煤矿8304综放面利用二氧化碳致裂强制放顶提高放煤率试验方案.doc

矿业煤矿8304综放面利用二氧化碳致裂强制放顶提高放煤率试验方案目 录目 录21 矿井概况51.1 交通位置51.2 气象及地震51.3 地形地貌51.4 煤层61.4.1 含煤性61.4.2 可采煤层71.5 煤质81.5.1 煤的物理性质及煤岩特征81.5.2 煤的化学性质、工艺性能、煤类91.5.3 煤种及工业用途111.6 矿井概况及通风、瓦斯情况111.6.1 矿井开拓111.6.2 通风系统131.6.3 矿井瓦斯等级132 工作面概况142.1 工作面位置及井上下关系142.1.1位置及范围142.1.2 邻区情况142.1.3 地面情况及受生产影响程度142.2 煤 层152.3 煤层顶底板152.4 地质构造152.5 水文地质162.6 影响回采的其它因素162.7 储量及服务年限173 采煤方法183.1 巷道布置183.1.1煤柱设计183.1.2 巷道及硐室布置183.2 采煤工艺193.2.1 采煤工艺193.2.2 工作面液压支架的选型203.2.3 工艺流程204 综采放顶煤工作面顶煤弱化处理方案确定235 二氧化碳致裂强制放顶工艺设计265.1 二氧化碳致裂技术简介265.1.1 二氧化碳开采器基本结构265.1.2 二氧化碳开采器工作原理265.1.3二氧化碳开采器配套设备265.2 二氧化碳致裂强制放顶煤技术工艺设计275.2.1 工艺流程275.2.2 钻孔布置285.2.3 封孔及致裂连线方式295.2.4 预裂方式及顺序296 顶煤致裂安全技术措施306.1 组织措施306.1.1组织指挥306.1.2双方职责306.2 安全技术措施306.3 液态二氧化碳开采器的使用管理306.3.1 二氧化碳开采器正常工作环境306.3.2二氧化碳开采器适应的贮运环境条件316.3.3安装液态二氧化碳充装设备的车间应满足条件316.3.4 发热材料储藏316.3.5 发热材料运输、包装326.3.6 二氧化碳开采器组装、充装及运输326.3.7 二氧化碳开采器井下存放及管理326.3.8 二氧化碳开采器使用操作336.3.9 二氧化碳开采器维护336.3.10管理档案337 人员安排及项目所需设备材料资金概算347.1 人员安排347.2 二氧化碳致裂成套设备及材料347.3 资金概算341 矿井概况1.1 交通位置井田位于库尔勒市镇以西12km处，距库尔勒市31km，距焉耆县47km。南疆铁路，乌库公路均从通过，井田距火车站18km，至井田有沥青公路相通，交通较为便利，详见交通位置图1-1-1。行政区划隶属库尔勒市管辖。井田地理坐标为：东经860939861237；北纬415136415257。1.2 气象及地震井田所处地区性属大陆性干旱气候。据1991年库尔勒市气象站资料：最高气温38.3(1991年7月18日)，最低气温-16(1991年12月30日)。年降水量59.3mm；年蒸发量2506.5mm；相对湿度3069；最小为7(1991年6月5日及1991年12月5日)；每年l3月、ll12月份为冻结期，冻土深度54lcm。另据新疆地质矿产局第三地质大队在向斜北翼二井田设站观测，24月份风向多南西风，56月份多南风或南西风，12月至翌年1月风向多东北风；每年西北和南西风最大，最大风速大于32ms(1984 年6月9日及1984年6月25日)。据库尔勒地震台观测，该区新构造运动较活跃；山体以1cma幅度持续上升，活断层引发构造地震较频，但强度不大，据记载百余年内库尔勒地区未遭受六级以上灾害性地震。1978年4月22日在库尔勒西北约35km，即东经8549，北纬4157处发生58级地震，堪称最大。然而低级别地震甚频，仅1985年有感地震达15次之多。该地区属六级震裂带，故井田工业与民用建筑需按七级裂度设防较为安全。1.3 地形地貌矿区地处焉耆盆地西南缘，其西南有海拔+1500+2500m的库鲁克山，西北有海拔+3000余米的虎拉山，东北与开都河流域相连，开都河在矿区以东40余公里处注入博斯腾湖。井田位于矿区西南缘，地处虎拉山与库鲁克山之交汇处，地势具东、西高，中间低，北高南低之趋势，海拔+1114.23m+1261.20m，相对最大高差146.97m，一般高差30m左右。地表多无植被，仅在低洼处有白刺、麻黄等低小植物,呈一秃山荒漠景观。1.4 煤层1.4.1 含煤性井田所处区域含煤地层，主要为中下侏罗统克拉苏群(J1-2k1)。自下而上为哈满沟组(Jlh)及组(J2ts)。其次中、上三迭统小泉沟群(T2+3xq)也有薄煤层，但无经济意义。侏罗系地层可见平均厚度578m，含煤13组(自上而下编号为l13号)，达1276层，煤层平均厚27.08m，含煤系数3.5。其各组含煤情况为：（1）哈满沟组（J1h）地层平均厚170m，含煤3组（即11、12、13号），计310层，其中可采煤层2层，主要分布在区的西部和东部，均属区域次要可采煤层。（2）组（J2ts）地层平均厚度408m，含110号煤组，达966层，可采煤层613层。其中8、9、10号煤组煤层为区内主要可采煤层，集中发育在本组地层的下部。综上所述，区内共有8个可采煤组，815层为可采煤层，其余煤组煤层不可采或局部发育，工业价值不大。组（J2ts）是区域主要含煤层段。井田内勘探的含煤地层为侏罗系中统组（J2ts），含煤地层平均厚312.92m，含煤7组，计25层，自上而下煤组编号为410号。煤层平均总厚39.73m，有益总厚30.93m，含煤系数9.9。可采及局部可采煤层5层，总厚度24.28m，占煤层总厚的61.1。根据岩性组合，聚煤特征及煤层稳定性将含煤地层分为三段：上段（J32ts）：地层厚67.10m，含4号煤组，12层，因其上界受不同程度的风化剥蚀，井田所剩为剥蚀残留部分，分布范围不大，有二个钻孔见此煤组，只见一个可采点，属不可采煤层。中段（J22ts）：地层厚131.92m，含5、6、7号煤组，达15层，煤层厚9.82m。本段虽呈多煤层，但多为不连续的煤层透镜体及薄煤层，个别煤层偶见可采点，煤层变化不稳定极不稳定，均为不可采煤层。下段（J12ts）：地层厚113.90m，含8、9、10号煤组。计8层。煤层厚27.2m，为井田的主要含煤层段，含可采及局部可采煤层：82+3+4、92、93、94、101。总厚24.28m，占本段煤层厚度的89.3，其中82+3+4为全区可采煤层，92、94、101为大部可采煤层，93为局部可采煤层，本段其它煤层81、85仅在井田中部个别孔见此煤层，均不可采，102号煤层在井田内不发育，仅一个钻孔在井田东部见此煤层。1.4.2 可采煤层井田可采及局部可采煤层有5层，自上而下分别为：8-2+3+4、9-2、9-3、9-4、10-1号煤层。煤层可采总厚度18.01m。8-2+3+4号煤层：有13个钻孔控制。位于组下段上部，属特厚煤层，层位稳定，全井田可采，为井田主要可采煤层。根据8号煤组在矿区的聚煤特点，经对比井田内8-2+3+4为8-2、8-3、8-4之合层，部分点可分解为：8-2、8-3+4或8-2+3、8-4或8-2、8-3、8-4煤层，按分层原则，仅8-2与8-3+4号煤层之间在一定范围发育砂岩透镜体可单独分开，其余呈不可分开的一层。该煤层可采厚度5.7819.82m，平均11.88m，结构简单复杂，含夹矸37层，岩性一般为粉砂岩、泥岩及炭质泥岩。其顶、底板岩性一般为泥岩、粉砂岩。煤层变化大体为由东向西厚度变大，西部、深部较东部、浅部结构简单。除1-1、1-3孔周围煤层中发育砂岩透镜体，使局部煤层沉积厚度变薄外，井田内煤层变化有规律可循，为较稳定煤层。9-2号煤层：上距8-2+3+4煤层19.0234.80m,平均25.04m。有13个钻孔控制，其中12个孔见此煤层，其可采范围集中于井田中部，呈一北西、东南向的可采带，为大部分可采煤层。煤层可采厚度1.431.78m，平均1.60m。结构较简单，含夹矸03层，岩性多为炭质泥岩、粉砂岩、泥岩。顶板一般为粉砂岩、泥岩及炭质泥岩，偶为中砂岩；底板一般为粉砂岩、炭质泥岩及泥岩，其可采范围内厚度变化不大，属较稳定煤层。9-3号煤层：距9-2号煤层1.354.47m，平均2.31m。有13个钻孔控制，其中6个孔见此煤层，其可采范围集中于井田中部的9-4、9-3、1-2及加1-1孔附近，呈一北西、东南向的“葫芦”状形态，为小面积局部可采煤层。煤层可采厚度0.841.51m，平均厚1.08m。结构较简单，含夹矸03层，岩性多为炭质泥岩，其顶、底板岩性多为粉砂岩，底板偶见炭质泥岩。煤层变化无明显规律，可采边界不规则，为不稳定煤层。因其可采范围小，不参与井田储量计算。9-4号煤层：上距9-3号煤层1.117.74m,平均3.19m。有13个钻孔控制，井田内9个钻孔见此煤层，其可采范围分布于井田中部，呈一近乎南北向的可采带，为大部分可采煤层，煤层可采厚度0.804.72m，平均1.84m，结构较简单，含夹矸02层，岩性多为炭质泥岩；其顶、底板岩性一般为粉砂岩。除1-1孔厚度较大外，可采范围内厚度变化不大，为较稳定煤层。10-1号煤层：上距9- 4号煤层11.0914.25m,平均12.21m。有14个钻孔控制，其中8个钻孔见此煤层，可采范围集中于井田南部，沿走向呈带状分布，井田西部及北部煤层逐渐变薄至尖灭。为大部可采煤层。煤层可采厚度1.041.92m，平均1.61m，结构简单，含夹矸03层；岩性多为炭质泥岩。顶板岩性多为粉砂岩、泥岩，偶为砂砾岩；底板岩性多为粉砂岩、泥岩，偶为细砂岩。煤层厚度大体为东部、浅部较厚，向西及深部渐薄，可采范围内厚度变化不大，属较稳定煤层。各可采煤层特征详见表1-1。表1-1 可采煤层特征一览表煤层编号可采厚度(m)层间距(m)结构夹矸层数稳定性顶底板主要岩性倾角()两 极 值平均值两 极 值平均值顶 板底 板8-2+3+45.7819.8211.8819.0234.8025.04简单复杂37较稳定全区可采粉砂岩泥岩粉砂岩泥岩7589-21.431.781.60较简单03较稳定大部可采粉砂岩泥岩粉砂岩炭质泥岩1.354.472.319-30.841.511.08较简单03不稳定局部可采粉砂岩粉砂岩1.117.743.199-40.804.721.84较简单02较稳定大部可采粉砂岩粉砂岩11.0914.2512.2110-11.041.921.61简单03较稳定大部可采粉砂岩泥岩粉砂岩泥岩1.5 煤质1.5.1 煤的物理性质及煤岩特征井田内的煤为高等植物形成的腐植煤，颜色为黑色，条痕为深棕色，沥青光泽，条带状结构，以参差状断口为主，贝壳状断口次之，煤易燃且烟浓。宏观煤岩成分：以亮煤为主，镜煤、暗煤次之，丝炭含量较低。宏观煤岩类型：以半亮型为主，光亮、半暗型次之。根据显微煤岩特征分析，井田内煤均由有机质和无机质构成，有机质总含量占88.2594.88，无机质总含量5.1211.75。在有机质中以凝胶化组分为主，丝炭组分次之，半凝胶化组分和稳定组分含量较低；在无机质中以粘土矿物为主，其它种类矿物少见。镜煤最大反射率为0.560.60。变质阶段属（）阶段。1.5.2 煤的化学性质、工艺性能、煤类1）各煤层主要煤质指标井田内为低变质烟煤。煤的主要化验指标一般为：原煤：水分(Mad)2.332.49，平均为2.44；灰分(Ad)指标9.4316.89，平均为12.99；发热量(Qbd)26.1129.55MJkg，平均为28.11 MJkg；(Qb.daf)32.5332.92MJkg，平均为32.78MJkg；全硫(Std)0.470.54，平均为0.50；焦油产率（Tar.ad)13.6l15.61，平均为14.39。精煤：回收率51.575.34，平均为63.74%，碳含量(Cdaf)79.8480.73，平均为80.20；挥发分产率(Vdaf)44.9946.44，平均为45.48；粘结指数（GR.r)1015.00，平均为11.44，煤类为长焰煤。各煤层主要煤质指标见表1-2。表1-2 各煤层主要煤质指标表煤 层 号8-2+3+49-29-410-1原煤Mad（%）1.923.302.521.942.702.431.773.142.491.522.892.33Ad（%）4.1022.149.439.0028.2916.893.1917.249.443.0536.9116.20Qhd（MJkg）25.0431.2129.4922.8829.1226.1126.7531.7929.5520.2031.4527.29Qb.daf(MJkg)32.0833.2832.9231.9132.9432.5331.4833.6832.8132.0233.2832.85Std（%）0.300.820.490.370.850.540.410.490.470.270.600.49Tar.ad（%）15.0616.3515.6113.1014.3013.7013.5016.1014.6012.6014.9013.65精煤Vdaf（%）44.4348.1746.4443.5147.8245.1443.7247.7644.9942.3348.8145.36GR.r3.3621.3011.6021910.03329.1713515.0Cdaf（%）79.3480.8279.9979.2380.3779.8479.4380.6580.2480.4581.4680.73煤 类CY2）煤质变化规律 8-2+3+4至10-l号煤层，虽属低变质的长焰煤，但煤的挥发分产率以煤层层位的加深而降低，炭含量则反之。详见表1-3。表1-3 82+3+4、101号煤层挥发分、碳含量结果表煤层编号Vdaf（）Cdaf（）8-2+3+446.4479.9910-145.3680.73 8-2+3+4、9-4号煤层原煤灰分(Ad)较低，属特低灰煤，发热量(Qb.d)较高。9-2、10-l号煤层原煤灰分(Ad)较高，属中灰煤，发热量(Qb.a)较低。 8-2+3+4至10-l号煤层均属高油煤，相比之下8-2+3+4号煤层焦油产率(Tarad)略高，9-4号煤层中等，9-2，10-1号煤层略低。 8-2+3+4号煤层为巨厚煤层，其下部煤分层与上部煤分层相比，灰分(Ad)，有害元素氟（Fad），磷（Pd）增高。发热量（Qb.d）、精煤回收率降低。 9-2、10-1号煤层沿倾向，由浅至深有原煤灰分(Ad)降低，发热量增高之趋势。详见表1-4。表1-4 9-2、10-1号煤层灰份、发热量成果表钻孔号101号煤层92号煤层Ad（）Qb.d（MJ/kg）Ad（）Qb.d（MJ/kg）1136.9120.2028.2922.881218.5126.0818.6526.349311.6728.083）煤的灰成分及灰熔融性井田内煤层的煤灰中含二氧化硅(Si02)33.7757.41，三氧化二铁(Fe203)4.1911.87，三氧化二铝(Al203)17.9124.23，氧化钙(CaO)4521448，(MgO)2.708.45，三氧化硫(S03)3.218.49，二氧化钛(Ti02)0.270.64。 由于灰成分中二氧化硅(Si02)、三氧化二铝(Al203)等各种成分的含量不同，故灰熔融性有所不同，一般灰熔融性软化温度(ST)为12251360，属低熔灰分高熔灰分。详见表1-5。表1-5 各煤的灰成分、灰熔融性结果表煤层编号灰成分（）灰熔融性级别Si02Fe203Al203CaOMgOS03Ti02ST()8-2+3+433.7710.6317.9114.488.458.490.601241低熔灰分9-251.8311.8719.474.523.553.310.271225低熔灰分9-451.835.2220.237.904.196.280.541300高熔灰分10-157.414.1924.234.592.703.210.641360高熔灰分4）煤中有害元素 硫井田内各煤层全硫(St.d)含量：为0.400.51，均属特低硫煤，经分析主要以硫化铁硫(Spd)，有机硫(So.d)为主，硫酸盐硫(Ss.d)含量甚微。详见表1-6。表1-6 各煤层硫含量结果表煤层编号St.d（）Spd（）So.d（）Ss.d（）8-2+3+40.490.290.010.199-20.400.180.020.209-40.460.190.010.2610-10.510.220.010.28 磷井田内各煤层含磷较低，82+3+4号煤层平均为0.054，属中磷煤。92号煤层平均为0.007，94号煤层平均为0.004。101号煤层平均为0.009，均属特低磷煤。详见表237。 氟、氯、砷各煤层中氟、氯、砷的含量较低，一般氟（Fad）含量为84111.5g/t，氯（Cla）含量为0.0020.010，砷（Asad）含量为0.52g/t。详见表1-7。表1-7 各煤层磷、氟、氯、砷含量成果表煤层编号Pd（）Fad (g/t)Cla（）Asad（g/t）8-2+3+40.05486.90.00629-20.007111.50.01029-40.0041010.0020.510-10.009840.0061.67综上所述，井田内各煤层中有害元素的含量较低，为酿造和食品工业之较好燃料。1.5.3 煤种及工业用途井田内煤层属低变质烟煤，其变质阶段为(一)阶段，煤类为长焰煤。煤质为特低灰中灰、特低硫、特低磷中磷、高挥发分、高油、低熔灰分高熔灰分的煤，可做气化用煤和低温干馏炼油用煤，是较好的机车和火力发电用煤及良好的工业锅炉和民用之燃料，由于有害元素含量较低，也是酿造和食品工业的较好燃料。1.6 矿井概况及通风、瓦斯情况1.6.1 矿井开拓矿井采用斜井单水平开拓方式，井田内现有三个斜井，分别为主斜井、副斜井及斜风井。矿井水平标高为+775m，为现生产水平。开采8号煤层，开采下限至+740m水平。运输大巷布置在+775m水平，采用5t蓄电池电机车牵引1t固定矿车运输。回风大巷布置在+868m水平。主斜井井口坐标：X=4636655.060，Y=15433449.440，方位角160，井口标高+1141.147m，井底标高为+775m，坡度30，现斜长732m，井筒净宽3.6m，净高3.1m，净断面为9.8，料石砌碹支护，采用双钩串车混合提升。主斜井提升绞车型号为2GKT2.52-20,配套电机YR450-46-10型，200KW，串车混合提升（7辆1吨U型固定矿车），主要担负提升原煤、材料、设备和升降人员任务，井筒内敷设有动力电缆、通信电缆和排水管路等，兼作矿井的进风井和安全出口。副斜井布置在主斜井以东480m处。井口坐标：X=4636810.535，Y=15433905.069，方位角359，井口标高+1117.876m，井底标高+775m水平，坡度30，现斜长684m，井筒净宽2.6m，净高2.5m，净断面为5.8，料石砌碹支护，为单钩串车混合提升。副斜井提升绞车型号为GKT2.52-20，配套电机YR500-1010KV型，功率400 Kw，串车混合提升（7辆1吨U型固定矿车），主要担负提升原煤、矸石、运送设备、材料和升降人员任务，井筒内敷设有动力电缆、通信电缆、排水管路和消防灌浆管路等，兼作矿井的进风井和安全出口。斜风井平行于副斜井30m布置。井口坐标：X=4636805.543，Y=15433873.935，方位角359，井口标高+1119.168m，井底回风水平至+868m水平，坡度30，斜长502m，井筒净宽2.6m，净高2.5m，净断面为5.8，亦为料石碹支护。井筒内无装备，作为矿井总回风井和第二安全出口。矿井总回风巷设在868m水平，梯形砼棚支护，部分锚杆支护，上宽2m，下宽2.6m，高度2m，断面为4.6；运输大巷设在+775m水平，梯形砼棚支护，部分锚杆支护，上宽2.3m，下宽2.9m，高度2.4m，断面为6.2。主、副斜井井底车场均设在+775m水平，主斜井在+775m水平处设有水仓、水泵房、变电所；副斜井在+970m处设有水仓、水泵房、配电室。主斜井井底水仓设在+775m水平，水仓容量为800 m3，水泵型号D155-675，电机型号Y355M1-2，220KW，共计3台；主井+900m水平水仓容量为1500m3，安装2台型号为D155675的水泵，配套电机功率为220kw，一趟管，管径159mm。副斜井井底水仓设在+775m水平，水仓容量为400m3，水泵型号D85-454，电机型号Y315-2，75KW，共计3台，三趟管，管径108mm；副斜井+868m水平水仓容量为500 m3，安装2台型号为D80309，配套电机为55kw，敷设2趟4吋无缝钢管到副斜井+970m水平水仓；副斜井+970m水平水仓容量为400 m3，安装2台型号D80309，配套电机为55kw，敷设2趟4吋无缝钢管到地面。从副斜井+970m水平水仓至风井也敷设了2趟4吋无缝钢管到地面。主副井井筒+980m水平处有一60m厚的含水层，根据哈满沟煤矿的观察数据，主井平均涌水量为70.6 m3/h，副井与风井平均涌水量为72.5 m3/h。该含水层涌出的水分别流入主井+900m水平水仓和副井+868m水平水仓。1.6.2 通风系统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）。根据矿井的开拓方式，矿井采用中央并列式通风系统，通风方式为抽出式。1.6.3 矿井瓦斯等级该矿井2002年由国家矿山安全计量站乌鲁木齐分站进行了瓦斯等级鉴定，其鉴定结果为：矿井瓦斯相对涌出量为3.27m3/t，二氧化碳相对涌出量为4.05m3/t，确定矿井为低瓦斯矿井。2004年矿井瓦斯等级鉴定结果为：瓦斯相对涌出量为3.95m3/t，二氧化碳相对涌出量为3.57m3/t，仍为低瓦斯矿井。2 工作面概况2.1 工作面位置及井上下关系2.1.1位置及范围1）位置：位于中央采区西翼，水平标高+742米，8304处于侏罗系中统组8-2+3+4号煤层2）范围：顺槽走向长平距平均1748.5米，工作面倾向长平距128米，面积 223808m2。2.1.2 邻区情况1）地质及水文地质简述：主采煤层8-2+3+4煤层为缓倾斜煤层，煤层靠近露头处厚度变化大，并且变薄，煤质较差，夹矸多。煤层直接顶板以粉砂岩、碳质泥岩、泥岩为主，属易冒落中等冒落的软弱中等坚硬的岩石类型，直接底板为泥岩、碳质泥岩，局部粉砂岩，抗压强度低遇水膨胀易软化。主要含水层为第四系松散岩类孔隙水、第三系与中生界碎屑岩类裂隙孔隙层间水和基岩裂隙水三种类型。2）采掘情况：8304上顺槽南面170m处为8302工作面采空区，北面为8304工作面下顺槽，南面8302采空区内积水325570m，目前采空区补给水量约为65m/h，补给水通过8302轨道顺槽排出。8304上顺槽掘进应坚持“逢掘必探，先探后掘”确保施工作业安全。3）自然灾害及其他：煤层自燃发火期为26个月，煤尘具有爆炸性，采空区容易积水，架后在回采过程中有可能发生突水事故。2.1.3 地面情况及受生产影响程度1）地面建筑、设施等：本工作面地面相对位置，位于工业广场西翼。地表上限标高+1154。地面对应位置为戈壁，无建筑物影响。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，加大工作面的涌水量，造成工作面透水、突水事故。2.2 煤 层表2-1 煤层特征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8-2+3+4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黑色油脂光泽工业指标煤层WAVFCSPQY工业牌号10-12.3316.2045.360.490.05141、42号长焰煤8-2+3+42.529.4346.440.490.04941、42号长焰煤9-22.4316.8945.140.540.04041、42号长焰煤2.3 煤层顶底板根据钻孔揭露资料，8304工作面主采煤层8-2+3+4煤层伪顶一般不发育。8-2+3+4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。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：8-2+3+4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。8-2+3+4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4.6019.90Mpa，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。2.4 地质构造1) 区域地质构造主要特征及影响范围：复向斜由北向斜、背斜、南向斜组成。煤田二井田位于北向斜北翼，侏罗系中统，隐伏于F2逆断层上盘下元界兴地塔格群推复之下。呈较缓的简单单斜构造。2) 工作面地质构造及对工作面掘进、回采的影响在工作面设计范围内三维地震资料显示，8304工作面中部有两条地质构造，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。2.5 水文地质1) 基本特征：按地下水赋存条件和水利特征，井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。2) 充水因素及威胁程度：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。3) 8302皮带顺槽在掘进至650m处时顶板出现淋水现象，因此8304上顺槽在掘进过程中会遇见顶板滴水现象。4) 防治水建议及措施：矿井西面的大冲沟在雨后水量较大，因此应加强对冲沟的检查工作，发现裂口及时用进行推填，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，坚持“逢掘必探，先探后掘”的原则。做好对顶板含水层的超前探放水工作。2.6 影响回采的其它因素根据文件关于对兵团联合矿业公司煤矿2011年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告的批复，矿井绝对瓦斯涌出量为1.21m/t，相对瓦斯涌出为0.65m/t， 1.46m3/t，为瓦斯矿井；由于井田内大小断层不多，在局部地段(8304轨道巷650米高冒区、8304皮带巷1350米高冒区）可能有瓦斯富集带存在。8-2+3+4煤层煤尘爆炸性根据2008年7月22日在新疆煤炭科学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8-2+3+4煤层T15.50C，着火点3650C，属自燃煤层，具有自燃发火倾向（见自然倾向性鉴定报告）。表2-2 自然倾向性鉴定报告序号煤层煤样编号煤的吸氧量cm3/g.干煤自然倾向性分类Vd容易自然自然不易自然18-2+3+40.44I级自然井田内地热增温率为1.850C/100m，局部地段有高温异常区。8-2+3+4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。8-2+3+4号煤层没有冲击地压危险性。2.7 储量及服务年限1) 工作面生产能力循环产量：A=Lr(h1C1+H2C2)L式中：L-工作面平均长度，L=128m; r-煤的容重，r=1.29t/m3; h1-开帮高度，h1=2.8m; C1-开帮工作面回采率，C1=0.95 H2-放顶煤平均高度，H2=8.2 L-循环进度，L=1.2m C2-放顶煤回采率，C2=93% A=1281.29（2.66+8.20.93）1.2 =2038t式中：A= Adnb10-4=20383002.50.810-4 =122.28万t/an-日循环数，n=2.5；b-正规循环率，b=0.8d-年工作日，d=300 d 2) 工作面服务年限工作面服务年限=可采出储量/工作面年产量=279/125 =2.2年3 采煤方法倾斜长壁综合机械化放顶煤开采 根据地质资料，煤层平均厚度为11m。前面已确定工作面机采高度为2.8m，因此经计算采放比为1：3，在合理范围内。3.1 巷道布置3.1.1煤柱设计参考文献：1）根据我矿在二采区工作面布置的实际开采经验。工作面间保安煤柱留设距离为10-15m较为稳定，此工作面两端未开采，可不考虑保安煤柱的问题。3.1.2 巷道及硐室布置1) 工作面下顺槽及配套硐室和巷道8304皮带巷开口从+742皮带下山进行开口，方位角为2763000，顺槽设计平距长度为1741m，顺槽开口前45m坡度为+44327，45m巷道掘进完成后，巷道坡度调整为-54031掘进50m后变坡摸至煤层底板沿煤层底板掘进至设计点。8304皮带顺槽联络巷开口从皮带顺槽内开口，联络巷方位角为461222，掘进长度57.95m,前29.05m为平巷掘进，中间25.9m为-111718的下坡掘进，最后3m为平巷掘进，该巷道主要用途：进风、铺设顺槽皮带运输。2) 工作面上顺槽及配套硐室和巷道根据设计方案，8304轨道顺槽开口从742皮带下山进行开口，开口坐标为（X:15433110.577,Y：4637828.634，H:708.78）, 巷道开口方位角为2763000，巷道全长1756m，前44.8m坡度为-4339掘进完成后改变坡度，以-13119秒的坡度掘进20.53m，第二段变坡掘进完成后将巷道北帮收0.5m布置无极绳绞车车场，无极绳绞车车场为水平掘进，长度为22m，车场施工完成工作面根据煤层的走向坡度逐渐变坡沿煤层底板掘进至设计点。8304 通风联络巷开口从742皮带下山进行开口，开口坐标为（X:15433110.503,Y：4637830.952，H:708.465）,巷道开口方位角为100，联络巷开口前3m，后2m为平巷掘进，中间20.94m为173410的上坡掘进。巷道全长25.94m。8304运输联络巷开口从8304轨道顺槽内进行开口，开口坐标为（X:15433032.376,Y：4637837.028，H:701.042）,巷道开口方位角为114430，联络巷道全长31.83m，巷道掘进为水平掘进。3) 开切巷(1)切巷与上下顺槽垂直，方位角为963000，开切巷掘进采用二次成巷掘进，首先毛巷掘进断面为：宽4.5m高2.8m，掘进方式为机掘；毛巷与8304轨道顺槽贯通后综掘机退回对毛巷东帮进行扩巷，扩巷断面为：宽2.5m高2.8m，上下开口5m巷道及距8304轨道巷口35m至50m段扩巷断面为宽3m高2.8m为后期作为二部车场铺设轨道，用于工作面安装端头支架及运输预留空间，扩巷完成后，开切巷断面规格：宽7m，高2.8m，上下端头、采煤机入窝处断面规格：宽7.5m高2.8m。(