煤矿瓦斯抽采设计
该矿井开采煤层属厚煤层，采区回采率取75%，开采损失计5841kt，得全矿井的可采储量为23362kt。详见矿井可采储量计算表：表2-4。
表2-4 矿井可采储量汇总表 单位：kt
Tab.2-4 The summary table of mine recoverable reserves Unit:kt
永久煤柱损失
煤层
采区
工业资源储量
断层 152 384 536
井田境界 308 710 643 1661
防水 70
设计资源储量
煤柱损失 工业场地 904 904
大巷 233 260 327 820
开采可采储损失 量
服务年
限(a)
二1
11采区 12采区 13采区 合 计 9168 14818 9208 33194 8638 13724 8565 70 30927 1500 2693 1648 5841 6001 10771 6590 23362 7.7 13.8 8.4 30.0
2.3.3 井田开拓 2.3.3.1 井田开拓方式
本井田为全隐蔽型井田，煤层埋藏深度较大，采用斜井开拓工程量较大，建井工期较长，投资较高，故采用立井开拓方式。 2.3.3.2 水平划分及阶段垂高的确定
1．水平划分
井田浅部边界煤层赋存标高为+100m，井田深部边界煤层赋存标高约为-100m，煤层倾角为7～9o，多为7o左右，为缓倾斜煤层。倾斜长1500～2000m。根据以上特点，本井田可划分为一个水平开拓。
2．水平标高
根据井口位置及井田开拓布置，确定水平标高为-100m。主要理由如下： （1）井底车场层位好。井底车场主要巷道处于二1煤层底板L7灰岩中，有利于巷道施工及维护。
（2）东、西翼大巷可沿L7布置，有利于大巷施工和维护。
（3）主井底装载系统采用“全抬高”布置方式，箕斗装载硐室、煤仓卸载硐室处于二1煤层顶板砂岩中。 2.3.3.3 井田回采工艺
1．采煤方法
采煤方法的选择是否合理，直接影响矿井的生产安全和各项技术经济指标，所以采煤方法必须符合安全、经济、高效、回采率高的基本原则。
初期开采的中部11采区二l煤层属缓倾斜煤层。根据地质勘探资料、结合邻近矿井
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实际生产经验、本矿的生产管理水平和煤层实际赋存及采区划分情况，采用走向长壁采煤法。
2．采煤工艺
根据井田构造形态、煤层赋存情况，现有地质资料——煤厚变化大，且薄煤带多，以及周边矿井的生产经验，故采用炮采放顶煤采煤工艺。在实际生产过程中，建议根据揭露煤层条件，进行轻型支架放顶煤研究，以提高机械化水平。
3．回采工艺过程
打眼→放炮→铺网→攉煤→移溜→撺梁移柱→剪网放顶煤。
工作面端头及顺槽30m范围内采用单体液压支柱配套π型钢顶梁超前加强支护。 4．主要采煤设备
主要采煤设备初步选型为：
(1)单体液压支柱：根据煤层顶底板条件，选择DZ22-30／100G型单体液压支柱，该支柱最大支撑高度为2.2m，油缸直径100mm，额定工作阻力300kN。
(2)刮板运输机：刮板运输机选用SGD-490/20B型，输送能力为250t/h，设计长度120m，电机功率22kW。
(3)转载机：转载机选用 QZP-163型，电机功率40kW。 工作面主要设备如表2-5所示。 2.3.3.4 巷道掘进
1．支护形式
煤层巷道原则上以工字钢梯形棚支护为主，岩石巷道以锚喷或锚网喷为主，对个别岩性较差的部分或关键部位采用混凝土砌碹支护。
表2-5 回采工作面主要设备一览表
Tab.2-5 The list of the main equipments in working face 名称 型号 单位 数量 备注
DZ22-30/100G 1512 单体液压支柱 架 用于工作面支护
MZ12 6 煤电钻 台 用于打炮眼
120 超前支护单体液压支柱 DZ25-25/100 根 用于端头加强支护
2.4m/3.5m 732/16 π型钢顶梁 根 用于工作面支护 SGD-490/20B 1 刮板输运机 台 用于工作面 QZP-163 1 转载机 台 用于向皮带装煤
顺序
1 2 3 4 5 6
2．掘进工作面个数及机械配备
为保证采区和回采工作面的正常接替，设计配备了两个掘进工作面、一个回采工作面和一个备用工作面。
开拓岩巷掘进工作面配备：ZF-24型风动凿岩机、G10型风镐、PD-30B型耙斗装岩
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机、MFC-1325/3470型单体锚杆机、安-Ⅳ型混凝土搅拌机、ZP-Ⅲ型混凝土喷射机、MYZ-150型探水钻机、JD-11.4型调度绞车、JBD60－2－No.5局部通风机、SCF-6型湿式除尘机、激光指向仪和TBW-75/20型污水泵等。
煤巷掘进工作面配备：MZ-12型煤电钻、JBT62-2型局部通风机等。 2.3.4 采区布置 2.3.4.1 采区划分
全井田二l煤层共划分为11、12、13三个采区，其中首采区（中部采区）为11采区，西部采区为12采区，东部采区为13采区。全部为-100m水平以上的上山采区。
全矿井以一个采区，一个炮采放顶煤工作面和两个掘进工作面，保证矿井60万t/a设计生产能力。
首采工作面煤层平均厚度4.62m，采高2.0 m，放顶煤高度2.62m，采放比1:1.3。 1．工作面循环及推进度：工作面采用两班回采，一班维修，一个循环内为一采两放，循环进度1.0m。最大控顶距3.4m, 最小控顶距2.4m，工作面日推进度2.0m。
2．工作面长度：根据煤层的赋存条件，投产工作面平均长度为120m。 3．工作面生产能力 工作面年产量：
A=L×S×330×M×r×C×10-3kt/a （2-2）
式中：A——回采工作面年产量，kt/a；
L——工作面平均长度，120m； S——工作面日推进度，2m/a； M——工作面平均采高，4.62m； r——煤的容重，1.6t/m3；
C——工作面回采率，厚煤层取0.93。 于是：
A=120×2.0×330×4.62×1.6×0.93×10-3=54.45万t/a
全矿井布置一个工作面和两个掘进工作面，掘进出煤量按10%的回采煤量，则矿井设计生产能力为54.45×1.08=60万t/a。 2.3.4.2 开采顺序
工作面接替关系:为避免2个回采工作面的回采与巷道掘进之间相互影响，采区内工作面接替采用双翼跳采方式。
采区开采顺序为11、12、13。采区内按照先近后远的原则，先开采11采区靠近运输大巷的一级提升服务范围内的煤炭资源，工作面后退式开采。各采区储量及开采顺序见表2-6。
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表2-6 采区接替表
Tab.2-6 The replace table of the mining area
序号 1 2 3 4
采区编号 11 12 13 合计
工业资源 量（kt） 9168 14818 9208 33194
可采储量（kt） 6001 10731 6590 23362
采区生产能力（万t/a）
60 60 60
采区服务年限（a）
7.7 13.8 8.5 30.0
2.4 矿井通风系统概况 2.4.1 矿井通风概况
通风方式为中央边界式，主、副立井进风，专用回风井回风。选用两台FBCDZ№22型对旋轴流式风机，一用一备，电机功率为2×160kW，转速740r/min，风压范围P＝756～2857Pa，风量范围Q＝3300～7380 m3/min；主通风机经河南煤矿安全监察局矿用安全检查产品检测中心检测，综合判定合格，并颁发准用证，通风设施可靠，通风系统合理，矿井总进风量为3550m3/min，总回风量3770m3/min，有效风率达到94.2%，满足安全生产需要。矿井等积孔为2.06m2，通风难易程度属于容易。副井、风井安装有标准梯子间，作为安全出口。经2009年瓦斯鉴定为高瓦斯矿井，瓦斯绝对涌出量33.20m3/min，瓦斯相对涌出量14.05 m3/t，本矿无火区。 2.4.1.1 矿井通风方式
根据推荐的矿井开拓方案，矿井为中央边界式通风方式。中央主、副立井进风，边界专用风井回风。 2.4.1.2 矿井通风方法
主要通风机的工作方法：机械抽出式通风。 2.4.2 风量分配
根据矿井总需风量计算，对各个用风地点的风量简要分配如下： 1．11050工作面需风量为944m3/min，供风量为1200 m3/min； 2．11090工作面需风量为500m3/min，供风量为600 m3/min；
3．11060上下顺槽掘进工作面需风量各为141m3/min，现分别用FBD№7.1型对旋轴流式局部通风机供风量各为250m3/min，能够满足此掘进工作面需风要求。
5．井下硐室需要风量为（按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算）： （1）充电硐室按经验值配风量为100m3/min； （2）采区变电所按经验值配风量为100m3/min； （3）2m绞车房按经验值配风量为100m3/min。 （4）炸药库风量为200 m3/min。
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6．其它巷道需风量为（按经验值进行分配）： （1）运输上山下段巷道400m3/min； （2）轨道上山下段巷道350m3/min。
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