某省XX縣某煤礦擴建初步設計修改

前 言
一、概況
某某省XX縣某某煤礦位於武鄉縣洪水鎮與蟠龍鎮之間的祥良至小西嶺一帶，西距武鄉縣城直線距離約28km，行政區劃隸屬洪水鎮和蟠龍鎮管轄。
某某省XX縣某某煤礦為武鄉縣國營煤礦，原井田位於東南隅神南莊村北，創建於1975年，1985年建成並投產，原設計生產能力為90kt/a，批準開采3、15號煤層。為進一步發展地方經濟，某某煤礦於2001年對3號煤層資源進行擴界，開采麵積12.8803km2，15號煤層開采麵積2.8459km2。2004年與山西太行老區投資有限公司、山西常平集團、山西三元煤業有限公司投資合作開發煤炭資源，對礦井進行擴建，隨後老礦關閉。根據2003年資源/儲量檢測報告，截止2003年底井田東南隅神南莊村北的老井係統累計動用3號煤層儲量820kt，舊井係統中主、副斜井已延深至15號煤層，但未采動。
2004年11月，某某省煤炭工業局晉煤行發[2004]966號文批準某某煤礦改擴建，生產能力增大為0.90Mt/a。2005年4月，礦方委托煤炭工業太原設計研究院編製了可行性研究報告和初步設計，2005年4月，某某省煤炭工業局晉煤規發[2005]288號文批準某某煤礦改擴建可行性研究報告， 2005年6月，某某省煤炭工業局晉煤辦基發[2005]421號文批準某某煤礦改擴建項目初步設計。2005年9月，某某省煤炭工業局晉煤基發[2005]57號文批準武鄉縣某某煤礦開工建設，生產能力0.90Mt/a，淨增生產能力0.81Mt/a。
煤炭工業太原設計研究院編製初步設計采用斜井開拓，初期布置主斜井、副斜井和回風立井三個井筒。主、副斜井井口布置在洪水河東岸、武鄉電廠北側的河灘階地。初期礦井以一井兩麵保證礦井生產能力，在2號煤層布置一個刨煤機組(配單體支柱)回采工作麵，3號煤層布置一個綜采工作麵，生產能力分別為300kt/a和0.60Mt/a。目前擴建工程正在施工中，主斜井、副斜井、回風立井、井底車場及其相關硐室已施工完畢，並正常運行。開拓掘進了部分帶式輸送機大巷、軌道大巷和回風大巷及總回風巷，地麵及井下各種係統已基本形成。
隨著礦井的建設，礦井開采技術條件發生了重大變化：
1．原設計開采的2號煤層資源一直未獲得采礦許可證批複，2號煤層無法按設計批複實施開拓開采。
2．3號煤層瓦斯含量高，為確保安全，3號煤層須加強瓦斯抽放工作力度。
3．按原設計同時在投產采區布置2個回采工作麵、4個掘進工作麵也已不現實，投產采區也無法滿足0.90Mt/a的生產能力。
基於上述原因，對原批準設計進行修改，為礦井的生產建設提供依據，使礦井安全、高效生產。為此，武鄉縣某某煤礦委托我院對某某煤礦初步設計進行修改。
設計修改的主要原則：
1．暫時不考慮2號煤層的開發。由於2號煤層可采區域賦存於井田中部、北部及東南部局部區域,為保護2號煤層資源不被破壞,2號煤層可采區域下部的3上煤層、3號煤層亦不考慮開采，即首采301采區北部區暫不開采。
2．3號煤層由於瓦斯含量高，應由原設計的主采煤層調整為配采煤層，同時加大瓦斯抽放力度。
3．改原設計初期中央並列式通風為分區通風，即各采區均形成獨立通風係統。
4．初期即考慮提前開采15號煤層，且15號煤層調整為主采煤層，采取上、下組煤層配采。
我院接受委托後派員赴現場調查研究，搜集、了解相關設計資料，並實地踏勘。根據掌握的第一手資料,提出礦井建設的意向性方案並與礦方領導及有關部門討論,交換意見，取得共識，與2008年7月編製完成了《某某省XX縣某某煤礦擴建初步設計修改》。
2008年8月7日，某某省煤炭工程項目谘詢評審中心受某某省煤炭工業局委托，在太原召開會議對《某某省XX縣某某煤礦擴建初步設計修改》進行了評審,根據專家審查意見對本設計進行修改。
二、設計的主要依據
1．某某省國土資源廳2006年11月頒發的采礦許可證(證號1400000632531)。
2．某某省煤炭工業局晉煤行發[2004]966號文“關於武鄉縣某某煤礦擴建的批複”。
3．某某省煤炭工業局晉煤規發[2005]288號文“關於武鄉縣某某煤礦擴建工程項目可行性研究報告的批複”。
4．某某省煤炭工業局晉煤辦基發[2005]421號文“關於某某省XX縣某某煤礦改擴建項目初步設計的批複”。
5．某某省環境保護局晉環函[2005]494號文“關於《某某省XX縣某某煤礦改擴建工程環境影響報告書》的批複”。
6．山西太行礦業工程技術有限公司於2008年5月提交的《某某省沁水煤田武鄉縣某某煤礦改擴建礦井地質報告》。
7．某某省煤炭工業局晉煤規發[2008]839號文“關於武鄉縣某某煤礦改擴建礦井地質報告的批複”。
8．煤炭科學研究總院撫順分院2008年8月編製的《某某省XX縣某某煤礦瓦斯抽放工程初步設計》。
9．某某省煤炭工業局晉煤安發[2008]759號文“關於長治市某某煤礦瓦斯抽放工程設計的批複”；
10．某某省煤炭資源整合和有償使用工作領導組辦公室文件晉煤整合辦核[2006]10號文“關於《長治市武鄉縣煤炭資源整合和有償使用工作方案》的核準意見”；
11．中華人民共和國建設部、中華人民共和國國家質量監督檢驗檢疫總局聯合發布的《煤炭工業礦井設計規範》。
12．國家安全生產監督管理總局、國家煤礦安全監察局2006年頒發的《煤礦安全01manbetx 》。
13．現場調研資料。
14．項目設計委托書。
三、設計的指導思想：
1．認真貫徹執行國家和某某省有關煤炭設計、建設和生產的政策法規，以《煤炭工業礦井設計規範》和《煤礦安全01manbetx 》為依據，重視生產安全，重視環保工作。
2．積極響應國家產業政策，通過本次修改設計，優化開拓方案、開采工藝，合理開發煤炭資源，提高資源回收率。
3．充分利用礦井現有井巷工程、設備和地麵設施等，提高礦井的安全裝備水平、安全培訓水平和安全管理水平，保證礦井安全生產和企業的經濟效益。
四、修改設計的主要內容
修改設計的主要內容見下表，詳細內容見各章節。







五、礦井主要技術經濟指標
1．開拓方式：斜井開拓；
2．礦井移交和達到設計生產能力時,井巷工程總長度34480m,掘進總體積483270m3,已有井巷長度8879m，掘進總體積127123m3,萬噸掘進率284.5m；
3．工業場地行政、公共及居住建築總麵積20284.0m2，其中，已有行政、公共及居住建築麵積4205.0m2，新建行政、公共及居住建築麵積16079.0m2;
4．工業建(構)築物總體積44324.0 m3，其中已有建築體積6380.0m3，新建建築體積37944.0 m3。輸送機走廊(地道)總長度107.5m。全部為新建；
5．礦井在籍人數：938人；
6．原煤生產效率：4.42t/工；
7．本次設計固定資產投資37711.90萬元，其中井巷工程14700.77萬元,土建工程3865.09萬元,機電設備購置10331.89萬元,安裝工程3524.45萬元,其他基本建設費用2822.56萬元,工程預備費2467.13萬元；
8．淨增噸煤投資：465.58元；
9．噸煤成本為146.19元/t；
10．建設工期：22個月。
六、存在的主要問題與建議
1．井田內批準開采3、15號煤層，其餘煤層雖為局部可采煤層，但未獲得批準。
2．礦方在開采實踐中，應進一步對各煤層的賦存、變化特征進行資料收集、編製工作，以指導生產、科學管理。
3．建議加強生產礦井地質工作，全麵搜集井下資料，及時建立有關台帳、卡片，進行綜合編錄。
4．在今後工作過程中應注意斷層、隱伏構造的導水導氣，做到“預測預報、有疑必探，先探後掘、先治後采”，以免發生02manbetx.com 。
5．礦井建設及生產過程中必須加強環境保護工作。
6．建議礦方向有關部門申請，增采2、8、12號煤層。

第一章 井田概況及地質特征
第一節 井田概況
一、交通位置
某某省XX縣某某煤礦位於武鄉縣洪水鎮與蟠龍鎮之間的祥良至小西嶺一帶，西距武鄉縣城直線距離約28km，行政區劃隸屬洪水鎮和蟠龍鎮管轄。井田地理座標為東經113°09′06″～113°12′02″，北緯36°47′39″～36°51′17″。
武(鄉)～左(權)鐵路從井田東南部通過，西接太(原)～焦(作)線，東與陽(泉)～涉(縣)線接軌，全長82.82km，沁(源)～溫(城)324省道經過井田，西接長(治)～太(原)高速及208國道，東接207國道。沿沁(源)～溫(城)公路及武(鄉)～左(權)鐵路西距武鄉縣城約40km，南西距蟠龍鎮、北東距洪水鎮均在6km左右。交通運輸條件便利。
詳見交通位置圖1-1-1。
二、自然地理
井田位於太行山西麓中段，溝穀發育。地貌為剝蝕、侵蝕中山區。地形較複雜，中南部的洪水河穀較低，其餘較高，最高點位於中部寨凹村北山峁，標高1226.70m，最低點位於西南部的洪水河河穀標高1009.20m，相對高差217.50m。
三、河流水係
井田屬海河流域濁漳河水係北源。其支流洪水河自東北向西南穿過井田，西南部經蟠龍、西營鎮南漳村彙入濁漳河，次級溝穀無常年性流水，雨季降水沿溝穀自然排泄。
四、氣象及地震烈度
本區屬大陸性氣候，四季分明，春季風多雨少，夏季雨量較多，冬季寒冷少雪。據武鄉縣氣象站統計：年平均氣溫8.9℃，最高氣溫36.2℃ ，最低氣溫－27.4℃ ，無霜期160d左右；最大凍土深度為0.84m；年降水量最大為691.60mm，最小為526.70mm，平均為616.20mm，且多集中於7～8月份；年平均蒸發量最大為1123.70mm，最小為981.10mm，平均1074.10mm。蒸發量大於降水量。
根據《中國地震動峰值加速度區劃圖》(GB18306-2001圖A1),本區抗震設防烈度為6度，動峰值加速度為0.05～0.10g。
五、井田開發史及開采情況
某某煤礦始建於1975年，1985年建成投產。原批準設計生產能力為90kt/a。2006年11月某某省國土資源廳頒發的采礦許可證［證號為1400000632531］批準開采山西組的3號煤層和太原組的15號煤層，批準3號煤層開采麵積為12.8803km2，批準15號煤層開采麵積為2.8459km2。
原某某工業場地位於井田東南角煤層淺部的神南溝一帶，采用斜井開拓，已建有一對斜井，主斜井淨寬B=3.24m，傾角為20.5°，井口安裝有一台80kW單鉤絞車，采用單鉤串車提升，提煤容器為0.75t翻鬥式礦車。副斜井為礦井回風井，裝備BK54－6－№13型通風機和BK54－4－№13型通風機各一台。礦井井下生產係統較為簡陋，煤炭回收率較低。地麵設簡易的輕便軌生產係統，有簡易的煤炭篩分係統和儲、裝、運係統；地麵已建成部分行政福利設施和生產設施。
新某某工業場地選擇在洪水河東岸、武鄉電廠北側的河灘階地上，采用斜井開拓，初期布置主斜井、副斜井和回風立井三個井筒。目前擴建工程正在施工中，主斜井、副斜井、回風立井、井底車場及其相關硐室已施工完畢，並正常運行。開拓掘進了部分帶式輸送機大巷、軌道大巷和回風大巷及總回風巷，地麵及井下各種係統已基本形成。
六、四鄰關係
在某某煤礦南側、東側煤層淺埋區分布有若幹小煤窯。自南而北有山西潞安溫莊煤業有限責任公司、武鄉縣蟠龍鎮溫莊村煤礦、武鄉縣石門鄉神南聯營煤礦、武鄉縣洪水鎮中村義安義獲煤礦、武鄉縣中村煤礦。四鄰關係見圖1-1-2。
七、電源、水源及通信情況
1．電源條件及評述
目前某某煤礦已經形成2回35kV電源供電，電源均取自於110kV變電站，外部電源安全可靠。
1回電源取自蟠龍110kV變電站35kV母線478線路，導線為LGJ-95/6.6km，該站現有2台主變，主變容量為31.5+40MVA，電壓為110/35/10kV。
另1回電源取自紅星110kV變電站35kV母線432線路，導線為LGJ-95/7.359km，該站現有1台主變，主變容量為40MVA，電壓為110/35/10kV。另有1台容量為40MVA主變待投。
2．水源條件及評述
水源分兩部分：第一部分為地麵生產、生活用水水源；第二部分為井下消防、灑水用水水源。據現場調研，本礦地麵生產、生活用水利用深井水。為充分、合理的利用水資源，對礦井的井下湧水做淨化處理，處理後用於井下消防、灑水。
井下消防灑水利用礦井排水作為供水水源，礦井正常湧水量120 m3/h最大湧水量為180m3/h，可滿足井下消防灑水的需要。
第二節 地質特征
一、井田地層
井田內出露地層有二疊係下統下石盒子組(P1x)及二疊係上統上石盒子組(P2s)，在井田東南角，第四係鬆散層之下分布有小麵積的山西組及3號煤層線。第四係鬆散堆積物分布於部分山梁、山坡及溝穀中。根據地表及鑽孔資料對井田內地層特征簡述如下：
1．奧陶係中統峰峰組(O2f)
為含煤地層基底，厚度＞100m。岩性為灰～青灰色中厚層狀質純灰岩。下部白雲質灰岩夾泥灰岩，含石膏層。
2．石炭係中統本溪組(C2b)
厚10.81～17.64m，平均14.47m。岩性為灰白色鋁土質泥岩、粉砂質泥岩、薄層灰岩、煤線及窩狀赤鐵礦(山西式鐵礦)。
3．石炭係上統太原組(C3t)
為井田內主要含煤地層之一，厚88.88～138.31m，平均122.09m。主要岩性為砂岩、粉砂岩、泥岩、灰岩和7～10層煤層。本組可分為三段：
一段(C3t1)：厚22.12～40.96m，平均厚31.93m，底部為K1砂岩、泥質砂岩；下部為泥岩、薄煤層、K0灰岩；中上部為14、15號煤層及泥岩、砂質泥岩。
二段(C3t2)：厚23.88～37.76m，平均厚30.64m，底部為K2灰岩，頂為K4灰岩，中部由砂岩、泥岩、K3灰岩及11、12、13號煤層組成。
三段(C3t3)：厚44.10～68.24m，平均厚59.52m，由砂岩、泥岩、灰岩及煤層組成，含K5、K6灰岩及7、8、9號煤層。
4．二疊係下統山西組(P1s)
為井田內主要含煤地層之一，厚43.32～67.68m，平均57.07m。底部以K7砂岩底與太原組分界，頂部以K8砂岩底與下石盒子組分界。岩性主要為深灰色泥岩、砂質泥岩、粉砂岩、砂岩及煤層。中下部含2號、3上、3號及4號煤層。
5．二疊係下統下石盒子組(P1x)
厚52.03～90.21m，平均77.82m。主要由淺灰、淺灰綠色砂岩、粉砂岩、砂質泥岩、泥岩組成。頂部為灰綠夾紫紅色砂質泥岩，含細粒菱鐵礦鮞粒。俗稱“桃花泥岩”。
6．二疊係上統上石盒子組(P2s)
井田內本組上部被剝蝕，出露平均厚度395.85m。本組係指K9砂岩底至K12砂岩底之間的一套以雜色泥岩、粉砂岩、粉砂質泥岩、砂岩等組成的地層。井田內大麵積分布。自下而上可分為三個岩性段：
一段(P2s1)：厚163.87～195.65m，平均188.32m，主要由黃綠色夾紫色斑塊的砂質泥岩、泥岩間夾黃色，灰白色中細粒砂岩組成。
二段(P2s2)：厚79.50～117.26m，平均98.18m，主要由黃色、黃綠色中細粒砂岩夾紫紅色泥岩，砂質泥岩組成。
三段(P2s3)：井田內出露不全，可見厚度109.35m。以紫紅色、黃綠色泥岩及砂質泥岩為主，夾黃綠色中細粒砂岩。頂部被剝蝕。
7．第四係(Q)
厚0.00～43.00m，平均11.02m。
由下而上可分為：
第四係中更新統(Q2)：主要為淺紅色亞粘土，含鈣質結核；下部為半固結的砂層和灰紫色亞粘土，底部有時夾一層未膠結的砂礫層，厚0～23.00m，主要分布在山坡及溝穀中。
第四係上更新統(Q3)：分布於山頂及山坡上，主要為淺黃色粘土、鈣質結核及砂礫石透鏡體，厚0～6.00m。
第四係全新統(Q4)：主要分布在洪水河穀中，組成河漫灘，由砂、礫石等衝洪積物構成。厚0～13.60m。
二、井田構造
井田總體構造形態為一走向NNE，傾向NWW，傾角2°～17°的單斜構造。與區域構造一致。在整體單斜背景下，發育一條寬緩背斜，背斜軸線自北而南呈NW近SN轉SW的弧形。向NW傾伏。大部分位於礦界範圍的東側以外，北西端進入井田，軸部位於小西嶺至鄭家西嶺一帶，軸向呈NW向，向NW傾伏，該背斜斷麵總體形態呈箱形，軸部寬緩，兩翼地層傾角較陡，一般10°～14°，局部達16°～17°(如11線ZK11-1～140號孔之間)。該背斜向南東方向延出礦界之外。
在井田北東部邊緣及東南部礦界外側發現了兩個陷落柱體。
Ⅰ號陷落柱：位於鄭家西嶺村東南400m，橢圓形，規模150×120m，柱體圍岩為P2s2砂岩、泥岩，柱體內為紫紅色泥岩(相當於P2s3)，柱體產狀近陡立，柱壁略向下擴大延伸，傾角80°～82°。
Ⅱ號陷落柱、位於武鄉電廠西北400m洪水河北岸，跨武墨鐵路。近圓形、規模125×150m，圍岩為P2s1砂泥岩，陷落柱體中為砂、礫岩(相當於P2s2底部)堆積，柱體產狀陡立，柱壁向下擴大延伸，傾角82°。
井田內斷層不發育，僅見兩個小斷層，其特征為：
F1斷層：位於本區西南隅祥良村南，走向近NW310°，傾向南西，傾角40°，地表出露長度500m，斷距15m，為逆斷層，兩盤為P2s3的砂岩、泥岩。
F2斷層：位於本區東南神南莊西，為由兩條小正斷層組成的階梯狀斷層組，走向近東西，傾向南，傾角30°～42°，長160m左右，斷距10～15m，二者間距15～55m。斷層兩盤為P1x砂岩、泥岩，因斷層規模很小，影響範圍不大。
井田內未見岩漿岩。
綜上所述，本井田構造類型屬簡單類型。
三、煤層、煤質及其它有益礦產
(一)煤層
1．含煤性
井田含煤地層為石炭係上統太原組和二疊係下統山西組。含煤地層總厚179.16m，共含煤10～15層，煤層總厚14.31m，含煤係數8.03%。穩定及基本穩定可采煤層3層，局部可采煤層4層，總厚11.33m，可采含煤係數6.36%。
太原組共含煤6～9層，自下向上編號為15、14、13、12、11、9、8、 8上、7等，本溪組含煤1層，編號16，總厚9.53m，含煤係數7.81%，其中15號煤層厚度4.23～5.73m，平均4.68m，純煤厚4.23～5.17m，平均4.25m，屬穩定可采煤層。8、12、14號三個煤層平均厚度分別為0.84m、0.85m和0.80m。下組可采煤層平均總厚度為7.17m，可采含煤係數為5.87%。其餘的7、8上、11、13號為薄～不穩定煤層，屬不可采煤層。
山西組含煤3～5層，自下向上編號為4、3、3上、2、1等，平均總厚4.78m，含煤係數8.38%，其中3號煤層厚度0.20～4.72m，平均厚2.46m；純煤厚度0.20～4.19m，平均厚2.11m，屬基本穩定大部可采煤層。2、3上號二個煤層平均厚度分別為0.78m、0.92m，屬較穩定局部可采煤層。上組可采煤層平均總厚度為4.16m，可采含煤係數為7.29%。
1號煤層極不穩定，全井田不可采， 9號、4號煤層在15號煤層批采範圍內為不可采煤層，在3號煤層批采範圍內局部可采。
2．可采煤層
井田內太原組和山西組共含煤10～15層，其中山西組3號煤層為基本穩定大部可采煤層，太原組15號煤層為穩定全井田可采煤層；2號煤層、3上號煤層為較穩定局部可采煤層；12號煤層在15號煤批采範圍內為穩定薄煤層全井田可采；8號煤層、14號煤層在15號煤批采範圍內為較穩定局部可采煤層。其餘為不穩定不可采煤層。
各可采煤層敘述如下：
1)2號煤層
上距下盒子組底砂岩(K8)7.94～40.75m，平均29.55m。下距3上號煤層7.92～19.38m，平均10.68m。大部分為瘦煤，東南部為焦煤。煤層厚0.00～1.81m，平均0.78m，見有0～3層夾矸。煤層結構簡單，平均純煤厚度0.72m。層位較穩定，全井田45個鑽孔中有29個鑽孔達可采厚度，可采係數64%。但屬薄煤層，厚度變異係數0.40。北部大部可采，南部大部不可采，全井田為局部可采煤層。其直接頂板為黑色含粉砂質泥岩或泥岩。底板為黑色炭質泥岩。
2)3上煤層
上距2號煤層7.92～19.38m，平均10.68m，下距3號煤層0.70～14.39m平均3.91m。大部為瘦煤，東南部為焦煤。煤層厚0.0～1.79m，平均厚0.92m，采用煤厚平均0.90m。煤層結構簡單，大部區域不含夾矸，局部見1～2層夾矸。變異係數0.30，較穩定。全井田45個鑽孔中有23個鑽孔達可采煤厚，可采係數51%。北中部大部可采，南東部大部不可采(與3號合並)，全井田屬局部可采煤層。直接頂板為黑色泥岩或炭質泥岩，厚0.86～4.60m。之上白灰色中細粒砂岩厚2.20～8.81m，為該煤層之老頂。底板為灰黑色泥岩或粉砂質泥岩，厚0.70～14.39m。
3)3號煤層
井田主要可采煤層之一，除東南角(剝蝕)、西部、北部局部不可采(灰分超標)外，全井田基本穩定大部可采。上距3上號煤層0.70～14.39m，平均3.91m，與3上煤層有分岔並層現象。下距4號煤層3.54～10.48m，平均間距3.93m。大部為瘦煤，東南部為焦煤，南西邊緣為貧瘦煤。煤層最大厚度4.72m(ZK8-2)，最小0.20m(11線196孔)，平均2.46m。采用厚度最大4.19m(5勘探線東段171孔)，最薄0.20m(11勘探線196孔)，平均2.11m。厚度變異係數0.38。全井田45個鑽孔中有42個鑽孔達可采煤厚，可采係數93.3%。煤層結構較簡單，見有0～3層夾矸，夾矸厚0.06～0.61m。其直接頂板為深灰色泥岩及砂質泥岩，厚0.70～14.39m。與3上煤層共有一老頂，為中細粒砂岩。底板為灰黑色泥岩。
4)4號煤層
上距3號煤層3.54～10.48m，平均間距3.93m。下距K7砂岩頂0.00～5.37m，平均間距2.02m。主要為瘦煤。煤層厚0.00～1.70m，平均厚0.44m。煤層較穩定，但厚度小，厚度變異係數0.53。全井田45個鑽孔中有9個鑽孔見煤達可采煤厚，可采係數20%，為局部可采煤層；在15號煤批采範圍內為不可采煤層。煤層結構簡單，偶夾厚0.10m夾矸。其直接頂板為深灰色泥岩及砂質泥岩，底板為灰黑色砂質泥岩或砂岩。
5)8號煤層
位於太原組三段中上部，上距K5石灰岩平均距離5.56m，下距9號煤層9.45～23.45m，平均間距13.18m。大部為瘦煤，焦煤僅分布於東南角。煤厚0.33～1.20m，平均厚0.84m，煤層結構簡單，不含夾矸。在15號煤批采範圍內及其附近有7個鑽孔控製，其中有6個孔達可采厚度，屬較穩定局部可采煤層。其頂板為灰黑色泥岩，老頂為K5石灰岩，平均間距5.56m。底板為黑色泥岩或粉砂質泥岩。
6)9號煤層
位於太原組三段下部。上距8號煤層9.45～23.45m，平均13.18m，下距K4石灰岩6.01～18.26m，平均間距12.81m。在3號煤層批采範圍內，煤厚0.20～1.07m，為局部可采煤層；在15號煤層批采範圍內，煤厚0.27～0.79m，平均厚度0.53m。平麵變化較大，屬不穩定不可采煤層。
7)12號煤層
位於太原組二段上部，上距K4灰岩1.72～3.93m，平均間距2.27m，下距K3灰岩6.72～11.06m，平均間距8.76m。在15號煤批采範圍內，煤層厚度0.74～1.02m，平均厚0.85m，煤層結構簡單，不含夾矸。全部為瘦煤。在15號煤批采範圍內為穩定可采煤層。頂板為灰黑色泥岩，底板為細砂岩或泥質粉砂岩。
8)14號煤層
位於太原組一段頂部，上距K2石灰岩0～1.25m，下距15號煤層4.79～11.22m，平均間距8.08m。在15號煤批采範圍內及附近有7個鑽孔，其中3個孔達可采厚度，煤層厚0.50～1.25m，平均厚0.80m，無夾矸，全部為貧煤，平麵變化較大，屬局部可采煤層。頂板為厚0.0～1.25m的黑灰色含炭質泥岩，K2石灰岩為其老頂，平均厚5.57m。底板為淺灰色中細粒砂岩與黑灰色泥岩。
9)15號煤層
位於太原組一段上部，上距14號煤層4.79～11.22m，平均間距8.08m，與K2灰岩平均間距為8.88m，下距太原組K1砂岩8.46～31.90m，平均15.97m。在批采範圍內及附近共有7個鑽孔控製，煤層厚度4.23～5.73m，平均4.68m，結構較複雜，見1～4層夾矸。采用煤厚3.79～5.17m，平均4.25m。全部為貧煤。為穩定主要可采煤層之一。
煤層頂板為黑色泥岩及砂質泥岩，厚4.79～11.22m，平均厚8.08m；老頂為K2石灰岩，與15號煤頂平均間距8.88m。底板為灰黑色含粉砂質泥岩。
各可采煤層情況詳見表1-2-1。

(二)煤質
1．物理性質及煤岩特征
各可采煤層均為黑色、條痕為棕色，玻璃～強玻璃光澤，斷口呈階梯狀、參差狀、裂隙發育，各煤層容重為1.30～1.42t/m3。
各可采煤層均以亮煤為主，暗煤次之，少量鏡煤，為光亮型～半亮型煤，細～中條帶狀結構，層狀構造，太原組煤層中見有硫鐵礦。
據鏡下觀察，有機組份鏡質組以基質鏡質體為主，均質鏡質體次之，含少量碎屑鏡質體，惰質組以碎屑惰質體為主，絲質體次之，含少量粗粒體及微粒體。無機組份粘土類以分散狀為主，細胞充填狀次之，塊狀少量；黃鐵礦呈微粒狀、粒狀、大小不一，分布不均；碳酸鹽類以方解石裂隙充填狀為主，細胞充填次之，氧化矽呈粒狀，微粒狀，分布不均。
2．化學性質、煤類及工藝性能
各可采煤層煤質特征詳見表1-2-2。







3號煤層當精煤灰分為8%時，δ±0.1含量最終值為64%，為“極難選”。當精煤灰分為12%時，δ±0.1含量最終值為25%，為“較難選”。
15號煤層當精煤灰分為10%時，δ+0.1含量的取終值為55.8%，為“極難選”，當精煤灰分為16%時，δ+0.1含量最終值為12.1%，為“中等可選”。
(四)煤的風化和氧化
在井田的東南角，地形相對較低(1100m標高以下)覆蓋層較厚(一般＞20m)，煤層北西傾，傾角稍陡，形成3號煤層露頭線(1070～1080m標高)及風氧化帶，露頭線以東為3號煤層無煤區。3號煤層之上的3上及2號煤層處於不可采區，不可采煤層在1070～1080m標高以上亦被剝蝕。受風氧化的煤類為焦煤(JM)。
(五)煤質及工業用途評價
煤類確定依據為《中國煤炭分類國家標準》(GB5751-86),本井田劃分煤類的主要指標為浮煤幹燥無灰分基揮發分(Vdaf)和粘結指數G值，輔助指標為膠質層厚度(Y)。
2號煤為低～高灰、低硫、特低磷～低磷、高熱值之瘦煤(SM)及焦煤(JM)，為煉焦用煤；
3上號煤為低～高灰、特低硫～低硫、低～中磷、高熱值之瘦煤(SM)及焦煤(JM)，為煉焦用煤；
3號煤為低～高灰、特低硫～低硫、特低磷～中磷、高熱值之瘦煤(SM)及焦煤(JM)，為煉焦用煤；少量貧瘦煤，為中灰特低硫、低磷高熱值之動力用煤；
8號煤為低～高灰、中硫、低磷、中熱值之瘦煤(SM)及焦煤(JM)，為煉焦和配焦煤；
12號煤為低灰～中灰、低硫、特低磷～低磷、高熱值之瘦煤(SM)，可用作煉焦配煤；
14號煤為低灰～中灰、中硫～高硫、特低磷、高熱值之貧煤(PM)，為動力用煤；
15號煤為低灰～高灰、中硫～高硫、低磷、高熱值的貧煤(PM)，為動力用煤。
(六)其他有益礦產
井田地層中伴生有菱鐵礦、錳鐵礦、硫鐵礦、鋁土質泥岩、石灰岩、砂石及煤層氣等有益礦產。
1．鋁土質泥岩，賦存於石盒子組、本溪組。本溪組內鋁土質泥岩厚度變化大，呈窩狀產出，據以往取樣03manbetx 結果，AL2O3含量為35%～39%。
2．鐵礦主要分布於本溪組底部(山西式鐵礦)。補勘施工中僅有ZK7-1孔穿透本層段，但未見到鐵礦層。區外的柳溝鐵礦、馬蘭頭鐵礦含礦較好。礦體多呈雞窩狀，厚度變化較大，具有一定的工業價值。
3．石灰岩，奧陶係石灰岩質純且厚度大，CaO含量31.95～55.66%，一般＞48%。可以作為建築材料或燒製石灰用。但埋深在490m以下。
4．含錳鐵礦位於下石盒子組頂部，礦體呈透鏡狀，變化大，穩定性差，僅見於剖麵測製中。厚度小，品位低，無工業價值。
5．井田內廣泛分布的上石盒子組砂岩，厚度大，可作為建築材料(石料、人工砂等)使用，在不破壞礦山生態環境的地段可以開發利用。
6．井田構造簡單，地層完整，煤層多，煤層氣含量高且保存條件完好，為高瓦斯礦井。故在開發煤炭資源的同時煤層氣可作為重要的伴生有益礦產加以開發利用，用來發電或民用。
四、水文地質
(一)區域水文地質概況
井田位於沁水煤田東緣，上遙背斜西翼。地層走向NNE，傾向NWW。分布的含水岩組有鬆散岩類孔隙水含水岩組、碎屑岩類裂隙水含水岩組、碎屑岩夾碳酸鹽岩裂隙岩溶水含水岩組及碳酸鹽岩岩溶水含水岩組。
(二)礦井水文地質條件
井田位於太行山西麓中段，地貌類型為侵蝕剝蝕中山黃土塬，溝穀發育，排水條件好。地形北部高，東南角高，中南部低，最高點為中北部的寨凹村北山嶺，海拔高程1226.70m，最低點為南部的洪水河床，高程1009.20m，相對高差217.50m。地層平緩傾向NWW，傾角2°～17°。
洪水河以北東南西向斜穿井田，井田上遊彙水麵積約110km2，向西南流出武鄉縣境入襄垣縣境，在西營鎮南漳村西歸濁漳北源。多年平均徑流量3800萬m3，一般清水流量0.013m3/s，2007年6月6日實測流量0.0142m3/s。
1．含水岩組及其水文地質特征
補充勘探先後施工ZK7-1及ZK1-1兩個水文孔，各孔分4個試段作了4次抽水試驗，兩孔奧陶係的抽水試驗，因止水效果差，所測得穩定水位實際是混合水位，因此抽水試驗成果及水質03manbetx 均不真實，僅供參考。奧陶係岩溶水的水位、富水性水質等采用井田附近2007年11月竣工的岩溶深井資料。
1)第四係鬆散岩類孔隙潛水含水岩組
(1)全新統含水層
分布於洪水河床及河漫灘，呈條帶狀分布，寬度100～500m，厚度一般10.00～13.60m，含水層岩性為砂層及亞砂土，水位埋深1.00～2.00m，富水性較好，據鄰區鑽孔抽水試驗，單位湧水量q＝2.10～2.94L/s•m，滲透係數K＝2.51～2.87m/d，水質較好。主要受大氣降水補給，排泄於洪水河。
(2)中更新統含水層
分布在衝溝口的低平部位，如杏樹堙、下寨、季家嶺、祥良等。含水層為中更新統紅色土底部，厚度2.00～6.00m，水位埋深一般1.00～5.00m，水質較好。為當地村民生活用水水源，水量小，主要受大氣降水補給，向溝穀排泄。
2)基岩風化帶裂隙潛水含水岩組
含水層為二疊係上石盒子組砂岩、泥岩風化帶，厚度50m左右，據ZK7-1及ZK1-1水文孔抽水試驗：水位埋深9.50m及4.18m，抽水試驗降深S＝54.20m及67.30m，湧水量Q＝0.09L/s及0.155L/s，單位湧水量q＝0.0017L/s•m及0.0020L/s•m，滲透係數K＝0.0076m/d及0.0106m/d，富水性差。主要受大氣降水補給，由地形高處向低處排泄，雨季溝穀有季節性小泉水，一般水質較好。
3)二疊係上、下石盒子組碎屑岩裂隙潛水含水岩組
揭露厚度301.58m，岩性主要為灰白色中細粒砂岩及灰綠灰紫色泥岩互層，岩芯完整，裂隙不發育，砂岩含水層累計厚度79.18m，ZK7-1孔抽水試驗：水位埋深72.33m，降深S＝99.46m，湧水量Q＝0.016L/s，單位湧水量q＝0.00016L/s•m，滲透係數K＝0.00021m/d，富水性很差。水質較好，總硬度317.07mg/L，PH值7.7，為HCO3•SO4—Ca型水。ZK1-1孔抽水試驗：水位埋深30.86m，湧水量Q＝0.111L/s，單位湧水量q＝0.0007L/s•m，水化學類型為SO4—Ca•K+Na型水。地下水主要補給來源為風化帶裂隙水下滲及來自SE向側向滲流補給，主要順層向NW方向排泄。
4)二疊係山西組碎屑岩裂隙承壓水含水岩組
揭露厚度52.42m，岩性為灰黑色泥岩、炭質泥岩、中細粒砂岩及2號、3號煤層，其中砂岩含水層累計厚度12.48m，岩芯完整，裂隙不發育。抽水試驗承壓水位埋深99.10m，承壓水頭高220.52m，降深S＝115.50m，湧水量Q＝0.018L/s，單位湧水量q＝0.00016L/s•m，滲透係數K＝0.00023m/d，富水性極差。水的總硬度115.94mg/L，PH值7.96，水型為HCO3•SO4—Na+K型水。地下水主要受來自SE方向側向補給，向NW方向排泄。
5)石炭係太原組碎屑岩夾碳酸鹽岩裂隙岩溶承壓水含水岩組
揭露厚度135.09m，岩性為炭質頁岩、砂岩互層、夾5層石灰岩及15號煤層，其中砂岩、石灰岩為含水層，累計厚度31.23m，岩芯完整，裂隙岩溶均不發育，ZK1-1孔抽水試驗：承壓水位埋深83.25m，降深S＝82.50m，湧水量Q＝0.043L/s，單位湧水量q＝0.0005L/s•m，滲透係數K＝0.0015m/d，富水性極差，主要受來自SE向側向補給，順地層傾向往NW方向排泄。
6)奧陶係碳酸鹽岩岩溶水含水岩組
為獲得準確可靠的奧陶係岩溶水文地質資料，先後收集井田NE方向16.4km處的墨鐙於2007年11月施工的岩溶深井和2007年11月在井田近邊界洪水河高河漫灘處施工的岩溶深井成果圖。
墨鐙岩溶水井深度780m，主要含水層位為奧陶係中統馬家溝組，水位埋深513.40m，水位標高769.60m，單井出水量較小，水質經長治市疾病預防控製中心化驗，其結論為“樣品所檢項目均符合《生活飲用水衛生標準》GB5749-2006”。
井田近邊界高河漫灘岩溶井，深度750m，主要含水層位為奧陶係中統馬家溝組，水位埋深391.00m，水位標高655.35m，單井出水量中等。水質僅作常規項目03manbetx ，其總硬度和硫酸鹽均較高。
據辛安泉域1/20萬等水位線圖，墨燈水井位於本井田NE向，大體為岩溶水流向上遊，計算其水力坡度為7‰。
井田在構造破碎部位如陷落柱或石炭係本溪組隔水層被破壞地段，其上覆含水層地下水可下滲補給奧陶係岩溶水。但在帶壓區，在上述情況下則奧陶係岩溶水補給上覆含水層地下水。
2．隔水層
1)二疊係石盒子組、山西組隔水層
井田3號煤頂板埋深除東南角較淺外一般200.00～500.00m，岩性為二疊係上下石盒子組、山西組砂岩和泥頁岩互層，泥頁岩單層厚度一般大於3m，成為各砂岩含水層間的隔水層，據ZK7-1水文孔統計，泥頁岩累計厚度占地層總厚度的62%，粗略計算井田內隔水層累計厚度可達120.00～310.00m。在沒有形成導水裂隙及斷層破碎帶存在的情況下，阻隔著地表水和風化帶裂隙水向下滲漏。
2)石炭係本溪組隔水層
岩性為灰色鋁土質泥岩，隔水性好，層位穩定，一般厚度12.00～15.00m，隔阻著石炭係和奧陶係間含水層的水力聯係。
3．礦井充水因素03manbetx 及水害防治措施
1)礦井充水因素
(1)大氣降水、地表水體及第四鬆散沉積物潛水，風化岩石含水層潛水通過滲透補給含水層，影響礦井湧水。
(2)山西組裂隙含水層水，太原組岩溶裂隙含水層承壓水，是本井田主要充水因素，3號煤老頂砂岩、15號煤K2厚層石灰岩分別是直接充水含水層。
(3)老窯、采空區積水，防患不當造成透水引發重大水患，是礦井生產一大重要不安全因素，積水的防水煤柱一經破壞，直接到工作麵。
(4)斷層充水，本井田尚未發現落差大於30m的斷層，斷層不發育。根據潞安礦區資料，斷層常伴有小斷層群，有淋水、湧水量增大現象，尚未發現突水造成透水02manbetx.com 。
(5)封閉不好的鑽孔引發透水，在本地區，在鑽孔附近開采時有時有在5～10m距離外發現煤層或頂底板含水量增加，顯度增加。
(6)采礦活動引起上覆含水層通過導水裂隙直接充水，導水裂隙聯通上覆含水層後以裂隙及冒落後鬆散岩石孔隙滲透為主，引起礦井湧水有規律緩慢增加。
(7)岩溶陷落柱充水，本地區所有岩溶陷落柱多不導水，但在采掘工程揭露柱體時也應先對其導水性進行探查。
2) 充水含水層
(1)3號煤層
3號煤層的主要充水含水層為二疊係山西組砂岩及下石盒子組砂岩，經混合抽水試驗鑽孔單位湧水量q=0.00016～0.0007L/s•m，滲透係數K=0.00005～0.00023m/d，富水性和滲透性均很差。按GB12719-91規範中
經驗公式計算導水裂隙帶最大高度：
Hf＝ +5.1　　　　　　
式中：
M——3號煤層累計采厚4.72m(最大厚度)
n——煤分層層數，1
將M、n值代入上式計算Hf＝71.58m。而實際經驗數據遠大於計算值，為300～500m。井田3號煤層埋深大多在200～500m，因此，長期開采後包括地表風化帶裂隙水均可能被導水裂隙溝通成為3號煤層的充水因素，風化帶的單位湧水量q=0.0017～0.0020L/s•m，屬弱富水性。
井田未發現橫穿河流的斷層破碎帶，因此一般情況下地表水不構成充水水源，但大洪水期應注意導水裂隙或陷落柱與河岸第四係鬆散層或溝穀低凹處相貫通的可能性。
(2)15號煤層
15號煤層主要充水含水層為太原組的K2灰岩，其次為K3、K4灰岩及砂岩。經抽水試驗鑽孔單位湧水量q=0.0005L/s•m，滲透係數K=0.0015 m/d，富水性和滲透性均很差，應列為隔水岩層。用下式計算其導水裂隙帶最大高度：
Hf＝ +11.2　　　　　
式中：
M——15號煤層累計采厚5.73m(最大厚度)
n——煤分層層數，1
將M、n值代入4-2式，計算導水裂隙帶最大高度Hf＝138.53m。15號煤層以上距3號煤為106m，小於Hf值，因此3號煤采空後如有老窯積水將成為其充水水源。
3) 位於奧陶係水位以下煤層分布及底板突水係數
(1) 3號煤層
據奧陶係岩溶水等水位線圖，井田南端水位標高651m，北端685m，查3號煤底板等高線圖，煤層傾向NW，最低處為井田西邊界南半段季家嶺以西，在這裏3號煤底板標高550m，奧陶係水位標高655m，以等水位線與底板等高線相同高度點的連線為承壓與非承壓邊界線，該線以西即3號煤層帶壓區。帶壓區北端較窄，小於100m，近南端的祥良村處最寬，為930m左右。
按GB12719-91規範選定以下公式計算突水係數：
Ts＝ 　　　　　
式中：
Ts——突水係數，MPa/m；
P——隔水層承受的水壓，取季家嶺以西值為2.45MPa(奧陶係水位標高655m，隔水層底板標高410m)；
Cp——采煤對底板隔水層的擾動破壞厚度，一般取17m。
M——底板隔水層厚度，采用ZK1-1孔值134.35m與ZK7-1孔144.98m的平均值139.67m；
Ts＝ ＝0.02MPa/m
小於正常塊段0.15MPa/m，也小於底板受構造破壞塊段值0.06MPa/m，因此不會發生底板突水。
(2) 15號煤層
15號煤層位於奧陶係水位以下的帶壓區僅在批采西部邊界呈NE～SW向條帶狀分布，寬度0～80m(中間寬兩端窄)，長1650m(距NW方向的3號煤帶壓區東邊界550850m)。
按公式Ts＝ 　計算突水係數
P——0.46 MPa (水位標高655m，隔水層底板標高609m)；
M——15號煤以下隔水層厚度，取ZK7-1孔(厚度33.88m)和ZK1-1孔(厚度28.40m)厚度的平均值31.14m；
Cp——取17m。
代入上式計算後Ts=0.03MPa/m。
該值小於正常塊段0.15MPa/m和受構造破壞塊段0.06MPa/m。因此不會發生底板突水。
4．礦井水文地質類型
3號煤層位於當地侵蝕基準麵以下，但衝溝發育，洪水河斜穿礦井東南部，地形相對高差達200餘m，一般地形坡度7°～25°，衝溝兩岸最大達40°，自然排水條件良好；沿洪水河河床，3號煤層埋深250.00～350.00m，第四係鬆散層厚度小於40.00m，煤層以上砂泥岩層產狀平緩厚度大，未發現穿越河床的導水斷層，岩層完整，隔水條件好，如按規定留設了保安煤柱，則地表水體一般情況下不構成礦床充水因素；主要充水含水層富水性很弱，鑽孔單位湧水量q＜0.001L/s•m，按規範屬隔水層。綜上所述，按水文地質條件複雜程度劃分屬水文地質條件簡單的第一型。按主要充水含水層的容水空間特征屬裂隙水充水為主的裂隙充水礦床。3號煤層的礦井水文地質類型屬水文地質條件簡單以裂隙水充水為主的礦床，即二類一型。
15號煤與3號煤相距100m有餘，其在洪水河床下埋深350.00～450.00m，與地表水之間的隔水層更厚，地表水不構成礦床充水因素；主要充水含水層鑽孔單位湧水量q＜0.001L/s•m，富水性很差，屬隔水層。按水文地質條件複雜程度劃分亦屬水文地質條件簡單的第一型。按主要含水層的容水空間特征屬以溶蝕裂隙為主的岩溶充水礦床。15號煤層的礦床水文地質類型屬三類一亞類一型。
5．采空區分布、積水情況對礦井充水的影響
3號煤有3個采空區
Ⅰ號：位於義安村SW200m，采空區麵積7500m2。
Ⅱ號：位於神南溝村西200m，采空區麵積171500m2。
Ⅲ號：位於神南溝周邊，采空區麵積493754m2。
采空時間在2004年以前，據調查訪問，某某煤礦Ⅱ號采空區有積水，且積水充滿整個空間，其積水量粗料計算如下：
Q=F•H•α
式中：
Q——積水量 m3；
F——采空區麵積 171500m2；
H——3號煤平均厚度 2.46m；
α——回采率60%；
代入上式後Q=253134m3。
15號煤上距3號煤106m，用GB12719-91規範中經驗公式計算導水裂隙最大高度為138.53m。該高度大於頂部距3號煤層的距離106m，因此，不可忽視Ⅱ號采空區積水對開采下伏15號煤層的充水威脅。
據調查訪問某某煤礦技術人員，某某煤礦自投產以來未曾發生過水害事件。
7．井田內及周邊小窯開采情況
某某煤礦批準開采3號、15號煤層，3號煤層井田麵積12.8803km2；15號煤層井田麵積2.8459km2。井田東南角約3km2(擴界前某某煤礦井田)範圍3號煤層基本采空，存在采空區積水和有害氣體積聚情況，本次設計距離該采空區設有100m警戒線，當開拓開采巷道接近該區域時，必須采取嚴格的探放水、探放瓦斯措施，確保安全生產。
在某某煤礦南側、東側煤層淺埋區分布有若幹小煤窯。具體情況自南而北介紹如下：
1)山西潞安溫莊煤業有限責任公司，為整合後的保留礦井。原為武鄉縣溫莊聯營煤礦，為集體企業。井田坐標為：
(1)X=4075110　　Y=19693350　　
(2)X=4075095　　Y=19692685
(3)X=4074005　　Y=19692000　　
(4)X=4074225　　Y=19690840
(5)X=4074975　　Y=19690780　　
(6)X=4075950　　Y=19691490
(7)X=4076270　　Y=19692495　　
(8)X=4077035　　Y=19692665
(9)X=4076350　　Y=19693750
井田麵積為4.5599km2，批準開采15號煤層，生產規模為210kt/a。立井開拓，主井坐標為X＝4075514，Y＝19692924，副井坐標為X＝4075534，Y＝19693066，截止2002年底共動采資源/儲量658kt。
整合後礦井名稱改為山西潞安溫莊煤業有限公司，為股份製企業。生產規模提升為300kt/a。主立井裝備雙鉤自製1t罐籠，擔負礦井的主提升任務，副立井裝備雙鉤1t單層罐籠, 擔負礦井的輔助提升任務， 回風立井擔負礦井回風任務。采煤方法為放頂煤開采，采煤工作麵采用煤電鑽打眼放炮落煤，人工裝煤。運煤采用SGB/40T型可彎曲刮板輸送機二部,一部回采,一部放頂煤。工作麵運輸順槽配SGB/40T轉載機和DTL650/15/30+17型膠帶機運煤。回風順槽配有JD-11.4型調度絞車及IS50-32-125型小水泵等設備。工作麵頂板采用HFXJ-2260型懸移支架支護，頂板管理均采用全部垮落法。礦井采用機械抽出式通風方法，通風方式為中央並列式，為低瓦斯礦井高瓦斯管理。15號煤層煤塵具有爆炸危險性，為容易自燃煤層。
該礦井位於某某煤礦15號煤層批采範圍的西南側。15號煤層埋深較某某礦大，故其開采對某某煤礦無影響。
2)武鄉縣蟠龍鎮溫莊村煤礦，為整合後的單獨保留礦井，集體企業，井田坐標為：
(1)X=4076050　　Y=19694850　　
(2)X=4075585　　Y=19694464
(3)X=4075225　　Y=19694300　　
(4)X=4075730　　Y=19693540
(5)X=4076520　　Y=19693800
井田麵積為0.8969km2。整合前批準開采9號、15號煤層，生產規模60kt/a。立井開拓，主井坐標為X＝4075626，Y＝19694360，副井為X＝4075638，Y＝19694458。截止2002年底共動采608kt。其中9號煤層已采完。整合後批采15號煤層，生產規模提升為90kt/a。主立井裝備雙鉤罐籠，副立井裝備單鉤罐籠, 回風立井裝備梯子間。采煤方法為放頂煤開采，采煤工作麵采用煤電鑽打眼放炮落煤，人工裝煤。運煤采用可彎曲刮板輸送機運輸。工作麵頂板采用單體液壓支柱支護，頂板管理均采用全部垮落法。礦井采用機械抽出式通風方法，通風方式為中央並列式，為低瓦斯礦井。15號煤層煤塵具有爆炸危險性，為容易自燃煤層。
該礦位於某某煤礦15號煤層批采範圍向南西方向的延伸部位，某某礦15號煤層開采時應注意調查其采空區位置及積水積氣情況。
3)武鄉縣石門鄉神南聯營煤礦，集體企業，井田坐標為：
(1)X=4077700　　Y=19695765　　
(2)X=4076610　　Y=19695180
(3)X=4076640　　Y=19695010　　
(4)X=4077830　　Y=19695480
井田麵積為0.3008km2，批采9號、15號煤層，生產規模為30kt/a。立井開拓，主井坐標X＝4077007，Y＝19695184，副井坐標X＝4076904，Y＝19695028。已於2003年關閉。
該礦井緊鄰某某礦東南角。在開采15號煤層時應對其采空區位置及積水、積氣情況調查清楚。
4)武鄉縣洪水鎮中村義安義獲煤礦，集體企業，礦界坐標為：
(1)X=4077600　　Y=19696000　　
(2)X=4077130　　Y=19695715
(3)X=4076600　　Y=19695660　　
(4)X=4076610　　Y=19695180
(5)X=4077700　　Y=19695765
井田麵積為0.337km2，批采12號、15號煤層，生產規模30kt/a。立井開拓，主井坐標為X＝4077040，Y＝19695564，副井坐標為X＝4077004，Y＝19695596，已於2003年關閉。
該礦井位於某某煤礦東南角東側，在開采下組煤時應調查其采空區位置及積水積氣情況。
5)武鄉縣中村煤礦，由原武鄉縣中村煤礦和武鄉縣洪水鎮中村村煤礦整合而成，集體企業，井田坐標為：
(1)X=4079000　　Y=19697000　　
(2)X=4078202　　Y=19696494
(3)X=4078162　　Y=19696540　　
(4)X=4078072　　Y=19696468
(5)X=4078106　　Y=19696424　　
(6)X=4077600　　Y=19696000
(7)X=4077805　　Y=19695615　　
(8)X=4077970　　Y=19695550
(9)X=4078390　　Y=19695670　　
(10)X=4079450　 Y=19696350
井田麵積為1.3196km2。批采15號煤層，地下開采，生產規模為150kt/a。整合前原洪水鎮中村村辦煤礦批采8號和9號煤層，生產規模為10kt/a，截止2002年底資源已枯竭，立井開拓，主井坐標為X＝4078156，Y＝19695920，副井坐標為X＝4078125，Y＝19695980；原中村煤礦批采9號、15號煤層，生產規模120kt/a，截止2002年底9號煤層采完。
該礦井位於某某煤礦東側煤層淺埋區。該礦采空區位置及積水積氣情況對某某下組煤開采有影響，應調查清楚。
8．水害防治措施
1)加強水文地質觀測，井上下定期進行礦井湧水量、地表潛水井水位、降水量測定(或收集資料)，編製降水量及井下湧水量關係曲線，統計分析礦井湧水量是急時掌握變化規律，並對采掘活動區提、湧水量預報。
2)嚴格按保安01manbetx 要求，對礦井湧水量提出預測、預報，執行探放水01manbetx ，堅持“預測預報，有疑必探、先探後掘、先治後采”的原則。
3)按時編製防洪計劃及措施，編製防水應急預案，並嚴格審批，明確責任，保證經費，由總程師或行政負責人落實，第一責任人。
加強水文地質工作及水害防治工作，保證礦井生產安全。
9．礦井湧水量預算
根據同類礦井經驗，礦井達到0.90Mt/a生產能力時設計正常湧水量暫按120m3/h，最大湧水量暫按180m3/h考慮。
五、其它開采技術條件
(一) 煤層頂、底板條件
3號煤層直接頂板為深灰色泥岩、砂質泥岩及粉砂岩(3上之底板)，厚0.70～14.39m，平均3.91m。幹燥狀態下抗壓強度為57.9MPa(泥岩)和82.3MPa(粉砂岩)；飽和狀態下抗壓強度為29.6～30.1MPa(泥岩)。該層節理不發育，較堅硬，完整性較好。3號煤層(含3上)的老頂岩性為砂岩，一般厚2.20～8.81m，幹燥狀態下抗壓強度為78.5MPa和110.5MPa，飽和狀態下為39.1MPa，整體性、穩定性好；底板岩性為深灰色泥岩和砂質泥岩，厚度3.54～10.48m，平均3.93m，幹燥狀態下抗壓強度為45.7MPa和51.6MPa，節理裂隙不發育，整體性較好。
但當3上煤層與3號煤層分叉線至3號煤層可采邊界線300～500m區段範圍內時(或稱分層過渡帶)，3上煤層較薄，其下底板厚度小，兩者構成3號煤層之偽頂，給此段範圍內3號煤層頂板的管理帶來一定的困難。
15號煤層直接頂板岩性為泥岩及砂質泥岩，幹燥狀態下抗壓強度為56.1MPa，飽和狀態下抗壓強度為30.1MPa。屬半堅硬岩石，一般厚度4.79～11.22m，平均厚8.08m，節理裂隙不發育，完整性穩定性較好；老頂為K2灰岩(亦為14號煤層老頂)，幹燥狀態下抗壓強度112.7MPa，飽和狀態下抗壓強度47.5MPa，節理裂隙岩溶均不發育，致密堅硬，穩定性整體性好，厚度4.18～7.20m，平均厚5.57m，全區穩定；底板岩性為砂質泥岩與細砂岩，幹燥狀態下抗壓強度41.6MPa，飽和狀態下抗壓強度41.4MPa，節理裂隙不發育，岩石整體性穩定性較好。
15號煤工程地質條件簡單，頂、底板易管理。
(二)瓦斯
原某某煤礦老井2003年開采山西組的3號煤層,批準生產能力為90kt/a,該礦經過開拓延深改造,於2003年始開采太原組的15號煤層,某某省安全生產監督管理局分別以晉安監煤字[2004]39號文、長治市安全生產監督局長安局辦發[2004]27號文、晉安監煤字[2005]7號文,對某某煤礦老井的瓦斯等級鑒定結果進行了批複,該兩文件涉及某某煤礦老井2002年、2003年、2004年三年的瓦斯及CO2湧出量,鑒定結果詳見表1-2-3。
表1-2-3 某某煤礦老井瓦斯等級及二氧化碳湧出量鑒定結果表
年度 開采
煤層 瓦斯 二氧化碳
相對湧出量(m3/t) 絕對湧出量(m3/min) 瓦斯等級 相對湧出量(m3/t) 絕對湧出量(m3/min)
2002年 3號 17.44 1.49 高 4.33 0.37
2003年 15號 4.62 0.77 低 6.32 1.37
2004年 15號 2.16 0.45 低 5.47 1.14
2007年7月，煤炭科學研究總院撫順分院編製了《某某省XX縣某某煤礦瓦斯抽放工程初步設計》礦井瓦斯湧出量的預計， 3上號煤層和15號煤層同時開采時，礦井絕對瓦斯湧出量39.63 m3/min，相對瓦斯湧出量20.93 m3/t。
依據國家安全生產監督管理總局、國家煤礦安全監察局2006年頒發的《煤礦01manbetx 》第133條規定，某某煤礦屬於高瓦斯礦井。在今後開采時，在加強瓦斯管理的同時，加強回采工藝管理，提高回采率和資源回收率，並及時封閉采空區，減少采空區瓦斯湧出量。
(三)煤的自燃傾向性
根據某某省煤炭工業局綜合測試中心提供的3上、3號煤層煤樣檢驗報告和河北煤田地質研究所提供的15號煤層煤樣檢驗報告,各煤層煤的自燃傾向性測試結果見表1-2-4。

(五) 煤(岩)與瓦斯(二氧化碳)突出、衝擊地壓情況
根據地質報告資料，無煤(岩)與瓦斯(二氧化碳)突出現象。
地溫梯度在1.12℃～2.12℃/100m間，平均1.34℃/100m。地溫梯度變化均在3℃/100m以下，屬正常地溫區。井底最高溫度21.27℃(ZK4.5-1)最低溫度15.98(ZK8-1　560.00m)。3號煤層所在部位地溫在11.12～18.44℃，15號煤層所在部位地溫在13.25～21℃，說明井田內各可采煤層均在地溫正常區，井田未發現地熱異常及熱害。
某某煤礦主要煤層(3號)埋深多在200～500間，地壓一般在正常範圍。
六、存在的主要問題與建議
1．井田內批準開采3、15號煤層，其餘煤層雖為局部可采煤層，但未獲得批準。
2．礦方在開采實踐中，應進一步對各煤層的賦存、變化特征進行資料收集、編製工作，以指導生產、科學管理。
3．建議加強生產礦井地質工作，全麵搜集井下資料，及時建立有關台帳、卡片，進行綜合編錄。
4．在今後工作過程中應注意斷層、隱伏構造的導水導氣，做到“預測預報、有疑必探，先探後掘、先治後采”，以免發生02manbetx.com 。
5．礦井建設及生產過程中必須加強環境保護工作。

第二章 井田開拓
第一節 井田境界及儲量
一、井田境界
根據某某省國土資源廳2006年11月頒發的《采礦許可證》(證號1400000632531)，批準開采山西組的3號煤層和太原組的15號煤層, 3號煤層井田境界由1～13個拐點坐標連線圈定:
(1)X=4082700 Y=19695650
(2)X=4082220 Y=19696280
(3)X=4079000 Y=19695700
(4)X=4078390 Y=19694530
(5)X=4078035 Y=19694530
(6)X=4078070 Y=19695000
(7)X=4077830 Y=19695480
(8)X=4076640 Y=19695010
(9)X=4076575 Y=19695380
(10)X=4075980 Y=19695120
(11)X=4076050 Y=19694850
(12)X=4076520 Y=19693800
(13)X=4077840 Y=19692000
3號煤層井田麵積為12.8803km2。
15號煤層井田境界由1～11個拐點坐標連線圈定:
(1)X=4075980 Y=19695120
(2)X=4076550 Y=19694040
(3)X=4076550 Y=19693770
(4)X=4077000 Y=19693110
(5)X=4077270 Y=19693360
(6)X=4078390 Y=19694530
(7)X=4078035 Y=19694530
(8)X=4078070 Y=19695000
(9)X=4077830 Y=19695480
(10)X=4076640 Y=19695010
(11)X=4076575 Y=19695060
15號煤層井田麵積為2.8459km2。
二、礦井資源/儲量和可采儲量
(一)礦井資源/儲量
按照《煤、泥炭地質勘查規範》，國務院函(1998)5號《關於酸雨控製區和二氧化碳汙染控製區有關問題的批複》及《煤炭工業礦井設計規範》等有關文件規定，礦井資源/儲量遵循下列原則計算：
1．焦煤最低可采厚度0.7m，瘦煤、貧煤最低可采厚度0.8m；
2．煤層灰分不大於40%；最高可采硫分(St•d)3%；
3．剔除夾矸以純厚度計算儲量；
4．儲量計算的煤層為3上、3、15號煤層；
5．3上、3、15號煤層視密度分別采用1.30 t/m3，1.37t/m3，1.35t/m3。
6．儲量計算方法
采用地質塊段算術平均法。計算公式如下：
Q=SMd
式中：
Q——塊段煤炭儲量，t；
S——塊段水平投影麵積，m2；
M——塊段內煤層平均厚度，m；
d——煤層視密度，t/m3。
原設計對2、3上、3、12、15號煤層資源儲量進行了計算，保有資源/儲量為138154kt，設計可采儲量為94088kt。
修改設計依據山西太行礦業工程技術有限公司提供的3上、3、15號煤層底板等高線及儲量計算圖計算批準開采井田範圍內的3上、3、15號煤層資源/儲量。井田內3上、3、15號煤層的資源/儲量為57220kt。
礦井資源/儲量彙總見表2-1-1。

未批采煤層2號煤層累計查明資源儲量8620kt，其中JM 1020kt，SM 7600kt。8號煤層累計查明資源儲量2220kt，其中JM 1370kt，SM 850kt。12號煤層累計查明資源儲量3460kt，全部為SM。14號煤層累計查明資源儲量1680kt，全部為PM。合計15980kt。
(二)礦井設計資源/儲量
礦井設計資源/儲量依據下式進行計算：
礦井設計資源/儲量=(礦井工業資源/儲量-永久煤柱損失)
式中：
永久煤柱損失為井田境界、村莊和斷層等保安煤柱。
根據以上計算,礦井設計資源/儲量為41611kt。
礦井設計資源/儲量彙總見表2-1-2。

(三)礦井設計可采儲量
礦井設計可采儲量依據下式進行計算：
礦井設計可采儲量=(礦井設計資源/儲量-開采保護煤柱損失)×采區回采率
式中：
開采保護煤柱損失為工業場地及大巷等保安煤柱；采區回采率3上號煤層85%，3號煤層80%，15號煤層75%。
根據以上計算,礦井設計可采儲量為26540kt。
礦井設計可采儲量彙總見表2-1-3。
表2-1-3 礦井設計可采儲量計算表 單位：kt

合計 41611 2210 6016 8226 6845 26540
三、安全煤柱
井田邊界煤柱留20m，水平大巷之間留30m，兩側留30m煤柱，采空區邊界留20m, 斷層煤柱取20m，村莊煤柱130～160m，鐵路、河流煤柱160m。工業場地按二級保護,井筒按一級保護，再根據表土層和基岩厚度(表土移動角45°，基岩移動角70°)計算保安煤柱。當礦井報廢時，預計護巷煤柱損失可回收50%左右。
第二節 礦井設計生產能力及服務年限
一、礦井工作製度
原設計礦井年工作日為300d，每日三班作業，其中兩班生產，一班準備；每日淨提升時間為14h。
修改設計根據《煤炭工業礦井設計規範》，確定礦井的工作製度為：年工作日330d，每天四班作業，三班生產，一班準備；每日淨提升時間為16h。
二、礦井設計生產能力及服務年限
1．礦井設計生產能力的確定
原設計礦井生產能力為0.90Mt/a，其中2號煤層生產能力300kt/a，3號煤層生產能力0.60Mt/a。
修改設計礦井生產能力為0.90Mt/a，其中3號煤層生產能力200kt/a，15號煤層生產能力0.70Mt/a。
2．服務年限
礦井服務年限按下式計算:

式中:
T—礦井服務年限,a；
Zk—礦井設計可采儲量,kt；
A—礦井設計生產能力,kt/a；
K—儲量備用係數,取1.4。
經計算,全礦井服務年限21.1a。其中3號煤層生產能力200kt/a時服務年限7.2a，生產能力0.90Mt/a時服務年限13.9a；15號煤層生產能力0.70Mt/a時服務年限7.2a。
第三節 井田開拓
一、原設計井田開拓推薦方案
上組煤開拓方案：工業場地選擇在洪水河東岸、武鄉電廠北側的河灘階地上，采用斜井開拓方案。在選定的工業場地內向西北方向新鑿主斜井裝備帶式輸送機，擔負礦井開采2、3號煤層的提煤任務；新鑿副斜井裝備雙鉤串車，擔負礦井開采2、3號煤層的輔助提升任務；在109號鑽孔附近的一溝穀新鑿1號回風立井，擔負礦井開采2、3號煤層的回風任務。井筒落底後布置帶式輸送機巷、軌道巷、回風巷，帶式輸送機大巷沿3號煤層布置，軌道大巷、回風大巷沿3上煤層布置，聯合布置開采2、3上、3號煤層。
下組煤開拓方案：延深原某某混合斜井至15號煤層。擔負礦井開采15號煤層的混合提升任務，落底後布置井底車場，向南西向布置運輸大巷至井田西南部邊界；利用現有回風斜井作為進風行人斜井，自3號煤層開鑿進風行人暗斜井至15號煤層，平行運輸大巷布置回風大巷；在地麵連通工業場地的一溝穀內新鑿回風立井擔負礦井開采15號煤層的回風任務，井筒落底後與回風大巷連通，沿15號煤層傾斜方向布置集中運輸大巷、集中回風大巷，開采15號煤層。
二、修改設計開拓方案
1．修改設計的原因
隨著礦井的建設，礦井開采技術條件發生了重大變化：原設計開采的2號煤層資源一直未獲得采礦許可證批複，2號煤層無法按設計批複實施開拓開采；3號煤層瓦斯含量高，為確保安全，3號煤層須加強瓦斯抽放工作力度；按原設計同時在投產采區布置2個回采工作麵、4個掘進工作麵也已不現實，投產采區也無法滿足0.90Mt/a的生產能力。
2．設計修改的主要原則：
1) 暫時不考慮2號煤層的開發。由於2號煤層可采區域賦存於井田中部、北部及東南部局部區域,為保護2號煤層資源不被破壞,2號煤層可采區域下部的3上煤層、3號煤層亦不考慮開采，即首采301采區北部區暫不開采。
2)3號煤層由於瓦斯含量高，應由原設計的主采煤層調整為配采煤層，同時加大瓦斯抽放力度。
3)改原設計初期中央並列式通風為分區通風，即各采區均形成獨立通風係統。
4)初期即考慮提前開采15號煤層，且15號煤層調整為主采煤層，采取上、下組煤層配采。
3．上行開采的可行性
1)煤層
在15號煤層批采範圍內，上覆8、12、14號煤層，均為薄煤層。
8號煤層厚度0.33～1.20m，平均厚0.84m，煤層結構簡單，不含夾矸。屬較穩定局部可采煤層。其頂板為灰黑色泥岩，老頂為K5石灰岩，平均間距5.56m。底板為黑色泥岩或粉砂質泥岩。
12號煤層厚度0.74～1.02m，平均厚0.85m，煤層結構簡單，不含夾矸。全部為瘦煤。在15號煤批采範圍內為穩定可采煤層。頂板為灰黑色泥岩，底板為細砂岩或泥質粉砂岩。
14號煤層煤層厚0.50～1.25m，平均厚0.80m，無夾矸，全部為貧煤，平麵變化較大，屬局部可采煤層。頂板為厚0.0～1.25m的黑灰色含炭質泥岩，K2石灰岩為其老頂，平均厚5.57m。底板為淺灰色中細粒砂岩與黑灰色泥岩。
2)上行開采層間距
根據公式計算開采15號煤層時，不影響和破壞8號煤層的正常開采的最小層間距。
H＞1.14M2+4.14+△M
式中:
H—最小層間距，m；
M—下部煤層的采厚,m；
△M—安全係數，一般取△m≤1.0m；
H＞1.14
根據鑽孔資料，計算結果見下表。

從上表知，15號煤層采用上行開采時，不影響和破壞8號煤層的正常開采。12號煤層除129號孔、ZK4.5-1號孔受影響外，其餘鑽孔層間距均大於上行開采最小層間距，而129號孔在批準開采的15號煤層井田範圍外，ZK4.5-1號孔在溫莊村煤柱內，因此15號煤層采用上行開采時，對12號煤層的正常開采影響不大。
14號煤層位於太原組一段頂部，上距K2石灰岩0～1.25m，下距15號煤層4.79～11.22m，平均間距8.08m。在15號煤批采範圍內及附近有7個鑽孔，其中3個孔達可采厚度，煤層厚0.50～1.25m，平均厚0.80m，無夾矸，屬局部可采煤層。
14號煤層資源/儲量1680kt，可采儲量590kt，為高硫煤，開采該煤層經濟上不合理。
4．根據礦井的資源條件、開采技術條件、現有的生產生活配套設施，提出三個開拓方案。
方案一：
工業場地選擇在洪水河東岸、武鄉電廠北側的河灘階地上，采用斜井開拓方案。在維持原設計上組煤聯合布置開拓基本不變的前提下,增加了15號煤層的開拓布置。即已掘主、副斜井功能不變，主斜井淨寬4.2m，淨斷麵13.23m2，傾角25°，斜長555m至3號煤層做井底煤倉，井筒內裝備1000mm的鋼繩芯強力大傾角帶式輸送機，擔負礦井的煤炭提升任務，裝備軌道，擔負礦井的檢修任務，在井筒內敷設行人台階扶手，兼作礦井的安全出口及進風任務。利用3號煤層運輸巷開鑿3號至15號煤層暗斜井，暗斜井淨寬4.2m，淨斷麵13.23m2，傾角14°，斜長475m，裝備帶式輸送機，擔負礦井開采15號煤層的煤炭提升任務，裝備軌道，擔負礦井的檢修任務，在井筒內敷設行人台階扶手，兼作上下水平之間的安全出口。3號煤層副斜井淨寬4.5m，淨斷麵14.70m2，傾角22°06′，斜長605m至3號煤層，井筒內鋪設雙軌，裝備雙滾筒絞車，擔負礦井開采3上、3號煤層時的人員升降、材料設備下放、矸石提升等輔助提升任務，在井筒內敷設行人台階扶手，兼作礦井的安全出口及進風任務。延深原某某混合斜井至15號煤層為進風斜井，淨寬3.24m，淨斷麵8.28m2，傾角20°30′，斜長550m，擔負礦井開采15號煤層、3上、3號煤層302采區的進風任務，裝備單滾筒絞車，兼作開采15號煤層時的人員升降、材料設備下放、矸石提升等輔助提升任務，在井筒內敷設行人台階扶手，為礦井的安全出口。已掘回風立井改稱1號回風立井，井筒淨直徑5.0m，淨斷麵19.63m2，垂深295m，擔負礦井開采3上、3號煤層301采區時的回風任務。在井筒內裝備金屬梯子間，兼作礦井的安全出口。在地麵連通工業場地的一溝穀內新鑿2號回風立井至15號煤層，擔負礦井開采15號煤層、3上、3號煤層302采區時的回風任務，現有回風斜井關閉。後期開采303采區時再新掘進風立井、回風立井，進風立井淨直徑5.0m，淨斷麵19.63m2，垂深272m，擔負礦井開采3上、3號煤層303采區的進風任務，在井筒內裝備金屬梯子間，兼作礦井的安全出口。回風立井淨直徑5.0m，淨斷麵19.63m2，垂深260m，擔負礦井開采3上、3號煤層303采區的回風任務，在井筒內裝備金屬梯子間，兼作礦井的安全出口。
主斜井、副斜井井筒落底於井田東部+825m水平，井筒落底後沿井筒方位布置301采區三條大巷至井田邊界為帶式輸送機巷、軌道巷和回風巷，向北偏東37°、南偏西37°分別掘兩條大巷為帶式輸送機大巷和軌道大巷，垂直帶式輸送機大巷和軌道大巷向北偏西53°掘302采區帶式輸送機巷、軌道巷、回風巷和303采區帶式輸送機巷、軌道巷、回風巷至井田邊界。 三條大巷平行布置，間距30m，大巷兩側各留設30m的保安煤柱。分別采用走向長壁式進行開采3上、3號煤層，帶式輸送機巷沿3號煤層頂板布置，軌道巷、回風巷沿3上號煤層頂板布置。
自3號煤層開鑿暗斜井至15號煤層，15號煤經集中運輸巷至暗斜井，再由暗斜井至3號煤層帶式輸送機巷到采區煤倉，由采區煤倉經帶式輸送機巷至井底煤倉，由主斜井提升至地麵；進風斜井落底後布置井底車場，向南西向布置軌道巷120m,轉向北西沿15號煤層傾斜方向布置集中運輸巷、集中軌道巷、集中回風巷。采用走向長壁式進行開采15號煤層，集中運輸巷沿15號煤層底板布置，集中軌道巷和集中回風巷沿15號煤層頂板布置。
詳見井田開拓方式平、剖麵圖2-3-1、2-3-2、2-3-3、2-3-10、2-3-11。
方案二：
井筒開拓和巷道開拓基本同方案一，井筒不同之處是自3號煤層開鑿暗斜井至15號煤層，暗斜井淨寬4.6m，淨斷麵15.21m2，傾角14°，斜長475m，為機軌合一，裝備帶式輸送機和單滾筒絞車，擔負礦井開采15號煤層時的煤炭提升和輔助提升任務。
上組煤巷道開拓同方案一，下組煤巷道開拓自3號煤層開鑿暗斜井至15號煤層，為機軌合一，裝備帶式輸送機和單滾筒絞車，做暗斜井材料車場，15號煤經集中運輸巷至暗斜井，再由暗斜井至3號煤層采區煤倉，由采區煤倉至井底煤倉，由主斜井提升至地麵；暗斜井單滾筒絞車擔負礦井開采15號煤層時的人員升降、材料設備下放、矸石提升等輔助提升任務，沿15號煤層傾斜方向布置集中運輸巷、集中軌道巷、集中回風巷。采用走向長壁式進行開采15號煤層，集中運輸巷沿15號煤層底板布置，集中軌道巷和集中回風巷沿15號煤層頂板布置。
詳見井田開拓方式平、剖麵圖2-3-4、2-3-5、2-3-6。
方案三：
井筒開拓和巷道開拓基本同方案一，井筒不同之處是自3號煤層開鑿暗斜井至15號煤層，暗斜井淨寬4.2m，淨斷麵13.23m2，傾角5°15′，斜長383.6m，裝備帶式輸送機，擔負礦井開采15號煤層的煤炭提升任務。 巷道不同之處是302采區巷道向北偏西37°掘兩條大巷轉向北偏西119°為帶式輸送機大巷和軌道大巷，垂直帶式輸送機大巷和軌道大巷向北偏西53°掘302采區帶式輸送機巷、軌道巷、回風巷。
詳見井田開拓方式平麵圖2-3-7、2-3-8、2-3-9。
方案比較
由於礦井基本構造形態為一單斜構造，兩方案井下大巷的開拓模式是基本相似的，因此兩方案的可比部分主要是暗斜井井筒費用和提升方式比較。
兩方案的可比部分的工程量及投資情況比較詳見表2－3－1。

通過分析可以看出，方案一與方案二、三比較，技術、經濟上有明顯的優越性，且方案一投資省、建設快，考慮本礦井目前的資金條件，設計推薦方案一。
三、水平劃分及標高
根據煤層賦存特征，設兩個水平，開采3號煤層水平，水平標高+825m，開采15號煤層水平，水平標高+865m。
四、大巷布置
根據煤層賦存特征，主斜井、副斜井井筒落底於井田東部+825m水平，井筒落底後向北偏西55°掘三條大巷至井田邊界為帶式輸送機巷、軌道巷和回風巷，向北偏東37°、南偏西37°分別掘兩條大巷為帶式輸送機大巷和軌道大巷，垂直帶式輸送機大巷和軌道大巷向北偏西53°掘302采區帶式輸送機巷、軌道巷、回風巷和303采區帶式輸送機巷、軌道巷、回風巷至井田邊界。 三條大巷平行布置，間距30m，大巷兩側各留設30m的保安煤柱。分別采用走向長壁式進行開采3上、3號煤層，帶式輸送機巷沿3號煤層頂板布置，軌道巷、回風巷沿3上號煤層頂板布置。
進風斜井落底後布置井底車場，向南西向布置軌道巷120m,轉向北西沿15號煤層傾斜方向布置集中運輸巷、集中軌道巷、集中回風巷。三條大巷平行布置，間距30m，大巷兩側各留設30m的保安煤柱。采用走向長壁式進行開采15號煤層，集中運輸巷沿15號煤層底板布置，集中軌道巷和集中回風巷沿15號煤層頂板布置。
五、采區劃分及開采順序
根據井田開拓布置，按照《煤炭工業礦井設計規範》要求，並結合工作麵技術裝備和管理水平，設計布置單、雙翼采區，采區長1150～1620m左右。
井田共劃分為4個采區，即301、302、303、1501采區，301采區為雙翼采區，302、303、1501采區為單翼采區。首采區為301、1501采區，在301采區布置1個高檔普采工作麵、2個掘進工作麵，在1501采區布置1個綜采放頂煤工作麵、2個掘進工作麵，保證礦井的設計生產能力。
采區接替先采301、1501采區，15號煤層開采結束後，在301、302、303采區分別布置一個工作麵進行回采，采區內工作麵接替順序采用前進式。
第四節 井 筒
一、井筒用途、布置及裝備
據開拓布置，達產時布置有5個井筒，即主斜井、3號煤層副斜井、15號煤層進風斜井、1號回風立井和2號回風立井。
(1)主斜井淨寬4.2m，淨斷麵13.23m2，傾角25°，表土段混凝土砌镟支護，支護厚度600mm，基岩段混凝土錨網噴支護，噴射厚度100mm，斜長555m至3號煤層做井底煤倉，裝備鋼繩芯強力大傾角帶式輸送機，擔負礦井的煤炭提升任務，在井筒內敷設行人台階扶手，兼作礦井的安全出口及進風任務。
由於井筒斷麵小，不能滿足行人寬度(1000mm)的要求，設計采取以下安全措施：
①必須在主斜井軌道一側設置躲避硐，2個躲避硐之間的距離為30～40m，躲避硐寬度不得小於1.2m，深度不得小於0.7m，高度不得小於1.8m，躲避硐內嚴禁堆積物料。
②要建立完善的提升信號裝置，保證信號聯絡暢通。
③絞車鋼絲繩要定期檢查維護，防止斷繩02manbetx.com 發生。
④在主斜井內安設能夠將運行中斷繩、脫鉤的車輛阻止住的跑車防護裝置。
⑤主斜井內嚴格執行“行人不行車、行車不行人”的規定。
⑥在帶式輸送機和軌道之間靠近帶式輸送機一側安裝金屬網圍欄，一防塊煤滾落發生事故。
(2)3號煤層副斜井：淨寬4.5m，淨斷麵14.70m2，傾角22°06′，表土段混凝土砌镟支護，支護厚度600mm，基岩段混凝土錨網噴支護，噴射厚度100mm，斜長605m至3號煤層，井筒內鋪設雙軌，裝備雙滾筒絞車，擔負礦井開采3上、3號煤層時的人員升降、材料設備下放、矸石提升等輔助提升任務，在井筒內敷設行人台階扶手，兼作礦井的安全出口及進風任務。
(3)15號煤層進風斜井，淨寬3.24m，淨斷麵8.28m2，傾角20°30′，表土段、基岩段均為荒料石砌镟，砌镟厚度300mm，斜長550m，井筒內鋪設單軌，裝備單滾筒絞車，擔負礦井的進風任務，兼作礦井開采15號煤層時的人員升降、材料設備下放、矸石提升等輔助提升任務，在井筒內敷設行人台階扶手，為礦井的安全出口。
(4)1號回風立井，井筒淨直徑5.0m，淨斷麵19.63m2，垂深295m，表土段混凝土砌镟支護，支護厚度600mm，基岩段混凝土錨網噴支護，噴射厚度100mm，擔負礦井開采3上、3號煤層時的回風任務。在井筒內裝備金屬梯子間，兼作礦井的安全出口。
(5)2號回風立井：至15號煤層，井筒淨直徑5.0m，淨斷麵19.63m2，垂深332m，表土段混凝土砌镟支護，支護厚度600mm，基岩段混凝土錨網噴支護，噴射厚度100mm，擔負礦井開采15號煤層時的回風任務，在井筒內裝備金屬梯子間，兼作礦井的安全出口。現有回風斜井關閉。
(6)暗斜井：井筒淨寬4.2m，淨斷麵13.23m2，傾角14°，斜長475m，采用混凝土錨網噴支護，噴射厚度100mm，裝備帶式輸送機，擔負礦井開采15號煤層的煤炭提升任務，裝備軌道，擔負礦井的檢修任務，在井筒內敷設行人台階扶手，兼作上下水平之間的安全出口。在軌道一側設置躲避硐，2個躲避硐之間的距離為30～40m，躲避硐寬度不得小於1.2m，深度不得小於0.7m，高度不得小於1.8m，躲避硐內嚴禁堆積物料。井筒內嚴格執行“行人不行車、行車不行人”的規定。在帶式輸送機和軌道之間靠近帶式輸送機一側安裝金屬網圍欄，一防塊煤滾落發生事故。
(7)303采區進風立井：至3號煤層，井筒淨直徑5.0m，淨斷麵19.63m2，垂深272m，表土段混凝土砌镟支護，支護厚度600mm，基岩段混凝土錨網噴支護，噴射厚度100mm，擔負礦井開采3上、3號煤層303采區的進風任務，在井筒內裝備金屬梯子間，兼作礦井的安全出口。
(8) 303采區回風立井：至3上號煤層，井筒淨直徑5.0m，淨斷麵19.63m2，垂深260m，表土段混凝土砌镟支護，支護厚度600mm，基岩段混凝土錨網噴支護，噴射厚度100mm，擔負礦井開采3上、3號煤層303采區的回風任務，在井筒內裝備金屬梯子間，兼作礦井的安全出口。
井筒斷麵見圖2-4-1、2-4-2、2-4-3、2-4-4、2-4-5、2-4-6、2-4-7、2-4-8、2-4-9、2-4-10、2-4-11、2-4-12。井筒特征見表2-4-1。

二、井筒結構
主斜井表土段為混凝土砌镟，砌镟厚度600mm，基岩段為錨網噴支護，噴射厚度100mm；3號煤層副斜井表土段為混凝土砌镟，砌镟厚度600mm，基岩段為錨網噴支護，噴射厚度100mm；15號煤層進風斜井表土段、基岩段均為砌镟支護，砌镟厚度300mm；1號回風立井表土段為混凝土砌镟，砌镟厚度600mm，基岩段為錨網噴支護，噴射厚度100mm；2號回風立井表土段為混凝土砌镟，砌镟厚度600mm，基岩段為錨網噴支護，噴射厚度100mm。
第五節 井底車場硐室
一、井底車場位置
3號煤層副斜井井底車場設在3號煤層底板岩石中，車場標高為+825m。
15號進風斜井井底車場設在15號煤層底板中，車場標高為+865m。
二、井底車場型式
3、15號煤層井底車場利用已有，為普通串車斜井井底車場，3號煤層井底車場內布置有重、空車儲車線，車場線路設計為自溜坡度，設高低道存車線，高道存車線28.009m，低道存車線26.360m，車場內鋪設有30kg/m軌道係統，軌距為600mm。15號煤層井底車場內布置有重、空車儲車線，存車線40.000m，車場內鋪設有30kg/m軌道係統，軌距為600mm。
三、井底車場硐室名稱及位置
井底車場巷道及硐室全部采用錨網噴支護。
3號煤層井底車場設有信號硐室、等候室、急救室、主變電所、主水泵房、井底水倉、管子道、井下消防材料庫等硐室，信號硐室設在摘掛鉤處，急救室設在等候室及通道附近，井底水倉長度264m，容量1200m3。主斜井井底設有井底煤倉、清理撒煤平巷硐室，井底煤倉為圓形，直徑7.0m，深度19m，容量600m3。本次修改設計除利用已有井底煤倉外，還增加采區煤倉，直徑7.0m，深度30m，容量900m3。
15號煤層井底車場設有信號硐室、等候室、急救室、井下消防材料庫等硐室。信號硐室設在井底落平點，急救室設在等候室附近。井底車場巷道及硐室工程量見表2-5-1，其中已完成井底車場巷道及硐室工程量見表2-5-2。

第三章 大巷運輸及設備
第一節 運輸方式的選擇
一、大巷煤炭運輸方式
大巷煤炭運輸方式同原設計，即采用帶式輸送機運輸方式。理由如下：
1．礦車運輸適應煤層起伏變化能力差，采用煤層大巷難以滿足其對巷道坡度的要求，需布置水平岩石大巷，增加了岩巷工程量和工程費用。本礦井的工業場地位置和煤層賦存特點，初期不宜采用布置岩石水平大巷的開拓方式，因此采用礦車運輸的條件不具備。
2．帶式輸送機運輸能力大，連續性強，尤其能與高產高效工作麵生產能力相適應，實現工作麵至地麵的連續運輸。
二、大巷輔助運輸方式
原設計經方案比選，井下輔助運輸初期采用調度絞車牽引礦車運輸，後期宜采用無軌膠輪車運輸。
修改設計井下輔助運輸選用SQ-1200/55型連續牽引車和JD-25型調度絞車牽引礦車運輸。
第二節 礦 車
根據開拓及井下開采布置，運煤係統實現膠帶化，礦車僅限於輔助運輸，矸石運輸采用1t固定箱式礦車，運送設備及材料采用1t平板車、3t平板車、13.5t平板車和1t材料車。達產時需各類礦車124輛，其中1t固定箱式礦車80輛，1t平板車10輛，1t材料車10輛，3t平板車10輛，13.5t平板車10輛。
井下鋪600mm 30kg/m鋼軌、22kg/m鋼軌。
礦車規格特征及數量見表3-2-1。

第三節 運輸設備選型
一、煤炭運輸設備選型
基本情況說明：
3號煤層共有3條帶式輸送機：
3-1號輸送機為井底煤倉和采區煤倉之間輸送機，運距L=470m，傾角δ=7°，運量Q=540t/h，提升高H=58m；
3-2號輸送機為采區煤倉和301采區運輸下山之間輸送機，運距L=810m，傾角δ=7°，運量Q=150t/h，提升高H=100m；
3-3號輸送機為暗斜井至采區煤倉運輸巷輸送機，運距L=850m，傾角δ=2.5-10°，運量Q=400t/h，提升高H=55m；
15號煤層共有1條帶式輸送機：
15號煤層輸送機為集中運輸巷輸送機，運距L=940m，傾角δ=-10.25°，運量Q=400t/h，提升高H=-170m；
輸送機計算如下。
(一)3-1號帶式輸送機選型計算
1．原始數據及工作條件
1)輸送機長度：L=470m；
2)輸送機傾角: δ=7°；
3)提升高度：H=58m；
4)散煤容重: 1000kg/m3，粒度a=300mm；
5)輸送能力：Q=540t/h；
6)工作環境：井下，潮濕，灰塵較多；
7)張緊形式：采用下帶絞車張緊；
8)帶速V=2.5m/s；
9)帶式輸送機布置形式及力學簡圖見下圖。





2．選型計算：
1)基本參數設定：
輸送帶種類：PVG1250/1整芯阻燃抗靜電橡膠帶，帶寬B=1000mm，帶強St=1250N/mm，每自然米輸送帶重量qB=[qB′] ×B=16kg/m。
承載托輥槽角λ=35°，托輥直徑φ=108mm，L=380mm，上托輥間距a0=1.2m，每米上托輥轉動部分承載重量qRO=10.175g/m。
下托輥直徑φ=108mm，L=1150mm，回程分支托輥間距 aU=3.0m，每米下托輥轉動部分重量 qRU=3.48kg/m。
每米膠帶機上物料重量qG=60kg/m；導料槽長度4500mm；模擬摩擦係數:f =0.03；長度附加係數C=1.2。
2)圓周力及傳動功率計算
⑴滿載運行阻力
FQ=CfLg［qRO+qRU+(2qB+qG)Cosδ］
式中： g=9.8m/s2 L=470m δ=7°C=1. 2 f=0.03
qRO=10.175kg/m qRU=3.48kg/m qG=60kg/m qB=16kg/m
代入式中得 FQ=17.41 (kN)
⑵ 提升阻力 FH= qGgH=60×9.8×58=34.1(kN)
⑶ 特種阻力 FS1 、FS 2，合計取3.0kN
⑷ 圓周驅動力 Fu= FQ +FH+FS1+FS2=54.5(kN)
⑸ 功率計算
傳動滾筒軸功率：PA=( Fu×V) =136.3(kW)
電機軸功率：PM= PA/ηη′η″=151 (kW)
采用單電機驅動，
η-傳動效率 0.95
η′-電壓降係數 0.95
η″-多機驅動功率不平衡係數 1
取YB係列防爆電機，功率N=200kW，1台，10kV，滿足運輸要求。
3)張力計算
⑴ 按垂度條件
承載分支 F承min≥［a0(qB+qG)g］/［8(h/a)adm］=11.2(kN)
回程分支 F回min≥(aUqBg)/［8(h/a)adm］=5.9(kN)
⑵ 按不打滑條件
頭部傳動滾筒：μ= 0.35 φ=190° eμφ=3.18
軟起動係數取Ka=1.5
Fumax =1.5×FU=81.75(kN)
F2min=81.75/(eμφ-1)=37.5(kN)
⑶ 各特性點張力
根據不打滑條件，傳動滾筒奔離點的張力為F2，令F2=38(kN)，
F3= F2+ CfLg(qRU+qBCosδ)- qBgH =24.23(kN)＞F回min =5.9kN，滿足回程邊保證下垂度最小張力要求。
F1= F2+ FU=92.5(kN)
⑷ 確定傳動滾筒合張力
單滾筒驅動，
Fumax = 81.75(kN)
滾筒合張力
Fn= Fumax +F2min =81.75+2×38=158(kN)
4)安全係數計算
輸送帶安全係數：m=1250×1/92.5=13.5＞10 ，輸送帶滿足要求。
5)確定傳動滾筒
滾筒直徑取Φ800mm，則傳動滾筒最大扭矩為M1max= FUmaxD/2=32.7kN•m。取傳動滾筒10080.4，許用合力190Kn＞158kN，滿足；許用扭矩40 kN•m＞32.7kN•m，許用合力及許用扭矩均滿足。
6)逆止力計算
FL= FH-0.8fg[L(qRO+ qRU+2qB)+H/sinδ•qG]=22.3kN
作用於傳動滾筒軸上的逆止力矩：ML′= FL×D/2=22.3×0.8/2=9kN•m。
逆止器所需的逆止力矩：ML≥ 9 kN•m。
安裝位置：低速軸上。
3．計算選型結果如下
經計算， 3-1號帶式輸送機為滿足運輸需求，具體參數如下：
1)輸送機：DSJ100/54/200型帶式輸送機，V=2.5m/s，機長L=470m，δ=10，Q=540t/h。Φ800mm膠麵滾筒驅動，下帶拉緊；
2)輸送帶：PVG1250/1整芯阻燃橡膠帶，強度St1250N/mm，帶寬1000mm；
3)電動機：YB315L2-4，200kW，1480r/min，10KV，1台；
4)液力偶合器：YOXⅡ560；
5)減速器：JS型，輸入功率350kW， i=25，帶逆止器、風扇；
6)製動器：YWZ5-400/121，1套；
7)保護裝置，1套；
8)拉緊裝置1套，安裝位置，輸送機頭部下帶張緊，拉緊力80kN；卷帶裝置1套。
(二)3-2號帶式輸送機選型計算
1． 原始數據及工作條件
1)輸送機傾角: δ=7°；
2)輸送機長度：L=810m；
3)提升高度：H=100m；
4)散煤容重: 1000kg/m3，粒度a=300mm；
5)輸送能力：Q=150t/h；
6)工作環境：井下，潮濕，灰塵較多；
7)張緊形式：采用下帶絞車張緊；
8)帶式輸送機布置形式及力學簡圖見下圖。

2．選型驗算：
1)基本參數設定：
輸送帶種類：PVG680/1整芯阻燃抗靜電橡膠帶，帶寬B=1000mm，帶強St=680N/mm，帶速V=2.5m/s，每自然米輸送帶重量qB=[qB′] ×B=16kg/m。
承載托輥槽角λ=35°，托輥直徑φ=133mm，L=380mm，上托輥間距a0=1.2m，每米上托輥轉動部分承載重量qRO=15.75g/m。
下托輥直徑φ=133mm，L=1150(V600)mm，回程分支托輥間距 aU=3.0m，每米下托輥轉動部分重量 qRU=6.1kg/m。
每米膠帶機上物料重量qG=16.7kg/m；導料槽長度4500mm；模擬摩擦係數:f =0.03；長度附加係數C=1.12。
2)圓周力及傳動功率計算
⑴滿載運行阻力
FQ=CfLg［qRO+qRU+(2qB+qG)Cosδ］
式中： g=9.8m/s2 L=810m δ=7°C=1.12 f=0.03
qRO=15.75kg/m qRU=6.1kg/m qG=16.7kg/m qB=16kg/m
代入式中得
FQ=18.72 (kN)
⑵ 提升阻力
FH= qGgH=16.7×9.8×100=16.4(kN)
⑶ 特種阻力
FS1 、FS 2，合計取3.0kN
⑷ 圓周驅動力
Fu= FQ +FH+FS1+FS2=38.12(kN)
⑸ 功率計算
傳動滾筒軸功率
PA=( Fu×V) =95.3(kW)
電機軸功率：
PM= PA/ηη′η″=119 (kW)
采用雙電機驅動，
η-傳動效率 0.93
η′-電壓降係數 0.93
η″-多機驅動功率不平衡係數 0.92
取YB係列防爆電機，功率N=75kW，2台，660V，滿足運輸要求。
3)張力計算
⑴ 按垂度條件
承載分支 F承min≥［a0(qB+qG)g］/［8(h/a)adm］=4.8(kN)
回程分支 F回min≥(aUqBg)/［8(h/a)adm］=5.9(kN)
⑵ 按不打滑條件
頭部傳動滾筒：μ= 0.35 φ=190° eμφ=3.18
軟起動係數取Ka=1.5
Fumax =1.5×FU=57.18(kN)
F2min=57.18/(eμφ-1)=26.23(kN)
⑶ 各特性點張力
根據不打滑條件，傳動滾筒奔離點的張力為F2，令F2=27(kN)，
F3= F2+ CfLg(qRU+qBCosδ)- qBgH =17.18(kN)＞F回min =5.9kN，滿足回程邊保證下垂度最小張力要求。
F1= F2+ FU=65.12(kN)
4)安全係數計算
輸送帶安全係數：m=680×1/65.12=10.4＞10 ，輸送帶滿足要求。
5)逆止力計算
FL= FH-0.8fg[L(qRO+ qRU+2qB)+H/sinδ•qG]=3.0kN
作用於傳動滾筒軸上的逆止力矩：ML′= FL×D/2=3×0.63/2=0.95kN•m。
逆止器所需的逆止力矩：ML≥ 1 kN•m。
安裝位置：低速軸上。
3．計算選型結果如下
經計算，3-2號帶式輸送機為滿足運輸需求，具體參數如下：
1)輸送機：DSJ100/15/75×2型帶式輸送機，V=2.5m/s，機長L=810m，δ=7°，Q=150t/h。Φ630mm膠麵滾筒驅動，下帶拉緊；
2)輸送帶：PVG680/1整芯阻燃橡膠帶，強度St680N/mm，帶寬1000mm；
3)電動機：YB280S-4，75kW，1480r/min，660V，2台；
4)液力偶合器：YOXⅡ450，2台；
5)減速器：DCY315-20， i=20，2台；
6)逆止器：NFA25，額定逆止力矩2.5kN•m。1套；
7)保護裝置，1套；
8)拉緊裝置，1套；卷帶裝置1套。
(三)3-3號帶式輸送機選型計算
1． 原始數據及工作條件
1)輸送機傾角: δ=2.5～10°；
2)輸送機長度：L=850m；
3)提升高度：H=55m；
4)散煤容重: 1000kg/m3，粒度a=300mm；
5)輸送能力：Q=400t/h；
6)工作環境：井下，潮濕，灰塵較多；
7)張緊形式：采用下帶絞車張緊；
8)帶式輸送機布置形式及力學簡圖見下圖。
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2．選型驗算：
1)基本參數設定：
輸送帶種類：PVG1250/1整芯阻燃抗靜電橡膠帶，帶寬B=1000mm，帶強St=1250N/mm，帶速V=2.5m/s，每自然米輸送帶重量qB=[qB′] ×B=16kg/m。
承載托輥槽角λ=35°，托輥直徑φ=133mm，L=380mm，上托輥間距a0=1.2m，每米上托輥轉動部分承載重量qRO=15.75g/m。
下托輥直徑φ=133mm，L=1150(V600)mm，回程分支托輥間距 aU=3.0m，每米下托輥轉動部分重量 qRU=6.1kg/m。
每米膠帶機上物料重量qG=44.4kg/m；導料槽長度4500mm；模擬摩擦係數:f =0.03；長度附加係數C=1.12。
2)圓周力及傳動功率計算
⑴滿載運行阻力
FQ=CfLg［qRO+qRU+(2qB+qG)Cosδ］
式中： g=9.8m/s2 L=850m δ=10°C=1.12 f=0.03
qRO=15.75kg/m qRU=6.1kg/m qG=44.4kg/m qB=16kg/m
代入式中得
FQ=27.17 (kN)
⑵ 提升阻力
FH= qGgH=44.4×9.8×55=24(kN)
⑶特種阻力
FS1 、FS 2，合計取3.0kN
⑷圓周驅動力
Fu= FQ +FH+FS1+FS2=54.176(kN)
⑸功率計算
傳動滾筒軸功率
PA=( Fu×V) =135.4(kW)
電機軸功率：
PM= PA/ηη′η″=150 (kW)
采用單電機驅動，
η-傳動效率 0.95
η′-電壓降係數 0.95
η″-多機驅動功率不平衡係數 1
取YB係列防爆電機，功率N=200kW，1台，10kV，滿足運輸要求。
3)張力計算
⑴按垂度條件
承載分支 F承min≥［a0(qB+qG)g］/［8(h/a)adm］=8.9(kN)
回程分支 F回min≥(aUqBg)/［8(h/a)adm］=5.9(kN)
⑵按不打滑條件
頭部傳動滾筒：μ= 0.35 φ=190° eμφ=3.18
軟起動係數取Ka=1.5
Fumax =1.5×FU=81(kN)
F2min=81/(eμφ-1)=37.2(kN)
⑶各特性點張力
根據不打滑條件，傳動滾筒奔離點的張力為F2，令F2=38(kN)，
F3= F2+ CfLg(qRU+qBCosδ)- qBgH =36.3(kN)＞F回min =5.9kN，滿足回程邊保證下垂度最小張力要求。
F1= F2+ FU=92.17(kN)
⑷確定傳動滾筒合張力
單滾筒驅動，
Fumax = 81(kN)
滾筒合張力
Fn= Fumax +F2min =81+2×38=157(kN)
4)安全係數計算
輸送帶安全係數：m=1250×1/92.17=13.56＞10 ，輸送帶滿足要求。
5)確定傳動滾筒
滾筒直徑取Φ800mm，則傳動滾筒最大扭矩為M1max= FUmaxD/2=32.4kN•m。取傳動滾筒10080.4，許用合力190kN＞157kN，滿足；許用扭矩40 kN•m＞32.4kN•m，許用合力及許用扭矩均滿足。
6)逆止力計算
FL= FH-0.8fg[L(qRO+ qRU+2qB)+H/sinδ•qG]=10kN
作用於傳動滾筒軸上的逆止力矩：ML′= FL×D/2=10×0.8/2=4kN•m。
逆止器所需的逆止力矩：ML≥ 4 kN•m。
安裝位置：低速軸上。
3．計算選型結果如下
經計算，3-3號帶式輸送機為滿足運輸需求，具體參數如下：
1)輸送機：DSJ100/40/200型帶式輸送機，V=2.5m/s，機長L=850m，δ=2.5～10°，Q=400t/h。Φ800mm膠麵滾筒驅動，下帶拉緊；
2)輸送帶：PVG1250/1整芯阻燃橡膠帶，強度St1250N/mm，帶寬1000mm；
3)電動機：YB315L2-4，200kW，1480r/min，10KV；
4)液力偶合器：YOXⅡ560；
5)減速器：JS型，輸入功率350kW， i=25，帶逆止器、風扇；
6)製動器：YWZ5-400/121，1套；
7)保護裝置，1套；
8)拉緊裝置，1套；卷帶裝置1套。
(四)15號煤層帶式輸送機選型計算
1． 原始數據及工作條件
1)輸送機傾角: δ=-10.25°；
2)提升高度：H=-170m，下運；
3)散煤容重: 1000kg/m3，粒度a=300mm；
4)輸送能力：Q=400t/h；
5)工作環境：井下，潮濕，灰塵較多；
6)張緊形式：采用下帶絞車張緊；
7)帶速V=2.5m/s；
8)帶式輸送機布置形式及力學簡圖見下圖。

2．選型計算：
1)基本參數設定：
輸送帶種類：PVG680/1整芯阻燃抗靜電橡膠帶，帶寬B=800mm，帶強St=680N/mm，每自然米輸送帶重量qB=[qB′] ×B=10.6kg/m。
承載托輥槽角λ=35°，托輥直徑φ=108mm，L=315mm，上托輥間距a0=1.2m，每米上托輥轉動部分承載重量qRO=8.83g/m。
下托輥直徑φ=108mm，L=950mm，回程分支托輥間距 aU=3.0m，每米下托輥轉動部分重量 qRU=3.18kg/m。
每米膠帶機上物料重量qG=44.4kg/m；導料槽長度4500mm；模擬摩擦係數:f =0.012；長度附加係數C=1.15。
2)圓周力及傳動功率計算
　全線滿載運行工況
⑴主要阻力
FH=CfLg［qRO+qRU+(2qB+qG)Cosδ］
式中： g=9.81m/s2 L=940m δ=10.25° f =0.012 C=1.15
qRO=8.83kg/m qRU=3.18kg/m qG=44.4kg/m qB=10.66kg/m
代入式中得
FH=9.74(kN)
⑵傾斜阻力
FSt= qGgH=44.4×9.81×(-170)=-73.97(kN)
⑶特種阻力
FS1+F S2，合計取3.0kN
⑷圓周驅動力
Fu= FH +FSt+FS1+FS2=9.73-73.97+3=-61.24(kN)
⑸功率計算
傳動滾筒軸功率
PA=( Fu×V) =-153.1(kW)
電機軸功率：
PM= PAη/η′η″ =-156(kW)，電機功率為負值，表明電機處於發電工況。
η-傳動效率
η′-電壓降係數
η″-多機驅動功率不平衡係數
選用YB係列防爆電動機1台，單滾筒驅動，電機功率N=160kW。
3)張力計算
⑴按垂度條件
承載分支 F承min≥［a0(qB+qG)g］/［8(h/a)adm］=8.1(kN)
回程分支 F回min≥(aUqBg)/［8(h/a)adm］=3.9(kN)
⑵按不打滑條件
頭部傳動滾筒：μ= 0.35 φ=190° eμφ=3.15
采用液力製動器，KA=1.3
Fumax =1.3×‖FU‖=80(kN)
F2min=80/(eμφ-1)=37.2(kN)
⑶各特性點張力
根據不打滑條件，傳動滾筒奔離點的張力為F2，令F2=37.2(kN)，
F3= F2+ CfLg(qRU+qBCosδ)- qBgH =21.27(kN)＞F回min =3.9kN，滿足回程邊保證下垂度最小張力要求。
F1= F2+‖FU‖=98.44(kN)
4)確定傳動滾筒合張力
單滾筒驅動，
Fumax =80(kN)
滾筒合張力
Fn= Fumax +F2min =80+2×37.2=154.4(kN)
5)安全係數計算
輸送帶安全係數：m=680×0.8/98.44=5.5＜10 ，輸送帶不滿足要求。
另取輸送帶PVG1250/1，帶強1250/N/mm，則輸送帶安全係數：m=1250×0.8/98.44=10.16＞10 ，輸送帶滿足要求。
6)確定傳動滾筒
滾筒直徑取Φ800mm，則傳動滾筒最大扭矩為M1max= FUmaxD/2=32kN•m。取傳動滾筒8080.4，許用合力160kN＞154.4kN，滿足；許用扭矩32kN•m=32kN•m，滿足。
7)製動力的計算及製動器的選擇
製動力的計算
FBmax≥1.5(Fstmax-FHmin)
Fstmax=gqGH=74(kN)
FHmin= fLg［qRO+qRU+(2qB+qG)Cosδ］=8.46(kN)
FBmax≥98.31(kN)
製動器的選擇：
Mz= (FBmax×r)÷(i×0.86)=2.3kN.m
選用液力製動器BYTZ-2500型，額定製動力矩為2.5 kN.m，滿足要求。
3．計算選型結果如下
經計算，15號煤層帶式輸送機為滿足運輸需求，具體參數如下：
1)輸送機：DSJ80/40/160型帶式輸送機，V=2.5m/s，機長L=940m，δ=-10.25°，Q=400t/h。Φ800mm膠麵滾筒驅動，下帶拉緊；
2)輸送帶：PVG1250/1整芯阻燃橡膠帶，強度St1250N/mm，帶寬800mm；
3)電動機：YB315L1-4，160kW，1480r/min，10kV；
4)液力偶合器：YOXⅡ560；
5)減速器：JS型，輸入功率270kW， i=20，帶風扇；
6)製動器：BYTZ-2500，1套；
7)保護裝置，1套；
8)液壓拉緊裝置，1套；卷帶裝置1套。
二、輔助運輸設備選型
選用SQ-1200/55型連續牽引車和JD-25型調度絞車牽引礦車運輸。
3號煤層井底車場輔助運輸選用1台JD-25型調度絞車牽引礦車運輸，301采區軌道巷選用1台SQ-1200/55型連續牽引車牽引礦車運輸，30101工作麵軌道順槽選用1台SQ-1200/55型連續牽引車牽引礦車運輸。
15號煤層井底車場輔助運輸選用1台JD-25型調度絞車牽引礦車運輸，集中軌道巷選用1台SQ-1200/55型連續牽引車牽引礦車運輸，150101工作麵軌道順槽選用1台SQ-1200/55型連續牽引車牽引礦車運輸。

第四章 采區布置及裝備
第一節 采煤方法
一、采煤方法的選擇
原設計：
首采區開采2、3號煤層，2號煤層以一個長壁普采工作麵及1個炮掘工作麵保證年產300kt/a的生產能力；3上號煤層以一個長壁綜采工作麵及1個綜掘工作麵、1個炮掘工作麵保證年產0.60Mt/a的生產能力。
修改設計：
隨著礦井的建設，礦井開采技術條件發生了重大變化：
1．2號煤層資源一直未獲得采礦許可證批複，暫時不考慮2號煤層的開發。由於2號煤層可采區域僅賦存於井田北部局部區域,為保護2號煤層資源不被破壞,2號煤層可采區域下部的3上煤層、3號煤層亦不考慮開采，即首采301采區北部區暫不開采。
2．3號煤層由於瓦斯含量高，應由原設計的主采煤層調整為配采煤層。
3．初期即考慮提前開采15號煤層，且15號煤層調整為主采煤層，采取上、下組煤層配采。
首采區開采3上號、15號煤層，煤層賦存及開采技術條件如下：
(一)3號煤層
3 上號煤層上距2號煤層7.92～19.38m，平均10.68m，下距3號煤層0.70～14.39m平均3.91m。大部為瘦煤，東南部為焦煤。煤層厚0.0～1.79m，平均厚0.92m，采用煤厚平均0.90m。煤層結構簡單，大部區域不含夾矸，局部見1～2層夾矸。較穩定。全井田45個鑽孔中有23個鑽孔達可采煤厚，可采係數51%。北中部大部可采，南東部大部不可采(與3號合並)，全井田屬局部可采煤層。直接頂板為黑色泥岩或炭質泥岩，厚0.86～4.60m。之上白灰色中細粒砂岩厚2.20～8.81m，為該煤層之老頂。底板為灰黑色泥岩或粉砂質泥岩，厚0.70～14.39m。
3上號煤層煤的自燃傾向為Ⅰ類，屬容易自燃煤層，煤塵具有爆炸危險性。
根據3上號煤層特征,結合目前國內開采技術水平有兩種采煤方法可供選擇,即高檔普通機械化采煤法和綜合機械化采煤法。
綜合機械化采煤法比高檔普通機械化采煤法更為先進，具有效率高、產量大、生產安全性好、工人勞動強度低的優點,但設備投資高，而且3上號煤層瓦斯含量高，為容易自燃煤層，不能充分發揮綜合機械化采煤設備的效率，因此設計推薦3上號煤層采用高檔普通機械化采煤法，頂板管理采用全部垮落法。
3號煤層除東南角(剝蝕)、西部、北部局部不可采(灰分超標)外，全井田基本穩定大部可采。上距3上號煤層0.70～14.39m，平均3.91m，與3上煤層有分岔並層現象。下距4號煤層3.54～10.48m，平均間距3.93m。大部為瘦煤，東南部為焦煤，南西邊緣為貧瘦煤。煤層最大厚度4.72m(ZK8-2)，最小0.20m(11線196孔)，平均2.46m。采用厚度最大4.19m(5勘探線東段171孔)，最薄0.20m(11勘探線196孔)，平均2.11m。厚度變異係數0.38。全井田45個鑽孔中有42個鑽孔達可采煤厚，可采係數93.3%。煤層結構較簡單，見有0～3層夾矸，夾矸厚0.06～0.61m。其直接頂板為深灰色泥岩及砂質泥岩，厚0.70～14.39m。與3上煤層共有一老頂，為中細粒砂岩。底板為灰黑色泥岩。
3號煤層煤的自燃傾向為Ⅲ類，屬不易自燃煤層，煤塵具有爆炸危險性。設計推薦3號煤層采用綜合機械化一次采全高采煤法，頂板管理采用全部垮落法；開采3號煤層較薄區域采用高檔普通機械化采煤法，頂板管理采用全部垮落法。
3號煤層與3上號煤層采煤設備均可通用，3上號煤層工作麵支護選用DW18/30/100型單體液壓支柱；3號煤層選用綜采液壓支架，較薄區域工作麵支護選用DW12/30/100型單體液壓支柱。
(二)15號煤層
15號煤層位於太原組一段上部，上距14號煤層4.79～11.22m，平均間距8.08m，與K2灰岩平均間距為8.88m，下距太原組K1砂岩8.46～31.90m，平均15.97m。在批采範圍內及附近共有7個鑽孔控製，煤層厚度4.23～5.73m，平均4.68m，結構較複雜，見1～4層夾矸。采用煤厚3.79～5.17m，平均4.25m。全部為貧煤。為穩定主要可采煤層之一。煤層頂板為黑色泥岩及砂質泥岩，厚4.79～11.22m，平均厚8.08m；老頂為K2石灰岩，與15號煤頂平均間距8.88m。底板為灰黑色含粉砂質泥岩。
15號煤層煤的自燃傾向為Ⅲ類，屬不易自燃煤層。煤塵具有爆炸危險性。地質構造簡單，水文地質條件較複雜。
根據15號煤層特征,結合目前國內開采技術水平有兩種采煤方法可供選擇,即綜采放頂煤一次采全高和大采高綜采采煤法。
1．綜采放頂煤一次采全高采煤法
綜采放頂煤一次采全高的主要優點是：動力消耗小，采煤成本低，對煤層變化大、構造比較複雜的地質條件有較好的適應性，易於實現高產高效。缺點是：工作麵設備多、管理複雜，易混入矸石、原煤灰分高、資源回收率低、工作麵作業條件稍差。
放頂煤開采關鍵在於頂煤的可放性,而頂煤的可放性則由煤層賦存條件、力學性質、裂隙(節理)發育狀況及夾矸特征、頂、底板性質等因素綜合確定：
a、煤層厚度： 4.23～5.73m，平均4.68m，為厚煤層。
b、煤層傾角：本井田煤層傾角2°～14°，小於15°，符合放頂煤開采條件。
c、煤層賦存深度：本井田15號煤層，埋藏深度一般為200～450m之間，從開采深度看，15號煤在+640m水平以上頂煤冒放性尚可。
d、煤層結構：井田內15號煤層含泥岩或炭質泥岩夾矸1～4層。結構較複雜，符合放頂煤開采條件。
e、煤層硬度和節理:本井田範圍內15號煤層堅固性係數f=1.5～2,在f≤3的放頂煤開采範圍之內。
f、自然發火期: 根據河北煤田地質研究所檢驗報告，15號煤層煤的吸氧量為1.04cm3/g，自燃傾向為Ⅲ類，為不易自燃煤層。大於3個月的放頂煤開采技術要求。
g、頂底板岩性: 直接頂板岩性為泥岩及砂質泥岩，屬半堅硬岩石，完整性穩定性較好；老頂為K2灰岩，致密堅硬，穩定性整體性好；底板岩性為砂質泥岩與細砂岩，岩石整體性穩定性較好。頂、底板易管理。
h、瓦斯
由於放頂煤開采同時出煤量加大，瓦斯湧出量隨之增大。目前礦井資料顯示淺部瓦斯含量較低，隨著煤層開采深度的增加，瓦斯湧出量逐步增大，但通過加強通風管理，配備完善的瓦斯監測係統，可以防止瓦斯積聚。
2．大采高綜采
大采高綜采一次采全高適應煤層厚度在4.0～6.0m，地質構造簡單，煤層賦存條件較好、煤層底板較硬、直接頂冒落後能充滿采空區。大采高綜采可以實現高產高效。且具有采場過風斷麵大，為稀釋瓦斯創造了有利條件的優點。缺點是：適應煤層厚度變化能力較差，對煤層及頂底板要求較高。大采高綜采由於采高大，采場礦壓顯現強烈，頂板管理困難，工作麵容易片幫。根據15號煤層特征，適宜采用大采高綜采一次采全高，但存在以下問題：
a、從安全性、可靠性角度出發，大采高工作麵配套的綜采設備投資費用高，在生產能力不受限製的情況下才能發揮其優良的性價比。15號煤層工作麵生產能力為0.70Mt/a，大采高綜采設備的能力得不到極致的發揮。
b、從資源利用角度出發，15號煤層厚度變化較大，煤層變薄處推進困難，煤層變厚處資源損失比較嚴重。
c、大采高支架重量及運輸尺寸較大，15號煤層進風斜井斷麵小，需要刷大斷麵，增加井巷投資。
根據15號煤層賦存情況、開采技術條件、頂底板強度、煤層厚度及其變化、夾矸等多種因素分析，結合國內外厚煤層采煤方法的實際情況及礦井實際情況，推薦15號煤層采用走向長壁綜采放頂煤一次采全高采煤法，頂板管理采用全部垮落法。
二、采煤工藝與機械配備
工作麵的采、裝、運、支工序全部機械化。
從目前綜采的發展趨勢看，設計安全高效的綜采麵要求加大工作麵的長度，加大截深，選用能切割硬煤的特大功率采煤機，提高采煤的切割速度，相應要求提高移架速度，與大運量的重型可彎曲刮板輸送機相匹配，加強端頭支護，采用長距離順槽帶式輸送機。針對上述要求，對於綜采係統設計考慮了以下原則：
A、機械設備的選擇首先滿足技術先進，生產可靠，提高綜采設備的開機率，達到安全高效。同時各設備間要相互配套，保證運輸暢通，並增加運輸環節的緩衝能力，以期達到采運平衡，最大限度地發揮綜采優勢。
B、為綜采工作麵創造快速連續開采的條件，加大工作麵推進長度，減少搬家次數，並保證快速搬家。同時做到采準工作快，增大巷道斷麵特別是順槽斷麵，利用頂板完整，煤層堅硬的條件，采用樹脂錨杆支護，以提高掘進速度，保證工作麵的接替要求。
C、對輔助運輸係統，要求係統簡單、環節少，把工作人員快速方便地運送至工作地點，作為提高工作麵生產能力的一個重要因數考慮，並在巷道布置上加以保證。
(一)3上號煤層回采工作麵主要采煤設備選擇分述如下：
1．采煤機
3上號煤層以一個長壁高檔普采工作麵保證年產200kt/a的生產能力，長壁高檔普采工作麵日產量606t左右。設計首采區采高1.66m。據資料統計，國外安全高效工作麵開機率一般在70%以上，最高達95%；國內高產工作麵的開機率平均先進水平在40%～55%以上。設計按照比國內平均先進水平有所提高，確定綜采機組每班開機率為40%。
1)采高的選擇
采煤機的采高應與煤層厚度的變化範圍相適應，根據3上號煤層賦存條件和開采技術條件，確定采煤機的采高為1.66m(首采區3上號煤層平均厚度)。
2)滾筒直徑的確定
雙滾筒采煤機的滾筒直徑以大於工作麵最大采高的0.5倍為宜。3上號煤層最大采高為1.81m，所以雙滾筒采煤機的滾筒直徑大於或等於0.9m即可滿足使用要求，根據采煤機滾筒直徑係列，取滾筒直徑1.0m。
3)采煤機截深
截深的選取與煤層厚度，煤層軟硬，頂板岩性以及支架移架步距，綜合考慮取采煤機的截深為0.6m。
4)采煤機應具有的生產能力
3上號煤層年產量200kt/a，年工作日330d，日產量為606t/d。
采煤機的選擇應與工作麵生產能力相適應，可用采煤機的平均割煤速度作為基本參數計算，對於端頭斜切進刀，單向割煤，采煤機的平均落煤能力由下式計算：

式中：
Qm—采煤機落煤能力，t/h；
A—回采工作麵日產量，576t/d；
L—工作麵長度，150m；
Ls—刮板輸送機彎曲段長度，35m；
Lm—采煤機兩滾筒中心距，取10m；
K—采煤機日開機率，根據經驗取40%；
C—工作麵回收率，95%；
Td—采煤機反向時間，取5min；
B—采煤機滾筒截深，0.60m；
H—工作麵平均采高，1.66m(首采區3上號煤層平均厚度)；
γ—煤的容重，1.30t/m3。
則：

根據采煤機的平均落煤能力計算采煤機的平均割煤速度，公式如下：

式中：
VC—采煤機平均割煤速度，m/min；
Qm—采煤機落煤能力，t/h；
B—采煤機滾筒截深，0.60m；
H—工作麵平均采高，1.66m；
γ—煤的容重，1.30t/m3。

在采煤過程中，采煤機實際落煤量和割煤量速度是一個隨機值，因此，采煤機的最大割煤速度較平均割煤速度應有一定的富裕量。

式中：
Vmax—采煤機的最大割煤速度，m/min；
VC—采煤機平均割煤速度，m/min；
K—采煤機不均衡係數，取1.15。

式中：
N—采煤機截割功率，kW；
Vmax—采煤機的最大割煤速度，m/min；
HW—采煤機能耗指數，取0.9kWh/m3；

根據以上計算，並考慮煤層的硬度及夾矸情況，結合目前國內高產高效采煤工作麵設備配置，采煤機選用MG150-AW型采煤機，其主要技術參數見表4-1-1。在選擇配套刮板機、轉載機、順槽可伸縮帶式輸送機等運輸設備時，考慮了生產礦井實際使用情況和計算的生產能力兩方麵因素，並遵循《綜采綜掘高檔普采設備選型配套圖集》中的“運煤係統的能力外部要大於采麵20%為宜”的原則。

2．工作麵可彎曲刮板輸送機
工作麵刮板輸送機選型需滿足三個方麵要求：
一是工作麵刮板輸送機能力要保證將采煤機采落的煤全部運出，並留有一定的富裕，刮板輸送機能力應不低於采煤機最大割煤能力。

式中：
QC—刮板輸送機能力，t/h；
KC—采煤機與刮板機同向運行時修正係數，1.1；
QM—采煤機最大割煤能力，121t/h。
QC=1.1×121=133t/h
二是外型尺寸和牽引方式與采煤機相匹配。
三是運輸機長度與工作麵長度相一致。
根據計算並考慮煤層夾矸因素，選用SGB620/80T型可彎曲刮板輸送機，其主要技術參數見表見表4-1-2。

3．順槽轉載機
順槽轉載機的轉載能力要與工作麵的生產能力相適應，並要求與工作麵刮板輸送機和順槽可伸縮帶式輸送機相配套,根據公式計算

式中：
QZ—轉載機輸送機能力，t/h；
KZ—轉載機富餘係數，1.1；
QC—刮板輸送機能力，133t/h。
QC=1.1×133=146t/h
為此選用SZB730/40型刮板轉載機。其主要技術參數見表4-1-3。

式中：
B—帶式輸送機寬度，m；
K——貨載截麵係數，β=25°時，K=400；
r——貨載散集容重，取1.0t／m3；
c——輸送機傾角係數，a=0～10°時，C=1。
根據計算及考慮到采煤機瞬間能力及大塊煤炭不外溢，選用SSJ80/40/40×2型可伸縮帶式輸送機主要技術參數見表4-1-4。
表4-1-4 可伸縮帶式輸送機技術特征表

(二)15號煤層回采工作麵主要采煤設備選擇分述如下：
1．采煤機
15號煤層以一個長壁綜采放頂煤工作麵保證年產0.70Mt/a的生產能力，長壁綜采放頂煤工作麵日產量2121t左右。設計采高2.50m、放頂煤高度2.64m。據資料統計，國外安全高效工作麵開機率一般在70%以上，最高達95%；國內高產工作麵的開機率平均先進水平在40%～55%以上。設計按照比國內平均先進水平有所提高，確定綜采機組每班開機率為40%。
1)采高的選擇
采煤機的采高應與煤層厚度的變化範圍相適應，根據15號煤層賦存條件和開采技術條件，確定采煤機的采高為2.5m。
2)滾筒直徑的確定
雙滾筒采煤機的滾筒直徑以大於工作麵最大采高的0.5倍為宜。15號煤層采高為2.50m，所以雙滾筒采煤機的滾筒直徑大於或等於1.25m即可滿足使用要求，根據采煤機滾筒直徑係列，取滾筒直徑1.25m。
3)采煤機截深
截深的選取與煤層厚度，煤層軟硬，頂板岩性以及支架移架步距，綜合考慮取采煤機的截深為0.60m。
4)采煤機應具有的生產能力
15號煤層年產量0.70Mt/a，年工作日330d，日產量為2121t/d。
采煤機的選擇應與工作麵生產能力相適應，可用采煤機的平均割煤速度作為基本參數計算，對於端頭斜切進刀，單向割煤，采煤機的平均落煤能力由下式計算：

式中：
Qm—采煤機落煤能力，t/h；
A—回采工作麵日產量，1910t/d；
L—工作麵長度，150m；
Ls—刮板輸送機彎曲段長度，35m；
Lm—采煤機兩滾筒中心距，取10m；
K—采煤機日開機率，根據經驗取40%；
C—工作麵回收率，95%；
Td—采煤機反向時間，取5min；
B—采煤機滾筒截深，0.60m；
H—工作麵平均采高，2.50m；
γ—煤的容重，1.35t/m3。
則：

在采煤過程中，采煤機實際落煤量和割煤量速度是一個隨機值，因此，采煤機的最大割煤速度較平均割煤速度應有一定的富裕量。

式中：
Vmax—采煤機的最大割煤速度，m/min；
VC—采煤機平均割煤速度，m/min；
K—采煤機不均衡係數，取1.15。

采煤機最大割煤能力：

式中：
N—采煤機截割功率，kW；
Vmax—采煤機的最大割煤速度，m/min；
HW—采煤機能耗指數，取0.7kWh/m3；
K—考慮放頂煤開采采煤機功率係數，取0.9；

根據以上計算，並考慮煤層的硬度及夾矸情況，結合目前國內高產高效采煤工作麵設備配置，采煤機選用MG160/375-W型采煤機，其主要技術參數見表4-1-5。在選擇配套刮板機、轉載機、順槽可伸縮帶式輸送機等運輸設備時，考慮了生產礦井實際使用情況和計算的生產能力兩方麵因素，並遵循《綜采綜掘高檔普采設備選型配套圖集》中的“運煤係統的能力外部要大於采麵20%為宜”的原則。

2．工作麵可彎曲刮板輸送機
工作麵刮板輸送機選型需滿足三個方麵要求：
一是工作麵刮板輸送機能力要保證將采煤機采落的煤全部運出，並留有一定的富裕，刮板輸送機能力應不低於采煤機最大割煤能力。

式中：
QC—刮板輸送機能力，t/h；
KC—采煤機與刮板機同向運行時修正係數，1.1；
QM—采煤機最大割煤能力，444t/h。
QC=1.1×444=488t/h
二是外型尺寸和牽引方式與采煤機相匹配。
三是運輸機長度與工作麵長度相一致。
根據計算並考慮煤層夾矸因素，選用前後部SGZ764/264型可彎曲刮板輸送機，其主要技術參數見表見表4-1-6。

式中：
QZ—轉載機輸送機能力，t/h；
KZ—轉載機富餘係數，1.1；
QC—刮板輸送機能力，488t/h。
QC=1.1×488=536t/h
為此選用SZZ764/132型刮板轉載機。其主要技術參數見表4-1-7。



三、工作麵頂板管理方式，支護設備選型
1．3上號煤層
設計推薦3上號煤層采用走向長壁單體液壓支柱高檔普采采煤方法,頂板管理采用全部垮落法。
據地質報告，3 上號煤層頂板、底板均為泥岩、砂質泥岩，部分為砂岩。頂、底板易管理。
根據生產經驗和有關技術文件，選用DW18/30/100型單體液壓支柱。
1)支柱最大高度Hmax
Hmax=Mmax-b+c
式中：
Mmax——工作麵最大采高，1.81m；
b——頂梁厚度，0.13m；
c——活柱富裕行程，0.10m.
Hmax=Mmax-b+c=1.81-0.13+0.10=1.78m
2)支柱最小高度Hmin
Hmin=Mmin-s-b-a
式中：
Mmin——工作麵最小采高，1.29m；
s——頂梁最大下沉量，0.10m；
b——頂梁厚度，0.13m；
a——支柱卸載高度，0.01m.
Hmin=Mmin-s-b-a=1.29-0.10-0.13-0.01=1.05m
而DW18/30/100型單體液壓支柱：Hmax=1800mm，Hmin=1110mm
所以選用DW18/30/100型單體液壓支柱和HDJA-1200型金屬鉸接頂梁。
開采煤層厚度為0.70～1.05m時，選用DW12/30/100型單體液壓支柱和HDJA-1200型金屬鉸接頂梁。
3)支柱強度P的確定
P=(6-8)Mr
式中：
P——頂板來壓時的支護強度，t/m2；
M——工作麵采高，181m；
r——頂板岩石的平均容重，取26000N/m3；
P=(6～8)Mr=(6～8)×1.81×26000
=282360～376480=282～376(kN/m2)
工作麵長度150m，采用三、四排控頂，柱距0.75m，排距1.20m，則工作麵實際支護強度為：
n=150÷0.75×5/(150×5.0)=1.33(根/m2)
則支柱平均工作阻力F=300×1=300(kN/根)
支柱實際支護強度為P實=F×n=300×1.33=399(kN/m2)
由於P實＞P，所以工作麵采用DW18/30/100型單體液壓支柱和HDJA-1200型金屬鉸接頂梁支護頂板是合理可行的。
其主要技術參數見表4-1-10。

端頭支護和超前支護采用DZ30-25/110Q性單體液壓支柱和L=3.0mπ型梁。
2．15號煤層
設計推薦15號煤層采用走向長壁液壓支架綜采放頂煤采煤方法,頂板管理采用全部垮落法。
據地質報告，15號煤層厚度為4.27～6.56m，平均為5.14m，頂板為泥岩、砂質泥岩，底板為泥岩、砂質泥岩，局部為砂岩，穩定性好，易管理。
根據生產經驗和有關技術文件，選用ZF4000/16/32型液壓支架。
支架支護強度的計算：
1)根據回歸經驗公式：
qH=9.768KM0.21γ2
式中：
qH——支護強度，MPa；
K——備用係數,1.3；
M——煤層最大高度，取6.56m；
γ2——頂板岩石容重，取26kN/m3。
qH=9.768KM0.21γ2=9.768×1.3×6.560.21×26=490kN/m2 =0.49(MPa)
根據實測數據回歸計算放頂煤支架的支護強度為0.49MPa。
2)按估算法確定支架支護強度
支架支護強度按下列計算
g=Kd(g冒+g頂)
式中：
g—支架支護強度，kN/m2；
Kd—動載係數，取1.5；
g冒—冒落帶自重應力，g冒=r1h；

r1—上覆岩層容重，26000 N/m3；
g冒=10×26000=260000；
M—工作麵采高，2.50m；
δ—岩石初期碎脹係數，1.25；
g頂—頂煤自重應力；
g頂=Mdr2=4.06×1.35×1000×9.8=53714kN/m2；
Md—放頂煤厚度，4.16m；
g=1.5×(260000+53714)=470571kN/m2=0.47MPa
根據估算法計算支架支護強度為0.47 MPa。
通過上述兩種方法計算，取其最大者為0.49 MPa，即要求所選液壓支架支護強度應不低於0.49MPa的頂板荷載。
根據支架高度和支護強度計算結果，選用ZF4000/16/32型液壓支架。其主要技術參數見表4-1-11。
端頭支護采用過渡液壓支架。
四、回采工藝
3上號煤層工作麵回采工藝為：
采煤機割煤→移架→推移輸送機。
15號煤層工作麵回采工藝為：
工作麵采用“二刀一放”追機作業，放煤步距1.2m。工作麵回采工藝為：采煤機割煤→移架→推移前輸送機→放頂煤→移後輸送機，工作麵采用間隔多輪循環放煤方式。
五、工作麵回采方向及超前關係
工作麵布置在采區內采用前進式，回采工作麵采用後退式開采。
六、工作麵長度及年推進度
根據《煤炭工業礦井設計規範》,並考慮地方煤礦管理水平等因素，確定工作麵長度150m，工作麵采用“四六”工作製，每日4班，三個班生產，1個班檢修，每班工作時間6h。按85%的正規循環率，3上號煤層年推進度為673.2m；15號煤層年推進度為841.5m。
七、回采率
據《煤炭工業礦井設計規範》，3上、3、15號煤層采區回采率85%、80%、75%。
第二節 采區布置
一、采區布置方式及采區劃分
根據開拓布置，主斜井、副斜井井筒落底於井田東部+825m水平，井筒落底後沿井筒方位布置301采區三條大巷至井田邊界為帶式輸送機巷、軌道巷和回風巷，為301采區；向北偏東37°、南偏西37°分別掘兩條大巷為帶式輸送機大巷和軌道大巷，垂直帶式輸送機大巷和軌道大巷向南偏西53°掘采區帶式輸送機巷、軌道巷、回風巷至井田邊界，為302采區；垂直帶式輸送機大巷和軌道大巷向北偏西53°掘采區帶式輸送機巷、軌道巷、回風巷至井田邊界，為303采區。 三條大巷平行布置，間距30m，大巷兩側各留設30m的保安煤柱。分別采用走向長壁式進行開采3上、3號煤層，帶式輸送機巷沿3號煤層頂板布置，軌道巷、回風巷沿3上號煤層頂板布置。
進風斜井落底後布置井底車場，向南西向布置軌道巷120m,轉向北西沿15號煤層傾斜方向布置集中運輸巷、集中軌道巷、集中回風巷，為1501采區。集中運輸巷沿15號煤層底板布置，集中軌道巷和集中回風巷沿15號煤層頂板布置。
基本垂直帶式輸送機巷、軌道巷和回風巷布置工作麵運輸順槽、軌道順槽、回風順槽、瓦斯尾巷。第一個工作麵的軌道順槽作為第二個工作麵的瓦斯尾巷,該巷道在回采過程中和回采結束後要及時維護,及時補打錨杆錨索,局部破碎地段加強支護。詳見采區巷道布置及機械設備配備平麵圖。
二、移交生產和達到設計能力時的采區數目、位置和工作麵生產能力計算：
1．礦井移交生產及達到生產能力時，在301采區3上號煤層布置一個高檔普采工作麵，工作麵長度為150m，采高1.66m，掘進工作麵為2個，采掘比為1：2；在1501采區15號煤層布置一個綜采放頂煤工作麵。工作麵長度為150m，采高2.5m，放頂煤高度2.15m(首采區煤層平均厚度4.65m)，掘進工作麵為2個，采掘比為1：2。
2．回采工作麵能力計算：
1)3上號煤層高檔普采工作麵生產能力按下式計算：
Q3上普采=labMrΦc
式中：
l——工作麵長度，150m；
a——工作麵日推進度，2.4m/d；
b——年工作日,330d/a；
M——工作麵采高，1.66m(首采區煤層平均厚度)；
r——煤的容重，1.30t/m3；
Φ——正規循環率，0.85；
c——工作麵回采率,0.95。
則:
Q3上普采=150×2.4×330×1.66×1.30×0.85×0.95
=207(kt/a)
2)15號煤層綜采放頂煤工作麵生產能力按下式計算：
機采生產能力由下式計算：
Q15c=labMrφc
式中：
l——工作麵長度，150m；
a——工作麵日推進度，3.0m/d；
b——年工作日,330d/a；
M——工作麵采高，2.50m；
r——煤的容重，1.35t/m3；
φ——正規循環率，0.85；
c——工作麵回采率,0.95。
Qc=150×3.0×330×2.50×1.35×0.85×0.95=405kt
放頂煤生產能力由下式計算：
Q15f= lab Mf rφc
式中：
l——工作麵長度，150m；
a——工作麵日推進度，3.0m/d；
b——年工作日,330d/a；
Mf——放頂煤高度，2.15m(首采區煤層平均厚度)；
r——煤的容重，1.35t/m3；
φ——正規循環率，0.85；
c——工作麵回采率,0.75。
則Q15f=150×3.0×330×2.15×1.35×0.85×0.75=275kt
Q15綜采= Q15c+Q15f=405+275=680kt
礦井掘進出煤按回采工作麵生產能力的5%考慮,則:
Q掘=(207+680)×5%=44kt
故全礦井生產能力為：
Q=207+680+44=931(kt/a)
滿足礦井0.90Mt/a的設計生產能力。
三、采區運輸、通風、排水係統
1. 運輸係統
原煤：3上號煤層回采工作麵SGB620/80型刮板輸送機→運輸順槽SZB730/40型轉載機、DSJ80/40/40×2型帶式輸送機→帶式輸送機巷DSJ100/15/75×2型帶式輸送機→帶式輸送機巷DSJ100/54/200型帶式輸送機→井底煤倉→主斜井DTL100/35/315型鋼繩芯帶式輸送機→地麵。
15號煤層回采工作麵SGZ764/264型刮板輸送機→運輸順槽SZZ764/132型轉載機、DSJ80/40/90型帶式輸送機→帶式輸送機集中巷DSJ80/40/160型帶式輸送機→暗斜井DTL100/40/220型帶式輸送機→帶式輸送機巷DSJ100/40/200型帶式輸送機→采區煤倉→帶式輸送機巷DSJ100/54/200型帶式輸送機→井底煤倉→主斜井DTL100/35/315型鋼繩芯帶式輸送機→地麵。
綜掘掘進煤: 3上號煤層順槽掘進工作麵SQZ-40型轉載機→STJ650/2×22型帶式輸送機→帶式輸送機巷DSJ100/15/75×2型帶式輸送機→帶式輸送機巷DSJ100/54/200型帶式輸送機→井底煤倉→主斜井DTL100/35/315型鋼繩芯帶式輸送機→地麵。
15號煤層順槽掘進工作麵SQZ-40型轉載機→STJ650/2×22型帶式輸送機→帶式輸送機集中巷DSJ80/40/160型帶式輸送機→暗斜井DTL100/40/220型帶式輸送機→帶式輸送機巷DSJ100/40/200型帶式輸送機→采區煤倉→帶式輸送機巷DSJ100/54/200型帶式輸送機→井底煤倉→主斜井DTL100/35/315型鋼繩芯帶式輸送機→地麵。
炮掘掘進煤: 3上號煤層開拓掘進工作麵SGB620/40刮板輸送機→帶式輸送機巷DSJ100/15/75×2型帶式輸送機→帶式輸送機巷DSJ100/54/200型帶式輸送機→井底煤倉→主斜井DTL100/35/315型鋼繩芯帶式輸送機→地麵。
2．通風係統
1)新鮮風流:
3上號煤層：地麵→主斜井、3號煤層副斜井→運輸巷、軌道巷→運輸順槽→回采工作麵。
15號煤層：地麵→3號煤層副斜井、15號煤層進風斜井→集中運輸巷、軌道巷→運輸順槽→回采工作麵。
2)汙濁風流:
3上號煤層：回采工作麵→回風順槽→回風巷→1號回風立井→地麵。
15號煤層：回采工作麵→回風順槽→集中回風巷→2號回風立井→地麵。
3．排水係統
1) 3上號煤層工作麵積水自流到順槽、順槽安設小水泵排至采區巷，采區巷排至3號煤層井底水倉。
2) 15號煤層工作麵積水自流到順槽、順槽安設小水泵排至采區巷，采區巷排至15號煤層井底水倉，經暗斜井、運輸巷排至3號煤層井底水倉。
第三節 巷道掘進
一、巷道斷麵及支護形式
主斜井采用半圓拱斷麵，淨寬4.2m，淨斷麵13.23m2，表土段混凝土砌镟支護，支護厚度600mm，基岩段混凝土錨網噴支護，噴射厚度100mm；3號煤層副斜井采用半圓拱斷麵，淨寬4.5m，淨斷麵14.70m2，傾角22°06′，表土段混凝土砌镟支護，支護厚度600mm，基岩段混凝土錨網噴支護，噴射厚度100mm；15號煤層進風斜井采用三心拱斷麵，淨寬3.24m，淨斷麵8.28m2，表土段、基岩段均為荒料石砌镟，砌镟厚度300mm；1號回風立井井筒淨直徑5.0m，淨斷麵19.63m2，表土段混凝土砌镟支護，支護厚度600mm，基岩段混凝土錨網噴支護，噴射厚度100mm；2號回風立井井筒淨直徑5.0m，淨斷麵19.63m2，表土段混凝土砌镟支護，支護厚度600mm，基岩段混凝土錨網噴支護，噴射厚度100mm。
暗斜井井筒淨寬4.2m，淨斷麵13.23m2，采用混凝土錨網噴支護，噴射厚度100mm；303采區進風立井井筒淨直徑5.0m，淨斷麵19.63m2，表土段混凝土砌镟支護，支護厚度600mm，基岩段混凝土錨網噴支護，噴射厚度100mm； 303采區回風立井井筒淨直徑5.0m，淨斷麵19.63m2，表土段混凝土砌镟支護，支護厚度600mm，基岩段混凝土錨網噴支護，噴射厚度100mm。
井底車場采用半圓拱斷麵，淨寬4.0m，淨斷麵12.28m2，錨網噴支護，噴射厚度100mm；水泵房采用半圓拱斷麵，淨寬4.0m，淨斷麵16.28m2，錨網噴支護，噴射厚度100mm； 變電所采用半圓拱斷麵，淨寬4.0m，淨斷麵12.28m2，錨網噴支護，噴射厚度100mm；管子道采用半圓拱斷麵，淨寬2.4m，淨斷麵5.62m2，錨網噴支護，噴射厚度100mm；水倉采用半圓拱斷麵，淨寬3.2m，淨斷麵8.50m2，錨網噴支護，噴射厚度100mm；井底煤倉淨直徑7.0m，淨斷麵38.48m2，錨網噴支護，噴射厚度100mm；運輸巷采用矩形斷麵錨網噴支護，淨寬4.0m, 淨斷麵12.00m2，噴射厚度100mm；軌道巷采用矩形斷麵錨網噴支護，淨寬4.0m, 淨斷麵12.00m2，噴射厚度100mm；回風巷采用矩形斷麵錨網噴支護，淨寬4.5m, 淨斷麵17.1m2，噴射厚度100mm；運輸順槽、回風順槽采用矩形斷麵玻璃鋼錨杆支護，淨寬4.0m, 淨斷麵12.00m2，回采工作麵采用液壓支架支護。
巷道參數詳見巷道斷麵圖冊。
二、礦井采掘比例關係
礦井達產時，為保證工作麵的正常銜接，3上號煤層配有1個綜掘工作麵和1個炮掘工作麵。綜掘工作麵機械設備有：EBZ135型掘進機，ZP-40轉載機，SSJ650/22×2型帶式輸送機，JD-11.4型調度絞車,MYZ-150型探水鑽，2BKJ-№6.3/60型局部通風機。炮掘工作麵機械設備有：ZM-12S型煤電鑽，QJ15型鑿岩機，JD-11.4型調度絞車，MYZ-150型探水鑽, 2BKJ-№6.3/60型局部通風機。
15號煤層配有2個綜掘工作麵。綜掘工作麵機械設備有：EBZ135型掘進機，ZP-40轉載機，SSJ650/22×2型帶式輸送機， MYZ-150型探水鑽，JD-11.4型調度絞車，2BKJ-№6.0/30型局部通風機。
礦井采掘比為1：2。
三、巷道掘進進度指標
根據《煤炭工業礦井設計規範》要求並結合地方礦實際情況，確定掘進指標如下：
立井：60m/月；
斜井：80m/月；
大巷：150m/月；
井底車場及硐室：500m3/月；
綜掘：300m/月；
炮掘：150m/月；
開切眼：100m/月。
四、巷道工程量
礦井移交和達到設計生產能力時,井巷工程總長度34480m,掘進總體積483270m3,已有井巷長度8879m，掘進總體積127123m3,萬噸掘進率284.5m。
礦井達產時井巷工程量見表4-3-1。
第五章 瓦斯抽放
一、瓦斯抽放必要性原則
從安全生產的角度考慮，當一個礦井、采區或工作麵的絕對瓦斯湧出量大於通風能允許的瓦斯湧出量時，就需要抽放瓦斯。《礦井瓦斯抽放管理規範》(以下簡稱《規範》)從安全和經濟上的諸多因素綜合考慮規定，凡有下列情況之一的礦井，必須建立瓦斯抽放係統，開展瓦斯抽放工作：
1．一個采煤工作麵的瓦斯湧出量大於5m3/min或一個掘進工作麵瓦斯湧出量大於3m3/min，用通風方法解決瓦斯問題不合理的。
2．礦井絕對瓦斯湧出量達到以下條件的：
礦井絕對瓦斯湧出量大於40m3/min；
年產量1.00～1.50Mt的礦井，礦井絕對瓦斯湧出量大於30m3/min；
年產量0.60～1.00Mt的礦井，礦井絕對瓦斯湧出量大於25m3/min；
年產量0.40～0.60Mt的礦井，礦井絕對瓦斯湧出量大於20m3/min；
年產量小於或等於0.40Mt的礦井，礦井絕對瓦斯湧出量大於15m3/min。
3．開采具有煤與瓦斯突出危險煤層的。
4．建立永久瓦斯抽放係統的礦井，同時應具備瓦斯抽放量可穩定在2m3/min以上和瓦斯資源可靠、儲量豐富預計瓦斯抽放服務年限在10年以上兩個條件。
二、本礦井抽放瓦斯必要性分析
1．回采工作麵抽放瓦斯的必要性分析
通過對某某煤礦瓦斯湧出量的預測可知，兩種方案下礦井回采工作麵瓦斯湧出量都達到了建立抽放係統的條件。另外根據國家安全生產監督管理總局、國家煤礦安全監察局提出“先抽後采、監測監控、以風定產”的十二字瓦斯治理方針，對煤礦瓦斯治理提出了更高要求，要求煤礦全麵實施抽放瓦斯工作，以保障煤礦安全生產，防止煤礦瓦斯事故。因此為保證回采工作麵生產能力達到設計產量，保證礦井的安全生產，對礦井回采工作麵進行抽放瓦斯是必要的。
但對於15號煤層來說，在目前沒有實測煤層瓦斯含量的基礎上計算得回采工作麵的瓦斯湧出量為2.2m3/min，則可以不考慮抽放。
2．掘進工作麵抽放瓦斯的必要性分析
某某煤礦在3號煤層回采工作麵巷道掘進過程中，在目前的通風條件下，工作麵的瓦斯濃度經常超限且超限情況較為嚴重，尤其是炮掘工作麵在放炮落煤後，需要經過較長時間排放，才能使瓦斯濃度恢複至《煤礦01manbetx 》所容許的安全值之下，由於該情況出現較多，掘進工作麵常常因瓦斯濃度超限問題而影響生產，掘進工作顯得非常被動，嚴重的影響了掘進速度且威脅工人生命安全，而3號煤層、3上號煤層原始瓦斯含量相當，都比較大，因此開采時對3號煤層和3上號煤層掘進工作麵進行瓦斯抽放工作顯得非常必要。而對於15號煤層由於掘進時瓦斯湧出量較小，可以暫時不考慮瓦斯抽放。
綜上所述，結合某某煤礦的實際生產情況以及考慮未來10年的生產規劃，礦井進行瓦斯抽放工作是必要的。
三、瓦斯抽放的可能性
1．本煤層瓦斯抽放的可能性
本煤層抽放瓦斯的可能性，是指煤層在天然透氣性條件下進行預抽的可能性。衡量其可抽性的指標一個為煤層的透氣性係數(λ)、一個為鑽孔瓦斯流量衰減係數(α)，據此指標將煤層預抽瓦斯的難易程度進行分類，如表所示(由於某某煤礦的具體條件2號煤層的鑽孔瓦斯流量衰減係數無現場實測數值)

某某煤礦實測的瓦斯抽放指標參數為：
鑽孔瓦斯流量衰減係數 3號煤層： α=0.019～0.031 d-1
煤層透氣性係數 3號煤層： 2號煤=0.112m2/MPa2•d
2號煤層： 1號煤=0.491m2/MPa2•d；
將以上煤層抽放指標對照表可知，某某煤礦3號煤層從鑽孔瓦斯流量衰減係數和煤層透氣性係數來判定屬於可以抽放煤層；由於受目前某某煤礦的開拓情況限製，2號煤層無法測試煤層瓦斯流量衰減係數，從2號煤層透氣性係數來判定屬於可以抽放煤層。
由於3上號煤層和3號煤層賦存情況相近，故通過3號煤層透氣性係數來判定3上號煤層屬於可以抽放煤層。
綜上所述，某某煤礦2號、3號和3上號煤層均為可以抽放煤層，因此某某煤礦對這些煤層進行瓦斯抽放是可行的。但需指出的是，從測定的透氣性係數來看比較靠近臨界值，其透氣性不是很好，如想取得比較理想的抽放效果還需采取一些經證實有效的強化抽放措施來加以保證。
2．鄰近層瓦斯抽放的可行性
某某煤礦上組煤屬於近距離煤層群開采，在2號 、3號、3上號煤層中進行回采時，其鄰近煤層均在開采層的影響範圍之內，受2號、3號、3上號煤層的采動影響，鄰近煤岩層透氣性必將大大增加。3上號煤層開采時，其鄰近層向開采層瓦斯湧出量達11.67m3/min；而後期2號和3號開采時，通過工作麵瓦斯湧出預測結果可以看出，回采時鄰近層向開采層釋放的瓦斯量都比較大，兩個煤層回采時其鄰近層向開采層瓦斯湧出量分別達18.01m3/min和16.26m3/min。因此某某煤礦鄰近層瓦斯湧出是礦井瓦斯湧出的主要來源之一，回采時必須采取有效措施對鄰近層瓦斯進行抽放。
目前我國的鄰近層抽放瓦斯技術是一項成熟的治理瓦斯災害的技術，在中、近距離鄰近層賦存條件下，隻要鑽孔參數設計、施工合理，抽放參數選擇適宜，都能取得良好的抽放瓦斯效果。因此對鄰近層進行瓦斯抽放是可行的。
3．采空區瓦斯抽放的可能性
礦井在回采過程中采空區內丟失的煤炭將在采空區內解吸大量的瓦斯，加上某某煤礦的回采方法采用一次采全高、全部垮落法管理頂板，其兩個開采煤層的上或下鄰近煤層距開采層距離比較近，鄰近層和圍岩受采動影響，鄰近層抽放後剩下的卸壓瓦斯必定通過采空區冒落產生的裂隙湧向采空區，使采空區具有比較好的瓦斯源。故某某煤礦進行采空區瓦斯抽放技術上是可行，其它礦井實踐證明采空區瓦斯抽放得良好的抽放效果。
綜上所述，某某煤礦對工作麵采空區進行瓦斯抽放是可行的。
四、建立永久瓦斯抽放係統的條件
根據《煤炭科學研究總院撫順分院》編製的《某某省XX縣某某煤礦瓦斯抽放工程初步設計》礦井瓦斯湧出量的預計， 3上號煤層和15號煤層同時開采時，礦井絕對瓦斯湧出量39.63 m3/min，相對瓦斯湧出量20.93 m3/t。對本煤層、鄰近層、采空區進行瓦斯抽放工作技術上可行且具有較好的可操作性，而且礦井瓦斯可抽儲量比較豐富，資源可靠。預計瓦斯抽放服務年限將遠遠超過10年以上，已經具備了建立永久抽放係統的條件。
第一節 礦井瓦斯來源分析
一、礦井瓦斯來源及湧出構成
某某煤礦投產後在開采期間的瓦斯來源由以下三部分組成：回采工作麵(包括圍岩及鄰近層)的瓦斯湧出、掘進工作麵的瓦斯湧出和采空區(包括圍岩)的瓦斯湧出。各瓦斯源湧出的瓦斯占礦井瓦斯的湧出比例與礦井的開采深度和礦井的生產接續布局、采掘強度等有關，根據礦井瓦斯湧出量預測結果，計算確定的某某煤礦在達產時期的瓦斯湧出構成為： 3上號、15號煤同時開采時回采工作麵瓦斯占49.63%，掘進工作麵瓦斯占23.09%，采空區瓦斯占27.28%。
可以看出，某某煤礦瓦斯湧出構成中以回采工作麵瓦斯湧出為主，因此礦井的瓦斯治理重點應放在回采工作麵上。
二、回采工作麵的瓦斯來源及湧出構成
2號、3上號和3號煤層開采時，其回采工作麵瓦斯來源包括開采層和鄰近層(包括圍岩)瓦斯兩大部分，2號、3號、3上號煤層屬薄及中厚煤層，且層間距較小，2號、3號、3上號煤層鄰近層在受采動影響下向開采層湧入的瓦斯對開采層影響都比較大，所以回采工作麵瓦斯湧出量中鄰近層的湧出量是其主要來源。
三、采空區瓦斯湧出及湧出構成
某某煤礦為一新建礦井，設計兩個工作麵，目前還沒有采空區。但是隨著礦井生產時間的推移和采區開采範圍的擴大，采空區瓦斯湧出量所占的比例勢必將會逐漸加大，這一點根據上麵的礦井瓦斯來源及其構成已看出，所以在礦井生產的中後期對於采空區瓦斯湧出的治理應該更加引起重視。
綜上所述，從瓦斯湧出構成上來看，某某煤礦2號、3上號和3號煤層回采工作麵瓦斯湧出以鄰近層、開采層為主，中後期采空區也將有一定比例的瓦斯湧出。所以在對回采工作麵采取瓦斯抽放措施時，應堅持鄰近層抽放、開采層抽放為主，同時還要兼顧采空區的瓦斯治理的原則。
四、礦井瓦斯湧出量預測
目前，我國用於回采工作麵瓦斯湧出量預測的方法有二類：分源預測法和統計預測法。分源預測法，它根據回采工作麵瓦斯湧出來源及來源湧出規律並結合煤層開采技術條件、煤層瓦斯賦存參數來計算回采工作麵瓦斯湧出量，適應於各種采煤方法的回采工作麵瓦斯湧出量預測，隻要選取的預測參數合理，可以取得很高的預測準確率。統計預測法則要求被預測的回采工作麵在開采方法、煤層賦存條件、瓦斯地質條件與樣本工作麵相同或相似，否則，預測準確率難以保證。
根據某某煤礦目前采用的開采技術條件、開采方法以及煤層的賦存條件分析，礦井正式生產時礦井瓦斯湧出來源主要有采掘工作麵瓦斯湧出、鄰近層(包括圍岩)瓦斯湧出以及在工作麵回采後采空區的瓦斯湧出，使用分源預測法按照這三部分瓦斯湧出對礦井瓦斯湧出量進行預測。
1．回采工作麵瓦斯湧出量
3上號煤層和15號煤層同時開采時回采工作麵瓦斯湧出量預測
薄煤層及中厚煤層不分層開采時，回采工作麵的瓦斯湧出量包括開采層(含圍岩)和鄰近層瓦斯湧出的計算公式為：

L—回采工作麵長度，m；3上號煤層：L=135m；15號煤層：L=150m；
h—巷道瓦斯預排等值寬度，m；
m0—開采煤層厚度，m；3上號煤層：m0=1.30m；15號煤層：m0=5.14m；
m—煤層開采厚度，m；3上號煤層：m0=1.30m；15號煤層：m0=5.14m；
X0—開采煤層原始瓦斯含量，3上號煤層：X0=16.43m3/t；15號煤層：X0=4.31m3/t；3上煤層、4號煤層與3號煤層賦存條件相似且距離比較接近，故取與3號煤層相同瓦斯參數，下同。
Xc—開采煤層煤的殘存瓦斯含量，3上號煤層：Xc=3.59m3/t；15號煤層：Xc=2.9m3/t；
mi～第i鄰近層煤厚，m；
Xi～第i鄰近層原始瓦斯含量，m3/t；
Xic～第i鄰近層殘存瓦斯含量，m3/t；
Ki～第i鄰近層的瓦斯排放率，ki與鄰近層至開采層的間距有關；
當采高小於4.5m的條件，Ki按下式計算或按圖5-1-1選取。

1-上鄰近層，2-緩傾斜煤層下鄰近層，3-傾斜、急傾斜煤層下鄰近層
根據某某煤礦綜合柱狀圖顯示，3上號煤層上部為2煤層，下部為3號和4號煤層，其它煤層與開采煤層垂直距離超過影響範圍。所以計算3上號煤層工作麵瓦斯湧出量包括三個鄰近層和圍岩瓦斯。15號煤層上部33.16m處有12號煤層，目前其瓦斯情況不明，距離也相對較遠，故計算時不再考慮。則當3上號煤層工作麵回采時的鄰近層關係及hi數值如表5-1-1所示：
1-上鄰近層，2-緩傾斜煤層下鄰近層，3-傾斜、急傾斜煤層下鄰近層
根據某某煤礦綜合柱狀圖顯示，3上號煤層上部為2煤層，下部為3號和4號煤層，其它煤層與開采煤層垂直距離超過影響範圍。所以計算3上號煤層工作麵瓦斯湧出量包括三個鄰近層和圍岩瓦斯。15號煤層上部33.16m處有12號煤層，目前其瓦斯情況不明，距離也相對較遠，故計算時不再考慮。則當3上號煤層工作麵回采時的鄰近層關係及hi數值如表5-1-1所示：
式中：q2 —掘進巷道瓦斯湧出量，m3/min；
D —巷道斷麵內暴露煤麵的周邊長度， m；3上號煤層：D＝2.6m；15號煤層：D＝9.8 m ；
v —巷道平均掘進速度，m/min；v炮＝0.00347 m/min、v綜＝0.00694 m/min
l —巷道長度，m；
q0 —煤壁瓦斯湧出初速度，m3/m2•min；本礦井無實測值，故按下經驗式計算：

Vdaf —煤的揮發份含量，%，3上號煤層：Vdaf =22.83%；15號煤層：Vdaf =18.61%；
S —掘進巷道斷麵積，m2；S＝12m2；
γ—煤的密度，t/m3，3上號煤層：γ＝1.33 t/m3；3號煤層：γ＝1.40 t/m3；
其餘符號同前。
將相關參數代入以上公式計算出某某煤礦掘進工作麵瓦斯湧出量，計算結果詳見表5-1-4。
式中：qk —礦井瓦斯湧出量，m3/t；
K1—生產采區內采空區瓦斯湧出係數，本礦井均使用機械化采煤，回采率較高，雖上組煤層間距較小，但3號上與3號煤層合層地方較多、加上4號煤層厚度比較薄，故生產采區瓦斯湧出係數取‘近距離煤層群’的下限值，即K1＝1.25；
K2—已采區采空區瓦斯湧出係數，因在回采工作麵瓦斯湧出量預測中已經充分考慮了圍岩以及鄰近層瓦斯湧出量，且某某煤礦並不會出現大麵積已采區，故K2=1.10。
q1i—第i個回采工作麵的瓦斯湧出量，m3/min;
q2j—第i個掘進工作麵的瓦斯湧出量，m3/min;
A0 —礦井平均日產量，t。
根據相關實際參數，按上述式子計算得某某煤礦達產時瓦斯湧出量預測結果，詳如表5-1-5所示。
第二節 瓦斯抽放方法的選擇
一、選擇抽放瓦斯方法的原則
礦井抽放瓦斯是減少礦井和采區瓦斯湧出量的有效途徑。我國煤礦的瓦斯抽放方法按瓦斯來源大致可以分為以下五類：(1)開采層瓦斯抽放方法；(2)鄰近層瓦斯抽放方法；(3)采空區瓦斯抽放方法；(4)圍岩瓦斯抽放方法；(5) 綜合抽放瓦斯方法。其中綜合抽放瓦斯方法是前四類方法中兩種或兩種以上方法的配合使用。
選擇抽放瓦斯的方法時應遵循如下的原則：
1．選擇的抽放瓦斯方法應適合煤層賦存狀況、開采巷道布置、地質條件和開采技術條件；
2．抽放方法的選取應根據瓦斯來源及湧出構成進行，應盡可能采用綜合抽放瓦斯方法，以提高抽放瓦斯效果；
3．選擇的抽放瓦斯方法應有利於減少井巷工程量，實現抽放巷道與開采巷道的結合；
4．選擇的抽放瓦斯方法應有利於抽放巷道的布置與維護；
5．選擇的瓦斯抽放方法應有利於提高瓦斯抽放效果，降低抽放成本；
6．選擇的瓦斯抽放方法應有利於鑽場、鑽孔的施工、抽放係統管網敷設，有利於增加抽放鑽孔的抽放時間。
二、瓦斯抽放方法選擇
根據對本礦井采、掘工作麵瓦斯湧出量的預測、礦井抽放瓦斯必要性的闡述與對工作麵瓦斯來源和湧出構成的分析，結合某某煤礦開拓開采技術條件，可以采用的抽放瓦煤斯方法有：
A、鄰近層瓦斯抽放；
B、本煤層瓦斯抽放；
C、采空區瓦斯抽放；
D、鄰近層、本煤層和采空區綜合瓦斯抽放。
按照某某煤礦回采工作麵的設計產量、瓦斯湧出量、通風能力以及目前的瓦斯抽放水平，經全麵分析計算，開采3號、3上號煤層時，某某煤礦無論是前期的首采區還是根據礦井規劃後期需要增加的采區的各回采工作麵都必須采取本煤層、鄰近層和采空區同時抽放的綜合瓦斯抽放方法。
1．本煤層瓦斯抽放
本煤層瓦斯抽放可分為開采層未卸壓抽放和卸壓抽放兩種方法。根據礦井主采煤層可抽性論述以及本井田其它礦井的抽放情況，2號、3號、3上號煤層屬於可以抽放煤層，設計在2號、3號、3上號煤層回采工作麵采用未卸壓抽放(預抽)和邊采邊抽方法，利用工作麵進風巷道向煤層打迎麵斜交和平行於工作麵的鑽孔，在工作麵回采前可以作為預抽鑽孔對本煤層瓦斯進行預抽，同時該預抽鑽孔還可隨著回采工作麵的推進前方煤體產生的卸壓作用，作為邊采邊抽對鑽孔對煤層進行卸壓瓦斯抽放，從而提高瓦斯抽放量，減少開采層的瓦斯湧出。見圖5-2-1。
依據礦井掘進工作麵的瓦斯湧出量預測，在本礦井進行回采工作麵巷道準備時3號、3上號煤層掘進工作麵瓦斯湧出量都大於3m3/min，同時結合目前某某煤礦煤巷掘進過程中工作麵瓦斯頻繁超限的狀況，設計在2號、3號、3上號煤層巷道掘進時采用邊掘邊抽的方法，解決掘進工作麵瓦斯容易超限的問題，以期提高巷道的掘進速度，緩解礦井采掘接替緊張。掘進工作麵布孔方式如圖5-2-2所示。




2．鄰近層瓦斯抽放
受開采層的采動影響，其上部或下部的鄰近煤層得到卸壓後會發生膨脹變形，使其透氣性大幅度增加，因采動影響而在岩層與煤層之間形成的層間空隙不僅是卸壓瓦斯的儲存地點，也成為卸壓瓦斯良好的流通渠道，因此鑽孔穿入或透過這些層間空隙就能取得較好的抽放效果。
鄰近層瓦斯抽放是某某礦井瓦斯治理的重點之一。開采3上號煤層時，2號、3號、4號煤層作為鄰近層，也會有大量瓦斯湧入，需要抽放上鄰近層瓦斯和采空區瓦斯。開采3號煤層時下鄰近層4號煤層與3號煤層距離特別小，且煤層較薄，受3號煤層的采動影響瓦斯基本全部釋放到采空區，此鄰近層湧出的瓦斯可用采空區瓦斯抽放來解決；而其上部2號煤層和3上號煤層，距離較小且均在采動影響範圍內，此時主要需抽放上鄰近層瓦斯。後期開采2號煤層時，3上、3、4號煤層作為2號煤層的下鄰近層，且距2號煤層距離較小，均在2號煤層的采動影響範圍內，此時下鄰近層抽放是瓦斯抽放的重點。
國內外對於上、下鄰近層瓦斯的抽放都積累了成熟的經驗，可以采用的方法也較多，如頂板巷道、頂板長鑽孔、頂板短鑽孔；底板巷道、底板長鑽孔、底板短鑽孔等，針對本礦井主采煤層實際賦存條件，3號煤層回采工作麵的鄰近層瓦斯抽放方案為走向順層長鑽孔抽放鄰近層瓦斯； 3上號煤層回采工作麵的鄰近層瓦斯隻對上鄰近層進行抽放，方案采用走向順層長鑽孔抽放鄰近層瓦斯；2號煤層回采工作麵的鄰近層瓦斯抽放方案主要選擇底板巷道結合穿層鑽孔抽放下鄰近層瓦斯。
1)3上號、3號煤層回采工作麵鄰近層瓦斯抽放方案
在回采工作麵回風巷道內每隔50m開設一個鑽場，每個鑽場內布置迎向回采工作麵方向的鑽孔3個，同時要保證每個鑽場鑽孔工作麵投影的搭接距離超過20m。3上號、3號煤層布孔方式如圖5-2-3所示。
2)2號煤層回采工作麵鄰近層瓦斯抽放方案
在3號煤層中開一條抽放瓦斯的專用巷道，巷道平行於工作麵的推進方向，巷道斷麵4～5m2左右，長度約540m。同時在巷道內施工上向穿層鑽孔，毎組鑽孔間距50m，每組布置3個鑽孔，鑽孔應進入2號煤層頂板不小於0.5m。詳見圖5-2-4。
3．采空區瓦斯抽放
采空區瓦斯抽放方法多種多樣，按采空區狀態劃分，可分為半封閉采空區瓦斯抽放和全封閉采空區瓦斯抽放。
1)半封閉采空區瓦斯抽放

半封閉采空區是指回采工作麵後方的、工作麵回采過程中始終存在、並且隨著采麵的推進範圍逐漸增加的采空區。由於這種采空區是和工作麵通風網絡相連通的，在通風壓差的作用下來源於各方麵的瓦斯湧入采空區後又流進工作麵並經由回風流排出，當采空區積存和湧出瓦斯較大時有可能造成工作麵上隅角或回風流瓦斯處於超限狀態，特別是當頂板冒落時易引起采空區瓦斯突然大量湧出對生產構成很大的威脅。目前對半封閉采空區抽放瓦斯在國內外所采用的主要方式有：插(埋)管抽放、向冒落拱上方打鑽抽放、在老頂岩石中打水平鑽孔抽放、直接向采空區打鑽抽放、頂板尾巷抽放、工作麵尾巷抽放和地麵鑽孔抽放等。
針對目前某某煤礦的實際情況設計采用上向鑽孔抽放法。該法是在工作麵回風巷道內設鑽場，向采空區冒落拱上方施工鑽孔，使孔底處於冒落拱的上方，捕獲冒落破壞帶的瓦斯，此種抽放方法還可以兼顧抽放來源於上鄰近層的瓦斯和采空區積聚瓦斯，鑽場間距50m左右，每個鑽場內布置4個鑽孔。如圖5-2-5所示，以3號煤層為例，其他煤層鑽孔布置采取同樣方法。另外，根據3上號和3號煤層巷道布置情況，也可以利用工作麵尾巷進行瓦斯抽放。
2)全封閉采空區瓦斯抽放
全封閉采空區是指工作麵(或采區、礦井)已采完封閉的采空區，也稱老采空區。老采空區雖與礦井通風網絡隔絕，但采空區中往往積存大量的高濃度瓦斯，它仍有可能通過巷道密閉或隔離煤柱的裂隙往外泄出，從而增加礦井通風的負擔和不安全因素。全封閉采空區瓦斯抽放有以下幾種不同的方式：報廢礦井抽放瓦斯、開采已久的老采空區瓦斯抽放、采完不久的采空區瓦斯抽放和地麵鑽孔抽放等。
對於某某煤礦來說，隻有在生產的後期才出現大量的全封閉采空區，屆時可以采用密閉巷道法抽放采空區瓦斯。該法是在回風順槽內打密閉，將管子插入采空區直接抽放采空區瓦斯。詳見圖5-2-6。
三、抽放巷道布置
某某煤礦井下本煤層瓦斯抽放不增設專門的抽放瓦斯巷道，全部利用工作麵已有的開采順槽，即利用工作麵的運輸巷和回風巷布置回采工作麵預抽鑽孔(後期用作邊采邊抽)。
3號、3上號煤層回采工作麵鄰近層和半封閉采空區的瓦斯抽放則均采用在回風順槽中設置鑽場，在鑽場中施工鑽孔進行抽放的方法，不再另外布置巷道。
2號煤層回采工作麵鄰近層瓦斯抽放需在3號煤層中布置巷道，該巷道既可以作為瓦斯抽放巷，同時在後期經維護後還可以作為3號煤層回采工作麵的順槽用。
第三節 鑽場及鑽孔布置
一、鑽場布置的位置、間距、鑽場尺寸及支護形式
在抽放方法的設計中，本煤層瓦斯預抽以及邊采邊抽方法無需設立鑽場，直接在工作麵運輸巷或回風巷施工；走向順層長鑽孔抽放上鄰近層瓦斯和上向鑽孔抽放法抽放采空區瓦斯以及在掘進工作麵邊掘邊抽時需開設鑽場。走向順層鑽孔抽放鄰近層瓦斯鑽場布置在3號、3上號煤層回采工作麵回風巷內，鑽場間距為50m，每個鑽場內布置迎向回采工作麵方向的鑽孔3個，同時要保證鑽場內每個鑽孔在工作麵投影的搭接距離超過20m；2號煤層回采工作麵鄰近層瓦斯抽放巷道設置在3號煤層內，同時在瓦斯抽放巷道內每隔40m施工一組穿層鑽孔，每組鑽孔布置3個鑽孔；上向鑽孔抽放采空區瓦斯鑽場也布置在2號、3號、3上號煤層回采工作麵回風順槽中，鑽場間距為50m，每個鑽場4個鑽孔；掘進工作麵邊掘邊抽鑽場在巷道兩側交錯布置，同側鑽場間距為50m，每個鑽場2~4個鑽孔。走向順層長鑽孔、上向鑽孔布置和邊掘邊抽時鑽場規格為：寬3.5m，深4m，高與掘進巷道相同，采用11號礦用工字鋼梯形支護或網錨支護。
二、各抽放方法鑽孔主要參數
1．回采工作麵本煤層鑽孔布置
鑽孔布置方式：不設鑽場，鑽孔沿煤層迎麵斜交(與順槽成60°)和平行於工作麵(垂直巷道)布置。
鑽孔直徑：鑽孔直徑大，暴露煤壁麵積大，瓦斯湧出量就大，但二者增長並非線性關係，一般選用Φ75～110mm的孔徑，考慮在本煤層內施工鑽孔的實際情況，設計選用鑽孔直徑Φ75mm，當施工工藝成熟後可適當增大鑽孔直徑。
鑽孔長度：按3 號煤層回采工作麵長度135m考慮，平行工作麵設計鑽孔長度為110m，沿煤層迎麵斜交鑽孔長度為120m。由於單個鑽孔抽放影響範圍本礦井暫無實測數據，考慮本礦井煤層透氣性特性，暫按經驗值取為5m，斜交鑽孔的交叉點高程差以控製在鑽孔直徑的5～8倍距離為宜，實際最佳開孔間距以及鑽孔交叉點高程差可以在抽放工作展開後根據實際測量確定。如施工長鑽孔有困難時，可分別從工作麵的進、回巷雙向布置鑽孔，還可以提高工作麵的抽放量，但鑽孔施工工程量也相應有所增加，鑽孔主要參數見表5-3-1。




由表中可以看出，排放時間為150d時，排放總量已經達到極限排放量的94.22%，盡管再延長排放時間也會使抽放總量略有增加，但實際上並沒有多大意義且不經濟，而且從采掘接續來看也是不現實的。考慮到目前我國開采層預抽瓦斯的實際水平，本著盡量減小鑽孔工程量又要保證抽放效果的原則，綜合考慮礦井的生產接續問題，本設計鑽孔預抽有效抽放時間為150天。實際的有效抽放時間建議在今後抽放過程中進行考察確定。
抽放負壓。一般孔口宜選用13.33～26.66KPa的負壓抽放。
3上號、15號煤同時開采時，3上號煤層鑽孔參數選取參照3 號煤回采工作麵本煤層鑽孔布置，回采工作麵長度按150m計算，平行工作麵設計鑽孔長度為125m，沿煤層迎麵斜交鑽孔長度為130m。本煤層鑽孔參數如表5-3-3所示。

沒完 待續i