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伊泰宝山煤炭有限责任公司宝山煤矿改扩建初步设计 第四章 采区布置及装备第四章 采区布置及装备第一节 采煤方法一、 采煤方法与采煤工艺1、采煤方法的确定井田内4号煤层局部可采，煤厚分布规律为自东南向西北煤厚加大，煤层厚度为0.001.70m，平均0.96m；含01层夹矸，结构简单，属于不稳定煤层。煤层顶板为细砂岩、砂质泥岩，底板为粉砂岩、砂质泥岩，局部为炭质泥岩。6号煤层全区发育，煤厚分布规律为自东南向西北煤厚减小，煤层厚度为0.505.70m，平均2.21m，含02层夹矸，结构简单，全区可采，煤层厚度变化小，且规律性明显，属于稳定煤层。煤层顶板为细砂岩、砂质泥岩，底板为细砂岩、砂质砂岩、泥岩。根据钻孔资料，4号煤层与6号煤层间距24.132.5m，平均27.8m。本井田首采区为一盘区。区内4号煤层局部可采，煤层厚度为0.001.00m，平均0.85m；无夹矸，结构简单。煤层顶板为细砂岩、砂质泥岩，底板为粉砂岩、砂质泥岩，局部为炭质泥岩。6号煤层厚度为1.702.50m，平均2.21m，含01层夹矸，结构简单。煤层顶板为细砂岩、砂质泥岩，底板为细砂岩、砂质砂岩、泥岩。首采区4号煤层与6号煤层间距29.331.8m，平均30.0m。区内B1钻孔柱状见图4-1-1。4、6号煤层顶底板条件较好，易于管理，煤层倾角缓，瓦斯含量小，井田内无断裂构造，水文地质条件简单。综合考虑井田地质条件，结合开拓布置，设计采用一次采全高，走向长壁开采，全部垮落法管理顶板。2、采煤工艺的确定井田煤层埋藏浅，4号煤层平均埋深60m左右，6号煤层平均埋深90m左右，见图4-1-2。回采存在浅层地压影响问题，采煤工艺只能选择房柱式炮采或长壁式综采，房柱式煤柱支撑顶板及地表不塌陷，综采支护强度大，能够达到0.9Mpa以上的支护强度，能适应浅层地压的矿压影响，而高档工作面液压支柱的支护强度小，一般为0.20.4Mpa，不能承受浅层地压的冲击。因此，本着淘汰落后回采工艺，结合煤层赋存条件，4、6号煤层均选择长壁式综采一次采全高采煤工艺。井田6号煤层厚度变化较大，首采的一盘区和二盘区北部煤厚在1.703.0m，可选择一套采煤设备，服务年限约8a左右。待到设备老化，更换新设备时，开采二盘区的南部（煤厚1.85.70）。采煤工艺均为长壁式综采一次采全高。适合本矿井的综采采煤工艺设备有滚筒式采煤机和刨煤机，刨煤机存在投入高、对地质条件要求严格等问题，而滚筒式采煤机技术成熟、投入合理等优点，因此本设计选择滚筒式采煤机配液压支架的综采采煤工艺。采煤方法示意图见附图C1627GK-157-1。3、4号煤层开采厚度的确定井田内4号煤层只在第3勘探线以西可采，煤厚分布规律为自东南向西北煤厚加大，见附图C1627GK-105-2及图4-1-3。本井田4、6号煤层采煤方法均为长壁式综采一次采全高采煤工艺，辅助运输为防爆无轨胶轮车，煤层厚度小于1.0m时，巷道基本上是岩石巷道，增加了掘进费用和生产成本；且需要更换采煤设备，又因储量少，约0.10Mt，还受地面冲沟破坏。因此煤层厚度小于1.0m时开采不经济，设计确定4号煤层开采厚度为1.0m，1.0m以下煤层暂不考虑回采。4号煤层厚度在1.0m以上全部分布在井田的西部、三、四盘区，一、二盘区煤厚在1.0m以下。 图4-1-3 4号煤层厚度分布示意图二、工作面设备选型近20年来，世界采煤技术发展很快，特别是90年代以来，随着工作面单产水平的大幅提高，各个国家的“一井一面”和“一井两面”的高产高效大型和特大型矿井的比例越来越高，要求采煤机械装备必须向大功率、大运量、强力型、高可靠性和高产高效方向发展。本矿井为一高产高效大型矿井，采掘设备应按高可靠性和高产高效性进行配备。1、支护设备选型本区煤层埋藏浅，因此，本矿井地压具有浅层地压显现特征。设计按岩石容重理论计算法和关键层理论计算法选择支护阻力。（一）按岩石容重理论计算法确定支护强度在神东矿区开发建设中，建立了“浅埋深、薄基岩、厚风积沙”下采场矿压理论和显现规律，本矿井工作面矿压有神东矿区的普遍规律。即长壁开采老顶破断运动可分为：稳定运动阶段，破断发展阶段和结构失稳阶段（及来压阶段）。支架支护强度的确定:支架支护强度确定以支撑支架上方冒落带重量并考虑顶板来压时的动载系数。Qz=Kdr m/(Kp-1)式中 Qz支架支护强度，Mpa；Kd动载系数，取3；r 岩石平均容重，取2400kg/m3；m采厚，取4煤层平均厚度2.21m；kp岩石的碎胀系数，取1.3。Qz=32.212400/(1.3-1)=53040(kg/m2)=0.53Mpa额定工作阻力F:FPBcL/式中 P工作面额定支护强度，P0.53Mpa;L支架中心距，取L=1.6m;Bc控顶距，取Bc=6.0m;-支撑效率，取=0.95F=0.531.66.0/0.95=5356 (kN)6号煤层支架工作阻力确定为不小于5356 kN。（二）按关键层理论计算2006年3月伊泰公司委托中国矿业大学对宝山矿支护设备进行了研究，编制完成了宝山煤矿采场顶板控制与支架参数确定研究报告，研究提出了关键层理论：一些较为坚硬的厚岩层在采动覆岩的变形和破断中起着主要的控制作用，它们以某种力学结构形式支承上部岩体的压力。而它们的破断又直接影响着采场矿压显现和地表沉陷。同时由于各坚硬岩层的特征不一，因而并不是每一层坚硬岩层都在覆岩的运动中起决定作用。在采场覆岩中存在着多层坚硬岩层时，对岩体活动全部或局部起决定作用的岩层称为关键层。关键层判别的主要依据为其变形和破断特征，即在关键层破断时，其上部全部岩层或局部岩层的下沉变形是相互协调与同步的，前者称为岩层运动的主关键层，后者称为亚关键层。也就是说，关键层的断裂将导致全部或相当部分的覆岩产生整体运动。显然，关键层的断裂步距即为覆岩中部分或全部岩层的断裂步距，从而引起明显的岩层运动和矿压显现。因此，我们将用关键层的破断来分析采场矿压规律。关键层初次破断后的三角拱力学模型见图4-1-4，上覆岩层关键层判别表见表4-1-1。图4-1-4 关键层初次破断后的三角拱力学模型一般情况下起始回转角小于4，则上覆岩层不发生滑落失稳，能够发挥支撑作用。表4-1-1 上覆岩层关键层判别岩层均厚/m岩 性 描 述容重/MN.m-3抗压强度/MPa弹性模量/GPa关键层松散层40松散状，上部为风积砂，下部粘土增多0.0180.51细粒砂岩10细粒砂状结构，顶底遭受风化，主要成分为石英0.0242015砂质泥岩2层状结构，块状构造0.024166砂质泥岩9.5层状结构，块状构造，平整状断口，主要成分为泥质0.024166细粒砂岩17细粒结构，块状构造，断口较平整，主要成分为石英0.02426.521关键层（主关键层）砂质泥岩2块状构造，致密，坚硬，主要成分为泥质0.024166煤2.8层状结构，块状构造，主要成分为暗煤，次为丝炭0.024315细粒砂岩15细粒结构，块状构造，致密，主要成分以石英为主0.0243024根据表4-1-1，确定宝山煤矿6号煤层的老顶即17m厚的细粒砂岩为关键层，且为唯一主关键层。关键层上单位载荷及关键层自重计算：式中： ，老顶关键层弹模及厚度；，第层岩层弹模及厚度；n老顶关键层控制的上覆岩层数（与关键层同步变形）；载荷层作用在老顶岩层上的单位载荷；Kz覆岩载荷传递系数；Kz除受载荷层本身物理和几何性质的影响为，随工作面推进速度的增大而减小，当推进速度慢到一定程度时，其值为1，取0.8。经计算，关键层上单位载荷及关键层自重为710 kN/m2 。支架支护阻力计算:按照老顶触矸后滑落失稳的支护力来进行。工作面支架必须提供合理的支护力才能防止老顶结构滑落失稳，支架与顶板共同维持顶板的稳定性，支架处于“给定载荷”状态。支架支护阻力由两部分组成：直接顶岩柱重量和老顶结构所传递的压力。式中 ：Pc支护阻力W直接顶岩柱重量RDO老顶传递的压力支架控顶距长度，2.2m；支架宽度1.5m；直接顶厚度，2.0m；直接顶视密度，取22kN/m3；关键层上单位载荷及关键层自重，为710kN/m2；l01岩梁悬伸长度，根据临近矿井统计取15m；i垮落岩石块度，根据临近矿井统计取0.3；岩块最大回转角，根据实验室测试和现场统计，取10；岩块与矸石的摩擦系数，可以认为；破断岩块间的摩擦系数，根据实验室测试，取0.5； 经计算Pc5736 （kN）考虑到支架的支护效率，选用支架的额定工作阻力为： （kN）式中 液压支架支撑效率；取0.9。据此确定6号煤层支架的额定工作阻力不小于6373 kN。两种方法计算的6号煤层支架的额定工作阻力选取较大的数值，为6373 kN。根据以上计算结果，结合初期开采的6号煤层厚度，中部支架设计选用ZY680014/32型液压支架。该支架支护高度为1.403.20m，支护强度为0.91MPa，支架工作阻力为6800kN，初撑力为5000kN，支架宽度1450mm，底板比压为1.0Mpa，总重约16t。本支架采用本架、临架操作方式，性能稳定可靠。排头支架设计选用ZT17000-14/32型支架。2、采煤机设计选用双滚筒采煤机，按工作面年产1.20Mt选择采煤机。1） 采煤机平均割煤速度：VQd（Ll）/(603TKLHBC)式中：V采煤机割煤速度，m/min；Qd工作面日产量，3636t；L工作面长度，200m；l采煤机开缺口行程，取45m；T每班工作时间，取6h；K工作面开机率，取0.6；H工作面平均采高，取2.21m；B采煤机截深，取0.8m；6煤容重，取1.34t/m3；C工作面回收率，取95%。则：V=3636(200+45)/(60360.62002.210.81.340.95)=3.05m/min2）采煤机生产能力采煤机正常开机时的理论生产率按下式计算：Q60HBVC602.210.83.051.340.95412t/h式中：Q采煤机理论生产率，t/h； H回采工作面平均采高，2.21m； B采煤机滚筒截深，取0.8m； V采煤机平均割煤速度，m/min； 6号煤层容重，取1.34t/m3； C工作面回收率，取95%。3）采煤机最大割煤速度：vmax=kcv式中：vmax采煤机最大割煤速度，m/min；kc采煤机割煤不均衡系数，取1.4。则：vmax=1.43.05=4.27m/min4） 采煤机割煤功率根据采煤机割煤速度，按能耗系数法计算采煤机切割功率N：N60BHVmaxHW/3.6式中：N采煤机切割功率，kW；HW采煤机割煤能耗系数，取2.02.5。则：N600.82.214.27（3.04.0）/3.6377503kW根据以上计算，考虑本区煤层比较坚硬，部分区域煤层厚度较薄，存在割顶底板的可能，设计选用MG300/720-AWD型电牵引采煤机，其技术参数如下：装机总功率为720 kW，其中截割功率2300 kW，牵引功率255kW，供电电压1140V，采高为1.42.8m，截深0.80m，额定牵引速度为07.0m/min，整机重量30t。3、刮板输送机 刮板输送机运输能力工作面刮板输送机的能力应与采煤机实际生产能力相适应，考虑各种因素影响，刮板输送机的运输能力按采煤机平均生产能力的1.5倍考虑。则刮板输送机的输送能力为：QGQK4121.5618 t/h。式中：QG刮板输送机运输能力，t/h； Q采煤机生产率，412t/h。考虑设备的可靠性，设计确定工作面刮板机运输能力为700t/h。刮板输送机输送能力要与采煤机生产能力相匹配；外形尺寸要与采煤机相匹配。工作面可弯曲刮板输送机选用SGZ764/500型，功率为2250kW，电压1140V，最大输送能力700t/h。4、转载机顺槽转载机选用SZB764/160型刮板转载机，功率160kW，电压1140 V ，最大转载能力700t/h。5、破碎机顺槽破碎机选用PEM1000型破碎机，功率110kW，电压1140V，破碎能力700t/h。5、顺槽胶带输送机顺槽胶带输送机选用DSS-1000/2200型可伸缩胶带输送机，功率2200kW，电压为1140V，输送能力为700t/h，带宽1000mm。6、乳化液泵站、喷雾泵站乳化液泵站与液压支架配套，乳化液泵站选用WRB400/31.5型，功率2200kW。公称压力31.5Mpa。喷雾泵站选用WPZ320/6.3型，功率245kW。7、回柱绞车回柱绞车选用JH5型，功率7.5kW，电压660V。回采工作面主要设备选型结果见表4-1-2。表4-1-2 回采工作面主要设备特征表顺序设备名称型号及规格单位数量备 注1双滚筒采煤机MG300/720-AWD，720 kW，1140v台1采高1.42.8m2液压支架ZY6800-14/32 架143备用13架3排头支架ZT17000-14/32架44可弯曲刮板输送机SGZ-764/500，2250kW，1140v台1输送能力700t/h5刮板转载机SZZ-764/160，160kW，1140v台1输送能力700t/h6破碎机PLM1000，110kW，1140v台1破碎能力700t/h7可伸缩胶带输送机DSS-1000/ 2200，2200kW， 台1输送能力700t/h8单体液压支柱DZ31.5-25/110Q根100备用20架9型钢梁L=4m(5m)根6210回柱绞车JH-5， 7.5kW， 660v台211乳化液泵站WRB400/31.5，2200kW，1140v台13泵1箱组成12喷雾泵WPZ-320/6.3，90kW，1140v台12泵1箱组成13小水泵BQX25-10-2.2， 2.2kW， 1140v台2三、工作面回采方向工作面回采方向有前进式和后退式两种。前进式回采具有初期工程量小，投产快的优点，但在采空区顺槽维护比较困难，技术复杂，维护费用高，且工作面漏风大，不利于通风管理；后退式回采虽然初期需掘出长距离的工作面顺槽，但在生产过程中顺槽维护量小，随采随废，漏风少，且提前掘出的顺槽有利于探明工作面煤层赋存状况，便于生产管理。因此，本设计采用后退式回采。四、工作面长度、采高及推进度的确定1、工作面长度采煤工作面长度的确定主要考虑以下因素：工作面长度要与工作面刮板输送机长度适应，并有利于发挥采煤机的效能和提高工作面的单产与效率，还要与煤层赋存条件、地质条件相适应。由于本井田煤层赋存稳定、地质条件简单，为了提高有效开机率，必须进一步加大工作面长度，可以保证工作面稳产；加大采煤工作面的长度，可以减少工作面的准备工作量和减少辅助作业时间，降低工人的劳动强度和提高回采率，并使矿井减少生产环节，可充分发挥设备潜力，提高工作面单产，并减少搬家倒面次数，可降低生产成本。目前，国内综采机械化采煤工作面长度普遍在100300m之间。根据本矿井的开采技术条件和所用生产设备及煤层赋存状况，设计确定工作面长度为200m。2、工作面采高根据矿井巷道实际揭露和钻孔分析，6号煤层厚度平均为2.21m，结构简单，全区可采，属于较稳定煤层。因此设计确定工作面平均采高为2.21m。3、工作面年推进度设计采用四班工作制，每天三班生产，一班检修准备。工作面长度L=200m，斜切进刀长度l=45m，采煤机割煤速度V=3.05m/min，则割煤一刀所需时间T： T=(L+l)/V =(200+45)/3.05=80min采煤机每班有效割煤时间T：工作面端头作业时间t1=20min，交接班时间t2=10min，其它影响时间t3=60min，则每班有效割煤时间T： T=660- t1- t2- t3660-20-10-60270min工作面日循环数N： N=3T/T=3270/8010.1设计工作面每班进行3个循环，日进9刀，工作面正规循环率为85，采煤机有效截割深度为0.8m，年工作日330d，年推进度为2020m。4、工作面生产能力工作面生产能力按下式计算：ALSMC10620020202.211.340.951061.137（Mt/a）式中：A工作面生产能力，Mt/a； L工作面长度，取200m； S工作面年推进度，取2020m； M工作面采高，取2.21m；6号煤容重，取1.34t/m3；C工作面回采率，取0.95。5、回采工作面个数根据对工作面生产能力的计算，全矿井布置一个综采工作面，即可满足矿井1.20Mt/a的生产能力。6、工作面接替顺序 井田为一井一面，工作面顺槽为双巷布置，确定盘区内工作面接替为顺序接替，后退式开采。20a内工作面接替顺序见附图C1627GK-164-1。工作面接替情况见图4-1-5。五、采区及工作面回采率根据煤炭工业矿井设计规范规定，井田内采区回采率为80%，工作面回采率为95%。六、生产时主要材料消耗指标矿井生产期间主要材料消耗指标见表413。表413 生产时主要材料消耗表序号材料名称单位数量备注1截齿个/万t6采煤机2乳化液kg/万t153锚杆kg/万t1040含配件4金属网kg/万t6505炸药kg/万t406雷管个/万t70第二节 盘区布置一、移交生产和达到设计生产能力时的盘区数目、位置及工作面生产能力1、首采区的位置及数目首采区位置的选择主要考虑以下几方面因素：1、首采区煤层赋存状况好，煤层开采技术条件好；2、采区内高级储量所占比例较高；3、首采区尽量布置在井筒或井底车场附近，以利于减少初期井巷工程量，缩短建井工期，做到早移交、早投产、早收益。根据矿井开拓布置，一盘区位于在采空区的北部、张家沟东侧，煤层赋存情况较清楚，初期井巷工程量最少，能够缩短建井工期，做到早移交、早投产、早收益；确定一盘区为首采区。2、工作面个数、位置及生产能力根据矿井生产能力，设计移交一个盘区，在6煤一盘区内布置一个综采工作面。经计算首采工作面产量为1.137Mt/a，矿井正常生产时年掘进巷道长度约9900m，平均断面10.0m3，掘进煤量约为0.133Mt/a，则矿井移交时生产能力为1.26 Mt/a，能够满足矿井1.20 Mt/a的生产能力。达到设计能力时工作面特征见表4-2-1。表4-2-1 达到设计能力时工作面特征表盘区名称工作面工作面装备平均采高（m）长度（m）年推进度（m）年生产能力（MT/a）一盘区6101回采工作面综采2.2120025341.137掘进工作面0.133合 计1.26二、煤层分组及开采顺序如前所述，本井田煤层厚度适中、倾角较小，属近水平煤层， 4、6号煤煤层平均间距27.84m，本着布局合理、少掘岩巷、节约投资和管理方便的原则，设计选择煤层分层布置。煤层间开采顺序为下行式，首先开采一盘区的6号煤层，然后开采二盘区的6号煤层，再开采三、四盘区的4号煤层，最后开采三、四盘区的6号煤层。三、盘区巷道布置对盘区巷道布置，主要考虑满足以下要求：1、 保证盘区具有完善的生产系统。生产系统要简单、安全可靠、便于管理；能充分发挥机电设备的效能，有利于机械化、自动化的发展和劳动生产率的提高。2、合理集中生产。巷道布置应尽力满足合理集中生产的需要，并保证盘区和工作面正常接替，为矿井稳产、高产创造条件。3、具有良好的经济效益。巷道布置要简单、合理，工程量少、投资少、投产快、巷道维护量少，回采率高，盘区生产成本低。4、安全生产条件好，符合有关安全规定。准备开采的一盘区走向长1.9km，倾斜长1.0km，为减少初期井巷工程量，确定盘区巷道采用大巷式布置，即利用大巷直接布置顺槽，不再布置准备巷道。工作面顺槽布置：工作面顺槽均沿6号煤层布置，其中回风顺槽担负工作面辅助材料运输，兼回风；运输顺槽担负工作面煤炭运输，兼进风；辅运顺槽担负工作面辅助材料运输，兼进风。盘区巷道布置见图4-2-1。四、盘区运输、通风及排水系统1、运输系统1）煤炭运输井下原煤运输全部采用胶带输送机运输，采煤工作面煤炭经过如下环节：工作面可弯曲刮板输送机转载机顺槽可伸缩胶带输送机一盘区运输巷胶带输送机（与主斜井为一条胶带输送机）地面。掘进工作面煤炭：掘进机（或防爆无轨胶轮车）可伸缩胶带输送机一盘区运输巷胶带输送机（与主斜井为一条胶带输送机）地面。2）矸石运输矿井初期开采一盘区时，只有在施工立交点时出矸石，数量比较少，由防爆无轨胶轮车运至废弃巷道中填巷，即初期生产矸石不出井。矿井后期生产时，煤层厚度大多在1.5m左右，巷道掘进时出矸石，由防爆无轨胶轮车自井下运至地面临时矸石排矸场地，排矸场地选择在工业场地西北部的沟川内。3）辅助运输工作面回风顺槽或辅助运输顺槽采用防爆无轨胶轮车运输，其运输环节如下：地面副平硐井底车场辅运大巷工作面回风顺槽或辅运顺槽工作面。2、通风系统各盘区内回采工作面均为运输顺槽、辅运顺槽进风，回风顺槽回风。其通风系统为：新鲜风流：副平硐和主斜井一盘区运输巷和一盘区辅运巷（进风、行人联络巷）工作面运输、辅运顺槽回采工作面。乏风风流：回采工作面工作面回风顺槽一盘区回风大巷回风斜井地面。3、排水系统各盘区排水采用小水泵分别排至井底车场巷道后流入井底水仓，由主排水泵房经主斜井排到地面。第三节 巷道掘进一、巷道断面和支护形式设计综合考虑设备运输、通风、掘进、矿压、巷道服务年限等因素，结合本矿煤层埋藏浅、矿压显现不明显的特点，确定各类巷道断面形状及支护方式为：盘区硐室采用混凝土支护，盘区大巷沿6号煤层布置，断面形状采用矩形，支护方式采用锚网喷；工作面顺槽、开切眼断面形状采用矩形，支护方式采用锚网支护。个别围岩破碎处补打锚索加强支护。主要巷道断面特征见表4-3-1。主要巷道断面见附图中的断面图册。表4-3-1 盘区主要巷道断面特征表序号巷道名称断面形状断面尺寸(m)支护方式净断面（m2）掘进断面（m2）净宽净高1一盘区运输巷矩形3.42.4锚网喷8.28.82一盘区辅运巷矩形4.42.8锚网喷12.314.33一盘区回风巷矩形4.02.5锚网喷10.010.94工作面运输顺槽矩形5.02.5锚网12.513.55工作面辅运顺槽矩形4.02.8锚网11.213.06工作面回风顺槽矩形4.02.8锚网11.213.07开切眼矩形6.02.4锚网14.415.5二、掘进工作面个数及装备本矿井回采工艺为综采，考虑工作面接替，配备两个综掘工作面，另配备一个普掘工作面掘进开拓巷道、联络巷等。采掘工作面比为13。掘进工作面的主要设备配备见表4-3-2和表4-3-3及附图C1627GK-163-1。表4-3-2 综掘工作面主要设备特征表顺序设备材料名称产品目录中的型号及规格单位数量备 注1掘进机EBH/J-120， 200kW， 1140v台12可伸缩胶带输送机DSS800/90， 90kW，1140v台23锚杆机MQT-70C,耗气量2.6 m3/min台3备用1台4桥式胶带转载机SZQ11/80, 11 kW， 660v台15除尘风机SCF-6, 11 kW， 660v台16局部扇风机DSF-6.3/30 215kW，660V台2备用1台7喷雾泵WPB160/5.5 22