【正文】 三采區(qū) 120 ～ 四采區(qū) 四采區(qū) 120 ～ 五采區(qū) 五采區(qū) 120 ～ 備注 其中一、二、三、四采區(qū)位于 2 號煤層，五采區(qū)位于 5 號煤層。 開采順序 采區(qū)開采順序按由近而遠、先上后下、由淺到深的順序進行，設(shè)計兼并重組后投產(chǎn)一采區(qū)位于 2 號煤層。 四 、礦井 采區(qū) 劃分及 開采順序 采區(qū)劃分 結(jié)合礦井的開拓方式，將全礦井劃分為 5 個采區(qū)，其中， F4 斷層以北、副井工業(yè)場地以南、開拓大巷以東區(qū)域為一采區(qū)（包括 F4 斷層以南、北部采空區(qū)以北的區(qū)域）；副井工業(yè)場地以北至井田邊界的區(qū)域為二采區(qū)； F4 斷層以北至井田邊界、開拓大巷以西至井田邊界的區(qū)域為三采區(qū)； F4 斷層以南至井田邊界、開拓大巷以西至井田邊界的區(qū)域為四采區(qū)； 5 煤層可采區(qū)域為五采區(qū)。其中膠帶大巷采用膠帶輸送機連續(xù)運輸方式，軌道大巷采用無極繩連續(xù)牽引運輸方式，在膠帶大巷布置架空乘人裝置運送人員。 大巷的坡度 17 軌道、膠帶、回風(fēng)三條大巷坡度均約為 2176。故全礦井設(shè)一個開 采水平，水平布置在 +1170m，一個水平開拓全井田。 ~4176。 20’，擔(dān)負礦井人員運送任務(wù)，兼做進風(fēng)井和安全出口。整合后刷大斷面，刷大后凈寬 ，凈高 ，直墻半圓拱斷面，凈斷面 ，擔(dān)負礦井回風(fēng)任務(wù)并兼做安全出口。副斜井擔(dān)負礦井的輔助提升任務(wù)，兼做進風(fēng)井和安全出口，以滿足全礦井整合后輔助運輸?shù)囊蟆? 設(shè)計采用原盤道礦井主斜井作為整合后礦井的副斜井，該副斜井凈寬 ，凈高 ，直墻半圓拱斷面，凈斷面 m2，斜長 ，傾角 20176。斜長 448m，本次整合設(shè)計延深井筒 64m，全長 512m。 16 設(shè)計采用原西梁礦井現(xiàn)有主斜井作為整合后礦井的主斜井，利用原西梁礦井主斜井已有井筒裝備。 2039。 4 井筒傾角（176。 639。39。 539。5539。 273176。 4439。 表 332 整合后井筒利用情況表（方案一） 序號 井筒特征 主斜井 （原西梁 主斜井） 副斜井 （原盤道 主斜井） 回風(fēng)斜井 （原盤道 新主井） 行人斜井 （原盤道 回風(fēng)井） 1 54 坐標(biāo) 緯距（ X） 經(jīng)距（ Y） 80 坐標(biāo) 緯距（ X） 經(jīng)距（ Y） 2 井口標(biāo)高（ m） + + + + 3 方位角（176。 表 335 采區(qū)可采儲量及接續(xù)表 采區(qū)名稱 可采儲量 （萬 t） 生產(chǎn)能力 （萬 t/a） 服務(wù)年限 （ a） 開采起止時間 （ a~a） 接續(xù)采區(qū) 名 稱 一采區(qū) 120 0～ 二采區(qū) 二采區(qū) 120 ～ 三采區(qū) 三采區(qū) 120 ～ 四采區(qū) 四采區(qū) 120 ～ 備注 其中一、二、三采區(qū)位于 2號煤層，四采區(qū)位于 5號煤層 第二部分 礦井設(shè)計及建設(shè)情況概述 第一節(jié) 礦井開拓系統(tǒng)設(shè)計及建設(shè)情況 一、礦井開拓系統(tǒng)設(shè)計情況 整合改造后仍采用斜井開拓方式，利用原西梁礦井現(xiàn)有主斜井作為整合后礦井的主斜井，利用原盤道礦井的主斜升井作為整合后礦井的副斜井，利用原盤道礦井的新主井作為整合后礦井的回風(fēng)斜井，利用原盤道礦井的回風(fēng)斜井作為整合后礦井的行人斜井，礦井井田內(nèi)原有其余井筒全部按山西省關(guān)井“六條標(biāo) 準”實 15 施關(guān)閉。 開采順序 采區(qū)開采順序按由近而遠 、 先上后下 、由淺到深 的順序進行，設(shè)計 兼并重組后投產(chǎn)一采區(qū)位于 2 號煤層。 其中， F4斷層以北、副井工業(yè)場地以南為一采區(qū)（包括 F4斷層以南、北部采空區(qū)以北的區(qū)域）， 副井工業(yè)場地以北至井田邊界為 二 采區(qū)， F4斷層以南至井田邊界、開拓巷道以西至井田邊界為 三 采區(qū)， 5 煤層為四采區(qū)（由于 5 煤層受地質(zhì)條件限制，利用一組下山即可回采，見附圖 5 煤層開拓方式）。故全礦井設(shè)一個開采水平，水平布置在 +1170m，一 個水平開拓全井田。 ~4176。 通過以上技術(shù)比較，一方案具有明顯優(yōu)勢，容易實施，場地開闊，交通方便，受周邊環(huán)境影響小，所以設(shè)計推薦一方案。 井筒斷面均較小，改造工程量大。 利用原西梁工業(yè)場地，便于管理。 能充分的利用兩個場地的地面建筑，不再增加建筑。兩方案的技術(shù)比較見表 331。 三、開拓方式 井口及工業(yè)場地位置的選擇 井口及工業(yè)場地位置選擇的主要原則 （ 1）充分利用現(xiàn)有地面工程及設(shè) 施； （ 2）地面平坦、開闊，場地挖方填方量小，工程地質(zhì)條件好，能夠滿足； （ 3）位于儲量中心，減少井下運輸、通風(fēng)、井巷工程費用； （ 4）不受洪水、山體滑坡等自然災(zāi)害威脅； ????? KAZT m 13 （ 5）靠近公路、交通方便，運輸距離短，運營費用??； （ 6）有利于礦井開拓部署，為安全高效穩(wěn)產(chǎn)創(chuàng)造條件。 二、礦井服務(wù)年限 按現(xiàn)行《煤炭工業(yè)礦井設(shè)計規(guī)范》的規(guī)定，按年生產(chǎn)能力 /a，考慮 的儲量備用系數(shù)，本礦井設(shè)計計算服務(wù)年限為 。 礦井設(shè)計可采儲量 經(jīng)初步計算，礦井設(shè)計可采儲量為 萬 t。 經(jīng)計算礦井工業(yè)資源 /儲量為 萬 t。地質(zhì)構(gòu)造簡單、煤層賦存穩(wěn)定的礦井， k值取 ；地質(zhì)構(gòu)造復(fù)雜、煤層賦存不穩(wěn)定的礦井， k 值取 。 工業(yè)儲量 礦井工業(yè)資源 /儲量 =111b+122b+333179。 煤的自燃 ： 據(jù)本礦井煤自燃性鑒定，煤層自然發(fā)火等級為 Ⅱ 級，最短發(fā)火期為 4 個月，屬自燃煤層。 （ 六 ） 、瓦斯、煤塵及自燃 根據(jù)山西省煤炭工業(yè)局晉煤 瓦 發(fā) [20xx]436 號《關(guān)于忻州市 20xx 年 度礦井 瓦斯等級和二氧化碳涌出量 鑒定結(jié)果 的批復(fù)》 ，山西忻州原平龍礦盤道煤業(yè)有限公司 瓦斯鑒定結(jié)果為低瓦斯礦井， 2 號煤層瓦斯相對涌出量為 ，絕對涌出量為 。 在頂板完整時，隔水性好，涌水量較小，當(dāng)頂板破碎、節(jié)理裂隙發(fā)育或遇大的冒頂時， 或溝通導(dǎo)水?dāng)嗔眩?也會有較大涌水。 3636=1370m3/d=57 m3/h Q 最大 = KpP=3636=2468m3/d=103 m3/h 按西梁煤礦進行 2 號煤層的涌水量預(yù)測 ： Q 正常 = KpP=179。 ② 、 計算公式 利用公式： Q=Kp西梁煤礦生產(chǎn)能力為 30 萬 t/a,開采 2 號煤層 ,礦井正常涌水量為 15m3/h，最大涌水量為 20m3/h。 (5)、礦井涌水量預(yù)計 ① 、 計算方法 對 2 號煤層先期開采地段進行涌水量預(yù)算，計算方法采 用富水系數(shù)比擬法。另外由于本井田有斷層存在， 導(dǎo)水裂隙帶與斷裂帶溝通，會造成斷裂破碎帶中的承壓水涌入礦坑。 開采 5 號煤層會溝通其上的 2號煤層采空區(qū)，造成采空區(qū)積水大量饋入礦坑。 ④ 、 采動裂隙導(dǎo)水通道 2 號與 5 號煤層間距 ，平均 。斷層帶巖石破碎，充填、膠結(jié)差，不同程度地存在導(dǎo)水性和富水性，對巷道掘進到斷層附 10 近必須超前探水，避免事故。 尤其是構(gòu)造破碎帶，其本身含水有限，但當(dāng)其溝通上下含水層或地表水體時，會導(dǎo)致突水事故的發(fā)生。 ② 、 充水途徑 A、 孔隙常引起礦井滲水、淋水、涌水，水量一般不大，對深層煤層開采沒有影響。在開采狀態(tài)下，由于疏干排水的不斷進行，改變了原有的天然流場，最終可能導(dǎo)致裂隙潛水補給裂隙承壓水，并加強了大氣降水對煤層淺露頭區(qū)基巖裂隙水的入滲補給。 根據(jù) 礦井水文地質(zhì)類型劃分 報告： 2 號煤層礦井水文地質(zhì)類型為中等 類型，5 號煤層礦井水文地質(zhì)類型為 復(fù)雜類型 。 5 號煤層水文地質(zhì)類型為二類三型。 井田內(nèi) 2 號煤層以頂板砂巖裂隙含水層充水為主， 全礦井為 帶壓開采安全區(qū) ， 2 號煤層水文地質(zhì)勘探類型為二類二型，即以裂隙含水層充水為主水文地質(zhì)條件中等的礦床。 9 （ 3） 、水文地類型 礦井主采煤層為 5 號煤層，主要充水水源為裂隙承壓水，間接進水。 （ 2） 、隔水層 ① 、 石炭、二疊系砂巖裂隙含水層之間的巖層，厚度大且穩(wěn)定，可視為隔水層。據(jù)黃甲堡井田鉆孔抽水試驗，單位涌水量為 ～ 。據(jù)黃甲堡水文孔太原組抽水試驗，單位涌水量 ～ ；山西組單位涌水量為 ～ 。奧灰水流向西南，水力坡度 3‰，井田奧灰水位標(biāo)高為 +1154～+1166m左右。 Mg 或 HCO3Na178。據(jù)井田內(nèi) D2 號水文鉆孔抽水試驗資料表明，其單位涌水量 ～ L/，巖溶水 PH 值 ，水質(zhì)類型為 HCO3178。井田內(nèi)多被新生界第四系中、上更新統(tǒng)、全新統(tǒng)覆蓋，基巖零星出露。 井田處于寧靜向斜東翼軒崗礦區(qū)東北緣斷陷盆地內(nèi)，盆地北西、南東兩側(cè)為兩條落差較大的邊界斷層。井田處于暖溫帶季風(fēng)氣候區(qū)域，晉東北輕半干旱地區(qū)，四季分明，冬季寒冷少雪，春季干旱多風(fēng)。地勢總體東高西低，地形標(biāo)高 +～ +。各類含水巖組受巖層、地質(zhì)構(gòu)造及裂隙發(fā)育程度的控制和影響而具有不同的含水特征。下馬圈泉域三面為封閉的隔水邊界，唯有陽武河谷能夠向外泄水，因此是一個相對獨立的水文地質(zhì)單元。 馬圈泉域總的地勢是南北高、中部低，下馬圈一帶最低。泉域總面積 754km2，較大泉點有 34 個，多年平均泉水總流量 （ 1965～ 1972 年），為陽武河的主要源頭。 軒崗礦區(qū)位于寧靜向斜蓄水構(gòu)造的次一級水文地質(zhì)單元 –馬圈泉域水文地質(zhì)單元中部。 (五 )、井田水文地質(zhì) 區(qū)域水文地質(zhì) 軒崗礦區(qū)屬半干旱大陸性氣候，年平均降水量 500～ 550mm。 表 112 可采煤層特征一覽表 煤 號 厚度 最小～最大 平均 （ m） 層間距 最小～最大 平均 （ m） 結(jié)構(gòu) （夾矸數(shù)） 穩(wěn)定性 可采性 視密度 （ t/m3） 頂?shù)装鍘r性 頂板 底板 2 ～ ～ 簡單 （ 0～ 2） 穩(wěn)定 全區(qū)可采 砂質(zhì) 泥巖 泥巖 5 ～ 簡單 （ 0～ 3） 較穩(wěn)定 賦煤區(qū)局部 可采 砂質(zhì) 泥巖 泥巖 (四 )、煤質(zhì) 井田內(nèi)可采煤層均為黑色～深黑色，條痕為黑褐色，瀝青～玻璃光澤，斷口參差狀，節(jié)理及內(nèi)生裂隙發(fā)育， 條帶狀結(jié)構(gòu)為主，層狀構(gòu)造。 5 號煤層及頂?shù)装? 5煤層頂板為砂質(zhì)泥巖，平均厚度為 ，老頂為砂巖，平均厚度 ；底板為砂質(zhì)泥巖，平均厚度為 。） 視密度（ t/m3） 太原組 2 較簡單 （ 03層） 較穩(wěn)定 可采 砂質(zhì)泥巖 砂質(zhì)泥巖 1132 5 復(fù)雜 （ 04層） 較穩(wěn)定 可采 泥巖 泥巖 1132 6 簡單 不 局部 砂 泥 1132 6 （ 01層） 穩(wěn)定 可采 質(zhì)泥巖 巖 2 號煤層及頂?shù)装? 2煤層直接頂板為砂質(zhì)泥巖，平均厚度 ，老頂為 K2 砂巖，平均厚度；底板為砂質(zhì)泥巖，平均厚度 。 本井田 5煤層為賦煤區(qū)可采煤層， 6煤層為局部可采煤層。 5 號煤層為井田賦煤區(qū)內(nèi)可采煤層；3 號煤層賦存于井田南部，局部可采，北部不可采，煤層厚度 ，平均厚度為 ，其可采面積占井田面積比例小且分布零星，因此為不能被開采利用的煤層 (見 3 號煤層厚度等值線圖 31)； 4 號煤層厚度 ，平均厚度為，為不可采煤層； 6 號煤層為局部可采煤層 (見 6號煤層厚度等值線圖 32)。 (三 )、煤層及頂?shù)装? 含煤地層 本井田的主 要含煤地層為石炭系上統(tǒng)太原組地層，該組地層為一套海陸交互相的含煤建造，上覆于本溪組地層之上，呈整合接觸。 (D)F1 斷層：傾向 NW，為正斷層，傾角 60176。 (D)F3 斷層：傾向 NW，為正斷層，傾角 60176。 F7 斷層：傾向 NW，為正斷層，傾角 60176。 F6 斷層：傾向 SE，為正斷層，傾角 40176。 F5 斷層：傾向 NW，為正斷層，傾角 60176。 F4 斷層：傾向 SE，為正斷層，傾角 50176。 F3 斷層：傾向 NW，為 正斷層，傾角 65176。 根據(jù) 20xx 年 8 月 忻州市煤田地質(zhì)勘探隊為該礦編制了 《 山西華融龍宮煤業(yè) 5 有限責(zé)任公司礦井初設(shè) 22101 工作面地質(zhì)說明書 》 ，首采區(qū)發(fā)育斷層有： (D)F4 斷層：傾向 NW，為正斷層，傾角 60176。井田中部傾角較大，南北地層較緩。 32176。帶） X Y X Y 1 4314980 19628275 4314932.24 19628204.12 2 4316600 19630936 4316552.26 19630865.12 3 4316889 19631981 4316841.27 19631910.12 4 4316645 19632309 4316597.27 19632238.12 5 4316224 19632086 4316176.