神華新疆公司堿溝煤礦深部水平安全改造工程方案設計

神華新疆公司堿溝煤礦深部水平安全改造工程方案設計

堿 溝 煤 礦
二 O O 六 年 六 月

目 錄

第一章 礦區概況………………………………………………1
第二章 礦井地質………………………………………………7
第三章 儲 量………………………………………………45
第四章 瓦斯及防治水治理……………………………………49
第一節 深部水平瓦斯治理………………………………49
第二節 深部水平防治水…………………………………51
第五章 深部水平瓦斯及防治水治理開拓係統方案…………54
第六章 井筒、井底車場及大巷運輸…………………………66
第七章 井下開采………………………………………………67
第八章 總 結………………………………………………73

第一章 礦區概況

一、位置及交通
1、礦區位置及範圍
堿溝煤礦東起蘆草溝，西止八道灣煤礦以東1.7km處，東西長4.5km，南北寬1.7km，麵積為7.65km2，行政區劃分隸屬烏魯木齊市管轄。
地理坐標為：東徑87°40′53″～87°44′24″
北緯43°53′06″～43°54′41″
地理中心坐標為：東徑87°42′46″
北緯43°53′26″
2、交通概況
堿溝位於工作區中心，西：方位340°距米泉市10km，公路距離15km。南：方位210°距烏魯木齊10km，公路距離25km。由堿溝煤礦、蘆草溝均有鐵路通往烏魯木齊火車北站，並有瀝青路與烏魯木齊（216國道）～奇台公路相接並與吐～烏～大高速公路相接，交通十分方便。
二、地形地貌
礦區屬博格達北麓的山前丘陵帶，南高北低，最大海拔標高861m，最低739.20m，相對高差121.80m，小型溝穀縱橫交錯，大型溝穀以南北走向為主，區內煤係地層出露甚少，大部分為第四係黃土及亞砂土覆蓋。礦區含煤較多，其走向北東南西，厚煤層居於礦區南部，由於礦區煤炭開采曆史悠久，因此形成的采空區地表塌陷坑多有發育，據粗略統計平均每百米一個塌陷，每200m一個礦井井口。因此礦區地貌最大特征，就是千窗百孔。

三、水文
地表水係發育，主要有八道灣河、堿溝、蘆草溝。河水流量不大，僅在春季融雪期夏季暴雨季節洪水流量較大，見下表：
八道灣河 蘆草溝
日平均流量 上遊測站 0.031～0.19m3/秒
日平均總量 下遊測站 0.05～0.365m3/秒 0～0.214m3/秒
年平均總量 下遊測站 356萬m3
年逕流總量 下遊測站 457萬m3 135萬m3
備注 融雪季節外呈幹枯狀 6月～5月
81～82實測

四、氣象與地震
本區屬大陸性幹旱氣候，據烏魯木齊氣象台曆年資料，最高氣溫達40.6℃，最低氣溫為-26.3℃，夏季晝夜溫差懸殊。全年降水量小，蒸發量大，一般為1882.6mm，年平均降水量為206.0mm，6月份最大平均降水量達34.9mm，7月份最大蒸發量為434.0mm，10月份開始冰凍，凍結深度0.5～1.00m，3月初開始解凍，最大風速8～12m/s，平均風速2～2.3m/s，風向多為西北及東南。
烏魯木齊市屬地震多發區，據自治區地震局資料，多分布北緯43°～44°之間，即烏魯木齊的東南及西南方向，礦區地震微弱，地震動峰值加速度0.2g，地震基本裂度為Ⅷ度裂度區。
五、礦井及小窯
礦區內有堿溝煤礦，該礦是上世紀50年代建礦，原為兵團三分廠煤礦，在70年代轉為地方國營礦，屬原烏魯木齊礦務局管轄（現為神華集團）為一小型礦，經曆多年的整頓，行業的整改，對周邊的小礦關停並轉，使之發展成一個比較正規的國營大礦，現該礦有3個井口，主要開采43、45號煤層，年產70萬噸。開采深度目前已達到海拔564m水平，垂深達200m左右，1997年以前采煤方法采用大倉法和長壁式采煤方法，1997年以後采用綜合機械采煤方法。
本區域屬急傾斜煤層，傾角在60～88°之間，礦井井型大多為立井，小煤窯在區內及周邊分布較多，在以往的調查資料中，井口包括廢井口就有36餘個，有些井經多年開采，已全部塌陷，進入上世紀90年代，經曆多年的行業整頓，已經關閉的所剩無幾了，但造成的礦床破壞是巨大的，這些礦井有的是解放前建的，有的是解放初期建的，沿煤層走向每隔一二百米就有礦井或塌陷出現，這些小煤窯采深一般在垂深200m以淺，開拓方式基本以立井為主要開拓方式，開采方法簡單，設備簡陋，回采率極低，隨采隨停，對淺部煤層破壞很大，使礦區內地段到處可見井口塌陷坑，形成篩狀地形，為勘查施工和煤礦擴建、開采帶來很大的困難、危機安全隱患存在。就目前所掌握情況，礦區內大部分小煤礦早已關閉，目前僅存三家還在生產，即：安寧渠煤礦1956年建礦，分布於9-12線之間，年產9萬噸，主采43、45號煤層。開采最低水平為海拔520m水平，現已關閉。103團煤礦為生產礦，分布於7-9勘探線之間，年產15萬噸井型，1958年建井，主采43號、45號煤，開采最低水平為海拔560m水平。三建煤礦為生產礦，建於上世紀50年代，位於5-7線之間，年產15萬噸井型，主采43號、45號煤，開采最低水平為海拔510m水平。
六、開發現狀
區內前後分布有15家國營及地方鄉鎮煤礦，目前有三家煤礦還繼續生產，這三家煤礦都具備了采礦生產合法性，均持有國家頒發采礦許可證。區域內屬急傾斜煤層，各煤礦均以立井為主要開拓方式，其情況敘述如下：
1、生產合法性
（1）生產合法性
堿溝煤礦：采礦許可證號：6500000121746；生產規模：年產30萬噸；核定能力75萬噸；礦區麵積：7.95km2；開采深度：780m至300m標高。
103團煤礦：1號井，采礦許可證號：6500000041342；礦區麵積：0.252km2；開采深度：828m標高至557m。2號井，采礦許可證號：6500000041343；礦區麵積：0.1679km2；開采深度：826m標高至630m。1、2號井生產規模：合計年產15萬噸。
三建煤礦：采礦許可證號：6500000041311；生產規模：年產15萬噸；礦區麵積：0.31km2；開采深度：828m至510m標高。
（2）生產井
①堿溝煤礦：年產75萬噸，是本區業主，采礦許可證號6500000121746，限采深度海拔300m水平。可采煤層基本都采，主采煤層為43、45號煤層，開采3個礦井“立斜井、副斜井、立風井，位於7-13線之間，具體位置分布於9線附近，最低開采海拔564m水平，開采垂深達186m。14-41號煤最低開采海拔616m水平。
堿溝煤礦較其它煤礦是設備先進、管理較好的煤礦，開拓以斜井為主要開拓方式，其采煤方法：在上個世紀1997年以前采煤方法采用大倉法和長壁式采煤方法，1997年以後采用綜合機械采煤方法，回采率在70%左右，是一個正規的國營企業大礦。
②103團煤礦：年產15萬噸，采礦許可證號6500000041342、6500000041343，限采深度海拔557m水平。1號井主采煤層43、45號煤層，2號井主采煤層25-41、43、45號煤層開有5個井口，都為立井，位於7-9線之間，開采最低水平海拔560m水平。開采垂深達267m。
該煤礦是上個世紀1970年建礦，屬新疆建設兵團十二師管轄，開拓以立井為主要開拓方式，其采煤方法采用大倉法和長壁式采煤方法。
③三建煤礦：年產15萬噸，采礦許可證號6500000041311，限采海拔深度510m水平。主采煤層43、45號煤，開有4個井口均為立井，位於5-7線之間，開采最低水平海拔510m水平，開采垂深達318m。
該煤礦是上個世紀1953年建礦，屬新疆第三建築工程公司管轄，開拓以立井為主要開拓方式，其采煤方法采用大倉法和長壁式采煤方法。
④烏魯木齊縣地窩堡鄉宣仁墩八道灣煤礦：1981年建井年產3萬噸，主采煤層14-22號煤，開有3個井口均為立井，開采最低水平海拔631m水平，開采垂深達123m。
⑤東山區蘆草溝鄉農機站井：1987年建井，年產3萬噸，主采煤層14-22號煤，開有2個井口為立井，開采最低水平海拔530m水平，開采垂深達300m。
（3）關閉井
這些小煤礦大都是上個世紀八、九十年代建的礦，開采方法簡單，設備簡陋，回采率極低，隨著曆年的行業整頓大部分都被關閉。基本情況敘述如下：
①烏魯木齊縣四十戶鄉東村煤礦：
1989年建井，年產1-2萬噸，主采煤層14-22號煤，開有2個井口均為立井，開采最低水平海拔603m水平，開采垂深達219m。現已關閉。
②烏魯木齊縣青格達湖鄉聯營一礦：
1985年建井，年產1-2萬噸，主采煤層14-22號煤，開有2個井口均為立井，開采最低水平海拔553m水平，開采垂深達262m。現已關閉。
③烏魯木齊縣四十戶鄉八道灣煤礦：
1984年建井年產1-2萬噸，主采煤層14-22號煤，開有2個井口均為立井，開采最低水平海拔564m水平，開采垂深達254m。現已關閉。
④烏魯木齊縣安寧渠區第一煤礦：
1958年建井，年產1-2萬噸，主采煤層43-45號煤，開有2個井口均為立井，開采最低水平海拔461m水平，開采垂深達360m。該礦曾於2001年在開采垂深310m處與堿溝礦556m水平東翼45號煤運輸大巷貫通，導致堿溝煤礦被淹，由於此次透水02manbetx.com ，該礦被迫關閉。
⑤烏魯木齊縣安寧渠鄉煤礦
1956年建井年產1-2萬噸，主采煤層14-36號煤，開有南、北2個井口均為立井，開采最低水平海拔550m水平，開采垂深達257m，現已關閉。
⑥烏魯木齊縣地窩堡鄉煤礦
1956年建井年產1-2萬噸，主采煤層21-35號煤，開有3個井口均為立井，開采最低水平海拔539m水平，開采垂深達264m。現已關閉。
⑦東山區蘆草溝鄉石仁子村煤礦
四號井1972年建井年產1萬噸，主采煤層14-18號煤，開采最低水平海拔588m水平，2號井1979年建井年產1萬噸，主采煤層36-41號煤，開采最低水平海拔510m水平，開采垂深達303m；2號副井1980年建井，年產1萬噸，主采煤層36-41號煤，開采最低水平海拔510m水平，開采垂深達306m，這三個礦井為獨立礦。
⑧東山區蘆草溝鄉第二煤礦
1976年建井，年產1-2萬噸，主采煤層35-41號煤，開有2個井口均為立井，開采最低水平海拔589m水平，開采垂深達222m。現已關閉。
⑨東山區蘆草溝鄉得喜煤礦
1976年建井，年產1-2萬噸，主采煤層25-32號煤，開有2個井口均為立井，開采最低水平海拔540m水平，開采垂深達256m。現已關閉。
⑩烏魯木齊縣大地窩堡村煤礦
1976年建井，年產1-2萬噸，主采煤層25-32號煤，開有2個井口均為立井，開采最低水平海拔550m水平，開采垂深達249m。現已關閉。

第二章 礦井地質

一、區域地質
（一）區域地層
烏魯木齊煤田位於博格達山北麓，準噶爾盆地南緣之山前凹陷帶中。烏魯木齊礦區範圍內地層出露，主要為侏羅係及第四係鬆散岩層，由老到新分述如下：
1、侏羅係（J）：
分布於西起西山，向東經烏魯木齊河、碗窯溝、堿溝、蘆草溝、紅溝、鐵廠溝、堿泉子溝、沙溝至白楊溝。侏羅係地層出露有下統八道灣組（J1b）、三工河組（J1s），中統西山窯組（J2x），頭屯河組（J2t）。其中西山窯組和八道灣組為主要含煤地層，侏羅係地層在本區大部分被第四係黃土、亞砂土及礫石所複蓋。僅在上述各溝穀的兩側及丘陵地帶零星出露，以蘆草溝地段出露較多。
2、下統J1：
（1）八道灣組（J1b）
為湖沼沉積，岩性以灰白色、灰色、灰綠色粉砂岩、泥質細砂岩為主。向東粒度變粗為含煤地層，含8-27層煤，底部為一層中砂岩，與下伏地層呈斷層接觸，厚760m。
（2）三工河組（J1s）
為河湖相沉積，以一套灰綠色砂岩為主，夾有灰色、灰黑色泥岩、炭質泥岩及煤線，厚625m。
3、中統J2
（1）西山窯組（J2x）
為泥炭沼澤相沉積，是一套由灰色、深灰色泥岩、炭質泥岩、粉砂岩、細砂岩及煤層所組成，共計含煤54層，地層由西向東變薄，一般厚度630-850m，平均厚度765m。
（2）頭屯河組（J2t）
主要為河湖相沉積，由紫紅色、雜色粉砂岩、泥岩組成。厚510m。
（3）齊古組（J3q）
為河湖相沉積，以紫紅色、磚紅色、黃綠色中砂岩、細砂岩、粉砂岩及泥岩為主，夾薄層泥炭岩，厚995m。
4、新生界
第四係：地層廣布全區，尤以斷層凹陷帶厚度最大，為二元結構。上部岩性為土黃色粉砂質亞粘土及亞砂土，下部多為半膠結與未膠結的礫石層，夾透鏡狀亞粘土層，厚度一般為0～196.00m，與下伏地層呈不整合接觸。
（二）區域構造
1、礦區構造準南煤田屬天山緯向構造體係的二級構造帶，稱準南中、新生代沉降帶。
烏魯木齊礦區處於準南煤田東南部，屬山前二級構造單元，呈北東東向展布，與天山緯向構造體係展布方向基本一致，烏魯木齊礦區範圍內主要有七道灣背斜、八道灣背斜、碗窯溝逆衝斷層（F2）等。
（1）七道灣背斜：分布在七道灣至水磨溝河以東，向東延伸。背斜軸向70～75º，向西略轉南為60°，呈一弓背向北的弧形軸而南傾，軸麵傾角76～88°。
（2）八道灣向斜：位於七道灣背斜之南，兩軸相距1.5km左右，向斜軸方向與七道灣背斜基本平行西寬東窄，軸向為東部70～75°，向西漸轉為65～75°，向斜由西向東緩緩翹起。兩翼北緩南陡，為不對稱向斜。
（3）碗窯溝逆斷層（F2）
其規模較大，切割了七道灣背斜北翼，走向東部為70°，西部落為50°，呈向北突出的弧形。斷層傾向北，傾角一般為84～85°，向西可與西山斷層吻合，向東斷距減小，可能在白楊河以東消失。
二、礦區地質
（一）礦區地層
礦區內主要為侏羅係地層和第四係黃土、亞砂土、礫石層。侏羅係地層有下統三工河組、中統西山窯組和頭屯河組。
由老到新分述如下：
1、下侏羅統J1
三工河組J1s零星出露在礦區南部區外，條帶狀分布，為河湖相沉積，岩性以淺灰綠色、灰綠色細砂岩、粉砂岩為主，夾黑色炭質粉砂岩、炭質泥岩，水平層理、波狀層理發育，矽質、泥質膠結，下部顏色多呈灰色，粒度變粗。含植物根部和葉部化石碎片。

2、中侏羅統J2
西山窯組J2x分布在礦區中部，偏南區外有零星地層出露。岩性一般多由灰色、深灰色粉砂岩、細砂岩、泥岩、炭質泥岩及煤組成，夾不太穩定的灰、灰白色中粒砂岩、粗砂岩，為泥炭沼澤相沉積，富含銀杏類和蕨類植物化石。
本組地層厚度818.07m，含煤54層，煤層總厚169.8m，含煤係數達20.7%，其中可采煤層22層，可采平均總厚為135.48m。根據煤層賦存、層間距、岩層含煤程度和岩相旋迥特征，分兩個含煤段，上段：岩性以灰色粉砂岩（頂部呈淺灰綠色）為主，局部為粉細砂岩層，夾泥岩和炭質泥岩，含煤48層。下段：本段岩性為灰色、深灰色粉砂岩、細砂岩、泥岩、黑色炭質泥岩，具水平層理、波狀層理各斜層理，含銀杏和蕨類化石，含煤6層，主要為兩層特厚煤層，底部以一層石英長石中砂岩與下伏三工河地層呈整合接觸。
3、頭屯河組J2t
在礦區北部，被第四係地層掩蓋，主要為河湖相沉積，區內鑽孔控製頭屯河組下部地層，其可見厚度為29.42m。岩性由蘭灰色、灰綠色（東部有紫紅色）粉砂岩為主，岩性均一，夾泥岩和灰白色細砂岩，具斜層理、水平層理，底部為一薄層灰色中砂岩，西部為含礫細砂岩，東部相變為粉砂岩，與下伏西山窯組分界為整合接觸。
4、新生界Q
廣布於礦區，據岩性可劃分：
Q3-1：礫石層，為未膠結及半膠結的砂礫石，成份以衝積、洪積的火成岩塊、變質岩塊和砂岩塊組成，夾透鏡狀亞粘土，與下伏地層呈不整合接觸。一般厚度0.55～40.90m，平均厚度9.47m。
Q3-2：黃土層，土黃色，以亞砂土為主，鬆散未膠結，一般厚度0～33.21m，平均厚度12.63m。
Q4：現代河床沉積，為衝積、洪積砂礫石。
（二）礦區構造
八道灣向斜在礦區北沿通過，軸向30°～65°，軸向南傾。
礦區位於八道灣向斜南翼，為一單斜構造，地層由北向南為頭屯河組、西山窯組、三工河組。地層走向自西向東46°～55°，略呈一弓背向北的弧形，9線附近為轉點。地層傾向北，傾角60°～88°，一般規律是西緩東陡，淺部較深部陡。
斷層：區內9線北端有一逆斷層f9，在9-27孔所見，該斷裂為碗窯溝大斷裂F2和八道灣向斜褶皺衍生的走向逆斷層，其走向為53°，傾向北，傾角84°，斷層北盤上衝，切割了西山窯組頂部1-3號煤層和頭屯河底部地層，在平麵上出現地層重複，落差70m。地表走向長約1000m。
另在堿溝礦井下616水平石門有一落差2m的平移斷層將14號煤層錯位。
（三）含煤地層
含煤地層在區域範圍內為中侏羅統西山窯組（J2x），下侏羅統八道灣組（J1b），八道灣組分布在礦區南部區外。分布於本區內的含煤地層為中侏羅統西山窯組（J2x），根據鑽孔揭露區內西山窯組地層厚度為818.07m。
西山窯組J2x分布在礦區中部，偏南有零星地層出露，岩性一般多由灰色、深灰色粉砂岩、細砂岩、泥岩、炭質泥岩及煤組成，夾不太穩定的灰、灰白色中粒砂岩、粗砂岩，為泥炭沼澤相沉積，富含銀杏類和蕨類植物化石。
本組地層厚度818.07m，含煤54層，煤層總厚169.8m，含煤係數達20.7%，其中可采煤層22層，可采平均總厚為135.48m。根據煤層賦存、層間距、岩層含煤程度和岩相旋迥特征，分兩個含煤段，分述如下：
下段J2x1：地層總厚度284.08m為特厚煤層分布層段，含煤6層（43-47號煤），煤層厚度70.46m，其中43、45號是特厚煤層，俗稱“北大槽”、“南大槽”。煤層厚度、層間距沿走向均有變化，特別是43-1、43-3號煤層間距西部最大。
本段岩性為灰色、深灰色粉砂岩、細砂岩、泥岩、黑色炭質泥岩，具水平層理、波狀層理各斜層理，含銀杏和蕨類化石。中部夾矽質細砂岩和灰白色中砂岩。下部由淺灰色細砂岩和厚層中砂岩組成，矽質泥質膠結，底部以一層石英長石中砂岩與下伏三工河地層呈整合接觸。
本段地層由西向東變薄。
上段J2x2：地層總厚度533.99m，本段含可采和局部可采48層（2-41號煤），其中32有2個分層，37有2個分層，40號有3個分層，41有3個分層，煤層總厚度95.04m。上部2-22號煤層不穩定，頂部有分叉尖滅趨勢，下部25-41號煤層全區發育，多數可采。
岩性以灰色粉砂岩（頂部呈淺灰綠色）為主，局部為粉細砂岩層，夾泥岩和炭質泥岩、粉砂岩具水平層理、波狀層理或收斂層理，下部聚煤地段富含銀杏和蕨類化石。中部無煤段夾不穩定的中砂岩、粗砂岩，灰白色可作為煤組對比標誌。下部為厚層灰色粉砂岩夾細砂岩和不穩定。中砂岩與下段分界，此段地層中部厚，西部較東部薄。
三、煤層
（一）含煤性
西山窯組地層呈北東～南西向帶狀展布，地層總厚度818.07m。含煤54層，煤層總厚度169.81m，含煤係數20.76%,經編號的煤層46層，自上而下為：2、3、4、5、6、7、8、9-10、11-12、13、14、15、16、17、18、19、20-22、23、24、25、26、27、28、29、30、31、32、33、34、35、36、37、38、39、40-1、41-2、43-1、43-2、43-3、45、46、47號煤層，平均總厚度166.63m，含煤係數20.37%，其中全區可采煤22層，它們是：11-12、13、14、16、19、20-22、25、26、27、28、31、32、35、38、39、40-1、41-2、43-1、43-2、43-3、45、47號煤層，平均總厚度135.48m，含煤係數16.56%，其餘煤層不可采或局部不可采。
由於本井田業主堿溝煤礦在生產中應用的老煤層編號，因此根據上述煤層編號，本次工作結合老煤層編號編製了《煤層新老編號對照表》以方便使用。詳見下表：
煤層新老編號對照表
本報告編號 礦用老編號 本報告編號 礦用老編號
14 B34 31 B16
15 B33 32 B15
16 B32 35 B14
17 B31 36 B13
18 B30 38 B12
19 B28-29 40-1 B11
20 B27 40-2 B10
21 B25-26 41-1 B9
22 B24 41-2 B8
25 B20 41-3 B7
26 B19 43 B3-6
27 B18 45 B1-2
28 B17 46 Bs


（二）可采煤層
根據區內煤層分布特征結合煤層富集情況和組合形態，將區內煤層劃分為四個煤組。現按煤層組的先後次序進行敘述：
第一組煤：
14-22（B34-24）號煤層，分布於地層段上部，地層總厚度207.75m，煤層厚度43.30m，含煤係數20%。該組共計17層煤，其中全區可采煤層6層，不可采煤層1層，局部不可采7層，局部可采3層。
1號煤層層位向東相變為炭質泥岩，僅5線深部為煤。2-10號煤層厚度變化較大，含多層夾矸沿走向不穩定、相變或尖滅，為不可采或局部不可采煤層。11-22號煤層多為複雜結構，多數具西薄東厚之特點，夾矸隨之增多。其中11-12、13、14、16、19、20-22號煤層全區可采，頂底板岩性以粉砂岩、細砂岩為主。煤層層間距一般為5.00-15.00m。與第二組煤之平均間距65.56m。其岩性為灰色、淺灰色細砂岩、粉砂岩為主。均夾3層不穩定粗砂岩、中砂岩泥質膠結，較蔬散。下麵對本組主要可采煤層分述如下：
11-12號煤層，位於本組煤之中部。最大純煤厚7.00m，最小純煤厚1.75m，平均厚度5.01m。結構複雜，夾矸2-11層，由東向西由複雜結構變為簡單結構，煤層厚度變小，層數減小，各煤層間距加大，煤層分散，在7線、5線，該煤層變為較單一的三層單獨煤層。
13號煤層，純煤厚度2.49-4.22m，平均厚度3.43m，夾矸0-4層。由東向西煤層厚度變小，在7線5線變化為一層煤。結構由複雜變簡單。
14號煤層，純煤厚1.61-5.32m，平均厚度2.74m，夾矸0-4層。由東向西煤層厚度變小，但在9線較厚。結構由複雜變簡單。
15-18號煤層，15號煤層東部較厚，9線以東7.67m，以西漸變為不可采（7線可采，5線不可采）煤層結構複雜，含夾矸0-6層。16號煤層純煤厚1.10-3.20m，平均厚度2.13m，結構較簡單，夾矸1-3層，東西兩端較厚。在5線7線16號與17號煤合並。17號煤層全區西厚東薄，僅12線不可采，結構簡單，夾矸1-3層。18號煤層西薄東厚，9線以西不可采，以東劇增為可采煤層，厚度一般在3.07-4.76m，結構簡單，含夾矸1-2層。
19-22號煤層，該層煤為本組主要開采的厚煤層。純煤厚6.85-22.74m，平均厚13.18m。該煤層在9線以東煤層集中厚度大，以西煤層分叉變薄，在7線5線變為4層獨立煤層。結構複雜，夾矸最多達11層。
第二煤組：
25-41（B20-7）號煤層，分布於地層段中部。地層總厚度163.20m，煤層厚度51.91m，含煤係數31.81%，可采煤層11層，不可采煤層2層，局部不可采4層，局部可采4層。
該組煤在剖麵上分布較均勻，煤層結構較簡單，煤層發育穩定，層間距小，厚度大，是可采煤層富集段。本組煤在全區可采的有25、26、27、28、31、32、35、38、39、40-1、41-2號煤層，上部煤層由西向東增厚，夾矸增多。中下部煤層趨於穩定，但有不可采或局部不可采煤層沿走向東西尖滅現象。煤層頂底板岩性為粉砂岩，局部為泥岩、細砂岩和炭質泥岩，與第三組煤平均間距78.11m。岩性為灰色細砂岩、粉砂岩、泥岩為主，夾炭質泥岩、薄煤和不穩定厚層灰白色中砂岩。下麵對本組主要可采煤層分述如下：
25號煤層，該煤層與24號合並為一層，在全區發育較穩定，厚度5.29～7.53m，平均厚度6.06m，（純煤厚度）結構較複雜。夾矸0～6層。13線夾矸為6層，9線以西僅含1～2層夾矸或是單一結構。厚度由東向西略有變薄。
26、27號煤層，該煤層全區發育穩定，厚度變化詳看《煤層厚度、間距一覽表》。結構較複雜，含夾在3-4層，9線以東結構複雜，以西結構簡單。26、27號煤層自東向西兩層煤間距逐漸縮小，9線以西基本合並為一層。
28、31、32、35、36、38、39號煤層，這幾層煤在全區發育都比較穩定，結構較簡單，厚度變化不大，28、36、35號煤層自東向西變厚，9線以西明顯變厚。31、32、38、39號煤層自東向西略有變厚的趨勢。29、30號煤層12線以西尖滅。33、34號煤層為兩層在12線以東局部可采，以西相變為炭質泥岩，37號煤層為兩層單獨煤層組成層位穩定，相變化大，有時為炭質泥岩，有時為薄煤層。
40、41號煤，為多煤層組合，基本為三個煤分層即：40-1、40-2、40-3、41-1、41-2、41-3。這兩層煤位於本組最下部煤層，變化大，煤層分散。各分層間距大，結構較複雜，其中較穩定的為40-1、41-1、40-2、40-3，西部5-9線局部可采，在5線並為一層，41-2號煤全區發育穩定，僅在7線不可采。41-3號煤東薄西厚，12線以東分為四個不可采獨立煤層，9線以西變為一層。煤層厚為2.23-2.52m。上述各煤層厚度變化請參看《煤層厚度、間距一覽表》。
第三組煤：
43號（B3-6）煤層，位於地層段下部，地層總厚度59.29m，煤層厚度37.94m，含煤係數63.46%，該煤層發育穩定，全區可采，是礦區主要開采之巨厚煤層。
43號煤層俗稱為北大槽，根據發育情況分為三個分層：43-1、43-2、43-3。其中43-2厚度較大，43-1結構簡單，普遍含1層夾矸，東部含4層，含夾矸率為6%，純煤厚8.84-13.38m，平均11.42m。43-2煤層由西向東增厚，東部劇增，結構複雜，純煤厚10.44-33.82m，平均厚度為20.25m，夾矸0-8層，含矸率3%。43-3煤層東薄西厚，5線急劇增厚，純煤厚2.71-13.09m，平均厚度6.27m，結構較簡單，含矸0-4層，含矸率14%，43號平均總厚40.39m，平均含矸率6%。

煤層號 八道灣分礦 5線 7線 9線 10線 12線 13線 備注
43-1 13.38 13.38 13.38 13.38 13.38 13.38 13.38 包括夾矸總厚
43-2 14.32 13.38 13.38 13.38 13.38 13.38 13.38
43-3 11.58 14.87 3.97 4.34 3.67 4.37 8.13
43煤層由東向西厚度變薄，煤層分叉，7線尤為明顯，7-03孔可見，三建煤礦井下表現更為清楚。5線和葦湖梁煤礦八道灣分礦地段，43號煤層分成了三層獨立煤層，間距較大，八道灣分礦井下及礦南山上露頭都可見分層情況。從東部鑽孔資料可見，43號煤層在東部已有分叉現象，但不明顯。43-1、43-2煤層西部最大間距49.84m。層間岩性為炭質泥岩、粉砂岩、泥岩。43-1煤層頂板為粉砂岩，43-3煤層底板為炭質泥岩。與第四組煤平均間距82.92m，岩性為粉砂岩局部夾淺灰色泥質細砂岩和灰白色中砂岩，西部為泥岩，有時夾有薄煤層。
第四組煤：
45-47號（BS！-（2）煤層，位於地層段底部。地層厚度53.48m，煤層平均厚度32.52m，含煤係數60.81%。
45-47號煤層，聚煤三層，其中45號煤層俗稱南大槽是本區又一層巨厚煤層，發育穩定是礦區主要開采之煤層，該煤層兩端厚中部略小於兩端，純煤厚22.15-37.26m，平均厚度30.01m，結構較複雜，含矸2-7層，含矸率10%。45號煤從12線西分為2層，堿溝煤礦井下可見，間距小於10m，至5線合並，據葦湖梁煤礦八道灣分礦井下資料，45號煤在5線以西又分叉為二層。東部和5線以西煤層厚度最大，八道灣分礦45號煤厚（純煤）32.35m，13線45號煤厚（純煤）37.26m，煤層頂板為粉砂岩，底板為泥岩、粉砂岩。46號煤層東部不可采，47號煤層東部結構單一，西部分叉，夾矸大於煤分層厚度，46、47號煤層雖層位穩定，但厚度薄，並且厚度不穩定。

煤層厚度、間距一覽表
煤層
編號 煤層厚度（m） 煤層間距（m） 夾矸厚度 煤層特性
最小值～最大值
平均值（m） 最小值～最大值
平均值（m） 層數 最小值～最大值
平均值（m） 結構 穩定性 可采性
2 0～0.73
0.34 1.30～10.67
4.93 0-1 0～0.45
0.09 簡單 較穩定 不可采
3 0～1.71
0.62 0-2 1.73～2.29
1.81 較簡單 較穩定 局部可采
11.39～41.14
18.08
4 0～1.36
0.55 0-1 0～0.49
0.12 簡單 較穩定 局部可采
3.56～34.79
14.80
5 0～4.33
1.91 1-12 0～8.03
3.20 複雜 較穩定 局部不可采
5.11～12.49
8.80
6 0～2.77
0.77 0-2 0～2.26
0.45 較簡單 較穩定 局部不可采
0～5.85
2.44
7 0～1.44
0.72 0-2 0～3.61
1.31 較簡單 較穩定 見煤點可采
0～12.13
5.47
8 0～1.49
0.64 1-4 0～2.92
1.11 複雜 較穩定 局部可采
0～11.59
4.11
9-10 2.32～6.33
4.01 2-11 1.30～13.52
6.16 複雜 穩定 局部不可采
4.77～13.17
9.85
11-12 1.75～7.09
5.01 2-11 4.25～11.35
7.35 複雜 穩定 全區可采
2.97～5.39
4.56
13 2.49～4.22
3.43 0-4 2.98～6.78
3.53 複雜 穩定 全區可采
2.40～15.06
8.55
14 1.61～5.32
2.74 0-4 0～1.78
0.68 複雜 穩定 全區可采
7.86～9.91
8.24
15 0.48～6.17
3.34 0-6 0～4.24
1.25 複雜 穩定西部
變薄 局部不可采
1.12～7.58
3.91
16 1.10～3.20
2.13 0-3 0～1.02
0.35 較複雜 穩定 全區可采
0.59～7.25
4.76
17 0.43～2.74
1.68 0-3 0～0.59
0.24 較簡單 穩定 局部不可采
0.50～2.82
1.42
18 0.30～4.24
2.06 0-2 0～0.52
0.19 較簡單 穩定 局部不可采
4.38～12.55
7.18
19 1.39～6.38
3.34 0-2 0～1.30
0.33 簡單 穩定 全區可采
2.86～4.40
2.71
20-22 5.46～16.38
9.84 2-11 4.22～17.09
11.26 複雜 穩定 全區可采
24.85～29.63
27.45
23 0～0.38
0.38 簡單 不穩定 不可采
30.05～31.70
30.99
24 0～0.75
0.75 簡單 不穩定 局部可采
10.14～30.42
21.54
25 5.29～7.53
6.06 0-6 0～3.12
1.29 較複雜 穩定 全區可采
1.49～9.58
3.34
26 4.08～10.51
6.73 0-3 0～1.64
0.67 較複雜 穩定 全區可采
1.09～3.53
2.17
27 3.45～7.67
5.67 0-4 0～0.98
0.44 複雜 穩定 全區可采
1.05～8.74
4.17
28 2.51～3.62
2.96 1-2 0.21～1.56
0.54 較簡單 穩定 全區可采
2.19～4.49/3.79


煤層厚度、間距一覽表
煤層
編號 煤層厚度（m） 煤層間距（m） 夾矸厚度 煤層特性
最小值～最大值
平均值（m） 最小值～最大值
平均值（m） 層數 最小值～最大值
平均值（m） 結構 穩定性 可采性
29 0～0.26
0.20 0～5.82
2.63 簡單 不穩定 不可采
30 0～1.50
0.99 簡單 不穩定 局部可采
0～9.56
3.99
31 3.22～4.01
3.52 1-2 0.22～0.80
0.50 較簡單 穩定 局部可采
3.01～4.85
3.72
32 1.92～3.21
2.79 1-2 0.07～3.31
2.38 較簡單 穩定 局部不可采
1.45～6.67
3.31
33 0～1.68
1.30 簡單 不穩定 局部不可采
0～6.65
2.52
34 0～0.73
0.62 0.70～0.86
0.78 較簡單 不穩定 見煤點可采
0～15.31
5.72
35 1.89～3.95
2.81 0～0.19
0.06 簡單 穩定 局部可采
1.78～3.66
2.59
36 2.82～3.37
2.35 1-2 1.04～2.59
1.42 較簡單 較穩定 局部不可采
3.16～13.10
6.85
37 0～1.88
0.97 0-2 0～4.99
2.37 較簡單 較穩定 全區可采
2.32～13.02
6.18
38 1.759～2.01
1.99 0-4 0～0.32
0.16 較簡單 穩定 全區可采
1.17～3.20
2.52
39 0.96～1.67
1.24 0-1 0～0.21
0.07 簡單 穩定 全區可采
1.05～3.31
1.94
40-1 0.95～2.71
2.11 0-1 0～1.78
0.56 簡單 穩定 局部不可采
0～2.95
1.10
40-2 0～0.96
0.88 0-1 簡單 不穩定 全區可采
0～5.10
1.81
40-3 0～2.24
0.96 0-1 簡單 較穩定 局部可采
5.28～23.30
12.61
41-1 2.69～4.42
3.63 0-6 0～2.86
0.80 複雜 穩定 全區可采
3.93～11.14
7.37
41-2 0.46～2.28
1.58 0-2 0～0.72
0.17 較簡單 穩定 局部不可采
3.32～14.18
8.55
41-3 0～0.78
0.62 0-2 0～2.57
0.83 簡單 較穩定 局部不可采
0～24.68
5.52
43-1 8.84～13.38
11.42 0-4 0～2.08
0.77 較簡單 穩定 全區可采
0.50～49.84
13.84
43-2 10.44～33.82
20.25 0-8 0～2.22
0.67 複雜 穩定 全區可采
1.93～11.24
5.56
43-3 2.71～13.09
6.27 0-4 0～2.37
1.01 複雜 穩定 全區可采
70.00～128.35
82.57
45 22.15～37.261
30.01 2-7 0.71～7.04
3.25 複雜 穩定 全區可采
9.14～16.00
13.01
46 0.49～1.92
1.23 簡單 穩定 局部不可采
0.83～3.28
2.35
47 0.71～1.74
1.28 0-2 0～4.45
2.35 較簡單 穩定 可采
四、煤質
（一）物理性質和煤岩特征
1、物理性質
本區煤層其物理性質基本相同。煤的肉眼觀察顏色一般為黑色～黑褐色棕色。煤岩類型以亮煤及半亮型煤為主，暗煤次之，鏡煤和絲炭少量。光澤一般為瀝青光澤，多呈帶狀結構，質硬性脆，比重較小，硬度中等。解理裂隙發育，可見方解石沿裂隙充填。具貝殼裝，參差狀，階梯狀斷口，易燃，燃燒時，焰長，煙濃，冒黑色黑紅色煙，個別樣品燃燒時發泡膨脹，含有少量焦油。
2、煤岩特征
顯微組分：凝膠化物質一般在75%以上，主要為膠化基質體，鏡煤、木煤、木質鏡煤為少量。半絲炭化物質一般在10-15%，半絲炭化木煤為主，半絲炭化木質鏡煤及半絲炭化基質次之。煤中穩定組分一般小於5%。礦物質在5%左右。絲炭物質，以絲炭為主，多呈透鏡狀，絲炭化基質碎片和木質鏡煤絲炭較少量，角質化物質，以小孢子體為主，角質層、大孢子和樹脂體次之。礦物質，可見浸染狀小結核狀黃鐵礦，方解石及粘土類物質呈孢腔充填，還有少量石英和菱鐵礦。
平均最大反射率為0.519-0.552%，屬Ⅰ-Ⅱ級變質程度（氣煤階段）。
本次對本區主采煤層43號，45號煤層進行了重點測試。詳見下表：

43、45號煤岩組份03manbetx 成果表
煤層
編號 采樣
位置 鏡質組% 半鏡質組% 惰質組% 殼質組% 有機質% 無機質% 反射率 煤岩
類型 變質
程度
43 8-01
10-2 30．86 5．09 41．40 4．49 37．04 52．52 0．77 暗亮型 Ⅰ-Ⅱ
45 8-01
10-2 33．24 7．08 45．52 5．30 40．91 59．09 0．84 暗亮型 Ⅰ-Ⅱ

（二）煤的化學性質及工藝性能
1、化學性質
本區煤樣根據以往資料主要分布在5、9、13線，共采242個煤樣，5線90個，9線72個，13線70個煤層煤樣10個。
灰分，就全區而言一般變化不大，沿走向由東向西灰分逐漸變低，由上而下灰分值也有所變低。揮發分變化趨勢同灰分相似。膠質層厚度一般為0～8.5mm。全硫含量一般為0.23～3.26%，5線較低為0.16～1.44%，發熱量變化不大，一般在30MJ/km左右，個別煤層可達32MJ/km，由南向北略有增高。
5-45號煤，平均灰分值為12～26%，揮發分由上而下有明顯減少，5-40號煤揮發分平均值為39.78～46.15%，41-45號煤揮發分平均值為35.00-38.98%。全硫含量自上而下也有明顯減少。5-45號為0.77-1.99%，磷的含量5-45號煤層為0.007-0.159%。發熱量較穩定，均在30MJ/kg左右。43、45號煤層，為本區主要開發的可采煤層。灰分一般為9.78-14.32%，由西向東有逐漸增加趨勢。含硫量一般為0.20-0.81%，43號煤略高於45號煤層，上部大於下部。揮發分一般為35.00-44.45%，膠質層厚度0-9mm，發熱量值為31.30-31.73MJ/g，牌號以CY為主，個別有QM。43、45號煤層為RN。綜上所述，本區煤質變化規律明顯，其特別為：灰分硫分含量由東向西逐漸減少，由上至下也逐漸變少。從容重統計表上也可以見這樣的規律上大下小。揮發分含量是由東向西逐漸變小，由上到下也逐漸變小，發熱量也如此，因此變化規律是一致的。
全區煤質牌號上部以長焰煤為主，個別可達氣煤，下部以弱結煤為主，詳見下表：

煤層編號 工業03manbetx （礦井樣） 煤類 備注
新 老 水份
（%） 灰份
（%） 揮發份（%） 硫份
（%） 發熱量
JM/kg
46 Bs 1.58 17.51 31.32 0.75 26.32 RN 生產樣
45 B1 1.66 16.45 36.50 0.40 26.84 RN 生產樣
45 B2 2.07 8.24 34.95 0.76 29.48 RN 生產樣
43 B3-6 2.40 11.25 37.24 0.71 28.00 RN 生產樣
41-3 B7 0.95 56.48 46.93 0.32 12.00 變質岩 生產樣
41-2 B8 3.01 15.69 38.11 0.63 25.80 CY 生產樣
41-1 B9 2.13 33.78 42.82 0.71 19.20 CY 生產樣
40-2 B10 2.73 49.43 45.96 0.64 14.40 變質岩 生產樣
40-1 B11 2.81 22.50 43.04 1.13 23.78 CY 生產樣
38 B12 2.89 17.55 43.19 2.61 24.88 CY 生產樣
36 B13 2.69 12.13 41.82 0.84 27.28 CY 生產樣
35 B14 2.98 11.54 44.16 0.62 26.76 CY 生產樣
32 B15 2.95 18.24 43.39 0.60 25.29 CY 生產樣
31 B16 2.08 30.70 45.23 1.44 21.84 CY 生產樣
28 B17 2.99 14.47 43.63 0.94 34.44 CY 生產樣
27 B18 3.37 13.28 45.08 1.37 26.08 CY 生產樣
26 B19 3.38 12.92 45.34 1.17 25.88 CY 生產樣
25 B20 3.54 14.11 44.08 1.08 25.80 CY 生產樣
23 B23 2.99 17.01 46.66 1.27 24.60 CY 生產樣
22 B24 2.91 22.32 47.09 1.59 23.04 CY 生產樣
21 B25-26 3.58 15.47 43.95 1.20 25.00 CY 生產樣
20 B27 3.42 16.95 45.01 0.85 24.20 CY 生產樣
19 B28-29 3.77 12.13 42.87 1.76 26.00 CY 生產樣
18 B30 3.82 15.82 45.52 1.50 24.92 CY 生產樣
17 B31 4.46 23.08 43.73 1.49 21.64 CY 生產樣
16 B32 4.76 22.47 43.19 1.38 21.80 CY 生產樣
15 B33 4.91 20.29 42.96 0.93 22.52 CY 生產樣

煤層編號 工業03manbetx （礦井樣） 煤類 點數
新 老 水份
（%） 灰份
（%） 揮發份（%） 硫份
（%） 發熱量
JM/kg
45 B1-2 1.64 9.25 34.98 0.62 29.80 RN
43 B3-6 2.00 10.34 36.11 0.52 28.98 RN
41 B7-9 2.29 17.84 37.35 1.15 25.76 Cy
40-2 B10 2.43 21.32 39.57 1.09 24.51 Cy
40-1 B11 2.47 19.36 44.84 1.50 25.40 Cy
38 B12 2.35 14.87 43.41 1.27 26.40 Cy
37 B 2.31 22.60 45.84 1.40 23.64 Cy
36 B13 2.31 15.08 42.37 1.57 26.31 Cy
35 B14 3.15 12.30 42.22 1.12 27.67 Cy
33 B 3.08 20.23 44.16 1.41 24.31 Cy
32 B15 2.21 15.27 45.24 1.15 26.06 Cy
31 B16 3.04 21.53 45.29 1.20 23.98 Cy
29-30 B 3.17 23.71 49.50 2.24 22.71 Cy
28 B17 3.24 16.02 44.44 1.19 25.89 Cy
26-27 B18-19 3.56 11.92 46.02 1.30 26.00 Cy
25 B20 3.29 11.49 45.24 1.27 27.54 Cy
24 B22 3.39 12.37 44.76 1.79 27.13 Cy
23 B23 2.29 23.82 54.48 3.04 24.92 Cy
20-22 B27-24 3.33 14.07 45.02 1.44 26.18 Cy
19 B28-29 3.26 19.34 44.95 2.34 30.15 Cy
18 B30 3.80 11.47 44.02 1.71 27.06 Cy
17 B31 3.49 15.46 44.82 1.43 25.47 Cy
16 B32 3.61 15.94 43.38 1.98 25.38 Cy
15 B33 3.66 15.04 43.85 2.34 25.76 Cy
14 B34 3.80 17.39 43.16 1.73 25.02 Cy
13 3.77 11.91 44.29 1.36 27.20 Cy
11-12 3.80 17.02 43.67 1.17 25.28 Cy
9-10 3.77 26.61 46.13 1.08 21.62 Cy

2、煤的工藝性能
區內煤層的彈筒幹燥基發熱量值變化範圍及彈筒03manbetx 基發熱量熱值變化範圍為：
發熱量（Qb.d） 項目 編號 發熱量（Qb.d）
原煤MJ/km 精煤MJ/km 原煤MJ/km 精煤MJ/km
9-10 21.23～22.00 30.25～30.94 28 22.58～27.98 31.48～31.84
11-12 25.28～25.28 30.76～30.76 29-30 22.71
13 27.20～27.20 31.22～31.22 31 20.07～28.72 31.57～31.88
14 22.71～28.06 31.07 32 24.47～27.84 31.56～31.79
15 25.52～25.99 30.48～30.55 33 24.31 31.80
16 23.76～27.00 30.46～30.58 35 26.85～28.09 31.43～32.12
17 23.58～28.19 30.66～31.42 36 25.92～26.91 31.70～32.08
18 26.26～27.85 30.73 37 22.07～24.99 31.72～31.92
19 19.67～27.08 30.68～31.24 38 20.38～29.77 31.78～31.98
20-22 25.35～26.79 30.74～32.28 39 24.82～25.98 31.78～31.91
23 24.92 32.94 40 22.64～26.54 31.62～31.92
25 26.92～27.26 30.18～31.38 41 24.45～26.643 31.54～32.08
26 25.97～28.79 31.56～31.57 43 26.53～30.083 32.48～33.00
27 25.18～27.58 31.36～31.90 45 27.87～31.41 32.48～32.48

從上述熱值變化情況分析，本區煤層原煤、精煤發熱量值有一定的變化，但變化不大，相對穩定，精煤發熱量熱值較高。熱穩定性根據化驗資料Ts+6值43號煤層為74，45號煤為72，依照煤的熱穩定性評價標準《一級，好T3-6≤30》，43號煤、45號煤均屬y一級熱穩定性煤層，煤層機械強度抗磨性屬二級中等強度煤層。詳見下表
煤層
編號 煤層熱穩定性 煤層機械強度
抗磨性 機械強度標準
25mm級（%） 熱穩定性標準
Ts+6（%）
Ts+6 Ts-6 Ts-3
43 74 22.5 3.4 55 一級>65 一級好≤30
45 72 20.1 3.2 52 二級>50～65 二級中等>30～45
三級>30～50 三級較差>45～60

從化驗資料顯示，區內煤層具有微弱的粘結性，焦渣特征均為3級，煤層煤灰成份均以SiO3、AL2O3為主，煤層煤灰的熔融溫度均在1135～1360℃之間，屬低熔灰份煤層，45號煤層稍有偏高為1360℃。煤層低溫幹餾經化驗測試，上部煤層、焦油產率在9.10～10.90%，屬富油煤層，43號煤層焦油產率為13.0%，屬高油煤層，45號煤層焦油產率為10.80屬富油煤層。各種硫含量均比較低，均小於1%以下。
主要可采煤層灰成份灰熔性及元素分析成果表
煤層
編號 灰 成 份 測 定 灰 熔 性 元 素 分 析
SiO2
（%） Fe2O3
（%） AL2O3
（%） Ca2O
（%） MgO
（%） SO3
（%） DT
℃ ST
℃ FT
℃ Cdaf
（%） Hdaf
（%） Ndaf
（%） (O+S)daf
（%）
43 33.85 24.79 16.75 17.41 11.15 5.43 1193 1207 1228 83.56 5.26 1.19 9.78
45 34.36 8.57 17.63 10.63 10.63 5.63 1318 1360 1375 8393 5.25 1.12 9.71

各煤層低溫幹餾及各種硫含量統計表
煤層
編號 低溫幹餾（%） 各種硫（%）
總水份 半焦
產率 焦油
產率 煤氣+損失 St.d Ss.d Sp.d So.d
43 4.6 77.5 13.0 4.9 0.48 0.03 0.51 0.14
45 5.1 76.5 10.8 7.5 0.58 0.1 1.0 0.4

各煤層微量元素分析成果表
煤層編號 Ga
ω（B）/10-6 Ge
ω（B）/10-6 U
ω（B）/10-6 V
ω（B）/10-6 Ni
ω（B）/10-6 備注
43 2 0 0 16 0
45 2 0 0 12 0
3、煤的有害元素
區內煤層均含有有害元素磷、氟、氯、砷，但含量較低，對煤炭開發開采無太大的影響，各煤層中含量詳見下表：
各煤層有害元素含量統計表
煤層編號 磷P.d（%） 氟F.ad（PPm） 氯CI.d（%） 砷As.d（PPm）
43 0.019 160 0.008 3
45 0.024 120 0.008 4

（三）可選性
本次對主要可采煤層43號煤層，進行了可選性篩分浮沉試驗，方法是以篩分浮沉大樣為主，來確定各煤層的可選性。
區內共采集篩分浮沉大樣2個，其中1個是堿溝煤礦在90年代通過化驗室在本礦做的，煤層為45號，現按先後次序進行敘述：
1、45號煤層篩分浮沉大樣試驗
生產礦井該大樣是堿溝煤礦上個世紀90年代由烏魯木齊礦務局（現為新礦集團）化驗室在礦井現場做的，煤樣采用生產礦井抽車法獲取，共計采取煤樣重量10噸，按有關國家標準進行了篩分浮沉試驗。試驗成果詳見下表：
原煤篩分試驗綜合成果表
粒度（mm） 產物名稱 數量
全樣重量百分比 灰分
（Ag）
>100 煤 10.75 8.00
矸石 4.29 77.39
小計 15.04
10～50 煤 5.87 13.17
矸石 2.05 80.56
小計 7.92
>50 合計 22.96 28.77
50～25 煤 8.11 27.51
25～13 煤 11.22 19.26
13～6 煤 16.96 13.60
6～3 煤 10.41 12.42
3～0.5 煤 19.02 13.09
0.5～0 煤 5.85 16.79
50～0 煤 72.37 16.08
總計 95.32 19.14

根據上述試驗成果分析各粒度分選後灰分值在28.77～12.42，平均灰分含量為16.08%。其中0.5～13mm粒級灰分值在12.42～13.60%，較為穩定；13～50mm粒級灰分值有所增高，但大於100mm粒級灰分值僅8%。
綜上所述45號煤層可選性屬“易選煤”。
2、43號煤層篩分浮沉大樣試驗
43號煤層篩分浮沉大樣試驗是本次工作做的。是由新礦集團煤炭質量烏魯木齊檢驗中心（原烏魯木齊礦務局化驗室）承擔從采樣到化驗的全部工作。采樣方法是按國際“GB481-64”、“生產煤礦采樣方法”在礦井正常生產情況下以抽取礦車的方法采樣，共采煤樣10.14噸，經篩分後實重9.26噸，達到設計要求，化驗及篩分浮沉工作嚴格執行有關01manbetx 所提供的，成果準確可靠。其成果詳見下表：
篩分浮沉試驗成果表
煤層 塊度
等級 +100
mm 100～50mm 50～25mm 25～13mm 13～6mm 6～3mm 3～0.5mm 0.5～00mm 總計
43 產率
（%） 8.49 6.97 9.10 14.16 13.70 13.51 22.83 7.92 100
灰分
（%） 5.27 6.96 20.06 13.41 8.89 10.61 11.20 16.83 13.18
從上表分析各粒級煤的灰分含量變化在5.27～20.06%之間，平均灰分含量為13.18%，其中.5～25mm粒級煤的灰分含量為8.89～113.41%，基本穩定；50～100mm粒級煤的灰分含量5.27～6.96%，較低，而50～25、小於0.5mm粒級的灰分含量較大為6.83～20.06%。
該樣浮沉試驗結果表明，分選真（相對）密度直接影響煤的可選程度。當分選真（相對）密度小於.4時為“極難選煤”；而對分選真（相對）密度大於1.5時則為“易選煤”。詳見下表：
50～0.5mm粒級原煤浮沉試驗成果表
密度級 原煤 小計（%） 分選液密度±0.1產率
產率
（%） 灰份
（%） 浮煤 沉煤 密度 產率
（%）
產率 灰份 產率 灰份
<1.3 77.26 3.59 77.26 3.59 100 12.14 1.30 83.78
1.3～1.4 6.52 13.21 83.78 4.34 22.74 41.20 1.40 9.96
1.4～1.5 3.44 23.63 87.22 5.10 16.22 52.46 1.50 4.56
1.5～1.6 1.12 29.32 88.34 5.41 12.78 63.19 1.60 2.95
1.6～1.8 1.39 39.84 91.55 6.52 9.84 68.41 1.70 3.21
1.8～2.0 2.06 46.98 93.62 7.41 8.45 73.12 1.80 2.42
>2.0 6.38 81.57 100 12.14 6.38 81.57 1.90 2.06
3、全量中煤法對煤層可選性評價
全量中煤法可選性評價標準
中煤含量%（比重1.4～1.8） 可選性等級 精煤回收率% 等級
<10 易選 >70 優等
10～20 中等可選 50～70 良等
>20～30 難選 >40～50 中等
>30 極難選 ≤40 低等

根據上表標準：區內煤層的精煤回收率43號煤層為59.81%，45號煤層為61.79%，本區號煤層可選性為中等可選煤層，號煤層雖精煤回收率稍偏低，但基本可屬中等可選性煤層。
綜上所述，根據上述兩種可選性評價方法，幾個篩分浮沉大樣和簡選小篩分浮沉樣的試驗成果觀察綜合分析，本區煤層在加工工藝不斷的提高後區內煤層可選性程度將在中等可選程度以上。因此本區煤層可選性屬較好的可選性煤層。
（四）煤質及工業用途
根據上述幾節敘述，本區煤層均屬低變質（Ⅰ～Ⅱ）階段，依據以往及本次煤層化驗資料：8-41號煤層以長焰煤為主，下部煤層43、45號為弱粘煤。煤層的揮發份含量自上而下逐漸減少，煤層中的絲炭化物質（惰質組份）含量，下部煤層高於上部煤層。煤層的發熱量自上而下增大。
區內各可采煤層14-41號煤層灰份含量在11.49～23.82%之間，全硫含量在1.12～2.34%之間，發熱量平均22.71～30.15MJ/kg之間，43、45號煤層灰份含量9.25～10.34%，全硫含量0.52～0.62%，發熱量平均28.98～29.80MJ/kg之間焦油產率3.73～10.30%，有害元素磷含量均小0.05%。
綜上所述，本區主要可采煤層43、45號煤屬特低～低灰、特低硫、低磷、中高發熱量富油煤層，是良好的動力煉油用煤和民用煤；8-41號煤層屬低～中灰、低～中硫、低磷、中高發熱量煤種，這些煤層也是較好的動力、民用好煤種。
五、水文地質
（一）區域水文地質
1、概況
本區位於準噶爾盆地南緣，天山山脈之博格多山北麓的山前丘陵地帶上。博格多山是中生代以來垂直上升的斷塊山，山嶽聳立，發育有山間積雪盆地和冰川。
區內河流多發源於博格多山，逕流方向由南向北，均為短途河流，一般經礦區流入米泉市境內，流量多耗於途中蒸發、垂直入滲以及農田灌溉，極少部分能到達吉爾班通古特沙漠邊緣。冰川及冰雪融水、山區的大氣降水是該區地表水及地下水的主要補給源。區內主要河流為八道灣河、蘆草溝河，僅在春季融雪期及夏季暴雨期流量較大，其中八道灣河夏季基本幹枯，為季節性河流，年逕流量為457萬m3，蘆草溝河常年流水，年逕流量可達356萬m3，為礦區地下水的直接補給源。
該區屬典型的幹旱區中溫帶大陸性氣候，幹旱少雨，蒸發強烈，蒸發量為降水量的近八倍，夏季炎熱，冬季寒冷。
區域內地層多為中新生界及上部古生界岩層，以砂岩、泥岩及煤層為主，基岩地層鑽孔單位湧水量小於0.1L/s.m，富水性弱。第四係近現代衝洪積層在區內主要分布在北部衝積平原，井田範圍內大部分覆蓋厚度較薄，且位置較高，對區內礦床充水影響不大，僅在溝穀河床中富水性強，與地下水產生一定的水力聯係。
2、區域內主要含（隔）水層組的特征
區內含水層按含水介質不同，可分為鬆散岩類孔隙水含層、碎屑岩類孔隙水含水層，以下按以老到新地層層序，以含水層組為單位進行分述：
（1）古生界含水層組與中生界三疊係含水層組
古生界主要為石炭係（C）、二疊係（P）地層。石炭係主要分布於區域南部之博格多山，地貌上表現為中高山地形，石炭係含水層組以砂岩、凝灰岩含水層為主，泉水流量2～2.5L/s，礦化度0.26～0.65g/L，為重碳酸.硫酸鹽～鈉型水。
二疊係（P）、三疊係（T）在礦區南部有出露，地貌上表現為中低山地形，二疊係（P）含水層主要以粉砂岩、砂岩夾白雲岩含水層為主，泉水流量2～10L/s，礦化度0.6～1g/L，為重碳酸～硫酸鹽～鈉型水。三疊係（T）含水層組以砂岩、礫岩含水層為主，泉水流量多小於1L/S，為硫酸鹽.重碳酸～鈉型水，為弱含水層。
以上各含水層組分布區域與本井田較遠，與井田內礦床的水力聯係不密切，對井田水文地質意義不大。
（2）侏羅係含水層組
主要包括侏羅係下統的（J1b）、三工河組（J1s）；中統的西山窯組（J2x）、頭屯河組（J2t）以及上統齊古組（J3q）的含水層，其含水介質一般為砂岩及礫岩，含煤地層中，由於岩層多為泥質膠結，致密，裂隙不發育，煤層成為相對含水層，該含水層組分布在烏魯木齊礦區以內及其周邊地區。
含水層組的各含水層流量一般小於1L/s，礦化度大於1g/L，單位湧水量小於0.1L/s.m，為氯化物.硫酸鹽～鈉型水。
（3）第四係鬆散堆積物含（不含）水層組
①第四係衝洪積的砂礫石、礫石含水層：分布於河床和山前衝洪積扇及傾斜平原，多賦存孔隙潛水，局部因有隔水的黃土層，形成的地下水具有承壓性質，含水層厚度3～50m，自南向北厚度增大，水位埋藏由深變淺，水的礦化度由低變高，含水豐富。近山區礫石帶潛水埋深大於是100m，礦化度0.2～0.5g/L。
②第四係風積殘（坡）積透水不含水層：主要分布於山梁台地之上，雖為透水層，但由於其分布位置較高，不具儲水條件，補給缺乏，為透水不含水層。
3、區域地下水的補給、逕流、排泄條件
本區氣候幹燥，降水少而集中，不利於地下水的形成，地下水的補給主要源於區域南部的天山融雪水、融冰水及大氣降水，形成之後的地下水流順地勢由南向北運移，在地勢較低處，一部分交替形成了賦存於第四紀鬆散物中的孔隙水，由南向北逕流。
孔隙、裂隙潛水運移至地勢較低處的過程中，垂直蒸發或植物蒸騰是其主要的排泄方式。而基岩裂隙水除以泉的形式排水之外，在侏羅係地層上建設的礦井疏幹排水也成為主要的排泄方式。
（二）水文地質
蘆草溝河和八道灣河為井田的東西邊界，井田為兩河的河間地塊。井田內較大衝積溝隻有一條堿溝，位於井田中部，自南向北縱貫井田，溝中流水除融雪、暴雨期的自然彙水外，平時隻有生活汙水和礦井排水，日流量1000m3左右，上源沒有泉流。
井田內地形總趨勢為南西高，北東低，起伏不大，屬低山丘陵平緩傾斜地形，自然坡度2～15º，最高海拔875.60m，最低730m左右，相對高差為50～120m。
由於本區氣候具有夏季炎熱，冬季寒冷，春季升溫快，夏季降水集中的特點，因此易形成洪水。八道灣河、蘆草溝河床陡坎高3～5m，一般洪水水位隻有1～2m，不漫出河床。據以往訪問資料，二十世紀五十年代曾有一次特大洪水漫上了蘆草溝兩側的河漫灘，淹沒了兩側的農田，形成了達700餘米寬的洪流。
井田區在水文地質分區上屬補給逕流區，東西兩條河即為供水補給邊界。
1、含水層
區內自上而下劃分為2個含水層（組），分述如下：
（1）第四係鬆散岩類孔隙含水層（I）
①第四係全新統衝洪積透水含水層（I1）
主要分布在八道灣、蘆草溝河床以及堿溝溝穀內。
八道灣河衝洪積層分現代河床和河漫灘兩部分。河床較窄，一般20～30m，衝洪積層厚十餘米，河漫灘較寬，約600m。上部為亞砂土，厚2-3m,下部卵石層厚25m多，卵礫石礫徑>10mm的占70%以上，其餘為粗砂、中砂，並夾有亞砂、亞粘土透鏡體，礫石岩性主要為火山岩。水位深度，采礦前距地表12～15m，開礦疏幹後已降至基岩剝蝕麵附近，深28m左右。據堿溝煤礦1990年提交的《礦井地質報告》估算，其地下水總量可達4500m3/d，可見水量是較豐富。
蘆草溝衝洪積層，河床寬20～30m，兩側河漫灘寬約400m，河漫灘部分厚度可達14～15m，上為亞砂土、亞粘土層，厚7-8m，下為卵礫石層，厚約7m，河床不足10m，全部為卵礫石層，水位深度采礦前約為5m，采礦疏幹後已降至基岩剝蝕麵，深達14m，據估計地下水總量可達4600m3/d。單位湧水量可達4～6l/s.m。
堿溝衝積層，厚度很小，隻有4～5m，礦區以上部分為季節性河流，隻在礦區生活汙水、礦井水排放後才有少量流水。據井下排水量分析，該溝地下水總量隻有200～300m3/d。
②第四係上更新統風積、殘坡積透水含水層（I2）
主要分布在井田北部，河間台地之上，由礫石、砂、亞砂土等組成，厚約10m，由於所處位置高於兩河水位，即使微量降水入滲，也形不成飽和的包氣帶，不具備儲水條件，但具透水性，為透水不含水層。
（2）碎屑岩類裂隙水含水層組（Ⅱ）
主要指西山窯組的岩、煤層中的含水層，岩性為泥炭沼澤相的灰～深灰色泥岩、炭質泥岩、煤層和粉砂岩夾不穩定的薄層中、粗砂岩，由於碎屑膠結物多為泥質，故裂隙不發育。其補給源為大氣降水和現代溝穀含水層垂直滲漏，由於補給條件不良，岩層滲透性甚差，含水性極弱，據堿溝煤礦1990年提交的《礦井地質報告》稱，鑽孔單位湧水量隻有0.0089～0.0001L/s.m，滲透係數隻有0.0001～0.0097m/d；在無地表水通過采空裂隙直接充水的情況下，井下水量也較小，其量隻有200～300m3/d。
以往工作，劃分了三個含水層組：45號煤層及其頂底板（Ⅱ3），43號煤層及其頂板（Ⅱ2），25+26號煤層及其頂板（Ⅱ1）。
①Ⅱ3含水層（45號煤層及其頂、底板含水層），其組成包括：45號煤層自身及其老頂細砂岩，以及相近Bs煤層的頂板細砂岩層，一般厚度48.30m。含水微弱。
②Ⅱ2含水層（B2及頂板），組成包括：43號煤層自身及其老頂細砂岩，厚度平均為64.15m。
③Ⅱ1（B19+20及其頂板），組成包括：煤層自身及其B19+20～B2n之間的中細砂岩層，一般厚度平均38.8m。
以上含水層，含水微弱，滲透性差，鑽孔單位湧水量隻有0.0089～0.0001L/s.m，透水係數隻有0.0001～0.0097m/d。
2、隔水層
區內地層組成多為泥質膠結的粉砂岩、細砂岩、中砂岩、粗砂岩及煤層，其中粉砂岩、細砂岩等細粒相岩層占很大比例，這些岩層裂隙不發育，即使有裂隙，也多被以泥質為主的膠結物所充填，富水性較差，可以作為相對隔水層。本次工作圍繞主要碎屑岩類裂隙水含水層，劃分了4個相對隔水層。
①第一隔水層（G1）
位於25號煤層頂板以上，至22號煤底板，平均厚度近70m，從走向看，中部厚，東西兩端相對較薄，由灰色粉砂岩、泥岩組成，膠結致密，多為泥質膠結，不利補給。
②第二隔水層（G2）
位於Ⅱ1和Ⅱ2兩個含水層之間，即26號煤底板至43號煤頂板，平均厚度240m，主要由灰黑色粉砂岩、泥岩以及27號煤至41號煤層組成，其間岩層膠結致密，煤層較多，達15～16層，但單層厚度相對較小，一般在0.5～2.5m，煤層間距平均1.8～8.5m，這些煤層大多未開采，采礦所造成的裂隙不發育。北段地層在走向上東薄西厚，為相對隔水層。
③第三隔水層（G3）
位於Ⅱ2和Ⅱ3兩個含水層之間，即43號煤底板至45號煤底板，主要由灰黑色泥岩及粉砂岩組成，膠結致密，平均厚度45m，在走向上呈現東厚西薄的趨勢，為相對隔水層。
④第四隔水層（G4）
位於47號煤底板之下，泥質膠結，由粉砂岩組成，致密，透水性較差，不利於層間補給，劃分為相對隔水層。
3、水力聯係
（1）地下水與地表水間的水力聯係
本區氣候幹燥，降水量較少，而蒸發量又大於降水量，大氣降水的垂直入滲，對地下水補給微乎其微，但在采空裂隙區，由於補給通道較順暢，大氣降水較易於補給碎屑岩類裂隙水含水層組。
井田區內幾條地表逕流與河床內分布的衝積含水層聯係密切，其富水性受河水水位及水量的直接影響。
（2）含水層之間的水力聯係
井田內淺部煤層大部分被小窯采空，不僅存在老窯積水，而且還將河床內衝洪積層的水直接導入，井田內所賦存煤層為急傾斜煤層，其走向與河道幾乎正交，如果出現采掘河床、保安煤柱的情況，必然導致煤層的采空裂隙帶橫切河漫灘，使碎屑岩類含水層與I1衝洪積含水層發生直接聯係，後者補給前者，由於I1衝洪積含水層，受河水的補給，因此其水量充沛，成為礦井開采後地下水重要的直接補給源。據煤礦提供資料，2003年共采煤66.3萬噸，井下正常湧水量為150m3/h，其含水係數KB=1.98，接近湧水量中等的礦井。其湧水量主要為此種補給。
4、地下水的化學特征
井田內地下水化學特征有：
（1）ClSO4-Na型：分布於煤層Ⅱ含水層中，主要通過采空裂隙，風化裂隙，構造裂隙接觸河床潛水以及降水的補給。PH值為7.80，溶解性總固體4.98g/L，總硬度925.7mg/L（以CaCO3計），水質極差，為鹹水，不太適用於農業灌溉。此類水沉澱很多，屬半腐蝕性微硬水。
（2）SO4HCO3-NaCa型：分布於河床潛水含水層，即第四係全新統衝洪積透水含水層（I1）中，主要為地表河流補給，並接受大氣降水，其PH值為7.65，溶解性總固體為1.54g/L，總硬度555.4mg/L（以CaCO3計），微鹹水，水質略差。為適用的農業灌溉用水，此類水沉澱很多，結硬垢，屬半腐蝕性微硬水。
以上資料說明，在煤係地層中，由於岩石裂隙不甚發育，因多為泥質充填，地層本身滲透性差，補給徑流條件不佳，地下水運移緩慢。由於井巷係統采空區裂隙的形成，加快了礦床水及地表水及河床潛水交替速度，對礦床水形成稀釋作用，但因運移通道較長，加之逕流過程大量溶解吸收地層中的礦物質，所以水質仍較差。
5、地下水的補給、逕流與排泄
井田屬區域內地下水的逕流區，在井田範圍亦可通過大氣降水，地表水體的垂直入滲補給，但補給有限。在人類采礦活動中，形成的采空裂隙，直接或間接地成為導通地表水體的通道，通過此種途徑充水，成為井田內地下水的主要補給來源。
地下水的逕流在垂向上，表現為自上而下，運移過程中又表現為自南向北。礦井疏幹排水成為井田內地下水的主要排泄方式。
6、井田水文地質類型及其複雜程度
綜前所述，本井田煤礦床是孔隙裂隙為主的礦床，直接充水含水層以弱大氣降水為主要的充水水源，補給條件差。含水層組富水性弱，單位湧水量在0.1L/s.m以下，煤係地層岩性多為泥岩、泥質膠結的粉、細砂岩、煤層為主，含水層組水力聯係甚差，第四係覆蓋較薄，但是，由於采礦活動的影響，煤礦床與地表水體聯係漸趨密切已成為事實，故把本井田水文地質條件定為中等型。
（三）礦床充水因素分析
1、礦井充水現狀：
井田範圍現有3家生產礦井，自西向東為三建煤礦，一0三團煤礦和堿溝煤礦，各礦情況見表：煤礦開采技術條件調查表。
由於井田範圍內開采曆史悠久，目前+510水平以淺各主要煤層均不同程度被開采，形成采空區。其內均積有一定數量的地下水，而且都地處礦床的淺部，對礦床的充水具有一定的必然性。
本井田為急傾斜地層，橫切區內主要溝穀、河流，礦井走向上的延伸開拓，產生的塌陷裂隙，必然將與之發生溝通聯係，成為礦井充水的主要水源，防治不力必將造成水患，影響生產，例如：
堿溝井1961年因堿溝洪水進入南大槽塌陷坑而淹井一次，排水及巷道清理用了半年的時間。
井田內原蘆草溝礦井下也曾發生過河床衝積層水的全部注入的事件，致使大巷流水漫出運輸軌麵0.20～0.30m，將煤倉（倉儲式采煤法的倉室）灌滿，造成放倉時的三次突水和一人重傷的02manbetx.com 。
1999年4月19日，堿溝礦+564水平東一采區B3（43號煤）煤巷出現湧水，水量約30m3/h，特別嚴重的是2001年2月7日20時，東一采區+564水平B3（43號煤）煤東巷道內突然湧水異常，不明來源之水以每小時1000多m3速度蔓延，導致+556延伸水平供電係統、排水係統癱瘓。2月11日12時，已淹至+568水平，進水總量達到8萬m3，淹沒巷道3300m。原因是堿溝煤礦東鄰的安寧渠煤礦在開采過程中，揭穿了與地表聯通的老窯水，該礦又於1998年越界開采，與堿溝煤礦+564水平B3（43號煤）煤巷貫通，安寧渠煤礦的此次突水淹井02manbetx.com 致使堿溝煤礦連帶遭災。
2、礦井充水因素
（1）地表水係：根據上述，與堿溝井田有直接聯係的主要為蘆草溝河，次為堿溝河過境時的滲漏補給；八道灣河位於井田西界外近250m，對堿溝井田無直接影響。堿溝井田內距八道灣河較近的三建煤礦和一0三團煤礦井下湧水均很小。三建煤礦兩翼開采，東翼400m，開采+510水平，西翼500m，開采+580水平，礦井排水量100m3/d；一0三團煤礦分兩個井開采，一號井開采+560水平，走向采長830m，正常礦井排水量36m3/d；3-4月最大可達48m3/d。二號井開采+660水平，走向采長750m，井下無水。
（2）小窯積水：現井田範圍內星羅棋布的廢棄小窯，絕大部分已停產多年，現井下和采空區必然有一定數量的積水。
（3）大氣降水：井田所在區域幹旱少雨，僅在冬季積雪於3-4月間融化時，增加井下排水量，堿溝井增加100-200m3/d，蘆草溝井增加200-300m3/d。
（4）農田灌溉：蘆草溝以西，45號煤層以上的河漫灘上有上千畝農田。盡管農田以下有7-8米亞粘土的隔水作用，但由於麵積很大，每次澆水以後仍可造成井下水量增加300～500m3/d。
（5）滅火灌漿：堿溝井田內的滅火灌漿點有3-4處。灌漿要求是將發火和可能發火的巷道注滿泥漿水，向發火的采空區注水，對尚未開采的采區進行預防性灌漿。這些水都取自井下，後又慢慢從井下排出。
（四）礦井湧水量預算
井田內礦床充水主要來源於蘆草溝及堿溝的河床潛水，當采空條帶因橫入河漫灘，橫切河流衝積含水帶時，便直接跌落礦井。從河流上下遊的水量觀測也可以說明，其觀測見下表：
八道灣河 蘆草溝河
平均流量 上遊測站 0.031～0.19m3/s
下遊測站 0.05～0.365m3/s 0.00～0.214m3/s
年逕流量 上遊測站 356萬m3
下遊測站 457萬m3 135萬m3
備 注 季節性河流 常流水

從以上觀測結果看，井田來自蘆草溝河的總補給量221萬m3/a，其中一部分補給地下逕流，除此之外大部分直接進入井巷係統。
1、預算原則
（1）礦井湧水量預算範圍為下一水平～+510水平，包括主采煤層45號、43號，即Ⅱ3，Ⅱ3兩個含水層，東西全長4500m。
（2）截流井的排水量作為井田總湧水量的一部分考慮，經常年觀測記錄，可以看成一個常量Q截=3000m3/d。
2、預算方法
（1）富水係數法
礦井現開采煤層為下一水平開采煤層相同，水文地質條件相似，2004年礦井平均日排水量2096.45m3。
2004年堿溝煤礦井下排水量表
月份 排水量 備注 月份 排水量 備注
1月 69250.7 堿溝煤礦井下+556水平水泵房排水記錄。 7月 48083 11月份包括蘆草溝礦井老塘水排放量。
2月 65320.5 8月 45749
3月 71999 9月 48604
4月 71821 10月 60683
5月 60804 11月 115551
6月 51416 12月 55924
全年總計 765205.2
月平均 63767.1
日平均 2096.45

礦井生產煤炭就目前狀況為未來生產150萬噸規模進行類比：
Kcp=Q1/P1 Q=Kcp.P
式中：Q1—現生產礦井的排水量（m3/a）；
Q—未采水平的排水量（m3/a）；
P1—現在生產水平的生產能力（萬t/a）；
P—未采水平的生產能力（萬t/a）；
Kcp—富水係數（m3/萬t）。
據公式可得：Kcp=Q1/P1=10931.23 m3/萬t
Q=Kcp.P=1311747.43 m3/a=3593.83m3/d
整個井田排水量：Q總=Q+Q截=6593.83m3/d
（2）巷道長度比擬法
現開采+556與其上+616水平開采時，說明井下排水量基本相當，井下湧水量與開采深度關係不大（兩水平走向長度相同），推測應與開采範圍（走向長度）成正相關關係，按此設想：

Q1/Q=L1/L
式中：L1—現水平走向開采長度（m）；
L—未來水平走向開采長度（m）。
現水平開采長度2500m，未開采東西兩翼延展長度4500m，代入式：Q=3773.52m3/d。
Q總=Q+Q截=6773.52m3/d
3、湧水量預算量結果評述
通過上述兩種方法計算，結果相近，差值僅為2.7%。堿溝煤礦開采曆史較長，礦井水主要補給源明確，井下排水量較穩定。運用兩種類比法計算湧水量，都比較客觀地反映了湧水量與生產過程中主要影響因素的關係，計算結果較可靠。
由於礦井的湧水量是動態變化，影響其因素很多。以前該礦上部幾個水平的開采，由於開采規模（走向長度）大致相當，開采深度幾乎不影響湧水量，且隨著開采深度的加大，有微弱變小的趨勢。因此在未來水平開采時，應建立湧水量與走向開掘長度等因素的相關關係，準確預算湧水量。
4、湧水量的動態變化
一個水文年中，春季3、4月份的融雪期以及9、10月份（農灌期過後），井下湧水量相對較大，最大可達6600m3/d（包括截流井），正常為5096.4m3/d，變幅為29.5%。按此預測，未來井田範圍內最大湧水量Q最大=8771.92m3/d。
（五）供水水源
井田內較大衝溝隻有一條堿溝，溝中流水除融雪暴暴雨期的自然彙水外，平時隻有生活汙水和礦井排水，日流量1000m3左右，上遊沒有泉流，衝積卵礫石層4-5m。本次在流經井田的上、下遊采樣測試，水中溶解性總固體，上遊為3.84g/L，下遊為4.80g/L；PH值上遊7.90，下遊7.85；總硬度上遊545.4mg/L（以CaCO3計），下遊875.7mg/L（以CaCO3計）；上遊為SO4.Cl-Na型水，下遊轉變為Cl.SO4 -Na型水。上遊的評價結果為鹹水，不太適用於農業灌溉，沉澱較多，結軟硬垢，起泡，為半腐蝕性微硬水；下遊的評價結果為鹹水，不太適用於農業灌溉，沉澱很多，結軟硬垢，起泡，為腐蝕性微硬水。總之，堿溝河水量較小，水質極差，不能成為供水水源。
井田東界蘆草溝河為長年性河流，水量隨季節變化較大，井田上遊處年徑流量356萬m3，水中溶解性總固體0.75g/L，PH值8.10，總硬度262.7mg/L（以CaCO3計），為完全適用的農田灌溉用水，河水為淡水，但沉澱較多，結軟硬垢，起泡，為半腐蝕性軟水，經一般處理可用作生活水源，但由於季節性水量的不均衡，以及流域內水量分配等問題，作為煤礦的水源地不太現實。
原煤礦生活用水統一取自新煤集團東部琛家溝水源地，日供水量800m3，水質優良，為補琛家溝水源地水量不足，堿溝煤礦在九道灣河床灘地上打有自備水源井，抽取河床潛水，日供水量1000～1500m3，基本滿足本礦生活及綠化等的用水。
煤礦滅火灌漿及洗選等生產用水均取自沉澱後的礦井水。
六、其它開采技術條件
（一）煤層頂底板岩石物理力學性質
井田內中侏羅統西山窯組下段（J2x1）中自上而下賦存的主要可采煤層有43、45號巨厚煤層。43號煤存在直接頂板、偽頂板及老頂板，兩層煤平均間距達到82.57m，期間多為粉砂岩，45號煤層發育有直接頂板及直接底板，偽頂板及偽底板或老頂板，個別鑽孔揭露該煤層的老底板。
各煤層頂底板岩石物理力學性質，主要采用本次工作在8-1孔的岩石物理力學測試成果。詳見附表：岩石物理力學試驗成果表。
總體上，各煤層頂底板岩石在水位以下、飽和狀態時，其抗壓強度多小於30MPa，為軟岩或極軟岩；在水位以上、幹燥狀態時，雖然個別樣本的抗壓強度大於60MPa，但由於其岩性成份泥質含量較高，軟化係數多小於0.75，故依然為軟岩。另據井田內三建煤礦井下對主要煤層頂底板岩石的采樣測試成果，也進一步說明其為軟質岩石，見下表：
三建煤礦岩石物理力學性能試驗成果表
采樣
位置 岩石
名稱 比重
g/cm3 天然
容重g/cm3 孔隙率% 吸水率% 普氏係數 單向抗壓強度（MPa） 天然狀態抗拉強度（MPa） 軟化係數 岩石軟化性能類別
飽和狀態 幹燥
狀態
強度 岩石
類別
B6底/B4+5頂 泥岩 2.46 2.11 19.88 27.60 0.265 0 軟質岩石 24.40 0.10 0 易軟化
B4+5底板 中粗砂岩 2.54 2.42 4.70 1.90 3.651 17.60 軟質岩石 40.10 0.60 0.44 易軟化
B1+2頂板 中粒砂岩 2.58 2.44 5.43 2.28 3.22 27.60 軟質岩石 65.40 3.10 0.42 易軟化
（二）瓦斯
區內在以往階段對各煤層均沒采瓦斯樣，僅收集一些資料，在本次工作中對主要可采煤層43、45號煤層分別在鑽孔中進行了瓦斯煤樣采集4個。根據化驗分析成果顯示，43號煤層中瓦斯含量較低，以二氧化碳～氮氣帶分布為主，45號煤層為氮氣～沼氣帶。據礦井及小煤窯調查及各礦瓦斯含量等級鑒定，礦井瓦斯含量較低，均屬低沼氣礦，見新煤行管發[2005]264號文，但在一些采空區及廢巷通中，通風不良瓦斯相對聚集，瓦斯含量較高。
為此在今後礦井建設中，一定要考慮煤層自燃火區周邊的瓦斯聚集，老窯和廢窯采空區瓦斯湧出的發生，要采取必要的措施，加強通風工作。
但必須說明的是堿溝煤礦+564西一采區該區域於1991年礦+ 556水平簡易延深以來, 發現B4-6煤層瓦斯含量較高,先後在+564水平西一采區原石門以西(石門距主斜井550m) ,共掘六條穿層煤門,發現該煤層頂板以南8-18m的區段瓦斯湧出量大,揭開時巷道內, 瓦斯濃度10-15％,電鑽眼內瓦斯壓為0.04兆帕,眼內瓦斯濃度大於60％, 瓦斯流量為6m3/min,1994年8月對+564水平B4-6煤層瓦斯等鑒定,相對湧出量為5.37m3/t。在上部兩個水平的回采過程中H2S含量較高。後經原烏魯木齊礦務局、新疆煤炭工業廳研究決定於1995年6月將堿溝煤礦+564西一采區定為瓦斯湧出異常區。
瓦斯含量分析成果表（兩極值表平均值表）
煤層
編號 瓦斯含量（毫升/克可燃質） 瓦斯成分% 瓦斯分帶
CH4 CO2 CH4 CO2 N2
43 0.176～0.559
0.368 0.147～0.688
0.418 1.15～5.96
3.56 7.06～23.00
15.03 91.79～71.04
81.42 二氧化碳～氮氣帶
45 1.076 0.124 45.13 3.81 51.06 氮氣～沼氣帶
（三）煤塵
煤塵爆炸性試驗樣品，分別在有關煤礦和鑽孔中采集，本次在區內共有集樣品5個，經化驗測試，區內各可采煤層的煤塵均有爆炸性，由於含煤段地層含水性較弱，煤岩層常處於幹燥狀態，這也為煤塵爆炸創造了有利條件，因此在礦井掘進和開采中必須引起警惕，做好降塵措施，以防不測。見下表：
煤塵爆炸試驗成果表
煤層
編號 樣品
編號 采樣地點 化驗項目 勘探
階段
火焰長mm 加岩粉量% 有無爆炸性
43 8-01-43-16 8-01孔 200±50 75 有爆炸性 精查
45 10-2-2-7 10-2孔 200±50 70 有爆炸性 精查
45 10-2-2-13 10-2孔 500±50 85 有爆炸性 詳查
43 B4-6 堿溝礦井 200±50 65 有爆炸性 精查
45 B3西 堿溝礦井 400±50 85 有爆炸性 詳查

（三）煤層自燃傾向
本區煤層自燃傾向試驗樣分別是堿溝煤礦和鑽孔中采集，共采集9個樣品，根據原化驗資料區內煤層自燃傾向屬易自燃煤，據本次化驗資料證實，區內煤層基本屬易自燃～最易自燃煤。詳見下表：
煤層編號 老編號 試驗結果 氧化程度 自燃傾向性分類
T1 T2 T3 △T（1-3）
24-25 B20 336 300 283 53 7.926% 最易自燃
26 B19 335 310 285 50 0.005% 最易自燃
43 B4-6 353 327 300 53 9.064% 最易自燃
上表是堿溝煤礦提供煤樣由國家礦山安全計量站烏魯木齊分站新礦集團通安工貿公司鑒定結果。
煤的自燃傾向化驗成果表
采樣號
化驗號 煤層號 采樣地點 氧化樣
T℃ 原樣
T℃ 還原樣
T℃ 氧化程度
（%） △T
8-01-43-16 43 8—01孔 259.0 271.5 331.5 82.8 易燃煤
10-2-2-7 45 10—2孔 266.0 285.0 319.0 64.2 易燃煤
10-2-2-13 45 10—2孔 271.0 301.0 330.5 49.6 易燃煤
（本次勘探）煤層自燃傾向試驗成果
煤層
編號 樣品
編號 工業分析% 自燃傾向等級 采樣
地點
水份
Ma.d 灰份
A.d 揮發份
V.daf 全硫
Sd.ad 吸氧量
mL/g
43 8-01-43-16 1.75 12.56 35.44 0.49 0.68 Ⅱ級易自燃 8-01孔
45 10-2-2-7 1.95 9.48 34.82 0.55 0.74 Ⅱ級易自燃 10-2孔
45 10-2-2-13 2.22 3.10 39.82 0.36 0.94 Ⅱ級易自燃 10-2孔

現井田範圍內隻有兩處活火區，第一處分布在井田的西南角的三建煤礦區，第二處位於井田中部9勘探線以東50m處，均在45號煤層裂隙帶內，為塌陷區落煤堆積引發的自燃，火區麵積均較小，第一處走向長度150m，第二處走向長度100m左右，發火位置的煤礦應加快灌漿滅火的進程，盡早消滅明火，減少更大的損失。
（四）地溫
本區進行簡易地溫測量工作共有1個鑽孔，基本屬地溫正常區。其恒溫帶深度一般在100m左右，地溫梯度變化大致在0.20℃～0.90℃之間。詳見下表：
地溫測量成果表
單位：℃
深度（米） 23 143 243 323 403 503 603 孔底
10-02鑽孔 20 15.4 15.7 16.5 17.4 19.1 20.5 22.9

第三章 儲量
一、資源儲量估算
（一）參加資源儲量估算煤層
本次資源量估算以詳查地質報告為基礎，參加資源儲量估算的煤層有：14號、15、16、18、19、20、21、22、25、26、27、28、31、32、35、36、38、40-1、40-2、41-1、41-2、41-3、43-1+2、43-3、45號煤層，重點為43號、45號，共計25層煤。
（二）估算範圍
西起5勘探線以東1000m，東至13勘探線以東300m，南起45號煤底板，北至43號煤頂板，垂深750m（海拔0m）。
（三）工業指標
本區煤層以長焰煤和弱粘煤為主，煤層傾角為70～85°左右，屬急傾斜煤層，依據規定煤層最低可采厚度確定為真厚0.60m，原煤灰分不大於40%。厚高硫分不大於3%，最低發熱量不小於17MJ/kg。
二、估算方法
（一）估算層段
本次工作主要針對43號煤，45號煤的沿傾向延伸查清兩層煤層在500水平以下存儲情況，估算資源量，可劃分為一個區段，其他煤層為第二估算區段。
（二）各種估算參數的確定
1、煤層采用厚度
塊段煤層厚度，采用平均厚度：依據工程點控製煤層分布，采用算術平均法計算煤層平均厚度，即先勘探線各見煤點相加求出平均厚度，然後再線與線進行算術平均，求出塊段平均厚度。
2、傾角
采用平均傾角：采用鄰近的勘探線煤層傾角的平均值。
3、夾矸處理
煤層夾矸的單獨厚度大於0.05%米者，不參加儲量計算，小於或等於0.05m者參與煤層合算計算。
4、煤的視密度
本次資源量估算采用各煤層點算術平均視密度，其計算方法和求煤層平均厚度的方法一致。
5、各煤層平均視密度值：如下表
煤層號 8-10 11-12 13 14 15-18 19-22 25-28 31 32-34 35-37 38-40 41 43 45
平均視密度值 1.36 1.34 1.30 1.33 1.32 1.30 1.28 1.28 1.28 1.28 1.27 1.28 1.26 1.26

6、可采邊界線及采空區量的確定
可采點與不可采點之間用插入法求出可采邊界點，在估算各煤層資源量時依據煤礦采空區資料除去采空區量。
7、麵積測定：利用立麵投影幾何圖形塊段，采用幾何公式計算投影麵積，然後以塊段的煤層平均傾角換算成斜麵積。
計算公式：
Q=s.d.H.（1/sinα）
其中：Q—塊段儲量，單位：萬噸；
S—塊段平麵積，單位萬m2；
d—煤層視（相對）密度（容重），單位：t/m3；
α—塊段煤層傾角，單位：度；
H—塊段煤層儲量計算厚度，單位：m；
8、為確保安全本次對河床、工業廣場等保安煤柱壓覆資源量進行了單獨估算。
三、資源量類別劃分
依據現行規範即《固體礦產資源/儲量分類》對各類資源量分類要求，結合本次工作成果分析研究認為：本次工作主要是為查清本礦區延深的中深部資源量情況，為該生產煤礦下一水平延深擴建提供必要的地質依據之所用。由於上部多年開采，煤層穩定性及連續性已查明且無構造破壞，煤質、煤類已確定，用途明確，開采技術條件已查明，同時該礦屬老生產礦井。因此，本次資源/儲量劃分應歸類為經濟的：探明的基礎儲量（111b）、控製的基礎儲量（122b）推斷的資源量（333）
對於河床、工業廣場等保安煤柱確定，經與礦方研究同意按梯形保留保安煤柱邊角為70°，保安煤柱壓覆量歸類為：次邊際經濟的資源量（2S22）。
根據二類二型的勘探類型結合基本區實際情況，按照《煤、泥炭地質勘查規範》規定：
111b資源量：500-750m的勘探線距，淺部具走向巷道控製，且深部有鑽孔在3個點以上者圈定探明的111b資源量。
122b級資源量：1000-1500m的勘探線距，淺部具走向巷道控製，深部具鑽孔控製在3個點以上者或111b級資源量的外推部分可以圈定122b資源量。
333級資源量：剩餘者為推斷的333級資源量。
四、資源量估算結果
（一）截止2005年7月31日，按采礦許可證範圍內（+300m）資源總量23592.18萬噸，其中：
探明的（可研）經濟基礎儲量（111b）5730.92萬噸，占總資源量24%，（長焰煤）942.10萬噸，（弱粘煤）4788.82萬噸。
控製的（預可研）經濟（預可研）經濟基礎儲量（122b）8970.6萬噸，（長焰煤）6304.74萬噸，（弱粘煤）2665.86萬噸。
永久保安煤柱（工業廣場等）經濟基礎儲量， 4825.2萬噸（122b）推斷的內蘊經濟資源量（333）4065.46萬噸（長焰煤）3491.84萬噸，（弱粘煤）573.62萬噸。
111b+1222b 14701.52萬噸，占總資源量62%。
（二）采礦許可證範圍內標高範圍外（+300～0m）資源總量22454.29噸，其中：
控製的（預可研）經濟（預可研）經濟基礎儲量（122b）2367.29萬噸（長焰煤）30.57萬噸，（弱粘煤）2336.72萬噸。
永久保安煤柱（工業廣場等）2086.93萬噸，（122b）推斷的內蘊經濟資源量（333）18000.07萬噸（長焰煤）10698.86萬噸，（弱粘煤）7301.21萬噸。
（三）43、45號煤延伸後總首采區564-350水平
共計：111b+122b+333：6355.85萬噸。
其中：
探明的（可研）經濟基礎儲量（111b）4207.57萬噸，111b/111b+122b+333占66%。
控製的（預可研）經濟（預可研）經濟基礎儲量（122b）1861.47萬噸。
推斷的內蘊經濟資源量（333）286.81萬噸
111b+122b/111b+122b+333占95%。
第四章 瓦斯及防治水治理
為配合四井合一聯合開采，保證四井聯合開采後堿溝采區的深部水平的正常回采，必須在四井合一聯合開采前對堿溝深部水平進行瓦斯及防治水工程治理，保障深部水平的安全生產。根據《煤礦安全01manbetx 》、及特別規定的有關要求；結合“以風定產、先抽後采、監測監控”的十二字方針，以及“先探後掘，邊探邊掘”防治水原則。

提出堿溝采區深部水平安全改造瓦斯及防治水治理方案。

第一節 深部水平瓦斯治理
根據堿溝煤礦現有煤層瓦斯基本參數的測定結果，現生產水平生產區域的煤層處於瓦斯風化帶中，煤層的瓦斯壓力和瓦斯含量都不高，而由於西一采區為瓦斯異常湧出區，該區的瓦斯問題明顯大於礦井的其它區域，此外，由於采用水平分層綜采放頂煤采煤方法，受到采動影響後，下部分層中的瓦斯將大量向開采分層的工作麵湧出，容易造成工作麵回采過程中的瓦斯濃度超限，形成安全隱患和影響正常的采煤工作，同時，盡管現生產區域煤層處於風化帶中，但已接近風化帶的下限，而一旦進入瓦斯帶，煤層瓦斯含量將急劇增加，所以，在進行深部水平煤層的開采時將麵臨比現在更嚴重的瓦斯問題。
因此，為更完全地消除深部水平瓦斯隱患，根據堿溝煤礦多年來瓦斯治理經驗及總結，同時根據水平分層綜采放頂煤采煤方法的具體情況，對深部水平工作麵采掘作業中瓦斯治理的基本技術方案為：采用加強通風的方法稀釋本分層工作麵湧出的瓦斯，同時，在下部水平煤層提前掘瓦斯抽放巷道,通過在瓦斯抽放巷道向上部兩個分層施工穿層抽放鑽孔抽放瓦斯。在本分層工作麵回采時，鑽孔對下部分層由於采動影響而湧出的卸壓瓦斯進行攔截抽放，減少或消除對回采工作麵的影響，降低本水平工作麵回采時的瓦斯湧出量。此外，這些抽放鑽孔對下部分層的瓦斯也進行提前抽放，減少了下部分層本身的瓦斯含量，為今後治理下部分層工作麵回采時的瓦斯湧出問題也起到了作用。
一、瓦斯治理方案
根據深部水平煤層基本參數的測定結果及瓦斯梯度推測，確定深部水平采用瓦斯抽放技術及采用加強通風稀釋瓦斯管理進行瓦斯的治理。其主要措施為瓦斯抽放技術進行瓦斯管理。
1、瓦斯抽放技術方法
(1) 采前預抽
首先在中間水平（暫定+477水平）及最低水平（暫定+418水平）43-3（B3）煤層施工瓦斯抽放巷道，巷道向東、向西分別延煤層走向施工至礦區邊界，巷道掘進斷麵7.9m2，淨斷麵7.2m2，淨寬3.2m，牆高1.6m，圓弧拱形斷麵,采用錨網支護，通過43-3（B3）煤層瓦斯抽放巷道向43-1-2（B4~6）煤層首分層的下部分層煤層施工穿層抽放鑽孔，對下部分層的煤層瓦斯進行提前抽放，減少下部分層的瓦斯含量，為今後治理下部分層工作麵回采時的瓦斯湧出問題起到作用。
(2)邊采邊抽
在進行煤層回采過程中,利用中間水平（暫定+477水平）及最低水平（暫定+418水平）43-3（B3）煤層瓦斯抽放巷道向回采煤層的下部分層煤層施工穿層抽放鑽孔，對下部分層由於本分層工作麵回采時采動影響而湧出的卸壓瓦斯進行攔截抽放，減少其對回采工作麵的影響，同時也減少下分層的卸壓瓦斯向工作麵采空區的湧出量。

二、抽放係統設備的選擇
為保證深部水平瓦斯抽放效果，建議在地麵設置永久瓦斯抽放係統，井下建立移動式瓦斯抽放係統，選擇大功率瓦斯抽放泵成套設備，抽放管路選用D219mm無縫鋼管。抽放鑽孔的施工設備選用煤科院重慶分院生產的ZY-200或ZY-300型全液壓鑽機。封孔泵采用煤科院重慶分院生產的KFB型封孔泵。
三、抽放鑽孔施工要求
⑴ 鑽孔的開孔位置、鑽孔施工參數必須嚴格按設計要求進行；
⑵ 施工中每班應對鑽孔進尺、煤岩孔長度以及施工地點瓦斯濃度進行詳實記錄；
⑶ 在鑽孔施工中設瓦檢員對施工中瓦斯濃度進行監測，對於鑽孔施工處的通風、安全管理建議按煤巷掘進麵的有關要求執行；
⑷ 工地點必須保證一定的供風量，且不能間斷；
⑸ 鑽機操作台不得正對孔口，操作人員在距孔口3m外處的操作台上操作。鑽孔施工期間，所有人員不得站在孔口正對處，防止噴煤、噴瓦斯傷人；
⑹ 鑽孔施工完成後，應即時進行封孔和接抽。鑽孔采用注漿封孔，封孔深度不小於5m。

第二節 深部水平防治水
根據地質報告礦井正常湧水量為5096.4m3/d，最大湧水量Q最大為8771.92m3/d。
一、水力聯係
1、地下水與地表水間的水力聯係
本區氣候幹燥，降水量較少，而蒸發量又大於降水量，大氣降水的垂直入滲，對地下水補給微乎其微，但在采空裂隙區，由於補給通道較順暢，大氣降水較易於補給碎屑岩類裂隙水含水層組。
井田區內幾條地表逕流與河床內分布的衝積含水層聯係密切，其富水性受河水水位及水量的直接影響。
2、含水層之間的水力聯係
井田內淺部煤層大部分被小窯采空，不僅存在老窯積水，而且還將河床內衝洪積層的水直接導入，井田內所賦存煤層為急傾斜煤層，其走向與河道幾乎正交，使得碎屑岩類含水層易與I1衝洪積含水層發生直接聯係，後者補給前者，由於I1衝洪積含水層，受河水的補給，因此其水量充沛，成為礦井開采後地下水重要的直接補給源。礦井湧水量接近中等的
二、地下水的補給、逕流與排泄
井田屬區域內地下水的逕流區，在井田範圍亦可通過大氣降水，地表水體的垂直入滲補給，但補給有限。在人類采礦活動中，形成的采空裂隙，直接或間接地成為導通地表水體的通道，通過此種途徑充水，成為井田內地下水的主要補給來源。
地下水的逕流在垂向上，表現為自上而下，運移過程中又表現為自南向北。礦井疏幹排水成為井田內地下水的主要排泄方式。
三、井田水文地質類型及其複雜程度
綜前所述，本井田煤礦床是孔隙裂隙為主的礦床，直接充水含水層以弱大氣降水為主要的充水水源，補給條件差。含水層組富水性弱，單位湧水量在0.1L/s.m以下，煤係地層岩性多為泥岩、泥質膠結的粉、細砂岩、煤層為主，含水層組水力聯係甚差，第四係覆蓋較薄，但是，由於采礦活動的影響，煤礦床與地表水體聯係漸趨密切已成為事實，故把本井田水文地質條件定為中等型。
四、井下防治水
本井田為急傾斜地層，橫切區內主要溝穀、河流，礦井走向上的延伸開拓，產生的塌陷裂隙，必然將與之發生溝通聯係，成為礦井充水的主要水源，防治不力必將造成水患，影響生產。
因此，為避免深部水平水患威脅，在深部水平回采前可通過施工泄水巷道采用泄水眼將裂隙水導入泄水巷排出。
1、防治水方案
（1）在井底車場附近新建臨時中央水倉及水泵房，作為堿溝采區防治水工程的中央水倉及水泵房，負責堿溝采區的排水。
礦井的湧水經排水巷道後，彙集到井下中央水倉，經中央水泵房的主排水設備排出地麵。
（2）首先在中間水平（暫定+477水平）及最低水平（暫定+418水平）46（Bs）煤層施工泄水巷道，巷道向東延煤層走向施工至礦區邊界，巷道掘進斷麵7.9m2，淨斷麵7.2m2，淨寬3.2m，牆高1.6m，圓弧拱形斷麵,采用錨網支護。通過46（Bs）煤層泄水巷道每隔50米用全方位液壓鑽機沿煤層傾向方向向上施工φ100的小眼至第四係含水層底部將46（Bs）煤層底板以南含水層水及煤層裂隙水導入46（Bs）煤層施工泄水巷道，並通過泄水眼將水引入+418水平進入井底車場附近新建臨時中央水倉及水泵房。通過施工泄水巷及泄水眼對深部水平底板含水層及煤層裂隙水進行提前排泄，提前做好深部水平防治水措施，保證深部水平開采。
2、設備選擇
井底車場附近臨時中央水倉及水泵房選多級離心泵三台，選無縫排水鋼管二趟。
工作製度如下：正常湧水時，一台泵工作，一台泵備用，一台泵檢修，一趟管路工作。最大湧水時，兩台泵同時工作，一台泵備用檢修，兩趟管路同時工作。
泄水眼的施工設備選用煤科院重慶分院生產的ZY-200或ZY-300型全液壓鑽機。封孔泵采用煤科院重慶分院生產的KFB型封孔泵。
3、防治水措施
應作好井下湧水的觀測工作，根據湧水量的變化及時采取相應的措施。對淺部存在的采空區部分積水采取探放水並留設煤柱的措施。該礦區中部的堿溝河采取留煤柱的措施。井田內已發現兩條斷層，掘進巷道時可采用探水鑽超前打探眼以探明是否存在斷層破碎帶和含水帶。

第五章 深部水平瓦斯及防治水治理開拓係統方案
一、影響開拓係統方案因素及建議
井田內地層為單斜構造，傾角60°～88°，主要開采46~14（Bs～B34）號煤層，原礦井設計生產能力為30萬噸/年，1992年～1997年該礦對采煤方法進行了改造，井下采用水平分層走向長壁綜采放頂煤和巷柱式放頂煤采煤法,使工作麵生產能力逐年提高，但由於受提升運輸環節的製約，2005年礦井實際生產能力僅為92.6萬噸/年。
井田範圍內淺部西翼有103團煤礦和三建煤礦開采，開采最深標高已達+510m，嚴重影響了堿溝煤礦西翼的開拓布置，若不能及時關閉，則堿溝煤礦在西翼的開采長度將縮短，影響工作麵的連續推進長度。而東翼采區由於礦井東翼原安寧渠煤礦（現已關閉），開采深度標高已達+520m，將影響東翼采區首采工作麵的連續推進長度。
根據礦井現生產水平的東一采區石門及東三采區石門所揭穿的煤層顯示，礦井東翼沿走向煤、岩層厚度變化較大。在東一采區43-3（即B3）煤層與43-2-1（B4+6）煤層之間岩石約為8米，而在東三采區岩石約為1.9米。煤層走向的變化將對東翼采區工作麵推進長度的連續布置造成影響。如采用長距離布置則工作麵兩順槽巷之間的間距必須隨走向進行調整，工作麵長度將發生變化，隻有通過增減工作麵支架進行調整。
礦井東三采區現開拓水平為+572水平,相對東一采區、西一采區的回采的+564水平在水平開采上滯後了8米，同時東三采區與東一采區之間由於安寧渠小煤窯的超深開采至+520水平，使得東翼采區在+520水平以上無法進行長距離開采。為配合四井聯合開采的實施工期，保證現有東三采區不影響深部水平的開采段高因此提出以下建議：
建議在對礦現東三采區下延兩個分層，及建議延伸至+528水平，布置+550及+528水平分層，分層開采段高22米。
通過延伸可增加礦井現有水平可采儲量約360萬噸，如按年產100萬噸可增加現有水平服務年限3.6年。通過增加現有水平年限，緩解四井聯合開采工程施工的進度，同時在進行深部水平開采時不影響深部水平的開采段高及走向長度，保證工作麵儲量。
二、開拓係統的主要原則
1、充分利用已有開拓係統，節省井巷工程量，縮短工期。
2、減少岩巷工程量，盡量減少現有副井矸石提升量。
3、施工要避免影響現有生產係統，保證現有係統的正常生產。
4、提高礦井機械化、自動化程度，把礦井建設成為一座高產高效大型現代化礦井。
5、充分利用現有工業場地和設施，有利於節省投資。
6、進行采區布置、工作麵走向長度確定時，要全麵考慮煤層走向、頂底板特征變化及周遍小煤窯的影響。
7、簡化生產係統，采用大型膠帶輸送機裝備。
三、礦井已形成開拓係統及開采情況
目前的開拓方式為斜井開拓，井田內布置了一對傾角25°的斜井。 1、主斜井：井筒內布置800mm寬大傾角皮帶，行人台階兼檢修道。主斜井井口標高+748.9m，井下標高+556m，總斜長490m，傾角25°，采用料石砌壁，井筒斷麵8.83m2。2、副斜井：副斜井井口標高+748.61m，井下標高+556m，斜長459m，傾角25°，采用料石砌壁，井筒淨斷麵4.68m2。布置有600mm軌距18kg/m的軌道，采用JK—2/30型絞車單鉤串車提升，擔負下放材料、設備及升降人員的任務，兼作礦井的主要進風井，3、立風井：井口標高+755m，井下標高+616m，井深139m，采用料石砌壁，傾角90°,井筒直徑為2.8m，井筒淨斷麵6.15m2。
礦井現一、二組煤開采水平為+564m，三、四組煤開采水平為+616m。
四、開拓方案的確定
充分利用已有開拓係統，節省井巷工程量，縮短工期。根據該礦井的煤層賦存條件、開采技術條件、上部小煤礦的開采影響等因素綜合考慮，在對礦井開拓方式進行了多方案比較後，篩選出三個較優的方案進行技術經濟比較。
（一）井筒開拓方案及技術比較
方案Ⅰ：垂直於煤層走向暗斜井開拓方案
該方案對礦井現有主、副斜井采用暗斜井進行延深，垂直於煤層走向，布置於工業廣場保安煤柱內靠近現有主、副井側。皮帶下山一次延深至+400水平，斜長390米左右，傾角250。軌道下山一次延深至+418水平，斜長330米左右，傾角250。現有副斜井隻承擔該礦區的矸石、材料、小型設備及人員的升降任務及進風井, 其大型設備由鐵廠溝礦區的副斜井承擔。前期現有主斜井仍擔負原煤提升任務，後期四井合一聯合開采後改為安全出口及進風井。回風立井延深至+556水平，長度60米。
現有副斜井延深後的軌道下山鋪設22kg/m鋼軌，軌距900mm承擔輔助運輸及人員升降任務。現有主斜井延深後的皮帶下山安裝帶寬帶寬1400mm大傾角膠帶輸送機,前期原煤運輸有下部水平向上提升,後轉運至現有主斜井運至地麵,後期四井合一聯合開采後各分層原煤由上水平向下運至+400水平運輸大巷,由鐵廠溝主斜井運至地麵。
方案Ⅱ：延煤層走向暗斜井二次折返開拓方案
該方案對礦井現有主、副斜井采用暗斜井進行延深，考慮到一次延深長度、傾角較大對於絞車設備及皮帶選型要求較高，采用暗斜井二次延深。為減少矸石掘進量，將皮帶下山延煤層走向布置於三組煤的43-1-2 （B4+6）煤層中，將軌道下山延煤層走向布置於四組煤的45 （B2）煤層中，皮帶下山及軌道下山均在工業廣場保安煤柱內進行折返式延深。其中+564~+506m皮帶下山傾角170，斜長234米，南側布置猴車，北側布置皮帶。+506~+418m皮帶下山傾角170，斜長317米，北側布置猴車，南側布置皮帶；+556~+506m軌道下山傾角160，斜長182米，+506~+418m軌道下山傾角160，斜長320米。現有副斜井隻承擔該礦區的矸石、材料、小型設備及人員的升降任務及進風井, 其大型設備由鐵廠溝礦區的副斜井承擔。前期現有主斜井仍擔負原煤提升任務，後期四井合一聯合開采後改為安全出口及進風井。回風立井延深至+556水平，長度60米。
現有副斜井延深後的軌道下山鋪設22kg/m鋼軌，軌距900mm承擔輔助運輸任務。現有主斜井延深後的皮帶下山安裝帶寬1.4m的膠帶輸送機及猴車,前期原煤運輸有下部水平向上提升,後轉運至現有主斜井運至地麵,後期四井合一聯合開采後各分層原煤由上水平向下運至+418水平運輸大巷,由鐵廠溝主斜井運至地麵。
方案Ⅱ：延煤層走向暗斜井開拓方案工程量
該方案對礦井現有主、副斜井采用暗斜井進行延深，為減少矸石掘進量，將皮帶下山延煤層走向布置於三組煤的43（B3+6）煤層中，將軌道下山延煤層走向布置於四組煤的45 （B2）煤層中，皮帶下山一次延深至+400水平，斜長367米，傾角250，北側布置猴車，南側布置皮帶。軌道下山一次延深至+418水平，斜長328米，傾角250。皮帶下山及軌道下山均在工業廣場保安煤柱內。現有副斜井隻承擔該礦區的矸石、材料、小型設備及人員的升降任務及進風井, 其大型設備由鐵廠溝礦區的副斜井承擔。前期現有主斜井仍擔負原煤提升任務，後期四井合一聯合開采後改為安全出口及進風井。回風立井延深至+556水平，長度60米。
現有副斜井延深後的軌道下山鋪設22kg/m鋼軌，軌距900mm承擔輔助運輸任務。現有主斜井延深後的皮帶下山安裝帶寬1.4m的膠帶輸送機及猴車,前期原煤運輸有下部水平向上提升,後轉運至現有主斜井運至地麵,後期四井合一聯合開采後各分層原煤由上水平向下運至+418水平運輸大巷,由鐵廠溝主斜井運至地麵。
（二）、方案技術比較如下：
方案Ⅰ垂直於煤層走向暗斜井開拓方案工程量
序號 工程名稱 斷麵
（m2） 工程量（m） 工程體積量（m3）
煤 岩 煤 岩 總計
一 礦建
1 立風井 8.55 60 513 513
2 +556~+418軌道下山 11.8 93 229 1097.4 2702.2 3799.6
3 +556~+418軌道下山上部車場 11.8 39 65 460.2 767 1227.2
4 +556~+418軌道下山絞車房 196 196
5 +535水平車場繞道 11.8 18 57 212.4 672.6 885
6 +506水平車場繞道 11.8 40 35 472 413 885
7 +477水平車場繞道 11.8 75 885 885
8 +448水平車場繞道 11.8 75 885 885
9 +418水平車場繞道 11.8 46 57 542.8 672.6 1215.4
10 +564~+400皮帶下山 9.2 111 280 1021.2 2576 3597.2
11 +564~+400皮帶下山上部車場 9.2 8 17 73.6 156.4 230
12 +564~+556m人行下山 6.2 21 130.2 130.2
13 +535m水平機軌合一石門 13.8 80 105 1104 1449 2553
14 +506m水平機軌合一石門 13.8 80 166 1104 2290.8 3394.8
15 +477m水平機軌合一石門 13.8 89 229 1228.2 3160.2 4388.4
16 +448m水平機軌合一石門 13.8 93 271 1283.4 3739.8 5023.2
17 +418m水平機軌合一石門 13.8 119 322 1642.2 4443.6 6085.8
18 分層溜煤眼 9.07 6×3 6×2 163.26 108.84 272.1
19 +477(+418)m水平43-3煤層瓦斯抽放巷 7.9 4528×2 71542.4 71542.4
20 +477(+418)m水平46煤層排水巷 7.9 2187×2 34554.6 34554.6
21 +418水平集中皮帶運輸巷 9.2 2187 20120.4 20120.4
22 +418水平集中軌道運輸巷 11.8 2187 25806.6 25806.6
23 +556m回風石門 13 80 171 1040 2223 3263
24 水泵房 18.5 18 333 333
25 水泵房通道 7.6 21 21 159.6 159.6 319.2
26 水倉及水倉通道 11.8 28 119 330.4 1404.2 1734.6
小計 18767 2405 163958.6 29881.04 193839.7
方案Ⅱ：延煤層走向暗斜井二次折返開拓方案工程量
序號 工程名稱 斷麵
（m2） 工程量（m） 工程體積量（m3）
煤 岩 煤 岩 總計
一 礦建
1 立風井 8.55 60 513 513
2 +556~+506軌道下山 11.8 182 2147.6 2147.6
3 +556~+506m軌道下山上部車場及繞道 11.8 41 22 483.8 259.6 743.4
4 +556~+506m軌道下山下部甩車場 11.8 31 365.8 365.8
5 +506~+418軌道下山 11.8 320 3776 3776
6 +506~+418軌道下山上部車場 11.8 41 483.8 483.8
7 +556~+506、+506~+418軌道下山絞車房 105×2 105×2
8 +535m水平甩車場繞道及材料巷 11.8 158 29 1864.4 342.2 2206.6
9 +506m水平甩車場繞道及材料巷 11.8 246 32 2902.8 377.6 3280.4
10 +477m水平甩車場繞道 11.8 6 49 70.8 578.2 649
11 +448m水平甩車場繞道及材料巷 11.8 175 37 2065 436.6 2501.6
12 +418m水平甩車場繞道及材料巷 11.8 299 27 3528.2 318.6 3846.8
13 +564~+506m皮帶下山 11.8 234 2761.2 2761.2
14 +564~+506m皮帶下山上部人車場 7.6 20 152 152
15 +556m人行聯絡巷 4.6 55 26 253 119.6 372.6
16 +506~+418皮帶下山 11.8 347 4094.6 4094.6
17 +506~+418皮帶下山上部人車場 7.6 20 152 152
18 +506m人行聯絡巷 4.6 40 184 184
19 +564~+506、+506~+418皮帶下山絞車房 105×2 105×2
20 +535m水平人行車場繞道 4.6 42 193 .2 193 .2
21 +506m水平人行車場繞道 4.6 80 368 368
22 +477m水平人行車場繞道 4.6 31 142.6 142.6
23 +448m水平人行車場繞道 4.6 25 115 115
24 +418m水平人行車場繞道 4.6 57 262.2 262.2
25 +535m水平機軌合一石門 13.8 80 75 1104 1035 2139
26 +506m水平機軌合一石門 13.8 80 75 1104 1035 2139
27 +477m水平機軌合一石門 13.8 85 85 1173 1173 2346
28 +448m水平機軌合一石門 13.8 80 75 1104 1035 2139
29 +418m水平機軌合一石門 13.8 130 289 1794 3988.2 5782.2
30 分層溜煤眼 9.07 45 408.2 408.2
31 +477(+418)m水平43-3煤層瓦斯抽放巷 7.9 4528×2 71542.4 71542.4
32 +477(+418)m水平46煤層排水巷 7.9 2327×2 36766.6 36766.6
33 +418水平集中皮帶運輸巷 9.2 2143 19715.6 19715.6
34 +418水平集中軌道運輸巷 11.8 2143 25287.4 25287.4
35 +556m西翼回風石門 7.9 83 172 655.7 1358.8 2014.5
36 +556m東翼回風石門 7.9 28 40 221.2 316 537.2
37 +556m西翼回風大巷 7.9 245 1935.5 1935.5
38 +556m東翼回風大巷 7.9 108 853.2 853.2
39 水泵房 18.5 18 333 333
40 水泵房通道 7.6 16 26 121.6 197.6 319.2
41 水倉及水倉通道 9.2 207 1904.4 1904.4
小計 21426 1344 190572.4 15321.4 205893.8
方案Ⅲ：延煤層走向暗斜井開拓方案工程量
序號 工程名稱 斷麵
（m2） 工程量（m） 工程體積量（m3）
煤 岩 煤 岩 總計
一 礦建
1 立風井 8.55 60 513 513
2 +556~+418m軌道下山 11.8 328 3870.4 3870.4
3 +556~+418m軌道下山上部車場及繞道 11.8 57 6 672.6 70.8 743.4
4 +556~+418m軌道下山絞車房 196 196
5 +535m水平甩車場繞道及材料巷 11.8 135 1593 1593
6 +506m水平甩車場繞道 11.8 24 283.2 283.2
7 +477m水平甩車場繞道及材料巷 11.8 133 33 1569.4 389.4 1958.8
8 +448m水平甩車場繞道及材料巷 11.8 259 33 3056.2 389.4 3445.6
9 +418m水平甩車場繞道及材料巷 11.8 348 27 4106.4 318.6 4425
10 +564~+418m皮帶下山 11.8 305 65 3599 767 4366
11 +564~+418m皮帶下山上部人車場 7.6 15 14 114 106.4 220.4
12 +564m人行聯絡巷 4.6 17 42 78.2 193.2 271.4
13 +564~+418皮帶下山絞車房 196 196
14 +535m水平人行車場繞道 4.6 39 179.4 179.4
15 +506m水平人行車場繞道 4.6 39 179.4 179.4
16 +477m水平人行車場繞道 4.6 39 179.4 179.4
17 +448m水平人行車場繞道 4.6 39 179.4 179.4
18 +418m水平人行車場繞道 4.6 24 25 110.4 115 225.4
19 +535m水平機軌合一石門 13.8 80 75 1104 1035 2139
20 +506m水平機軌合一石門 13.8 80 75 1104 1035 2139
21 +477m水平機軌合一石門 13.8 85 85 1173 1173 2346
22 +448m水平機軌合一石門 13.8 80 75 1104 1035 2139
23 +418m水平機軌合一石門 13.8 130 289 1794 3988.2 5782.2
24 分層溜煤眼 9.07 45 408.2 408.2
25 +477(+418)m水平43-3煤層瓦斯抽放巷 7.9 4528×2 71542.4 71542.4
26 +477(+418)m水平46煤層排水巷 7.9 2327×2 36766.6 36766.6
27 +418水平集中皮帶運輸巷 9.2 2095 19274 19274
28 +418水平集中軌道運輸巷 11.8 2095 24721 24721
29 +556m西翼回風石門 7.9 83 172 655.7 1358.8 2014.5
30 +556m東翼回風石門 7.9 28 40 221.2 316 537.2
31 +556m西翼回風大巷 7.9 245 1935.5 1935.5
32 +556m東翼回風大巷 7.9 108 853.2 853.2
33 水泵房 18.5 18 333 333
34 水泵房通道 7.6 16 26 121.6 197.6 319.2
35 水倉及水倉通道 9.2 207 1904.4 1904.4
小計 20681 1367 182940.8 15238.8 198179.6

方案工程量比較彙總表
方案項目
比較內容 方案Ⅰ 方案Ⅱ 方案Ⅲ
礦建工程量 煤 18767m 21426 m 20681m
岩 2405 m 1344 m 1367m
工程量體積量 煤 163958.6 m3 190572.4m3 182940.8 m3
岩 29881.04 m3 15321.4 m3 15238.8 m3
總計 193839.7 m3 205893.8 m3 198179.6 m3
開拓方案技術優缺點比較表
方案 優點 缺點
方案Ⅰ 1、直接利用現有主副係統，地麵無須新建項目。
2、下山無折返，減少二次運輸環節。
3、減少設備投入量。
4、石門上下相互對應。
5、總體工程量體積少。
1、岩巷工程量大，施工過程中加大了現有副井提升量，井巷工程施工對現有礦井的生產影響大。
2、軌道下山長度大、傾角大，絞車型號要求高，功率高，皮帶下山長度大、傾角大，需大傾角強力皮帶設備投入高。
3、軌道下山必須設置斜巷人車，人員上下與材料、設備運輸相互影響，減少了軌道下山材料、設備提升效率。
4、一條回風石門斷麵大，施工困難。
方案Ⅱ 1、直接利用現有主副係統，地麵無須新建項目。
2、岩巷工程量小，井巷工程施工對現有礦井的生產影響小。
3、軌道下山長度小、傾角小，可減小絞車型號選型，皮帶下山長度小、傾角小，無需大傾角強力皮帶。
4、皮帶下山設置候車，人員無須從皮帶下山上下，避免了人員上下與材料、設備運輸相互影響，提高了軌道下山材料、設備提升效率。
5、東、西翼兩條回風石門斷麵小，相互影響小。
1、下山二次折返，增加了運輸環節。
2、設備投入量增加，人員增加，增加了斜跑道管理難度。
3、總體工程量較大。
4、石門上下相互不對應。
方案Ⅲ 1、直接利用現有主副係統，地麵無須新建項目。
2、岩巷工程量小，井巷工程施工對現有礦井的生產影響小。
3、皮帶下山設置候車，人員無須從皮帶下山上下，避免了人員上下與材料、設備運輸相互影響，提高了軌道下山材料、設備提升效率。
4、東、西翼兩條回風石門斷麵小，相互影響小。
5、下山無折返，減少二次運輸環節，減少設備投入量。
1、軌道下山長度大、傾角大，絞車型號要求高，功率高，皮帶下山長度大、傾角大，需大傾角強力皮帶設備投入高。
2、總體工程量較大。
3、石門上下相互不對應。
4、前期皮帶向上運輸過程中，皮帶下山與現+564水平B3皮帶巷搭接，增加了兩處運輸環節，同時利用現有井底煤倉，儲煤量少，造成環節製約。
5、皮帶下山與煤層走向具有一定交角，增加了皮帶下山施工難度。
經上述技術比較，方案Ⅱ雖然總體工程量較大，但岩巷工程量小對礦井目前生產影響較小；減小了設備選型型號，減少投入，施工難度小，因此設計推薦方案Ⅱ即延煤層走向暗斜井二次折返開拓方案。

五、水平劃分及階段垂高的確定
根據井田內煤層的賦存情況和礦井的生產經驗，+564m以下劃分為兩個水平，一水平運輸標高為+418m，回風標高為+556m，階段垂高146m。二水平運輸標高為+200m，回風標高為+418m，階段垂高218m。
水平劃分及階段垂高特征表
水平 回風標高（m） 運輸標高（m） 階段垂高（m） 區段數 區段高度（m）
目前生產水平 +616m +556 60
擴建一水平 +564 +418 146 5 29~30
擴建二水平 +418 +200 218 7 30
六、采區劃分及開采順序
堿溝采區走向長4.5km劃分為一個雙翼采區，以分層石門為界分東西兩翼，東翼走向長約為2.2km，西翼走向長約為2.3km。這樣可以減少工作麵的搬家次數，充分發揮機械化開采的優勢，提高礦井的經濟效益。堿溝采區按現有係統簡易延深後與+400m運輸大巷貫通，東分區的南采區和+400水平貫通形成生產係統後，再統一由鐵廠溝主斜井出煤。
采區內的開采順序是原則上是先采頂板煤後采底板煤，東西兩翼煤層工作麵互為接續。結合四井聯合開采投產時在45或43煤層布置一個中綜采放頂煤工作麵。
七、前期東三采區的開采
為配合四井聯合開采的實施工期，以及原安寧渠煤礦開采至+520m水平的影響，保證現有東三采區不影響深部水平的開采段高。前期將現生產水平東三采區下延兩個分層，延伸至+528水平，布置+550及+528水平分層，分層開采段高22米。
通過+572水平機軌合一石門布置+572~+528水平軌道下山，軌道下山通過甩車場與+550及+528水平分層石門相連，軌道下山角度22o,斜長約116米，各分層材料、設備等通過現有生產水平各運輸環節運至+572水平機軌合一石門後經+572~+528水平軌道下山運至各分層石門。
各分層原煤經過順槽皮帶巷至分層石門後經丘賓筒倉至+477水平43-3煤層運輸巷後轉運至+477水平機軌合一石門，後通過新掘皮帶下山運至地麵。
為保證+550及+528水平南北大槽煤炭的外運，需將+550及+528水平分層石門布置為機軌合一石門，斷麵11m2同現有+572水平機軌合一石門。
通過延伸可增加礦井現有水平可采儲量約360萬噸，如按年產100萬噸可增加現有水平服務年限3.6年。待東三采區回采完畢後進行四井聯合開采正常運作。
八、主要運輸、回風大巷的設置
從現生產水平+556水平延煤層走向開掘折返下山至+418水平，各分層通過甩車場及材料運輸巷與分層石門相連，在+556水平工業廣場煤柱東西兩翼布置回風石門，東、西各回風石門通過回風大巷與回風立井連通，掘進斷麵7.9m2，淨斷麵7.2m2，淨寬3.2m，牆高1.6m，圓弧拱形斷麵,采用錨網噴或錨噴支護。在各水平分層布置機軌合一運輸石門，掘進斷麵13.8m2，淨斷麵13.2m2，淨寬5m，牆高1.8m，圓弧拱形斷麵,采用錨網噴或錨噴支護。以石門為界采區劃分為東、西翼回采，各煤層工作麵順槽巷與石門直接溝通，各分層石門通過溜煤眼與皮帶下山溝通後，經過皮帶下山將原煤轉運至+418水平運輸大巷由鐵廠溝主井運至地麵。
九、+556~+418水平下山的布置
將皮帶下山延煤層走向布置於三組煤的43-1-2 （B4+6）煤層中，將軌道下山延煤層走向布置於四組煤的45 （B2）煤層中，皮帶下山及軌道下山均在工業廣場保安煤柱內進行折返式延深。其中+564~+506m皮帶下山傾角170，斜長234米，南側布置猴車，北側布置皮帶，掘進斷麵11.8m2，淨斷麵11.2m2，淨寬4.5m，牆高1.8m，圓弧拱形斷麵,采用錨網噴或錨噴支護。+506~+418m皮帶下山傾角170，斜長317米，北側布置猴車，南側布置皮帶，掘進斷麵11.8m2，淨斷麵11.2m2，淨寬4.5m，牆高1.8m，圓弧拱形斷麵,采用錨網噴或錨噴支護；+556~+506m軌道下山傾角160，斜長182米，掘進斷麵11.8m2，淨斷麵11.2m2，淨寬4.5m，牆高1.8m，圓弧拱形斷麵,采用錨網噴或錨噴支護，+506~+418m軌道下山傾角160，斜長320米，掘進斷麵11.8m2，淨斷麵11.2m2，淨寬4.5m，牆高1.8m，圓弧拱形斷麵,采用錨網噴或錨噴支護。
現有副斜井延深後的軌道下山鋪設22kg/m鋼軌，軌距900mm承擔輔助運輸任務。現有主斜井延深後的皮帶下山安裝帶寬1.4m的膠帶輸送機及猴車。

第六章 井筒、井底車場及大巷運輸
一、井筒裝備及布置
副斜井井口標高+751.335m，井下標高+556m，斜長459m，傾角25°，采用料石砌壁，井筒淨斷麵4.68m2。布置有600mm軌距18kg/m的軌道，采用JK—2/30型絞車單鉤串車提升，擔負下放材料、設備及升降人員的任務，兼作礦井的主要進風井，敷設排水管、清水管、動力、通訊和信號電纜。
立風井井口標高+755m，井下標高+556m，井深200m，采用料石砌壁，傾角90°,井筒直徑為2.8m，井筒淨斷麵6.15m2。其中60米為新做，井筒中不布置設備。
安全出口主斜井井口標高+750.648m，井下標高+556m，總斜長490m，傾角25°，采用料石砌壁，井筒斷麵8.83m2。設台階和扶手。
二、井底車場
軌道下山及皮帶下山各分層采用甩車場布置方式，以繞道內布置調車線。同時布置臨時水泵房及水倉。水倉儲水能力在1500m3以上。
三、大巷運輸
堿溝采區按現有係統簡易延深後通過+418m水平運輸大巷及軌道大巷與四井合一後東分區的南采區+400水平貫通形成生產係統。+418m水平軌道大巷掘進斷麵11.8m2，淨斷麵11.2m2，淨寬4.5m，牆高1.8m，圓弧拱形斷麵,采用錨網噴或錨噴支護。+418m水平運輸大巷掘進斷麵9.2m2，淨斷麵8.5m2，淨寬3.6m，牆高1.6m，圓弧拱形斷麵,采用錨網噴或錨噴支護。
第七章 井下開采
一、采煤方法的選擇
1、煤層的賦存條件
井田範圍內主要可采煤層有14、15、16、18、19、20、21、22、25、26、27、28、31、32、35、36、40-1-2、41-1-2-3、43-1-2-3、45號等共20層煤，其中45、43-1-2-3號為主采特厚煤層，25、26、27、28號和19、20-22號為近距離煤層。煤層傾角60-88°。煤層賦存穩定—較穩定，煤層結構簡單—較簡單，各煤層偽頂為炭質泥岩或泥岩，厚0.1-0.2m。直接頂岩性大部分為粉砂岩，少量為細砂岩，煤層底板岩性大部分為粉砂岩，少量為細砂岩，粉砂岩、細砂岩比較堅硬，不易隨采隨冒落。根據2005年礦井瓦斯鑒定資料，瓦斯相對湧出量為2.74m3/t，局部一、二組煤層有瓦斯湧出現象，屬低瓦斯礦井。煤層易自燃發火，發火期3-6個月，煤塵具有爆炸危險性。
2、采煤方法的選擇
根據該礦的煤層賦存條件、頂底板岩性、開采條件以及國家關於煤炭生產的方針政策，設計本著安全、機械化程度較高、回采率高、勞動強度低、高產高效等綜合指標選擇采煤方法。
堿溝煤礦在45和43特厚煤層中現使用水平分層綜合機械化放頂煤采煤法，在其它煤層中使用巷柱式放頂煤采煤法或更為適宜的采煤方法，上述采煤方法的開采技術已經成熟，具有工作麵單產高、安全條件好、機械化程度較高等優點。
3、工作麵開采段高及截割高度的確定
堿溝煤礦的煤質較硬，放頂煤時一般不自行垮落，根據堿溝煤礦以往生產過程中所積累的放頂煤開采經驗，放頂煤高度一般為20-25米。為進一步提高工作麵產量，必須加快工作麵的推進速度，同時加大放頂煤的高度，提高工作麵煤炭儲量，因此放頂煤工作麵的分層高度確定為29~30m。
為保證工作麵采放比的可靠性建議加大工作麵截割高度，截割高度增加到3m，放頂煤高度為27m,工作麵采放比為1：9。
二、工作麵生產能力的確定
礦井投產時為能達產在43或45煤層中布置一個綜采放頂煤工作麵。生產能力約在200萬噸/年。
三、主要采煤機械設備選型
（1）水平分層綜合機械化放頂煤工作麵
1、采煤機：MG250/300—NWD型短臂交流電牽引采煤機
截割高度 2.5—3.2m
煤層傾角 ＜16
截深630mm,800mm
2、前、後部溜子：SGZ730/2*110
3、轉載機：SGZ730/110橋式轉載機
4、破碎機：PEM1000×1000型
5、過渡支架（排頭架）：ZFD5600/17/35
中間架: ZFS5000/17/35
端頭支架：ZT1P28000/17/35
（2）巷柱式放頂煤工作麵
工作麵開幫采用煤電鑽打眼，頂煤鬆動爆破采用深孔鑽機，爆破落煤，工作麵支護采用ZFBZ2200/16/24型放頂煤液壓支架。在運輸順槽內配備1台DSP-1040/800型可伸縮帶式輸送機，該帶式輸送機運量為400t/h，滿足工作麵生產的要求。
四、工作麵產量分配及配采關係
當進行四井聯合開采時,為了減少前期投資，在不破壞下部煤層的前提下，投產將工作麵布置在+535m東翼43煤層中，采用水平分層走向長壁綜采放頂煤工作麵，開采標高為+564-+535m。43煤層綜采放頂煤工作麵長度約為42m，放頂煤高度為26m，工作麵采高3米，工作麵采放比為1：8.7,工作麵日進度約為5.2米，工作麵回采率為0.8，則工作麵年產量可達200萬噸。年工作天數為300天，工作麵月工作日數按25d計，月進度為130m，年推進度為1560m。45煤層綜采放頂煤工作麵平均長度為28米，放頂煤高度為26m，工作麵采高3米，工作麵采放比為1：8.7,工作麵日推進度為7.8米，工作麵回采率為0.8,工作麵年產量200萬噸，年工作天數為300天，月進度為195m，年推進度為2340m。
在+535m43煤層西翼布置一個水平分層綜采放頂煤工作麵，在厚幾中厚煤層中使用巷柱式放頂煤采煤法或更為適宜的采煤方法。厚煤層水平分段綜采放頂煤工作麵，工作麵生產能力按200萬噸/年考慮，巷柱式放頂煤采煤法或更為適宜的采煤方法工作生產能力按20萬噸/年考慮，再考慮每年10萬噸的掘進煤量，可以達到230萬噸/年的產量。
礦井布置2個綜掘和1個風動掘進工作麵可以達到采掘平衡。開采其它煤層時應適當的提高工作麵的推進速度。

五、掘進工作麵數目及設備配備
綜合機械化掘進工作麵配備S100型巷道掘進機掘進，如果技術條件成熟，也可以選擇掘錨機。
由於該礦井巷工程量較大，為達到采掘平衡，根據礦井需要本設計安排兩個綜掘工作麵，一個風動掘進工作麵。掘進工作麵機械設備配備見下表：
序號 設備名稱 單位 數量 型號 備注
1 掘進機 台 1 S100
2 局部扇風機 台 1 KDF-6.3 2×30KW
3 風電瓦斯閉鎖裝置 台 1 FDZB—1A
4 激光指向儀 台 1 JZB—1
5 轉載機 台 1 QZP—160A
6 可伸縮帶式輸送機 台 1 SSJ650/2×22 44 KW
7 風動單體錨杆機 台 2 MFC—1218/2962
8 砼攪拌機 台 1 SJP—Ⅰ 660V 2.2KW
9 濕式砼噴射機 台 1 SP—77 7.5 KW
綜掘工作麵機械設備配備表
風動掘進機械設備配備表DW—1.35/0.45電機Y160M—4
序號 設備名稱 單位 數量 型號 備注
1 氣腿式鑿岩機 台 2 ZY24
2 風鎬 台 2 FG—8.3
3 局部扇風機 台 1 KDF-6.3 2×15KW
4 發爆器 台 3 MFB－100
5 風動單體錨杆機 台 2 MFC—1218/2962
6 鏟鬥裝岩機 台 1 Z—20B 380/660V 21KW
7 風電瓦斯閉鎖裝置 台 1 FDZB—1A
8 砼攪拌機 台 1 SJP—Ⅰ 660V 2.2KW
9 濕式砼噴射機 台 1 SP—77 7.5 KW
10 移動式空壓機 台 1 HPY18-10/7-K 75KM
六、巷道斷麵及支護形式
巷道斷麵設計除滿足通風和行人要求外，還應按《煤礦安全01manbetx 》的具體要求進行設計。
車場單軌巷、車場雙軌巷、石門采用錨噴支護，交岔點采用錨網噴、鋼帶、鋼架和錨索聯合支護，煤層運輸大巷采用錨網噴支護，采區煤層運輸巷、煤層回風巷采用錨網梁聯合支護。
七、巷道掘進進度指標
（一）綜掘麵
煤層運輸巷及回風巷 600米/月
（二）風動掘進麵
1、岩巷（單軌） 200米/月
2、岩巷（雙軌） 150米/月
3、軌道上山 100米/月
八、采區生產係統
1、運煤：工作麵的煤由工作麵刮板運輸機轉載至煤層運輸巷膠帶輸送機→分層機軌合一石門→各分層溜煤眼→皮帶下山→+418m機軌合一石門→+418集中皮帶運輸巷→鐵廠溝東采區→地麵。
2、排矸係統：生產期間，巷道掘進中的矸石與煤必須分裝分運，由電瓶車將礦車裏的矸石推至分層石門→軌道下山。
3、輔助運輸：由電瓶車將材料車裏的材料從軌道下山→分層石門→煤層運輸巷→工作麵。
4、采區排水：采區內的水可通過巷道內的水溝排至運輸水平井底車場水倉內。
5、通風係統：副斜井(安全出口)→軌道下山(皮帶下山)→分層石門→煤層運輸→工作麵→煤層回風巷→回風眼→回風石門→風井。
九、工作麵回采方向與超前關係
工作麵回采方向由采區邊界向石門方向推進，後退式回采，兩翼采區交替開采。根據采煤工作麵接續安排，在開采底板煤不影響頂板煤時也可先開采底板煤。當相鄰兩工作麵同時開采時，兩工作麵應保持35m以上的水平錯距。
十、工作麵勞動組織
工作麵采用“三八”製作業方式，邊采邊準，年工作天數為300天，各采煤工作麵人員配備情況詳見下表：
43號煤層綜采工作麵勞動組織表
序號 工種 班次 序
號 工種 班次
早 中 夜 合計 早 中 夜 合計
1 班長 1 1 1 3 6 架子工 6 6 6 18
2 放煤工 8 8 8 24 7 刮板機司機 2 2 2 6
3 泵站工 1 1 1 3 8 皮帶機司機 1 1 1 3
4 機電維修工 1 1 1 3 9 轉載機司機 1 1 1 3
5 采煤機司機 2 2 2 6
合 計 23 23 23 69

45號煤層綜采工作麵勞動組織表

序號 工種 班次 序
號 工種 班次
早 中 夜 合計 早 中 夜 合計
1 班長 1 1 1 3 6 架子工 5 5 5 15
2 放煤工 6 6 6 18 7 刮板機司機 2 2 2 6
3 泵站工 1 1 1 3 8 皮帶機司機 1 1 1 3
4 機電維修工 1 1 1 3 9 轉載機司機 1 1 1 3
5 采煤機司機 2 2 2 6
合 計 20 20 20 60
巷柱式工作麵勞動組織表
序號 工 種 早班 中班 夜班 小計 備 注
1 移架工 7 7 7 21 包括放炮、移架、出煤、打超前、開皮帶及溜子等
3 泵站司機兼電工及維修工 2 2 2 6
4 打眼工 4 4 8
7 破炭工 2 2 2 6
8 采區辦公室 2 2 2 6
小計 17 17 13 47

第八章總結
1、充分利用現有開拓係統，節省井巷工程量減少投入。
2、減少岩巷工程量，盡量減少現有副井矸石提升量。避免影響現有生產係統，保證現有係統的正常生產。
3、從現生產水平+556水平開掘折返下山至+418水平，軌道下山長度小、傾角小，可減小絞車型號選型，皮帶下山長度小、傾角小，無需大傾角強力皮帶。
4、前期將現生產水平東三采區下延兩個分層，延伸至+528水平，布置+550及+528水平分層，分層開采段高22米。
通過延伸可增加礦井現有水平可采儲量約360萬噸，如按年產100萬噸可增加現有水平服務年限3.6年。有利配合四井聯合開采的實施工期，避免深部水平開采至現有東三采區段高較大的影響。
總體而言延煤層走向暗斜井二次折返開拓方案岩巷工程量小對礦井目前生產影響較小；減小了設備選型型號，減少投入，施工難度小，提高了施工速度，減少工期。