4第四章 采区布置及装备
第4章煤矿开采设计盘区布置及装备
第四章盘区布置及装备第一节采煤方法一、采煤方式的选择采煤方式的选择，应依照煤层赋存情形、开采技术条件、地面爱惜要求、设备供给状况和平安、产量、效率、本钱和煤的回收率等诸多因素，综合考虑后确信。
本井田具有以下特点：(1) 井田地质构造简单，煤层赋存平缓，整体为一同沉积构造，两翼倾角转变不大，一样在1～3°之间。
井田内无岩浆活动，也未发觉大的断裂构造。
(2) 井田含可采煤层4层（自上而下编号为3-2、3-3、4-1、4-2煤层），其中主采煤层为4-2煤层。
3-2煤层可采区厚度为～，平均；3-3煤层可采区厚度为～，平均；4-1煤层可采区厚度为～，平均；4-2煤层可采区厚度为～，平均。
矿井初期开采范围内只有4-2煤层。
(3) 4-2煤层大体顶板为小街砂岩，厚度一样为15～20m，岩性以中细粒砂岩为主，属较稳性顶板；直接顶板为泥岩，局部地段变薄为零，属不稳固性顶板；4-2煤层底板多以泥岩、炭质泥岩、粉砂岩为主，属稳固性差至较稳固底板。
井田内各煤层瓦斯含量低，瓦斯分带属N2带。
各煤层具有煤尘爆炸性危险。
井田为地温正常区，无地热危害。
(4) 本井田煤层埋深较大，4-2煤层最大埋深，最小埋深，一样埋深为510～730m。
(5) 本井田地面人员稀少，仅零星人员居住，衡宇简陋，因此设计按搬迁或采后维修、补偿考虑。
另外，煤层开采后对从本井田地表穿过的铜川矿务局玉华煤矿供水管道阻碍不大。
(6) 矿井为现代化大型矿井，生产能力大。
依照上述特点，设计以为适合本井田4-2煤层的采煤方式有两种：综采放顶煤采煤法和厚煤层分层人工假顶采煤法。
1. 综采放顶煤采煤法(1) 综采放顶煤采煤法优缺点分析综采放顶煤采煤法是一种最近几年来迅速进展和推行的特厚煤层采煤技术。
它是在特厚煤层的底部布置回采工作面，除采纳滚筒式采煤机正常割煤外，还利用矿山压力或辅以人工松动方式使工作面上方顶煤破碎，并随着工作面的推动，顶煤依托自重从液压支架的上方或后方放出。
毕业实习报告
目录毕业实习时间 (3)毕业实习地点 (3)毕业实习目的 (3)毕业实习内容 (3)毕业实习公司简介 (4)第一章地质特征 (5)第二章井田开拓 (8)第一节大巷布置及层位选择 (8)第二节采区划分及开采顺序 (9)第三章井下运输及设备 (10)第四章采区布置及装备 (11)第一节采煤方法的选择 (11)第二节回采工作面采煤装煤运煤方式及设备选型 (11)第三节回采工作面参数确定 (12)第四节掘进巷道支护及设备 (12)第五章通风安全 (14)第一节通风方式与通风设备 (14)第二节通风设施 (14)第三节防止漏风及降低风阻的措施 (15)第六章提升排水压缩空气设备 (16)第一节提升设备 (16)第二节排水设备 (17)第三节压缩空气设备 (18)第七章供电 (20)第一节地面供电 (22)第二节井下供配电 (22)第八章地面工业广场布置 (23)毕业实习总结 (24)一、实习时间2013年5月1日—5月15日二、指导老师：孙建新三、实习地点：山西霍宝干河煤矿有限公司四、实习目的：通过本次实习，开阔视野、增长见识、拓宽自我知识面，了解了本专业相关方面的知识；此次实习，提高自我分析问题能力及解决问题能力，加强了理论与实践相结合的锻炼，并能根据不同的地质条件，运用所学的理论知识对生产建设中所存在的问题进行具体分析和研究，提出修改意见。
五、实习内容：1、通过学习，对矿井开拓、生产系统、准备系统有了全面系统的认识。
2、通过听报告、查阅资料、读图等，收集毕业设计所需的地质资料，了解该矿井的地质、水文条件以及交通、位置及气候条件等。
3、熟悉矿井的开拓方式、井型、服务年限、储量，及目前矿井的开采程序，采掘比例、矿井通风等。
4、熟悉该矿井的生产系统（提升、运输、排水、通风等系统）及所选用的主要设备。
5、熟悉采区的巷道布置、生产系统、储量、服务年限、年产量及技术经济效果。
6、通过听报告、查阅资料、井下劳动和参观实习等实习形式，熟悉采煤工作面作业规程的编制，回采工艺及生产设备、循环作业方式、劳动组织、安全措施，了解各类巷道的掘进方式、工艺及支护方法。
4.0Mt 盘区布置及装备
第四章盘区布置及装备第一节采煤方法一、采煤方法的选择及装备(一) 煤层条件适宜的采煤方法是建设高产高效矿井的关键。
影响采煤方法的因素很多，概括起来主要有地质构造、煤层埋深、煤层赋存状况、煤层厚度及硬度、煤层结构、顶底板条件、煤质条件及矿井生产能力等。
1. 煤层特征本井田含可采煤层3层，即5、3-2、2号煤层，其中5、3-2号煤为主采煤层；2号煤为局部可采煤层。
各主采煤层特征分述如下：5号煤：厚度0.51m～2.95m，平均厚度2.19m，赋存范围内全部可采，属结构较简单、稳定的中厚煤层，可采面积约为78.25km2，煤层底板标高在+970m～+1085m之间；煤层埋深在35m～529m之间，平均328m。
含较稳定的1～3层夹矸，单层夹矸厚度5～49cm，夹矸为粉砂岩及泥质粉沙岩，结构较简单。
煤层顶板岩性大多为灰黑色薄～中厚层状的油页岩，局部为灰色厚层状的粉砂岩，直接顶板岩石饱和抗压强度一般为3.04～54.34MPa，平均19.09MPa，软化系数0.15～0.76，属软岩～较坚硬岩石，但其中油页岩易崩解为不坚固岩石（Ⅰ）。
底板以泥质粉砂岩和泥岩为主，个别底板为细粒砂岩和中粒砂岩，岩石饱和抗压强度一般为5.74～38.18MPa，平均18.12MPa，软化系数0.16～0.72，属软岩～较坚硬岩石。
3－2号煤：全区可采，煤层厚度0.62m～1.87m，平均1.10m，属结构简单稳定的薄煤层，煤层底板标高在+895m～+1045m之间，煤层埋深在72m～579m，平均377m。
该煤层含较稳定的1层夹矸，少数不含或含2层夹矸，单层夹矸厚度一般为0.05m～0.28m，夹矸为泥质粉沙岩或泥岩。
煤层顶板岩性为粉砂岩、细粒砂岩，岩石饱和抗压强度一般为6.35～46.36MPa，平均20.78MPa，软化系数0.21～0.92，属软弱～中硬岩类。
底板以粉砂岩、泥质粉砂岩为主，次为细粒砂岩和泥岩，岩石致密、完整，裂隙不发育，岩石饱和抗压强度一般为7.71～36.75MPa，平均22.68MPa，软化系数0.36～0.72，软弱～中硬岩类。
第四章--采区巷道布置(第二版)
第四章–采区巷道布置(第二版)1. 简介采区巷道布置是煤矿开采工程中的一个重要环节。
好的采区巷道布置可以提高煤炭的采出率，同时保证矿工的安全。
本文档主要介绍采区巷道布置的相关知识，以及注意事项。
2. 采区巷道布置要点2.1 巷道布置原则(1)采区巷道布置应尽量贴近矿体结构，保证巷道走向尽量平直，垂直于煤层走向或近似垂直。
(2)巷道布置应考虑采区的煤层厚度变化情况，在煤层较薄区域，巷道宽度要适当减小。
(3)为了避免采空区对采区巷道的影响，应尽量避开采空区和煤柱，以减少在巷道掘进过程中煤层变形和巷道变形的情况。
(4)巷道布置应符合防火、防爆、通风、揭露瓦斯、矿压控制等要求。
2.2 巷道断面设计(1)采区巷道断面设计应按照国家标准和矿井安全标准进行设计。
(2)巷道设计要满足通风、输送、排水、矿压控制和安全出口的要求。
(3)巷道断面设计要考虑巷道内车辆和工人通行的要求，同时要考虑巷道的强度和稳定性。
2.3 巷道加固(1)巷道加固应根据不同煤层的地质条件、巷道断面设计、采区矿压等因素进行加固设计。
(2)巷道加固材料要符合国家标准和行业规范，使用应符合施工方案和工艺规范。
2.4 巷道支护(1)巷道支护应采用护栏、钢筋网、螺杆钢等材料进行加固。
(2)巷道支护结构应满足通风、输送、排水、矿压控制和安全出口的要求。
(3)巷道支护要考虑煤矿不同开采阶段的不同需求。
2.5 采区巷道长度控制(1)采区巷道长度一般不应超过200米。
(2)巷道长度过长时应加强支护和加固。
(3)巷道长度过长时，应加强通风设备的管理，保证采矿环境的安全和合理。
3. 注意事项(1)采区巷道布置应根据具体煤层、矿体结构和采动方式进行布置。
(2)巷道布置应严格按照规范要求进行设计和施工。
(3)工人应严格按照作业规程进行作业，防止对巷道安全造成损害。
(4)巷道实测数据应及时更新，根据数据进行巷道管理，及时发现并解决问题。
4. 总结好的采区巷道布置可以提高煤炭的采出率，并保证矿工的安全。
第四章 采区巷道布置(第二版)
第四章采区巷道布置地下煤炭开采时，往往将开采水平沿走向划分为若干采区，作为矿井的基本生产单元。
在采区范围内开掘一系列巷道，构成完整的采掘、运输、通风、供电和排水等生产系统，称为采区巷道布置。
采区巷道布置根据煤层数目的多少分为：单一煤层巷道布置、煤层群分组联合布置；根据煤层倾角大小分为：采区（盘区）巷道布置、倾斜长壁开采巷道布置。
采区巷道布置设计是矿井生产技术管理的重要工作之一，主要内容包括：上山位置、数目、相对位置确定；上部车场、中部车场和下部车场形式选择；岩石集中巷或底板瓦斯抽采巷道布置；联络巷道布置设计；采煤工作面运输顺槽、回风顺槽、切眼布置；采区煤仓、溜煤眼设计；进、回风斜巷设计；顶板瓦斯抽采巷道或瓦斯排放巷布置设计等。
采区巷道布置是否科学、合理，直接影响到矿井安全生产和经济效益。
对采区巷道布置总的要求是；安全可靠，环节简单，运输、通风线路顺，巷道工程量省，设备占用少，车场线路布置和巷道断面有利于提高单产、单进水平，有利于机械化、自动化，巷道层位的选择有利于掘进和维护，在整个服务期限内维护费用低。
但生产矿井采区巷道布置中普遍存在以下问题：1.岩石巷道位置不合理为采区服务的上下山、进风、回风大巷位于构造带附近或应力集中区，在巷道层位的选择时，没有充分考虑顶底板岩石性质，巷道位于整体岩性较差的层位中，施工和维护成本高。
底板岩石巷道距离煤层的距离要么太近、要么太远，没有综合考虑安全和效益的关系，导致与煤层相联的巷道工程增加，瓦斯抽采的穿层钻孔工程量增大。
2.设计内容不全设计中图中没有水沟、管线吊挂位置，没有考虑施工时风筒吊挂尺寸、瓦斯抽采时钻机安装尺寸，没有考虑电缆和穿墙管的位置、数量，没有轨道和道岔铺设内容，没有巷道转弯曲线或曲线半径太小；没有考虑巷道中设备安装位置和安装尺寸需求，巷道施工完成后，无法安装设备。
图纸中不标注巷道坡度和坡向，也不标注巷道方位角。
3.巷道断面设计不合理巷道断面设计没有考虑服务期间巷道变形因素、设备与巷帮距离不够，行人安全间距不够，巷道高度、宽度不能满足设备布置和瓦斯抽采钻孔施工需要。
第四章采区布置及装备
第四章采区布置及装备第一节采煤方法一、首采区地质构造及煤层赋存特征1、首采区位置一采区位于工业场地东南侧，北以工业场地保护煤柱和村庄保护煤柱为界，南以F45、断层和村庄保护煤柱为界，东以F51断层和村庄保护煤柱为界，西以F50、F14、F57断层为界。
南北（走向）长约2900m，东西（倾斜）宽650～1300m，面积2.5km2。
采区计算可采储量1174.3万t，服务年限18.6a。
2、采区地质构造首采区形态类似一个不完整背斜的转折端，总体为向东倾伏的单斜构造，受F50、峄山断层等的影响，局部发育次一级褶曲，区内断裂构造发育，对开采影响较大的断层有11条，其中落差大于50m的走向断层有4条，其中落差大于30m的走向断层有2条；落差大于30m的倾向断层有3条，落差大于20m的倾向断层有2条（详见表4-1-1）。
另有落差小于10m的断层20条，对开采有一定影响。
表2-5-1一采区断层一览3、煤层赋存特征采区内含可采煤层两层，分别为2、3煤层。
其中3煤为主采煤层，厚度在5.95m～上8.09m之间，平均厚度为7.26m，煤层倾角一般在16～25°，平均在21°，计算可采储量为965.3万t；2上煤层厚1.03～1.65m，平均1.10m。
煤层倾角一般在20°左右，计算可采储量为209.0万t；两煤层间距26.9～31.4m，平均29.1m。
4、煤层顶底板岩性3煤直接顶以砂质泥岩、泥岩、粉砂岩为主，个别孔为细砂岩，砂质泥岩、粉砂岩抗压强度为55.11～94.83MPa，孔隙率1.9～4.5%,泥岩的抗压强度为48.15 MPa，属中等稳定～稳定顶板，根据临近生产矿井资料，顶板冒落性能为中等冒落的顶板；老顶为灰白色硅泥质胶结的中、细砂岩，较硬，抗压强度为55.11～94.83Mpa。
底板以泥岩、砂质泥岩为主，孔隙率2.3～3.8%,厚度0.99～2.46m，据生产矿井资料,底鼓的可能性很小。
矿井水平、采区设计管理规定
公司矿井水平、采区设计管理规定为提高公司各矿井水平、采区设计质量，进一步完善采矿工程设计工作，依据煤炭行业法律法规及技术标准，针对国家安全监管总局、国家煤矿安监局印发的《煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本标准〔试行〕》的要求，结合公司具体情况，特对原《采矿设计管理方法》进行了修改和完善，具体如下：一、设计编制依据设计编制的依据：已经批复的矿井已有相关设计和地质报告或地质说明书、《煤矿安全规程》、《煤炭工业设计标准》、《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿井下安全避险“六大系统”建设完善基本标准〔试行〕》、《煤矿防治水规定》及国家、省有关煤矿安全生产的法律法规及技术标准等。
二、设计编制资质1、生产矿井的水平设计〔含安全专篇、防突专项设计〕由矿区设计院设计。
矿区设计院不能满足资质要求的，经公司总工程师同意，可外委其他具备设计资质的设计单位设计。
2、采区设计〔含防突专项设计〕由各矿自行编制，特殊情况需外委设计单位设计的，必须经公司总工程师批准。
3、工作面及其它小型设计必须由各矿自行编制。
三、水平设计、采区设计、工作面设计编制的内容《防止煤与瓦斯突出规定》要求：有突出危险的新建矿井及突出矿井的新水平、新采区，必须编制防突专项设计。
公司所属各矿井在编制水平延深设计的同时，编制包括瓦斯治理内容在内的安全专篇，安全专篇对安全避险“六大系统”设计要做详细说明；煤与瓦斯突出矿井还必须编制水平防突专项设计。
各矿井所有采区必须编制采区设计，煤与瓦斯突出矿井还必须同时编制防突专项设计。
放顶煤工作面必须编制工作面设计。
以上设计必须报公司批准，安全专篇由公司安监局组织审批，防突专项设计由公司一通三防部组织审批，其它设计由公司总工办组织审批。
设计编制的具体内容见附件〔安全专篇具体内容另行下发〕。
四、设计上报要求公司各生产矿井的水平延深设计及安全专篇、防突专项设计，采区设计、采区防突专项设计、联合布置采区新煤层首采面设计和悬移支架放顶煤工作面设计须报公司审批后方可实施。
煤矿开采学1第四章 单一走向长壁采煤方法-1
I
9
8
13
7
15
11 14
12
A 10
11' 14'
12'
5
64
பைடு நூலகம்
10'
17
A
18
3
21
18 3
1,2
I
I
I
11 10
11'
12
10'
4,5,6
12'
16
9 7
13 8
（2）巷道布置特点 上山、区段平巷、联络巷布置在煤层中； 车场及硐室布置在岩层中。
18 3
1,2
11 10
10' 11'
12
4,5,6
1、工作面通风的要求
符合安全规程，防止上隅角瓦斯聚积；
防漏风； 通风系统简单；
上隅角
风巷断面足够。
2、通风方式 1）U型通风 通风系统简单，漏风少， 风流线路长，变化大。
适用： 瓦斯不太大，我国常
用； 瓦斯大，设瓦斯尾巷
通风、排放上隅角瓦斯。
2）Z型通风 顺流通风方式，风路短， 通风效果比U型好。 需沿空留巷。
5
64
10' 17
2、区段倾斜长度
巷
柱
面
巷
区段
区段斜长：L区 = L面+ 2L巷+ L柱 区 段 煤 柱 宽 度 ： 双 巷 布 置 与 掘 进 一 般 8-20m ， 无
（小）煤柱护巷0-5m。
区段巷道宽度：一般2.5-5.0m，炮采、普采面一般 2.5-3.5m，综采面一般3.5-5.0m。
我国煤矿长壁工作面长度一般120-400m。炮采 面长度一般小于普采和综采面长度，综采面长度不 宜小于150m。
采区设计及巷道布置方案
采区及工作面布置方案第一章采区概述及地质特征第一节采区概况工作面位于副井运输巷1790水平北翼，北为矿井边界（1、2号矿拐点中段），南边为1790南运输巷（新主井与主井联络巷），1830水平以上为22煤六班采区，南东边为未采区，地面为荒山小灌木丛林，无任何建筑物，掘进对地面无影响。
根据历年来的实际生产和瓦斯等级鉴定，区域内瓦斯相对涌出量在25m3/吨以上；煤层不具有爆炸性；根据煤样鉴定结果，K17煤属不易自燃，K22煤属容易自燃。
区域内无采空区和积水，偶有二号副井1830水平22煤采区巷道积水渗透至采区巷道。
第二节地质特征矿区内受浸蚀切割，形成高原低山地形，海拔一般在1850-2100米之间，井田内沟谷发育，多陡坡，地表相对高差250米，山脉走向北东向（40-60度），与区域构造线走向一致。
矿区为构造剥蚀低中山地貌，山脉走向为北东向，与区域构线方向一致，近似南北及北东向冲沟发育，矿区南部段地势高，为北东小的分水岭，分水岭南东冲沟水流入北干溪，分水岭北西冲沟水流入大舍溪，小北干溪在矿区北东外1km与大舍溪汇合，汇口处标高为1850米。
矿区范围外北300米有一条大舍溪，自南西向北东流，流量为0.6L/s-1100L/s，区内多为近似南北的季节性小溪，依地势向北注入大舍溪，由于矿区内山高坡陡，排泄条件好，地表水对井下开采无影响。
根据矿区出露地层的岩性组合特征，结合区域水文地质资料和历年来的开采情况分析，矿区内地层结构松散，透水性较好，无泉水出露，雨季时地形地貌处形成暂时渗流，富水性弱，对矿井开采影响不大（一）地层矿区内出露地层由新至老有第四系、下三选统、上二选统宣威煤系至峨眉山玄武岩，现将矿区地层由新至老叙述于下：1、第四系（Q）主要是砂砾层、泥炭层、粘土、亚粘土层组成，分布在1-8勘探线Ⅰ煤段之上，厚度约20米左右。
2、下三选统飞仙关组（T1f1-T1f4）飞仙关组厚400-430米，岩性单一，以紫-灰紫色粉砂质泥岩夹粉砂岩与细砂岩互层，T1f1与下伏煤系为假整合接触。
第四章 盘区布置及装备
第四章盘区布置及装备第一节采煤方法一、首采盘区及工作面位置根据本井田煤层赋存条件和现大地精煤矿、大水沟煤矿的煤层开采情况及吴滁壕区的开采范围，首采盘区位置选择主要考虑以下几点：（1）煤层赋存条件好，开采技术条件较优越。
（2）地质构造简单。
（3）资源可靠，储量级别高。
（4）地面无建筑物，村庄少，不压煤。
（5）应位于井底附近，初期工程量省。
根据本矿井目前的开采情况，考虑以上设计原则，设计将301盘区作为本矿井的首采盘区。
301盘区南北走向长1500m，东西宽1500m。
可采储量约3.94Mt，服务年限2.5年。
由于本矿井为小煤窑的技术改造矿井，盘区储量少，盘区服务年限偏短。
二、采煤方法（一）开采技术条件1.构造本井田煤田基本构造形态为一向南西倾斜的单斜构造，地层产状平缓，倾角一般1—3°，无明显褶皱及较大的断层，仅在局部发育有宽缓的波状起伏，无岩浆岩侵入，地质构造简单。
2.煤层及顶、底板条件Ⅱ—3煤层为零星可采煤层，在301盘区已采完。
仅在302盘区局部有分布，不宜于机械化开采。
Ⅲ—2煤层：井田内均有赋存，除东南部不可采外，其余地段可采，煤层自然厚度0.15～4.52m，平均2.92m，可采纯煤厚度1.40～4.52m，平均3.12m，煤层结构简单，不含夹矸。
顶板岩性为泥质粉砂岩及砂质泥岩，底板为粉砂岩。
与下部Ⅳ—2煤层间距38.93～68.85m，平均50.36m。
Ⅳ—2煤层：井田内全部可采，煤层自然厚度0.18～4.57m，平均2.66m，可采纯煤厚度0.88～4.57m，平均2.77m，煤层结构简单，不含夹矸或含1层夹矸，夹矸岩性为灰黑色泥岩。
顶板岩性为细粒砂岩、砂质泥岩，底板以砂质泥岩为主。
与下部Ⅴ—1煤层间距37.60～87.00m，平均47.00m。
Ⅴ—1煤层：井田内全区可采，煤层自然厚度0.13～2.00m，平均1.40m，可采纯煤厚度0.82～2.00m，平均1.46m，煤层结构简单，不含夹矸。
下沟矿设计说明书毕业设计
下沟矿设计说明书毕业设计目录第1章矿井地质概况 (1)1.1 矿井位置及交通 (1)1.1.1 交通位置 (1)1.1.2地形地貌 (2)1.1.3 气象及水文情况 (2)1.1.4 矿区概况 (2)1.2矿井地层及地质构造 (3)1.2.1 矿井地层 (3)1.2.2 地质构造 (5)1.3 矿井赋存特征及开采技术条件 (7)1.3.1 煤层及煤质 (7)1.3.2 瓦斯赋存状况、煤尘爆炸危险性、煤的自然性及地温情况 (12)1.3.3水文地质 (12)1.4水文地质勘查类型 (14)第二章井田开拓 (15)2.1矿井境界及储量 (15)2.1.1井田境界 (15)2.1.2 资源/储量 (16)2.2 矿井设计生产能力及服务年限 (21)2.2.1 矿井工作制度 (21)2.2.2 矿井设计生产能力 (21)2.2.3矿井设计服务年限 (21)2.2.4 矿井生产能力的确定 (21)2.3井田开拓 (22)2.3.1 工业场地及井口位置的选择 (23)2.3.2井筒形式的确定 (24)2.3.3井筒数目的确定 (26)2.3.4井田划分及开采顺序： (26)2.3.5开采水平划分及水平标高的确定 (27)2.3.6阶段运输大巷和回风大巷的布置 (27)2.4 井筒 (28)2.4.1井筒断面设计 (28)2.4.2井筒参数确定 (31)2.5井底车场 (31)2.5.1井底车场形式选择及硐室布置 (31)2.5.2井底车场线路设计 (32)2.5.3 井底车场通过能力计算 (32)2.6 方案比较、确定开拓系统 (33)第三章大巷运输及设备 (37)3.1大巷运输方式及设备 (37)3.1.1大巷煤炭运输方式的选择 (37)3.1.2大巷辅助运输方式选择 (38)3.2 矿车 (39)3.2.1矿井车辆配备 (39)3.2.2 井巷铺轨 (40)3.3运输设备选型 (40)3.3.1电机车选型 (40)3.3.2带式输送机选型 (41)第四章采区布置及装备 (42)4.1 采区布置 (42)4.2采区划分 (42)4.3采煤方法 (44)4.3.1 采煤方法的选择 (44)4.3.2 工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型 (45)4.3.3 工作面顶板管理方式及支架选型 (48)4.3.4 工作面的重要参数 (50)4.4、采区巷道布置 (50)4.5、巷道掘进与掘进机械化、 (51)4.6、工作面设备确定 (52)4.7 劳动组织 (53)4.8 技术经济指标分析 (55)第五章矿井通风与安全 (56)5.1 拟定矿井通风系统 (56)5.1.1 确定通风方式 (57)5.1.2 确定通风方法 (57)5.1.3 采区通风 (58)5.1.4 工作面通风系统 (58)5.1.5 矿井通风网络 (59)5.2 矿井通风容易与困难时期的通风阻力计算 (59)5.3 计算矿井总风量 (62)5.3.1 回采工作面需风量确定 (63)5.3.2 掘进工作面需风量确定 (65)5.3.3 其它需风量确定 (65)5.3.4 矿井总风量的确定 (66)5.4 矿井通风设备的选型 (66)5.4.1 通风机所需风量、负压计算 (67)5.4.2 通风机选型 (67)5.4.3 通风设备配电及控制 (68)5.5 计算矿井通风等积孔 (69)5.6 预防瓦斯、火、矿尘、水和顶板等事故的安全技术措施 (70)5.6.1 通风安全技术措施 (70)5.6.2 预防瓦斯灾害的措施 (71)5.6.3 预防煤尘灾害的措施 (71)5.6.4 防火、防爆措施 (72)5.6.5 预防井下水灾的措施 (72)5.6.6 防止冒顶安全措施 (72)5.6.7 其它安全措施 (72)5.7 矿井下安全避险“六大系统” (73)5.7.1 监测监控 (73)5.7.2 人员定位 (73)5.7.3 通讯联络 (73)5.7.4 紧急避险 (74)5.7.5 压风自救 (74)5.7.6 供水施救 (75)第六章矿井提升、运输、排水、压缩空气设备选型 (76)6.1 矿井提升设备选型 (76)6.1.1 主斜井提升设备选型 (76)6.1.2 副斜井提升设备选型 (80)6.2 主运输设备选型 (83)6.3 矿井排水设备选型 (87)6.4 压缩空气设备选型 (90)第七章环境保护 (91)7.1 环境现状及地面保护物概述 (91)7.2主要污染源及污染物 (91)7.3资源开发对生态环境影响与评价 (92)7.3.1 开采沉陷损害影响预侧分析 (93)7.3.2 开采沉陷对耕地损害的预计评价 (93)7.3.3开采对水资源的破坏影响 (93)7.3.4开采对矿区大气环境的影响 (93)7.3.5开采可能引起的地质灾害的预测 (94)7.4资源开采环境损害的控制与生态重建 (94)7.4.1 控制开采引起地表建筑设施的开采方法 (94)7.4.2 开采引起环境损害的控制方法与土地复最及生态重建 (94)7.4.3 矿区资源开采引起污染的防治措施与方法 (94)参考文献 (97)致谢 (98)第1章矿井地质概况1.1 矿井位置及交通1.1.1 交通位置彬县煤炭有限责任公司下沟煤矿，位于彬县县城西偏北约5km处的水帘乡境，地理坐标：东经107°59′21″—108°03′00″，北纬35°03′10″—35°04′41″。
新疆维吾尔自治区现代化标准煤矿建设管理办法
第一章总则第一条为加快现代化煤矿建设步伐，提升煤矿科技装备和管理水平，保障安全生产，促进自治区煤炭工业转型升级，根据国家相关标准和规定，结合实际，制定《新疆维吾尔自治区现代化标准煤矿建设管理办法》（以下简称《办法》）。
第二条现代化标准煤矿是生产规模化、管理科学化、装备现代化、队伍专业化和信息化水平高、资源利用率高、安全有保障、经济效益好、生态环境治理达标的煤矿。
第三条《办法》适用于生产建设规模60万吨/年及以上井工煤矿和300万吨/年及以上露天煤矿。
其他煤矿参照执行。
第二章煤矿地质保障第四条煤矿应有可靠的资源储量，煤矿生产建设规模与资源储量相匹配。
第五条煤矿应按《煤矿地质工作规定》，加强和规范煤矿地质工作。
煤矿应对地质构造、煤层及其顶底板厚度和岩性、矿井瓦斯（水、气）富集区、地应力集中带等进行精细探测。
建立煤层、煤质、储量、构造、瓦斯地质、水文地质、顶底板、工程地质等完善的地质、测量资料数据库和矿山三维地理信息系统。
建立各类图件的数字化处理系统，实施地质、测量、水文与其它相关专业图件的一体化管理，实现煤矿地质信息有机集成和资源共享，开展煤矿地质条件量化超前预测与综合评价。
第六条矿井每个采区开采前应查清地质构造、瓦斯等级、涌水量、煤层自然发火期、煤尘爆炸危险性、顶底板岩性、火烧区、老空区分布等开采技术条件，编制采区地质报告，作为采区设计和开采的依据。
第三章煤矿开拓与开采第七条矿井原则上只设置一套煤炭提升主系统。
特大型矿井立井开拓时可设置两套提升主系统。
第八条井工煤矿按照“一矿一井一面”模式建设。
符合下列条件之一的矿井，可建设“一井两面”：1.千万吨以上的特大型矿井；2.薄、厚煤层配采或高、低硫（灰）煤层配采的；3.薄煤层开采的；4.煤与瓦斯突出、冲击地压保护层开采的；5.急倾斜煤层开采的。
千万吨以上的特大型矿井，若采用薄、厚煤层配采时，井下采煤工作面最多不超过三个。
第九条井工煤矿至少设置主井、副井和风井三条井筒。
采煤概论第四章 采煤方法
2006年底全国有高产高效矿井197个 共产煤6.352亿吨（占全国当年煤炭产量29%） 平均产煤331万吨/矿。 2006年底全国有442个综采面 （占全国2.5万个工作面1.8％ ） 2006年底全国有363个普采面 （占全国2.5万个工作面1.5％ ）
综采工艺
综采参数：
综采面长150米--400米
I 3 5 4
5
2 1 I 6 7
I I
6 7 1 2 4
3
薄及中厚煤层采煤方法
倾斜长壁采煤法特点：
与走向长壁采煤法相比，主要是工作面布置和推进 方向不同，不需要开掘采（盘）区上下山，分带斜 巷通过联络巷直接与大巷相连。 优点：巷道工程量少，准备时间短，生产系统简单， 技术经济效果好。 适用条件：适用于倾角在12°以下煤层，采取措施 后最大可达到17°。
薄及中厚煤层采煤方法
长壁采煤法示意图 （a）走向长壁；(b）倾斜长壁（仰斜）；（c）倾斜长壁（俯斜） 1、2—区段运输、回风平巷；3—采煤工作面；4，5—分带运输、回风斜巷
1．巷道掘进； 2．运煤系统； 3．通风系统； 4．运料系统；
5．掘进通风；
6．掘进出矸。
单一煤层走向长壁采煤法巷道布置
单 一 煤 层 倾 斜 长 壁 采 煤 法 巷 道 布 置
倾斜长壁
旱 采 分层开采 斜切分层 水平分段放顶煤 采 煤 方 法 柱式体系 水 采 整层开采 房式 房柱式 柱式体系 整层开采 倾斜短壁式 走向短壁式
上行充填
采煤方法选择
选择采煤方法的原则
1、技术先进 2、经济合理 3、生产安全 以上三个基本原则是密切联系、相互制约， 在选择时应当综合考虑。
煤层倾角
放顶煤采煤法是在开采厚煤层时，沿煤层的底板或 煤层某一厚度范围内的底部布置一个采高为2-3m的 采煤工作面，用常规方法开采，利用矿山压力的作 用或辅以松动爆破等方法，使支架上方的顶煤破碎 成散体后，由支架后方或上方的放煤窗口放出，经 由刮板输送机运出。
采区布置
第四章采区布置及装备第一节采煤方法一、采煤方法选择本井田首采区开采3煤层，倾角一般9°以下，平均煤厚4.28m，属单一中厚～厚煤层。
煤层瓦斯含量较低，属不自然～易自燃煤。
地面建筑以农村民房为主。
根据以上因素，首采区选择单一长壁采煤方法，后退式开采，全部冒落法管理顶板。
生产过程中，应根据矿井开采计划安排，提前作好村庄搬迁工作，保证矿井正常生产。
二、采煤工艺及设备选择1、采煤机械化程度影响首采区机械化程度选择的主要因素有：(1) 煤层倾角小，开采技术条件好。
(2) 煤层厚度变化较大，采区东部煤厚在2.77～5.84m间，西部多在0.69～8.47m间，采区平均煤厚4.28m。
(3) 采区西部靠近冲刷区煤层稳定性较差且中、小断层发育、东部煤层较稳定且构造少。
根据首采区煤层赋存特点，首采区东部条件较好，煤层厚度大且较稳定，推进长度大，可充分发挥综采优势，提高综采效益。
因煤层较厚，宜装备综放。
西部煤层变化大，局部受断层切割三角煤较多，推进长度短，可配以高档普采为主。
据兖州矿区的生产经验，中厚煤层综采产量可达120～150万t／a，综放工作面一般在200～400万t／a。
结合本井田煤层特点及开采技术条件，初期在首采区东翼布置一个综放面，实现“一矿一面”保证矿井180万t／a的生产能力。
2、采煤设备根据煤厚变化情况和煤质硬度，考虑到综采工作面产量高，对设备性能要求高，综放面宜配备大功率采煤机组。
参考兖州矿区高产高效工作面设备配备经验，选用MGTY400／900-3.3D 电牵引双滚筒采煤机，滚筒截深600mm 或800mm ，截割功率2×400KW ，电压等级3.3KV 。
根据采煤机生产能力和放煤支架的放煤能力，采面前后运输机均选用SGZ800／2×375型可弯曲刮板输送机，运输能力1500t ／h ，功率2×375KW ，电压等级3.3KV 。
综放面运输顺槽选用一台PCM-200破碎机，一台SZZ-1000／375型刮板转载机及一台SSJ1200／3×200可伸缩多点驱动胶带输送机，该三机运量均不小于2000t ／h 。
煤矿采区布置与规划
采区具有独立的生产系统，包括 工作面、运输巷道、回风巷道等 ，是实现煤矿高效、安全、环保 生产的基础。
采区的重要性
提高生产效率
合理的采区布置与规划能 够提高煤炭开采效率，降 低生产成本。
保障安全生产
科学合理的采区设计能够 降低事故风险，保障矿工 生命安全。
促进环境保护
合理的采区规划有助于减 少对环境的破坏，实现绿 色开采。
煤矿采区布置与规划
汇报人：可编辑 2024-01-01
• 煤矿采区概述 • 采区布置与规划原则 • 采区布置与规划内容 • 采区布置与规划方法 • 采区布置与规划案例分析 • 采区布置与规划的未来发展
目录
Part
01
煤矿采区概述
采区的定义与特点
采区的定义
采区是煤矿生产的基本单元，负 责煤炭的开采、运输和提升。
技术原则
遵循技术规范
采区布置与规划应遵循国家和行 业的技术规范和标准，确保采区 的建设和生产符合技术要求。
优化采煤工艺
根据采区内煤层的赋存条件和开 采技术条件，选择适宜的采煤工 艺，提高采煤效率和资源回收率 。
引进先进技术
关注采矿技术的最新发展动态， 积极引进先进适用的技术和装备 ，提高采区的生产技术水平。
Part
02
采区布置与规划原则
安全原则
确保采区安全
01
采区布置与规划应首先考虑安全因素，确保采区内的作业环境
安全可靠，降低事故风险。
合理设置安全设施
02
根据采区实际情况，合理设置安全设施，如通风设施、瓦斯抽
放设施、排水设施等，提高采区的安全保障能力。
强化安全管理
03
建立健全采区安全管理机制，加强安全培训和演练，提高员工
第四章 盘区布置及装备
第四章盘区布置及装备第一节采煤方法一、采煤方法的选择本井田含煤地层为侏罗系中统延安组。
煤层赋存总趋势东北高，西南低，煤层平缓，走向和倾向起伏不大。
矿井属低瓦斯矿井，煤尘有爆炸性危险，除4-2煤层属不易自燃煤层外，其他煤层均属易自燃煤层，地温正常，地质构造和水文地质条件简单。
含可采煤层2-2、3-1、4-2、4-3、5-2五层煤。
2-2号煤层在区内东北角有少量出露，可采地段仅分布在整合区南部；位于延安组第四段顶部，厚度 5.58～7.94m，平均厚度7.33m，底板标高+1138～+1148m。
该煤层为火烧残留、局部可采煤层；一般含夹矸2～3层，夹矸岩性以泥岩和粉砂岩为主。
3-1号煤已开采完毕。
4-2号煤层全区分布，地表未出露；位于延安组第二段顶部，厚度变化不大，为3.52～3.74m，平均厚度3.60m，含一层夹矸，夹矸厚度为0.16～0.20m左右，夹矸岩性以泥岩为主，属稳定的全区可采煤层。
4-2煤层底板标高+1055～+1070m，距下部4-3煤层平均间距约11m。
4-3煤层全区分布，地表未出露；位于延安组第二段中部，煤层厚度1.57～1.78m，平均厚度1.66m，属稳定的全区可采中厚煤层。
4-3煤层结构简单，不含夹矸，底板标高1040～1060m，距下部5-2煤层平均间距约46m。
5-2煤层全区分布，地表未出露；位于延安组第一段中上部，煤层厚度4.56～5.92m，平均厚度5.0m左右，属稳定的全区可采厚煤层。
5-2煤层结构简单，不含夹矸，局部在底部含一层夹矸，夹矸厚度为0.10～0.25m，底板标高+990～+1005m。
根据矿井设计生产能力、开采技术条件，确定2-2、4-2、4-3、5-2煤层均采用长壁综采采煤法，以实现矿井的安全高效。
二、工作面参数的确定（一）工作面采高工作面采高必须与煤层地质条件、采煤设备及采煤工艺相适应。
根据首采421盘区4-2煤层赋存条件：4-2煤层厚度3.52～3.74m，平均厚度3.60m，结合所选的采煤设备与确定的采煤工艺，工作面采高应随煤层厚度变化而变化，故4-2煤层首采工作面平均采高取3.60m，较为合适。
煤矿采区布置及机械设备配备
第四章采区布置及装备第一节采煤方法一、采煤方法的选择及其依据（一）开采条件矿区位于圭山矿区17井田100～104勘探线之间，总体为一倾向南东之单斜构造，地层走向近于南西～北东向，倾向南东，倾角21～75°。
区内地质构造主要为断层，褶曲不发育（除在紧靠断层的上、下盘局部有牵引现象外，未发现褶曲轴长度大于100m 的褶曲）。
总体上，矿区地质构造复杂程度属复杂类型。
矿区水文地质条件类型为以主含煤段砂泥岩裂隙含水层充水为主，底板岩溶裂隙含水层充水为辅的简单偏中等类型。
矿区工程地质类型为以层状岩类为主的中等类型。
矿区地质环境质量属中等类型。
矿区地震基本烈度属Ⅶ度区，地震加速度为0.2 g，设计分组为第一组，历史上未发生大的破坏性地震，属地壳较稳定区域。
矿区内未发现有地温异常带。
2007年1月XX煤矿委托XX省煤炭工业局对矿井做了瓦斯等级鉴定，结果为：最大相对瓦斯涌出量为38.75m3/t,最大绝对瓦斯涌出量为6.32m3/min，最大相对二氧化碳涌出量为20.16m3 /t，最大绝对二氧化碳涌出量为3.29m3/min。
根据《煤矿安全规程》第133条，将该矿井认定为高瓦斯矿井。
2005年8月XX煤矿委托江西煤矿矿用安全产品检验中心对K91煤层做了煤的自燃倾向性等级鉴定，鉴定结论为K91煤层自燃倾向性为自燃。
由此认为矿区K7a、K91煤层自燃倾向性为自燃。
2005年8月XX煤矿委托江西煤矿矿用安全产品检验中心对K91煤层做了煤尘爆炸性鉴定，火焰长度为30mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为55%，鉴定结论为K91煤层煤尘有爆炸性。
由此认为矿区K7a、K91煤层煤尘有爆炸性。
矿区含煤地层为二叠系上统长兴组（P2c）及龙潭组（P2l）。
主采K7a、K91煤层，煤层埋藏深度为30.0～500.0m，K7a煤层平均厚度为2.14m，结构简单，倾角为60～70°，属急倾斜煤层；K91煤层平均厚度为3.29m，结构较简单，倾角为60～70°，属急倾斜煤层。
采区巷道布置及采煤方法1
采区巷道布置及采煤方法1第二章采区巷道布臵及采煤方法第一节采区边界及储量一、采区边界东采区为矿井西采区的接替采区，东采区位于井田东北部是一个双翼采区，采区北部和南部以并田边界为界，采区西部以井简及三条集中大巷为界，东部为人划定三号井开采边界线。
根据划定的采区范围，东采区南北长1920m,东西宽952m，采区面积1.828km2。
9+10号煤层底标高从1150m至1240m。
二、采区储量采区资源/储量（1）储量计算范围和工业指标储量计算范围为划定的采区范围，面积1.828km2，参与储量计算的煤层为9+10号煤层。
煤的容重：9+10号煤层为1.35t/m3 。
根据《煤、泥炭在质勘查规范》，储量计算的工业指标确定如下：能利用储量最低可采厚度为0.8m，最高可采灰分为40%，最高硫分为3%，矿井工业资源/储量111b+122b+2M11+333k,可信度系数k取0.9.鉴于采区巷道已见9+10煤，采区内9+10煤层赋存、地质构造已基本摸清，所以采区9+10号工层储量级别划分为111b级。
（2）储量计算方法储量计算采用地段法，计算公式如下：Q=SMd式中：Q—地段煤炭储量，t；S—地段水平投影面积，m2；M—地段内煤层平均厚度，m；D—煤层视密度，t/m3 。
根据地质报告提交的9+10号煤层底板等高线及储量计算图，对设计采区开采煤层的能利用储量进行了核算。
核实后，本采区地质储量为4927kt，全部为111b级储量。
矿井地质储量计算结果见表2—1—1。
东采区资源/储量汇总表单位：kt表2—1—1煤层111b 122b 133 111b+122b工业储量111b+122b+133111b+122b111b+122b+133(%)备注9+10 4927 4927 100合计4927 4927 1002、可采储量东采区设计可采储量计算公式如下：设计可采储量=(工业资源/储量-永久煤柱损失)×采区回采率式中:永久煤柱失量为保护工业场地及井筒、村庄和为保护安全生产的井田边界、断层、大巷等留设的煤柱失量。
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第四章采区布置及装备第一节采区布置一、采区布置1、煤层赋存条件井田为四边形，东西1220～1620m，南北1070m，面积1.5194km2。
根据地质报告，井田内4层可采煤层，中组煤中8#煤层大部分可采，煤层平均厚度为1.29m，9-2#煤层大部分可采，煤层平均厚度为0.99m；下组煤16-1#煤层全区可采，煤层平均厚度为2.53m, 16-2#煤层全区可采，煤层平均厚度为2.77m。
中组煤8#煤层、10#为近距离煤层；下组煤16-1#煤层、16-2#煤层为近距离煤层；中、下组煤间距65m。
矿井在按30万t/a的规模建设中，风井、主井、副井以及各煤层巷道实见煤层厚度为：8#煤层厚度 2.0-2.6m，平均厚度 2.1m；9-2#煤层厚度1.8-2.5m，平均厚度2.0m；16-1#煤层厚度2.3-2.6m，平均2.4m；16-2#煤层厚度2.5-2.9m，平均2.7m。
2、采区布置矿井划分为东西两个采区。
根据煤层赋存条件，采区布置可采用二种布置方式。
采区布置第一方案：东翼采区采用倾斜长臂布置工作面；西翼采区采用走向长臂布置工作面。
矿井东、西翼采区集中回风巷、轨道运输巷、集中运输巷均沿井田北部边界布置，工作面由南向北退采。
采区布置第二方案：东、西翼采区均采用走向长臂布置工作面。
矿井西翼采区集中回风巷、轨道运输巷、集中运输巷均沿井田北部边界布置，工作面顺槽由北向南布置，工作面由南向北退采；矿井东翼采区集中回风巷、轨道运输巷、集中运输巷均在井田中央沿东采区西部边界布置，工作面由东向西退采第一方案南北采区集中运输巷和轨道运输巷呈一线布置，设备占用量少；单个工作面开采期长，工作面搬家少，因此推荐第一方案为本矿井采区布置方案。
3、采区巷道布置中组煤由副井1016甩车场及石门穿入各煤层。
在井田北部边界沿煤层布置轨道运输巷、集中运输巷和集中回风巷。
中组煤东翼采区轨道运输巷沿8#煤层布置，集中运输巷、集中回风巷沿9-2#煤层布置；西翼采区中组煤集中回风巷沿8#煤层布置，轨道运输巷、集中运输巷沿9-2#煤层布置。
下组煤由副井942甩车场及石门穿入各煤层。
下组煤东、西采区轨道运输巷沿16-1#煤层布置，集中运输巷、集中回风巷沿16-2#煤层布置。
二、煤层开采顺序采区内先采上层，后采下层。
在东采区开采的中期布置西采区。
矿井初期布置一个综采工作面，在东采区开采结束前，在西采区西翼再布置一个炮采工作面，将西采区西翼边角煤开采完毕。
采区内工作面均由西向东逐个布置。
三、回采工作面布置根据煤层间距，回采工作采用重叠布置，上下煤层运输顺槽内错10m 布置；回风顺槽外错10m布置。
四、采区煤炭运输和辅助运输、通风和排水方式及设备（一）采区煤炭运输方式及设备1、采区煤炭运输煤炭运输采用机械运输，工作面原煤—→刮板输送机—→转载机—→顺槽可伸缩胶带输送机—→集中运输巷胶带输送机—→煤仓。
2、采区煤炭运输设备运输设备见第三章第二节。
（二）采区矸石运输方式及设备1、采区矸石运输方式采区巷道多为煤巷，半煤岩巷及少量岩巷，掘进时矸石装入矿车，由副井提升至地面。
2、采区矸石运输设备井下矸石运输选择矿车，矿车规格见第三章第二节。
（三）采区辅助运输方式及设备1、采区辅助运输方式西采区轨道巷辅助运输采用调度绞车、东采区轨道巷辅助运输采用无极绳牵引绞车，均配合矿车运输。
2、采区辅助运输设备调度绞车：型号JD-55，滚筒直径680mm，电机功率55kw。
无极绳牵引车：型号JW160/80，滚筒直径1600mm，电机功率55kw。
（四）采区通风和排水方式及设备采区内通风利用矿井主扇负压通风；采区内积水用KWQB20-75/5-5.5型小泵排出。
五、移交生产时采区及工作面位置、个数矿井建成移交时，东翼采区西部8#层布置一个回采工作面，即1081工作面。
六、矿井达产时采区及工作面位置、个数矿井布置一个回采工作面（1081工作面）即可达到设计生产能力。
第二节采煤方法一、采煤方法的选择及其依据矿井生产能力为60万t/a,根据各煤层的赋存情况，从安全、经济、实用角度出发，并结合邻近矿井煤矿采用的采煤方法，确定西采区采用走向长壁采煤法，东采区采用倾斜长臂采煤法，综合机械化采煤工艺。
二、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备采煤机：MG160/390-WD型，液压牵引，电压660/1140V，滚筒直径φ1.25、1.4、1.6 m，功率2×160+2×30+11KW，截深0.6、0.63m，采高1.4～3.0 m，α≤30°；可弯曲刮板输送机：SGZ-630/264，中双链，功率2×132KW，电压660/1140V，450t/h；可伸缩式胶带输送机：DSP1063/1000，功率125KW，630t/h，铺长1000m，电压660/1140V，储带长度60m，；转载机：SZD-630/75，75KW，660/380V，500t/h，长50m，中双链，行星减速器，伸缩机头；破碎机：LPS500，轮式连续500t/h，功率75KW，电压660/380V；乳化液泵：WRB200/31.5，功率132KW，两泵一箱，电压660/1140V，流量200L/min，公称压力31.5M Pa；乳化液箱：RX200/12.5；喷雾泵站：XPB250/5.5，功率30KW，电压660V，250L/min；钻机：TXU-75A，功率4KW，电压660V。
三、工作面管理方式及支护设备井田内煤层顶底板以粉砂岩为主，次为泥岩。
实验结果表明砂岩抗压强度一般为392.5～903kg/cm2，泥岩抗压强度为189.5～1024kg/cm2。
顶底板属中等稳定，但在地下水的作用下，岩石强度将会下降。
根据《缓倾斜煤层采煤工作面顶板分类》（MT554-1996）和《缓倾斜煤层采煤工作面底板分类》（MT553-1996），煤层顶板属II级2类，底板为III类。
国内外长壁工作面生产经验表明，液压支架是工作面装备中对生产能力影响最大的设备，因此必须把支架的可靠性放在首位，不但要稳定可靠，故障率低，而且使用寿命长，结构型式简单实用，支架工作阻力不断增大。
支架支护强度按倍数岩重法：q=n×γ×M式中q--------支护强度，KN/m2n--------不同顶板条件下的倍数，中等稳定顶板取6～8，本计算中取n=8γ-------岩石密度，KN/m3 ，γ=23.0KN/m3M--------采高，m，m =2.1mq =8×23.0×2.1=386.4KN/m2P=q×L×B/N=386.4×3.70×1.5/0.80=2680.65KN式中P--------综采液压支架工作阻力，KN；L--------掩护式综采液压支架顶梁末端到煤壁的距离，一般在3.7 0m左右；B---------综采液压支架中心距，m，B =1.5 m；N---------综采液压支架支撑效率。
根据支护强度的计算，结合本矿井煤层顶底板情况、倾角和煤层赋存条件，工作面初选ZY2800/14/32型掩护式液压支架，支架高度1.4m～3.2m，工作阻力2800kN，推移行程0.8m，支架中心距1.5m，初撑力2000kN，对底板比压1.2MPa，支护强度0.63 MPa。
煤层底板泥岩最小实验抗压强度值为18.57MPa，考虑地下水的软化作用（泥岩软化系数经验值为0.4～0.6），长期渗水工作面底板的极限比压约降为无水条件下的1/3～1/7，即煤层底板的容许比压约为5.5～2.6MPa，可满足所选液压支架的需要。
支护强度0.63MPa，满足煤层顶板支护需要。
支架移架方式均采用电液控制系统并要求与采煤机实现联动，能显示采煤机、支架工作状态，故障情况，具有随机操作和成组操作功能，移架速度低于10s。
支架整体顶梁钢性结构，应有防倒防滑及调架装置。
2、配套乳化液泵站支架的快速、安全操作是实现高产高效的前提，而支架的移架速度主要取决于支架液压系统的流量。
为了适应综采工作面快速移架、推移输送机的需要，选用WRB200/31.5型乳化液泵站（两泵两箱），其主要技术参数如下：流量：200L/min压力：31.5MPa单机功率：132kW电压：660/1140V3、工作面支护及顶板管理工作面支护：工作面采用二柱掩护式液压支架支护顶板，上下端头各使用2架端头液压支架支护。
顶板管理：煤层属中厚煤层，赋存较稳定，且煤层结构简单，顶底板以粉砂岩为主，次为泥岩，单向抗压强度一般为392.5～903kg/cm2，但遇水易软化，顶板属易冒落及中等冒落顶板。
根据顶板岩性结构，参照邻近矿区的生产经验，回采工作面移架后，顶板岩石可自行跨落，无需强制放顶。
因此，顶板管理采用全部陷落法管理。
(二)超前支护上下端头各使用2架端头液压支架支护。
端头支架以外，采用Π型钢梁配合单体液压支柱架设抬棚进行支护。
超前支护距离不小于20m。
四、顺槽辅助运输（一）、辅助运输系统的组成根据煤层赋存条件和开拓方式，在矿井投产的初期，辅助运输系统流程为副斜井→中部车场→中组轨道运输巷→工作面顺槽→工作面，在全矿井生产后期，辅助运输系统流程为副斜井→下部车场→下组煤轨道运输巷→工作面顺槽→工作面。
矿井初期生产时，投产的工作面为1081工作面。
（二）、辅助运输方式比选副斜井由于倾角较大，只能采取绞车提升的方式；对于工作面，只有在搬家时才有辅助运输任务，其倾角在0°～20°之间，可采用无轨胶轮车加绞车的运输方式，或采用绞车提升方式；对于工作面顺槽，倾角在0°～8°之间，可以采用无轨胶轮车、胶套轮机车、无级绳连续牵引车或单轨吊。
就本矿井而言，煤层顶底板为砂岩时抗压强度大，但为粉砂岩、泥岩时易塌陷，而炭质泥岩及泥岩在地下水作用下，易膨胀引起冒顶和鼓底发生，所以本矿不宜采用单轨吊运输方式。
对于胶套轮机车，运行的最大坡度一般为5°～6°，但使用条件要求机车运行的巷道干燥，一旦有水容易打滑，其速度、牵引力等技术数据会大幅度降低，在3°～4°的坡度都很难保证其设备的运行能力。
国外也多用在车场调车，用于长距离运输的很少，对于煤矿井下巷道条件差，湿度大，特别是工作面顺槽起伏变化大，易积水，因此也不适宜胶套轮机车运输方式。
为确保设计选用的设备安全可靠，设计不予推荐。
由于矿井初期辅助运输系统由副斜井、轨道运输巷和工作面顺槽组成。
而副斜井只能采取绞车提升的运输方式，所以，辅助运输的比较就集中到了轨道运输巷和工作面顺槽运输的比较。
通过分析、比较，从安全、可靠等角度出发，本矿井东翼轨道运输巷采用无级绳连续牵引车；西翼轨道运输巷采用调度绞车；工作面顺槽的运输方式采用调度绞车。