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1、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81采区；南至一水平85采区下限为界；北以-590

2、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7.2615.14，平均8.79，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05.08，平均2.34。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

3、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02.43，平均1.44。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530650m，倾斜宽390410m，面积228641m2。3、煤系产状，煤层厚度：煤层倾角1540 ,平均26，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7.2615.14，平均8.79。二、采区与地表的关系83采区地表情况：南部有85采区、三采区、一采区采后形成

4、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83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1540，局部可能3565，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

5、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1040m。一水平揭露，物探查明。FD3：逆断层，位于83采区中部，走向NNE，倾向W，倾角60 ，落差20120m，物探查

6、明，99-5推测。FD3-1：逆断层，走向近NNE，倾向E，倾角70，落差4050m，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05m，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06m，位于采区中、下部，物探查明。SF11：逆断层，走向NNE，倾向W，倾角4560，落差010m，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NNEW611040一水平揭露，物

7、探查明FD36020120 物探查明，99-5推测FD3-1E704050SF705SF5NWE06SF114560010三、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1.7716.5823.765.728.974炼焦用煤气化用煤9层煤1.7316.5523.465.428.64810层煤1.6916.4323.655.628.9652、瓦斯：芦岭矿为高突矿井，瓦斯主要来源于8煤层，83采区8煤层为瓦斯严重突出危险区，预计83采区瓦斯涌出量梯度为0.0914。预计83采区瓦斯相对涌出量为：标

8、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：12线边界线间的8、9煤合并区。FD3和FD3-1断层构造带，SF7、SF5、SF11断层构造带。83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1.11.5；500900m深度每百米增温1.52.5。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

9、，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=0.002020.003541/s.m，k=0.00150.0023m/d，水位标高为：21.5021.44。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2025m，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=0.01430.0109t/s.m；k=0.0120.016m/d，水位标高19.5519.76m。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5

10、070m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0.750.98。十煤层回采时有灰岩水透出的可能性。抽水实验结果q=0.010592.52t/s.m；k=0.01413.97m/d；水位标高9.4420.98m，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

11、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。83采区面积为228641m2。采用一元相关比拟法与85采区相比较，预测83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83采区面积；Q为83采区预计涌水量。预计83采区正常涌水量为：0.71m3/min，最大涌水量为：1.1 m3/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530650m，倾斜宽390410m，煤的容重1.6，面积228641m2。储量计算公式：Q=d.s.M. 式中：

12、d为煤的容重 s为水平面积 M为煤的真厚度 Q=2286418.791.6=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15tZK1= 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53065039041

13、02286418.791.63215607902759046第二节 采区生产能力及服务年限一、采区生产能力由于83采区运输路线长、转载环节多，运输系统复杂、运输能力较小；83运输上山倾角22.5，为防止飞车，煤量不宜过大；83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83采区一个回采工作面生产。一个采面的生产能力为：A0 =LV0MC0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；煤的密度，t/m3 C0采煤工作面采出率，一般取0.930.97,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

14、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/d330d=1320m/a。因此一个采面生产能力A0 =105132021.60.95=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 =1.1142.1=46.31万t/a。二、服务年限采区服务年限的计算：T= =275.9/（46.311.3）=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

15、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

16、、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7.2615.14，平均8.79。3、煤层硬度：煤硬度普氏系数为0.20.45。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

17、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25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1.1-1.5C名称单位指标Mt/m33走向长6504倾向长4105采高2.06倾角15407T275.9万8%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

18、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

19、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

20、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1.22.0m），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

21、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长型钢梁拉锁棚（两梁8柱）

22、进行支护。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3.8 m，最大控顶距4.3m；型钢梁最小控顶距3.8，最大控顶距4.8 m。（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1215m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340 mm时，将该处支