.3亿t。2004年新疆哈密大南湖矿区（一区）总体规划分别通过了自治区和国家组织的专家评审，矿区规模20.00Mt/a（3000Mt/a），并上报国家发展和改革委员会。新疆哈密大南湖一号矿井可行性研究报告通过了国家组织的专家评审，设计规模10.00Mt/a(初期3.00Mt/a，后期20.00Mt/a)，并已上报国家发展和改革委员会。3.2.2 矿区市场竞争力分析本矿井位于哈密三道岭矿区东南部，新疆哈密市三道岭矿区地处新疆维吾尔自治区东部，东天山北麓准噶尔盆地东部南缘，136、三道岭矿区东距历史名城哈密84km，西距乌鲁木齐530km。三道岭矿区行政区划归哈密市管辖，矿区南部有兰新铁路及312国道通过，潞安新疆煤化工（集团）专用铁路通往矿区，交通较为方便。本矿区外部运输条件优于西部其它矿区，如沙尔湖矿区。矿区煤层资源量丰富、赋存稳定，有利于采用先进工艺、技术、设备，为建设高产高效现代化大中型矿井提供了客观条件。矿区煤层赋存条件优于其它矿区。矿区构造类型较简单，优于其它矿区。矿区各煤层原煤总体为低灰、特低硫、低磷、特低氯、特低氟、一级含砷、中高挥发分、高热值、较低等软化、较低等流动温度、含油、不具粘结性的不粘煤（BN21、BN31）。为良好的民用煤及工业动力用煤。竞争137、力强。本矿井属于低瓦斯矿井，煤层有煤尘爆炸危险性，煤层属级自燃煤，自燃发火期在36个月，地温正常，工程地质勘探类型属中等型，无地表河流，水文地质条件简单型矿床。本矿井煤层开采技术条件较简单，有利于采用先进工艺、技术、设备。开采技术条件优于其它矿区。三道岭矿区划分为7个井田，4对新建井田，3对扩建井田。规划的矿区总规模为15.0Mt/a。矿区规划7个矿井达到15.0Mt/a规模，规划各矿井井田尺寸有利于采用先进工艺、技术和设备，为建设高产高效现代化大中型矿井提供了客观条件。矿区深部赋存(334)？资源量约239.74Mt，随着勘探程度的提高，矿区规模有进一步提高的可能。三道岭矿区主要供给哈密市周138、围电厂、城市集中供暖及生活用及河西走廊煤炭需求量用煤等需求。总之，新疆哈密市三道岭矿区具有丰富的煤炭资源，较好的外部建设条件，具备建设一个大型矿区的特征和先决条件；随着国家提出的“西电东输”、“西煤东运”战略规划的逐步实施，以及自治区作出的为推进天山北坡煤电、煤化工产业的发展，基础设施建设的优先配套安排，为矿区建设提供了前提条件和可靠保证；再者电力和煤化工产品市场前景广阔，符合上下游一体化科学发展观。矿区煤炭产品市场竞争具有的优势有：(1)矿区煤层赋存条件好，规划矿井机械化程度高，安全生产情况好。(2)外部建设条件好，距离用煤客户距离近，用煤客户成熟。(3)矿区开采的各煤层煤种为为低灰、特低硫139、低磷、特低氯、特低氟、一级含砷、中高挥发分、高热值、较低等软化、较低等流动温度、含油、不具粘结性的不粘煤（BN21、BN31）。为良好的民用煤及工业动力用煤。(4)矿区建设环境好。已有开发的实际经验。综上所述，新疆哈密市三道岭矿区开发建设是非常必要，也是十分可行的。本矿井属于三道岭矿区骨干矿井，资源丰富，开发条件好，进行改扩建是非常必要，也是十分可行的。4 建设规模与服务年限4.1 井田境界与资源储量4.1.1 井田境界目前有效的采矿许可证范围：东西走向长1.942.94km,倾向宽：1.792.71km, 面积6.3032 km2。有效期：2002年1月-2009年3月。井田范围拐点坐标见140、表4.1-1。表4.1-1 采矿许可证范围拐点坐标表 序号XYS14778699.0016474095.00S24778083.0016474259.00S34776946.0016475245.00S44777788.0016476989.00S54778766.0016476392.00S64779155.0016477023.00S74780718.0016476048.00扩大范围为一不规则多边形，东西最长4.95 km,南北最宽5.26 km,面积20.48 km2。勘查区中心地理坐标为 430741；924426，其拐点坐标详见表4.1-2。表4.1-2扩大井田范围拐点坐标表拐点X141、Y北纬东经14778699.0016474095.0043083392405324778083.0016474259.0043081392410134776946.0016475245.0043073692414444776735.8716475247.8743073092414554776734.6516475586.9443073092420064776271.7416475585.2843071592420074776263.6616477958.9443071592434584776726.5716477960.4343073092434594776725.4816478299.504142、30730924400104777188.3816478300.98430745924400114777184.2016479657.17430745924500124777647.1116479658.55430800924500134777644.1516480675.62430800924545144778107.0616480676.93430815924545154778106.1016481015.93430815924600164779031.9216481018.51430845924600174779032.8716480679.56430845924545184779495143、.7716480680.87430900924545194779500.7916478986.21430900924430204779963.7016478987.64430915924430214779965.8216478309.82430915924400224780428.7316478311.29430930924400234780432.0416477294.63430930924315244780894.9516477296.17430945924315254780899.6016475940.72430945924215264780621.8616475939.74430936144、924215274780718.0016476053.00430939924220284779155.0016477023.00430849924303294778766.0016476392.00430836924235304777788.0016476989.00430804924302本次设计推荐矿区范围：西以F2断层为界，北、东以最下部可采煤层（北泉为6号煤层，砂枣泉为5号煤层）露头为界，南部以F1断层为界。井田东西走向长8.5411.87km, 南北倾向宽：0.974.09km, 面积37.02km2，这与正在进行编制的矿区总体规划中所推荐的范围相一致。其拐点坐标详见表4.1-1。表145、4.1-1设计推荐矿区范围拐点坐标表拐点编号XY拐点编号XY14782090.305116485462.3146104781032.866916476197.328524782074.060016484233.9560114778699.455816474094.846234782496.132316482651.1689124778154.911516474354.806144782180.992616481847.5339134777629.911516474909.806154782423.002216480818.2319144776237.911516475684.806164782146、181.449916479092.2814154778519.194816480619.862674781621.188916478765.8982164779572.754016483776.198884781229.355216478266.7856174781130.265916485347.614694781227.598016477568.2693原矿界、扩大勘探井田范围与本次设计划定范围三者位置关系示意图如下：图4.1-1原矿界、扩大井田勘探范围与设计推荐范围关系示意图4.1.2 矿井资源/储量计算1. 矿井地质资源储量（1）煤层工业指标的确定本井田各煤层煤质变化较小，其煤层为低灰147、分，中高挥发分、特低硫、特低氯等特低有害元素、高发热量、低软化温度、含油、不具粘结性的21号不粘煤及31号煤不粘煤，为良好的民用煤及工业动力用煤。地处非缺煤地区，根据我国的能源政策和煤炭资源状况，按目前煤矿开采的技术经济条件，结合煤、泥炭地质勘探规范的要求，井田的一般性工业指标如下：最低可采厚度为0.80m。各煤层最高灰分17MJkg。（2）资源经济意义的划分本报告主要从技术和经济两方面对矿井资源量进行综合分析和评价。井田开采范围内含可采及局部可采煤层4层，从上至下编为2、4、5、6号煤层，其中局部可采煤层1层，为2号煤层，主要可采煤层3层，4、5、6煤层。现对各煤层经济意义评价如下：2号煤层148、：结构单一，煤层厚度02.26m，平均厚1m，煤层沉积不稳定,且结构复杂，含1-6层0.05m1.39m的夹矸，为局部可采煤层。作为4.00Mt/a的生产矿井，其由于其结构复杂，对于大型化矿井机械化开采难度大，所以，对2号煤层资源定为边际经济的。4号煤层：北泉扩大勘探区范围内：煤层厚度0.8214.41m，平均厚6.98m，煤层全区沉积稳定，全区可采，可布置2个综放工作面，保证矿井4.00Mt/a的生产能力；砂枣泉区域：煤层厚度0.725.84m，平均厚3.75m，全区可采，可布置2个综采工作面或与其它煤层配采，保证矿井4.00Mt/a的生产能力。所以，4号煤层资源量定为经济的。5号煤层：北泉149、扩大勘探区范围内：结构以简单为主，夹矸02层，煤层厚度0.806.04m，平均厚2.90m,属较稳定煤层，可采面积系数0.91，全区可采；砂枣泉区域：为不含夹矸的单一结构煤层，煤层厚度0.584.49m，平均厚1.75m，属较稳定煤层，全区可采。可布置23个综采工作面或与4号煤层配采，保证矿井4.00Mt/a的生产能力。所以，5号煤层资源量定为经济的。 6号煤层：北泉扩大勘探区范围内：结构简单，夹矸01层，局部2层。煤层厚度05.09m，平均厚2.35m，属较稳定煤层，可采面积系数0.9，大部分可采；砂枣泉区域：6号煤层由西到东到逐渐变薄，到砂枣泉区域变为不可采。所以，在北泉范围内，6号煤层可150、布置23个综采工作面或与4号煤层配采，可保证矿井4.00Mt/a的生产能力。所以，6号煤层资源量定为经济的。（3）资源类别的划分根据前述技术经济评价所划分的煤层经济意义，井田内4、5、6号煤层为经济的，2号煤层资源为边际经济的。结合地质可靠程度，本井田资源类别的划分具体如下：4、5、6号煤层：探明块段（331）划分为111b。控制块段（332）划分为122b。推断块段（333）划分为333。2煤层：探明块段（331）划分为2M11。控制块段（332）划分为2M22。推断块段（333）划分为333。（4）矿井地质资源储量根据新疆哈密市三道岭矿区北泉二煤矿扩大勘探报告及哈密三道岭矿区一号斜井井田、151、北泉井田、砂枣泉井田精查地质报告，井田内共估算4层可采煤层（331+332+333）资源量为317.73Mt，其中探明的内蕴经济的资源量（331）170.00Mt，控制的内蕴经济的资源量（332）71.597Mt，推断的内蕴经济的资源量（333）76.137Mt，探明的内蕴经济的资源量（331）占总资源量的53.5%，探明的内蕴经济的资源量和控制的内蕴经济的资源量（331 +332）占总资源量的46.5%。矿井地质资源储量计算详见表4.1-4。表4.1-4 矿井地质资源储量汇总表 单位：Mt开采水平(m)煤层编号地质资源量合计111b+2M11122b+2M22333+818m水平以上23.7152、763.776448.6420.05910.72459.425522.1833.44625.62969.1103.02412.134小计79.9350.05920.970100.964+818-+680m水平间23.8153.815438.91912.5333.99055.442526.6255.1241.63533.383617.2021.0392.30820.549小计82.74618.69511.748113.190+680m水平以下21.4741.47444.82527.35621.94254.12351.95517.73011.85131.53660.5387.7568.15116.153、445小计7.31952.84243.418103.579总和29.0659.065492.38739.94836.656168.991550.76322.85316.93290.548626.8508.79513.48449.128合计170.00071.59776.137317.7332. 矿井工业资源/储量设计按矿井工业资源/储量111b+122b+2M11 +2M22 +333K(K为可信度，取0.8）。结果详见表4.1-5。经计算矿井各煤层总工业资源/储量为302.506Mt。其中+818m水平以上的矿井工业资源/储量为96.77Mt；+818+680m水平之间的工业资源/储量为11154、0.84Mt；+680m水平以下的工业资源/储量为94.90Mt。表4.1-5 矿井工业资源储量汇总表 单位：Mt开采水平(m)煤层编号工业资源/储量合计111b+2M11122b+2M22333*0.8+818m水平以上23.0203.020448.6420.0598.57957.281522.1832.75724.93969.1102.41911.529小计79.9350.05916.77696.770+818-+680水平23.0523.052438.91912.5333.19254.644526.6255.1241.30833.056617.2021.0391.84720.087小计8155、2.74618.6959.399110.840+680m水平以下21.1801.18044.82527.35617.55449.73551.95517.7309.48129.16660.5387.7566.52114.815小计7.31952.84234.73594.896总和27.2527.252492.38739.94829.325161.660550.76322.85313.54587.162626.8508.79510.78746.432合计170.00071.59760.909302.5063. 矿井设计利用资源/储量矿井设计资源/储量是指矿井工业资源/储量减去设计计算的断层煤柱、公156、路保护煤柱、村庄保护煤柱和井田境界煤柱等永久保护煤柱损失量后的资源/储量。根据本矿井煤层赋存特点，矿井设计资源/储量按下式计算：矿井设计利用资源/储量矿井工业资源/储量-断层煤柱-公路保护煤柱-村庄保护煤柱-矿井边界煤柱，结果详见表4.1-6。经计算矿井永久煤柱损失量总计为56.378Mt，矿井设计利用资源/储量为246.128Mt。其中+818m水平以上的设计可利用储量为86.264Mt，+818+680m水平之间的设计可利用储量为85.826Mt，+680m水平以下的设计可利用储量为74.039Mt,矿井设计可利用储量计算见表4.1-6。表4.1-6 矿井设计利用资源/储量汇总表 单位：M157、t开采水平(m)煤层编号设计利用资源/储量合计工业储量断层煤柱井田边界保护煤柱铁路保护煤柱公路保护煤柱村庄压煤量818m水平以上23.020457.2810.5320.8915.17950.679524.9390.3560.3822.83821.362611.5290.3180.01011.201小计96.7701.2061.2838.01786.264+818+680m水平23.0523.052454.6440.8680.0334.5592.5099.25037.424533.0560.3660.0241.4520.9194.34025.955620.0870.6900.00319.394小158、计110.8401.9240.0606.0123.42813.59085.826+680m水平以下21.1800.0031.177449.7351.5940.7916.5853.1452.48835.133529.1660.0990.2943.0071.0241.77222.969614.8150.0400.01614.759小计94.8961.7331.1039.5924.1694.25974.039总和27.2527.2494161.6602.9941.71511.1445.65416.917123.237587.1620.8210.7004.4601.9438.95070.287646.159、4321.0480.02945.355小计302.5064.8632.44415.6047.59725.867246.1284. 矿井设计可采储量可采储量设计利用资源/储量工业场地及井筒保护煤柱大巷煤柱开采损失。按规范规定，则开采损失:厚煤层取25%，中厚煤层取20%，薄煤层取15%。根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程的第71条、72条、83规定要求及现场情况综合考虑分析，经计算矿井可采储量资源/储量为170.671Mt。其中+818m水平以上的设计可采储量为58.387Mt，+818+680m水平之间的设计可利用储量为55.908Mt，+680m水平以下的设计可利用储量为160、56.375Mt。矿井设计可采储量计算见表4.1-7。表4.1-7 矿井可采储量汇总表 单位：Mt开采水平(m)煤层编号可采资源/储量合计矿井设计利用资源/储量井筒及工业场地保护煤柱主要井巷煤柱二号煤层影响储量开采损失+818m水平以上23.0200.0961.7950.4530.677450.6790.9922.54912.67034.469521.3620.3001.4874.27215.303611.2010.3460.6772.2407.938小计86.2641.7344.71319.63658.387+818-+680m水平23.0520.7180.4890.4581.387437.161、4244.5351.0709.35622.463525.9551.8150.3925.19118.557619.3942.0143.87913.502小计85.8269.0821.46218.88455.908+680m水平以下21.1770.1250.1770.875435.1330.4768.78325.874522.9690.2544.59418.122614.7590.3032.95211.505小计74.0391.15816.50656.375总和27.2490.8140.1251.0872.9394123.2375.5274.09530.80982.806570.2872.1152162、.13314.05751.982645.3552.3600.9809.07132.945小计246.12810.8167.33355.025170.6715. 安全煤柱井田内煤柱主要为井田边界煤柱、工业广场煤柱、采空区保护煤柱、下山保护煤柱、大巷保护煤柱、断层保护煤柱、地面公路保护煤柱等。（1）井田边界煤柱：井田边界各留设20m宽的边界煤柱。（2）工业广场煤柱：地面工业场地围护带宽度为15m。煤层走向移动倾角在基岩段取为约70,第四系地层取为约45；煤层倾向顶板移动倾角在基岩段取为约70,第四系地层取约45（3）采空区保护煤柱：回风顺槽与上一工作面运输顺槽之间留设斜长20m的保护煤柱。（4）下163、山保护煤柱：二采区运输下山向西留设42m宽保护煤柱、二采区运输下山与二采轨道下山间的煤柱宽35m；二采区运输下山与二采区回风下山间的宽度为205m,二采区回风下山东侧留设42m保护煤柱，共计324m，部分与工广保护煤柱与井筒保护煤柱重合，不重复计算。六、七采区下山保护煤柱与公路保护煤柱重合，不重复计算。其它采区下山保护煤柱宽度以32m考虑计算。（5）大巷保护煤柱：两条巷道之间留设30m，巷道两边各留设33m，合计共留设的安全煤柱宽度为136m。（6）断层保护煤柱：断层保护煤柱落差大于50m取50m，落差小于50m，取30m。（7）地面公路保护煤柱：地面公路维护带宽度按20m留设，煤层走向移动角164、按75计算留设。4.2 矿井设计生产能力与服务年限矿井年工作日330d，每天四班作业，其中三班生产，一班准备，日净提升时间为16h。4.2.1 矿井设计生产能力根据矿井资源条件(包括储量、煤层赋存条件、开采技术条件、井田地质构造、水文地质条件等)、建设条件(包括地理位置、交通运输、水源、电源、建材等)、社会经济发展和市场形势要求，设计生产能力提出以下方案：3.00Mt/a、4.00Mt/a及5.00Mt/a。1. 资源量情况矿井资源量较为丰富，资源可靠，资源量决定矿井生产能力的基础，井田内总的地质资源量317.733Mt，设计可采储量184.954Mt。从煤炭资源量上看，具备建设大型矿井的条件165、。按生产能力3.00Mt/a计算，取1.4的备用系数，矿井服务年限为44.0a。按生产能力4.00Mt/a计算，取1.4的备用系数，服务年限为33.0a。按生产能力5.00Mt/a计算，取1.4的备用系数，服务年限为26.4a。根据设计规范，改扩建矿井的服务年限不应低于同类型新建矿井服务年限的50%，而新建矿井设计生产能力在3.05.0Mt/a，其矿井服务年限须达到60a，则3.00Mt/a及4.00Mt/a均满足要求。2. 矿井外部交通条件井田位于哈密市西84km，距乌鲁木齐530km，矿区以北2km有312国道通过，南部10km处有兰新铁路通过，矿区至312国道有沥青公路相连，交通方便。当166、煤炭采用公路运输方式时，外部道路可满足3.004.00Mt/a规模矿井的运输需要。3. 煤层赋存条件条件及开采条件井田开采范围内含可采煤层4层，即2号、4号、5号、6号煤层，煤层倾角515,局部达到2032。2号煤层结构单一，煤层厚度02.26m，平均厚1m，仅在北泉区域局部可采；4号煤层在北泉区域范围内平均厚6.98m，在砂枣泉区域平均厚3.75m，全区可采，结构稳定；5号煤层在北泉区域范围内平均厚2.90m，在砂枣泉区域平均厚1.75m，全区可采，结构稳定； 6号煤层结构简单，煤层厚度05.09m，平均厚2.35m，仅在北泉区域全区可采。其煤层顶底板岩石以砂岩和泥岩为主，易破碎。根据各煤层167、特征、顶底板岩性及低瓦斯等条件，有利于综采设备或大采高及放顶煤综采设备效能的发挥，具备了建设安全高效矿井的技术条件。4. 优良的设备性能为建设安全高效矿井提供了保证。根据本井田煤层特点，主要可采煤层均采用综采和综掘；井下煤炭运输，全部采用胶带运输机连续运输，辅助运输采用无无极绳卡轨车运输；综合分析国内外设备配套能力及可靠性、管理水平以及矿井自身条件，结合国内矿井现生产实际情况，根据本井田煤层赋存条件，两综采工作可满足3.05.0Mt/a生产能力。5. 根据公司2009年度二矿生产能力核定报告，其核定生产能力大于4.0Mt/a，只需对个别系统的个别环节进行改造扩建就能够满足4.0Mt/a的需要，168、6. 市场需求本井田各煤层煤质变化较小，其煤层为低灰分，中高挥发分、特低硫、特低氯等特低有害元素、高发热量、低软化温度、含油、不具粘结性的21号不粘煤及31号煤不粘煤，为良好的民用煤及工业动力用煤,市场前景良好。根据地质勘探程度、煤层赋存和开采技术条件、井田资源量、外部运输条件、市场需求、目前的煤炭价格及潞安新疆煤化工（集团）有限公司的委托等多方面因素综合考虑，矿井设计生产能力确定为4.00Mt/a。4.2.2 矿井服务年限矿井开采范围内地质资源储量317.733Mt，设计可采储量170.671Mt，根据地质构造复杂程度和地质勘探程度，储量备用系数取1.4。矿井服务年限计算如下：Tz=Zk/（169、KA）式中：ZK矿井设计可采储量，170.671Mt；K资源储量备用系数，取1.4；A矿井设计生产能力，4.00Mt/a。T184.954/（1.44.00）30.5a其中：+818m水平以上矿井服务年限:T153.378/（1.44.00）10.43a。+818+680m水平间矿井服务年限:T155.908/（1.44.00）10.0a。+680m水平以下矿井服务年限:T156.375/（1.44.00）10.1a。5 井田开拓及开采5.1 井田开拓5.1.1 开拓方案的确定1、地形地势井田位于巴尔库山南侧戈壁平原，地势较平坦，最高海拔高度+1104m，最低海拔+996m，相对高差108m，170、基岩出露较少，仅西部及北部有少量第三系地层出露，呈丘岗状，均为风冲、洪积层。整个井田地面比较平坦，利于布置工业场地。2、生产井现状现有矿井为主、副斜井开拓，现有3个井筒，分别为主斜井、副斜井、回风立井。中央并列机械抽出式通风。现有矿井已建成完整的生产系统，主要设施设备大部分可以利用。主井工业场地位于井田西部北泉区中央南部，风井工业场地位于井田西部北泉区中央。井底车场标高+818m，沿煤层倾斜方向布置上下山，正在开采下山部分4号煤层。现有主井为反斜井，倾角1645，斜长746m,净宽2.8m，净断面 7.0m2，半圆拱砼支护，支护厚度300mm，现安装皮带为DTL120/100/3400强力胶带171、输送机，输送能力1500t/h，承担全矿井原煤提升任务。经校核，井筒现安装的带式输送机可以满足4Mt/a生产能力需要。现有副井为反斜井，井口标高+1032.994m，井底标高+818m，井筒倾角25，斜长509m，井筒断面形状为半圆拱形，净宽：2.82m，净高：3.12m，净断面 7.1m2，支护方式采用砼浇注，支护厚度300mm。已铺设43Kg/m轻轨，轨距600mm，单钩串车提升，井筒内敷设排水管路。用作材料、设备、矸石、人员升降辅助提升。现有风井直径3.5m，现浇砼支护，支护厚度300mm，净断面积9.616m2，内设梯子间。经校核，现有主、副斜井井筒可以满足矿井原煤及辅助运输的提升要求172、，可以利用。现风井断面偏小，通风能力不能满足4Mt/a矿井通风能力要求。现有进回风井均位于井田西部，由于井田走向长度最大达12km，选择合理的巷道断面后试算了通风困难时期负压，超过3000Pa，需要在中部及东部新增进风井及回风井。3、工业场地的选择结合矿井生产建设现状、煤层的倾角变化情况、井田勘探程度等因素综合考虑，现有工业场地为选择井口及工业场地的较佳位置。根据井田特点及外部建设条件，提出以下两个场地方案： 方案一：井田西部区域南部现有场地现有矿井工业场地位于西部区域中南部，主斜井井口南距CK15钻孔约380m，场地标高+1030.0+1038.0m。方案二：井田中部场地 矿井工业场地位于井173、田中部，主斜井井口西距II线约280m，312国道西侧，场地标高+1080.0+1076.0m。上述两个场地方案，其优缺点分析如下：方案一：井田西部区域南部现有场地优点：（1）矿井工业场地地面设施及井筒已形成，可以利用，矿区运煤铁路装车站位于现场地南侧，煤炭运输最顺畅，投资少，见效快。（2）主、副井均布置于同一工业场地，便于矿井生产管理。缺点：（1）矿井工业场地偏离井田储量中心，后期煤炭运输费用大。方案二：井田中部场地优点：（1）矿井工业场地位于井田储量中心，对井田开拓工程布置有利，前后期运输费用变化不大。（2）工业场地位于井田浅部，工业场地压煤量最小。缺点：（1）需新建地面生产系统，投资高。174、（2）距现有矿区运煤铁路专线装车站较远，运输不便，需延伸矿区运煤铁路专线，新建装车站，增大了投资。综合上述分析，两个场地方案中方案一已有地面生产系统设施及井筒均可利用，具有投资省，见效快，外部运输便利等优势，设计推荐方案一：井田西部区域南部现有场地。4、矿井开拓方式的选择本矿井井田范围大，煤层埋藏不深且厚度基本稳定，构造简单。（1）煤炭运输方式的选择设计矿井生产能力为4Mt/a，煤层埋藏浅，开采条件好，现有主斜井井筒已装备DTL120/100/3400强力胶带输送机，输送能力1500t/h，承担全矿井原煤提升任务。经校核，井筒现安装的带式输送机可以满足4Mt/a生产能力需要。因此不再新掘主井。175、矿井煤炭运输全部采用快速高效的带式输送机连续运输方式。（2）辅助运输方式选择依据西部北泉区域煤层走向稳定， +680m以上煤层倾角一般511，+680m以下煤层倾角逐渐增大，1130，深部达42。东部砂枣泉区域煤层浅部走向变化较大，布置直线大巷时巷道坡度变化较大，深部走向稳定。煤层倾角变化趋势与西部北泉区域变化趋势相同，浅部倾角小，向深部倾角逐渐增大，深部达52。煤层厚度变化趋势是：自西向东煤层厚度逐渐减小。2号煤层为薄中厚煤层，在北泉区域局部可采，在东部砂枣泉区不可采。4号煤层在井田西部北泉区域平均厚度大于6m，西端最厚处达11m，在井田东部砂枣泉区域平均厚度约3.5m，西端厚，东端薄。其余176、煤层厚度变化趋势同4号煤层。(3) 辅助运输方式分析及选择本矿为大型矿井，由于采区尺寸较大，绞车已无法满足需要；无极绳又因运输重量有限而不能采用。为实现长距离煤层巷道辅助运输，近十年来进行的单轨吊、齿轨胶套轮机车等新型运输设备开发研究，虽局部有所采用，但由于设备的适用性与可靠性问题，使用效果均不十分理想，未能实现最初的“长距离直达运输设备”开发愿望。由于矿井设计生产能力4.0Mt/a，要求辅助运输能满足矿井重型、大功率、高产、快速的需要，决定了矿井辅助运输难以采用单轨吊、胶套轮机车等设备实现矿井北部区域的连续运输。目前国内在倾角小于8的近水平煤层大型矿井中，辅助运输方式普遍向采用无轨胶轮车运输177、方式发展。内燃无轨胶轮车虽然具有机动灵活，转载环节少，效率高，适应性强，可一机多用，设备利用率高，用人少等特点，但根据地质报告，本矿煤层底板多有泥岩，遇水易软化，具有一定膨胀性，不利于无轨胶轮车运行，需采取铺底、硬化底板、设水沟、集水坑、防淋水等措施，需要的巷道断面也较大。本矿现有2台KWGP-90/600J绳牵引普轨卡轨车。绳牵引卡轨车运输距离和运输能力可满足本矿需要，其主要缺点是不能进入分支巷道，不能实现长距离直达设备运输要求。随着煤矿辅助运输系统的进一步发展，德国沙尔夫公司研制了柴油机齿轨式卡轨车辅助运输系统。柴油机齿轨式卡轨车以柴油机驱动，配备钳型导向装置在地轨上运行。俄罗斯新库涅斯克178、矿区目前已经投入三套使用。柴油机齿轨式卡轨车辅助运输系统具有适用角度较大的井巷中，适用的最大角度能够达到30；重载荷，最大单件载荷可达到37.5t；全程连续运输，从地面无须转载直达工作面；柴油机齿轨式卡轨车辅助运输系统可运输矸石、人员、重型设备，管理轻松，高效产出；能有效的利用巷道断面，受巷道因素影响小等特点。综上所述，鉴于本矿井的工程地质和构造特点，常规的电机车、无极绳绞车运输系统已无法满足本矿井下长距离运输要求。无轨运输系统、绳牵引卡轨车运输系统、柴油机齿轨式卡轨车运输系统均具有可行性。考虑设备购置与安装投资，轨道运输系统巷道设施投资较高，设备安装投入高，巷道工程费用则以无轨胶轮车系统投入179、最高，但轨道运输系统占用人员多，不如无轨运输系统方便灵活。本矿+800m标高以下资源量较多，煤层向深部倾没，倾角逐渐增大，最大达52（砂枣泉南部+400m以下），无轨胶轮车系统巷道工程费用明显增加，总投资明显超过有轨运输系统，且工作面设备安装仍然采用常规安装方式，不能体现无轨胶轮车系统优越性。柴油机齿轨式卡轨车运输系统国内尚无成熟的产品，设备投资高，维护成本高，设计暂不考虑。因此，本设计推荐矿井辅助运输采用轨道系统，辅助运输设备采用绳牵引普轨卡轨车。（4）开拓方案比选根据上述对工业场地以及主、副井形式的分析论述，对设计推荐的工业场地相匹配的开拓方式提出2个方案进行比较。方案一：利用原主、副斜井180、，新掘2个回风立井（西风井、东风井）、新掘副斜井（2号副斜井）兼进风井，利用原风井作进风立井。共设6个井筒，其中3个为新掘。矿井移交生产时共布置4个井筒，分别为主、副斜井，西部进风立井及西风井（立井），其中西风井为新掘，位于DF90断层以东。后期在中部312国道西侧布置2号副斜井兼进风井，在砂枣泉东端布置东风井（立井）。主斜井：利用现有主斜井井筒，无需改造。井筒倾角1645，斜长746m,净宽2.8m，净断面 7.0m2，半圆拱砼支护，支护厚度300mm。井筒现安装的带式输送机可以满足4.0Mt/a生产能力需要。副斜井：利用现有副斜井井筒，对其进行改造，移除排水管路。现有副斜井为反斜井，位于西181、南部现工业场地，井口标高+1032.994m，井底标高+818m，井筒倾角25，斜长509m，井筒断面形状为半圆拱形，净宽：2.82m，净高：3.12m，净断面 7.1m2，支护方式采用砼浇注，已铺设43Kg/m轻轨，轨距600mm，单钩串车提升。用作材料、设备、矸石、人员升降辅助提升。2号副斜井：开采东部砂枣区资源时，新掘2号副斜井，井口位于312国道西侧，II线附近，II-02孔北侧185m处。井口标高+1079m，井底标高+827m，垂深252m，井筒倾角18，斜长815m。井筒断面形状为半圆拱形，净宽：4.5m，净高：3.65m，净断面积14.2m2，现浇砼支护，支护厚度350mm。铺182、设30Kg/m轻轨，轨距600mm，单钩串车提升，用作材料、设备、矸石、人员升降辅助提升，设台阶、扶手，兼作进风井。西风井：投产时，新掘西风井（立井），位于北补24钻孔以东410m处，井口标高+1069m，井底标高+829m，井筒垂深240m。井筒净直径5.5m，净断面积23.75m2,现浇砼支护，支护厚度600mm。井筒内装备梯子间。担负矿井一采区至七采区回风任务。进风立井：利用现有立风井作进风立井，井口标高+1050m，井底标高+828.6m，回风石门开口标高+838.4m。井筒净直径3.5m，净断面积9.62m2，现浇砼支护。井筒垂深221.4m。井筒内装备梯子间，敷设消防、洒水、压缩空183、气管路、排水管路通讯及动力电缆，担负矿井部分进风任务。东风井：开采砂枣泉区东端资源时，新掘东风井，井筒位于井田东部砂枣泉区域东端，线至线之间，井口标高+1135m，井底标高+880 m。为圆形立井，净直径4m，净断面积12.56m2 ，现浇砼支护，支护厚度400mm，垂深242m，担负矿井砂枣泉区的回风任务。全矿井自西向东共划分十个采区。方案一井田开拓方式及采区划分详见图5.1-1、5.1-2。方案二：利用原主、副斜井，新掘3个回风立井（西风井、中央风井、东风井）、新掘副斜井（2号副斜井）兼进风井，利用原风井作进风立井。共设7个井筒，其中4个为新掘。矿井移交生产时共布置4个井筒，分别为主、副斜184、井，西部进风立井及西风井，其中西风井为新掘，位于原风井工业场地附近。后期在中部312国道西侧布置2号副斜井及中央风井，在砂枣泉区东端设东风井。本方案主斜井、副斜井、进风立井、2号副斜井与方案一相同，新掘西风井与原风井位置同一工业场地，中央风井与新掘2号副斜井位于同一工业场地。全矿井自西向东共划分九个采区。方案二井田开拓方式及采区划分详见图5.1-3、5.1-4。方案一优点：（1）充分利用已有地面设施及已有井巷工程，建井工期短，节约了投资；（2）初后期共两个回风井，比方案二少一个回风井，开拓工程总投资低于方案二。（3）风井位于三采区，可以兼顾中部、中南部资源开采时的通风需要。方案一缺点：（1）投185、产时井巷工程量较方案二大；（2）投产时投资大于方案二。方案二优点：（1）新掘中央风井与新掘2号副井位于同一工业场地，节约了供电设施投资，便于管理；（2）工业场地压煤量小；（3）投产时井巷工程量及投资小于方案一；（4）建井工期短。方案二缺点：（1）全矿井比方案一多1个井筒，总开拓工程量大；（2）投产时风井偏西，难以兼顾中部、中南部资源开采时通风需要。开拓方案井筒特征详见表5.1-1。各方案经济比较详见表5.1-2。潞安新疆煤化工（集团）有限公司二矿改扩建工程 可行性研究报告表5.1-1 开拓方案井筒特征一览表方案名称井筒名称井口标高（m）井筒倾角井筒深度或斜长（m）井筒直径或宽度（m）井筒断面（186、m2）支护形式井筒装备净掘进净掘进方案一：西南部主、副斜井方案新掘西风井及2号副斜井（3个工业场地）主斜井1033.81645231.75/7462.83.57.08.98混凝土胶带输送机副斜井1032.99425236.55/5092.83.57.18.98混凝土台阶，扶手西风井1069902425.56.423.7532.15混凝土梯子间2号副斜井107918252/8154.55.213.3017.31混凝土台阶，扶手东风井113590235/4.04.712.5617.34混凝土梯子间进风立井105090223/3.54.29.6213.85混凝土梯子间方案二：西南部主、副斜井方案新掘187、中央风井及2号副斜井（2个工业场地）主斜井1033.801645231.75/7462.83.57.08.98混凝土胶带输送机副斜井1032.99425236.55/5092.83.57.08.98混凝土台阶，扶手中央风井1078902515.56.423.7532.15混凝土梯子间2号副斜井107718250/8094.55.213.3017.31混凝土台阶，扶手东风井113590235/4.04.712.5617.34混凝土梯子间进风立井105090223/3.54.29.6213.85混凝土梯子间 方案比较内容方案一：西南部主、副斜井方案，新掘西风井、2号副斜井及东风井，西风井及2号副斜188、井位于不同工业场地方案二：西南部主、副斜井方案，新掘中央风井、2号副斜井及东风井，中央风井及2号副斜井位于同一工业场地井筒特征主斜井S17.0m2,S28.98m2 ,1645S17.0m2,S28.98m2 ,1645副斜井S1=7.1m2，S28.98m2 ，25S1=7.1m2，S28.98m2 ，252号副井S114.20m2，S217.31m2 ,18S123.76m2，S231.17m2 ,90风井西风井： S123.75m2,S232.15m2 ,90 东风井： S112.56m2,S217.34m2 ,90西风井： S123.75m2,S232.15m2 ,90中央风井： S1189、23.75m2,S232.15m2 ,90 东风井： S112.56m2,S217.34m2 ,90井筒长度（m）主斜井：746；副斜井：509；2号副斜井：815.5；西风井：242；东风井：235主斜井：746；副斜井：509；西风井242；2号副斜井：809；中央风井：250；东风井：235井底硐室及大巷主运输大巷S113.75m2，S215.71m2 S113.75m2，S215.71m2 辅助运输大巷S113.75m2，S215.71m2 S113.75m2，S215.71m2 回风大巷S1=17.25m2，S219.44m2 S1=17.25m2，S219.44m2 长度、体积主运190、输大巷：1360 m（利用已有回采工作面运输顺槽）；辅助运输大巷：1150 m（利用已有回采工作面回风顺槽）；回风大巷：1380 m（新掘）总回风巷：300 m；井巷小计（万元）1104（不含主斜井、副斜井、2号副斜井、东风井、进风立井）270（不含主斜井、副斜井、2号副斜井、中央风井、东风井、进风立井）主井及大巷装备主井设备1200mm ST2500带式输送机，电机功率3400kW1200mm ST2500带式输送机，电机功率3400kW大巷及下山运输设备1200mm ST2500带式输送机，电机功率2500kW1200mm ST250带式输送机，电机功率2500kW副井提升设备地面工业场地191、（hm2）13.2813.28土方工程量(万m3)填方2；挖方2填方2；挖方2投资(万元)8080合计(万元)1197.28363.28运营费(万元)820820建井工期(月)1916表5.1-2 投产时经济比较表新疆煤炭设计研究院有限责任公司69 2009年12月潞安新疆煤化工（集团）有限公司二矿改扩建工程 可行性研究报告5.1-15.1-25.1-35.1-4通过以上的经济技术比较，方案一初期投资高于方案二834万元，建井工期长于方案二3个月，但两方案优劣并不明显。方案二只是将至三采区回风大巷的施工时间推迟到8年后，并非真正节省了回风大巷投资，且后续东部开拓施工通风线路较长，通风困难，安全192、性差。考虑全矿井全部开拓工程量，方案一比方案二少打1个井筒，其它开拓工程相差不大，总投资低于方案二（少打一个深240m，净直径5.5m的立风井）近1000万元。新掘的立风井设于三采区有利于生产接续，也有利于东部开拓施工通风，安全性好。综上所述，设计推荐方案一：西南部主、副斜井方案（利用已有井筒）。新掘西风井及2号副斜井、东风井。投产时共4个井筒：主斜井（已有）、副斜井（已有）、西风井（新掘）、进风立井（已有）5.1.2 井筒数目和位置的选择根据矿井的开拓部署，井筒施工和通风要求，以及国内相同规模和相似地质条件采用斜井开拓的矿井，设计采用6个井筒可满足生产需要。投产时共4个井筒：主斜井（已有）、193、副斜井（已有）、西风井（新掘）、进风立井（已有）主斜井装备1.2m胶带输送机、动力电缆及通讯电缆等，并少量进风和作为安全出口。副斜井、2号副斜井采用单钩串车提升系统，主要担负辅助运输任务和主要进风任务，同时作为安全出口。副斜井位于现有主井工业场地，2号副斜井井口位于312国道西侧，II线附近，II-02孔北侧185m处。西风井（立风井）位于北补24钻孔以东410m处，设梯子间，担负北泉区域及中部区域生产时主要回风任务，兼作矿井安全出口。进风立井：利用现有立风井作进风立井，设梯子间，担负北泉区域生产时部分进风任务，兼作矿井安全出口。东风井（立风井）井筒位于井田东部砂枣泉区域东端北界处，线至线之间194、，设梯子间，担负砂枣泉区域东端八采区生产时回风任务，兼作矿井安全出口。5.1.3 水平划分及阶段高度的确定1、煤层分组井田内主要含煤地层为中下侏罗统八道湾组，共含煤6层，自上向下编号为1、2、3、4、5、6号煤层，其中4、5、6号三层煤为主要可采煤层，2号煤层局部可采，其余三层为不可采煤层。其中4号煤层工业资源/储量占全矿井51%，4号煤层的开采布置合理与否影响整个矿井的开采布置。2、4号煤层平均间距21.68m。4、5号煤层平均间距6.38m。5、6号煤层平均间距19.26m。煤层中间没有大的含水层，岩性为泥岩、粉砂质泥岩、细砂岩、砂砾岩、中、粗砂岩等，抗压强度值由大到小分别为泥岩，粗砂岩，195、粉砂岩，细砂岩、中砂岩。北泉区域+680m以上煤层为近水平至缓倾斜煤层，根据煤层间距情况，2号煤层与4号煤层间距较大，联合布置石门时岩巷工程量很大，故设计确定2号煤层单独布置轨道上山。4号煤层与5号煤层联合布置运输上山（已有）、回风上山（新掘）、轨道上山（已有）。6号煤层与5号煤层间距较大，联合布置岩石工程量很大，故单独布置轨道上山、运输上山。回风上山联合布置于4号煤层。各煤层回采工作面回风通过穿越煤层顶底板斜巷与4号煤层回风上山联系。2、水平标高及阶段本井田为向南倾斜的单斜构造，井田中部及北部区域煤层倾角小，属近水平缓倾斜煤层，倾角511，属于盘区布置方式，副斜井井底为本区域的一个水平即+8196、18m水平。北泉北部煤层上部覆盖着厚达140m左右的下第三系地层，其岩性以泥岩、泥质砂岩为主，煤层上部标高+940m+930m，因此设计确定上部回风石门标高为+910m，上部留2030m厚的隔离保护层。井田南部+680m以下倾角变大，一般1130，深部+400m标高以下最大达到52。开采南部资源时在+680m标高设二水平。开采砂枣泉区南部时，设三水平（标高+400m）。水平标高及阶段高度如下：一水平：+910m+818m,阶段高度92m。二水平：+818m+680m, 阶段高度138m。5.1.4 主要运输大巷位置1、大巷布置方式本矿井总的地层产状平缓，投产二采区地层倾角一般611，且井筒基本197、垂直煤层走向布置，沿煤层走向方向布置运输大巷倾角6，因此设计大巷可沿煤层掘进。局部煤层倾角较大处大巷穿越底板岩石掘进。2、大巷数量此次设计共布置3条大巷，即回风大巷、运输大巷、轨道大巷，均沿4号煤层布置，能够满足矿井通风要求。在各煤层开采时，共用一条胶带输送机巷，将其布置在主要可采4号煤层中，上面或下面煤层出煤通过溜煤眼溜或由胶带机顺槽上抬直接进入共用胶带机，以实现各煤层联合开采，减少工程量和设备投资。3、大巷的坡度根据本矿井煤层赋存情况和开拓巷道布置，井下中部及北部区域开拓大巷坡度平均在12左右。4、大巷层位的选择按照多掘煤巷少掘岩巷的原则，所有大巷尽量沿煤层布置。遇到断层时掘出的少量矸石由198、普轨卡轨车运出地面，因此各大巷尽可能沿煤层布置。5.1.5 采区划分及开采顺序1、采区划分采区走向长度和倾斜宽度应根据煤层地质条件、开采机械化水平、集中生产要求、开拓及回采巷道布置综合考虑。本矿井主要采、掘设备为综采、综掘设备，辅助运输采用普轨卡轨车，矿井主要可采的煤层均为厚煤层，采用综采放顶煤或综采一次采全高开采，故采区尺寸不宜过大。设计确定工作面走向推进长度15003000m。设计井田+680m以上以F90断层为界，西部由北至南划分一、二采区，东部划分为三、四、五、六、九采区；+680m以下以312国道为界，西部划分七采区，东部划分为八、十采区。全井田共划分为十个采区。通风系统为分区机械抽199、出式。具体采区划分详见图C1124G-109-1。2、开采顺序由于本井田为近距离煤层群开采，煤层间压茬严重。开采时必须先采完或采到无压茬关系时，才能开采下面的煤层。因此煤层间应按照由上而下的顺序开采。同时，由于北泉区域4号煤层平均厚度6.98m，放顶煤开采；5号煤层平均厚度2.9m，6号煤层平均厚度2.35m，可以一次采全高。因此，5号、6号煤层工作面推进速度较快。考虑厚薄煤层搭配开采，要求4号煤层超前开采。根据矿井开采现状，设计投产工作面布置在4号煤层，同时布置掘进工作面为开采上部2号煤层未受采动影响资源作准备。一采区4号煤层已基本采完，现矿井正开采二采区4号煤层。采区开采顺序为一、二、三、200、四、五、六、七、八、九、十采区顺序进行。采区开采顺序按由近而远、由简单到复杂的顺序进行。采区内煤层按先上后下的顺序开采。5.1.6 井筒装备及布置根据矿井开拓布局，矿井共布置6条井筒，分别为：主斜井、副斜井、2号副斜井、西风井、东风井、进风立井。矿井投产时共布置4条井筒，分别为：主斜井、副斜井、西风井、进风立井。设计的矿井井筒断面布置及装备如下：主斜井：位于西南部现工业场地，利用现有主斜井井筒，为反斜井，倾角1645，斜长746m,净宽2.8m，净断面 7.0m2，半圆拱砼支护，现安装皮带为DTL120/100/3400强力胶带输送机，输送能力1500t/h，承担全矿井原煤提升任务。经校核，井201、筒现安装的带式输送机可以满足4Mt/a生产能力需要。副斜井：位于西南部现工业场地，利用现有副斜井井筒，为反斜井，井口标高+1032.994m，井底标高+818m，井筒倾角25，斜长509m，井筒断面形状为半圆拱形，净宽：2.82m，净高：3.12m，净断面 7.1m2，支护方式采用砼浇注。铺设43Kg/m轻轨，轨距600mm，单钩串车提升。用作材料、设备、矸石、人员升降辅助提升。2号副斜井：井口位于312国道西侧，II线附近，II-02孔北侧185m处。井口标高+1079m，井底标高+827m，垂深252m，井筒倾角18，斜长815m。井筒断面形状为半圆拱形，净宽：4.5m，净高：3.65m，202、净断面积14.2m2，采用锚喷支护方式。铺设43Kg/m轻轨，轨距600mm，单钩串车提升，用作材料、设备、矸石、人员升降辅助提升，设台阶、扶手，兼作进风井。西风井：布置于北补24钻孔以东410m处，井口标高+1069m，井底标高+829m，井筒垂深240m。井筒净直径5.5m，净断面积23.75m2,现浇砼支护，支护厚度600mm。井筒内装备梯子间，设注氮管路。担负矿井一采区至七采区回风任务。八、九采区位于井田东端，为最后开采采区，单独设风井。进风立井：现有立风井位于井田西部区域中部现风井工业场地，井口标高+1050m，井底标高+828.6m，回风石门开口标高+838.4m。井筒净直径3.5203、m，净断面积9.62m2，现浇砼支护。井筒垂深221.4m。井筒内装备梯子间，担负矿井现开采区域的回风任务。将砂枣泉区域纳入开采范围后，该风井断面小且位置偏西，不能满足矿井扩建后全矿井通风需要。设计将该井作为进风井加以利用，敷设消防、洒水、压缩空气管路、通讯及动力电缆，并兼作安全出口。东风井：布置于井田东砂枣泉区域东端，井筒位于线至线之间，井口标高+1135m，井底标高+880 m。为圆形立井，净直径4m，净断面积12.56m2 ，垂深242m，担负矿井九、十采区的回风任务。井筒特征见表5.1-3。断面见图5.1-510。 表5.1-3 井筒特征表序号井筒特征井 筒 名 称主斜井副斜井2号副斜204、井西风井东风井进风立井1井筒坐标经距（Y）m16476474.97016476504.45616478641.516477438.631648350016476050.003纬距（X）m4777944.9734777991.8444779754.04779273.20047820004778700.0042井口标高（m）+1033.800+1032.994+1079+1069+1135+1049.2773井筒倾角（）164525189090904提升方位角（）14814824990905井底标高（m）8188188278289008276井筒深度/斜长（m）215.8/746214.994/5205、09252/815241235222.2777特殊凿井法深度（m）8井筒直径或宽度（m）净2.82.84.55.54.03.5掘3.53.55.26.44.74.29井筒净断面（m2）表土段7.07.114.223.7512.569.62基岩段7.07.114.223.7512.569.6210井筒掘进断面（m2）表土段10.8910.8919.4737.3720.4216.61基岩段8.988.9817.3132.1517.3413.8511井壁厚度（m）表土段450450450600450450基岩段35035035040035035012进、回风进风进风进风回风回风进风13井筒装备带式输206、送机台阶、扶手台阶扶手台阶扶手梯子间梯子间梯子间新疆煤炭设计研究院有限责任公司 116 2009年12月5.1.7 井底车场及硐室1、井底车场现有井底车场标高为+818m，为平车场。车场现有断面及功能可以满足改扩建后要求，支护完好，设计加以利用。2、井底车场硐室（1）主井系统硐室矿井投产时主井井下装载系统利用已有系统，采用上装方式布置，即主斜井井底装载硐室位于主斜井井底石门水平以上，井底撒煤可直接装入主斜井带式输送机上。主井系统硐室主要包括：井底煤仓及装载硐室等。井下现有井底煤仓为圆形立式煤仓，混凝土支护，净直径7.0m，容量为900t。（2）副井系统硐室副斜井井底+818m水平现有井下硐室均207、可利用，包括：井下变电所、消防材料库、水泵房、水仓、等候室、调度室、保健站、工具备品保管室以及井下爆炸材料库等。矿井正常涌水量为2587m3/d，最大涌水量为3823m3/d。其中+680m水平涌水量为787m3/d，最大涌水量为1323m3/d。灌浆采用粉煤灰灌浆，用水量为3728m3/d。现有+818井底中央水仓：主付水仓容积1265.7m3，支护形式为半圆拱料石砌碹。水泵房安装三台D200436型离心式水泵，Q=288m3/h H=244.8m n=1480r/min；效率74%；水泵配套的电动机选用。其性能参数为： N=300kW U=6KV n=1480r/min；敷设两趟D219m208、m的管路于副井筒中至地面污水处理站。设计建议将排水管路改为沿进风立井（原风井）敷设。现有+818m水平下山采区水仓：主付水仓容积960m3,支护形式：主仓采用半圆拱U型钢水泥背板满背支护；付仓采用半圆拱砼浇注支护。水泵房安装3台D155309级离心泵，基本参数：Q=155m3/h H=270m n=1480r/min，效率74%；配套电动机YBK355L2-4，性能参数：N=185kW U=380/660V n=1486r/min； 2趟194的排水管路，经皮带下山将矿井水排至818m水平水仓。矿井现有水仓有效容量及排水设备能力满足煤矿安全规程规定。矿井达产时的火药消耗量200kg/d， 雷管209、消耗量150发/d，爆炸材料库设计为壁槽式，其储存量按不超过3昼夜的用量考虑，储存炸药600kg，雷管450发。+818m水平变电所净宽4.5m，净断面积16.90m2，现浇砼支护，支护厚度350mm。水泵房净宽4.5m，净断面积18.25m2，现浇砼支护，支护厚度350mm。水仓净宽2.4m，净断面积5.13m2，现浇砼支护，支护厚度300mm。井下爆炸材料库宽3.0m，净断面积7.43m2，现浇砼支护，支护厚度250mm。3、井底车场主要巷道和硐室的支护方式及支护材料现井底车场巷道和交岔点支护为现浇混凝土及半圆拱可缩性支架（3至4节）为主。硐室支护为混凝土或钢筋混凝土砌碹为主。5.2 井下210、开采5.2.1 首采区位置根据矿井开拓方式及采区的划分，井田共划分为9个采区。根据煤层赋存条件分析，+680m以上地层倾角511，煤层赋存浅，煤层赋存稳定。本着先近后远、先上后下的原则，确定现西部北泉区域二采区作为投产的首采区。首采区具有下列特点：（1）勘探程度高，地质构造简单、可靠；（2）前期工程量省、投产快、投资少；（3）储量较多，范围较大，煤层赋存稳定，工作面接续可靠。该采区开采资源控制程度高，稳妥可靠，煤层产状、煤层顶底板条件等地质条件已基本查明，投产快，采区服务年限满足设计要求。5.2.2 采区巷道布置1、煤层分组、分层关系和开采顺序结合井田开拓部署及煤层赋存情况，本着多做煤巷、少做211、岩巷的原则，就二采区巷道布置设计提出了两个方案：方案一：不分煤组大联合布置上山4号煤层中已有轨道上山和运输上山，再增加一条回风上山。2号煤层单独设轨道上山。4、5号煤层布置轨道上山（已有）、运输上山（已有）、回风上山（新掘）。6号煤层单独布置轨道上山、运输上山。4号煤层回风上山也为其它煤层服务。各煤层采用斜巷与4号煤层回风上山联系。方案二：分层布置上山在2、4、6号煤层中分别布置胶带输送机上山、回风上山和轨道上山，共布置9条上山，每条上山基本沿煤层布置。此方案的优点是所有采区巷道均为煤层巷道，生产系统简单，联系方便，在生产期间不用再掘进其它巷道。缺点是工程量较大，投资较大。由于方案二上山工程量212、较多，环节多、占用的设备多，用人多，不利于高产高效，因此设计选择方案一，即采用不分煤组大联合布置上山的方案。煤层间按照由上而下的顺序开采。2、采区巷道及工作面顺槽布置（1）上下山布置采区巷道布置的主要原则是简化巷道系统和运输环节并为矿井安全、高效创造条件。设计确定首采区为二采区。根据井田勘探报告，2、4、5、6号煤层在二采区全区发育，其中4、5、6号煤层为井田主要可采煤层。4号煤层中已有轨道上山和运输上山，再增加一条回风上山。2号煤层单独设轨道上山。4、5号煤层布置轨道上山（已有）、运输上山（已有）、回风上山（新掘）。6号煤层单独布置轨道上山、运输上山。4号煤层回风上山也为其它煤层服务。各煤层213、采用回风斜巷与4号煤层回风上山联系。（2）顺槽布置采区巷道布置的主要原则是系统简单合理，工程量省，少掘岩巷，多掘煤巷的原则。根据井田的开拓部署，顺槽直接（或通过风桥、溜煤眼）与采区上山相连。工作面巷道布置：由于本矿井为低瓦斯矿井，考虑到工作面运输、通风及工作面接续需要，设计推荐采用工作面接续顺采方式。回采工作面巷道均布置2条，巷道均沿煤层底板布置，采用“一进一回”的工作面通风方式，运输顺槽进风，安装可伸缩带式输送机，并设移动变电站、乳化液泵站、喷雾泵站等设备列车，回风顺槽回风，上下工作面顺槽间煤柱净宽约10m。各工作面顺槽均采用锚网+锚索联合支护。矿井达到设计生产能力时投产一个采区二个工作面，214、即4号煤层W4204和E4204工作面。W4204工作面由东向西方向布置运输顺槽及回风顺槽至采区西部边界，沿垂直顺槽方向布置工作面开切眼。E4204工作面由西向东方向布置运输顺槽及回风顺槽至采区东部边界，沿垂直顺槽方向布置工作面开切眼。回采方向为后退式，即由采区边界向运输上山方向回采。5.2.3 采煤方法与采煤工艺1、采煤方法选择矿井初期投产的二采区可采煤层有2、4、5、6号煤层，主采煤层为4、5、6号煤层。2号煤层可采范围内厚度0.81.84m，平均1.2m，结构复杂，含夹矸04层，夹矸厚0.37.1m，为极不稳定煤层。2、4号煤层平均间距21.68m。4号煤层厚度5.0812.30m，平均215、8.72m，结构简单-较复杂，厚而稳定，一般遵循着由西向东逐渐变薄、由北向南增厚的规律。5号煤层厚度2.56.97m，煤厚自南而北逐渐变薄,平均厚度3.10m，为较稳定煤层。4、5号煤层平均间距6.38m。6号煤层厚度1.84.84m，煤层结构简单，具有北薄南厚、东西相差不大的特点，属稳定煤层。5、6号煤层平均间距19.26m。原勘探部门对侏罗系各类岩石进行力学试验分析，抗压强度在16.688MPa67.26MPa；抗拉强度在1.91MPa3.96MPa；抗剪强度在5.44MPa9.99MPa的之间变化，内摩擦角约等于78o。在抗压强度中，最大为砾岩，砂砾岩，最小为煤层，按强度换算普氏系数煤层216、为1.7，其间抗压强度值由大到小分别为泥岩，粗砂岩，粉砂岩，细砂岩、中砂岩。各类岩石抗压强度值变化较大，这除与岩石本身特征，如胶结程度，胶结物，粒度含率，结构有关外，对自然状态和湿水饱和状态，抗压强度值呈现明显不同。根据精查报告，在湿水饱和状态下，各类岩石的抗压强度均有不同程度的减弱，抗压强度降低值比较明显的主要为一些泥质砂岩类和泥岩，这类岩石多分布于煤层底板，遇水很快软化，并且具有一定的膨胀性，煤层瓦斯含量低，易自然发火，煤尘具有爆炸性。根据井田内煤层的赋存条件和开采技术条件，结合国内外采煤技术的发展现状，在选择采煤工艺时主要考虑了以下原则：（1）与煤层赋存条件相适应，有利于提高工作面单产和217、矿井的稳产、增产，实现矿井生产的高度集中化，以达到矿井高产高效的目的。（2）充分利用已有设备，大力挖掘现有综采设备能力。（3）简化采煤工艺，减少运输环节，降低巷道掘进率。（4）保证矿井安全生产，有效地防止煤层自然发火和其它灾害，为工人创造舒适的井下工作环境。（5）提高资源回收率，减少资源损失。根据矿井已经形成的开拓方式、水平和区段划分，结合煤层赋存条件、开采技术条件和生产规模，经计算，矿井达到设计产量需要布置两个工作面进行回采，设计提出以下的采煤方法进行技术和经济比较:井田内4、5、6号煤层属厚煤层，2号煤层属薄及中厚煤层，可采用综采或刨煤机开采工艺。根据国内外厚煤层开采技术发展现状和煤层赋存218、特点，4号煤层可供选择的采煤方法主要有：大采高综采、放顶煤综采以及普通综采。各采煤方法优缺点比较如下：采用综采放顶煤采煤工艺与大采高综采及普通分层综采采煤工艺相比，具有下列优点：（1）对于煤层厚度变化大以及过小断层有较强的适应性。（2）对于平均厚度大于6m的煤层，大采高综采需要分层，采用放顶煤综采相对于大采高（分层）综采及普通分层综采有以下优点：生产集中化程度高，所需占用的设备数量较分层开采成倍减少，设备成本及维修费用显著降低。由于放顶煤开采工作面的一次开采厚度大，从而大大减少了工作面设备安装、拆卸与搬家的次数，缩短了工作面的非生产时间，工人的作业环境条件相对稳定，有利于安全生产和稳产高产。综219、采放顶煤开采，回采巷道掘进量小，掘进费用低，缓和了采掘接续关系；回采工艺简单，材料消耗量省，减少了分层开采铺设金属网工序。顶煤靠自重压力破落，节省了电耗。避免了多次采动煤层形成裂隙而漏风，对防止煤层自燃有利。生产人员少，工效高，成本大大降低。采用综采放顶煤采煤工艺与大采高（分层）综采及普通分层综采采煤工艺相比有下列缺点： 工作面回采率稍低，一般只有80%85%。顶板矸石容易混入煤中，增加了煤的含矸率，影响了煤的质量。对矿井煤层的赋存条件要求高，煤层应具备一定的可放性。采用大采高综采采煤工艺与普通分层综采、综采放顶煤采煤工艺相比有以下优点：一次采全高，采高在4.06.0m，较普通分层综采工作面产220、量高，一个工作面能够达到4.0Mt/a的生产能力。 与放顶煤综采相比较，在煤层夹矸多，局部厚度大，可有选择的开采煤层赋存好的层位，顶板岩石不易进入开采的煤炭之中，煤质好。回采工作面采高大，断面大，工作面风量可大大增加，避免了高产高效工作面以风定产的问题。开采工艺简单，便于管理，较放顶煤综采减少了放煤工艺，工作面粉尘量降低，工作条件好。对于厚度小于6m的煤层采用一次采全高，回采工艺简单，避免了多次采动煤层形成裂隙而漏风，再加上工作面推进速度较放顶煤综采快，对防止煤层自燃极为有利。采用大采高综采采煤工艺与普通分层综采、综采放顶煤采煤工艺相比有以下缺点：工作面设备单体偏重，搬家较困难。支架高，稳定性221、差，特别在煤层倾角较大时容易倾倒和仰采时易片帮。采煤机功率更大，电耗高。采用普通分层综采采煤工艺与大采高综采、综采放顶煤采煤工艺相比有以下优点：与放顶煤综采相比较，在煤层夹矸多，局部厚度大，可有选择的开采煤层赋存好的层位，顶板岩石不易进入开采的煤炭之中，煤质好。开采工艺简单，便于管理，较放顶煤综采减少了放煤工艺，工作面粉尘量降低，工作条件好。工作面设备单体轻，搬家较困难。较大采高综采支架高度低，稳定性好。较大采高综采采煤机功率小，电耗低。采用普通分层综采采煤工艺与大采高综采、综采放顶煤采煤工艺相比有以下缺点：工作面单产低，需要配备至少2个工作面达到4.0Mt/a的生产能力。所需占用的设备数量多222、，设备成本及维修费用高，井下工人多，管理困难。对厚度大的煤层需要分多层布置顺槽，多次采动煤层形成裂隙而漏风，对防止煤层自燃不利。2、工作面顶板管理方式工作面顶板采用全部垮落法管理。两工作面端头均采用过渡支架进行支护，工作面运输顺槽和回风运输顺槽内超前30m加强支护，支护方式为DW30-25/110型单体液压支柱配HDJA-1200型铰接顶梁加强支护。3、工作面开采煤层的可放性论证由于放顶煤采煤法主要是利用矿山压力破煤，因而对煤层的可放性及赋存条件有一定的要求。根据多年来我国综采放顶煤采煤工艺经验的积累，影响顶煤冒放性的自然因素主要有开采深度、煤层厚度及强度、煤层结构、煤岩体节理裂隙发育程度、顶223、板条件、地质构造、自然发火、瓦斯及水文地质条件等。根据煤层厚度，仅4号煤层可放顶煤开采，对4号煤层冒放性作如下分析。a.开采深度生产实践和理论计算都表明顶煤冒放性随着开采深度的增大而加强。一般情况下，开采深度大于400m时，顶煤易于冒落。本井田煤层埋深100m700m，平均350m。从煤层赋存深度看，一、三、八采区由于煤层埋藏均较浅，故从赋存深度看，预计一、三、八采区煤层可放性不会太好。b.煤层强度从国内外大多数放顶煤综采工作面的实测资料统计表明，煤层强度是影响顶煤冒放性的关键因素。根据地质报告，4号煤层的抗压强度约16.68MPa，属低强度煤，故从煤层硬度和强度看，4号煤层可放性较好。c.煤224、层厚度根据国内外综采放顶煤的实践经验，一般认为一次采出的煤层厚度以512m为宜。顶煤厚度太小，易发生超前冒顶，含矸率增大；顶煤厚度过大，破坏不充分，采出率降低。因此，从煤层厚度看，4号煤层适合采用放顶煤一次采全厚。d.煤层结构一般认为，煤层中夹矸(单层)厚度不宜超过0.30m，总厚度不宜超过0.8m，其硬度f系数也不应大于3，顶煤中夹矸层厚度占煤层厚度的比例也不宜超过10%15%，否则，应采取预破碎措施。根据井田勘探报告，4号煤层含03层夹矸，厚度0.051.92m，岩性为炭质泥岩。因此，从煤层结构情况看，4号煤层的可放性处于临界状态，即处于可放与不可放之间。e.顶板条件影响煤层冒放性的煤层顶225、板包含直接顶和基本顶两部分，直接顶对顶煤压裂无直接影响，但直接顶能够随采随冒并具有一定的厚度是综采放顶煤开采顶煤破碎冒落后顺利放出的基本条件，否则不利于顶煤回收。因此，无论从矿压角度还是从顶煤放出率来考虑，都希望直接顶的最小厚度能达到充满采出煤厚的空间。根据各煤层顶板岩石力学性质来看，由于直接顶为粉砂岩、泥岩、细砂岩，老顶为厚层状砂砾岩，具有易于冒落的特点，同时不会产生大的周期来压，有利于采空区的充填。综合以上分析，根据各煤层及其顶板的物理力学性质、煤层结构、开采深度等自然因素对综采放顶煤开采顶煤冒放性影响的综合分析，影响本矿井特厚煤层冒放性的最主要因素是煤层开采深度及煤中的夹矸。主采煤层及顶226、底板比较软，节理比较发育，易发生片帮、冒顶。全井田主采煤层厚度变异性不大，为了安全可靠、高产高效地生产，设计推荐本矿采用综采放顶煤采煤工艺，在煤层厚度小于4m时不放顶一次采全高。如实际煤层放顶煤开采时顶煤不易放落的情况下可考虑改为普通分层综采采煤工艺。综上所述，矿区主要可采煤层顶板稳定性较差，易冒落。根据上述煤层及煤层顶底板岩性，设计认为该矿顶煤可放性较好，开采过程中顶煤可随工作面推进而冒落。若局部地段顶煤不能自行下落时，可用电钻打深孔放震动炮，使顶煤冒落，炮眼间距、深度、装药量可根据实际情况经试验后确定。4、工作面长度、采高的确定根据井田内的煤层赋存条件、设计生产规模及所选用的采煤方法，为了227、合理布置井下回采工作面，保证采煤工作面年推进度，在满足产量要求的前提下确定设计工作面长度为250m左右。4.0m以上的厚煤层采用走向长壁综合机械化放顶煤采煤法，工作面开帮高度为2.5m3m。4.0m以下的薄、中厚煤层采用走向长壁综合机械化一次采全高采煤法，工作面开采高度1.45m3.5m。该井田开采范围内开采煤层共4层煤层，各煤层厚度变化较大，因此，根据煤层开采技术条件、矿井设计生产能力、目前集团公司工作面装备水平及使用的采煤方法，设计投产时布置两个回采工作面满足矿井设计生产能力4Mt/a的需要，均布置在二采区4号煤层，采煤方法采用走向长壁综合机械化放顶采煤法。5、工作面采煤、装煤、运煤方式及228、设备选型a.采煤机该矿为生产矿井，现有两台采煤机，1台为MG450/1170-W型，1台为MG400/890-W型，采煤机主要技术特征见表5.2-3。表5.2-3 采煤机技术特征表型号采高（m）电机功率(kW）牵引速度（m/min）滚筒直径（m/个）截深（m）牵引系统MG450/1170-W2.44.111700151.80.8电牵引MG400/890-W1.94.18900151.80.8电牵引采煤机生产能力校验：4、5、6号煤层平均厚度2.358.72m，现有采煤机采高符合要求，煤层厚度大于4.1m时可以采用综采放顶煤工艺或改用大采高综采装备。Vg=（2500000/（12330）/（60229、2.70.81.3）=3.75 m/min现有采煤机牵引速度VVg，两个回采工作面同时生产可以满足4Mt/a矿井生产能力要求。现有采煤机适应的煤炭硬度为f4，本矿煤炭硬度为f1.7，现有采煤机符合截割硬度要求。因此，现有采煤机满足矿井设计生产能力4Mt/a要求。b.工作面刮板输送机现有矿井已购置与MG-450/1170-W型采煤配套的前部刮板输送机SGZ830/2400、后部刮板输送机SGZ830/2400。与MG-400/890-W型采煤配套的前部刮板输送机SGZ-764/320，后部刮板输送机SGZ-830/2400。表5.2-4 刮板输送机技术特征表型号铺设长度(m)输送能力（t/h）电230、机功率（kW）电压等级（V）备注SGZ830/2400240120024001140SGZ-764/32024070021601140（660）经验算，现有刮板输送机可以满足工作面生产能力。c.转载机在胶带输送机顺槽巷尾布置一台转载机，转载机将刮板输送机机的煤量转运至胶带输送机，因此转载机的运输能力应不小于刮板输送机的运输能力。现有1台SZZ960/250型转载机（与MG-450/1170-W型采煤配套）及1台为SZZ-830/250型转载机（与MG-400/890-W型采煤配套）。转载机的主要技术特征见表5.2-5。表5.2-5 转载机技术特征表型号出厂长度（m）输送能力（t/h）电机功率（231、kW）电压等级（V）备注SZZ-960/250452000250660SZZ-830/2504515002501140经验算，现有转载机可以满足工作面设计生产能力。d.破碎机工作面胶带输送机顺槽布置一台破碎机，破碎机安装在转载机溜槽上方，现有破碎机技术特征见表5-2-6。现有表5.2-6 破碎机技术特征表型号破碎能力（t/h）最大排料尺寸（mm）电机功率（kW）电压等级（V）PLM220022003002001140PLM15001500300160660/1140经验算，现有破碎机可以满足工作面设计生产能力要求。e.顺槽带式输送机工作面顺槽带式输送机的运输能力应大于顺槽刮板转载机的运输能力。232、现有综采工作面顺槽胶带输送机主要技术特征见表5.2-7。设备名称能力(t/h)长度(m)带速(m/s)带宽(mm)功率(kW)电压(V)DSJ120/150/2315150025003.15120023151140表5.2-7 顺槽可伸缩胶带输送机技术特征表经验算，现有综采工作面顺槽胶带输送机可以满足工作面设计生产能力要求。2号煤层属于薄中厚煤层，为节约资源，设计推荐采用薄煤层综采成套装备。推荐薄煤层工作面设备主要技术参数如下：采煤机：采高范围：0.82.0m；适应煤层倾角：25；装机总功率：300kW；截深：800mm；最大不可拆件：10t。刮板输送机：生产能力：600t/h；设计长度：25233、0m；装机功率：300kW；适应工作面倾角：10。转载机：生产能力：600t/h；设计长度：50m；装机功率：200kW。液压支架：两柱掩护式支撑高度：8002000mm；中心距：1500mm；初撑力：3500 kN；工作阻力：5000 kN；重量：16t。破碎机：生产能力：600 t/h；装机功率：100 kW；输出最大粒度：300mm。6、工作面顶板管理方式、支架设备选型a顶板管理方式工作面顶板采用全部垮落法管理。b液压支架选型（a）液压支架选型原则支护强度与工作面矿压相适应；支架结构与煤层赋存条件相适应；支护断面与通风要求相适应。（b）影响液压支架选型的主要因素煤层顶(直接顶和老顶)、底234、板岩性，煤层可采厚度，煤层倾角及瓦斯含量等。（c）液压支架性能参数的选取支架支撑高度按经验公式确定：Hmax=Mmax+0.2 mHmin=Mmin-(0.250.35) m式中: Hmax、Hmin支架的最大、最小结构高度，m；Mmax、Mmin煤层最大、最小开帮高度，m；支架支护强度的计算：支架工作阻力：根据我国二十年来放顶煤开采的实践和理论总结，支架工作阻力有多种计算方法：预计法、估计法、类比法、实测法、动载系数法、岩重法、支架载荷数理统计回归法等，这些方法大都根据矿井实际生产资料或实测数据作为计算依据，设计按估计法来计算支架工作阻力。按实测统计法计算工作面顶板压力P325M0.21式中235、:P顶板压力，kN/m2；M最大开采高度，12.46m。所以：P32512.460.21552kN/m2。需要的支架工作阻力：552（4.51.5）3726kN按统计类比法计算综放支架工作阻力Pmax1939+2.1H+471f+155/Md1939+2.1500+4711.7+155/5.13820kN式中：Pmax综放工作面支架最大载荷，kN；H采深，取500m；f煤层硬度普氏系数，取1.7；Md顶煤厚度，取5.1m。支架支护阻力：PPmaxK38201.34966kN式中K安全系数，取1.3。（4）架型选择现有矿井已有综采液压支架三套，分别为：采煤液压支架ZF6000/17/33，过渡架236、ZFG6500/19.5/34；采煤液压支架ZF8000/18/34，过渡架ZFG8500/19.5/34；于2009年6月又定货一套ZF8000支架的整套工作面设备，矿井综采设备达到三套，保证两个工作面的正常接续。液压支架的技术特征见表5.2-8。表5.2-8 液压支架技术特征表型号工作阻力(kN)初撑力（kN）支护高度（mm）支护宽度（mm）支护强度(MPa)重量（t）放顶煤支架ZF6000/17/33600052321700/330015000.7920.8过渡架ZFG6500/19.5/34650061841950/340016000.7528.4放顶煤支架ZF8000/18/3480237、0071391800/340015001.081.1020.8过渡架ZFG8500/19.5/34850061841950/340016000.7528.4现有液压支架性能指标均满足工作面计算支架支护阻力要求。两工作面端头均采用过渡支架进行支护，工作面运输顺槽和回风运输顺槽内超前30m加强支护，支护方式为DW30-25/110型单体液压支柱配HDJA-1200型铰接顶梁加强支护。煤矿在生产过程中应加强矿压力监测，必在时调整支护参数。6、移交生产和达到设计能力时的盘区数目、位置和工作面生产能力计算（1）采高采高根据煤层厚度而定，4号煤层首采工作面煤厚5.67.6m，平均厚6.5m；设计采用综采放238、顶煤一次采全高开采，采高为5.67.6m。（2）工作面长度工作面的产量和效率是随着工作面长度的增加而提高，加大工作面长度不仅减少了准备和回采的工程量，而且也相对减少了端头、进刀等辅助作业时间，保证工作面高产高效。结合本矿井的煤层条件和生产能力，工作面长度均确定为250m。（3）回采工作面循环数、年推进度设计采用井下四班工作制，每日三班生产，一班检修准备。采煤机割煤速度及开机率：开机率我国目前一般为35%65%左右，本设计开机率取45%。采煤机组在工作面运行一次，即割煤一刀，并完成放顶、移架，推溜、端头支护等工作，即为一个循环，工作面循环数及相关参数计算如下：4号煤层回采工作面循环数、年推进度：239、工作面长度250m，开帮高2.5m，放顶煤平均高5.1m，采煤机截深0.8m。根据国内综采放顶煤的生产经验，本矿井放顶煤工作面每班可达到2个循环，一日共6个循环，循环进度0.8 m ，日进度4.8m。月进度132m，年推进度1584m，正规循环率80%。,其中工作面开帮回收率按95%，放顶煤回收率按80%计算。工作面生产能力计算：工作面日产量：A1LL（H1n1 H2n2） 1.34.8250（2.50.955.10.8）=10069.8t工作面年产量：AA1L110-610069.83300.8010-6=2.66Mt/a式中: L工作面长度，250m；L工作面日进度，4.8m；L1年工作日240、，330d；n1工作面开帮回采率，95%；n2工作面放顶煤回采率，80%；正规循环率，80%；H1工作开帮高度，2.5m；H2放顶煤高度，5.1m；煤的容重，1.3t/m3。根据计算结果，设计投产时布置二个采煤工作面再加上掘进面的产量能满足矿井设计生产能力4.0Mt/a的要求。4号煤层综放工作面的日循环数及年推进度见表5.2-9。表5.2-9 4号煤层综放工作面主要技术参数序号指标名称指标单位备注1工作制度四、六制330d/a，三班生产2工作面长度250m3采高7.6m开帮2.5m，放顶煤5.1m4截深0.8m5循环产量1678.3t6班产量3356.6t每班2循环7日割刀数6刀8日推进度4.241、8m9工作面日产量10069.8t10工作面年产量2.66Mt11年推进度1584m12采煤方法走向长壁放顶煤、斜切进刀、双向割煤、自然垮落或人工强制放顶。根据计算结果，加掘进工作面的掘进煤量，设计两个采煤工作面满足矿井设计生产能力4Mt/a的要求。5.2.4 巷道支护、掘进与井巷工程量1、巷道支护方式本矿井煤层埋藏在1000m以浅，矿井初期开采深度一般在400m以浅。本井田煤层顶底板岩石以泥岩、粉砂岩为主，岩体抗压强度比较低，遇水易膨胀发生底鼓，根据新疆软岩巷道支护实践经验，采用常规的支护方式是可行的。对本矿井巷道支护考虑如下：（1）利用的已有井下巷道及硐室支护不变，新掘巷道采用锚网喷加锚索242、支护，新掘硐室采用锚喷、砼或钢筋砼砌碹复合支护。（2）主要大巷：考虑到煤层顶底板较软，设计考虑以锚网喷+25U型钢为主；部分围岩岩性差的巷道及断层两侧局部采用注浆加固岩体、锚网喷（锚索）综合支护方式。（3）回采顺槽：从目前支护现状看，回采顺槽一般采用锚杆加金属网、梯形矿工钢支架和拱形U型钢支护等方式。近年来，在大断面煤巷采用锚网索支护技术取得成功并趋于成熟，取得显著的技术经济效益。设计考虑采用锚网、锚索支护方式，防止煤体早期离层或破碎。回采工作面顺槽超前支护采用单体液压支柱加强支护。采区主要巷道断面特征见表5.4-1。表5.4-1 采区主要巷道断面特征表序号巷道名称围岩类别支护方式巷道净宽（m243、m）断面积（m2）铺设设备净掘进1轨道下山煤锚网喷34008.598.59轨道2运输下山煤锚网喷34008.598.59带式输送机3回风下山煤锚网喷32009.99.94运输顺槽煤锚网400012.812.8带式输送机5回风顺槽煤锚网400012.812.8轨道2、工作面掘进数量及机械配备巷道掘进进度指标：斜井井筒（表土段） 80m/月； （基岩段） 120m/月；立井井筒（普通施工） 40m/月；岩巷（平巷） 350m/月； （斜巷） 300m/月；煤巷（平巷） 400m/月； （斜巷） 350m/月；煤仓等硐室 450m3月。矿井达产时设计2个回采工作面和5个掘进工作面，分别掘进大巷和接续244、工作面顺槽，采掘比为2：5；巷道遇到断层或巷道刚开始掘进无法安装综掘设备时，可利用炮掘工作面设备进行掘进。矸石率预计占原煤产量的2%。综掘工作面设备配备：综掘机 EBZ150A、EBZ120A（已有设备）桥式转载机 SCB-30D（已有设备）可伸缩带式输送机 SSJ800/240（已有设备）局部扇风机 FBDNO6.3（已有设备）湿式除尘风机 SCF-7探水钻机 TXU-150激光指向仪 JZB-1小水泵 KWQX15-18-1.5气动锚杆钻机 MQT-130混凝土喷射机 ZP-II混凝土搅拌机 安IV风动凿岩机YTP-26G无极绳绞车JW-950/483、井巷工程量矿井移交时井巷工程量121245、95m，掘进总体积169833.4m3。其中：岩巷：591m，占4.85%；掘进体积：8492.84m3，占5.26%。煤巷：11604m，占95.2%；掘进体积：161340.56m3，占95%。掘进率：30.49m/万t、424.58m3/万t。矿井井巷工程量汇总见表5.4-2。表5.4-2 井巷工程量汇总表序号项目名称长 度(m)掘进体积(m3)煤巷岩巷小计煤巷岩巷小计1井筒2412418492.848492.842车场及硐室350350560056003主要运输、回风巷3432343253678.0453678.044采区78557855104032.6104032.65其它31731246、73629.923629.92合计1160459112195161340.5614092.84169833.45.3 井下运输5.3.1 井下煤炭运输1、大巷煤炭运输方式及设备井下煤炭运输有胶带运输和矿车运输二种可选方式。胶带运输具有环节简单、连续性强、运输能力大的优点，比矿车运输节省人力，自动化程度高，安全高效，易于实现自动控制，已被广泛应用于国内大型现代化矿井中，能保证矿井持续、稳定的高产高效。根据本矿井开拓布置形式，大巷沿煤层走向布置，倾角6的条件，设计确定采用带式输送机作为大巷主运输方式。2、大巷煤炭运输设备选型本设计采用钢绳芯带式输送机作为煤炭运输方式。投产工作面布置在二采区4号煤层247、中，投产时井下无大巷运输。井下煤流运输流程为：矿井投产时布置两个综采工作面，工作面来煤经PLM2200型破碎机将煤破碎至-300mm以下后，通过顺槽带式输送机，落入2个区段溜煤眼，煤炭通过2个溜煤眼下分别安装的给煤机送入运输下山带式输送机，经+820m横川转载带式输送机，给入上仓带式输送机落入井下缓冲煤仓（V400t），煤炭通过井下缓冲仓下口给煤机转载至主斜井带式输送机，最终提升至地面。开采三采区及东部资源时，井下设运输大巷，大巷沿煤层走向布置，倾角6。为与采煤工作面生产能力相匹配，设计大巷设ST型钢丝绳芯带式输送机连续运输，带宽不小于1200mm，带速不小于4m/s，运输能力不小于1500t248、/h。5.3.2 井下辅助运输根据确定矿井开拓方式，本矿井副井采用斜井开拓的方式。据此，为提高辅助运输效率减少转载环节，尤其是提高工作面搬家效率，减少因搬家对生产造成的影响，对辅助运输方式的选择、辅助运输方式以及辅助运输设备的选型作如下分析比较。1、辅助运输方式的选择结合近年来国内外矿井辅助运输设备的使用情况及发展趋势，目前主要有以下几种辅助运输方式可供选择。无轨胶轮运输系统柴油机齿轨式卡轨车运输系统有轨胶套轮齿轨机车运输系统单轨吊式机车运输系统架线电机车绳牵引卡轨车系统现对以上几种主要的辅助运输方式作以下分析。（1）无轨胶轮运输系统目前世界上无轨胶轮机车运输设备的动力主要两种形式，一是柴油机249、车，二是蓄电池机车（或拖曳电缆）。因目前蓄电池容量有限的问题仍困扰着机车的长距离运输，故不适合现代化大型矿井的要求，设计暂不推荐。对于以柴油机为动力的无轨胶轮机车，在国内外煤矿生产中得到广泛应用，特别是金属矿山中，其无轨胶轮运输的比例已超过60%。在煤矿生产中，国内的神东矿区各矿井、济宁三号矿井等都已成功使用。它的主要特点是：a机动灵活、方便快捷。特别适合高产高效矿井及沿煤层开拓的多分支巷道。b对采掘工作面的液压支架及大型设备的搬迁有独特的优势，可以点对点操作，无需任何中间换装等环节。c运输效率高，人员占用少。对于平硐或6以内的斜井（巷），或已解决了罐笼宽度问题的立井，可以实现从井上到井下的点250、对点运输，即从地面材料、设备场点直接运输至井下使用场点，无需中间环节，减少了辅助运输人员，大大提高了效率。d结构合理。无轨胶轮机车由两部分组成，前部为牵引车，后部为承载车，前后两部分以铰接型式连接，连接机构简单，车辆转弯半径小（一般36m），并且可根据运输物料品种的不同，极方便地更换不同的承载车，甚至能实现多品种同时运行。但无轨胶轮机车也存在以下不足：a各类无轨胶轮机车一般车体较宽（1.5m3m）、车身长（4.69.2m），自重大（5.727t）。b柴油无轨胶轮机车排放的废气虽都经过处理，但对井下环境仍有一定程度的污染，需加大通风。c因无轨胶轮机车的尺寸较大且为自由行驶，故对井底巷道尺寸和巷道251、底板质量有一定的要求，巷道既要有较宽的安全间隙，又要设置必要的会让点。d目前国内无轨胶轮机车的开发制造能力与世界先进水平相比，相对比较落后，远不能满足实际使用要求，其主要设备及关键零部件仍依赖国外进口。（2）柴油机齿轨式卡轨车运输系统柴油机齿轨式卡轨车是德国沙尔夫公司研制，以柴油机驱动，在配备钳型导向装置在地轨上运行的辅助运输系统。适用于大倾角，重载荷，高瓦斯的环境。俄罗斯新库涅斯克矿区目前已经投入三套使用。其主要优缺点如下：优点：a适用角度较大的井巷中，适用的最大角度能够达到30。b重载荷，最大单件载荷可达到37.5t。c全程连续运输，从地面无须转载直接进入工作面。d井下单一的辅助运输系统，252、矸石、人员、重型设备均可运输，管理轻松，高效产出。e高安全性，卡轨+齿轨，确保重载全程运输不掉道，不脱轨，不打滑。三套完全独立的紧急制动，安全避险。机械化程度高，有效降低人员依赖。f轨道可整体回收利用。g能有效的利用巷道断面，受巷道因素影响小。缺点：a运行速度相对较慢，长距离运输的运输量受限。b主要设备及关键零部件需要依赖国外进口。（3）普通窄轨胶套轮齿轨运输系统窄轨胶套轮运输系统，根据不同的动力及驱动方式有许多型式，目前国内已应用较多的是石家庄煤机厂和德国合资生产的JCP型机械传动齿轨车和常州煤研所生产的液压传动齿轨车，对于胶套轮齿轨车运输，其主要优缺点如下：优点：a可在普通窄轨上运行，与基253、建施工一致，无需再铺设轨道，对巷道底板要求不高，投资省。b驱动机车少，工作车可根据需要适当增减，污染小。c因是有轨系统，材料的上下井无需中间换装。但其缺点也较为明显，主要有：a对井下工作面的搬迁及其它大型设备的运输，操作工艺复杂，费时费力，效率低。b对运输坡度的适应性差，当坡度小于1:10时靠胶套轮与轨面的磨擦力来驱动，故胶套磨损快，一般36个月就要更换，当坡度大于1:10时，须在轨道中间铺设齿轨，结构复杂，效率低，也增加了投资与维护费。c行驶齿轨机车的轨道要坚固，需要特殊结构以满足平稳过渡的要求，且齿轨机车的转弯半径大，水平方向大于10m，垂直方向不小于23m，这在顺槽巷道有一定的困难。d胶254、套轮对运行轨面的污染敏感性强，对潮湿、煤粉大的轨面牵引力明显降低，4左右就要铺齿轨，适应性低。e调度不够灵活，不能实现点对点的运输。（4）单轨吊机车运输系统单轨吊运输是将货物吊挂在巷顶单轨上，分为防爆柴油机、防爆蓄电池、绳牵引以及风动等多种牵引方式，对于单轨吊运输，其主要优缺点如下：优点：a能有效的利用巷道断面。b具有一定的爬坡能力，适应巷道起伏，弯道半径小，机动灵活。c可实现一条龙不转载运输。d初期投资少，运行维护费用低。缺点：a单轨吊一般的运行速度1m/s左右，长距离运输的运输量受限，尤其是采区开采到后期，运输能力无法满足要求。b具了解目前单轨吊最大吊装能力为24t，本矿井选用的液压支架重255、量在30t以上，单轨吊无法满足液压支架整体运输的需要。c单轨吊维护量大，易损件事故率高，运行事故时影响大。d需要可靠的悬吊单轨的吊挂承载力装置，对顶板岩石强度或支护的要求较高，本矿井煤26煤层以上的岩石强度差一般属于软弱较软岩类，很难满足吊挂承载力的要求。e目前实际应用情况，单轨吊只用于或井筒或上山等局部辅助运输及其它运输方式的一种补充，尚没有一个大型矿井用其作为主要的辅助运输方式。另根据到龙固矿井对单轨吊的调研，目前矿井在进行局部小面的试生产，辅助运输采用防爆柴油机单轨吊，能够实现井底到工作面的一条龙运输，能够一次运输18t的放顶煤液压支架1架，运行速度最大1.4m/s左右，据介绍在矿井正式256、投产后，随着工作面支架重量增加到35t，以及运输距离的增加，矿井辅助运输改为无轨胶轮车运输。（5）架线电机车架线电机车也是有轨运输的一种方式，其运输坡度要求更加严格，坡度一般不大于9，运输系统与窄轨胶套轮运输系统是一样的，而仅仅是机车驱动的动力方式不同，其缺点除多数与普通窄轨胶套轮齿轨运输系统一致外，另外还要随运输线路一同架设驱动电机车的动力电缆，造成运输线路更为复杂。再者，遇有大坡度时，架线电机车还必须借助绞车的拉动来满足大坡度的运输要求，使操作工艺更为复杂化，效率更低。井下辅助运输大巷和顺槽的倾角在03之间，故架线电机车不适合于本矿井。（6）绳牵引卡轨车系统卡轨车系统也是轨道运输形式的一种257、，对于以斜井为开拓方式的矿井辅助运输应用较为方便，其优点也基本与窄轨胶套轮运输系统一致，但其突出的缺点是极不适于有大量矸石的运输，主要是大量的矸石在井口和井底的换装很不方便，直接影响辅助运输系统效率的提高。特别是本矿井要建成年产达四百万吨级的现代化高产高效矿井，矸石含量初算虽占0.5%左右，但以4.0Mt计算，年出矸石也有0.2Mt，其矸石的运输量也是很大的。无轨胶轮运输车、柴油机齿轨卡轨车、普通轨胶轮齿轨机车、单轨吊机车、绳牵引卡轨车及经常使用的架线电机车设备等，这些运输设备各有优缺点，都有各自的适用条件，在国内外矿井中都有使用。综合以上分析，根据本矿井煤层赋存条件，考虑到本矿井地层倾角54258、2，局部52，首采二采区地层倾角一般611平均8，设计的投产采区运输下山采用的是在煤层中连续下坡的布置方式。设计考虑到辅助运输连续下坡、煤层角度局部较大、煤层及顶底版较软巷道断面应尽量的小以及前后期辅助运输方式选择的统一考虑，设计推荐采用适应性强的普轨卡轨车辅助运输方式。如实际揭露的井田东部区域的地层情况较好能够适应无轨胶轮车运输，矿井辅助运输有选择采用无轨系统的可能。井下辅助运输大巷倾角小于6，矿井的物料、采掘和运输机械、液压支架、矸石以及人员输送均可采用无极绳普轨卡轨车辅助运输系统。本矿现有两台KWGP-90/600J型无极绳普轨卡轨车。KWGP-90/600J型普轨卡轨车的技术参数如下：259、牵引力：90KN 牵引速度：0.5/1.0m/s钢丝绳：26mm 轨距：600mm轨型：24kg/m 最大运输重量：26t轨道拐弯曲率半径：水平9m，垂直：15m最大坡度：13.5 最大运输距离：1600m电机功率：90/45kW5.3.3 矿井车辆配备井下布置2个综采工作面、5个综掘工作面同时生产，矿井生产能力4.0Mt/a。综掘工作面设计进度350m/月。设计矿井年工作日330d，每天三班生产，一班检修，每班运输5h。1、人员运输根据井下各岗位工种排序，井下最大班人员合计为255人。为节省路途时间，提高工效，所有采掘人员(不含其他人员)必须一次运送到位，据此选载人能力为24人/车的人车，普260、轨卡轨车一次可牵引5节人车，1台普轨卡轨车一次可运输120人。平均需要时间约55min。2、支架及大件设备运输根据采煤工作面设备配置，每个工作面液压支架为165架，按每天四班作业16h考虑，搬家时普轨卡轨车重载平均速度1.8km/h，空车平均速度3.6km/h，经计算，采用一辆普轨卡轨车支架搬家时间需要30d，为了节省搬家时间，两个工作面需要各配备1台专用的工作搬家普轨卡轨车。本矿现有两台KWGP-90/600J型无极绳普轨卡轨车，满足工作面搬家需要。3、物料及普通设备运输矿井正常时为每日两班运输，根据运量，按每车净载重1.5t考虑，每班运输的车次数量如表5.3-1。表5.3-1 矸石、物料及261、普通设备运输数量表名称单位数量喷射材料车/班20铺底材料车/班15钢材车/班15风墙砌筑材料车/班6坑木车/班4其它设备车/班12合计车/班72矿井普通辅助运输量为72车/班。考虑井下净运输时间16h，每辆卡轨车按牵引10辆1.5t矿车，通过计算单程最远运距5500m（副斜井至采煤工作面）、井筒重车行车速度1.8km/h，下山重车行车速度1.8km/h，顺槽重车行车速度1.8km/h，空车行车速度3.6km/h，地面装车及运行时间20min，井下卸车及运行时间10min，经计算每天每车可往返3次，矿井每班需普轨卡轨车2套。通过以上分析，通过各种运输的相互协调，矿井需配备普轨卡轨车4套，其中3套262、使用，1套备用。4、其它车辆与普轨卡轨车配套使用的矿车选择如下：MG1.7-6A型1.5t固定矿车运输材料及矸石；MLC36型3t材料车运输材料；MPC36型3t平板车运输设备；定制18t平板车运输支架。矿车规格及特征见表5.3-2。表5.3-2 矿车特征表序号名称型号及规格外形尺寸长宽高(mm)轨距(mm)轴距(mm)自重(kg)1平板车18t定制6002平板车MPC362400105041560011005303材料车MLC362400105012006007505644固定式矿车MG1.7-6A2400105012006007507185人 车24人/节与卡轨车配套6005、车辆数目计算263、1.5t固定式矿车数量采用排列法计算。材料车、一般平板车、重型平板车等其它车辆的数量按煤炭工业矿井设计规范规定计算选取。（1）1.5t固定式矿车计算副斜井井口车场一列车 110=10辆；副斜井井口车场运行一列车 110=10辆；副井井底车场一列车 110=10辆；井底车场运行一列车 110=10辆；井筒运行车辆 110=10辆；水仓清理车辆 8辆；普掘工作面车辆 10辆；其他地点1列车 110=10辆；计：矿车78辆，考虑20%备用，设计取100辆。（2）其它车辆3t材料车 30辆；3t平板车 20辆；18t重型平板车 30辆；人车 6节。矿井达到设计生产能力时，各类矿车数量见表5.3-3。表264、5.3-3 矿车数量表序号设备器材名称型号及规格单 位数 量118t重型平板车定制辆302平板车MPC36辆203材料车MLC36辆304固定矿车MG1.7-6A辆1005人 车24人/节辆65.4 矿井通风5.4.1 瓦斯、煤尘、自燃及地温情况1瓦斯根据地质报告及现开采矿井实际对瓦斯的签到结果，矿井CH4含量较低，属于二氧化碳氮气带。2煤尘爆炸危险性根据扩大勘探地质报告，本井田各煤层，岩粉量在 7585%，火焰长度在300400 mm之间，煤尘均具爆炸性；根据现生产矿井实测取样，岩粉量在 4050%，火焰长度在110200 mm之间，煤尘具爆炸性。因此，在今后煤炭开采工作中应加强通风及除尘工265、作，以降低煤尘爆炸发生的可能性。3煤的自燃性根据地质报告对井田内的各煤层自燃发火倾向测试结果，区内煤层均属容易自燃发火煤层，自燃倾向性等级均为级，根据对现有开采矿井的调查，煤的煤自燃发火期较短，一般为90-180天。不管是不易自燃煤层还是很易自燃煤层，引发煤层自燃因素很复杂，需要特别指出的是，即使是不易自燃的煤层，其局部易自燃地段的发火会迁延自燃。因此在煤矿开采过程中应及时清理井中残煤，封闭采空区，防止矿井火灾，在销售中，应缩短存储周期。4地温地质报告提供：矿井一般变温带20，20m160为恒温带，其下为增温带，总体地温梯度不明显，属正常范围。5.4.2 矿井通风方法根据矿井开拓部署，矿井通风266、方式为分区式。通风方法为机械抽出式。主斜井、副斜井、进风立井进风，立风井及东斜风井回风。5.4.3 风量、负压及等积孔5.4.3.1 矿井风量计算按煤矿安全规程的要求，矿井总进风量按以下方法计算，并取其中最大值。1. 按井下同时工作的最多人数计算Q矿进=4NK矿通=42451.25=1225m3/min20.4m3/s式中:Q矿井总供风量，m3/s。N矿井井下同时工作的最多人数， 245人。K矿通风量备用系数，取1.25。2. 按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算：Q矿井（Q采+Q掘+Q硐+Q其他）K矿通a采煤工作面实际需要的风量（1）按瓦斯涌出量计算Q采=100q采Kc=100267、3.91.5= 585m3/min=9.75m3/s式中:Q采采煤面实际需要的风量，m3/s。q采采煤工作面的瓦斯绝对瓦斯涌出量，3.9m3/min。Kc采煤工作面瓦斯涌出量不均匀备用风量系数，取1.5。（2）按工作面温度计算Q采60VcScKi式中： Qc回采工作面实际需要的风量，m3/s。Vc回采工作面适宜风速，m/s, 取1.1m/s。Sc回采工作面的断面积（最大最小控顶距的有效平均断面积）取11.6m2。Ki工作面长度系数，取1.4。Q采601.111.61.41071.84m3/min17.8m3/s（3）按工作面人数计算Q采=4N=452=208m3/min=3.45m3/s式中：268、Q采采煤工作面实际需要的风量，m3/s。N采煤工作面同时工作的最多人数，52人。（4）按风速进行验算根据以上计算：采煤工作面取最大值17.8m3/s，按风速进行验算：按最低风速验算：Q采29.5m3/s 5S采=1511.6=174m3/min=2.9m3/s按最高风速验算: Q采29.5m3/s 240S采24011.62784m3/min46.4m3/s经过以上计算及验证，回采工作面风量取最大值17.8m3/s。b掘进工作面实际需要的风量计算（1）按瓦斯涌出量计算Q掘=100q掘Kc=1000.131.8= 23.4m3/min=0.39m3/s式中:Q掘采煤面实际需要的风量，m3/s。Q269、掘采煤工作面的瓦斯绝对瓦斯涌出量，实测最大值0.13m3/min。Kc采煤工作面瓦斯涌出量不均匀备用风量系数，取1.8。（2）按局部扇风机的实际风量计算Q掘=Q扇IiD（掘进中的煤、半煤岩巷D15S；掘进岩巷D9S）式中:Q扇局部扇风机实际需风量，m3/min，运输、回风顺槽及大巷掘进面配备FBDNO6.3型对旋式局部扇风机1台，实际供风量为370570m3/min，取400m3/min。Ii掘进工作面同时通风的局部通风机台数。S掘进工作面的断面积，运输、回风顺槽取12.8m2，一水平3号轨道大巷及一水平2号轨道大巷掘进面取13.75m2。运输、回风顺槽掘进工作面：Q掘=4001+1512.8270、592m3/min=9.87m3/s一水平3号轨道大巷及一水平2号轨道大巷掘进面：Q掘=4001+1513.75=606.25m3/min=10.1m3/s（3）按人数计算Q掘4N436144m3/min1.6m3/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，取36人。（4）按风速进行验算根据以上计算：掘进工作面风量取最大值：运输、回风顺槽掘进工作面：Q掘=9.87m3/s。一水平3号轨道大巷及一水平2号轨道大巷掘进面：Q掘= =10.1m3/s按风速进行验算：运输顺槽掘进工作面:按最低风速验算：Q采9.87m3/s 5S采=1512.8=192m3/min271、=3.2m3/s按最高风速验算: Q采9.87m3/s24012.83072m3/min51.2m3/s一水平3号轨道大巷及一水平2号轨道大巷掘进面：按最低风速验算：Q采10.1m3/s 5S采=1513.75=206.25m3/min=3.44m3/s按最高风速验算: Q采10.1m3/s 240S采24013.753300m3/min55m3/s经过以上计算，运输、回风顺槽掘进工作面实际需要的风量取9.87m3/s，一水平3号轨道大巷及一水平2号轨道大巷掘进面实际需要的风量取10.1m3/s。c、硐室需风量火药发放硐室独立通风，风量取硐=3.0m3/s,1个。绞车房风量取硐=1.5m3/s272、,2个。采区变电所取1.5m3/s，1个d、其他地点实际需风量按以上风量总和的%计算：Q其它=（Q采Q掘Q硐）5%=（17.82+9.873+10.12+3+1.52+1.5）5%=4.6m3/s，取5 m3/s。则矿井总进风量为：Q矿井（Q采+Q掘+Q硐+Q其他）K矿通 (17.82+9.873+10.12+3+1.52+1.5+5)1.25122.4m3/s综合以上计算方法，总进风量最终取123m3/s。5.4.3.2 矿井负压及等积孔计算矿井通风负压按下式计算：h摩LPQ2/S3 Pa式中：A巷道通风阻力系数；L巷道长度，m； P巷道净周长，m； S巷道净断面积，m2； Q通过巷道的风量273、，m3/s。局部通风阻力按总巷道通风阻力的15%计算。矿井通风等积孔按下式计算：A1.19Q/h0.5式中：Q矿井总进风量，m3/s；H矿井通风负压，Pa。西斜风井通风容易时期A=1.1947/485.970.5=2.54m2西斜风井通风困难时期A=1.1947/12660.5=1.57m2东立风井通风容易时期A=1.1947/603.050.5=2.27m2东立风井通风困难时期A=1.1947/1302.40.5=1.55m2根据计算结果，矿井属中小通风阻力矿井。6 矿井主要设备6.1 提升设备本矿井扩建后年产量为4.0Mt/a。工作制度：年工作日330d，每天四班作业，其中三班生产，一班检274、修，日净提升时间为16h。现矿井工业场地设有一个主斜井、一个副斜井。主斜井现装备带式输送机，担负矿井原煤的提升运输任务；副斜井为单钩串车提升，担负矿井矸石的提升及人员、材料、设备等升降任务。6.1.1 主井提升设备目前二矿主井提升设备采用的是DTL型带式输送机，带宽 B1200mm，带长为L750m，带速V=4.0m/s，倾角=16.75，胶带型号ST2500（阻燃型），驱动方式：变频电动机+减速器+制动器+逆止器，机头集中驱动，功率3400KW， 经复核满足本矿井主井提升量要求。1.主斜井运输方式选择根据确定的开拓方式，目前二矿采用带式输送机作为主斜井运输设备是合理可行的。带式输送机具有运量275、大、效率高、成本低、事故少、管理维护简单、易于实现集中控制和自动化等诸多优点，已广泛应用于国内大型现代化矿井中，是矿井能持续、稳定、高产、高效、安全、节能的重要保证。 2. 主斜井带式输送机运输量（Q）的确定根据生产能力计算公式：Q=A.K/M.N式中：Q矿井小时生产能力，t/hA矿井年产量，t/a（4.0Mt/a）K不均衡系数，K=1.25M年工作日数（330d）N日净提升小时数（16h）经计算主斜井小时提升能力Q=947t/h就可满足矿井4.0Mt/a生产能力的需要，综合考虑采煤工作面最大瞬间产量及下山运输能力1200t/h的要求，最终确定主斜井带式输送机提升运输能力为Q=1200t/h。276、3. 主斜井带式输送机带宽、带速的复核由于带宽和带速是决定带式输送机输送量的两个参数，选用合理的的带宽和带速能使带式输送机的运行更加经济、可靠。选择大带宽可以保证输送量的要求，但势必增加井筒断面，增加初期投资。提高带速可以有效降低输送带的强度，减少投资，但又受制于托辊的质量、管理维护水平及输送机安全等多方面的影响。二矿目前主井提升带式输送机为DTL型，带宽 B1200mm，带速V=4.0m/s，倾角=16.75。根据公式：Q=3.6svk进行验算式中：S输送带上物料的最大截面积K带式输送机倾斜系数物料松散密度0.9t/m3所以：Q=3.6Svk=3.60.1634.000.85900=1796277、t/h1200t/h二矿目前主井提升带式输送机的带宽与带速满足矿井4.0Mt/a规模的运量要求。4. 功率及张力计算复核原始参数：B=1200mm，V=4.00m/s，Q=1200t/h，L=766m，=16.75H=221m（1）圆周驱动力计算Fu=CfLgqRO+qRU+(2qB+qG)cosqGHg+FS1+FS2上托辊转动部分重量：qRO=20.8 kg/m下托辊转动部分重量：qRU=6.7kg/m初选输送带，ST2500阻燃型 强度：2500N/mm，带重（阻燃）：qB=48kg/m每米物料重：qG=1200/3.64.00 =83kg/m FS1(2Iv2gl)/v2b12=0.7278、(1200/3.6/900) 29009.83/4.0020.732=298N FS2=Ap3=0.03101040.7=2100NFu=CfLgqRO+qRU+(2qB+qG)cosqGHg+FS1+FS2=1.120.037669.820.8+6.7+（248+83）cos832219.8+ FS1+FS2=235916N（2）电动机功率计算PA= Fuv =2359164.00/1000=944kwPM= PA/1=944/0.85=1111kw选取电机功率3400kw。二矿目前主井提升带式输送机的功率为3400KW，满足矿井4.0Mt/a规模的运量要求。（3）输送机张力计算：不打滑最小279、张力 F2minFU.mix/(e-1) FU.mix= FuKA=2359161.5=353874NF2minFU.mix/(e-1)= 353874 /2=176937N F1max= F2+Fu=176937+235916=412853N ， 输送带最大张力为412853N。5. 胶带的安全系数复核：由于胶带价格较高，投资占整部带式输送机的比重较大，因此，合理的胶带选型是带式输送机设计中的一个重要组成部分。设计应做到既安全，又经济合理。在设计中，输送带的安全系数是一个经验值，应考虑安全、可靠、寿命及制造质量、经济成本。此外还要考虑接头效率、启动系数、现场条件、使用经验等。目前，国内煤炭工280、业带式输送机工程设计规范中要求，钢丝绳芯输送带的安全系数取79。二矿目前主井提升带式输送机采用的胶带ST2500（阻燃型）型号，Gx=2500N/mm。胶带安全系数：n=(GxB)/ F1max =（25001200)/ 412853 =7.3；符合要求。6. 主要部件选型（1）驱动装置主斜井带式输送机是整个矿井生产中的关键环节，其重要性不言而喻，而驱动装置则又是带式输送机的关键部件，因此，选择技术先进、经济合理、安全可靠的驱动装置对于长距离、大运量的带式输送机来说，至关重要。目前长距离、大运量带式输送机的驱动形式主要有以下三种类型I：交-直-交变频驱动系统交-直-交变频驱动系统的主要性能特点281、是：完全可调节起动速率，软起动、软制动性能良好。节能效果明显，无运行功率损耗。响应速度快，调速性能好, 对电网冲击小。其缺点是：投资较高II：交流电动机+CST可控驱动系统CST是由美国DODGE公司研制的带有电液反馈控制及齿轮减速器，在低速轴端有线性湿性离合器，集减速、离合、调速于一体的机电一体化传动系统。它主要有五部分组成即机械传动系统；电液控制系统；风冷热交换器；油泵系统；冷却控制系统。CST系统的主要性能特点是：能在大范围内调节和控制输送机的启动加速度和停车减速度，软起动、软制动性能良好。离合器和减速器在一个整体内，体积小，占地少。起动完成后，在正常运行带速时，滑差消耗小，效率高。驱动282、主电机可实现分时空载起动，对电网冲击小。可以实现多台驱动电机之间的功率平衡，控制精度可达2。可大大降低输送带的基本张力，降低输送带强度可调带速范围为10100，可长时间验带速度运行。可通过电控系统与集中控制系统相连，实现对自身及输送机运行情况的远程集中监视和监控。对自身及输送机提供的保护功能齐全，可实现驱动系统与输送机的双向保护。其缺点则是整个系统的投资高。III：交流电动机+调速型液力偶合器+减速器这是一种比较传统的驱动装置组合方式，调速型液力偶合器是利用液体的动能和势能来传递动力的装置，它的主要性能特点是：起动时间可按输送机主参数任意调节，使输送机按S形启动速度曲线平衡启动，并能实现重载启283、动。具有过载保护功能。能隔离扭振，减缓冲击和振动，有效防止机械磨损，延长设备使用寿命。其缺点是：在低速阶段不能提供稳定平滑的加速度，其传递特性是非线性的，它的控制特性不够准确。效率低，在稳定运行时也有3%的滑差损耗。通过对以上三种驱动类型的比较，虽然采用交-直-交变频驱动系统的初期投资较高，但其具有系统简单、易操作，维护量小，控制精确等较多的优点。二矿目前主井提升带式输送机选择的驱动控制类型即为交-直-交变频驱动系统，设计认为是合理和实用的。（2）拉紧装置拉紧装置是带式输送机的一个基本组成部分，是保证带式输送机正常工作的重要部件。在带式输送机的总体布置时。选择合适的拉紧装置，确定合理的安装位置284、，是保证输送机正常运转、启动和制动时输送带在传动滚筒上不打滑的重要条件。二矿目前主井提升带式输送机拉紧装置采用的是重载车式拉紧装置，它充分借助倾斜井筒（倾角16.750）利用重载车自然势能，让胶带保持一个恒张力，起到了拉紧作用。设计认为是合理的。7.选型结果通过上述计算复核确定该主斜井带式输送机的主要参数如下表所示表6.1-1 主斜井带式输送机的主要参数带宽（mm）B=1200胶带强度（N/mm）ST2500（阻燃）运量（t/h）1200电机功率（kW台数）4003,10kV速度（m/s）4.00减速器H3SH15-25机长（m）766制动器YWZB5-500/201型倾角（度）16.75变频器（kW台数）4003另外根据煤矿安全规程规定，胶带输送机还要配置驱动滚筒防滑保护、堆煤保护、断带保护装置、防跑偏装置、输送带张紧力下降保护装置、防撕裂保护装置等各种保护措施。8. 复核结论目前二矿主井提升设备采用的是DTL型带式输送机，带宽 B1200mm，带长为L