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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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