生产管理知识生产能
力核定说明汇总某某
某年
目录
第一章概述 1
第一节核定工作的简要过程 1
第二节核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准 3
第三节 核定主要系统环节及结果 3
第四节最终确定的煤矿核定生产能力 4
第二章 煤矿基本概况 4
第一节 自然属性 4
第二节矿井建设情况 31
第三节煤矿生产现状 33
第三章 煤矿生产能力核查计算 36
第一节 资源储量核查 36
第二节 主井提升系统能力核定 41
第三节副井提升系统能力核定 44
第四节井下排水系统能力核定 47
第五节 供电系统能力核定 51
第六节 井下运输系统能力核定 54
第七节 采掘工作面能力核定 57
第八节 通风系统能力核定 64
第九节 地面生产系统能力核定 97
第十节 压风、灭尘、瓦斯抽排、通讯等系统核查情况 101
第十一节 安全程度、监测监控等核查情况 103
第四章 煤矿生产能力核定结果 105
第一节 各环节能力核定结果分析 105
第二节 煤炭资源保障程度分析 105
第三节煤矿生产能力核定结果 106
第五章 问题及建议 106
第一节 各生产系统（环节）存在的主要问题 106
第二节 建议采取的整改措施 106
第一章 概述
第一节 核定工作的简要过程
按照国家发展和改革委员会、国家安全生产监督管理总局、国家
煤矿安全监察局《关于印发〈煤矿生产能力管理办法〉的通知》（发
改运行〔2006〕819 号）第十四条有关规定，平煤集团生产能力核定
领导小组下设的 10 个专业组于 2010 年 9 月 1 日开始对十矿进行煤
矿生产能力核定，工作主要过程如下：
一、首先由平煤集团生产能力核定领导小组办公室主任传达了国家发
改委《关于开展全国煤矿生产能力复核工作的通知》（发改运行〔2006〕
819号）、河南省煤炭工业局《河南省煤矿生产能力复核实施方案》（豫
煤行〔2006〕576号）及平煤集团《关于开展 2008年部分煤矿生产能
力核定工作的通知》等文件精神。同时对本次生产能力核定工作作了
具体部署，按照“统一领导，分工负责，层层把关”的原则，实事求
是、科学合理地开展煤矿生产能力核定工作。
二、由平煤集团煤矿生产能力核定领导小组办公室与十矿签订了
生产能力核定合同书。
三、由十矿技术负责人详细汇报十矿关于矿井建设、生产环节、
主要生产设备等情况。
四、现场收集资料
（一）收集了十矿的采矿许可证、煤炭生产许可证、煤矿安全生产许
可证、工商营业执照和矿长资格证、矿长安全资格证。
（二）收集了十矿经依法认定的勘探报告或资源储量核实（检测）评
审意见书和上一年度矿井资源储量报表。
（三）收集了十矿矿井建设的设计批文等材料。
（四）收集了十矿矿井生产环节技术改造的验收报告。
（五）收集了十矿矿井主要通风机、主井提升机、副井提升机、主排
水泵等主要设备的测试报告。
（六）收集了十矿安全评价结论意见。
（七）收集了十矿井上下对照图、采掘工程平面图、通风系统图、排
水系统图、供电系统图、储量计算图、地面生产系统图、井下运输系
统图等有关图纸。
五、由十矿向平煤集团公司提供了资料承诺书，保证所提供的资
料真实、准确、可靠。
六、核查十矿井生产能力核定应具备的条件
十矿井“三证一照”（采矿许可证、安全生产许可证、煤炭生产
许可证和营业执照）齐全有效，具有健全的生产、技术、安全管理机
构及相应的专业技术人员和较完善的生产、技术、安全管理制度，各
生产系统及安全监控系统运转正常，完全符合《煤矿生产能力核定标
准》第二条的规定。
七、进行生产能力核定
平煤集团参加生产能力核定的专业技术人员（均为参加国家发改
委和河南省煤炭工业局组织的煤矿生产能力核定培训班的人员）严格
按照《煤矿生产能力管理办法》和《煤矿生产能力核定标准》对十矿
的主井提升系统、副井提升系统、排水系统、供电系统、井下运输系
统、采掘工作面、通风系统和地面生产系统等能力进行了核查、计算，
其中最低环节为采掘工作面系统，其核定能力为：293 万 t/a，故该
矿综合生产能力为：293万 t/a。
在核定过程中，我们同时核查了矿井压风、灭尘、通讯系统和地
面运输等能力，以上能力完全满足核定生产能力的需要。
第二节 核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准
本次核定主要依据了以下法律、法规、规范和技术标准。
一、《煤炭法》、《矿产资源法》、《安全生产法》、《矿山安全法》。
二、《煤矿安全规程》（2006版）。
三、《国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定》和《国务
院关于促进煤炭工业健康发展的若干意见》。
四、《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）。
五、《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》。
六、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》。
第三节核定主要系统环节及结果
本次生产能力核定核查了该矿井的主井提升系统、副井提升系统、
排水系统、供电系统、井下运输系统、采掘工作面、通风系统、地面
生产系统等主要生产系统能力和矿井压风、灭尘、通讯系统和地面运
输等能力，核定结果如下：
主井提升系统能力为 317 万吨/年，副井提升系统能力为 317 万
吨/年，井下运输系统能力为 308万吨/年，通风系统能力为 360万吨/
年，排水系统能力为 346 万吨/年，供电系统能力为 583 万吨/年，
采掘工作面能力为 293 万吨/年，地面生产系统核定生产能力为 397
万吨/年。
详见下表。
生产系统
核定结果
（万吨/年）
生产系统
核定结果
（万吨/年）
主井提升 327 排水系统 339
副井提升 341 供电系统 583
井下运输系统 322 采掘工作面 293
通风系统 360 地面生产系统 397
选煤厂 0
第四节 最终确定的煤矿核定生产能力
由于该矿井最低环节为主井提升系统，其核定能力为：293万 t/a，
按照《煤矿生产能力核定标准》第三条、第四条、第五条的有关规定，
确定该矿井综合生产能力能力 293万吨/年。
第二章煤矿基本概况
第一节自然属性
一、矿山基本情况
1、地理位置：平煤集团公司十矿位于河南省平顶山市区东部，东西
向长 ,南北倾斜宽 ,含煤面积 。
2、企业性质：国有股份制有限公司。
3、隶属关系：河南煤炭管理局平顶山煤业股份有限公司。
4、地形地貌：十矿井田地处汝河以南，沙河之北的伏牛山余脉低
山丘陵地带，地势西北高东南低。自西向东红石山、龙山庙、擂鼓山、
落凫山、平顶山、马棚山、焦赞山绵延不断，山脉呈北西走向，组成
分区的地表分水岭。十矿矿井位于平顶山、马棚山之间的山口以南的
开阔山前冲积平原上。井口标高 。井田最高峰马棚山海拔
。
5、交通情况：十矿位于平顶山煤田东部，平顶山市东北部，距市
区中心约 6km，行政区划平顶山市卫东区。交通以铁路、公路为主，
南距平顶山火车东站 5km，由此往东至孟庙东站 62km与京广铁路相接，
向西 38km 至宝丰车站与焦枝铁路相连，矿井通过矿区专用铁路与国
铁接轨。公路交通以平顶山市为枢纽，辐射附近各县、市及矿区，并
与四通八达的许南、洛叶公路相连，交通极为便利。
二、井田基本情况：
1.井田位置：十矿位于平顶山煤田东部，平顶山市东北部，距市
区中心约 6km，行政区划平顶山市卫东区。地理位置东经 113°19′20
″至 113°23′18″，北纬 33°44′47″至 33°48′45″。主井口坐标
X：.88，Y：，Z：。
2.边界范围：平煤集团十矿井田内可采煤层为丁、戊、己、庚四
组煤层。丁组、戊组南以各煤层露头为界，北至李口向斜轴部，西以
26勘探线与一矿相邻，东以 21勘探线以东 500米与八矿为界，己组、
庚组西以 31 勘探线与一矿相邻，南以 30’-10 钻孔以南 100 米至
26-21钻孔南 600米、26-14钻孔南 110米至己 15-22080停采线机巷
南 25米，己 15-22060风巷停采位置至己 15-16-22070机巷切眼位置
与吴寨相接，东以十矿北翼东区三条下山己组保护煤柱，西边界至李
口向斜与十二矿为界（其中十矿北工业广场己组保护煤柱以东，北工
业广场己组保护煤柱北边界线南 185 米至东区三条上山己组保护煤
柱西边界线以南划归十二矿）。
3.拐点坐标：十矿矿区范围为 2006年 5月由国土资源部颁发的 63
号采矿许可证范围，由 177个边界拐点坐标圈定（见表 1-1）。
表 1-1十矿矿区范围拐点坐标一览表
点号 X坐标 Y坐标 点号 X坐标 Y坐标 点号 X坐标 Y坐标
丁组 C1007 0 B1013 5
D1001 0 C1008 0 B1014 5
D1002 0 C1009 5 B1015 0
D1003 0 C1010 0 B1016 0
D1004 0 C1011 5 B1017 2
D1005 0 C1012 0 B1018 5
D1006 5 C1013 0 B1019 0
D1007 5 C1014 5 标高：-180米至-800米
D1008 2 C1015 0 庚组
D1009 0 C1016 5 A1001 0
D1014 5 C1017 5 A1002 6
D1015 0 C1018 0 A1003 4
D1016 0 C1019 0 A1004 7
D1017 0 C1020 0 A1005 3
D1018 0 C1021 5 A1006 1
D1019 5 标高：8米至-650米 A1007 1
D1020 2 己组 A1008 5
D1021 5 B1001 6 A1009 2
D1022 0 B1002 4 A1010 5
D1023 5 B1003 7 A1011 5
标高：40米至-600米 B1004 3 A1012 0
戊组 B1005 1 A1013 5
C1001 5 B1006 1 A1014 5
C1002 5 B1007 5 A1015 5
C1002A 0 B1008 2 A1016 5
C1003 8 B1009 5 A1017 0
C1004 5 B1010 5 A1018 0
C1005 5 B1011 0 A1019 0
C1006 5 B1012 5 标高：从-200米至-800米
以上范围扣除广达煤矿等 11 个地方矿，扣除的地方矿名称及矿
区范围坐标见表 1-1(续)及参见采矿许可证：
表 1-1扣除 11个小煤窑矿区范围拐点坐标一览表(续)
点号 X坐标 Y坐标 点号 X坐标 Y坐标 点号 X坐标 Y坐标
广达煤矿 科迈煤矿 光辉煤矿(戊 8-10)
1 2 1 5 1 6
2 8 2 0 2 8
3 2 3 0 3 6
4 2 4 6 4 4
标高：0米至-50米 5 9 5 4
魏寨煤矿 标高：-60米至-120米 6 0
1 8 金牛山煤矿 7 7
2 0 1 2 8 4
3 0 2 7 9 0
4 5 3 2 10 7
标高：-12米至-70米 4 7 11 0
上徐五号井煤矿 5 4 12 2
1 6 6 7 13 5
2 6 7 5 标高：22米至-104米
3 6 8 8 光辉煤矿(戊 11)
4 0 标高：-40米至-220米 1 6
5 0 上徐煤矿 2 8
6 0 1 0 3 6
7 8 2 0 4 4
8 4 3 2 5 4
9 3 4 2 6 0
标高：-16米至-47米 5 0 7 7
兴发煤矿 6 6 8 4
1 6 7 4 9 0
2 0 8 8 10 7
3 0 9 5 11 0
4 6 10 6 12 2
5 2 11 6 13 0
6 0 标高：5米至-24米 14 0
7 8 富照煤矿 标高：22米至-104米
8 4 1 7 何庄煤矿
标高：-44米至-110米 2 6 1 3
尹充煤矿 3 3 2 2
1 0 4 0 3 0
2 0 5 0 4 6
3 2 6 7 5 0
4 5 7 0 6 0
5 6 8 4 7 2
6 0 标高：0米至-118米 标高：-60米至-120米
7 5
标高：-50米至-133米
4.井田面积：井田含煤面积 ，开采深度由 40m至-800m
标高。
5.相邻矿井边界关系：十矿南以各煤层露头为界，北到丁煤
组-600m、戊煤组-650m、己煤组-800m 底板标高，西以 26 勘
探线与一、二矿相邻，东到 21 勘探线以东 500m 和 23 勘探线
以东 500m 分别与八矿和十二矿毗邻。
三、井田地质情况：
1、地层
井田地层从老到新依次为寒武系崮山组、石炭系中统本溪组、上
统太原组、二迭系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子组、石千
峰组和第四系。地层未受区域变质和岩浆活动影响。
（1）、寒武系崮山组(Є3g)
本组地层为煤系沉积基底。岩性为灰～深灰色，厚～巨厚层状含
不明显鲕粒白云质灰岩，上界是本溪组铝土质泥岩底面，厚度大于 20m。
（2）、石炭系(C)
井田缺失下石炭统，中上石炭统也发育不全。中上石炭统为海陆
交互相的铝质岩、碳酸盐岩及含煤碎屑岩组合。
a.本溪组(C2b)
下界为崮山组白云质灰岩顶面，上界为太原组下层灰岩(L7)底面。
层位稳定，厚度不均，最小厚度 ，最大厚度 12m，一般厚度 5～
8m。岩石为铝土质泥岩，底部往往富含黄铁矿集合体和黄铁矿结核。
与下伏地层呈平行不整合接触。在十矿该组无煤层沉积。
b．太原组(C3t)
下以底部灰岩底面(L7)与本溪组分界，上以顶部灰岩(L1或 L2)顶
面或己煤底板砂岩底面与山西组分界，呈整合接触。厚度 79m左右。
本组含灰岩 6～7层，富含蜓类和腕足类化石。含庚组煤 6～7层，多
以灰岩为顶板，煤层薄层位稳定。
(3)、二迭系(P)
二迭系主要为含煤碎屑岩和红色碎屑岩组合。可划分为二迭系下
统山西组、下石盒子组和上统上石盒子组、石千峰组。
a.山西组(P1s)
上以砂锅窑砂岩底面与下石盒子组分界，下以 L1灰岩顶面或己煤
底板砂岩底面与太原组分界，整合接触，厚约 102m。下部为矿区主要
含煤层位，含己组煤 1～4层；其中己 15、己 16、己 17煤层为主要可采
煤层；上部不含煤。
b.下石盒子组(P1x)
本组上以丙组煤顶板砂岩底面即田家沟砂岩与上石盒子组分界，
下以砂锅窑砂岩底面与山西组分界，整合接触，厚度 358m 左右，含
植物化石及腕足类化石，为矿区又一重要含煤地层，含戊组煤 2～4
层和丁组煤 3—4 层，其中戊 8、戊 9、戊 10、戊 11和丁 5、丁 6煤层为
主要可采煤层；丙 3煤层局部可采。
本组顶以田家沟砂岩，底以砂锅窑砂岩作划分标志并与区域对比，
组内下部有大紫泥岩，老君庙砂岩等重要标志层，又有戊、丁、丙煤
作辅助标志层，组合特征明显。
c．上石盒子组(P2s)
本组顶界为平顶山砂岩底面，下界为田家沟砂岩底面，整合接触，
厚 352m 左右，为陆相含煤碎屑岩组合，无可供工业开采的煤层。甲
1、乙 2煤层局部达可采厚度，但因煤薄或质劣，仅有小窑开采。
d．石千峰组(P2sh)
本组在井田北部平顶山，马棚山一带出露于山脊，大面积遭受剥
蚀，厚度 360～462m，其下部为灰白色，浅肉红色巨厚层不等粒长石
石英砂岩即平顶山砂岩，厚 120m 左右；中部有紫红色砂岩夹紫红色
泥岩 120～160m，上部为紫红色厚层状中粗粒砂岩具暗红铁质斑点，
厚 120余 m，无煤层沉积。与下伏地层呈整合接触。
(4)、第四系(Q)
除北部山梁有基岩裸露外，第四系松散沉积物遍布井田，与下伏
地层呈角度不整合接触。其厚度数米至 150 余 m，北薄南厚。北部山
坡多为残坡积碎石夹亚粘土，局部还有风成黄土堆积。南部山麓区多
为洪冲积含钙质结核亚粘土，其底部有厚数米的卵石层，上部偶夹流
沙层或卵石层，顶部为耕植土壤。
2、含煤地层
煤系地层基底为寒武系崮山组白云质灰岩，煤系盖层为二迭系石
千峰组平顶山砂岩，含煤地层总厚度 900m 左右。煤系地层为石炭－
二迭系，含煤地层自下而上为石炭系太原组，二迭系山西组、下石盒
子组和上石盒子组。现由下而上叙述。
(1)、太原组
太原组岩性以灰岩为主，自上而下有 6～7 层灰岩。可划为下部
灰岩段，中部碎屑岩段和上部灰岩段。下部灰岩段自铝土泥岩顶面至
L5灰岩顶面，厚约 31m，本段下部 L6和 L7之间含庚 23、庚 22煤层，厚
约 20m，上部泥岩段含庚 20并间夹煤线，厚约 6m，顶为 L5灰岩厚 2m
以上。中部碎屑岩段厚约 24m，夹煤线和 L4不稳定灰岩。上部灰岩段
厚约 24m左右，以 L1、L2、L3灰岩为主，单层厚 3-8m，中夹砂岩，灰
岩下往往有煤层或煤线。本组海相层和陆相层交互出现，为浅海—潮
坪相沉积。
(2)、山西组
分为两段，大占砂岩以下为砂泥质冲积体系，厚度 42m，含己煤段
优质厚煤层。岩层水平层理、波状层理发育，属于潮坪相沉积。但煤层
的分叉合并，间距大小不一，其间夹层呈楔形状或透镜体。大占砂岩以
上不含煤，厚 60m左右。
大占砂岩砂屑分选好，磨园度高，有硅质和少量钙质胶结；发育
有水平层理、斜层理、交错层理。
(3)、下石盒子组
本组岩性以细碎屑岩为主。根据碎屑岩粒序，旋回及含煤群体特
征，自下而上划分为戊煤段、丁煤段和丙煤段。
戊煤段：本段自砂锅窑砂岩至 047煤顶板，厚约 173m。其下部自
砂锅窑砂岩到 063煤线，粗碎屑砂泥岩厚约 50余 m不含煤。063煤线
至戊 11底板砂岩之间微弱含煤，有 063、戊 13、戊 12和煤线，戊 11至
戊 8顶板砂岩之间含煤多，有戊 10、戊 9、戊 8主要可采煤层。戊 8老
顶砂岩至丁组煤底板砂岩之间，仅上部具弱含煤性，有 048、047 煤
线存在。
丁煤段：本段自丁 7底板砂岩至 034煤层(线)，厚约 133m。下部
自本段底砂岩至 038 煤层(线)之间的砂泥岩，厚约 50m，其中部有主
要可采煤层丁 5和丁 6，其上还有丁 4，其下尚有丁 7煤层。本段上部
砂泥岩为主，斑块泥岩发育，基本不含煤。
丙煤段：本段自丙 3煤层底板砂岩至田家沟砂岩，厚约 52m，其
岩性下部为厚约 20m的细中粒砂岩，上部为厚约 18m的灰紫红色泥岩，
中部约 10m 的泥岩含煤及煤线，自下而上依次为丙 3、032、031、
030，除丙 3较厚偶达可采厚度外，其它多为煤线。
（4）、上石盒子组
本组以碎屑岩为主，自下而上划分为乙煤段和甲煤段。
乙煤段：自田家沟砂岩至 014煤层顶板砂岩，厚约 217m。本段下
部自田家沟砂岩至乙 2煤层底板砂岩，厚约 100m；以泥岩以斑块泥岩
为主，仅有 026、025 煤线。本段上部砂质泥岩含乙组煤层，自下而
上依次为乙 2、017、016、015、014。除乙 2劣质煤层偶达可采厚度外，
其它多为 左右的煤线。
甲煤段：自 014煤层上部厚 40m的砂岩开始至平顶山砂岩为止，其
岩性基本为泥岩和砂质泥岩，本段厚度 135m左右。下部仅偶夹煤线，
中部泥岩弱含煤，自下而上依次有 05、甲 l、03、01。除甲 1偶近可采
厚度外，其它均为煤线。
3、构造
井田位于李口向斜南南翼中东段，主体构造为向北东倾斜的单斜。
构造基本情况见附表 3。
(1)．褶曲
a.郭庄背斜：位于北翼进风井--郭庄一线，向西消失于一矿 28
勘探线附近，东延纵贯十二矿，延伸长度 6km以上，该背斜轴北距李
口向斜轴 。走向 300～310°，与李口向斜基本平行，两翼不对
称，南西翼倾角 5～8°，北东翼倾角 5～27°，在-320m 标高附近倾角
最大，轴部稍缓。背斜南东端扬起，北西端倾伏，倾伏角 4～6°，脊
斜轴稍有起伏，呈鼻状构造。丁、戊组煤层同产状，己组煤层波状起
伏，在轴部常产生小褶皱。在背斜西北端被原十一矿逆断层切断，断
层与褶曲轴交角 10～20°。由于背斜倾伏端和扬起端相对推移，背斜
轴线产生了“S”型弯曲。
b.十矿向斜（十二矿称牛庄向斜）：位于牛庄～东工人镇一线，规模
与郭庄背斜近似，两轴间距 ～，褶曲轴面平行，两翼对称，
北东翼倾角 5～8°，南西翼倾角 5～10°。轴部宽缓，南东端仰起，北
西端倾伏，倾伏角 4°，略显起伏，呈箕形构造。十矿向斜北西段倾伏
端在牛庄逆断层南西盘，断层走向与向斜轴交角 10～15°。向斜南东
扬起端向斜轴可能被 F2逆断层切断，交角 10～30°。向斜倾伏端和扬
起端相对推移，轴线产生“S”型弯曲。
（2）、断层（见表）
主要断层表
产状
名称
构 造
位置 走向 倾向 倾角
落差
m
延 展
长度 m
依据
控制
程度
对采掘
生产影响
原十一矿
逆断层
郭 庄
背 斜
西 段
轴 部
300°～330° SW 30°～75° 1～35 3500
丁一、丁三、
青年一井、
戊三、戊五、
戊七等揭
查明
采区边界，
限制采面
长度
南测 露
赵庄
逆断层
井 田
东部
305°～330° NE 20°～70° 3～30 2500
青年一井、
北戊一机
巷和部分
采面揭露
查明
影响采面
布置，局
部影响综
采
牛庄
逆断层
十 矿
向 斜
轴 北
侧
300°～330° NE 30°～70°
～
60
3500
丁一、丁三、
丁二反上
山、戊三、
戊七等揭
露
查明
影响采区
划分、采
面布置
F2
逆断层
十 矿
向 斜
轴 仰
起端
270°～300° N 2～30 1500
20’-6、20’
-5、21-4、
21-5控制
查明
对戊一有
影响
a、十一矿逆断层：位于郭庄背斜西段轴部南侧，走向 320°左右，
断面倾向南西，倾角 60～65°，长度 。南西盘上升，北东盘下
降。断层延伸长度，落差及形变都由浅至深在逐步减小。
原十一矿逆断层在丁组其西段丁三采区运输机上端实见，落差
20m左右；在北翼中区丁组总回风巷，落差 15m左右；向东延至 23勘
探线，该断层西段由戊 10-20100 风巷实见，落差 10m 左右；岩层近
于直立。断层中段由戊七采区上山运输巷和戊七总回风巷实际控制，
落差近 10m；东段在北翼-140主石门和戊五采区东翼也受到控制。断
层向东消失于 24 勘探线东侧。其尾部在戊五采区总回风和 152 车场
出现三个落差很小的伴生正断层，原断层尖灭。
b.赵庄逆断层：位于井田东部赵庄附近，在郭庄背斜东段轴部北
侧。断层长度 断层走向 310～330°，倾向南西，倾角 60～65°，
南西盘上升，北东盘下降，上盘牵引不显著，煤层平缓，下盘牵引明
显。
断层西端及尾部受到控制，在丁组东区总回风，落差 20m，向西
消失于丁 5-6-20010 风巷。在戊组东区上山运输机巷及总回风，落差
16m，向西消失于 22′勘探线，向东延伸落差加大，进入上徐煤矿落
差达 30m。
C、牛庄逆断层：位于井田西部十矿向斜倾伏端轴部北侧。断层
走向 320°左右，倾向北东，断面倾角 65°左右，煤中倾角 30°左右。
断层北东盘上升，南西盘下降。井田所见长度 2km左右，东端消失于
24勘探线西侧。切割丁、戊、己煤层，并且落差由浅至深增大。
该断层在丁四采区反上山轨道所见，落差约 20m，在其西部丁三
下山轨道上端，落差仅 2m；在戊组于戊七轨道下山实见，落差 15m左
右；在其西的戊四下山进风巷，落差 30m左右；在己二采区通排下山
巷道，岩层直立甚至发生倒转；在己二采区北部运输巷，在 30m范围
内呈平行的四条逆断层，累计落差接近 60m。在己二瓦斯专用巷，落
差 40m以上。该断层向东于丁二采区、戊五采区和十二矿的己组六采
区逐渐尖灭。但据丁，戊组证实，向西岩层牵引更加明显，并产生分
支断层，个别钻孔己组煤层已发生明显重复。
D、F2逆断层：位于井田东部十矿向斜扬起端南侧，系钻孔所见
的推断断层。断层走向 270～300°，倾向北东，推断落差 30m，且具
有分支断层。在断层前缘如戊一采区有与断层走向垂直的近南北向若
干个小褶曲。断层向西，在相应部位如戊二采区、戊四采区上部及己
二采区上部都有落差 8m左右的正断层存在，应是其伴生断层。
4、小构造发育规律
根据十矿构造特点，可划分为十矿向斜区，地垒构造区、郭庄背
斜区和李口向斜区。
(1)十矿向斜区
位于井田南部，其构造部位包括十矿向斜南翼和向斜轴部。
向斜南翼小构造是在节理基础上伸张形成的，基本为正断层，以
北东 30°左右的横切或斜切正断层最为发育。往往密集成带，带距
150～200m，落差 左右，以上者罕见。其次为北西西走向正
断层，具张性滑脱性质，多为枣核状延伸不远即行消失，而其落差相
对较大，落差者常见，4～5m者偶尔有之。常会形成煤层断开，
但由于断面角度大，很少形成较宽的薄煤带或无煤带。
向斜轴部，在远离扬起端和倾伏端部位，不受其走向滑动断层影
响，平行轴向逆断层和正断层都比较少见。受 F2逆断层和牛庄逆断层
作用，在轴部靠近断层一侧，往往有同生低级次逆断层平行出现，轴
部也往往有平行轴向的正断层。，在丁三下山和戊七下山都有显现。
(2)地垒构造区
位于原十一矿逆断层和牛庄逆断层之间的背、向斜公共翼上。南
北大致以两逆断层及向东延长线为界。西部在剖面上因断层断面相向，
形成地垒。“地垒”构造区小构造以北东东向走向滑动断层为主，断
层成雁行式排列，西部比东部表现得更为强烈，同时在靠近大断层附
近也有伴生断层存在。在丁三、丁二、丁一采区，及戊七上山采区、
戊五采区的小断层可看出此特点。
(3)郭庄背斜区
位于井田中部，包括郭庄背斜轴部和郭庄背斜北翼，在倾角 5°至
-320m标高较大倾角带之间。
郭庄背斜轴部断层以走向逆断层为主，走向正断层多是轴向逆断
层的伴生断层。背斜翼部走向正断层相对较少，但规模较大，落差 3～
5m 的断层常见，几乎每个采面都有 1～2 条出现。郭庄背斜北翼和李
口向斜南翼结合部，同斜倾向滑动断层较易产生，如北翼中区戊
9-10-20150机巷，戊 9-10-20100风巷都出现此类断层。断层在顶底板岩
石中倾角较陡，在煤层中变缓，常形成断层斜坡、断坪，从而产生构
造薄煤带。
另外，北西向断层也在该构造区煤层变化带出现。如斜跨戊组
20060 和 20100 采面戊 9与戊 10分叉合并过渡带上的北西向正断层。
这种断层方向变异剧烈，多数与分叉合并线有较大交角。北西向断层
使煤层厚度发生异常变化，煤层会在短距离内增厚变薄，甚至尖灭。
如丁组 21110采面西端，金牛山北西向正断层使丁 5-6煤层下伪底煤厚
达 。
(4)李口向斜区
该区南至地层倾角较大带，北至李口向斜轴部，大部分属于李口
向斜南西翼。其情况和背斜区近似，但同沉积断层或与沉积岩石组合
相关的断层可能会出现。其深部区西部地层产生弯曲似有褶皱，这地
段构造会复杂一些。另外向斜枢纽起伏太大，倾伏角超过两翼倾角时
也应考虑断层的存在。
5、地质构造复杂程度
根据地质条件分类，十矿地质条件分类结果为一类二型。
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
1、主要可采煤层情况
a.丁组煤层
该组煤位于下石盒子组，分为丁 4、丁 5、丁 6、丁 7，其中丁 5、
丁 6为可采煤层。上距丙 3煤层 110m左右。
丁 5煤层，结构单一，两极厚度 ～，一般厚度 ～
，一般厚度平均为 ，含夹石 0～1层。北部深部区煤层变薄，
仅局部可采。煤层直接顶底均为砂质泥岩，老顶老底均为砂岩。总体
为较稳定煤层。
丁 6 煤层少有夹石，两极厚度 ～，一般厚度 ～
，一般厚度平均为 。从南而北由丁四采区下部，经丁三采
区到北翼中区下山以西，厚度变薄，由 以上经 ～ 缓慢
变化，减至 左右；在北部深部区，煤层急剧变薄，仅局部可采。
煤层直接顶底均为砂质泥岩，老顶老底均为砂岩，岩性相似。总体为
较稳定煤层。
丁 5、丁 6煤层合并为丁 5-6煤层两极厚度 ～，一般厚度
～，一般厚度平均为 ，为稳定煤层，由西南而东北从丁
四采区上部经丁二、丁一采区直至北翼中区下山以东逐渐变薄，厚度
由 或 经 缓慢递减至 左右。
丁 5和丁 6结构相当固定，十矿称之为四煤三矸结构。其中的煤
分层厚度比较稳定，如丁 5煤约 ，伪顶煤约 ～，丁 6煤
约 ，伪底煤 左右。夹石分层厚度变化较大。伪顶矸在井田
南部及东部煤层合并区稳定且极薄，由此往北往西厚度略增大至 。
伪底矸在井田南部极薄，在矿井北翼东部加厚至 ，并由东向西越
来越厚，使伪底煤远离丁 6煤达 以上。
丁 5、丁 6煤层间距变化甚大，西北隅间距最大，由北而南，从西
到东，间距由 8～9m变为合层。根据综采需要，本矿以 夹石为分
合界限，划分出煤层分层区和煤层合并区。丁 5、丁 6煤层分布于十矿
向斜轴以北，24勘探线以西的井田西北隅和北翼深部深部区，即十矿
南翼的丁四采区下部、丁三采区、北翼中区下山以西及北翼深部深部
区。丁 5-6煤层广泛分布于井田西南部、南部及东部，即十矿南翼丁四
采区上部、丁二、丁一采区和北翼中区东翼及东区。
b、戊组煤层
戊 8煤层广布井田，除井田西南隅及戊二采区、戊四采区和戊七
采区分别并入戊 8-10、戊 8-9煤层外，其余各个采区，单独成层；两极
厚度 0～，一般厚度 ～，一般厚度平均为 ，含夹
石 0～1层。其中矿井南翼戊一采区、戊三采区、戊五采区，戊 8煤层
厚度 ～，全部可采；矿井北翼戊 8煤层厚度 ～，局部
可采；矿井西北隅及北部深部区戊 8大多缺失，属不稳定煤层。戊 8
属临近可采的薄煤层又不稳定，除戊一，戊三采区局部开采外，已结
束的戊五采区和正在生产的北翼中区及东区都未开采。戊 8煤层上距
丁 6 煤层 90m 左右。直接顶为致密泥岩，水平层理发育，厚 ～
，向上为砂质泥岩，水平层理不发育，厚约 ～，再往上
为夹硅质岩薄层的砂质泥岩，厚约 6～8m。
戊 9煤层分布于原十一矿逆断层以北，24勘探线以西的井田西北
隅和北部深部区，井田大面积范围内与上覆或下伏煤层合并。井田内
煤层两极厚度 ～，一般厚度 ～，一般厚度平均为
左右，北部深部区煤层变薄，厚度多在 以下，局部还不可
采；含夹石 0～1 层。顶、底板岩性为泥岩或砂质泥岩。属较稳定煤
层。
戊 10煤层分布范围和戊 9基本相同，仅南界移至牛庄逆断层。两
极厚度 ～，一般厚度 —，一般厚度平均为 左
右。为戊组主要可采煤层。北部深部区厚度稍小，也在 左右。
戊 10煤层中腰部一般含一层夹矸，在戊七下山戊 8-10合层中的相应层
位中也有夹石显现，向北到戊七采区上部戊 10中腰部夹矸已达 ，
继续向北夹石厚度有加大趋势，从 再到 。顶、底板岩性为
泥岩或砂质泥岩。属稳定煤层。
戊 11煤层为戊组最下部可采煤层，遍布全井田。含夹石多，煤质
欠佳，沉积不稳定，厚度变化大，两极厚度 ～，一般厚度
～，一般厚度平均为 左右，含夹石 0～3 层。煤层总趋
势由北而南，从西到东变薄。在井田东北部及北部深部区不可采。在
矿井西南隅厚者可达 ，常见者 ～，个别区段缺失或不可
采。在矿井东南部虽有厚达 者，但多在 ～ 之间，不可
采区也增多。顶、底板岩性为泥岩或砂质泥岩。为本煤层属较稳定煤
层。
戊组煤层间距变化较大，戊 8与戊 9局部最大间距 10m 以上，一
般 5m，至井田西南部原十一矿逆断层以南合层； 夹石等厚线是
近南北向，在原十一矿逆断层与牛庄逆断层之间大致在 25 勘探线附
近，在牛庄逆断层以南大致在 24勘探线附近。戊 9与戊 10分合规律同
丁组煤层基本相似；井田自北而南，由西到东间距由 8m 左右变为合
层； 夹石等厚线南段呈北北东向大致在 24 勘探线附近。戊 10与
戊 11仅在背斜轴部产生合层。本组可采煤层多，分叉合并频繁。
戊 8-9、戊 8-10、戊 9-10复合煤层稳定可采。戊 8-9煤层分布于戊七
采区上部，戊 8-10煤层分布于戊四、戊二采区，戊 9-10煤层分布于戊一
采区、戊三采区、北翼东区、中区东翼及西翼一部分，占据井田面积
四分之三以上，为矿井主采煤层。戊 8-9 厚 ，左右，戊 9-10 厚
～，多数 左右，戊 8-10厚 ～ 左右。合并区均为
稳定煤层。
c，己组煤层
己 15煤层分布于井田西部，包括己二采区西翼及东翼一部分，己
四采区西翼 24勘探线以西和北部深部区西部，两极厚度 ～，
一般厚度 ～，一般厚度平均为 左右；含夹石 0～1 层。
煤层厚度及变化和丁、戊组相反，井田西西南隅最薄，厚 ～。
由南而北变厚，于郭庄背斜轴部可厚达 ～，局部还超过
，北部深部区厚度 ～，多数 左右。直接顶砂质泥岩
含砂质条带，向上有时沉积有条带状砂岩。为稳定煤层。
己 16煤层分布范围与己 15相同。西南隅很小范围不可采。井田可
采范围内厚度基本稳定，两极厚度 ～，一般厚度 ～，
一般厚度平均为 左右，含夹石 0～1 层。深部区稍薄，厚度
～。为较稳定煤层。
己 17煤层分布甚广，除合层区并入己 15—17外，其余部分都有存在。
聚煤规律与己 15、己 16 相同，两极厚度 ～，一般厚度
—，一般厚度平均为 左右；含夹石 0～1 层，最薄也在
井田西南隅，厚 左右，由南而北煤层变厚，变化幅度比己 15还
大。在井田北翼大范围内厚近 。北部深部区更趋稳定，厚 ～
，多数 左右。为较稳定煤层。
己 15-16煤层分布范围也很广泛，且煤层稳定、厚度大。两极厚度
～，一般厚度 ～，一般厚度平均为 左右，含
夹石 0～1层。北部深部区厚度在 左右，局部厚达 。合并区
属稳定煤层。己 15-17煤层分布于井田中部，煤层稳定，厚度最大。两
极厚度 ～，一般厚度 ～，一般厚度平均为 左
右。南部稍薄，厚 左右，北部增厚，接近 ，最厚可达
以上。合并区属稳定煤层。
己 15、己 16、已 17煤层和丁、戊组煤层相似，煤层最大间距在井
田西南隅，井田西部间距 7～8m，局部 10m 以上，向东、向北趋于合
层。井田中部己 15-17合层区呈近南北向的南宽北窄的纺锤形，分合标
志 夹石等厚线也大致在 24 勘探线附近。其东部于 24-9～22-8
孔一线己 16与己 17间夹石加厚，己 15-17分为己 15-16和己 17。北部深
部区中东部分为已 15-16和己 17，只不过间距仅 。
d、庚组煤层
局部可采的庚 20煤层位于太原组下部灰岩段顶部，下距本溪组铝
土质泥岩 25m，上距已 1770余 m。
庚 20煤局部可采，两极厚度 ～，一般厚度 —，一
般厚度平均为 左右，含夹石 0～1层。受钻孔资料所限，仅在井
田西南隅及南工业广场圈定有不规则可采区。顶板为 L5灰岩，厚 2～3m。
底板为泥岩，厚 余 m，老底为 L6和 L7灰岩。为不稳定煤层。
2、煤层赋存条件
井田含煤地层有石炭系上统太原组、二迭系下统山西组、下石盒
子组和上统上石盒子组。含煤岩系总厚度 900m左右，含煤 44层，煤
层总厚度 ～，含煤系数 ～%。自上而下为甲，乙、
丙、丁、戊、己、庚七个煤组 23层可采、局部可采或零星可采煤层：
甲 1、乙 2、丙 3、丁 4，丁 5、丁 6、丁 7、戊 8、戊 9、戊 10、戊
11、戊 12、戊 13、己 14、己 15、己 16、己 17、庚 18、庚 19、庚
20、庚 21、庚 22、庚 23。
井田甲、乙、丙煤组无工业开采价值。甲 1、乙 2、丙 3 零星达
到可采厚度，属高灰高硫劣质煤，由于埋藏浅，只有小窑开采。最下
部庚组煤薄，仅庚 20 局部可采，且为高硫煤。井田主要有丁、戊、
已煤组的丁 5、丁 6、戊 8、戊 9、戊 l0、戊 11、己 15、己 16，己 17
九个可采煤层。同一组煤层由于层间距变化，常产生合并，组合为丁
5-6、戊 8-10，戊 9-10、戊 8-9、己 15-16，己 15-17 复合煤层，从
而使煤层厚度加大。
3、资源储量：可采储量
A、井田内可采储量
2009年共动用 230万吨，截止 2009年年底，井田表内可采储量
万吨。
①、分煤层可采储量：
丁 5：万吨；丁 6：万吨；丁 5-6：万吨。
戊 8： 万吨；戊 9： 万吨；戊 1O： 万吨；戊
9-10：万吨；戊 11：万吨，戊 8-10：万吨。
己 15：万吨；己 16：万吨；己 17：万吨；己 15-16：
万吨。
总计：万吨。
②、井田分水平可采储量：
十矿现有生产水平为-140 和-320 两个水平，-800 作为三水平正在准
备中。其中-140 水平截止 2009 年底可采储量为 万吨；-320
水平截止 2009 年底可采储量为 万吨；-800 水平截止 2009 年
底可采储量为 万吨。
③、井田分采区的可采储量
己二采区可采储量为 万吨；己四采区可采储量为 万吨；
北翼东区可采储量为 万吨；北翼中区可采储量为 万吨。
以上的四个采区为十矿主要生产采区。其它采区的可采储量为
万吨。其中可供综采的可采储量为 （）万吨。
4、煤质
A、灰分：煤层灰分大体上按煤层层位自上而下逐渐减小，上部的丁、
戊组煤为中灰一中高灰煤；下部的己、庚组煤为低～中灰煤。
B、硫分：庚组煤为高硫煤，且主要为有机硫，难于洗选除去。丁、戊、
己组煤原煤全硫大都小于 1%，属于特低～低硫煤。
C、发热量：发热量由上部煤组至下部煤组逐渐增高的变化趋势，上
部的丁、戊组煤为中热值煤，下部的己组煤为中--高热值煤。发热量
与灰分之间有着极好的负相关关系，通过回归分析，求得原煤发热量
与原煤灰分之间的回归方程式为：丁组：Q=-0．382A+34．995；戊组：
Q=-0．392A+35．532。经检验，回归方程高度显著。从回归方程式中
可以看出：当灰分每变化 1%时，热值波动 ～
D、胶质层厚度(Ymm)。：本区煤的胶质层厚度值较大，反映了煤的粘
结性较好，丁、戊、己组煤属于中强～强粘结性煤，庚组煤属于强粘
结性煤。
E、煤灰的成分及煤灰熔融性软化温度：煤灰成分以硅铝含量为主，
占 80%以上，煤灰软化温度普遍较高。
F、煤种：丁、戊组煤为 FM，己组煤为 JM和 1/3JM。
五、水文地质情况、开采技术条件
1、水文地质情况
十矿井田水文地质条件简单，矿井水文地质类型为 I类，井田范
围发育着冲沟和季节性小溪，比较大的月台河发源于尹充村冲沟，从
井田中部流过。该河属间歇性小河，直接接受大气降水补给，冬季河
床干涸断流，雨季呈涓涓细水，大雨时山洪暴发，经冲沟汇入河中，
汛期历史最高洪水位可达 92m，最大洪水流量 8000m3/h。地表水系由
北经过井田流向南部。与煤层、含水层露头走向近于直交，与地层倾
向相反。沙河、汝河流经矿区的南侧和北部边缘。沙河距矿区最近
，最大洪峰流量 3300m3/s，旱季流量
上，最大流量 3000m3/s，旱季流量
井田含水层与隔水层
井田有灰岩岩溶裂隙含水层、砂岩裂隙含水层和松散岩类孔隙含水层。
隔水层有泥岩、砂质泥岩、粘土岩和松散岩类粘土。
A、寒武系中上统灰岩岩溶裂隙含水层与隔水层
寒武系中上统灰岩岩溶裂隙含水层为煤系基底含水层，上统崮山组白
云质灰岩，平均厚 68m，溶洞裂隙发育程度低，含水性较弱，单位涌
水 量 ～ 。 渗 透 系 数 ， 水 质 类 型
HCO3-CaNa、HCO3-CaMg，HCO3-Ca。中统张夏组鲕状灰岩，厚 56～
124m，裂隙溶洞发育，含水性强，单位涌水量 ～48L/。寒
武系下统馒头组和中统毛庄组巨厚的泥岩、泥灰岩、砂质泥岩为隔水
层，阻隔了与下伏辛集组石英砂岩和震旦系石英岩含水层的水力联系。
B、石炭系太原组灰岩岩溶裂隙含水层组与隔水层
本溪组、太原组平行不整合于寒武系崮山组灰岩古风化壳上，本溪组
铝土质泥岩隔水层厚度小而不均，难于阻隔上下含水层水力联系。太
原组灰岩七层，总厚 ，上部灰岩段含水层厚 ，上距已 17
煤层 10m 左右。钻孔单位涌水量 ～
～ 以上，
局部在-440m深处也有岩溶现象。L2灰岩含水丰富；L4灰岩含水层夹
于中部砂泥岩隔水层中，厚度小且不稳定，多为透镜体，岩溶发育程
度差，含水性差。中部砂泥岩段厚 24m，阻隔上、下灰岩段的水力联
系。下部灰岩段含水层包括两层灰岩，厚 ，单位涌水量
～ ～
七、八矿井下钻孔揭露最大出水量达
位降至-159m以下。
太原组灰岩水质为 HC03-Ca．，弱矿化度之淡水，PH 值 ～，硬
度 ～德国度。
C、己组煤层顶板砂岩含水组与隔水层
山西组己 15顶部砂岩自下而上有大占砂岩、，香炭砂岩、砂锅窑砂岩、
老君庙砂岩含水层，砂岩总厚 40余米，除大占砂岩较厚，其余都在 10m
以下，中间被砂质泥岩、小紫泥岩、大紫泥岩隔水层阻隔，阻碍了相
互间的水力联系。其中大占砂岩为直接充水含水层；香炭砂岩为间接
充水含水层，通过冒落裂隙带导水发生水力联系，向矿井充水。各砂
岩单位涌水量 ～ ～
10～20m3/h，水质类型 HCO3-CaNa，矿化度最高
723mg/kg，含水层隐伏露头接受第四系底砾石层水补给。
D、戊组煤层顶板砂岩含水组与隔水层
从下石盒子组戊组顶板到丁组底板，其间主要有戊组老顶砂岩含水层
(即 D煤底板砂岩)和丁煤底板砂岩含水层，总厚 20m左右。各厚 10m
左右，中间被厚近 20m的原 D煤段砂泥岩隔水层分开。含水组单位涌
水量 ～ ～
含水性差，属弱含水层。含水层隐伏露头接受第四系底砾石含水层补
给。
E、丁组煤层顶板砂岩含水层组与隔水层
下石盒子组丁组煤有时直接顶即为中粗粒砂岩含水层，一般厚度不稳
定，2～10m 不等。其上 20 余 m 处尚有丙煤段底部中粗砂岩，裂隙发
育，含水丰富。两砂岩中有砂质泥岩隔水层。单位涌水量 ～
～ HCO3-Na，
碱度较大，地下水呈乳白色。涌水量一般 20m3/h，局部最大在
60m3/h。
F、石千峰组砂岩裂隙含水层
位于煤系地层顶部，在井田分水岭一带出露。平顶山砂岩厚 120m 左
右，石千峰红色砂岩厚 240～350m，浅部风化裂隙发育，岩石较破碎，
直接接受降水补给，含水性较强。李口向斜轴部 26-17钻孔成自流井，
现作矿泉水。
G、第四系底部砾石含水层
第四系底部砾石层厚 0～10m，由北而南变厚，覆盖于基岩上，岩
性为砾石夹粘土，属坡积、洪积物，砾石层之上为含钙质结核粘土隔
水层。第四系潜水硬度 ～ 德国度，水质类型 HCO3-Ca，
PH=～，为淡水，无色无味，适于饮用。
地质报告矿井正常涌水量为 150m3/h左右，最大涌水量 300m3/h。2007
年十矿实际矿井正常涌水量为
2、开采技术条件
（1）瓦斯
本井田在勘探阶段，马棚山及高皇庙矿区共采了 19 个钻孔瓦斯
样，其中马棚山矿区 14 个，高皇庙矿区 5 个。从钻孔分析看，瓦斯
含量甚低，沼气含量一般在 ～
氧化碳含量一般 ～
测定结果低于实际瓦斯含量，参考邻区一、二、三，四矿瓦斯资料，
设计矿井时定为二级瓦斯矿井。
随着矿井开采深度增加和开发强度增大，矿井瓦斯涌出量逐渐增
高。根据瓦斯观测资料，在八十年代，丁组煤层瓦斯相对涌出量己达
3～5m3/t，戊组煤层在矿井南翼 7～ 13～
组煤的开采向位于二水平的北翼转移，矿井多次发生瓦斯涌出和煤与
瓦斯突出现象，1991年和 1995年经煤炭科学院重庆分院鉴定，戊 9-1O
和丁 5-6煤层分别定为突出煤层，矿井由高沼(高瓦斯)矿井升为煤与瓦
斯突出矿井。
自 1988 年 4 月 22 日在戊 9-10-20090 机川发生第一次煤与瓦斯突
出起至 1997年底，先后共发生有据可查的 31次，突出煤量 ，
瓦斯 18281m3。其中戊 9-10煤层 6 次，突出煤量 194t，瓦斯 4345m3；
丁 5-6煤层 25次，突出煤量 ,瓦斯 13936m3。目前正在开采的己
二采区己 15及己 15-17煤层虽然没有发生过突出，但是，瓦斯涌出量已
超过 1Om3/t，并且相邻的十二矿 160采区牛庄(十矿)向斜轴以北的己
15-17煤层及己七采区己 15 煤层已先后发生煤与瓦斯突出 20 多次；本
矿已二采区亦于 1996 年 5 月 21 日在己 15—22211 采面切眼发生了特
大瓦斯爆炸事故，伤亡 87 人。因此，应根据实际情况进行规划，采
取相应的瓦斯管理和防突措施。
A、煤层瓦斯压力和瓦斯含量
十矿在二水平北翼戊 9-10煤层及已二采区曾布置了十几个测试瓦斯压
力钻孔，比较成功的有 7 个钻孔，测试结果：戊 9-10煤层 320 东区出
煤巷，标高，垂深 495m，瓦斯压力 13个大气压；己 15-17煤层
在己二通风排水下山标高，垂深 ，瓦斯压力 个大
气压等。在相应地点取煤样做吸附试验戊 9-10煤层-320东区出煤巷瓦
斯含量值为 9-10-20080 机巷，垂深 508m，瓦斯含量值
另外，分别在施工地面钻孔中和井下布置钻孔测试煤层瓦斯含量。其
中测试地面钻孔 16个，不同煤层 27层(包括丁组煤 3层、戊组煤 12
层 、 己 组 煤 12 层 ) ； 其 中 戊 9-10 煤 层 CH4 含 量 最 大 值
孔，垂深 920m)，己 15-17 煤层 CH4 含量最大值
孔，垂深 1111m)。测试井下钻孔 7 处，测试煤层
戊 9-10煤层 CH4含量最大值 ）。
详见表井下煤层瓦斯相对涌出量表。表中可见，近几年瓦斯逐渐增加。
井下煤层瓦斯绝对涌出量表
时间 2003 2004 2005 2006 2007
绝 对 涌 出 量
m3/min
127
一般情况下，同一煤层，瓦斯压力和瓦斯含量随煤层埋藏深度增加而
增大。但是由于目前测试资料有限，因此瓦斯梯度难以计算。同一煤
层瓦斯涌出量亦随开采深度增加而增大。因此在开采条件相同情况下，
同一煤层瓦斯含量与瓦斯涌出量有一比值关系，从而可按煤层瓦斯含
量预测相应区煤层瓦斯涌出量。如十矿戊 9-10煤层瓦斯相对涌出量与
瓦斯含量通过计算比值为 ～。
B、煤层瓦斯预测
根据《防治煤与瓦斯突出细则》第 22 条，预测煤层突出危险性中的
单项指标为煤层瓦斯压力 P≥时为具有突出危险煤层。十矿二
水平戊 9-10及己 15-17煤层实测瓦斯压力均已超过单项指标值。
从 95年矿井瓦斯鉴定情况至今，二水平及临矿实测和计算的戊 9-1O及
己 15-17煤层瓦斯含量值接近或超过 1Om3/t，按瓦斯含量与瓦斯涌出量
关系比值及实测瓦斯涌出量，全矿井及二水平相对瓦斯涌出量均大于
1Om3/t，属高瓦斯矿。
根据二水平煤层瓦斯压力和瓦斯含量测定值，结合戊 9-10及丁 5-6
煤层已发生的突出情况，十矿已定为煤与瓦斯突出矿井，戊 9-10及丁 5-6
煤层已定为突出煤层，正在回采的已二采区按高瓦斯区管理。随着开
采深度增大和地质条件变化有突出危险。
针对该矿采掘实际情况，采掘工作面二水平应严格按照突出矿井进行
管理，并根据矿井不同地区地质构造、煤层赋存情况、煤层厚度变化、
煤的变质程度、围岩性质以及瓦斯排放条件等因素和测试的瓦斯参数，
进行瓦斯地质分析及突出危险性预测。防止瓦斯和突出事故，避免人
身伤亡，确保煤矿安全生产
（2）煤尘爆炸性和煤的自燃
A、煤尘爆炸性：
本矿各煤层煤尘爆炸指数为 ～％，其中丁组煤 ～
％：戊组煤 ～％，己组煤 ～％，属存在
煤尘爆炸危险的煤层。1997年平煤(集团)公司通风管理中心实验室，
对各主要可采煤层煤尘爆炸性鉴定结果，仍为存在煤尘爆炸性危险的
煤层。
B、煤的自燃
煤的自燃性：根据近十年(1988～1997 年)内发火次数统计，计算出
百万吨发火率为 ，煤层自燃发火期戊组煤 4 个月，丁组煤和己
组煤为 1个月。主要可采煤层自燃倾向等级为易自燃煤层。自建井投
产以来，戊组煤已有 4次自燃发火事故。
①1965年，戊一采区 113采面因封闭不良引起着火，经注浆灭火。
②1980年，发生于矿井东翼戊三采区下车场以外的北大巷。因大巷采
动压裂，封闭不良诱发巷道及煤层自燃着火，历时 6个月，用注浆、
快干水泥封堵灭火。
③1987年，发生在北翼中区戊 9-10—20032采面。因采面辅助巷过多，
且距上分层采空区过近，封闭不良，引起采空区自燃。历时 2个月，
经注水扑灭。
④1988年 10月发生在南翼戊四采区最上部，因开拓其下的戊 11煤层，
戊 11-14080机巷破坏了采空区的封闭性，引起采空区自燃发火。后构
筑防火墙封闭。
（3）地温和地压
A、地温
本次统计补勘钻孔 29个，对深部 18个孔进行了测温，测温数据可靠。
根据中科院地质所与集团公司对平顶山矿区进行的地温分析，确定矿
区恒温带深度在 25m左右，温度 ℃。根据十矿井由内的测温孔资
料分析，十矿井田恒温带深度 25～30m，温度 ℃。
①钻孔测温数据的校正
井田内的测温钻孔为简易测温孔，采用中性点法校正测温孔的岩石温
度，中性点采用经验法求得，中性点的深度为钻孔深度的 ～
倍，温度为实测温度。孔底的原始温度为实测温度加 ℃。
②炮眼测温
井下炮眼测温采用防爆型半导体测温器，精度 ℃，为避免半导体
元件的“漂移”造成测量误差，使用前用二级标准温度计进行了校正，
所测温度可靠。
③戊 10煤层底板地温状况
根据钻孔测温资料和井下巷道测温资料分析，戊 10煤层底板的温度为
～℃，地温趋势为自南向北随深度增加而相应升高，煤层等
温线与煤层底板等高线的展布趋势基本一致，戊 10煤层底板标高约
-600m以浅至-350m为一级高温区(31～37℃)，约-600m以深为二级高
温区(>37°)。
④影响井田地温的原因
平顶山煤田为一地垒构造，中间的基岩相对抬升，四周被高角度正断
层切割后下降，被高热阻的第四系冲积层覆盖，大地热流相对集中于
中间的基岩，形成典型的基底抬高型地热异常区。平顶山矿区的地温
梯度平均在 ～℃/1OOm，十矿井田正处于平顶山矿区主体构造
李口向斜南翼，马棚山位于井田中部，马棚山南北两侧均覆盖有第四
系冲积层，南侧较厚，北测较薄。因此，井田地温受李口向斜大地热
流侧向作用和南北两侧的冲积层的热阻大、大地热流相对集中两种因
素的影响。
⑤由于第一水平采深小、地温低、通风距离短，采掘工作面的风流温
度未出现热害；进入第二水平后，采深大、地温升高、通风距离长、
通风不良，现开采深度在 600～900m 之间，戊组中区轨道下山埋深
600m左右，巷道温度达 32～34℃。
B、地压
地压与开采深度有关，埋深超过 600m，顶板压力加大、底鼓强、巷道
变形快、维护周期短。如北翼二水平采区下山工程 320东大巷屡经维
修，仍然变形。
地压与构造部位有关，即边界条件变化大的部位地压大，如矿井
南翼十矿向斜轴部工程变形，破坏程度严重。
地压是客观存在，其防治方法第一是埋深超过 600m 决不能跳采，第
二是地质条件变化大部位加强支护。
第二节 矿井建设情况
一、 矿井初设及建设情况
十矿是根据 1957 年中南煤田地质局 401 队提交，经国家储委会
审批的《宝叶襄平顶山煤田马棚山高皇庙矿区地质报告》设计的。1958
年由武汉煤炭设计院设计。
1957年 1月十矿建设立项，由全国储量委员会批准。矿井建设期
为 1958～1964年，投产期为 1964～1973年，设计生产能力为 120万
吨/年，2008年核定生产能力为 330万吨。
二、 矿井扩建情况
依据煤炭工业部（82）煤生字第 630号《关于平顶山十矿扩建初步设
计的批复》，其中：鉴于平十矿储量丰富、构造简单，近几年产量上
升幅度较大，为保持进一步提高现有矿井生产能力，同意扩增北区，
矿井设计能力由年产 120 万吨扩建至 180 万吨，净增 60 万吨。实际
生产水平由目前的年产 190万吨增至 240万吨。各主要生产环节能力
按 240万吨补套。
1982 年矿井改扩建，1986 年投产，扩建后矿井生产能力为 180
万吨。
三、 矿井改建情况
由于 1982 年矿井改扩建时，原设计对深部的己组煤开发问题未
很好解决，没有己组煤开发系统。故 1993 年，矿井对于己组煤的开
发又进行了改建工程，此次矿井改建不增加设计能力，仍维持矿井设
计生产能力 180万吨/年。1997年实际核定生产能力：210万吨/年。
四、 十矿三水平开发情况
根据 1990 年能源部 1126 号文批准武汉煤炭设计院《关于平顶山
矿区总体规划》，其中：十矿井田以李口向斜轴与首一矿相邻。在地
质勘探部分提出：煤田地质局和矿务局应根据批准的矿区总体发展规
划安排好地质勘探工作，满足生产和建设的需要，尤其是生产矿井占
有储量偏少，需加强生产矿井扩区勘探，尽早提出生产矿井扩区地质
报告。
十矿原设计井田以丁组-600；戊组-650；己组-800等高线为界。
扩大区以李口向斜轴及-1000等高线为界，走向长 公里，倾斜宽
公里，面积为 平方公里。
估计丁戊己组 D级储量约 1亿吨。
据此，十矿 2003年开始三水平的开发，目前，三水平正在建设中，
部分单项工程已完工。
第三节 煤矿生产现状
一、 主要生产系统，采掘工艺，开拓方式和开采方法，水平、采区
划分
（一）主要生产系统
1、主井提升系统：十矿立井提升系统由院内主付井和北翼付井组
成，主井承担十矿戊组煤提升任务。
2、副井提升系统：院内付井承担一水平物料提升、人员提升及少部
分提矸任务，北翼付井承担物料提升、人员提升、排矸任务。
3、井下运输系统：煤炭运输工作全部采用胶带输送机，-140 水平
由九部普通 1m胶带输送机和一部 1m钢丝绳芯胶带输送机组成。-320
水平戊组煤由二部 1m 钢丝绳芯胶带输送机和九部普通胶带输送机组
成。己组运输系统由二部 1m 钢丝绳牵引胶带输送机、一部钢丝绳芯
胶带输送机和 4部普通胶带输送机组成
4、通风系统：矿井通风方法为抽出式，通风方式为分区式，四个
进风井(主斜井、院内副井、北翼副井、乘人斜井)，三个回风井(己
四风井、丁三风井和三水平风井)分别担负着己二采区、己四采区、
-140水平戊七采区和北翼东区、北翼中区的通风任务。
5、排水系统：十矿井下排水系统为-140和-320水平设有主排水泵
房各一座。-320m水平中区、东区、己四、通排各采区泵房排水至-320
大巷水沟，由排水沟流进入-320m 主、副水仓。-320m 泵房分两趟管
路，一趟排水到-140m 大巷水沟，再流入-140m 水仓；一趟通过管路
直接排至北翼地面水厂。现在排水系统正在改造中，计划-320水仓直
接进入北翼地面水厂，经过净化后再通过北翼井筒向井下供水。
6、压风系统：十矿压风系统分为矿院内压风机房和北翼压风机房，
共有压风机 11台。
7、供电系统：我矿总装机容量为 48743KW，其中井下 24865KW，地
面 19752KW，生活用电 4126KW。矿最大负荷 18000KW，平均负荷
15000KW。井下低压馈电线装设了选择性漏电保护装置。配电网络装
设了可靠的过流、短路保护、接地装置齐全。通讯装置符合规程要求。
矿井电源线路为 2根，入井电缆 8根，到-320第二井下中央变电所 2
根，规格为：3×240mm2，到-320第一井下中央变电所２根，规格为：3
×120mm2到-140中央变电所 2根，规格为 3×185mm2，又由月台降压站供
给十矿地面变电所两回路架空线路，线径为：480mm2。主要扇风机、提
升机、中央变电所均为双回路供电。
8、采掘系统：十矿划分三个水平开采，一水平基本结束，二水平
为生产水平，三水平正在建设。目前十矿开采丁组、戊组、己组三组
煤层。3 个综采队，1 个综采准备队。五个综采工作面同时生产，年
实际生产原煤 280万吨左右。现有生产采区五个（己二采区、北翼东
区、北翼中区、己四采区、戊七采区）。三水平戊组、己组正在开拓。
9、地面系统：十矿地面生产系统主要包括煤楼、戊组原煤仓、主
焦煤仓、铁路牵引线、储煤场，根据目前井下回采煤层，地面生产系
统分为戊组（老系统）和己组（新系统）系统：戊组系统主要是运输
主井提升的煤量，新系统主要是运输大斜井皮带提升的煤量。
（二）采掘工艺
采煤采用综合机械化采煤方法。
掘进采用综掘和炮掘两种作业方法。
（三）开拓方式
开拓方式为多水平立井、斜井综合开拓。
（四）开采方法
矿井开采方法为采区前进、区段后退、上、下山布置走向长壁顶
板全部冒落法开采。
二、 通风方式
矿井通风方式为分区抽出式。
三、 现主要生产煤层、采区、工作面情况
2009年十矿共有生产采区五个，其中主要采区有北翼戊组中区、
北翼东区、己四采区、己二采区和戊七采区。所采煤层为戊 9、戊 9-10
煤层、戊 10煤层、己 15煤层、己 16煤层和己 15-16煤层、丁 煤层。
2009年十矿共有三个综采队，一个准备队，采煤工作面分布情况如下：
北翼中区：戊 10—20210采面、戊 9-10—东大巷煤柱采面；
北翼东区：丁 5-6-21150采面；
己四采区：己 16—24020采面、己 15-16—24110采面；
己二采区：己 16—22320 采面、己 16—22200 采面、己 15-己二煤
柱采面。
戊七采区：戊 9-17020采面。
四、 近几年生产完成情况
2005年：311万吨
2006年：310万吨
2007年：290万吨
2008年：280万吨
2009年：276万吨
五、 煤炭资源回收率情况
十矿建矿时可利用总储量 万吨，现累计矿井动用储量
万吨，累计采出量 万吨，累计损失量 万吨，
2009年末采区回采率为 %，累计采区回采率为 %，2009年矿
井回采率 %，累计矿井回采率为 %。十矿完成了地矿部门及
集团公司下达的“回采率”指标。
六、 今后三年的生产接续安排
采掘接替计划
工作面情况
2010 年 8 月末
预计剩余队名 采面名称 采 长
(米)
采 高
(米)
倾 角
（度）
煤 厚
（米） 走 向
(米)
储 量
(万吨)
单 产
(万吨
/月)
预计结束时
间
综一 戊 11--15110 194 2 6 2 806 41 7
丁 --21170 175 2 10 2 650 31 5
戊 --20172 168 15 840 25 5
东大巷煤柱下分层 230 26 3 750 57 6
己 17--22320 140 6 1170 35 4
综二 己 17--22160 167 12 380 10 4
戊 9--20120 193 18 1575 50 4
己 15--24080 196 20 1600 98 5
己 17--22200 170 8 580 18 4
戊 10--20180 180 18 1700 109 6
综三 戊 9--20180 198 16 400 4
己 16--己二煤柱 200 3 9 3 380 30 5
戊 9--17040 107 10 930 19 4
丁 --21180 175 10 932 48 5
己 17--24110 170 16 785 35 5
戊 11--20120 170 1700 55 5
综准 东大巷煤柱 243 3 26 30 4 7
己 17--22300 177 5 1345 5
己 16--22220 180 8 710 4
戊 --21210 80 3 10 650 25 5
己 17--24020 180 20 1100 40 4
丁 --21190 180 2 1350 62 5
三章煤矿生产能力核查计算
第一节资源储量核查
一、资源估算情况
（一）资源储量估算截至日期
2004 年 11 月，平煤集团依据以往的勘探资料及矿井生产阶
段所揭露的地质资料，编制完成了十矿矿产资源储量核实报告，
核实基准日为 2004 年 9 月 30 日。2004 年 12 月经北京中矿联咨
询中心对《河南省平顶山煤田平煤集团十矿矿产资源储量核实》
报告矿产资源储量进行评审，并出具《河南省平顶山煤田平煤集
团十矿矿产资源储量核实报告》矿产资源储量评审意见书，中矿
联储评字[2004]44号。
2004年 12月 28日，国土资源部核收北京中矿联咨询中心报
送的《河南省平顶山煤田平煤集团十矿矿产资源储量核实报告》
的评审意见书和相关资料，并出具了相应的备案证明国土资储备
字[2004]362号。
（二）估算方法与有关参数的确定
(1)、储量估算方法
本次估算是在 1:5000 各煤层底板等高线图上进行，根据可采煤
层赋存条件，丁 6、丁 5-6共用一张图，戊 8、戊 9共用一张图，戊 10、
戊 9-10、戊 8-10共用一张图，己 17、己 15-17共用一张图，己 16、己 15-16共用
一张，丁 5、戊 11、己 15、庚 20各单独一张图，矿井共 9张储量估算图。
采用地质块段法估算各可采煤层储量。
估算公式：Q=S×h×d
Q—储量（t），s—水平面积（m2），h—采用伪煤厚（m），d—煤层
容量（t/m3）。
有关参数的确定
a、面积
面积的测定是在 1：5000储量估算图上，用日本产数字式求积仪
(DIGITALPLANMETERKP-90N)逐一测量各块段，测量时每一块段至少两
次，两次误差在允许范围，取其平均值作块段水平面积。
b、煤厚
储量估算中块段煤厚按煤层在一定范围内厚度相对稳定的区域，
采用其中的钻孔煤厚点和矿井工程煤厚点(取点要均匀)计算算术平
均值。各煤厚点煤厚取值原则为：
①煤层中夹石厚度≥剔除，<计入煤厚。
②煤层中夹石厚度小于最低可采厚度，煤分层厚度大于或等于夹
石厚度时，上、下煤分层加在一起为煤层利用厚度。
c、倾角
储量规范规定，煤层倾角小于 15°时采用水平面积，假厚度估算
储量；倾角大于 15°时采用斜面积，真厚度估算储量。矿井煤层倾角
大于 15°的倾角很少，故本次均采用水平面积和假厚度估算储量。
d、容重
井田可采煤层容重高皇庙矿区(向斜南翼)和马棚山矿区(向斜北
翼)两次测定，数据不同。
丁 5、丁 6、丁 5—6： 8： 9、戊 10：
9-10：向斜南 11：向
斜南 15： 16：
己 17： 20：
（三）资源储量估算结果
截止 2004年 9月 30日，核实表内资源量 万吨，保
有储量为 万吨，工业储量为 万吨，累计探明储
量为 万吨，累计采出量 万吨，累计损失
万吨，累计动用 万吨。累计采区回采率为 71%，累计矿井
回采率为 %。
二、资源储量变化的说明：
本年度矿井范围内动用资源储量与原报告同范围对比较上一年
度资源储量增加 万吨，动用原煤 万吨（其中采出量为
万吨，损失量为 万吨）。资源储量增减变动主要是采动过
程中厚度高于设计煤厚，资源储量增加 万吨。另由于一 5煤采矿
许可证与原估算储量边界不符，现严格按采矿许可证边界估算，储量
减少 万吨。
三、资源储量核查结果：
（一）有依法认定的资源储量文件
2004 年 12 月经北京中矿联咨询中心对《河南省平顶山煤田平煤
集团十矿矿产资源储量核实》报告矿产资源储量进行评审，并出具
《河南省平顶山煤田平煤集团十矿矿产资源储量核实报告》矿产资源
储量评审意见书，中矿联储评字[2004]44号，且在国土资源部备案，
国土资源储备字[2004]362 号《关于〈河南省平顶山煤田平煤集团十
矿矿产资源储量核实报告〉矿产资源储量备案证明》。
（二）有上年度核实或检测的资源储量数据
十矿 2009 年末，矿井保有资源储量为 万吨，工业储量
为 万吨，可采储量为 万吨，累计采出量 万
吨，累计损失量 万吨，累计动用资源量 万吨。
（三）采区回采率达到规定标准--规定值、实际值、结论
2009 年平顶山市国土资源局对十矿下达的采区回采率指标为 78
﹪，十矿实际回采率为 ﹪，完成了回采率指标。
（四）安全煤柱的留设符合有关规定
十矿井田边界与相邻矿井均留有防水煤柱，防水煤柱为 40m，相
邻矿井各留 20m，符合矿井分界处防水煤柱的留设规定。
（五）“三个煤量”符合要求
按规定矿井三个煤量要求可采期 3～5年，准备煤量可采期 1年以上，
回采煤量可采期为 4～6 个月，十矿 2007 年末，开拓煤量 万
吨，可采期为 年，准备煤量 万吨，可采期为 月，
回采煤量 万吨，可采期为 月，符合要求。
（六）上行开采及特殊开采的批准文件
十矿无上行开采及特殊开采方式。
（七）厚薄煤层、难易开采煤层、不同煤种煤质煤层合理配采情况
十矿主要开采煤层为丁、戊、己煤层，丁、戊组煤层主要以肥煤，1/3
焦煤为主，己组煤以 1/3 焦煤为主。丁组煤层浅部已回采完，正在
进行深部开采方案研究，戊组煤层与己组煤层每年产量各半，十矿戊
组、己组煤层均有合层区与分层区，煤层厚、薄不一，但合理配采，
己 16、己 17 及戊 9 煤层均为 ～，戊 9-10、己 15-16 为 ～
，十矿合理搭配保证产量也保证煤质指标完成。
（八）按规定批准的资源储量的增减情况（注销、报损、地质及水文
地质损失和转入、转出等）
根据[93]平煤总字第 46号和平煤[2007]484号文共计转入丁、戊
二组煤工业储量为 万吨，可采储量为 万吨，其中北
部扩大区工业储量为 万吨，可采储量为 万吨，八矿转
入工业储量为 万吨，可采储量为 万吨。
（九）有无超层越界开采行为
十矿无越层越界开采行为。
（十）矿井服务年限的计算
截止 2009 年底，十矿保有可采储量为 万吨，矿井水文
地质条件简单，水文地质类型为Ⅰ类，矿井地质条件分类为Ⅱ类，故
储量备用系数取 。
A=G/Ka=
其中：k——储量备用系数取值 。
A——本矿这次申请拟调整的核定生产能力，取值 293万吨/年。
G——煤矿核定生产能力时上年末可采储量，取值 万吨。
根据服务年限计算公式得出剩余年限为 38 年，满足煤矿设计规
范关于服务年限的规定。
第二节主井提升系统能力核定
一、 概况
十矿始建于 1958 年，矿井设计能力为 120 万吨/年，后经 1986
年，1995 年两次技术改造，矿井生产能力提高到 180 万吨/年，近年
来十矿通过瓦斯综合治理，对通风和生产系统进行优化改造，生产能
力达到了 300多万吨。十矿主井提升设备为前苏联 1958年产的绞车，
该绞车电控系统于 2010 年进行技术改造为双机拖动，分主副箕斗提
升，主要负责戊组煤的提升任务，于 2010年进行转子双馈电控改造。
主斜井为钢丝绳牵引胶带输送机，主要负责己组煤的皮带运输任务。
提升系统能力核定具备的条件：
1、提升系统的设备、设施配套完整，符合有关规程规范要求，经
具备资质的检测检验机构测试合格；保护装置完善，运转正常；提升
系统技术档案齐全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，每日强
制性检查和维护时间应达到 2～4h。
2、提升设备投入使用前按规定均进行性能测试（含矿井经技术改
造新更换的提升设备），投入运行后，定期进行检查、测试。
3、提升系统每日强制性检查和维护 2～4h，符合《煤矿安全规程》
要求。
提升系统的保护装置完善，包括机械保护和电气保护。如立井提
升的防止过卷装置、防坠器、托罐装置，斜井带式输送机的防逆转和
制动装置，以及提升机的过速、限速、深度指示器失效保护，带式输
送机的跑偏、局部过载、断带等各类机械和电气保护。
（一）主井、斜井提升（运输）方式
1、十矿主井为单绳缠绕式提升绞车，采用底御式箕斗提升，主
要负责十矿井下戊组采区提煤任务。
2、斜井主提升运输采用钢丝绳牵引胶带输送机运输，主要负责
己组煤出煤任务。
（二）主要技术参数
1、主井提升设备：绞车型号为 2ＪＫ4× 58
年的产品，原绞车电动机为单台 800KW，72 年改造为双机托动，即
800KW+630KW。提升容器为 8T底御式箕斗，提升高度为 265m。绞车滚
筒直径和宽度为 4000mm×1800mm，钢丝绳最大速度
煤量为 吨，提升钢丝绳型号为 6△37-φ43
2、主斜井钢丝绳牵引胶带输送机型号为 GD型，生产厂家为东联
公司，钢缆全长 1680m，带宽 1000m，带速 2m/s，设计运输能力为
500T/h，电机为双驱动 2×400KW，平均坡度 14°。该钢缆皮带主要负
责运人、运煤。
(三)提升设备检测时间和结论
按要求于 2010 年 6 月委托省测试中心(有资质单位)进行了技术
测定。测定结果合格，符合规程要求。
二、 计算过程及结果
（一）根据提升（运输）方式的规定，确定相应计算公式
1、主井提升能力核定
P=＝=万吨/年
2、斜井钢丝绳牵引皮带输送机能力核定
按设计参数计算：
A===154万吨/年
按公式参数计算：
A＝＝＝
＝万吨/年
（二）计算参数选取依据说明
1、主井提升机参数
P－年提升煤量（年 t/a）
Q－每次提升煤量，十矿提升箕斗为 吨，故取 （t/次）
T－每提升一次循环时间，为每次平均循环提升时间 85（s/次），
按测试报告实测一次循环时间。
K1－十矿属有缓冲仓矿井，取
t－日提升时间取 16小时
K2－提升设备能力富余系数取
K－为装满系数取 1
2、主斜井钢丝绳牵引胶带输送机参数
K1－带面上负载断面系数，按公式取值范围，取 25°时为 180
K2－带面上负载断面系数，按公式取值范围，取 25°时为 125
B－带宽，皮带带宽为 1m
T×K1×104×K2
Q×3600×t×K×330
×104
16×330×T
104×
(180+125)×12××××330×16
C－倾角系数，按公式取值范围，取 C为
r－堆积容重，按照煤的堆积容重，取 r为
V－带速取值
K1－运输不均匀系数取
T－设计运输能力 350吨/小时
（三）计算结果
经过以上计算，十矿主提升系统核定能力为：
主井提升能力+主斜井提升能力＝+154＝万吨/年。
第三节 副井提升系统能力核定
一、 概况
十矿副井提升分为院内副井提升和北翼副井提升系统。院内副井
提升为双滚筒单绳缠绕式提升绞车，为捷克 1959 年产的老设备，该
绞车为单机拖动，主要负责-140 水平提人提物，于 2009 年进行电控
系统改造；北翼副井提升为 1986 年洛阳矿山机械厂生产的设备，该
绞车为磨擦轮绞车，提升罐笼为双层，主要负责十矿-140 和-320 水
平提人提物，于 2009年进行电控系统改造。
（一）副井提升方式和提升任务（人、下料或矸石）
院内副井为单绳缠绕式提升绞车，采用 3T 罐笼单层，主要负责
十矿-140水平提人提物工作。十矿北翼副井提升为落地磨擦轮提升绞
车，采用双层罐笼提升，主要负责十矿-140和-320水平提人提物。
（二）提升机主要技术参数
院内副井提升绞车型号：2JK-4/19 型，配 YR470-16/1400 型
470KW电动机一台，提升高度为 231m。绞车卷筒直径和宽度为 4000mm×
1200mm，提升最大速度 470KW，罐笼层数为 1。北
翼副井提升绞车型号为 80
年代洛阳矿山机械厂制造。配 JRZ630-16型 630KW电动机一台，罐笼
为双层，提升高度为 。该绞车滚筒和宽度为 2800mm×1400mm，
提升最大速度为 JRZ630-16，功率为 630KW，
提升罐笼层数为 2个，矿车规格为 3吨。
（三）主要提升设备的检测时间和结论
按要求于 2010 年 6 月委托省测试中心(有资质单位)进行了技术
测定。测定结果合格，符合规程要求。
二、 计算过程及结果
（一）根据提升方式和规定，确定核定能力计算公式
根据十矿提升的实际情况，确定公式如下：
1、院内副井：P＝×330×3
＝3×330=万吨/年
2、北翼副井：P＝×3×330
＝3×330=万吨/年
（二）计算参数选取依据及说明
1、院内副井：t人－每班上、下人员总时间，按其每班工人下井时
间竖井不超过 60min，院内副井取 3600秒/班
D－为下其他料次数，按照下其它材料每班 5-10次规定，院内副
井取 5（次/班）
5×3600-t 人-D×t 其他
104×(R/C×t 矸+M/N×t 料)
t 其他－为下其他材料一循环时间，院内副井取 300（秒/次）
t 料－每下材料一次循环时间为 120（秒/次）
R－矸石占产量的比重 20%
C－每次提矸重量 （t/次），十矿使用的为三吨矿车。
t 矸－提矸一循环时间为 120（秒/次）
M－每吨煤用材料百分比 %，按照一天下料量比上一天出煤量。
N－每次提材料吨数 （吨/次），十矿使用的为三吨矿车。
W－为 1
2、北翼副井：式中 t人－每班上、下人员总时间 3600秒
D－为下其他料次数 5（次/班）
t 其他－为下其他材料一循环时间 132（秒/次）
R－矸石占产量的比重 20%
C－每次提矸重量 （t/次）
t 矸－提矸一循环时间为 132（秒/次）
M－每吨煤用材料百分比 ％
N－每次提材料吨数 （吨/次）
W－为 1
T 料－每下材料一次循环时间，取值 132秒/次
（三）计算结果
经以上计算得出十矿副井提升核定能力结果：
1、院内副井提升能力为 万吨/年
2、北翼副井提升能力为 万吨/年
十矿付井提升核定能力为 +＝万吨/年
第四节 井下排水系统能力核定
一、 概况
十矿井下排水系统为-140 和-320 水平设有主排水泵房各一座。
-320m水平中区、东区、己四、通排各采区泵房排水至-320大巷水沟，
由排水沟流进入-320m主、副水仓。-320m泵房分两趟管路，一趟排水
到-140m大巷水沟，再流入-140m水仓；一趟通过管路直接排至北翼地
面水厂。
现在排水系统正在改造中，计划-320水仓直接进入北翼地面水厂，
经过净化后再通过北翼井筒向井下供水。
-140 水平排水大泵和-320 水平排水大泵设备完好，运转正常，
能够按照规程的要求在 20小时内排出矿井 24小时的正常涌水量。
井下排水能力核定具备的条件：
1、排水系统完善，设备、设施完好，运转正常，经具备资质的检
测检验机构测试合格。
2、有依法批准的地质报告提供的正常涌水量和最大涌水量，以及
生产期间的实际涌水量数据。
3、管理维护制度健全，各种运行、维护、检查、事故记录完备，
有每年一次的全部工作水泵和备用水泵联合实验排水。
以上必备条件中，排水系统包括水泵、电机及电控、抽真空系统
（射流或真空泵）、排水管路及各种管件、井底水仓等设施；联合排
水试验要求符合《煤矿安全规程》相关规定。
（一）矿井排水系统情况，包括各分级排水系统情况、水仓容积、排
水管理规格及布置等情况
1、-140水平排水能力
水泵型号:1＃泵和 3＃泵为 MD280-43/84×8 水泵 2 台，单泵最大
排量 280m3/h；2＃泵为 200D43×8水泵 1台，单泵排量 280m3/h，设备
运行正常。
排水管路φ273×7，2趟。
配套电机功率均为 500KW。电压等级 6KV。
-140水平水仓为 2个，容量为 2064m3，主、副水仓已经清挖完毕，
使用正常。
2、-320水平排水能力
水泵型号：1＃排水泵 MD280-65/84，单泵最大排量 288m3/h；2＃
泵和 3＃泵型号为 200D65×8 水泵 2 台，单泵排量 288m3/h。大泵和电
机全解体检修，设备运行正常。
排水管路：φ273×10，2趟。
配套电机功率 700KW。电机电压 6KV。
-320水平水仓为 2个，容量为 5025m3，主、副水仓已经清挖完毕，
使用正常。
（二）矿井正常涌水量和最大涌水量
全矿井正常涌水量 150m3/h，最大涌水量 300m3/h。其中-140水平
正常涌水量 20m3/h，最大涌水量 40m3/h；-320 水平正常涌水量
130m3/h，最大涌水量 260m3/h。
二、 计算过程及结果
（一） 分别计算-140 和-320 排矿井正常涌水量和排矿井最大涌
水量的生产能力
1、校验-140水平 20h内排出 24h正常涌水和最大涌水量
正常涌水时，2台泵工作 20h排水量:
×2台×20h=9348（m3）
正常涌水时，24h的涌水量:
20m3/h×24h=480(m3)<9348m3
最大涌水时，24小时的涌水量
40m3/h×24h=960(m3)<9348m3
符合规程要求。
⑴由于十矿矿井正常涌水量为 150m3/h<1000m3/h 水仓容量,应符
合
V≥8Qn的要求。
式中 V－主要水仓容量；Qn－矿井正常涌水量，取值为 20m3/h
则 V≥8×150=1200m3
-140水仓实际容量 V′=2064m3，V′=2064m3大于 V=1200m3，符合
要求。
⑵矿井排水正常涌水量
An＝×330＝万吨/年
An－排水正常涌水能力（万 t/a），
Bn×20
Pn—上一年度平均日产吨煤所需要排水正常涌水量（m3/t），取值
Bn—工作泵小时总排水能力（m3/h），取值 （m3/h）(测试泵
的实际排水量的平均值)，267---为十矿 09年原煤产量
⑶矿井最大排水能力
Am＝×330＝万吨/年
Am－排水正常涌水能力（万 t/a），
Pm—平均日产吨煤所需要排水最大涌水量，取值 （m3/t）
Pm=
Bm—工作泵加备用泵总排水能力 (m3/h)
2、 校验-320水平 20h内排出 24小时正常涌水和最大涌水量
正常涌水时，2台泵工作 20h排水量：
×2×20＝9136（m3）
正常涌水时，24h的涌水量：
130m3/h×24h=3120(m3)<9136m3
最大涌水量时，24小时的涌水量：
300m3/h×24h=7200(m3)<9136(m3)
符合规程要求。
（1）由于十矿矿井正常涌水量为 150m3/h＜1000m3/h，水仓容量应
符合
V≥8Qn，葽示式中 V－主要水仓容量；Qn－矿井正常涌水量，
Bm×20
则 V≥8×150=1200m3
-320水仓实际容量，V′=5025m3，则 V′大于 V=1200m3
⑵排矿井正常涌水：An=
式中 An－排正常涌水能力，万 t/a;
Bn－工作泵小时总排水能力 m3/h，Bn=
均值)
Pn－年度平均日产吨煤所需排正常涌水量，取 Pn=
Pn=
则 An=万 t/a
⑶-320大泵排矿井最大涌水：Am=
式中 Am－排最大涌水能力，万 t/a;
Bm－工作泵加备用泵总排水能力
Pm－年度平均日产吨煤所需排最大涌水量，取 Pn=
则 Am=万 t/a
（二）计算结果
1、排矿井正常涌水量能力：万吨/年
2、排矿井最大涌水量生产能力：主排水泵排水能力 万吨/
年
故:十矿矿井排水系统核定能力：为 万吨/年。
第五节供电系统能力核定
概况
目前，我矿供电系统由月台降压站 6KV 双回路供电。矿井电
源线路为 2 根，入井电缆 8 根，到-320 第二井下中央变电所 2 根，
规格为：3×240mm2，到-320 第一井下中央变电所２根，规格为：3
×120mm2 到-140 中央变电所 2 根，规格为 3×185mm2，又由月台降压站
供给十矿地面变电所两回路架空线路，线径为：480mm2。主要扇风机、
提升机、中央变电所均为双回路供电。
现有地面变电所 2个，井下中央变电所 4个，采区变电所 10个，
其中-320 第一中央变电所担负我矿己四上部采区、己二采区用电。
-140 中央变电所担负我矿-140 水平北部、中部采区供电。-320 第二
中央变电所担负我矿-320水平东部采区、-320已四下部采区供电。
我矿总装机容量为 48743KW，其中井下 24865KW，地面 19752KW，
生活用电 4126KW。矿最大负荷 18000KW，平均负荷 15000KW。井下低
压馈电线装设了选择性漏电保护装置。配电网络装设了可靠的过流、
短路保护、接地装置齐全。通讯装置符合规程要求。
（一）煤矿电源线路情况（回路、规格、长度）
煤矿电源线路为二回路：规格为 LGT-110ＫＶ-3×300mm2，长度 8km
（二）矿井变压器容量，矿井设备装机总容量，矿井运行设备总容量，
矿井实际用电容量，矿井综合电耗
矿井变压器容量为：2×50000KVA，为两台 50000KVA 变压器同时
分列运行。矿井设备装机总容量：48743KW，矿井运行设备总容量：
24000KW
矿井实际用电容量：18000KW，矿井综合电耗：
（三）下井电缆规格、回路数
下井电缆为 6根：
到－320 第二井下中央变电所两根，规格为：YJV42－6KV－3×
240mm2，长度 1800m
到-320 第一井下中央变电所两根，规格为：YJV59－6KV－3×120mm2,
长度 900m
到－140井下中央变电所两根，规格为：YJV59－6KV－3×185mm2，长
度 670m
三、 计算过程及结果
（一）按电源线路和变压器分别计算矿井供电系统能力
1、电源线路安全截流量及压降校核：
全矿实际最大用电：18000KW
（1）安全截流量校核：
全矿计算电流：I=18000/×110×=105A
线路 LGJ-300允许截流量,环境温度为 25℃时为 750A
考虑环境温度 40℃时温度校正系数 ，则
IX=750×=
IX=＞I=105A
（2）线路压降校核：
LGJ-300线路单位负荷矩时电压损失百分数：
当 COS￠=时为 %MW·km(查表)
则电源线路电压降为:△U%=18×8×%=%＜5%
其中矿井负荷为 18000KW，线路长 8km
由以上校验可知电源线路安全截流量及电压降均符合要求。
2、下井电缆安全截流量及压降校核
安全截流量校核：Ij=
MYJV42-6/6KV，其中 3×120电缆二趟，3×240电缆二趟，3×185电缆
二趟
查表，电缆允许截流量为 IX120=287A，IX240=494A，IX480=960A，
IX185=455A
当一回路故障停止送电时，其余回路允许截流量：
IX120=287A，IX240=494A，IX185=455A，IX480=960A，IX=2196A，
IX=2196A＞Ij=
电缆压降校核：
MYJV42-6/6KV，3×120电缆单位负荷矩时电压损失百分数：
当 COS￠=时为 %MW·km(查表)
则电源线路电压降为:△U2%=（12××%）/6=%＜5%
其中井下负荷为 15000KW，线路长
由以上校验可知下井电缆安全截流量及电压降均符合要求,其余电
缆能保证井下全部负荷。
（二）电源线路及主变压器能力核定
1、电源线路能力核定计算：
A=330×16（万 t/a）
P=IUecos￠=×601×110×=
I=LGJ-300,导线截流量 601A，查《电工手册》表 7-4-2
W—采用 2009年吨煤实际综合电耗
2、主变压器能力计算：
A=330×16（万 t/a）
综合电耗 W=（KWh/t）
式中：S—变压器容量 50000KVA
￠—为矿井功率因数取
W—为上年度吨煤综合电耗
（三）计算结果
1、 电源线路供电能力：万 t/a
2、 变压器供电能力：万 t/a
3、 矿井供电系统能力：万 t/a
四、 说明:
现为我矿供电的月台降压站主变容量已增为 50000KVA，已于 08
年 6月份正式投入运行。我矿的矿井供电能力达 万 t/a。
第六节井下运输系统能力核定
一、 概况
十矿井下运输系统环节完善，实现连续输送，运转正常。系统中
相关设备必配的保护设施齐全。各种行车、调度信号设施齐全，安全
标志齐全、醒目，车场、巷道内照明符合规定。井下运输系统采用设
备符合相应的防爆要求。
（一）皮带运输系统
十矿主运输系统以皮带运输系统为主。井下皮带运输系统有戊组皮带
运输系统和己组皮带运输系统。戊组皮带运输最后由主井箕斗至煤楼，
己组皮带最后由主斜井钢丝绳牵引皮带运输至地面煤楼。
①戊组皮带运输系统包括中区和东区两个采区，两个采区的出煤经新
老高强皮带机运输至缓冲仓四部皮带机后进入煤仓，再由主井箕斗提
升至地面煤楼。
东区有 1个采面，顺槽皮带 3部，输送长度共计 820m；中区有采面 2
个，顺槽皮带 7部（3010m），上下山皮带 2部（1940m），输送长度共
计 2600m。
一水平有采面 1 个，顺槽皮带 5 部（400m），上下山皮带 5 部
（2510m），输送长度为 3370m。
②己组皮带系统包括己二采区、己四采区。
己二采区出煤由己二高强 1m 皮带运输至己二煤仓。己二采区有
1个采面，顺槽皮带 1部，上下山皮带 5部，输送长度共计 2024m。
己四采区有 1个采面，顺槽皮带 3部，上下山皮带 2部，输送长
度共计 2850m，己四采区出煤由己四总机巷钢缆皮带己四煤仓。
（二）十矿轨道运输只运输矸石和物料，故不进行生产能力核定。
二、计算过程及结果
（一）按运输方式和规定，选取井下各运输环节能力核定计算公式及
参数
1、戊组系统皮带运行能力核算
⑴中区 20120机巷一部(顺槽)
参数：带宽 1000mm，带速 350t/h，倾角
0～4º。
设计能力计算：A=330×350×16/×104=168万吨/年
(2)中区 20102机巷一部(顺槽皮带)
参数：带宽 1000mm，带速 350t/h，倾角
0～4º。
设计能力计算：A=330×350×16/×104=168万吨/年
(3)缓冲仓一部(集中巷)
参数：带宽 1000mm，带速 350t/h，倾角 0
º。
设计能力：A=330×16×350/×104=168万吨/年
V、——运输不均匀数取
(4)新高强皮带运输能力(集中巷)
按设计参数计算：
A=330×16×500/（×104）=220万吨/年
按公式计算：
A=＝330×＝万吨/年
K－输送机负载断面系数，取值 400
B－带宽，取值 1m
V－带速，取 2
r－煤容量，取
t－日工作时间，16小时
C－输送机倾角系数，取
K－运输不均匀系数，取
综合分析后，戊组系统运输能力最小的是缓冲仓一部皮带运输，
能力为 168万吨/年，所以核定能力为 168万吨/年。
2、己组煤皮带运输能力核算
⑴22160机巷一部（顺槽皮带）
输送机参数：带宽 1000mm，带速 350t/h，
倾角 0～3º。
设计生产能力计算：A=330×350×16/×104=168吨/年
（2）己二高强(上下山)
输送机参数：带宽 1000mm，带速 500t/h，
倾角 12～14º。
设计能力计算：A=330×500×16/×104=220万吨/年
公式计算：A=330×400×12××××16/104×=万吨/年
⑷钢丝绳皮带运输机(上下山)
按设计参数计算：
A===154万吨/年
公式计算：
A=万吨/年
式中 K1+K2－物料煤堆积角
综合分析后，戊组系统运输能力最小的是缓冲仓皮带运输机为
168万吨/年,所以核定能力为 168万吨/年，而己组系统运输能力最小
的是钢丝绳皮带输送机，能力为 154 万吨/年，所以核定能力为 154
×104
16×330×T
万吨/年。
经计算，矿井皮带运输能力为戊组煤加己组煤:即 A总=168万吨/
年+154万吨/年=322万吨/年
根据核定标准十矿井下运输能力为 322万吨/年。
第七节采掘工作面能力核定
一.概况
十矿划分三个水平开采，一水平基本结束，二水平为生产水平，
三水平正在建设。目前十矿开采戊组、己组两组煤层。现有生产采区
五个（-140戊组采区、己二采区、北翼东区、北翼中区、己四采区）。
二水平丁组采区、三水平戊组、己组正在开拓。
各采区情况
（1）-140戊组采区：-140戊组采区剩余可采储量 万吨，可
采煤层有戊 11 煤层，戊 11 煤层平均厚度 米，煤层倾角 10°。该
采区设计生产能力 60万吨，正常情况下有一个综采工作面同时生产。
（2）己二采区：己二采区剩余可采储量 万吨，可采煤层有
己 15、己 16、己 17 煤层。该采区设计生产能力 60 万吨，正常情况
下有两个综采工作面同时生产。
（3）北翼东区戊组下山：北翼东区戊组下山剩余可采储量
万吨，主要开采戊 9-10煤层，戊 9-10煤层平均厚度 米，煤层倾
角 13～20°，采区设计能力 60万吨.
（4）北翼中区：北翼中区剩余可采储量 万吨，戊 9煤层平
均厚度 米，戊 10 煤层平均厚度 米，戊 9-10 合层平均煤厚
米，煤层倾角 9～23°。采区设计能力 60万吨。
（5）己四采区：己四采区剩余可采储量 万吨，己四采区东
翼为己 15-16合层，煤层平均厚度 米，己 17煤层单独存在，己 15
煤层厚度 ～米，己 16煤层厚度 ～米，己 17煤层厚度
～米，煤层倾角 12°～32°。
（6）二水平丁组采区、三水平（在建水平）：三水平位于二水平北
部边界到李口向斜，南北倾斜宽 1700m 左右，东西走向长 5000 米。
目前风井、总回风道、运输机下山、瓦斯专用巷已全部完工，轨道下
山正在施工。
二、采煤队个数及生产地点的接续安排：
十矿共有三个综采队，一个综采准备队，正常情况下有三个综采
队，五个综采工作面生产。工作面采用“三八制”工作制,即：两班
采煤，一班检修。工作面接替安排见表：
2011～2013年采面接替表
采煤队 工作面编号
工 作 面
可 采 储
量(万 t)
接续起止日期
2011 年
（万 t)
2012 年
（万 t)
2013 年
（万 t）
戊 11—15110 48 2009 年 7 月 ～
2011年 4月
28
丁 56—21170 31 2011 年 5 月 ～
2011年 10月
31
戊 --20172 25 2011 年 11 月～
2012年 5月
25
综 采 一
队
东大巷煤柱下分
层
57 2012 年 5 月 ～
2012年 12月
57
己 17--22320 35 2013 年 1 月～
2013年 7月
35
戊 9--20120 2010 年 9～2011
年 8月
己 15--24080 98 2011 年 9～2012
年 10月
28 70
综 二 队
（ 1）分
队
己 17--22200 18 2012 年 11 月～
2013年 3月
6 12
戊 9--17040 19 2011年 1～11月 19
丁 --21180 48 2011 年 12 月～
2012年 8月
5 43综 采 二
队（ 2）
分队 戊 10--20180 109 2012 年 9 月 ～
2014年 8月
20 89
己 16--己二煤柱 30 2011 年 1 月 ～
2011年 6月
30
戊 11—14152 25 2011 年 7 月 ～
2012年 2月
20 5
己 16—22140 35 2012 年 3 月 ～
2012年 12月
35
综 采 三
队
己 17--24020 40 2013 年 1 月 ～
2013年 10月
40
己 17--22300 2010 年 9 月 ～
2011年 7月
20
己 16--22220 2011 年 8 月 ～
2011年 12月
戊 --21210 25 2012 年 1 月 ～
2012年 8月
25
己 17--24110 35 2012 年 9 月 ～
2013年 5月
20 15
综 采 准
备队
丁 --21190 62 2013 年 6 月 ～
2014年 4月
45
掘进煤 30 30 30
合计 311 297
(三）主要采煤方法
采煤工作面采用走向长壁采煤法，工作面布置为两条巷道，一
条进风巷道（皮带运输机巷），另一条回风巷道（轨道运输巷），回采
方式为后退式采煤法。
（四）采煤工艺及采掘机械化装备情况
（1）采煤工艺及采煤机械化装备情况
2009年十矿共有三个综采队，一个综采准备队，全部为综合机械
化采煤工艺，综采工作面机械化装备情况如下：
液压支架
ZY5000—18/38
ZY4000—17/37
ZY4000—10/20
ZY4000—12/25
主机
MGTY—300/700WD
MG—200/456—WQD
MGTY—250/600WD
MG—250/601WD
MG—200/475W
运输机
SGZ—764/750
SGZ—764/500
转载机
SZZ—764/200
（2）开拓掘进机械化装备情况：
A、 开拓队采用炮掘，打眼用 YT—24 凿岩机、耙斗机配 3 吨的矿
车出渣，锚喷支护。
B、 掘进队：机掘队使用掘进机掘进，后面跟皮带出渣，锚杆支护，
锚杆钻机安装锚杆；炮掘队使用煤电钻打眼，溜子或耙斗机配皮带出
渣。
（五）单产单进：
（1） 单产：十矿重视采煤机械化程度的提高，机械化装备条件好，
机械化程度达到 100%。2009年综采工作面单产为 万吨/月。
（2） 单进：平均单进
巷单进 295m/个/月,岩巷单进 %,生
产率 %,开拓率 %,综掘机械化程度 %。
二、计算过程及结果：
（一）计算方法的选择参数选取：
依据发改运行［2006］819 号文《煤矿生产能力核定标准》第
七章第二十三条、第二十四条之规定，按下列公式计算回采工作面
前三年的平均生产能力：
A采=L×T×P×N/10000（万吨/a)
A采——采煤工作面平均生产能力，t/a；
L——工作面平均长度，m；
P——平均煤层生产能力，t/m2；
N——采煤工作面平均个数，个；
T——工作面平均推进度，m
（二）计算结果：
1、采煤工作面能力：
十矿 2007 年--2009 年产量、平均推进度、平均工作面个数见
表 7-2、表 7-3、表 7-4。
表 7-22007年--2009年产量统计表单位：万 t
年度 2007 2008 2009 累计 平均
全矿产量 290 280 276 846 282
回采产量
掘进产量
采掘比 3．5 3．8 4．1 11．4 3．8
表 7-32007年--2009年度工作面平均长度与平均推进度表单位：m
年度 2007 2008 2009 累计 平均
工作面平均长度 205 198 200 603 201
工作面推进度 1090 1355 1200 3645 1215
表 7-42007年—2009年度工作面平均个数表单位：个
根据以上统计数据，2007--2009年工作面平均水平为
Ac=10-4L×T×P×N
=10-4×201×1215×4×
=万 t/a
年度 2007 2008 2009 累计 平均
工作面个数 3 2．53 2．96
式中：Ac——采煤工作面平均生产能力.万 t/a；
L——采煤工作面平均长度.201m；
P——煤层平均生产能力.4t/m2；
N——采煤工作面平均个数.个；
T——工作面平均推进度.1215m/a
2009年采掘工作面能力核定为：
1、 回采工作面能力核定：
2008 年 10 月以来，十矿各采面生产条件差，受大坡度、低采高、高
突等自然条件的影响，回采难度大，产量有所下降。
自 2006 年以来，十矿下大力气抓瓦斯综合治理示范化矿井建设，在
圈定回采工作面过程中同时施工瓦斯专用回风巷、高位巷、偏“y”
巷、底抽巷、高位钻场等工程，回采过程中采煤工作面采用上隅角抽
放、工作面浅孔抽放、高位巷抽放、高位钻场抽放、底抽放抽放、上
封下堵等瓦斯综合治理措施，通过瓦斯综合治理，避免采煤工作面过
程中出现瓦斯超限现象，也为提高单产奠定了基础。
2009年 8月—12月产量统计表单位：万吨
月份 8 9 10 11 12 合计 平均
回采产量 21．5 21．6 21 21 25
根据 2009年后 5个月产量统计，全年回采产量应为：
AC=月平均产量×月份
=×12=万吨
2、掘进生产能力
由于地质构造、煤层赋存条件发生变化，前三年根据产量和掘进进尺
的情况来看不成比例，为了客观准确地反映实际情况，按照 2009 年
掘进的年进尺全煤巷道和半煤岩巷道计算掘进机煤量比较符合实际。
09 年全煤巷道 13088 米，半煤岩巷道 3436 米，全煤岩巷道平均掘进
断面 米 2，半煤岩平均掘进断面 米 2。
Aj＝10-4×RΣSiLi
＝10-4××(13088×＋3436×)
＝（万吨）
3、煤矿采掘工作面能力
根据以上数据,十矿 2010年采掘工作面能力为:
A＝A 采＋A 掘
＝＋
＝万吨
第八节通风系统能力核定
一、通风概况
十矿矿井开拓方式为立井、斜井综合开拓，矿井通风方式为分区抽出
式通风。有中央副井、北翼副井、斜井皮带、乘人斜井四个进风井；
丁三风井、三水平风井、己四风井三个回风井分别担负-140水平、北
翼中区和东区、己四和己二采区通风任务。
十矿属于煤与瓦斯突出矿井，2009年瓦斯等级鉴定矿井瓦斯和二
氧化碳绝对涌出量分别为
分 别 为 和 。 其 中 ， 矿 井 瓦 斯 抽 放 量 为
%。除-140残采区、己二采区上部回
采下分层和薄煤层以外，其它三个采区均属严重突出采区，三个严重
突出采区的储量占全矿井储量的 86%。各采区均布置有专用瓦斯回风
巷，并实现瓦斯专用巷专巷专用，各采掘工作面均有独立、完善的通
风系统，无无风、微风和串联通风现象。
十矿局部通风机目前主要采用 、、等型
号，局部通风机的安装使用符合规定。
矿井主要进、回风井特征参数表（表 1）
井筒名称
立井/
斜井
进/回风井
深度/长度
（m）
上下标高
（m）
支护形式
断面积
（m2）
井筒装备
内容
南翼副井 立井 进风井 238 +94/-140 砌碹 单层双罐
北翼副井 立井 进风井 453 +133/-320 砌碹 双层双罐
斜井皮带 斜井 进风井 1600 +94/-320 锚喷 钢缆皮带
乘人斜井 斜井 进风井 2750 +93/-320 锚喷 乘人猴车
三水平风井 立井 回风井 482 +191/-291 浇筑
风井主要通风机原始参数表（表 2）
配套电机 风机工况范围
风井名称
风机
型号
扇叶角
度范围(度) 型号
额定
功率
（Kw）
额定
电流
（A）
风量范围
（m3/min）
负压范围
（Pa）
三水平风井 BDK618-8 -10～+6° JS1512-8 1000 2×62 5400～15600 600～4500
己四风井 6K60-NO28 20～° YR800-10/1430 800 97 2000～5000 2300～3500
丁三风井 AGF606-2 -15～+15° JS1512-8 500 61 3000～12000 1500～3000
风井主要通风机现运行参数（表 3）
风量统计表
矿井名称：十矿填表日期：2010年 1月
系统
名称
采 区
名称
用风地点名称
采掘工艺
及类别
计算需要风量
（m3/min）
实际有效风量
（m3/min）
己-24020采面 综采面 778 1212
己-24080机巷 煤巷掘进 856 965
己-24080抽采巷 煤巷掘进 541 787
己组三水平轨道 煤巷掘进 450 575
己四东翼瓦专 岩巷掘进 446 520
己-24080预抽巷 岩巷掘进 308 382
绞车房 机电硐室 100 152
上部变电所 机电硐室 100 156
-320充电硐室 机电硐室 200 300
己四抽放泵站 机电硐室 100 155
中部变电所 机电硐室 100 138
消防材料库 机电硐室 100 154
水仓 机电硐室 100 150
己 四
采区
小计 4179 5646
己-22320采面 综采面 777 969
己-22160备用面 备用工作面 378 803
己-22300风巷 煤巷掘进 488 586
己 四
风 井
系统
采区
名称
己-22300机巷 煤巷掘进 492 550
配套电机 风机工况
风井名称
风机
型号
扇叶
角度
(度)
型号
运行
功率
(Kw)
运行
电流
(A)
工作
风量
(m3/min)
工作
负压
(Pa)
三水平风井 BDK618-8 -2 JS1512-8 316/297 51/48 10600 2950
己四风井 6K60-NO28 YR800-10/1430 490 79 10690 2250
丁三风井 AGF606-2 JS1512-8 170 26 3148 1700
备注
1、主要通风机型号和电机型号不同应分别填写；2、对旋主要通风机应分别填写Ⅰ、Ⅱ级
的电机功率和电流。
己二煤柱风巷 煤巷掘进 561 650
已二二变电所 机电硐室 100 144
绞车房 机电硐室 100 209
通排变电所 机电硐室 100 146
火药库 机电硐室 100 189
小计 3096 4246
系统合计 7275 9892
乘以需风系数后合计 8730m3/min
系统风量富裕系数
最近矿井通风阻力测定时间 2009年 7月 15日
最近主要通风机性能鉴定时间
（多组分别填写）
2009年 7月 10日
风量统计表
矿井名称：十矿填表日期：2010年 1月
系统
名称
采 区
名称
用风地点名称
采掘工艺
及类别
计算需要风量
（m3/min）
实际有效风量
（m3/min）
戊-20180采面 综采面 1353 1602
戊-20120备用面 备用 554 1137
戊-30010预抽巷 岩巷 395 600
三水平轨下 岩巷 539 618
中区变电所 机电硐室 100 162
中区水仓 机电硐室 100 174
中区泵站 机电硐室 100 282
三 水
风 井
系统
中 区
采区
中区人车库 机电硐室 100 184
小计 3241 4759
东大巷煤柱采面 综采 1200 1596
戊 90-21210机巷 煤掘 558 680
丁 -21170风巷 岩巷 570 672
丁 -21170 机巷车
场
煤掘 370 452
丁组变电所 机电硐室 100 212
绞车房 机电硐室 100 154
东区瓦斯抽放泵站 机电硐室 100 156
戊组变动所 机电硐室 100 187
东 区
采区
小计 3098 4109
系统合计 6339 8868
乘以需风系数后合计 7608m3/min
系统风量富裕系数
最近矿井通风阻力测定时间 2009年 7月 15日
最近主要通风机性能鉴定时间
（多组分别填写）
2005年 12月 10日
风量统计表
矿井名称：十矿填表日期：2010年 1月
系统
名称
采 区
名称
用风地点名称
采掘工艺
及类别
计算需要风量
（m3/min）
实际有效风量
（m3/min）
戊-17020采面 综采 691 874
戊-15110机巷 煤巷 412 538
戊-15110风巷 煤巷 435 567
一部皮带机尾 机电硐室 100 124
二部皮带机头 机电硐室 100 156
三部皮带机头 机电硐室 100 152
配轨水仓 机电硐室 100 144
丁 三
风 井
系统
丁 三
采区
小计 1938 2555
系统合计 1938 2555
乘以需风系数后合计 2326m3/min
系统风量富裕系数
最近矿井通风阻力测定时间 2009年 7月 15日
最近主要通风机性能鉴定时间
（多组分别填写）
2007年 8月 24日
风量统计表
矿井名称：十矿填表日期：2010年 1月
项目 单位 三水平系统 己四系统 丁三系统 合计
矿井通风方式 抽出式 抽出式 抽出式
矿井总进风量 m3/min 10130 10163 3003 23296
矿井总出风量 m3/min 10394 10486 3091 23971
矿井总有效风量 m3/min 8868 9892 2555 21315
矿井实际需要风量 m3/min 7608 8730 2326 18664
矿井上年实际平均日产量 t/d 3152 3821 913 7886
矿井上年平均日产吨煤需
要风量
m3/t
矿井等积孔 m2
矿井瓦斯等级 高突 高突 高瓦斯 高突
矿井瓦斯相对涌出量 m3/t
矿井漏风系数 2% % % %
通
风
现
状
主
要
技
术
特
征
主要通风机详细型号
主要通风机电机型号及功
率
kw
JS1512-8
1000KW
YR800-10/1430
800KW
JS1512-8
500KW
瓦斯抽放量 m3/min 0
平均日产吨煤瓦斯涌出量 m3/t
矿井通风系数 K（公式一）
采煤工作面需风量 m3/min 3728 2320 829 6877
掘进工作面需风量 m3/min 2918 4601 1016 8536
井下峒室需风量 m3/min 960 1440 480 2880
其它井巷实际需风量 m3/min 370 370
采掘比 3：5 3：7 1：2
采煤工作面个数 个 3 3 1 7
掘进工作面个数 个 5 7 2 15
核
定
采
用
数
据
矿井实测最大通风负压 Pa 2950 2650 2050
上次矿井综合能力核定中通风能
力
万 t/a 370
本次核定矿井分系统通风能力 万 t/a 362
本次核定矿井通风能力 万 t/a 360
二、矿井需风量计算及通风能力核定
按照安监总煤矿字[2005]42号关于印发《煤矿通风能力核定办法
(试行)》的通知要求，进行通风能力核定时选用由里向外核算法。
（一）矿井需风量计算
十矿有三个回风系统，五个采区，其中-140水平一个残采区，能
够实行分区通风，通风能力核定逐个采区进行核算。
1、己四风井系统
己四风井担负己四采区和己二采区通风任务，己四采区布置有一个
采煤工作面、两个煤巷工作面、两个岩巷工作面，己二采区布置有一
个采煤工作面、一个备用工作面、三个煤巷掘进工作面和四个机电硐
室。按瓦斯涌出量风机吸风量、炸药量、同时工作人数分别计算需风
量，并按风速进行验算，见表二，各工作面有效风量均大于需风量，
符合风速要求。
（1）己四采区需风量计算
己四采区目前有一个采煤工作面、两煤两岩掘进工作面、六个机
电硐室，无其它用风点，分别计算如下
己-24020采煤工作面
己-24020 采煤工作面在正常生产期间，回风流正常瓦斯浓度
%，观测日最大瓦斯涌出量(浓度)%，采煤工作面平均瓦斯绝
对涌出量
按回采工作面瓦斯涌出量计算需风量公式为
Q采回=100×q采×KCH4
KCH4采=÷=
Q采回=100×q采×KCH4=100××=439m3/min
回采工作面同时最多工作人数 70人，需风量 4×70=280m3/min。
按工作面选择适宜的风速计算需风量，工作面通风断面积 ，
工作面温度为 26℃，选择适宜的风速为
则 Q 采=60××=778m3/min，计算最大需风量 778m3/min。
进行风速验算 15×＜778＜240×符合要求。
己-24020采面实际有效风量 1212m3/min。
己-24080机巷
己-24080机巷掘进期间，瓦斯涌出量为
最大绝对瓦斯涌出量(浓度)为 %，月平均日瓦斯绝对涌出量(浓度)
为 %，则 K 掘通=÷=
Q 掘=100×qCH4×K 掘通=100××=146m3/min
qCO2＜qCH4，不需要以 CO2的涌出量计算风量。
按局部通风机实际吸风量计算需风量，工作面安装两台 2×45KW
对旋局部通风机，吸风量为 676m3/min，巷道通风断面积 12m2，
则 Q 掘=Q 扇×Ii＋15S=676+12×15=856m3/min，
按工作面最多同时工作人数计算风量
Q≥35×4=140m3/min，
工作面确定风量 676m3/min，能够满足煤巷掘进最大、最小风速
要求。
则己-24080机巷需风量最终确定为 856m3/min。
己-24080抽采巷
参照 2009 年瓦斯等级鉴定报告该巷道施工期间瓦斯涌出量为
%，月平均日瓦斯绝对涌出量(浓度)为 %，则 K 掘通=÷
=
Q 掘=100×qCH4×K 掘通=100××=126m3/min
qCO2＜qCH4，不需要以 CO2的涌出量计算风量。
按局部通风机实际吸风量计算需风量，工作面安装两台 2×30KW
局部通风机，吸风量为 419m3/min，巷道通风断面积 ，则 Q 掘=Q 扇×
Ii＋15S=419+×15=541m3/min，
按工作面最多同时工作人数计算风量
Q≥35×4=140m3/min，
工作面确定风量 541m3/min，能够满足煤巷掘进最大、最小风速
要求。
三水平己组轨道
三水平己组轨道下山岩巷掘进，绝对瓦斯涌出量为
进期间，连续观测日最大绝对瓦斯涌出量(浓度)为 %，月平均日瓦
斯绝对涌出量(浓度)为 %，则 K 掘通=÷=1
Q 掘=100×qCH4×K 掘通=100××1=10m3/min
qCO2＜qCH4，不需要以 CO2的涌出量计算风量。
按局部通风机实际吸风量计算需风量，工作面安装两台 2×30KW
局部通风机，吸风量为 385m3/min，巷道通风断面积 ，则 Q 掘=Q 扇×
Ii＋9S=385+×9=450m3/min，按工作面最多同时工作人数计算风量 Q
≥35×4=140m3/min，
工作面确定风量 450m3/min，能够满足煤巷掘进最大、最小风速
要求。
其他工作面及硐室需风量计算如下表：
己四采区有七个独立通风硐室，分别为轨道绞车房、上部变电所、
己四抽放泵站、下部变电所、水仓、充电硐室、消防材料库，根据降
温要求，需风量按 100m3/min计算，配风如下表，并附实测温度值。
己四硐室需风量
硐室 需风量(m3/min) 有效风量(m3/min)
绞车房 100 152
上部变电所 100 156
-320充电硐室 200 300
己四抽放泵站 100 155
中部变电所 100 138
消防材料库 100 154
水仓 100 150
合计 800 1205
其它地点用风
己四采区无其它巷道回风，矿井无架线电机车和胶轮车。
己四采区需风量计算：
Q 矿≥(ΣQ 采+ΣQ 掘+ΣQ 硐+ΣQ 备+ΣQ 其它)×K 矿通(m3/min)
Q 己四=(ΣQ 采+ΣQ 掘＋ΣQ 硐+)×K 矿通=(778+2601+800)×=4179×
=5015m3/min。
己四采区进风量 5624m3/min，有效风量 5646m3/min，需风量
5015m3/min，总排风量 5788m3/min，布置一个采煤工作面，两煤一岩
三个掘进工作面和一个用风巷道，采掘比合理，现有风量满足采区有
效风量大于需风量的要求。
（2）己二采区需风量计算
己二采区目前有个采煤工作面，一个备用工作面、三个煤巷掘进
工作面，三个硐室(三轨绞车房、通排变电所、己二二变)。
己-22320采面
己-22320采煤工作面正常回采平均瓦斯绝对涌出量
回风流正常瓦斯浓度 %，观测日最大涌出量(浓度)%。
按回采工作面瓦斯涌出量计算需风量为
KCH4=÷=
Q 采=100××=405(m3/min)
按工作面温度选择适宜的风速进行计算，工作面温度 26℃，
参照核定办法表 4，采煤工作面风速选
。
Q 采=60××=777m3/min
按回采工作面同时作业人数计算需风量
Q 采≥4N=4×70=280m3/min
以上计算结果选取最大值 777m3/min
按风速进行验算：15S＜Q 采＜240S，工作面通风断面积 ，
则 108＜777＜1728，符合风速要求。
己二煤柱工作面需风量为 777m3/min。采面实际有效风量 969m3/min。
己-22160备用采面
己-22160 备用采煤工作面根据 2007 年相邻采面己 16-22160 采面
瓦斯鉴定结果，瓦斯绝对涌出量 %，
观测日最大涌出量(浓度)%。
按回采工作面瓦斯涌出量计算需风量公式为
KCH4=÷=
Q 采=100××=734(m3/min)
按工作面温度选择适宜的风速进行计算，工作面温度 26℃，
参照核定办法表 4，采煤工作面风速选
。
Q 采=60××=756m3/min
按回采工作面同时作业人数计算需风量
Q 采≥4N=4×70=280m3/min
以上计算结果选取最大值 756m3/min
按风速进行验算：15S＜Q 采＜240S，工作面平均断面积 ，
则 108＜756＜1728，符合风速要求。备用工作面需风量取正常回
采期间需风量 50%，为 378m3/min。
己-22300风巷
己-22300风巷掘进期间，瓦斯涌出量为
最大绝对瓦斯涌出量(浓度)为 %，月平均日瓦斯绝对涌出量(浓度)
为 %，则 K 掘通=÷=
Q 掘=100×qCH4×K 掘通=100××=60m3/min
qCO2＜qCH4，不需要以 CO2的涌出量计算风量。
按局部通风机实际吸风量计算需风量，工作面安装两台 2×30KW
对旋局部通风机，吸风量为 332m3/min，巷道平均断面积 ，
则 Q 掘=Q 扇×Ii＋15S=332+×15=488m3/min，
按工作面最多同时工作人数计算风量
Q≥35×4=140m3/min，
工作面确定风量 488m3/min，能够满足煤巷掘进最大、最小风速
要求。
则己-22300风巷需风量最终确定为 488m3/min。
己-22300机巷
己-22300 机巷掘进期间，瓦斯涌出量为
最大绝对瓦斯涌出量(浓度)为 %，月平均日瓦斯绝对涌出量(浓度)
为 %，则 K 掘通=÷=
Q 掘=100×qCH4×K 掘通=100××=142m3/min
qCO2＜qCH4，不需要以 CO2的涌出量计算风量。
按局部通风机实际吸风量计算需风量，工作面安装两台 2×30KW
对旋局部通风机，吸风量为 332m3/min，巷道通风断面积 ，
则 Q 掘=Q 扇×Ii＋15S=336+×15=492m3/min，
按工作面最多同时工作人数计算风量
Q≥35×4=140m3/min，
工作面确定风量 492m3/min，能够满足煤巷掘进最大、最小风速
要求。
则己-22300机巷需风量最终确定为 492m3/min。
己二煤柱风巷
己二煤柱风巷掘进期间，瓦斯涌出量为
最大绝对瓦斯涌出量(浓度)为 %，月平均日瓦斯绝对涌出量(浓度)
为 %，则 K 掘通=÷=
Q 掘=100×qCH4×K 掘通=100××=182m3/min
qCO2＜qCH4，不需要以 CO2的涌出量计算风量。
按局部通风机实际吸风量计算需风量，工作面安装两台 2×30KW
对旋局部通风机，吸风量为 440m3/min，巷道通风断面积 ，
则 Q 掘=Q 扇×Ii＋15S=440+×15=561m3/min，
按工作面最多同时工作人数计算风量
Q≥35×4=140m3/min，
工作面确定风量 561m3/min，能够满足煤巷掘进最大、最小风速
要求。
则己二煤柱风巷需风量最终确定为 561m3/min。
硐室用风计算
己二采区现有四个机电硐室，根据降温需求和经验配风，每硐室
配风 100m3/min，能够满足两机电硐室温度要求。
己二采区需风量计算：见下表
己二采区采掘工作面需风量
风井 采区 用风地点 类别
需风量
m3/min
有效风量
m3/min
己-22320采面 综采面 777 969
己-22160备用面 备用工作面 378 803
己-22300风巷 煤巷掘进 488 586
己-22300机巷 煤巷掘进 492 550
己二煤柱风巷 煤巷掘进 561 650
已二二变电所 机电硐室 100 144
绞车房 机电硐室 100 209
通排变电所 机电硐室 100 146
火药库 机电硐室 100 189
己四
风井
己二
采区
合计 3096 4246
己二采区需风量计算：
Q 己二≥(ΣQ 采+ΣQ 掘+ΣQ 硐+ΣQ 备+ΣQ 其它)×K 矿通(m3/min)
Q 己二=(ΣQ 采+ΣQ 掘+ΣQ 硐+ΣQ 其它)×K 矿通=(1155+1541+400)×
=3096×=3715m3/min。
己二采区进风量 4539m3/min，有效风量 4246m3/min，需风量
3715m3/min，总排风量 4698m3/min，布置一个采煤工作面，一个备用
工作面，两个掘进工作面，采掘比合理，现有风量满足采区有效风量
大于需风量的要求。
己四风井系统需风量计算：
Q 己四风井=Q 己二北部+Q 己四=3715+5015=8730m3/min
己四风井系统有效风量为：
Q 己四风井=Q 己二北部+Q 己四=4246+5646=9892m3/min
己四风井总进风量为：
Q 己四风井=Q 己二北部+Q 己四=4539+5624=10163m3/min
己四风井总排风量为
Q 己四风井=Q 己二北部+Q 己四=4698+5788=10486m3/min
己四系统需风量计算见下表
系统 采区 用风地点 类别
需风量
m3/min
有效风量
m3/min
己-24020采面 综采面 778 1212
己-24080机巷 煤巷掘进 856 965
己-24080抽采巷 煤巷掘进 541 787
己组三水平轨道 煤巷掘进 450 575
己四东翼瓦专 岩巷掘进 446 520
己-24080预抽巷 岩巷掘进 308 382
绞车房 机电硐室 100 152
上部变电所 机电硐室 100 156
-320充电硐室 机电硐室 200 300
己四抽放泵站 机电硐室 100 155
中部变电所 机电硐室 100 138
消防材料库 机电硐室 100 154
己四
风井
系统
己四
采区
水仓 机电硐室 100 150
合计 4179 5646
（需风量*） 5015
己-22320采面 综采面 777 969
己-22160备用面 备用工作面 378 803
己-22300风巷 煤巷掘进 488 586
己-22300机巷 煤巷掘进 492 550
己二煤柱风巷 煤巷掘进 561 650
已二二变电所 机电硐室 100 144
绞车房 机电硐室 100 209
通排变电所 机电硐室 100 146
火药库 机电硐室 100 189
合计 3096 4246
己二
采区
（需风量*） 3715
2、三水平风井系统需风量计算
三水平风井担负北翼中区、北翼东区两个采区通风任务，需风量计算
时分别计算采区需风量。
（1）北翼东区需风量计算
十矿东区开采丁、戊组煤层，布置一个采煤工作面，两个煤巷工
作面和一个岩巷掘进工作面，四个机电硐室，工作面需风量计算如下：
东大巷煤柱采面
东大巷煤柱采面日常回采绝对瓦斯涌出量为
正常瓦斯浓度 %，观测日最大涌出量(浓度)%，抽放瓦斯纯量
为 2m3/min。
按回采工作面瓦斯涌出量计算需风量公式为
KCH4=÷=
Q采=100×（－2）×=1200(m3/min)
按工作面温度选择适宜的风速进行计算，工作面温度 26℃，
参照核定办法表 4，采煤工作面风速选
。
Q采=60××=691m3/min
按回采工作面同时作业人数计算需风量
Q采≥4N=4×70=280m3/min
以上计算结果选取最大值 1200m3/min
按风速进行验算：15S＜Q采＜240S，工作面平均断面积 ，
则 108＜1200＜1728，符合风速要求。
戊 90-21210机巷
2006 年 7 月份戊-21190 机巷瓦斯等级鉴定绝对瓦斯涌出量为
%，月平均日瓦斯绝对涌出量(浓度)为 %，则 K 掘通=÷
=
Q 掘=100×qCH4×K 掘通=100××=346m3/min
qCO2＜qCH4，不需要以 CO2的涌出量计算风量。
按局部通风机实际吸风量计算需风量，工作面安装两台 2×30KW
对旋局部通风机，吸风量为 411m3/min，巷道平均断面积 ，则 Q
掘=Q 扇×Ii＋15S=411+×15=558m3/min，
按工作面最多同时工作人数计算风量
Q≥35×4=140m3/min，
工作面确定风量 411m3/min，能够满足煤巷掘进最大、最小风速
要求，则戊-21210机巷需风量最终确定为 558m3/min。
丁 -21170机巷
丁 -21170 机巷正常掘进期间绝对瓦斯涌出量为
掘进期间，连续观测日最大绝对瓦斯涌出量(浓度)为 %，月平均日
瓦斯绝对涌出量(浓度)为 %，则 K 掘通=÷=
Q 掘=100×qCH4×K 掘通=100××=180m3/min
qCO2＜qCH4，不需要以 CO2的涌出量计算风量。
按局部通风机实际吸风量计算需风量，工作面安装两台 2×30KW
对旋局部通风机，吸风量为 462m3/min，巷道通风断面积 ，则 Q
掘=Q 扇×Ii＋15S=462＋15×=570m3/min，
按工作面最多同时工作人数计算风量
Q≥35×4=140m3/min，
工作面确定风量 570m3/min，能够满足煤巷掘进最大、最小风速
要求，则丁 -21170机巷需风量最终确定为 570m3/min。
丁 -21170机巷车场
丁 -21170 机巷车场为岩石巷道，正常掘进期间绝对瓦斯涌出
量为
为 %，月平均日瓦斯绝对涌出量(浓度)为 %，则 K 掘通=÷
=
Q 掘=100×qCH4×K 掘通=100××=28m3/min
qCO2＜qCH4，不需要以 CO2的涌出量计算风量。
按局部通风机实际吸风量计算需风量，工作面安装两台 2×15KW
对旋局部通风机，吸风量为 284m3/min，巷道通风断面积 ，则 Q
掘=Q 扇×Ii＋15S=284＋9×=370m3/min，
按工作面最多同时工作人数计算风量
Q≥35×4=140m3/min，
工作面确定风量 370m3/min，能够满足煤巷掘进最大、最小风速
要求，则丁 -21170机巷车场需风量最终确定为 370m3/min。
硐室需风量计算
东区布置有四个机电硐室，需风量按 100m3/min，无其它用风地
点。
按目前采掘比计算，需风量如下表：
风井 采区 用风地点 类别 需风量(m3/min)
有 效 风 量
(m3/min)
东大巷煤柱采面 综采 1200 1596
戊 90-21210机巷 煤掘 558 680
丁 -21170机巷 煤掘 570 672
丁 -21170机巷车场 岩巷 370 452
丁组变电所 机电硐室 100 212
绞车房 机电硐室 100 154
东区瓦斯抽放泵站 机电硐室 100 156
戊组变电所 机电硐室 100 187
三水
平新
风井
东区
合计（需风量） 3098 4109
东区采区需风量计算：
Q 东区≥(ΣQ 采+ΣQ 掘+ΣQ 硐+ΣQ 备+ΣQ 其它)×K 矿通(m3/min)
Q 东区=(ΣQ 采+ΣQ 掘+ΣQ 硐)×K 矿通=(1200+1498+400)×=3098×
=3718m3/min。
东区的总进风量为 4422m3/min，总有效风量为 4109m3/min，计算
结果需风量为 3718m3/min，总排风量 4526m3/min，可以满足安全生产
要求。
（2）北翼中区需风量计算
北翼中区由三水平新风井担负回风任务，有一个采煤工作面、一
个备用工作面和两个岩巷掘进工作面，需风量分别计算如下：
戊-20180工作面
戊-20180 采煤工作面布置有抽采巷，该工作面 2009 年 9 月中旬
开始生产，回采期间绝对瓦斯涌出量为 16m3/min，回风流正常瓦斯浓
度 %，观测日最大涌出量(浓度)%，抽放瓦斯纯量
按回采工作面瓦斯涌出量计算需风量公式为
KCH4采=÷=
Q 采回=100×q 采×KCH4=100×（16－）×=1353m3/min
回采工作面同时最多工作人数 70人
需风量 4×70=280m3/min。
按工作面选择适宜的风速计算需风量，工作面通风断面积 ，
工作面温度为 26℃，根据表 4，选择适宜的风速为
则 Q 采=60××=842m3/min，计算最大需风量 1353m3/min。
进行风速验算 15×＜1353＜240×符合要求。
戊-20120备用面
戊-20120 备用工作面绝对涌出量
度 %，观测日最大涌出量(浓度)%，该工作面在回采期间绝对
瓦斯涌出量依据戊-20102 采面瓦斯涌出量预测,2008 年瓦斯等级鉴
定戊-20102采面绝对瓦斯涌出量为
瓦斯浓度 %，观测日最大涌出量(浓度)%。
按回采工作面瓦斯涌出量计算需风量公式为
KCH4采=÷=
Q 采回=100×q 采×KCH4=100××=1107m3/min
回采工作面同时最多工作人数 70人
需风量 4×70=280m3/min。
按工作面选择适宜的风速计算需风量，工作面通风断面积 ，
工作面温度为 26℃，根据表 4，选择适宜的风速为
则 Q 采=60××=842m3/min，计算最大需风量 1107m3/min。
进行风速验算 15×＜1107＜240×符合要求。
按备用工作面瓦斯涌出量计算需风量公式为 KCH4 采 = ÷
=
Q 采回=100×q 采×KCH4=100××=375m3/min
备用工作面需风量取回采工作面的 50%，
即 1107m3/min×=554m3/min。
戊-30010预抽巷
戊-30010预抽巷为瓦斯治理工程，岩巷掘进，该工作面在施工期
间，绝对瓦斯涌出量为 %，观
测最大瓦斯涌出浓度 %。
则 K 掘通=÷=
Q 掘=100×qCH4×K 掘通=100××=60m3/min
qCO2＜qCH4，不需要以 CO2的涌出量计算风量。
按局部通风机实际吸风量计算需风量：
工作面安装的 2×30KW风机吸风量为 330m3/min，安装风机地点巷
道断面积 ，
需风量 Q=Q 扇×Ii＋15S=330+×9=395m3/min，
按工作面最多同时工作人数计算风量 Q≥35×4=140m3/min，
按炸药量计算风量 Q为 100m3/min，按风速验算：平均断面 ，
×15＜395＜×240符合要求，因此工作面确定需风量 395m3/min。
三水平轨道下山
岩巷掘进工作面，瓦斯涌出量为绝对瓦斯涌出量为
正常回风流瓦斯浓度 %，据连续观测其最大瓦斯涌出量(浓度)为
%，月平均日瓦斯涌出量(浓度)为 %。
则 K 掘通=÷=
Q 掘=100×qCH4×K 掘通=100××=36m3/min
qCO2＜qCH4，不需要以 CO2的涌出量计算风量。
按局部通风机实际吸风量计算需风量：
工作面安装的 2×30KW风机吸风量为 344m3/min，安装风机地点巷
道断面积 ，
需风量 Q=Q 扇×Ii＋9S=344+×9=441m3/min，
按工作面最多同时工作人数计算风量 Q≥35×4=140m3/min，
按炸药量计算风量 Q为 94m3/min，按风速验算：平均断面 ，
×9＜441＜×240符合要求，因此工作面确定需风量 441m3/min。
北翼中区四个机电硐室供风，需风量风别为 100m3/min。
中区需风量计算：
Q 中区≥(ΣQ 采+ΣQ 掘+ΣQ 硐+ΣQ 其它)×K 矿通(m3/min)
Q 中区=(ΣQ 采+ΣQ 掘+ΣQ 硐)×K 矿通=(1907+934+400)×=3241×
=3890m3/min。
中区需风量如下表单位：m3/min
系统 采区 用风地点 类别 需风量 有效风量
戊-20180采面 综采面 1353 1602
戊-20120备用面 备用 554 1137
戊-30010预抽巷 岩巷 395 600
三水平轨下 岩巷 539 618
中区变电所 机电硐室 100 162
中区水仓 机电硐室 100 174
中区泵站 机电硐室 100 282
中区人车库 机电硐室 100 184
三水
平新
风井
中区
合计（需风量） 3241 4759
目前中区总进风量 5709m3/min，总有效风量 4759m3/min，需风量
计算结果为 3890m3/min，采区总排风量 5869m3/min。
三水平新风井通风系统有东区和中区两翼回风，因此
系统总进风量为
Q 总=Q 中＋Q 东=5709m3/min＋4422m3/min=10131m3/min；
总有效风量为
Q 总=Q 中＋Q 东=4759m3/min＋4109m3/min=8868m3/min；
计算需风量为
Q 总=Q 中＋Q 东=3890m3/min＋3718m3/min=7608m3/min
系统总排风量为
Q 总=Q 中＋Q 东=5869m3/min＋4526m3/min=10395m3/min
3、丁三风井系统需风量计算（-140残采区）
-140残采区布置一个采煤工作面，两个煤巷掘进工作面，四个机电硐
室，需风量计算如下
戊-17020采面
戊-17020采面正常回采期间绝对瓦斯涌出量为
工作面在正常回采期间回风流瓦斯浓度 %，观测日最大涌出量(浓
度)%。
按回采工作面瓦斯涌出量计算需风量公式为
KCH4=÷=
Q 采=100××=208(m3/min)
按工作面温度选择适宜的风速进行计算，工作面温度 24℃，
参照核定办法表 4，采煤工作面风速选
。
Q 采=60××=691m3/min
按回采工作面同时作业人数计算需风量
Q 采≥4N=4×70=280m3/min
以上计算结果选取最大值 691m3/min
按风速进行验算：15S＜Q 采＜240S，工作面通风断面积 ，
则 108＜691＜1728，符合风速要求。
戊-15110机巷
戊-15110 机巷正常施工期间绝对瓦斯涌出量为
观测日最大绝对瓦斯涌出量(浓度)为 %，月平均日瓦斯绝对涌出量
(浓度)为 %，则 K 掘通=÷=
Q 掘=100×qCH4×K 掘通=100××=125m3/min
qCO2＜qCH4，不需要以 CO2的涌出量计算风量。
按局部通风机实际吸风量计算需风量，工作面安装两台 2×15KW
局部通风机，吸风量为 289m3/min，巷道通风断面积 ，则 Q 掘=Q 扇×
Ii＋15S=289+×15=412m3/min，
按工作面最多同时工作人数计算风量 Q≥35×4=140m3/min，
工作面确定风量 412m3/min，能够满足煤巷掘进最大、最小风速
要求，则戊-14172风巷需风量最终确定为 412m3/min。
戊-15110风巷
戊-15110 机巷正常施工期间绝对瓦斯涌出量为
观测日最大绝对瓦斯涌出量(浓度)为 %，月平均日瓦斯绝对涌出
量(浓度)为 %，则 K 掘通=÷=
Q 掘=100×qCH4×K 掘通=100××=93m3/min
qCO2＜qCH4，不需要以 CO2的涌出量计算风量。
按局部通风机实际吸风量计算需风量，工作面安装两台 2×15KW
局部通风机，吸风量为 312m3/min，巷道通风断面积 ，则 Q 掘=Q 扇×
Ii＋15S=312+×15=435m3/min，
按工作面最多同时工作人数计算风量
Q≥35×4=140m3/min，
工作面确定风量 435m3/min，能够满足煤巷掘进最大、最小风速
要求，则戊-14172风巷需风量最终确定为 435m3/min。
-140戊五采区共有 4个机电硐室，其需风量、有效风量如下表计
算。
硐室 需风量(m3/min) 有效风量(m3/min)
一部皮带机尾 100 124
二部皮带机头 100 156
三部皮带机头 100 152
配轨水仓 100 144
按目前的采掘比例计划计算-140水平戊五采区需风量见下表
采区 用风地点 类别 需风量 有效风量
戊-17020采面 综采 691 874
戊-15110机巷 煤巷 412 538
戊-15110风巷 煤巷 435 567
一部皮带机尾 机电硐室 100 124
二部皮带机头 机电硐室 100 156
三部皮带机头 机电硐室 100 152
配轨水仓 机电硐室 100 144
-140
采区
合计（需风量） 1938 2555
-140戊五采区需风量计算：
Q 戊五≥(ΣQ 采+ΣQ 掘+ΣQ 硐+ΣQ 备+ΣQ 其它)×K 矿通(m3/min)
Q 戊五=(ΣQ 采+ΣQ 掘+ΣQ 硐)×K 矿通=(691+847+400)×=1938×
=2326m3/min。
目前 -140 戊五采区总进风量 3003m3/min，总有效风量
2555m3/min，需风量计算结果为 2326m3/min，总排风量 3091m3/min。
采区一个采煤工作面，两个煤巷掘进工作面，符合需风量要求。
（二）矿井通风能力计算
十矿属煤与瓦斯突出矿井，全矿井三个通风系统，-140水平布置
一个残采区，-320水平布置两个风井系统，四个生产采区，矿井通风
能力核定采用第二种方法由里向外核定法分别计算。根据采区需风量
计算结果及采区总进风量，确定合理采掘比：
1、己四风井通风系统生产能力核定
己四风井担负己四和己二采区通风任务，己四风井系统需风量
8730m3/min、有效风量 9892m3/min、总进风量 10163m3/min、总排风
量 10486m3/min，布置两采一备三个采煤工作面、五煤两岩巷七个掘
进工作面。
（1）己四风井系统采煤工作面特征表
己-24020采面（综采）
己-22320（综采）
工作面平均长（m） 平均采高（m） 原煤视密度（t/m3） 回采率（%） 年工作日数（d）
158 98 330
正规循环作业系
数（%）
工作面个数 日推进度（m/d） 采煤方法 生产能力
86 1 6 综采
工作面平均长（m） 平均采高（m） 原煤视密度（t/m3） 回采率（%） 年工作日数（d）
157 98 330
正规循环作业系
数（%）
工作面个数 日推进度（m/d） 采煤方法 生产能力
86 1 6 综采
（2）掘进工作面特征表（炮掘己-24080抽采巷、机巷、己-22300风
巷）
掘进工作面特征表（机掘己-22300机巷、己二煤柱风巷）
己四风井通风系统生产能力核定为：
An=∑A 采 i＋∑A 掘 j
=（＋＋＋）×104吨
=万吨/年
2、三水平风井通风系统生产能力核定
三水平风井担负北翼东区和中区通风任务，三水平风井系统需风
量 7608m3/min、有效风量 8868m3/min、总进风量 10131m3/min、总排
风量 10395m3/min，布置两个采煤工作面、一个备用工作面、两煤三
岩巷五个掘进工作面。
（1）三水平风井系统采煤工作面特征表
戊-20180采面
工作面平均长（m） 平均采高（m） 原煤视密度（t/m3） 回采率（%） 年工作日数（d）
207 98 330
正规循环作业系
数（%）
工作面个数 日推进度（m/d） 采煤方法 生产能力
巷道纯煤面积
（m2）
原煤视密度
（t/m3）
日进尺（m/d） 年工作日数（d）
工作面个
数
生产能力
330 3
巷道纯煤面积
（m2）
原煤视密度
（t/m3）
日进尺（m/d） 年工作日数（d）
工作面个
数
生产能力
330 2
86 1 综采
东大巷煤柱采面
工作面平均长（m） 平均采高（m） 原煤视密度（t/m3） 回采率（%） 年工作日数（d）
246 3 98 330
正规循环作业系
数（%）
工作面个数 日推进度（m/d） 采煤方法 生产能力
86 1 综采
（2）掘进工作面特征（炮掘丁 -21170机巷、戊-21210机里）
巷道纯煤面积
（m2）
原煤视密度
（t/m3）
日进尺（m/d） 年工作日数（d）
工作面个
数
生产能力
330 2
三水平风井通风系统生产能力核定为
An=∑A 采 i＋∑A 掘 j
=（＋＋）×104吨/年
=万吨/年
3、-140丁三风井系统通风能力核定
丁三风井担负-140 残采区通风任务，-140 残采区计算需风量
2326m3/min，有效风量 2555m3/min，总进风量 3003m3/min，总排风量
3091m3/min。系统布置一个采煤工作面，两个煤巷掘进工作面。
（1）丁三风井系统采煤工作面特征表（综采戊-17020采面）
工作面平均长（m） 平均采高（m） 原煤视密度（t/m3） 回采率（%） 年工作日数（d）
130 98 330
正规循环作业系
数（%）
工作面个数 日推进度（m/d） 采煤方法 生产能力
86 1 综采
（2）掘进工作面特征表（炮掘戊-15110机、风巷）
丁三风井通风系统生产能力核定为
An=∑A 采 i＋∑A 掘 j
=（＋）×104吨/年
=万吨/年
5、根据以上计算矿井通风能力
A 矿=∑AnA 矿-----矿井通风能力
An-----各采区通风能力
A 矿=（＋＋）万吨/年
=362万吨/年
综上，根据由里向外核算法计算矿井通风系统生产能力为 362万
吨/年。按照核定办法取 5万吨/年为单位，十矿核定通风系统生产能
力为 360万吨/年。
三、矿井通风能力验证
1、矿井主要通风机性能验证
十矿三个回风井担负矿井通风任务，从三组主要通风机特性曲线
和主要通风机特性参数可以看出，十矿三组主要通风机的风压均小于
对应风机最大风压的 倍，符合安全规定；同时主要通风机的工况
点处在风压特性曲线“驼峰”的右侧，在合理工作范围之内，运行稳
定，三组主要通风机负压均在 3000Pa 以下，丁三风机风量在 3000～
巷道纯煤面积
（m2）
原煤视密度
（t/m3）
日进尺（m/d） 年工作日数（d）
工作面个
数
生产能力
7 330 2
5000m3/min之间，风机负压小于 2000Pa，均处于合理工况。
风井主要通风机原始参数表
风井主要通风机现运行参数
2、通风网络能力验证
十矿井下巷道、用风地点的风流方向稳定，风量、风速满足要
配套电机 风机工况范围
风井名称
风机
型号
扇叶角
度范围(度)型号
额定
功率
（Kw）
额定
电流
（A）
风量范围
（m3/min）
负压范围
（Pa）
三水平风井 BDK618-8 -10～+6° JS1512-8 1000 2×62 5400～15600 600～4500
己四风井 6K60-NO28 20～° YR800-10/1430 8000 97 2000～5000 2300～3500
丁三风井 AGF606-2 -15～+15° JS1512-8 500 61 3000～12000 1500～3000
配套电机 风机工况
风井名称
风机
型号
扇叶
角度
(度)
型号
运行
功率
(Kw)
运行
电流
(A)
工作
风量
(m3/min)
工作
负压
(Pa)
三水平风井 BDK618-8 -2 JS1512-8 316/297 51/48 10600 2950
己四风井 6K60-NO28 YR800-10/1430 490 79 10690 2250
丁三风井 AGF606-2 JS1512-8 170 26 3148 1700
备注
1、主要通风机型号和电机型号不同应分别填写；2、对旋主要通风机应分别填
写Ⅰ、Ⅱ级的电机功率和电流。
求。矿井总进 23009m3/min，总排 23557m3/min，三个回风系统最大通
风阻力 2950Pa，矿井等积孔 ㎡，最小系统等积孔 ㎡，说明矿
井各系统通风较容易，即通风网络“通风风流的能力”较强。通风网
络中的通风阻力分配合理且与风量相匹配。
矿井通风网络符合【煤矿安全规程】规定，采掘工作面通风系统
完善、合理，不存在违反规定的串联通风、扩散通风、采空区通风等
地点。
3、用风地点有效风量验证
各采区通风能力计算过程中可以看出，采区内各用风地点的有
效风量均大于需风量并且富余较多，井巷中风流速度、工作面及硐室
的温度均符合《煤矿安全规程》规定。
用风地点有效风量验证
风量（m3/min） 风流速度（m3/s） 温度（ºC）
序
号
名称 地点 需风
量
实 测
风量
是否满
足要求
规程规定
实 际
测定
是否符
合要求
规程
规定
实 际
测定
是否满
足要求
-140新增石门 2137 是 <8 是 ≤26 23 是
大斜井皮带 2927 是 <6 4 是 ≤26 23 是
-320行人石门 5234 是 <8 是 ≤26 23 是
-320北石门 3264 是 <8 是 ≤26 23 是
-320南石门 3990 是 <8 是 ≤26 24 是
一部高强 1400 是 <6 是 ≤26 24 是
乘人斜井 3150 是 <8 是 ≤26 25 是
-140北翼车场 1195 是 <8 是 ≤26 23 是
己二总回 3715 4698 是 <8 是 ≤26 20 是
己四总回 5015 5788 是 <8 是 ≤26 21 是
三水平瓦专 7608 10395 是 <15 是 ≤26 22 是
1
矿 井
总 进
总回
丁三井总回 2326 3091 是 <8 是 ≤26 23 是
己-22320采面 777 969 是 ～4 是 ≤26 26 是
己-24020采面 778 1212 是 ～4 是 ≤26 26 是
戊 90-20180采面 1353 1602 是 ～4 是 ≤26 26 是
东大巷煤柱采面 1200 1696 是 ～4 是 ≤26 25 是
2
采 煤
工 作
面
戊-17020采面 691 874 是 ～4 是 ≤26 26 是
己-24080机巷 856 965 是 ～4 是 ≤26 26 是
己-24080抽采巷 541 787 是 ～4 是 ≤26 26 是
己组三水平轨道 450 575 是 ～4 是 ≤26 26 是
己四东翼瓦专 446 520 是 ～4 是 ≤26 26 是
己-22300风巷 488 586 是 ～4 是 ≤26 25 是
己-22300机巷 492 550 是 ～4 是 ≤26 25 是
己二煤柱风巷 561 650 是 ～4 是 ≤26 26 是
戊 90-21210机巷 558 680 是 ～4 是 ≤26 26 是
丁 -21170机巷 570 672 是 ～4 是 ≤26 26 是
3
掘 进
工 作
面
丁 -21170 机车
场
370 452 是 ～4 是 ≤26 25 是
戊-30010预抽巷 395 600 是 ～4 是 ≤26 26 是
三水平轨下 539 618 是 ～4 是 ≤26 26 是
戊-15110机巷 412 538 是 ～4 是 ≤26 25 是
戊-15110风巷 435 567 是 ～4 是 ≤26 24 是
用风地点有效风量验证
4、稀释瓦斯能力验证
从回采工作面及掘进工作面的实际测定数据和监测系统实时监
风量（m3/min） 风流速度（m3/s） 温度（Cº）
序
号
名
称
地点 需风
量
实测
风量
是 否
满 足
要求
规 程
规定
实 际
测定
是否符
合要求
规 程
规定
实 际
测定
是 否
满 足
要求
己四轨道绞车房 100 152 是 ≤30 27 是
己四上部变电所 100 156 是 ≤30 28 是
-320充电硐室 200 300 是 ≤30 27 是
己四抽放泵站 100 155 是 ≤30 29 是
己四中部变电所 100 138 是 ≤30 28 是
消防材料库 100 154 是 ≤30 27 是
己四水仓 100 150 是 ≤30 27 是
已二二变电所 100 144 是 ≤30 28 是
己二三轨绞车房 100 209 是 ≤30 27 是
通排变电所 100 146 是 ≤30 25 是
-320火药库 100 189 是 ≤30 24 是
丁组变电所 100 212 是 ≤30 26 是
东区戊组绞车房 100 154 是 ≤30 27 是
东区瓦斯抽放泵站 100 156 是 ≤30 27 是
东区戊组变电所 100 187 是 ≤30 28 是
中区变电所 100 162 是 ≤30 26 是
中区水仓 100 174 是 ≤30 26 是
中区泵站 100 282 是 ≤30 27 是
中区人车库 100 184 是 ≤30 25 是
一部皮带机尾 100 124 是 ≤30 23 是
二部皮带机头 100 156 是 ≤30 26 是
三部皮带机头 100 152 是 ≤30 27 是
配轨水仓 100 144 是 ≤30 23 是
4
机
电
硐
室
测显示数据表九可以看出，采面生产期间无瓦斯超限现象，通风稀释
排放瓦斯的能力较大，风速适宜，各地点瓦斯浓度符合《煤矿安全规
程》的有关规定。
矿井稀释瓦斯能力验证表
序号 地点 规程规定（%） 实际测定（%） 是否满足要求
1 己-22320采面 1 是
2 己-24020采面 1 是
3 戊 90-20180采面 1 是
4 东大巷煤柱采面 1 是
5 戊-17020采面 1 是
6 己-24080机巷 1 是
7 己-24080抽采巷 1 是
8 己组三水平轨道 1 是
9 己四东翼瓦专 1 是
10 己-22300风巷 1 是
11 己-22300机巷 1 是
12 己二煤柱风巷 1 是
13 戊 90-21210机巷 1 是
14 丁 -21170机巷 1 是
15 丁 -21170机车场 1 是
16 戊-30010预抽巷 1 是
17 三水平轨下 1 是
18 戊-15110机巷 1 是
19 戊-15110风巷 1 是
20 三水平总回 是
21 己四总回 是
22 丁三总回 是
5、确定矿井通风系统核定生产能力
十矿属于煤与瓦斯突出矿井，通风系统完整、可靠，采掘工作面
均实现的独立通风，没有不符合规定的串联通风，扩散通风和采空区
通风，因此没有【标准】中所涉及的扣减通风能力项目。经过以上计
算和能力验证，矿井主要通风机实际运行工况点处于安全、稳定、合
理、可靠的范围之内，通风动力与主要通风机性能相匹配，能够满足
安全生产实际需求，井巷风流速度、温度等符合【煤矿安全规程】规
定。各相关地点瓦斯检测结果低于【煤矿安全规程】的有关规定。
因此，经分析验证，确定矿井通风能力为 360万吨。
112
N,KW十矿三水平风机实测特性曲线图
1200
1000
800
600
400
Η,%功率（N）－风量（Q）关系图
100
80
60
40
20
0
H,daPa效率（η）－风量（Q）关系图
600
540
480
420
360
300
240
180
120
60
0
压力（H）－风量（Q）关系图 Q,m3/s
-2º
-2º
R
-2º
113
N,KW十矿丁三风机实测特性曲线图
500
400
300
200
100
Η,%功率（N）－风量（Q）关系图
100
80
60
40
20
0
H,daPa效率（η）－风量（Q）关系图
380
360
320
280
240
200
160
120
80
40
0
压力（H）－风量（Q）关系图 Q,m3/s
-12
º
-12
º
12º
R
114
N,KW十矿己四风机实测特性曲线图
1000
800
600
400
200
Η,%功率（N）－风量（Q）关系图
100
80
60
40
20
0
H,daPa 效率
（η）－风量（Q）关系图
4000
3600
3200
2800
2400
2000
1600
1200
800
400
0
压力（H）－风量（Q）关系图 Q,m3/s
º
º
R
º
115
第九节地面生产系统能力核定
一、地面生产系统的基本条件
十矿地面生产系统主要包括煤楼、运煤皮带、滚轴筛、螺旋筛、破碎
机、戊组原煤仓、主焦煤仓、铁路牵引线、储煤场，系统完善，运转
正常。根据目前井下回采煤层，地面生产系统分为戊组系统（老系统）
和己组系统（新系统）：戊组系统主要是运输主井提升的煤量，己组
系统主要是运输大斜井皮带提升的煤量。
1、戊组煤（老系统）从主井提升，经给煤机、戊组运煤皮带、
滚轴筛、螺旋筛两级分选，滚轴筛筛上物经手选皮带人工选矸，煤
块经破碎机粉碎后落西配煤皮带、戊组上仓皮带入戊组原煤仓或落
储煤场，矸石入矿车翻矸石山；滚轴筛筛下物落至螺旋筛进行二次
筛选，螺旋筛筛下物落西配煤皮带、戊组上仓皮带入戊组原煤仓或
落储煤场，筛上物落二次手选皮带人工选矸，煤块落西配煤皮带、
戊组上仓皮带入戊组原煤仓或储煤场，矸石入矿车翻矸石山。
2、己组煤（新系统）从大斜井皮带提升，经己组运煤皮带、滚
轴筛、振动筛两级分选，滚轴筛筛上物经手选皮带人工选矸，煤块
经破碎机粉碎后落新系统第三部皮带、己组上仓皮带入主焦煤仓或
通过戊己联络皮带落储煤场，矸石入矿车翻矸石山；滚轴筛筛下物
落至振动筛，振动筛筛下物落新系统第三部皮带、己组上仓皮带入
主焦煤仓或通过戊己联络皮带落储煤场，筛上物落二次手选皮带人
工手选，煤块落新系统第三部皮带、己组上仓皮带入主焦煤仓或落
东配煤皮带、落地皮带至储煤场，矸石入矿车翻矸石山。
3、在主焦煤仓满仓的情况下，己组煤可以通过戊己联络皮带落
储煤场或入戊组原煤仓，但戊组煤只能入戊组原煤仓或落储煤场，
不可以入主焦煤仓。
二、地面生产系统各环节主要设备及能力计算：
116
（一）戊组煤运输系统（老系统）
1、原煤给煤、筛分环节：
K-4 型给煤机两台，可同时运行，单台处理能力 260t/h，总处
理能力 520t/h
戊组主皮带一部，STG1000/3×75225型带式输送机，带宽 1000mm，
V= 853t/h
GS-1009 型滚轴筛两台，可同时运行，单台处理能力 630t/h，
总处理能力 1260t/h
SL-U1/2-A 型螺旋筛两台，单台处理能力 350t/h，总处理能力
700t/h
最小设备年处理能力：A=330×16×520/（104×）
A=228万 t/a
2、破碎设备处理原煤能力：
原煤筛分环节最小小时处理能力 520t，筛上物根据实测占毛煤的 25%，
PG250/37×2型破碎机一台，处理能力取最小值 250t/h。
破碎设备年处理原煤能力：[330×16×250/（×104）]/25%
=440万 t/a
3、地面运输环节：
西配煤皮带、戊组上仓皮带、落地皮带各一部，皮带型号均为 DT75
型带式输送机，带宽 800mm，V= 546t/h
年输送能力：A=330×16×546/（×104）
=240万 t/a
（二）己组煤运输系统（新系统）
1、原煤筛分环节：
原煤皮带两部，皮带型号均为 DT75 带式输送机，带宽 1000mm，
V= 853t/h
GS-1009 型滚轴筛两台，可同时运行，单台处理能力 630t/h，
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总处理能力 1260t/h
×型振动筛两台，可同时运行，单台设计处理能力 375t/h，
取实测值 300t/h，总处理能力 600t/h
最小设备年处理能力：A=330×16×600/（104×）
=264万 t/a
2、破碎设备处理原煤能力：
原煤筛分环节最小小时处理能力 600t，筛上物根据实测占毛煤的 15%，
PG250/37×2型破碎机两台，一台运行，一台备用，处理能力取最小值
250t/h。
破碎设备年处理原煤能力：[330×16×250/（×104）]/15%
=733万 t/a
3、地面皮带运输系统：
包括新系统第三部皮带、己组上仓皮带、戊己联络皮带、东配煤皮带、
落地皮带，四部皮带型号相同，均为 DT75 型带式输送机，带宽
800mm，V= 546t/h
年输送能力：A=330×16×546/（×104）
=240万 t/a
戊组系统和己组系统为同时运行，取其系统中最小值，总生产处理能
力为：
228+240=468万 t/a
（三）装车环节：
1、铁路装车环节：
外运铁路现有两条装车牵引线（三、四道），每股道车位 18节，两股
道总车位 36节，可以两股道同时装车。戊组煤仓采用装车闸门放煤，
处理能力 453t/h；己组煤装车设备为一台 K-4 型给煤机和一部
SPJ-1000 型带式输送机，给煤机处理能力 630t/h，带式输送机处理
能力 630t/h，每天戊组煤 7列、己组煤 4列，共 11列/d，每列 18节，
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63t/节，1134t/列，铁路运输不均衡系数取 。
戊组煤火车年运输能力：A1=330×7×1134/（×104）=218万 t/a
己组煤火车年运输能力：A2=330×4×1134/（×104）=125万 t/a
火车年总运输能力：A=A1+A2=218+125=343万 t/a
2、汽车装车环节：
矿井设有容量 万吨的储煤场，汽车装煤采用铲车装车，铲车型号
为 ZL-50，可 4点同时装车，每小时平均 8辆，每辆车平均载重 40t，
装车能力为 320t/h，每天作业时间 7小时，装车不均衡系数取 。
汽车装车能力：A=300×7×320× t/a
火车年运输能力加上汽车年运输能力为 397万 t/a
（四）煤场储煤能力：
煤场可利用面积 13000m2，落地煤高度 6m，煤场内自然状态下煤的比
重为
储煤场容量：13000×6×
按煤场储煤能力应达到 3-7天产量计算，煤场能满足矿井年生产能力
为：
t/a
综上所述，本矿地面生产系统的核定能力取系统中最小环节能力，
即为 397万 t/a
三、问题及建议：
煤楼新系统二级筛选现使用振动筛，因设备老化，生产过程中出现
影响因素较多，筛分处理能力较小，筛分效果较差，不能满足我矿己
组煤煤质要求，我矿准备将其更换为滚轴筛。
第十节压风、灭尘、瓦斯抽排、通讯等系统核查情况
一、抽放泵站
十矿为煤与瓦斯突出矿井，现有抽放泵站 5座，主要担负着地面
气罐充罐，瓦斯发电厂供气、各工作面抽放系统正常抽放的业务。
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1、地面新泵站
由 3 台 2BEC-60 型抽放泵组成，单台额定抽放量 250m3/min。分
别为：1#、2#、3#（排列顺序由西向东依次排列）。其中：
1#泵负责 24080预抽巷、20160采空区、24020采空区、24110底
抽巷进行抽放，利用该泵向瓦斯发电厂提供气源。
2#泵备用。
3#泵负责 24110偏外巷、采面浅孔。
⑵、地面老泵站；
由 2台 SK-60型抽放泵和 1台 2BE1-353型抽放泵组成。SK-60型
抽放泵单台额定抽放量 60m3/min，2BE1-353 型抽放泵额定抽放量
76m3/min。
目前两台 SK-60型抽放泵可以运转，分为 1#和 2#泵。1#泵运转，
2#泵备用。该泵站负责地面高浓瓦斯利用。所抽地点为东区 21150高
位巷，确保职工食堂供气。
⑶、己四泵站；
由 3 台 2BEC-42 型抽放泵组成，单台额定抽放量 150m3/min。分
别为：1#、2#、3#（排列顺序由里向外依次排列）。其中：
1#、2#泵负责己 15-16-24060采面上隅角及采面浅孔进行抽放。
3#泵负责己 15-16-24110采面上隅角进行抽放。
⑷、中区泵站；
由 3 台 2BEC-42 型抽放泵组成，单台额定抽放量 150m3/min。分
别为：1#、2#、3#（排列顺序由里向外依次排列）。两台运转一台备
用。
1#泵对戊 ——20210采面风巷、本煤层及采面浅孔、偏外巷
进行抽放。
3#泵负责戊 ——20210采面机巷、本煤层及上隅角进行抽放。
⑸、东区泵站；
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由 2 台 2BEC-42 型抽放泵组成，单台额定抽放量 150m3/min。目
前停运备用。
二、抽放管路
十矿目前共安装有￠500mm、￠300mm、￠200mm￠150mm、￠
100mm 等型号抽放管路 3 万米，其中￠500mm 管路 3800 米、￠300mm
管路 15000 米、￠200mm 管路 9600 米、￠150mm 管路 1300 米、￠
100mm管路 600米。
￠500mm 管路敷设于斜井及二水平南北大巷和东大巷，作为与各
个采区抽放系统连接的主管路。
￠300mm 管路主要是作为各个采区内的抽放主管路，并且用于回
采工作面的上隅角和高位巷抽放支管。
￠200mm 管路主要是作为回采工作面的浅孔抽放及本煤层抽放和
掘进过程中的本煤层钻孔抽放支管。
￠150mm管路和￠100mm管路主要是作为采空区瓦斯抽放支管。
三、与生产能力相匹配情况：
十矿 2007年抽放瓦斯 2291万 m3，矿井抽放率 %，施工抽放
钻孔 万米。2008年一季度抽放瓦斯 617万 m3，施工抽放钻孔 19
万米。
十矿 2007 年产量 305 万吨，2008 年计划产量 265 万吨，在抽放
能力不变的条件下，抽放量计划完成 2375万 m3，施工抽放钻孔 62万
米，能够适应矿井生产能力的需要。
第十一节安全程度、监测监控等核查情况
一、矿井安全评价报告
2004 年 11 月，平顶山煤业（集团）有限责任公司十矿委托世纪
万安科技（北京）有限公司对矿井进行了安全现状综合评价，其评价
结论为：
“十矿随着开采深度的增加，矿井自然条件趋于复杂、高沼及煤与
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瓦斯突出是矿井主要安全隐患，九六年以来发生过多次重大瓦斯事故。
十矿近年来采取了很多有效控制瓦斯事故的措施：
建立了合理、稳定、可靠的通风系统，消除了超通风能力生产状
况。
建立了多方位的井上下瓦斯抽放系统，有效控制了煤与瓦斯突出
的危险，其次是综合防尘系统、防灭火系统，各类机电保护系统，安
全管理系统，防治水系统也有提高，使矿井的安全工程、安全设施设
备及装备得以有效运行，并在日常生产过程中持续发挥作用。
评价组认为十矿吸取了过去事故的教训，对国家、地方、行业的
法律、法规、标准的执行是认真的严格的。在评价过程中对十矿重大
安全隐患危险度进行了排序，其中高度危险 4 项，显著危险 16 项，
比较危险 2项，稍有危险 1项。对上述各类危险级的各隐患项目及评
价中提出的所有隐患十矿应引起高度重视，并制定出详细的整改计划
定项目、定人、定时间予以落实。对一通三防存在的隐患例如：“双
突”掘进工作面无允许进尺牌板、应设瓦斯检查点未设的工作地点等
问题，应立即整改。另外对不论来自何方的小电气设备只要不符合煤
矿“安全规程 452条”规定的一律不准下井。卡住电气失爆及瓦斯超
限关，即可大大提高矿井安全生产的可靠性。”
附：评价报告、资质证书、及评价报告封面。
二、安全监测、监控系统情况
十矿目前使用的是 KJ4-2000煤矿安全生产监测系统，一台工作，
一台备用。地面安全监测中心配备了主机两台，一台工作，一台备
用。井下配有分站 54 台，瓦斯传感器 124 台，风速传感器 8 台，
风门开停传感器 8 台，温度和 CO 传感器 11 台，保证了对全矿 4 个
综采工作面和 18 个掘进工作面的瓦斯状况，矿井主要进回风巷、
采区风门开停，采区总回风温度、风速、CO、瓦斯等进行 24 小时
不间断全方位监控。并对被断电控制的开关负荷侧全部安设开停传感
122
器，对井下风机全部安设开停传感器，能够做到试验倒台的全过程记
录，现系统运行良好。配备光学干涉式瓦斯检定器 127台，数量符合
要求。按规定配备了风表，高浓度光学瓦斯检定器，一氧化碳检定器，
精密气压计、瓦斯压力测定仪，瓦斯解析仪等通风仪器仪表，数量符
合要求。瓦斯传感器和通风仪器仪表按规定进行计量检定。
核定发现地面瓦斯抽放泵站无安设瓦斯传感器。监测系统温度、
CO传感器数量不足。
瓦斯监测评价子单元评价结果
十矿装备 KJ4-2000 煤矿安全生产监测系统，瓦斯监测装备比较
齐全，运行比较可靠，能实现对井下生产过程中瓦斯变化情况监测控
制。应按规定配备各种传感器并有一定的备用量。确保瓦斯传感器调
试、校正准确，误差不超规定。
第四章煤矿生产能力核定结果
第一节各环节能力核定结果分析
根据计算十矿各生产系统核定结果如下：主井提升能力 万吨，
副井提升能力 万吨/年，井下运输能力为 322万吨/年，通风能
力为 360万吨/年，排水能力为 万吨/年，供电能力为 万
吨/年，采掘工作面生产能力 293万吨/年，地面生产系统能力为 397
万吨。主井系统、井下运输系统为受限制环节。
第二节煤炭资源保障程度分析
截止 2009 年底，十矿保有可采储量为 万吨，矿井水文
地质条件简单，水文地质类型为Ⅰ类，矿井地质条件分类为Ⅱ类，故
储量备用系数取 。
A=G/Ka=
其中：k——储量备用系数取值 。
A——本矿这次申请拟调整的核定生产能力，取值 293万吨/年。
G——煤矿核定生产能力时上年末可采储量，取值 万吨。
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根据服务年限计算公式得出剩余年限为 38 年，满足煤矿设计规
范关于服务年限的规定。
第三节 煤矿生产能力核定结果
根据计算十矿各生产系统核定，2010年核定生产能力为 293万吨
/年。
第五章 问题及建议
第一节各生产系统（环节）存在的主要问题
1、 压风系统改造：三水平开发及延伸压风能力不足；
2、 轨道运输：三水平开发轨道提升能力不足；
3、 综采设备更新：设备老化超期服役，不适应当前采煤需要；
4、 综掘设备：缺少；
第二节建议采取的整改措施
1、在己四下部、中区三水平设立压风机房；
2、戊组三水平轨道安装新绞车；
3、更新现有的综采设备，符合采煤现有需要；
4、新增半煤岩掘进机，加大掘进施工进度；
