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矿主要生产煤层有三层即8、9、10煤，其中8、9煤层近距离煤层采用联合布置，10煤单独布置。
现有5个生产采区，II81采区、II82采区、88采区、II88采区、810采区。
一个开拓采区II83采区，一个准备采区II84采区。
共有6个工作面生产。
II81采区有II816-3工作；
II82采区有II825-1、II922工作面；
88采区有988工作面；
II88采区有II881-1工作面；
810采区有8105工作面。
第一章采区地质概况
第一节采区概况
一、采区的位置
1、采区位置、范围、煤层的赋存情况：
区位于井田东部，东至F29、F30断层为界；
西临Ⅱ81采区；
南至一水平85采区下限为界；
北以-590的煤层底板等高线及FD18断层为界。
本采区含煤层有8、9层，自上而下依次为3、4、5、6、7、8、9、10煤层，分别赋存于二迭系上、下石盒子组和山西组，其中8、9、10煤层为主采煤层，3、4、5、6、7煤层为局部可采煤层。
对8、9、10主采煤层的特征叙述如下：
8层煤：
特厚煤层，全区可采，煤厚7.26～15.14ｍ，平均8.79ｍ，煤层结构复杂；
八煤层顶板为泥岩，局部为细砂岩，部分块段发育有炭质泥岩伪顶；
底板为砂质泥岩，层理明显，赋存稳定。
9层煤：
为中厚煤层，极不稳定，东部可采，西部与8煤层合并。
煤厚0～5.08ｍ，平均2.34ｍ。
煤层结构复杂，九煤顶板即为八煤底板，九煤底板为泥岩，局部发育为炭质泥岩。
10层煤：
位于山西组中部，为中厚煤层，大部分可采，西北部局部不可采，为较稳定煤层。
煤厚0～2.43ｍ，平均1.44ｍ。
煤层结构复杂。
十煤顶板局部有一层泥岩伪顶和浅灰色直接顶，不稳定；
大部分直接顶为灰白色中粒砂岩，全区稳定；
直接底为泥岩，灰黑色，薄层条带状，富含植物化石；
老底为粉砂岩，深灰色。
2、采区走向长度、倾斜长度：
采区走向长530～650m，倾斜宽390～410m，面积228641m2。
3、煤系产状，煤层厚度：
煤层倾角15～40º
平均26º
，根据地面钻孔及井下溜煤眼揭露地质资料分析,该采区煤层厚度7.26～15.14ｍ，平均8.79ｍ。
二、采区与地表的关系
Ⅱ83采区地表情况：
南部有85采区、三采区、一采区采后形成的采塌陷积水区，东部有大王家村庄，目前大王家村庄尚未搬迁，西邻沱河涯小史家，北邻沱北沟。
地表大部分为农田及植被，地表地势平坦，标高为+23～+24。
第二节地质情况
一、采区煤层及煤层顶底板特征
1、煤层顶底板特征：
（具体情况由Ⅱ83采区煤岩综合柱状图表示）
2、煤层的自燃倾向、自然发火期：
各可采煤层均具有自燃发火倾向，发火期3至12个月。
3、地压：
由邻近采区同煤层矿山压力观测结果得知采区矿山压力大，巷道容易变形，需注意巷道维护。
二、采区地质构造
煤层倾角15～40°
，局部可能35～65°
，煤层起伏较大，平均26°
。
本区地压构造极为复杂，钻探、物探探明落差20m以上的断层3条，即I5F1、FD3、FD3-1，断层均为逆断层，走向分别为E、E、W。
对采区布置、开拓、回采影响很大。
区内还探明10m以下断层3条，即SF7、SF5、SF11，均为逆断层，倾向分别为E、W、E。
对生产准备、回采有很大影响。
根据五采区揭露情况，预计该采区隐伏小断层多。
根据钻探和物探及实见点资料该采区已探明断层6条，在采区边界有3条，影响采区内部的有3条，为逆断层，特点是延伸长，影响范围广，对采区工作面回采影响较大，下面对采区内断层分别叙述如下：
I5F1：
逆断层，在采区东边界，走向NNE，倾向W，倾角61°
，落差10～40m。
一水平揭露，物探查明。
FD3：
逆断层，位于Ⅱ83采区中部，走向NNE，倾向W，倾角60°
，落差20～120m，物探查明，99-5推测。
FD3-1：
逆断层，走向近NNE，倾向E，倾角70°
，落差40～50m，位于该采区中部，物探查明。
SF7：
逆断层，走向NNE，倾向W，倾角60°
，落差0～5m，位于采区东边界下部，物探查明。
SF5：
逆断层，走向近NWE，倾向E，倾角70°
，落差0～6m，位于采区中、下部，物探查明。
SF11：
逆断层，走向NNE，倾向W，倾角45～60°
，落差0～10m，位于采区西边界下部，物探查明。
（断层具体情况由断层示意图表示）
采区内陷落柱和火成岩侵入较少，故在本在采区设计中不予考虑。
断层示意图
编
号
构造
性质
产状（褶曲轴面）
实见位置及
控制情况
走向
倾向
倾角（°
）
落差（m）
I5F1
逆
NNE
W
61
10～40
一水平揭露，
物探查明
FD3
60
20～120
物探查明，
99-5推测
FD3-1
E
70
40～50
SF7
0～5
SF5
NWE
0～6
SF11
45～60
0～10
三、煤质、瓦斯、煤尘
1、煤质：
本采区可采煤层为3层，各煤层煤质由下图表示：
煤种
含硫量
（%）
灰飞含量
挥发分指数（%）
含矸量
发热量
（MJ）
用途
8层煤
气肥煤
1.77
16.58
23.76
5.7
28.974
炼焦用煤
气化用煤
9层煤
1.73
16.55
23.46
5.4
28.648
10层煤
1.69
16.43
23.65
5.6
28.965
2、瓦斯：
芦岭矿为高突矿井，瓦斯主要来源于8煤层，Ⅱ83采区8煤层为瓦斯严重突出危险区，预计Ⅱ83采区瓦斯涌出量梯度为0.0914。
预计Ⅱ83采区瓦斯相对涌出量为：
标高为-400m时21.16m3/t，-450m时25.73m3/t，-500m时21.16m3/t，-550m时34.87m3/t，-600m时39.44m3/t。
严重突出危险区域为：
①12线～边界线间的8、9煤合并区。
②FD3和FD3-1断层构造带，SF7、SF5、SF11断层构造带。
Ⅱ83采区10煤层具有突出危险性。
3、煤尘：
具有爆炸危险性。
4、地温：
本井田无钻孔测量地温资料，据临近地区井温测量结果，地温随深度增加而升高，其中500m以上深度地温梯度为平均每百米1.1～1.5℃；
500～900m深度每百米增温1.5～2.5℃。
四、水文地质
1、本采区7、8、9煤层处于第六含水层段，其中砂岩10-25层，细中粒，裂隙不发育，含水性弱，以静水量为主，含水不均，钻孔抽水结果：
q=0.00202～0.003541/s.m，k=0.0015～0.0023m/d，水位标高为：
21.50～21.44。
水化学性质为重碳酸氯化镁型，断层含水性及导水性较弱，但因断层落差较大，存在导水或诱发导水的可能性。
本采区十煤层处于第七含水层段，其中砂岩20～25m，裂隙较发育含水性较弱，局部裂隙发育处和构造破碎带有一定富水性，以静水量为主，钻孔抽水实验结果.q=0.0143～0.0109t/s.m；
k=0.012～0.016m/d，水位标高19.55～19.76m。
水化学性质为重碳酸钠镁型。
十煤层采空区老塘水主要水源。
十煤层下部距十煤层底板50～70m处为第八含水层，含灰岩八层。
3、4层含水性较强，富水性有垂直变化和片状分布规律。
该区域地质构造复杂，突水系数0.75～0.98。
十煤层回采时有灰岩水透出的可能性。
抽水实验结果q=0.01059～2.52t/s.m；
k=0.014～13.97m/d；
水位标高9.44～20.98m，水质类型为重碳酸硫酸钠镁型。
2、充水因素及威胁程度
1）、一水平老塘水直接威胁本采区上区段生产安全。
2）、本采区上区段工作面回采后，灌浆水积聚老塘，将对下区段回采工作面有安全威胁。
3）、在掘进、回采中，局部有煤层顶板砂岩裂隙水淋、涌水现象，但对生产影响不大。
4）、十煤层底板灰岩水在断层带和构造复杂地带附近，在十煤层采掘过程中有突水的威胁。
3、涌水量预测
85采区正常涌水量为0.33m3/min，最大涌水量为0.5m3/min；
85采区开采面积为50000m2。
Ⅱ83采区面积为228641m2。
采用一元相关比拟法与85采区相比较，预测Ⅱ83采区涌水量。
公式：
式中Q为85采区涌水量；
F为85采区开采面积；
F′为Ⅱ83采区面积；
Q′为Ⅱ83采区预计涌水量。
预计Ⅱ83采区正常涌水量为：
0.71m3/min，最大涌水量为：
1.1m3/min。
第二章采区储量与生产能力
第一节采区储量
一、工业储量
采区走向长530～650m，倾斜宽390～410m，煤的容重1.6，面积228641m2。
储量计算公式：
Q=d.s.M.
式中：
d为煤的容重
s为水平面积
M为煤的真厚度
Q=228641×
8.79×
1.6=3215607t
二、可采储量
储量计算公式:
ZK=（Zg-p）×
C
式中：
ZK----设计可采储量,万t；
Zg----工业储量，万t；
p----永久煤柱损失量，万t；
C----采区采出率，本设计条件下取90%。
P----上下两端永久煤柱损失量，左右两边界永久煤柱损失量，万t；
经初步计算煤柱损失量为15t
ZK1=ZK2=（Zg1-p1）×
C1=（3215607-15）×
0.9=2759046万t
储量计算结果详见
储量计算结果表
储量情况
走向长（m）
倾斜长
（m）
斜面积（m2）
煤厚
容重
工业储量
（t）
回采率
（％）
可采储量
530~650
390~410
228641
8.79
1.6
3215607
90
2759046
第二节采区生产能力及服务年限
一、采区生产能力
由于Ⅱ83采区运输路线长、转载环节多，运输系统复杂、运输能力较小；
Ⅱ83运输上山倾角22.5°
，为防止飞车，煤量不宜过大；
Ⅱ83采区地质条件复杂、构造多，煤层倾角大，可采储量仅275.9万吨；
因此，设计Ⅱ83采区一个回采工作面生产。
一个采面的生产能力为：
A0
=LV0MγC0
式中L——采煤工作面长度，m；
V0——推进速度，m/a；
M——煤层厚度或采高，m；
γ——煤的密度，t/m3
C0——采煤工作面采出率，一般取0.93～0.97,薄煤层取高限,厚煤层取低限；
此处取0.95。
采煤机截深取0.5m,一天截4刀，采用三八制一个班截2刀。
一天工作面推进速度为4m,采煤工作面年推进速4m/d×
330d=1320m/a。
因此一个采面生产能力A0=105×
1320×
2×
1.6×
0.95=42.1万t/a。
采区生产能力为：
AB=k1k2
A0i
式中
n采区内同采的工作面个数，此处取1；
k1
采区掘进出煤系数，取1.1左右；
k2工作面之间出煤影响系数，n=1取1，n=2时取0.95,n=3时取0.9。
采区生产能力AB
=1.1×
1×
42.1=46.31万t/a。
二、服务年限
采区服务年限的计算：
T=
=275.9/（46.31×
1.3）
=4.6年
T---采区的服务年限；
Zk---采区的可采储量；
P---采区的生产能力；
K---取采区储量备用系数1.3
故采区服务年限为4.6年。
第三章采区方案设计
第一节采煤方法的选择
一、采煤方法选择概述
采煤方法是采煤系统和回采工艺的总称。
它的选择应该结合具体地质条件和技术条件，综合考虑高产、高效、材料消耗少，成本低、便于管理等因素。
设计时应尽量采用行之有效是先进技术，积极提高机械化水平。
采煤方法的选择应结合本设计采区的实际情况，采用合理的采煤方法。
我国常用的几种中厚煤层采煤方法有如下两种：
表3-1采煤方法技术特征表
序号
采煤方法
体系
整层与分层
推进方向
采空区
处理
采煤工艺
适应煤层基本条件
1
单一走向
长壁采煤
壁式
整层
垮落
综、普、炮
薄及中厚
2
单一倾向
采煤方法选择的约束条件：
1、采区煤层赋存状况及地质条件
2、开采水平的划分和采区巷道布置
3、现有技术及设备
4、采区储量、生产能力及服务年限等
二、采区内煤层情况
1、煤层产状：
2、煤厚：
根据地面钻孔及井下溜煤眼揭露地质资料分析,该采区煤层厚度7.26～15.14ｍ，平均8.79ｍ。
3、煤层硬度：
煤硬度普氏系数为0.2∽0.45。
4、煤层结构：
该采区煤层结构简单。
5、煤层稳定性:
该采区煤层发育较稳定。
6、影响回采的其地质因素：
瓦斯主要来源于矿井瓦斯相对涌出量皆大于10m3/t.d，并多次出现瓦斯突出现象，定为瓦斯突出矿井生产区，且主要来源于8煤层的第一分层开采。
本采区煤层属自燃发火煤层，煤层均属具有爆炸危险性的煤层。
采区的年生产能力是46.31万t/a。
煤层具体参数详见下表
煤尘爆炸指数
煤尘具爆炸危险性，爆炸指数为37.51%
煤的自燃倾向性
易自然发火，自然发火期为2－5个月
地温危害
地温较高，据1#钻孔资料分析，增温梯度平均百米为1.1-1.5°
C
名称
单位
指标
M
t/m3
3
走向长
650
4
倾向长
410
5
采高
2.0
6
倾角
°
15～40
7
T
275.9万
8
%
9
气煤
三、采煤方法的选择
本设计采区走向长度为650m，倾斜长度410m。
采区内共有可采煤层3层，煤层平均倾角26°
，煤层平均厚度为8.79m。
采用走向长壁采煤法，便于管理。
这种采煤方法煤炭损失少，劳动成本低，劳动条件好，容易实现集中落差极较大，围岩稳定，无明显的其他地质构造，符合本采区的实际情况。
1、回采工艺
回采工艺：
综合机械化配合炮采工艺分段施工。
1）、工艺流程
综采：
机组落煤→煤机装煤→运煤→人工铺顶网（双抗网）→工作面支护（伸缩前梁）→工作面刮板输送机推移→移架→采空区跨落。
2）、落煤方式
本工作面下段煤壁采用机组落煤（煤机内外喷雾不能正常喷雾时，严禁割煤），每刀进尺0.5m，往返一次割2刀进尺1m，当煤机下行割煤时，滚筒附近瓦斯超限时，必须采用上行割煤，下行跑空刀。
2、综采煤机落煤
1）、割煤方式：
双向往返割煤，往返一次进两刀。
2）、进刀方式：
工作面采用端头斜切进刀方式，进刀距离不少于20架。
3）、进刀过程：
附“进刀方式示意图”
进刀方式图
A.煤机下行割煤，到工作面下端头后停止牵引，机体下端滚筒一边转动一边下降到底板，同时升起上端滚筒。
B.煤机上行，顺着输送机的弯曲段逐渐切入新的煤体，直到前后滚筒完全切入，即采煤机完全进入输送机直线段。
然后移直输送机。
C.机体上端的滚筒边转动边下降，下端滚筒边转动边升起，然后采煤机牵引下行割三角煤，直到下端头。
D.再次调换煤机上、下滚筒升、降，返程进行正常割煤。
工作面上端头进刀，采用同样步骤只是方向相反。
注：
由于工作面需铺顶网，网下割煤时煤机滚筒周边距顶网不得小于200mm，以防割网。
工作面采煤机割煤时，必须将煤壁下搭的顶网必须卷到支架上，严禁割煤损坏顶网。
3、装、运煤
工作面下段机组滚筒旋转割煤的同时，利用螺旋叶片和弧形挡煤板自动把煤装入运输机，余煤由铲煤板随移溜铲入运输机；
上段人工用铲子攉入输送机内。
架间少量浮煤由人工攉入输送机内。
工作面输送机型号为SGZ-630/220，机巷使用四部SGW620/80T型输送机。
4、人工铺网
该面为8煤层顶分层开采，为防止采煤后采空区（老塘）瓦斯涌出量过大而威胁安全、制约生产，及为下分层回采做准备，回采时要及时贴支架前上方顶板人工铺设顶网（塑料尼龙双抗网1.2×
2.0m），封闭采空区，防止采空区瓦斯过量溢出。
煤机割煤前超前煤机20m联网，确保煤壁网下搭不少于600mm，网与网之间每隔100mm用14#镀锌铁丝相链一扣，保证联网质量，使整个工作面形成一片整网，并且网必须铺到机巷下帮，风行上帮，做到顶实结牢。
联网时人必须站在伸缩前梁下，严禁站在无支护状态的顶板下。
联网后将煤壁下搭的顶网必须卷到支架梁端头上。
割煤后滞后煤机10m追机顺序进行铺网，网铺平整，铺网后支架要及时伸出伸缩前梁支护暴露出来的顶网，缩小顶网暴露面积以防发生坠网、撕网。
1）当人工铺网追不上煤机时（铺网滞后煤机大于15m），为防止煤壁悬顶面积过大，必须停止割煤（煤机停电闭锁）进行铺网。
2）当顶板较破碎时，煤机每割够一架宽度，必须停止割煤（煤机停电闭锁）进行铺网，伸出伸缩前梁支护顶板。
5、工作面支护及采空区处理
1）、工作面支护形式：
工作面下段（110m）采用F2400/16/24液压支架，上段采用ZD25-25/100型单体液压支柱配合3m长π型钢梁拉锁棚（两梁8柱）进行支护。
π型钢梁拉锁棚采用双抗网配合塘柴（每棚每米8根）过顶，煤壁采用大竹笆配合塘柴（每棚4根）背帮，要求该段顶板与液压支架段顶板保持一致，网铺平整，过渡自然。
液压支架最小控顶距3.8m，最大控顶距4.3m；
π型钢梁最小控顶距3.8，最大控顶距4.8m。
（1）、支架操作方式：
本架操作，操作人员站在支架架箱内操作。
（2）、移架方式：
滞后煤机12～15m追机顺序移架及时支护顶板，严防空顶、漏顶发生。
移架步距500mm。
工作面采用及时支护或超前支护，煤机割煤后，及时伸出伸缩前梁护顶，带压擦顶移架（具体操作要求：
一只手把操纵降架手把微动，只要支架能够移动，立即将降架手把复位，支架到位后，升架至初撑力符合规程要求），追机移架速度赶不上煤机运行时，必须停机移架或拉超前架。
移架过程中应随时调整支架，保持支架顶梁平直，不出现低头或仰头情况，使其处于良好的受力状态（力求顶梁与顶网呈面接触保持在同一水平上，保证支架既有良好的支护状态又可防止撕坏顶网），升架时，应注意侧护板的伸出情况，防止出现损坏侧护板或出现歪架、咬架等现象。
推车后，端面距大于340mm时，将该处支
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