【導(dǎo)讀】采區(qū)設(shè)計是對采區(qū)巷道布置方案、生產(chǎn)系統(tǒng)與開采設(shè)計進行設(shè)計與計算,一般包。括設(shè)計說明書及相關(guān)設(shè)計圖紙。采區(qū)設(shè)計是采區(qū)施工開掘的依據(jù),在采區(qū)的施工過程。中及生產(chǎn)過程中通常不能隨意更改。采區(qū)設(shè)計應(yīng)為礦井合理集中生產(chǎn)和持續(xù)穩(wěn)產(chǎn)、高。效創(chuàng)造條件;簡化巷道系統(tǒng),減少巷道掘進和維護量;要采用新技術(shù),機械化和自動化;巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng)等要求,要適應(yīng)生產(chǎn)技術(shù)不斷發(fā)展的需要。本文主要闡述了采區(qū)

　　

【正文】 況下有可能產(chǎn)生塑性變形，煤層內(nèi)生裂隙發(fā)育， 設(shè)計在開采時沿煤層頂部布置兩條巷道，從上往下向煤層注水來弱化煤體，同時也起到防塵、降低沖擊地壓；加入防火阻化劑，可以預(yù)防火災(zāi)，使發(fā)火周期延長，減少火災(zāi)的危害等作用。注水孔的布置見圖 3－ 3－ 2。 鉆孔在工藝巷內(nèi)平行工作面方向，每 20m 布置一組注水鉆孔，每組 3個注水 鉆孔，鉆孔直徑 45mm～60mm，鉆孔長度 6m～ 26m ，采用凈壓注水。 圖 332 頂煤注水鉆孔的布置示意圖 內(nèi)蒙古工業(yè) 大學(xué)本科畢業(yè)設(shè)計說明書 23 6 號煤層頂板巖層大部分為砂巖，多為泥質(zhì)膠結(jié)。根據(jù)力學(xué)試驗報告，泥巖的抗壓強度為 ，普氏系數(shù)為 ；砂質(zhì)泥巖的抗壓強度為 ，普氏系數(shù)為；粉砂巖的抗壓強度為 ，普氏系數(shù)為 ，抗拉強度為 ，凝聚力為 Mpa，內(nèi)摩擦角為 31176。 37′ 。 6 號煤 層底 板 巖性多為泥巖、粘土巖、砂巖等 巖性，在遇水可能產(chǎn)生塑性變形?；夭蓵r可留 1000mm 厚的底煤。 （ 2）用工藝巷爆破弱化頂煤 利用工藝巷通過頂煤預(yù)爆破來弱化頂煤，在工藝巷兩幫布孔，為單層孔，三花布置，無空孔，孔深為 20m、 24m 兩種，孔徑 60mm，孔間水平距離 。爆破位置距工作面 25m。預(yù)爆破鉆孔布置見圖 3－ 3－ 3。在對頂煤弱化的同時，也可對煤層頂板進行預(yù)爆破弱化處理。預(yù)爆破鉆孔布置見圖 3－ 3－ 4。這種方法特點是：增加了巷道掘進工程量，投資較大；由于是超前爆破，充分利用了爆破弱化后支承壓力再 壓裂的破碎過程，達到了降低塊度，提高了頂煤采出率。 圖 3－ 3－ 3 頂煤預(yù)爆破鉆孔布置示意圖 內(nèi)蒙古工業(yè) 大學(xué)本科畢業(yè)設(shè)計說明書 24 圖 3－ 3－ 4 頂板預(yù)爆破鉆孔布置示意圖 架間或架前松動爆破 在支架前或支架上方放松動炮。炮孔布置見圖 3－ 3－ 5。每架頂梁上打 1個炮眼，間距為 ，排距一般為 ，深度 8m，與煤層的夾角為 75176。使用煤礦許用硝胺炸藥卷，藥卷規(guī)格為φ 37 180mm，炮泥封孔長度為 2m。這種方法有以下特點：節(jié)省投資，不必另開工藝巷；但影響機采作業(yè)時間，而且對支架造成一定的沖擊或損壞，所以裝藥量要適當(dāng)。 圖 3－ 3－ 5 工作面支架前或支架間預(yù)爆破鉆孔布置示意圖 內(nèi)蒙古工業(yè) 大學(xué)本科畢業(yè)設(shè)計說明書 25 必須指出，頂煤弱化方案的確定必須是建立在準確的實測資料上，上述各種頂煤弱化措施各有優(yōu)缺點，架前或架間松動爆破，投資最省，但與生產(chǎn)干擾大，并且無法弱化頂板；用工藝巷弱化頂煤，投資高，工序復(fù)雜，但效果比較好，同時可對頂板進行弱化，具體實施方案，需結(jié)合本礦井煤層賦存條件，可能每個工作面的頂煤情況都不一定相同，實施的方案也可能不盡相同。 影響放頂煤采出率的因素 影響放頂煤采出率的因素很多，有人為因素也有自然因素。自然因素包括煤層厚度、直接頂跨落狀況與厚度、 煤的物理機械性質(zhì)、節(jié)理發(fā)育狀況、煤層結(jié)構(gòu)、夾矸的厚度及巖性、煤層傾角等；人為因素包括機械化程度、放煤口的間距與尺寸、放煤布距等。因此，頂煤損失形式很多，大致有以下幾類： 初采損失 初采損失是從切眼到正常放頂煤期間未放出的頂煤損失。初采損失由兩部分組成：一部分是在工作面推進離開切眼后不能及時垮落而丟失的頂煤，即在頂煤初次垮落步距范圍；另一部分為頂煤開始垮落后至直接頂初次垮落前，落在采空區(qū)里無法回收而丟失的頂煤。 架間損失 支架頂面平臺上不能放出而丟失的煤。 端頭損失 端頭損失包括兩部分：一部分是兩 個順槽上方的頂煤隨工作面推進無法回收而丟失；一部分是工作面兩端端頭支架不放煤，或為保證端頭頂板的穩(wěn)定性兩端各有 1～2 架普通支架 (或過渡支架 )不放煤而丟失的頂煤。 末采損失 當(dāng)工作面推進到接近停采線時，為保證采空區(qū)冒落帶高度用以支撐老頂，保證工作面頂板的穩(wěn)定、以便給放頂煤支架及其它設(shè)備的拆遷創(chuàng)造良好的工作環(huán)境，在工作面到達停采線以前一定距離內(nèi)不再放出頂煤，這時的頂煤將全部丟失， 放煤步距損失 當(dāng)放煤步距選擇不合理（放煤步距大于支架放煤口的縱向尺寸的水平投影 )時，支架移架步距達到放煤步距時將有一部分頂 煤落在放煤口以外不能放出，這部分丟失的頂煤稱為放煤步距間損失 工藝損失 內(nèi)蒙古工業(yè) 大學(xué)本科畢業(yè)設(shè)計說明書 26 在放煤過程中，由垮落的頂煤和直接頂中形成一個煤矸混合帶，為了減少煤炭含矸率而放棄的一部分頂煤；或因放煤順序不當(dāng)，造成大量矸石提前竄入放煤口，從而造成 — 部分頂煤損失。主要有脊背損失、矸石混入過多而失去采出意義造成的損失、大塊矸石卡放煤口造成的損失等稱之為工藝損失。工藝損失影響因素眾多而且比較復(fù)雜，有煤層上覆巖層結(jié)構(gòu)、頂煤層理節(jié)理發(fā)育程度、煤層硬度、采放比、工作面仰俯角度、選用架型、循環(huán)放煤步距、放煤方式、后部輸送機高度、放煤工的熟練程 度等；在開采條件和設(shè)備確定的情況下，放煤工藝 (放煤方式、循環(huán)放煤步距 )和放煤工的技術(shù)水平起決定性作用。工藝損失煤量壓在采空區(qū)后方，無法檢測，很難用公式計算，只有在工作面的實際采出率確定以后，根據(jù)上述幾項損失的計算結(jié)果進而確定工藝損失在工作面總損失中所占的比重。 因此，提高頂煤放出率應(yīng)重點抓好以下幾方面工作： （ 1）采用高強度放頂煤支架，避免頂煤因支護強度不足引起整體下沉而產(chǎn)生大塊冒落現(xiàn)象；增大支架放煤口尺寸并增設(shè)輔助破煤機構(gòu)，提高支架在放煤過程中回收大塊煤的能力； （ 2）適當(dāng)加大工作面尺寸，減少初末采煤炭損 失量占工作面圈定儲量的比例； （ 3）盡量減少初末采不放頂煤量。在初采期間利用工藝巷提前放頂，保證初采期間支架放煤，末采過程中盡量縮短不放煤距離。 （ 4）選擇合理的放煤工藝，通過現(xiàn)場試驗研究比較，確定保證工作面頂煤回收率的放煤工藝； （ 5）加強工作面管理，避免因人工操作而造成的放煤損失； （ 6）采取頂煤弱化措施，增強頂煤的可放出性。 0102030405060末采損失 放頂步距 端頭損失 圖 3－ 3－ 6 頂煤損失影響因素圖 內(nèi)蒙古工業(yè) 大學(xué)本科畢業(yè)設(shè)計說明書 27 6 號煤層采取一定的技術(shù)措施，不僅可以實現(xiàn)一次采 全厚放頂煤工藝，而且可以保證 60％～ 80％的工作面回采率。 必須指出，頂煤是在地壓作用下垮落、破碎后自然放出的（頂煤垮落線見圖 3－3－ 7），頂煤放出量受多種因素影響，其值往往不是一個固定值。其中最重要的原因是由采煤工藝造成的煤炭損失。在地質(zhì)條件確定情況下，頂煤采出率有一個最佳值，這一最佳值需從生產(chǎn)實踐中尋找。以上的計算只是理論上的估算，實際生產(chǎn)時可能有些出入。 圖 3－ 3－ 7 頂煤垮落線圖 內(nèi)蒙古工業(yè) 大學(xué)本科畢業(yè)設(shè)計說明書 28 第四章 采區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng) 采區(qū)運輸 采區(qū)運輸系統(tǒng) 運煤系統(tǒng) 采煤工 作面 → 刮板輸送機 → 轉(zhuǎn)載機、破碎機 → 區(qū)段運輸平巷 → 采區(qū)運輸上山 → 階段運輸大巷 → 一水平運輸大巷 → 井底煤倉 → 主井 → 地面。 2 運料系統(tǒng) 地面 → 副井 → 井底車場 → 一水平軌道大巷 → 階段軌道上山 → 采區(qū)軌道采區(qū)車場→ 區(qū)段軌道平巷 → 采煤工作面。 3 輔助運輸 工作人員、采掘工作面需用的材料、設(shè)備及掘進工作面煤矸通過運料系統(tǒng)運送。 采區(qū)通風(fēng) 概況 瓦斯 礦區(qū)和井田內(nèi)瓦斯含量均不高，通過井田北部外圍 8 線共 11 個瓦斯樣化驗， 6號煤層瓦斯平均含量 ，瓦斯成分 CH4 ％， CO2 %， N2 %； 9號煤層瓦斯含量 毫升 /克燃，瓦斯成分 CH4 0%， CO2 %， N2 %；為二氧化碳氮氣帶，通過鄰井訪問從未發(fā)生過瓦斯爆炸事故。井田屬瓦斯風(fēng)化區(qū)。 煤塵爆炸性和煤的自燃傾向性 通過對礦區(qū) 6 號煤層煤塵爆炸樣測定，火焰長度＞ 300mm，巖粉填加量 30%； 9號煤層火焰長度為 100mm，巖粉填加量 50%，區(qū)內(nèi)煤的揮發(fā)分較高，具有煤塵爆炸危險性，應(yīng)加強通風(fēng)管理，可以避免事故的發(fā)生。 井田煤種屬長焰煤，揮發(fā)分含量高，絲炭含量高都是煤的自燃內(nèi)在因素，經(jīng)試驗表明屬“很易自燃煤” 表 421。 表 421 煤的燃點試驗表 煤層 揮發(fā)分 Vad(%) 還原樣 著火點℃ 氧化樣 著火點℃ Δ To ℃ 傾向等級 6 330 281 49 很易自燃 (1) 9 330 284 46 很易自燃 (1) 內(nèi)蒙古工業(yè) 大學(xué)本科畢業(yè)設(shè)計說明書 29 據(jù)相鄰煤礦資料表明，自燃發(fā)火期為一年。 地溫 經(jīng)鉆探施工， 300m 以內(nèi)尚未發(fā)現(xiàn)高溫值，均處于正常地溫值中 采區(qū)通風(fēng) （一）采掘工作面通風(fēng)系統(tǒng) 采掘工作面通風(fēng)線路：副井→井底車場→運輸石門→一水平軌道大巷→階段軌道大巷→采區(qū)軌道大巷→采區(qū)上部車場繞道 →區(qū)段軌道平巷→ 6101 采煤工作面（局部通風(fēng)機→掘進工作面）→區(qū)段運輸平巷→采區(qū)運輸上山→階段運輸大巷→一水平運輸大巷→風(fēng)井→風(fēng)硐→地面。 （二）硐室通風(fēng) 硐室通風(fēng)：軌道下山絞車房、泵房及變電所設(shè)在進風(fēng)流中；個別深度小于 6 米的硐室采用擴散通風(fēng)。 （三）采區(qū)風(fēng)量計算 采煤工作面風(fēng)量： (1)按井下同時工作的最多人數(shù)計算 Q 礦井 =4 N K 礦通 式中： K 礦通 — 礦井通風(fēng)漏風(fēng)和配風(fēng)不均勻系數(shù) N — 井下同時工作的最多人數(shù) 100 人。 Q 礦井 =4 80 =368m3/min= m3/s (2)按工作面溫度計算 采煤工作面應(yīng)有良好的勞動條件，溫度和風(fēng)速應(yīng)符合表 421的要求。 表 421 采煤工作面空氣溫度與風(fēng)速對應(yīng)表 采煤工作面空氣溫度 （℃） 采煤工作面風(fēng)速 （ m/s） 15 0． 3—— 0． 5 15—— 18 0． 5—— 0． 8 18—— 20 0． 8—— 1． 0 20—— 23 1． 0—— 1． 5 23—— 26 1． 5—— 2． 0 采煤工作面風(fēng)量按下式計算： Q 采 =60 V 采 S 采 K 內(nèi)蒙古工業(yè) 大學(xué)本科畢業(yè)設(shè)計說明書 30 式中： V 采 — 采煤工作面風(fēng)速，按其工作面溫度從上表選取。根據(jù)井下工作面溫度不超過 21℃， 本設(shè)計取 ； S 采 — 采煤工作面有效通風(fēng)斷面面積。根據(jù)該礦井下工作面平均控頂距情況，取 ； K— 工作面長度系數(shù)，取 1。 Q=60 1=648m3/min=(3)按炸藥消耗量計算 Q 采 =25A A 工作面一次消耗炸藥最大用量 kg Q 采 =25 7=175 m3/min= m3/s (4)按瓦斯涌出量計算 按瓦斯涌出量計算： 按平均日產(chǎn) 1噸煤每晝夜實際涌出或預(yù)計涌出的 采區(qū) 瓦斯涌出量計算。 Q 采區(qū) = Qr qK 式中： q— 風(fēng)排瓦斯相對涌出量 m3/t， 取 Qr— 工作面日產(chǎn)量， 3990t K— 風(fēng)量備用系數(shù)，中央分列式通風(fēng)系統(tǒng)取 因此， Q＝ Qr q k＝ 3990 ＝ m3/min= (5)按風(fēng)速驗算 最低風(fēng)速 Q 采 ≥ S 采 式中： S 采 — 采煤面平均斷面積 9m2。 Q 采 ≥ 9 =最高風(fēng)速 Q 采 ≤ 4 S 采 Q 采 ≤ 4 9=36m3／ s 根據(jù)上述計算取最大值，采煤工作面需風(fēng)量為 Q 采 =／ s 掘進工作面風(fēng)量計算： （ 1）按工作面人數(shù)計算： Q=4N=4 10=40m3/min=內(nèi)蒙古工業(yè) 大學(xué)本科畢業(yè)設(shè)計說明書 31 式中： N— 工作面最多人數(shù)為 10 人 . （ 2）按炸藥消耗計算 : Q=25A=25 4=100m3/min=式中： A— 工作面一次爆破的最大炸藥用量 4㎏。 （ 3）按局部扇風(fēng)機的供風(fēng)量計算： Q 掘 =Q扇 +60 式中 :Q 扇 — 局部通風(fēng)機實際吸風(fēng)量，取 200m3/min。 S局部通風(fēng)機安設(shè)巷道凈斷面，取 。 則 Q掘 =200+60 =284m3/min= （ 4）按風(fēng)速驗算 最 低風(fēng)速 Q掘＞ *S 掘 式中： S 掘 — 掘進工作面的巷道斷面積，取 . Q 掘 ﹥ =最高風(fēng)速 Q 掘 ﹤ 4 S 掘 Q 掘 ﹤ 4 = 通過以上計算，掘進工作面取最大值 Q 掘 =絞車硐室風(fēng)量取 m3/S 其他風(fēng)量取 3 m3/S 礦井總風(fēng)量為： Q 礦井 =（∑ Q 采 + ∑ Q 掘 +∑ Q 硐 +∑ Q 其他 ） K 礦通 =(+ 2++3)*=, 取 (四 )礦 井風(fēng)量分配 6101 回采工作面： 掘進面 :10 m3/S 其他風(fēng)量： 6 m3/S 采區(qū)排水 采區(qū)采掘工作面：采掘工作面涌水→區(qū)段運輸平巷水溝→階段運輸大巷→一水平運輸大巷→主井 +井底車場→井底水倉→由管子道經(jīng)副井排至地面。 排水設(shè)備選型 包括排水泵和排水管路的選型。設(shè)備和管路選型要有詳細的計算過程。 內(nèi)蒙古工業(yè) 大學(xué)本科畢業(yè)設(shè)計說明書 32 采區(qū)中應(yīng)包含規(guī)