3 采煤方法及采区巷道布置

3 采煤方法及采区巷道布置

3.1 煤层地质特征

3.1.1 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。

3.1.2 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。

2、煤层顶底板

①二1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。

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

① 一1煤层只有一个孔取到瓦斯样，瓦斯资料没有或较少，勘探报告没有评述。二1煤层瓦斯含量0.093～17.391 m3/t2daf，平均5.354 m3/t2daf。 ②本区二1煤火焰长度为5mm，加岩粉量为10%，二1煤层的煤尘具有爆炸性。一1煤未做煤尘爆炸性试验，根据邻区郜城井田试验结果：加岩粉50～55％，火焰长度达25～30mm，一1煤层的煤尘具有爆炸性。

③ 一1煤自燃倾向等级属不自燃－易自燃，二1煤属不易自燃。

3.2 采区巷道布置及生产系统

3.2.1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。

3.2.2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。

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。

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 30 20×2 10 3

3.2.3采区巷道、车场和硐室

一、采区巷道布置

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9.6m2，岩巷半圆拱，采用锚喷、锚网联合支护。 胶带运输上山：净断面7.1m2，煤巷U型钢，采用25U型钢支护。 回风上山：净断面10.5m2，岩巷半圆拱，锚喷支护。

工作面运输顺槽：净断面7.1m2，煤巷U型钢，采用25U型钢支护。 工作面轨道顺槽：净断面7.1m2，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。

巷道掘进方法:采区内巷道主要有三种：岩巷、煤巷和半煤岩巷。掘进采区车场时，采用钻爆法施工，挂腰线掘进；掘进煤巷和半煤岩巷时，采用配套综掘设备进行落、装煤岩，通过胶带转载机和可伸缩带式输送机运输煤岩。

3.采区车场布置

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。

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

4.采区主要硐室

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。

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。

3.2.4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：1201→1205→1202→1206→1203→1207→1204→1208。

2、生产系统 风流线路：副井→井底车场→轨道运输大巷→采区下部车场→轨道上山→区段运输平巷→采煤工作面→区段回风平巷→回风上山→回风石门→回风大巷→风井→地面。

运煤系统为：工作面→运输顺槽→运输上山→采区煤仓→皮带运输大巷→井底煤仓→主井

运料系统为：副井→井底车场→轨道运输大巷→行人运料进风巷（采区车场）→轨道上山→采区车场→轨道顺槽→工作面 运矸系统为：工作面→轨道顺槽→中部车场→轨道上山→行人运料进风巷→轨道大巷→井底车场→副井。 二、采区生产能力确定

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—工作面年产量，吨/年

L—工作面长度；

L1—工作面年进度，890m； M—煤层厚度，二1煤2.70m，一1煤2.46m； R—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t A2 = 150389032.4631.4130.95 = 43.99万t 2．采区区生产能力

采区生产能力可由下式计算 AB=K1·K2·∑A （3-2）

式中： AB——采区生产能力，万t

K1——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1.1

K2——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=1 A——工作面生产能力

则：AB1 = 1.131348.28 = 53.11万t AB2 = 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=L3M3B3γ （3-4） 式中： L——采区走向长度， m2 M——煤层厚度，m γ——煤层容重，t/m3

B-----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+ P6

P1—采区边界煤柱损失，3.64万t；

P2—采区上山间距与保护煤柱损失，13.30万t； P3—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—区段护巷煤柱损失，4.11万t； P6—首采区工广压煤损失，42.50万t。

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。

3.3 采煤工艺

3.3.1 采煤工艺方式

一、采煤方法及机械化 1、采煤方法的确定

根据矿井地质勘探资料，本矿井主采煤层二1煤层厚度厚0～10.90m，平均2.70m，一1煤层平均煤厚2.46m。煤层倾角为15°～20°，平均为17°。采区内煤层发育稳定，结构简单，但井田内的断裂构造较多，矿井为高瓦斯矿井，煤尘具有爆炸性，煤层为不易自燃煤层。

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。

2、采煤机械化程度 采煤机破煤、装煤，由刮板输送机运出工作面到转载机，在由胶带运输机运出到溜煤眼。回采工作面采用机械化程度高的综合机械化采煤工艺。

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：

Qr＝B3L3M3b3γ3C (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 ； γ——煤层容重，1.41t/m3；

b——每日采煤刀数，取6；

C——工作面回采率，取95%。

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：

Q＝Qr3（1＋10％） (3-6)

式中： Q——矿井日产量，t；

Qr——工作面日产量，t。

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＞1611.1t/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。

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。

采煤机选型为2MG23200双滚筒采煤机，其主要技术参数为： 采高：≤3.5m 装机功率：20032 kW 牵引速度：0～7m/min 牵引方式：链牵引 牵引力：260kN 供电电压：10KV 刮板输送机选用SGB630/110型，主要参数为： 输送能力300t/h 链型：单中链型 刮板链速：1.24m/s 电机功率：112kW。 刮板转载机：初步选用SZB730/40型，主要参数为： 输送能力：300t/h 刮板链速：0.93m/s 电机功率：40kW

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。

3、其它设备

表3-3-1 皮带运输机主要技术特征表

序号 1 2 3 4 5 6 内容 型号 输送能力 带速 带强 电机功率 运距 技术特征 SSJ-300/33200 300t/h 2.0m/s 1000N/mm 90KW 1090m 表3-3-2 破碎机主要技术特征

序号 1 2 3 4 5 6 7 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 PCM90 350t/h 350t/h 800mm 800mm 90kw 660v 表3-3-3 乳化液泵技术特征

序号 1 2 3 4 5 6 内容 型号 公称压力 公称流量 电机功率 功率 电压 技术特征 RBZ80/200 20Mpa 315L/min 45kw 132kw 400v 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（mm） 中心距（mm） 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 1500～3500 960 1000 1932 2500 0.61 ≤30 31.5 3400390032300 600～800 5 3、端头支护方式

工作面上、下出口由于悬顶面积大、机械设备多，又是材料、人员出入的交通口和煤炭运输的转载点，而且与上下顺槽垂交，受力情况比较复杂，所以要专门选择端头支架。

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。

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。

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。

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，任何人严禁随意乱动。

⑤移排头支架时，必须将底座附近浮煤清理干净，整理好管路、电缆，三架互为支点降架前移。操作阀组人员必须站在本架踏板上操作，其他人员不得站在破碎机附近，支架前方巷道10m范围内不得有人。

⑥割煤时可将机组前方10m的推溜手把打在供液位置，停止割煤时，必须及时将手把打在零位。 （3）推溜

①推溜由移架工负责进行。

②推溜时，支架与挡煤板之间严禁有人，防止推溜千斤顶和框架伤人。 ③推溜工作应在刮板输送机运行中进行，严格执行顺序追击作业，从一端到另一端，不准在任意段或由两端向中间推。

④推溜时，如因机道有台阶、矸石等障碍物推不动溜子时，应进行反刀或人工清煤。人工清煤必须闭锁机组、溜子，且不少于2个有效闭锁键处于闭锁状态。必须有专人看护，注意片帮。

⑤移机头、机尾时，必须将附近的浮煤杂物清理干净，移机头拉排头架，移机尾拉机尾架必须连续进行。

⑥移后溜时，要密切注意插板的位置和状态，防止插板压住后溜大链，拉断大链。

3.3.2 回采巷道布置

1、确定回采巷道布置形式

本设计回采工作面采用综采采煤工艺，所以工作面采用单巷布置，区段之间留3m的小煤柱作沿空留巷准备下区段。二条区段平巷均布置在煤层中，采用综掘机割煤，锚杆机进行支护的机械化掘进方式。

2、回采巷道支护

借鉴国内外高产高效矿井经验，结合本矿井实际情况，工作面运输顺槽和工作面轨道顺槽都采用煤巷25U型钢支护。

3、回采巷道参数 1）巷道断面参数

巷道断面设计主要考虑通风、运输、行人和敷设管道的要求，并留有一定的富裕量。综合本矿井实际情况，回采巷道采用沿空留巷形式布置,设计回采巷道宽度为3.2m，高度为3.1m。断面特征见图3.-4、3-5. 2）巷道方向与坡度

区段顺槽布置在煤层中，并沿煤层底板分段取直，留5‰的坡度，以利矿车运输和方便排水。

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