两硬顶板煤层厚煤层综采放顶煤开采.docx

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两硬顶板煤层厚煤层综采放顶煤开采

两硬（顶板、煤层）厚煤层综采放顶煤开采

（大同煤矿集团公司云岗矿）

云岗矿简介

大同煤矿集团有限责任公司云岗矿位于云岗石窑以西5千米处，是1966年兴建、1973年投产的现代化大型矿井，矿井设计能力270万t/a，经过改扩建，近年来生产能力达400万吨，建矿30年来，共生产煤炭9105.93万吨，累计上缴利税付14.73亿元，相继完了矿井运输系统的改造，建设了现代戏化的选煤厂，应用了低位放顶煤和锚索支护技术，装备了先进的安全监控设施，采掘机械化程度达到100%。

井田面积为59k㎡,主要煤系侏罗纪和石炭二叠煤系，煤田储量106464.13万吨，截止2002年底剩余可采储量15713.4万吨。

目标前云岗矿主要开采有3号、7号、8号、11号、12号、5个煤层，全矿井主要可采煤层13层，总厚度16.35米。

云岗矿主井采用单立井箕斗提升，运输能力为208.5万t/a，主斜井的带式输送机运输长度为992.7米，年运输能力763.76万吨，大巷为电机车运输，主要担负矸石和人员的运输。

南北980大巷均为带式输送机运输。

云岗矿采用分区抽出式通风，全矿共有6个进风巷。

6个进风井为材料斜井、副立井、皮带斜井，402进风蟛，北三立井、北五立井、其中、副立井、材料斜井和主皮带斜井分布在井田中央，402进风井布置在井田南部，北三、北五立井布置在井田北部。

6个回风井分别为301,305,307,404,408,风井，其中301，303，307风井布置在北翼，404，408风井布置在南翼。

云岗矿选煤厂由西安煤矿设计院设计的特大型动力选煤厂，经优化设计年入选能力为400万吨，为不断提高商品煤质量，扩大市场份额，由集团公司对选煤厂投资进行了再次技术改造，现采用跳汰式全入选工艺，入选率100%。

煤炭产品均为洗精煤，主要指标达到优质标准。

煤炭主要销往国内首钢、鞍钢，广电、浙电、辽电等20多户特大型国有企业，每年向日本、韩国、土耳其等国出口煤炭100余万吨。

第一章概况

第一节 工作面位置及井上下关系

表一：

工作面位置及井上下关系表

水平名称

980号

采区名称

408盘区12层

地面标高

1331.66

井下标高

1000.38

地面的相

对位置

位于荣华皂旧村与新旧之间

回采对地面设施的影响

无

井下位置及与四邻关系

东部为408盘区运输巷、西部至矿界，北部8826正在收尾南部未开拓。

走向长度m

1631

倾斜长度m

140

面积m2

228340

第二节 煤层

表二：

煤层情况表

煤层厚度m

6.95

煤层结构

单一

煤层倾角（度）

2-6

开采煤层

12号

煤   种

弱钻结煤

稳定程度

中等

煤层情

况描述

本工作面煤层较为稳定，局部赋存夹石1-2层，由于受冲刷的响，煤层厚度变簿，最低处5.2米。

煤层硬度f>3.5.

第三节 煤层顶底板

表三：

煤层顶底板情况表

顶、底板名称

岩石名称

f

厚度

特征

基本顶

无

直接顶

细及中砂岩

8-13

26-24/

34

灰白色、石英、长石为主、其水平理、含云母等暗色矿物

伪顶

无

8-13

直接底

粉及细砂岩

8-13

0.63-3/2.3

浅灰色、含云母及矿物、致密

附图一：

工作面地层综合柱状图。

第四节 地质构造

一、断层情况以及对回采的影响

表四：

断层情况表

断层名称

走向

倾向

倾角

性质

落差

对回采的影响

F1（断层）

38

128

68

正

0．3-1．3

无

F2（断层）

343

253

60

正

0．40

无

F3（断层）

315

225

60

正

0．45-0．7

无

二、褶曲情况以及对回采的影响

本工作面煤层为近水平煤层、无褶曲影响。

本工面整体为一西低的斜构造，头部200米范围煤层倾角较大，达6度，对工作面回采有一定影响。

三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）

无

附图二:

工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图。

第五节 水文地质

一、涌水量

此项资料无

二、含水层（顶部和底部）分析

无

三、其它水源的分析

本工作面上覆3号层为武装专科学校，临近荣皂后沟煤矿采空区。

2002年8月经地物控及钻探证实，无大面积积水存在，但是不排除局低洼处存在少量积水。

另外，荣华后沟主、副井，从本工作面上覆穿越，据查3号层以下井筒内充满积水不，共约3000t，因而必须对其进行输放，确认无水后，本区段后方可进行开采。

第六节                          影响回采的其它因素

一、影响回采的其它地质情况

表五：

影响回采的其它地质情况表

瓦斯

绝对  21.23m³/min    相对   5.69m³/t

煤尘爆炸指数

15.68Mpa,m/s

煤的自燃倾向性

自然发火期11个月

地温危害

无

二、冲击地压和应力集中区

该盘区未曾出现冲击地压，预计应力集中区位于运料巷（受12号层8826采空区影响）。

三、地质部门的建议

1．本工作面煤厚根据5828。

2828两顶板锚索孔查得。

2．工作面上覆荣华皂后沟煤矿主、副井积水不、开采前必须进行疏放，编制详细的探放水方案及措施。

3．在断裂构造发育区，要加强顶煤质的管理。

4．本工作面冲刷带发育，在过冲刷带期间，要加强对煤质的管理。

5．要加强对本区荣华皂后沟煤矿的监控，发现情况及时汇报矿领导。

第七节 储量及服务年限

一、储量

工业储量=面积*煤厚*煤的密度

=1631*140*6。

95*1。

3万t

   =206.3万t

可采储量=（工业储量-停采煤量）80.9%

       =（-40*140*6.95*1.3）万t80.9%

　　　　　　＝１６２.8万t

二、工作面服务年限

工作面的服务年限=可采推进长度/月设计推进长度

               N=（1591/90）月＝１７.7月

第二章 采煤方法

第一节 巷道布置

一、采区设计、采区巷道布置概况

采区设计走向长度４２７５米，倾向长度３５０５米，可采储量６７６５.9万吨，设计生产能力２５０万t/a，服务年限１９a。

二、工作面运输巷、回风巷及开切眼等巷道

1、巷道形状与断面规格

8828工作面巷道形状均为矩形，规格如下：

2828巷为机轨合一巷，规格为掘宽4.6米，掘高3.0米，见底留顶掘进，净高2.6米。

5828巷为回风运料巷，规格为掘宽3.5米，掘高3.3米，净高2.85米。

见底留顶掘进

2828-1及2828-2巷为工艺巷，掘宽3.0米，掘高2.3米，净高2.15米。

5828-1巷为回风尾巷，掘宽3.0米，掘高2.3米，净高2.15米，见顶留底掘进。

8828巷为工作面切巷，掘宽7.5米，掘高3.0米，净高2.85米。

见底留顶掘进

2、巷道布置方式

8828工作面顺槽大致沿煤层倾向布置，工作面切巷大致沿煤层走向布置。

3、巷道支护材料与支护形式

采用树脂、金属锚杆、混凝土托板、锚索支护管理顶板，金属锚杆直径为16mm，长1700mm，锚索长6.0m，顶板破碎时采用木腿钢梁支护。

2828、5828巷锚杆、锚索联合支护，锚杆排间距为1.0×0.8米，托板垂直巷道方向布置，锚索沿巷道顶板中线，每4米1根，巷道两帮分别布置两排护帮锚杆。

8828切巷锚杆支护的排间距均为0.9×0.9米，托板垂直切巷方向，三排锚索，排距为3.6米。

2828-1、5828-1及2828-2巷锚杆支护，排间距为1.0×0.8米，托板垂直巷道方向布置。

4、煤柱尺寸

8828工作面顺槽与相邻的8826工作面顺槽间煤柱为20米。

５停采位置

工作面距408皮40米处为停采线。

三、溜煤眼

溜眼容量为７００t。

四、硐室及其他巷道

在2828顺槽皮带头处掘一个皮带头峒室，中部掘中间驱动峒室，在5828巷每隔350米左右掘一对绞车窝，在切巷的头、尾各掘一对绞车窝，在切巷的中部掘一绞车窝，在切巷的尾部作一采煤机吊装峒室，在5828巷中部及尾部各掘一个车场，尾部掘一个支架组装峒室。

附图３：

工面位置及巷道布置图（略）

第二节　采煤工艺

一、采煤工艺

正常生产时工艺流程：

（工艺巷顶煤预爆破松动顶部煤体）采煤机斜切进刀－割煤－移架－推进前部输送机－放顶煤－拉衙部输送机。

（一）顶煤松动预煤爆破

本工作面采用远离煤壁打眼爆破松动法，超前工作面煤壁20米预爆破，对顶煤起到预裂和破碎的作用，待开采时，又能利用采动引起的超前压力，二次破碎顶煤。

炮孔的布置原则为从两条工艺巷对头打钻，中间留6米煤柱，从两条工艺巷两侧打钻与两侧巷道留5米煤柱。

１．体预爆破孔的布置方式及主要技术特征

a）        采用KHYD75DIA型岩石电钻打孔，孔径为φ62mm。

b）       两工艺巷煤体预爆破孔从距8828-1切眼东帮（沿工作面推进方向）20米处开始施工第一组煤体预爆破孔，依次作业至距408皮西帮60米处。

c）       在两工艺巷分别垂直于巷道两帮按三花形式布孔。

上孔与上孔、下孔与下孔、水平间距为2米，上孔与下孔水平间距为1米，上孔距巷道顶板为1.1米，下孔距巷道底板为0.4米，两孔垂直间距为0.8米。

d）       4、2828-1—2828巷头向孔孔深为27米，2828-2—5828-1巷尾向孔孔深24米，2828-1—2828-2巷迎头孔孔深为27米。

e）        当施工至断层带、冲刷带及煤层变薄区域时可根据实际情况采用单层布孔形式，开孔位置位于煤帮中间处，孔间距增大至2米或更宽，孔深可适当减小。

f）        煤体预爆破孔施工必须超前工作面煤壁40米以上。

表６　顶煤预爆破炮孔参数表

孔号

孔深

倾角

封泥长度

装药长度

装药量

１

２７

０

９

１８

３８

２

２７

０

９

１８

３８

３，５

２７

０

９

１８

３６

４，６

２７

０

９

１７

３４

７

２５

０

９

１７

３２

８

２５

０

９

１６

３２

g）       严格按照煤体爆破孔的参数执行，可根据2828-2、2828-1巷煤壁炸帮实际情况，适当缩短孔深，（表６）以保证炮孔与5828-1，2828巷净煤柱按设计要求为7米和5米，保证5828-1、2828完整不受影响。

h）       煤体预爆破孔布置及其主要参数。

附图４　2#层408盘区8828工作面顶煤预爆破炮孔布置平面图。

２、装药、联炮、封孔、爆破

a）        装药：

煤体预爆破孔采用正向装药结构，使用3#抗水煤矿许用硝铵炸药，药卷规格为直径500mm×50mm，重量1KG/卷。

b）       联炮：

联炮采用串联方式，每孔使用两个瞬发雷管，每孔两个瞬发雷管采用并联方式联接，孔与孔之间用串联方式联接。

c）       封孔：

封孔使用水炮泥及粘土和错手木楔。

封孔分两次进行。

第一次封孔长度为8米（包含0.50米木楔的长度），要求错手木楔封至距孔口1米处；第二次封孔时，先将雷管与导爆索捆绑好，再将雷管脚线与引线连接后牵出孔口，短接。

然后封土直至全部封满捣实，严禁将雷管与导爆索漏出封土外。

第二次封土段长为1米，第二次封孔的时间为联放炮之前进行，严禁超出前进行。

d）放炮：

（1）爆破超前工作面煤壁水平距离为20米。

在开采初期，第一次实施煤体预爆破的放炮时间为小切巷初次放顶之后进行，并且必须保证5828-1排瓦斯巷底板完整地上覆在支架上方时，方可实施煤体预爆破。

（2）依据8828工作面作业规程会审决定以及8826工作面开采经验，确定一条巷道一次起爆个数为8个孔，当放炮位置距12#层408皮带巷350米时，改为同一条巷道一次起爆2个孔。

并在距两工艺巷口里20米处安设三道防冲击波风障。

两条巷道不得同时起爆。

通风区定期检查防冲击波设施，并根据实际情况采取加固措施。

（3）放炮前调度作业会及本队班前会值班人员必须提前通报。

调度、安监、技术、通风各单位干部，现场进行检查。

专职瓦检员详细检查放炮孔口及其周围20米范围内的瓦斯等有害气体浓度。

安监员详细检查二次封孔质量。

（4）放炮前由通风区负责冲洗放炮孔周围20米范围巷道内煤尘。

（5）本队负责撤人，警戒拦人工作。

（二）采煤机斜切进刀

附图５采煤机进刀方式（略）

当采煤机将上一刀煤割通后，留20架支架停止追机作业，以防割前探梁，前滚筒下降割底煤，后滚筒上升割顶煤，退出距溜头30M之处停机，将退出段支架推前溜，放4#—20#支架的顶煤，将采煤机前滚筒再次升起，后滚筒下降，采煤机向溜头割煤，当割通溜头后，将前滚筒下降割底煤，后滚筒上升割顶煤，采煤机开始由溜头向尾方向正常割煤，当采煤机割到尾时，斜切进刀方式与溜头相同。

（一）                        割煤

正常情况下，采煤机前滚筒（前进方向的滚筒）割顶煤后滚筒割底煤，依靠后滚筒转动自行装煤，剩余的煤由铲板在推溜时自行装入前运输机。

割煤时严格控制采高、煤顶、底板，必须割平且不留底煤，将煤壁割成直线。

采煤机割煤速度视后运输机放煤量多少而定，防止前后运输机煤量过多，影响皮带运输。

（四）移支架（擦顶移架）

移支架的操作顺序为：

降前探梁→（收伸缩梁）→降主顶（200mm以内）→移支架→升主顶梁→升前探梁→（伸前伸梁）

移架时，以能使支架前移为宜，主顶梁下降量控制在200mm以内，防止咬架或漏顶煤。

如机道顶煤破碎必须将支架前伸梁伸出护住机道新露出的顶煤，防止机道漏顶。

移架后，支架要呈一直线，并控制最大端面距不得大于340mm。

升架时，支架必须接顶，除个别标示的工艺巷及排瓦斯巷的支架外，其余支架必须升紧，初撑力达到25.1MPa。

移架滞后采煤机后滚筒不得超过5m，否则必须停机，等待移架。

由于两条工艺巷及排瓦斯巷需保护，因此，移动23#、24#、25#；64#、65#、66#；87#、88#、89#九架支架时，升架以接顶严实即可，不可将顶煤顶破。

另外，这九架支架用黄色油漆标示出来。

（五）推前运输机

推前运输机滞后采煤机后滚筒15米以外推入，跟机分段推入，保证运输机呈一直线，弯曲段长度不得低于15米，不得出现急弯子，防止出现断连接环、哑铃棒或溜槽错口。

（六）放顶煤

（1）初次放顶煤

放顶煤支架位置为4#—91#。

当工作面初次放顶后，5828-1巷底板完整地上覆至支架顶梁上后，工作面开始放顶煤。

（2）正常放顶煤

工作面采用割一刀煤放一茬顶煤的作业方式，循环进度为0.5米。

放顶煤采用单轮间隔顺序放煤的方法，两个放煤工相距五架支架，第一个人放偶数（4#、6#、8#……）第二个人放奇数（5#、7#、9#……）放顶煤工序与割煤工序采用平行作业方式，放顶煤工不得一次将回转梁收回最大角度，并注意不能撞到后运输机上，放煤过程中，要互相配合，尽量不让或少让顶煤流出溜子之外。

当有大块煤卡在放煤口影响放煤时，则反复动作回转梁，使大块煤破碎，当发现矸石时，及时将回转梁伸出，防止矸石混入煤中。

严格执行“见矸关窗”的原则。

靠近头方向的放顶煤工要根据后运输机上的煤量适当控制放煤量。

（七）拉后运输机

放完煤后，拉后运输机与推前运输机相同，分段拉回，拉后运输机后保证其呈一直线，不得出现急弯子，防止断哑铃棒或溜槽错口。

二、工作面正规循环生产能力

Ｗ＝Ｌ*Ｓ＊h*r*c

式中Ｌ―――工作面长度，米。

Ｓ―――采煤机截深，米。

H―――煤层高度，米。

R―――煤的密度，t/m³。

C―――工作面煤炭采出率。

W=140*０.5*1.3*80.9%=511.54t 

（一）循环产量

１．工作面机采产量

１４０*３*0.5*1.3*98%=267.54t（机采采出率为９８%）

2.放顶煤产量

88*1.5*3.95*0.5*1.3*72%=244t（放顶煤采出率为７２%）

（二）日循环数

根据正规循环作业图表，确定循环数为６个。

（三）日产量

５11.54*6=3069.24t

（四）月产量

３０６９.24*30=92077.2t

附图６正规循环作一图（略）

第二节             设备配置

一、机电设备技术参数

机电设备配备表如下　表７

序号

名称

型号

功率KW

数量

1

采煤机

MGTY300/700-1.1D

700

1

2

前运输机

SGZ-764/400

400

1

3

后运输机

SGZ-830/630

630

1

4

转载机

SZZ-880/220

200

1

5

破碎机

PCM-160

160

1

6

乳化液泵

GKB-400/31.5

600

2

7

皮带机

SSJ-1000/3×200

600

1

8

喷雾泵

KPB-315/16A

4

2

9

岩石电钻

KHYD75DIA

3

4

10

液压钻机

TUX-75

4

2

一、                                       液压支架技术参数

工作面：

MGTY—300/700—1.1D采煤机一台；ZFS—7500支撑掩护式液压支架88架；ZFSG—6800过渡支架7架，ZFSD—5600端头支架1组，SGZ—830/630型、SGZ—764/400型刮板运输机各1部。

型号

名称

初撑力KN

工作阻力KN

高度mm

长×宽mm

数量

ZFS7500/22/35

普通支架

5691

7500

2200-3500

4750×1460

88

ZFSG6800/22/33

过渡支架

5210

6800

2200-3300

5350×1460

7

ZFSD5600/22/35

端头支架

4794

5600

2200-3500

9172×2160

1

表８支架技术特征表

运输巷带式输送机采用SSJ—1000型，铺设长为1631米。

顺槽转载机采用SZZ—880/220型。

破碎机采用PCM-160锤式破碎机。

三、主要设备布置

（1）2828巷：

SZZ—880/220型转载机一部，PCM—160锤式破碎机一部，SSJ—1000型皮带输送机一部。

（2）2828巷：

KBSGZY—500KVA移动变压器两台，KBSGZY—630KVA移动变压器二台；KBSGZY—800KVA移动变压器一台，KBSGZY—1000变压器二台，BGPQL—6高压开关二台；KPB315—16A喷雾泵一台，GKB400/31.5乳化液泵两台；ZK—3控制台一套；DW80—200A馈电开关一台；各种低压开关、绞车。

（3）工艺巷：

TUX－75液压钻机二台，KHYD75DIA－3岩石电钻4台。

附图７　工作面设备布置示意图（略）

第三章 顶板控制

第一节支护设计

（一）工作面的支护设计

（１）使用顶底板控制设计专家系统

１．合理支护强度的计算。

按采煤工作面选题标准规定，８８２８工作面支架需要承受的荷载为８倍采高的岩石重加最大厚度的顶煤重。

顶板压Q=8*采高*岩石重力密度*工作面长*支架最大控顶距

　　　　＝（８*３*２５*１４０*６.04）kＮ

       507360ＫＮ

工作面共有８８架ＺＦＳ－７５００，７架ＺＦＳＧ－６８００，一组ＺＦＳ－５６００支架

工作阻力Ｆ＝（７５００*８８＋６８００*７＋５６００）kn

   =727755kn

可见Ｆ>Ｑ，所选支架的工作阻力符合要求。

２、超前支护

依据超前30米的顶板压力估算

根据公式：

Q＝4／3×r×a×a／f

式中：

r——岩石容重，取2.5吨/立方米

          a——巷道跨度的1/2

          f——岩石坚固普氏系数，取7

Q＝4／3×2.5×2.1×23÷7＝23吨/米

30米的超前压力为：

Q采＝Q×30

式中：

Q采＝２３×30kn＝６９０kn

选用工作阻力为３００kＮ的单体支柱应支单体柱数（理论数）为

Ｎ＝Q采/Ｆ支＝６９０ＫＮ/300KN=2.3根

按规程规定应支数量为４３根，选用ＤＺ－３５型，工作阻力３００ＫＮ的单体支柱，远远超过理论数量。

（二）采用类比法进行设计

技术科提供的临近工作面矿压观测资料

表９同煤层矿区观测选择或预计本工作面矿压参数参考表

序号

项目

单位

同煤层实测

本面选取或预计

１

顶底板条件

直接顶厚度

m

14

16.2

基本顶厚度

m

直接底厚度

m

2.2

2.3

２

直接顶初次跨落步距

m

３

初次来压

来压步距

m

最大平均底板称近量

Kn/㎡

最大平均底板移近量

㎜

200

来压显现程度

４

周期来压

来压步距

m

15

最大平均支护强度

Kn/㎡

最大平均顶底反移近量

㎜

45

来压显现程度

中等

５

平时

最大平均支护强度

Kn/㎡

最大平均底板移近量

㎜

450

６

直接顶悬挂情况

m

2/*10

７

底板允许比压

mpa

８

直接顶类型

类

Ⅲ

９

基本顶类型

级

Ⅲ

１０

巷道超前影响范围

m

20-30

二、         乳化液泵站

（一）  泵站型号、数量

大同煤矿集团彸司配乳化液泵型号为ＧＫＢ－４００/31.5，２台。

（二）  泵站设备位置

１． 启动泵站前，应首先检查各部件有无损伤，各连接螺丝是否紧固、润滑油要正常、液位适当，乳化液浓度3%-5%，各种保护齐全可靠，运行方向为正向。

２． 泵在启动衙要注意监听它的运转状态如有民常要立即停泵处理，严禁带病运转，严禁反向运转。

３． 再开泵时必须得到呼叫停泵人命令后开泵，开泵前，必须向工作面发出开泵信号在等５秒衙再开启。

４． 检修泵时必须把开关停止电闭锁。

５． 泵的卸装载整定值不超过３１.5ＭＰＡ，供液压力不低于３０ＭＰa，严禁随意高速安阀的整定值。

６． 适当调整泵的倾角，始终让耱处于水平状态。

７． 加强液压系统的清洁卫生，泵相过滤器应定期清洗，乳化液泵箱每半个月清洗一次，乳化液配比为３%－５%。

积压种类胶管液压元件应保持清洁，严禁泵箱随意敞口，严禁不经过滤网直接向泵箱加入乳化油。

第二节　工作面顶板控制

一、顶板支护

1、工作面支护

工作面布置88架ZFS—7500/22/35型支架，一组ZFSD—5600/22/35型端头支架及7架ZFSG—6800/22/33型过渡支架，共计96架支架，支护工作面顶板。

除端头支架，其余95架支架的中心距全部为1.5米，最大控顶距为5.25米，最小控顶距为4.75米，端面距不大于0