三采区设计.docx

1、三采区设计第一章 采区概况及地质特征第一节 采区概况一、 采区范围：xxx位于井田西翼+xxx水平，xxx西边、北边、西南边为井田边界、东边为二采区xxxx工作面采空区，xxx走向长度2781米、倾向长度1250米、面积为2682814.505m、开采上限+742水平、下限+550水平。二、 邻近采区开采情况：xxx东面为二采区，二采区走向长度为1300米，倾向长度为1200米，二采区目前已完成8201、8202、xxxx、8204工作面的回采工作。三、 地面位置及建筑物：1、地面建筑、设施等：xxx地面上方无建筑物。 2、地形（地貌、植被、地层出露情况等）：地面主要为丘陵戈壁地貌，东西高、中

2、间低，北高南低。地表主要为风积相砂层、冲洪积相砂砾石层、洪积相砂砾石层，地表被少量沙蒿等植被覆盖，植被稀少。3、水系及地面积水范围：地表无常年性河流，只是在雨后及冰雪融化后东部冲沟中水流量较大，主要汇水区为北部山区4、采掘影响及破坏程度：地面冲沟在雨后及冰雪融化后水流量较大，在回采过程中雨雪水可能从岩层裂隙渗入井下，增大工作面的涌水量，工作面可能会发生透水、突水事故。四、 区内钻孔情况：区内钻孔特征表孔号见煤层号见煤底板标高（m）煤厚（m）备注2-2x-x+x+x702.814.799-9x-x+x+x654.3710.110-1x-x+x+x632.428.2510-2x-x+x+x511.

3、4416.411-3x-x+x+x533.3517.48J3-1x-x+x+x602.449.48第二节 煤层赋存情况及顶底板特征一、 煤层赋存情况：x-x+x+x煤层处于侏罗系中统塔什店组第一段中部，以双层结构、三层结构为主，单层结构次之。自西向东由厚变薄，自北向南由厚变薄，属形状变化很小到中等的较稳定的全区可采煤层。9-2煤层位于侏罗系中统塔什店组第一段下部，属于形状变化很大的不稳定的可采煤层。煤层赋存情况表煤层编号煤层厚度(米)煤层倾角（度）煤层结构稳定性层间距（米） 最小最大 平均9-2 0.543.55 1.81758可分三层结构较复杂不稳定19.0234.8x-x+x+x 8.25

4、17.48 12.809以一层为主稳定煤层特征及工业指标表物理特征煤层颜色光泽硬度容重煤岩类型10-1黑色沥表或油脂光泽1.29以光亮型和半光亮型为主，少量纯亮煤亚型，个别为暗煤型x-x+x+x黑色油脂光泽沥青光泽1.29半亮型和光亮型，少量为暗亮煤型和暗煤型9-2黑色油脂光泽1.29工业指标煤层WAVFCSPQY工业牌号10-12.3316.2045.360.490.05141、42号长焰煤x-x+x+x2.529.4346.440.490.04941、42号长焰煤9-22.4316.8945.140.540.04041、42号长焰煤二、 煤层顶底板特征：根据钻孔揭露资料，xxx主采煤层x-

5、x+x+x煤层伪顶一般不发育。x-x+x+x号煤层直接顶、底板及老顶、底板均发育，顶、底板岩性均为泥岩、粉砂岩。1、煤层顶、底板岩石物理力学性质通过对测试结果的对比分析，现就各主要可采煤层顶、底板岩石物理力学特征分述如下：x-x+x+x号煤层顶板砂岩类：自然块体密度2.502.66 g/cm3，自然含水率0.110.96%，饱和状态下单轴抗压强度平均5.114.8Mpa，抗拉强度1.12.2Mpa，软化系数0.170.23，显示其顶板为不稳定型顶板，遇水软化性强。x-x+x+x号煤层底板砂岩类：自然块体密度2.542.60g/cm3，自然含水率0.101.02%，饱和状态下单轴抗压强度平均4.

6、6019.90Mpa，饱和状态下抗剪强度1.11.7Mpa，抗拉强度0.801.2Mpa，软化系数0.100.45，显示其底板为不稳定型底板，遇水软化性强。第三节 采区储量分析分析计算采区及各煤层工业储量、可采储量等 。采区储量汇总表煤层工业储量（万吨）可采储量（万吨）回采率（%）x-x+x+x4429.8633759.48585合计第四节 地质构造分析采区范围内及其周围的构造分布情况，包括断层的产状、性质、揭露控制程度以及对开采的影响程度等。一、采区地质构造主要特征及影响范围：塔什店复向斜由北向斜、背斜、南向斜组成。塔什店煤田二井田位于塔什店北向斜北翼，侏罗系中统，隐伏于F2逆断层上盘下元界

7、兴地塔格群推复之下。呈较缓的简单单斜构造。二、工作面地质构造及对工作面掘进、回采的影响在xxx设计范围内三维地震资料显示，在xxx内有7条断层，分别是DF1、DF3、DF5、DF8、DF9、DF13、DF14。因此对掘进、回采会造成一定影响，在回采、掘进中加强顶板管理，确保施工作业安全。断层特征表编号性质断层产状走向倾向倾角（）落差（）DF1逆NNWSWW420-2DF3逆NEENNW710-5DF5逆NWSW320-2DF9正NEE-NWWNNW-NNE520-14DF13正NNENWW340-3DF14逆NNWSWW67.50-7第五节 水文地质一、基本特征：按地下水赋存条件和水利特征，井

8、田地下水划分为第四系松松岩类空隙水、第三系与中生界碎屑岩类裂隙空隙层和基岩裂隙水三种类型。二、充水因素及威胁程度：塔什店二井田直接充水含水层以孔隙裂隙含水层为主，无常年地下水体，未来矿坑充水的主要水源为哈满沟沟谷地表洪流和第四系潜流以及含水层中的地下水和地层裂隙的远源补给。它们通过裂隙和大小断层进入巷道，但是由于含水层本身透水性差，加之补给水源贫乏，地下水以静储量为主，水量不大。井田水文地质条件简单，属二类一型。三、涌水量预测及依据：地质报告预计最大涌水量269.8m3/h，正常涌水量250.9m3/h，矿坑涌水量预计采用水文地质比拟法和“大井法”计算；现我矿实际涌水量约230 m3/h。四、

9、防治水建议及措施：副井西侧的防洪沟在雨后水量较大，因此建议对此沟做防洪坝及导洪防渗渠，防止洪水由开采后地裂缝流入井下。加强工作面的水情监测工作，必须严格执行预测预报，有疑必探，先探后掘的原则。做好对顶板含水层的超前探放水工作，防止在回采过程中发生涌水事故。第六节 其它地质因素（瓦斯、煤尘、煤层自燃、地温、地压）2010年瓦斯鉴定结果：瓦斯最大绝对涌出量为 0.59m3/min,相对涌出量为1.05m3/t; 二氧化碳最大绝对涌出量为0.8m3/min,相对涌出量为2.60m3/t。由于xxx内有大小断层7条，推测xxx不会有瓦斯集聚区域。x-x+x+x煤层根据2008年7月22日在新疆煤炭科学

10、研究所通风安全研究室在我矿8#煤层取样的鉴定结论为具有爆炸性，x-x+x+x煤层T15.50C，着火点3650C，属自燃煤层，具有自燃发火倾向。井田内地热增温率为1.850C/100m，局部地段有高温异常区。x-x+x+x号煤层顶板为粉砂岩、炭质泥岩、裂隙不发育属半坚硬岩石，煤层底板为炭质泥岩或泥岩遇水易软化，抗压强度低。x-x+x+x号煤层有冲击地压危险性。第二章 采区方案设计及方案比较第一节 方案设计xxx轨道下山布置在+xxx水平，巷道长度1300米左右，坡度0-8，皮带下山布置在+742水平，巷道长度1300米左右，坡度0-8，轨道下山至矿井西翼井田边界走向长度2700米左右，倾向长度

11、1250米，计划布置长度为130米的回采工作面9个。方案一：xxx所有工作面均按照276300的方位角向前掘进，8304、8305、8306、8307掘进工作面掘进1700米左右后，以3005739的方位角向前掘进直至井田边界。掘进时由于8304、8305、8306、8307掘进工作面掘进至1700米左右时方位角改变，因此1700米后掘进时两顺槽需布置4台650皮带机，并且在轨道顺槽1700米左右布置一台局扇，才能满足掘进时的运输和通风需求。回采时由于8304、8305、8306、8307掘进工作面掘进至1700米左右时方位角改变，因此皮带顺槽需再布置一台2*160千瓦的皮带机，轨道顺槽需再布

12、置一台无极绳绞车，因为工作面较长，所以需要在轨道巷中间再布置一台移动变电站，以满足正常生产时的用电需求。因为8304、8305、8306、8307回采工作面回采时不按一个方位角推进，所以回采到1700米左右时需要扇形回采，回采难度较大。方案二：xxx掘进工作面均以276300方位角向前掘进直至井田边界。由于xxx走向坡度在0-12，所以掘进时工作面布置两台650皮带机能够满足原煤的运输，由于工作面较长，所以在轨道顺槽中间再布置一台局扇，才能满足掘进时的运输和通风需求。由于xxx走向坡度在0-12，所以回采时轨道巷只需布置一台无极绳绞车，皮带巷布置一台2*200千瓦的皮带机，就能满足回采期间原煤

13、和材料的运输需要，因为工作面较长，所以需要在轨道巷中间再布置一台移动变电站，以满足正常生产时的用电需求。xxx所有工作面均向一个方向推进，所以回采难度较底。第二节 方案比较方案一设备投入：因为8304、8305、8306、8307回采工作面在1700米左右时巷道方位角改变，所以8304、8305、8306、8307回采工作面皮带顺槽需布置两条1m皮带，轨道顺槽需布置两台绞车，由于目前矿上的设备无法满足运输需要，因此需要再购置一台无极绳绞车和一台2*160千瓦的皮带机，大约花费260万左右。设备用电：由于需布置一台2*160千瓦的皮带机和一台2*200千瓦的皮带机，按一天工作16小时计算，每天需

14、消耗电量11520度，按一年330天计算，每年需消耗电量3801600度，按一度电0.6元计算，则每年需支付电费228.096万元。可回采储量：按工作面长130米，平均煤厚12.8米，容重1.29t/m计算，xxx所有工作面可回采原煤3759.485万吨，按原煤220元/吨计算，方案一能产生经济效益82.708亿元。回采难度：由于8304、8305、8306、8307回采工作面回采至1700米左右时需要扇形开采，机尾进刀尺度不好掌握，因此开采难度较大。方案二：设备投入：由于xxx走向坡度在0-12度左右，因此方案二回采工作面两顺槽需布置一台无极绳绞车和一台2*200千瓦的皮带机就能满足xxx原

15、煤和材料的运输问题。设备用电：由于布置一台2*200千瓦的皮带机，按一天工作16小时计算，每天需消耗电量6400度，按一年330天计算，每年需消耗电量2112000度，按一度电0.6元计算，则每年需支付电费126.72万元。可回采储量：按工作面长130米，平均煤厚12.8米，容重1.29t/m计算，xxx所有工作面可回采原煤3721.276万吨，按原煤220元/吨计算，方案二能产生经济效益81.868亿元。回采难度：由于只向一个方向推进，因此回采难度底。方案对比方案一方案二备注设备投入无极绳绞车两台、2*160、2*200千瓦皮带机各一台无极绳绞车一台，2*200千瓦皮带机一台方案一需多一台无

16、极绳绞车和一台2*160千瓦皮带机电费（万元/年）228.096万元126.72万元方案一每年多支付电费111.376万元可回采储量（万吨）3759.485万吨3721.276万吨方案一多回采原煤38.209万吨原煤经济效益（亿元）82.70881.868多产出0.84亿元回采难度拐角需要扇形回采正常回采方案一回采难度大综合考虑：因为方案一8304、8305、8306、8307回采工作面大约能回采8年，所以8年间需要多支付电费891.008万元，加上需要购置一台无极绳绞车和一台2*160千瓦的皮带机，大约需要270万元，方案一需要投入1161.008万元。由于方案一比方案二多产生原煤经济效益8

17、600万元，因此生产科倾向与方案一。第三章 采区巷道布置第一节 采区巷道布置一、采区准备巷道布置：xxx计划开拓三条下山，分别是轨道下山、皮带下山、xxx回风下山，准备布置9个回采工作面，分别是8301、8302、8303、8304、8305、8306、8307、8308、8309回采工作面。xxx轨道下山布置在矿井+xxx水平，+xxx轨道下山掘进方位角为0，巷道长度为1300米、坡度为0-5。皮带下山布置在矿井+742水平，+742皮带下山掘进方位角为0，巷道长度为1300米、坡度为0-5。回风下山布置在+742水平，以0方位角向前掘进至+550水平，巷道长度1300米、坡度为0-9xxx

18、首采工作面为8302回采工作面，8302工作面两顺槽为矩形断面，巷道掘进方位角为276300，两顺槽坡度为0-8，切眼掘进方位角为6300，两顺槽平均长度为1150米，切眼长度为130米。二、采煤工作面布置：xxx共布置9个回采工作面，所有工作面上下出口掘进方位角都为276300，相邻两个采面间留设5米的隔水煤柱。第二节 巷道断面及支护一、巷道断面：xxx回采工作面上下顺槽均为矩形断面，巷道宽3.5米、高2.8米、断面面积为9.8m，三条下山断面为半圆拱，巷道宽4米、高3.5米、断面面积为12.85m。二、巷道支护方式：轨道下山、皮带下山、回风下山采用锚网、钢筋托梁、锚索、喷射混凝土联合支护，

19、回采工作面上下顺槽采用锚网、钢筋托梁、锚索联合支护。永久支护材料及规格采用锚网、钢筋托梁、锚索联合支护作为永久支护，支护材料为等强锚杆、冷拔丝网、钢筋托梁、锚索等，锚杆间排距为800mm800mm，锚索间排距为2000mm2400mm，锚索孔眼布置成五花眼形式。顶锚杆选用5根18mm2000mm的等强锚杆加3.8m长的钢筋托梁，锚杆间距为800mm，排距为800mm；顶部靠两帮的两个锚杆距帮150mm,与顶板夹角55；钢筋托梁采用14mm宽60mm的两根热轧钢筋焊成；顶及两帮均选用18mm2000mm的等强锚杆，锚杆托盘规格为100mm100mm8mm的碟型托盘。两帮均为4根，上边第一根锚杆距

20、顶板150mm，仰角 20。两帮下边第一根锚杆距底板300mm， 俯角20锚杆间距为800mm，排距为800mm。帮顶网均采用4冷拔丝网，网孔规格为50mm50mm，长宽为3.8m1m、3.0m1m两种，顶板用3.8m1m，帮用3.0m1m。网之间必须连接好（锚杆托板压实）,搭接长度不小于100mm，用1.4mm铁丝联网，联网排距不大于200mm。顶锚杆每根眼底安装2卷规格为ZK2335的树脂锚固剂药卷，帮锚杆每根眼底安装2卷规格为ZK2335的树脂锚固剂药卷；锚索采用17.8mm钢绞线锚索，长度根据煤层厚度确定，以进入稳定的煤层顶板岩石1.5米为宜。最短长度不得小于9米。锚索托盘选用规格为1

21、1#矿用工字钢长度不小于50，托盘中心孔径只允许大于锚索直径2mm。顶、帮锚杆锚固力不小于80KN，扭力矩不小于100N.m；锚索预紧力不小于100KN，锚固力不小于120KN。钻眼钻杆必须选用26mm型，钻头选用28mm型。对于断层破碎带、煤层松软区、地质构造变化带、地应力异常区、动压影响区等围岩支护条件复杂区域，必须采取加密锚杆和架棚等强化支护措施，巷道交叉点以及服务年限较长的巷道采取钢棚（11工字钢）锚网喷等联合支护。一、巷道施工施工顺序：安全检查（顶板管理、找巷道底板、瓦斯、工程质量、探头位置等）标定中线 综掘机切割、出煤 敲帮问顶架设临时支护顶锚杆眼施工（联顶网）两帮锚杆施工（联帮网

22、）收尾整理工程质量。施工工序：掘进机割出一排锚杆进度后，使截割头落地，闭锁截割部电机，断开掘进机上的电源和磁力启动器的隔离开关。操作人员站在完好支护下，用不小于2.0m长的长柄工具处理干净顶帮的活矸（煤），并进行敲帮问顶。确保无问题后，人员站在永久锚杆支护下，将预先联好的超前顶网解开，前移前探梁，并用前探梁托起一根钢筋托梁。前探梁上及时用木板梁维护顶板，按中心线调整好钢筋托梁，木板梁与前探梁用木楔子楔紧。穿前探梁时必须专人监护顶板及煤帮。顶板维护好后，开始打锚杆。1、安装顶板锚杆： 施工顶板锚杆眼：采用一台MYBZ-15液压锚杆钻机按钢筋托梁孔位由巷道两帮向中间施工锚杆锚索眼。巷道顶板锚杆眼总

23、长2000mm。由于顶锚杆设计2.0米长，为防止一次使用2.0米长钻杆打眼平稳性差，高度不够，可先用1.2米长的短钻杆先打1.2米深后，再换2.0米长钻杆打到设计深度。 送树脂药卷：穿过钢筋托梁眼向锚杆眼内装入3卷规格为ZK2335的树脂药卷，用等强锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。 搅拌锚固剂：用搅拌接头将钻机与锚杆连接好，然后升起钻机将锚杆接触眼底或预留好锚杆外露长度时，停止升钻机，搅拌25-40s后停机。 紧固锚杆：90-180s后，将托板、螺帽按顺序上好，并用扳手将锚杆紧固好。必须确保扭力矩不小于100N.m。 及时将下一循环的顶网预先联好，并倒挂好。2、安装帮锚杆： 两帮连接金属网，将网按

24、要求压在对应的前一排锚杆位置。注意用扳手将锚杆紧固好。必须确保扭力矩不小于100N.m。 在两帮用煤电钻在设计位置施工巷道帮锚杆眼，方法同顶眼施工。 送树脂药卷：向锚杆眼内装入2卷规格为ZK2335的树脂药卷，用等强锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。 搅拌锚固剂：用搅拌接头将钻机与锚杆连接好，然后用钻机将锚杆接触眼底或预留好锚杆外露长度时，停止推钻机，搅拌25-40s后停机。 紧固锚杆：90-180 s后，将托板、螺帽按顺序上好，并用扳手将锚杆紧固好。3、安装锚索： 施工顶板眼：用锚索钻机按要求打好眼。 送树脂药卷：向眼内装入6卷规格为ZK2335的树脂药卷，用钢绞线慢慢将树脂药卷推入孔底。 搅拌锚

25、固剂：用搅拌接头将钻机与钢绞线连接好，然后用钻机将钢绞线接触眼底或预留好钢绞线外露长度时，停止推钻机，搅拌25-40s后停机。 张紧锚索：10 min后用张拉千斤顶张紧锚索，预紧力为100KN。第四章 采掘顺序及采煤办法第一节 掘进顺序xxx掘进工作面采用跳采方式，一次最多布置一个采煤工作面和两个掘进工作面。第二节 回采顺序回采顺序为8302工作面、8304工作面、8301工作面、8303工作面、8305工作面、8307工作面、8309工作面、8306工作面、8308工作面。第三节 采煤方法一、采煤方法：倾斜长壁综合机械化放顶煤开采回采工艺1、落煤采用MG200/530-W型采煤机割煤1）割煤

26、方式：双向割煤，前顶后底2）进刀方式：端部斜切进刀3）进刀设计:当采煤机运行到工作面下端头时，停机，落下滚筒，此时上部支架已移，运输机已推； 换向上行切入煤壁，下滚筒吃满刀为止； 推移采煤机以下运输机，移采煤机以下支架，采煤机下行至机头吃三角煤； 上行，正常割煤至机尾； 上端头进刀和下端头进刀相同（见图）2 装煤借助采煤机螺旋滚筒与刮板机的铲煤板相结合，在采煤机与刮板机同时运行过程中自动完成装煤工作。3 运煤工作面选用SGZ730/320型输送机运煤机巷采用SZZ730/160型转载机和一台DSJ1000/1602-3.15胶带输送机运煤4 移架煤机割煤后坚持带压及时移架，移架工作由支架的推移

27、千斤顶借助运输机来完成。5 推移前部输送机（拉后部输送机）推移前部输送机靠液压支架的推移千斤顶来完成，推移工作要安全迅速，并保证平直，推移刮板机与采煤机应保持12-15米的距离，弯曲段不小于15米；可自下而上，自上而下或从中间向两头推移刮板机，不准由两头向中间推移。拉后部输送机是靠移后溜千斤顶，移后溜千斤顶是双作用液压缸，它的作用是拉动支架后部输送机，缸体通过十字头与底座一侧连接，活塞杆通过十字头及链环与后部输送机溜槽相连接。拉移方式及要求与移前部输送机相同。6 放顶煤放煤步距1.2米，即采用两刀一放。第五章 采区生产能力及服务年限第一节 采区生产能力采煤工作面单产采煤工作面单产按下式计算：A

28、= L L1 MC式中A工作面日产量，t/d；L工作面长度，m；L1工作面日进度，m/d；M采高，放顶煤开采时为每次采放总厚度，m；煤的视密度，t/m3；C工作面回采率，薄煤层取0.97，中厚煤层取0.95，厚煤层取0.93 ；回采工作面日产量，A=130m*4m/d*12.8m*1.29t/m*0.93A=7985.2t/d第三节 采区服务年限采区服务年限按下式计算：T=10000ZC/A式中T采区服务年限，a；Z采区可采储量，万t；C采区回采率，%； 薄煤层不低于85%，中厚煤层不低于80% ，厚煤层不低于75%；T=10000*4525.4万吨*0.75/7985.2/330d=12.9

29、a第六章 采区通风与安全第一节 通风系统一、矿井采用中央并列式通风，主斜井、副斜井进风，回风斜井回风，总进风量为21m3/S。矿井现有2台型号为BDK616型主扇，每台通风机配用YBFe-6型专用防爆电动机2台，电机功率为37KW，电压为380V。井下掘进工作面选用的局扇型号为JBT512型（5.5KW）。1、新鲜风流副井+xxx车场+xxx大巷+xxx轨道下山xxx工作面进风顺槽回采工作面xxx工作面回风顺槽+742皮带下山通风联络巷xxx回风下山+742总回风巷斜风井地面（主扇排出污风）2、新鲜风流主皮带斜井+xxx清煤斜巷+xxx大巷+xxx轨道下山xxx工作面进风顺槽回采工作面xxx工作面回风顺槽+742皮带下山通风联络巷xxx回风下山+742总回风巷斜风井地面（主扇排出污风）3、1、新鲜风流副井+xxx车场+xxx大巷+xxx轨道下山通风联络巷1、新鲜风流副井+xxx车场+xxx大巷+xxx轨道下山+742皮带下山通风联络巷xxx回风下山+742总回风巷斜风井地面（主扇排出污风）第二节 采区供风量及负压计算根据实际情况看，xxx不会同时布置两个工作面，所以xxx风量计算仅考虑采煤工作面和掘进工作面的需风量。一、采煤工作面需要风量计算1）按瓦斯涌出量计算Qw=