采区设计说明书.doc

淮南职业技术学院煤矿开采技术专业毕业设计 摘要 本设计以芦岭矿地质勘探资料为基础，以煤矿开采方法，煤矿安全规程采煤概论，煤矿地质学，通风安全学，井巷工程和矿山压力与岩层控制等资料为依据，进行了采区生产系统的设计。 本说明书首先介绍了采区概况及地质特征，详细说明了设计采区的范围、煤层煤质、瓦斯地质以及水文地质等基础资料。 在地质资料的基础上，进行了采区开采设计。分别论述了采区储量和生产能力、采区方案设计和采区生产系统、开采顺序以及采区的布置和装备、各巷道的布置等。 本设计还涉及到了相关辅助单位的设计，主要包括运输系统、排水系统、供电系统、通风防尘系统、管路系统及照明通讯系统等。 矿井概况 一、地理位置与交通 芦岭煤矿位于宿州市东南20余公里处，北距淮北市82公里。矿井主、副井筒位于井田中央，主井地理坐标为北纬3335′59″，东经11706′30″。 矿井西南临近津浦铁路，距芦岭火车站9公里，矿区专用铁路在此与津浦铁路接轨；井田西部20km左右（宿州市）有合（肥）徐（州）高速公路，矿井北有宿（县）泗（县）省道、南有宿（县）蚌（蚌埠市）101省道穿过，各有矿区公路与之相连，交通便捷。 图1-1 二、地形地貌 矿井范围内地形平坦，除采矿形成的塌陷湖外，多为农田和村庄，地形呈西高东低的趋势变化，标高在22～25m之间。 三、环境地质 井田位于淮北平原中部，矿区内地势平坦，是一个人口稠密，物产丰富的农业区。新生界松散层第一、二含水层地下水是矿内的供水水源，也是农村人、畜的饮用水源及农业灌溉水源。但一、二含地下水埋藏浅，易受污染，目前水质尚好。矿内无大型工业污染源，因此，自然环境地质质量比较好。由于矿井开采引起地面沉降和塌陷、煤矸石的堆放以及矿井地下水的排放等对环境造成一定的污染。 煤层开采后会使地表塌陷、变形，使位于其上的建筑物和农田造成破坏，矿井地表沉降比为煤层厚度的0.8倍，目前最大塌陷深度在10米左右。据统计矿井已有塌陷区1.6Km2，预测蓄水量9.65万m3。 煤矸石中的有害元素会给环境造成一定危害，刮风会引起粉尘飞扬，污染空气和地表水；同时煤矸石长期堆放会占用土地，矿井煤矸石占地面积约40亩。另外，煤矸石堆放过程中，时间久了会引起自燃，产生有害气体污染空气。煤矸石堆放过高还容易引起滑坡，存在不安全因素。矿井地下水被排至地面，其矿化度及硫酸根离子稍高。煤矿开采使用的部分设施产生的噪音对人身有不同程度的危害。 四、煤矿电源线路情况 芦岭矿共有35kv变电所3座，分别为工人村变电所、工业广场变电所、西部井变电所。其中工人村变电所电源由两个独立发电站供给宿州供电公司六里变电所送两路35kv（57，54）电源至工人村变电所，导线型号LGJ-185，57线路全长25km，54线路全长23km。芦岭煤泥电厂送两路电源至工人村变电所（35110，35220），导线型号LGJ-185，线路总长3km。工人村变电所35kv出线为送两路电源至西部井变电所（3530，3540），导线型号LGJ-70，线路总长5km;送两路电源至工业广场变电所（3550，3560），导线型号LGJ-185，线路总长3km。 五、水文与气象 井田内的水系主要是塌陷湖及沱河。沱河是一条经人工修整的季节性河流，斜切井田南部，另有孟家沟、卜陈沟与沱河相通，地表水系较为简单整齐，且多为人工修整的沟渠。 本区气候温和，属北温带季风区海洋～大陆性气候。气候变化明显，四季分明，冬季寒冷多风，夏季炎热多雨，春秋两季温和。据宿县气象站资料，本区自建井以来，最高气温40.3℃，最低气温－14.l℃，最大月降水量326.1mm，月最低降水量为0；最大年降水量1107.2. mm；年最低降水量594.5mm。年平均降雨量766mm，雨量多集中在7、8月份。最大风速20m/S，年平均风速2.2 m/S，主导风向为东～东北风。每年6～8月为炎热天气，当年的12月份至翌年2月为寒冷季节，降雪量主要集中在这期间，最大积雪厚度0.35m，初雪在11月中旬前后，终雪在3月下旬前后，无霜期210～240天，冻结期一般在12月上旬至次年2月中旬。冻结深度0.3～0.5m芦岭煤矿由华东煤炭公司设计院设计，设计年生产能力为150万吨，设计服务年限66.1年。 六、现主要生产煤层、采区、工作面情况 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15～40 ,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7.26～15.14ｍ，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。 （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。 地 层 系 统 组 二 迭 系 下 二 迭 统 下 石 盒 子 组 层 厚 （ ） 柱状图 岩石名称 岩性描述 2.5-8.0 6.0 1.6-4.2 2.9 0.1-0.3 0.2 6.95-11.4 8.51 1.7-4.2 2.98 1.8-4.7 2.85 灰白色，质硬， 含少量菱质。 细砂岩 泥 岩 碳质泥岩 8 煤 砂质泥岩 9 煤 灰--深灰色，块 状，含植物化石 。 灰--灰褐色，块 状，较松软。 黑色，块--粉末 状，光亮型。 深灰色，薄层状 ，层理发育。 黑色，粉末状， 光泽暗淡。 Ⅱ 83 工作面煤岩综合柱状图 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 逆 NNE W 60 20～120 物探查明， 99-5推测 FD3-1 逆 NNE E 70 40～50 物探查明 SF7 逆 NNE W 60 0～5 物探查明 SF5 逆 NWE E 70 0～6 物探查明 SF11 逆 NNE E 45～60 0～10 物探查明 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 气肥煤 1.73 16.55 23.46 5.4 28.648 炼焦用煤 气化用煤 10层煤 气肥煤 1.69 16.43 23.65 5.6 28.965 炼焦用煤 气化用煤 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q0.00202～0.003541/s.m，k0.0015～0.0023m/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.q0.0143～0.0109t/s.m；k0.012～0.016m/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q0.01059～2.52t/s.m；k0.014～13.97m/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1.1 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530～650m，倾斜宽390～410m，煤的容重1.6，面积228641m2。 煤层倾角15～40 ,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7.26～15.14ｍ，平均8.79ｍ。 储量计算公式Qd.s.M. 式中 d为煤的容重 s为水平面积 M为煤的真厚度 Q2286418.791.63215607t 二、可采储量 储量计算公式ZKZg-pC 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 C13215607-150.92759046万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 （m） 容重 工业储量 （t） 回采率 （％） 可采储量 （t） 530650 390410 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/d330d1320m/a。 因此一个采面生产能力A0 105132021.60.9542.1万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，n1取1，n2 时取0.95,n3时取0.9。 采区生产能力AB 1.1142.146.31万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 走向 垮落 综、普、炮 薄及中厚 2 单一倾向 长壁采煤 壁式 整层 倾向 垮落 综、普、炮 薄及中厚 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、煤层产状煤层倾角15～40 ,平均26。 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1.1-1.5C 序号 名称 单位 指标 1 煤厚 M 8.79 2 容重 t/m3 1.6 3 走向长 M 650 4 倾向长 M 410 5 采高 M 2.0 6 倾角 15～40 7 可采储量 T 275.9万 8 回采率 90 9 煤种 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1.22.0m），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。 注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3.8 m，最大控顶距4.3m；π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340 mm时，将该处支架提前移出。 工作面移架、窜梁放顶后必须确保顶网落到底板上，并保证顶网的完整性，移架时严禁损坏顶网（撕网）。工作面应备有小规格的网片，当遇到撕网时能及时封补。 2）、推溜方式推溜应滞后煤机15m以上，工作面采用逐架推溜方式，其误差不超过50mm、使工作面运输机成一直线、推溜步距应保持在500mm。当采煤机到工作面支架端头时，把工作面运输机推到煤壁，然后采煤机沿运输机弯曲段上行，进行斜切进刀。当采煤机下滚筒完全进入煤壁深达0.5m时，停下煤机将煤机以下弯曲段到机头推向煤壁，接着采煤机向下进行回刀，煤机割到机头后返回上行，正常割煤，机尾进刀程序相同。 3）、采空区处理采空区全部垮落法。 4、两巷支架的回撤风巷支架的回撤，必须保证上隅角超前上端头切顶线半峒抹拐收实；机巷支架的回撤，要做到下隅角和下端头切顶线保持一致收实，但不得超前工作面支架回撤。回柱应先进行卸载，严禁带压强行回柱，禁止用锤或其它物品敲打缸体，内柱，防止损坏单体、产生火花。 使用拨柱器回柱，回柱时要坚持先支后回，由里向外逐棚回收的操作原则，要挂在棚腿牢靠的地方，钩头要挂牢，防止钩头脱掉伤人。 第二节 采区巷道布置 一、采区设计方案的选择和参数确定 经过多方论证和多方案选择比较现采取以下采区巷道布置方案 1、采区上山采区采用8、9煤联合布置的准备方式。在采区中部布置4条采区上山，从东向西依次为回风上山、轨道上山、人行上山和运输上山；采区西边界布置一条瓦斯道；共5条采区上山。 2、回风上山布置在采区的最东侧，作为采区的专用回风上山。斜长466.006m，倾角24；斜巷层位位于10煤顶板，下距10煤顶板间距50m左右。回风上山上部与-400东大巷东头相通，Ⅱ83采区回风经-400东大巷至85采区人行上山，再经东总回风巷至南风井。Ⅱ83回风上山通过各区段回风道与各区段岩石轨道巷相通。 3、轨道上山位于回风上山西侧，与回风上山平行布置间距39m。设计安装提升绞车，作为Ⅱ83采区的辅助运输、排水用。上山斜长477.189m，倾角25。层位位于10煤顶板，与10煤间距为35～40m，绞车房回风道距10煤间距2.848m，绞车房回风道与Ⅱ83回风上山相通；Ⅱ83轨道上山施工至斜巷上口变平位置时，必须探清10煤的赋存情况。Ⅱ83轨道上山通过上部甩车场与-400东大巷相通，通过各区段甩车场与各区段岩石轨道巷相通。 4、人行上山位于轨道上山西侧，与轨道上山平行布置，间距30m。设计安装无极绳行人车，作为采区专用行人上山和主进风用。上山斜长470.619m，倾角23。层位位于10顶煤顶板，与10煤间距为0m～40m，上部平巷穿10煤施工。Ⅱ83人行上山上部与回风上山相通。Ⅱ83人行上山施工至距斜巷上口变平位置80m时，必须探清10煤的赋存情况。Ⅱ83人行上山通过Ⅱ83运输上山上部平巷、人行联巷与-400东大巷相通，通过各区段人行联巷与各区段岩石集中巷相通。 5、运输上山位于人行上山西侧，与人行上山平行布置，间距30m，上山设计安装胶带运输机，作为采区的主运输和辅助进风用。斜长481.081m，倾角22.5。为便于皮带机的安装，采区上部位设计有43.949m的平巷。上山层位位于10煤顶板，下距10煤底板间距为0～55m，上部平巷穿10煤施工，上山上部与人行上山相通。Ⅱ83运输上山施工斜巷时，距斜巷上口变平位置120m时，必须探清10煤的赋存情况。Ⅱ83采区上部煤仓深17.025m，上口通-400东大巷（85采区装车石门内的85采区下部煤仓下口），下口通Ⅱ83采区运输上山；Ⅱ83采区下部煤仓深21.097m，下部煤仓下口吐煤于Ⅱ83采区装车石门。Ⅱ83采区运输上山通过人行联巷与-400东大巷相通，通过各区段运煤道与各区段岩石集中巷相通 6、工作面运输巷工作面运输巷（机巷）跟八煤顶板施工，机巷采用马蹄形U29型钢支护，底宽3700mm，净高2450mm，棚距500mm，采用双抗网配合塘材腰帮过顶，主要用于工作面进风、行人、供电、安设供水喷雾、排水、液压管路、隔爆设施，铺设运输设备（运煤）以及各种安全设施和配件。 7、工作面回风巷工作面回风巷（上风巷）跟八煤顶板施工，风巷采用马蹄形全封闭U29型钢支护，净宽3520mm，净高3000mm，棚距500mm，采用双抗网配合塘材腰帮过顶，主要用于工作面回风、行人、运料、安设供水、排水管路及一通三防安全设施等。 8、工作面开切眼工作面开切眼跟八煤顶板施工，切眼导峒采用工字钢支护，上净宽3200 mm，下净宽4200mm，净高2450mm；刷大采用圆木作木梁、木腿支护，上净宽3100 mm，下净宽4100mm，净高2500mm。走向棚棚距均为600mm，采用双抗网配合塘材腰帮过顶。靠导峒棚和刷大棚两端腿子内侧，分别打两排顺山挑棚加固，顺山棚均为单体支柱配合工字钢支护。整个切眼主要用于工作面安设支架、回采煤炭、通风、行人、铺设运输设备等。 9、主要联络巷及其它巷道联络巷、溜煤眼、材料眼、进架道（包括组装峒室）及移动变电站等巷道，岩石段均使用锚网喷支护，见煤后均采用马蹄形U29型钢支护，底宽37000mm，净高2450mm，棚距500mm。 二、工作面推进方向与推进长度设计 1、推进方向Ⅱ832-1综采工作面采用自东向西后退式开采。机风巷采用分段施工。风巷先修1材料眼拨门，长144m；机巷先揭2溜煤眼的9、8煤，见8煤顶板后拨门，长188.2m；考虑该工作面是顶分层工作面且作为下一分层综采放顶煤工作面的解放层，因此机、风巷基本平行布置，方位135；切眼方位19，长105m，形成工作面后，然后顺序施工超前机、风巷。 超前4风巷方位为117，与2风巷存在一个18的夹角；超前4机巷前段方位118，后段拐了一个弯其夹角为17，方位135。 2、推进长度与切眼位置Ⅱ832-1综采工作面工作面推进长度约650m。切眼与机巷成118夹角，方位19,倾斜长105m , 上限顶板标高约为-436.5m,下限顶板标高约为-478.0m。 3、工作面（切眼）长度确定为了延长工作面服务时间，结合8煤赋存条件和生产技术条件以及我矿的生产管理经验、现有装备数量及生产能力等因素，确定综采面平均长度为105m左右。 4、工作面推进方式推进方式工作面沿走向后退式回采，为防止工作面运输机、液压支架下滑，工作面调成伪倾斜方向，保持4～5伪斜角。 5、采高确定由于该区段8、9煤层为高瓦斯煤层，回采本面是为下分层解突（开采保护层），根据煤层赋存条件，按照安全可靠、经济合理、技术可行的原则；及所使用ZF2400-16/24支架的支护性能，MG160/395-W煤机割煤适用高度，ZD25-25/100型单体液压支柱的性能，以及支架的稳定性，确定工作面采高如下 1）工作面正常情况下跟顶回采，采高2.0m； 2）遇地质构造时，最小采高不低于1.9m，最大采高2.4m。 。 三、区段划分和区段巷道 1、区段划分Ⅱ83采区划分为4个区段，一区段的上限为85采区三区段下限。区段参数列表如下 区 段 划 分 一 二 三 四 倾斜长（m） 105 100 100 105 区段标高（m） -436.5⊥ -478.0⊥ -525.0⊥ -572.0⊥ 表2-2 区段参数 2、区段巷道 为保证采区内上下区段同采时形成采、掘、打钻的独立通风系统，Ⅱ83采区采用9煤底板双岩石集中巷的布置方式。双岩巷间距为35m，集中皮带运输巷（简称集中巷1）距9煤间距为25～35m，集中轨道运输巷（简称轨道巷）距9煤间距为40～50m。 区段轨道巷分别通过区段甩车场、区段回风道及区段瓦斯道分别与采区轨道上山、回风上山及采区瓦斯道联通，区段集中巷通过区段人行联巷、区段运煤道分别与人行上山、运输上山联通。 四、巷道断面及支护设计 巷道断面设计的原则是满足煤矿安全规程3对巷道断面的基本要求，并根据巷道的用途及巷道围岩的岩性考虑一定变形量。 1、准备巷道采用直墙半圆拱形断面。采区石门、采区上山及采区进风道设计净高3.5 m，净宽4.0 m，净断面12.28 m2；区段双岩巷、区段进、回风道设计净高3.1 m，净宽3.6 m，净断面9.769 m2；区段联巷设计净宽3.4 m，净高3.1m，净断面9.3 m2；溜煤上山净宽3.2m，净高2.8m，净断面7.861 m2；采区装车石门、采区变电所大断面、采区车场大断面设计净高3.5m，净宽4.6m，净断面13.83m2。 图 采区巷道1 图 采区巷道2 图 采区巷道3 巷道施工先采用锚网喷支护，然后采取钢带＋长锚杆＋锚索＋网＋喷进行补强支护。锚网喷支护参数为锚杆使用φ20mm左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆，长2.0m加长锚杆长度为2.5m、交岔点补强用长锚杆的长度为3m，全长锚固，金属网用φ4mm圆钢编焊，网孔150mm150 mm；长和宽分别为3000 mm、800 mm，锚杆盖板、垫片均配套加工；喷浆厚度为150mm，砼强度C20。锚索为预应力锚索，设计长度为6.5m，钢带选型为BWH-280-3.00。施工中可根据巷道顶板岩性及层位调整锚索的长度，锚杆及锚索初锚力、锚固力要符合有关规定