1、山西阳泉盂县跃进煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计说明书 （修改版） 图纸目录序 号图 纸 名 称比 例图 号1井田地形地质及矿井总平面布置图1:5000C1144-103-0128号煤层底板等高线及资源储量估算图1:5000C1144-106-0139号煤层底板等高线及资源储量估算图1:5000C1144-106-02415号煤层底板等高线及资源储量估算图1:5000C1144-106-0359号煤层采掘工程平面图1:5000C1144-106-04615号煤层采掘工程平面图1:5000C1144-106-0579号煤层矿井充水性图1:5000C1144-106-06815号煤层矿井充2、水性图1:5000C1144-106-079地层综合柱状图1:500C1144-107-0110井田开拓方案平面图1:5000C1144-109-0111井田开拓方案剖面图1:2000C1144-109-0212井底车场平断面图1:200C1144-121-0113井巷断面图册1:50C1144-122-0114采区巷道布置及机械配备平面图1:2000C1144-163-0115采区巷道布置及机械配备剖面图1:2000C1144-163-0216通风系统示意图及通风网络图(容易时期)C1144-171-0117通风系统示意图及通风网络图(困难时期)C1144-171-021815号煤层瓦斯抽放3、系统图C1144-171-0319矿井建设工程综合施工进度图C1144-186-0120地面供电系统图（工业场地供电系统图）C1144-261-0121地面供电系统图（瓦斯泵站变电所）C1144-261-0222地面供电系统图（风机房供电系统图）C1144-261-0323井下供电系统图（15号煤层主水平变电所）C1144-261-0424井下供电系统图（采区变电所）C1144-261-0525地面生产系统布置平面图1:500C1144-430-0126主斜井至1号筛分楼机械设备布置平剖面图1:100C1144-430-02271号筛分楼至2号筛分楼机械设备布置平剖面图1:100C1144-44、30-03282号筛分楼至转载楼机械设备布置平剖面图1:100C1144-430-0429转载楼至卸载点机械设备布置平剖面图1:100C1144-430-0530地面生产系统机械设备联系图C1144-430-0631主斜井带式输送机平剖面图1:100C1144-430-0732工业场地总平面布置图1:500C1144-447-013315号煤井下消防、洒水管路布置平面图C1144-845-013415号煤层井下运输系统布置图C1144-124-013515号煤压风管路系统平面布置图C1144-217-0136矿井安全、人员考勤监控系统图C1144-274-0137井上下通信系统结构框图C1145、4-262-013815号煤层采区供水施救管网布置平面图C1144-846-0139半壁煤仓布置图C1144-430-0840山西阳泉盂县跃进煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计说明书目 录前 言1第一章 井田自然及兼并重组前概况6第一节 井田自然概况6第二节 兼并重组前各矿现状7第二章 兼并重组的条件19第一节 资源条件19第二节 外部条件47第三节 资源整合条件综合评述及可行性分析49第三章 井田开拓50第一节 井田境界及储量50第二节 矿井设计生产能力及服务年限56第三节 井田开拓57第四节 井筒62第五节 井底车场及硐室64第四章 大巷运输及设备67第一节 运输方式的选择67第二节6、 矿车68第三节 运输设备选型69第五章 采区布置及装备103第一节 采煤方法103第二节 采区布置113第三节 巷道掘进117第六章 通风与安全121第一节 概况121第二节 矿井通风122第三节 灾害防治及安全装备130第七章 提升、通风、排水、压气设备167第一节 提升设备167第二节 通风设备180第三节 排水设备184第四节 压气设备188第五节 瓦斯抽放设备191第八章 地面生产系统202第一节 煤质及其用途202第二节 煤的加工204第三节 生产系统204第四节 辅助设施207第九章 地面运输210第一节 概况210第二节 场外公路210第十章 总平面布置及防洪排涝212第一节 7、概况212第二节 平面布置213第三节 竖向设计及场内排水216第四节 场内运输217第五节 矿井其它工业场地布置218第六节 防洪排涝218第十一章 电气220第一节 供电电源220第二节 电力负荷221第三节 送变电224第四节 地面供配电231第五节 井下供配电235第六节 监控与计算机管理238第七节 通信246第十二章 地面建筑250第一节 设计原始资料和建筑材料250第二节 工业建筑物和构筑物251第三节 行政、生活福利建筑253第四节 居住区255第十三章 给水排水256第一节 给 水256第二节 排水260第三节 室内给排水261第四节 消防及洒水262第十四章 采暖通风及供热8、263第一节 采暖与通风263第二节 井筒防冻264第三节 锅炉房设备265第四节 室外热力管网266第十五章 环境保护与水土保持267第一节 环境现状267第二节 环境保护与水土保持执行标准268第三节 项目建设和生产对环境的影响268第五节 环境保护与水土保持措施269第六节 环境保护与水土保持投资272第十六章 节能节水273第一节 井下开采节能273第二节 地面建筑节能273第三节 矿井供电节能274第四节 机械设备节能278第五节 给排水、暖通及环保节能278第十七章 职业安全卫生281第一节 职业危害因素分析281第二节 主要防范措施282第三节 预期效果及评价286第十八章 建井9、工期289第一节 建井工期289第二节 产量递增计划290第十九章 技术经济291第一节 劳动定员及劳动生产率291第二节 建设项目资金概算293第三节 原煤生产成本295第四节 技术经济分析与评价297第五节 主要技术经济指标298附录：1、设计委托书、双方承诺书。2、山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室晋煤重组办发200973号文“关于阳泉市盂县煤矿企业兼并重组整合方案的补充批复”。3、山西省工商行政管理局（晋）名称预核内2009第008284号文企业名称预先核准通知书。4、山西省煤炭工业厅晋煤规发20101290号批文“关于山西阳泉盂县跃进煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复10、。7、山西省煤炭工业局晋煤瓦发2011438号文件“关于阳泉市2010年度矿井瓦斯等级和CO2涌出量鉴定结果的批复”。8、山西省煤炭工业局综合测试中心2006年4月提交的盂县顺安煤矿9号煤层煤样检测报告。9、山西煤矿设备安全技术检测中心2010年10月提交的盂县跃进煤矿15号煤层煤样检测报告。10、采矿许可证、安全生产许可证、矿长资格证和安全培训证。11、供电协议、取水协议和救护协议。12、山西省盂县跃进煤业有限公司采（古）空区积水、积气及火区调查报告。13、山西省盂县跃进煤业有限公司瓦斯预测报告。14、山西省煤炭工业厅晋煤瓦发2011748号批文“关于山西阳泉盂县跃进煤业有限公司矿井15号煤11、层瓦斯涌出量预测的批复”。15、山西省煤炭工业厅晋煤瓦发2011945号批文“关于山西阳泉盂县跃进煤业有限公司矿井15号煤层瓦斯抽采工程初步设计的批复”。附件：1. 矿井兼并重组整合初步设计主要机电设备目录。 2. 矿井兼并重组整合初步设计概算书。- 301 -前 言一、山西阳泉盂县跃进煤业有限公司矿井兼并重组整合的批准文件：参与兼并重组各矿井名称及隶属关系，兼并重组后矿名及隶属关系根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件（晋煤重组办发200973号文）“关于阳泉市盂县煤矿企业兼并重组整合方案的补充批复”文件，批准以山西阳泉盂县跃进煤矿为主体，由山西阳泉盂县跃进煤矿、山西阳泉盂县顺安12、煤矿和新增区进行兼并重组整合，关闭山西阳泉盂县顺安煤矿，将资源并入山西阳泉盂县跃进煤矿，兼并重组后企业更名为山西阳泉盂县跃进煤业有限公司。兼并重组前山西阳泉盂县跃进煤矿井田面积3.4981km2，批准开采15号煤层，矿井生产能力为0.6Mt/a；山西阳泉盂县顺安煤矿井田面积3.0065km2，批准开采8、9号煤层。两个矿井井田均全部参与本次兼并重组。兼并重组后山西阳泉盂县跃进煤业有限公司井田面积为4.7903km2，新增面积为1.29 km2，批准开采8-15号煤层，2009年11月20日山西省国土资源厅为该矿颁发采矿许可证，兼并重组后矿井生产规模为1.2Mt/a，新增生产能力0.6Mt /a13、。二、编制兼并重组设计的依据、项目由来及矿井生产建设设计过程兼并重组方案批复后，为了尽快建设矿井并投产，山西阳泉盂县跃进煤业有限公司特委托我公司为其进行兼并重组整合矿井初步设计，设计规模1.2Mt/a。本次兼并重组以原山西阳泉盂县跃进煤矿为主，同时整合原山西阳泉盂县顺安煤矿资源。兼并前，原山西阳泉盂县跃进煤矿本身属于机械化升级改造矿井，由太原理工矿山设计研究所设计，2007年建成，建设能力为0.6Mt/a。本次设计在考虑原0.6Mt/a初步设计和现场实际施工的基础上，本着技术合理、工艺先进、生产安全、节能环保、经济高效的原则，经过充分的现场调查和技术交流，最终完成山西阳泉盂县跃进煤业有限公司兼14、并重组整合矿井初步设计，设计的主要依据包括：1、山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件（晋煤重组办发200973号文）“关于阳泉市盂县煤矿企业兼并重组整合方案的补充批复”；2、2009年11月20日山西省国土资源厅颁发的采矿许可证（证号：C1400002009111220044315）；3、山西地宝能源有限公司2010年5月编制的山西阳泉盂县跃进煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告；4、2010年10月山西省煤炭工业厅晋煤规发20101290号“关于山西阳泉盂县跃进煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复”。5、山西阳泉盂县跃进煤业有限公司提供的8、9、15号煤层采掘工程平面图、工业15、广场平面图；6、山西省煤炭工业厅晋煤瓦发2011748号批文“关于山西阳泉盂县跃进煤业有限公司矿井15号煤层瓦斯涌出量预测的批复”。7、山西省煤炭工业厅晋煤瓦发2011945号批文“关于山西阳泉盂县跃进煤业有限公司矿井15号煤层瓦斯抽采工程初步设计的批复”。8、设计委托书；9、瓦斯等级鉴定批文；10、煤层自燃倾向性与煤尘爆炸性鉴定报告；11、煤炭工业矿井设计规范；12、煤矿安全规程；13、国家和省政府有关煤炭生产的方针、政策、法律、法规；14、矿方提供的工业广场地面实测图及主要设备清册；15、矿方提供的整合前各矿采掘工程平面图；16、供电、供水协议；17、现场调研资料。三、设计的指导思想山西阳16、泉盂县跃进煤业有限公司地质构造简单，煤层赋存稳定，开采技术条件优越。但井田储量有限，本次设计遵循以下原则： 1、在认真贯彻执行国家能源开发的方针、政策及煤炭行业“规程”、“规范”的前提下，设计坚持实事求是、开拓创新的原则，紧密结合本矿特点，从实际出发，充分利用现有设施、设备，尽量减少改扩建工程量。2、设计力求切合实际，工程量少、投资省，生产系统安全可靠。技术上可行，经济上合理，安全上可靠，环保符合要求，做到工期短、见效快。3、积极采用新技术、新工艺、新设备，力求使矿井各生产环节系统简单、先进可靠、合理实用，依靠科技进步，精心对各个环节进行优化。4、井下布置尽量多做煤巷、少做岩巷，力求减少井巷工17、程量，设计中尽可能地简化生产系统，减少行政、福利设施，力争达到少投入、多产出、见效快、效益好的目的。把该煤矿改扩建成本质安全型、质量效益型、科技创新型、资源节约型、和谐发展型的社会主义新型矿井。四、兼并重组设计的特点1、根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件，矿井兼并重组整合设计生产能力为1.2Mt/a。2、充分利用了兼并前跃进煤矿现有的工业场地，原跃进煤矿现有的主、副斜井井筒分别作为兼并重组后的主、副斜井，无需新征土地。3、矿井采用斜井开拓，以主斜井、副斜井和回风斜井共3个井筒开发全井田煤层，井筒均为改造利用现有井筒，节省了井巷工程量，缩短了建井工期。4、考虑井田范围、原有工业场18、地及井筒落底点位置、煤层赋存特征、原有巷道布置、回采工作面装备水平、回采工作面年推进度等因素，矿井以一个水平开采全井田8、9、15号煤层。5、井下巷道布置利用了已有的井巷工程，因而工程量省，减少了矿井投资，大巷布置时贯彻了“多做煤巷、少做岩巷”的设计指导思想。6、主斜井装备JB/ZQ4000/86型钢丝绳芯胶带输送机，担负全矿井的煤炭提升任务，装备台阶和扶手作为矿井的一个安全出口。副斜井装备JK-2/30E型绞车作单钩串车，担负全矿井的人员、材料、设备、矸石等全部辅助提升任务，并兼作进风井，同时布置所需综合管线，装备台阶和扶手作为矿井的一个安全出口。7、矿井投产时，生产采区布置在井田南部的1519、号煤第五采区；达到设计生产能力时，在15号煤第五采区装备一个综放工作面。8、利用了既有的工业场地地面设施，适度增加了地面设施。9、井下全部采用胶带运输煤炭，具有连续、高效、安全的特点；井下辅助运输采用连续牵引车，具有机动灵活、运输距离长、爬坡能力强、运输速度快、运输能力大、系统简单、易于施工和管理、设备投资省的优点。10、采用长壁式布置回采工作面，加大了回采工作面连续推进长度，减少回采工作面的搬迁次数及工作面搬家费用，可提高回采工作面单产及煤炭资源回收率，且易于回采及生产管理。11、采用长壁式综采工艺，全部垮落法管理顶板，具有煤炭资源回收率高、开采成本低、投资省、生产效率高、安全可靠等优点。120、2、全矿井采用中央并列式通风系统，机械抽出式通风方法，通风系统简单，通风设施少，易于通风管理。13、完善影响本矿安全生产的煤尘爆炸、井下水等自然灾害防治措施的同时，健全了其它自然灾害的防治措施，为全矿井的安全生产打下了坚实基础。14、地面布置紧凑合理、分区明确、线路简捷、占地面积小。15、矿井技术改造建设工期短、全员效率高、用人少、投资低。五、设计的主要技术经济指标1、矿井设计生产能力：1.2Mt/a；2、井田开拓方式：斜井开拓。3、水平划分及水平标高：全井田划分为一个水平，水平标高为+858m。4、矿井保有资源/储量44.17Mt，工业资源/储量43.366Mt，设计可采资源/储量10.7521、Mt，服务年限5.2a。5、全矿井同时生产采区数为一个，为15号煤第五采区，装备一个综放工作面、一个综掘工作面、一个炮掘工作面来保证矿井设计生产能力和正常生产接替。采用全部垮落法管理顶板。6、矿井工业场地占地面积：10.5ha。7、矿井移交生产及达产时的新增井巷总工程量为6777m，其中：煤巷6402m，岩巷375m，硐室2551m3。万吨掘进率为56.5m/万t。8、矿井在籍人数546人。9、原煤生产效率10t/工。10、本项目建设总资金为26367.19万元，项目建设总投资为25946.19万元（新增静态建设投资10056.03万元），吨煤投资216.22元/t。其中：井巷工程4949.022、9万元，土建工程104.60万元，设备及工器具购置2347.30万元，安装工程657.73万元，工程建设其他费用1339.44万元，工程预备费657.87万元，资源价款5000.00万元，已完成工程10300.00万元，建设期贷款利息590.16万元，铺底流动资金421.00万元。11、建设工期：9.3个月。12、原煤吨煤成本179.39元/t。13、税后投资回收期4.44a。六、存在的主要问题及建议，需在下一阶段设计中解决或提请审批机关决定和有关单位注意的问题与建议。1、矿井为高瓦斯矿井，在生产过程中要加强瓦斯等级鉴定、监测管理工作。要根据矿井瓦斯涌出量的变化，核实矿井风量并采取针对性的瓦斯23、治理措施，保证安全。2、井田周边生产矿井较多，已形成大片采空区，在煤矿开采过程中，要引起高度重视。建议对周边煤矿生产情况做进一步的了解。各矿之间应加强联系，及时交换采掘工程平面图，彼此了解对方的采掘情况，杜绝越层越界开采，防止老窑、古空区积水，积气、火区的危害。尽可能收集周边煤矿采空区赋存范围及积水资料，并坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则。防止造成水灾、瓦斯事故。3、矿井采矿证批采深度939.87m839.87m，而8、9、15号煤层深度范围为980m800m，建议矿方换发采矿许可证时申请变更。山西阳泉盂县跃进煤业有限公司兼并重组整合项目初步设计说明书第一章 井田自然及兼并24、重组前概况第一节 井田自然概况一、交通位置山西阳泉盂县跃进煤业有限公司（以下亦称井田）工业广场位于山西省盂县县城南直距12.5km处路家村镇滴水崖村。行政区划属盂县路家村镇管辖。地理座标：北纬：380004380147，东经：11326111132846。井田北距盂县县城12.5km，南距阳泉市26km，距东坪新建铁路集运站1.5km，东距阳（泉）盂（县）二级公路2km，至阳泉可转接太旧高速公路和石太铁路线，交通条件十分便利（详见交通位置图1-1-1）。二、地形地貌井田位于山西省中部东侧太行山西麓，属中低山丘地带，井田内基岩大面积裸露，黄土覆盖面少，地形复杂。整体地势呈中部高四周低、冲沟发育，25、最高点位于井田中南部的黄峰脑，海拔1213.7 m，最低处位于井田东北角的灵芝沟内，海拔940m，最大相对高差为273.7m。三、河流本区属海河流域滹沱河水系，井田位于滹沱河水系温河上游支流招三河畔，招三河在井田西南部边界外由南向北流过。井田内沟谷纵横，平时干涸无水，雨季为排洪通道。四、气象本区属温带大陆性季风气候，四季分明。冬季寒冷，春季多风，夏季炎热，秋季多雨凉爽。1气温：年平均气温为9.1，极端最高气温达39.5（1957.7），极端最低气温-17.6（1953.11）。2降水量：年平均降水量570mm，年最大降水量817.6mm（1966.8），年降水量多集中在7、8、9三个月，占全年26、降水量的50%以上。3蒸发量：年平均蒸发量1162.2mm，为年降水量34倍。4湿度：平均相对湿度为65%，平均绝对湿度为8.6mb。5风向：全年风向多为西北风。冬季以西北偏西风最高，夏季多偏东风。冬春季节风大，夏秋风小。最大风速20m/s，年平均风速2.8m/s。6霜冻期：霜期为每年9月下旬至次年4月，年平均无霜期为105天左右，雪冻期为每年11月下旬至次年3月，最大积雪厚度200mm，冻结深度不足1m。五、地震根据中华人民共和国建筑抗震设计规范（GB50011 2001），本区抗震设防烈度为7度区，设计基本地震加速度值为0.10g。第二节 兼并重组前各矿现状本井田由山西盂县跃进煤矿、山西盂27、县顺安煤矿和新增区进行兼并重组整合而成，兼并重组整合后煤矿企业核准名称为山西阳泉盂县跃进煤业有限公司。兼并重组后矿井批准开采8-15号煤层，生产能力为1.2Mt/a，净增生产能力0.6Mt/a，井田面积4.7903km2，其中新增面积1.29km2。一、兼并重组前现状兼并重组整合前原盂县跃进煤矿开采15号煤层，原山西盂县顺安煤矿开采8、9号煤层。原山西盂县跃进煤矿和原山西盂县顺安煤矿前身均为跃进煤矿。跃进煤矿始建于1958年，于1960年投产，该矿原名为清城国营煤矿，后于1962年划归盂县二轻局管理后改名为跃进煤矿，井田内批准开采8、9、15号煤层。原跃进煤矿为典型的一证多井矿井，井田内有四号28、井、二号井和五号井三个生产系统。四号井开采8、9号煤层，其中在19911992年开采8号煤层4个工作面后，弃采了8号煤层，现已破坏。二号井和五号井开采15号煤层。2007年山西省国土资源厅以晋国土资办发20077号文，将跃进煤矿四号井和五号井采矿权分立，二号井进行了关闭，批准五号井开采15号煤层，名称仍为跃进煤矿（即整合前的盂县跃进煤矿），四号井开采8、9号煤层，名称为顺安煤矿（即整合前的山西盂县顺安煤矿）。1、原山西盂县跃进煤矿根据山西省国土资源厅2007年4月为该矿改放的采矿许可证（证号：1400000721960）, 批准开采15号煤层，证载生产规模150kt/a。15号煤层井田范围由以29、下18个坐标点（1954年北京坐标系）依次连线圈定而成：1X=4213294.00 Y=19715975.002X=4213305.00 Y=19716375.003X=4213480.00 Y=19716999.004X=4213553.00 Y=19717710.005X=4213330.00 Y=19717550.006X=4212935.00 Y=19716965.007X=4212350.00 Y=19716985.008X=4211864.00 Y=19716715.009X=4211539.00 Y=19716724.0010X=4211499.00 Y=19715119.00130、1X=4212320.00 Y=19715148.0012X=4212320.00 Y=19715435.0013X=4212660.00 Y=19715435.0014X=4212660.00 Y=19715153.0015X=4213694.00 Y=19715191.0016X=4213707.00 Y=19715664.0017X=4213337.00 Y=19715674.0018X=4213345.00 Y=19715974.00批准开采深度：由840m至870m标高。井田南北宽约2.2km，东西长约2.55km，呈不规则多边形，井田面积3.4981km2。原盂县跃进煤矿（五号井）31、，始建于1991年元月，原设计生产能力90 kt/a，2007年经综合机械化采煤升级改造，生产能力达到600 kt/a。采用三个斜井开拓，分别主斜井、副斜井和回风斜井，三个斜井均兼作安全出口。表1-2-1 原盂县跃进煤矿井筒特征表 井筒名称主斜井副斜井回风斜井井口坐标(m)（1980年西安坐标系）X4213183.1864213152.3614213100.509Y19716725.52619716608.09619716488.300井口坐标(m)（1954年北京坐标系）X4213230.8244213200.004213148.149Y19716795.43019716678.00197132、6558.205标高（m）井口+992.249+993.00+1017.644井底+855+858+863井筒倾角182226.5井筒方位角24524452245井筒斜长(m)435360351井筒断面形状半圆拱三心拱半圆拱井筒净断面(m2)9.0110.237.20井筒装备1000mm皮带单钩串车原盂县跃进煤矿（五号井）布置一个水平，水平标高为+875m。采用综合机械化低位放顶煤采煤方法，全部垮落法管理顶板。三个井筒均采用拱形断面，料石砌碹支护，井下运输大巷、轨道大巷和回风大巷均采用拱形断面，料石砌碹支护，回采工作面运输回风顺槽采用锚索加锚网的锚杆支护，回采工作面装备液压支架支护顶板。主斜井33、装备JB/ZQ4000/86型钢绳芯胶带输送机提升煤炭，副斜井装备JK-2/30E型绞车作单钩串车提升设备、材料、人员、矸石等。矿井采用抽出式通风，主副斜井兼作进风井，回风斜井回风，回风斜井服务于整个井田，并列式通风方式，回风斜井安装有两台FBCDZ20/2220通风机通风，一台工作，一台备用，掘进工作面采用局部通风机、压入式通风。矿井主副水仓有效总容量为1000m3，主排水泵房配备D85-455型主水泵三台，三台水泵均为660V双回路供电，主排水系统双管路沿主斜井敷设至地面污水处理池，采区内配备有小水泵和探放水设备。矿山采用双回路供电，一回引自距工业场地西北6.8km处秀水变电站35kv，另34、一回引自距工业场地北5.1km处温池变电站35kv。2、原山西盂县顺安煤矿根据山西省国土资源厅2007年4月为该矿换发的采矿许可证（证号：1400000711961）,批准开采8号、9号煤层，批准生产规模为300kt/a。8、9号煤层井田范围由以下18个坐标点（1954年北京坐标系）依次连线圈定而成：1X=4213480.00 Y=19716999.002X=4213192.00 Y=19717454.003X=4213091.00 Y=19717385.004X=4213090.00 Y=19717183.005X=4212695.00 Y=19717118.006X=4212672.00 35、Y=19717013.007X=4212418.00 Y=19717020.008X=4211864.00 Y=19716715.009X=4211539.00 Y=19716724.0010X=4211499.00 Y=19715119.0011X=4211632.00 Y=19715126.0012X=4211876.00 Y=19715362.0013X=4212548.00 Y=19715444.0014X=4212689.00 Y=19715151.0015X=4212872.00 Y=19715159.0016X=4212881.00 Y=19715486.0017X=42133036、0.00 Y=19715474.0018X=4213305.00 Y=19716375.00批准开采深度：由920m至940m标高。井田南北宽约2.02km，东西长约2.85km，呈不规则长方形，面积3.0065km2。原山西盂县顺安煤矿（四号井）：始建于1980年，于1986年投产，整合前生产能力300 kt/a，采用斜立井混合开拓方式，分别主斜井、副斜井和回风立井，主副斜井均兼作安全出口。表1-2-2 原盂县顺安煤矿井筒特征表井筒名称主斜井副斜井回风立井井口坐标(m)（1980年西安坐标系）X4213179.9104213238.0234213149.671Y19716810.64819737、16693.11919716415.825井口坐标(m)（1954年北京坐标系）X4213227.5474213285.6614213197.312Y19716880.55119716763.02419716485.731标高（m）井口+991.165+994.237+1015.530井底+945.26+947.46+955.50井筒倾角152290井筒方位角6664井筒斜长或垂深(m)177.38124.8860.03井筒断面形状半圆拱半圆拱井筒净断面(m2)9.014.547.07井筒装备皮带绞车原山西盂县顺安煤矿（四号井）采用长壁式综合机械化采煤方法，全部垮落法管理顶板。主副斜井均采用料38、石砌碹支护，回风立井采用砼碹，井下运输大巷、轨道大巷和回风大巷均采用拱形断面，料石砌碹支护，回采工作面运输回风顺槽采用锚索加锚网的锚杆支护，回采工作面装备液压支架支护顶板。主斜井装备SD-150型胶带输送机提升煤炭，副斜井装备JT-0.8A型提升绞车担负提升设备、材料、人员、矸石等。矿井采用抽出式通风，主副斜井兼作进风井，回风立井回风，回风立井服务于整个井田，并列式通风方式，回风立井安装有两台FBCDZ(BDK54)-6-18型轴流式通风机两台，一台工作，一台备用，掘进工作面采用局部通风机、压入式通风。矿井井底车场附近布置有主副水仓，主水仓有效容量为130 m3，副水仓有效容量为100m3，主39、排水泵房配备4DA-87型主水泵三台，三台水泵均为660V双回路供电，主排水系统双管路沿主斜井敷设至地面污水处理池，采区内配备有小水泵和探放水设备。矿山采用双回路供电，一回引自距工业场地西北6.8km处秀水变电站35kv，另一回引自距工业场地北5.1km处温池变电站35kv。现在，井田内8、9号煤层大部分资源已经采完，只剩保护煤柱没有开采。二、井田周边生产矿井山西阳泉盂县跃进煤业有限公司井田内无其它小窑开采，周边矿井（包括已关闭、整合矿井）共11座，基本情况叙述如下：1盂县清城工业集团有限公司西沟煤矿位于井田北部，根据晋煤重组办发200973号文件，该矿与山西通懋煤业有限公司、盂县路家村镇杨家40、坪煤矿，盂县路家村镇清城村西坡煤矿（十关闭矿井之一）整合为一处，整合后的矿井名称为山西阳泉盂县清城煤业有限公司，整合后山西阳泉盂县清城煤业有限公司批准开采煤层为9、15号煤层，批准生产能力为600kt/a。兼并重组整合前西沟煤矿隶属于盂县清城工业集团有限公司，采用斜井开拓，批准开采15号煤层，开采15号煤层，曾采9号煤层，生产能力为150kt/a，采煤方法为壁式炮采，一次采全高、全部垮落法管理顶板，属高瓦斯矿井，矿井涌水量60m3/d。未发生过瓦斯爆炸和煤尘爆炸事故，未发现有越界开采现象。2盂县进昌煤业有限公司位于井田东部，根据晋煤重组办发200952号文件，该矿与盂县清城工业集团有限公司杨树41、湾煤矿、盂县路家村镇榆林垴煤矿整合为一处，整合后的矿井名称为山西阳泉盂县清城工业聚源煤业有限公司，整合后的山西阳泉盂县清城工业聚源煤业有限公司批准开采15号煤层，批准生产能力为600kt/a。兼并重组整合前盂县进昌煤业有限公司采用斜井开拓，批准开采15号煤层，开采15号煤层，曾采9号煤层，生产能力为150kt/a，采煤方法为壁式炮采，一次采全高、全部垮落法管理顶板，属高瓦斯矿井，矿井涌水量80m3/d。未发生过瓦斯爆炸和煤尘爆炸事故，未发现有越界开采现象。3山西省阳泉固庄煤矿位于井田东部，隶属于山西省监狱管理局，始建于1982年，斜井开拓，采用低位放顶煤综合机械化采煤方法，全部垮落法管理顶板，42、批准开采815号煤层，现采15号煤层，生产能力为1.5Mt/a，属高瓦斯矿井，矿井涌水量为300m3/d。建矿以来未发生过瓦斯爆炸和煤尘爆炸事故，未发现有越界开采现象。4阳泉市燕龛煤炭有限责任公司燕龛煤矿位于井田南部，该矿斜井开拓，采用综合机械化采煤方法，全部垮落法管理顶板，批准开采815号煤层，现采9号煤层，批准生产能力为1.2Mt/a，属高瓦斯矿井，矿井涌水量为270m3/d。建矿以来未发生过瓦斯爆炸和煤尘爆炸事故，未发现有越界开采现象。5阳泉市燕龛煤炭有限责任公司程庄煤矿位于井田南部，该矿斜井开拓，采用综合机械化采煤方法，全部垮落法管理顶板，批准开采815号煤层，现采15号煤层，曾采9号43、煤层，批准生产能力为1.8Mt/a，属高瓦斯矿井，矿井涌水量为350m3/d。建矿以来未发生过瓦斯爆炸和煤尘爆炸事故，未发现有越界开采现象。6皇后煤业有限公司位于井田西部，根据晋煤重组办发200952号文件，整合后的矿井名称为山西阳泉盂县皇后煤业有限公司，整合后的山西阳泉盂县皇后煤业有限公司批准开采8、9、15号煤层，批准生产能力为900kt/a。兼并重组整合前皇后煤业有限公司采用斜井开拓，开采9号煤层，8、15号煤层均未进行开采，生产能力为300kt/a。采煤方法为壁式炮采，一次采全高、全部垮落法管理顶板，矿井涌水量100m3/d左右，属高瓦斯矿井。未发生过瓦斯爆炸和煤尘爆炸事故，未发现有越44、界开采现象。7玉泉煤矿位于井田西部，根据晋煤重组办发200973号文件，该矿与山西盂县兴寨煤业有限公司（十关闭矿井之一，位于井田西部）、盂县仙人乡东庄头煤矿、盂县北下庄乡龙凤煤矿整合为一处，整合后的矿井名称为山西阳泉盂县玉泉煤业有限公司，整合后的山西阳泉盂县玉泉煤业有限公司批准开采8、9、15号煤层，批准生产能力为1.5Mt/a。兼并重组整合前玉泉煤矿采用斜井开拓，批准开采15号煤层，开采15号煤层，曾采9号煤层，生产能力为300kt/a。采煤方法为壁式炮采，一次采全高、全部垮落法管理顶板，矿井涌水量100m3/d左右，属高瓦斯矿井。未发生过瓦斯爆炸和煤尘爆炸事故，未发现有越界开采现象。8刘家45、村煤矿位于本井田西部，为路家村镇刘家村村办煤矿。采用斜井开拓，曾采9、15号煤层，于2005年煤矿整顿关闭。本次兼并重组整合，盂县跃进煤业有限公司南部新增区和西南部8、9号煤层井田新增区为刘家村煤矿原井田。刘家村煤矿曾越界开采原顺安煤矿9号煤层，其越界开采空范围经井下巷道、钻探查明控制（详见附件：井下采空区积水、积气、火区调查报告）9山西盂县兴寨煤业有限公司位于井田西部，该矿为十关闭矿井，根据晋煤重组办发200973号文件，该矿与盂县玉泉煤矿（位于井田西部）、盂县仙人乡东庄头煤矿、盂县北下庄乡龙凤煤矿整合为一处，整合后的矿井名称为山西阳泉盂县玉泉煤业有限公司，整合后的山西阳泉盂县玉泉煤业有限公46、司批准开采8、9、15号煤层，批准生产能力为1.5Mt/a。兼并重组整合前山西盂县兴寨煤业有限公司采用斜井拓，批采8、9、15号煤层，开采15号煤层，生产能力150kt/a，采煤方法为壁式炮采，一次采全高、全部垮落法管理顶板，矿井涌水量50m3/d左右，属高瓦斯矿井。未发生过瓦斯爆炸和煤尘爆炸事故，未发现有越界开采现象。10盂县孙家镇神益沟煤矿位于井田西部，根据晋煤重组办发200973号文件，该矿与山西盂县路家村煤业有限公司、山西大塞沟煤业有限公司整合为一处，整合后的矿井名称为山西阳泉盂县路家村煤业有限公司，整合后的山西阳泉盂县路家村煤业有限公司批准开采8、9、15号煤层，批准生产能力600k47、t/a。兼并重组整合前盂县孙家镇神益沟煤矿采用斜井开拓，批采8、9、15号煤层，开采15号煤层，曾采9号煤层，生产能力90kt/a，采煤方法为壁式炮采，一次采全高、全部垮落法管理顶板，矿井涌水量70m3/d左右，属高瓦斯矿井。未发生过瓦斯爆炸和煤尘爆炸事故。神益沟煤矿曾越界开采西沟煤矿9号煤层，越界开采面积约39.83km2。由于本矿地势较神益沟越界开采西沟煤矿9号煤层地段高，不会对本矿开采造成影响。本次整合后，盂县跃进煤业有限公司西北部8、9号煤层新增区为神益沟煤矿原井田，新增区9号煤层已经开采完毕。11山西大塞沟煤业有限公司位于井田西部，根据晋煤重组办发200973号文件，该矿与山西盂县路48、家村煤业有限公司、盂县孙家镇神益沟煤矿整合为一处，整合后的矿井名称为山西阳泉盂县路家村煤业有限公司，整合后的山西阳泉盂县路家村煤业有限公司批准开采8、9、15号煤层，批准生产能力为600kt/a。兼并重组整合前山西大塞沟煤业有限公司采用斜井开拓，开采15号煤层，生产能力90kt/a，采煤方法为壁式炮采，一次采全高、全部垮落法管理顶板，矿井涌水量65m3/d左右，属高瓦斯矿井。未发生过瓦斯爆炸和煤尘爆炸事故，未发现有越界开采现象。图1-2-1 井田四邻关系山西阳泉盂县跃进煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计说明书开采境界见井田四邻关系图1-2-1。三、各矿能利用的井巷和主要设备根据山西省煤矿49、企业兼并重组整合工作领导组办公室文件（晋煤重组办发200973号文）“关于阳泉市盂县煤矿企业兼并重组整合方案的补充批复”文件，山西阳泉盂县跃进煤业有限公司由山西阳泉盂县跃进煤矿、山西阳泉盂县顺安煤矿和新增区兼并重组整合而成。由于井田内8、9号煤层距离15号煤层较远，资源已经开采枯竭（只剩保护煤柱），所以本次整合的山西阳泉盂县顺安煤矿井田范围内的井巷没有利用价值。设计利用兼并重组前原山西阳泉盂县跃进煤矿的井巷工程。原山西阳泉盂县跃进煤矿为机械化升级改造矿井，批准能力0.6Mt/a。2007年，矿井建设基本完成，能利用的井巷特征表详见表1-2-3。表1-2-3 能利用的井巷断面特征表序号井巷名称断50、面形状支护形式净宽(m)净断面(m2)掘进断面(m2)备 注1主斜井半圆拱料石砌碹3.59.0111.52利用现有2副斜井三心拱料石砌碹3.510.2313.06利用现有3回风斜井半圆拱锚喷4.012.2813.71利用现有4轨道大巷半圆拱料石砌碹3.510.2313.06利用现有5胶带大巷半圆拱料石砌碹3.510.2313.06利用现有6回风大巷矩形锚-网-喷4.512.614.1利用现有7南北轨道巷半圆拱料石砌碹3.510.2313.06利用现有8南北胶带巷半圆拱料石砌碹3.510.2313.06利用现有9南北回风巷半圆拱料石砌碹3.510.2313.06利用现有10煤仓圆形料石砌碹7.051、38.4750.24利用现有1115501轨道顺槽矩形锚+网+索3.78.889.75利用现有1215501排瓦斯巷矩形锚+网3.07.58.06利用现有1315501运输顺槽矩形锚+网+索4.210.0811.0利用现有1415502进风顺槽矩形锚+网+索4.210.0811.0利用现有原山西阳泉盂县跃进煤矿能利用的主要设备明细表详见附表1-2-2。表1-2-2 能利用的主要设备明细表序号设备名称型号单位数量1主井胶带输送机DSJ120120/2220台12副井提升机JK-2/30E台13主井电动机Y355-4，220kw 380v台24副井电动机YR系列8级电动机台15主排水泵D85-4552、9台36水泵电机YB280M-2（90kW、660V）台37主扇风机FBCDZ-6-No20B台28风机电动机YB系列隔爆型电动机台29空压机YSD185AC-0.85螺杆式空压机台210空压机电机配套电机380V，185kW台211运输大巷皮带DT-1000，45kW和55kW部212南北运输大巷1#皮带SSJ-1000/237，237 kW部113南北运输大巷2#胶带SSJ-1000/280，280 kW部114西运输大巷皮带SSJ/275，275 kW部115双滚筒采煤机6MG200-W台116前刮板输送机SGB-630/220台117后刮板输送机SGB-630/220台118桥式转载机53、SZB-764/132台119可伸缩胶带输送机SSJ1000/125台220放顶煤液压支架ZF3200-16/24B架11021单体液压支柱DZ22-30/100根20022调度绞车JD-25台1423锚杆机MQT-120/2.7台424刮板输送机SGB-420/40TX部425胶带输送机SSJ650/222部426掘进机EBZ-100台127带式转载机SZQ650/7.5GA部128蒸汽锅炉CLSG1.4-A台129蒸汽锅炉CLSG2.1-A台130瓦斯抽放泵2BE1 303，90kW台2第二章 兼并重组的条件第一节 资源条件一、井田地质勘探程度及地质报告批准文号1、地形地质及水文地质图本次54、使用的地形地质图由矿方提供，该地形地质图为于1973年航空摄影内业成图，图幅为国际分幅，成图比例为15000，地形等高距为5m，中央子午线114，3度带投影，坐标系统为1954年北京坐标系，高程为1956年黄海高程系，其地形、地物清晰，精度较好，可满足本报告使用。2、钻探质量井田位于沁水煤田阳泉矿区西北部，盂县普查勘探区南部，以往历次勘探在本井田内及周边共施工6个钻孔，即D-226、D-227、D-228、D-236、D-238、D-241号钻孔，钻探总进尺为805.59m，其中D-228、D-241号钻孔未进行测井工作，当时没有进行钻孔煤层质量评级。本次报告编制，经与本矿及周边采掘工程揭露的55、资料对比分析，其煤厚、见煤深度及煤质基本符合地质渐变规律，质量尚可靠，成果可供本报告利用。对有测井成果资料的可采见煤点测井煤层质量评定为合格层，煤层长度采取率大于或等于75%的可采见煤点钻探煤层质量评定为合格层，采取率小于75%的可采见煤点钻探煤层质量评定为不合格层。经评定，8、9、15号煤层测井合格为4层次；8、9号煤层钻探合格均为5层次，不合格均为1层次；15号煤层钻探合格为3层次，不合格为1层次。3、采掘工程平面图编制及质量评述井巷工程测量由盂县煤炭科技信息服务中心进行，井口和主要大巷使用J2经纬仪实测，利用三角网加密控制，先测得近井点做联系测量，然后采用井下导线逐点实测，其精度达到规范56、要求，质量基本可靠，可满足生产实际情况的需要，并将测量成果绘制成采掘工程平面图和井上下对照图，反映出截至2010年2月底以前的井下巷道、采空区等实际分布情况，资料准确，精度较高。4、采样化验工作 以往样品的采取测试根据煤炭销售的需要，进行了商品煤样采样化验工作，有县、地区、省质检部门以及用户定期或不定期地进行抽样化验。本报告所利用的井田内及周边施工的6个钻孔，在勘查过程中未进行采样化验。2006年4月原盂县跃进煤矿4号井在井下工作面采取了9号煤层煤样，委托山西省煤炭工业局综合测试中心进行了煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性鉴定检验报告。2008年12月22日原盂县跃进煤矿在井下工作面采取15号煤层煤样57、，委托山西煤矿设备安全技术测试中心进行了煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性鉴定检验。本次报告编制搜集到邻近矿井（东坪煤矿）15号煤层大样可选性资料1个，该次煤的可选性试验是东坪煤矿于2001年4月在井下采取，委托山西省煤炭厅综合测试中心进行试验的。另外本次报告编制搜集到邻近矿井（玉泉煤矿）15号煤层顶底板岩石力学性质资料，该次岩石力学性质测试是玉泉煤矿2008年11月在井下采取，委托山西省煤炭工业局综合测试中心进行测试的。 本次样品的采取测试本次在井下采取了8、9、15号煤层煤样进行了煤质化验，8号煤层进行了煤尘爆炸和煤层自燃倾向性鉴定，9号煤层进行简易筛分浮沉试验，采取8、9号煤层顶板岩石样进行了物58、理力学性质测试。本次样品均在井下巷道或工作面直接采取，8号煤层煤样和顶板岩样由9号煤层巷道向上掘天井揭露后直接采取。本次样品测试单位为山西省煤炭厅综合测试中心。 质量评述以往及本次样品的采集、包装、送验符合规范要求。样品测试单位为山西省煤田地质研究所、山西省煤炭工业局综合测试中心和山西煤矿设备安全技术测试中心，测试单位在各项目的分析测试过程中严格执行国家和部颁标准，加强质量管理，坚持内外质检制度，因此各项数据准确可靠，可以利用。各种样品采集见表2-1-1。表2-1-1 各种样品采集一览表 样品种类8号煤9号煤15号煤煤质分析（点）233煤尘爆炸性（点）111煤层自燃倾向性（点）1个11煤的可选59、性（个）简选1个大样1个煤层顶板（组）1 1 1 煤层底板（组）1 1 备注：9号煤层顶板亦为8号煤层底板5、井田勘查程度评价井田范围内有大面积的基岩出露，区内煤炭开发历史悠久，以往地质勘查在井田内及周边施工钻孔6个，井田内9、15号煤层大部分已开采，井田内地层、构造、可采煤层层数及其赋存层位、结构等均得到了很好的控制；煤系及其以上邻近基岩含水层，接受补给条件差，富水性弱；进行的煤质分析和商品煤样化验，查明了可采煤层的煤质特征及其工业用途；井下巷道和钻探查明控制了原刘家村煤矿越界开采9号煤层范围，通过调查查明了目前井下积水、积气和火区情况；本次采取8、9煤层顶底板岩样委托有资质的单位进行了岩石60、物理力学性质测试，查明了顶底板工程地质特征；按上级部门进行了瓦斯鉴定和煤尘爆炸性、煤层自燃倾向性检测等工作，查明了其它开采技术条件。综上所述，井田勘查程度达到了煤、泥炭地质勘查规范勘探阶段要求的工作程度。6、地质报告批文2010年5月，山西地宝能源有限公司编制了山西阳泉盂县跃进煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告，2010年10月山西省煤炭工业厅晋煤规发20101290号“关于山西阳泉盂县跃进煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告的批复”对该报告进行了批复。地质报告详细查明了井田构造，评价了构造复杂程度；详细查明了可采煤层层数、层位、厚度、结构及可采范围，评价了煤层可采性及稳定程度；查明了可采煤61、层的煤质特征和工艺性能，确定了煤类，详细评价了煤的工艺性能和煤的可选性，评价了煤的工业用途；查明了井田水文地质条件，分析了矿井充水因素，预算了矿井涌水量。详细调查了采（古）空区范围及其积水、积气和火区等情况，并估算了积水量；详细研究了主要可采煤层顶底板的工程地质特征、煤层瓦斯、煤尘爆炸危险性、煤的自燃倾向性。估算了各可采煤层储量。各煤层勘查程度达到了勘探阶段要求，基本满足本次初步设计要求，可以作为矿井建设的地质依据。二、地质（一）区域地质1、区域地层井田位于沁水煤田阳泉矿区西北部，盂县普查勘探区南部。区域地层出露较全，由老到新为，古生界寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系，新生界第三系和第四系(表262、-1-2)。2、区域构造井田位于沁水复向斜北部边缘，太行隆起之西翼，沁水块坳盂县坳缘翘起带上，区域地层总体走向近东西向，向南倾的单斜地层，大型断裂较少，宽缓次级褶曲较发育。3、区域含煤特征区域上含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组。山西组含煤层6层，编号为1、2、3、4、5、6号煤层，其中3、4号煤层为局部可采煤层。其它均为不可采煤层。太原组岩性以灰白色、灰色砂岩、灰黑色粉砂岩、泥岩、石灰岩（K2、K3、K4）及煤层组成，含煤层7层，自上而下为8上、8、9、11、12、13、15号煤层，其中15号煤层为稳定型全区可采煤层，8、9号煤层为较稳定型大部可采煤层，其余均为不可采煤层。表2-163、-2 区域地层简表界系统组厚度（m）新生界K2第四系Q全新统Q4050上更新统Q3240中更新统Q2580下更新统Q19-142上第三系上新统23-118古生界P2二叠系P上统P2石千峰组P2sh0197上石盒子组P2s140-420下统P1下石盒子组P1x110-180山西组P1S45-78石炭系C上统C3太原组C3t95-150中统C2本溪组C2b35-76奥陶系O中统O2峰峰组O287-150上马家沟组O2s220-280下马家沟组O2x140下统O1亮甲山组O1l174冶里组O1y寒武系上统3风山组3f108-183长山组3c崮山组3g中统2张夏组2z180-265徐庄组2x下统1馒头64、组138（二）井田地质1、地层井田位于沁水煤田阳泉矿区西北部，盂县普查勘探区南部，井田内有大面积的基岩出露，出露的地层有石炭系太原组二叠系下统山西组，下石盒子组，二叠系上统上石盒子组，现根据以往地质资料，将井田内地层由老至新叙述如下：1）奥陶系中统峰峰组（O2f）本组为煤系地层之基底。岩性主要为海相深灰色厚层石灰岩，岩性致密、坚硬，质纯性脆，顶部裂隙发育，厚度100m。2）石炭系中统本溪组（C2b）平行不整合于奥陶系灰岩地层之上，地层厚度50.0060.00m，平均53.50m。底部为褐黄色、赤红色“山西式”铁矿层，呈鸡窝状或扁豆状分布。铁矿层之上为浅灰白色G层铝质泥岩，中上部为灰黑色砂质泥岩65、细砂岩、石灰岩互层，常夹有12层煤线。3）石炭系上统太原组（C3t）为井田主要含煤地层之一，连续沉积于下伏本溪组地层之上，属海陆交互相沉积，地层厚度112.00123.46m，平均118.29m。由灰黑、灰色粉砂岩、砂质泥岩、泥岩、浅灰、灰白色砂岩、深灰色石灰岩以及煤层组成。含煤6层，其中8、9、15号煤层为稳定型全区可采煤层，其它均为不可采煤层。含灰岩3层（K2、K3、K4），底部以一层中细粒砂岩与本溪组分界。4）二叠系下统山西组（P1s）为井田内含煤地层之一，连续沉积于太原组之上，为陆相沉积，地层厚度45.0063.00m，平均51.50m。主要由灰黑色砂质泥岩、泥岩，灰白色中粒砂岩和266、5层煤组成，均为不可采煤层。底砂岩（K7），为灰白色中粒砂,成份以石英为主，钙质胶结。5）二叠系下统下石盒子组（P1x）与下伏地层整合接触，厚度79.35150m，平均110。主要由灰色、灰褐色砂质泥岩、泥岩及灰白色砂岩组成，局部含砾石。底砂岩（K8），为灰白色中粒砂,成份以石英为主，钙质胶结，坚硬。6）二叠系上统上石盒子组（P2s）与下伏地层整合接触，井田内最大残留厚度约100m ,主要由紫色、杂色泥岩、砂质泥岩及黄绿色砂岩组成。底部为黄绿色含砾细砂岩。7）第四系中上更新统（Q2+3）与下伏地层呈角度不整合接触关系，厚度025，平均10m。主要为中上更新统浅黄色亚砂土和微红色砂质粘土、亚粘土67、，含钙质结核，底部常夹有砾石，砾径一般为0.050.08m。 2、含煤地层井田内含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，分述如下：1）太原组（C3t）本组为一套海陆交互相含煤建造，为井田主要含煤地层之一，地层厚度112.00123.46m，平均118.29m。根据岩性、岩相组合特征，自下而上可分为三段：（1）下段（C3t1）自K1石英砂岩底至2石灰岩底，厚度15.5325.82，平均厚度20.00，底部K1为灰白色、坚硬、致密之石英砂岩，分选性好，磨圆度高，硅质胶结，厚8.20，层面常含黑色有机质，含少量黄铁矿结核，向上为深灰色粉砂岩、泥岩，中上部含全区稳定可采的15号煤层；上部为泥岩，68、偶夹细粒砂岩。15号煤层厚6.958.60，平均厚7.92，为主要可采煤层。（2）中段（C3t2）自K2石灰岩底至4石灰岩顶，厚度41.8252.80m，平均厚度50.00，主要由K2、K3、 K4三层石灰岩和粉砂岩、泥岩、中细粒砂岩及3层薄煤层（11、12、13号）组成。所含K2、K3、 K4石灰岩平均厚度为7.80m、1.60m、1.70m，K2灰岩厚度大，该灰岩中夹三层泥岩将其分为四层，故名“四节石石灰岩”，为厚层状致密坚硬之深灰色石灰岩，也是15号煤层老顶，是太原组地层的主要标志层。（3）上段（C3t3）4石灰岩顶至7砂岩底，厚37.6551.38，平均48.29m。由灰黑色泥岩、粉砂69、岩及深灰色泥灰岩及2层薄煤层组成，富含菱铁质结核。泥灰岩中含植物化石，其层位相当于“海相泥岩”，局部相变为泥岩。其中8、9号煤层，为稳定型全区可采煤层，其余均为不可采煤层。2）山西组（P1s）自7砂岩底至8砂岩底，厚度45.0063.00，平均51.50m。底部为灰白色中细粒砂岩7，厚13.20，以石英、长石为主。向上为中细砂岩、砂质泥岩、灰黑色泥岩，及粉砂岩，含煤45层，分别为1、2、3、4、5号煤层，均属不可采煤层。3、构 造井田构造形态总体为一宽缓的背斜，在井田东南角、西南角有一向斜，地层倾角35。井田内已经发现2条断层和18个陷落柱。1）褶曲井田内自北向南发育的褶曲有S1背斜和S2向斜70、。（1）S1背斜S1背斜为井田主体构造，从北部工业广场到西南部D-238号钻孔北，斜穿井田中部，在井田北部轴向为NE向，到D-238号钻孔北转为近EW向，两翼地层产状平缓。（2）S2向斜S2向斜轴部斜穿井田东南角、西南角，在井田东南角轴向为N62E，程庄井田内轴向转为N35E，到井田西南角轴向又转为N70E，略呈S形，两翼地层产状平缓。2）断层井田内已经发现的2条正断层，分别为井田西北部的F1正断层和井田东南部的F2正断层。（1）F1正断层：位于井田西北部15号煤层15302工作面，由井巷工程揭露并控制，走向近EW，倾向S，最大落差10.0m，井田内延伸长度1200m，倾角75。（2）F2正断71、层：为井田东南部15号煤层15402工作面东部，走向N12E，倾向N 78W，最大落差3.2m，延伸长度370m，倾角75。该断层将15号煤层断开,上部的9号煤层未断开。3）陷落柱井田中南部陷落柱比较发育，采掘过程中共揭露大小陷落柱18个，陷落柱截面形状多为近圆形或椭圆形，陷壁角6580，一般为75左右。陷落柱情况见表2-1-3。表2-1-3 陷落柱情况一览表 编号地点长轴短轴形态方位长度（m）方位长度（m）X1井田中部15404工作面北N58W73N32E46椭圆形X2井田中部五采区回风巷东N54E53N36W41椭圆形X3井田中部15404工作面西北N67E42N23W22椭圆形X4井田中72、部五采区轨道巷西N49E64N41W29椭圆形X5井田中部五采区轨道巷西近EW171近NS91椭圆形X6井田中部五采区运输巷南N7E44N83W30椭圆形X7井田东南部15402工作面近NS76近EW63似圆形X8井田东南部15402工作面近NS68近EW54似圆形X9井田东南部15402工作面近EW75近NS72似圆形X10井田东南部15402工作面西N12W72N78E48椭圆形X11井田西南部D-238号钻孔西N24E188N66W154不规则状X12井田西南部D-238号钻孔西近EW158近NS154似圆形X13井田西南部D-238号钻孔西近NS202近EW178似圆形X14井田西南部73、D-238号钻孔南N43E161N47W145椭圆形X15井田西南部D-238号钻孔南N74W131N16E130似圆形X16井田西南部D-238号钻孔南近EW118近NS111似圆形X17井田西南部D-238号钻孔南近NS159近EW116不规则状X18井田西南部D-238号钻孔南未完全揭露 说明: 陷落柱形态特征为其在15号煤层的情况4、岩浆岩井田内未发现有岩浆侵入现象。5、构造类型井田构造形态总体为一宽缓的背斜，地层倾角35，已经发现断层2条和18个陷落柱，未发现有岩浆侵入现象，井田地质构造复杂程度为简单类。三、煤层及煤质（一）煤层1、含煤性井田内含煤地层为石炭系上统太原组（C3t）和二74、叠系下统山西组（P1s），分述如下：太原组为一套海陆交互相含煤地层，含煤6层，编号自上而下为8、9、11、12、13和15号煤层，其中8、9、15号煤层井田内层位稳定，全区可采，12号煤层仅一孔有益厚度达可采厚度，可采范围仅分布于井田东北角一带，11、13号煤层见煤点均未达可采厚度，均不可采。地层平均总厚118.29m，煤层平均总厚13.80m，含煤系数11.7%。山西组为一套陆相含煤地层，含煤45层，编号自上而下为为1、2、3、4、5号煤层，均属不可采煤层。地层平均厚度51.50m，煤层平均总厚度2.42m，含煤系数4.6。井田内山西组、太原组地层平均总厚度169.79m，煤层平均总厚度1675、.22m，含煤系数9.6。2、可采煤层井田内可采煤层为8、9、15号煤层（详见可采煤层特征表2-1-4），叙述如下:1）8号煤层位于太原组上部，俗称四尺煤，上距K7砂岩5.50m，煤层厚度1.101.60m，平均1.43m，为稳定型全区可采煤层。该煤层结构简单，不含夹矸，顶板为砂质泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩和细砂岩。2）9号煤层位于太原组上部，俗称丈二煤或九尺煤，上距8号煤层1.184.42m，平均2.92m。煤层厚度3.906.10m，平均4.86m。该煤层结构简单，一般含1层夹矸，局部2层。为稳定全区可采煤层，顶板为泥岩、砂质泥岩和细砂岩,底板为泥岩、砂质泥岩。3）15号煤层位于太原组下部76、，俗称丈八煤，上距9煤层74.9081.90m,平均77.24m。煤层厚度6.958.60，平均7.92，结构简单，含1层夹矸。为稳定全区可采煤层，老顶为K2石灰岩，大部分区域有1m左右泥岩直接顶，局部K2石灰岩为直接顶，底板为砂质泥岩。表2-1-4 可采煤层特征一览表 煤层煤层厚度(m)煤层间距(m)煤层结构夹矸层数稳定性可采性顶板岩性底板岩性最小最大平均最小最大平均81.101.601.431.184.422.92简单（0）稳定全区可采砂质泥岩砂质泥岩泥岩、细砂岩93.906.104.86简单一般1层局部2层稳定全区可采砂质泥岩泥岩、细砂岩砂质泥岩泥岩74.9081.9077.24156.77、958.607.92简单（1）稳定全区可采灰岩、泥岩砂质泥岩3、煤层对比煤层对比是在地层对比到组的基础上进行的。主要利用煤层上下岩性、标志层、沉积旋回、煤层间距及煤层自身特征进行对比。煤层对比方法主要采用标志层法，层间距法和煤层本身特征法综合进行煤层对比。本井田2、3、4全区分布，厚度变化不大，层位稳定，为各煤层对比提供了可靠依据，特别是2灰岩厚度大，间夹13层泥岩，结构特殊，俗称“四节石”。 15号煤层赋存于太原组2灰岩之下。8、9号煤层位于太原组顶部，7砂岩之下。由于井田构造简单，地层沉积旋回和韵律明显，煤层间距稳定，变化不大，故无论可采煤层或不可采煤层，其层位对比均是可靠的。8、9、1578、号煤层在全区稳定可采，厚度、结构明显易于对比，其它煤层也是在标志层控制的基础上，根据煤层组合特征及岩性岩相来对比的。对比准确可靠。（二）煤质1、物理性质和煤岩特征根据以往资料，将井田内可采煤层的煤质情况分述如下:1）物理性质各可采煤层均为黑色，条痕色为黑棕色，强玻璃光泽金刚光泽，内生裂隙不发育较发育；断口参差状，少量贝壳状；线理状、条带状或似条带状结构，层状、块状构造。8号煤层视密度为1.40/3；8号煤层视密度为1.431.47/3，平均1.45/3；15号煤层视密度为1.391.41/3，平均1.40/3。2）煤岩特征各可采煤层的宏观煤岩特征相近，宏观煤岩组分以亮煤为主，次为镜煤、暗煤，局79、部见有丝炭。宏观煤岩类型主要为光亮型和半光亮型，少量为半暗型。各可采煤层显微煤岩组分以有机组分为主，无机组分次之。其中有机组分中又以镜质组为主，无机组分以粘土矿物为主，黄铁矿次之。粘土矿物与有机组分、黄铁矿混杂呈团块状或微层状分布，少量充填细胞腔。黄铁矿呈细粒浸染状、草莓状、裂隙充填分布。2、煤的化学性质、工艺性能1）8号煤8号煤为低灰、低硫、特高热值之贫煤。2）9号煤9号煤为中灰、特低硫低硫、高热值之贫煤。3）15号煤15号煤为低灰高灰、中硫、特高热值之贫煤。煤质特征见煤质特征汇总表2-1-5。表2-1-5 煤质特征汇总表煤层号原浮类别工业分析视密度ARD全硫St.d发热量Qgr.d粘结指数80、GR.I煤类水分Mad灰分Ad挥发分VdafCRC8原煤0.72-0.80.7612.39-12.4112.4012.66-13.4413.0541.400.65-0.690.6731.43PM浮煤1.036.5011.9240.7733.7609原煤0.27-0.960.5418.37-226621.1914.65-14.9714.773-41.450.47-0.620.5426.90-28.6727.79PM浮煤0.93-1.050.999.54-9.819.6813.75-16.6915.2240.67-0.720.7031.37-31.5131.44015原煤0.66-0.900.7881、12.60-32.8411.6911.38-12.2111.7021.401.57-1.811.7330.20-30.9530.57PM浮煤1.53-1.731.638.40-8.578.4910.94-11.1911.072-31.83-1.891.8632.60-32.7632.6803、煤的风氧化8、9号煤层在井田东北部遭到剥蚀，沿煤层露头有一定的风氧化带，根据本矿及周边矿井资料，推断风氧化带范围深度为基岩面之下约50m。4、煤的可选性1）9号煤层根据本次采取的煤层煤样进行的筛分浮沉试验成果资料，采用“0.1含量法”对9号煤可选性评定如下： 浮煤灰份为13%时，扣除沉矸后的0.1含量为482、4.23%，属极难选等级； 浮煤灰份为14%时，扣除沉矸后的0.1含量为18.98%，属中等可选等级。2）15号煤层根据东坪煤矿2001年4月采取15号煤层大样进行的筛分浮沉试验成果资料，采用“0.1含量法”对15号煤可选性评定如下： 浮煤灰份为8%时，扣除沉矸后的0.1含量为39.8%，属难选等级； 浮煤灰份为10%时，扣除沉矸后的0.1含量为28.4%，属较难选等级； 浮煤灰份为12%时, 扣除沉矸后的0.1含量为14.3%,属中等可选等级。5、煤类及工业用途煤类按中国煤炭分类国家标准（GB575186）划分，分类指标采用浮煤挥发分（Vdaf）、粘结指数（GR.I）。8号煤为低灰、低硫、特83、高热值之贫煤，可作为动力用煤，亦可作为民用燃料。9号煤为中灰、特低硫低硫、高热值之贫煤，可作为动力用煤，亦可作为民用燃料。15号煤为低灰高灰、中硫、特高热值之贫煤，可作为动力用煤，亦可作为民用燃料。6、其它有益矿产井田内有益矿产主要有铝土矿、铁矿、石膏、石灰岩等，铝土矿、山西式铁矿主要赋存在本溪组地层中，均未达到工业品位，经济价值不大；石膏、石灰岩埋藏于奥陶系地层中，由于埋藏深，暂无开采价值。四、煤层顶底板、瓦斯、煤尘及煤的自燃1、煤层顶底板1）顶底板条件8号煤层直接顶板为砂质泥岩，节理裂隙不发育，据本次取样测试成果资料，抗压强度18.8MPa，抗剪强度3.88MPa，抗拉强度1.20MPa，84、老顶为灰白色粗砂岩（K7）。底板为砂质泥岩、泥岩和细粒砂岩，据本次取样测试成果资料，细粒砂岩抗压强度56.862.0MPa，平均59.5MPa，抗拉强度2.864.27MPa，平均3.53MPa，抗剪强度4.917.14MPa，平均5.66MPa。9号煤层顶板为砂质泥岩、泥岩和细粒砂岩（亦为8号煤层底板），据本次取样测试成果资料，细粒砂岩抗压强度56.862.0MPa，平均59.5MPa，抗拉强度2.864.27MPa，平均3.53MPa，抗剪强度4.917.14MPa，平均5.66MPa。底板为砂质泥岩、细粒砂岩，据本次取样测试成果资料，细粒砂岩抗压强度38.846.0MPa，平均42.0M85、Pa，抗拉强度2.452.63MPa，平均2.54MPa，抗剪强度4.426.15MPa，平均5.07MPa。15号煤层老顶为K2灰岩，底板为泥岩或粉砂岩。据相邻玉泉煤矿取样测试成果资料，顶板灰岩抗压强度为60.064.0MPa，平均62.4MPa，抗拉强度为2.83.1MPa，平均3.0MPa，抗剪强度为7.8 MPa，底板泥岩抗压强度为25.628.0 MPa，平均26.9 MPa，抗拉强度为1.21.5MPa，平均1.4MPa，抗剪强度为4.5 MPa。2）矿井工程地质条件评价井田属中低山侵蚀地貌，地表切割剧烈，沟谷纵横，地形复杂，最大相对高差273.7m。岩土体结构以层状结构岩层为主，86、层状结构中软弱岩层分布较少。对矿井工程地质条件影响较大的因素为井田内的陷落柱和断层，在陷落柱、断层发育的地段，煤层围岩的连续性受到破坏，矿山开采在这些地段造成了矿山压力的不均一性，在这些地段易出现矿山工程地质问题。根据矿区水文地质工程地质勘查规范（GB/T12719-91）划分，矿井工程地质条件复杂程度属中等类型。2、瓦斯山西阳泉盂县跃进煤业有限公司由原盂县跃进煤矿、原山西盂县顺安煤矿和新增区整合而成，兼并重组整合主体企业为山西阳泉盂县跃进煤业有限公司。根据整合前各矿历年矿井瓦斯等级鉴定，两矿均为高瓦斯矿井。见表2-1-6。表2-1-6 整合矿井历年瓦斯等级鉴定 煤层煤矿名称瓦 斯二氧化碳年份87、绝对涌出量m3/mim相对涌出量m3/t鉴定等级批复等级绝对涌出量m3/mim相对涌出量m3/t15原盂县跃进煤矿10.175.56高高3.541.9420109.27-高高3.76-200916.1613.33高高4.323.56200813.7411.33高高3.082.54200712.3611.93高高3.513.3120069原山西盂县顺安煤矿8.7314.03高高2.323.7320087.8212.57高高2.253.6220078.1121.91高高8.3513.142006根据“山西省煤炭工业局综合测试中心”编写的山西阳泉盂县跃进煤业有限公司矿井15号煤层瓦斯涌出量预测报告的88、结果，矿井生产能力为1.2Mt/a时，15号煤层回采工作面的绝对瓦斯涌出量为16.12m3/min，工作面相对瓦斯涌出量为6.72m3/t。矿井最大相对瓦斯涌出量为12.40m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为31.31m3/min。按照煤矿安全规程第133条的规定，跃进煤业在开采15号煤层时，属高瓦斯矿井。见表2-1-7和表2-1-8所示。表2-1-7 生产采区瓦斯涌出量预测结果 日产量(t/d)煤层采区瓦斯涌出量回采(m3/t)产量（t）掘进(m3/min)采空区系数合 计(m3/t)(m3/min)363615号6.7234543.941.3010.3326.08 表2-1-8 矿井瓦斯涌出量89、预测结果表 日产量(t/d)瓦斯涌出量生产采区(m3/t)已采采区系数合 计 (m3/t)(m3/min)363610.331.3012.4031.31由于本矿及周边矿井均属高瓦斯矿井，在生产过程中，要加强瓦斯监测、监控工作，加强通风管理，严格执行 “先抽后采、监测监控、以风定产”的生产原则。对采空区、废弃的巷道实施严格密闭，杜绝瓦斯爆炸事故发生。3、煤尘爆炸危险性根据山西省煤炭工业局综合测试中心对8号煤层煤样作了煤尘爆炸性鉴定的结果。煤尘爆炸定性分析结果为：火焰长度(mm)为30，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为60%，鉴定结论为煤尘有爆炸危险性。2006年4月，原盂县跃进煤矿4号井（原顺安煤矿）90、在井下工作面采取了9号煤层煤样，并委托山西省煤炭工业局综合测试中心作了煤尘爆炸性鉴定。煤尘爆炸定性分析结果为：火焰长度(mm)为15，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为30%，鉴定结论为煤尘有爆炸危险性。2010年10月，盂县跃进煤业有限公司在井下工作面采取了15号煤层煤样，并委托山西煤矿设备安全技术检测中心作了煤尘爆炸性鉴定。煤尘爆炸定性分析结果为：火焰长度(mm)为15，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为10%，鉴定结论为煤尘有爆炸危险性。4、煤的自燃倾向性山西省煤炭工业局综合测试中心对8号煤层煤样作了煤层自燃倾向性鉴定。煤层自燃倾向性分析结果为：原煤挥发分（Vdaf）13.44%，全硫（St,d）0.691、5%，吸氧量为0.92cm3/g, 自燃等级为，倾向性质为不易自燃2006年4月，原盂县跃进煤矿4号井（原顺安煤矿）在井下工作面采取了9号煤层煤样，并委托山西省煤炭工业局综合测试中心作了煤层自燃倾向性鉴定。煤层自燃倾向性分析结果为：原煤挥发分（Vdaf）14.97%，全硫（St,d）0.53%，吸氧量为1.0116cm3/g, 自燃等级为，倾向性质为不易自燃。2010年10月，盂县跃进煤业有限公司在井下工作面采取了15号煤层煤样，并委托山西煤矿设备安全技术检测中心作了煤层自燃倾向性鉴定。煤层自燃倾向性分析结果为：原煤挥发分（Vdaf）16.29%，全硫（St,d）1.04%，吸氧量为0.74 92、cm3/g, 自燃等级为，倾向性质为不易自燃。煤层自燃是造成煤矿内源火灾的基本原因，煤层发生自燃，由于其地形复杂、面积大、火点多，火源埋藏深，位置难以确定，不易扑灭，不仅造成煤炭资源的破坏，而且可诱发煤尘和瓦斯的煤炸，影响矿井安全生产。煤层燃烧后可引发上覆地层塌陷，在地表形成裂隙、裂缝及大范围塌陷。煤层自燃放出的CO、SO2、NO2等大量有害气体除污染大气环境外，还直接危及人类及其动物的健康。严重破坏生态环境和国土资源，恶化人类生存环境。因此矿井的采掘工作，应充分考虑煤的自燃倾向性。5、地温、地压根据调查原盂县跃进煤矿、原顺安煤矿和邻近生产矿井开采情况，井下未发现有地温地压异常现象，本区应属地93、温地压正常区。五、水文地质（一）区域水文地质1、区域地貌井田位于沁水复向斜北部边缘，太行隆起之西翼，沁水煤田阳泉矿区西北部，地处盂县南部。盂县四周环山，境内地形多样，中南部为低山丘陵区，东部、北部山多谷深，西部为山间盆地。地势西高东低，最高海拔1803.6m，最低海拔450m。山脉分属两大山系，东南部为太行山系，西、北部为五台山系，多数山上植被茂盛。2、区域河流区域地表水系属于海河流域滹沱河水系，井田位于滹沱河水系温河上游支流招三河畔。3、泉域区域水文地质单元属娘子关泉域，娘子关泉是我国北方最大的岩溶泉之一，位于山西省平定县娘子关，以泉群的形式出露于太行山区桃河、温河和绵河河谷中，出露标高3694、0392m。娘子关泉域西北部边界：从马驼到黄岭，总体走向东西，为娘子关泉域与兰村枣沟岩溶水系统的地下分水岭边界；中段从黄岭到水岭底，走向北东，为东山背斜和走向北东的断裂带构成，背斜轴部下奥陶统相对隔水层隆起，断裂带附近出露有火成岩，构成隔水边界。北部边界：从水岭底到蚍蜉脑北侧榆林只，构成娘子关泉域与北侧兴道泉域等岩溶地下水分水岭边界；榆林只向东到六岭关出露下寒武统区域隔水层。东北部边界：从六岭关仙人黑掌皇统岭到石榴嘴，为娘子关泉域与威州泉域的地表分水岭。东部边界：在昔阳阎庄以北到娘子关一带为娘子关泉域与威州泉域、东固壁泉域岩溶地下水分水岭，以南是下寒武统区域隔水层组成的隔水边界。南部边界：从申95、家连壁新上岭，为娘子关泉域与辛安村泉域的地下分水岭。西部边界：西北段由西至东自郝庄段庄五台脑；中段由北向南自五台脑昔阳大寨掌榆次关北人头山，为海河（清漳河东源）与黄河（潇河）两大流域分水岭。西南段由北向南自人头山安阳岭新上岭，为清漳河西源与浊漳河北源的地表分水岭，泉域总为面积7289.5km2。娘子关泉以泉群的形式出露于温河坡底、桃河程家至绵河苇泽关一带，泉群流量稳定，多年平均流量与泉域补给量基本相等，多年平均降水量534.3mm（19562003），泉群多年平均流量（19562003） 10.6m3/s，属全排型泉。泉域奥灰岩溶水赋存面积广，水量丰富,径流条件好，水质好。泉水水质类型一般为H96、CO3-SO2-4-Ca2+ Mg2+型或HCO3-SO2-4-Ca2+型水，溶解性总固体600700mg/L，总硬度450480mg/L，水温19.2。跃进井田位于娘子关泉域西北部径流区。4、区域含水层1）奥陶系碳酸盐岩类岩溶含水层组在区域东北部广泛出露，受水溶蚀现象较严重，根据阳泉市桃河水源勘探资料，该区布置的钻孔大部探到本系200300m深，其成分多为石灰岩、白云质灰岩、角砾状灰岩及溶洞中次生沉积物等组成，钻孔穿透时冲洗液全部漏失，其渗透系数为0.92.4m/d，单位涌水量为0.52.5 L/sm，水质多为HCO3-SO42-Ca2+Mg2+型，硬度2223德国度，矿化度0.50.6g/97、L。2）石炭系石灰岩岩溶裂隙含水层组由K2、K3、K4灰岩组成，钻孔单位涌水量为0.00010.08L/sm，富水性一般较弱，渗透系数0.002670.687m/d，水质为HCO3-SO42-Ca2+Mg2+型。3）二叠、三叠系的碎屑岩类组成的裂隙含水层上、下石盒子组主要含水层以K8、K9、K11、K12砂岩为主，一般出露浅地表裂隙发育，透水性较好，雨季常沿裂隙泄出形成下降泉。钻孔单位涌水量0.0002L/sm，渗透系数0.011m/d，富水性弱，属弱含水层，水质为HCO3-SO42-Ca2+Mg2+型。4）第四系砂砾石孔隙含水层分布于河谷、沟谷中，孔隙度大，接受补给条件好，富水性较强，单位涌98、水量一般为1.204.50 L/sm，渗透系数为1030m/d，矿化度小于lgL。总硬度1019德国度，水质类型为HCO3- Ca2+Na+型，5、区域隔水层奥陶系顶面至15号煤间以泥质岩为主的岩层及石炭、二叠系含水层间的泥质岩层，均可视为隔水层。（二）矿井水文地质1、地表水井田位于招三河畔，招三河从井田西南部边界外由南向北流过，招三河属海河流域滹沱河水系温河上游支流。井田内沟谷纵横，平时干涸无水，雨季为排洪通道，洪水流出井田后，在盂县城南汇入温河。井田内无水库等大型地表水体。矿井工业广场最低标高为+985m，井口最低标高为+992m，矿井最高洪水位为+982m，低于井口标高。2、含水层组特征99、根据以往勘探资料，本区可划分出以下含水层组：奥陶系中统灰岩含水层组、太原组石灰岩岩裂隙岩溶含水岩组、山西组石盒子组砂岩裂隙含水层组、及第四系松散岩类孔隙含水层。1）奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层岩性主要为灰色，厚层状石灰岩，结构致密，性脆、局部节理发育，溶孔溶隙发育，据盂县勘探区钻孔资料，在钻进至该层位时，冲洗液漏失严重，据调查周边矿井奥灰水源井取水主要目的层均为马家沟组。据位于井田东部约5km的跃进煤矿生活水源井，峰峰组局部岩溶裂隙发育，上马家沟组和下马家沟组岩溶裂隙发育，该水源井2008年成井后进行了简易抽水试验，水位降深12m时，出水量为42m3/h，单位涌水量为0.9722L/Sm，奥100、灰峰峰组、上马家沟组和下马家沟组混合水位标高为529.4m，据此推断跃进井田奥灰水位约为536539m。2）石炭系上统太原组石灰岩裂隙岩溶含水岩组该岩溶裂隙含水岩组由2、3、4三层灰岩组成，据盂县勘探区钻孔资料，在钻进至2灰岩时，冲洗液有漏失现象，单位涌水量0.0072.00 L/sm，渗透系数0.05315.8m/d，富水性一般较弱，局部中等。2灰岩为15号煤层直接顶板，据调查跃进煤矿及周边矿井在15号煤层采掘过程中，仅表现为局部渗水、淋水现象，未对采掘造成明显影响，井田内该含水层为弱富水性含水层。3）山西组、石盒子组砂岩裂隙含水层组该含水岩组由山西组、石盒子组砂岩组成，井田内出露较多，但由101、于受地质和自然地理条件的限制，一般含水性差，据以往资料，单位涌水量0.0002 L/sm，渗透系数0.0011m/d，为弱富水性含水层。4）第四系松散岩类孔隙含水层主要以近代河谷冲洪积层含水为主，岩性为砂、砂砾、及卵石组成，夹粉砂及透镜状粘土层，富水性视距河床远近有所变化，是当地居民生活生产的主要水源之一。3、隔水层1）本溪组隔水层太原组15号煤层底至本溪组底部主要由泥岩、铝质泥岩、砂质泥岩等组成，夹不稳定的薄煤线、薄层石灰岩等，系奥陶系中统岩溶水与太原组煤层及石灰岩裂隙岩溶水间的良好隔水层。 2）石炭系太原组和二叠系山西组层间隔水层本隔水层由泥岩、砂质泥岩、泥岩及煤层等组成。分布于各层石灰岩102、和各层砂岩含水层之间，构成平行复合结构，起到层间隔水作用。4、地下水补给、径流、排泄条件井田西南部边界处分布于近代河谷中的第四系砂砾岩层，接受大气降水及河水直接补给。补、迳、排条件相对较好。石炭、二叠系含水层地下水的补、迳、排条件较差，富水性不均，浅部接受补给条件相对较好。奥陶系岩溶地下水丰富，补、迳、排条件很好。（三）矿井充水因素分析及水害防治措施1、构造对煤层开采的影响井田构造形态总体为一宽缓的背斜，采掘过程中发现18个陷落柱及2条断层，未发现因遇见断层和陷落柱而出现水文动态的异常。构造对井田水文地质条件的影响不明显。2、矿井充水因素分析（1）充水水源及其影响程度1）大气降水、地表水对矿井103、充水的影响井田内无水库等大型水体。井田内沟谷平时无水，雨季为排洪通道。矿井涌水量雨季较旱季有所增加。矿井井口未受洪水威胁。井田内沟谷发育，有利于大气降水的汇集，在煤层埋深小于煤层开采后形成的导水裂隙带区域，沟谷汇集的大气降水可能会从煤层开采后形成的裂隙灌入井下。因此在今后开采过程中，必须采取相应防范措施，防止雨季沟谷汇集的洪水灌入井下，酿成水灾事故。2）周边矿井对本井田煤层开采的影响目前未发现邻矿采空区积水对本矿煤层的开采造成影响。据调查周边矿井与跃进煤矿相邻区域，目前9号煤层采空积水共有12处，积水面积共计894.07k(m2)，积水量共计83.37k(m3)，目前15号煤层采空积水共有4处104、，积水面积共计252.78k(m2)，积水量共计30.18k(m3)。在今后生产过程中，开采至矿界附近时，应加强探放水工作，并按设计留足保安煤柱，以防其采空区积水、积气进入巷道，对矿井产生影响，形成事故。3）本矿采空区积水对矿井开采的影响据调查跃进煤矿目前9号煤层采空积水共有5处，积水面积共计868.88k(m2)，积水量共计124.39k(m3)。井田构造形态总体为宽缓的背向斜褶曲，目前采掘工作主要在井田中部背斜轴部一带进行，各积水区分布于背斜两翼或向斜轴部，采空区积水对目前9号煤层采掘工程无影响。随着采煤工艺的改进，煤炭回采率的提高，煤层开采后导水裂隙带高度也将增加，部分区域可达到风化基岩105、段和地表，采空区积水范围、积水量将会比以往有加快增加趋势。随着时间的推移，以及积水区、积水范围、积水量的增加，采空区积水会对采掘工程造成影响。据调查跃进煤矿目前15号煤层采空积水共有5处，积水面积共计425.73k(m2)，积水量共计107.73k(m3)。井田构造形态总体为宽缓的背向斜褶曲，目前采掘工作主要在背斜轴部一带，各积水区分布于背斜两翼或向斜轴部，采空区积水对目前采掘工程无影响。随着采掘工程向背斜两翼的拓展，以及积水区、积水范围、积水量的增加，采空区积水会对采掘工程造成影响。9号煤层采空区位于15号煤层开采后导水裂隙带范围之内。井田内9号煤层Q9-1号积水区下部15号煤层巷道煤柱和部106、分地段未回采，井田西南部新增区原刘家沟煤矿采空积水下部15号煤层未开采。今后在上叙区域开采15号煤层时，9号煤层采空区积水会沿导水裂隙进入15煤层，对15号煤层的开采造成影响。井田内有陷落柱、断层发育，虽然目前未发现有明显导水现象的断层、陷落柱，但断层破碎带、陷落柱内的岩性比较复杂，且胶结程度较差，加之受采动影响，不导水构造可以转变为导水构造，上部9号煤层采空积水也可能沿断层、陷落柱进入15煤层，对15号煤层的开采造成影响。如15号煤层D-238号钻孔南部一带，陷落柱发育，该地段左有采空积水，上有9号煤层采空积水，除煤层开采形成的导水裂隙带外，对陷落柱的导水也决不容轻视，在该地段开采前要抽排采107、空积水，并对陷落柱采取注浆加固等防治水措施，以确保矿井安全生产。4）奥灰水对矿井充水的影响据跃进煤矿生活水源井，奥灰水位标高为536.4m，据此推断井田奥灰水位约为536539m。井田内各可采煤层均位于奥灰水水位之上，奥灰水对煤层开采无影响。（2）矿井充水通道据生产矿井充水情况与矿区水文地质条件来看，本矿煤层充水通道主要为煤层顶板以上岩石的裂隙、陷落柱、断层及开采后形成的导水裂隙带，其它因素居次。1）断裂构造带在采掘过程中，未发现有明显导水现象的断层、陷落柱，仅顶板有淋水现象。断层破碎带、陷落柱内的岩性比较复杂，且胶结程度较差，附近岩层裂隙较发育，往往能导致与其它含水层水和上部煤层采空积水沟通108、，一旦导通，则对矿井开采影响较大。加之阻水、不导水构造在采矿等因素的影响下，可转化为透水、导水构造。所以对陷落柱和断层的导水性和富水性绝不可低估，在矿井开采过程中应密切关注这些构造的导富水情况。2）覆岩层破坏后形成的导水裂隙带影响覆岩破坏的主要因素有煤层顶板的岩性组合、开采厚度和采煤方法。井田内可采煤层上覆岩性组合多为灰岩、砂岩、砂质泥岩，煤层开采采用一次性采煤层全高，顶板管理方法采用全部垮落法。煤层开采后，顶板冒落带最大高度（Hm）和导水裂隙带高度（HLi）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（煤行管字2000第81号）中的公式进行计算。导水裂隙带高度采用经验公式计算：HL109、i=式中：HLi 导水裂隙带高度m；M累计采厚m。8号煤层厚度为1.101.60m，HLi计算结果为41.4649.72m。9号煤层厚度为3.906.10m，HLi计算结果为69.2584.09m。15号煤层厚度为6.958.60m，HLi计算结果为89.0997.98m。冒落带高度采用经验公式计算：式中：Hm冒落带高度m；M累计采厚m。8号煤层厚度为1.101.60m，Hm计算结果为3.510.8m。9号煤层厚度为3.906.10m，Hm计算结果为13.623.7m。15号煤层厚度为6.958.60m，Hm计算结果为20.2227.75m。8号煤层下距9号煤层仅1.184.42m，平均2.9110、2m，小于9号煤层开采后形成的冒落带高度和导水裂隙带高度，8号煤层开采后，其采空积水会直接渗入9号煤层，成为9号煤层充水水源，同时，9号煤层开采会直接破坏8号煤层；9号煤层下距15号煤层74.9081.90m，8、9号煤层采空区位于15号煤层导水裂隙带范围之内，后期开采15号煤层时，其上部8、9号煤层采空区积水会沿导水裂隙进入下伏15号煤层采区巷道，对15号煤层的开采造成影响。但15号煤层冒落带高度小于15号煤层与9号煤层的距离，15号煤层的开采不会对8、9号煤层造成较大破坏，15号煤层开采后仍然可以回收9号煤层。井田内8、9号煤层埋深小于8、9号煤层导水裂隙带区域，煤层开采后，大气降水、地表111、水会沿导水裂隙带导入8、9号煤层，对矿井开采造成影响。在今后开采过程中，必须采取相应防范措施，防止雨季洪水灌入井下，酿成水灾事故。3）封闭不良的钻孔井田内以往施工钻孔3个，由于施工年代已久，封孔情况不清，应防备钻孔构成导水通道。3、矿井水害目前，矿井在生产过程中未发生水害。井田开采8、9、15号煤层主要水害为大气降水入渗补给，通过岩层裂隙、断层、陷落柱等入渗补给煤层顶板以上含水层，含水层水通过裂隙、导水裂隙带渗进采空区或巷道。井田内最低部15号煤层最低底板标高为810m，而井田奥灰水水位标高为536539m，井田内各可采煤层均处于奥灰水水位标高之上，奥灰水对煤层开采无影响。矿井工业广场，不受洪112、水影响。4、矿井水文地质类型井田煤层处于浅中埋区，煤系及其以上邻近基岩含水层，接受补给条件差，富水性弱。从目前开采情况看，地表水及大气降水未对矿床开采形成大的影响。原顺安煤矿生产能力为300kt/a，矿井正常涌水量为60m3/d，最大涌水量为75m3/d。原跃进煤矿生产能力为600kt/a，矿井正常涌水量为140m3/d，最大涌水量为175m3/d。9、15号煤层采空区内均存在有积水。15号煤层最低底板标高为810m,而本井田奥灰水位为536-539m，井田内各可采煤层均处于奥灰水水位标高之上，奥灰水对开采煤层无影响。综上所述，根据煤矿防治水规定的相关条文，矿井水文地质条件属中等类型。5、矿井113、水害防治措施近年来，我省降雨量普遍增加，各处水害事故时有发生，煤矿在注意井下生产的同时，还要加强水害防范意识，时刻保证安全生产，并建议做好以下防范水害的工作。1）井口附近构筑排水渠，以防雨季来临时洪水涌入矿井；2）树立防水意识，重视防水工作，对工人进行有关水害知识的教育和有关出水征兆的识别。加强对矿井涌水量的观测记录，及时掌握有关涌水量的变化情况，对突然增大的涌水量，要查明水源及水量变化情况，分析其原因，采取有效措施，制止水害事故发生；3）必须经常检查矿区地表是否存在导水裂隙或其它导水通道，发现裂隙及其它导水通道，应及时将其回填密实，避免雨季洪水灌入井下；4）必须了解相邻矿井情况，掌握其采空范114、围、涌（积）水现象，防止越界开采造成巷道相互贯通，采空区积水涌入矿井，导致涌（突）水事故的发生；5）在巷道掘进接近采空区、陷落柱、断层、钻孔时，要进行探放水工作，尤其要对采空区积水、积气进行探测排放；6）目前生产过程中亦未发现导通其它含水层的断层、陷落柱，但由于断层、陷落柱、局部裂隙发育地段，岩性破碎，胶结性差，加之采掘扰动，也不能排除其导通含水层和上部采空积水的可能性，因此在生产过程中，对断层、陷落柱、裂隙发育段的富水性、导水性应引起足够重视，制定相应的预测、预报和安全防范措施，确保矿井安全生产。7）保证井下排水设备的正常运转，一台运行，一台备用，一台检修。（四）矿井涌水量预算整合前原顺安煤115、矿生产能力为300kt/a，矿井正常涌水量为60m3/d，最大涌水量为75m3/d。原跃进煤矿生产能力为600kt/a，矿井正常涌水量为140m3/d，最大涌水量为175m3/d。整合后跃进煤业有限公司保持原有跃进煤矿生产系统（9号煤层已经采完，只剩保护煤柱），15号煤层计划生产能力提升至1.2Mt/a，达到批准生产能力。当矿井实际产量达到批准生产能力1.2Mt/a时，生产采区和现采区地质和水文地质条件基本相似，故采用富水系数法预测未来矿井涌水量比较可靠。根据富水系数法计算公式为：Q=FQ0 式中：F=P/PoP0为现矿井生产能力，kt；Q0为现矿井涌水量，m3/d；P为扩大后的生产能力，kt116、；Q为扩大后的涌水量，m3/d。当矿井实际产量达到批准生产能力1.2Mt/a时，15号煤层矿井正常涌水量预计为280 m3/d，最大涌水量预计为350 m3/d。所预计的涌水量为正常情况下的矿井涌水量，未考虑采空区积水和构造导水的影响。（五）供水水源跃进煤矿在滴水崖村有一眼奥灰水源井，终孔层位为下马家沟组，日取水量700m3/d，供本矿生活用水和邻近村庄居民用水。生产用水主要为矿坑水，供水方法是：汇集到水仓水大部分抽到地面净水站，经处理后在分别供给地面和井下各用水点；少部分由水仓直接供给井下用水点。由于目前矿井涌水量较小，矿坑水不能满足生产用水时，以奥灰水补充。六、对井田地质勘探程度的评述1、117、对勘探类型和勘探基本网度的评价根据以往勘探成果，结合矿井生产实际情况，井田内地质控制程度相对较高。井田总体勘查程度达到了勘探要求。2、地质构造对开采影响的分析井田构造形态总体为一宽缓的背斜，地层倾角35，已经发现断层2条和18个陷落柱，未发现有岩浆侵入现象，井田地质构造复杂程度为简单类。除陷落柱对煤层开采有一定影响外，其他地质构造对开采影响较小。3、煤层对比可靠性和稳定性分析煤层对比是在地层对比到组的基础上进行的，主要利用煤层上下岩性、标志层、沉积旋回、煤层间距及煤层自身特征进行对比。煤层对比方法主要采用标志层法，层间距法和煤层本身特征法综合进行煤层对比。本区太原组发育K2、K3、K4石灰岩，118、为良好的标志层。由于井田构造简单，地层沉积旋回和韵律明显，煤层间距稳定，变化不大，故无论可采煤层或不可采煤层，其层位对比均是可靠的。8、9、15号煤层在全区稳定可采，厚度、结构明显易于对比，其它煤层也是在标志层控制的基础上，根据煤层组合特征及岩性岩相来对比的。对比准确可靠。4、对储量的评价经本次估算，共获得主采煤层保有资源/储量4417万t（含蹬空资源/储量721万t），均为贫煤。8号煤层：保有资源/储量共计866万t（含蹬空资源/储量675万t），均为贫煤。其中探明的（111b）84万t，占9.7%；控制的（122b）683万t，(111b+122b)占88.7%；推断的（333）99万t。119、9号煤层：保有资源/储量(111b+333)共计570万t（含15号煤层开采造成的蹬空资源/储量46万t），均为贫煤，其中探明的（111b）444万t，占77.9%，推断的（333）126万t。15号煤层：保有资源/储量(111b+122b+333)共计2981万t，均为贫煤，其中控制的（111b）2170万t，占72.8%，控制的（122b）232万t，(111b+122b)占80.6%；推断的（333）579万t。探明的经济基础储量+控制的经济基础储量（111b+122b），占保有资源/储量的81.8%，能够满足矿井设计的要求。地质报告中储量计算采用地质块段法，符合本井田煤层平缓、构造比较120、简单、煤层厚度变化较小的特点；储量计算采用的参数比较合理，计算结果可靠性较高，可以做为矿井设计的依据。5、对水文地质、瓦斯等级、煤质分析的评价地质报告对整合后矿井的水文地质作了较为详细的分析，并计算了矿井用水量，能够满足设计要求。对瓦斯等级、煤尘的爆炸性和煤的自燃性评价采用的是最新的鉴定结果，精确程度高。根据井田以往钻孔煤层煤芯煤样化验资料、勘探区资料、本次工作搜集到的邻区资料并结合近年来井田煤层煤样化验资料，对井田内各煤层的煤质分析的结论是可靠的。6、对地质资料的评价、存在的问题及建议总体而言，地质报告对整合后井田内各地层的赋存条件、地质构造、煤层特征、瓦斯涌出量、煤尘爆炸性、煤的自燃性、水121、文地质条件、各类储量等作了详细的论述，真实可靠，能够满足设计要求。存在的问题及建议：1）生产过程中，应加强矿井地质及水文地质工作。2）现在开采8、9、15号煤层，各煤层存在上下层开采问题，生产中应加强地质测量工作，合理优化开采顺序，避免发生再度发生蹬空开采。3）井田内虽然井巷工程已经揭露的断层、陷落柱, 未发现有导水现象，但由于断层、陷落柱发育地段，岩性破碎，胶结性差，加之采动扰动，也不能排除其导通其它含水层和上部采空积水的可能，因此在生产过程中，对断层、陷落柱的导水性、富水性应引起足够重视，制定相应的预测、预报和安全防范措施，确保矿井安全生产。4）本矿及周边矿井采空区有不同程度积水，虽然目前122、对本矿采掘影响不大，但随着采掘范围的扩大、时间的推移和采煤工艺的革新，积水区、积水范围、积水量有加快增加趋势，采空区积水会对采掘工程造成影响。今后生产中应加强观测，在接近采空区，必须进行探放水工作，对采空区积水、积气进行探测排放，坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”的原则，确保安全生产。5）由于本矿及周边矿井属高瓦斯矿井，并具有煤尘爆炸危险性，在生产过程中，要加强瓦斯监测、监控工作，加强通风管理，对采空区、废弃的巷道实施严格密闭，杜绝瓦斯爆炸事故发生。6）要求本矿加强与相邻生产矿井的联系，做好井上、下对照，严禁越界开采，防止各种事故的发生。7）本次报告编制利用的以往钻孔D-228、D123、-241号钻孔未测井，煤层深度及厚度存在一定误差，矿方使用时应予注意。8）加强环境保护和地质灾害的防治工作。9）井田内高压线塔压煤较多，为了增加矿井服务年限，建议与供电部门协商在采取相关的高压线塔维护措施情况下实施高压线塔下开采。第二节 外部条件一、外运条件分析井田北距盂县县城12.5km，南距阳泉市26km，距东坪新建铁路集运站1.5km，东距阳（泉）盂（县）二级公路2km，至阳泉可转接太旧高速公路和石太铁路线，交通条件十分便利，能够满足矿井生产的需要。二、水源情况跃进煤矿在滴水崖村有一眼奥灰水源井，终孔层位为下马家沟组，日取水量700m3/d。该水水质好，水量丰富，能满足本矿生活用水和邻近124、村庄居民用水。生产用水主要为矿坑水，矿井扩大生产规模后，预计井下正常涌水量280m3/d，经净化处理后，可作为生产用水和消防用水。矿坑水不能满足生产用水时，以奥灰水补充。三、电源情况该矿建有一座35kV变电站（位于矿井工业场地东部约1km处），主供电源引自距本矿井工业场地北5.1km处220kV温池变电站35kV母线，以35kV电压，经架空线向本矿35kV变电站供电，线路名称为315东跃回，供电容量9000kVA；备用电源引自距本矿井工业场地西北6.8km处110kV秀水变电站35kV母线，以35kV电压，经架空线向本矿35kV变电站供电，线路名称为376东跃线，供电容量9050kVA。矿井工125、业场地建有6kV变电所，矿井35kV变电站以6kV电压，双回路架空线送至矿井工业场地变电所，矿井35kV变电站距矿井工业场地变电所约1km。矿井两回电源一回工作，另一回带电备用，最终达到双电源供电目的，完全能够满足本矿在供电安全性、可靠性、供电容量等方面的要求，矿井两回电源线路均为专线，严禁装设负荷定量器。两回电源一回工作，另一回带电备用，最终达到双电源供电目的，完全能够满足本矿在供电安全性、可靠性、供电容量等方面的要求，矿井两回电源线路均为专线，严禁装设负荷定量器。四、征购地情况设计充分利用了整合前原山西盂县跃进煤矿工业场地，该工业场地开阔、平整，场地已建成原煤生产系统和部分行政福利设施，功126、能可以满足兼并重组后1.2Mt/a生产要求，勿需新征土地。五、市场分析根据社会经济发展目标，到2020年国内生产总值比2000年翻两番，国民经济发展速度2005-2010年期间为7.8%，能源消费增长速度2005-2010年为5.5%，2005-2010年能源消费弹性系数为0.7左右。根据中国煤炭工业发展研究中心预测，国民经济发展速度2010-2020年期间为7.5%，2010-2020年能源消费弹性系数为0.4左右。据此，能源消费增长速度2010-2020年为3%，2020年国内煤炭需求量为29.4亿t。井田内8、9、15号煤层均为高热值的贫煤，适合作动力用煤和民用燃料。该矿是阳泉市盂县的经127、济支柱企业，在多年的经营过程中形成了独自的营销网络与稳定的用户，产品在国内河南、河北、山东、江苏、上海等省市均有销售，并可进一步远销日本、韩国等国家和地区。这些有利的条件都将为山西阳泉盂县跃进煤业有限公司产品的销售提供强有力的保障。第三节 资源整合条件综合评述及可行性分析兼并重组后的山西阳泉盂县跃进煤业有限公司煤层赋存条件好，煤层储量较为丰富，含煤稳定，井田内构造简单，地层平缓，煤层顶底板条件较好，瓦斯涌出量高，地温、地压为正常区，兼并重组后井田范围内大部分为9号煤层采空区，存在采空区积水的威胁，但采取可行有效的措施后，可以进行井下的开拓及回采布置。总之，山西山西阳泉盂县跃进煤矿和山西阳泉盂县128、顺安煤矿具备了兼并重组的必要条件，兼并重组后的矿井前景比较广阔。第三章 井田开拓第一节 井田境界及储量一、井田境界井田境界以C1400002009111220044315号采矿许可证批准的23点坐标(1980西安坐标系)连线圈定的井田范围为依据，见表3-1-1。表3-1-1 井田境界拐点坐标表点号1980年西安坐标系(6度带)1954年北京坐标系(6度带)XYXY14213505.3719717640.104213553.0019717710.0024213282.3719717480.104213330.0019717550.0034212887.3619716895.104212935.0129、019716965.0044212302.3619716915.104212350.0019716985.0054211816.3519716645.104211864.0019716715.0064211491.3519716654.104211539.0019716724.0074211463.3419715544.104211511.0019715614.0084210504.3419715506.104210552.0019715576.0094210478.3319714459.104210526.0019714529.00104211452.3419713920.094211500130、.0019713990.00114211451.3419715049.094211499.0019715119.00124212272.3519715078.094212320.0019715148.00134212272.3519715365.094212320.0019715435.00144212612.3519715365.094212660.0019715435.00154212612.3519715083.094212660.0019715153.00164212675.3519715082.094212723.0019715152.00174213646.3519715121.0131、84213694.0019715191.00184213659.3619715594.084213707.0019715664.00194213289.3519715604.094213337.0019715674.00204213297.3619715904.094213345.0019715974.00214213255.3619715905.094213294.0019715975.00224213257.3619716305.094213305.0019716375.00234213432.3619716929.094213480.0019716999.00井田面积为4.7903km2132、，准采8-15号煤层，开采深度为+939.87+839.87m。二、储量（一）地质储量1、资源/储量计算范围和工业指标（1）资源/储量计算范围井田批准开采815号煤层，8、9、15号煤层为稳定型全区可采煤层，其它均为不可采煤层，本次对8、9、15号煤层进行了资源/储量估算，估算范围为采矿许可证批准的井田边界，采空区范围以矿方提供的采掘工程平面图为准。8号煤层估算面积为4435.22 k（m2），9号煤层估算面积为1019.67 k（m2），15号煤层估算面积为2791.91k（m2）。（2）工业指标本井田8、9、15号煤层煤种均为贫煤，为非炼焦用煤，依据煤、泥炭地质勘查规范（DZ/T0215 133、2002）附录E.2，资源/储量估算采用工业指标如下：煤层厚度 0.80m；最高灰分（Ad） 40%；最高硫分（St,d） 3%；最低发热量（Qnet,d） 17.0MJ/kg。2、资源/储量估算方法与参数确定（1）资源/储量估算方法井田内各煤层倾角均在15以下，故采用水平投影地质块段法进行资源/储量估算，估算公式：Q=SMD/1000式中：Q资源/储量，单位kt；S块段水平投影面积，单位（m2）；M块段平均估算厚度，单位m；D煤层视（相对）密度，单位t/m3。（2）资源/储量估算参数的确定1）面积（S）：在平面图上直接采用MAPGIS6.5绘图软件从电脑上读取。2）厚度（M）：算术平均值。在134、估算面积范围内及块段邻近工程见煤点煤层估算厚度的算术平均值。3）视密度（D）：采用各煤层测试结果的算术平均值，8号煤层：1.40/3；9号：1.45/3； 15号：1.40/3。4）采用厚度的确定：按煤、泥炭地质勘查规范中第8.4.1及8.4.2条款执行。即煤层各工程见煤点估算厚度为剔除0.05m夹矸厚度后各煤分层厚度之和，0.05m的夹矸与煤层合并计算为估算厚度；夹矸厚度小于煤层最低可采厚度时，小于夹矸厚度的煤分层不计入估算厚度。9号煤层在井田东北角有小块区域夹矸厚度大于最低可采厚度时，由于分布范围小，本次未分层估算资源/储量。3、资源/储量类别划分原则井田构造复杂程度为简单，参与本次资源/135、储量估算的8、9、15号层为稳定型全区可采煤层。根据煤、泥炭地质勘查规范及山西省煤炭工程项目咨询评审中心2007年4月30日下发的煤炭矿井地质报告编制若干实施细则，具体圈定各级别资源/储量按如下进行：以不大于1000m的工程见煤点连线外推实际工程点1/2距离圈定探明的（可研）经济基础储量（111b），以不大于2000m的工程点连线外推实际工程点1/2距离圈定控制的经济基础储量（122b），剩余部分为推断的内蕴经济资源量（333）。断层两侧和陷落柱周边划出30m范围作为推断的内蕴经济资源量（333），15号煤层原刘家村煤矿采空区外边划出30m范围作为推断的内蕴经济资源量（333），8、9号煤层风136、氧化带外围划出30m范围作为推断的内蕴经济资源/储量（333）。对资源/储量不足1万t的块段，未单独划分估算，与其它相邻块段进行了合并。4、资源/储量估算结果经本次估算，共获得保有资源/储量44170kt（含蹬空资源/储量7210kt），均为贫煤。见表3-1-2。8号煤层：保有资源/储量共计8660kt（含蹬空资源/储量6750kt），均为贫煤。其中探明的（111b）840kt，占9.7%；控制的（122b）6830kt，(111b+122b)占88.7%；推断的（333）990kt。9号煤层：保有资源/储量(111b+333)共计5700kt（含15号煤层开采造成的蹬空资源/储量460kt）137、，均为贫煤，其中探明的（111b）4440kt，占77.9%，推断的（333）1260kt。15号煤层：保有资源/储量(111b+122b+333)共计29810kt，均为贫煤，其中探明的（111b）21700kt，占72.8%，控制的（122b）2320kt，(111b+122b)占80.6%；推断的（333）5790kt。表3-1-2 资源/储量估算结果汇总表 煤层号煤类资源/储量（kt）111b/总量（%）（111b+122b）/总量（%）111b122b333蹬空区现保有111b122b3338PM4601230220380560077086609.788.79PM4050119039138、070570077.977.915PM21700232057902981072.880.6总计PM262103550720077056008404417061.181.85、资源/储量估算需要说明的其他问题本次资源/储量估算截止日期为2010年2月28日。需要说明的是，井田内8号煤层储量大多为蹬空储量（6750kt），8号煤层与9号煤层的平均间距2.92m，9号煤层厚度为3.906.10m，裂隙带高度为69.2584.09m，冒落带高度为13.623.7m，这些煤量已经受9号煤层开采破坏，无法进行正常开采；井田内9号煤层储量中蹬空储量（460kt），9号煤层与15号煤层的平均间距77.2m，1139、5号煤层厚度为6.958.60m，裂隙带高度为89.0997.98m，冒落带高度为20.2227.75m，这些煤量基本上不会因15号煤层开采而破坏，但是，9号煤层蹬空煤储量分布于井田内不同的四个区域，储量分别为2、7、13、6万t，分布过于分散，无法正常开采。所以，本次设计中8号煤层蹬空储量（6750kt）和9号煤层蹬空储量（460kt）计入工业储量的永久性损失，不进行开采设计。井田西南部兼并重组的刘家村煤矿资源区域中，有原刘家村煤矿工业场地和原刘家村煤矿接替井工业场地，该场地工业建筑属刘家村煤矿和其它企业所有。为此，该场地区域留作保护煤柱，设计不予开采。另外，由于跃进煤业有限公司为生产矿井，140、从完成矿井整合地质报告到现在，矿井一直处于生产状态，截止2011年5月，15号煤层新增采空区面积236.65 k（m2），开采煤量约2624kt。因此，目前15号煤保有资源/储量(111b+122b+333)共计27186kt，其中控制的（111b）19076kt，占70.2%，控制的（122b）2320kt，(111b+122b)占78.7%；推断的（333）5790kt。（二）矿井设计储量1、矿井工业资源/储量矿井工业资源/储量=111b+122b+333k=33506+80400.9=40742kt式中：K可信度系数，根据设计规范，可信度系数取值范围为0.70.9，地质构造简单、煤层赋存141、稳定的矿井取0.9，地质构造复杂、煤层赋存不稳定的矿井取0.7，本矿地质构造简单，煤层赋存稳定，因此设计k值取0.9。经计算，矿井矿井工业资源/储量为40742kt。6、可采储量计算矿井设计资源/储量（矿井工业资源/储量永久煤柱损失）永久煤柱损失包括井田边界煤柱及断层煤柱和村庄煤柱等，以及8、9号蹬空区储量。设计可采储量=（设计资源/储量-工广和大巷保护煤柱）采区回采率矿井设计可采储量用下式计算： 式中：设计可采储量，kt；Z设计工业储量，kt；P工广及大巷等保护煤柱损失，kt；C采区回采率，8号煤层取80%，9号煤层取75%，15号煤层取75。7、安全煤柱及各种煤柱的留设与计算1）主要巷道煤142、柱按以下公式计算S1式中：S1巷道保护煤柱的水平宽度，m；H巷道的最大垂深，8号煤层取280m，9号煤层取283m，15号煤层取374m；M煤层厚度，m，8号煤层平均厚1.43m，9号煤层平均厚4.86m，15号煤层平均厚7.87m；f煤的强度系数，取。S18=21.7（m）S19=27.7（m）S115=36.7（m）9号煤层巷道煤柱取30m，15号煤层巷道煤柱取40m。2）断层煤柱按下式计算：L 0.5 K M式中：L煤柱留设的宽度，m；K安全系数（一般取）；M煤层厚度或采高，m，取15号煤层平均厚7.87m；P水头压力，Mpa，8、9号煤层：（1214930）9.81032.78Mpa；143、15号煤层：（1214840）9.81033.67Mpa；Kp煤的抗张强度，取0.6 Mpa。L9 0.5 K M0.53.52.8018.27 mL15 0.5 K M0.53.57.8759.00 m断层煤柱：9号煤层取20m，15号煤层取60m。井田边界煤柱留20m，大巷之间留30m，9号煤层大巷两侧留25m煤柱，15号煤层大巷两侧留40m煤柱，9号煤层断层煤柱留20m，15号煤层断层煤柱留60m，采空区边界留20m。工业场地及井筒按一级保护，输电高压线塔为220kV，按一级保护，村庄按三级保护，按场地外沿外扩20m保护带，再根据表土层和基岩厚度（表土移动角45，基岩移动角72）计算保安144、煤柱。按照可采储量的计算公式，经过计算，矿井工业资源/储量40.742Mt，设计资源/储量20.310Mt，矿井可采储量8.704Mt。矿井可采储量汇总见表3-1-3。表3-1-3 可采储量汇总表 （Mt）煤层编号工业储量永久煤柱损失设计储量工广和主要井巷开采损失可采储量矿界采空区村庄及线塔断层露头蹬空井筒、工广大巷8号8.5610.410.0920.6930.140.056.750.4260.3660.069号5.5740.770.3122.3360.110.080.461.5061.3260.1815号26.6072.700.5774.8920.0618.3784.4412.3322.90145、18.704合计40.7423.880.9817.9210.310.1320.3106.0312.5722.9018.704第二节 矿井设计生产能力及服务年限一、矿井工作制度矿井设计年工作日为330d，井下每天三班生产，一班检修，每班工作6小时；地面每天三班生产，每班工作8小时。每天净提升时间为16h。二、矿井设计生产能力该矿煤层赋存条件好，煤质优良，地质构造简单，根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室晋煤重组办发200973号文“关于阳泉市盂县煤矿企业兼并重组整合方案的补充批复”，确定矿井设计生产能力为1.2Mt/a。三、矿井服务年限矿井服务年限按下式计算： 5.2 （a） 式中：T146、矿井设计服务年限，a； Zk可采储量，Mt； A矿井设计生产能力，Mt/a； K储量备用系数，取1.4。经计算，全矿井服务年限5.2a。第三节 井田开拓一、井田内地质构造、老窑范围、火区、煤层及水文条件、兼并重组整合各矿采空区等对井田开拓开采的影响1、地质构造对开采的影响井田构造形态总体为一宽缓的背斜，采掘过程中发现18个陷落柱及2条断层，未发现因遇见断层和陷落柱而出现水文动态的异常。构造对井田水文地质条件的影响不明显。井田地质构造简单，属简单类型。由于煤层倾角较小，后期开采中断层和陷落柱不会对开拓开采造成大的影响，但是会对区域内回采巷道布置产生一定影响。2、煤层条件对开采的影响(1) 层间距147、的影响本矿批采8、9、15号煤层，8、9号煤间距很小，现已基本采完（剩余部分与电塔煤柱一起回收）；15号煤与9号煤层间距较大，现有部分剩余储量，采用独立开采。(2) 煤层厚度及稳定性、可采性的影响 8号煤层厚度1.101.60m，平均1.43m，为稳定型全区可采煤层。9号煤层于上距8号煤层1.184.42m，平均2.92m。煤层厚度3.906.10m，平均4.86m。该煤层结构简单，一般含1层夹矸，局部2层，为稳定全区可采煤层。8号煤层多为蹬空区，储量遭受破坏，已基本没有剩余储量开采；9号煤目前也基本开采完毕（剩余部分与电塔煤柱一起回收）。 15号煤层，上距9煤层74.9081.90m,平均7148、7.24m。煤层厚度6.958.60，平均7.92，结构简单，含1层夹矸。为稳定全区可采煤层，易于开采。3、水文条件、采空区对开采的影响奥陶系中统石灰岩岩溶裂隙含水层混合水位标高为529.4m，据此推断跃进井田奥灰水位约为536539m。低于井田内8、9、15号煤层，对开采没有影响。石炭系上统太原组石灰岩裂隙岩溶含水层为弱富水性含水层。据调查跃进煤矿及周边矿井在15号煤层采掘过程中，仅表现为局部渗水、淋水现象，未对采掘造成明显影响。山西组、石盒子组砂岩裂隙含水层为弱富水性含水层。未对采掘造成明显影响。井田内8、9号煤层采（古）空区和小窑破坏区低洼处积存积水。随着时间推移，采（古）空区会集聚大量149、积水，对8、9、15号煤层开采有一定影响。本矿及周边采空区积水对本矿开采有一定影响，在今后开采中也要做到“预测预报，有掘必探，先探后掘，先治后采”。另外，8、9、15号煤采空区及小窑破坏区会影响到巷道布置及工作面安排，同时开采中应注意采空区积气的影响。二、井田开拓方案井田开拓应遵循合理集中、方便生产、有序接替，尽可能利用已有井筒、井下巷道及硐室工程，减少井巷工程量、多做煤巷、少做岩巷、着重考虑矿井初期开采，同时应兼顾长远的原则。1、工业场地位置的选择本井田盖山厚度较小，煤层埋藏较浅，但矿区属中低山丘地带，井田内基岩大面积裸露，黄土覆盖面少，地形条件比较复杂，矿井工业场地选址比较困难。原跃进煤矿150、工业场地于2007年建成，当时属原跃进0.6Mt/a改扩建项目的场地，与顺安煤矿工业场地集中在在井田东北部沟谷北侧，地势较为开阔，面积较大，场地布置有原煤储煤仓、转载栈桥、污水处理间等工业建筑以及办公楼、综合楼等行政福利建筑，场地的原煤生产系统已经形成，可以满足兼并重组扩能后的生产要求。工业场地拟利用原跃进煤矿和顺安煤矿的工业场地做为本次设计的工业场地。2、开拓方案本次兼并重组主要是将与原跃进煤矿井田位于同一区域的原顺安煤矿井田开采煤层划归原跃进煤矿，并对井田边界作了部分规整。各煤矿生产情况如下：原顺安煤矿开采8、9号煤层，生产能力为0.3Mt/a，采用一对斜井开拓，主斜井为机轨合一井，胶带提151、升煤炭，串车提升矸石、下放材料和设备兼作安全出口，副斜井上下人员兼作安全出口，回风立井进行回风兼作安全出口。主、副井落底后在9号煤层中布置井底车场和硐室，井底车场水平标高+945m。在井田中部，沿南北方向布置一组煤层运输和回风大巷。井田划分为六个采区，大巷东侧的一、三、五采区和大巷西侧的二、四、六采区。工作面采用综采工艺方式。目前，8、9号煤层已经开采完毕。原跃进煤矿开采15号煤层，生产能力为0.6Mt/a，采用一对斜井开拓，主斜井井筒倾角18，斜长415m，净断面9.01m2，铺设1000mm宽的胶带输送机，担负全矿煤炭提升任务，兼作为进风井和安全出口；副斜井井筒倾角22，斜长360m，净断152、面10.23m2，采用单钩串车提升，同时布置所需综合管线，担负全矿提升矸石、下放材料和设备、上下人员，为矿井主要进风井，铺设人行台阶和扶手，兼作为安全出口；回风斜井井筒倾角26，斜长351m，净断面12.28m2，作为矿井主要回风井，铺设人行台阶和扶手，兼作为安全出口。全矿井布置一个开采水平，水平标高+858m。主、副井落底后在15号煤层中布置井底车场和硐室，井底车场水平标高+858m。在井田中部，沿东西方向布置一组煤层运输大巷、轨道大巷和回风大巷；沿南北方向布置一组煤层南北运输大巷、南北轨道大巷和南北回风大巷。井田划分为五个采区，北部大巷两侧为一采区、二采区和三采区，南部大巷两侧为四采区和五153、采区。工作面采用综采放顶煤工艺方式。目前，15号煤层四、五采区的资源外，其余区域已经开采完毕。兼并重组后，井田范围内共有10个井筒，分别为原跃进煤矿的3个井筒（主斜井、副斜井、回风斜井），原顺安煤矿的3个井筒（主立井、副斜井、回风立井），以及原跃进2号井和刘家村煤矿的4个废弃井筒。由于原跃进煤矿的井筒、井底车场、大巷等主要井巷工程及地面的辅助工程均已完善，生产能力大，生产系统运行良好，而本次资源重组整合后矿井的主要开采煤层是井田内的15号煤（8、9号煤层已经采完，只剩电塔煤柱等资源），因此，设计利用原跃进煤矿开拓系统，采用斜井开拓方式，不再提其他开拓方案，只对系统能力不足的环节进行改造。本次资154、源重组整合设计生产能力为1.2Mt/a，设计利用原跃进煤矿的主斜井和副斜井。主斜井作为整合后矿井的主斜井，铺设1000mm宽的胶带输送机，担负全矿煤炭提升任务，兼作为进风井和安全出口；副斜井作为整合后矿井的副斜井，采用单钩串车提升，同时布置综合管线，为矿井主要进风井，铺设人行台阶和扶手，兼作为安全出口；刷扩改造原跃进煤矿回风斜井，井筒倾角26，斜长351m，净断面12.28m2，作为矿井回风斜井，铺设人行台阶和扶手，兼作为安全出口。井田内其余井筒按照规定全部关闭。本次资源兼并重组整合设计矿井布置一个开采水平，水平标高+858m。设计利用井田北部原布置的运输大巷和轨道大巷，作为整合后矿井的运输大155、巷和轨道大巷。刷扩原有回风大巷，作为整合后矿井的回风大巷。设计利用井田中部原布置的南北运输大巷、南北轨道大巷和南北回风大巷，作为整合后矿井的南北运输大巷、南北轨道大巷和南北回风大巷。为了提高矿井通风能力，在原南北回风大巷东侧平行布置南北回风大巷副巷。为了进一步开拓井田南部区域，设计在铁塔煤住边界布置一组西运输大巷、西轨道大巷和西回风大巷，开拓矿井第四、第五采区。运输大巷、南北运输大巷和西运输大巷主运输均采用胶带输送机运输，从而构成了完整的运输提升连续化系统；轨道大巷、南北轨道大巷和西轨道大巷辅助运输均采用调度绞车轨道运输。由于矿井资源已经不多，整合后井田的开拓布局基本没有大的变化，因此，矿井仍156、然采用原有采区划分，15号煤层剩余区域中，西大巷南部划分为五采区，西大巷北侧划分为四采区。本次资源重组，矿井西南部重组一个小区域，面积不大。设计将此区域划归五采区一并考虑，布置工作面。详见井田开拓方案一平面图3-3-1，剖面图3-3-2。三、开采水平的划分设计全井田采用一个水平开拓，水平标高+858m， 开采15号煤。四、运输和回风大巷位置的确定根据煤层赋存及开采技术条件，设计布置运输大巷、轨道大巷和回风大巷三条平行大巷开拓15煤层。15号煤层为特厚煤层，属不易自燃煤层，运输大巷和轨道大巷沿煤层底板布置在15号煤层中，回风大巷沿煤层顶板布置在15号煤层中。运输大巷和轨道大巷采用三心拱断面，料石157、砌碹支护；回风大巷采用半圆拱断面，料石砌碹支护。为了确保矿井运输系统畅通，在第四采区布置有采区煤仓，容量300t。大巷技术特征及断面参数：运输大巷及南北运输大巷（原有）：拱形断面，净宽3.5m，净高3.15m，净断面积10.23m2，料石砌碹支护。巷道内铺设带宽1000mm的胶带输送机，担负原煤运输和进风任务。轨道大巷及南北轨道大巷（原有）：拱形断面，净宽3.5m，净高3.15m，净断面积10.23m2，料石砌碹支护。巷道内铺设30kg/m，轨距600mm的单轨，担负辅助运输和进风任务。南北回风大巷原有：拱形断面，净宽3.5m，净高3.15m，净断面积10.23m2，料石砌碹支护，巷道内不装备158、，担负专用回风任务。刷扩回风大巷：矩形断面，净宽4.5m，净高2.8m，净断面积12.6m2，锚-网-索-喷浆联合支护，巷道内不装备，担负专用回风任务。南北轨道大巷（新开）：矩形断面，净宽4.0m，净高2.8m，净断面积11.2m2，锚-网-索-喷浆联合支护，巷道内铺设30kg/m，轨距600mm的单轨，担负辅助运输和进风任务。南北回风大巷副巷（新开）：矩形断面，净宽4.0m，净高2.8m，净断面积11.2m2，锚-网-索-喷浆联合支护，巷道内不装备，担负专用回风任务。西运输大巷（新开）：矩形断面，净宽4.0m，净高2.8m，净断面积11.2m2，锚-网-索-喷浆联合支护，巷道内铺设带宽100159、0mm的胶带输送机，担负原煤运输和进风任务。西轨道大巷（新开）：矩形断面，净宽4.0m，净高2.8m，净断面积11.2m2，锚-网-索-喷浆联合支护，巷道内铺设30kg/m，轨距600mm的单轨，担负辅助运输和进风任务。西回风大巷（新开）：矩形断面，净宽5.0m，净高3.0m，净断面积15.0m2，锚-网-索-喷浆联合支护，巷道内不装备，担负专用回风任务。其它巷道技术特征及断面参数见巷道断面图。五、采区划分及开采顺序1、采区划分根据开拓方案，井田内15号煤层共划分为五个采区，北部大巷两侧为一采区、二采区和三采区，南部南北大巷两侧为四采区和五采区。井田西南部重组的小区域，划归第五采区，与五采区一160、并考虑。目前，第一、第二、第三采区已经采完，第四采区除了高压线塔煤柱外只剩局部边角区域可供开采，第五采区是矿井主要开采区域。鉴于此，矿井初期投产井田南部15号煤层第五采区。2、开采顺序整个井田15号煤层为单水平放顶煤开采。采区之间的开采顺序为：先采五采区，最后回收四采区部分资源。第五采区内各工作面由东向西顺序开采。井田内各采区接替顺序见表3-3-1。表3-3-1 采区接替表设计首采区为15号煤第五采区，采用走向长壁开采，详见采区特征表3-3-2。首采工作面为15502综放工作面（15501工作面已经于2010年开采完毕）。表3-3-2 首采区特征表采区名称东西宽（km）南北长（km）面积（km161、2）可采储量（Mt）服务年限(a)15号煤五采区0.851.450.897.155.15六、“三下”采煤井田范围内无水库、河流等水体，无村庄，也无铁路通过，只有两趟220kV高压线通过，共有8个高压线塔。井田范围内的高压线塔属一级保护对象，设计采取留设煤柱进行保护，本设计不开采高压线塔压煤。第四节 井筒一、井筒用途、布置及装备兼并重组后，井田范围内共有10个井筒，分别为原跃进煤矿的3个井筒（主斜井、副斜井、回风斜井），原顺安煤矿的3个井筒（主立井、副斜井、回风立井），以及原跃进2号井和刘家村煤矿的4个废弃井筒。本次设计只利用原跃进煤矿的3个井筒，其余井筒全部报废，按照“六条标准”予以关闭。即利162、用原跃进煤矿的主斜井和副斜井作为兼并重组后跃进煤业有限公司的主斜井和副斜井，保留原跃进煤矿的回风斜井刷扩改造后作为兼并重组后跃进煤业有限公司的回风斜井和安全出口。矿井达产时有三个井筒使用，即主斜井、副斜井和回风斜井。1、主斜井：半圆拱形断面，净宽3.5m，净断面9.01m2，倾角18，斜长415m。装备1000mm胶带输送机，担负全矿井的原煤提升及进风任务，布置台阶和扶手，兼作安全出口。2、副斜井：三心拱拱形断面，净宽3.5m，净断面10.23m2，倾角22，斜长360m。装备单钩串车，完成全矿升降人员、设备、材料及矸石提升任务，井筒中布置各类管线，布置台阶和扶手，为矿井的主进风井兼安全出口。163、3、回风斜井：利用并改造原跃进煤矿回风斜井刷扩，半圆拱形断面，刷扩至净宽4.0m，净断面12.56m2，倾角26，斜长351m，为矿井回风井，布置台阶和扶手，兼作回风侧的安全出口。上述井筒特征见表3-4-1。井筒断面见图3-4-1、图3-4-2、图3-4-3、3-4-4、图3-4-5和图3-4-6。表3-4-1 井筒特征表井 筒 名 称主斜井副斜井回风斜井井口坐标(m) 纬距X4213183.1864213152.3614213100.509经距Y19716725.52619716608.09619716488.300标 高(m) 井口992.249993.001017.644井底858858164、863井筒倾角182226井筒方位角6444970115064349井筒斜长(深度)(m)415360351井筒断面形状半圆拱三心拱半圆拱井筒表土段支护方式料石砌碹，壁厚350mm料石砌碹，壁厚350mm钢筋砼砌碹，壁厚350mm井筒基岩段支护方式料石砌碹，壁厚300mm料石砌碹，壁厚300mm锚喷，壁厚150mm井筒净断面 (m2)9.0110.2312.28井筒净宽(直径)(m)净宽3.5净宽3.5净宽4.0井筒装备皮带单钩串车井筒用途煤炭提升，兼进风井和安全出口材料、设备、人员等提升，兼进风和安全出口回风兼安全出口备注原有井筒原有井筒原有井筒刷扩二、井壁结构主斜井和副斜井均为已有井筒，其165、表土段采用料石砌碹支护，厚度350mm；基岩段采用料石砌碹支护，厚度300mm。回风斜井表土段采用钢筋混凝土砌碹，厚350mm，基岩段采用锚喷支护，喷浆厚度100mm。第五节 井底车场及硐室一、井底车场形式利用原跃进煤矿的井底车场作为兼并重组后山西阳泉盂县跃进煤业有限公司井底车场。原跃进煤矿在副斜井井底设斜井平车场，车场标高+858m，车场内设双轨线路，作为空重车线，采用调度绞车调车方式。井底车场位置、形式和硐室均可满足资源兼并重组整合使用要求。井底车场平面布置见图3-5-1。二、井底车场空、重车线长度的确定及车场通过能力的计算副斜井+858m水平井底平车场主要担负材料、设备、矸石、人员的转运166、，运输量不大。井下大巷辅助运输采用调度绞车，轨距600mm、1.0t系列矿车。车场内空、重车线长度均为80m，铺设30kg/m轨道，轨距600mm。车场内进、出车线段为调度绞车牵引矿车方式运行。车场轨道线路能够满足矿井辅助运输的要求。三、井底车场硐室名称及位置副斜井井底车场设有消防材料库、等候室、永久避险硐室等硐室，主斜井井底车场设有主排水泵房、水仓、主变电所等硐室。井底水仓由主、副仓组成，为半圆拱断面，净断面积6.81m2，有效容积1090m3，其中，主水仓有效容积为550m3；副水仓有效容积540m3，水仓能容纳矿井8h的正常涌水量。水仓清理采用调度绞车牵引1t矿车，人工清理。主排水泵房通167、过管子道与副斜井相连接。井下爆炸材料发放硐室采用壁槽式，位于东西大巷和南北大巷的交叉处，最大贮存量不得超过矿井3天的炸药需要量和10天的电雷管需要量，采用独立通风。四、井底车场主要巷道和硐室的支护及支护材料井底车场巷道及主要硐室均采用料石砌碹及混凝土砌碹支护。本次兼并重组矿井井底车场巷道和硐室均无新增工程。本次设计不再计入新增井巷工程量。井底车场巷道总长度440m，巷道掘进总体积1546m3；硐室总体积690m3。井底车场巷道和硐室工程量见表3-5-1。表3-5-1 井底车场及主要硐室工程量表序号巷道及硐室名称煤岩类别支护方式巷道长度（m）断面积（m2）掘进体积（m3）备注净掘进巷道硐室1井底168、车场巷道煤料石砌碹10013.7318.441844刷扩2消防材料库煤料石砌碹389.1513.23500已有3等候室及通道煤料石砌碹284.376.64190已有4变电所煤料石砌碹26.2511.8815.25400已有5水泵房煤料石砌碹22.011.8815.25335已有6水仓煤料石砌碹1606.819.561530已有7管子道煤料石砌碹245.177.33176新建8通道煤料石砌碹426.819.56402已有9调度室煤料石砌碹64已有10医疗室煤料石砌碹37.5已有11永久避险硐室煤料石砌碹700新建合计44024221390第四章 大巷运输及设备第一节 运输方式的选择一、运输方式的169、选择原跃进煤矿井下主要运输采用胶带输送机运输煤炭，辅助运输采用调度绞车运输设备、材料、矸石等。1、煤炭运输方式的选择根据矿井规模、井筒提升方式、井田开拓部署及目前国内井下煤炭运输技术装备发展情况，结合考虑本矿储量较少，井田范围较小的特点，以及工作面运输巷运输设备的配套，设计确定大巷主运输采用胶带输送机。其理由如下：(1) 矿井主要开拓巷道均沿煤层布置，就本矿设计规模和目前国内井下煤炭运输技术装备而言，选择胶带输送机运输为宜。(2) 矿井开拓巷道呈直线型布置，采用胶带输送机运输，可以充分发挥其效益，而且对矿井早达产和稳定生产都非常有利。(3) 井下大巷煤炭运输采用胶带输送机运输，不但可以实现工作170、面至井底煤仓一条龙连续运输，而且运输能力大、增产潜力大、运输连续性强、效率高、自动化程度高、维修工作量小，主辅运输互不干扰，对矿井简化生产环节，实现高产高效生产和现代化管理都十分有利。2、辅助运输方式的选择井下巷道均沿煤层布置，矿井矸石量很小，井下辅助运输主要是材料设备的运输。鉴于本矿井辅助运输量不大，运距较短，煤层为倾角较小的近水平煤层 (3-5)，设计考虑大巷辅助运输采用调度绞车牵引1.0t系列矿车运输。二、运输巷道断面、支护方式、坡度及钢轨型号大巷技术特征及断面参数：运输大巷及南北运输大巷：拱形断面，净宽3.5m，净高3.15m，净断面积10.23m2，料石砌碹支护。巷道内铺设带宽100171、0mm的胶带输送机，担负原煤运输和进风任务。轨道大巷及南北轨道大巷：拱形断面，净宽3.5m，净高3.15m，净断面积10.23m2，料石砌碹支护。巷道内铺设30kg/m，轨距600mm的单轨，担负辅助运输和进风任务。南北轨道大巷（新开）：矩形断面，净宽4.0m，净高2.8m，净断面积11.2m2，锚-网-索-喷浆联合支护，巷道内铺设30kg/m，轨距600mm的单轨，担负辅助运输和进风任务。西运输大巷（新开）：矩形断面，净宽4.0m，净高2.8m，净断面积11.2m2，锚-网-索-喷浆联合支护，巷道内铺设带宽1000mm的胶带输送机，担负原煤运输和进风任务。西轨道大巷（新开）：矩形断面，净宽4172、.0m，净高2.8m，净断面积11.2m2，锚-网-索-喷浆联合支护，巷道内铺设30kg/m，轨距600mm的单轨，担负辅助运输和进风任务。巷道沿煤层掘进，15号煤层为近水平煤层，倾角为35。所以大巷的坡度为35。巷道技术特征及断面参数见巷道断面图册。第二节 矿车一、矿车选型根据我国煤矿设备标准化、系列化和定型化的要求，矿井辅助运输矿车选用1.0t系列矿车。为了方便液压支架等大型设备的运输，设计配备了重型平板车。兼并重组前，原山西阳泉盂县跃进煤业有限公司的各类矿车配备齐全，均可使用，本设计不再增加矿车种类和数量。各类矿车规格特征见表4-2-1。表4-2-1 达产时各类矿车规格特征表矿车名称矿车173、型号容积(m3)名义载重(t)外形尺寸(mm)轨距(mm)轴距(mm)自重(kg)长宽高1t矿车MG1.1-6A1.1120008801150600550592矿用材料车MC1-6A120008801150600550515矿用平板车MP1-6A12000880410600550465重型平板车MPC15-6162700120030060010001030二、各类矿车达产时需各类矿车数量计算矿车的数量，以矿井达到设计生产能力时井上下用车地点实际所需车数按排列法计算而得，计算结果见表4-2-2。表4-2-2 达产时各类矿车数量表 单位：辆矿车名称矿车型号矿车数量(辆)备注生产备用合计已有1t矿车174、MGC1.1-6A50106060主要运送矸石矿用材料车MLC1-6A4040主要运送支护材料和设备维修材料矿用平板车MPC1-6A3030主要运送一般中、小型机电设备和长材料重型平板车特制3030主要运送液压支架、采煤机等大型机电设备第三节 运输设备选型一、主要运输设备选型兼并重组整合后矿井设计年生产能力为1.2Mt/a，矿井工作制度：每年330天，每天“四.六”工作制。井下运输大巷均沿15号煤层布置，倾角较小，根据矿井目前的运输条件，运输大巷现使用两部PVG整芯输送带，型号DT-1000，带宽1000mm，运输距离分别为250m和320m，功率分别为45kW和75kW；南北运输大巷运输距离175、分别为：400m和680m，现使用两部PVG整芯输送带，型号SSJ-1000（带宽1000mm，功率分别为237kW和280kW）。西运输大巷运输距离750m，布置一部PVG整芯输送带，型号SSJ-1000（带宽1000mm，功率为275 kW）。15号煤层南北运输大巷中间设有一个300t集中煤仓，所以，15号煤层运输大巷带式输送机和南北运输大巷前段带式输送机的设计运输能力为：Q151.151200000/（33016）261.4t/h设计按照 Q15320t/h 进行验算。南北运输大巷后段带式输送机和西运输大巷带式输送机的设计运输能力为：Q151.1630=693t/h（630t/h为工作面176、高峰小时生产能力，1.1为富裕系统）设计按照 Q15700t/h 进行验算。设备选型校验如下：一）运输大巷1#带式输送机1设计依据带式输送机运量：Q320t/h；巷道坡度（输送机倾角）：3-5；带式输送机铺设长度：L250m；煤的松散容重：950kg/m3；该矿现有DT-1000/45带式输送机，带宽1000mm，带速1.6m/s，配套电动机功率45kW。上托辊间距1200mm，下托辊间距3000mm，托辊槽角30，托辊直径133mm。对其进行计算。2核算小时输送能力 式中：Q输送机小时输送量，t/h； S物料在输送带上最大横截面积，取S=0.1062m2；v输送机带速，m/s；k倾斜输送机面177、积折减系数，取k=0.98；物料堆积密度，kg/m3。=569.5t/h320t/h3按物料块度计算输送带宽B2a+200式中：B输送机带宽，mm；a原煤最大块度，取a =350mm；B2350+200=900mm 带式输送机带宽可满足原煤块度要求。4主要基本参数计算传动滚筒圆周驱动力FU=CFH+FS1+FS2+FSt式中：C附加阻力系数，取C=1.38；FH主要阻力，物料、托辊及输送带运行阻力，N；FS1特种阻力，托辊前倾及导料槽阻力，N；FS2附加特种阻力，清扫器、卸料器阻力，N；FSt输送机倾斜阻力，N；FH=LgqRO+qRU+(2qB+qG)cos式中：模拟摩擦系数，取=0.03；178、L输送机铺设长度，m；g重力加速度，取g=9.8m/s2；qRO上托辊组每米长度转动部分质量，kg/m；qRU下托辊组每米长度转动部分质量,kg/m；qB输送带每米长度质量，取qB=20kg/m；qG输送带上每米长度物料质量，kg/m；输送机倾角；FH=0.032509.815.75+5.36+(220+55.6)cos5 =8548.2NFS1=F+FG 式中：F托辊前倾摩擦阻力，F=C0L(qB+qG)gcossinC托辊槽形系数，取C=0.4；0托辊与输送带间摩擦系数，取0=0.3；L装有前倾托辊的输送机长度，m；托辊前倾角度，取=130；FG物料与导料槽摩擦阻力，取FG=300N;F=179、0.40.3250(20+55.6)9.8cos5sin130=579.6N；FS1=579.6+300 =879.6NFS2=n3Fr+Fa式中：n3清扫器个数，取n3=4；Fr清扫器摩擦阻力，Fr=Ap3A清扫器面积，取A=0.01（机头部），0.015（机尾部），m2；P清扫器对输送带压力，取P=5104N/m2；3清扫器与输送带间摩擦系数，取3=0.5；Fr =2（0.01+0.015）51040.5=1250N；Fa卸料器摩擦阻力，取Fa=0 FS2= Fr =1250NFSt=qGgH式中：H输送机受料点与卸料点高差，m。FSt=55.69.8250sin4=9502.2NFU=1180、.388548.2+879.6+1250+9502.2 =23428.3N传动功率计算传动滚筒轴功率PA=37.5kW取传动系统正功率运行时的传动效率=0.85，则 PM=44.1kW输送带前后托辊间下垂度要求承载、回程分支允许最小张力 Fmin Fmin式中：o承载分支相邻托辊间距，m；回程分支相邻托辊间距，m； 允许输送带最大下垂度，一般取0.01。F1min=11113.2NF1min=7350N输送带不打滑条件输送带在与传动滚筒奔离点处最小张力F2minFUmax式中：FUmax输送机满载启动或制动时传动滚筒最大圆周力，FUmax =KAFU KA启动系数，一般取KA=1.5FUmax181、=1.523428.3=35142.5N；欧拉系数，取=3.18。F2min35142.5=16120.4N传动滚筒合力Fn=FUmax+2F2min=35142.5+216120.4=51262.9N=51.3kN依据Fn初选传动滚筒直径D=800mm传动滚筒许用扭矩Mmax=14.1kN.m选用直径800mm、许用合力110 kN、许用扭矩20 kN.m，代号为10080.2的传动滚筒。输送机驱动装置确定根据以上计算，矿现有DT-1000/45带式输送机能满足要求。选择驱动装置组合号为464 。其减速器速比40，电动机功率45kW、电动机转速1480r/min，带速1.6m/s。各特性点张182、力根据不打滑，传动滚筒奔离点最小张力F2min=16120.4N，不考虑头部清扫器阻力,F2=F2min=16120.4NF3=F2+ Lg（qRU+qB）qBHg=16120.4+0.032509.8（5.36+20）20250sin59.8 =13713.8N7350NF4=1.03F3=1.0313713.8 =14125.2N11113.2N故满足保证输送带下垂度最小张力要求。 F1=FU+F2=23428.3+16120.4 =39548.7N拉紧力计算 F0=2 F4=214125.2=28250.4N=28.3kN输送带选择计算输送带GX=式中：n输送带静安全系数，取n=9。GX183、=439.4N/mm故选择橡胶面整芯阻燃输送带（PVG800-1000mm4+2）。其纵向拉伸强度800N/mm、上胶4mm、下胶2mm。制动力的计算Fb1.5（Fst +FH）F H= fLgqR0+qRU+(2qB+qG)cos=21782N=0.032509.815.75+5.36+(220+55.6)cos5=8548.2NFb1.5（95028548）=27075N制动力矩MZ = = =271Nm选用制动器YWZ 5-200/30型，额定制动转矩为310Nm。依据所需拉紧力28.3kN，选用电动绞车拉紧装置。最大拉紧力30 kN。选用KYBJ型矿用运输机综合保护装置。二）运输大巷2184、#带式输送机1设计依据带式输送机运量：Q320t/h；巷道坡度（输送机倾角）：3-5；带式输送机铺设长度：L320m；煤的松散容重：950kg/m3；该矿现有DT-1000/75带式输送机，带宽1000mm，带速1.6m/s，配套电动机功率75kW。上托辊间距1200mm，下托辊间距3000mm，托辊槽角30，托辊直径133mm。对其进行计算。2核算小时输送能力 式中：Q输送机小时输送量，t/h；S物料在输送带上最大横截面积，取S=0.1062m2；v输送机带速，m/s；k倾斜输送机面积折减系数，取k=0.98；物料堆积密度，kg/m3。=569.5t/h32Ot/h3按物料块度计算输送机带宽185、B2a+200式中：B输送机带宽，mm；a原煤最大块度，取a =350mm；B2350+200=900mm带式输送机带宽可满足原煤块度要求。4主要基本参数计算传动滚筒圆周驱动力FU=CFH+FS1+FS2+FSt式中：C附加阻力系数，取C=1.38；FH主要阻力，物料、托辊及输送带运行阻力，N；FS1特种阻力，托辊前倾及导料槽阻力，N；FS2附加特种阻力，清扫器、卸料器阻力，N；FSt输送机倾斜阻力，N；FH=LgqRO+qRU+(2qB+qG)cos式中：模拟摩擦系数，取=0.03；L输送机铺设长度，m；g重力加速度，取g=9.8m/s2；qRO上托辊组每米长度转动部分质量，kg/m；qRU186、下托辊组每米长度转动部分质量,kg/m；qB输送带每米长度质量，取qB=20kg/m；qG输送带上每米长度物料质量，kg/m；输送机倾角；FH=0.033209.815.75+5.36+(220+55.6)cos5 =10945.9NFS1=F+FG 式中：F托辊前倾摩擦阻力，F=C0L(qB+qG)gcossinC托辊槽形系数，取C=0.4；0托辊与输送带间摩擦系数，取0=0.3；L装有前倾托辊的输送机长度，m；托辊前倾角度，取=130；FG物料与导料槽摩擦阻力，取FG=300N;F=0.40.3320(20+55.6)9.8cos5sin130=741.9N；FS1=741.9+500 =187、1241.9NFS2=n3Fr+Fa式中：n3清扫器个数，取n3=4；Fr清扫器摩擦阻力，Fr=Ap3A清扫器面积，取A=0.01（机头部），0.015（机尾部），m2；P清扫器对输送带压力，取P=5104N/m2；3清扫器与输送带间摩擦系数，取3=0.5；Fr =2（0.01+0.015）51040.5=1250N；Fa卸料器摩擦阻力，取Fa=0FS2=1250NFSt=qGgH式中：H输送机受料点与卸料点高差，m。FSt=55.69.8320sin5=12162.9NFU=1.3810945.9+1241.9+1250+12162.9 =29760.1N 传动功率计算传动滚筒轴功率PA=4188、7.6kW取传动系统正功率运行时的传动效率=0.9，则 PM=52.9kW输送带前后托辊间下垂度要求承载、回程分支点处允许最小张力 Fmin Fmin式中：o承载分支相邻托辊间距，m；回程分支相邻托辊间距，m；允许输送带最大下垂度，一般取0.01。F1min=11113.2NF1min=7350N输送带不打滑条件输送带在与传动滚筒奔离点处最小张力 F2minFUmax式中：FUmax输送机满载启动或制动时传动滚筒最大圆周力，FUmax =KAFU KA启动系数，一般取KA=1.5FUmax=1.529760.1=44640.2N；欧拉系数，取=3.18。F2min44640.2=20477.1189、N传动滚筒合力 Fn=FUmax+2F2min=44640.2+220477.1 =85594.4N=85.6kN依据Fn初选传动滚筒直径D=800mm传动滚筒许用扭矩 Mmax=17.86kN.m选用直径800mm、许用合力110 kN、许用扭矩20 kN.m，代号为10080.2的传动滚筒。输送机驱动装置确定根据以上计算，矿现有DT-1000/75带式输送机能满足要求。选择驱动装置组合号为465 。其减速器速比40，电动机功率75kW、电动机转速1480r/min，带速1.6m/s。各特性点张力根据不打滑，传动滚筒奔离点最小张力F2min=20477.1N，不考虑头部清扫器阻力,F2=F2190、min=20477.1NF3=F2+ Lg（qRU+qB）qB Hg=20477.1+0.033209.8（5.36+20）20320sin59.8 =17395.6N7350NF4=1.03F3=1.0317395.6 =17917.5N11113.2N故满足保证输送带下垂度最小张力要求。F1=FU+F2=29760.1+20477.1 =50237.2N拉紧力计算 F0=2 F4=217917.5=35835N=35.8kN输送带选择计算输送带 GX=式中：n输送带静安全系数，取n=9。 GX=452.1N/mm故选择橡胶面整芯阻燃输送带（PVG800-1000mm4+2）。其纵向拉伸强度191、800N/mm、上胶4mm、下胶2mm。制动力的计算Fb1.5（Fst +FH）F H= fLgqR0+qRU+(2qB+qG)cos=21782N=0.033209.815.75+5.36+(220+55.6)cos5=10946NFb1.5（1216310946）=34664N制动力矩MZ = = =347Nm选用制动器YWZ 5-300/50型，额定制动转矩为550Nm。依据所需拉紧力35.8kN，选用电动绞车拉紧装置。，最大拉紧力60 kN。选用KYBJ型矿用运输机综合保护装置。三）南北运输大巷1#带式输送机1设计依据带式输送机运量：Q320t/h；巷道坡度（输送机倾角）：3-5；带式192、输送机铺设长度：L400m；煤的松散容重：950kg/m3；该矿现有SSJ-1000/237带式输送机，带宽1000mm，带速1.6m/s，配套电动机功率237kW。上托辊间距1200mm，下托辊间距3000mm，托辊槽角30，托辊直径133mm。对其进行计算。2核算小时输送能力 式中：Q输送机小时输送量，t/h；S物料在输送带上最大横截面积，取S=0.1062m2；v输送机带速，m/s；k倾斜输送机面积折减系数，取k=0.98；物料堆积密度，kg/m3。=569.5t/h320t/h3按物料块度计算输送机带宽B2a+200式中：B输送机带宽，mm；a原煤最大块度，取a =350mm；B235193、0+200=900mm带式输送机带宽可满足原煤块度要求。4主要基本参数计算传动滚筒圆周驱动力FU=CFH+FS1+FS2+FSt式中：C附加阻力系数，取C=1.38；FH主要阻力，物料、托辊及输送带运行阻力，N；FS1特种阻力，托辊前倾及导料槽阻力，N；FS2附加特种阻力，清扫器、卸料器阻力，N；FSt输送机倾斜阻力，N；FH=LgqRO+qRU+(2qB+qG)cos式中：模拟摩擦系数，取=0.03；L输送机铺设长度，m；g重力加速度，取g=9.8m/s2；qRO上托辊组每米长度转动部分质量，kg/m；qRU下托辊组每米长度转动部分质量,kg/m；qB输送带每米长度质量，取qB=20kg/m194、；qG输送带上每米长度物料质量，kg/m；输送机倾角；FH=0.034009.815.75+5.36+(220+55.6)cos5 =13682.3NFS1=F+FG 式中：F托辊前倾摩擦阻力，F=C0L(qB+qG)gcossinC托辊槽形系数，取C=0.4；0托辊与输送带间摩擦系数，取0=0.3；L装有前倾托辊的输送机长度，m；托辊前倾角度，取=130；FG物料与导料槽摩擦阻力，取FG=300N;F=0.40.3400(20+55.6)9.8cos5sin130=927.4N；FS1=927.4+300 =1227.4NFS2=n3Fr+Fa式中：n3清扫器个数，取n3=4；Fr清扫器摩擦195、阻力，Fr=Ap3A清扫器面积，取A=0.01（机头部），0.015（机尾部），m2；P清扫器对输送带压力，取P=5104N/m2；3清扫器与输送带间摩擦系数，取3=0.5；Fr =2（0.01+0.015）51040.5=1250N；Fa卸料器摩擦阻力，取Fa=0； FS2=1250NFSt=qGgH式中：H输送机受料点与卸料点高差，m。FSt=55.69.8400sin5=15203.6NFU=1.3813682.3+1227.4+1250+15203.6 =36562.6N传动功率计算传动滚筒轴功率PA=58.5kW取传动系统正功率运行时的传动效率=0.85，则 PM=68.8kW输送带196、前后托辊间下垂度要求承载、回程分支点处允许最小张力 Fmin Fmin式中：o承载分支相邻托辊间距，m；回程分支相邻托辊间距，m；允许输送带最大下垂度，一般取0.01。F1min=11113.2NF1min=7350N输送带不打滑条件输送带在与传动滚筒奔离点处最小张力 F2minFUmax式中：FUmax输送机满载启动或制动时传动滚筒最大圆周力，FUmax =KAFU KA启动系数，一般取KA=1.5FUmax=1.536562.6=54843.9 N；欧拉系数，取=3.18。F2min54843.9=25157.8N传动滚筒合力 Fn=FUmax+2F2min=54843.9+225157.197、8 =105159.4N=105.9kN依据Fn初选传动滚筒直径D=800mm传动滚筒许用扭矩 Mmax=43.9kN.m选用直径800mm、许用合力190 kN、许用扭矩40 kN.m，代号为10080.4的传动滚筒。输送机驱动装置确定根据以上计算，矿现有SSJ-1000/237带式输送机能满足要求。选择驱动装置组合号为466 。其减速器速比40，电动机功率237kW、电动机转速1480r/min，带速1.6m/s。各特性点张力根据不打滑，传动滚筒奔离点最小张力F2min=25157.8N，不考虑头部清扫器阻力,F2=F2min=25157.8NF3=F2+ Lg（qRU+qB）qBHg =198、25157.8+0.034009.8（5.36+20）20400sin59.8 =21307.1N7350NF4=1.03F3=1.03=21307.1 =21946.3N11113.2N故满足保证输送带下垂度最小张力要求。F1=FU+F2=36562.6+25157.8 =61720.4N拉紧力计算 F0=2 F4=221946.3=43892.6N=43.9kN输送带选择计算输送带 GX=式中：n输送带静安全系数，取n=9。 GX=555.5N/mm故选择橡胶面整芯阻燃输送带（PVG800-1000mm4+2）。其纵向拉伸强度800N/mm、上胶4mm、下胶2mm。制动力的计算Fb1.5（199、Fst +FH）F H= fLgqR0+qRU+(2qB+qG)cos=21782N=0.034009.815.75+5.36+(220+55.6)cos5=13682.3NFb1.5（1520413683）=43331N制动力矩MZ = = =433Nm选用制动器YWZ 5-300/50型，额定制动转矩为550Nm。依据所需拉紧力43.9kN，选用电动绞车拉紧装置。最大拉紧力60 kN。选用KYBJ型矿用运输机综合保护装置。四）南北运输大巷2#带式输送机1设计依据带式输送机运量：Q700t/h；巷道坡度（输送机倾角）：03；带式输送机铺设长度：L680m；煤的松散容重：950kg/m3；该矿200、现有SSJ-1000/280带式输送机，带宽1000mm，带速2m/s，配套电动机功率280kW。上托辊间距1200mm，下托辊间距3000mm，托辊槽角30，托辊直径133mm。对其进行计算。2核算小时输送能力 式中：Q输送机小时输送量，t/h；S物料在输送带上最大横截面积，取S=0.1062m2；v输送机带速，m/s；k倾斜输送机面积折减系数，取k=0.98；物料堆积密度，kg/m3。=711.9t/h700t/h3按物料块度计算输送机带宽B2a+200式中：B输送机带宽，mm；a原煤最大块度，取a =350mm；B2350+200=900mm 带式输送机带宽可满足原煤块度要求。4主要基本201、参数计算传动滚筒圆周驱动力FU=CFH+FS1+FS2+FSt式中：C附加阻力系数，取C=1.15；FH主要阻力，物料、托辊及输送带运行阻力，N；FS1特种阻力，托辊前倾及导料槽阻力，N；FS2附加特种阻力，清扫器、卸料器阻力，N；FSt输送机倾斜阻力，N；FH=LgqRO+qRU+(2qB+qG)cos式中：模拟摩擦系数，取=0.03；L输送机铺设长度，m；g重力加速度，取g=9.8m/s2；qRO上托辊组每米长度转动部分质量，kg/m；qRU下托辊组每米长度转动部分质量,kg/m；qB输送带每米长度质量，取qB=20kg/m；qG输送带上每米长度物料质量，kg/m；输送机倾角；FH=0.0202、36809.815.75+5.36+(220+97.2)cos3 =31612NFS1=F+FG 式中：F托辊前倾摩擦阻力，F=C0L(qB+qG)gcossinC托辊槽形系数，取C=0.4；0托辊与输送带间摩擦系数，取0=0.3；L装有前倾托辊的输送机长度，m；托辊前倾角度，取=130；FG物料与导料槽摩擦阻力，取FG=300N;F=0.40.3680(20+62.5)9.8cos5sin130=1720N；FS1=1720+300 =2020NFS2=n3Fr+Fa式中：n3清扫器个数，取n3=4；Fr清扫器摩擦阻力，Fr=Ap3A清扫器面积，取A=0.01（机头部），0.015（机尾部）203、，m2；P清扫器对输送带压力，取P=5104N/m2；3清扫器与输送带间摩擦系数，取3=0.5；Fr =2（0.01+0.015）51040.5=1250N；Fa卸料器摩擦阻力，取Fa=0 FS2=1250NFSt=qGgH式中：H输送机受料点与卸料点高差，m。FSt=97.29.8680sin3=33900NFU=1.1531612+2020+1250+33900 =72274N 传动功率计算传动滚筒轴功率PA=145kW取传动系统正功率运行时的传动效率=0.92，则 PM=157kW输送带前后托辊间下垂度要求承载、回程分支点处允许最小张力 Fmin Fmin式中：o承载分支相邻托辊间距，m204、；回程分支相邻托辊间距，m；允许输送带最大下垂度，一般取0.01。F1min=17228NF1min=7350N输送带不打滑条件输送带在与传动滚筒奔离点处最小张力 F2minFUmax式中：FUmax输送机满载启动或制动时传动滚筒最大圆周力，FUmax =KAFU KA启动系数，一般取KA=1.3FUmax=1.372274=93956N； 欧拉系数，取=3.18。F2min93956=43099N传动滚筒合力 Fn=FUmax+2F2min=93956+243099 =180154N=180kN依据Fn初选传动滚筒直径D=1000mm传动滚筒许用扭矩 Mmax=47kN.m选用直径1000m205、m、许用合力330 kN、许用扭矩52 kN.m，代号为100100.5的传动滚筒。输送机驱动装置确定根据以上计算，矿现有SSJ-1000/280带式输送机，电动机功率偏小，需更换2台同型号功率为100kW电动机。驱动装置组合号为470 。其减速器速比40，电动机功率2100kW、电动机转速1480r/min，带速2m/s。各特性点张力根据不打滑，传动滚筒奔离点最小张力F2min=43099N，不考虑头部清扫器阻力,F2=F2min=43099NF3=F2+ Lg（qRU+qB）qBHg=43099+0.036809.8(5.36+20)20680sin39.8 =41104N7350NF4=206、1.03F3=1.0341104 =42337N17228N故满足保证输送带下垂度最小张力要求。F1=FU+F2=72274+43099 =115373N拉紧力计算 F0=2 F4=242337=84647N=85kN输送带选择计算所需输送带强度 GX=式中：n输送带静安全系数，取n=9。 GX=1038N/mm故选择橡胶面整芯阻燃输送带（PVG1200-1000mm4+2）。其纵向拉伸强度1200N/mm、上胶4mm、下胶2mm。制动力的计算Fb1.5（Fst +FH）F H= fLgqR0+qRU+(2qB+qG)cos=21782N=0.036809.815.75+5.36+(220+9207、7.2)cos3=31612NFb1.5（3390031612）=65512N制动力矩MZ = = =655Nm选用制动器YWZ 5-300/80型，额定制动转矩为850Nm。依据所需拉紧力85kN，选用电动绞车拉紧装置。最大拉紧力90 kN。选用KYBJ型矿用运输机综合保护装置。五）西运输大巷胶带1、设计依据带式输送机运量：Q700t/h；巷道坡度（输送机倾角）：03；带式输送机铺设长度：L760m；煤的松散容重：950kg/m3；该矿现有皮带机型号SSJ/275带式输送机，带宽1000mm，带速2.0m/s，配套电动机功率275kW。上托辊间距1200mm，下托辊间距3000mm，托辊槽角208、30，托辊直径133mm。对其进行计算。2、核算小时输送能力 式中：Q输送机小时输送量，t/h；S物料在输送带上最大横截面积，取S=0.1062m2；v输送机带速，m/s；k倾斜输送机面积折减系数，取k=0.98；物料堆积密度，kg/m3。=711.9t/h700t/h3、按物料块度计算输送带宽B2a+200式中：B输送机带宽，mm；a原煤最大块度，取a =350mm；B2350+200=900mm带式输送机带宽可满足原煤块度要求。4、主要基本参数计算传动滚筒圆周驱动力FU=CFH+FS1+FS2+FSt式中：C附加阻力系数，取C=1.12；FH主要阻力，物料、托辊及输送带运行阻力，N；FS1209、特种阻力，托辊前倾及导料槽阻力，N；FS2附加特种阻力，清扫器、卸料器阻力，N；FSt输送机倾斜阻力，N；FH=LgqRO+qRU+(2qB+qG)cos式中：模拟摩擦系数，取=0.03；L输送机铺设长度，m；g重力加速度，取g=9.8m/s2；qRO上托辊组每米长度转动部分质量，kg/m；qRU下托辊组每米长度转动部分质量,kg/m；qB输送带每米长度质量，取qB=20kg/m；qG输送带上每米长度物料质量，kg/m；输送机倾角；FH=0.037609.815.75+5.36+(220+97.2)cos3 =35331NFS1=F+FG 式中：F托辊前倾摩擦阻力，F=C0L(qB+qG)gc210、ossinC托辊槽形系数，取C=0.4；0托辊与输送带间摩擦系数，取0=0.3；L装有前倾托辊的输送机长度，m；托辊前倾角度，取=130；FG物料与导料槽摩擦阻力，取FG=300N;F=0.40.3760(20+62.5)9.8cos5sin130=1922.8N；FS1=1922.8+300 =2223NFS2=n3Fr+Fa式中：n3清扫器个数，取n3=4；Fr清扫器摩擦阻力，Fr=Ap3A清扫器面积，取A=0.01（机头部），0.015（机尾部），m2；P清扫器对输送带压力，取P=5104N/m2；3清扫器与输送带间摩擦系数，取3=0.5；Fr =2（0.01+0.015）51040.5211、=1250N；Fa卸料器摩擦阻力，取Fa=0 FS2= Fr =1250NFSt=qGgH式中：H输送机受料点与卸料点高差，m。FSt=97.29.8760sin3=37888NFU=1.1235331+2223+1250+37888 =80932N传动功率计算传动滚筒轴功率PA=162kW取传动系统正功率运行时的传动效率=0.9，则 PM=180kW输送带前后托辊间下垂度要求承载、回程分支点处允许最小张力 Fmin Fmin式中：o承载分支相邻托辊间距，m；回程分支相邻托辊间距，m；允许输送带最大下垂度，一般取0.01。F1min=17228NF1min=7350N输送带不打滑条件输送带在与212、传动滚筒奔离点处最小张力 F2minFUmax式中：FUmax输送机满载启动或制动时传动滚筒最大圆周力，FUmax =KAFU KA启动系数，一般取KA=1.3FUmax=1.380932=105212N；欧拉系数，取=3.18。F2min105212=48262N传动滚筒合力 Fn=FUmax+2F2min=105212+248262 =201736N=202kN依据Fn初选传动滚筒直径D=1000mm传动滚筒许用扭矩 Mmax=52kN.m选用直径1000mm、许用合力330 kN、许用扭矩52kN.m，代号为100100.5的传动滚筒。输送机驱动装置确定根据以上计算，矿现有的SSJ/27213、5带式输送机，电动机不能满足要求，需更换2台同型号功率为110kW电动机。选择驱动装置组合号为471 。其减速器速比40，电动机转速1480r/min，带速2m/s。各特性点张力根据不打滑，传动滚筒奔离点最小张力F2min=48262N，不考虑头部清扫器阻力,F2=F2min=48262NF3=F2+ Lg（qRU+qB）qB Hg=48262+0.037609.8（5.36+20）20760sin39.8 =40446N7350NF4=1.03F3=1.0340446 =41659N17228N故满足保证输送带下垂度最小张力要求。F1=FU+F2=80932+48262 =129194N拉紧214、力计算 F0=2F4=241659=83318N=83kN输送带选择计算所需输送带强度 GX=式中：n输送带静安全系数，取n=9。 GX=1163N/mm故选择橡胶面整芯阻燃输送带（PVG1200-1000mm4+2）。其纵向拉伸强度1200N/mm、上胶4mm、下胶2mm。制动力的计算Fb1.5（Fst +FH）F H= fLgqR0+qRU+(2qB+qG)cos=0.037609.815.75+5.36+(220+97.2)cos3=35331NFb1.5（3788835331）=73219N制动力矩MZ = =732Nm选用制动器YWZ 5-300/80型，额定制动转矩为850Nm。依215、据所需拉紧力83kN，选用电动绞车拉紧装置。最大拉紧力90 kN。选用KYBJ型矿用运输机综合保护装置。井下5部带式输送机全部为利用现有的带式输送机，南北运输大巷2#带式输送机需更换为2100kW电动机，西运输大巷带式输送机需更换为2110kW电动机。二、辅助运输设备选型根据矿井生产现状，矿井轨道大巷采用调度绞车对拉矿车运输，由调度绞车牵引1t系列矿车运输矸石、设备及材料。矿井现有两种调度绞车，型号JD-11.4和JD-25，考虑到矿井已为综合机械化大型矿井，而全矿储量不多，井下轨道大巷总长度约1300m。设计考虑矿井整合后，大巷辅助运输全部使用JD-25型调度绞车，功率为25kW。其中井底车216、场布置1台，轨道大巷布置1台，南北轨道大巷布置3台，共计5台。西轨道大巷长度800m，布置2台JD-25型调度绞车。辅助运输均采用JD-25型调度绞车，矿井井下辅助运输长度约100-800m，每部绞车运输长度均在100-400m之间，运输物料基本相同。下面以最大运输长度400m的绞车进行验算。1、设计依据 巷道水平长L=400m，倾角=3-5； 提升方式：JD-25调度绞车，牵引力18kN、功率25kW、钢丝绳直径15mm、滚筒直径300mm、容绳量400m、绳速1.1m/s； 提升最重件：液压支架不可拆卸最大件重量Q=9.5t； 提升容器：MGC1.1-6型矿车、MPC15-6型平板车，自重217、1030kg，每次1辆。 运输长度：Lh400m； 2、调度绞车钢丝绳选择钢丝绳选用14-619+FC,钢丝绳直径14mm、钢丝绳最小破断拉力Qq=88.4kN、钢丝绳质量6.64N/m。3、调度绞车钢丝绳最大静拉力Fjmax=n（q+qc）（sin+cos）+PL(sin+cos)式中：n矿车数量；q有益载荷，kN；qc容器自重，kN巷道坡度；矿车阻力系数，取=0.01；P钢丝绳每米质量，N；L钢丝绳长度，m；钢丝绳阻力系数，取=0.2Fjmax=1（93.1+10.1）（sin5+0.01cos5）+6.6410-3400(sin5+0.2cos5)=10.78kN18 kN4、钢丝绳安全218、系数 ma=8.2钢丝绳满足要求。5、调度绞车功率计算P=式中：v钢丝绳运行速度，m/s；调度绞车传动效率。P=14kW25kW矿井原有JD-25型调度绞车可满足要求。第五章 采区布置及装备第一节 采煤方法一、采煤方法的选择及其依据1、煤层赋存条件据地质报告及矿井生产资料，矿井可采煤层有8、9、15号煤层，8、9号煤层已经基本采完（剩余部分和煤柱一起回收），本次设计只考虑15号煤层。15 号煤层：（俗称丈八煤，旧编号为T1），位于太原组下部，K2石灰岩之下，上距9煤层74.9081.90m，平均77.24m。煤层厚度6.958.60m，平均7.92m，结构简单，含1层夹矸。井田内第四、第五采区219、内煤层平均厚7.65m。为稳定全区可采煤层，老顶为K2石灰岩，大部分区域有1m左右泥岩直接顶，局部K2石灰岩为直接顶，底板为砂质泥岩。2、采煤方法选择根据煤层赋存情况和山西阳泉盂县跃进煤业有限公司矿井目前开采情况，15号煤层采用综采放顶煤开采。几年的使用证明矿井采用综采工艺方式具有回采率高，安全性好，经济效益好，巷道布置简单，万吨掘进率低，通风系统简单，工人的劳动强度小，产量高等优点。因此，对于本矿的15号煤层开采，使用综采放顶煤开采是有利的。设计确定15号煤层仍然采用综采放顶煤采煤法。3、15号煤层的冒放性进行分析：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。开220、采深度与顶煤冒放性的关系可通过有限元计算的顶煤破坏参数找其规律。当开采深度小于100m时，顶煤冒放性差，当开采深度大于400m时，顶煤易于冒落。本井田15号煤层平均埋深250m左右，大于100m，从开采深度看，顶煤冒放性较为容易。B. 煤层强度国内外大多数放顶煤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。一般煤层硬度f系数小于3、强度小于20MPa时，顶煤冒放性较好。根据地质报告，井田15号煤硬度系数在2左右，其自然状态下抗压强度小于20MPa，按此推论15号煤的冒放性较好。C. 煤层厚度根据国内外放顶煤的实践经验，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221、生超前冒顶，含矸率增大；顶煤厚度过大，破坏不充分，采出率低。试验结果表明，顶煤冒放性随煤层厚度的增大而减弱，理论研究表明放顶煤开采的最大临界厚度为12.213.0m，最小临界厚度为4.55.0m，采放比以1：12.4为宜，最大不超过1：3。本井田五采区15号煤层平均厚7.65m，机采采高2.2m，采放比为1：2.48，满足煤矿安全规程要求。从煤层厚度来看，15号煤较适合放顶煤开采。D. 煤层结构若煤层存在坚硬的夹矸，则会严重影响顶煤的冒放性。一方面夹矸在顶煤中形成“骨架”，使顶煤难以冒落；另一方面，即使顶煤垮落后，夹矸形成大块，影响顶煤的流动性，堵塞放煤口。因此夹矸的存在对放顶煤是一种不利因素222、。本井田15号煤层含夹矸一层，夹矸厚0.200.65m，而且夹矸岩石强度相对较低，和煤层的强度基本相似，故对顶煤的冒放性不会产生较大的影响。E. 顶煤节理裂隙顶煤节理裂隙发育程度直接影响到顶煤的冒放性，节理裂隙发育的煤层，顶煤在支承压力的作用下易于破碎，节理裂隙越发育，顶煤的冒放性就越好，就越易于放出。根据地质报告提供的煤层节理、裂隙发育程度，本井田15号煤层节理、裂隙发育中等，不需要对顶煤采取软化措施，有利于顶煤冒放性。F. 顶板条件影响煤层冒放性的煤层顶板包含直接顶和老顶两部分。直接顶对顶煤的压裂无直接影响，但直接顶能够随采随冒并具有一定厚度是放顶煤开采顶煤破碎冒落后能够顺利放出的基本条件223、，否则不利于顶煤的回收。无论从矿压的角度还是从顶煤的放出率来考虑，都希望直接顶的最小厚度能够达到充满采出煤后的空间。直接顶板为一层厚约4.1012.75m的石灰岩(K2)，平均厚7.80m。该灰岩中夹三层泥岩将其分为四层，故名“四节石石灰岩”，为厚层状致密坚硬之深灰色石灰岩，有时也是15号煤层老顶。该灰岩呈深灰色，质较纯，岩性稳定，含有黄铁矿浸染颗粒及方解石脉，并含有丰富的动植物化石。该层硬度大，整块状结构，整体强度较高，属坚固岩石。但“四节石”中的三层泥岩使得灰岩比较易于垮落。因此，从煤层顶板看，对顶煤的冒放性较好。G放顶煤开采对地面的影响根据第二章第一节中对煤层开采导水裂隙带最大高度的计算224、结果，8号煤层最大导水裂隙带高度49.72m；9号煤层最大导水裂隙带高度84.09m；15号煤层最大导水裂隙带高度97.98m，而15号煤层埋藏深度平均为250m以上。所以，15号煤层放顶煤开采对地面只会产生下沉，不会产生裂隙的影响。因此，根据本区煤层赋存情况及顶底板条件、冒放性分析，结合矿井采用综采放顶煤的经验，设计认为本矿煤层埋藏稳定，煤层冒放性较好，在管理先进的情况下，15号煤层采用综采放顶煤开采，在技术上合理，能够取得巨大的经济效益，有利于实现高产高效及安全生产。目前，矿井15号煤层采用综放工艺方式，15号煤层布置有一个综采放顶煤工作面，矿井产量0.6Mt/a。根据资源重组整合要求，设225、计考虑15号煤层保证矿井1.2Mt/a产量。为此，对工作面原有设备进行验算，不符合要求的重新设计选型。二、工作面采煤工艺和主要采煤设备的选择1、采煤工艺目前，15号煤层采用综采放顶煤回采工艺。采煤机采用端头斜切进刀方式，双向割煤。液压支架支护方式为及时支护。其工艺流程为：采煤机割煤、装煤、移架、推前刮板、放煤、拉后刮板，采空区顶板自行垮落。采煤机采用两端头斜切进刀，进刀距离约30m。采放比为1：2.48，满足规程的要求。机采工作面采高2.2m，一次截深为0.6m，采放关系为三采一准，循环进度为0.6m，日循环6个，生产班每班2个循环，设检修班，日推进度为0.663.6m。初次放煤距离为3.6m226、，即为采6刀后开始工作面全长第一次放煤。放煤方式采用采放平行作业，双人单轮、间隔、多口放煤。端头支护采用过渡支架，端头不放煤。工作面邻近停采线停止放煤的距离为8-10m，在生产中可根据采煤工作面的具体条件，在顶板条件允许的前提下，尽量缩短末采停止放煤的距离。工作面超前支护采用单体液压支柱加梁的支护方式。端头采用端头支架支护，端头支架选择中间支架顶梁加长。2、采煤工作面的主要设备的选择目前，矿井15号煤层放顶煤综采工作面配备的设备如表5-1-1所示。表5-1-1 15号煤层综放工作面机械设备配备表 序号设备名称设备型号容量（kW）单位数 量使用备用合计1双滚筒采煤机6MG200-W200台101227、2前刮板输送机SGB-630/2202110台1013后刮板输送机SGB-630/2202110台1014桥式转载机SZB-764/132132台1015可伸缩胶带输送机SSJ1000/125125台2026放顶煤液压支架ZF3200-16/24B架100201207单体液压支柱DZ22-30/100根160402008型钢梁根248329调度绞车JD-2525台31410回柱绞车JH-1418.5台21311小水泵KWQB20-75/55.5台21312乳化液泵MRB125/31.575台11213乳化液箱X10BXGA台11214注水泵7BZ-4.5/16030台1115注水钻MYZ-20228、022台1116喷雾泵XPB250/5.555台1117照明综合装置BZX-4台113、工作面主要设备能力验算如下：1）采煤机A采煤机平均割煤速度采煤机的选择应与工作面生产能力相适应，可用采煤机的平均割煤速度作为基本参数计算。15号煤层以一个综放工作面保证年产1.2Mt/a的生产能力，年工作日330d，长壁综放工作面日产量3637t左右。设计首采区为矿井五采区15502工作面，采高2.2m，放顶煤高度5.45m左右。工作面设计日循环数为6，四班作业，三班出煤，一班准备，每班2个循环，每个循环割煤一刀放顶煤一次。采煤机每割一刀煤的平均时间按下式计算：t3（Tt0）60/n=3（60.5）60/6229、=165 min式中：t采煤机每割一刀煤的作业时间，min； T每班工作时间，6h； t0交接班时间，0.5h； n日割煤刀数，6；采煤机平均割煤速度按下式计算：V=（L+2L1）/(tt2)=(150+230)/(16515)1.4 m/min式中：V采煤机割煤速度，m/min；L工作面长度，150m；L1采煤机斜切进刀长度，30m；t采煤机每割一刀煤作业时间，165min；t2每个循环辅助时间，15min。B. 采煤机最大割煤速度VmaxK Vc式中：Vmax采煤机最大割煤速度，m/ min；K采煤机割煤不均均衡系数，取1.3；Vc采煤机计算平均割煤速度，1.4m/ min。经计算：Vma230、x1.31.4=1.82m/ minC采煤机最大生产能力按照煤层条件计算采煤机割煤最大生产能力。15号煤采煤机最大生产能力计算如下：Qmax=60HBVmaxC602.20.61.821.400.95=191.7 t/h式中：Qmax采煤机最大生产能力，t/h；H回采工作面平均采高，2.2m；B采煤机滚筒截深，取0.6m；Vmax采煤机最大割煤速度，1.82m/min；15号煤层容重，取1.40t/m3；C工作面回采率，取95。D采煤机功率采煤机总装机功率比能法计算，公式如下：N=QmaxHW=191.70.8=153.37 kW式中：N采煤机总功率，kW；Q采煤机最大生产能力，191.7 t231、/h；HW采煤机吨煤耗煤系数，取0.8。根据以上计算，并考虑煤层的硬度及夹矸情况，目前矿井15号煤层使用6MG200-W型双滚筒采煤机，滚筒直径1.4m，大于工作面最大采高的0.5倍，采煤机截深为0.6m，该采煤机是可以满足要求的。6MG200-W采煤机主要技术参数见表5-1-2。表5-1-2 采煤机技术特征表设备性能数据设备性能参数采高范围1.42.5m牵引速度06.5m/min截割深度0.6m主机尺寸5600mm820mm1150mm最大生产能力机重21t电机功率200kW灭尘方式内外喷雾滚筒直径1400mm电压1140（660）V最大牵引力350kN最大不可拆件重4.5t装机功率kW20232、0最大不可拆件尺寸2600mm820mm700mm煤层倾角35牵引方式液压牵引2）工作面刮板输送机工作面可弯曲刮板输送机的选型应满足三个方面的要求：一是工作面刮板输送机能力要保证将采煤机采落的煤全部运出，并留有一定的富裕，刮板输送机能力应不低于采煤机最大割煤能力。式中：Qc刮板输送机能力，t/h；K1采煤机与刮板输送机同向运输时修正系数，1.1；K2刮板输送机装载不均匀系数，1.5；K3煤层倾角与输送方向的关系系数，本矿井开采区域0时，C=1.0；Qm采煤机最大割煤能力，191.7 t/h。Qc= KcQm =1.11.51.0191.7= 316.31 t/h二是刮板输送机的外型尺寸和牵引方233、式与采煤机相匹配。三是刮板输送机长度与工作面长度相一致，回采工作面的设计长度为150m。根据计算并考虑煤层夹矸因素，矿井现有前部可弯曲输送机SGB-630/220型可以满足要求，其主要技术特征见表5-1-3。表5-1-3 刮板输送机技术特征表型号设计长度（m）输送能力（t/h）刮板链速（m/s） 中部槽（mm）（长宽高）电机功率（kW）电压等级（V）备注SGB-630/2201804501.0115006302222110660/11403）工作面后刮板输送机工作面后刮板输送机的能力应与设计工作面放煤生产能力相适应，刮板输送机的运输能力为：QGHQfKf=5.451.400.61500.801234、.57/(165/60)= 313.64 t/h式中：QGH后刮板输送机运输能力，t/h；Qf工作面放煤生产能力，199.8 t/h； Kf工作面放煤流量不均匀系数，取Kf =1.57。矿井现有SGB-630/220型后部可弯曲输送机能力可以满足要求，其主要技术特征见表4-1-9。4）转载机顺槽转载机的转载能力要与工作面的生产能力相适应，并要求与工作面刮板输送机和顺槽可伸缩胶带输送机相配套，根据公式计算：式中：Qz转载机输送能力，t/h；Kz转载机富裕系数，1.1；Qc刮板输送机能力，应为采煤和放煤同时的最大能力为准，为：316.31+313.64 =629.95t/h。Qz= KzQc =1235、.1629.95=692.94 t/h矿井现有SZB-764/132型刮板转载机可以满足要求。其主要技术参数见表5-1-4。表5-1-4 转载机技术特征表型号设计长度（m）输送能力（t/h）刮板链速（m/s） 中部槽（mm）（长宽高）电机功率（kW）电压等级（V）备注SZB-764/132509001.341500764222132660/11404）胶带输送机顺槽带式输送机长度要与工作面推进长度相适应，小时运量应与工作面生产能力相匹配。工作面运输能力为Q=629.95 t/h，取输送机带速为2.0m/s，则 m式中：B带式输送机宽度，m；Q带式输送机的运输能力，692.94t/h；K货载截面236、系数，取400；V带式输送机的运输速度，2.0m/min；货载散集容重，取1.0t/m3；C输送机倾角系数，010时，C=1；速度系数，V1.6时，=1；V2.5时，=0.980.95。根据计算矿井现用SSJ1000/125型带式输送机可以满足要求。其技术特征见表5-1-5。表5-1-5 可伸缩带式输送机技术特征表型号输送能力（t/h）输送长度（m）带速（m/s）带宽（mm）机电功率（kW）电压等级（V）备注SSJ1000/125630600-10002.01000125660/11405）工作面支护设备验算A、工作面顶板管理方式设计15号煤层采用综采放顶煤采煤方法，顶板管理采用全部垮落法。据237、地质报告，15号煤层直接顶板为一层厚约4.1012.75m的石灰岩(K2)，平均厚9.20m，由于灰岩中常夹有三层泥岩，而将灰岩四分，故俗称“四节石”。该灰岩呈深灰色，质较纯，岩性稳定，含有黄铁矿浸染颗粒及方解石脉，并含有丰富的动植物化石。该层硬度大，整块状结构，整体强度较高，属坚固岩石。但“四节石”中的三层泥岩使得灰岩比较易于垮落。另外，该煤层常有泥岩伪顶。煤层底板为砂质泥岩。煤层顶底板均较易管理。顶底板岩石物理力学参数见表5-1-6。表5-1-6 顶底板岩石物理力学参数 岩石名称单向抗压强度（MPa）单向抗拉强度（MPa）单向抗剪（MPa）15号煤层老顶K2石灰岩60.0-64.062.4238、2.8-3.13.07.815号煤层底板泥岩或粉砂岩25.6-28.026.91.2-1.51.44.5B、工作面支护设备选型支架支护强度计算：a. 根据回归经验计算支护强度：qn9.768KM0.21210-3式中：qn支护强度，Mpa；K备用系数，1.3；M煤层最大高度，取8.61m；2顶板岩石容重，取26kN/m3。qn9.7681.38.610.212610-30.52 Mpa根据实测数据回归计算放顶煤支架的支护强度为0.52 Mpa。b. 按估算法确定支架支护强度gKd（g冒g顶）式中：g支架支护强度，kN/m2；Kd动载系数，取1.5；g冒冒落带自重应力，g冒1h，h=1/(1)；239、g冒M1/(1) 2.226/(1.251) 228.8kN/m21上覆岩层容重，26kN/m3；M工作面采高，2.2m；岩石初期碎胀系数，1.25；g顶顶煤自重应力，g顶Md2；g顶5.671.409.877.8kN/m2Md放顶煤厚度，5.67m。g1.5（228.877.8）459.9kN/m20.46Mpa根据估算法计算支架支护强度为0.46MPa。通过上述两种方法计算，取其最大者为0.52MPa，即要求所使用液压支架支护强度应不低于0.52MPa的顶板荷载。根据计算矿井现用ZF3200/16/24B轻型放顶煤液压支架管理顶板，可以满足要求。其主要技术参数见表5-1-7。表5-1-7 240、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)支架中心距(mm)支护强度(MPa)泵站压力(MPa)重量(t)ZF3200/16/24B320025241600240015000.710.7631.58.92通过验算得出，矿井15号煤层综放面现有设备完全可以满足整合后矿井生产的要求。端头支护指工作面机头、机尾(即上、下出口)各3m范围内的支护，采用抬棚支护(四对八梁)，即在机头机尾处各支两对抬棚，用2.7m长型钢梁和DZ22-30/100单体柱架设，托住顺槽型钢梁的梁头，在靠采空区一侧的一排支柱中加打点柱，以确保上、下出口的安全。三、回采工作面回采方向根据巷道布置形式及241、开采方法，工作面采用条带式布置，回采工作面后退式开采。四、采煤工作面循环数、月进度和年进度及工作面长度根据井田内煤层赋存情况、开采技术条件及选定的采煤设备性能，结合本地区地方煤矿技术管理和矿井设计生产能力等因素，确定15号煤层首采综放工作面长度为150m，可采长度400-1500m，采高2.2m，开采底分层，放出顶煤，顶煤厚度5.45m。15号煤层工作面回采率取95%，放煤回收率80%，采放平均回收率88%。设计确定回采工作面工作制度为四、六制。为了保证15号煤层集中高效生产，设计15号煤层综放工作面作业形式为三采一准，回采工作面采煤班每班割两刀煤，完成两个循环，循环进度0.6m。采用采放平行242、作业，双人单轮、间隔、多口放煤方式，日循环次数为6次。回采工作面年推进度计算：年推进度=循环进度日循环次数设计年工作日循环系数；式中：设计年工作日为330d，循环系数取0.70，则：15号煤层综放工作面年推进度0.663300.70831(m)15号煤层综放工作面月推进度831/1269.3(m)第二节 采区布置一、移交生产和达到设计生产能力时采区数目、位置和回采工作面生产能力山西省国土资源厅批准矿井开采8、9和15号三层煤。目前，8、9号煤层已经基本采完（剩余部分和煤柱一起回收），本次设计只考虑15号煤层。根据的井田开拓方案，结合矿井的井型和工作面装备水平，首采采区定在15号煤层五采区，采区243、内布置一个综放工作面。矿井移交生产和达产时，在15号煤层五采区内布置一个综采放顶煤工作面15502，布置一综一炮两个掘进工作面。正常生产期间，矿井由一个综放工作面保证产量，生产能力达到1.2Mkt/a。1、15号煤层综放工作面生产能力15号煤层综放工作面生产能力按下式计算：A采= Lb（h1C1+h2C2）nN式中 A采工作面年产量，kt/a；L工作面长度，设计为150m；h煤层厚度，7.65m（工作面采高h1=2.2m，放煤高度h2=5.45m）；原煤容重，1.40t/；b日推进度，3.6 m/d；n年工作天数，330d；N正规循环系数，取0.70；C1工作面割煤回采率，95%。C2工作面放244、煤回采率，80%。A采=1503.6（2.20.95+5.450.80）1.403300.70=1126.4（kt/a）2、矿井掘进工作面出煤量掘进煤量A掘按回采煤量的10%计算为：A掘= A采6.6% =74.3 kt/a3、矿井总产量A= A采+A掘=1126.4+74.3=1200.7 kt/a =1.20 Mt/a满足矿井设计生产能力1.2Mt/a的要求。矿井达到设计生产能力时采区回采工作面特征见表5-2-1。表5-2-1 达到设计能力时采区工作面特征表采区名称采煤工作面个数装备煤层平均厚度（m）采高（m）长度（m）年推进度（m）年生产能力（kt）15号煤五采区1采煤机7.652.41245、508311126.4二、煤层分组、分层关系和开采顺序8、9号煤层已经采完，本设计只考虑15号煤层开采。15号煤层采区的开采顺序是先采第五采区，再采剩余的第四采区部分边角区域。回采工作面回采方向采用后退式。15号煤层第五采区内工作面条带的开采顺序为：先采靠近东部采空区的15502工作面（15501工作面已经于2010年采完，15502工作面巷道系统已经掘出部分），然后顺序开采15503、15504、15505和15506工作面。三、采区尺寸及巷道布置1、采区尺寸和服务年限15号煤层五采区位于井田西南部，运输大巷西南侧，东西宽500700m，南北长5001500m，采区面积为905913，保有工246、业储量9.350Mt，可采储量为7.01Mt，采区服务年限约为4.17a。2、巷道布置15号煤层五采区巷道布置采用大巷条带式布置，沿西运输大巷、西轨道大巷和西回风大巷方向将五采区划分为6个条带，条带之间留设宽度为20m的煤柱。回采工作面长度为100150m，推进长度为5001500m左右。工作面一进两回，运输顺槽和回风顺槽采用双巷掘进。工作面运输顺槽与西运输大巷连接，工作面回风顺槽与西轨道大巷和西回风大巷直接相连接。形成采区运输、通风、排水等系统。15号煤层五采区巷道布置平面图见图5-2-1，采区巷道布置剖面图见图5-2-2。首采工作面为15号煤层五采区内15502工作面，面长为150m，（利247、用已经掘出巷道），15502工作面推进长度为500m左右。回采工作面运输顺槽采用胶带输送机运输，回风顺槽采用调度绞车运料。3、采区接替投产初期时，矿井投产采区为15号煤第五采区。第五采区采完后，井田内剩余的煤炭不多，开始回收15号煤第四采区的煤炭。最后，对矿井井田范围内的高压线塔压煤进行开采回收。4、工作面接替15号煤层第五采区为首采采区，工作面采用由右向左顺序接替。15号煤层第五采区工作面接替顺序见表5-2-3。表5-2-3 工作面接替表生产时工作面的接替将受到多种因素的影响，届时矿井可根据实际生产情况及时调整工作面的生产接替。四、采区煤、矸运输和辅助运输方式及设备选型，采区通风和排水1、采248、区运输采区运输方式：工作面回风顺槽采用调度绞车辅助运输，工作面运输顺槽采用SSJ-1000/125型胶带输送机运煤，回采工作面采用SGB630/220型可弯曲刮板输送机。采区运输系统如下：1）运煤系统：15号煤层综放工作面（可弯曲刮板输送机）工作面运输顺槽（可伸缩胶带输送机）西运输大巷（固定胶带输送机）南北运输大巷（固定胶带输送机）集中煤仓南北运输大巷（固定胶带输送机）运输大巷（固定胶带输送机）主斜井胶带输送机地面。2）运料系统：地面副斜井（串车）井底车场轨道大巷（绞车）南北轨道大巷（绞车）西轨道大巷（绞车）工作面回风顺槽（绞车）回采工作面。3）矸石运输：矸石的运输与煤的运输反向。即掘进工作面249、工作面顺槽（绞车）西轨道大巷（绞车）南北轨道大巷（绞车）轨道大巷（绞车）井底车场副斜井（串车）地面。2、采区通风通风系统：主斜井（副斜井）运输、轨道大巷南北运输、轨道大巷西运输、轨道大巷工作面运输顺槽回采工作面工作面回风顺槽西回风大巷南北回风大巷回风大巷回风斜井地面。3、采区排水五采区煤层赋存北高南低，为单斜构造，工作面的水由小水泵通过管路排至西轨道大巷，西轨道大巷的水通过管路直接流往南北轨道大巷，大巷水自流至井底水仓。中央水泵房水泵经主斜井管道排往地面。3、排水线路回采工作面顺槽西轨道大巷南北轨道大巷轨道大巷井底水仓主斜井排水管路地面井下水处理站。五、开采参数分析15号煤层综放开采采放比计算250、：采放比：(7.65-2.2)/2.2=2.48所以，15号煤层采放比为1：2.48，满足放顶煤采放比要求。采区回采率计算： 采区回采率=（采区工业储量-采区永久煤柱及损失）/采区工业储量采区工业储量包括采区范围内的资源储量，采区永久煤柱包括顺槽煤柱和采区边界煤柱，损失包括放顶煤初采和末采不能放下的顶煤以及开采过程中留在采空区的浮煤。经计算15号煤层采区回采率为77.8%，大于75%，满足放顶煤回采率的要求。第三节 巷道掘进一、巷道断面和支护形式巷道断面尺寸根据运输、通风、行人、管线敷设等要求而定，各类巷道视围岩条件、服务年限、用途等不同，采用不同的断面形状及支护形式。各主要井筒和大巷（除回风251、大巷和回风斜井需要进行刷扩改造外）基本上采用原有的断面形状和支护方式。主斜井、副斜井井筒均采用拱形断面，料石砌碹支护；回风斜井井筒采用拱形断面，锚喷支护；运输大巷、南北运输大巷、轨道大巷和南北轨道大巷采用三心拱断面，料石砌碹支护；回风大巷、新开南北回风大巷和新开南北轨道大巷均采用矩形断面，锚-网-索-喷浆联合支护；原有南北运输大巷、南北轨道大巷和南北回风大巷采用拱形断面，料石砌碹支护；西运输、轨道和回风大巷采用矩形断面，锚+网+索-喷浆联合支护；井底车场和硐室也采用拱形断面，料石砌碹支护；工作面运输、回风顺槽采用矩形断面，锚+网+索联合支护。具体尺寸和支护形式见巷道断面图。二、巷道掘进进度指标252、根据煤炭工业设计规范规定，并参考相邻生产矿井巷道掘进的平均先进指标，确定巷道掘进进度采用如下指标数值：斜井：90m/月；立井：70m/月；顺槽：500m/月；大巷：300m/月；硐室：400m3/月。三、掘进工作面个数及掘进面的机械装备根据回采工作面和掘进工作面的推进速度，经计算后，确定矿井投产时15号煤层配备一个综放工作面和一综一炮两个掘进工作面。其中： 综掘工作面用于顺槽掘进，炮掘工作面用于顺槽巷道开口掘进。矿井采掘比为1：2。经选型计算，炮掘工作面机械设备配备见表5-3-1。综掘工作面机械设备配备见表5-3-2。表5-3-1 炮 掘 工 作 面 机 械 设 备 配 备 表序号设备名称型号253、容量（KW）单位使用备用总数1煤电钻ZMS-121.2台1122小水泵KWQB20-75/55.5台223局扇FBD No5.6/211211台2244探水钻HQ-150A7.5台1125发爆器MFB-50个1126调度绞车JD-2525部2137激光定向仪JK-3台118锚杆机MQT-120/2.7台1129刮板输送机SGB-420/40TX40部2210胶带输送机SSJ800/237237部3311柔性风筒500m500500表5-3-2 综 掘 工 作 面 机 械 设 备 配 备 表序号设备名称型号容量（KW）单位使用备用总数1掘进机EBZ-132217台112带式转载机SZQ650/7254、.5GA7.5部113刮板输送机SGB-420/40TX40部227胶带输送机SSJ800/237237部335小水泵KWQB20-75/55.5台226局扇FBD No5.6/211211台2247探水钻HQ-150A7.5台1128调度绞车JD-2525部3149锚杆机MQT-120/2.7台11210激光定向仪JK-3台1111柔性风筒500m10001000四、井巷工程量1、矿井采掘比例关系和掘进矸石率由于15号煤层为厚煤层，矿井正常生产期间，井下巷道全部为煤巷。所以，正常生产期间没有矸石量。在特殊地质段和构造带掘进会有部分矸石，但数量很少，采用就近填充废弃巷道的方式处理。因此，设计不255、对矸石作更多的考虑。2、矿井移交生产及达产时的井巷工程量矿井移交生产及达产时的新增井巷总工程量为6777m，其中：煤巷6402m，岩巷375m，硐室2551m3。万吨掘进率为56.5m/万t。矿井移交生产及达产时的井巷工程量汇总见表5-3-3。表5-3-3 矿井移交生产时井巷工程量汇总表序号巷道名称煤岩类别 支护形式巷道长度（m）断面积(m3)硐室体积(m3)铺轨（m）（30kg/m）备注净掘进1回风斜井刷扩岩锚喷35112.2813.712回风大巷刷扩煤锚+网+索+喷29315.0016.643南北回风大巷副巷煤锚+网+索+喷68611.2012.64南北轨道大巷煤锚+网+索+喷15411.256、2012.601545西运输大巷煤锚+网+索+喷45811.2012.606西回风大巷煤锚+网+索+喷45815.0016.647西轨道大巷煤锚+网+索+喷45811.2012.60458815502开切眼煤锚+网+索15014.8814.88915503轨道顺槽煤锚+网+索13408.889.7513401015503排瓦斯巷煤锚+网13407.508.061115503运输顺槽煤锚+网+索78010.0811.001215503开切眼煤锚+网+索15014.8814.8813永久避难硐室煤料石砌碹3512.0015.1853114井底车场巷道刷扩煤料石砌碹10013.7318.441844257、20015管子道岩料石砌碹245.177.3317624合 计煤巷：6402m，岩巷：375m，总计：6777m25512176m第六章 通风与安全第一节 概况一、概况1、瓦斯山西阳泉盂县跃进煤业有限公司由原盂县跃进煤矿、原山西盂县顺安煤矿和新增区整合而成，兼并重组整合主体企业为山西阳泉盂县跃进煤业有限公司。整合前，原盂县跃进煤矿批准开采15号煤层，生产规模60万t/a；原山西盂县顺安煤矿批准开采8、9号煤层，生产规模为30万t/a。根据历年矿井瓦斯等级鉴定，两矿均为高瓦斯矿井。各矿的瓦斯涌出情况见表2-1-6。根据“山西省煤炭工业局综合测试中心”编写的山西阳泉盂县跃进煤业有限公司矿井15号煤258、层瓦斯涌出量预测报告的结果，跃进煤业有限公司15号煤层以1.2Mt/a产量生产时，15号煤层回采工作面的绝对瓦斯涌出量为16.12m3/min，回采工作面相对瓦斯涌出量为6.72m3/t；掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为1.97m3/min；矿井最大相对瓦斯涌出量为12.40m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为31.31m3/min。按照煤矿安全规程第133条的规定，跃进煤业有限公司在开采15号煤层时，属高瓦斯矿井。见表2-1-7和表2-1-8所示。由于本矿及周边矿井均属高瓦斯矿井，在生产过程中，要加强瓦斯监测、监控工作，加强通风管理，严格执行 “先抽后采、监测监控、以风定产”的生产原则。对采空区、废弃259、的巷道实施严格密闭，杜绝瓦斯爆炸事故发生。2、煤尘及煤的自燃根据山西煤矿设备安全技术检测中心2008年12月提交的盂县跃进煤矿15号煤层煤样检测报告，15号煤层加岩粉量0，火焰长度0mm，无爆炸危险；吸氧量为0.86cm3/g，自燃等级为级，属不易自燃煤层。3、地温和地压据生产矿井调查，该矿区地温无异常现象。由此推知本井田应属地温正常区。二、通风系统现状原跃进煤矿开拓方式为斜井开拓，采取并列式通风方式，配备FBCDZ20/2220型扇风机两台，一台工作，一台备用；原顺安煤矿开拓方式为斜井开拓，采取并列式通风方式，配备FBCDZ（BDK54）-6-18型扇风机两台，一台工作，一台备用。第二节 矿260、井通风一、通风方式和通风系统的选择1、通风方式：本矿井属于高瓦斯矿井，没有地温热害显现，根据矿井开拓布置，设计确定兼并重组后，矿井采用并列式通风系统。即矿井工业场地内的副斜井主要进风，主斜井辅助进风，回风斜井回风。通风方法为机械抽出式。2、通风系统：地面新鲜风流副斜井（主斜井）井底车场轨道大巷（运输大巷）南北轨道大巷（南北运输大巷）五采区轨道平巷（五采区运输平巷）工作面进风巷（工作面运输巷）15号煤层回采工作面工作面回风顺槽（工作面排瓦斯巷）五采区回风平巷南北回风大巷回风大巷回风斜井地面。见通风系统示意图6-2-1和图6-2-2。二、风井数目、位置、服务范围及服务年限根据井田开拓部署，位于井田261、东北部的主斜井、副斜井为矿井进风井筒，回风斜井回风，服务于矿井15号煤层各采区，服务年限按6.4a考虑。三、掘进通风及硐室通风根据矿井开拓部署和采区巷道布置，该矿开采15号煤层达产时，配备一个综放工作面和一综一炮两个掘进工作面。掘进工作面面采用独立通风。各掘进工作面均采用FBD No5.6/211型局部扇风机通风，电机功率211kW。井下硐室除爆破材料发放硐室和采区变电所采用独立通风外，其余均采用新风串联或扩散通风。四、矿井风量计算根据“煤炭科学研究总院沈阳研究院”编写的山西阳泉盂县跃进煤业有限公司矿井15号煤层瓦斯抽放初步设计的结果，跃进煤业有限公司矿井开采15号煤层时，矿井开采必须进行瓦斯262、抽放，矿井达产时期全矿井、工作面的瓦斯抽放量及瓦斯抽放率，如表6-2-1和表6-2-2所示。表6-2-1 矿井达产时期抽放量预计结果汇总表抽采源回采面预抽边采边抽上邻近层半封闭采空区全封闭采空区抽采类型未泄压泄压抽采量（m3/min）2.560.855.301.811.57分类合计（m3/min）3.418.68总 量（m3/min）12.09表6-2-2 矿井瓦斯抽放率一览表 瓦斯涌出源矿井工作面绝对涌出量(m3/min)31.3116.12平均抽采量(m3/min)12.0910.52平均风排量(m3/min)19.225.60抽采率（%）38.61 65.26 本矿15号煤层掘进工作面瓦263、斯涌出量为1.97 m3/min，不需要对掘进头进行抽放。由表6-2-2可以看出：开采15号煤层时，矿井瓦斯总的绝对瓦斯涌出量为31.31m3/min时，矿井瓦斯抽采量为12.09 m3/min左右，抽采率约为38.61左右，风排量为19.22 m3/min左右，满足煤矿瓦斯抽采基本指标中矿井绝对瓦斯涌出量Q （m3/min）在20Q40条件下矿井抽采率35%的要求；开采15号煤层时，回采工作面绝对瓦斯涌出量为16.12m3/min时，回采工作面瓦斯抽采量为10.52 m3/min左右，抽采率约为65.26左右，风排量为5.6 m3/min左右，满足煤矿瓦斯抽采基本指标中回采工作面瓦斯涌出量Q264、 （m3/min）在20Q40条件下矿井抽采率40%的要求。可见，本矿瓦斯抽放后矿井通风系统能解决剩余瓦斯。（一）矿井风量计算根据煤矿安全规程，矿井需要的风量按下列要求分别计算，并选取其中的最大值：1、按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供风量不得少于4m3。矿井的总风量为：Q矿总4NK式中：Q矿总矿井总风量，m3/min；N井下同时工作最多人数，180人（考虑交接班）；K矿井通风系数，取1.25。Q矿总41801.25885.6 m3/min14.76 m3/s2、按采煤工作面、掘进工作面、硐室及其它地点实际需要风量的总和进行计算：Q矿总(Q采十Q备十Q掘十Q硐十Q其它)K矿通式中：Q矿265、总矿井总风量，m3/min； Q采采煤工作面实际需要的风量总和，m3/min； Q备备用工作面需要的风量总和，为采煤工作面风量的一半，m3/min； Q掘掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min； Q硐硐室实际需要风量的总和，m3/min； Q其它其它用风地点所需风量的总和，m3/min； K矿通矿井通风系数，取1.25。（1）采煤工作面实际需要风量的计算： 按绝对瓦斯涌出量计算：矿井达产时，15号煤层生产能力为1.2Mt/a，15号煤层布置一个综放工作面，一个综掘工作面和一个炮掘工作面。综放工作面需风量按下式计算：Q采=100q采K采通=1005.61.6=896 m3/min=14.93266、 m3/s。式中：Q采采煤工作面所需风量，m3/s；q采工作面绝对瓦斯涌出量，为5.26m3/min；K采通采煤工作面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取K采通1.6。 按回采工作面温度计算：Q采=60VCSCKi式中：VC回采工作面适宜风速，取0.8m/s；SC回采工作面平均有效断面，为12.03m2；Ki工作面长度系数，取1.1。Q采=600.812.031.1635.18m3/min10.59m3/s 按人数计算Q采=4nc式中：nc 采煤工作面内同时工作的最多人数，为70人（考虑交接班）；Q采=470=280 m3/min4.67m3/s 按风速验算采用最低风速验算：Q采15S采=180.267、45m3/min采用最高风速验算：Q采240S采=2887.2m3/min符合煤矿安全规程中关于综采工作面最大风速的规定。根据矿井实际配风情况，15号煤层综放工作面配风量为1058 m3/min。所以，设计15号煤层综放工作面配风量取上述计算的最大值，即Q采=1058m3/min=17.63 m3/s。回采工作面总风量为：Q采Q15采=1058 m3/min=17.63 m3/s。（2）备用工作面需要风量的计算：备用工作面需要风量按照正常生产工作面需风量的一半考虑，计入矿井其它风量。Q采Q采采/2= 1058/2 m3/min=529 m3/min=8.82 m3/s。（3）掘进工作面实际需要268、风量的计算： 按绝对瓦斯涌出量计算：根据矿井实际生产中瓦斯测试分析，15号煤层掘进工作面绝对瓦斯涌出量1.97 m3/min（掘进速度按照400m/mon，考虑到安全，综掘和炮掘均取该指标）。掘进工作面需风量按下式计算：Q掘100q综掘Kd式中：Q掘15号煤层综掘工作面需风量；q掘15号煤层综掘工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；Kd综掘工作面瓦斯涌出不均匀的风量备用系数，取Kd1.8。Q掘1001.971.8354.6m3/min=5.91 m3/s 按局扇的实际吸入风量计算掘进工作面配备FBD-5.6/211型局部扇风机通风，局部通风机吸风量210-350m3/min，设计考虑最大吸风量，269、即取350m3/min。为保证局部扇风机吸入口至掘进工作面回风道口之间的最低风速大于0.25m/s，最小的掘进工作面配风量按下式计算： Q掘Q局I+600.25S掘式中：Q局局部通风机吸风量，m3/min； I 局部通风机的台数，I1； S掘掘进工作面巷道过风断面，平均S掘11.25m2。 Q掘=350+0.256011.25=518.75m3/min=8.65m3/s经计算， 按局扇的实际吸风量计算的风量最大，故掘进工作面风量取最大值：Q掘=8.65m3/s。 按炸药量计算（炮掘）Q掘=25A式中：25每kg炸药爆破后，需要供给的风量，m3/min；A炮掘工作面一次爆破的最大炸药用量，5kg270、；Q掘=255=125 m3/min=2.08m3/s 按人数计算Q掘=4nj式中：nj 炮掘工作面内同时工作的最多人数，20人（考虑交接班）；Q掘=420=80 m3/min=1.33m3/s根据矿井实际配风情况，15号煤层掘进面配风量为210 m3/min。可见，按局扇的实际吸风量计算的风量最大（原有局扇小，需风量小，兼并重组后改为较大一级的局扇）。所以，设计掘进面配风量取上述计算最大值，即：Q掘=518.75m3/min=8.65m3/s。为了确保掘进工作停产不停风，掘进工作面通风根据掘进面设计数量再备用两个掘进面的接替面，因此，矿井掘进工作面需要风量总和为：Q掘48.6525.95 m271、3/s。（3）硐室实际需要风量井下爆破材料发放硐室需风量按2.0m3/s考虑，采区变电所需风量按2.0m3/s考虑，则Q硐=2.0+2.0=4.0m3/s。（4）其它用风地点风量其它用风地点主要包括大巷和硐室之间的联络巷以及巷道维护风量。其它联络巷道的配风总和按6m3/s考虑。Q矿总(17.638.8234.646)1.2588.8 m3/s 根据以上两种计算方法，取其最大者，确定矿井的总风量为90 m3/s。风量分配：将矿井总风量分配到井下各用风地点：综采工作面：20m3/s；备用工作面（搬家倒面时配风）：10m3s；综掘工作面：9m3/s；炮掘工作面：9m3/s；掘进接替面：29m3/s；272、井下爆破材料发放硐室：2m3/s；采区变电所：4m3/s；其它用风地点：18m3/s；（二）矿井通风负压计算主斜井和副斜井进风，回风斜井回风。1、井筒进、回风量主斜井进风量 35 m3/s；副斜井进风量 55m3/s；回风斜井回风量 90 m3/s。2、矿井负压计算根据矿井通风容易及困难时期的通风路线，采用下式计算： h(.L.P.Q2)/s3十h局式中：h矿井通风总阻力，Pa； 井巷磨擦阻力系数，N.s2m4； L井巷长度，m； P巷道断面净周长，m； S井巷净断面面积，m2； Q通过井巷的风量，m3/s； h局局部通风阻力。矿井通风容易及困难时期的通风阻力计算分别见表6-2-1和6-2-2273、。计算结果：Hmin=194.2mmH20(1903.4Pa) Hmax=216.2mmH20(2118.9Pa)（三）矿井等积孔计算矿井等积孔根据下式计算： 式中：A矿井等积孔，m2；Q矿井风量，m3s；h矿井负压，mmH20。经计算通风容易时期矿井等积孔：Al2.45 m2；通风困难时期矿井等积孔：A22.33 m2。本矿为小阻力矿井，通风容易时期和通风困难时期的通风难易程度均为容易。四、通风设施、防止漏风和降低风阻的措施1. 通风主要设施井下通风设施有风门、调节风门、密闭、风桥、风帘等，其结构和设置简述如下：1）风门：铁制，设在进、回风巷之间，用于隔绝风流和便于行人、检修等。门前后5m内274、支架完好，门墙厚不小于0.5m，四周掏槽深0.20.3m；结构严密，漏风少，向关门方向倾向8085；风门迎风开启；列车通过风门区域，设置声光信号。2）调节风门：铁制，用于调节通过巷道的风流大小、安设在大巷、掘进工作面、独立通风硐室的回风通道等需要调节风流的巷道中。3）风门的密封条必须采用阻燃和抗老化材料。4）密闭：分为永久密闭和临时密闭两种，用于隔绝风流。临时密闭用木板及黄泥建筑，永久密闭用砖、料石、水泥等建筑。密闭墙两帮、顶、底需掏槽，槽深在煤中不得小于1m，岩石中不得小于0.5m；用不燃性材料建筑，墙无裂缝、无漏风。永久密闭主要设在进、回风大巷之间的横贯中，封闭采空区；临时密闭主要设在临时275、不用的巷道口。5）风桥：主要用于进回风巷交叉处，回风巷从进风巷上方通过时形成风桥，使进风风流不泄露。风桥采用不燃性材料建筑成流线型，坡度不大于25，结构坚固；主要风桥断面积不小于原巷道断面的80%。6）风帘：采用不燃性材料制作，主要设在回采工作面的上隅角，用于疏导风流。7）挡风墙：用以截断风流流动或防止瓦斯自采空区向工作区扩散。临时挡风墙用木板及黄泥建筑，永久挡风墙用料石、水泥等建筑。挡风墙两帮、顶、底需掏槽，槽深在煤中不得小于1m，岩石中不小于0.5m；用不燃性材料建筑，墙无裂缝，无漏风；墙内外5m内支架完好。8）测风站：用以测量全矿井总进风量和回风量，以及采煤工作面、掘进工作面的进风量和回276、风量。测风站必须设在直线巷道中；测风站本身的长度不得小于4m，附近至少要有1015m断面没有变化；测风站不得设在风流汇合处附近，站内不得有障碍。测风站应设置记录牌，记录内容有巷道断面、风速、风量、瓦斯浓度、测风时间。9）风硐：主要通风机和井筒之间的联络硐，井下污风流均通过此风硐排出地面，风硐内应安装风速和负压传感器。断面不应小于4m2，内壁光滑不漏风。在回风立井井口设防爆井盖，矿井反风采用轴流式风机反转反风。2. 防止漏风和降低风阻的措施为保证矿井正常通风和安全生产，根据通风系统需要，必须按规定设置风门、调节风门、风墙、风桥和风帘等通风设施和安全监测系统。为防止矿井漏风，通风设施要按作业规程施277、工，以保证应有的作用。对矿井通风系统要经常检查，通风设施要完备齐全，对有损坏的地方要及时修补更换，以防止风流短路等不良后果发生。另外，设计要求井巷壁面光滑，及时修复巷道，清除堵塞巷道，以减少通风阻力。第三节 灾害防治及安全装备本矿是高瓦斯矿井，煤尘具有爆炸危险性，自燃等级为级，属不易自燃煤层。水文地质条件中等。影响本矿安全的主要危险有害因素有：矿井瓦斯爆炸、煤尘爆炸、井下火灾、矿井突水以及顶板事故。煤矿生产必须坚持“安全第一”的方针，严格执行煤矿安全规程的有关规定，制定出相应的作业规程，操作规程及详细的安全措施。一、预防瓦斯爆炸的措施1、预防瓦斯爆炸(1) 防止瓦斯超限：通风是防止瓦斯积聚的行278、之有效的方法。矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断，使采、掘工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合煤矿安全规程的要求。矿井必须建立完善的瓦斯、二氧化碳和其它有害气体检查制度，所有采掘工作面的瓦斯浓度每班至少应检查3次。所有采掘工作面二氧化碳浓度应每班至少检查2次。采取有效措施及时处理局部积存的瓦斯，特别是回采工作面上隅角等地点应加强检测与处理，采用挂风障、设导风板等方式吹散上隅角瓦斯，使瓦斯浓度符合安全规程要求。不用的巷道及时封闭。当局部瓦斯超限时，必须马上停产进行处理，待瓦斯浓度降低到煤矿安全规程允许范围之内时方可恢复正常生产。(2) 防止瓦斯引燃：严格控制和加强管理生产中可能引火的热源。 (3) 279、瓦斯安监系统：在采掘工作面以及与其相联接的上下顺槽中设置瓦斯报警仪，监测风流中的瓦斯动态，并将信息及时传送到地面控制室。在主要工作地点设置甲烷断电仪，当瓦斯浓度超限时，及时自动切断电源。此外配备完善的个体检测设备。(4) 防止瓦斯灾害事故扩大，回风井井口设置防爆门，以防冲击波毁坏风机。井下建立完善的隔爆设施。扇风机能及时反风。 (5) 矿井因故停风，必须制定恢复通风，排除瓦斯和送电的安全措施。(6) 要严格矿井通风管理，完善通风设施。做到连续、有效、稳定的井下通风，确保安全生产。(7) 井下各用风地点的风量必须严格控制，达到设计所要求的风量。局部巷道风速过高或过低时，应利用井下通风设施来保证巷280、道的最高和最低风速要求，满足煤矿安全规程的要求。(8) 配备煤矿安全监测系统，对井下各地点瓦斯涌出量进行监测和监控。目前，矿井已经对15号煤层配备了一套KJ78N型煤矿安全监测系统，实时监测井下各工作地点的风速、负压、瓦斯、CO、温度等变化情况和设备的工作情况。(9) 下井人员一律配带矿灯和自救器，禁止明火作业，井下所有电器设备均采用隔爆型电气设备。(10) 必须使用矿用安全炸药，井下放炮要实行“一炮三检”制度。(11) 巷道掘进必须配备“三专两闭锁”装置。(12) 掘进工作面采用“双风机双电源自动切换”。(13) 随着深部的开采，应及时检测瓦斯涌出量，如果瓦斯涌出量增大，应及时采取加强通风等281、措施。总之，在建设和生产中矿井的瓦斯管理工作均要引起足够重视，严格执行煤矿安全规定之规定，严格按照矿井初步设计安全专篇中的设计进行配置并验收。采取一切必要的预防措施，避免灾害事故的发生。 二、瓦斯抽放1、矿井抽放瓦斯的必要性和可行性山西阳泉盂县跃进煤业有限公司由原盂县跃进煤矿、原山西盂县顺安煤矿和新增区整合而成，兼并重组整合主体企业为山西阳泉盂县跃进煤业有限公司。根据整合前各矿历年矿井瓦斯等级鉴定，两矿均为高瓦斯矿井。根据“山西省煤炭工业局综合测试中心”编写的山西阳泉盂县跃进煤业有限公司矿井15号煤层瓦斯涌出量预测报告的结果，矿井生产能力为1.2Mt/a时，15号煤层回采工作面的绝对瓦斯涌出量282、为16.12m3/min，工作面相对瓦斯涌出量为6.72m3/t。矿井最大相对瓦斯涌出量为12.40m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为31.31m3/min。按照煤矿安全规程第133条的规定，跃进煤业在开采15号煤层时，属高瓦斯矿井。根据国家煤矿安全监察局颁布的煤矿安全规程第145条和矿井瓦斯抽放管理规范第9条的规定，有下列情况之一者，矿井必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放瓦斯系统。1）一个采煤工作面绝对瓦斯涌出量大于5m3/min或一个掘进工作面绝对瓦斯涌出量大于3m3/min，采用通风方法解决不合理的。2）矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的：大于或等于40m3/min；年产量1.01.5283、Mt的矿井，大于30m3/min；年产量0.61.0Mt的矿井，大于25m3/min；年产量0.40.6Mt的矿井，大于20m3/min；年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15m3/min。3）开采具有煤与瓦斯突出危险煤层。4）建立永久瓦斯抽放系统的矿井，同时应具备瓦斯抽放量可稳定在2m3/min以上和瓦斯资源可靠、储量丰富预计瓦斯抽放服务年限在10年以上两个条件。虽然跃进矿15号煤层的掘进工作面瓦斯涌出量仅为1.97m3/min，小于临界值3m3/min，但回采工作面瓦斯涌出量为16.12 m3/min和矿井瓦斯涌出量达产时将达31.31m3/min，均超过矿井瓦斯抽放管理规范所规定的临284、界值。需要建立地面永久瓦斯抽放系统。通过对本矿瓦斯涌出量的预测可知，本矿井在生产时15号煤层工作面瓦斯涌出量高达16.12m3/min，远远超过规范规定绝对涌出量5m3/min的界限，即使在不考虑瓦斯涌出不均衡系数的情况下，要想单靠工作面通风来解决工作面瓦斯问题也是不现实的。另外根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局提出的“先抽后采、监测监控、以风定产”十二字瓦斯治理方针，对煤矿瓦斯治理提出了更高要求，要求煤矿全面实施抽放瓦斯工作，以保障煤矿安全生产，防止煤矿瓦斯事故。因此，为保证回采工作面生产能力达到设计产量，保证矿井的安全生产，对矿井回采工作面进行抽放瓦斯是必要的。本矿井对本煤层285、邻近层、采空区进行瓦斯抽放工作技术上可行且具有较好的可操作性。矿井瓦斯可抽储量比较丰富，预计瓦斯抽放服务年限将远远超过10年以上，已经具备了建立永久抽放系统的条件。跃进矿建立地面永久瓦斯抽放系统项目可行。2、矿井瓦斯抽放量1）抽放规模预计通过对矿井煤层瓦斯抽放效果预计，按矿井年抽放工作日365天，日工作班数为四班，每班工作六小时，每天抽放24小时计算，当矿井抽放瓦斯量达到设计要求时，达产时全矿井瓦斯抽放量为12.09 m3/min，即年抽放量为635万m3，大于规范所列“永久抽放系统的年抽放瓦斯量应不小于100万m3，移动泵站不小于10万m3”的要求，应建立地面永久抽放系统。2）矿井抽放年限286、预计根据对矿井瓦斯储量及可抽量的预测结果可知：本矿井瓦斯储量为227.34Mm3、可抽量为79.57Mm3，年抽放量为6.35Mm3。单从矿井瓦斯储量与预计抽放量来看，本矿井瓦斯抽放服务年限为12.53年，所以能满足10年的抽放时间的要求。3）瓦斯抽出率预计矿井瓦斯抽放率是指矿井瓦斯抽放量占矿井瓦斯总涌出量的百分比，将跃进矿开采15号煤层时矿井各部分绝对瓦斯涌出量与抽放量进行对比计算，得出矿井达产时期矿井瓦斯总涌出量为31.31m3/min时，矿井瓦斯抽放量为12.09 m3/min左右，抽放率约为38.61左右，满足煤矿瓦斯抽采基本指标中矿井绝对瓦斯涌出量Q（m3/min）在20Q40条件下287、矿井抽采率35%的要求。可以看出现在本矿瓦斯抽放后矿井通风系统能解决剩余瓦斯。开采15号煤层时，回采工作面绝对瓦斯涌出量为16.12m3/min时，矿井瓦斯抽采量为10.52 m3/min左右，抽采率约为65.26左右，满足煤矿瓦斯抽采基本指标中回采工作面瓦斯涌出量Q （m3/min）在20Q40条件下矿井抽采率40%的要求。3、矿井抽放瓦斯方案确定矿井抽放瓦斯是减少矿井和采区瓦斯涌出量的有效途径。我国煤矿的瓦斯抽放方法按瓦斯来源大致可以分为以下五类：(1)开采层瓦斯抽放方法；(2)邻近层瓦斯抽放方法；(3)采空区瓦斯抽放方法；(4)围岩瓦斯抽放方法；(5) 综合抽放瓦斯方法。其中综合抽放瓦斯288、方法是前四类方法中两种或两种以上方法的配合使用。选择抽放瓦斯的方法时应遵循如下的原则：1）选择的抽放瓦斯方法应适合煤层赋存状况、开采巷道布置、地质条件和开采技术条件；2）抽放方法的选取应根据瓦斯来源及涌出构成进行，应尽可能采用综合抽放瓦斯方法，以提高抽放瓦斯效果；3）选择的抽放瓦斯方法应有利于减少井巷工程量，实现抽放巷道与开采巷道的结合；4）选择的抽放瓦斯方法应有利于抽放巷道的布置与维护；5）选择的瓦斯抽放方法应有利于提高瓦斯抽放效果，降低抽放成本；6）选择的瓦斯抽放方法应有利于钻场、钻孔的施工、抽放系统管网敷设，有利于增加抽放钻孔的瓦斯抽放时间。根据抽放方法的选择原则，结合本矿井各开采煤层的289、赋存及其与邻近层的关系加上瓦斯来源等特点综合考虑后，提出本矿井抽放瓦斯方法。从回采工作面瓦斯涌出量的预测结果可以看出：回采工作面布置于15号煤层原始煤层中时，瓦斯来源主要包括开采层和邻近层瓦斯涌出两大部分。根据工作面瓦斯预测结果，得出采煤工作面的各部分涌出源所占比重，其中本煤层瓦斯涌出量占45.22%，邻近层瓦斯涌出量占的上邻54.78%，回采工作面瓦斯涌出量主要以邻近层瓦斯涌出为主。1）本煤层瓦斯抽采方法本煤层瓦斯抽采可分为开采层未卸压抽采和卸压抽采两种方法。根据矿井主采煤层可抽性论述以及邻近矿井的抽采情况，15号煤层属于较难抽采煤层，设计在15号煤层回采工作面采用未卸压抽采(预抽)和边采边290、抽方法，利用工作面回风巷道向煤层打迎面斜交和平行于工作面的钻孔，在工作面回采前可以作为预抽钻孔对本煤层瓦斯进行预抽，同时该预抽钻孔还可随着回采工作面的推进前方煤体产生的卸压作用，作为边采边抽钻孔对煤层进行卸压瓦斯抽采，从而提高瓦斯抽采量，减少开采层的瓦斯涌出。钻孔布置如图6-3-1所示。 图6-3-1 本煤层瓦斯抽采方案2）邻近层瓦斯抽采方法受开采层的采动影响，其上部的邻近煤层得到卸压后会发生膨胀变形，使其透气性大幅度增加，因采动影响而在岩层与煤层之间形成的层间空隙不仅成为卸压瓦斯的储存地点，也成为卸压瓦斯良好的流通渠道，因此钻孔穿入或透过这些层间空隙就能取得较好的抽采效果。由于本矿井15号煤291、层上部有8、9、11、12、13号煤层，下部至今没有发现新煤层。当工作面回采后，顶板垮落造成的裂隙导通邻近层卸压瓦斯，使其绝大部分涌入回采工作面，由于涌出量较大，因此本矿井15号煤层回采时必须对上邻近层进行瓦斯抽采。采用方法为“下一工作面运输顺槽布置顶板穿层高位钻孔抽采”，具体叙述如下：钻孔布置：通过在瓦斯下一工作面运输顺槽向邻近层布置顶板穿层高位钻孔抽采邻近层瓦斯，钻孔终孔位置位于“三带”中的裂隙带内，抽采裂隙带富集瓦斯，钻孔直径选择193mm的大钻孔。抽采钻孔布置如图6-3-2。图6-3-2 下一工作面运输顺槽布置顶板穿层高位钻孔抽采邻近层瓦斯方案3）采空区瓦斯抽采方法采空区瓦斯抽采方法多种多样，按采空区状态划分，可分为半封闭式采空区瓦斯抽采和全封闭式采空区瓦斯抽采。（1）半封闭式采空区瓦斯抽采半封闭采空区是指回采工作面后方的、工作面回采过程中始终存在、并且随着采面的推进范围逐渐增加的采空区。由于这种采空区是和工作面通风网络相联通的，在通风压差的作用下来源于各方面的瓦斯涌入采空区后又流进工作面并经由回风流排出，当采空区积存和涌出瓦斯较大时有可能使工作面上隅角或回风流瓦斯处于超限状态，特别是当顶板冒落时引起采空区瓦斯突然大量涌出对生产构成很大的威胁。回采工作面开始回采初期，采空区的瓦斯涌出在初期暂时不会影响矿井的正常生产，但随着矿井开采时间的延长与开采范围的扩大，