3采煤方法及采区巷道布置

3采煤方法及采区巷道布置煤层地质特征煤层赋存情况采区内主要可采煤层为二叠系下统山西组二1煤和石炭系上统太原组一1煤。二1煤厚0〜9.38m之间，平均厚度为2.70m。煤层倾角平均17°,煤层赋存稳定。一1煤厚0〜4.41m之间，平均厚度为2.46m,煤层倾角与二1煤相近，煤层结构简单。煤质与地质情况1、煤质分析采区内一1煤为中灰、低挥发分、高硫分、低磷分、高热值、中等软化温度灰、呈小块状及碎粒状的贫煤。二1煤为中灰、低挥发分、特低硫、低磷分、特高热值、较高软化温度灰、粉状贫煤。煤的抗碎强度特低,可磨性指数属易磨煤，CO2反应性较弱，高热稳定性，结渣性中等。口2、煤层顶底板①二】煤：煤层直接顶以中-细粒结构的大占砂岩为主，煤层底板以砂质泥岩和泥岩为主,局部含夹矸。②一1煤：煤层直接顶以砂质泥岩和泥岩为主，煤层底板以砂质泥岩、泥岩和石灰岩为主，煤层位稳定，结构简单，偶含1〜2层夹矸。口3、水文地质本区内水文地质条件尚属简单,主要充水因素有：二1顶板砂岩和断层破碎带裂隙淋水、一1石灰岩岩溶裂隙承压水和大气降水。全井田的正常涌水量465.46m3/h,最大涌水量为805.25m3/h。3.1.2煤层瓦斯、自燃、发火特征③一1煤自燃倾向等级属不自燃一易自燃，二1煤属不易自燃。口采区巷道布置及生产系统采区及首采区划分根据矿井煤层及地质分布，本井田设计单水平开采，共划分为四个采区，其中二1煤上下山各一采区，一1煤上下各一采区。矿井首采区位于二1煤上山采区，具体位于祖师庙逆断层以北，北至-398m水平运输大巷以浅，东至矿井工业广场煤柱线，西至井田西部边界保护煤柱，东西走向长平均1.9km，南北倾斜长平均778m，采区垂高350m。口采区走向、区段及煤柱尺寸的确定一、走向长度的确定本井田走向长度长，有较大断层，采区的划分受地质条件的限制，综合矿井生产机械技术，可设计一个采区满足矿井产量，故可取较长的采区走向长度。本矿采区走向长平均2000m左右，首采区走向长度约1900m。口二、区段数目和长度确定首采区上山采区倾斜长度约778m，根据煤层赋存条件和设计规范等技术要求，并结合目前本矿区实际生产水平，确定采煤工作面长度为150m，回采工作面采用正规循环作业，年推进度900m，共划分4个区段。区段上下平巷宽度为4.0m，区段小煤柱约为3m，区段斜长161m。口三、煤柱尺寸确定首采区内的煤柱主要有采区边界煤柱、采区上山保护煤柱、区段煤柱、水平大巷保护煤柱以及断层保护煤柱。为防止采空区矸石的冒落，采区两边各留设10m的采区边界煤柱。水平运输大巷布置在一1煤层底板的稳定岩石中，留设宽大巷保护煤柱。采区上山布置在煤层底板岩石中，由于上山使用时间长，距煤层距离比较短，上山每侧留设30m的上山保护煤柱。采区内地质构造简单，无大断层、大陷落柱等影响回采的复杂地质构造，所以采区内不留设此类煤柱。区段平巷采用留小煤柱沿空掘巷的方法，在沿空掘进区段平巷时，留设3米宽的小煤柱，以利于巷道回风和支护。表3-2-1采区煤柱尺寸煤柱宽度（m）断层保护煤柱20大巷上山采区区段井田边界煤柱20保护煤柱保护煤柱边界煤柱护巷煤柱3020某2103采区巷道、车场和硐室根据《规程》规定高瓦斯矿井必须布置专用的回风道，所以采区布置3条上山，分别为采区轨道运输上山、胶带运输上山和回风上山，轨道运输上山和回风上山均布置在煤层底板10〜20m的L3灰岩中，胶带运输上山布置于一1煤层中，三条上山间距15m,二1煤采区区段运输平巷同上山胶带设溜煤眼搭接。区段平巷采用单巷掘进，并采用留小煤柱的沿空留巷，为达到设计产量，尽量集中生产、区段依次接替。工作面采用U型通风，区段运输平巷出煤兼进风，与采区运输上山、轨道相连，区段回风平巷与采区回风上山相连。二、巷道布置方式1.巷道断面和支护形式回采巷道为体形断面，矿井在建设和生产中应根据围岩的实际情况采取合适的支护方式。主要巷道断面为：轨道运输上山：净断面9.6山2,岩巷半圆拱，采用锚喷、锚网联合支护。胶带运输上山：净断面7.1山2,煤巷U型钢，采用25U型钢支护。回风上山：净断面10.5山2,岩巷半圆拱，锚喷支护。口工作面运输顺槽：净断面7.1山2,煤巷U型钢，采用25U型钢支护。工作面轨道顺槽：净断面7.1山2,煤巷U型钢，采用25U型钢支护2.掘进方式及通风采用压入式局扇进行通风，局扇应在新鲜风流处。每个掘进面配备两台YBT-28型局部通风机，为了防止回风短路，在顺槽设置风门。口场布置首采区煤层倾角平均17°，为缓斜煤层。根据绞车房，回风上山，区段运输平巷和轨道大巷的相互位置关系，确定上部车场采用单道逆向平车场和绕道相结合的布置形式中部车场采用逆向甩车场；下部车场采用绕道式平车场，在底部车场内设置双轨道，方便错车，进入起坡道后变为单轨道。矿车由电机车牵引到下部车场后推入绕道，挂钩提升。各位置车场布置形式如图3-1〜3。口图3-1采区上部车场图3-2采区中部车场图3-3采区下部车场要硐室采区主要硐室包括采区煤仓、采区绞车房、采区变电所等。①采区煤仓本矿运输顺槽和运输上山以及运输大巷均采用胶带运输机运输，因此设计煤仓为垂直式，圆形断面，直径5m,主体高度20m。大巷距煤层20m。支护方式为砼砌碹。②采区绞车房绞车房应布置在围岩稳定、无淋水、地压小、易维护的地点，应避开较大的地质构造、含水层，支护采用锚网。因而，本设计绞车房布置在一1煤层的底板砂岩中。采用半圆拱形断面，采用砼砌碹支护。根据所选绞车确定其尺寸为：高5m，宽6m，长7m。口③采区变电所采区变电所应布置在围岩稳定、地压小、无淋水、通风条件良好且采区用电负荷处。所以本采区变电所设在采区中心地区，即第二与第三区段中间，呈“一”型布置于轨道上山和回风上山之间，采用砼砌碹支护。变电所两端各设一个出口通道，硐室与通道相连处，设向外的防火栅栏两用门，该变电所服务整个采区。采区生产系统一、开采顺序和生产系统1、采区内工作面接替根据本矿主采煤层的赋存条件，设计一矿一面达产。为了能够在采空区上覆岩层稳定后再进行沿空掘巷，采区内工作面的接替顺序为左右两翼跳采接替，区段接替由上到下依次接替。即：1201f1205f1202f1206f1203f1207f1204f1208。口2、生产系统风流线路：副井f井底车场f轨道运输大巷f采区下部车场f轨道上山f区段运输平巷f采煤工作面一区段回风平巷f回风上山f回风石门f回风大巷f风井一地面。口运煤系统为：工作面一运输顺槽一运输上山一采区煤仓一皮带运输大巷一井底煤仓一主井口运料系统为：副井一井底车场一轨道运输大巷一行人运料进风巷（采区车场）一轨道上山一采区车场一轨道顺槽一工作面运矸系统为：工作面一轨道顺槽一中部车场一轨道上山一行人运料进风巷一轨道大巷一井底车场一副井。二、采区生产能力确定口本矿设计采用一个采煤工作面，一个煤巷掘进工作面。1、工作面生产能力A=L3L13M3R3C（3-1）式中：A一工作面年产量，吨/年口L一工作面长度；口L1一工作面年进度，890m；M一煤层厚度，二1煤2.70m,-1煤2.46m；R一煤的容重，1.41t/m3；C—工作面采出率，取0.95则:A1=150389032.731.4130.95=48.28万tA2=150389032.4631.4130.95=43.99万t2.采区区生产能力口采区生产能力可由下式计算AB二K1・K2・£A（3-2）口式中：AB——采区生产能力，万tK1——采区掘进出煤系数，一般选取5%〜10%工作面生产能力的5%〜10%来估计掘进工作面的生产能力，取1.1K2——工作面之间出煤影响系数，由于同采的工作面个数为1,故K2=1A——工作面生产能力口则：AB1=1.131348.28=53.11万tAB2=1.131343.99=48.39万t则，采区生产能力满足矿井产量要求。3、计算采区回采率采区采出率是指工业储量中，设计或实际采出的那一部分储量约占工业储量的比例，以百分数表示。采区采出率按下式计算：采区采出率采区工业储量开采损失100%采区工业储量(3-3)采区工业储量，Q=L3M3B3y(3-4)式中：L——采区走向长度，m2M——煤层厚度，mY-一煤层容重，t/m3B 采区倾斜长度，m则Q=1900371332.731.41=515.73万t采区煤柱损失：P=P1+P2+P3+P4+P5+P6P1一采区边界煤柱损失，3.64万t；口P2一采区上山间距与保护煤柱损失，13.30万t；P3一采区断层煤柱损失，2.31万t；P4—井田边界煤柱损失，9.10万t；P5一区段护巷煤柱损失，4.11万t；P6一首采区工广压煤损失，42.50万t。口P=74.96万t割煤损失：工作面的采出率为95%，落煤损失为5%。515.733(1-95%)=25.8万t所以，采区采出率=(515.73-74.96-25.8)/515.733100%=80.46%根据《煤炭规程》规定，采区采出率：厚煤层不低于0.75，中厚煤

层不低于0.8，薄煤层不低于0.85，所以本矿采区符合《煤炭规程》规定。采煤工艺采煤工艺方式一、采煤方法及机械化1、采煤方法的确定因此，设计工作面以悬移顶梁机采为主，采用走向长壁后退式采煤法，全部陷落法管理顶板。二、工作面生产参数及生产能力确定1、回采工作面长度、采高合理的回采工作面长度和采高是实现矿井高产高效的重要因素，影响工作面长度的因素主要有地质因素、技术因素、经济因素和员工素质。首采区开采二1煤层，煤层含瓦斯量高，属高瓦斯矿井，根据《煤矿安全规程》规定，不能采用放顶煤采煤工艺，设计一次性采全高，采高为2.7m。首采的二1煤层赋存较稳定，顶底板条件较好，倾角不大，根据邻近矿井生产实践以及综采面的技术要求，确定本矿回采工作面长度确定为150m。2、工作面生产能力工作面工作制度采用“三八”工作制，即两班采煤，一班准备。回采工作面采用正规循环作业。机采工作面按日进6〜8刀(2.4〜3.6m),其年推进度为792〜1188m。结合本矿区实际生产水平，确定采煤工作面长度为150m,日进刀2.7m，年推进度890m。则工作面日产量Qr为：口Qr=B3L3M3b3Y3c(3-5)式中：L——工作面长度，150m；M——煤层厚度，2.7m；B——循环进尺，0.45m；Y——煤层容重，1.41t/m3；口b——每日采煤刀数，取6；口C——工作面回采率，取95%。口Qr=15030.453632.731.4130.95=1464.7t煤巷掘进出煤占工作面出煤的10%,则矿井日产量Q为：口Q=Qr3(1+10%)(3-6)口式中：Q——矿井日产量，t；口Qr——工作面日产量，t。口Q=1611.1t/d设计矿井生产能力45万t/a,年生产天数为330d,则矿井日产量为Q=45000/330=1363.6t/d〉16n.1t/d即该工作面长度能够满足矿井达到设计生产能力的要求。3、工作面推进长度和推进方向确定1)工作面推进长度回采工作面采用正规循环作业,两班采煤一班检修,采煤班每班采三刀，一刀循环进度为0.45m，日进度为2.7m,年推进长度为891m/年。口本采区工作面推进方向为走向长壁布置方式,后退式开采。三、回采工作面破煤、装煤和运输方式1、工作面落煤装煤方式工作面采煤机螺旋滚筒完成割煤,采煤机滚筒和刮板输送机铲煤板装煤完成过程,部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入溜槽。为配合综采工作面采煤机割煤,使采煤机割下的煤炭能够顺利运出工作面,回采工作面采用与采煤机生产能力速度相适应的刮板输送机运煤。2、采煤工艺1)回采工艺流程：采煤机割煤——移架——推前部运输机2）落煤方式工作面跟煤层底板回采，往返一次进一刀半刀，进刀采用端头斜切割三角煤方式。3）装、运煤装煤：在采煤机截割煤的同时，利用滚洞螺旋齿片和弧型挡煤板自动将煤运输机；余煤由铲煤板随移溜铲入运输机；少量煤由人工装到运输机内。运煤：采用刮板运输机运煤。4）移架方式采煤机割煤后，跟机移架，移架距采煤机后滚筒4~6架，移架前，要清净架前架间活煤，移架动作包括降架、拉架、调架和升架。移架步距为600mm，追机移架速度赶不上煤机运行时，必须停采煤机移架。5）移刮板运输机移前部运输机应滞后煤机不小于15m，沿移架方向逐架顺序移动输机;拉后部运输机由工作面一端向另一端顺序拉。移运输机过程中弯曲段长度应不小于15m，移运输机步距保持600mm，并做到一次到位，移好后要使运输机成一直线，其偏差不得超过±50mm。口3、其它设备表3-3-1皮带运输机主要技术特征表序号123456内容型号输送能力带速带强电机功率运距技术特征SSJ-300/33200300t/h2.0m/1000N/mm90KW1090m表3-3-2破碎机主要技术特征口序号1234567内容型号过煤能力破碎能力进料口宽度进料口高度功率电压技术特征PCM90350t/h350t/h800mm800mm90kw660V表3-3-3乳化液泵技术特征序号123456内容型号公称压力公称流量电机功率功率电压技术特征RBZ80/20020Mpa315L/min45kw132kw400V四、回采工作面支护方式1、支护方式矿井设计开采煤层采用综合机械化采煤，回采工作面采用液压支架支护。支架完成对工作面顶板的支撑、切顶、挡矸、护帮、支架前移以及推移工作面刮板输送机等工作。2、支架选型支架选型原则（1）支护强度与工作面矿压相适应；（2）支架结构与煤层赋存条件相适应；（3）支护断面与通风要求相适应；（4）液压支架与采煤机、输送机等设备相匹配。根据以上原则，设计支架选型为ZH2000/15/34Z悬移顶梁液压支架，配置157组支架。支架的技术特征见表3-3-4.表3-3-4支架技术特征表项目型号支架形式支撑高度（mm）宽度（山山）中心距（山山）初撑力（kN）工作阻力（kN）支护强度（Mpa）适应倾角（°）供液泵压（Mpa）运输尺寸（长3宽3高）（mm）支架移架步距（mm）支柱数量（根）技术特征ZH2000/15/34Z支撑掩护1500〜35009601000193225000.61W3031.53400390032300600〜80053、端头支护方式工作面上下端头（机头和机尾）各选用2架比工作面内支架大一型号的ZH2000/15/35Z悬移顶梁液压支架进行顶板支护，滞后工作面支架，其滞后距离不大于0.9m。工作面下端头（机尾）使用三架PDZ型端头液压支架进行顶板支护，滞后工作面支架，其滞后距离不大于0.9m。口4、顶板、采空区管理工作面顶板采用全部陷落法管理，五、各工艺过程安全注意事项（1）割煤①开机前，机组司机应按规定对煤壁、顶底板、支架、溜子、机组电缆、水管、水压、油压及油质进行全面检查，消除故障和隐患以后，发出开机信号，确保机组周围无人，方可开机作业。②割煤时，机组司机应站在支架内，集中精力进行操作，严禁把头伸在机组和支架顶梁间。③割煤时先送水，后开机，停机时先停机后停水，禁止无水开机作业。④割煤时，要随时注意机组各部分运行状况，发现异常及时停机，经检查处理后方可开机。⑤机组割到距机头、机尾5m时，要放慢速度到2m/min，缓慢进行，待割出锚杆后，停溜闭锁溜子，退回机组停机，人工取出锚杆，然后机组在缓慢割透煤帮。机组割煤帮时，进回风巷内工作面3m范围内不准有人，防止滚筒甩出锚杆或钢带伤人。（2）移架①工作面支架必须达到完好，支架工操作支架前应熟悉各操作手把功能。移架前，应检查支架3m范围内是否有人，有人严禁移架。口②割过煤后，距机组后滚筒4〜6架进行移架，当片帮或顶板破坏严重时，必须拉超前架或者紧随上滚筒进行移架。③移架时，先将侧护板、护帮板收回，方可降架，支架可降100〜200mm,局部需要超前移架时，必须保持支架分段成直线。口④移架到位后，要将支架升紧，顶梁升平，护帮板打出，同时调整相邻两支架侧护板不超过2/3的高差（遇构造除外），并将操作手把打在零位，任何人严禁随