大元煤矿煤矿联合试运转方案--定稿.doc

贵州润锦能源投资有限公司大方县大元煤矿 联合试运转上报资料目 录前 言3第一章 矿井运转的系统、范围和期限4第一节 矿井交通及地理位置3第二节 地形地貌及气象4第三节 矿区水源、电源及通讯情况5第四节 地质构造及煤层特征7第五节 其它开采技术条件13第六节 井田面积及地质储量23第七节 矿井开拓及开采25第八节 矿井通风30第九节 矿井安全综述31第二章 联合试运转的测试项目、方法、机构和人员36第一节 运输系统35第二节 采掘系统35第三节 机 电36第四节 通风系统36第五节 排水系统37第六节 测试机构的人员组成38第三章 联合试运转的预期目标和效果40第四章 联合期间的产量计划与劳动组织41第一节 13401回采工作面41第二节 劳动组织41第五章 应急预案与安全技术措施42第一节 成立应急救援组织机构43第二节 事故报告程序48第三节 事故应急预案的适用范围62第四节 事故应急预案的组织机构及职责分工64第五节 事故报告应采取的行动和措施64第六节 事故报告及联系方式65第七节 与相关应急预案的衔接关系67第八节 应急预案编制、管理的措施和要求67附件：1、大方县大元煤矿采矿许可证（复印件），大方县大元煤矿营业执照（复印件），税务登记证证（复印件）；2、关于对大方县大元煤矿（技改）开采方案设计的批复；3、关于对大方县大元煤矿（技改）安全设施设计的批复；4.黔煤规字2010108号关于对大方县百纳乡大元煤矿开采方案设计（变更）的批复5.黔煤安监毕字2010205号关于对大方县百纳乡大元煤矿安全设施设计（变更）的批复6、主要管理人员相关证件一览表及复印件。前 言大元煤矿位于贵州省大方县东北方向，地处大方县百纳乡大元村，距县城约20km。有乡村公路通往矿区，交通运输条件较为方便。大方县大元煤矿属于技改扩能矿井，设计生产能力为30万吨/年，已获得贵州省国土资源厅颁发的采矿许可证：证号5200000820738。生产规模为30万吨/年。企业性质为：有限公司。贵州兴源煤矿科技有限责任公司受大方县百纳乡大元煤矿委托，根据贵州省国土资源厅黔国土资矿管函20071598号关于解决毕节地区煤矿资源合理配置、调整部分煤矿矿区范围的批复和贵州省国土资源厅黔国土资储备字2008433号贵州省大方县大元煤矿地质勘查及资源/储量核实报告矿产资源储量备案证明及黔国土规划院集散储审字2008282号矿产资源储量评审意见书进行开采方案设计和安全设施设计，并经贵州省煤炭管理局审批通过(批文：黔煤规字20081308号关于对大方县百纳乡大元煤矿（技改）开采方案设计的批复)；安全设施设计经审批通过(批文：黔煤安安监水字200980号关于对大方县百纳乡大元煤矿安全专篇设计的批复)。 在全矿的共同努力下，现煤矿生产系统和安全设施已按设计施工完成，安全管理机构及安全生产管理制度健全，矿长具备矿长资格证及安全资格证，特种作业人员持证上岗，其它入井人员培训合格，大方县大元煤矿与毕节市矿山救护队签定了联建救护协议：由毕节市矿山救护队长期整装派驻一支救护小队住矿担负矿井救护任务，我矿不再独立组建救护队。具备联合试运转条件。特编制本联合试运转方案。第一章 矿井运转的系统、范围和期限大方县大元煤矿属于技改扩能矿井，设计生产能力为30万吨/年，企业性质为有限责任公司。贵州兴源煤矿科技有限责任公司受大方县百纳乡大元煤矿委托，根据贵州省国土资源厅黔国土资矿管函20071598号关于解决毕节地区煤矿资源合理配置、调整部分煤矿矿区范围的批复和贵州省国土资源厅黔国土资储备字2008433号贵州省大方县大元煤矿地质勘查及资源/储量核实报告矿产资源储量备案证明及黔国土规划院集散储审字2008282号矿产资源储量评审意见书进行开采方案设计和安全设施设计，并经贵州省煤炭管理局审批通过(批文：黔煤规字20081308号关于对大方县百纳乡大元煤矿（技改）开采方案设计的批复)；安全设施设计经审批通过(批文：黔煤安安监水字200980号关于对大方县百纳乡大元煤矿安全专篇设计的批复)。在经过全矿职工的共同努力下，现煤矿生产系统和安全设施已按设计施工完成， 矿建工程现已基本竣工，准备对煤矿五大安全生产系统申请联合试运转。试运转期间主要对全矿井的几大安全生产系统（采、掘、机电、运输、通风、排水等）进行联合运转测试，检验煤矿在正式投产后是否能达到设计生产能力和安全生产的需要。特制定本方案组织实施，联合试运转期限为一至六个月。第一节 矿井交通及地理位置大元煤矿位于贵州省大方县东北方向，距县城约20km。地处大方县百纳乡大元村，行政区划属大方县百纳乡管辖。矿区地理坐标：东经1055008-1055203，北纬271406-271542。大方县大元煤矿由14个拐点圈定，矿区面积为7.4863km2,开采标高为1780m1590m,矿区由十四个拐点坐标圈定，倾向长9003200m，倾向宽19502920m。大元煤矿位于贵州省大方县东北方向，地处大方县百纳乡大元村，距县城约20km。有乡村公路通往矿区，交通运输条件较为方便。详见交通位置图。大元煤矿交通位置图第二节 地形地貌及气象1、地形地貌本区属侵蚀剥蚀溶蚀高中山地貌，地形切割较强烈，沟谷较发育。区内最高点位于矿区北东线山坡北面无名山头，标高为1827.60m；最低点位于矿区南西矿界拐点处，标高为1550.20m；相对最大高差为277.40m。矿区内出露地层为上二叠统龙潭组（P3l）及中二叠统茅口组（P2m）地层；矿区总体地形多为山峦斜坡及台地，其间发育一系列规模较小的冲沟，坡度一般6-15，含煤地层植被发育，为著名的百里杜鹃风景区。2、气象及地震本区属亚热带季风性湿润气候区。特点是冬季长，夏季短，春秋相近，多雾、多阴雨、少日照；据气象资料统计，多年平均气温为11.8，极端最低气湿为-7.2，最高气温为31.5，年平均相对湿度为85%，年平均降水量为1126.71mm，每年的10月至次年的3月为枯水季节，4-9月为雨季，雨季降水量占全年降水量的75.3%，日最大降水量为106.2mm。根据建筑抗震设计规范（GB500112001），井田范围内地震烈度为VI度。3、水系本区水系属乌江流域长江水系，在区域上处于赤水河支流及六冲河支流之分水岭地带，地下水位埋藏较深，地表水系不发育，仅有规模较小的冲沟，冲沟一般枯季流量极小或干涸，雨季受大气降水补给，流量较大。第三节 矿区水源、电源及通讯情况、水源条件生活用水：使用当地自来水网，其水质较好，可满足生活用水。生产用水：井下水经沉淀净化处理后作工业用水。、电源条件根据关于加强小煤矿安全基础管理的指导意见的要求，必须按规定实行双回路供电。矿井双回路电源均引百纳35/10kv变电站的10kv电源不同母线段，架空线路为LGJ-70，供电距离8km；矿方与供电部门已鉴定了供电协议,使矿井形成双回路供电电源。、通讯（1）地面通信设备矿井利用现有通信线路，设生产调度交换机1台，其型号为KTJ3-60 型，调度交换机设在地面调度室内。井下配电所、绞车室、上下车场、区段甩车场、采煤工作面上下口、调车场、错车场、各掘进工作面、石门均安装电话机，其型号为HAK-I型防爆矿用电子电话机。下井的通讯干线选用两根MJHYV32-2020.8型通讯电缆，接至电话机的支线，选用MJHYV-127/0.28型通讯电缆。矿长室、生产管理部门、矿井变电所、主通风机房、安全监察部门等设生产调度电话机，与调度交换机相连。中国联通，移动通讯信号已覆盖矿区，可利用无线电话对外通讯。（2）井下通信矿井采用一台KTJ3-60矿用型调度交换机对井下安全生产进行调度，沿副平硐敷设两根MJHY202020.8型矿用通讯电缆至井下，下井电缆在调度室设安全栅及防雷装置。各分高档普采用MHYA120.8矿用通讯电缆。单根分机电缆最多只能串接二台分机。第四节 地质构造及煤层特征一、地质特征1）地层本区及邻近出露的地层为二叠系中统茅口组(P2m)至二叠系上统龙潭组(P3l)中下部地层及第四系残坡积物,现从老至新分述如下：二叠系（P）中统茅口组(P2m)：主要分布在矿区外围北东、南西和东部，在矿区内南部有部分出露，出露不全，主要为浅灰色、深灰色中厚层状石灰岩，具缝合线构造，顶部时含黄铁矿结核，裂隙较发育，产少量腕足类等动物化石，钻探揭露厚度10m左右。上统龙潭组(P3l)：区内主要含煤地层，主要分布在矿区内，在矿区外南部及北西部有部分出露。矿区内主要含煤地层为龙潭组中下部地层，为一套海陆交互相沉积。岩性由灰色、深灰色泥质粉砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、细砂岩、煤层及浅灰至灰白色铝土质泥岩组成；具水平层理、波状层组、微波状层理，水平互层层理，偶见脉状和交错层理，产植物茎杆、植物碎片及植物根化石；下部含丰富不规则状黄铁矿结核，偶夹黄铁矿薄层。钻探揭露厚度最小32.54m，最大77.93m，平均厚58.70m；含煤6至11层，一般9层左右，含可采煤层2层，局部可采煤层1层。第四系（Q）主要分布在矿区内中部，在矿区西南有部分分布于低洼地带，由黄灰、灰黄色残坡积物等组成，钻探揭露厚度最小为1.50m，最大厚度14.25m，平均厚度7.81m。二、地质构造(1) 矿区构造矿区处于大方县近南北向百纳向斜中段东翼的次级向斜大荒坡向斜。该向斜自矿区南部至304孔附近倾向近南北向，304孔往北至矿区外变为北东向，平面上略呈向西凸起的形状，倾向长约3.2km，向斜西翼地层倾角6-8度，东翼地层倾角6-12度，轴部出露地层为龙潭组中下部地层，两翼出露地层为茅口组地层；总体上向斜西翼较陡，东翼平缓，基本为一对称向斜。通过地面地质填图和钻探揭露的地层，本区无断层构造。综上所述，区内总体为一平缓对称的向斜构造，构造复杂程度为简单。三、煤层及煤质特征1)煤层赋存特征含煤性本区含煤地层为龙潭组中下部地层，区内未出露龙潭组上部和长兴组地层，据9个钻孔揭露的龙潭组中下部地层厚度为32.54-77.93m，平均厚58.20m，含煤6-11层，一般为9层左右，煤层全层总厚4.34-8.77m，平均6.73m，含煤系数为11.6%。含可采煤层2层，局部可采煤层1层，从上至下煤层编号依次为26、30、32、33、34和35煤层，其中26、30、32为不可采煤层，33为局部可采煤层，34、35煤层为可采煤层。可采煤层厚度2.29-4.23m，平均厚2.37m，可采含煤系数为5.0%；局部可采煤层厚0.65-0.8m，平均厚0.75m，局部可采含煤系数为1.0%。煤层对比根据标志层，煤岩物性特征，结合层间距及煤层本身特点作为该矿区煤层对比方法。标志层特征标五（B5）：铝土质泥岩，位于龙潭组底部，浅灰至灰白色，含丰富黄铁矿结核，其顶部为0.23-0.70m黑灰至粉砂质泥岩，为35煤层直接底板，该标志层为35煤层的对比标志。层间距特征区内煤层间距基本稳定，但有一定的变化规律，在无标志层时可采用层间距对比，通过对比发现区内自上而下26与30、30与32、32与33煤层层间距变化不大，基本稳定，但33与34、34与35煤层层间距自向斜两翼往向斜轴部有逐渐增大的规律，各煤层层间距见表1-4-1。表1-4-1 煤层间距特征表煤号间距（m）最小最大平均变化规律2623.89-29.5526.24基本稳定。305.75-12.367.26基本稳定，浅部203孔间距较大。322.05-3.282.81基本稳定。336.27-17.8812.06由向斜两翼向轴部有增大趋势。340.79-8.564.23由向斜两翼向轴部有增大趋势，在201、204两孔34、35煤层有合并现象。35 煤层本身特征区内可采煤层和局部可采煤层中，局部可采的33煤层为单一煤层，且厚度较稳定，变化不大；全区可采的35煤层绝大多数含两层夹矸，并含丰富的黄铁矿结核和夹少量黄铁矿薄层，为高至特高硫分煤。煤岩物性特征区内可采煤层的测井曲线特征为：34号煤层特征：伽玛-伽玛曲线反映为单峰；自然伽玛曲线反映为多峰，煤层顶板曲线为正常、低板为高异常；三侧向电阻率为多峰、低板为低异常；密度曲线反映为低密度、围岩为高密度。见下图。图4-1 34号煤层测井曲线图35号煤层特征：伽玛-伽玛曲线反映为多峰；自然伽玛曲线反映为多峰，煤层顶板为正常、低板为高异常；三侧向电阻率为多峰异常，顶低板为正常；密度曲线反映为低密度、围岩为高密度。见下图。可采煤层对比可靠程度通过上述煤层的各种方法的对比，区内局部可采煤层，基本可采煤层和全区可采煤层对比可靠。2）可采煤层本区可采煤层2层，即34、35煤层，其中34煤层为基本可采煤层，35煤层为全区可采煤层。34煤层：位于龙潭组中下部，为本区主要可采煤层，除402号孔为一不可采点（厚0.70m）外，煤层采用厚度变化不大。该煤层含夹矸0-2层，夹矸较稳定，单层厚 0.20-0.35m，夹矸岩性以泥岩为主。35煤层：位于龙潭组底部，上距34煤层平均12.06m，煤层采用厚度变化不大。该煤层中部含1-2层夹矸，绝大多数为2层，夹矸稳定，单层厚度0.15-0.47m，夹矸岩性多为泥岩。各煤层特征详见表1-4-2。表1-4-2 煤层特征表序号煤层名称煤层厚度（m）层间距(m)比重稳定性煤层倾角(度)煤种顶底板岩性顶板底板1340.72.091.23156较稳定612无烟煤粉砂岩、泥质粉砂岩泥岩或粉砂质泥岩6.27-17.8812.602350.91.691.14153稳定612无烟煤粉砂质泥岩铝土质泥岩根据煤层物化特征，可用于火力发电、民用煤，也可用于冶金、化工。第五节 其它开采技术条件一、顶底板条件34煤层顶、底板岩石性质顶板：岩性为粉砂岩、泥质粉砂岩，底板：岩性为粉砂质泥岩、泥岩。35煤层顶、底板岩石性质顶板：为粉砂质泥岩、泥岩；底板为铝土质，较坚硬，块状构造，层位稳定距下伏茅口组顶部平均4.00m。综上所述，可采煤层顶板岩石为半坚硬的粉砂岩、泥质粉砂岩圾粉砂质泥岩，其稳定性为中等稳定或不稳定；而含煤地层下伏的茅口组厚层状灰岩，岩溶作用强，上覆分布有面积较大的第四系松散层，风化作用强烈，可能会发生不良的工程地质问题。今后开采时煤层顶板稳固性为中等稳定至不稳定 ，易发生冒顶、掉块、垮塌等工程地质问题，在开采过程中应加强巷道顶、底、帮的支护管理工作，预防不良事故发生。二、瓦斯、煤尘和煤的自燃性（1）瓦斯：根据预测计算34煤回采工作面相对瓦斯涌出量为7.86m3/t,绝对瓦斯涌出量为4.65m3/min, 掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.31m3/min,矿井相对瓦斯涌出量为9.1m3/t,绝对瓦斯涌出量为5.75 m3/min,本矿连续五年瓦斯等级鉴定结果是低瓦斯矿井。根据中国矿业大学2008年2月提交的34大元煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告和中国矿业大学2008年6月提交的35煤大元煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告以及贵州省煤炭管理局文件：黔生产字20081027号关于对关于请求审批大方县大元煤矿煤与瓦斯突出性鉴定报告的报告的批复，鉴定矿井34煤层在开采标高1597米以上无煤与瓦斯突出危险，35煤层在开采标高1465米以上无煤与瓦斯突出危险，资料来源可靠，可作为本次设计的依据，按高瓦斯矿井进行设计和管理。（2） 煤的自燃倾向：2007年12月贵州省煤田地质局一一三队提交的贵州省大方县大元煤矿地质勘查及资源/储量核实报告对34煤、35煤进行了煤的自燃倾向性鉴定，均为二类自燃 按煤层具有二类自燃倾向性进行设计。煤的自燃倾向性鉴定汇总表煤层编号钻孔编号真相对密度全硫煤的吸氧量自燃倾向分类TRDdSt,d%cm3/g干燥34302-21.753.580.89级202-31.673.890.98级203-31.771.610.99级402-21.9411.030.79级201-51.603.760.99级301-22.018.94079级35302-31.773.490.88级202-41.573.601.09级402-31.584.311.02级301-32.005.610.79级级备注：执行标准：GB/T20104-2006煤自燃倾向性色谱吸氧鉴定法。（3）煤尘爆炸危险性：2007年12月贵州省煤田地质局一一三队提交的贵州省大方县大元煤矿地质勘查及资源/储量核实报告对34煤、35煤进行了煤尘爆炸试验，均无爆炸性按煤尘没有爆炸性进行设计，本矿按煤尘无爆炸性设计和管理。煤尘爆炸试验成果汇总表煤层号钻孔编号工业分析（%）爆炸性试验爆炸性结论MadAdVdaf火焰长度(mm)岩粉量（%）34302-22.0327.5812.2500煤尘无爆炸性202-30.6224.039.9100煤尘无爆炸性203-33.0730.9312.9100煤尘无爆炸性303-21.2020.227.8500煤尘无爆炸性303-21.2020.227.8500煤尘无爆炸性201-51.3219.258.1800煤尘无爆炸性301-21.6234.6213.4300煤尘无爆炸性35302-31.6432.2013.4700煤尘无爆炸性202-40.6917.297.4400煤尘无爆炸性303-31.4723.228.2600煤尘无爆炸性303-31.4723.228.6200煤尘无爆炸性301-31.4534.7711.0000煤尘无爆炸性三、地温矿区地温和冲击地压无异常现象。四、煤与瓦斯突出根据中国矿业大学2008年2月提交的34大元煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告和中国矿业大学2008年6月提交的35煤大元煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告以及贵州省煤炭管理局文件：黔生产字20081198号和20081027号关于对关于请求审批大方县大元煤矿煤与瓦斯突出性鉴定报告的报告的批复，鉴定矿井34煤层在开采标高1597米以上无煤与瓦斯突出危险，35煤层在开采标高1465米以上无煤与瓦斯突出危险，资料来源可靠，可作为本矿的依据，按高瓦斯矿井进行管理。五、水文地质一）、区域水文地质条件大方县大元煤矿区域属侵蚀剥蚀溶蚀高中山地貌，地形切割较强烈，沟谷较发育。区内最高点位于矿区北东线山坡北面无名山头，标高为1827.60m；最低点位于矿区南西矿界拐点处，标高为1550.20m；相对最大高差为277.40m。矿区内出露地层为上二叠统龙潭组（P3l）及中二叠统茅口组（P2m）地层；矿区总体地形多为山峦斜坡及台地，其间发育一系列规模较小的冲沟，坡度一般6-15，含煤地层植被发育，为著名的百里杜鹃风景区。本区属亚热带季风性湿润气候区。特点是冬季长，夏季短，春秋相近，多雾、多阴雨、少日照；据气象资料统计，多年平均气温为11.8，极端最低气湿为-7.2，最高气温为31.5，年平均相对湿度为85%，年平均降水量为1126.71mm，每年的10月至次年的3月为枯水季节，4-9月为雨季，雨季降水量占全年降水量的75.3%，日最大降水量为106.2mm。矿区区域上于赤水河支流和元冲河支流之分水岭地带，主要为侵蚀剥蚀及岩溶峰止高中山地貌，地形较陡，相对高差较大，最高标高+1827.60m，最低标标高为+1550.2m，相对高差277.40m。区内地表水系不发育，仅有小的冲沟，枯季流量小或无水，雨季形成溪流，流量受大气降水控制。本区气候属亚热带温和湿润气候区，年平均降水量为1126.71mm。矿区位于新场向斜北昂起端核部，向斜轴线呈北东南西向展布。矿区地层倾向北东、南西，倾角510。上二叠统龙潭组组向斜核部，由于剥蚀仅出露下段，平均厚度约58.20m，有二层可采煤层，编号为34、35号，平均间距为4.23m，底部35可采煤层距下伏茅口组顶部平均4.00m，矿区内断层不发育，构造形态为缓倾斜向斜构造，构造简单。矿区地下水主要以大气降水补给为主，补给途经为岩石节理，裂隙岩溶洼地，落水洞等，地下水总体上由北向南迳流，地表水多排泄于茅口灰岩中的落水洞，少量地下水在地势低洼处以泉的形式就地排泄。二）、地层含、隔水性矿区内构造为一缓倾斜向斜，出露地层从新至老有第四系（Q），上二叠统龙潭组（P2 l），下二叠统茅口组（P2m），下面对各地层的富水性叙述如下：第四系（Q）：出露于矿区向斜核部，面积较大，位于含煤地层之上，主要为残、坡积物，最小为1.5m，最大为14.60m，厚度平均为17.81m，据调查泉点5个，流量最小为0.08l/s，最大为0.32l/s，本层含孔隙水，为弱含水层。上二叠统龙潭组（P3 l）：位于向斜核部及两翼，岩性为深灰、灰色薄至中厚层状粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、细砂岩、粉砂岩、泥岩、铝土质泥岩及煤层组成，厚度最小的32.54m，最大的77.93m，地表水不发育，平均为58.20m，据钻孔简易水文地质观测资料，钻进中冲洗液消耗量基本不消耗，钻孔水位随深度增加而增加。本组岩石致密，裂隙不发育，含少量基岩裂隙水，富水性弱。下二叠统茅口组（P2m）：出露于向斜两翼，岩性以浅灰至深灰色中厚层状石灰岩为主，岩溶发育；据调查14个岩溶点，岩溶形态以落水洞充水溶洞为主，发育方向以垂直发育为主，未见有流量大的岩溶泉出露，仅发现4个小井流量均小于0.3 l/s。本次钻孔均揭露该层10m左右，钻进中均未发现有漏失及涌水等现象。区域上为强岩溶含水层。本矿区矿体远离于当地侵蚀基准面，由于本层地下水以垂直循环为主，形成较厚的垂直循环带，地下水埋藏较深，因而在本区该组为透水层而不含水或含水性弱，加上其与主要开采煤层之间有隔水性较好的泥岩等，故对煤层开采影响不大。三）、小煤矿、老窑水文地质特征由于本区开采历史悠久，浅部分布有一定数量的老窑，多有积水，开采后通过导水裂隙带进入矿井，故应进一步查清其分布情况，以免造成矿井突水。四）、充水因素分析矿井充水因素既取决于水文地质条件，又取决于开拓方式。充水强度受充水水源、通道以及方式的影响。（一）、补给条件各含水层之间一般无水力联系。含水层水的补给以大气降水为主，具有季节性。补给水量与降雨量、受水面积及裂隙发育程度有关。（二）、充水因素根据区内水文地质条件分析，结合邻近生产矿井的调查，本矿井直接充水因素为煤层顶板裂隙水，主要充水因素为老窑水。1、顶板裂隙水主要为煤层间灰岩弱含水层水，在井巷掘进中沿煤层顶板裂隙进入矿井，是矿井的直接充水因素，水量不大。2、老窑水主要为煤系上覆含水层的岩溶水，受采动影响，沿采动裂隙进入矿井，是矿井的主要充水因素，水量较大，随大气降水呈季节性变化。（三）、充水方式大元煤矿矿坑直接充水层的富水性弱中等，充水通道主要以岩石原生节理、裂隙为主，规模一般不大，老窑采空区、溶隙导水，且以渗水、顶板进水为主，进水通道有溶蚀裂隙和采掘巷道以及其它空隙，规模一般较大。目前矿井充水方式主要以顶板进水、渗水、淋水为主；随着矿井开采一旦沟通上部老窑采空区积水及下部强含水层可能造成突水。六）、水文地质类型矿区构造形态为一缓倾斜向斜构造，由于剥蚀作用，含煤地层仅出露中下段，厚度较小，平均为58.20m，而可采煤层位于其底部，距下伏茅口组灰岩仅4.00m左右，今后煤层开采对矿井充水水源主要有地表水、老窑水、第四系P3 l及P2m地下水，下面对各充水水源及充水途迳逐一分析如下：地表水主要有大气降雨形成雨水、溪沟水、水渠水等，其充水途迳主要通过导水裂隙带，地面塌陷、地裂缝等进入矿井。特点是受大气降水严格控制，枯季水量小，雨季水量大，有明显的季节性变化。老窑水由于本区开采历史悠久，浅部分布有一定数量的老窑，多有积水，开采后通过导水裂隙带进入矿井，故应进一步查清其分布情况，以免造成矿井突水。第四系（Q）孔隙水及含煤地层（P3l）本身基岩裂隙水.由于第四系直接覆盖于含煤地层之上，形成水力联系，故认为是一组含水层，本组富水性弱，为直接充水含水层，以大气降水补给为主，补给途迳主要为节理、裂隙，动态呈季节性变化。P2m灰岩岩溶水区域上为强岩溶含水层，由于本区处于分水岭地带，茅口灰岩在矿区多形成垂直发育了落水洞，为灰岩含水层之补给区，以大气降水、地表水补给为主，水位埋深低，而可采煤层标高远高于该水位标高，故今后煤层开采，其下伏茅口灰岩水对开采不构成影响，但应注意在雨季接受地表水补给后，水位上涨对煤层开采的影响。表水体分布和构造简单；含煤地层本身含水弱，下伏茅口组灰岩水位标高，远低于可采煤层最低标高（+1604m），对矿井充水不构成影响，矿区水文地质条件属裂隙充水为主的简单型，水文地质条件简单。七）、矿井涌水量从前面矿坑充水因素知：正常情况下构成矿坑的直接充水水源为含煤地层本身的基岩裂隙水，以大气降水补给为主，本次矿井涌水量预算根据目前该矿提供的涌水量实测资料来预测，采用富水系数比拟法。现该矿正常生产，平均日产吨煤正常排水量为0.625m3/t，最大排水量为1.45m3/t。因此，按生产能力30万吨/a设计，本矿平均日产煤量为909吨，则本矿每天正常涌水量为9090.625=568m3/d，最大涌水量为9091.45=1318m3/d。本设计按矿井正常涌水量约25m3/h，最大涌水量55m3/h。第六节 井田面积及地质储量一、井田面积大方县大元煤矿设计生产能力30万吨/年。倾向长9003200m，倾向宽19502920m，矿区面积为7.4863km2，开采标高为1780m1590m，矿区由十四个拐点坐标圈定，矿区范围拐点坐标见下表：大元煤矿矿界拐点坐标表拐点编号纵坐标（X）横坐标（Y）1301697035583210230165003558321033016500355827504301405035582750530140673558377063014253355838617301425735584577830140733558457893014050355859501030160003558595011301600035584750123016500355847501330165003558412014301697035584120面积：7.4863km2, 开采标高：1780m1590m。 二、储量1、矿井地质资源量根据贵州省国土资源厅黔国土资储备字2008433号贵州省大方县大元煤矿地质勘查及资源/储量核实报告矿产资源储量备案证明及黔国土规划院集散储审字2008282号矿产资源储量评审意见书，截至2008年1月9日止，评审备案的煤炭（+1780m-+1590m）保有资源量为1136万吨，其中：（331）为309万吨；（332）为192万吨；（333）为635万吨。按以上资料（准采范围内资源量）作为设计依据。查明的保有地质资源/储量=（331）+（332）+（333）=309+192+635=11362、矿井工业资源/储量矿井工业资源/储量=（331）+（332）+（333）k= 309+192+6350.8=1009其中：k为可信度系数，0.7-0.9，本设计依据资源储量核实报告提供的资料，取0.8。3、矿井设计资源/储量矿井设计资源/储量=矿井工业资源/储量-永久煤柱损失本矿永久煤柱损失有公路保护煤柱、边界煤柱、露头（采空）隔水煤柱。永久煤柱损失量矿区边界煤柱：以所划定的矿区开采边界的铅垂线至所采煤层的投影线内推20m计算。井筒保护煤柱：以所需保护的巷道一或两侧外推20m以6070的岩层垮落角计算。村寨、公路保护煤柱保护煤柱：以地面需保护目标外推20m，以6070的岩层垮落角推算至所采煤层连线形成的区域，即为地面目标保护煤柱。露头(采空)隔水煤柱：根据设计规范，按30m留设隔水煤柱.村寨、公路保护煤柱损失：村寨煤柱：34煤：煤厚1.17m,坡度为8，比重为1.56t/m3，面积为7700m2(331)：7700cos81.171.56=1.4（万t）35煤：煤厚1.13m,坡度为8，比重为1.53t/m3，面积为31000m2(332)：31000cos81.131.53=5.4（万t）小计： 6.8万吨，其中：34煤(331)1.4万吨，35煤(332)5.4万吨公路煤桩：34煤层：该段煤层厚度为0.8m，比重为1.56t/m3 (333)：965250.81.56=3.01（万t）井田南边（333）储量有65万吨，煤层厚度为0.8m，由于该块段要扣除公路煤柱、露头隔水煤柱和边界煤柱，没有开采价值，本设计全部扣除。35煤层：该段煤层厚度为1.2m，比重为1.53t/m3(333)：965281.21.53=4.96（万t）井田南边（333）储量有29万吨，由于该块段要扣除公路煤柱、露头隔水煤柱和边界煤柱，本设计全部扣除。小计：(333)101.97万吨，其中：34煤(333)68.01万吨，35煤(333)33.96万吨边界煤柱损失：34煤层：北边(拐点2-1)：煤厚1.3m (333)：350201.31.56=1.42（万t）北、东边：拐点14-13-12-10段在采空区，不计算。西边：煤厚1.0m(333)：250201.01.56=0.78（万t）小计： (333)2.2万t35煤层：北边(拐点2-1)：煤厚1.0m (333)：350201.01.53=1.07（万t）西边：煤厚1.0m(333)：300201.01.53=0.92（万t）小计： (333)1.99万t露头(采空)隔水煤柱：34煤层：东边：煤厚0.8m,大部分已在公路煤柱中扣除。(333)：150200.81.56=0.37（万t）西、南边：煤厚1.3m (333)：3400301.31.56=20.68（万t）34煤层采空区隔水煤柱：东边：煤厚1.3m (331)：350301.31.56=2.13（万t）(333)：130301.31.56=0.79（万t）小计：23.79万吨，其中：(331)2.13万吨，(333)21.84万t。35煤层：东边：煤厚1.24m(333)：150301.241.53=0.85（万t）西、南边：煤厚1.3m (333)：3400301.31.53=20.29（万t）小计： (333)21.14万t。经计算，煤柱损失总计为： 34煤：1.42.13(68.012.2+21.84)0.8=77.17万t35煤： 5.4(33.961.9921.14)0.8=51.07万t矿井设计资源/储量=945.577.1751.07=880.76（万t）计算结果详见储量计算结果汇总表3-1-2储量计算结果汇总表序号煤层编号保有资源量(万t)工业资源（万t)设计利用储量(万t)开采损失煤柱(万t)盘区回采率%可采储量(万t)331332333小计13419878222498453.6376.4333.885291.2235111114413638555.4504.3328.385404.6合计30919263511361009880.7662.1695.8（3）矿井设计可采储量矿井设计可采储量=（矿井设计资源/储量-工业场地和主要巷道保护煤柱）采区回采率由于本设计的主要井筒和工业场地分别布置在34煤层和井田边界，因此，工业场地没有保护煤柱，但有井筒保护煤柱。设计井筒留设煤柱宽度20m ，则34和 35煤分别为130m 和140m34煤层：（333）：4501301.31.560.8=9.5（万t）35煤层：（333）： 4501301.021.530.8=7.3（万t）设计采区大巷留设煤柱宽度为20m，则34和35煤分别为100m 和104m34煤（331）：12001001.31.56=24.3（万t）35煤（331）：12001041.11.53=21（万t）矿井采区大巷和井筒保护煤柱煤量详见表2-1-3。表2-1-3 井筒煤柱计算表煤层井筒保护煤柱(万吨)工业场地煤柱(万吨)采区大巷煤柱(万吨)合计349.5024.333.8357.302128.3共计16.8045.362.1经计算，井筒煤柱损失总计为为66.32万t,其中： (331)：45.33万t，(333)：20.99万t。因此，34煤层可采资源/储量=(363.4333.8)85%=291.2（万吨）35煤层可采资源/储量=(468.7428.3)85%=404.6（万吨）式中：各煤层为平均厚度为薄煤层，采区回采率取85%矿井设计可采资源/储量=291.2404.6=695.8万吨第七节 矿井开拓及开采一、矿井开拓方式 开拓布局根据现场勘查利用原工业场地及主平硐，采用平硐对全井田进行开拓。利用主井，井口标高为+1651.37m，方位角均为15，坡度-3，揭穿34煤后沿煤层顶板布置，长240m；利用副井井口标高为+1650.692m，方位角均为15，倾角-10，长245m；利用风井井口标高为+1662m，方位角均为38，倾角10,斜长30m，揭穿34煤后沿煤布置与利用总回风平巷（450m）联通,主井巷道最低标高均为+1645m；副井巷道最低标高均为+1642m；总回风巷标高为+1650m。在+1642m标高,轨道平巷(利用450m)和运输平巷(利用420m)之间布置水泵房，分别从轨道平巷和主井向下掘清仓斜巷，至+1640m标高(35煤顶板)，布置总长为60m的主、副水仓。在+1645m标高,主井和总回风大巷之间布置中央变电所。在+1645m标高, 从运输平巷布置沿煤运输大巷510m；在+1642m标高,从轨道平巷布置沿煤轨道大巷500m；在+1651m标高,从总回风在巷沿煤布置长度为520m回风大巷，沿煤倾向将三条大巷联通形成矿井通风系统，并利用运输与轨道大巷前期端头之间布置消防材料库。在+1642m标高,从轨道大巷端头，布置岩石下山，揭穿35煤后沿煤倾向布置放水巷至+1610.5m,再沿大荒坡向斜轴部向上布置放水巷至13401运输巷底部，用岩石上山与上部的13402运输巷在向斜轴部联通，以便下流巷道积水,并向东布置35煤回风巷和二石门及斜巷与回风大巷联通；同时在+1614m沿煤将两条放水巷联通作35煤水泵房。本方案34煤和35煤煤层采用联合布置，分煤层开采,同一区段采完34煤后再采35煤，首采面布置在34煤。根据本矿开采范围及开采深度。采用一个水平、二个盘区开拓全井田，以一个盘区一个高档普采工作面达到设计生产能力，采煤方法为倾向长壁式采煤法。主井用于进风，铺设皮带运输煤炭，并兼作进风巷、敷设管线和安全出口；副井用于运输矸石、设备、材料和行人等，并兼作进风巷和安全出口；风井装设通风机，作专用通风巷道。煤层的开采顺序：根据煤层、资源/储量和开采现状分析结果，本矿井全区范围内可采煤层二层，主要开采34和35煤层，采用联合开拓布置，斜巷联系。同一区段先开采34煤层，再开采35煤层。 首采区开采布局该矿设计规模为30万吨/年，设计1个采区生产，矿井首采区为一采区。在K1煤层中布置一采区轨道、皮带、回风上山。 首采面布置设计矿井投产时为1个采煤工作面组织生产，根椐矿井现有井巷现状，矿井首采工作面及接替工作面布置在一采区34煤层中。在+1642m标高,从轨道大巷端头，布置岩石下山，揭穿35煤后沿煤倾向布置放水巷至+1610.5m,再沿大荒坡向斜轴部向上布置放水巷至13401运输巷底部，用岩石上山与上部的13402运输巷在向斜轴部联通，以便下流巷道积水,并向东布置35煤回风巷和二石门及斜巷与回风大巷联通；同时在+1614m沿煤将两条放水巷联通作35煤水泵房。34煤和35煤煤层采用联合布置，分煤层开采,同一区段采完34煤后再采35煤，首采面布置在34煤。根据本矿开采范围及开采深度。采用一个水平、二个盘区开拓全井田，以一个盘区一个高档普采工作面达到设计生产能力，采煤方法为倾向长壁式采煤法。采煤方法：采用倾向长壁后退式采煤法，高档普采工艺。矿井一采区通风方式采用并列式通风。工作面采用“四六”制作业，以一个高档普采工作面达到30万吨/年设计能力，采煤工作面长120m；首采工作面采用DW22-30/100外注式单体液压支柱配HDJA-1000金属铰接顶梁控制顶板，排距1.0m，柱距0.8m，“三四”排控顶，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m，全部垮落法处理采空区。掘进工作面采用炮掘工艺，人工装车，矿用11#工字钢支架支护。矿井达产时有1个采煤工作面和2个掘进工作面组织生产。二、矿井开采（1）确定采煤方法矿井煤层赋存状况及开采技术条件，设计采用倾向长壁后退式采煤方法。倾向长壁采煤方法具有下列优点：1）技术及工艺简单、应用成熟、具有广泛的适应性。2）利于工作面运输，安全条件较好、产量大、回采率高。（2）工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型矿井生产能力30万吨/年，开采煤层为中厚煤层，煤层倾角平均10，设计采用高档普采工艺，全部垮落法管理顶板。以一个高档普采工作面和两个掘进工作面达到设计生产能力。掘进工作面配备GMZ1.2型煤电钻和YT24型风动凿岩机打眼，并配备TXU150A型探水钻，FBD5.6/30型局部通风机供风。采煤工作面采用采煤机落煤，刮板运输机运煤，工作面运输巷采用皮带机运输。（3）工作面顶板管理方式及支架设备选型首采工作面（34煤层）采高为1.23m，矿井投产时采煤工作面采用DW22-30/100型外注式单体液压支柱配HDJA-1000金属铰接顶梁控制顶板，排距1.2m，柱距0.8m，“三、四”排控顶，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m。全部垮落法处理采空区。三、矿井生产现状（一）井筒根据开采方案设计（变更）、安全专篇（变更）和矿区范围内地形地貌和煤层赋存、出露地层等特点，我矿已布置了主平硐、副平硐和回风平硐。1、主平硐主平硐主要担负矿井煤炭运输和敷设管线及进风任务，同时兼作矿井的安全出口。设置有排水沟，井筒内设有通讯、照明及信号电缆。2、副平硐副平硐主要担负矿井设备、材料、出矸石、行人、进风任务，担负全矿井的行人任务，同时兼进风及矿井的安全出口。井筒内敷设轨道，设置有排水沟。3、回风平硐回风平硐主要担负矿井回风任务。井口设有防爆门、引风道和安全出口，并配备抽出式通风机2台。井筒内设有排水沟。矿井井筒特征见表：矿井井筒特征表顺序名称单位主井副井风井1井口坐标Xm30169163016924.2873016893.65Ym3558352935583500.043355836082井口标高m+1651.37m+1650.692m +1662m3方位角度1515384断面净m29.66.16.1掘进m210.76.786.785长度m240245306倾角（坡度）-3-10107井筒装备皮带输送机铺轨（二）采区布置大元煤矿矿区面积为7.4863km2,开采标高为1780m1590m,东西长9003200米，南北宽19502920米。在露头附近过去有老窑开采迹象，根据矿井开采范围以及矿界划定范围，留设露头、公路及村庄煤柱后，本矿井的实际开采标高范围，矿井为+1780m+1590m之间，针对矿区煤层赋存条件、采煤工艺和小型煤矿等特点等综合分析。设计矿井划分为一个水平二个盘区开采全井田，水平标高为+1650m。2、开采顺序煤层的开采顺序：根据煤层、资源/储量和开采现状分析结果，本矿井全区范围内可采煤层二层，主要开采34和35煤层，采用联合开拓布置，斜巷联系。同一区段先开采34煤层，再开采35煤层。3、采区车场及硐室水泵房：在副井与主