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1、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。（三） 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

2、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。（四） 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2332

3、Mpa，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。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。（五） 断层断层的导、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

4、、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。相关参数如下表所示：序号煤层名称倾角容重煤层生产率厚度围岩性质煤层间距备注最大最小平均顶板底板115上51.3585%0.680.30.55石灰岩泥岩38.0332

5、.7435.31216131.361.221.01.1313.8111.5512.76317181.371.190.710.95（六） 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。附图：采区煤层柱状图柱 状厚度

6、（m）岩 性 描 述 8.60灰色泥质页岩，砂页岩互层-8.40泥质细砂岩，碳质页岩互层-0.20碳质页岩，松软6.90K1煤层，=1.30t/m34.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬7.80灰色砂质泥岩3.0K2煤层,=1.30t/m34.60薄层泥质细砂岩，稳定3.20灰色细砂岩，中硬、稳定2.2K3煤层，煤质中硬，=1.30t/m3。3.50灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度6080Mps24.68灰色中、细砂岩互层第二章 采区巷道布置第一节 采煤方法（一）开采技术条件八采区主要开采16、17煤层，16煤层平均1.13m，17煤层平均0.95m，两层煤间距12.76m，且赋存稳定，倾角较小，

7、一般在518之间。区内地质构造较发育，采区中部有DF155、DF156、DF159等斜交断层，影响工作面布置。采区地表地势平坦，多为农田，仅在西北部有秦家村、王家楼两个村。无河流、湖泊等大的地面水体。（二）采煤方法的确定根据该采区煤层赋存条件及顶底板岩性，结合临近矿井相同煤层的开采经验，采煤方法确定为走向长壁式采煤方法，进行后退式开采。采区西北部村庄压煤块段，因全部开采后其两个村庄的地表移动变形经计算均超过级保护等级的允许变形值，且该块段煤层较薄、储量较小，采用迁村开采不经济，因此设计采用条带开采。条带开采的各项参数另行论证。第二节 采区巷道布置（一）布置方案本采区走向上窄下宽，倾斜较长，煤层

8、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。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）方案比较两种方案比较如下表：经济技术比较表项目

9、方案方案采区准备巷道布置方式下山石门初期可比巷道工程量（m）9002700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

10、显，故本设计采用方案。（三）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

11、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。（四）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

12、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

13、一侧每隔40m设有一躲避硐室。第三节 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。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。第三章 采煤工艺及工作面生产组织管理第一节 工作面采煤主要工序1、落煤与运输根据煤层赋存状况及矿实际情况确

14、定回采工作面采用高档炮采工艺采煤，即人工用煤电钻打眼、装药，毫秒延期电雷管爆破落煤，人工装煤，刮板输送机和皮带运输机运输，人工推移溜子，单体液压支柱支护顶板，局部配合2.6米前探梁临时支护，人工回柱放顶。2、炮眼布置 工作面炮眼按三花眼布置，采用湿式煤电钻打眼，眼深不小于1.40m。工作面爆破使用煤矿许用乳化炸药和煤矿许用毫秒延期电雷管，采用一次打眼、分组正向装药（装一组爆破一组，每组不超过20发），串联起爆。炮眼封泥使用水炮泥（每孔最少一个）和粘土炮泥，封泥的长度不得小于0.5m。放炮的顺序为从溜子的机头向机尾的方向单向起爆。严禁在一个采煤工作面使用两台发爆器同时进行爆破作业。对拉面的两个面

15、按一个面进行放炮管理，两面不得同时进行爆破作业。第二节 工作面顶板管理1、顶板管理方法根据本采区煤层顶底板岩性，结合邻近矿区的生产经验，工作面采用全部陷落法管理顶板。2、顶板支护、工作面支护形式工作面采用点柱支护，三四硐控顶，工作面最大控顶距4.55m，最小控顶距3.55m，放顶步距1.2m。、端头及顺槽支护端头支护：机头采用4对对柱支护顶板，机尾采用2对对柱支护顶板。端头支护与顺槽支护间距不超过0.5m。机头、机尾班班超前处理出口。溜前煤壁侧始终保持0.2米的炮道。顺槽支护：三条顺槽超前支护选用DZ25型单体支柱，局部高的地点使用DZ28型支柱，顺槽从工作面煤壁向外10m范围内支设双排，10

16、至20米范围内靠工作面侧支设单排，柱距1.2m。、加强支护工作面每5.6m架设一架前探梁（一梁二柱）加强支护，端头及切顶排使用对柱支护。工作面切顶排每5.6m支设一组丛柱（每组四棵）。前探梁要用木料接实顶板，尤其是在二合顶与煤壁交叉点必须用前探梁或半圆木控顶。、特殊支护1）特殊支护材料：半圆木：2200（1000）15075mm；前探梁：长2.6m，“”型花边钢梁。2）特殊支护形式戗柱（棚）：处理断层及地质变化带时使用戗柱或戗棚。丛柱：在初采、初放等工作面有明显的顶板来压时，切顶排必须使用加密丛柱，每2.8米一组，丛柱的组数为四棵。板棚：根据工作面的推采情况，如果顶板出现二和顶或坠石等时侯要架

17、设板棚支护，板棚用2.2米半圆木配合单体支柱，确保一梁二柱。3、回柱放顶回柱放顶采用人力三角回柱法，分段回柱，错距不小于15m。回柱顺序：由下而上，由老塘到煤帮。回柱地点以上10米，以下15米范围内打眼和回柱不准平行作业。4、对拉工作面的错距对拉工作面上、下面同采，最大错距不得超过5m。第三节 工作面劳动组织1、采区工作制度采区工作制度同矿井工作制度，年工作日300d，“三八”制作业。2、作业方式采区回采工作面采用三班生产，边回采、边准备的循环方式，每班循环进尺1.2m，日进尺为3.6m，循环方式为昼夜多循环。采区掘进工作面采用“两掘一喷”，当断面比较大或地质条件差时，可采用“一掘一喷”的循环

18、方式。3、正规循环作业组织措施1）、按正规循环组织生产。2）、按质量标准化组织施工，各班保质保量完成任务。3）、各班互创条件，保证正规循环。4）、加强设备管理工作，保证机电设备的正常运转，保证各工序的顺利进行。3、主要经济技术指标表 项 目 名 称单 位指 标采区走向长度m1500采区倾斜长度2000 3区段数目个20可采煤层数目煤层总厚度2.08煤层倾角5187煤的容重（1）16煤层t/ m3（2）17煤层8采区地质储量万t689.39采区可采储量357.210采煤方法走向长壁采煤法11顶板管理方法全部垮落法12落煤机械化程度炮采13采区生产能力万t/a14采区服务年限年13.715采区回采率85投产时巷道工程量巷道长度4190硐室体积m32800大巷运输方式与设备煤流胶带输送机辅助运输绞车、煤矿架空乘人装置18采区通风瓦斯等级低瓦斯风量m3/s3219采区供电采区供电总容量KVA1080吨煤耗电量KW.h/t35.8采区排水正常涌水量m3/h100水泵型号及数量150D306型离心式水泵三台21建设工期月10.522基建总投资万元322823吨煤投资元/t161.4