新驿煤矿八采区设计说明书.doc

前 言新驿矿井位于山东省兖州市新驿镇境内，东南距兖州市19km，西北距汶上县城20km，隶属于山东东山矿业有限责任公司，于2004年6月1日建成投产。矿井设计生产能力为45万吨/年，服务年限为71.6年。2005年核定生产能力为110万吨/年。采用一对立井开拓，长壁后退式综合机械化采煤，矿井通风方式为中央并列抽出式通风。井田东西走向长59km，南北宽5.59km，面积约58km2。井田内共有可采煤层5层，即：3上1 、3上2、15上、16、17煤层。矿井现主要开采3上1和3上2煤层，由于煤质较差，发热量低，影响了市场供求，经济效益明显下滑。矿决定开采发热量相对较高的16、17煤层，作为3煤层的配采煤层，以提高煤炭发热量并充分利用煤炭资源，提高矿井经济效益。 本次设计的八采区即为16、17煤层的首采区。一、设计编制的依据1、山东煤炭地质工程勘探研究院编制的山东省宁阳汶上煤田新驿井田勘探（精查）地质报告。2、山东省煤田地质局物探测量队的山东省新驿井田三维地震勘探报告。3、临沂兴宇工程设计有限公司编制的山东省东山矿业公司新驿煤矿建井地质报告。4、济南煤炭工业设计研究院编制的山东省临沂矿务局新驿矿井初步设计。5、新驿煤矿编制的八采区地质说明书。6、临沂矿务局对新驿煤矿八采区方案设计的批复。7、国家煤炭工业及有关行业的技术政策以及规程、规范、规定等。二、设计的主要特点1、八采区采用一对下山开拓，下山位于矿井南翼，轨道下山兼进风，皮带下山兼回风。下车场标高为545.0m，上车场标高-430.0m。2、采区投产时在16煤中布置一个高档炮采对拉工作面，面长180m，工作面位于采区南部、-545m水平大巷以东。3、采区轨道下山采用JD55调度绞车牵引1t矿车；采区皮带下山采用STJ800/2×125S型皮带。采区煤炭运输全部采用胶带输送机；辅助运输采用绞车牵引1t矿车。4、采区泵房三台150D30×6型离心式水泵，配135Kw电动机；正常时一台工作，一台备用，一台检修，最大时开两台。5、采区电源电压选择6KV，引自430m水平中央变电所，区内供电采用660V。三、存在的问题及建议1、本区施工钻孔较少，区内仅有一个钻孔揭露16、17煤层，地层、煤层赋存情况及其变化规律尚未完全查明；本区地质构造复杂，其小断层比较发育，但控制程度较低。在开采前，要加补钻孔，加强地质工作，为矿井生产提供更精确、更可靠的地质资料。2、本区所做水文地质工作严重不足，顶板含水层十下灰没做过抽水试验，底板含水层奥灰在井田内只有一个抽水孔，顶底板含水层赋水情况不明。为保证安全生产，开采前必须进行水文地质补充勘探，并编制防治水设计，报批后组织实施。3、水文地质探明后，如涌水量有较大变化，水仓、泵房等应做相应的变更。4、由于本区水文地质条件不清，故本采区先设计开采16煤层，待积累一定经验，摸清水文地质情况并采取可靠措施后，方可开采17煤层。第一章 采区概况及地质特征第一节 采区概况八采区位于新驿井田的东北部，采区北到DF103断层，南至DF135（长沟支五）断层，东到矿井井田边界及煤层露头，西至430m运输大巷及工业广场保护煤柱，采区上部为正在开采的一采区。采区走向长平均1.5km，倾斜长平均2.0km，面积约3.0km2。煤层赋存标高分别为，16煤-150-590；17煤-150-600。采区地表地势平坦，东高西低，地面标高一般为47.0m50.0m，无河流、湖泊、水库等水体。西北部有王家楼和秦家村两个村，其余全部为农田。第二节 地质特征由于区内没做地质补充勘探，以下借鉴精查地质报告中对地质特征的描述。一、地质构造（一） 煤系地层15上、16、17煤层位于石炭系上统太原组，厚157.80178.45m，平均170.30m，为本区主要含煤地层之一。由灰灰黑色粉砂岩、泥岩、浅灰色中、细砂岩、石灰岩及煤层组成。含石灰岩12层，其中三、十下灰厚度大且稳定；五、七、八灰较稳定，其它石灰岩局部发育，有相变现象。含煤20层，其中15上煤层属不稳定煤层，全区不可采，16、17煤层为较稳定煤层，全区大部分可采；本组地层为典型的海陆交互相沉积，岩相旋回明显，粒度韵律清楚，主采煤层、标志层层位稳定，易于对比。以十二灰顶界为本组底界并与下伏地层呈整合接触。（二） 构造八采区位于长沟支五（DF135）和DF103大断层之间，总体呈现单斜地质构造，煤层埋深由东向西逐渐加深，根据先期矿井三维勘探资料，地层以-430m为界，-430m以深区域，地层走向大致为N1030°W向，煤岩层倾角小（5°13°），断层发育少，构造相对简单，-430m以浅区域，地层走向大致为N40°EE向，煤岩层倾角大（18°），构造复杂。受长沟之五及DF103断层的影响，本区断层发育，是影响本区设计开采的主要因素，先期共探明落差3m以上的断层24条，断层特征见断层一览表11。在采区中部DF155断层下盘存在一鼻状小型背斜构造，对工作面布置影响不大，受长沟支五、DF103断层影响，预计区内次一级断裂构造会比较发育。根据先期勘探资料，预计本区不存在岩浆侵入体、古河床冲刷、陷落柱等情况。19断层一览表 序号断层名称性质断层产状要素落差(m)延展长度 (m)可 靠程 度备注走向倾向倾角1DF103正NEE-NENNW-NW60°75°55952206可靠2DF103-1正NNESEE60°65°05365可靠3DF134正NNE-NNWSEE-NNE55°60°08347较可靠4DF135正NESW55°70°01701330可靠5DF135-1正NNESWW55°65°35320较可靠6DF135-4正NE-NNWSW-SWW60°70°018865可靠7DF143正NNE-NENWW-NW60°70°030972可靠8DF145正N-NNEE-SEE60°65°032009DF146正NNESEE55°60°0316010DF148正E-NNESSE-SE60°65°59345较可靠11DF149正NE-NNENW-NWW50°55°0312812DF152正NENW60°70°08548可靠13DF153正NENW60°70°018500较可靠14DF154正NNESEE55°60°011429可靠15DF155正NNE-NSEE-E60°70°20551238可靠16DF155-1正NEE-ESSE-E65°70°07275较可靠17DF156正NE-NNESE-SSE55°65°05755较可靠19DF157正E-NEN-NW65°70°0431820DF158正NE-NNENW-NWW65°70°05410较可靠21DF159正NE-NNESE-SEE55°60°0338222DF161正NNW-NSWW-W60°70°1080470较可靠23DF161-1正S-NNEW-NWW55°60°013340较可靠24DFF165逆NNENWW45°50°03190 表11 二 、煤层、煤质及顶底板特性根据采区内汶136钻孔及区外邻近钻孔汶31、汶51汶52、汶61、汶137、汶140，分析了煤层的特征，总结了顶底板的特性。（一） 煤层1、15上位于太原组下部，九灰为直接顶板，下距十下灰平均32.70m。煤层厚度0.300.68m，平均0.55m，厚度变异系数为56.4%。结构简单，一般不含夹石，部分钻孔含1层夹石。直接顶板为九灰，其上为泥岩、粉砂岩。底板为细砂岩、粉砂岩、泥岩。属不稳定煤层，八采区内不可采，以下对15上煤不再阐述。2、16煤层位于太原组下部，十下灰为其直接顶板，下距17煤层10.40 13.81m，平均12.31m，煤层厚度1.001.22m，平均1.13m，厚度变异系数为9.07%。一般含一层夹石，夹石岩性多为炭质砂岩、泥岩，少数为粉砂岩、细砂岩。顶板主要为石灰岩，少数有泥岩伪顶。底板主要为泥岩，少数为粉砂岩、细砂岩、中砂岩。为区内主要可采煤层之一，属较稳定煤层。3、 17煤层位于太原组下部，下距太原组底界10.1016.80m，平均13.60m。煤层厚度0.711.19m，平均0.95m，厚度变异系数为21.05%。部分含一层夹石，夹石岩性多为泥岩、炭质泥岩。顶板主要为石灰岩、粉砂岩、泥岩。底板主要为泥岩，部分为粉砂岩。为区内主要可采煤层之一，属较稳定煤层。煤层特征见表21 煤层特征表 表21煤层名称煤层夹石全区厚度(m)结构稳定性可采性间距(m)层数主要岩石15上简单不稳定不可采01泥岩16较简单较稳定全区可采02炭质泥岩、泥岩、粉砂岩17简单较稳定大部可采01泥岩、炭质泥岩（二） 煤质1、煤的物理性质16、17煤均为黑色，深褐、黑褐条痕色，具玻璃、弱玻璃光泽，裂隙较发育。其视密度分别为1.36 t/m3、1.37t/m3。煤层以微镜煤占绝对优势，次为微亮煤、微三合煤、微镜惰煤，其余类型少量。2、煤的化学组分16煤层变化在低灰分中灰分之间，17煤层变化在低灰分低中灰之间。16、17煤层平均为中高硫，16煤层变化于低硫高硫分之间，17煤层变化于特低硫高硫分之间；16、17煤层为低磷。3、煤的工艺性能各煤层具有良好的结焦性能。16、17煤层平均焦油产率均大于12%，属高油煤。经过洗选加工后均可用作炼焦配煤、动力燃料、气化、液化等工业用煤。煤质各项指标见表24。（三） 煤层顶、底板特性1、16煤层顶板为十下石灰岩，厚4.907.80m，平均5.58m，偶见泥岩伪顶，厚0.04m。底板以泥岩为主，厚0.851.55m，局部相变为中、细砂岩，厚2.107.15m，偶见粉砂岩，个别孔见伪底。其顶、底板岩石力学性质如下：石灰岩抗压强度为80.35MPa，强度指数为68100MPa，泥岩抗压强度为3.24Mpa，强度指数为2332Mpa，中、细砂岩强度指数4055 Mpa。2、17煤层顶板以十一石灰岩为主，厚0.752.57m，次为泥岩、粉砂岩，厚0.855.70m，局部见泥岩伪顶。底板以泥岩、砂质泥岩为主，厚1.208.93m，仅一孔见细砂岩(厚1.20 m)；个别孔见泥岩伪底。其顶、底板岩石力学性质如下：石灰岩强度指数5080Mpa，泥岩强度指数2631Mpa，砂质泥岩与粉砂岩强度指数4148Mpa。根据上述煤层顶、底板特征，结合矿井的实际开拓资料，各煤层顶底板的稳定性为：16煤层顶板稳定，底板为不稳定较稳定；17煤层顶板较稳定稳定，底板不稳定较稳定。煤质指标表 表24煤层项目1617水分Mad(%)原煤1.903.132.44(9)1.533.222.37(8)精煤2.103.252.72(9)1.493.162.56(8)灰分Ad(%)原煤8.4520.4915.17(8)8.9414.2312.05(7)精煤3.396.744.90(9)2.676.664.62(8)挥发分Vdaf(%)原煤37.2944.6741.13(9)38.2043.7041.25(8)精煤37.9344.8041.50(9)39.1744.1841.85(8)全硫St，d(%)原煤0.575.372.68(7)0.425.202.79(7)精煤0.452.791.76(9)0.372.601.68(8)磷Pd(%)原煤0.0020.0870.022(9)0.0050.0570.021(8)精煤0.0020.0330.012(9)0.0020.0320.012(7)发热量Qb，ad(MJ/kg)原煤27.1430.6728.37(8)28.2830.7729.56(7)精煤30.8433.4532.32(9)30.8933.9832.51(8)元素分析(%)Cdaf精煤83.0484.0483.40(9)82.4383.6983.32(8)Hdaf精煤5.245.625.44(9)5.305.595.48(8)Ndaf精煤1.441.641.55(9)1.441.651.54(8)焦油产率Tar，d(%)10.3815.7113.18(9)12.0514.9013.89(8)灰熔融性ST()112014001220(9)114014001270(8)粘结指数GR.I729888(9)759989(8)胶质层厚度Y(mm)11.524.017.8(9)10.525.017.5(8)煤 类QM45(9)QM45(8)三、水文地质区内没做水文地质的补充勘探，借鉴精查地质报告中对水文地质特征的描述。（一）含水层主要含水层自上而下依次为第四系砂砾层、三灰、十下灰及中奥陶统石灰岩。第四系含水层覆盖于是东部煤层露头之上，十下灰为16煤的直接充水含水层，奥灰为开采16、17煤的底板充水含水层。1、第四系砂砾层孔隙含水层第四系为冲洪积沉积物，分为上、中、下三组，其中上、下两组为含水段，中组为相对隔水段。（1） 上组由棕黄色、褐色砂、粘土质砂及粘土、砂质粘土相间沉积而成。厚95.20105.50m，一般厚100m±。砂层松散，透水性较好，含较稳定的砂层78层，砂层厚31.062.00m。据济宁三号井精查阶段抽水试验，水位标高32.6833.40m单位涌水量0.77461.5210l/s.m，矿化度0.630.67g/L，水质为HCO3Cl-Ca·NaHCO3-Ca·Na型，属强富水孔隙含水层。（2） 下组由灰绿色灰白色中、细砂夹粘土组成，厚39.7059.00m，一般厚50m±，含砂24层。精查期间，有3孔对本组进行了抽水试验，除南部汶11-2孔单位涌水量为0.003313L/s·m，富水性弱外，其余两孔单位涌水量为0.32900.3936 L /s·m，富水性中等。其水质为HCO3·Cl-Ca·Na型，矿化度0.47060.6480g/ L。该组覆盖于各基岩含水层露头之上，是各基岩含水层的补给水源。2、三灰 厚3.407.10m，平均4.76m，浅部裂隙发育，见溶蚀现象，局部岩芯破碎。普、精查阶段穿过三灰钻孔24个，漏水孔6个，漏水孔率25%，漏失量0.6015.0m3/h，均分布于浅部。据普、精查阶段3次抽水试验，含水层埋深较大的两孔(汶7-1、汶2-1)，钻孔单位涌水量0.01080.0688L/s.m，富水性弱，矿化度0.44610.549g/L，水质属HCO3-Na型水。含水层埋深较浅的汶135孔，钻孔单位涌水量0.1933 L /s.m，富水性中等，矿化度0.498g/L，水质属HCO3-Cl-Na·Ca型水，说明三灰富水性很不均一，浅部富水性中等，深部富水性较弱。三灰下距16煤层87.03123.40m平均102.65m，正常情况下不影响煤层开采。3、十下灰 为16煤层直接顶板，是开采16煤层的直接充水含水层，厚4.907.80m，平均5.58m，具裂隙充填方解石脉，局部岩芯破碎，见溶蚀现象。普、精查阶段共有8孔揭露，未发现漏水孔。据兖州煤田兴隆庄煤矿抽水试验资料，水位标高27.3140.73m，单位涌水量0.00020.27 L /s·m，富水性极不均一，矿化度0.270.41g/ L，水质属HCO3-CaHCO3·Cl-Ca型水。4、奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层井田煤系地层覆存范围内揭露奥灰钻孔2个，揭露厚度达50m，且17煤至奥灰间距正常。奥灰裂隙发育，充填或不完全充填方解石脉，见溶洞，局部岩芯破碎。其中汶7-1漏水，漏水点上距奥灰顶界面7.44m，漏失量大于15.0m3/h。汶7-1抽水试验，奥灰埋深大于-600m，水位标高29.18m，单位涌水量0.02738 L /s·m，富水性弱，矿化度0.5840g/ L，水质类型为HCO3·SO4-Ca·Mg·Na型水。济宁三号井田精查阶段，曾施工60个钻孔揭露奥灰孔，证明随着埋藏深度的不同，奥灰富水性具有明显的垂向变化规律。（二） 隔水层隔水层自上而下主要有：第四系中组隔水层、石盒子组隔水层、17煤下覆隔水层。1、第四系中组隔水层由灰绿色粘土、砂质粘土夹砂层组成，厚27.052.0m，一般厚35.0m，含砂层透镜体24层，主要以隔水性能为主，为重要的隔水层，能有效地阻止大气降水、地表水及上组水与基岩含水层的水力联系。2、石盒子组隔水层3煤顶板之上赋存着上、下石盒子组。上石盒子组厚29.10359.90m，平均171.06m，下石盒子组厚27.90113.30m，均以厚层泥岩、砂质泥岩为主，间夹中、细砂岩，能起到良好的隔水作用，阻止第四系水的下渗。3、17煤下覆隔水层17煤层至奥灰正常间距为46.2549.49m，平均47.2m，岩性主要为泥岩、铝质泥岩及石灰岩。其中十二灰平均厚1.69m，十三灰平均厚7.26m，均未发现漏水。因此，本段中的泥岩、铝质泥岩及石灰岩共同组成压盖隔水层，阻止奥灰水的底鼓。此外，太原组中的泥岩与砂质泥岩，隔水性能良好，阻隔了各含水层之间的水力联系。（三） 断层的导水性断层的导、富水性能主要取决于断层两盘岩层的富水性、裂隙发育程度、断层角砾岩的成分、胶结程度。由建井及生产期间实际揭露来看，煤层顶底板起伏不平，煤层中的层滑、裂隙等较发育，这些均说明了井田内地质构造复杂，煤层受力严重，所揭露的断层大多数为张扭性断层，两盘岩石均较破碎，破碎带较宽，根据统计，建井及生产期间所发生的几次较大的突水，如1301工作面切眼突水（30m3/h）和1201下轨道顺槽迎头突水（40m3/h），均发生在断层附近，其它断层均伴有不同程度的淋水，仅个别断层无水，断层出水将成为矿井涌水量的主要构成部分。（四） 采区水文地质条件采区东部，奥灰为覆盖型，直接接受第四系下组水的补给，从区域规律分析，覆盖区奥灰岩溶裂隙较发育，地下水动态稳定，富水性强。区内奥灰富水性有待进一步勘探证实。采区南部长沟支五断层落差大于80m，致使奥灰与煤层或十下灰对口接触，易接受奥灰水的补给；北部DF103断层落差5095m，造成16、17煤层同对盘三灰接近对口接触。建议在断层两侧留设足够的断层煤柱，采区接近断层煤柱时，应注意探防水，以防奥灰水突入矿井。精查过程中仅有2孔揭露奥灰，十下灰亦未进行抽水试验，至今对16、17煤又未进行水文勘探工作，故水文地质类型有待进一步勘探查明。（五） 采区充水因素分析采区东部煤层露头隐伏于第四系下组含水层之下，直接接受第四系下组水的补给，应留设足够的露头防水煤柱。16煤层直接顶板为十下灰，十下灰是开采16、17煤层的直接充水含水层，没做过抽水试验。奥灰上距16、17煤层平均为58.9、47.2m，为16、17煤开采的底板含水层。采用矿井水文地质规程（试行）中突水系数公式：计算了八采区16、17煤最大埋深处的突水系数。奥灰水位标高取精查地质报告抽水试验标高29.18m。式中：Ts突水系数（kgf/m3）；P水头压力（kgf/m2）；PHSMCp扰动破坏厚度（m），取12；H奥灰水位标高（m），29.18；S最大埋深（m），16、17煤分别为590、600； M16、17煤隔水层厚度（m），分别为58.9、47.2。经计算得知：16、17煤的突水系数分别为1.45、1.92（kgf/m3）。都远大于临界突水系数1.0，底板都有突水危险。为保证安全生产，在开采前应对该采区进行水文地质补充勘探，并加强生产过程中的防治水工作。（六） 涌水量预计十六煤层顶板为十下灰岩，本区未施工一个水文钻孔。根据矿上提供的资料，采区正常涌水量为100 m3/h，最大涌水量为160m3/h。四、瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温根据钻孔测得的瓦斯含量和邻区井田资料对比分析，该区瓦斯含量低，但由于区内构造复杂，煤层埋藏较深，因此，在生产过程中应加强瓦斯管理，防止瓦斯积聚。根据各煤层的煤尘爆炸性试验结果，煤尘爆炸指数变化在4247%之间，各煤层均有煤尘爆炸危险性。根据煤样测试结果，煤的自燃倾向性等级为不自燃。但煤层中黄铁矿结核含量较高，在潮湿状态易氧化并放出热量，易自燃发火。八采区属于正常地温区，本区平均地温梯度1.67/100m。五、勘探程度及存在问题区内有JL5、P5、PL1勘探线穿过，仅有汶136孔揭露15上、16、17煤层，地质勘探程度较低。本区所做水文地质工作严重不足，顶板含水层十下灰没做过抽水试验，底板含水层奥灰在井田内只有一个抽水孔，顶底板含水层赋水情况不明。第二章 采区储量及生产能力第一节 储量计算一、储量计算范围参加储量计算的煤层为16、17煤层。各煤层计算范围为：北至DF103断层，东至井田边界，南至长沟支五（DF135）断层及DF143断层，西至工广及大巷煤柱保护线，东南露头至-200m等高线，详见采区储量计算图。二、储量级别的确定按照煤炭资源地质勘探规范的标准，根据采区先期勘探程度，参考精查及建井地质报告，确定本区正常块段储量级别划为C级，断层及边界保护煤柱储量划为D级。按照固体矿产资源/储量分类标准，正常块段确定为控制的经济基础储量（122b），断层两侧及边界保护煤柱储量确定为控制的次边际经济资源量（2S22）。三、煤柱留设1、断层煤柱：按断层落差大小，两侧各留一定水平宽度的安全煤柱，DF103、长沟支五断层两侧各留100m；DF155、DF143断层两侧各留50m；DF153断层两侧各留30m；落差10m的断层不留煤柱。2、边界煤柱：40m。3、第四系防水煤柱：从煤层露头向下垂深50m。4、一采区上山保护煤柱：围护带宽度20m，按75°移动角延伸至17煤层底板。四、容重的确定本区煤层容重沿用矿井建井地质报告数据：16、17煤容重分别取1.36 t/m3、1.37t/m3。五、储量计算方法区内绝大部分块段煤层倾角15°， 采用地质块段法和煤层伪厚及水平面积直接在煤层底板等高线图上计算煤层储量。计算公式如下：QA×M×D×10-4 式中：Q-储量(万吨)；A-面积(m2)；M-煤厚(m)；D-容重(t/m3)。六、储量计算结果本次计算本采区共获得地质储量689.3万t，其中工业储量479.3万t，全部为C级储量，可采储量357.2万t。按照固体矿产资源/储量分类标准，储量122：357.2万t，基础储量122b：479.3万t，资源量2S22：210.0万t。见表31、32、33。 八采区储量汇总表 表31煤类煤层能利用储量GBT17766-1999合计ABCD基础储量资源量储量122b2M112S112S22122QM16260.7120.3260.7120.3194.838117218.689.7218.689.7162.4308.3合计479.3210.0479.3210.0357.2689.316煤储量计算表 表32块段编号计算面积（km2）采用厚度（m）各级储量（万t）GBT17766-1999块段种类合计ABCD类别 回收 率%储量万t1C72.50.959.4122b858正常块段2C725.30.9594.4122b8580.2正常块段3C368.90.9548.0122b8540.8正常块段4C512.90.9566.8122b5033.4村庄煤柱5D360.00.9546.92S22断层煤柱6D190.00.9524.72S22断层煤柱7D35.20.954.92S22断层煤柱8D101.60.9513.22S22边界煤柱308.317煤储量计算表 表33块段编号计算面积（km2）采用厚度（m）各级储量（万t）GBT17766-1999块段种类合计ABCD类别 回收 率%储量万t1C64.81.1310122b858.5正常块段2C774.01.13119.0122b85101.2正常块段3C366.51.1054.8122b8546.6正常块段4C341.11.1376.9122b5038.5村庄煤柱5D459.51.1370.62S22断层煤柱6D190.01.1329.22S22断层煤柱7D35.21.105.32S22断层煤柱8D101.61.1015.22S22边界煤柱合计260.7120.3194.8381第二节 采区生产能力及服务年限一、采区生产能力根据矿井生产能力及配采的需要，确定3煤生产能力为0.90Mt/a，16、17煤层的生产能力为0.20Mt/a。二、服务年限考虑到区内构造比较复杂，开采条件差的实际情况，储量备用系数取1.3。 服务年限可采储量/（年产量×备用系数）357.2/（20×1.3）13.7（年）。第三章 采区巷道布置第一节 采区巷道布置方案比较一、采区巷道布置方案本采区走向上窄下宽，倾斜较长，煤层赋存标高-150m-600m，但煤层大部在-430m水平以下，约占总储量的79。为此，我们提出了以下两种方案：方案：设计采用两条下山由-430m水平向下延深至采区下部，一条为轨道下山，担负进风、运料、提矸、行人；一条为皮带下山，担负运煤和回风。然后分别沿煤层做区段集中上山及区段集中下山，进行开采。并在采区下部设置采区水仓、泵房、变电所及煤仓。方案：在-430m水平设计掘两条石门至16、17煤层，一条为轨道运输巷，担负进风、运料、运矸、行人；一条为皮带运输巷，担负运煤和回风。然后分别沿煤层做区段集中上山及区段集中下山，进行开采。并在-430m水平设置采区变电所及煤仓，在采区下部设置采区泵房及水仓。二、方案比较两方案比较如下表： 经济技术比较表表31序号项目方案方案1采区准备巷道布置方式下山石门2初期可比巷道工程量（m）90027003煤柱留设采区下山在工广煤柱内，区段上山煤柱后期可采，无须单独留设永久煤柱采区石门需单独留设永久煤柱（约17万吨）4区段上山长度区段上山距离长，通风、运输困难区段上山距离短，通风、运输较易5排水情况全部采用机械排水，排水费用高-430m水平以上不须机械排水，排水费用低6投产工期10.5个月18个月通过上表比较可以看出，方案虽然区段上山距离长，通风、运输困难，开采难度大，排水费用高，但巷道工程量比方案明显减少，投产工期短，并且不用单独留设永久煤柱，再加上-430m水平以上储量较小（仅占总储量的21），采用石门布置方式优势不明显，故本设计采用方案。第二节 采区巷道布置一 、采区准备巷道布置1、采区下山：根据方案布局，在采区中部南翼轨道大巷及皮带大巷适宜位置布置两条反下山，即轨道下山和皮带下山。轨道下山倾角23°，采用串车提升，敷设电缆、管线及架空乘人装置，担负行人、进风及辅助提升。皮带下山倾角14°，安装胶带输送机，担负运煤、回风。轨道下山和皮带下山间距30m。轨道下山下车场及皮带下山机尾硐室底板标高皆为-545m。2、采区运输大巷：在-545m水平车场向南布置采区轨道运输巷，在煤仓上口（-525m）布置皮带运输巷，主要担负采区西部块段的通风、运输、行人任务。轨道运输巷沿16煤层顶板掘进，皮带运输巷沿17煤层顶板掘进，两条巷道之间通过联络巷联络。3、采区区段集中上、下山：根据地质构造、煤层赋存特点及工广煤柱分布状况等，设计采区区段集中上、下山布置如下：在采区下车场、-545m轨道运输巷以东，布置一条采区集中轨道上山和一条采区集中皮带上山；在采区南部、工广煤柱边缘，布置一条采区集中轨道下山和一条采区集中皮带下山，分别担负采区东、西部块段16、17煤层的运输、通风、行人等任务。两上山（或下山）间距25m，采用联络巷联络。为便于两层煤工作面集中运输及探煤需要，采区集中轨道巷沿16煤层顶板掘进，采区集中皮带巷沿17煤层顶板掘进。二 、采区车场及硐室1、采区车场采区上部车场采用单道起坡顺向平车场，下部车场采用单道起坡平车场，由于运输距离较近，故上下车场皆不设高低道，采用机车调车。具体见采区车场平、剖面图。采区西部及东部块段辅助提升采用绞车提升，上车场采用顺向平车场，中部车场采用甩车场，下车场采用平车场。2、采区硐室：轨道上、下山设有绞车房及信号把钩硐室，并每隔40m设一个躲避硐。轨道上、下山上下车场设等候室。在-545m水平布置采区变电所、水仓、泵房及煤仓。水仓容量1000m3；煤仓直径8m，容量500m3。三、采区回采巷道布置1、工作面顺槽16煤层轨道顺槽通过甩车场与区段集中轨道上山（或下山）直接连接，17煤层轨道顺槽通过石门与区段集中轨道上山（或下山）甩车场连接。两煤层轨道顺槽皆沿煤层顶板布置，半煤岩掘进，矩形断面，净宽2.2m，净高2.1m，裸体支护，主要用于工作面的进风和运料。16煤层运输顺槽通过溜煤眼及通风行人斜巷与区段集中皮带上山（或下山）连接，17煤层运输顺槽直接与区段集中皮带上山（或下山）连接。两煤层皮带顺槽亦皆沿煤层顶板布置，半煤岩掘进，裸体支护，矩形断面，净宽2.5m，净高2.1m。主要用于工作面的回风和运煤。同煤层上下两个工作面的顺槽之间留设10m煤柱。2、工作面切眼切眼沿煤层顶板布置，矩形断面，净宽2.5 m，净高为全煤厚。3、工作面硐室及其它巷道在轨道顺槽、运输顺槽内的人行道一侧每隔40m设有一躲避硐室。具体的巷道布置见采区巷道布置平、剖面图。第三节 开采顺序及回采工作面布置一、开采顺序综合煤层赋存状况、工作面准备期、顶板管理方式及巷道维护难易等多种因素，确定采区内各工作面开采顺序为：-545m轨道运输巷以西块段及-430m水平以上块段工作面采用自上而下回采；-545m轨道运输巷以上至-430m水平块段工作面采用自下而上回采。煤层的开采顺序为先采16煤层，后采17煤层。回采工作面采用后退式回采。二、采煤工作面布置形式根据临近矿井的开采经验，结合井下实际，确定回采工作面采用走向长壁对拉工作面布置，倾角大于12°的区段则采用单一走向长壁工作面布置。工作面长度：单面长度为90m，对拉面总长180m。三、采区内同时生产的工作面个数采区内设计一个对拉工作面生产；在采用单一走向长壁工作面布置的区段，设计两个单一长壁工作面生产。四、回采面生产能力根据邻近矿井相同条件下的生产经验，回采工作面年推进度为900m。回采面年产量按下式计算： A0n×M×r×L×I×/10000 2×1.13×1.36×90×900×0.97/10000=24.1（万t）式中： A0工作面年产量（万t）； n工作面个数；M煤层平均厚度（m