1、3.2.1采区及首采区划分根据矿井煤层及地质分布，本井田设计单水平开采，共划分为四个采区，其中二1煤上下山各一采区，一1煤上下各一采区。矿井首采区位于二1煤上山采区，具体位于祖师庙逆断层以北，北至-398m水平运输大巷以浅，东至矿井工业广场煤柱线，西至井田西部边界保护煤柱，东西走向长平均1.9km，南北倾斜长平均778m，采区垂高350m。3.2.2采区走向、区段及煤柱尺寸的确定一、走向长度的确定本井田走向长度长，有较大断层，采区的划分受地质条件的限制，综合矿井生产机械技术，可设计一个采区满足矿井产量，故可取较长的采区走向长度。本矿采区走向长平均2000m左右，首采区走向长度约1900m。二、
2、区段数目和长度确定首采区上山采区倾斜长度约778m，根据煤层赋存条件和设计规范等技术要求，并结合目前本矿区实际生产水平，确定采煤工作面长度为150m，回采工作面采用正规循环作业，年推进度900m，共划分4个区段。区段上下平巷宽度为4.0m，区段小煤柱约为3m，区段斜长161m。三、煤柱尺寸确定首采区内的煤柱主要有采区边界煤柱、采区上山保护煤柱、区段煤柱、水平大巷保护煤柱以及断层保护煤柱。为防止采空区矸石的冒落，采区两边各留设10m的采区边界煤柱。水平运输大巷布置在一1煤层底板的稳定岩石中，留设宽大巷保护煤柱。采区上山布置在煤层底板岩石中，由于上山使用时间长，距煤层距离比较短，上山每侧留设30m
3、的上山保护煤柱。采区内地质构造简单，无大断层、大陷落柱等影响回采的复杂地质构造，所以采区内不留设此类煤柱。区段平巷采用留小煤柱沿空掘巷的方法，在沿空掘进区段平巷时，留设3米宽的小煤柱，以利于巷道回风和支护。表3-2-1采区煤柱尺寸煤柱宽度（m）断层保护煤柱20大巷上山采区区段井田边界煤柱20保护煤柱保护煤柱边界煤柱护巷煤柱3020某21033.2.3采区巷道、车场和硐室根据规程规定高瓦斯矿井必须布置专用的回风道，所以采区布置3条上山，分别为采区轨道运输上山、胶带运输上山和回风上山，轨道运输上山和回风上山均布置在煤层底板1020m的L3灰岩中，胶带运输上山布置于一1煤层中，三条上山间距15m，二
4、1煤采区区段运输平巷同上山胶带设溜煤眼搭接。区段平巷采用单巷掘进，并采用留小煤柱的沿空留巷，为达到设计产量，尽量集中生产、区段依次接替。工作面采用U型通风，区段运输平巷出煤兼进风，与采区运输上山、轨道相连，区段回风平巷与采区回风上山相连。二、巷道布置方式1.巷道断面和支护形式回采巷道为体形断面，矿井在建设和生产中应根据围岩的实际情况采取合适的支护方式。主要巷道断面为：轨道运输上山：净断面9.6m2，岩巷半圆拱，采用锚喷、锚网联合支护。胶带运输上山：净断面7.1m2，煤巷U型钢，采用25U型钢支护。回风上山：净断面10.5m2，岩巷半圆拱，锚喷支护。工作面运输顺槽：工作面轨道顺槽：净断面7.1m
5、2，煤巷U型钢，采用25U型钢支护2.掘进方式及通风采用压入式局扇进行通风，局扇应在新鲜风流处。每个掘进面配备两台YBT-28型局部通风机，为了防止回风短路，在顺槽设置风门。3.采区车场布置首采区煤层倾角平均17，为缓斜煤层。根据绞车房，回风上山，区段运输平巷和轨道大巷的相互位置关系，确定上部车场采用单道逆向平车场和绕道相结合的布置形式中部车场采用逆向甩车场；下部车场采用绕道式平车场，在底部车场内设置双轨道，方便错车，进入起坡道后变为单轨道。矿车由电机车牵引到下部车场后推入绕道，挂钩提升。各位置车场布置形式如图3-13。图3-1采区上部车场图3-2采区中部车场图3-3采区下部车场4.采区主要硐
6、室采区主要硐室包括采区煤仓、采区绞车房、采区变电所等。采区煤仓本矿运输顺槽和运输上山以及运输大巷均采用胶带运输机运输，因此设计煤仓为垂直式，圆形断面，直径5m，主体高度20m。大巷距煤层20m。支护方式为砼砌碹。采区绞车房绞车房应布置在围岩稳定、无淋水、地压小、易维护的地点，应避开较大的地质构造、含水层，支护采用锚网。因而，本设计绞车房布置在一1煤层的底板砂岩中。采用半圆拱形断面，采用砼砌碹支护。根据所选绞车确定其尺寸为：高5m，宽6m，长7m。采区变电所采区变电所应布置在围岩稳定、地压小、无淋水、通风条件良好且采区用电负荷处。所以本采区变电所设在采区中心地区，即第二与第三区段中间，呈“一”型
7、布置于轨道上山和回风上山之间，采用砼砌碹支护。变电所两端各设一个出口通道，硐室与通道相连处，设向外的防火栅栏两用门，该变电所服务整个采区。3.2.4采区生产系统一、开采顺序和生产系统1、采区内工作面接替根据本矿主采煤层的赋存条件，设计一矿一面达产。为了能够在采空区上覆岩层稳定后再进行沿空掘巷，采区内工作面的接替顺序为左右两翼跳采接替，区段接替由上到下依次接替。即：12011205120212061203120712041208。2、生产系统风流线路：副井井底车场轨道运输大巷采区下部车场轨道上山区段运输平巷采煤工作面区段回风平巷回风上山回风石门回风大巷风井地面。运煤系统为：工作面运输顺槽运输上山
8、采区煤仓皮带运输大巷井底煤仓主井运料系统为：副井井底车场轨道运输大巷行人运料进风巷（采区车场）轨道上山采区车场轨道顺槽工作面运矸系统为：工作面轨道顺槽中部车场轨道上山行人运料进风巷轨道大巷井底车场副井。二、采区生产能力确定本矿设计采用一个采煤工作面，一个煤巷掘进工作面。1、工作面生产能力A=L3L13M3R3C（3-1）式中：A工作面年产量，吨/年L工作面长度；L1工作面年进度，890m；M煤层厚度，二1煤2.70m，一1煤2.46m；R煤的容重，1.41t/m3；C工作面采出率，取0.95则：A1=150389032.731.4130.95=48.28万tA2=150389032.4631.
9、4130.95=43.99万t2采区区生产能力采区生产能力可由下式计算AB=K1K2A（3-2）AB采区生产能力，万tK1采区掘进出煤系数，一般选取5%10%工作面生产能力的5%10%来估计掘进工作面的生产能力，取1.1K2工作面之间出煤影响系数，由于同采的工作面个数为1，故K2=1A工作面生产能力AB1=1.131348.28=53.11万tAB2=1.131343.99=48.39万t则，采区生产能力满足矿井产量要求。3、计算采区回采率采区采出率是指工业储量中，设计或实际采出的那一部分储量约占工业储量的比例，以百分数表示。采区采出率按下式计算：采区采出率采区工业储量开采损失100%采区工业
10、储量（3-3）采区工业储量，Q=L3M3B3（3-4）式中：L采区走向长度，m2M煤层厚度，m煤层容重，t/m3B-采区倾斜长度，m则Q=1900371332.731.41=515.73万t采区煤柱损失：P=P1+P2+P3+P4+P5+P6P1采区边界煤柱损失，3.64万t；P2采区上山间距与保护煤柱损失，13.30万t；P3采区断层煤柱损失，2.31万t；P4井田边界煤柱损失，9.10万t；P5区段护巷煤柱损失，4.11万t；P6首采区工广压煤损失，42.50万t。P=74.96万t割煤损失：工作面的采出率为95%，落煤损失为5%。515.733（1-95%）=25.8万t所以，采区采出率
11、=（515.73-74.96-25.8）/515.733100%=80.46%根据煤炭规程规定，采区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.85，所以本矿采区符合煤炭规程规定。3.3采煤工艺3.3.1采煤工艺方式一、采煤方法及机械化1、采煤方法的确定因此，设计工作面以悬移顶梁机采为主，采用走向长壁后退式采煤法，全部陷落法管理顶板。二、工作面生产参数及生产能力确定1、回采工作面长度、采高合理的回采工作面长度和采高是实现矿井高产高效的重要因素，影响工作面长度的因素主要有地质因素、技术因素、经济因素和员工素质。首采区开采二1煤层，煤层含瓦斯量高，属高瓦斯矿井，根据煤矿安全
12、规程规定，不能采用放顶煤采煤工艺，设计一次性采全高，采高为2.7m。首采的二1煤层赋存较稳定，顶底板条件较好，倾角不大，根据邻近矿井生产实践以及综采面的技术要求，确定本矿回采工作面长度确定为150m。2、工作面生产能力工作面工作制度采用“三八”工作制，即两班采煤，一班准备。回采工作面采用正规循环作业。机采工作面按日进68刀（2.43.6m），其年推进度为7921188m。结合本矿区实际生产水平，确定采煤工作面长度为150m，日进刀2.7m，年推进度890m。则工作面日产量Qr为：QrB3L3M3b33C（3-5）式中：L工作面长度，150m；M煤层厚度，2.7m；B循环进尺，0.45m；煤层容
13、重，1.41t/m3；b每日采煤刀数，取6；C工作面回采率，取95%。Qr=15030.453632.731.4130.95=1464.7t煤巷掘进出煤占工作面出煤的10%，则矿井日产量Q为：QQr3（110）（3-6）Q矿井日产量，t；Qr工作面日产量，t。Q1611.1t/d设计矿井生产能力45万t/a，年生产天数为330d，则矿井日产量为Q=45000/330=1363.6t/d1611.1t/d即该工作面长度能够满足矿井达到设计生产能力的要求。3、工作面推进长度和推进方向确定1）工作面推进长度回采工作面采用正规循环作业，两班采煤一班检修，采煤班每班采三刀，一刀循环进度为0.45m，日进
14、度为2.7m，年推进长度为891m/年。本采区工作面推进方向为走向长壁布置方式，后退式开采。三、回采工作面破煤、装煤和运输方式1、工作面落煤装煤方式工作面采煤机螺旋滚筒完成割煤，采煤机滚筒和刮板输送机铲煤板装煤完成过程，部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入溜槽。为配合综采工作面采煤机割煤，使采煤机割下的煤炭能够顺利运出工作面，回采工作面采用与采煤机生产能力速度相适应的刮板输送机运煤。2、采煤工艺1）回采工艺流程：采煤机割煤移架推前部运输机2）落煤方式工作面跟煤层底板回采，往返一次进一刀半刀，进刀采用端头斜切割三角煤方式。3）装、运煤装煤：在采煤机截割煤的同时，利用滚洞螺旋齿片和弧型挡煤板自动将
15、煤运输机；余煤由铲煤板随移溜铲入运输机；少量煤由人工装到运输机内。运煤：采用刮板运输机运煤。4）移架方式采煤机割煤后，跟机移架，移架距采煤机后滚筒46架，移架前，要清净架前架间活煤，移架动作包括降架、拉架、调架和升架。移架步距为600mm，追机移架速度赶不上煤机运行时，必须停采煤机移架。5）移刮板运输机移前部运输机应滞后煤机不小于15m，沿移架方向逐架顺序移动输机；拉后部运输机由工作面一端向另一端顺序拉。移运输机过程中弯曲段长度应不小于15m，移运输机步距保持600mm，并做到一次到位，移好后要使运输机成一直线，其偏差不得超过50mm。3、其它设备表3-3-1皮带运输机主要技术特征表序号123
16、456内容型号输送能力带速带强电机功率运距技术特征SSJ-300/33200300t/h2.0m/1000N/mm90KW1090m表3-3-2破碎机主要技术特征序号1234567内容型号过煤能力破碎能力进料口宽度进料口高度功率电压技术特征PCM90350t/h350t/h800mm800mm90kw660v表3-3-3乳化液泵技术特征序号123456内容型号公称压力公称流量电机功率功率电压技术特征RBZ80/20020Mpa315L/min45kw132kw400v四、回采工作面支护方式1、支护方式矿井设计开采煤层采用综合机械化采煤，回采工作面采用液压支架支护。支架完成对工作面顶板的支撑、切
17、顶、挡矸、护帮、支架前移以及推移工作面刮板输送机等工作。2、支架选型支架选型原则（1）支护强度与工作面矿压相适应；（2）支架结构与煤层赋存条件相适应；（3）支护断面与通风要求相适应；（4）液压支架与采煤机、输送机等设备相匹配。根据以上原则，设计支架选型为ZH2000/15/34Z悬移顶梁液压支架，配置157组支架。支架的技术特征见表3-3-4.表3-3-4支架技术特征表项目型号支架形式支撑高度（mm）宽度（mm）中心距（mm）初撑力（kN）工作阻力（kN）支护强度（Mpa）适应倾角（）供液泵压（Mpa）运输尺寸（长3宽3高）（mm）支架移架步距（mm）支柱数量（根）技术特征ZH2000/15/
18、34Z支撑掩护150035009601000193225000.613031.5340039003230060080053、端头支护方式工作面上下端头（机头和机尾）各选用2架比工作面内支架大一型号的ZH2000/15/35Z悬移顶梁液压支架进行顶板支护，滞后工作面支架，其滞后距离不大于0.9m。工作面下端头（机尾）使用三架PDZ型端头液压支架进行顶板支护，滞后工作面支架，其滞后距离不大于0.9m。4、顶板、采空区管理工作面顶板采用全部陷落法管理，五、各工艺过程安全注意事项（1）割煤开机前，机组司机应按规定对煤壁、顶底板、支架、溜子、机组电缆、水管、水压、油压及油质进行全面检查，消除故障和隐患以
19、后，发出开机信号，确保机组周围无人，方可开机作业。割煤时，机组司机应站在支架内，集中精力进行操作，严禁把头伸在机组和支架顶梁间。割煤时先送水，后开机，停机时先停机后停水，禁止无水开机作业。割煤时，要随时注意机组各部分运行状况，发现异常及时停机，经检查处理后方可开机。机组割到距机头、机尾5m时，要放慢速度到2m/min，缓慢进行，待割出锚杆后，停溜闭锁溜子，退回机组停机，人工取出锚杆，然后机组在缓慢割透煤帮。机组割煤帮时，进回风巷内工作面3m范围内不准有人，防止滚筒甩出锚杆或钢带伤人。（2）移架工作面支架必须达到完好，支架工操作支架前应熟悉各操作手把功能。移架前，应检查支架3m范围内是否有人，有
20、人严禁移架。割过煤后，距机组后滚筒46架进行移架，当片帮或顶板破坏严重时，必须拉超前架或者紧随上滚筒进行移架。移架时，先将侧护板、护帮板收回，方可降架，支架可降100200mm，局部需要超前移架时，必须保持支架分段成直线。移架到位后，要将支架升紧，顶梁升平，护帮板打出，同时调整相邻两支架侧护板不超过2/3的高差（遇构造除外），并将操作手把打在零位，任何人严禁随意乱动。移排头支架时，必须将底座附近浮煤清理干净，整理好管路、电缆，三架互为支点降架前移。操作阀组人员必须站在本架踏板上操作，其他人员不得站在破碎机附近，支架前方巷道10m范围内不得有人。割煤时可将机组前方10m的推溜手把打在供液位置，停
21、止割煤时，必须及时将手把打在零位。（3）推溜推溜由移架工负责进行。推溜时，支架与挡煤板之间严禁有人，防止推溜千斤顶和框架伤人。推溜工作应在刮板输送机运行中进行，严格执行顺序追击作业，从一端到另一端，不准在任意段或由两端向中间推。推溜时，如因机道有台阶、矸石等障碍物推不动溜子时，应进行反刀或人工清煤。人工清煤必须闭锁机组、溜子，且不少于2个有效闭锁键处于闭锁状态。必须有专人看护，注意片帮。移机头、机尾时，必须将附近的浮煤杂物清理干净，移机头拉排头架，移机尾拉机尾架必须连续进行。移后溜时，要密切注意插板的位置和状态，防止插板压住后溜大链，拉断大链。3.3.2回采巷道布置1、确定回采巷道布置形式本设
22、计回采工作面采用综采采煤工艺，所以工作面采用单巷布置，区段之间留3m的小煤柱作沿空留巷准备下区段。二条区段平巷均布置在煤层中，采用综掘机割煤，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。2、回采巷道支护借鉴国内外高产高效矿井经验，结合本矿井实际情况，工作面运输顺槽和工作面轨道顺槽都采用煤巷25U型钢支护。3、回采巷道参数1）巷道断面参数巷道断面设计主要考虑通风、运输、行人和敷设管道的要求，并留有一定的富裕量。综合本矿井实际情况，回采巷道采用沿空留巷形式布置,设计回采巷道宽度为3.2m，高度为3.1m。断面特征见图3.-4、3-5.2）巷道方向与坡度区段顺槽布置在煤层中，并沿煤层底板分段取直，留5的坡度，以利矿车运输和方便排水。
