3 采煤方法及采区巷道布置3.1 煤层地质特征3.1.1 煤层赋存情况采区内主要可采煤层为二叠系下统山西组二1煤和石炭系上统太原组一1煤。

二1煤厚0～9.38m之间，平均厚度为2.70m。

煤层倾角平均17°，煤层赋存稳定。

一1煤厚0～4.41m之间，平均厚度为2.46m，煤层倾角与二1煤相近，煤层结构简单。

3.1.2 煤质与地质情况1、煤质分析采区内一1煤为中灰、低挥发分、高硫分、低磷分、高热值、中等软化温度灰、呈小块状及碎粒状的贫煤。

二1煤为中灰、低挥发分、特低硫、低磷分、特高热值、较高软化温度灰、粉状贫煤。

煤的抗碎强度特低，可磨性指数属易磨煤，CO2反应性较弱，高热稳定性，结渣性中等。

2、煤层顶底板①二1煤：煤层直接顶以中-细粒结构的大占砂岩为主，煤层底板以砂质泥岩和泥岩为主，局部含夹矸。

②一1煤：煤层直接顶以砂质泥岩和泥岩为主，煤层底板以砂质泥岩、泥岩和石灰岩为主，煤层位稳定，结构简单，偶含1～2层夹矸。

3、水文地质本区内水文地质条件尚属简单，主要充水因素有：二1顶板砂岩和断层破碎带裂隙淋水、一1石灰岩岩溶裂隙承压水和大气降水。

全井田的正常涌水量465.46m3/h，最大涌水量为805.25m3/h。

3.1.2 煤层瓦斯、自燃、发火特征①一1煤层只有一个孔取到瓦斯样，瓦斯资料没有或较少，勘探报告没有评述。

二1煤层瓦斯含量0.093～17.391 m3/t²daf，平均5.354 m3/t²daf。

②本区二1煤火焰长度为5mm，加岩粉量为10%，二1煤层的煤尘具有爆炸性。

一1煤未做煤尘爆炸性试验，根据邻区郜城井田试验结果：加岩粉50～55％，火焰长度达25～30mm，一1煤层的煤尘具有爆炸性。

③一1煤自燃倾向等级属不自燃－易自燃，二1煤属不易自燃。

3.2 采区巷道布置及生产系统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、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 采区煤柱尺寸煤柱断层保护煤柱大巷保护煤柱上山保护煤柱采区边界煤柱区段护巷煤柱井田边界煤柱宽度（m）20 30 20×2 10 3 203.2.3采区巷道、车场和硐室一、采区巷道布置根据《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10～20m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：净断面7.1m2，煤巷U型钢，采用25U型钢支护。

工作面轨道顺槽：净断面7.1m2，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。

巷道掘进方法:采区内巷道主要有三种：岩巷、煤巷和半煤岩巷。

掘进采区车场时，采用钻爆法施工，挂腰线掘进；掘进煤巷和半煤岩巷时，采用配套综掘设备进行落、装煤岩，通过胶带转载机和可伸缩带式输送机运输煤岩。

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3-1～3。

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.采区主要硐室采区主要硐室包括采区煤仓、采区绞车房、采区变电所等。

①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。

②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。

③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：1201→1205→1202→1206→1203→1207→1204→1208。

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→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³M³R³C（3-1） A=L³L1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 = 150³890³2.46³1.41³0.95 = 43.99万t2．采区区生产能力采区生产能力可由下式计算A B=K1·K2·∑A （3-2）式中： A B ——采区生产能力，万tK 1——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1.1K 2——工作面之间出煤影响系数，由于同采的工作面个数为1，故K 2=1 A ——工作面生产能力则：A B1 = 1.1³1³48.28 = 53.11万t A B2 = 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：（3-3）采区工业储量，Q=L ³M ³B ³γ （3-4） 式中： L ——采区走向长度， m 2 M ——煤层厚度，m γ——煤层容重，t/m 3B-----采区倾斜长度，m 则 Q=1900³713³2.7³1.41 =515.73万t采区煤柱损失：P = P 1+ P 2+ P 3+ P 4+ P 5+ P 6P 1—采区边界煤柱损失，3.64万t ；P 2—采区上山间距与保护煤柱损失，13.30万t ； P 3—采区断层煤柱损失，2.31万t ； P 4—井田边界煤柱损失，9.10万t ； P 5—区段护巷煤柱损失，4.11万t ； P 6—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 =（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%100⨯-=采区工业储量开采损失采区工业储量采区采出率3.3.1 采煤工艺方式一、采煤方法及机械化1、采煤方法的确定根据矿井地质勘探资料，本矿井主采煤层二1煤层厚度厚0～10.90m，平均2.70m，一1煤层平均煤厚2.46m。