某某煤矿瓦斯防治能力评估报告

1、山西省煤矿企业瓦斯防治能力评估山西省煤矿企业瓦斯防治能力评估申请报告申请报告企业名称：*煤业有限公司编制时间：2012.09.01山西省煤矿企业瓦斯防治能力评估山西省煤矿企业瓦斯防治能力评估申请报告申请报告*煤业有限公司编制时间：2012.09.01 1目目 录录第一章第一章煤矿企业概况煤矿企业概况.3 3一、企业基本情况.3二、煤炭产企业情况.3三、企业组织架构.5四、管理人员从业经历.7第二章第二章机构人员机构人员.8 8一、企业人员概况.9二、瓦斯防治机构.9三、瓦斯防治专业队伍.13第三章第三章系统设施系统设施.1414一、矿井生产系统.14二、矿井通风系统.38三、矿井抽采系统.38

2、四、矿井安全监控系统.38五、淘汰禁止使用的设备及工艺.39第四章第四章瓦斯防治管理瓦斯防治管理.3939一、瓦斯等级管理.39二、瓦斯防治规划.40三、年度瓦斯防治目标.42四、岗位责任制.42五、瓦斯分级管理.45六、瓦斯防治工作考核.455七、事故追查处理.48第五章第五章防治方案防治方案.5050一、瓦斯防治方案.50二、瓦斯防治基础资料.50 2三、瓦斯先抽后采.52四、瓦斯防治效果评价.52第六章第六章资金保障资金保障.5353一、煤炭生产安全费用提取与使用.53二、瓦斯防治资金投入.53第第七七章章瓦斯防治能力自评瓦斯防治能力自评.5353一、必备指标.53二、自评分.54附表附

3、表 1 1： .5656附表附表 2 2.5757附表附表 3 3.5858附表附表 4 4： .5959附表附表 5 5： .6060附表附表 6 6： .6161附表附表 7 7.6262附表附表 8 8： .6363附表附表 9 9： .6464附表附表 1010： .6565附表附表 1111： .6666 3第一章第一章煤矿企业概况煤矿企业概况一、 企业基本情况*煤业有限公司属于资源整合矿井，依据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋煤重组办发200989 号关于*煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复 ，将原*煤业有限公司和翼城县*开采有限公司兼并重组整合形成一个煤炭企业

4、，更名为*煤业有限公司。*有限公司井田位于*村一带，行政区划属*管辖，属于*有限责任公司，为国营控股企业，企业法人为*，企业性质为有限公司，开采矿种为煤。企业注册地位于*村，注册资金叁仟万元，企业固定资产总额为 45456 万元，经营范围现为矿井筹建项目相关服务，上年度共生产工程煤17 万吨，年销售总额为 7709 万元，税后利润为-5273 万元。二、 煤炭产业情况1、煤炭生产经营情况目前我公司为技改矿井，共四个井筒，两个进风井、两个回风井，核定生产能力为 90 万吨/年，上年度工程煤产量 17 万吨，成本 12021 万元，煤炭销售收入 7709 万元，煤炭板块利润-5273 万元。 4

5、2、从事煤炭生产年限情况兼并重组前*有限公司于 2004 年建井，2006 年投产，山西省国土资源厅 2007 年 4 月颁发的采矿许可证，证号：1400000721924，批准开采 9+10 号煤层，生产规模 30 万t/a。张家沟煤炭开采有限公司始建于 1983 年，1986 年 5月投产，山西省国土资源厅 2007 年 4 月为该矿颁发的采矿许可证，证号：1400000721922，批准开采山西组 2 号煤层及太原组的 9+10 号煤层；矿井采用一对斜井开拓 2 号煤层，原设计能力 6 万 t/a；于 2005 年初完成采煤方法改革，根据山西省煤炭工业局文件晋煤行发2004969 号文的

6、批复，该矿采煤方法改革后核定生产能力为 30 万 t/a，实际生产能力为 15 万 t/a。根据山西省国土资源厅 2012 年 1 月 9 日颁发的证号为1400002010011220054569 的采矿许可证，兼并重组后的*煤业有限公司井田面积为 7.2654km2，批准开采 2-10号煤层，批准开采深度 1239.97 米至 499.97 米，矿井生产能力为 90 万吨/年。2011 年 4 月委托山西国辰建设工程勘察设计有限公司编制了阳泉煤业*煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计 ，2011 年 5 月山西省煤炭工业厅晋煤办发2011727 号文关于*煤业有限公司矿井兼并重组整合项

7、目初步设计的批复批准了该设计；2011 年 55 月，我公司编制完成了阳泉*煤业有限公司矿井兼并重组整合项目初步设计安全专篇 ，2011 年 6 月，山西煤矿安全监察局以晋煤监安一字 2011299 号文关于*煤业有限公司扩建（兼并重组）项目初步设计安全专篇的批复批准了该设计；2011 年 7 月，山西省煤炭工业厅以晋煤办基发2011 987 号文件批准矿井开工建设，矿井开始建设。 3、煤炭安全生产情况矿井自 2010 年 10 月移交以来未发生过重伤以上安全事故, 矿井生产各系统工程及安全设施安装工程全部按照初步设计和安全专篇要求施工， （附表 1：煤矿企业安全生产情况一览表） 。三、 企业

8、组织架构1、 *煤业有限公司组织架构图 62、矿井是由原山西翼城华泓煤业有限公司煤矿和原翼城县张家沟煤业有限公司煤矿兼并重组整合而来的，之后更名为阳泉煤业集团翼城华泓煤业有限公司，矿井属于阳泉煤业（集团）有限责任公司的控股公司，企业注册地位于临汾市翼城县桥上镇刘王沟村，注册资金 3000 万元，企业固定资产总额为 45456 万元，经营范围现为矿井筹建项 7目相关服务，目前矿井正根据 90 万吨的设计进行矿井工程建设，上年度共生产工程煤 17 万吨，年销售总额为 7709万元，生产成本为 12021 万元，税后利润为-5273 万元。 （附表 2：煤矿企业矿井基本情况一览表）四、 管理人员从业

9、经历煤矿企业相关管理人员工作经历1、*从业经历*，男，生于 1964.4，1982.81999.11*维运区 技术员、队长、副区长，1999.122003.2*水电公司经理、书记，2003.42004.6*经理，2004.72006.12*第二服务中心经理，2007.12009.11*公司副总经理，2009.12 至今*煤业公司总经理。2、*（总工程师）从业经历*，男，生于 1967.12，1990.7-1996.12*采煤、掘进技术员，1997.1-2005.4*技术员，2005.5-2007.3*衔接副主任，2007.4-2007.12* 生产衔接助理，2008.1-2008.12*，20

10、08.12-2009.12*兼总经理助理，2009.12 至今*总工程师。3、*（安监处长）从业经历*，男，生于 1975.10，1993.91997.5 中国矿业大学学习采矿工程专业，1997.71999.10*综采队工人， 81999.102006.8*运销处，2006.82009.6*主任工程师，2009.62009.12*技改办主任，2009.122010.10*总经理助理兼通风区区长，210.10*。4、*（总经理助理兼通风区区长）从业经历*，男，生于 1964.11，1983.8-1986.8*通风区，1986.9-1989.8*大学，1989.9-1990.11*通风区，1990

11、.12-2000.9*通风二队 技术员、队长，2000.10-2004.12*通风监测队长，2005.1-2007.9*通风技术组长，2007.10-2008.2*通风二队 队长，2008.3-2008.7*公司通风队 队长,2008.8-2010.10*通风工区副区长,2010.10 至今*公司总经理助理兼通风区长 。第二章第二章机构人员机构人员一、 企业人员概况*煤业有限公司职工在册人员数量为 585 人，其中工程技术人员 12 人，占在册人员数量的 0.02%；其中初级职称专业技术人员 2 人，中级职称专业技术人员 10 人。二、 瓦斯防治机构（一） 、瓦斯防治组织机构严格落实煤矿企业瓦

12、斯主体责任，建立以总工程师为首的瓦斯治理防治技术管理体系，成立了通风部、地测防 9治水部、调度监控中心等专业机构，配齐了通风、地质、监控等专业机构人员。1、通风部设置部长 1 名，部长助理 1 名，技术员 1 名；通风部长：王志和，部长助理：张小榜，通风技术人员：胡国勇。瓦斯治理工作职责：（1）组织编制矿井瓦斯防治工作规划和年、月计划，对年度矿井瓦斯和二氧化碳等级进行鉴定。（2）通风、瓦斯、瓦斯监测等工作进行日常管理。（3）定期分析通风系统状况、风量分配情况、负责通风系统的调整、通风设施的构筑和管理，确保通风系统安全、可靠、合理。（4）按时组织完成本职范围内的安全技措工程。（5）按质量标准构筑

13、安全可靠的通风设施，确保通风系统稳定。（6）对矿井瓦斯防治情况进行监督检查，将其情况定期向总工程师汇报。（7）加强通风调度工作，随时掌握矿井瓦斯防治工作情况，并每天负责向公司分管领导、调度室汇报，特殊情况随时汇报。2、地测防治水部设置部长 1 名，技术员 2 名；地测防 10治水部长：李计录，地测防治水技术人员：姚龙刚、郝子杰。瓦斯治理工作职责：（1）在安排开采顺序、采掘接续时，要同时考虑到瓦斯防治工作，做到有利于瓦斯防治管理。（2）在布置、检查、落实生产任务的同时，必须同时布置、检查、落实瓦斯防治工作。（3）参加瓦斯防治技术方案、安全技术措施的审定。（4）及时检查并掌握巷道的完好状况，对失修

14、巷道及时安排修复，保证矿井风流畅通、稳定。（5）了解掌握矿区井田周边的小煤窑颁布情况和开采情况，发现越界开采或威胁矿井安全时，必须及时向总工程师汇报，并请地方政府及时对其进行处理。（6）组织开展瓦斯地质工作，努力掌握瓦斯与开采方法、地质构造等因素的规律及其相互关系，做好施工地点瓦斯预测预报。（7）及时掌握瓦斯防治工程施工情况，协调有关单位及时处理“一通三防”存在的问题。（8）在组织编制审定采掘作业规程、安全技术措施、矿井灾害预防及应急救援议案时，必须充分制定瓦斯防治的具体内容。 113、调度监控中心设置主任 1 名，技术员 1 名；调度监控中心主任：*，调度监控中心技术人员：*。瓦斯治理工作职

15、责：（1）监控室每班必须有一名值班员值班，值班员应认真监视电脑显示器所显示的信息，记录系统运行状态，接到报警、断电信号后，要立即通知相关值班矿长和矿调度室进行处理，并且作好相关记录。（2）当班监控员根据监测电工提供的点号内容，在监控系统上进行设置显示，并作好点号增减记录。（3）每天负责打印矿井安全监控系统瓦斯日报表，并送矿长和总工程师审阅签字。（4）必须详细填写以下记录：安全监测监控设备台帐；检修记录；监控员交接班记录；传感器调校记录；点号增减记录；外来人员登记记录；中心站运行日志；甲烷超限断电闭锁功能测试记录；安全监测监控设备使用情况月报；安全监测日报表等。（5）监守岗位，尽职尽责，严禁脱岗

16、，不允许做与监控无关的事宜。禁止其他人员使用监控电脑，保证监控主机正常运行。（6）坚持 24 小时不间断值班，观察瓦斯变化，水泵、局扇、主扇运转情况。若出现异常情况，及时反馈到井下 12现场，了解原因，一时不能处理的要向矿长汇报，没有任何理由无故关闭监控主机。（7）检查瓦斯联网数据是否正常上传，发现无信号上传立即向相关领导汇报。（8）每天认真检查系统、分站及设备、各传感器和信号电缆，遇到问题及时处理。（9）随着采掘的进度和采掘工作面的收尾和竣工，要及时将传感器和信号电缆延伸到规定的位置或收回移装到新的采掘工作面。（10）监控系统维护人员必须 24 小时值班，每天检查安全监控设备及电缆，并用便携

17、式甲烷检测报警仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检测结果记录在册。当两者读数大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施，并必须在 8 小时内对两种设备进行标校完成。传感器经过调校检测误差仍超过规定时，必须立即更换。（二） 、专业技术人员配备情况通风部门配备专业技术人员 1 人，地测部门配备专业技术人员 2 人，安全监控部门配备专业技术人员 1 人，共计配备专业技术人员 4 人。 （详见附表 3：煤矿企业瓦斯防治技术人员配备一览表） 。三、 瓦斯防治专业队伍 131、 专业队伍（1）专职瓦斯检查队：*，共计 26 人。（2）安全监测监控维修队：队长：*，成员：*，共计 6 人。（3）监控

18、室值班员：组长：*，成员：*，共计 7人。（4）测风工：*，共计 2 人。2、 专业队伍培训我矿通风、瓦检、安全监控专业队伍职工上岗前都通过业务培训，并取得培训合格证件，按时进行了复训，并且复训合格。3、 特种作业人员持证上岗我矿安全监控、瓦斯检查、安全检查、等特种作业人员的持证上岗情况（详见附表 4：专业化作业人员与特种作业人员一览表） 。第三章第三章系统设施系统设施一、 矿井生产系统（一） 、工程地质条件本井田位于山西省沁水煤田晋城矿区西南部，根据地 14表出露情况及钻孔揭露资料，将井田地层由老至新分述如下：（一）中奥陶统峰峰组(O2f)为含煤地层基底，厚度 90.70120.41m，平均

19、105.40m。 以深灰色厚层状石灰岩夹灰黄色泥灰岩和钙质泥岩薄层。灰岩中节理、裂隙和岩溶均很发育。(二)石炭系(C)1、中统本溪组(C2b)与下伏峰峰组呈平行不整合接触。厚度4.1531.35m，平均 21.37m，岩性主要由灰白色或兰灰色铝质泥岩、灰色粉砂岩及薄煤层（12 号）组成，底部铝质泥岩中含褐铁矿(山西式铁矿)层位不稳定。本溪组在区内厚度变化大，不稳定。2、上统太原组(C3t)K1石英砂岩底至 K7砂岩底，厚度 68.80104.15m，平均 88.49m， 主要由石灰岩、砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成的海陆交互相地层，为本井田内主要含煤地层之一。底部为灰白色细粒石英砂岩，其层位为

20、K1，下部以铝质泥岩和 9+10、10下号煤层为主。中 部 为 K2、K3、K4石灰岩夹泥岩、 粉砂岩及煤层。K2、K3石灰岩间夹 8 号煤层，K4石灰岩一般为 7 号煤层直接顶板，K3、K4石灰岩间夹 7、7下 15号煤层，上部以黑色泥岩粉砂岩为主，含 5、6上、6、6下号薄煤层，顶部常发育一层石灰岩，其层位相当于“海相泥岩” 。(三)二叠系(P)1、下统山西组(P1s)自 K7砂岩底至 K8砂岩底。厚度 26.3046.50m，平均32.96m， 与下伏太原组地层整合接触，为本井田主要含煤地层之一。下部岩性主要由深灰色粉砂岩、泥岩和极不稳定薄煤层(3 号煤)组成。底部砂岩(K7) 发育不好

21、，常相变为一层灰黑色粉砂岩。中部以灰黑色粉砂岩、泥岩及 2、2上号煤层组成。上部以灰白色中细粒砂岩、 灰黑色粉砂岩为主，中夹黑色泥岩和不稳定的 1、1上号煤层。2、下统下石盒子组(P1x)连续沉积于下伏山西组之上，地层厚度79.86155.87m，平均 105.03m。按照岩性组合可分为上、下两段：下段(P1x1)由 K8砂岩底至 K9砂岩底，厚度 37.30-88.55m，平均59.23m。以黄色中粒砂岩夹灰色、深灰色泥岩为主，夹黑色泥岩及薄煤 13 层。底部为 K8砂岩，厚度 2.36-12.20m，平均6.46m，岩性为灰白色、巨厚层状中、粗粒砂 16岩，成分多以石英为主，长石次之，分选

22、较好，孔隙式胶结，K8砂岩不稳定，局部相变为粉砂岩或砂质泥岩。下部以灰色、深灰色、灰黑色泥岩、粉砂岩为主。上部以深灰色泥岩、粉砂岩为主，局部夹一层煤线。上段(P1x2)K9砂岩底至 K10砂岩底，厚度 42.56-67.32m，平均45.80m。底部 K9砂岩为灰白色、黄绿色石英长石砂岩，其上为灰色、绿灰色泥岩、粉砂岩互层，局部夹富含植物化石的薄层粉砂岩，其上为砂岩带，砂岩带为灰色、黄绿色中粗粒长石石英泥质砂岩，向上变细，渐变为细粒砂岩，其上为灰绿色细粒砂岩，与粉砂岩互层，夹灰色铝质泥岩及紫色、灰绿色互为斑块状杂色泥岩薄层，顶部为杂色泥岩，富含铝质，具鲕粒，俗称“桃花泥岩” 。以其层位稳定，岩

23、性特殊，是确定 K10砂岩的辅助标志层。3、上二叠统上石盒子组(P2s)K10砂岩底至 K14砂岩底，厚度约 470.00m， 与下伏下石盒子组整合接触，按岩性组合特征可分为上、中、下三段，井田内仅保留下段地层。下段(P2s1)一般厚度 200m 左右，本井田保留约 150m，以灰绿、灰黄、紫红色砂质泥岩、泥岩、粉砂岩互层为主，夹 数层黄 17绿色中细粒砂岩。K10 底砂岩在矿区很不发育，常相变为粉砂岩。(四)第四系(Q)为井田地表内主要覆盖层，以角度不整合覆于不同时代地层之上。中更新统(Q2)以棕黄色黄土状粉砂质土为主，局部含钙质结核，底部常见砾石层。厚度约 080m。区域地层特征表区域地层

24、特征表界系统、群、组整合关系厚度岩性特征全新统0-30灰黄色、砂土、砂砾及亚粘土组成。马兰组0-10以灰黄色亚砂土为主，具大孔隙，垂直节理发育。上更新统丁村组25-100为一套河流、湖泊相，砾、砂砾石、粘土、亚粘土层。第四系中更新统离石组20-60为浅红色、灰黄色、亚粘土夹多层红褐色古土壤层，含钙质结核。静乐组200-600以棕红色粘土为主，含层数不等的钙质结核层和黑色铁、锰质薄膜。新生界新近系上新统保德组200-400棕红、棕黄、灰绿色粘土、亚粘土、钙质结核、砂、砾石、泥灰岩等组成。铜川组414-484以灰绿、黄绿带肉红色中、粗粒长石英砂岩为主。中统二马营组386-679灰绿、黄绿、灰白色长

25、石砂岩与紫红、暗紫色砂质泥岩组成。和尚组107-235以紫红、砖红色砂质泥岩、泥岩为主。中生界三叠系下统刘家沟组44-585灰紫色、浅紫色、浅红色、紫红色、薄板状细、中粒长石砂石岩为主，夹磁铁矿条带。石千峰组60-120以黄绿色、紫红色泥岩、粉砂岩夹黄绿色中、细粒砂岩组成二叠系上统上石盒子组350-550紫红色泥岩、砂质泥岩，灰紫色中、细粒砂岩夹薄层淡水灰岩或石膏层。 182、构造（一）井田地质构造特征受阳城山字型构造控制，井田总体为一走向北西，倾向北东的单斜构造，地层一般倾角 5-8，井田内发育 2条褶曲及 8 条断层，未发现陷落柱，井田构造复杂程度属中等类。（二）断层1、F1正断层下石盒子

26、组35-60以深灰色、灰黑色、泥岩、粉砂岩、砂岩夹薄煤层。下统山西组25-60为含煤地层，以灰黑色、黑色泥岩、粉砂岩、砂岩夹煤层。 上统太原组71-142中粗粒砂岩、炭质泥岩、砂质泥岩、煤层、铝土质泥岩和 K4、K3、K2石灰岩。石炭系中统本溪组5-35中上部为铝质泥岩，砂质泥岩夹煤线和石灰岩，下部为铁铝岩及铝土矿。峰峰组80-150深灰色以石灰岩、泥灰岩夹石膏为主。上马家沟组200-250以石灰岩、泥灰岩、白云岩为主。中统下马家沟组100-120石灰岩、泥灰岩、白云岩、 ，底部含石英砂岩、砂砾岩层。亮甲山组50-80白云岩、泥质白云岩夹燧石条带。奥陶系下统冶里组50-80竹叶状灰岩、灰岩、白

27、云质泥灰岩、白云岩等。上统74-172上部白色厚层状白云岩、泥质白云岩，下部泥灰岩、白云岩夹竹叶状灰岩。寒武系中统116-268上部为厚层状鲕状灰岩夹泥岩条带及灰黄色竹叶状灰岩，下部紫红色砂岩、泥岩。元古界长城系霍山组47-64岩性为肉红色、灰白色中厚层状中细粒石英岩状砂岩，夹不稳定的含砾砂岩、砂砾岩。上太古界太岳山群1700以浅灰红色、橙红色厚层中粗粒角闪质眼球状混合岩及混合岩化角闪黑云母斜长片麻岩。太古界中太古界霍县群2000以混合岩化黑色云母角闪斜长片麻岩为主，夹混合岩化黑云母斜长片麻岩。 19位于井田的西南部边界，走向 N8W，倾向 NE，在井田的西部边界外有断点出露，落差 H=5m，

28、倾角 70，延伸长度约 2.5km。隆化普查报告成果，2、9+10 号小窑均有揭露。2、F2正断层位于井田西南部 QS403 孔西 250m 处，走向 N22WN19E，倾向 NE-SE，2 号煤层井下 3 条巷道揭露，倾角70，落差 H=10m，延伸长度约 400m。地表未出露该断层。3、F3正断层位于井田中部，走向 N67E，倾向 SE，倾角 70，落差 H=6m，延伸长度约 420m。隆化普查报告成果。4、F4正断层位于井田中部，走向 N39E，倾向 NW，2 号煤层井下巷道揭露，落差 H=20m，倾角 70，井田内延伸长度约0.95km，控制程度较好。5、F5正断层位于井田中部，走向

29、N39E，倾向 NW，落差 H=35m，倾角 70，井田内延伸长度约 2.0km，L18、QS202、QS203 号钻孔控制，控制程度较好。6、F6正断层 20位于井田的中部，走向 N36E，倾向 S E，倾角 70，落差 H=20m，井田内延伸长度约 1.4km，2 号煤层井下巷道揭露，控制程度较好。7、F7正断层位于井田中东部，走向 N50E，倾向 NW，倾角 70，落差 H=15m，延伸长约 550m。隆化普查报告成果，地表有出露该断层。控制程度较好。8、F8正断层位于井田东部边界，走向 N40E，倾向 NW，倾角 70，落差 H=110m，井田内延伸长约 5km，向 NE、SW 延伸出

30、本井田。QS102、QS103、QS303、QS304、QS404、QS504 号钻孔控制，控制可靠。断层特征表断层特征表断层产状序号断层名称断层性质走向倾向倾角落差（m）区内走向长度（km）控制程度1F1正N8WNE7052.5隆化普查资料2F2正N22W N19ENE-SE70100.4控制可靠3F3正N67ESE7060.42隆化普查资料4F4正N39ENW70200.95控制可靠5F5正N39ENW70352.0控制可靠6F6正N36ES E70201.4控制可靠7F7正N50ENW70150.55控制可靠8F8正N40ENW701105.0控制可靠（三）褶曲 21S1向斜，位于井田北

31、部，轴向 N58W，南西翼缓，地层倾角 2-4，北东翼陡，地层倾角 4-6轴长约 0.85km，向 NW 仰起。S1背斜，位于井田南北部，轴向 N54W，南西翼缓，地层倾角 4-6，北东翼陡，地层倾角 5-8轴长约0.85km，向 SE 倾伏。（四）其它构造井田内没有发现陷落柱，也无岩浆岩侵入。3、煤层（一）含煤地层本井田含煤地层包括石炭系中统本溪组、上统太原组及二叠系下统山西组、下石盒子组。其中太原组、山西组为主要含煤地层，前者含主要可采 9+10 号煤层，后者含主要可采 2 号煤层。本溪组，下石盒子组含 13 层薄煤层。现就主要含煤地层简述如下：（1）太原组（C3t）自 K1砂岩底至 K7

32、砂岩底，一般厚度 68.80104.15m，平均 88.49m，按岩性组合特征分三段，叙述如下：1）下段(C3t1)K1石英砂岩底至 K2石灰岩底，厚度 12.2034.98m，平均 23.32m。主要由灰白色石英砂岩、灰黑色泥岩、粉砂岩、 22灰白色中粒砂岩及煤层（9+10、10下）组成。底部为 K1石英砂岩。顶部为 9 、10 号合并煤层。2）中段(C3t2)K2石灰岩底至 K4石灰岩顶（或 K5砂岩底） ，厚度17.7532.10m，平均 22.51m。岩性主要以 K2、K3、K4石灰岩、泥岩、粉砂岩、中细粒砂岩及薄煤层组成。K2石灰岩全区稳定，K3石灰岩全区层位基本稳定，厚度有一定变化

33、，K2、K3石灰岩间夹粉砂岩、泥岩和中粒砂岩及 8 号煤层。K4石灰岩厚度变化大，K3、K4石灰岩间夹泥岩、铝质泥岩及7、7下号煤层。3）上段(C3t3)K4石灰岩顶（或 K5砂岩底）至 K7砂岩底，厚度23.8059.15m，平均 44.63m。下部为灰色细粒砂岩，灰黑色泥岩、砂质泥岩及 6上、6、6下号煤层；中部为灰黑色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩夹中细粒砂岩，含丰富的黄铁矿结核及植物化石；上部为灰黑色泥岩、石灰岩、砂质泥岩、粉砂岩夹中细粒砂岩及 5 号薄煤层。（2）山西组（P1s）自 K7砂岩底至 K8砂岩底。厚度 26.3046.50m，平均32.96m， 与下伏太原组地层整合接触，为本井田

34、主要含煤地层之一。下部岩性主要由深灰色粉砂岩、泥岩和极不稳 23定薄煤层(3 号煤)组成。底部砂岩(K7) 发育不好，常相变为一层灰黑色粉砂岩。中部以灰黑色粉砂岩、泥岩及 2、2上号煤层组成。上部以灰白色中细粒砂岩、 灰黑色粉砂岩为主，中夹黑色泥岩和不稳定的 1、1上号煤层。（二）煤层特征山西组和太原组为本井田主要含煤地层。山西组地层平均厚度32.96m，含煤 5 层，自上而下编号分别为 1上、1、2上、2、3 号，煤层总厚2.35m，含煤系数 7.1。平均可采厚度1.26m。平均可采含煤系数 4.0%。太原组地层平均厚度 88.49m，含煤 9 层，自上而下编号分别为 5、6上、6、6下、7

35、、7下、8、9+10、10下号，煤层总厚 4.26m，含煤系数 4.8。平均可采厚度 2.60m。平均可采含煤系数 2.9%。可采煤层特征表可采煤层特征表煤层全区厚度（m）煤层可采区厚度（m）煤层层间距（m）煤层结构顶底板岩性序号平均最大最小 平均最大最小 平均最大最小 夹矸层数夹矸厚度（m）顶板底板煤层稳定性煤层可采范围煤的容重t/m32 号0.552.551.260泥岩、砂质泥岩泥岩、砂质泥岩稳定大部可采1.449+10号2.164.522.6065.87-102.7081.660-20.050.22石灰岩、泥岩泥岩、铝质泥岩稳定全区可采1.5 24可采煤层煤质特征表可采煤层煤质特征表序号

36、煤层名称牌号水分Mad(%)灰分Ad(%)挥发分Vdaf(%)硫分St.d(%)磷分Pd(%)低位发热量Qnet.ar(M).kg-1)灰熔融性ST()胶质层厚度Y(mm)粘结指数Gp.1备注1原煤0.914.9310.310.5130.0022浮煤WY0.746.979.110.6133.003原煤1.2022.3911.122.8527.1549+10浮煤WY0.427.928.612.37（二） 、开采技术条件1、矿井瓦斯根据历年来矿井瓦斯等级鉴定批复结果，本井田开采2 号煤层的矿井 2008-2010 年度绝对瓦斯涌出量 1.89-2.29m3/ min，相对瓦斯涌出量 3.46-4.

37、58m3/t，二氧化碳绝对涌出量 0.76-1.40m3/ min，相对涌出量 1.52-2.56m3/t，属低瓦斯矿井。本井田开采 9+10 号煤层的矿井绝对瓦斯涌出量 1.07-1.53m3/ min，相对瓦斯涌出量 4.05-4.39m3/t，二氧化碳绝对涌出量 0.73-0.87m3/ min，相对涌出量 2.50-2.77m3/t，属低瓦斯矿井。 25煤煤层层瓦瓦斯斯含含量量表表瓦斯成分（%）瓦斯含量（cm3/g.daf）序号煤层CH4C2-C8CO2N2CH4C2-C8CO21最大3.250.020.0597.160.380.050.032最小2.82微量0.0395.680.28

38、微量0.0132平均3.12微量0.020.0496.560.33微量0.050.024最大64.520.071.4752.551.420.020.135最小47.44微量0.0133.940.860.010.0869+10平均52.87微量0.070.6441.641.100.0150.10本井田瓦斯含量随着开采深度的增加，采空范围的扩大，矿井瓦斯涌出量将会不断增加，瓦斯等级也会相应提高。今后开采过程中，如通风不良，瓦斯聚集，将会发生瓦斯爆炸。为此，今后在开采过程中，应加强瓦斯的防治工作。2、煤层自燃山西省煤炭工业局综合测试中心对本矿井煤的自燃进行了测试，结果为：本井田 2 号煤层自燃倾向性

39、等级为级，自燃倾向性为不易自燃，9+10 号煤层自燃倾向性等级为级，自燃倾向性为自燃。3、煤层爆炸山西省煤炭工业局综合测试中心对本矿井煤尘进行了测试，结果为：本井田 2 号煤层为无爆炸性危险的煤层，9+10 号煤层为无爆炸性危险的煤层。 26 4、矿井地温本次勘探在井田及周边钻孔QS102、QS204、QS403、QS405、QS505 等 5 个钻孔进行简易井温测试，测试结果表明 2、9+10 号煤层最高地温分别为17.2、19.2，位于井田中北部深埋藏地带，最低地温分别为 12.4、15.2，位于井田的中西部，地温梯度在2.4-4.7/100m，平均为 3.6/100m，恒温带深度在80-

40、100 m，地温总体变化向深埋藏地带增高，这是因为深埋藏地带煤层埋藏较深，随煤层埋深的增加而地温增高，本井田最高地温 102 号孔分布在深埋藏地带，明显高于浅埋藏地带钻孔。总之，本区为地温正常区。未发现地压异常区。5、水文地质特征地形地貌、气象及地表水井田位于沁水盆地西缘，中条隆起的北东部，地貌划属为侵蚀山地。区内地形复杂，山岭起伏，沟谷纵横，沟谷多为“V”字型。地形总体呈东高西低，最高点位于井田西部边界山梁，海拔 1233.0m，最低点位于井田北部的刘王沟河沟谷，海拔 1017.0m，相对高差 216m，属中山区，为剥蚀型山岳地貌，区内沟谷纵横，地形切割较深，风化剥蚀较为强烈，目前未发现有滑

41、坡、崩塌等自然现象。本地 27区四季分明，昼夜温差较大，蒸发量大于降水量，属大陆半干旱季风型气候。井田中部展布北西向杨家沟河，井田东部边界展布北西向桥上河。井田地表大气绛水汇集于井田内展布的刘王沟河、庄里河、桥上河，刘王沟河、庄里河向北西至桥上镇注入桥上河。桥上河往西汇入浍河。 浍河向南西至新降县南 3km 处注入汾河。汾河向南西至河津市禹门口流入黄河。 井田属黄河流域汾河水系。井田内各沟谷基本常年无水，遇雨亦一泻而去，雨停后沟干或为细流，属季节性溪流。据翼城县气象站近十年的观测资料，平均年气温 912， 最高气温可达 38， 最低气温24，平均年降水量 382.3mm，蒸发量 1930.44

42、m，蒸发量为降水量的 5 倍，结冰期为 11 月至翌年 3 月，根据DBJ04-258-2008 规范，翼城地区标准冻深 0.6m,平均积雪厚度 130mm,夏秋季多东南风，冬春季多西北风，最大风速达 18m/s。 (2)含水层、隔水层特征及其与矿床充水的关系1）井田主要含水层中奥陶统峰峰组石灰岩含水层为井田内煤系地层下伏的主要充水含水层，距本井田北部 8km 一带隆化煤炭普查 L-1 钻孔揭露最大厚度80.65m，岩性为石灰岩、泥质灰岩、白云质灰岩和花斑状 28灰岩，岩溶发育段 10.46m，裂隙溶洞极发育，具明显的水蚀作用，裂隙多充填有方解石结晶体。L-1 号孔钻进中形成大漏水,静止水位标

43、高 636.34m，抽水试验单位涌水量0.572L/s.m。为富水性中等含水层。 水质属于 SO3SO4-CaMg 型水。据翼城南梁村东 700m 的南梁泉，为上升泉，出露于奥陶系中统灰岩中，出露标高 620m，流量0.520m3/s；曲沃县西常公社西海村海头泉，为上升泉，出露于奥陶系中统灰岩中，出露标高 500m，其流向为南西。本井田位于南梁泉北东部，距南梁泉直线距离 19.7km，按1.5水力坡度推测井田奥灰水位标高在 656-662m 之间。上石炭统太原组（K2、K3、K4石灰岩）含水层本组由碎屑岩夹碳酸盐岩组成。主要含水层为K2、K3、K4石灰岩，为 9+10 号煤层直接充水含水层。据

44、隆化煤炭普查勘探钻孔资料，裂隙较发育，L-1 钻孔注水试验,单位涌水量为 0.18L/s.m，渗透系数为 6.65m/d，水位标高640m。为富水量中等含水层。 水质属于 SO3SO4-CaMg型水。山西组（K7砂岩）含水层K7砂岩不稳定，常相变为粉砂岩，裂隙不发育。钻进消耗量小于 0.05m3/h，富水性弱，为富水性含水层。下石盒子组(K8、K9砂岩)含水层 29由碎屑岩类的泥岩、砂岩组成。主要含水层为 K8、K9砂岩含水层，为 2 号煤层直接充水含水层。钻孔所见岩芯裂隙不发育，钻进消耗量一般不大，L-1 号钻孔抽水试验单位涌水量 0.00040.003L/s.m，渗透系数为 0.251m/

45、d，水位标高约 690m，泉流量为 0.100.76L/s。富水性与裂隙发育程度相关，水质属 CO3Cl-Ca 型水。为富水性弱含水层。上石盒子组(K10砂岩)含水层地表泉水多为 K10砂岩水，泉流量一般为0.200.87l/s，为富水性弱含水层。基岩风化带含水层由于风化水蚀作用的强弱，裂隙的深度因地而异，风化深度 3050m，富水性变化大，据邻近村民饮用水井的调查资料，水量不大，能满足居民和牲畜饮用。水位标高变化较大，水质类型：CO3Cl-CaMg 型水，为富水性弱含水层。第四系松散孔隙含水层为近代河床冲积形成的砂砾层，主要分布在大沟谷的一级阶地上，厚度变化较大，约为 10m,民井单位涌水量

46、仅0.040.94L/s.m,该层水位标高变化较大，水质类型：SO3SO4-CaMg 型水。为富水性弱中等得含水层。 302）井田主要隔水层9+10 号煤层至奥陶系中统峰峰组侵蚀面之间的隔水层。从 K1砂岩至 9+10 号煤层底为石英砂岩、泥岩、砂质泥岩、粉砂岩等致密岩层组成，厚 30m 左右，为良好的隔水层。2 号煤层至 K2灰岩之间的隔水层。是由致密的粉砂岩、砂质泥岩、泥岩组成，一般厚在72-90m 间，在无断裂贯通的情况下，2 号煤也不与 K2含水层发生水力联系。3）矿井充水因素分析井田内以往分布的原山西翼城华泓煤业有限公司、原山西翼城张家沟煤业有限公司开采 2 号、9+10 号煤层，各

47、矿井历史均未发生过突水事故。矿井开采 2 号煤层正常涌水量一般在 32m3/d，最大涌水量一般在 52m3/d 左右，9+10号煤层正常涌水量一般在 82m3/d，最大涌水量一般在121m3/d 左右，矿井主要充水因素为：断层裂隙带充水2 号、9+10 号煤层在开采过程中揭露 3 条断层，巷道揭露时有一定量的涌水 。井筒充水影响 31井筒揭露基岩风化带，使煤层顶板以上各含水层发生水力联系，在井筒低洼处向矿井产生充水。顶板淋水矿井在开采过程中，在顶板裂隙、节理发育带有充水。采空区充水9+10 号煤层垮落带高度（Hm）计算公式：Hm=100M/(2.1M+16)+2.5导水裂隙带高度（HLi）计算

48、公式：HLi =100M/(1.2M+2.0)+8.9 或 HLi =30M1/2+10HLi =导水裂隙带最大高度 （m）M=煤层厚度 （m）9+10 号煤层取最大厚度 4.52m，经计算，9+10 号煤层开采后垮落带高度为 Hm=15.23-20.23m，导水裂隙带高度HLi =51.9869.78m，或 HLi =73.78m，扣除 2 号煤层底板扰动破坏深度 16m，大于 2 号煤层至 9+10 号煤层间距65.87102.70m，说明 2 号煤层采空区积水对 9+10 号煤层开采有充水影响。本井田 2 号、9+10 号煤层西部、北部分布有小窑采空区。2 号、9+10 号煤层在开采过程

49、中形成部分采空区，采空区冒落后，冒落带沟通顶板以上含水层，使各含水层发 32生水力联系并向采空区产生充水。据矿井在生产过程中调查，2 号煤层积水区 9 处，总积水量 44382m3。 9+10 号煤层积水区 3 处，总积水量 28330m3。采空区积水对 2 号、9+10 号煤层开采有充水影响。奥灰岩溶水对各煤层开采充水影响本井田下伏奥灰岩溶地下水位标高（624.40-625.40m） ，9+10 号煤层的底板标高 640-950m，2 号煤层的底板标高7001030m，奥灰岩溶水对本井田 2 号和 9+10 号煤层开采无充水影响。4）矿井涌水量预算矿井开采 2 号、9+10 号煤层主要充水水

50、源为顶板砂岩、石灰岩溶、裂隙水，根据原山西翼城华泓煤业有限公司、原翼城县张家沟煤炭开采有限公司开采 2 号、9+10 矿井调查，矿井涌水以顶板淋水为主，并在局部以裂隙缝出水，矿井经过排水渠流到水仓，排水量测量方法以泵量乘以排水时间所得。据调查山西翼城张家沟煤业有限公司开采 2号煤层矿井生产能力为 150kt/a，正常涌水量平均为32m3/d，最大涌水量为 52m3/d；据调查山西翼城华泓煤业有限公司开采 9+10 号煤层矿井生产能力为 300kt/a，正常涌水量平均为 82m3/d，最大涌水量为 121m3/d，2 号煤层富水系数为 0.078-0.141m3/t；9+10 号煤层富水系数为

51、0.098- 330.146 m3/t。对于矿井涌水量预测，可根据现有生产煤矿水文地质资料，应用富水系数法进行预算，预计正常开采条件下矿井最大涌水量：计算公式为：QPKp其中：Q 为矿井未来的涌水量 m3/d P 为原煤产量 t/d Kp 为富水系数 m3/t本矿设计生产能力为 900kt/a，按年工作日 330 天计算，平均日产量为 2727t，2 号煤层富水系数为 0.078-0.141m3/t，矿井开采 2 号煤层时的正常涌水量Q=27270.078=213m3/d，矿井的最大涌水量为Q=27270.141385m3/d。9+10 号煤层富水系数为 0.098-0.146 m3/t。矿井

52、开采 9+10 号煤层时的正常涌水量Q=27270.098267m3/d，最大涌水量为Q=27270.146398m3/d。（三） 、井巷开拓布置1、开拓方式将原*工业场地作为主工业场地，将原*工业场地作为风井工业场地。整合后矿井采用斜井开拓方式，原两个矿井的四个井筒全部利用，即利用原*主斜井作为整合后的主斜井，利用现有 1m 宽强力胶带输送机提煤兼进风井， 34同时拆除现有井筒内检修轨，将原*回风斜井改为副斜井，原井筒高度无法满足下设液压支架的要求，因此设计井筒起底 800mm 后铺设单轨，利用现有 JK-2 单滚筒绞车担负材料、设备、矸石的提升，副斜井内装备斜井人车，担负矿井人员升降任务同

53、时兼作进风井；将原张家沟主斜井和回风斜井井筒内现有装备拆除后两个井筒并联作为整合后的回风井（其中原主斜井改为 1 号回风斜井、原回风斜井作为 2 号回风斜井） 。上述四个井筒均作为矿井安全出口。2、井巷布置（1）井筒布置主斜井利用原*煤矿的主斜井，该井筒已落底到 9+10 号煤层底板， ，井筒倾角 23，井筒斜长 423m，井筒采用半圆拱断面，净宽 3.4m，净断面积 9.64m2，表土段采用荒料石砌碹，支护厚度为 500mm；基岩段采用锚喷支护，支护厚度为100mm。井筒内铺设 1m 带宽大倾角胶带输送机，另一侧设行人台阶、扶手、消防洒水管路、压风管路和乳化液管路。担负矿井全部煤炭提升任务。

54、副斜井利用原*煤矿的回风斜井改造，该井筒已落底到 9+10号煤，井筒倾角 25，井筒斜长 383m，井筒采用半圆拱断 35面，净宽 2.8m，现有井筒净高 2.6m、净断面积 6.44m2。由于现有井筒高度无法满足支架等整体升降，因此需要将井筒底板起底 800mm，起底后的井筒净高 3.4m、净断面积8.68m2。起底后表土段采用钢筋混凝土支护，支护厚度为500mm；基岩段采用锚喷支护，支护厚度为 100mm。井筒内铺设 30kg/m 单轨，采用单钩串车提升材料和设备。副斜井内安装斜井人车用于升降人员。副斜井运料和运人分时段运行，严格执行“行人不行车、行车不行人”的规定，且井筒内按规定设置躲避

55、硐。井筒内布置有两趟排水管路、行人台阶及扶手。1 号回风斜井为原*主斜井，已落底到 2 号煤层底板，井筒倾角17.5，井筒斜长 460m，井筒现采用三心拱断面，净宽3.4m，净断面积 8.6m2，采用荒料石砌碹，表土段支护厚度为 500mm、基岩段支护厚度为 300mm。井筒内布置有行人台阶、扶手，系矿井回风井和安全出口。2 号回风斜井为原*回风斜井，已落底到 2 号煤层底板，井筒倾角30，井筒斜长 280m，井筒现采用半圆拱断面，净宽2.5m，净断面积 5.8m2，采用荒料石砌碹，表土段支护厚度为 500mm、基岩段支护厚度为 300mm。井筒内布置有行人台 36阶、扶手，系矿井回风井和安全

56、出口。（2）巷道布置2 号煤开拓大巷布置2 号煤剩余可采区域主要集中在井田中东部和西南部局部区域，2 号煤现沿煤层布置有两条大巷，分别为 2 号煤集中运输大巷和集中回风大巷，结合井田东部形状、断层延伸方向和晋侯高速公路路线，为形成双翼开采，减少井巷工程量和压煤量，设计在利用现有两条大巷的基础上，在距轨道暗斜井 540m 和 550m 处向东北方向分别布置 2 号煤北运输大巷和 2 号煤北回风大巷至晋侯高速公路保护煤柱内，其中运输大巷为机轨合一巷，一侧铺设胶带输送机运煤，另一侧铺设单轨采用连续牵引绞车辅助运输并兼进风巷，回风大巷作为专用回风巷回风。考虑整合后的*井筒全部改为回风斜井的实际情况，为

57、此从 9+10 号煤集中大巷向 2 号煤布置两条暗斜井将两个煤层联通。其中轨道暗斜井坡度 16，作为辅助提升和运人系统兼进风巷，回风暗斜井坡度 25，作为专用回风巷，回风暗斜井直接与 2 号煤回风大巷相连形成通风系统。为了保证 2 号煤运输畅通，设计向西北方向延长掘进 2 号煤集中运输大巷至 9+10 号煤集中胶带大巷上部后，新建一个2 号煤煤仓，形成 2 号煤的主运输系统。 379+10 号煤开拓大巷布置根据改造后的井筒功能，将*主斜井井底到张家沟井筒之间的大巷改为集中胶带大巷和集中轨道大巷，在现有*北大巷的东侧补掘一条北回风大巷，由于受到 9106 回采工作面采空区的限制，东侧的北回风大巷

58、掘 495m 后向西掘进，在西侧布置北回风大巷。将原北回风大巷改为北轨道大巷，北运输大巷改为北胶带大巷。井田北部区域利用北大巷双翼开采。针对 9+10 号煤大部分未开采区域集中在井田东部的实际情况，结合井田东部形状、断层延伸方向和晋侯高速公路路线，为形成双翼开采和减少压煤量，设计将东大巷与晋侯高速公路重叠布置，即从集中轨道大巷往北 330m 的位置与晋侯高速公路上下重叠布置三条东大巷到井田东部边界，分别为东胶带大巷、东轨道大巷和东回风大巷。3、采区划分及开采顺序采区划分：根据开拓方案，2 号煤为一个采区，以晋侯高速公路为界双翼开采；9+10 号煤划分为三个采区，即集中大巷北部、F5 断层西部区

59、域为一采区；集中大巷南部区域为二采区，F5 断层东南部为三采区。开采顺序：根据各可采煤层开采区域的范围，全井田均为下行开采顺序，即空间上先开采 2 号煤后再开采 9+10 38号煤。采区接替顺序为：9+10 号煤一采区2 号煤一采区9+10 号煤三采区9+10 号煤二采区。2 号煤结束后，辅助水平报废，全部转入主水平 9+10号煤的生产，9+10 号煤进入三采区的开采，9+10 号煤单独构成矿井设计生产能力 900kt/a。9+10 号煤一采区的服务年限为 2.8 年，2 号煤一采区的服务年限为 2.3 年，在 9+10 号煤一采区内，有9108、9110 两个回采工作面同 2 号煤存在一定的

60、压茬关系，设计在开采 9+10 号煤一采区时，暂不开采 9108 和 9110 两个回采面，待 2 号煤开采完毕后再返回来开采一采区的两个剩余工作面。二、 矿井通风系统矿井采用中央并列式通风方式，通风方法为机械抽出式。矿井现有井筒数量 4 个，其中 2 个进风井：*主斜井、主张家沟主斜井；2 个回风井：*副斜井、*副斜井。*回风井安装 FBCDZ- N0.16-255KW 通风机 2 台，一台工作，一台备用；*回风井安装 BDK-N0.16-255KW 通风机 2 台，一台工作，一台备用。两个矿井实行两台主扇联合通风；矿井各生产采区全部实行分区通风；掘进工作面全部实行独立通风；无失修巷道，无不