临矿集团田庄煤矿八采区设计说明书.doc

第一章 矿 井 概 况田庄煤矿位于兖州市王因镇境内，2000年试生产，设计生产能力30万吨/年，经过技术改造现为90万吨/年，采用一对立井开拓（中央并列式通风）、单水平上、下山开采。立井为提升井（3.5吨箕斗）兼作回风，副井为进风井，兼作提升矸石，运送人员、上下材料用。大巷运输采用ZK3-2型架线式电机车。全矿井现生产采区为二采区、三采区、六采区，接续采区为八采区。田庄井田东邻横河煤矿井田、北与杨村井田相接、南至辛集井田边界、西至煤层露头，开采上限为-148m。第四系防水煤岩柱为37m，矿井主采煤层为16上层煤和17层煤，煤层走向近南北。井田范围不规则，井田面积约8.5km2。新集井田西部边界为井田西边界, 南北到井田边界，东部以F1断层为界。西翼东西宽2.43.6km,南北长6.06.5 km，面积约22.6km2。田庄煤矿自2000年试生产以来，开采了一采区、二采区、三采区、五采区和六采区，为促进矿井继续稳定生产，需进行接续采区既八采区的开拓工作。 第二章 采 区 概 况 及 地 质 特 征第一节、概况八采区位于田庄煤矿工业广场西5261799米，地界全部在济宁市高新区王因镇境内。八采区位于六采区以西、五采区以南。南距玉皇庙村1252米、程家街1158米，雪花淀粉厂坐落于八采区西南角；西部边界紧邻雪花淀粉厂北部的原济微公路加油站；采区北端为矿井井田边界，西北边界距离官庄村110米，东北距梁家营村195米。东邻六采区6604工作面；南至-167m水平西翼水平轨道大巷和皮带大巷中间、二水平（-250m）轨道大巷与皮带大巷之间，与五采区相邻；西与十采区相邻。东西最大宽度849.5米，南北最大长度1358.7米，总面积0.98km2。八采区内地表平坦，地面有雪花淀粉厂。济南至微山的省道（原济微公路）、矿运煤路均从此区穿过。田庄煤矿废水排水沟流经地表，区内无其他水库、湖泊等水系。自里彦发电厂至兖州小马青变电站的220kv高压线，由南向北经过采区中东部。八采区位于新集井田内，1975年4月至11月，山东省煤田地质勘探公司第二勘探队进行野外勘探，1976年2月提交新集井田精查补充勘探地质报告书。2004年1月至5月，江苏煤炭地质物测队在新集井田完成了三维、二维地震综合勘探，编制了山东省临沂矿务集团田庄煤矿新集井田三维、二维综合地震勘探报告。进一步控制了16上、17煤层底板构造形态及深度，控制了第四系厚度，对奥灰顶界构造形态及深度进行了解释。2004年5月，临沂矿务局批准了该报告的勘探成果。区内有127、鲍70两个钻孔，采区外围分布有鲍71、新8、新9、D47等6个地质勘探钻孔。历次勘查工作，查清了构造和煤层赋存情况，基本能满足生产需要。鲍71、新8、新9、D47等4个地质钻孔终孔层位在18上煤，127孔终孔层位十二层石灰岩。鲍70孔终孔层位十四层石灰岩。127、鲍70、鲍71孔封孔质量可靠，新8钻孔封孔质量按设计封孔，未取样检查。D47钻孔封孔质量不明。八采区内可采煤层有16上层煤和17层煤。区内地表全部被第四系覆盖，地表平均标高+39.84m，第四系厚度平均为136.91m，基岩露头标高一般为-97.19m；16上层煤一般埋深193286m，17层煤一般埋深201293m。第二节、相临区域的生产与地质情况八采区的东面是我矿正在回采的六采区，南面是未准备完毕的五采区。其他相邻区域均未开掘开采。与六采区相临位置为6604工作面。其中16上煤赋存标高-154180m，形态为自西向东倾覆的单斜构造，17煤一般位于16上煤下6.2m。第三节、区内地层及地质构造：（一）区内地层采区内地层自上而下有第四系、石炭系上统太原组、石炭系中统本溪组和奥陶系中统。由新至老分别为：1、第四系（Q）：厚度为125.40187.35m,平均160.24m,分上、中、下三组。上组由棕黄色粘土、粘土质砂及松散的粘土质砂、砂砾层组成。砂及砂砾层呈透镜状。该层厚度平均为50米。中组主要由粘土、砂质粘土、砂及砂砾层组成，成分以粘土为主，厚度一般在70米左右。下组由粘土质砂、砂、砂砾层组成，该层厚度一般为40米。2、上石炭系太原组（C3）：厚度45.41147.94m，平均79.82m，由深灰-灰黑色泥岩、粉砂岩、灰色粘土岩及灰-灰绿色砂岩组成，中夹石灰岩8层和薄煤层22层，主要标志层十下灰岩，主要可采煤层为16上、17层煤，局部可采煤层为15上、18上层煤。3、中石炭系本溪组（C2）：厚度21.4-48.0m平均40.00m，由杂色粘土岩、灰色石灰岩、紫色铁质泥岩和铝土岩组成，偶夹煤线和薄层砂岩。十四灰石灰岩为乳白色含筵科和小螺化石,层位稳定，为主要标志层。4、中奥陶统石灰岩（O2）：厚度约750m，据钻孔揭露，顶部为青灰色石灰岩，质纯、夹有绿色粘土，洞穴发育。5、八采区钻探综合成果：地表平均标高39.84m，区内第四系松散层厚度平均136.91m，基岩露头标高平均为-97.19m，16上煤平均厚度1.10m，底板平均标高-186.13m；17煤平均厚度1.04m，底板平均标高-193.40m。（详细数据见下页表）11八 采 区 钻 探 资 料 统 计 表 孔号孔内情况八 采 区 内 钻 孔八 采 区 外 围 钻 孔平均127鲍70鲍71新8新9D47地表标高39.6739.8839.1839.9139.6840.0139.84第四系厚度129.02131.64138.78152.50132.20137.33136.91第四系底界标高-89.350-91.76-99.6-112.59-92.52-97.32-97.1915上层煤底板深度180.56176.94202.25246.97153.51192.05底板标高-140.89-137.06-163.07-206.96-113.83-152.36煤层厚度0.620.960.880.640.770.7715下层煤底板深度207.44199.38230.55271.55181.37177.90211.37底板标高-167.77-159.50-191.37-231.64-141.69-137.89-171.64煤层厚度0.450.440.50.500.280.40.4316上层煤底板深度224.10209.52245.46286.01196.63193.60225.89底板标高-184.43-169.64-206.28-245.87-156.95-153.590-186.13煤层厚度1.190.881.091.091.231.11.1017 层煤底板深度231.97215.22253.10293.43204.30201.00233.17底板标高-192.30-175.34-213.92-253.25-164.62-160.99-193.40煤层厚度1.151.031.060.830.951.21.0418上层煤底板深度237.95221.18257.91298.46208.95204.80238.21底板标高-198.28-181.30-218.73-258.55-169.27-164.790-198.49煤层厚度0.250.320.30.340.330.750.38终孔层位十二灰十四灰18上煤18上煤18下煤18上煤太原组终孔深度247.18250.14263.41300.49222.69213.02249.49封孔质量可靠可靠可靠按设计封孔，未取样检查合格质量不明（二）地质构造八采区构造相对较为简单，区内无大型褶皱发育及其它复杂地质构造。采区中部为大致走向204（北北西）的DFL64断层；DFL67、 DFL64 两断层之间是在西翼轨道巷实际揭露的落差21.5米 的F八-1断层。本采区中东部为走向（北西转北西）倾向（南东东转北）的DFL65断层，及东部边界DFL67断层；除以上4条断层之外，区内还有一条物探落差0-2米的DFL66的正断层。根据五采区5602面及西翼北皮带巷、轨道巷实际揭露，在本采区西南角，有一条走向大致18、宽2-8米不等的砂岩充填无煤带。16、17煤均受其影响。在北皮带巷17煤影响宽度竟达到了35米。据揭露情况证明无含水导水情况。如有采掘工程至此也要加强探查及防水防护。1、DFL67断层：是八采区的东部边界。正断层，落差028m，走向北北西，倾向北东转北东东，断面倾角70，南起5601下顺，向东东延展长度1000m，物探控制可靠。含导水性不明，经计算，煤柱宽度30米即可。考虑物探确定的断层位置会有15米的摆动偏差，故按照西翼设计留设45米宽的防水保护煤柱。2、DFL64断层：位于采区中部。正断层，落差010m，走向北西，倾向南西，断面倾角70，南起西翼轨道巷，向北东延展长度550m，物探控制可靠。含导水性不明。西翼设计中“只在断距大于15m的断层周围留设煤柱”，经计算该防水煤柱宽度不足20米，故暂留设20米宽的防水保护煤柱。3、F八-1断层：位于采区东部。走向208，倾向118，逆断层，落差为21.5米，-167m水平西翼轨道、皮带大巷实际揭露，揭露后，皮带大巷有底鼓现象。为防止断层导水，留设30米宽的防水保护煤柱。4、DFL65断层：位于采区中东部。该断层走向（北西转北西）倾向（南东东转北），正断层，落差07米，物探控制质量可靠。含导水性不明、落差较小，根据西翼设计暂不留设防水煤柱。离断层较近时超前钻探。5、DFL66断层：位于采区东南角。在DFL65、F八-1断层之间，正断层，走向北西，倾向北东，落差02米，走向长度50米，物探控制质量较可靠。落差较小，根据西翼设计不留设防水煤柱。第四节、煤层区内从上到下分布的可采煤层共四层，分别为15上、16上、17、18上煤层。15上、18两层煤分别受第四系下组含水层水和下伏十三、十四灰岩水的威胁，均不能采。16上、17两层煤沉积稳定，结构简单，全区可采。煤层煤种灰 份（%）挥发份（%）硫 份(%)发热量(MJ/kg)16上气煤13.4443.053.4129.117气煤12.4744.403.9029.21、16上煤：厚度0.881.33米 ，一般厚度1.14米,有时含FeS2结核2、17煤：厚度0.631.25米 ，一般厚度1.00米,偶含FeS2结核。3、16上、17煤层属于不易自燃煤层，瓦斯涌出量几乎为零，属低瓦斯煤层。4、煤尘爆炸指数17煤为44.06%，16上煤为47.89%，煤尘具有强烈爆炸性。5、煤尘爆炸指数过高，掘进和回采期间须欧陆七公分加强综合防尘工作。瓦斯涌出量及其它特征瓦 斯二氧化碳采区、工作面瓦斯最大相对涌出量（m3/t）有无高瓦斯区煤层自燃发火期（月）煤尘爆炸指数（）全矿井鉴定等级全矿井鉴定等级相对量（m3/t）绝对量（m3/min）相对量（m3/t）绝对量（m3/min）0.0000.000低2.74.68低0无属不易自燃煤层16煤47.8917煤44.06第五节、煤层顶底板1、16上煤层及顶底板16上煤层：位于太原组下部主要含煤段的上部。上距15上煤40m左右，下距17层煤3.7913.60m，一般为6.2m左右，距奥灰58.7072.91m。平均54.7m。间距稳定。16上煤厚度为0.881.23米，平均1.10米，煤厚变异系数12%，煤层结构为简单，含夹石13层，厚度为0.10.3m。16上煤层为稳定可采煤层。直接顶为石灰岩(十下)，厚3.835.87m，平均5.50m，致密、坚硬，裂隙较发育。石灰岩强度指数为50.5488.60MPa，抗压强度20.20152.80MPa，普氏硬度8.91，RQD77%。底板主要为泥岩厚0.652.37m，偶有粉砂岩或中砂岩。泥岩强度指数28.2045.26MPa，抗压强度23.381.6MPa。吸水率3.65，具有膨胀性。2、17煤层及顶底板17层煤：位于太原组下部，下距太原组底界平均19.98m，距奥灰51.1367.96m，平均47.3m。厚度0.831.20米，平均1.04米。煤厚变异系数16%。属较稳定煤层。第17层煤为全区稳定的可采煤层。直接顶板为第十一层石灰岩，厚度02.82m，平均厚1.08m，不稳定，常相变为泥岩、泥灰岩或粉砂岩。石灰岩强度指数60.30122.20MPa，抗压强度94.8MPa，普氏硬度10.88。底板为浅灰、棕灰色铝质粘土岩，厚度1.01.5m，含菱铁矿结核或鲕状结构。泥岩强度指数24.3240.64Mpa。第六节、水文地质本采区为第四系全覆盖的石炭系煤系地层，从上到下分布的主要含水层有第四系下组砂岩含水层，八灰含水层，十下灰直接充水含水层，十三、十四承压含水层，奥灰承压含水层。1、第四系下组含水层，含水丰富，主要影响煤层露头区，本采区北部为煤层露头区。根据西翼设计，按照各煤层实际赋存情况及建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程、水文地质规程，16上、17煤层的防水煤柱计算数据为从煤层露头风氧化带向下垂深21m，各煤层露头处根据煤层开采厚度分别留设。2、八灰含水层厚2.5米，下距16煤55米，因其厚度小、裂隙不发育、含水量小补给性差、局部剥蚀不完整，距开采煤层远等因素，对16、17煤的开采没有影响。3、十下灰岩含水层为16上煤的直接顶，厚度5.4米，裂隙较发育，其含水层含水特征为静储量水，补给贫乏，容易疏干，初期揭露水量较大，后逐渐减小、干涸，并有袭夺现象，下山掘进时，水跟迎头，影响正常施工。4、十三、十四灰为煤层下伏含水层，因含水较丰富，水压较大，成为威胁煤矿安全开采的主要含水层。十三灰其顶界面距16上煤底板33.2米、17煤底板24.5米。八采区最大开采深度16上 煤-240米，17煤-247米，根据2009年5月份西翼水文观测孔观测数据，十三灰（XG13-8）水头高度为-80米，由此得出隔水层底板承受十三灰最大水压为：1.93Mpa 、1.92Mpa矿压破坏深度（Cp）为12米。由以上数据计算八采区十三灰突水系数：根据矿井水文地质规程（试行）附录五的公式：Ts = P / （ M-Cp）计算16上、17煤开采的突水系数。16上煤：Ts = P/(M-Cp) = (1.93*10)/(33.2-12) = 0.9117煤：Ts = P/(M-Cp) = (1.92*10)/（24.5-12）= 1.54由计算可知，在正常情况下， 17煤开采时突水系数超过临界突水系数（1.0），不能安全回采，存在突水危险。因此16煤开采时需加强底板十三灰承压水的疏水降压防治工作，以使17煤能达到安全回采。在构造破坏段，16上煤、17煤受矿压破坏的突水系数值都大于临界突水系数（0.60），存在突水危险，因此应特别注意16煤开采时受构造破坏地段的底板水防治工作。十四灰顶界面距16上煤底板48.17米，17煤底板39.52米。八采区最大开采深度16上 煤-240米，17煤-247米，根据2009年5月份西翼水文观测孔观测数据，十四灰（XG14-11）水头高度为-64.8米，由此得出隔水层底板承受十四灰最大水压为：2.23Mpa 、2.22Mpa矿压破坏深度（Cp）为12米。由以上数据计算八采区十四灰突水系数：根据矿井水文地质规程（试行）附录五的公式：Ts = P /（ M-Cp）计算16上、17煤开采的突水系数。16上煤：Ts = P/(M-Cp) = (2.23*10)/(48.17-12) = 0.6217煤：Ts = P/(M-Cp) = (2.22*10)/（39.52-12）= 0.81由计算可知，在正常情况下，16上、17煤开采时十四灰突水系数不超过临界突水系数（1.0），可安全回采。在构造破坏段， 16上煤、17煤突水系数值均大于临界突水系数（0.60），存在突水危险，因此应特别注意16上煤、17煤开采时受构造破坏地段的底板水防治工作。根据临界突水系数和底板隔水层平均厚度，计算16上煤17煤开采的安全水头：非构造破坏段：16上煤：P=Ts*（M-Cp）=1.0*21.2=21.2（Kgf/cm2）17煤：P=Ts*（M-Cp）=1.0*12.5=12.5（Kgf/cm2）构造破坏段：16上煤：P=Ts*（M-Cp）=0.6*21.2=12.7（Kgf/cm2）17煤：P=Ts*（M-Cp）=0.6*12.5=7.50（Kgf/cm2）由此可见，在非构造破坏段16上煤在-276.8m水平以下受底板水威胁，17煤在-189.8m水平以下受底板水威胁；在构造破坏段16上煤在-191.8m水平以下受底板水威胁，17煤在-139.8m水平以下受底板水威胁。因此，16上煤、17煤在受水威胁区段开采时，应加强防治水措施，搞好矿山安全工作。5、奥灰含水层中奥陶石灰岩含水层厚约750米，位于16上煤下部64.77米，17煤下部56.12米。灰岩呈多层状，顶界面50m以下半晶石灰岩中，发育较多的小溶洞及半闭合裂隙，含水性较强。属溶洞裂隙承压水，为强含水层。2009年5月，在-250水平（XGO-1）观测的自由水头标高为+17m。由此得出八采区16煤、17煤层底板承受奥灰水的最大水压为：32.18Kgf/cm2 和32.01Kgf/cm2（1）掘进期间的安全隔水厚度计算：t= L（r2L2+8KpH）1/2- r L/4Kp 式中H隔水层底板承受的水头压力16煤：321.8t/m2、17煤：320.1t/m2安全隔水厚度计算：16上煤：t= L（r2L2+8KpH）1/2- r L/4Kp=12.91m64.77m17煤：t= L（r2L2+8KpH）1/2- r L/4Kp=13.62m56.12m八采区16上煤和17煤底板到奥灰的隔水层厚度分别为64.77米、56.12米，都大于安全隔水层厚度计算值。正常情况下，奥灰水对掘进无威胁，可以安全掘进。（2）回采期间的突水系数计算：Ts = P/(M-Cp)16上煤：Ts = P/(M-Cp) = 32.18/(64.77-12) = 0.6117煤：Ts = P/(M-Cp) = 32.01/（56.12-12）= 0.73由计算可知，在正常情况下，16上、17煤开采时突水系数不超过临界突水系数（1.0），可安全回采。在构造破坏段，16上煤及17煤突水系数值均大于临界突水系数（0.60），存在突水危险，因此应特别注意开采时煤层底板受构造破坏地段奥灰水的防治工作。6、水文地质条件区内直接充水含水层主要为十下灰岩，间接充水含水层为第四系下组砂层、十三十四灰和奥灰。由于煤层距奥灰间距小，奥灰富水性强，局部底板隔水层不完整地段存在奥灰水底鼓的威胁。对比区域水文地质和其它采区的水文地质类型，确定八采区的水文地质类型为岩溶裂隙类中等类型。7、涌水量根据充水条件和五，六采区实际揭露的涌水情况，预计八采区正常涌水量为90m3/h，最大涌水量160m3/h。生产中应施工相应容积的水仓，安装相应能力的排水系统及电器设备，确保发生涌水或突水能够及时排出。8、防治水措施 进一步加强疏水降压工程的施工（如施工水文观测孔等），掌握不同块段工作面底板水对煤层底板的压力，同时利用水文观测孔进行疏水降压，使水压降低到安全水压，改善底板条件，保证安全生产。 根据下部含水层水对煤层底板的破坏程度对构造带必须留设足够的防水煤柱。 设计各具体工作面时，必须研究下部含水层水对开采的影响，并在回采地质说明书中做出专门的计算，制定出底板水防治的具体措施。 加强断层的超前探测，坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的原则，严格落实“防、堵、疏、排、截”综合治理措施。第七节、储量计算：计算依据：16上煤煤厚1.10米，视密度1.25吨/米317煤煤厚1.04米，视密度1.31吨/米3储量计算：全区储量按性质，分为3类，其中断层损失和第四系防水煤柱损失划归为333，高压线和企业压煤损失划归为331，正常块段储量为111b。 其中，333根据不同断层的煤柱划分4个块段，331共4个块段，111b共6个块段，全区合计共14个块段。计算结果见下表：八采区各块段储量计算统计表序号块段描述储量分类面积（米2）16上煤储 量(万吨)17煤储 量(万吨)合 计 (万吨)1北东正常块段111b-1-1158452.21.73.92北西正常块段111b-1-218961228.221.249.43采区边界保护煤柱111b-2473336.56.212.7正常块段合 计25279036.929.166.04高压线保护煤柱331压-117177025.623.549.15雪花淀粉厂保护煤柱331压-214554220.420.841.2“三下”保护煤柱合 计31731246.044.390.36第四系防水煤柱333-112443517.116.333.47断层防水煤柱333-2-1、210719514.913.928.8防水煤柱合 计8507093230.262.2采区储量汇总总 计1420811114.9103.6218.5八采区储量汇总表煤 层第四系和断层防水保护煤柱（万吨）“三下”煤柱（万 吨）正常开采块段（万 吨）总 计（万 吨）16上煤32.046.036.9114.917煤30.244.329.1103.6合 计62.290.366218.5第八节、编制说明及存在问题1、编制说明本部分是以三维物探资料和原新集井田精查补充勘探地质报告书为基础编制。2、防治水（1）防治第四系砂岩水：采区北部边界是第四系防水煤柱线，由于防水煤柱线是根据现有地质资料所确定，可能在某些快段存在差距，第四系防水煤柱线下开采下开采，需开展八采区安全开采上线论证或研究，保证留设的煤柱尺寸大于设计要求。（2）防治断层水：在施工过程中，对于落差大于5m断层，应超前钻探，确定其准确位置，落差及导水性，合理留设保护煤柱，针对物探断层，应考虑其摆动范围（15m）。（3）掘进、回采过程中，遇钻孔或离钻孔较近时必须做好超前探查工作。（4）水文观测系统：目前，八采区除有在其南部边界的XG13-8、XG14-1、XG14-11、XGO-1水文观测孔以外。开拓后应加强水文地质工程的施工，逐步建立健全水文自动观测系统，加强地下水动态资料的收集与研究工作。（5）防治下伏承压水：掌握不同块段下伏承压含水层对煤层底板的压力，利用水文观测孔进行疏水降压，使水压降低到安全水压，保证安全生产。3、防治奥灰水奥灰上距十四灰12m左右，一般情况下奥灰与煤系地层没有水力联系，但在断层附近，奥灰可能补给十三、十四灰岩，遇较大断层时奥灰与煤层直接对接，因此一定要加强断层的探测工作。4、排水系统根据预计的最大涌水量，建立完善的排水系统，确保防灾、抗灾能力，发生突水或重大水害事故时具备一定的防御能力。5、17煤注意煤层顶板岩性相变，加强顶板支护。特别对17煤层下伏承压水和上部16煤采空区积水的防治、探放工作。6、煤尘开采煤层的煤尘爆炸指数较高，易发生爆炸。应采取湿式打眼、使用水泡泥和煤层注水等防治措施。7、220kv高压线220kv高压线南起里彦发电厂，北至新兖镇小马青变电站，主要供应兖州市内用电和兖州附近工厂用电。根据三下压煤开采规程，该线路是一级保护。线路两侧应保留180米的保护煤柱。为珍惜煤炭资源，提高煤炭资源回采率，田庄煤矿拟在村庄、企业等属三下压煤的区域实施充填开采。11611田庄首个充填回采面即将准备完毕，施工的二采区充填站也即将竣工。首个充填回采面的试验回采，将为八采区下一步充填回采积累丰富的技术经验。第九节、采区服务年限八采区设计生产能力按40万吨/年，年工作日300天，净提升14小时，三八作业制。本采区工作面为炮采，单体液压支柱支护工作面，本矿井为两个采煤工作面同时生产，为保证矿井年产90万吨的生产能力，本采区设计能力不小于日产1333吨，即40万吨/年。本采区可采煤层为16上煤、17煤，煤层特征参阅第二章，回采率85%，八采区的服务年限为：T=Q可采/A=156.3 /40/1.2=3.3年。从服务年限看，能够保证采区均衡生产。第三章 采 区 巷 道 布 置第一节 采区设计方案选择根据现有的开拓巷道及八采区煤层赋存条件，借鉴三、六采区开拓经验，对八采区布置方式设计三个开拓方案。方案：采区轨道巷自-167水平西翼轨道大巷开门，按15下山穿层掘进，直至掘到16上煤，布置采区下部车场及相应硐室。自见沿16上煤后，施工八采区轨道上山，然后在采区轨道上山左翼施工八采区轨道运输巷。采区皮带上山平行于轨道上山布置，从-167水平西翼皮带大巷先施工下山找到17煤，然后沿17煤施工，再向左平行八采区轨道运输巷施工八采皮带运输巷。轨道运输巷和皮带运输巷南侧单翼布置回采工作面，工作面顺槽近南北向布置。方案：根据现开拓大巷-250水平北轨道巷，正常见16上煤段垂直大巷向北开门，沿16上煤掘进八采区轨道上山，至采区北边界。八采区皮带上山平行于轨道上山布置,可在-250水平北皮带巷垂直大巷向北开门，沿17煤掘进至采区北边界。然后在轨道、皮带上山下部向东翼掘进采区轨道、皮带准备巷道，然后单翼沿上山掘进回采顺槽，方向近似南北向布置，俯采开采工作面。开拓方案技术比较：方案I：优点：（1）、不需要开拓大巷的准备，可提前掘进八采区准备巷道。缺点：（1）、俯采开采，不利于充填技术的应用。（2）、穿层全岩掘进工程量大。（3）、辅助运输全部为绞车运输，辅助运输能力偏小。（4）、采区下部车场部分在灰岩中掘进，施工速度慢。方案：优点：（1）、直接利用已有开拓巷道，方便整个采区的巷道准备。（2）、工作面顺槽上山掘进，施工方便。（3）、运输系统方便，运输环节简单。（4）、工作面布置平行于区内断层，减少工作面回采过程中搬家次数。（5）、采区内有独立的回风巷道，通风系统合理。缺点：（1）、工作面顺槽平行于断层布置，不利于断层情况的探明。 综合考虑以上两个方案优缺点，选择方案作为八采区开拓方案较为合理。第二节 采区布置八采区主采煤层为16上煤、17煤。两煤层均为薄煤层，层间距平均为6.4米，煤层顶板稳定。根据煤层厚度、工作面长度、工作面推进度等计算，同时回采2个工作面即可满足采区产量，因而选用16上煤、17煤共用轨道、皮带运输巷的联合布置方式。借鉴一、二、三采区巷道布置经验并结合本采区煤层赋存情况，采用轨道上山（轨道运输巷）布置在16上煤中，皮带上山（皮带运输巷）布置在17煤中的布置方式。第三节 区段平巷及其联络方式一、区段平巷由于八采区主采煤层为16上煤、17煤，两个煤层均属薄煤层，且煤层顶板稳定，因而区段平巷多为半煤岩巷道掘进。一个对拉工作面，需要三条区段平巷，其中上、下两条为轨道巷，中间一条为运煤中巷。经计算，同时生产两个工作面即可满足采区产量，故16上煤、17煤分层布置区段平巷。二、区段平巷联络方式1、分层区段平巷之间的联络巷16上煤、17煤分层布置区段平巷，且同一区域上下两层同时回采的可能性不大，故分层区段平巷之间不需布置联络巷。2、轨道上（下）山（轨道运输巷）与区段平巷之间的联络巷与16上煤可直接沿煤层布置联络平巷；与17煤可采用倾角不大于20的穿层联络斜巷联系。3 、运输上（下）山（皮带运输巷）与区段平巷之间的联络巷（该联络巷主要用于出煤、回风。与16上煤采用倾角不大于15的运煤斜巷或溜煤眼，与17煤沿煤层布置回风兼运输联络平巷或直接搭接。三、上、下分层区段平巷相对关系根据16上煤、煤层间距及煤层厚度，结合一、二、三采区上下煤层工作面布置形式和经验，17层工作面顺槽相对于上层工作面顺槽重叠布置。受断层及其他构造影响时沿断层煤柱线布置。第四节 开 采 顺 序一、开采顺序煤层间采用下行式开采，区内采用后进式回采，工作面采用后退式推采。二、 下煤层间工作面最小错距16上煤与17煤工作面间同采时最小错距按下式计算：Mmin=M/tg+L+b式中：Mmin：煤层间最小错局，m；M:层间距，6.4 m；：岩石移动角，取45；L：安全距离，取30 m；B：工作面最大控顶距，取4.2 m；则Mmin=M/tg+L+b=6.4/tg45+30+4.2=40.6（m）正常情况下16上煤与17煤工作面上下不同时回采，但特殊情况下需同时回采时，安全错距不应小于上述计算值。第五节 采区车场型式1、 轨道上山下部车场在采取轨道上山开门后正常见16上煤后开下部车场，此车场为平车场，存车线长度为30米，能存15个1吨矿车。下部车场提升运输较为频繁，故从安全角度考虑，调车不采用机车，而采用人工调车的方式。2、 轨道运输巷车场轨道运输巷车场在采区中部，沿16上煤顶板布置，采用小绞车运输，可根据实际揭露的岩层倾角灵活确定车场位置，以适应小绞车布置灵活的特点。2、 掘进工作面车场在采区顺槽施工过程中，若使用绞车运输，为了缓解运输紧张的矛盾，可在顺槽中，每隔100-500米布置一临时车场，具体形式可根据煤层赋存形态的不同，布置成平车场或甩车场。在一个采面的上顺槽中，这样布置的车场，还可以在回采时作为泵站使用。第四章 采煤方法及采区参数第一节 采煤方法本矿井年设计生产能力为90万吨，根据煤层赋存条件和水文地质特点以及构造发育情况，本采区选用倾斜长壁采煤法，后退式开采。区内工作面间采用后进式，有利于采区提前投产及采准巷道的施工。受煤层厚度限制，工作面采用高档炮采，全部自然垮落法管理顶板。 第二节 采区参数（一）、走向长度与斜长根据本采区的煤层赋存条件及地质条件，本采区走向长2700m,倾向宽约1500m。（二）、 回采工作面长度根据现有炮采工艺及工作面运输条件，本采区一般采用对拉式工作面。有时带采一附面，其中单面长度一般选取150m，对拉面长300m，三拉面450m。（工作面装备三部SGB一150刮板输送机，一部转载机，一部皮带机）。（三）、煤柱尺寸1、 护巷煤柱根据计算和开采经验，采区上（下）山的护巷煤柱为25-30米。为了减少煤炭损失，提高资源回收率，区段下平巷采用沿空留巷技术留设小煤柱，后期随邻面回采而采出。2、 隔离煤柱隔离煤柱是采区与采区之间的安全煤柱。正常情况下隔离煤柱按50米留设。3、 断层安全煤柱 在施工过程中，严格按照地质技术要求，对于落差较大的断层，应超前钻探，确定其准确位置，落差及导水性，合理留设保护煤柱，针对物探断层，应考虑其摆动范围（15m）。第三节 回采工艺根据六采区的具体地质条件和主采煤层的赋存情况，确定本采区回采工艺如下：1、落煤方法：打眼放炮，爆破落煤。2、装煤方法：采用人工装煤的方法。3、运输设备:工作面安设SGB-150型运输机，运输中巷安设DSS-800型皮带机。4、支柱使用DZ-30/100型外注式单体液压支柱，带柱帽（17煤使用长1米的铰接顶梁，支柱排距1米，柱距0.75米）。5、顶板管理方式：三、四排控顶，见四回一，采用211的控顶方式；（17煤采用221控顶），最大控顶距4.8米，最小控顶距3.6米，放顶步距1.2米。 6、回柱：工作面配备液压回柱器。第四节 采掘工作面设备及工具配备掘进工作面设备及工具配备情况表 序号名 称规格型号单位数量备 注1局扇DKJBKJ63-N25.3台12耙装机P-60B（a）台13大锤八磅把14手镐把25尖锨把47大扳手40cm把18钻杆中空六棱钢钎0.8、1.6、1.811.81.8 、2.0根若干9放炮器MFd-100台4一台备用10瓦斯报警仪便携式台311绞车JD-11.4KW JD-25KW台3一台备用12钻头32钻头个若干13风镐G10部114风泵BQF-台2一台备用15喷浆机PZ5B台2一台备用16风钻YT-24台4一台备用17除尘风机台118真空磁力起动器BQD80N台319真空磁力起动器BQD80台3采煤工作面设备及工具配备情况表 序号名 称规格型号单位数量备 注1乳化泵XRB2B(A)-80/20台22真空起动开关BQZ-80台2控乳化泵站3煤电钻综保4KVA台64皮带输送机SSD/800-2*75KW部15真空起动开关BQZ-200台1控皮带机6信号照明综保4KVA台17刮板输送机SGB-630/40T-2*55KW11.81.8 、2.0部3上下面各一部，中顺槽一部8真空起动开关QBZ-200台6控三部溜子9绞车JD-11.4KW JD-25KW台610钻头32钻头个若干11集控装置KTC-101套2上下面各一套12放炮器MFd-100台4第五章 劳动组织及循环作业方式一、循环作业方式本区使用炮采，“边采边准，三八作业制，日进尺3.6米。由于接续较为紧张 ，16上煤或17煤均遵循后退式开采顺序。对拉工作面回采时，上、下工作面之间保持不大于5.0米的错距，即上区段超前下区段不大于5.0米。二、劳动组织工作面所需人数见下表 劳 动 组 织 表工 种综 合工 种司机运料工维修工采煤工放炮工管理工打眼工安 全网 员班长其他合计班次154321841812149254321841812149354321841812149合 计 1512966412324363147工作面技术经济指标见下表。工作面技术经济指标一览表 序号项 目单 位数 量1工作面长度m1502煤厚m16上煤1.2米17煤1米3煤层倾角度7104容重吨/m1.335瓦斯等级级低6日进尺m3.67电煤钻台38支架形式齐梁齐柱9顶板管理全部跨落管理法10日循环数个311出勤人数人/天14712工作面日产吨（16上煤）718（17煤）56413坑木消耗m/万吨7.0（16上煤）12.7（17煤）14炸药消耗kg/万吨5500（16上煤）6880（17煤）15回采效率吨/工4.8816雷管消耗发/万吨16上煤:1270017煤:17000第六章 采 区 生 产 系 统第一节 运 输 系 统1、辅助运输系统：大巷运输:采区下部车场以外采用架线式电机车运输，进入采区内采用绞车运输。2、主运输系统： 回采工作面SGB-150刮板运输机运输中巷SGB-150运输机（运煤斜巷或溜煤眼）运输上（下）山皮带输送机八采区煤仓西翼皮带斜巷主井上仓给煤机主井煤仓装5t箕斗升井。3、运料系统西石门西翼轨道大巷北翼轨道大巷采区轨道运输巷工作面顺槽工作面。4、辅助运输系统： 掘进工作面工作面顺槽（联络巷或轨道上山，皮带上山）轨道运输巷北翼轨道大巷西翼轨道大巷西石门副井空车线绕道副井井底车场副井升井。第二节 通 风 系 统1、采区风量计算 本矿井为低瓦斯、低二氧化碳矿井，井下采掘工作面温度常年保持在 18oC左右,按照矿井风量计算办法，风量计算如下： Q采=60V S H=600.64.21.2=181.44m/min 式中：Q单个工作面所需风量m/min V风速，本矿以适宜风速计算的结果最大，矿井空气温度平均在 1518，风速为0.50.8m/s,计算中取V=0.6m/s。 S平均控顶距，本矿最小控顶距为3.6m,最大控顶距为4.8m，平均控顶 S=4.2m.。 H采高，16上煤平均采高为1.2m。 Q掘=60VBH=600.62.41.8=155.5m3/min 式中：V风速，本矿以适宜风速计算的结果最大，平均气温在1518OC，风速为0.50.8m/s，计算中取V=0.6m/s。B巷道宽度，一般取B=2.4m。H巷道高度，一般取H=1.8m。根据风量计算结果，16上煤单工作面配风为 180m3/min,对拉工作面配风为360m3/min，掘进工作面以风机的吸风量为基准，一般BDJ60型25.5kW风机配风量200m3/min。2、轨道运输巷、皮带运输巷所能允许通过的最大风量为：轨道运输巷：Q=SV=6.44660=2318.4m3/min.皮带运输巷：Q=SV=6.44660=2318.4m3/min.式中：S巷道净断面.V允许通过的最大风速，煤矿安全规程规定为6m/s。3、采区将来有两个对拉工作面，四个掘进头同时工作，配套还有2个独立通风的硐室，共需风量为： Q采=3602=720m3/min。 Q掘=2004=800m3/min。 Q硐=602=120m3/min。 Q=(800+120+720)1.2=1968m3/min.以上计算表明，轨道下山、皮带下山的断面满足通风的要求。4、通风系统：副井井底车场西翼北轨道大巷八采区下部车场采区轨道上山采区进风巷工作面采区回风巷采区皮带上山主井（见通风系统图）。、安全注意事项；（1）、轨道上山和皮带上山的联络巷要及时安设风门，风门要有闭锁装置，正确控制风流。（）、采区煤仓不准放空，要留一定的存煤，防止漏风。（）、进回风巷道要安设净化喷雾水幕，回风巷要及时冲尘。皮带巷中每米安设一个洒水三通，以便除尘。 第三节 排水系统1、顺槽排水系统对工作面顺槽掘进中的排水,可采取临时水窝接力排水的方式排水,对选用的排水电泵其流量根据地质说明书正常按60m/h选取。考虑到管路长度,高差和出水量,届时选取电泵,应大于实际出水量。随着巷道的延伸，每隔30-50米即打设一处接力水仓，进行接力排水；必要时，根据现场情况安设卧泵，配备108mm钢管排至轨道运输巷排水管路内；开采17层煤，将水排至轨道运输巷内时，可选用电泵或离心卧泵，把水排至轨道运输巷的排水管路内。 2、采区排水系统掘进和回采期间正常涌水，通过各巷道间的排水电泵，排入下山水沟流至-250水仓。上山掘进每隔30-50米设一横斜水沟，其坡度不小于3，以便将上山巷道淋水截至主水沟内，掘进中每隔40米设一临时水窝，随掘随设两路永久排水管159mm钢管（沿巷道底板布置），经排水电泵排至排至-250水仓，然后排至主井水仓，再经主井水仓排水泵，排至地面。 第四节