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1、第一章 概 述第一节 核定工作的简要过程根据安徽省经济委员会皖经煤炭函2006374号文关于开展全省各类生产矿井生产能力核定工作的通知，按照国投新集公司对各矿生产能力核定工作布署，国投新集二矿高度重视2006年生产能力核定工作，召开专门会议对生产能力核定工作进行安排，成立了以总工程师为组长、采矿、通风、机电、运输、地质、选煤、防突、经营、设计等各专业技术人员参加的煤矿生产能力核定工作小组。对照国家发展改革委、安全监管总局、煤矿安监局印发的煤矿生产能力管理办法、煤矿生产能力核定资质管理办法和煤矿生产能力核定标准，本着科学，实事求是，严格标准核定各系统生产能力。并编制了生产能力核定初核报告书。受国
2、投新集能源股份有限公司新集二矿的委托，在安徽省经贸委的统一安排下，煤矿生产能力核定资质单位淮南矿业集团组织具有生产能力核定资质的技术人员对国投新集能源股份有限公司新集二矿生产能力核定工作进行了复核，参加复核工作的人员对照有关技术规范，在严格技术标准的前提下，通过实地测定，统计分析，科学计算，实事求是地对矿井各主要生产系统能力进行认真核定。核定人员于06年9月13日到达国投新集能源股份有限公司新集二矿，现场调查，收集资料，分组分专业对矿井主要的提升，通风设备，供电系统及其他的生产系统进行了现场勘察，对生产能力核定需查验的图纸和资料进行了核对。并对照煤矿生产能力核定与管理指南及有关文件的要求，对需
3、核定的生产系统的必备条件和基本原则，主要内容和要求，需提供的图纸和资料及需注意的事项进行了解释。并要求对所提供的所有的图纸和资料进行总体承诺和单项承诺。9月20日所有的图纸及资料全部到齐后，开始编写各生产系统的核定报告，然后根据煤矿生产能力核定报告书编写大纲的要求进行汇总。第二节 核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准一、煤炭法二、矿产资源法三、安全生产法 四、矿山安全法五、煤矿安全规程六、国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定七、国务院关于促进煤炭工业健康发展的若干意见八、煤炭工业矿井设计规范（GB0215-2005）九、国家发展改革委关于印发煤矿生产能力核定的若干规定的通知（发改运行（
4、2004）2544号文）十、国家安全监管总局、煤矿安监局、发展改革委关于印发煤矿通风能力核定办法（试行）的通知（安监总煤矿字（2005）42号文）十一、国家发展改革委、安全监管总局、煤矿安监局、关于印发煤矿生产能力管理办法、煤矿生产能力核定资质管理办法和煤矿生产能力核定标准的通知（发改运行（2006）819号文） 十二、原煤炭工业部制定的煤炭工业技术政策、煤炭工业计划和统计常用指标计算办法；十三、安徽省经济贸易委员会 皖经煤炭函（2006）年374号关于开展全省各类生产矿井生产能力核定工作的通知十四、其他的法律，法规及有关规定十五、国家发展和改革委员会发改电（2006）287号关于加大工作力度
5、，确保全面完成全国煤矿生产能力复核工作的紧急通知第三节 核定主要系统环节及结果此次矿井生产能力核定主要从矿井资源储量、提升系统、井下排水系统、供电系统、井下运输系统、采掘工作面能力、通风系统、地面生产系统、压风、防尘、安全监控系统、选煤厂等方面进行了核查，各系统核定结果如下：一、资源储量核查截止2005年底，全矿井-1000m水平以上剩余可采储量15673.2万吨。矿井拟调整的核定生产能力为310万吨，煤矿剩余服务年限36.11年。 二、提升系统能力核定1、主井提升系统主井采用立井箕斗提升，钢丝绳罐道，提升容器装备一套17.5t双箕斗，提升设备选用一台JKMD-4×4（）型多绳摩擦轮
6、提升机，配备一台ZKTD285/67-P型直流直联电机，电动机功率2250kW，提升机最大提升速度10.5m/s。核定结果：主井提升系统核定生产能力为315.2万吨/年。2、副井提升系统副井采用立井罐笼提升，槽钢组合罐道，提升容器装备装备一套1.1m3矿车双层四车双罐笼，提升设备选用一台JKMD-3.5×4（）型多绳摩擦轮提升机，配备一台ZKTD215/45-P型直流直联电机，转速52.4r/min，电动机功率1000kW。最大提升速度9.6m/s。 核定结果：副井提升系统核定生产能力为549万吨/年。三、井下排水系统能力核定矿井采用两级排水，在550m水平及650m辅助水平分别设置
7、排水泵房，-550m水平泵房安装5台水泵，型号为PJ200（B）×7，在副井中设排水管路三趟（两用一备），管径为DN250，每趟长650m；-650m辅助水平泵房安装3台D500-57×3排水泵，排水管路两趟，管径为DN300，每趟长450m。核定结果：排水系统核定生产能力为374.01吨/年。四、供电系统能力核定矿井采用两回路35kV专用电源供电，地面35kV主变电所安装2台主变压器，型号为SF9-16000/35 16000kVA 35/6.3kV，一台工作，一台备用。沿副井井筒敷设下井电缆4路，型号均为MYJV42-6/6kV 3×185mm2煤矿用交联粗钢
8、丝铠装电缆。核定结果：供电系统核定生产能力为317.96万吨/年。五、井下运输系统能力核定井下主运输系统均采用胶带机运输，辅助运输系统采用轨道运输。核定结果：井下运输系统核定生产能力为559.68万吨/年。六、采掘工作面能力核定矿井主要采煤方法采用综采一次采全高和型钢放顶煤炮采，工作面个数为“两综两炮”。核定结果：采掘工作面核定生产能力为310.01万吨/年七、通风系统能力核定通风方式为中央并列式通风，副井、主井进风，中央风井回风。中央风井装有2台GAF-28-14-1型轴流式风机，一台使用一台备，配套电机型号为TD2500-6/1430,功率为2500kW。矿井总进风量为18822m3/mi
9、n，矿井总排风量达20123m3/min，等积孔为6.54m2，负压3720Pa。核定结果：核定通风系统能力为392万吨/年。八、地面生产系统能力核定箕斗卸煤进入受煤仓后，经原煤胶带机送至筛分楼进行分级与排矸，然后根据煤质情况进入选煤厂分级洗选或进仓（储煤场）装车外运。核定结果：地面生产系统生产能力核定结果为374万吨/年。九、选煤厂生产能力核定选煤厂加工方式为分级入洗，洗选工艺为块煤重介，末煤跳汰，跳汰机溢流直接进入煤泥回收系统，不设浮选系统。重介系统选用一台TESKA斜轮分选机，跳汰系统选用两台BATAC跳汰机，动筛排矸系统选用一台ROMJIG动筛跳汰机，煤泥回收采用旋流器-耙式浓缩机-板
10、式压滤机工艺，实现煤泥充分回收和煤泥水闭路循环。核定结果：选煤厂生产能力核定结果为391.86万吨/年。 第三节 最终确定的煤矿核定生产能力国投新集能源股份有限公司新集二矿各主要生产系统的核定生产能力结果见下表：矿井主要系统生产能力核定表序号系统名称核定结果（万吨/年）1提升系统315.22排水系统374.013供电系统317.964井下运输系统559.685采掘工作面310.016通风系统3927地面生产系统3748选煤厂391.86由上表可知，矿井采掘工作面核定生产能力最小，为310.01万吨/年，按照就近下靠原则，矿井最终确定的核定生产能力为310万吨/年。矿井服务年限为36.11年。第
11、二章 矿井基本概况第一节自然属性一、 地理位置、企业性质、隶属关系、地形地貌及交通矿井位于淮南市凤台县城西12km处，矿井主、副、风三个井筒位于井田中央，矿井地理坐标为：东经116°3352"，北纬32°4352"。国投新集能源股份有限公司为大型国有股份制企业，新集二矿隶属于国投新集能源股份有限公司。井田地处淮河冲积平原，地势平坦，地面标高一般都在+18+23m，西部和南部略高，东部和北部略低，沿西淝河两岸地面标高多在+19m以下。矿区铁路专用线与阜淮线相接，向东南到蚌埠141km，向西69km经阜阳至京九线相连，公路有凤毛公路与阜淮公路相接。矿井濒临西
12、淝河，水运由淮河进入长江。二、井田位置，边界范围，拐点坐标，井田面积，相邻矿井边界关系矿井位于淮南市毛集试验区苏板村，西起1勘探线(与新集一矿矿井接壤)，东至013勘探线(与八里塘井田毗邻)；南自1#煤层与阜凤逆冲断层交面线，北到13-1煤底板-1000m高程的垂直投影线；井田东西走向长6.0km，南北倾向宽5.0km，井田面积约30km2。与新集一矿井田属同一构造单元，均位于推覆构造下伏的原地煤系地层。安徽省国土资源厅以皖国土资矿便函200524文将100000012003号采矿许可证边界恢复原皖采证煤字1993第025号采矿许可证边界，国土资源部以国土资矿划字2006030号文批准,新采矿
13、许可证正在办理中。矿井开采煤层煤层为1311煤层，开采深度由230m至1000m。井田范围拐点坐标见下表。井田范围拐点坐标：点 号X坐标Y坐标点 号X坐标Y坐标1A3618260394602656N3623650394660152B3618365394616767M3623035394592703C3618178394626158P3623180394617004D3618472394650279H3618203394592005K361841039466014三、井田地质情况，地层，含煤地层，构造井田属于淮南煤田，位于淮南复向斜谢桥向斜南翼，颍凤区阜凤推覆构造中段，构造线方向近东西，受自南向
14、北应力作用，形成了以阜凤逆冲断层为主体的上迭式推覆构造。将外来系的寒武系地层、下元古界片麻岩地层、奥陶及石炭二迭系地层组成的夹片地层覆盖于原地煤系地层之上。煤田内地层除缺失上奥陶统、中、下石炭统及中、上三叠统和中、下侏罗统外，下元古界、寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系、三叠系、第三系和第四系均有不同程度的发育，基岩均被新生界所覆盖，外来系统推覆体主要由下元古界片麻岩、寒武系灰岩、奥陶及部分石炭二迭系地层组成。井田内二叠系山西组和上、下石盒子组为主要含煤地层，共分7个含煤段，主要含煤地层是第14含煤段，含煤25层，矿井大部及局部可采煤层14层，从上至下分别为：13-1、11-2、11-1、9上、9
15、、8、7-2、7-1、6-1上、6-1、5-2、4-2、1上、1煤层，其中全区可采5层,大部可采3层，局部可采6层，总厚度35.37m，含煤段含煤系数8.42%。原地系统由石炭、二叠系及其下伏地层组成，构造线方向与外来系统基本一致，走向近东西，向东部折转为南50°东，倾向北，局部向南倾(如03勘探线南部)，中、深部发育有一定数量的断层及宽缓褶曲，总体为一单斜构造。浅部（南部）地层产状平缓，一般为510°，中部1020°，往深部倾角逐渐增大，一般为2530°，西北部局部地段达60°。根据钻探和三维地震补充勘探所获资料，经综合分析研究。目前共发现落
16、差大于20m的断层9条。其中正断层7条，逆断层2条，区域性大断层阜凤逆冲断层对全井田的构造具有明显的控制作用。矿井地质构造类型中等。四、主要可采煤层情况，煤层赋存条件，煤层层数，厚度，资源储量，煤质，煤种矿井主要可采煤层共5层，从上往下依次为：13-1煤，平均厚5.35m，全区可采，煤层结构简单，较赋存稳定；11-2煤，平均厚3.52m，全区可采，煤层结构复杂，赋存稳定；8煤，平均厚3.37m，全区可采，煤层结构简单，赋存稳定； 6-1煤，平均厚3.17m，全区可采，煤层结构复杂，赋存较稳定，6-1上与6-1煤层的间距为0.703.35m，当间距小于0.70m时，合并为6-1煤层，其分叉、合并
17、界线西至0203勘探线之间，东至09勘探线，南为500m左右； 1煤，平均厚3.31m，全区可采，煤层结构简单，赋存稳定。截止2005年底，全矿井-1000m水平以上地质储量48486.6万吨、工业储量25658.7万吨、高级储量10555.7万吨，可采储量15673.2万吨。其中131煤层地质储量8630.3万吨、工业储量3709万吨、高级储量686万吨，可采储量1760.2万吨；112煤层地质储量5294.2万吨、工业储量2639万吨、高级储量1655万吨，可采储量2033.6万吨；8煤层地质储量5252.1万吨、工业储量2277.3万吨、高级储量1311.2万吨，可采储量1451.1万吨
18、；61煤层地质储量4819.1万吨、工业储量2665.1万吨、高级储量1890.2万吨，可采储量1662.4万吨；1煤层地质储量7000.2万吨、工业储量5953.2万吨、高级储量2421万吨，可采储量3987.6万吨。依法认定的地质勘探报告为中国煤田地质总局147勘探队提交的并经省储委以皖储决字(1992)087号文批准的花家湖井田(一期工程) 精查地质报告及评审意见书。（见附件）于20042005年外委资质单位进行矿井地质报告修编和资源储量核实检测，资源储量核实检测时间截止于2005年末，该报告于2006年8月26日在国土资源部储量评审中心通过评审，正等待批文。上一年度矿井资源储量报表：是
19、经国土资源部门核实备案的2005年度生产矿井储量动态平衡表。（见附件）煤层煤种属优质1/3焦煤、气煤；低磷、低硫，高发热量、高挥发份，适用于动力用煤，工业上可作良好的配焦和动力用煤。由于焦油产率高，而更适合于炼焦和气化的综合利用。五、水文地质条件，开采技术条件(一)水文地质本井田煤系地层下伏为太原组，含灰岩1213层，基底为奥陶系石灰岩。外来系推覆体寒武系、下元古界以及奥陶系和部分石炭、二叠系夹片地层覆盖于煤系地层之上。推覆体近东西向展布，其掩盖区域为井田南部和中部。其上部为第三系和第四系松散层。矿井水文地质类型为中等偏复杂。1、地表水体井田内地表水系发育，西淝河由西往东穿过井田中部排入淮河。
20、西淝河两侧有大面积积水洼地，位于井田内的花家湖常年积水，丰水季节同西淝河连成一体。2、含(隔)水层组水文地质条件自上而下分述如下：（1）新生界松散层孔隙潜水承压水含(隔)水组厚48.10203.2m，平均112.38m，由砂层、砂质粘土及粘土层等组成，分为一、二、三含水层组，其中以第二含水层为主，富水性中等较强。新生界含水层与煤系地层之间多为外来系统的老地层所隔，一般情况下，对煤层开采无影响。第一含水组(简称一含)属第四系全新统，本组厚10.6026.59m，平均厚20.06m。近地表处约10m大多为粘性土，往下为粉砂或粘土质砂与粘性土互层，组成复合含水层，属潜水型。局部具承压性。其中砂层多不
21、稳定，局部尖灭而均由粘性土组成，与第一隔水层形成一体。第一隔水层(简称一隔)属第四系上更新统上部，厚022.55m，平均厚6.81m，底界埋深14.2033.90m。岩性为浅黄色致密、细腻、强塑性粘土类土，个别孔夹一薄层不稳定砂层。由于受古河流冲刷影响，厚度变化较大，局部变薄或尖灭。第二含水组(简称二含)属第四系上更新统下部下更新统上部，为孔隙承压水含水组，底界埋深95.20123.95m，平均厚72.18m。岩性主要由河流相沉积的浅黄灰黄色中、细砂组成，含少量粗砂，夹数层薄层粘性土。其中砂层占总厚44%96%，中上部砂层结构松散，下部多含较多风化长石致使砂层含、透水性变弱，04勘探线以西位于
22、本组中部偏下发育一层厚层状粘性土，将二含分成上下二部分。二含水位标高为15.33518.149m，单位涌水量1.815.79 ls.m，渗透系数2.8710.78md，导水系数253.18490.80m2/d,PH值7.57.7，水温1821.5，矿化度0.320.43g/l，全硬度11.2613.40德国度，有害元素微量到无迹，类型为重碳酸盐型，适于饮用。第二隔水层(简称二隔)第四系下更新统或第三系上新统，底界埋深96.0136.40m，厚028.90m，平均厚7.97m。岩性变化大，主要为黄、灰绿、棕红等杂色粘性土，局部含钙质，结构致密，是良好的隔水层段，但受古地形控制以及古河流冲刷影响，
23、厚度变化很大，局部沉积缺失而成“天窗”，使二含砂层直接覆盖于基岩之上。第三含水组(简称三含)属第三系上新统中部和中新统，直接覆盖于基岩之上，明显受古地形控制，井田内发育不全。厚度变化很大，060m不等。因井田中部基底隆起，造成三含呈东西向带状缺失。岩性变化较大，多为灰绿、棕红、灰白色中厚层状含砾粘土或钙质粘土，夹数层不稳定的中细砂，局部含钙较高，可见12层泥灰岩。岩性多呈半固结状，砂层多分布在三含上部，且砂层中长石多已风化成粘土矿物。全层富水性差异较大。（2）下元古界片麻岩裂隙承压含水组本含水层为外来推覆岩体，位于F02断层以南，寿县老人仓断层以北沿走向覆盖于主要可采煤层之上，平均宽度2.16
24、km，钻孔揭露最大厚度475.52m，平均垂厚161.36m，倾向上呈南厚北薄的特征，岩性由灰绿色角闪片麻岩、肉红色花岗片麻岩以及杂色混合片麻岩组成，岩性致密，坚硬。据风检孔抽水资料，含水层水位标高为18.63m，单位涌水量q=0.0070.1041 l/s.m,水质为Cl-Na型。片麻岩裂隙发育不均，井田内有6个孔漏水，漏水孔率18%、漏水孔均分布在04线、07线以及02线，漏水点均分布在片麻岩的中下部，浅部的岩层风化程度高，岩层大都风化成为泥状，富水性较弱；中下部岩层裂隙比较发育，富水性较上部要强一些。整体富水性弱且不均,以静储量为主。风井、副井揭露时，最大涌水量为24.05m3/h和26
25、.5m3/h，而主井揭露时出水仅为2.5m3/h。（3） 寒武系灰岩岩溶裂隙承压含水层本含水层亦为外来推覆岩体，位于F02断层以北的井田北半部，沿走向覆盖于131煤层之上。厚8.0853.00m，平均311.69m。寒武系地层在F10断层以南为富水性较弱的馒头组和猴家山组，在F10断层以北为富水性相对较强的张夏组。灰岩富水具有明显的垂直分带性，其顶部受风化作用影响，岩溶裂隙较发育，水蚀现象明显，富水性较强；中部裂隙相对较少、富水性弱；底部由于受阜凤逆冲断层影响，岩溶裂隙发育，水蚀现象亦较明显，富水性较上部稍强。450m皮带石门探放孔揭露寒武系底部灰岩时，单孔出水量0.91.3m3h，13-1煤
26、西翼探巷探放寒武系1#、2#孔揭露寒武系底部灰岩时，单孔出水量0.020.96m3h，且水量衰减很快。但其下部富水性评价尚需做进一步工作。（4）夹片裂隙岩溶含水带本含水层亦为外来推覆岩体，平面上呈不规则长带状分布于寿县老人仓断层与下夹片断层之间，顺走向直接覆盖于11煤及其下各煤层隐伏露头之上，平均宽度845m；剖面上呈“楔形”或“口形”分布在片麻岩及阜凤逆冲断层之下，垂厚6.00331.70m，最大揭露厚度183m。岩性由砂岩、泥岩、砂质泥岩、灰岩和煤组成，上、下断面附近较破碎，其中灰岩约占20%，位于夹片地层顶部。夹片地层倒转，岩性和厚度变化大，对比困难。仅0103孔发现其上部严重漏水，其它
27、未见漏水点。据313孔抽水资料，水位标高19.35m，单位涌水量0.005931 ls·m，渗透系数0.00334md，水质Cl-Na型。富水性较弱但不均一，夹片顶部奥灰富水性强。主井探水注浆孔揭露时单孔最大涌水量20.6m3h，副井揭露时最大涌水量为8.5m3/h。（5）断层带含水组井田内断层较发育，主要断层11条，其中逆断层4条，正断层7条，均近东西走向。钻孔穿过断点101个，断层带厚度一般015m，断层带多为砂岩、泥岩、煤屑等受挤压破碎，并由泥质胶结而成。除阜凤逆冲断层有两个孔不同程度漏水外，其余各断点泥浆消耗量一般在0.2m3h以下。钻孔穿过阜凤逆冲断层的有55个，断层带最大
28、厚度约15m，其岩性一般由破碎角砾状灰岩、泥岩、炭质泥岩等混合而成，局部形成胶结较好的构造岩。两个漏水孔其上盘岩性均为片麻岩，其余所有钻孔泥浆消耗量均较小或不消耗。阜凤逆冲断层带漏孔率为4.8%,富水性不均，差异明显。0108孔抽水试验结果表明：涌水量呈较明显衰减型，恢复水位较慢。水位标高17.34m，单位涌水量为0.407 ls·m，渗透系数1.74md，水质为Cl-Na型水，矿化度2.444gl。断层带在自然状态下富水性微弱，且导水性差。（6）岩(原地系统)含水层(组)二叠系砂岩裂隙承压含水组：本组岩性、厚度变化大，岩性以中、细粒砂岩为主，夹泥质岩类和粉砂岩，分布于各煤层之间。砂
29、岩裂隙不发育或发育不均，一般浅部较深部稍发育。区域资料和井田抽水资料均显示：涌水量曲线多呈衰减型，且恢复水位极其缓慢，单位涌水量均小于0.1 ls·m，富水性弱，且以静储量为主。131煤顶板砂岩受推覆体影响，厚度不均，一般砂岩厚度约为28m，以中、细粒砂岩为主，单位涌水量0.001430.00202 ls.m，渗透系数0.005840.00637md，水质为Cl-Na型水，矿化度1.8gl。11煤顶板砂岩厚1253m，平均厚40m，以中粒砂岩为主，裂隙发育不均一。井下巷道揭露多见有淋、滴水现象，含水较丰富，富水性中等-较强，水质为Cl-Na型水。8煤顶板砂岩以中细粒为主，厚543m，
30、平均20m，06线以东厚度大，裂隙不发育或发育不均一，富水性微弱。6煤顶板砂岩，以细粒为主，厚021.5m，平均厚度12m，裂隙相对不发育，富水性弱。1煤顶板砂岩，以中粒为主，平均厚度大于40m，裂隙发育，现不具备对1煤开采的条件，其顶板砂岩富水性有待揭露评价。太原组石灰岩岩溶裂隙承压含水组：组厚约140m，由1013层石灰岩与泥岩、砂岩和薄煤相间组成。灰岩约占组厚50%，其中4、12号灰岩层位稳定且厚度较大，分别为10和15m左右。全井田见该组灰岩孔37个，其中有14个孔至4灰以下，漏水孔2个，均为4灰漏水，漏孔率占13%，漏水点标高在-570m以下。井田施工0401抽水孔1个简易抽水孔，地
31、处岩溶裂隙不发育地段，钻孔单位涌水量最大值仅为0.000464 ls·m，渗透系数0.0027md，不能反映太原组上段14号灰岩的富水程度，但反映了富水性不均的特点。2001年0504孔水位标高+3.877m,自1993年观测以来,水位降低17.68m。矿区目前对此含水层开展水文地质工作较少。区域资料表明，水质类型为Cl-Na型，矿化度1.858gl，每层灰岩皆含水，底部12灰富水性大于上部3、4灰，总体富水性中等较强，属区域强含水层。奥陶系石灰岩岩溶裂隙承压含水组：井田内仅两孔揭露，其中0303孔仅揭露9.07m即发现严重漏水。矿区目前还未对此含水层开展水文地质工作，据区域资料，钻
32、孔单位涌水量0.0131.394 ls.m，富水性中等强，属区域强含水组，为太原组灰岩的直接补给水源。3、地下水动态变化和补、迳、排条件及各含水层间水力联系（1）新生界浅层潜水主要接受大气降水和地表水垂直下渗补给，交替条件良好，动态变化大。其主要排泄途径为蒸发和人工开采，在旱季补给地表水。深层承压水由于受上部隔水层阻挡，其动态变化受大气降水影响程度相应降低，补、迳、排条件也次之。一、二、三含和基岩风化带间虽有隔水层存在，但由于一、二隔的局部变薄或沉积缺失。使它们之间存在一定水力联系，且程度不同地受大气降水影响。据长观资料，二含水位高峰值一般较雨季滞后20左右，寒武系灰岩含水组水位高峰值较雨季滞
33、后时间略长些，随埋深增加地下水动态变幅渐小。（2）由于推覆体的存在，特别是中下部裂隙和岩溶裂隙不发育，起了一定的隔水作用，使其上下含水层间正常情况下不存在直接水力联系。推覆体下部及其下伏地层水的交替循环缓慢，自然状态地下水多以水平运动为主，垂直运动微弱。（3）“夹片”含水层直接覆盖在112煤及其下各煤层隐伏露头之上，与煤系风化带砂岩水有密切的水力联系，是煤系浅部砂岩含水层直接补给水源。其上部受断层挤压影响，与阜凤断层带水有一定水力联系，“夹片”南侧局部与太原组接触，可能接受灰岩水的补给。（4）各煤层顶板砂岩含水层间有泥岩，粉砂岩相隔，相互间一般情况下无直接水力联系。北部位于寒武系灰岩含水组覆盖
34、下的131煤顶板砂岩含水层，与阜凤断层带及寒武系下部灰岩可能有一定水力联系。（5）区内除阜凤逆冲断层局部富水外，其它断层带富水性和导水性较弱，自然状态下不会成为各含水层之间水力联系通道。F10断层两侧部分可采煤层和太原组、奥陶系石灰岩对接，灰岩水有可能成为煤层顶板砂岩水的侧向补给源。总之，井田内深部（推覆体下部及其下伏煤系地层）各含水层补、迳、排条件均较差，基本处于封闭半封闭状态，地下水迳流缓慢，与区域含水层间水力联系不密切，地下水化学类型在垂向上变化规律明显，由上而下一般为碳酸盐型氯碳酸盐型氯盐型的渐变关系，矿化度也由浅至深渐高。地下水流向与区域规律相符，大致为由西向东流。在矿床采动后，矿井
35、人工排水将成为深部地下水的主要排泄方式。（二）其它开采技术条件矿井各开采煤层均具有自然发火倾向性，自燃倾向等级为级，自然发火期为36个月；煤尘具有爆炸性，煤尘爆炸指数为：29.96%39.86%；根据2005年矿井瓦斯等级鉴定结果，矿井绝对瓦斯涌出量为41.55m3/min，相对瓦斯涌出量为6.48 m3/t，根据抚顺煤科分院区域突出危险性预测研究结论认为：8 煤： 01至09勘探线、-450m 与-550m间区域为无突出危险区域；中央采区（-550m以下、-750m以上）为突出危险区。6-1煤： 01至09勘探线、-450m与-550m间区域为无突出危险区域。中央采区-600m与-750m间
36、为突出危险区、-550m 与-600m间为突出威胁区。13-1煤：550m以上（01013勘探线之间）区域为无突出危险区，中央采区-600m与-750m间区域为突出危险区、-550m与-600m间区域为突出威胁区。第二节矿井建设情况一、 设计时间及单位新集二矿(原为花家湖矿)矿井初步设计由合肥煤炭设计研究院设计，于1993年完成。1994年,新集矿区设计院进行补套设计, 设计井型为300万吨/年。并由经安徽省计划委员会，于1994年以计能字1994513号文关于花家湖煤矿按年产300万吨煤炭补套设计的批复批准。二、立项批准时间及单位、建设期及投产期、设计生产能力及上年度批准的核定生产能力安徽省
37、计划委员会，于1992年以计能字1992848号文关于新集矿区花家湖矿井项目建议的批复批准立项 。矿井于1993年7月1日正式开工建设，于1996年10月1日投产。原设计井型为150万吨/年，后补套设计井型为300万吨/年。安徽省发改委以发改能源2005978号文公布2005年核定生产能力为310万吨/年。三、技术改造、整合改造或改扩建矿井设计生产能力及有关立项、开竣工、投产验收情况1994年,新集矿区设计院进行补套设计, 设计井型为300万吨/年。并经安徽省计划委员会，于1994年以计能字1994513号文关于花家湖煤矿按年产300万吨煤炭补套设计的批复批准。主井箕斗扩容，1997年元月由合
38、肥设计研究院进行改造可行性研究，箕斗于2001年元月将原16吨箕斗更换为17.5吨箕斗。-550m扩建的水仓，新增有效容量3582m3。总有效容量达7582m3 。2002年由新集矿区设计院进行二期工程设计,2003年1月由中煤三建总机厂施工，2004年4月完成二期工程改造，将5台MD280-65×10水泵更换为5台PJ200(B)×7型，并验收合格。单台排水量达420m3/h，正常排水能力为840m3/h，最大排水能力为1550m3/h。新建-650m辅助水平水仓，有效容量2400m3。2003年由新集矿区设计院进行-650m辅助水平泵房设计,2004年5月由徐州安装处施
39、工，2004年11月完成安装，并验收合格。泵房内安装3台D500-57×3排水泵，单台流量为500m3/h。配套电机YB50S2-4型，功率355KW。正常排水能力为500m3/h，最大排水能力为1000m3/h。矿井GAF28-14-1型主扇电机，电机由1000KW电动机更换为2500KW。2001年由新集矿区设计院进行二期工程设计,2001年8月由中煤三建机电安装工程处施工，2001年11月完成二期工程改造，并验收合格，将原1000KW电动机更换为2500KW电动机，电控系统增加了电抗器和短接柜。主强力皮带延长，由-550m水平延深至-650m辅助水平。2003年4月25日至5月
40、6日，将强力皮带延伸320米，安装皮带架，拆除580原机尾装置，安装650水平新机尾，验收合格。第三节煤矿生产现状一、主要生产系统，采掘工艺，开拓方式和采煤方法，水平、采区划分出煤系统:工作面机巷采区运输上山采区运输石门水平集运巷强力皮带上山主井煤仓主井地面。通风系统：新风：地面主副井水平运输大巷采区运输石门采区运输上山工作面机巷工作面。污风：工作面工作面风巷采区专用回风上山水平回风大巷水平回风石门风井。运料系统：地面副井水平轨道大巷采区轨道石门采区轨道上山工作面风、机巷工作面。采掘工艺分别为综掘、炮掘和综采、炮采。采煤方法为走向长壁全部垮落法后退式采煤。矿井开拓方式为采用主井、副井、风井三个
41、立井、主要石门、集中运输大巷、分区石门开拓方式。矿井共分为三个水平：-550m以上为一水平；-550-750m为二水平；-750m以下为深部水平；一水平标高为-550m，二水平标高为-750m，辅助水平为-450m和-650m。分成中央采区、东翼采区、西翼采区三大采区。二、通风方式矿井采用中央并列通风方式，副井、主井进风，中央风井回风。通风方法为抽出式，中央风井装有2台同等能力的轴流式风机，型号为GAF-28-14-1，配用2500kW电机，一台使用一台备用。三、现主要生产煤层、采区、工作面情况矿井已生产煤层为8、6-1、11-2、13-1四个主采煤层和9上煤一个次采煤层，均在一水平以上中央采
42、区、东翼采区和西翼采区，工作面布置为走向长壁后退式开采。采煤工艺：综采为一次采全厚、全部垮落法管理顶板，炮采为型钢放顶煤开采方法。现主要生产煤层为61煤、131煤，其中6-1煤为综采开采,分别是中央采区的1606工作面和西翼采区的W1607工作面; 13-1煤为型钢放顶煤开采,分别是中央采区的1306工作面和1308工作面。四、近几年生产完成情况20032005年核定矿井生产能力为310万吨/年。2003年实际产量316.17万吨/年, 2004实际产量303.74万吨/年, 2005实际产量309.98万吨/年。五、煤炭资源回收率情况（1）采区回采率达到规定标准根据20032005年生产煤层
43、为中厚煤层和厚煤层、个别工作面为薄煤层，由省、市国土资源部门根据当年中厚煤层、厚煤层、薄煤层动用储量，核定采区综合回采率考核指标为77。经国土资源部门考核，20032005年实际采区回采率分别为78.1、78.4、80.1，分别高出核定的采区综合回采率考核指标1.1、1.4和3.1个百分点。（2）矿井安全煤柱的留设符合有关规定要求矿井严格按新集矿区花家湖矿井初步设计留设各种不同类型的矿井安全煤柱，井筒及地面构建筑物。按类保护要求留有工业广场保护煤柱2662万吨；按类保护要求留设阜淮铁路保护煤柱964万吨；相邻矿井交界处各留有20m以上的境界保护煤柱109.4万吨；按要求留有各类断层保护煤柱23
44、12万吨；留设上覆外来地层防水煤柱6760万吨。（3） “三个煤量”符合要求 2005年底期末，开拓煤量：2143.2万吨，可采期6.9年；准备煤量：340.5万吨，可采期13.2个月；回采煤量：173.1万吨，可采期6.7个月；三个煤量”符合要求。根据新集二矿20072009年采掘接替情况，经计算20072009年“三个煤量”情况如下表：年度回采煤量（月）准备煤量（月）开拓煤量（年）2007“三量”（万吨）1993471798可采期7.713.45.82008“三量”（万吨）1763561922可采期6.813.96.22009“三量”（万吨）1833251860可采期7.112.66（4）
45、厚薄煤层、难易开采煤层、不同煤种煤质煤层合理配采情况 合理开发薄煤层，9上煤为局部可采极不稳定煤层，煤厚变化较大，上分层煤厚0.61.1m，下分层煤厚0.41.2m，煤层中普遍含一层夹矸，夹矸厚0.6m1.2m，厚度变化大。加之9上煤原煤灰分含量较高,9上煤全层发热量低，一般在22252930卡/克。通过大量探采工作，在9上煤为部分可采块段布置工作面，共采出煤炭4.6万吨。留设小阶段煤柱沿空开采， 11-2煤、8煤、6煤层顶板砂岩含有丰富的砂岩裂隙水，开采时涌水量大，每个老空区均大量积水，严重威胁本煤层下阶段工作面和下覆煤层开采。但近几年通过留设小阶段煤柱沿空开采，多回收资源43.3万吨。为尽
46、量回收三角块段和断层、褶皱、煤层变薄带煤炭，采用“刀把式”布置工作面开采，最大限度回收煤炭资源，多回收煤炭115.3 万吨。 综采和炮采实行搭配开采，对因水和构造等不适合综采的块段进行炮采。在1306面首次推行钢放顶煤工艺，工作面回采率达95.7，取得良好效果。六、今后三年的生产接替安排今后三年回采区域仍在一水平和二水平辅助水平的中央采区，开采煤层为6-1、8、9上、11-2、13-1五个煤层，以“二综二炮”的生产模式，保持矿井310万ta的规模。至2009年底采煤面接续安排，综采面：1606E11062611E160816082612, 综采面：W16071600W1903W1603W110
47、3,型钢放顶煤炮采面1306E1306E1301E1108E1305, 型钢放顶煤炮采面1308E1307E130413091310。具体生产接替见新集二矿20062009年采面接替表。第三章 煤矿生产能力核查计算第一节资源储量核查一、资源储量截止日期、选取的主要参数及工业指标、估算结果（保有、累计探明、累计采出、累计损失）（一）储量估算选取的主要参数及工业指标1、块段平均煤厚采用块段内或相邻块段内钻孔和井巷见煤点采用厚度的算术平均值，作为块段平均煤厚；当与不可采区接触时，适当增加最低可采厚度参与平均计算。确定见煤点采用厚度的原则：(1)煤层中夹矸的单层厚度不大于0.05m时,夹矸与煤合并计算,不需扣除。但全层的灰份或发热量指标应符合规定的标准。(2)煤层中夹矸的单层厚度等于或大于所规定的煤层最低可采厚度时，被夹矸所分开的煤分层应作为独立煤层，一般应分别估算