彬长矿一水平胡家河采区的巷道布置与采煤工艺设计Word文件下载.docx
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第四章采区巷道布置12
第一节方案选择12
1.1两种方案12
1.2技术及经济对比15
第二节生产系统15
2.1通风系统15
2.2运输系统16
2.3排水系统16
第五章 采煤方法及回采工艺选择16
第一节爆破采煤工艺16
1.1适用煤层16
1.2爆破落煤17
1.3装煤与运煤17
1.4工作面支护和采空区处理19
第二节普通机械化采煤法20
2.1采用范围20
2.2采煤机的工作方式20
2.3普采面单体支架21
2.4普采面的设备配套22
2.5普采面作业循环图23
第一章采区地质概况
第一节采区位置、范围及上下井关系
陕西省彬长矿区位于陕西省咸阳地区北部的长武、彬县和旬邑三县境内。
南起太峪背斜，东至旬邑县城，北西至陕、甘省界，东西长70km，南北宽25km，面积1635km2（包括百子沟小区）。
西（安）兰（州）公路通过矿区中部，在咸阳东130公里处与陇海公路相接。
拟建的第二条陇海铁路三（原）中（卫）段沿泾河西上通过矿区。
区内县乡间均有公路相通，交通尚称方便。
第二节煤层情况及地质构造
2.1煤层情况
彬长矿区地面地势平坦，地面平均标高21米；
煤质黑色、块状，没声裂隙发育，弱玻璃光泽，煤层倾角9°
～14°
，平均12°
。
矿区内除4号煤层为大部可采煤层外，其余均为不可采煤层。
4号煤层厚0.7~3.0m，平均煤厚2.2m。
采区走向长度1200m，倾向长度800m。
厚度变化规律表现为东西薄、中部厚、西北薄、西北厚。
煤层厚度较稳定，靠近断层处煤层有拉薄现象，变异系数20%；
煤层结构较复杂，含1～2层夹矸，夹矸为灰黑色泥岩，平均厚度0.1m。
煤层中局存在泥岩伪顶，厚度为0～0.37m；
直接顶为灰白色细砂岩，坚硬、层状，局部深灰色泥岩较破碎，厚度为2.46～5.87m，平均厚度3.6m；
基本顶致密坚硬，矿物成分以石英为主，此为长石和暗色矿物，硅质胶结，不显层理，裂隙发育，厚度为6.57～15.07m，平均厚度为10.27m；
底板为浅色-灰色泥岩，致密碎块状级块状，含长条植物根茎化石，顶部含铝质成分，具裂隙滑面，下部夹镜煤条带，厚度3.28～7.37m，平均厚度为5.26m。
煤层有粉砂岩或泥岩伪顶，局部无直接顶。
详见（图2-1）煤层柱状图
详见（表2-1）煤层情况表
（表2-1）煤层柱状图
煤层厚度/m
0.7~3.0
煤层结构
断层较多
煤层倾角/（°
）
9～14
2.2
12
开采煤层
4
煤种
弱黏煤、不黏煤
容重
1.30t/m3
2.2地质构造
彬长矿区区域构造属渭南挠褶带北缘太峪背斜北侧，总体走向东北，倾向西北，倾角5°
～10°
含煤地区被一组近东西的宽缓褶曲控制，从南向北依次为彬县背斜、大佛寺向斜、路家-小灵台背斜、孟村向斜、十里铺-西坡背斜。
褶曲长度10～30km，幅度60～80m。
背斜南缓北陡，向斜则相反，对煤系、煤层厚度变化有控制作用，煤层有东西两翼增厚、南北变薄趋势。
第三节水文地质
彬长矿区位于鄂尔多斯盆地西南缘，属陕北黄土高原南部塬梁沟壑区的一部分，具有典型的黄土塬梁、沟壑地貌特征。
区内海拔高度一般800~1200m，平均降水量为561.3mm/a，平均蒸发量大于900mm/a。
地处泾河流域中游地段，泾河支流呈树枝分布，主要有黑河、四郎河等，均常年流水。
上而下依次发育的主要含水层有（如图3-1）：
①第四系孔隙含水层；
②新近系小章组下部砂卵砾石含水层；
③白垩系洛河组砂岩含水层；
④白垩系宜君组砾岩含水层；
⑤侏罗系安定组下部砂岩含水层；
⑥侏罗系直罗组下部砂岩含水层；
⑦侏罗系延安组砂岩含水层；
⑧侏罗系延安组4煤含水层；
⑨三叠系胡家村组砂岩弱含水层。
第四节瓦斯、煤尘、自然发火及地温
1.1瓦斯
（一）矿井瓦斯等级
2005-2009年矿井瓦斯等级鉴定，蒋家河煤矿4号煤层自然瓦斯成分主要为甲烷和氮气，甲烷成分最高值48.49%，最高含量3.13ml/g，围岩最高瓦斯含量2.35ml/g。
近几年，彬长矿区南部的7处矿井历年瓦斯涌出量随着生产能力的增大，矿井瓦斯绝对涌出量略有增大的趋势。
（二）瓦斯含量分布
彬长矿区煤层顶底板的岩性变化不大，主要是具有隔气层性质的泥质岩，瓦斯涌出量主要受控于区内的褶曲构造，局部地区由于受到风化剥蚀造成瓦斯向外扩散，减少了瓦斯含量。
大佛寺煤矿矿井瓦斯绝对涌出量最大，火石咀煤矿最小。
矿井瓦斯绝对涌出量，由西南向东北，由西向东，矿井瓦斯绝对涌出量呈现逐步减小的趋势。
本
井瓦斯含量较低，但无具体实测数据。
邻近生产矿井瓦斯鉴定，其瓦斯相对涌出量均不大于1m3/t,鉴定为低瓦斯矿井。
因此，本井参照邻近矿井瓦斯鉴定情况，暂按低瓦斯矿井设计。
待矿井取得煤样后再作鉴定，以最后确定矿井瓦斯等级。
1.2煤尘
该煤层在采掘及开采过程中产生的煤尘含量较多，若工人长期处于这种环境进行生产工作会患上呼吸道疾病，对工人的身体健康产生危害。
根据国家有关规定，应在各个主要巷道及工作面安装实时煤尘监控器，加强通风网络及系统建设，采取有关措施降低工作面采掘过程中产生的煤尘含量，切实落实国家政策，保证职工生命健康。
1.3自然发火及地温
煤尘具有爆炸性，根据鉴定结果分析，煤层有自然发火倾向，自然发货期3～6个月。
工作面推进速度在每天2m/个/天就可以保证安全。
要注意实时监控温度、氧气及其他参数的动态变化。
第五节煤种与煤质
彬长矿区原煤水分1.27%～8.08%；
灰分8.87%～33.24%（平均14.48%），精煤灰分6.06%；
全硫0.13%～2.90%，一般0.72%，精煤0.39%；
发热量21.67～30.73MJ/kg；
平均27.90MJ/kg；
煤类为弱黏煤（RN32）及不黏煤（BN31）。
不粘煤（BN）是一种在成煤初期已经受到相当氧化作用的低变质程度到中等变质程度的烟煤。
中国煤炭分类国家标准中，对中、低煤化度而无粘结性的烟煤的称谓。
该标准规定，不粘煤的干燥无灰基挥发分，拈结指数G（5。
不粘煤加热时不软化，为非炼焦煤。
加热时，基本上不产生胶质体。
煤的水分大，有的还含有一定的次生腐植酸，含氧量较多，有的高达10%以上。
它一般用作动力煤或民用燃料。
典型煤种有陕西的神木煤。
弱粘煤是一种粘结性较弱的从低变质到中等变质程度的烟煤。
加热时，产生较少的胶质体。
单独炼焦时，有的能结成强度很差的小焦块，有的则只有少部分凝结成碎焦屑，粉焦率很高。
第二章采区储量、生产能力与服务年限
第一节采区储量
1.1采区的工业储量
Zg=H×
L×
m×
γ………………………………………………………（公式1-1）
式中：
Zg----采区工业储量，万t；
H----采区倾斜长度，800m；
L----采区走向长度，1200m；
γ----煤的容重，1.30t/m3；
m----4煤层煤的厚度，为2.2m；
Zg=800×
1200×
2.2×
1.3=274.56万t
1.2设计可采储量
ZK=（Zg-p）×
C………………………………………………………（公式1-2）
ZK----设计可采储量，万t；
Zg----工业储量，274.56万t；
p----永久煤柱损失量，21.12万t；
C----采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。
本设计条件下取80%。
P=1000×
25×
2×
1.3+1000×
10×
1.3+400×
1.3=21.12万t
P----上下两端永久煤柱损失量，左右两边永久煤柱损失量，21.12万t；
C=（274.56-21.12）×
80%=202.752万t
1.3验算采区采出率
C=（Zg-p）/Zg…………………………………………………………（公式1-4）
C-----采区采出率，%；
Zg----煤层的工业储量，274.56万t；
p----煤层的永久煤柱损失，17万t，取Zg×
6%；
C=（Zg-p）/Zg=（274.56-17）/274.56=0.94>
75%满足要求
第二节生产能力与服务年限
2.1生产能力
采区设计年产量为90万t/年，日产量为2850t/天，日推进量总和为10m/天。
2.2采区服务年限
T=ZK/（A×
K）…………………………………………………………（公式1-3）
T----采区服务年限，a；
A----采区生产能力，90万t；
ZK----设计可采储量，万t；
K----储量备用系数，取1.3。
K）=274.56万t/（90万t×
1.3）=2.0a
第三章采煤方法及采区参数
第一节采煤方法选择
根据地质条件和矿井开采技术水平及以下原则确定采煤方法。
选择原则：
1、保证安全生产；
2、具有较高的经济效果；
3、煤炭回收率高；
4、尽量提高机械化水平。
1.1采煤工艺
由于该采区地质构造较复杂，断层比较多，煤层平均厚度为2.2m，因此不适宜布置综合机械化采煤工艺，而应该因地制宜。
F1断层东侧，42煤层分布较均匀，存储条件较好，适宜采用普通机械化采煤工艺。
F1断层西侧，43煤层断层较多，分布散乱，不适宜布置综采，其中4311工作面用普采，其他使用炮采。
1.2采煤系统
42号煤层采用走向长壁开采，运输大巷布置在采区下方，采区上下山布置在煤层下方岩层中，采用工作面后退式回采顺序。
43号煤层中根据断层走向都采用倾斜长壁开采，除了一水平上的通风大巷，再在一水平下为43号煤层布置一条通风大巷。
第二节采区参数的确定
2.1采区倾斜及走向长度
倾斜长度——800m；
走向长度——1200m。
2.2回采工作面长度
42号煤层主要采用普采，一共可布置6个工作面，面长100米，每个工作面日推进4m/个/天，年掘进量1280m/个/年；
43号煤层中主要采用炮采工作面，其中4311工作面采用对拉工作面，采用普采工艺，每个面长80米，日推进量3m/个/天，对拉工作面日推进6m/天，年掘进量1920m/年,炮采工作面长80m，日推进2m/个/天，年掘进量640m/个/天。
2.3煤柱尺寸
①护巷煤柱：
2400×
16×
1.3=10.98万t
②断层安全煤柱：
1000×
1.3=10.14万t
区段斜长=工作面+区段平巷宽+护巷煤柱宽=100+2+16=118
区段数目=采区斜长／区段斜长=6
第四章采区巷道布置
第一节方案选择
1.1两种方案
方案一
42煤层采用走向长壁采煤法，上山开采，开采顺序为由上至下，在F1断层左侧保护煤柱附近布置两条上下山，两条上下山之间没有联络巷，而是通过上中下车场相连，工作面由东至西推进，后退式推进，在采区上部煤层底板下方布置一条通风大巷，与采区轨道上山相连，工作面的污风经由上部车场至通风大巷，然后排出。
在采区下部煤层底板下方布置运输大巷，工作面采出的煤经由运输上山至下部车场，由主井提升。
43煤层4311工作面采用倾向长壁采煤法，区段运输巷及区段回风巷下端与采区运输大巷相连，两条区段巷道都担任进风的作用，采空区的区段运输巷旁留有一条备用巷道，采用支柱支护，担任回风作用，上端与采区回风大巷相连，使得4311工作面形成“h”型回风方式，工作面采出的煤由区段运输巷运至采区运输大巷，最后由主井提升。
示意图如（图4-1）所示，后附详细巷道布置图。
方案二
42煤层与方案一中的采煤法和上山巷道布置一样，但是回风大巷有所改变。
在采区下部煤层底板下方布置三条平行岩石大巷，分别为进风运料行人大巷、运输大巷和回风大巷。
采区轨道上山和进风运料行人大巷相连，采区运输上山与回风大巷相连，并有一条岩石联络巷（溜煤眼）使运输上山与运输大巷相连。
由进风运料行人大巷进风，经由轨道上山、上部车场、区段运输平巷到达工作面，污风由运输上山一直通到采区下部煤层底板下方的回风大巷。
工作面的煤经由区段运输平巷运至运输上山，再由溜煤眼至运输大巷，再由主井提升。
43煤层与方案一中的采煤法相同，使用倾斜长壁采煤法，采用对拉式工作面，由两工作面中间的区段运输巷担任进风、运煤、行人的作用，因而巷道较宽，支护较困难。
区段运输巷由溜煤眼与运输大巷相连，再由岩石联络巷与进风运料行人大巷相连，东西两条区段回风巷与回风大巷相连。
风由进风运料行人大巷进至区段运输巷，经过对拉式工作面再由东西两条区段回风巷到达回风大巷。
工作面的煤由中间的区段运输巷道运至溜煤眼，进入运输大巷，再由主井提升。
示意图如（图4-2）所示，后附详细布置图
1.2技术及经济对比
1、采动损害
在采区下部煤层下方岩层中同时布置三条大巷，不仅花费巨大，而且在后期生产中产生的采动损害影响也非常大。
要保证安全，就要在大巷上方留足够的保护煤柱，显然不够经济。
2、通风方式
方案二中新风由进风运料行人大巷进入，
经采区运输上山至42煤层，
由区段运输巷进入43煤层，这很难保证两个煤层的进风量相差不多，很容易出现分配不均的现象。
同时污风由上而下进入专门的回风大巷，再排出采区，首先要使得污风由上而下流动就需要功率更大的通风机才能完成，花费很大。
方案一中回风大巷在采区上部，并且两个煤层共用，这符合气体流动规律，通风机不用保证大功率。
至于4311工作面的污风，在东侧回风巷道旁布置一条预留巷道，使得采空区用来回风的巷道支护费用降低。
若在方案二的基础上稍加改动，将回风大巷布置在水平以上，再去掉一条上下山，不仅解决了污风的流动，同时省掉了一条上下山的费用。
综合上述所讲，应采用方案一。
第二节生产系统
2.1通风系统
在42煤层中，采区上部煤层底板下方布置一条通风大巷，与采区轨道上山相连，新鲜风流从运输大巷进入，经由采区下部车场进入轨道上山，再由中部车场进入区段运输巷，再到工作面。
污风由区段回风巷经由岩石联络巷进入采区回风大巷，最终排出采区。
在43煤层中，工作面东西两侧的区段运输巷和区段回风巷均与运输大巷相连，担任进风的作用，风流经过工作面在备用巷道汇合，在经过备用巷道，岩石联络巷，再进入采区回风大巷。
2.2运输系统
（一）运煤系统
42煤层中，工作面生产的煤经由区段运输巷进入运输上山，再由溜煤眼进入采区西部车场，之后由采区运输大巷运至主井，有主井提升。
43煤层中，煤由对拉工作面中间的区段运输巷运至溜煤眼，由溜煤眼进入采区运输大巷。
（二）运料系统
物料由运输大巷进入采区下部车场物料转运车场，再由轨道上山运至中部车场，进入区段回风巷，进而到达工作面。
（三）排矸系统
掘进工作面产生的矸石经由中部车场至采区轨道上山，到采区下部车场，再由运输大巷运至副井，由副井提升。
2.3排水系统
水由区段回风巷运至中部车场、轨道上山、采区下部车场，再经由运输大巷旁边的水沟排到采区井底车场，由副井提升。
第五章 采煤方法及回采工艺选择
第一节爆破采煤工艺
1.1适用煤层
适用于43煤层中除4311工作面之外其他剩余工作面。
1.2爆破落煤
爆破落煤由打眼、装药、填炮泥、连炮线及放炮等工序组成。
由于2号煤层煤质较软，煤厚为2.2m，因此采用双排对眼，具体要求为：
炮眼与煤壁的水平夹角为80º
，以避免崩倒支架；
顶眼在垂直面上向顶板方向仰起5º
，保证不破坏顶板；
底眼在垂直面上向底板方向保持20º
的俯角，以不丢底煤和不崩翻输送机。
（图5-1）炮眼布置图
1.3装煤与运煤
（一）机械化装煤
在输送机煤壁侧装上铲煤板6，在输送机的采空侧装上挡煤板4，放炮后部分煤自行装入输送机，然后工人用锹将部分煤耙入输送机，工作面装备SQD型双伸缩切项墩柱1，余下的部分底部松散煤靠大厦推力千斤顶3的推移用铲煤板将其装入输送机。
（图5-2）机械装煤作业布置图
（二）机械化运煤
输送机移置器为液压式推移千斤顶，工作面内每6m设一台千斤顶，输送机机头、机尾各设3台千斤顶。
移置输送机时，应从工作面的一端向另一端依次推移，以防输送机槽拱起而损坏。
（图5-3）移置输送机示意图
1.4工作面支护和采空区处理
（一）炮采工作面支护
采用单体液压支柱，布置为正悬臂齐梁直线柱，最小控顶距有3排支柱，最大控顶距为5排支柱，推进两排柱放一次顶。
（图5-4）正悬臂齐梁直线柱布置图
（二）采空区处理
采取全部垮落法，当工作面从开切眼推进一定距离后，主动撤除采煤工作空间以外的支架，合直接顶自然垮落。
以后随着工作面推进，每隔一定距离就按预定计划回柱放顶。
（图5-5）全部垮落发回柱放顶工序
第二节普通机械化采煤法
2.1采用范围
42煤层全部煤层
43煤层中4311工作面
2.2采煤机的工作方式
（一）采煤机的割煤方式
采用双向割煤，往返一刀。
这种方法适应性强，在煤层黏顶、厚度变化较大的工作面均可采用，无需人工清理浮煤。
（图5-6）双向割煤，往返一刀
（二）单滚筒采煤机的进刀方式
采用割三角煤进刀方式，具体方法如
（图5-6）割三角煤进刀
2.3普采面单体支架
（一）支架布置方式
采用齐梁直线柱式布置，梁长等于截身，最大控顶距为4排支架，最小控顶距为3排支架。
普采面采空区处理方法与炮采面相同，不再重复。
（二）普采面端头支护
采用单体支柱加铰接顶梁支护。
为了在跨度大处固定顶梁铰接点，讲普通铰接顶梁反用，使楔钩朝上。
如图所示
（图5-7）普采面端头支护
2.4普采面的设备配套
该煤层中使用的采煤机使MDY-150（单滚筒）型，输送机采用SGB-630/150型。
具体技术参数见表。
（表5-1）采煤机技术参数表
技术特征
机型
外形尺寸（长×
宽×
高）
/mm×
mm×
mm
生产率
/t•h-1
采高
/m
滚筒直径
滚筒转速
/t•min-1
截深/m
MDY-150（单滚筒）型
4046×
1572×
1070
585
1.3~2.5
1.25
1.4
63
0.5
最大牵引力
/kN
牵引速度
/m•min-1
功率
/kW
质量
/t
最小控顶距
/mm
适用倾角
/（º
适用煤层普氏系数（f）
120
0~6
150
12.5
1866
0~25
2~3
（表5-2）输送机技术参数表
输送能力
中部槽尺寸（长×
电机功率
出厂长度
SGB-630/150型
250
1500×
630×
190
75
200
刮板链速
/m•s-1
刮板链
总重量
规格/mm
破断拉力/kN
0.868
18×
64
≥410
85.8
2.5普采面作业循环图
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