煤矿开采课程设计.docx
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煤矿开采课程设计.docx
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煤矿开采课程设计
第一章概述
第一节采区位置
该采区位于六矿一水平,开采三⒈煤层。
采区北-200、东一一、南-280西F8断层为界。
采区走向长2540m,倾斜长1200m,煤层走向N39°E,倾向S141°E,倾角3°,二一煤层厚度3m,二一煤层实体密度1.45t/m3。
采取瓦斯绝对涌出量<0.18m3/min掘0.5m3/min,正常涌水量15m3/h,煤尘无爆炸性,煤质中硬。
第二节采煤工作面与地面相对位置的关系
地面有需保护地物,邻近采空区对本采空区开采无影响。
矿区内有村庄及矿井工业广场,洗煤厂等工业设施。
区内多为山区荒地和林地,以杂草丛生为主,南、北部山上生长有落叶松树,覆盖率40%左右。
井底车场位于之东侧,回风大巷位于采区上边界距煤层15m的岩层中,运输大巷位于采区下边界距煤层15m的岩石中。
煤层顶板:
直接顶为4m页岩,基本顶为7m中砾砂岩
采区设计年产量150万t/a
第二章地质概况
第一节煤层赋存情况
煤层赋存呈东北部高而西南部低的态势,倾角一般3°。
井田内褶皱构造在平面上大体呈北北东—北东方向展布,以波状起伏的短轴褶皱构造为主,呈背向斜相间,斜列式、平列式组合,特别在局部地区,还出现一些小型的帚状、环状、S形等组合。
在垂直剖面上多以上部比较开阔平缓,下部比较弯曲或紧闭的平行褶皱为主要特征。
但在一些局部地区也出现一些不协调的层面褶皱,这些不同形态,不同组合的褶皱群,构成了本区构造的主体轮廓。
第二节围岩的性质及其对采煤的影响
1、褶曲
井田内发育三条轴向北北东向褶皱,编号分别为Z1、Z2、Z3、Z4。
Z1背斜:
发育在井田的中部,轴向为北北东向,两翼地层倾角5°-10°,轴向延伸3500m。
Z2向斜:
发育在井田的南东部,轴向为北东向,两翼地层倾角6°-11°,基本为一对称舒缓向斜,轴向延伸1500m。
2、断层
F1正断层:
该断层位于井田的西部边界附近,断层走向为近南北,倾向西,倾角70°,落差最大达20m。
对井田煤层开采影响不大。
井田内延伸长度2200m。
F2正断层:
位于井田的西部,F1正断层东300m左右,该断层走向N15°E,倾向NNE,倾角70°。
落差6m。
井田内延伸长度1200余m。
南端与F1断层相交。
综上所述,井田内断层较发育,但断距较小,5-8m间,对煤层、地层的破坏影响较小;褶皱多属宽缓褶曲,对煤层、地层没有明显影响。
井田内未见陷落柱及岩浆活动。
因此,本井田构造类型属简单类型。
第三节地质构造及水文地质情况
(一)地质构造在南条带范围内,根据地表出露和井下巷道钻孔揭露,最老的有奥陶系,最新的为第四系,现分述如下:
1、奥陶系(O):
1)、下奥陶统亮甲山组(O2l)
本组全厚为60—140米,这段主要以灰白色的白云质灰岩和深灰色的石灰岩及白云质灰岩与石灰岩的互层组成,有时含有少量的燧石结核条带。
2)、中奥陶统下马家沟组(O2x)
本组以厚层状的深灰色石灰岩为主,中下部夹厚层状的角砾状泥灰岩和白云质灰岩,局部夹薄层状的泥质灰岩。
总厚度180—190米左右。
3)、中奥陶统上马家沟组(O2s)
上段(O2s3):
为厚层状的深灰色石灰岩、灰黄色泥灰岩和深灰色角砾状石灰岩组成,厚60—70米。
中段(O2s2):
为巨厚层状的深灰色石灰岩微密质纯性脆,夹方解石细脉。
顶部常夹一层黑色泥岩,在中部常夹一层比较薄的深灰黄色角砾状石灰岩,总厚为120米。
下段(O2s1):
为巨厚层状的深灰色、灰色、白色、杂色角砾状泥质灰岩和少量的白云质灰岩组成,具豹皮状,裂隙多为泥质和石膏所充填,厚度80—90米。
4)、中奥陶统峰峰组(O2f)
由深灰色石灰岩和泥灰岩组成,在中部含有大量的石膏,呈似层状和脉状水平分布,最大厚度可达4—8米,夹于石灰岩和泥灰岩之间,底部还常出现1—2层角砾状的泥质灰岩和角砾状的石灰岩,全组总厚160—190米。
2、中石炭统本溪组(C2b):
本组平行不整合于奥陶系峰峰组之上,岩性为灰黑色、黑色的砂质泥岩、泥岩、灰白色细—中粒砂岩、灰色的铝质粘土岩以及2—3层的深灰色石灰岩组成。
在灰岩下部,常夹一层无开采价值的薄煤层。
下部层段以铝质岩为主,上部层段以砂泥岩为主。
三层灰岩以下部一层最厚,多在7米左右,最上一层较薄,多在1.0米以下。
本组总厚最大可达52米,最小41.95米,平均50.7米,总的趋势是东部较厚,西部较薄。
3、上石炭统太原组(C3t):
太原组是本区主要含煤岩系之一,连续沉积于本溪组地层之上。
全组厚度107.33—140.60米,平均125米。
由灰黑色、黑色砂质泥岩、泥岩、灰白色细—中粒砂岩和煤层组成。
全组共有3层石灰岩和9层煤层,其中,主要可采煤层2层(15号、12号)局部可采煤层4层,含煤系数11.9%。
4、下二叠统山西组(P1s):
山西组也属于本区的主要含煤岩系,连续沉积于太原组煤系地层之上,在本区东部的一些沟谷中有出露。
厚度东部较厚,可达75.2米,西部地区较薄,最小为43.7米,平均为56米左右。
主要为灰黑色砂质泥岩、泥岩、灰白色细—粗粒砂岩和煤层组成。
共含有煤层6层,其中,主要可采煤层1层(3号),局部可采煤层1层(6号),含煤系数7%。
5、二叠系下石盒子组(P1x):
下石盒子组出露于本区东部,连续沉积于山西组地层之上,根据岩性和特征,大致分为三段:
1)、绿色岩层段(P1x1)
由灰黑色砂质泥岩及灰白带绿色的砂岩组成,底部为一层灰白色的细—粗粒砂岩(K8),厚度平均为5—8米,此层砂岩层位稳定,在地表出露标志明显,是良好的标志层,也是本段的基底砂岩。
在本段中部,一般多为细粒砂岩,有时相变为砂质泥岩。
下部多为砂质泥岩,含1—2层鲕状和鳞片状的粘土岩夹菱铁矿结核,在一些局部地区有时还出现2—3层煤线,上部多为粗粒砂岩。
2)、黄色岩层段(P1x2)
本段由灰黑色砂质泥岩与黄绿色中粒砂岩组成。
底部为一层灰白色的中—粗粒砂岩(K9),其特征是泥质胶结疏松易风化,厚度较大,一般多在10米左右,该层砂岩层位比较稳定,在地表出露比较明显,是本组的良好标志层,属于本段的基底砂岩。
在砂岩中常含有菱铁矿,呈扁豆状薄层分布,常呈球状风化。
本段岩层在地表风化后多呈灰黄色,因而称黄色岩层。
总厚度平均为50米左右。
3)、砂岩段(P1x3)
本段主要由1—2层灰白色中—粗粒砂岩和2—3层黄绿色砂质泥岩及一层黄红色和灰白色的铝质粘土岩组成,全厚28--50米。
顶部为一层5—8米厚的黄红色、灰白色的铝土泥岩(K10),由于含铁质,风化后铁质侵染,呈红白色,犹如桃花,故名桃花泥岩。
本层层位稳定,厚度变化不大,在地表出露标志明显,是本段良好的标志层。
本段的中部及下部,均系两层厚度较大的中—粗粒砂岩,砂岩中常含有砾石,局部为细砾岩,该层砂岩多属于硅质胶结,坚硬耐蚀力强,在地表因风化常形成断崖陡壁。
6、二叠系上石盒子组(P2s):
本组总厚度为305米左右,连续沉积于下石盒子组地层之上。
根据其岩性特征,主要分为三个层段,由上往下依次为:
1)、黄红色岩层下段(P2s1)
本段为黄红色、灰绿色砂质泥岩、泥岩及细粒砂岩组成。
砂岩不稳定,呈透镜状和扁豆状,连续性差。
泥岩中含有大量的紫斑。
总厚度55—77米左右。
2)、黄红色岩层上段(P2s2)
本段主要为黄色、紫色、黄褐色的砂质泥岩与红绿色的砂质泥岩组成。
上部为紫色与黄褐色,下部为黄色、黄绿色,含透镜状砂岩,变化大,连续性差。
在本段的底部为一层灰绿色的中—粗粒砂岩(K11),亦称中间砂岩,厚度一般为10米左右。
成分以石英为主,胶结较好,但分选较差。
该层砂岩层位稳定,在地表出露标志明显,是本段中的良好标志层。
3)、褐色岩层段(P2s3)
本段出露于西部较高的山顶部位,主要由紫红色、暗黄色的泥质岩和砂质泥岩及灰白色、黄绿色和紫色的砂砾岩组成,并含有铁矿。
在本段的底部是一层巨厚的灰白色砂砾岩(K12),称狮脑峰砂岩。
该层砂岩为硅质胶结,砾石为石英、蛋白石和燧石,粒度不等,最大可达2—3厘米。
由于胶结致密,岩石坚硬,耐蚀力强,常形成断崖陡壁。
由于此层砂岩厚度较大,层位稳定,标志明显,是本区上石盒子组中的良好标志。
7、二叠系石千峰组(P2sh)
主要分布于本区西部的高岭,佛洼以北的担山和双足山顶一带,底部为一层浅红色含砾石的中—粗粒砂岩(K13),连续沉积于上石盒子组地层之上。
砂岩厚度一般10—15米,层位比较稳定,标志明显,为本组良好的标志层。
砂岩往上由紫红色、砖红色的泥岩和砂质泥岩与细粒砂岩所组成,上部夹数层扁豆状的淡水灰岩,该组由于颜色鲜艳,与下伏石盒子组极易区别,但在本区因风化剥蚀,出露不全,最大出露厚度达80米左右。
(二)水文地质情况
1、奥陶系马家沟组石灰岩含水层组
本层主要为岩溶裂隙水,是矿区主要含水层,也是矿区主要供水水源。
它广泛出露于矿区的东部和北部的广大地区。
西部埋藏较深,一般水位多在300—800m,东部较浅。
本层厚度在700—800m左右,由深灰色的厚层状石灰岩夹薄层状泥灰岩和中厚层状的角砾状石灰岩组成,裂隙和溶隙比较发育,在上部的峰峰组中含有似层状和凸镜状的石膏层,混合厚度约10m左右。
。
2、中石炭统本溪组含水层组
本层主要由灰白色和黑灰色的铝质岩和粘土岩、深灰色石灰岩、灰白色细砂岩、少量的薄煤层组成。
三层石灰岩均具有不同程度的透水性和含水性,本层的透水性比较强。
3、上石炭统太原组含水层组
本组主要含水层有:
K2灰岩(四节石)、K3灰岩(钱石)、K4灰岩(猴石)及上部的第一砂岩和K6(第二)砂岩。
K2灰岩位于太原组的下部,厚度6—12m。
K3、K4灰岩厚度较薄,含水量甚小。
4、二叠系山西组含水层组
本组主要含水层:
K7砂岩(第三砂岩)、S4砂岩(6号煤老顶)和S5砂岩(3号煤老顶),此三层砂岩裂隙均不太发育,因此含水性较差。
5、二叠系石盒子组含水层组
本组地层在区内广泛出露,主要含水层有K8砂岩(下石盒子组基底砂岩)、K9砂岩(黄色岩层段的底部砂岩)、K11砂岩(红黄色岩层段的中间砂岩)、K12砂岩(上石盒子组的狮脑峰砂岩)等四层。
K8砂岩,厚度一般7—10m,为中—粗粒砂岩。
K9砂岩与K8砂岩间距80m左右,厚度一般在10m左右,为中—粗粒砂岩。
(三)主要充水因素分析
煤系地层中的裂隙水和下部太原组层段的岩溶水以及大气降水的渗入和采空区低洼地带中的老空水,是本区采区的主要充水水源。
1、裂隙水:
本区构造裂隙不太发育,多数层间裂隙,规模较小,连通性差,大多以节理、劈理等形式出现。
断裂的形式相对较少,没有直通地表的构造裂隙。
因此,本区因构造裂隙的补给条件相对较差。
2、老采空区积水:
由于上部煤层采空,在一些低洼部位常形成老采空区积水。
(四)奥灰水对开采的影响预计
本区西部15号煤层的最低底板标高为290米,奥灰水位标高为400米,煤层底板标高比奥灰水位标高低110米,煤层底板距奥灰水顶面66.32米,根据《采区水文地质规程》对安全隔水层厚度计算如下:
t=L×〔(γ2×L2+8Kp×H)1/2-γL〕÷4Kp
其中:
t—安全隔水层厚度,m;
L—采掘工作面底板最大宽度,m;
γ—隔水层岩石容重,t/m3;
kp—隔水层岩石抗张强度,t/m2;
H—隔水层底板承受的水头压力,tf/m2;
井田基本构造形态为单斜,在此基础上发育有宽缓褶曲和短轴褶曲,断层稀少,属简单略偏中等,基本适宜于机械化开采。
2、对高级储量区范围、储量计算的评价
本分区东部区域紧邻现生产的芦湖南及芦湖北分区,储量级别较高,对东区布置移交工作面比较有利。
本区储量计算采用地质块段法,符合本井田煤层平缓、构造简单、勘探工程分布比较均匀的特点;储量计算采用的参数比较合理,计算结果可靠性较高。
可以做为采区设计的依据。
3、对地质资料的评价、存在的问题及应补充勘探工作的建议
该地质报告通过分析对比、钻探和物探等勘探手段,基本上探明了各可采煤层的赋存状况和水文地质情况;初步查明了井田内的主要地质构造和煤质、煤的利用情况;并对主要煤层的开采技术条件进行了认真的分析研究。
但报告中还有一些问题需要进行补充和完善。
(1)井田西部区域钻孔稀疏(佛洼风井西部只有3个钻孔),绝大部分为C级储量,勘探程度达不到初步设计要求,对地质构造的控制程度不够。
建议对西区移交工作面区域提前进行三维地质勘探工作。
(2)建议采区在建设和生产过程中,注意隐伏断层和陷落柱的发现和研究,及时采取措施以确保采区安全生产。
(3)据有关区域水文地质资料,本井田西南部及8号煤层以下煤层对奥灰水有承压现象,需要尽快进行补充水文地质勘探,然后准确确定其承压范围边界和水头压力,然后根据各煤层及地段的地质条件针对性地制定合理的开采方案和防治水措施。
第四节瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温情况
1、瓦斯
根据新景矿地质测量部门提供的新景矿南条带补充勘探地质报告资料,本采区瓦斯主要来源于回采工作面、掘进工作面及已采区瓦斯涌出,采区瓦斯相对涌出量平均为16.0m3/t,绝对涌出量平均为78m3/min。
2、煤尘
本区对3号煤层取样进行了煤尘爆炸性试验,结果为3号煤层具有煤尘爆炸危险性。
见表1-2-2。
煤尘爆炸性试验表
表1-2-2
钻孔号
煤厚
煤尘爆炸
挥发分V%
火焰长度%
加岩粉量%
有无爆炸性
原煤
精煤
3—18
1.98
10
50
有
10.94
9.16
3—39
2.26
10
50
有
10.97
9.94
3—42
1.97
10
50
有
10.33
9.77
3--68
2.73
5
50
有
11.52
9.01
3、煤的自燃
根据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告:
3号、8号煤层均无自燃发火性。
依据相邻采区情况,15号煤层有自燃发火性。
4、煤与瓦斯突出
依据山西省煤炭工业局晋煤安发〔2005〕270号文“关于确定阳煤集团新景矿芦北区3#煤层为突出煤层、新景矿为突出采区的批复”,确定新景矿为煤与瓦斯突出采区。
5、地温及地压
本区煤系地层平均地温梯度值为1.6-2℃/100m。
本区属地温地压正常区。
第三章可采储量及可采期
第一节区储量与服务年限
1、采区生产能力选定为150万t/a
2、采区的工业储量、设计可采储量
(1)采区的工业储量
Zg=H×L×(m1+m2+m3)×γ………………………………………(公式1-1)
式中:
Zg----采区工业储量,万t;H----采区倾斜长度,1000m;
L----采区走向长度,2100m;γ----煤的容重,1.30t/m3;
m1----K1煤层煤的厚度,为6.9米;
m2----K2煤层煤的厚度,为3.0米;
m3----K3煤层煤的厚度,为2.2米;
Zg=1000×2100×(6.9+3.0+2.2)×1.3=3303.3万t/a
Zg1=1000×2100×6.9×1.3=1883.70万t
Zg2=1000×2100×3.0×1.3=819.00万t
Zg3=1000×2100×2.2×1.3=600.60万t
(2)设计可采储量
ZK=(Zg-p)×C……………………………………………………(公式1-2)
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,厚煤层可取75%,中厚煤层取80%,薄煤层85%。
本设计条件下取80%。
Pm1=30×2×2100×6.9×1.3+15×2×(1000-30×2)×6.9×1.3=138.32万t
Pm2=30×2×2100×3.0×1.3+15×2×(1000-30×2)×3.0×1.3=73.34万t
Pm3=30×2×2100×2.2×1.3+15×2×1000-30×2)×2.2×1.3=52.17万t
P----上下两端永久煤柱损失量,左右两边永久煤柱损失量,万t;
ZK1=(Zg1-p1)×C1=(1883.70-183.32)×0.75=1275.29万t
ZK2=(Zg2-p2)×C2=(819.00-73.34)×0.80=596.53万t
ZK3=(Zg3-p3)×C3=(600.60-52.17)×0.80=438.74万t
(3)采区服务年限
T=ZK/A×K…………………………………………………………(公式1-3)
式中:
T----采区服务年限,a;
A----采区生产能力,150万t;
ZK----设计可采储量,2315.7万t;
K----储量备用系数,取1.3。
T1=ZK1/A×K=1275.29万t/(150万t×1.3)=6.54a
T2=ZK2/A×K=596.53万t/(150万t×1.3)=3.06a
T3=ZK3/A×K=438.74万t/(150万t×1.3)=2.25a
T=T1+T2+T3=11.85a,取12年。
(4)、验算采区采出率
1、对于K1厚煤层:
C1=(Zg1-p1)/Zg1-----(公式1-4)
式中:
C1-----采区采出率,%;
Zg1----K1煤层的工业储量,万t;
p1----K1煤层的永久煤柱损失,万t,取Zg1×6%;
C1=(Zg1-p1)/Zg1
=(1000×2100×6.9×1.3-(30×2×2100×6.9×1.3+15×2×(1000-30×2)×6.9×1.3))/1000×2100×6.9×1.3=92.66%>75%满足要求
2、对于K2中厚煤层:
C2=(Zg3-p3)/Zg3………………………………………………………(公式1-5)
式中:
C2----采区采出率,%;
Zg2----K2煤层的工业储量,万t;
P2----K2煤层的永久煤柱损失,万t,取Zg2×4%;
C2=(Zg2-p2)/Zg2
=〔(1000×2100×3.0×1.3)-(30×2×2100×3.0×1.3+15×2×(1000-30×2)×3.0×1.3)〕/1000×2100×3.0×1.3=91.05%>80%满足要求
3、对于K3中厚煤层:
C3=(Zg3-p3)/Zg3………………………………………………………(公式1-5)
式中:
C3----采区采出率,%;
Zg3----K3煤层的工业储量,万t;
P3----K3煤层的永久煤柱损失,万t,取Zg3×4%;
C3=(Zg3-p3)/Zg3
=((1000×2100×2.2×1.3)-(30×2×2100×2.2×1.3+15×2×(1000-30×2)×2.2×1.3))/1000×2100×2.2×1.3=91.31%>80%满足要求
第四章巷道布置与生产系统
第一节巷道布置
1、完善开拓巷道
为了减少煤柱损失提高采出率,利于灭灾并提高经济效益,根据所给地质条件及采矿工程设计规划,在第一开采水平中,把为该采区服务的运输大巷和回风大巷均布置在K3煤层底板下方25m的稳定岩层中,两巷水平间距相距961.26m。
2.确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较
首先确定回采巷道布置方式,由于地质构造简单,煤层赋存条件好,涌水量较小,瓦斯涌出量较小,直接顶较厚且易跨落。
同时为减少煤柱损失,提高采出率,降低巷道维护费用,采用沿空掘巷的方式。
因此采用工作面布置图1所示工作面接替顺序,就能弥补沿空掘巷时工作面接替复杂的缺点。
确定采区巷道布置系统,采区内有3层煤,每一层都布置5个工作面,根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较:
方案一:
两条岩石上山
在距K3煤层底板15m处岩石中布置两条岩石上山,一条为运输上山,另一条为轨道上山,两上山层位有一定差距,使其分别联结两翼的区段;平巷不交叉;石门联系各煤层。
通风路线:
新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车场→轨道上山→中部甩车场→区段轨道集中平巷→区段联络巷道→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→回风石门→阶段回风大巷。
该方案的特点是:
岩石工程量大,掘进费用高,联络石门长,但维护条件好,维护费用低,有利于通风,运输能力大。
方案二:
一煤一岩上山
在距K3煤层底板15m处岩石中布置一条岩石运输上山,在K3煤层中布置另一条轨道上山,石门联系各煤层。
通风路线:
新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车场→轨道上山→中部甩车场→区段轨道集中平巷→区段联络巷道→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→回风石门→阶段回风大巷。
该方案的特点是:
节省了一条岩石上山,相对减少了岩石工程量,但轨道上山不易维护,维护费用高,需要保护煤柱。
经济技术比较:
表1-1巷道硐室掘进费用
方案
工程名称
方案一
方案二
单价
(元)
工程量
费用
(万元)
单价
(元)
工程量
费用
(万元)
上山(m)
1578
1.2×1000
189.36
1284
1.2×1000
154.08
联络巷(m)
1152
1.2×54.42×4
30.09
---
----
---
合计
2730
1461.22
219.45
----
----
154.08
表1-2巷道及硐室维护费
方案
工程名称
方案一
方案二
单价
(元)
工程量
费用
(万元)
单价
(元)
工程量
费用
(万元)
上山(m)
40
1.2×1000×20
96.00
90
1.2×1000×20
216.00
联络巷(m)
80
1.2×54.42×4×20
41.79
---
----
---
合计
120
29224.32
137.79
----
----
216.00
表1-3井巷辅助费
方案
工程
名称
方案一
方案二
单价
(元)
工程量
费用
(万元)
单价
(元)
工程量
费用
(万元)
上山(m)
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联络巷(m)
951
1.2×54.42×4×20
24.84
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合计
951
5224.32
24.84
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表1-4费用汇总表
方案
总费用
方案一
方案二
掘进(万元)
219.45
154.08
维护(万元)
137.79
216.00
井巷辅助费(万元)
24.84
0
合计(万元)
382.08
370.08
方案一:
岩石工程量达,掘进费用高,联络石门长,但维护条件好,维护费用低,有利于通风,运输能力大
方案二:
节省了一条岩石上山,相对减少了岩石工程量,但轨道上山不易维护,维护费用高,需要保护煤柱。
由此可见,一煤一岩上山不但节省了费用,而且具有超前探煤作用。
随着我国巷道锚喷技术的提高对煤巷的维护能够起到很好的效果,另外,本例中K3煤层顶地板效果比较好,易于维护,所以采用一煤一岩上山采区联合布置方式。
巷道布置情况见巷道布置图、采区巷道平面图、剖面图,以K1煤层为例。
3.确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置
回采巷道布置方式.:
单巷沿空掘巷掘进方式。
分析:
已知采区内各煤层埋藏平稳,地质构造简单,无断
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