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可采储量 Mt 13.28 表6—2—2 采区工作面特征表
工作面 编号 工作面装备 工作回采煤层 3 3 面长度（m） 150 4.2 采高（m） 年推进度煤层容重3工作面回工作面 产量 （m） （m/t） 采率 （Mt/a） 1.40 1.4 95% 1.23 0.08 1.31 13101 综采 13103 掘进 4.3-4.4 1425.6 4.3-4.4 3300 合计 二、巷道布置
对采区巷道布置主要考虑满足以下要求： 1、生产系统要简单、安全可靠、便于管理。
2、巷道布置应尽量满足合理、集中生产的需要，并保证采区和工作面正常接替。 3、巷道布置要简单、合理，工程量少、投产快、巷道维护量少，采区生产成本低。
本井田为近水平煤层，采用盘曲划分，条带式开采。高瓦斯矿井工作面通风采用一进两回的通风方式。轨道运输斜巷和回风尾巷位于工作面的同一侧，为回风巷。上一个工作面的回风尾巷作为下一个工作面皮带运输斜巷并兼作进风巷。由于地质条件简单不需要布置专用的进风行人斜巷。且轨道运输斜巷与皮带运输斜巷以及回风斜巷与水平大巷的连接简单、方便。只需要在进风巷和回风巷交叉处构筑简单的通风构筑物。且在进风巷道内布置瓦斯抽放设备。巷道的掘进采用双巷掘进的办法，其中一条兼作回风巷，与另一条巷道通过联络巷构成简单的回风运料系统。
一采区划分为13个条带，条带间留有20米宽的保护煤柱。回采工作面间的长度为150米，工作面推进长度约1000米。
巷道布置方案一
该矿采用条带式开采，生产巷道均垂直与开拓巷道布置。开拓巷道的布置采用分层布置的办法，即开拓大巷沿煤层底板布置，在回采巷道与开拓大巷的交叉处，为了避免巷道的交叉造成的混风及运输线路的交叉，让回采巷道在停采线附近开始起坡，布置在煤层顶板的饿岩层当中。即回采巷道跨过大巷，在合适的位置通过溜煤眼、进风行人斜巷与开拓大巷连接，构成合理的生产系统。这样布置使得巷道稳固且巷道的维护较为简单，可以有效的减少通风构筑物，但需要布置较多的进风运料行人斜巷，使得岩巷的掘进施工工程量较大。这一方案使得巷道的掘进困难，且增加了岩石的运输量，费用较高。
巷道布置方案二
开拓巷道布置在煤层当中，回采巷道同样与开拓巷道垂直交叉。其与回采巷道
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（运输斜巷、回风斜巷、回风尾巷）的连接直接贯通，连接形式较为简单，在必要的
交叉口构筑通风构筑物以及在轨道和皮带的交叉处设置适当的皮带卷扬坡，以及简单的行人桥。这样使得巷道硐室的施工量较少。线路简单明了，且现在巷道的支护技术比较成熟，通过锚喷支护完全可以使交叉点的连接硐室较为稳定，这样有利与巷道的掘进，使得生产系统较为简单，合理有效的减少了生产成本。采区的巷道布置方案暂定为该方案。
三、开采顺序
矿井设计开采3、9号煤层，每层煤划分三个采区，分别为井田东北部的一采区，井田南部的二采区、西北部的三采区。井田内共划分两个开采水平。开采顺序采用下行式开采，即先采3号煤层然后开采9号煤层。在开采第一水平时，为了利用共同的硐室以及本着由近及远的开采原则，一采区和二采区交替开采。
四、 采区煤流、辅助运输、通风、排水系统
1、煤流系统
回采煤：回采工作面→工作面胶带顺槽→皮带运输大巷→井底集中煤仓→ 主斜井→地面。
掘进煤：掘进机→转载机→可伸缩胶带输机（→溜煤眼）→胶带运输大巷→井底集中煤仓→ 主斜井→地面。
2、矸石运输
采区岩巷掘进工作面的矸石用1.0t固定箱式矿车装运，环节如下：
装岩机→1.0t固定箱式矿车→轨道大巷→3号煤层煤门→3号煤层井底车场→地面。
3、辅助运输系统
在轨道大巷和工作面回风顺槽用JD—25型绞车牵引矿车或平板车，在掘进工作面利用JD—11.4型调度绞车牵引矿车或平板车进行材料运输。环节如下：
副立井 → 3号煤层井底车场 →轨道大巷 →回风顺槽→ 回采工作面（或掘进工作面）。
4、通风系统
采区通风为单巷进风，双巷回风，即运输大巷进风，回风大巷为轨道运输巷和专用回风尾巷。回采工作面均为皮带运输斜巷进风，轨道运输斜巷与回风尾巷进行回风。通风系统为：
地面→主斜井、副斜井→ 运输大巷和轨道大巷 →工作面皮带运输斜巷→ 回采工作面或掘进工作面→ 工作面回风斜巷（回风尾巷）、轨道运输斜巷→回风大巷 → 回风立井 → 地面。
5、排水系统
工作面或巷道淋水 → 工作面采空区 →泄水巷→轨道大巷 、胶带大巷、回风大巷→ 3号煤层井底水仓 →9号煤层主水仓 →副斜井 → 地面。
工作面顺槽和掘进工作面均配备足够的小水泵，在矿井正常生产中应在顺槽低洼处设置临时水窝，安设水泵及管路将水排出。
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第三节 回采工艺及劳动组织
一、回采工艺
本井田位于沁水煤田的阳泉矿区北部，为一个走向北东向背斜的一翼、两个东西
向的向斜构造。倾角7°—9°，地质条件较简单，无断层，煤层倾角较缓，属Ⅰ类地质构造。3号煤层平均厚度为4.4m，9号煤层平均厚度为6.62m，顶、底板均较稳定。根据煤层赋存情况和开采技术条件，确定采用综合机械化一次采全高的采煤工艺方式。
回采工艺过程如下： 1、采煤机落煤
采煤工作面使用双滚筒采煤机，其布置方式为：若面向工作面时，采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒为左螺旋，割煤时逆时针旋转。采煤机运行时，其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤，这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。利用采煤机滚筒将落煤装入刮板输送机上。
工作面割煤方式为往返一次割两刀，这种割煤方式效率高，适用于煤层赋存稳定、倾角较缓的综采面。
采煤机的进刀方式为工作面端部斜切进刀，使用割三角煤进刀方法，其进刀过程为：①当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；②调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直；③再调换两个滚筒的上下位置，重新返回割煤至输送机机头处；④将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换滚筒位置，返程正常割煤。
（二）移架
液压支架的移架方式采用单架依次顺序式，支架沿采煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线，该方式操作简单，容易保证规格质量，操作安全，工作面环境好。但采煤和移架要保持合理距离，否则会出现顶板失控现象。在采煤机割煤后利用支架上的挡板提前对顶板支护，移架后，支架的前挡板主要用来护住煤壁，防止片帮。
（三）综采面工序配合方式
综采面割煤、移架、推移输送机采用及时支护的配合方式，即：采煤机割煤后，支架依次立即前移、支护顶板，输送机随移架逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护方式，推移输送机后在支架底座前端与输送机之间要富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利于行人、运料和通风；若煤壁容易片帮时，可先于割煤进行移架，支护新暴露出来的顶板。
（四）综采面端头作业
综采面端头支护方式采用工作面液压支架支护端头，该方式适用于煤层倾角较小的综采工作面，通常在机头（尾）处要滞后于工作面中间支架一个截深。回采巷道采用单体液压支架与∏梁组成的迈步走向抬棚对巷道的端头处进行支护。·
二、顶压以及支架的确定
工作面采用支撑掩护式支架，它综合了支撑式和掩护式支架的共同优点：支撑力大、切顶性能好、抗水平力强、结构稳定、挡矸掩护性能好、采用坚固的掩护梁及侧
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护板、工作空间宽敞等优点。这种支架适应范围广，可用于各种顶板条件，尤其适用
于中等稳定以上的顶板条件和大采高的条件。
顶板所需的支护强度取决与顶板的等级和煤层的厚度。 支护强度根据经验公式： q?K1H?G?10?5(MPa)
K1为作用于支架上岩石顶板的饿厚度系数，一般取5-8；H为采高；ρ为岩石密度，一般取2.5×103kg/m3;g为重力加速度。
q?7?4.4?2.5?103?10?10?6=0.77 MPa
支架支撑顶板的有效工作阻力Q（与顶板作用于支架顶梁上的载荷等值） Q?qF?103 kN
F为一架支架的支护面积
F=(L+C)×(B+K) L为支架顶梁长度，C为梁端距，B为支架顶梁宽度，K为架间距。
Q?0.77?7.5?103=5400 kN
毎架支架立柱的总的工作阻力P应为：
QP? kN
?5400=6750 kN 80%初撑力
初撑力大小对支架的支护性能和成本有很大的影响，较大的初撑力能使支架较快达到工作阻力，减慢顶板的早期下沉速度，增加顶板的稳定性，但对乳化液泵站和液压元件的耐压要求也将提高。一般取初撑力的0.6-0.8倍的工作阻力。
移架力和推溜力
移架力和支架结构、质量、煤层厚度、顶板性质等有关。一般厚煤层支架的移架力为300-400kN.
支架的调高范围
支架最大结构高度HZmax?Mmax?S1
P?支架最小结构高度HZmin?Mmin?S2
S1为伪顶冐落的最大厚度，一般取0.2-0.3米；S2为顶板周期来压时的最大下沉量、移架时支架的下沉量、顶梁上及底座下的浮矸厚度之和，一般取0.25~0.35米。
支架的结构高度范围为3.3-4.8米。 支架伸缩比
H4.8=1.45 K2?Zmax=
HZmin3.3该煤层顶板稳定，支架的覆盖率不应小于60%-70%。否则会引起冒顶。在采矿作业时应密切注释支架的工作情况，发现问题及时解决。
三、劳动组织形式
根据工作面情况，采煤司机、机电维修、安全员、瓦斯检察员、送料工、开溜工、泵站司机、顺槽皮带司机为专业工种，由专人负责；其它工作如：清理撒煤、打扫卫生等均由综合工种完成。
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