固体矿床地下开采课程设计.doc

目 录 固体矿床开采课程设计任务书1 1 采区地质特征、储量及服务年限1 1.1 采区地质特征1 1.2 采区的储量及服务年限3 2 采矿方法的选择11 2.1 可行的采矿方法及选择1 3 采区巷道布置15 3.1 采区的布置方案15 3.2 采区内的划分18 3.3 采区的生产系统1 4 回采工艺38 4.1 回采工艺方式的确定38 4.2 工作面合理长度的验证41 4.3 采区生产的安全措施42 结束语91 主要参考资料目录91 附图91 固体矿床开采课程设计任务书 一、设计题目重庆松藻煤电公司松藻煤矿-300水平二采区年产75万吨设计 二、已知条件 1.矿井核定生产能力100万吨/年，采区设计能力75万吨/年 2.可采、局部可采煤层厚度和层间距 ，， 11.43m 19.23m 3.煤层走向、倾角 SN走向倾角 4.井田开拓方式平硐暗斜井多水平分区式开拓。 5.主要井巷平硐＋335m；开采水平100m，延伸水平-300m；运输大巷和进回风巷均位于底板茅口灰岩中，距法线距20～25m。其他有4进风斜井、4回风斜井、3回风斜井、6箕斗轨道斜井、瓦斯斜井和5进风井等。 6.瓦斯、煤尘、涌水、自然发火性 煤层瓦斯含量，，，有突出危险；涌水量，；煤尘具有爆炸性；煤层不易自燃发火。 7.设计煤层 8.其它条件以井田地质和矿井实际资料为参数。 1 采区地质特征、储量及服务年限 1.1 采区的地质特征 1.1.1矿井的基本情况 矿井核定生产能力100万吨/年，采区设计能力75万吨/年，可采、局部可采煤层有三层，最大厚度4.16m最小厚度0.29m。煤层SN走向，倾角2745，平均倾角29。井田开拓方式采用平硐暗斜井多水平分区式开拓。 1.1.2采区位置与范围 矿井境界为松藻煤矿申请划定矿区范围矿权设置。北以藻渡河为界，南以松坎河为界，东以上部开采标高730m（包含矿山坑道、地面工业设施在内），有合法小煤矿存在的地段，则以小煤矿的下界为松藻煤矿的上部边界。西至深部标高－200m。井田走向长9.20km。平均倾斜宽1.41km，井田面积13.006km2 1.1.3采区周边煤炭资源情况及开采情况 本井田范围内煤系地层出露于地表，老窑遗迹密布，现有生产井（小煤窑）多为当地农民季节性开采，以采k3煤层为主。由于小煤窑均分布于上部露头区域，绝大多数对－300水平生产无影响，只有藻渡煤矿与－300水平有关系。 藻渡煤矿位于井田的北端，其北界为藻渡河，往南沿走向2900米与我矿相邻，下界为＋100m高程。其井口标高＋350m，年产量15万吨左右。据调查，该矿目前已经延深至＋238m标高，估计5年后将向下延深至＋100m标高。 1.1.4采区地质构造 （1）地层 本井田地层出露由老至新为志留系中统韩家店组（S2h）；二迭系下统栖霞组（P1g），茅口组（P1m），二迭系上统龙潭组（P2l），长兴组（P2c）三迭系下统玉龙山组（T1y），飞仙关组（T1f），三迭系下统嘉陵江组（T1j6）。第四系地层仅在羊叉河谷，两河口向斜等低洼地区有零星分布。 （2）、构造 1、褶皱构造 井田呈单斜构造，地层走向北东，倾向北西倾角20～40，地层产状变化转折位置在6勘线附近，其变化情况是在6线以南、以北、由于受F1、F3断层影响，断层顺走向均产生局部扭动起伏，其幅宽约3～5米，谷峰差约0.1～3米左右。井田内倾角变化总趋势是南缓北陡。 2、断裂构造 井田处于川鄂湘黔隆起褶皱带西缘与四川沉降带东缘的结合部川黔南北构造带中，具体的区域构造位置为龙谷溪背斜西翼次级褶皱酒店垭箱形背斜西翼北段。酒店垭背斜南起铜锣湾，北于望乡台被龙泉寺断裂破坏，轴向N20，长40km，核部为寒武西地层，开阔平缓，倾角410，两翼为奥陶系至三叠系地层。 井田呈单斜构造，地层走向为北北东，倾向北北西，倾角20～40，地层产状变化转折位置在6线附近（井田中部），其变化情况为 6勘探线以南F1断层下盘地层走向为N530～10，倾向NW～SWW，倾角为20～25，F1断层上盘地层走向为N0～5，倾向NWW，倾角25～30。 6勘探线以北地层走向为N0～5，倾向NWW，倾角30～40。 －200水平影响煤层的主要断层有2条，主要分布在6勘探线以南。主要为F1断层组。 F1断层组系暴露式高角度走向逆断层，产状为271286∠6468， H1755m，其发育起于井田南端松坎河，与煤层呈510的交角向北延展3800余米，破坏50200m标高间的煤层。断层两侧派生小构造较多，勘探时已发现f3f19共13条派生断层，伴生断层落差528m，大多数为逆断层，煤层重复达45次，在三水平中F1断层对煤层的影响主要为断层上盘。 该断层由于在形成中受力的作用下，断层旁侧将发生不同的次级断裂构造，将对今后的开采造成影响。 1.1.5 开采煤层状况 （1）含煤性 煤系地层含煤约8层，煤层总厚约5.64米，含煤系数7.1，可采煤层K1、K3b，局部可采煤层K2b，可采煤层总厚3.99米，可采含煤系数5.0 （2）可采煤层特征 K1煤层位于煤系地层底部，层位稳定，下距P1m组顶界8.41～1.42m，上距B26.15～0.79m，平均1.45m，煤层厚1.92～0.21m平均0.96m，一般厚度，结构简单，厚度变化不大，煤层可采性指数（Km）为0.9，厚度变异系数（γ）为25％。 （3）煤质及煤种 根据取样分析，K1煤层为中高发热量的中灰，高硫煤。据煤的变质阶段分析，属高变质阶段，按照全国煤炭分类标准，本区煤层属三号无烟煤类（WY3）。 1.1.6 煤层顶板特征 K1煤层顶板无伪顶，直接顶为泥岩、硅灰岩质，厚0.79～6.15m，平均厚1.45m，属Ⅰ～Ⅱ类易冒落的～中等冒落顶板，强度指数（D）为45，垮落步距10m左右，比重2.71～2.74，抗压强度（⊥自然状态）118.1～132.6MPa，抗拉强度（⊥自然状态）8.7～9.3MPa，普氏系数5。 K1煤层底板直接底板为铝质泥岩，局部为泥质粉砂岩，茅口灰岩，有的具炭质泥岩伪底，与煤层呈假整合接触，厚1.42～8.41m，平均3.77m，比重3.02，抗压强度（⊥自然状态）105.5MPa，抗拉强度（⊥自然状态）1.7MPa，普氏系数4。2．M7-2煤层及顶底板 1.1.7 煤质特点 各煤质均符合动力用煤要求，但硫分太高，对设备及环保均不利，需经洗选脱硫后利用。 1.2 采区的储量及服务年限 1.2.1 采区边界煤柱 （1）煤柱 根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程的相关规定，结合本矿井，在设计利用资源储量中，尚需留设井田边界煤柱、水平煤柱、采区边界煤柱、采区回风上山煤柱、采区区段煤柱等煤柱，具体情况如下 水平煤柱按30m留设； 采区边界煤柱按20m留设； 采区回风上山煤柱一侧留设10m的煤柱，两侧共计20m； 采区区段煤柱因本矿井各可采煤层自燃发火均十分严重，为尽量减轻自燃发火的危害，矿井实际开采中不留采区区段煤柱，采取沿空护巷和沿空掘巷技术作区段顺槽。 水平运输大巷及车场、采区轨道上山及胶带机上山、采区及区段石门集中位于煤层底板岩层中，不留设煤柱。 （2）开采损失 根据矿井多年的生产实际统计资料，生产中断层等地质及水文地质损失量占动用储量的7左右。开采损失即为工作面回采损失，薄煤层按3考虑，中厚煤层按5考虑。 1.2.2 采区的地质储量、工业储量、可采储量 采区生产能力选定为75万t/a。 采区计算的工业储量、设计可采储量分别为 1采区工业储量 ZgHLm1m2m3 γ 式中 Zg---- 带区工业储量，万t； H---- 带区倾斜长度，m； L---- 带区走向长度，m； γ---- 煤的容重，K1＝1.55t/m3，K2b＝1.60t/m3，K3b＝1.45t/m3； m1---- K1煤层煤的厚度，m； m2---- K2煤层煤的厚度，m； m3---- K3煤层煤的厚度，m； （2）设计可采储量 ZK（Zg-P）C 式中 ZK---- 设计可采储量, 万t； Zg---- 工业储量，万t； P---- 永久煤柱损失量，万t； C---- 带区采出率，厚煤层取75，中厚煤层取80，薄煤 层85，这里C0.85； 表1－1 -300米水平各煤层层储量表 煤层 工业储量 可采储量 K1 926.8 787.8 K2b 55.1 46.8 K3b 1774.2 1419.4 合计 2756.1 2254 表1－2 －300米水平各采区各煤层储量表 煤层 一采区 二采区 三采区 合计 K1 300.7 330.7 295.4 926.8 K2b 30.1 25.0 55.1 K3b 500.3 503.1 770.8 1774.2 （断层煤柱k1煤层42.1万吨，k3b煤层321万吨）。 1.2.3 采取服务年限的计算 矿井服务年限按下式计算 式中 T----服务年限，a； Zm----可采储量，ｋt； A----设计年产量，750ｋt/a； K----储量备用系数，本矿井为生产矿井，取1.3。 T8588kt/（1.3750kt/a）8.81a 另外，矿井深部-300ｍ以下有预测资源量，加强勘探，提高储量级别，矿井服务年限有较大的延长余地。 1.2.4 采区采出率的验算 采出率 CZg-P/Zg 式中 C ---- 区采出率， ； Zg ----采区的工业储量，kt ； P ---- 采区的永久煤柱损失，kt ，取Zg6 ； CZg-P/Zg8588.00－515.28/8588.0094.01 85 满足要求 1.2.5采区的工作制度 矿井工作制度矿井年工作日330d，每天4班作业。 2 采矿方法的选择 2.1 选择采煤方法的原则 选择采煤方法，必须满足安全、经济、煤炭采出率的基本原则，努力实现高产高效安全生产。所谓安全，就是必须贯彻“安全第一“的生产方针，做到采煤先进合理，采煤系统可行，技术措施完善。经济就是指高产、高效、低耗、低成本，煤炭质量好。采出率高就是要求尽量减少煤柱损失，减少采煤工作面留煤损失和其他损失，最大限度地提高煤炭资源采出率，以达到国家要求。选择采煤方法应当遵循的三个基本原则，是密切联系又相互制约的，在选择时应当综合考虑。 2.2 影响采煤方法选择的因素 为了满足采煤方法选择的原则要求，在选择和设计采煤方法时，必须充分考虑到具体的地质、技术和经济因素的影响。 （1）地质因素 ①煤层倾角 一般条件下，倾角小于12的煤层，有利于采用巷道简单的倾斜长壁采煤法；倾角大于12的煤层，多数采用走向长壁采煤法。 ②煤层厚度 一般条件下，薄及中厚煤层通常采用一次采全高的采煤方法。此外，煤层厚度还会影响到采煤工作面的长度，影响采空区的处理方法的选择。在开采自然发火期较短的厚煤层时，就必须采取综合预防煤层自然发火的措施，采用全部充填和局部充填法处理采空区。 ③煤层特征及顶底板稳定性 煤层的硬度、煤层的结构（含矸情况）、含煤层及煤层顶底板岩石的稳定性，都直接影响到采煤机械、采煤工艺以及采空区处理方法的选择，影响着采区巷道布置、巷道维护方法、采区主要参数的确定。 ④煤层地质构造 一般情况下，对于地质构造简单，埋藏条件稳定的煤层，有利于选择综合机械化采煤方法；对于地质构造复杂、埋藏条件不稳定的煤层，可选用普通机械化采煤、爆破落煤采煤方法以及其他适应性较强、安全可靠性较高的采煤方法；走向断层的煤层宜采用走向长壁采煤法；多倾斜断层的煤层，宜采用倾斜长壁采煤法。 （2）矿井经济效益 矿井的经济效益是选择采煤方法的重要因素。在选择采煤法时，要研究拟采用采煤方法的投入和产出关系，考虑企业的投资能力和采煤方法的经济效果。还要考虑设备供应和配件、消耗材料的供应情况，尽量保证生产消耗能就地取材，以降低原煤生产成本。 本矿开采倾斜煤层，现生产水平采用走向长壁采煤，根据延深水平煤层赋存条件，仍采用走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板，薄煤层上高档普采。 3 采区巷道布置 3.1 采区布置方案 3.1.1 采区上（下）山布置 上下山布置的选择 方法一一岩一煤上山 优点 ①减少掘进岩矸量，加快掘进速度； ②掘进的同时可同时进行采煤，可提高效益； ③煤巷掘进可增加对煤层地质、煤层情况的了解。 缺点 ①对瓦斯量过高的采区，适应能力较差； ②服务期不能太长； ③只适应于产量不大的采区； ④巷道变形量大，工作维护量及费用比较高； ⑤ 资源损失多。 方法二两条岩石上山 优点 ①少维护或不维护 ②轨巷可作为下采区回风巷。 缺点岩巷掘进量大，准备时间长 方法三机轨合一巷 优点 ①少一条巷道，掘进费用少； ②巷道断面利用率高； ③可以利用轨道检修皮带； 缺点 ①断面大，且掘进时无煤巷定向，施工困哪； ②在与上山或其它巷道联系时输送机与轨道交叉问题； ③上、下区段同采时，难以独立通风。 综合考虑选用机轨双岩巷。 原因 ①煤层底板岩层稳定性好，茅口灰岩属坚固岩层。采区服务年限较如 果用煤巷会使维护费用增多，从而使总的费用较其他方式较多； ②从安全方面考虑，岩巷的使用会使安全系数提高； ③从通风方面考虑，双岩巷较优。 3.1.2 采区上下山层位、高程、倾角、支护及用途 3.1.2.1 采区上下山层位布置的一些原则及最终层位确定 ①煤层或岩层稳定，可布置在同一层位上。 ②大多数是运煤上山低于轨道上山35m 有利于设置溜眼（区段溜煤眼长，容量多，起缓冲作用大） ； 有利于轨道上山布置甩车场（与区段平巷联系时，不存在与运煤上山交叉问题） ；回风平巷接轨道上山的石门短辅助运输需要。 ③为了保证采区煤仓高度，运上高于轨上。 ④采区涌水量大时，可将用于排水的上山（一般为轨道上山）布置低一些。 ⑤煤层走向方向上，上山间隔20～30m 。尽管矿井涌水量大，但采区设有挡水煤柱，所以照常设运煤上山低于轨道上山4 m。它们在走向方向上的间隔设计为20m，且沿倾斜方向每隔200m开掘联络巷，便于检修。 3.1.2.2 采区上下山的倾角设计 设计煤层倾角约为29，为运输方便及选用的上山煤炭运输选为链式链板输送机。原因是刮板运输机具有运输能力大、阻力小、耗电低、事故少、易检修等优点。 3.1.3采区上（下）山的位置的选择 本矿井可采的3层煤均赋存于二迭系上统龙潭组地层中， K1煤层底板垂距5m左右即为二叠系下统茅口组（P1m）灰岩，平均厚120m。100m水平以上大巷和阶段岩巷均布置在K1煤层底板的茅口灰岩中，-300m水平的主要巷道仍考虑布置在茅口灰岩中，井底车场巷道及主要硐室也布置在茅口灰岩中，减少支护和维护费用，有利于矿井防突和瓦斯抽放 3.1.4不同布置方式的经济比较 见表3－1 表3－1 布置方式 比较类型 机轨合一巷 机轨双岩巷 机轨分煤岩巷 维护费用 因断面大，需要一定维护，但费用较低 少维护或不维护。维护费用少 巷道变形量大，工作维护量及费用比较高 掘进费用 少一条巷道，掘进费用少 岩巷掘进量大，准备时间长，掘进费用高 减少掘进岩矸量，加快掘进速度。掘进的同时可同时进行采煤，可提高效益，费用相对较少 安全可靠性 安全可靠性较好 安全可靠性最好 安全可靠性最差 资源损失 无资源损失 无资源损失 资源损失多 服务年限 服务年限长 服务年限长 服务期不能太长 通风方式 上、下区段同采时，难以独立通风。 可以形成独立通风 可以形成独立通风 对瓦斯适应能力 对瓦适应能力较强斯 对瓦斯适应能力最强 对瓦斯量过高的采区，适应能力较差， 3.1.5采区车场的布置 3.1.5.1 选择井底车场形式的原则 1车场的通过能力，应比矿井生产能力有30％以上的富裕系数，有增产的可能性； 2调车简单．管理方便，弯道及交岔点少； 3操作安全，符合有关规程，规范要求； 4井巷工程量小，建设投资省；便于维护；生产成本低； 5施工方便，各井筒间、井底车场巷道与主要巷道间能迅速贯通，缩短建设时间。 车场类型比较 3.1.5.2 采区上部车场 选用平车场，考虑到轨道上山落平点（变坡点）、绞车房及第一区段回风巷三者间距离不大，选用顺向平车场。 车场与回风大巷联系以及它们的位置关系 轨道上山落平以后以水平巷道经过联络巷与采区回风石门、区段轨道平巷、总回风巷连接，在平巷内布置储车线；绞车房与上部车场在同一水平标高上。 采区中部车场 采区中部车场主要有 （1）采区中部绕道车场 特点轨道上山以倾斜的甩车道与水平布置的绕道相连。 应用条件运输上山、轨道上山同一层位，单一薄及中厚煤层双翼采区。 （2）采取中部石门车场 特点轨道上山以倾斜的单向甩车道与区段石门相连，在石门内设储车线。 应用条件采区生产能力较大，采区上山布置在距煤层较远的底板岩层中。 （3）采区中部平巷车场 布置方式采区上山通过甩车道直接与区段平巷连接，在平巷中设储车线； 采用双翼甩车时一翼甩入顶板绕道后再到区段平巷，另一翼直 接甩入区段平巷。 特点两翼有各自独立的调运系统，通过能力大；增加一个交叉点和甩车道，少开一段绕道；两个交叉点上下错开一定距离，与两翼区段平巷连接的工程量不同，或双向甩入不同标高的区段平巷，致使两翼工作面布置长度不同；巷道交叉点不易维护；采区两翼之间的联系不方便。 应用条件地质构造等原因使两翼区段巷为于不同标高。 综合上边给出的条件，集合本次设计给出的地质条件。选择用采区中部绕道车 场，绕道采用绕K1层底部岩层中,轨道上山、运输上山不在同一层位上，轨道 上山高于运输上山5米左右。轨道上山以倾斜的甩车道与水平布置的绕道相连。 3.1.5.3 采区下部车场 采区下部车场方案有 （1）大巷装车式下部车场 车场布置特点①采区煤仓的煤炭直接在大巷车站内装入矿车或输送机，运输上山另设人行联络巷与大巷联系；②轨道上山与大巷通过水平布置的绕道连接；③轨道上山与大巷连接有用顶板绕道（上山倾角）12，起坡点落在大巷顶板，且顶板围岩稳定）。 优点布置紧凑，工程量省；调车方便。 缺点影响大巷生产能力不大，大巷运输不紧张。 （2）石门装车式采区下部车场 车场布置特点运输上山通过采区煤仓和人行巷与采区运输石门联通，在石门内装车；轨道上山通过水平布置的绕道与采区石门联通。 优点工程量相对较小；调车方便；通过能力大；不影响大巷运输。 缺点石门长度有时不够长，要将车场延伸到煤层平巷内或向煤层顶板延伸。 （3）绕道装车式采区下部车场 车场布置特点在大巷底板侧开掘很长的水平布置的绕道作为运输上山下部装车站另设人行联络巷；轨道上山通过绕道与长度较小的采取石门相连。 优缺点;车场岩石开掘工程量大，但在绕道中装车、调车，不影响大巷运输。 应用采区运输石门短，采区生产能力大且大巷运输繁忙。 综合考虑，第三种方案岩石开掘工程量大，会使采区建设费用增多，且采区生产能力不太大。所以不采用这种车场。因石门长度不太长又煤层情况不好，最终选择采用大巷装车式采区下部车场，即第一种方案。 3.1.6采区硐室设计 采区的硐室主要有采区煤仓、采区变电所、采区绞车房和采区水泵房等。 3.1.6.1 采区煤仓设计 大巷采用非连续运输方式时，设置一定容量的煤仓可保证采掘工作面发挥正常生产和高产、高效，发挥运输系统的潜力，保证连续均衡生产。 采区煤仓容量取决于采区生产能力、装车站的通过能力及大巷的运输能力等因素。煤仓的容量目前一般为50 500 t。煤仓容量与采区生产能力的关系见表3－2。 表3－2 煤仓容量与采区生产能力的关系 采区生产能力／Mta-1 0.30以下 0.30 0.45 0.45 0.60 0.60 1.00 1.00以上 采区煤仓容量／t 50 100 100 200 200 300 300 500 大于500 因此设计采区煤仓的容量为300t，形状采用圆形垂直式煤仓。 煤仓尺寸的确定方式。为便于布置和防止堵塞，圆形垂直式煤仓以短而粗为好，但如果断面过大反而会使施工困难且降低有效的煤仓容积。圆形断面直径取2 5 m，以4 5 m为最佳，煤仓过高易使煤压实而形成拱形结构，其高度一般不超过30 m，通常取20 m。故圆形断面直径设计为4m，高度设计为20m。 3.1.6.2 采区变电所设计 采区变电所的布置原则 （1）采区变电所应布置采区用电负荷的中心，使各翼的供电距离基本相等。 （2）变电所的位置应设在铺设轨道的巷道附近，以便于设备的运输。 （3）变电所应设置在采区上山或石门附近的稳定围岩中，所选地点应易于搬迁变压器等电气设备和无淋水、矿压小，易于维护的岩层中。 （4）如果实际条件允许，可利用原有变电所，尽量减少变电所的迁移次数。 （5）一个采区尽量由一个采区变电所向采区全部采掘工作面电器设备供电。 （6）实际生产中，采区变电所多位于运输上山与轨道上山之间或上（下）山与运输大巷交岔点附近。 （7）变电所的地面应高出邻近巷道200 300 mm，且应有3‰的坡度。 因此在运输上山和轨道上山之间布置采区变电所。 3.1.6.3采区绞车房的设计 绞车房的位置应选择中围岩稳定，无淋水、矿压小和易维护的地点；在满足绞车房施工，机械安装和提升运输要求的前提下，绞车房应尽量靠近变坡点，以减少巷道工程量；绞车房与邻近巷道间应有足够的岩柱，一般情况下不小于10 m，以利绞车房的维护。 绞车房应有两个安全出口，即钢丝绳通道及风道。绳道的位置应使绳道中心与上山轨道中心线重合。根据绞车最大件的运输要求，宽度一般为2 000 2 500 mm，长度不应小于5 m，绳道断面可与连接的巷道断面一致，以便于施工。尽量使绳道中的人行道位置与轨道上山保持一致。按风道与绞车的相对位置，风道有右侧、左侧及后方等布置方式， 绞车房的高度的确定与绞车型号大小及安装要求有关。绞车的安装方法有两种，一种设计吊安装，另一种是以三角架进行安装。其设计一般在3 4.5 m左右。绞车房断面一般设计成半圆拱形，用全料石或混凝土拱料面墙砌筑，或用锚喷支护。故采区绞车房设在采区上部车场中，设计尺寸长6m，宽2500mm，高4m。 3.2 采区内划分 3.2.1区段划分 6.4.1 采区倾斜长度 采区沿倾斜划分成若干区段进行回采，划分区段时要合理地确定区段斜长和区段数目。区段内安排一个走向长壁工作面，区段斜长等于工作面长度加一下区段平巷宽度和护巷煤柱的宽度。一般地，工作面长度取10 m的整数倍。在我国目前开采技术条件下，综采工作面的长度不宜小于160 m；普通机械化采煤工作面长度对中厚及以上煤层不宜小于140 m，薄煤层时不宜小于120 m炮采工作面长度可取80 120 m。受断层切割影响时，可适当加长或缩短工作面长度。 实际上，工作面长度和区段斜在不同区段，常常不是一固定数值。当遇到煤层倾角从某部分开始有较大的变化，或遇到有落差较大的走向断层时，区段贩划分应考虑以地质变化或地质构造作为区段边界，以免影响工作面的正常生产。我国矿井实际的采区倾斜长度多为600 1 000 m，近水平煤层盘区的倾斜长度较大可达1 500 m左右。 6.4.2 采区走向长度 6.4.2.1 地质因素 煤层的地质因素，如断层、褶曲以及煤层倾角或厚度的急剧变化等地质因素对采区走向长度有重要影响。工作面通过这些地带，既困难又不安全。对于落差较大的断层，不仅工作面无法通过，而且还要留有一定尺寸的保护煤柱，因此可利用这些地带作为采区边界，以减少回采工作的困难及煤柱的损失。地质构造对采区走向长度往往起决定性的作用。 当由于构造、留设保护煤柱等原因，使采区走向长度较短时，为了保持工作面有一定的连续推进长度，可在采区一侧布置上山，成为单翼采区。 6.4.2.2 技术因素 技术上的因素主要考虑区段巷道的运输、掘进和供电等问题。 以往，区段平巷铺设刮板输送机，采区走向长度受串联输送机台数的限制，一般为800 1 000 m，一翼为500 m。随着带式输送机的改进和广泛应用，区段平巷多为铺设带式输送机，由于一台带式输送机长度可达500 1000 m，所以采区走向长度每翼可以达到500 1 000 m，双翼采区的走向长度可1 000 2 000 m。 区段平巷采用单巷掘进时，受掘进通风影响，采区一翼长度不宜超过1 000 m。 采区变电所通常设置在采区上（下）山附近，因此确定采区走向长度时，必须考虑供电线路的长短。采区走向长度太大将使供电距离增加，电压降加大，会影响到工作面机电设备的启动。当供电电压为660 V时，采区一翼走向长度可达700 m。 综合机械化开采时，为适应加大工作面推进方向长度的要求，平巷内设置可伸缩带式输送机，供电采用移动变电站，采区一翼长度不宜小于1 000 m，有条件时可达到2 000 m以上。 6.4.2.3 经济因素 在经济上，采区走向长度的变化将引起掘进费、维护费和运输费的变化。采区上（下）山、采区车场和硐室的掘进费和相应的机电设备安装费将随采区定向长度的增大而减少；区段平巷的维护费用和运输费将随采区走向长度的增加而增大；而区段平巷的掘进费则与采区走向长度的变化无关。因此，在客观上必然存在着一个在经济上合理的采区走向长度。 目前，根据我国现场的实际情况、缓倾斜、倾斜煤层采区走向长度，双冀采区一般不宜小1 000 1 500 m；采区综合机械化采煤地，采区一翼走向长度不宜小于1 000 m。 近年来由于综合机械化采煤进度加快，采区生产能力逐渐增加，相应要求增大采区走向长度，扩大采区储量，以保证必要的采区服务年限。 采区内区段巷道布置 回采巷道的布置方式与回采工作面使用采煤工艺、煤层的倾角、厚度、层数、层间距等因素有关，一般地可按以下几种方式进行分别设计。 薄及中厚煤层炮采、普通机械化采煤 图10－1 薄及中厚煤层煤采、普采时回采巷道的布置方式 1－工作面运输平巷；2（2’）－工作面回风平巷；3－联络巷；4－煤层底板等高线 6.4.3 采区生产能力 采区生产能力的基础是采煤工作面生产能力，而采煤工作面的产量取决于煤层厚度、工作面长度及推进度。 6.4.3.1 采煤工作面生产能力 一个采煤工作面产量A0（万t／a）为 （6－1） 式中A0采煤工作面长度，m； V0工作面年进度，m／a； m工作面采高（放顶煤工作面包括顶煤厚度），m； γ煤的密度，t／m3； C0工作面采出率。 采煤工作面的年进度一般可达综采工作面1 000 1 200 m；普采工作面≥700 m；炮采工作面420 540 m。 6.4.3.2 采区生产能力 采区的生产能力与采区内同采工作面的个数有关。采区中同时生产的工作面个数一般为1 2个。综采时宜为一个，普采时宜为两个，炮采时可达23个。 采区生产能力AB（万t／a）为 （6－2） 式中n同时生产的工作面数，个； k1采区掘进出煤系数，可取为1.1左右； k2工作面之间出煤影响系数，n 时可取0.95，n 3时可取0.9。 6.4.3.3 采区生产能力的验算 对AB需按各环节通过能力进行验算。AB应由必要的采区上（下）山运输设备生产能力来保证，即 （6－3） 式中An设备小时能力，t／h； K产量不均衡系数，可取1.2 1.3； T日工作（出煤），h； η0运输设备正常工作系数，可取0.7 0.9。 AB还应满足采区通风能力、风量和风速限制的要求，即 （6－4） 式中S 巷道净断面，m2； v 巷道内允许的最大风速，m／s； c 日产1 t煤的供风电，m3／mint； c1 风量备用系数（产量及瓦斯涌出的不均衡性）。 采区车场的通过能力，一般不会限制采区生产能力。 6.4.4 采区采出率及采区煤柱尺寸 6.4.4.1 采区采出率 采区（煤炭）采出率是指采区储量中所能采出的储量占采区含量的比重。 采区开采过程中的煤炭损失主要有工作面落煤损失，约占3％ 7％（厚煤层留煤皮或放顶煤开采时另行计算）；采区区段煤柱、上下山煤柱、采区隔离煤柱等各项煤柱损失，根据煤柱尺寸不同及考虑煤柱的回收状况分别加以计算。 为了提高采出率，在采区巷道布置中，应力求减少煤柱损失。首先是合理确定煤柱尺寸、或采取措施取消区段煤柱或上下山煤柱；其次是在必须留设煤柱时，尽量提高煤柱的采出率；再就是适当加大采区尺寸、相对减小采区隔离煤柱及上下山煤柱损失所占的比例。 6.4.4.2 采面煤柱尺寸 采区煤柱尺寸与煤柱承受的矿山压力大小和煤体本身的强度有关。煤柱所受的矿山压力愈大，采区煤柱的尺寸就应该愈大；反之采区煤柱尺寸应该减小。 上（下）山开掘在煤层底扳岩石中，只要有一定的岩柱厚度，其上部煤层就不必留保护煤柱。如在煤层中开掘时，对薄及中厚煤层，上山一侧或两上山之间留设煤橍宽度20 m左右，对厚煤层采区上山一侧。留设煤柱宽30 40 m，两上山间留煤柱宽20 25 m。 在区段运输平巷和轨道平巷之间留设区段煤柱，对于一般煤质和围岩条件的近水平、缓倾斜及倾斜煤层、薄及中厚煤层不小于8 15 m，厚煤层不小于5 20 m。 采区边界煤柱的作用是将两个相邻采区隔开，防止万一发生火灾、水害和瓦斯涌出时相互漫延；避免从采空区大量漏风，影响生产采区的风量。采区边界煤柱一般宽10 m左右。 断层煤柱的尺寸大小取决于断层的断距、性质、含水情况，落差很大断层，断层一侧的煤柱宽度不小于30 m；落差较大的断层，断层一侧煤柱宽度一般为10 15 m；落差较小的煤层通常可以不留设断层煤柱。 四、劳动组织及主要技术经济指标 第一节 劳动组织 作业方式、劳动组合、劳动力配备、出勤率等，见表12。 表12 劳动组织图表 序号 工种 在册 人数 班次及出勤人数 备注 Ⅰ Ⅱ Ⅲ Ⅳ 合计 1 打眼工 2 爆破工 3 拌料工 4 装岩机司机 5 喷浆机操作工 6 绞车司机 7 推车、摘挂钩工 8 机电维修工 9 其他 10 班长 11 合计 第二节 循环作业 根据工艺流程，规循环作业方式（日、半规循个数），规循进尺，编制正规循环作业图表，采用正规循环作业，提高工时利用率，见表13。 表13 循环作业图表 工序顺序 工序 名称 工序 所需 时间 循环作业时间 备注 中班 夜班 早班 1 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12