第一节采区巷道布置及采煤方法

第一节采区巷道布置及采煤方法一、采煤工艺及设备（一）原设计方案原设计中选用采煤方法选用比塞洛斯DBT欧洲公司提供的全自动化RHH型底拖式刨煤机、薄煤层液压支架及自动化PMCR型设备。为实现刨煤机刨头、刮板输送机、推移千斤顶和液压支架的同步协调工作，配套选用PMCR计算机电液控制系统。工作面实行无人自动化管理。（二）修改原因1、技术发展方面对薄煤层综合机械化开采技术主要有三种，一是刨煤机开采工艺，二是薄煤层综采采煤工艺，三是螺旋钻采煤机开采。其中螺旋钻采煤更适合0.7m以下煤层的开采，且生产能力较小，不适宜于本矿煤层条件。2005年以前，国内薄煤层滚筒采煤机综采技术在设备和工艺方面水平均不理想，综采设备主要是薄煤层滚筒采煤机质量不过关，维修率高，开机率较低，薄煤层工作面生产能力一般低于20万t/a。而当时的国外引进刨煤机开采已经达到相对较高的技术水平，相比不成熟的薄煤层滚筒采煤机优势明显，因此，原设计选用刨煤机采煤法开采比较合理。随着朱家店项目的推进，经过近10年发展，国内薄煤层滚筒采煤机综采技术已取得长足的进步，目前薄煤层滚筒采煤机工作面生产能力可达到50-60万t/a，在此背景下刨煤机开采与滚筒采煤机相比，在安全可靠、生产成本综合方面略显不足。2、国内实例2003年左右，山西省陆续从德国DBT公司引进了3套刨煤机，其中晋煤集团引进1套，在凤凰山矿实施开采；焦煤集团西山煤电公司引进1套，在马兰矿使用；同煤集团引进1套，在晋华宫矿应用。据了解，3处刨煤机工作面在使用1-2年内均已升井，原因是刨煤机对地质条件要求苛刻，特别是在工作面底板不平时会造成“飘刀”或“啃底”，煤层中出现夹石的情况下刨煤机易断链，出现打刨刀和刨链断链事故，所以刨煤机不能刨石头，过断层必须搬家，受煤层变化和顶底板起伏不平影响时，工作面不能实现自动化生产。同时设备配件昂贵，生产成本高。朱家店煤矿技术管理水平与大型煤炭集团公司相比稍有差距，采用刨煤机风险较大。3、地质条件刨煤机适用于煤层赋存稳定、厚度变化不大（煤层厚度1.3-1.5m时最佳），工作面无断层、陷落柱等构造，煤层中夹矸少、硬度小，煤层顶底板岩石稳定的地质条件。朱家店煤矿在建设过程中，随着4号煤层的逐步揭露，地质条件趋于复杂，根据矿方提供的实测资料，在4号煤辅助运输巷掘进过程中（约1000m）已揭露8条小断层，由此可判断，采区内小型断裂构造较发育。4号煤层厚度变化较大，由此分析，该矿4号煤层不适合使用刨煤机开采。4、滚筒式采煤机的薄和极薄煤层综采工艺对煤层赋存条件适应性较好，可适应各种不稳定复杂条件下的极薄、薄及中厚煤层的开采。如构造较复杂、煤层中夹矸较多时，可采取加大采煤机功率的方式正常生产。5、根据山西省煤炭地质公司于2004年1月编制的《山西省吕梁地区朱家店煤矿生产矿井地质报告》，本矿4号煤层位于山西组中下部，厚度0—2.28m，平均0.97m，结构简单，偶含1层0.05-0.10m左右的夹矸，倾角一般在10°左右，局部达到23°（井田西南部），煤质为焦煤，井田内已发现十几条断层，最大的为朱家店断层，落差80m，在井田西南边界附近通过，其余落差2-30m。尚未发现陷落柱，无岩浆影响。井田构造属简单类。通过以上分析，结合实际揭露的地质条件，设计认为本矿4号煤层在煤层倾角、地质构造方面不具备实施刨煤机的条件。采用国内目前技术相对成熟的薄煤层综采工艺更为稳妥。（三）修改后方案1、主要设备本次设计工作面采高范围1.1-2.2m，生产能力按0.61Mt/a计算（详见通风章节）。（1）设计选用MG320/710-WD型采煤机，其主要参数如下：总装机功率：710kW；采高：1.1～2.2m；截深：630/800mm；牵引方式：电牵引；牵引速度：0～6；电压：1140V；重量：21t。其主要技术参数见表2-1-1。表2-1-1采煤机技术特征表型号采高(m)电机功率(kW)滚筒直径(m)截深(mm)适应倾角(°)机面高度(mm)重量(t)MG320/710-WD1.1-2.2710900630/800≤35°95021（2）工作面可弯曲刮板输送机工作面刮板输送机选择与采煤机配套的SGZ730/2×200刮板输送机，其主要技术参数见表2-1-2。表2-1-2刮板输送机技术特征表型号铺设长度(m)输送能力(t/h)卸载方式牵引方式电机功率(kW)链型备注SGZ730/2×200120750端卸销轨2×200中双链（3）顺槽可伸缩胶带输送机选择DSJ100/75/2×250型可伸缩胶带输送机即能满足要求，主要技术参数见表2-1-3。表2-1-3可伸缩胶带输送机技术特征表型号输送能力(t/h)输送长度(m)带速(m/s)带宽(mm)电机功率(kW)电压等级(V)DSJ100/75/2×25095012752.010002×250660/1140（4）工作面顶板管理方式及液压支架选型液压支架的阻力是支架设计中最基本的参数，支架所有结构的强度都由此决定。设计采用“估算法”计算液压支架工作阻力。估算法首先考虑支撑冒落带岩层的重量。P＝9.8Sr∑hcosa式中：P――支架承受的荷载，kN；S――支架支护的顶板面积，m2，取平均值7.5m2；r――顶板岩石视密度，t/m3，为2.4t/m3；∑h――冒落带岩石的高度（直接顶厚度），m；M∑h＝———K－1M――采高，m，首采区内平均为1.1m；K――岩石碎胀系数，取1.25～1.5；α――煤层倾角，（°），平均为2°；上式可写成：P＝（2～4）×9.8SrMcosa一般用上限，即P＝4×9.8SrMcosa计算中再考虑支架受力不均衡量的安全系数1.5～2，则P＝（6～8）×9.8SrMcosa则：P＝（6～8）×9.8×7.5×2.4×1.1×cos2＝872.6～1163.4（kN）设计选用矿方已订货的ZY4000/8/18型掩护式液压支架，工作阻力4000kN，初承力3000KN，支撑高度0.8～1.8mm，支架重量约10t，满足要求。并且该支架配带的主控服务器提供以太网端口，可将数据集成到综合自动化平台通过光缆或工业以太环网上传到地面。满足要求。工作面过渡及端头支架与厂家配套选购。工作面超前20m采用DZ28-25/100型单体液压支柱配L=3600型Π型钢梁支护，支撑高度2000-2800mmmm。表2-1-4综采工作面×2主要机械配备表序号设备名称规格型号功率(kw)单位数量备注使用备用1双滚筒采煤机MG320/710-WD710台2采高1.1-2.2m2可弯曲刮板输送机SGZ730/2×2002×200台2运量700t/h3综采支架ZY4000/8/18架2×808×24过渡支架ZY5600/14/28架2×2与厂家配套5端头支架组2×2与厂家配套6转载机SZZ-764/200200台2运量1200t/h7可伸缩胶带伸缩机DSJ100/75/2×2502×250台2运量750t/h8乳化液泵站BRW315/31.520029喷雾泵站BPW320/6.345套210单体液压支柱DZ28-25/100根2×150602000-2800mm11π型梁3600mm根2×504012注水钻机ZDY1200S37台42表2-1-4综采工作面×2主要机械配备表序号设备名称规格型号功率(kw)单位数量备注使用备用13探水钻ZDY1200S37台4214煤层注水泵MZB-100/150A30台4215注液枪DZ-Q1个10216小水泵KWQB50-24/2-7.57.5台82二、工作面布置及生产能力（一）采煤工作面长度、年推进度及采煤工艺原设计布置一个刨煤机回采工作面，工作面长度240m，生产能力1.21Mt/a。本次修改后，为满足设计生产能力，共布置两个普通综采工作面，分别位于一采区大巷双翼4号煤中。1、工作面数量及长度矿井移交及达产时，共布置1个生产采区，在4号煤中布置2个综采一次采全高工作面，工作面长度120m，平均采高1.1m。2、工作面年推进度及采区、工作面回采率井下工作面实行四班作业，三班生产，一班检修准备，年工作330d，日循环18个，每循环进尺0.6m，工作面正规循环系数0.8，工作面年推进度。L煤＝0.6×18×330×0.8＝2993.8m。则4号煤工作面年推进度2993.8m。根据《煤炭工业矿井设计规范》要求，4号煤层首采区为薄煤层，采区回采率取85％；工作面回采率取97%。3、采煤工艺采用综采一次采全高采煤法，顶板管理为全部垮落法。回采工作面机采，采高1.1m，滚筒截深0.6m，日割煤18刀。最小控顶距6100mm，最大控顶距6700mm。工艺流程：割煤→装煤运煤→移架→推溜进刀方式：①采煤机割透机头时，采煤机后30m外，大溜推向煤墙，做好采煤机进刀和推移机头的工作。②让采煤机反向牵引，沿溜方向弯曲段切入煤墙，使采煤机进入下刀工艺，同时将机头顶向煤墙，使整个大溜成一条直线：③让采煤机反向牵引，再次割透机头，割掉三角煤，开始进入下一个循环。④机组割煤时，采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤的方式。4、割煤顺序：采煤机在工作面由机头—机尾，机尾—机头反复运行，逐架顺序割煤。5、移架方式：工作面移架时，采取及时支护方式，本架手动操作，从端头或端尾跟机移架。6、推溜的方式：工作面推溜，采用从一端顺序推拉溜的方式。保证推拉前后溜弯曲段不少于15m，逐步将前后溜推拉成一条直线。（二）工作面生产能力矿井实际生产能力为回采工作面生产能力和掘进工作面掘进煤量之和。1、回采工作面生产能力计算（1）4号煤工作面生产能力按下式计算：Q采＝m·L1·L2·γ·C式中符号：m——工作面回采高度；4号煤层采区内采厚平均1.1m；C——工作面回采率；0.97；L1——工作面长度；120m；L2——工作面年推进度；2993.8m；γ——煤的容重；1.54t/m3；Q采＝1.1×120×2993.8×1.54×0.97＝0.59Mt/a本矿为高瓦斯矿井，且工作面采高较低，有效通风断面较小，工作面生产能力受通风因素制约，经计算（详见通风章节）单个工作面产量不宜大于2219t/d，即0.73Mt/a。由以上计算可知0.59Mt/a0.73Mt/a，满足通风要求。工作面年产量=2×0.59Mt/a=1.18Mt/a。2、掘进煤量计算井下共布置四个综掘进工作面，掘进煤按回采煤的10％计算，3、矿井产量计算Q＝Q采+Q掘=1.18＋1.18×0.10＝1.29Mt/a。满足设计要求。三、大巷及采区布置（一）大巷布置原设计中第一水平标高为+730m，沿6号煤层布置胶带机运输与辅助运输二条大巷，以+730m集中胶带运输石门与主、副井筒、井底车场连接；沿4号煤层布置回风大巷与煤层辅助运输二条大巷，以+760m辅助运输石门与副、回风井筒、井底车场连接。矿井初期投产共布置4条大巷。第二水平标高为+680m，以9号、10号煤层联合布置主要运输大巷。本次修改为：矿井移交生产时在井田南部+760m沿4号煤层布置主运输、辅助运输、总回风三条大巷。鉴于已经施工245m的6号煤主运输大巷，予以利用，通过1号溜煤眼、溜矸眼与4号煤主运输大巷相连，构成煤、矸流系统。二者通过一条联络斜巷相通，担负通风、行人任务。修改原因：1、移交生产所需工程量减小。修改后投产初期需施工大巷总长度4857m，其中：6号煤主运输大巷已施工245m，4号煤主运输大巷长1163m，4号煤南辅助运输大巷长1219m，4号煤南总回风巷2305m。原设计四条大巷总长度6971m，其中：6号煤层南胶带输送机大巷长1565m，6号煤层南辅助运输大巷1580m，4号煤层南辅助运输大巷1476m，南总回风巷2305m。设计修改后大巷总长度减小2114m。2、通风、运输系统简单，各顺槽直接与大巷搭接，减少大量溜煤眼岩巷工程。（二）采区布置原设计方案：根据煤层赋存条件，采区巷道布置及倾斜长壁采煤特点，工作面由近及远逐区段开采，区段内工作面为后退式回采。首采工作面布置于主、副斜井南侧区段内，区段运输顺槽长度为1278m，区段材料运输顺槽与回风顺槽长度为1322m，工