321采区方案设计说明书.doc

煤矿开采学课程设计题 目： 某矿+350水平321采区设计学 号： 姓 名： 系 别： 专业班级： 指导教师： 完成时间： 毕节学院教务处制- 26 - 1. 采区概况321采区位于+350水平打锣弯背斜西翼，南至3号勘探线，北至5号勘探线，上限至标高+530m，下限至标高+350m，地面标高+750+850m，走向长2500m左右，倾向长1000m，斜面积250万m2。2. 采区地质2.1地层本井田基本为一隐伏井田，仅在东部沿羊叉河两岸金鸡岩附近长兴组和龙潭组中上部地层呈天窗出露，煤系地层出露长约2km，其余均为三叠系地层覆盖。最新地层为下三叠系系嘉陵江组、第四系残坡沉积物、冲积物仅零星分布于地形凹陷及河谷两岸。井田地层由老到新分述如下：1、二叠系下统茅口组（P1m），厚度揭露不全。灰、棕灰、浅灰色厚层、巨厚层粉晶至细晶灰岩；生物碎屑灰岩，顶部58m含较多方解石脉及少量燧石结核。2、二叠系上统龙潭组（P2l），厚80.7866.23m，平均73.20m。为碎屑岩、泥质岩、碳酸盐岩及有机岩组成。具水平、波状、砂纹及潮汐层理等沉积构造，富含黄铁矿、菱铁矿晶粒和结核及动、植物化石。根据岩性组成特点和含煤情况的差异，整个煤系岩性可分三部分。下部：由铝质泥岩至M9煤层底，厚约26m，为灰色中厚层细砂岩、粉砂岩；深灰、灰黑色泥岩；灰岩、泥质灰岩及浅灰、棕灰色铝质泥岩和煤层组成。含局部可采的M11煤层和不可采的M10、M12煤层。此段有透镜状、席状砂体发育，砂体占整个层段厚度的40%。中部：由M9煤层底至标志层（B4）底，厚约25m，为深灰、灰黑、灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩及煤层组成，上部夹有一层灰岩或泥质灰岩（B3），平均厚1.21m。含可采的M6（M6-3）、M7（M7-3）、M8煤层，属主要含煤层段。煤层厚度占整个层段厚度的2530%。上部：由标志层（B4）至煤系顶界，厚约22m。为灰、深灰、灰黑色泥岩、砂质泥岩、灰岩、泥灰岩、泥质灰岩组成，夹粉砂岩或细砂岩，仅含不可采的M5煤层，此段碳酸盐岩占整个层段厚度约4550%。3、二叠系上统长兴组（P2c），总厚48.47m，共分两段。长兴组一段（P2c1），厚24.8518.33m，平均21.51m。深灰、灰黑色中厚至厚层灰岩；生物碎屑灰岩及泥质灰岩，具浓沥青味，上部含少量燧石结核；下部夹12层深灰、黑灰色钙质泥岩、砂质泥岩，厚0.300.50m。长兴组二段（P2c2），厚29.9324.65m，平均26.96m，浅灰、灰色厚层、巨厚层灰岩、生物碎屑灰岩。顶部有23层0.050.10m绿灰色粘土岩，具缝合线构造，具沥青味。4、三叠系下统玉龙山组（T1y），总厚128.89m共分三段。玉龙山组一段（T1y1），厚44.2134.62m，平均38.77m。灰绿、灰色薄层、中厚层泥灰岩及钙质泥岩。水平层理发育，顶部为0.501.50m具有方解石脉充填呈“龙须状”的钙质泥岩，稳定发育于全矿区；底部由数层厚度0.050.15m绿灰色水云母粘土岩夹薄层灰岩组成，厚0.501.00m，是具有二叠系与三叠系化石混生的过渡带。玉龙山组二段（T1y2），厚63.8845.27m，平均54.28m。为灰色中厚层状粉晶石灰岩、泥质石灰岩，显水平层理，夹泥质条带，具少量方解石脉。玉龙山组三段（T1y3），厚44.2830.57m，平均35.84m。顶部为灰色中厚层状鲕状灰岩，厚45m，中、下部为绿灰色厚层状泥质灰岩夹灰色灰岩。5、三叠系下统飞仙关组（T1f），总厚183.51m，共分两段。飞仙关组一段（T1f1），厚128.60109.44m，平均120.42m。紫红色钙质泥岩夹浅灰色薄层灰岩，具泥质条带，水平层理发育。底部为紫红、灰绿、灰色钙质泥岩、泥灰岩及泥质灰岩互层，厚89m。飞仙关组二段（T1f2），厚76.9250.02m，平均63.09m。灰绿、紫红色泥岩及钙质泥岩，夹浅灰色灰岩条带；底部为灰色中厚层状灰岩，厚1.02.0m。6、三叠系下统嘉陵江组（T1j），总厚728.17m，共分六段。嘉陵江组一段（T1j1），厚74.4652.23m，平均66.32m。深灰、灰、浅灰色厚层至中厚层状灰岩及鲕状灰岩，底部为绿灰色泥灰岩及泥质灰岩，厚45m。嘉陵江组二段（T1j2），厚46.8533.19m，平均39.24m。灰、浅灰色厚层至中厚层状灰岩及鲕状灰岩，底部为灰色泥灰岩及泥质灰岩。嘉陵江组三段（T1j3），厚38.4129.47m，平均35.03m。暗紫色钙质泥岩及泥岩，夹灰色薄层至厚层灰岩，泥质灰岩数层啊，水平层理发育，底部为绿灰色中厚层状泥灰岩。嘉陵江组四段（T1j4），厚34.4627.18m，平均29.97m。灰色中厚层灰岩，夹泥质灰岩及泥质条带，顶部为薄层灰岩及钙质泥岩。嘉陵江组五段（T1j5），厚168.61m。灰、深灰色中厚层状及薄层状灰岩，夹泥质条带及鲕状灰岩。嘉陵江组六段（T1j6），厚389.00m。灰、浅棕灰色厚层状灰岩，白云质灰岩及白云岩，夹巨厚层状岩溶角砾状灰岩，下部为浅棕灰色白云质角砾状灰岩和白云质灰岩。7、三叠系中统雷口坡组（T2L），分布于井田外围，地质图内出露厚度不全。岩性为浅灰、深灰色薄层至厚层状白云质灰岩，生物碎屑灰岩及钙质白云岩，夹黄绿色钙质泥岩，底部为深灰、黄绿色水云母粘土岩（俗称绿豆岩）。打通一煤矿井田地层综合柱状图见图3-2-1。图1 地层综合柱状图2.2地质构造1主要特征及影响范围本采区位于打锣湾背斜的西翼，采区受打锣湾背斜构造控制，采区为单斜构造。2构造情况褶曲：打锣湾背斜为东缓西陡的不对称褶曲。东翼倾角1337，西翼倾角2028，其轴面倾向南东，倾角6087，向北近于对称。走向北2530东左右。背斜轴部以57的倾伏角由南西向北东方向逐渐倾伏。打锣湾背斜为本采区的主要构造形态，控制全部采区。断层：采面内大断层不发育，局部小断层发育，断层走向北3040西，倾向南西，倾角3050；落差03.5m，以逆断层为主。岩溶：采区内中部岩溶发育，破坏煤层完整，顶底板均被破坏，影响带内小构造发育，落差0.11.5m。2.3 煤层特征1、煤层本区含煤地层为二叠系上统龙潭组，属海陆过渡带沉积，厚6680m，平均73m。与上覆长兴组为整合接触；与下伏茅口组假整合接触。由灰至深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及少量细砂岩、泥灰 岩、石灰岩和铝质泥岩组成，含煤1012层。其中全井田可采和局部可采煤层各两层，M6、M11煤层为局部可采，M7、M8煤层全区可采。煤系含煤总厚4.019.88m，平均7.58m，可采总厚5.45m，含煤系数为5.513%，平均10.2%；煤层为无烟煤，牌号为WY3。M6、M7、M8煤层位于煤系中部，其层间距分别为5.8m、6.7m，为近距离煤层群。M11煤层位于下部，至M8煤层层间距为21m。龙潭组的岩性、岩相及厚度均较稳定。各可采煤层分述如下：M6煤层：局部可采，位于煤系中上部，煤层总厚0.151.25m，平均0.74m，属薄煤层，含夹矸01层，局部两层，夹矸总厚0.030.24m，平均0.11m。井田内大面积不可采，煤层平均灰分27.35%，属中高灰煤。煤层稳定性为不稳定型。主要开采区域为+350m水平以上南盘区。煤层容重1.65。M7煤层：位于煤系中上部，在羊叉河金鸡岩附近有煤层露头出露，分布范围甚小。煤层总厚0.51.73m，平均1.1m；属薄煤层，结构一般单一，但在+350m以上南区西部，煤层中部夹一层厚0.10.6m的泥岩夹矸。该层厚度较稳定，除个别钻孔不可采外，其余基本全区可采。煤层灰分为22.64%，属中高灰煤。煤层稳定性属较稳定型。目前是全区可采，煤层容重1.55。M8煤层：为本井田最主要可采煤层，位于煤系中部。煤层总厚0.574.43m，平均厚度3.5m，属中厚煤层。结构为简单较简单，夹矸一般位于上部，厚0.030.9m，平均0.29m。煤层下分层厚度一般为上分层的69倍，形成两层煤夹一层夹矸的三层夹矸结构。煤层灰分平均为20.66%，属低中灰煤。煤层稳定性属稳定型煤层。煤层容重1.35，煤层平均倾角25。M11煤层：位于煤系下部，煤层总厚0.11.19m，平均0.76m，属薄煤层。煤层一般厚度介于可采和临界可采之间。煤层灰分平均33.32%，属富高灰煤。煤层稳定性属不稳定型。由于煤层灰分较高，目前矿井尚未开采。煤层容重1.62。表1 321采区煤层顶底板特征 煤层类别岩石名称厚度（m）主要岩性特征1顶板伪顶泥岩0-0.3含植物根叶化石，吸水性强直接顶泥岩6.8-10.2上为深灰色泥岩，下为灰色钙质泥岩，含黄铁矿团块老顶泥岩、灰岩6.2-11.4上为深灰色泥岩，中为泥质灰岩，下为灰黑色硅质薄层灰岩底板直接底泥岩、砂岩3.8-6.8为灰色泥岩，灰白色细砂岩，含黄铁矿晶粒老底砂岩、铝土3.15.7上为中厚层状细砂岩，中为中砂岩，下为灰白色铝土，富含黄铁矿结核区内变化情况 在采区内有两处分岔带，带宽90-380m，厚度最后达到2m，对采掘有一定的影响。2、煤质根据无烟煤变质阶段煤化指标，煤化程度属1变质阶段，各煤层工业分类均属无烟煤三号（WY3）。井田内各可采煤层属中富灰煤，原煤灰份：根据钻孔资料，M8煤层最低，平均为20.66%；M11煤层最高，平均为33.32%；M6-3、M7-3煤层分别为27.35%、22.64%。据矿井资料，M8煤层为19.07%，M6-3、M7-3煤层介于19.8624.08%间。全硫含量M7-3煤层最低，平均为3.73%，M11煤层最高，平均为7.33%，M8、M6-3煤层分别为5.18%、6.32%，属富高硫煤。原煤发热量（Qb，d）除M11煤层为23.42MJ/Kg外，其余各煤层平均都在25.22MJ/kg以上，属中高发热量煤。精煤挥发份（V）小于10%，可燃基氢（H）含量均大于3%，固定碳平均在56.2270.63%间，原煤磷（Pad）含量甚微，除M7-3煤层小于0.01%，属特低磷煤外，其余各煤层含量在0.0120.021%间，属低磷煤。各煤层主要工业指标见表3-2-3。表2 各煤层工业指标统计表煤层编号工业分析（%）MadAdVdFCadSt，dM6-3煤层最 小1.0620.848.3850.983.24最 大2.9838.9111.3770.338.82平 均1.6827.359.7362.926.32M7-3煤层最 小0.9817.347.9757.531.70最 大2.4233.1511.9173.949.21平 均1.6822.649.0868.283.73M8煤层最 小1.0213.717.5661.461.29最 大2.6129.3310.5478.3312.61平 均1.6620.668.7180.645.18M11煤层最 小0.7820.708.7240.051.96最 大2.1848.5413.2170.4917.65平 均1.4333.3210.4656.227.332.3.开采技术条件（一）水文地质条件1、地形地貌特征矿区位于四川盆地东南缘与贵州高原接壤的过渡地带，就区域而言，地势东南高西北低。区内因受羊叉河的切割，风化、溶蚀和剥蚀作用，形成局部的自西向东倾斜的地貌景观。区内最高点位于矿区南端由嘉陵江组五段和六段灰岩组成大山顶和硝坑顶，海拔高程为+910m左右，最低处为矿区东部羊叉河的切割带，海拔高程为+386.34m左右(可视为本区的最低侵蚀基准面)。矿区相对高程为523.66m，矿区属侵蚀剥蚀及岩溶低山低丘地貌类型。2、含隔水层井田内主要含水层为石灰岩岩溶裂隙含水层，自下而上共有四层，即茅口组石灰岩、长兴组石灰岩、玉龙山组石灰岩、嘉陵江组石灰岩。茅口组石灰岩：为龙潭煤组的底板含水层，上距M11煤层5.5m，M8煤层29m。茅口石灰岩在井田内未出露，岩性为灰色、浅灰色块状石灰岩，性脆质纯，含沥青质，与下伏栖霞石灰岩为连续沉积，全厚380m。本层在东面各井田露头部分，岩溶异常发育，落水洞、溶洞极多，暗河屡见不鲜，但在侵蚀基准面以下则很少见。本层地下水呈承压状态，水位南高北低。由于本井田地下水排泄条件差，含水层深埋在当地侵蚀基准面以下，地下水循环不畅，因而含水微弱。长兴组石灰岩：包括龙潭组顶部10m石灰岩夹泥岩在内。此层为龙潭组顶板含水层，在井田东侧之羊叉河谷两岸出露，出露面积0.16km2。一般呈悬崖陡壁，不利于大气降水的补给。长兴组分为两段。一段为灰黑色生物碎屑石灰岩，含泥质，厚21.51m，地层岩溶化程度差，含水性弱；二段为深灰色块状石灰岩，含少量燧石结核，厚26.96m露头部分裂隙、溶洞及沿层面的小孔洞十分发育。本层地下水位南高北低，鱼跳背斜轴部为地下水分水岭，由于羊叉河切割本层露头而过，因而羊叉河成为本层地下水主要排泄区。含水性不强。玉龙山组石灰岩：本层直接覆盖于长兴组石灰岩之上，出露在羊叉河两岸及白香沟、羊石坎溪之下游，出露面积3.2km2，多成陡峭的悬崖地形。根据岩性及含水性特征，将本层分为两段。一段为灰绿色泥灰岩、钙质泥岩，厚38.77m，为隔水层；二段为灰色石灰岩夹泥质石灰岩，中上部夹暗紫红色钙质泥岩，顶部有两层鲕状石灰岩，厚90.12m。地表岩溶较发育，主要发育在顶部，以溶洞为主。含水性中等。嘉陵江组石灰岩：本层直接覆盖于飞仙关组石灰岩之上，总厚为728.17m。出露面积16.96km2。根据岩性分为六段，三段以暗紫红色钙质泥岩为主夹薄层泥灰岩及石灰岩，厚35.03m，为隔水层；其下之一、二段及其上之四、五、六段均以石灰岩、泥质石灰岩、白云质石灰岩为主。溶洞、落水洞相当发育，呈岩溶洼地及溶蚀残丘地形，在麻柳河两岸则往往形成绝壁。属强含水层。3、充水因素（1）开采对矿井充水的影响经过30余年的开采，矿井充水条件发生较大变化：本矿茅口巷掘进时，基本无大型水患发生，由于茅口灰岩富水不均，有时揭穿封闭型岩溶时，茅口灰岩水直接溃入矿井，成为矿井充水源之一。由于该层深埋地下，补给条件差，地下水运动缓慢，其含水性弱。工作面回采初期，当导水裂隙带到达长兴组地层时，其含水水源必然往下渗透补给采空区，形成采空区来水。由于岩层含水性弱，矿井涌水量小。随着采空面积增大，地表裂隙加剧发育，大气降水被其吸收，补给含水层，再越流补给采空区。大气降水间接地成为矿井充水水源，造成矿井涌水量增大。M8煤层的开采，降落漏斗进一步扩大，加剧了地表裂隙的发育规模，开采区域上方地表水漏失补给含水层再越流补给采空区，造成矿井涌水量的进一步增大。（2）地表水对矿井充水的影响羊叉河在井田东缘流过，并切割长兴组石灰岩及龙潭组上部岩层。由于已在沿河地带留下宽200400m的河床及危岩煤柱，因此羊叉河对矿井充水无甚影响。麻柳河斜贯井田西缘。本井田范围内流经长度为4.5km。地表流经嘉陵江组石灰岩地段，有数处形成时隐时现的暗河。一般六月份流量较大，约23.825m3/s；三月流量较小，为0.066m3/s。河床底部至6煤层的垂高为+474m+662m。其相对位置主要分布在煤底板标高+120-200m区间。根据矿井（补充勘探）地质报告提供的计算数据，将6煤层作为保护层开采时，导水裂隙带高度为27.64m，开采8煤层时导水裂隙带（包括冒落带）高度为74.53m。照此计算，主采层8煤层开采后导水裂隙对地表不会造成影响。根据唐山煤科院编制的松藻煤电公司打通一矿麻柳河安全开采可行性研究报告，嘉陵江组一、二段和以上层段岩溶水对矿井充水基本无影响，而嘉陵江组上面的麻柳河地表水体的水对矿井充水亦无影响，所以麻柳河下不留煤柱开采是可行的，但河床下遇到导水断层或采动后有可能导水的断层必须留设断层防水煤柱。由于本井田地层较平缓，岩层倾角为013，现开采区域煤层平均埋深约300m。6、7煤层开采后，地表已出现大量裂隙，特别是主采层8煤层开采后，更加剧了地表裂隙的发育规模。据观测，地表最大下沉值达35m，裂隙宽度为0.24.5m不等。导致地表水通过采动裂隙直接补给采空区，造成矿井涌水量增大。4、矿井涌水量矿井已开采35年之久，矿井涌水量观测资料较完备。据打通一矿已开采多年积累了大量的水文地质资料，结合矿山生产实际选用地灾评估报告采用水文地质比拟法计算0米水平涌水量（公式为：），其结论是矿井的0米水平正常涌水量为459m3/ h，最大涌水量为873 m3/h。可作为扩界后的参考。（二）矿井瓦斯瓦斯：据测定资料，本矿可采及局部可采煤层的平均瓦斯含量分别为：M6煤层14.58m3/t，M7煤层18.59 m3/t，M8煤层17.85 m3/t，M11煤层17.35 m3/t。自然瓦斯成分中CH4的平均含量：M6煤层为97.33%，M7煤层为97.69%，M8煤层为98.54%，M11煤层为79.07%。M7、M8煤层为瓦斯突出煤层，矿井投产以来多次发生煤与瓦斯的动力现象，且多发生在M7煤层。矿井最大突出强度为1408t，涌出瓦斯量77206m3。故本矿井属有煤与瓦斯突出的矿井。矿井瓦斯等级为煤与瓦斯突出矿井，2003年2005年矿井瓦斯等级见表3-2-4。表3 矿 井 瓦 斯 等 级 情 况年矿井瓦斯绝对涌出量（m3/min）矿井瓦斯相对涌出量（m3/t）矿井瓦斯等级矿井二氧化碳绝对涌出量（m3/min）矿井二氧化碳相对涌出量（m3/t）矿井二氧化碳等级2003年11266瓦斯突出1.360.75低二氧化碳2004年13067瓦斯突出1.430.74低二氧化碳2005年15267瓦斯突出1.530.67低二氧化碳以上数据为鉴定月数据（三）煤尘爆炸、煤的自燃、地温煤尘爆炸：根据煤尘爆炸鉴定资料，M6、M7、M8煤层爆炸指数Vr分别为21.19、11.92、11.55，均有煤层爆炸危险。煤的自燃：根据矿井测试资料，M6、M7、M8煤层鉴定为类，属不易自燃煤层。地温：据钻孔简易测温资料表明，该地变温带深度在40米左右。恒温带深度受地形、海拔标高及其它因素影响在40120米，温度19.720.5，平均温度为20，略高于当地年平均气温18.9。增温带深度在120米以下，通过计算该区地温梯度为2.12.2/100m，属地温正常区，未发现地温异常。但由于地温随深度增加将会逐渐升高，预计在标高170米水平和0米水平，地温将超过煤矿安全规程所规定的26，在生产过程应采取降温措施，确保工人正常生产。3.采区方案设计1采区巷道布置方案两级提升上山、煤层专用回风巷运输大巷布置在煤层底板的茅口灰岩中，距煤层真厚40m。主干系统由三条上山组成：轨道上山（采用两级提升，坡度均为25），布置在茅口灰岩中；一条煤层回风上山，布置在煤层内和采用反井钻机施工的倾斜溜煤眼（坡度在60以上），近真倾斜布置与569采区主干系统相接，布置成双翼采区,两翼长度不等长，采区主干系统以北工作面走向长约1250m，以南工作面走向长约1250m；采区以北分成4个区段，每个区段垂高约125 m，倾斜长度200250m。采区以南分成4个区段，区段垂高约125 m，倾斜长度200250m之间。相邻区段上下巷道之间净岩柱6m。3211工作面回风直接通过其回风石门回入569运输大巷，其它工作面回风通过煤层专用回风上山到5692机巷进风石门回入569运输大巷，进入565总回风巷内。方案伪斜轨道上山，岩层专用回风巷，分区段石门。运输大巷布置在煤层底板的茅口灰岩中，距煤层真厚40m。由三条上山组成：轨道上山（采用一级提升，坡度为27），伪斜布置在茅口灰岩中、一条回风上山（布置在岩层内）和采用反井钻机施工的倾斜溜煤眼（坡度在60以上），与569采区主干系统相接，布置成双翼采区,两翼不等长，采区主干系统以北工作面走向长约1250m，以南工作面走向长约1250m；采区以北分成4个区段，每个区段垂高约125 m，倾斜长度200250m。采区以南分成4个区段，区段垂高约125 m，倾斜长度200250m之间。相邻区段上下巷道之间净岩柱6m。3211工作面回风直接通过其回风石门回入569运输大巷，其它工作面回风通过回风眼进入岩石专用回风上山回到569装车站，经569运输大巷进入565总回风巷内。2方案比较（见表4、表5） 通过对以上三个方案进行比较：方案掘进工期少，布置在分岔带附近将减少搬家次数，有利于提高单产等优点。经过组织公司专业技术人员充分讨论后确定推荐方案为该采区的实施方案。 表4 321采区方案技术比较表 方案比较项目方案方案1.井巷工程量工程量最少总工程量大，三条上山布置在岩层内，岩巷掘进量大。石门工程量大2施工难度采用两级提升，施工难度较大。岩层巷道较多，平石门多，施工复杂。3.运输方面两级提升，运输环节多，管理复杂运输环节简单4通风方面通风设施最多，通风管理复杂。通风设施较多，通风管理一般。5巷道维护难度煤巷较多，维护量较大石门及下煤眼条数多，维护量大6掘进工期工期短工期长4.采区生产能力及服务年限4.1采区生产能力A=N1K1K2K3N2L1L2MrN （4-1） =1.00.80.971.0360.6952.71.44300 =？(万t/a)式中 N1-采区内同时生产工作面个数，？个； K1-月正规循环率，80%；K2-工作面回采率，97%；K3-掘进出煤率，1.03%； N2-日循环个数，？个；L1-循环进度，？m；L2-工作面倾斜长度，200m；M-采高，3.3m； r-煤容重，1.35；N-年生产天数，取 300天。 表5 321采区方案经济比较表 方案比较项目方案方案1.上山A轨道上山（包括上下车场及绞车房）：方量（m3）掘进单价 /m3B回风上山：方量（m3）掘进单价 /m3c 采区下煤、回风立（斜）眼（1.5m）：长度（m）掘进单价 /mA-C项费用合计（万元）2。其他巷道A轨道上山甩道及平石门：方量（m3）掘进单价 /m3B石门（抬高、运输及工作面回风石门）：方量（m3）掘进单价 /m3C其它：方量（m3）掘进单价 /m3A-C项费用合计（万元）1-2项合计（万元）4.2采区服务年限T=Z/A.K=163.41/321.2=？（a） （4-2） 式中 T采区服务年限，a；A工作面年生产能力；K备用系数；5.采区巷道布置及采掘关系5.1采区巷道布置 推荐方案采区巷道布置见321采区设计方案。5.2采掘关系5.2.1推进安排 先掘321运输大巷到位后，掘进321轨道上山、进风石门、甩道及其平石门、运输石门、煤仓、回风上山及其回风立眼，再掘进321溜煤斜眼、3211机巷、3211风巷下煤斜巷、3211抬高机巷，最后掘进其它巷道。在回采3211工作面时，再掘3212工作面巷道。5.2.2回采顺序3211工作面3212工作面3213工作面3214工作面6.采煤方法及回采工艺6.1采煤方法 该采区工作面采煤方法均采用走向长壁综合机械化开采。6.2回采工艺6.2.1落煤方式工作面落煤方式采用MG375-QW1型采煤机切割落煤。6.2.2装煤采煤机割煤时，螺旋滚筒自动装入工作面刮板运输机上。6.2.3运煤煤炭装入工作面溜子内，经机巷的转载皮带运入溜煤眼，最后进入煤仓。6.2.4顶板管理及支护6.2.4.1采煤工作面顶板管理：采用全部垮落法管理顶板。工作面支护：采用ZYJ2300/13/32型和ZYJ2600-14/36型掩护支架支护，两巷超前支护为：距工作面10m内为双排单体液压支柱，10-20m内为单排单体液压支柱，支柱上配铰接顶梁或挑板支护。6.2.4.2掘进工作面裸体巷道不支护。煤层巷道内，当顶板正常时，采用锚杆配菱形金属网支护；当顶板不正常（如断层、裂隙、煤层松软及揭煤石门）采用金属支架支护。在掘进工作面必须严格按照公司要求使用好前探梁或者内注式单体液压支柱作临时支护。6.2.5劳动力组织和循环作业方式6.2.5.1劳动力组织采取专业工种和综合工种相结合的劳动力组织形式来组织生产。6.2.5.2循环作业方式采用“三.八”制作业方式，实行“两采一准”组织生产，日循环6个，日进度3.6m。6.2.6工作面装备液压支架：ZYJ2300/13/32型和ZYJ2600-14/36型掩护支架。其它设备见表四。表6 3211工作面设备主要技术特征 序号设备名称设备型号主要技术特征1双滚筒采煤机MG375-QW1采高1.82.8（米）滚筒直径21600截深0.63米牵引速度06.1米/分生产能力700吨/时装机功率375KW2刮板运输机SGB-730/160运距108米输送量800吨/时链速0.95米/秒装机功率160KW3桥式转载机SZZ-730/160运距50米输送量900吨/时链速1.4米/秒装机功率160KW4破碎机PLM1000破碎能力1000吨/时最大入口断面700700MM出口粒度300MM装机功率110KW5管架式皮带机SSJ-1000运输能力800T/h运距400-1000M带速2.5M/S装机功率160KW26桥转自移系统1MYD（MY800）最大推力（额定）484KN（307KN）推移行程950MM最大调高力（额定）386KN（245KN）调高缸行程250MM泵站出口压力31.5MPa7.采区生产系统7.1运输系统7.1.1装煤系统 工作面煤炭机巷下煤眼321煤仓321运输大巷350主平硐地面煤仓。7.1.2运料系统地面350主平硐321大巷321轨道上山石门机、风巷工作面。7.1.3运矸系统碛头机、风巷轨道上山321大巷350西石门1.6m轨道上山2m轨道上山790大巷790矸石山。7.2通风系统7.2.1通风方式掘进工作面的通风方式为局扇压入式通风；采面为“U”型后退式通风。7.2.2通风系统7.2.2.1掘进工作面新风由地面350主平硐321大巷石门机、风巷掘进工作面。7.2.2.2采煤工作面 新风由地面350主平硐321大巷321轨道上山（或下段进风石门）甩道机巷工作面风巷回风石门或专用回风上山及回风立眼569大巷565总回风巷。7.2.2.2风量计算（1）采煤工作面所需风量计算 按采煤工作面同时工作的最多人数计算 Q采=4N =440=160m3/min （7-1）式中 Q采 采煤工作面实际需要风量，m3/min； N采煤工作面同时工作的最多人数，人。 按工作面瓦斯涌出量计算 Q采=840m3/min （7-2）式中 Q采 采煤工作面实际需要风量，m3/min；QCH4工作面绝对瓦斯涌出量,6-8 m3/min；K采通采煤工作面的通风系数。主要包括沼气涌出不均衡和备用风量等，一般可取1.2-2.1。根据实际取为1.4。 按工作面温度计算 Q采=60v采S采 =601.56.5=585 m3/min （7-3）式中 Q采 采煤工作面实际需要风量，m3/min； v采 采煤工作面风速，根据采煤工作面空气温度选取1.5m/s；S采采煤工作面的平均断面积，m2。经计算为6.5 m2。风速验算按最低风速验算：Q采15S采=156.5=97.5 m3/min （7-4）按最高风速验算：Q采240S采=2406.5=1560 m3/min （7-5）根据计算，确定采煤工作面配风量为840 m3/min。采区共布置一个采煤工作面。（2） 掘进工作面所需风量 按掘进工作面同时工作人数计算Q掘=4N=415=60m3/min （7-6）式中 Q掘- 掘进工作面实际需要风量，m3/min； N掘进工作面同时工作的最多人数，人。 按掘进工作面瓦斯涌出量计算Q掘= =160m3/min （7-7）式中 Q掘- 掘进工作面实际需要风量，m3/min； QCH4掘进工作面绝对瓦斯涌出量,0.8 m3/min；K掘通掘进工作面的通风系数。主要包括沼气涌出不均衡和备用风量等。一般可取1.5-2.0。根据实际取为2.0。 按炸药消耗量计算 Q掘=25A=2511=275 m3/min （7-8）式中 Q掘- 掘进工作面实际需要风量，m3/min； A掘进工作面一次爆破炸药消耗量，kg； 25每25Kg炸药爆破后需要供给的风量，m3/（min.kg） 按风速验算岩巷掘进工作面：9S掘Q掘240S掘（7-9）97.6=68.4Q掘2407.6=1824煤巷及半煤巷掘进工作面：15S掘Q掘240S掘（7-10）159.9=148.5Q掘2409.9=2376根据以上计算结果，确定每个掘进工作面配风量为275 m3/min，采区共布置两个掘进工作面，共配风量为550m3/min。（3）采区变电所需风量Q变按经验取为60 m3/min。（4）采区总供风量Q采总=（Q采+Q掘+Q变）K备 （7-11）=（840+550+60）1.2=1740 m3/min式中 Q采总采区总风量，m3/min； Q采采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min； Q掘掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min； Q变变电所实际需要风量的总和，m3/min； K备用系数，一般取1.2-1.25。7.3供电系统7.3.1供电