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XX煤矿采区设计

说

明

书

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第一章 序言
一、矿井基本情况
1、XX县XX煤矿位于XX省XX县城北方向，距XX县城约13km，距下山镇约6 km。矿区有简易公路与320公路相连，交通方便。XX县XX煤矿隶属XX县下山镇管辖；属私营性质。XX县XX煤矿属于整合矿井，由原XX县XX煤矿、XX县兴柳煤矿、XX县海马坡脚煤矿等三矿整合形成，整合以原XX煤矿为主体进行，整合后新的矿井名称为XX县XX煤矿，于2011年5月验收合格成为年产15万吨的生产矿井，云南工投集团动力配煤股份有限公司又于2 0 1 1年10月将其收购。
2、根据采矿许可证的划定，XX省国土资源厅2011年5月下发的XX县XX煤矿采矿许可证（证号：C5200002011051120113066），由17个拐点坐标划定。
准采标高由＋1650m至＋1200m 面积3.7402Km。根据XX省地质矿产勘查开发局地球物理地球化学勘查院2007年5月提交的《XX省XX县XX煤矿资源/储量核实报告》：保有(122b +332+333)资源量为819万吨（包括村寨及工业广场压覆资源量为188万吨）；潜在煤炭资源量（334？）为936万吨（包括村寨及工业广场压覆资源量为188万吨）。”矿井服务年限18.79年，该矿井按煤与瓦斯突出矿井管理。
3、矿井为平硐矿井用一条主平峒（串车运输）担负煤炭、矸石、材料运输及行人、进风、敷设各种管线等任务；用一条回风斜井回风。主平峒位于原XX煤矿工业广场，回风斜井位于原兴柳煤矿工业广场，中央分列式通风方式，开采方式为本次开采方案设计设置+1548m运输大巷，+1548m运输大巷布置在K1煤层和K 2煤层之间。在K3煤层回风大巷标高布置回风大巷，回风大巷主要做一采区回风用。回风大巷与回风斜巷沟通后与回风斜井相连。采煤工艺原一采区为放炮落煤。
4、矿井水平划分：整合后开采系统初期主采向斜轴西北翼K2和K3煤层，初期开采水平为主平硐和运输大巷标高＋1548m。初期只划分为一个水平。
企业注册地云南省昆明市，注册资本46亿元，现有资产总额130亿元，从事煤炭开采和销售，目前处于生产阶段。
二、编制依据
1、《XX县XX煤矿开采方案设计（变更）》（2010年7月）；
2、《XX县XX煤矿开采方案设计（变更）安全专篇》（2010年8月）；
3、XX省国土资源厅颁发的XX县XX煤矿《采矿许可证》（副本）证号5200000710957；
4、XX省煤田地质局实验室2008年5月提供的K2、K3煤层煤层自燃倾向性与煤尘爆炸性鉴定报告表；
5、XX省煤炭管理局文件：黔煤行管字[2007]516号《对黔西南州煤矿2007年矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》；
6、黔煤生产字[2008]1379号《对黔西南州煤矿2008年矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》；
7、XX省能源局文件（黔能源发[2009]276号）关于黔西南州煤炭局《关于上报黔西南州2009年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告》的批复；
8、XX省煤炭管理局文件－黔煤生产字[2008]241号文－关于《关于转报〈XX县XX煤矿K2、K3煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告〉的报告》的批复；
9、《煤矿安全规程》（2010年版）；
10、设计规范、规程、和有关法律法规。
二、采掘情况及调整采区设计原因
1、XX县下山镇XX煤矿是由海马坡脚煤矿、兴柳煤矿，整合而成的煤矿，各层煤都均在不同程度上有所破坏，由于XX县历史原因，在整合后的兴旺煤矿范围内原XX煤矿、兴柳煤矿、海马坡脚煤矿均开采K2煤层，经调查，该煤层已全部采空、破坏，该煤层现已基本停采，原设计的采区布置无法继续向前施工巷道。
2、从我矿开采的情况来看，在矿井的最西南侧附近存在一向斜构造，煤层的产状与开始设计用的产状完全不相同，如果按以前的采区划分将在运输环节上受到一定的制约。
3、根据各个煤层的露头以及生产过程中所揭露的煤层巷道来看，在矿井的西翼端只需布置一个水平，一个采区上下山开采，这样大大提高了运输能力，并简化了通风系统。
第二章 采区概况
一、采区位置
地面位置 位于矿区的西南侧边界，最低标高+1561m，最高标高+1758m 。
井下位置：二采区位于1525运输巷下部，靠近井田西南部边界。邻区无其它采区开采。采区平均走向长540米，倾斜长度650米。
二、开采范围：
由于XX煤矿为整合矿井，矿区范围内K2煤层已全部采空，现有可采煤层共有K3、K4、K5、K6在开采该区域时有一向斜构造经过。开采上限1525米，开采下限1485米。
第三章 采区地质特征

一、矿区地层及区域地层
1、区域地层
区域范围均为沉积岩。区域内缺失中、上寒武系、奥陶系、志留系、泥盆系、石炭系地层均有出露，以二叠、三叠系地层分布最广，见表2——1。

区域地层简表 表2—1
地层系统
地层
代号
厚度
（m）

岩 性
系
统
组
第四系

Q
0—25
以堆积、残积物为主
三叠系
下统
飞仙
关组
T1f
667—465
紫红、灰绿色粉砂岩、泥质粉砂岩为主

二叠系
上统
长兴组
P3c
50—80
深灰色灰岩，含燧石结核
龙潭组
P3l
215—382
粘土岩、粉砂岩、细砂岩，含煤层
中统
茅口组
P2m
405—902
灰岩，含燧石结核
下统
栖霞组
P1q
134—105
灰岩夹白云岩
工作区大地构造位置位于扬子准地台(1级)—黔北台隆(11级)—六盘水断陷(Ⅲ级)—普安旋扭构造变形区(Ⅳ级)—潘家庄背斜南东翼。构造以北东向展布为主。出露地层以二叠系上统龙潭组及三叠系下统飞仙关组为主，二叠系为一套碎屑岩沉积，三叠系为一套碎屑岩沉积。
2、矿区地层
矿区及周边出露的地层有上二叠统龙潭组及第四系地层。现由老至新分述如下：
1、龙潭组(P31)：深灰、灰黑色薄层含煤粘土岩、砂岩，少量泥灰岩、硅质岩。与下伏茅口组地层呈假整合接触。厚大于350m。依岩性可分为三段，其中第一段在工作区未出露，在此不已赘述，现叙述如下：
1)第二段(P3l2)
为区内主要含煤地层：灰、褐灰色粘土岩、砂质粘土岩夹灰色、深灰色中厚层状粉砂质粘土岩、钙质砂岩、及炭质页岩、煤层夹泥灰岩，区内未见底部，顶部灰、灰褐色中厚层泥质粉砂岩、细砂岩，在全区内主要可采煤层有K1、K2、K3、K4、K5、K6，其余为局部可采。该组产腕足类、 瓣鳃类、海百合、螺等动物化石及大羽羊齿、栉羊齿等植物化石。厚度大于170.6m
2)第三段(P3l3)
灰、黄灰色粘土岩、砂质粘土岩，夹深灰、灰色薄至中厚层粘土质粉砂岩、细砂岩、炭质粘土岩、铁绿泥石岩及层煤。在区内未见顶，有K1、K2煤层可采，其余煤层均不可采。厚度大于：50m、
2、第四系(Q)：
为灰黄色粘土质坡积物、冲积物，厚度小于25m，主要分布于低洼处。
工作区大地构造位置位于扬子准地台(1级)—黔北台隆(11级)—六盘水断陷(Ⅲ级)—普安旋扭构造变形区(Ⅳ级)—潘家庄背斜南东翼，工作区发育一宽缓小向斜，其轴线呈近北东一南西向展布，在向斜南东翼地层总体倾向北西，倾角8-12°，向斜北西翼地层侧向南东，倾角8-15°，矿区内无断裂分布。
综上所述，矿区内地层走向主要为近北东一南西向，倾向北西或南东，倾向变化不大，倾角8-12°，矿区没有断裂分布，因此确定该矿区为构造复杂程度为简单—中等类型。
区内含煤地层为二叠系上统龙潭组(P31)中上部，为深灰、灰黑色薄层粘土岩、砂岩，少量灰岩、硅质岩，含煤层10——20层，其中有
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间接顶板为粉砂质粘土岩、泥质粉砂岩、细砂岩、煤层。泥质粉砂岩、粉砂质粘土岩，强度较低，水稳性差；细砂岩为钙质胶结，裂隙较发育，抗压强度较大。
底板：直接底板为粘土岩、泥质粉砂岩。粘土岩、泥质粉砂岩，强度较低。间接底板为细砂岩或泥质粉砂岩或煤层。细砂岩为钙质胶结，抗压强度较大；泥质粉砂岩强度较低，易风化破碎。
(三) K3煤层
位于龙潭组(P31)中部，较稳定，下距K4煤层约25 m，煤层厚度1.0—1.5m，平均1.2m，全区稳定可采，无夹矸，结构较简单。
顶板：直接顶板为粉砂岩或泥质粉砂岩或粉砂质粘土岩，强度较低，易风化破碎。间接顶板为细砂岩、粘土岩。细砂岩为钙质胶结，裂隙较发育，坚硬；粘土岩易风化，软弱。
底板：直接底板为泥质粉砂岩、粘土岩，软弱，易风化。间接底板为细砂岩、粉砂质粘土岩、煤层。细砂岩钙质胶结，微小裂隙较发育、较坚硬；粉砂质粘土岩，强度小，水稳性差。
(四) K4煤层
位于龙潭组(P31) 中部，较稳定，下距K5煤层约20 m，煤层厚度2.3—2.7m，平均2.58m，全区稳定可采，无夹矸，结构较简单。
顶板：直接顶板为泥质粉砂岩或粉砂质粘土岩，强度较低，易风化破碎。间接顶板为细砂岩、粘土岩。细砂岩为钙质胶结，裂隙较发育，坚硬；粘土岩易风化，软弱。
底板：直接底板为粘土岩，软弱，易风化。间接底板为细砂岩、粉砂质粘土岩、煤层。细砂岩钙质胶结，微小裂隙较发育、较坚硬；粉砂质粘土岩，强度小，水稳性差。
(五) K5煤层
位于龙潭组(P31) 中部，较稳定，下距K6煤层约15 m，煤层厚度1.9—2.2m，平均2.0m，矿区稳定可采，无夹矸，结构较简单。
顶板：直接顶板为炭质粘土岩，强度较低，易风化破碎。间接顶板为细砂岩、粉砂岩。细砂岩为钙质胶结，裂隙较发育，坚硬；粘土岩易风化，软弱。
底板：直接底板为粘土岩，软弱，易风化，间接底板为粘土岩、粉砂质粘土岩、煤层，粉砂质粘土岩，强度小，水稳性差。
(六) K6煤层
位于龙潭组(P31) 中下部，不稳定，上距K5煤层约18 m，煤层厚度1.0—1.5m，平均1.2m，矿区稳定可采，无夹矸，结构较简单。
顶板：直接顶板为粘土岩、泥质粉砂岩，强度较低，水稳性差。间接顶板为粉砂质粘土岩、细砂岩、煤层。泥质粉砂岩、粉砂质粘土岩，强度较低，水稳性差；细砂岩为钙质胶结，裂隙较发育，抗压强度较大。
底板：直接底板为粘土岩、泥质粉砂岩。粘土岩、泥质粉砂岩，强度较低。间接底板为细砂岩或煤层。细砂岩为钙质胶结，抗压强度较大；泥质粉砂岩强度较低，易风化破碎。
综上所述，K1、K2、 K3、 K4、 K5、k6煤层结构较简单，煤层稳定类型均为较稳定型煤层。
矿区内煤层对比方法采用标志层法，辅以层间距法进行煤层对比。煤层对比的依据是岩性、及煤层的自身特征。在煤层自身特征方面依据煤层的厚度、结构、煤质及煤层组合关系等对比煤层。
(一) 标志层法
龙潭组第三段(P3l2)有泥灰岩、K5煤层顶板炭质粘土岩共2层、第三段(P3l3)铁绿泥石岩1层、其岩性、厚度、层位均为稳定和较稳定，并含有不同的物质成分，便于各标志层间相互区别，这些泥灰岩、铁绿泥石岩、炭质粘土岩是本区煤层对比的重要标志。本区有标志层：B1、B2、B3共3层，其特征见表2-2。

可采煤层及标志层间距一览表 表2-2
地层代号
与煤层标志层
间距（m）
厚度（m）
主要岩性
稳定性及变化规律
B1
上距K1煤层约7 m，下距K2煤层约8 m
0.8—1.0
灰绿色薄层状铁绿泥石岩
经采掘工程多处揭露，比较稳定，全区发育，对比K1、K2煤层
B2
上距K3煤层约10 m，下距K4煤层约12 m
1.3—1.5
青灰色中层状泥灰岩，为单层
经采掘工程及地表揭露，比较稳定，全区发育，对比K3、K4煤层
K5煤层
直接顶板B3
上距K4煤层约19 m，下距K6煤层约18 m
0.4—0.6
黑色炭质粘土岩，含颗粒状黄铁矿
经采掘工程及地表揭露，比较稳定，全区发育，对比K4、K5、K6煤层

(二) 层间距法
矿区K1、K2、 K3、 K4、 K5、 K6煤层层间距较稳定，煤层层间距变化不大，层位较稳定。可采煤层及标志层间距见表2--3；

标志层特征一览表 表2-3
地层代号
煤层
标志层
平均间距（m）
备 注

P3l3
K1

B1

7．0

稳定，对比可靠
K2
8．0

P3l2
K3

10．0

B2
稳定，对比可靠
K4

12．0

19．0

K5
B3
稳定，对比可靠
K6

18．0

(三) 煤层本身特征
K1、K2、 K3、 K4、 K5、 K6煤层全区可采。厚度变化不大，层位较稳定。
K1煤层厚度变化不大，层位较稳定，厚度1.9—2.2m，平均2.00m，全区稳定可采，无夹矸，结构较简单。
K2煤层厚度变化不大，层位较稳定，厚度1.5—2.0m，平均1.80m，全区稳定可采，无夹矸，结构较简单。
K3煤层厚度变化不大，层位较稳定，厚度1.0—1.5m，平均1.20m，全区稳定可采，无夹矸，结构较简单。
K4煤层厚度变化不大，层位较稳定，厚度2.3—2.7m，平均2.58m，全区稳定可采，无夹矸，结构较简单。
K5煤层厚度变化不大，层位较稳定，厚度1.9—2.2m，平均2.0m，全区稳定可采，无夹矸，结构较简单。
K6煤层厚度变化不大，层位较稳定，厚度1.0—1.5m平均厚1.2m，无夹矸，结构较简单。
综上所述：K1、K2、 K3、 K4、 K5、K6煤层对比可靠，控制程度较高。
二、煤质特征
K1煤层：灰分8.86—17.33％，平均13.05％，属中低灰分煤，硫分0.65—2.33％，平均1.96％，属中低硫煤。
K2煤层：灰分8.9—18.17％，平均14.5％，属中低灰分煤，硫分0.80—2.11％，平均1.87％，属中低硫煤。
K3煤层：灰分11.27％，属中低灰分煤，硫分平均1.82％，属中低硫煤。
K4煤层：灰分17.13％，属中低灰分煤，硫分平均1.5％，属低硫煤。
K5煤层：灰分15.17％，属中低灰分煤，硫分平均1.13％，属低硫煤。
K6煤层：灰分18.88％，属中低灰分煤，硫分平均1.32％，属低硫煤。
根据本次核实工作野外调查结果及收集矿区已往地质资料，将该区煤层划分为风（氧）化带、混合带、原生带共3个带：
煤层风（氧）化带：主要由灰色、红褐色褐煤组成，煤层结构松散。从地表延倾向延伸约20—30m。
煤层混合带：主要灰黑色、黑色、红褐色暗煤及褐煤组成，煤层结构较松散。从煤层风（氧）化带延倾向延伸约50m。
原生带：主要黑色或深黑色暗煤、半亮煤及亮煤组成，煤层结构较较坚硬。从煤层混合带延倾向延伸至深部。
矿区内煤层的风氧化情况主要是通过开采巷道和采煤老硐的调查资料获取，可采煤层的风氧化斜深为15～40m不等，一般为25m左右，风氧化带斜深随上覆地层厚度和岩石的裂隙发育情况而变化。风氧化带内，煤层光泽暗淡、机械强度差，煤质明显低于原生煤。由于受条件限制，未进行取样测试。
矿区未采取风、氧化带煤层样，根据矿区附近原生产窑及老窑开采情况，煤层风、氧化带为煤层露头往下垂深15—20m，本次工作风、氧化带下界定为煤层露头往下20—30m。
三、区域水文地质条件
区域范围内地下水主要分为碳酸盐岩溶水、裂隙水。碳酸盐岩溶水分布于裸露及半裸露岩溶山区，泉水流量大；裂隙水为大气降水渗入风化裂隙、构造裂隙而形成，泉水流量小。
该区所处水文地质单元位置为基岩裂隙含水层，富水性弱。矿区侵蚀基准面标高约为1380.0m，区内煤层产出标高大部分低于矿区侵蚀基准面标高。
四、矿区水文地质条件
(一)地层富水性
矿区面积3.7402km2，主要分布在龙潭组及第四系地层之中。地层富水性简述如下 (由下至上)：
1．龙潭组裂隙水
厚约220.6m，砂岩、粘土岩夹煤层。占总面积100％。含水段由细砂岩、粉砂岩及少许碳酸盐岩组成，其分层厚约0.50--20m，上、下为粘土岩、煤层相隔，使地下水具承压性。——般泉流量为0．01—1.30l/s。个别点流量较大，季节性泉亦较多，富水性弱。
2．第四系孔隙水
矿区内覆盖的第四系，为孔隙水，含水较弱，有一定的厚度，在矿区分布较广，有一定的蓄水量，对煤矿开采有影响。
（二） 断层带水文地质特征
在矿区地表无断层分布，仅井下发现小断层或大型节理，断层全为正断层，断距约1—2m。小断层或大型节理出露地段均为粉砂岩，砂质泥及其碎屑紧密充填而胶结，透水性较弱或不透水，对矿床充水作用甚微。
(三) 地表水、地下水动态变化
本区地表水、地下水受大气降水影响，其流量、水质变化均与降水的季节和强度相对应，雨季流量增大，矿化度减少，枯季则相反。地下水以泉或分散流形式补给溪沟，各含水层无直接的水力联系，且地下水动态变化显著，周期性较明显，并具滞后现象。
(四) 水文地质类型
根据各含隔水层水文地质特征、断层导水性及动态变化特征，区内地下水补给来源主要为大气降水，地表水及地下水排泄条件良好，准采水平+1200m，低于侵蚀基准面(本区最低侵蚀基准面1380m左右，该点位于北东角冲沟)。
综上所述，本区水文地质类型属裂隙充水矿床，水文地质条件中等。
（五）矿井涌水来源
XX煤矿井下涌水来源，主要为顶板裂隙水、小窑水及老空水，其中以顶板裂隙水为主，最小涌水量5.Om3／h，雨季40.0m3／h，正常涌水量15m3／h。
（六）矿井涌水量预计
采用水文地质比拟法预计矿井涌水量。其富水系数为：
富水系数=0.0000043m3／m2.h
矿井K2号煤层采终时涌水量预计为
Q=回采面积×富水系数=1271635×0.0000043=5.468m3／h
以上涌水量预计为K2号煤层采终时的正常涌水量，最大涌水量为正常涌水量的2～3倍，矿井开采前、中期均小于预计的涌水量。
五、地层综合柱状图（1：1000）

K3煤的化学性质
根据各煤层样品原煤的分析结果，有关煤质指标见原煤煤质特征表。
1．灰分(Ad)
K1煤层：灰分8.86—17.33％，平均13.05％，属低中灰煤；
K2煤层：灰分8.9—18.17％，平均14.5％，属低中灰煤；
K3煤层：灰分11.27％，属低中灰煤；
K4煤层：灰分17.13％，属低中灰煤；
K5煤层：灰分15.17％，属低中灰煤；
K6煤层：灰分18.88％，属低中灰煤；
2．挥发分(Vdaf)
K1煤层：挥发分5.35—7.97％，平均6.85％;
K2煤层：挥发分5.56—7.67％，平均6.96％;
K3煤层：挥发分7.39％;
K4煤层：挥发分8.50％;;
K5煤层：挥发分8.89％，;
K6煤层：挥发分8.31％，;
3．硫分(St)
K1煤层：硫分0.65—2.33％，平均1.96％，属低中硫煤；
K2煤层：硫分0.80—2.11％，平均1.87％，属低中硫煤；
K3煤层：硫分1.82％，属低中硫煤；
K4煤层：硫分1.5％，属低硫煤；
K5煤层：硫分1.13％，属低硫煤；
K6煤层：硫分1.32％，属低硫煤；
K1、K2、K3煤层为低中硫煤，K4、K5、K6煤层为低硫煤。各种硫分：有机硫一般为0.3—0.4％，其余为无机硫，中硫煤层以黄铁矿硫占绝大多数。
4．氢含量(Hdaf)
未取样进行分析，建议业主尽快作氢含量分析。
5．碳含量(FCd)
K1煤层：碳含量71.8—81.96％，平均75.49％;
K2煤层：碳含量72.3—83.21％，平均77.35％;
K3煤层：碳含量80.50％;
K4煤层：碳含量84.74％;
K5煤层：碳含量86.09％;
K6煤层：碳含量83.33％;
6．灰成分
煤灰成分以Si02为主，占一半以上，其次为Al203占1／4以上，再 其次为Fe203，占总量的10％以下。
六、瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温
1） 瓦斯
XX省煤炭管理局文件：黔煤行管字[2007]516号《对黔西南州煤矿2007年矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》；
黔煤生产字[2008]1379号《对黔西南州煤矿2008年矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》；
XX省能源局文件（黔能源发[2009]276号）关于黔西南州煤炭局《关于上报黔西南州2009年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告》的批复；
原瓦斯等级鉴定情况见表
鉴定年度
批准文号
相对瓦斯涌出量（m3/t）
绝对瓦斯涌出量（m3/min）
相对二氧化碳涌出量（m3/t）
绝对二氧化碳涌出量（m3/min）
鉴定结论
2007年度
黔煤生产字〔2007〕516号
7.67
0.47
4.72
0.49
低瓦斯
2008年度
黔煤行管字〔2008〕1379号
7.34
0.53
2.63
0.10
低瓦斯
2009年度
黔煤行管字〔2009〕276号
6.84
0.57
3.36
0.28
低瓦斯
本设计暂按低瓦斯矿井进行设计。
采区在试运行和正常生产期间均应进行矿井瓦斯等级鉴定，如鉴定不为低瓦斯矿井，则需重新进行设计，调整矿井巷道布置。
2） 煤尘爆炸性
根据XX省煤田地质局实验室对K2、K3煤层所作的煤尘爆炸性鉴定结果，K2、K3煤层均无煤尘爆炸性。
3） 煤的自燃倾向
根据由XX省煤田地质局实验室实验室对K2、K3煤层所作的煤炭自燃倾向等级鉴定结果，K2和K3煤层均属二类自燃煤层。
地温
根据收集的邻区资料，矿区地温梯度每百米2.2℃：地温正常。
七、冲击地压
地质资料及矿方提供的资料中均没有提及关于冲击地压的资料，本矿区内也无冲击地压的历史记录，矿井暂按无冲击地压矿井考虑。
八、煤与瓦斯突出危险性
XX省煤炭管理局文件－黔煤生产字[2008]241号文－关于《关于转报〈XX县XX煤矿K2、K3煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告〉的报告》的批复，K3煤层在+1525m水平以上开采时无突出危险性。
2012年6月由煤炭科学研究总院对我矿二采区1451m水平K3煤层进行煤与瓦斯突出鉴定，鉴定的结果为无突出危险性，现评审已通过。

第四章 采区储量与生产能力

第一节 采区储量
一、工业储量
采区走向长540m，倾斜宽650m，煤的容重1.45，面积351000m2。
煤层倾角8～12 º,平均10º，根据地面钻孔及井下溜煤眼揭露地质资料分析,该采区K3煤层厚度1.2～2.2ｍ，平均1.7ｍ。K4煤层厚度2.6m、K5煤层厚度2m、K6煤层厚度1.2m。本次只对K3煤层进行计算。
储量计算公式：Q=d.s.M.
式中：　d为煤的容重　　　　　
s为水平面积
M为煤的真厚度
Q=351000×1.45×1.7=865215t　　 　　
二、可采储量
储量计算公式:ZK=(Zg-p)×C   
式中：ZK---- 设计可采储量, 万t；
     Zg---- 工业储量，万t；
       p----煤柱损失量，万t；
C---- 采区采出率，本设计条件下取90%。
P---- 上下两端永久煤柱损失量，左右两边界永久煤柱损失量，万t； 经初步计算煤柱损失量为6000t
ZK1= ZK2= ( Zg1-p1)× C1=(865215-6000)×0.9=773293.5t

储量计算结果详见
储量计算结果表
储量情况
走向长（m）

倾斜长
（m）

斜面积（m2）
煤厚
（m）
容重

工业储量
（t）
回采率
（％）
可采储量
（t）

540
650
351000
1.7
1.45
865215
90
773293.5

第五章 采区生产能力及服务年限

一、采区生产能力
西翼集中皮带下山倾角12°，沿煤层布置巷道，K3煤层可采储量77.33万吨；因此，设计二采区一个回采工作面生产。
一个采面的生产能力为：A0  =LV0MγC0
式中 L——采煤工作面长度，m；
     V0——推进速度，m/a；
       M——煤层厚度或采高，m；
     γ——煤的密度，t/m3    
          C0——采煤工作面采出率，一般取0.93～0.97,薄煤层取高限,厚煤层取低限；此处取0.95。
 采煤班每循环推进度1.0m,采用三八制，边采边准，一天工作面推进速度为2.0m,采煤工作面年推进速2.0m/d×300d×0.7=600m/a。
因此一个采面生产能力A0 =100×600×1.7×1.45×0.95=14.05万t/a。
采区生产能力为：AB =k1k2  A0i
式中  n 采区内同采的工作面个数，此处取1；
     k1  采区掘进出煤，取20000（我矿经验数据） 左右；
     k2 工作面之间出煤影响系数，n=1取1，n=2 时取0.95,n=3时取0.9。
采区生产能力AB  =1×14.05+2=16.05万t/a。

二、服务年限
采区K3煤层服务年限的计算：
T=
=77.33/（16.05×1.3）=3.7年
T---采区的服务年限；
Zk---采区的可采储量；
P---采区的生产能力；
K---取采区储量备用系数1.3
故采区K3煤层服务年限为3.7年。

第六章 采区方案设计

第一节 采煤方法的选择
一、采煤方法选择概述
采煤方法是采煤系统和回采工艺的总称。它的选择应该结合具体地质条件和技术条件，综合考虑高产、高效、材料消耗少，成本低、便于管理等因素。设计时应尽量采用行之有效是先进技术，积极提高机械化水平。采煤方法的选择应结合本设计采区的实际情况，采用合理的采煤方法。
我国常用的几种中厚煤层采煤方法有如下两种：
表3-1 采煤方法技术特征表
序号
采煤方法
体系
整层与分层
推进方向
采空区
处理
采煤工艺
适应煤层基本条件
1
单一走向
长壁采煤
壁式
整层
走向
垮落
综、普、炮
薄及中厚
2
单一倾向
长壁采煤
壁式
整层
倾向
垮落
综、普、炮
薄及中厚

3
掩护支架采煤发

壁式
整层
走向
垮落
炮采

急斜厚煤层为主

结合我矿实际情况拟采用倾向长壁式采煤方法

第二节 采区巷道布置

一、采区设计方案的选择和参数确定
经过多方论证和多方案选择比较现采取以下采区巷道布置方案：
为了提高企业的时常竞争能力，增加企业抗风险能力，增强企业经济实力，寻求企业新的经济增长点，使企业可持续发展，根据矿井地质条件，煤层赋存情况及XX煤矿技术条件，矿方决定采用倾向长壁式全部垮落法采煤法。
一：巷道布置
二采区沿K3煤层倾向顺煤层布置一条西翼集中皮带下山；沿K2煤层的总回风口位置布置西翼集中回风巷；另外在K3煤层布置西翼集中运输巷,这样西翼集中皮带下山与西翼集中运输巷沿倾向向将采区分别形成东四个区段和南五个区段，
二采区K3掘进工程量
序号
巷道名称
性质
断面规格
支护形式
工程量（m）
1
西翼集中皮带下山
煤
3.7×2.2
锚喷
600
2
1525上部车场
岩
3.7×2.6
锚喷
30
3
东翼回风上山
煤
3.0×2.2
锚喷
300
4
西翼集中运输巷
岩
3.7×2.2
锚喷
1050
5
西翼集中回风上山
煤
3.0×2.2
锚喷
250
6
西翼集中总回大巷
岩
3.7×2.2
锚喷
300
7
东翼回风绕道
岩
3.0×2.2
锚喷
15
8
1303回风巷
煤
3.0×2.0
锚喷
290
9
1303运输巷
煤
3.0×2.0
锚喷
265
10
1304回风巷
煤
3.0×2.0
锚喷
260
11
1304运输巷
煤
3.0×2.0
锚喷
240
12
1485内外水仓
煤
3.7×2.2
锚喷
210
13
1485水泵房
岩
2.8×2.2
锚喷
80

二、作业方式：
采用“三八”工作制。每天三个小班，每天一正规循环,每小班工作八小时.
劳动组织
按每个掘进头计算
序号
工种
早班
中班
晚班
合计
1
班长
1
1
1
3人
2
掘进工
4
4
4
12人
3
运输工
4
4
4
12人
4
喷浆工
1
1
1
3人
5
安全工
1
1
1
3人
6
瓦斯工
1
1
1
3人
7
电工
1
1
1
3人
8
绞车工
2
2
2
6人
9
区干
1
1
1
3人
小计

16
16
16
48人
合计
48人

第七章 采煤方法
第一节：巷道布置
二采区沿K3煤层倾向顺煤层布置一条西翼集中皮带下山；沿K2煤层的总回风口位置布置西翼集中回风巷；另外在K3煤层布置西翼集中运输巷,这样西翼集中皮带下山与西翼集中运输巷沿倾向向将采区分别形成东四个区段和南五个区段，回采顺序是自上而下首采面布置在1303工作面
第二节：采煤工艺
采用走向长壁后退式开采，采煤工作面采用单体柱配合铰接顶梁支护顶板，齐梁齐柱式布置方式。设计“三四”排控顶，排距1.0m，柱距0.8m，最小控顶距3.2m，最大控顶距4.2m，放顶步距1m，回柱绞车选用JH-8型。直接顶不稳定时，投产后视顶板情况，可加强顶板支护，老顶坚硬难冒时可采取强制放顶措施，若底板吸水后易膨胀，支护时可在支柱底部加垫板，防止支护插入底板。放顶时为防止矸石窜入作业空间，在靠采空区一侧设置挡矸帘。
采面上、下出口采用四组八梁配合单体液压支柱进行支护。采面上、下巷超前支护均为：靠近煤壁10m段采用双排托棚支护，往外10m采用单排托棚支护。

第八章 顶板管理
（1）回采工作面顶板管理方式的选择
采用走向长壁后退式采煤法，采煤工作面为炮采工艺，工作面采用刮板运输机运输，全部垮落法管理顶板。
放顶人员必须站在支架完整，无蹦绳、蹦柱、甩钩、断绳抽人等危险的安全地点工作。回柱放顶前，必须对放顶安全工作进行全面检查，清理好退路。回柱放顶时，必须指定有经验的人员观察顶板。
（2）回采工作面支架选型论证
采区范围内现采煤层K2和K3，顶板主要为粘土岩、砂质粘土岩等。煤层直接顶板为簿—中厚层粘土岩，粘土岩其抗压强度不高，可塑性及膨胀性强，风化或滴水浸泡后易于坍塌；砂岩中，因节理裂隙发育使岩石较破碎，也易于坍塌。
根据煤层赋存情况，结合我国现有技术条件，回采工作面选用单体液压支柱和金属铰接顶梁联合支护顶板。顶板不稳定时，投产后视顶板情况，可加强顶板支护。煤层底板偏软地段，支护时可在支柱底部加垫板作“穿鞋”处理，防止支柱插入底板。
（3）支架的型号选择计算
第一步确定顶板下沉量：
SL=η×M×L=0.03×1.81×4.2＝0.102m=228mm
式中：下沉系数η由于无邻近工作面借鉴，取0.03。
第二步确定规格：
Hmax＝Mmax－b+e ＝2130－50+100＝2180mm
Hmin=Mmin－SL－b－a＝1500－228－50－100＝1122mm
式中：SL----顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量；
Mmin---工作面最小采高，取1.50m；
Mmax---工作面最大采高，取2.13m；
b---顶梁厚度；
a---支柱的卸载高度，取100mm。
首采工作面选用DZ22-30/100S型单体液压支柱，支撑高度1.44～2.24m，工作行程0.80m，额定工作阻力为300kN/根。
第三步支护密度验算：
支护的强度：p=7×m×γ t/m2 (按7倍采高考虑)
=7×1.81×1.5=19.005t/m2
首采工作面长按100m考虑，因此采场最大面积S=100×4.2=420m2，所设支柱数n=(100/0.80)×5=625根，则支护密度为625/420=1.48根/m2，DZ22-30/100S型单体液压支柱每柱的额定承载能力为30t/根，由于采场中每排支柱的工作阻力都不同，因此在确定支柱密度时，应考虑工作面支柱的平均工作阻力，对于单体液压支柱承载系数可达到80%左右，故为安全起见本矿采用了0.8的安全系数，则每根支柱的承载能力为25×0.8=24t/根，支柱实际提供的支护强度为1.48×24=35.52t/m2，因此所设计工作面的支护密度能满足支护强度为19.005 t/m2采场顶板的支护要求。
开采过程中，回采工作面会因为地质构造、断层、煤层露头或矿界的影响，使回采工作面的倾斜长度发生变化，因此，回采过程中会加长或是缩短工作面，无论是伸采面还是缩采面，矿井都必须编制专项安全持术措施报矿总工程师审批，安全技术措施中应对支柱的支护强度、支护密度等进行验算，确保支柱的支护强度满足支护要求，作业过程中严格按措施执行。
1）基本支护：根据目前该矿的煤层赋存情况和开采技术水平，本设计考虑工作面支护目前采用DZ22-30/100S型单体液压支柱和HDJA－1000型金属铰接顶梁联合形成支架对顶板进行支护，工作面采用“三、四”排控顶，全部垮落法管理顶板。排距1.0m，柱距0.8m，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m，放顶步距1.0m。
2）特殊支护：在放顶线采用单体液压支柱打成丛柱（一窝三柱）、戗柱切顶。在煤壁线采用单体液压支柱打成贴帮柱进行支护，贴帮柱柱距1.2m。
采面上、下出口采用四组八梁配合单体液压支柱进行支护。采面上、下巷超前支护均为：靠近煤壁10m段采用双排托棚支护，往外10－20m段采用单排托棚支护。
戗柱：100÷2×3＝150（根）；
密集柱：100÷0.6×2＝333（根）；
贴帮柱：100÷1.2＝83（根）；
走向抬棚：16×3＝48（根）；
以上均选用DZ22-30/100S型外注式单体液压支柱。
采面上、下巷超前支护：20×4+20×2＝120（根），采用DW25－30/100型外注式单体液压支柱。
3）回柱放顶：在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支护，禁止先回后打。支柱卸载时，必须使用回柱器，卸载后的支柱用回柱绞车拉出，回下的支柱必须堆码整齐，不得影响退路。
4）初次来压和周期来压放顶
在初次来压和周期来压期间必须在放顶线打双排丛柱，必要时加打木垛（木垛每6m打一个，呈“井”字形）切顶。
由于目前该矿尚未进行矿压观测，暂无矿压观测资料，待今后进行矿压观测后，利用矿压观测资料，进行合理的采场支护选型设计。
（3）采区顺槽巷道支护的选择论证
K3煤层为二类自燃煤层，因此，设计采用锚网支护。
（4）掘进工作面支护选择论证
K3煤层为二类自燃煤层，因此，设计采用锚网喷梯形支护。
（5）