1、 目 录目 录0第一章 矿井概况1第一节 矿井基本概况1第二节 矿井开拓概况6第二章 采区基本开采条件6第一节 采区基本条件6第二节 采区开采煤层条件8第三章 采区巷道布置9第一节 采区上山布置方案9第二节 采区主要生产系统13第三节 采区开采顺序14第四章 采煤工作面采煤工艺及劳动组织15第一节 采煤工作面采煤工艺15第二节 工作面劳动组织27第三节 工作面主要技术经济指标28第五章 采区通风与安全29第一节 概况29第二节 采区通风方式及系统30第三节 采区风量的计算及分配30第四节 采区总风压及等积孔的计算32第六章 安全技术措施33第一节 防瓦斯爆炸措施33第二节 防灭火措施33第三节
2、 防矿井火灾措施34第四节 防矿井突水措施34第五节 防煤与瓦斯突出措施35第六节 其它预防措施35参考文献36 第一章 矿井概况第一节 矿井基本概况一、交通位置成庄矿井位于晋东南地区,跨沁水县和泽州县,距晋城市中心20km。井田地理位置优越,太焦铁路由矿区东部通过,向南可与京广、焦枝及陇海线相接;向北至榆次与同蒲铁路相连。公路运输北至长治、太原,南至焦作,西至侯马,交通便利。地层从老到新有:奥陶系中奥陶统马家沟组,石炭系中石炭统本溪群、上石炭统太原群,二迭系下二迭统山西组及下石盒子组、上二迭统上石盒子组,第四系中更新统、上更新统及全新统。二、 井田境界北与大阳井田邻接,南与寺河井田北界为界,
3、东以煤层露头、长河最高洪水位及地方煤矿边界为界;设计西以长29、长5、321三个钻孔连线为界。本次设计成庄井田范围井田总面积为14.76km2。井田位置示意图见图211二 、矿井储量煤层编号块段面积(km2)工业储量(万吨)平均厚度(m)容重(t/m3)永久煤柱损失设计储量矿界工业广场小计314.76133086.441.4315.56162.29477.8512830.15井田内共有可采及局部可采煤层3层,自上而下分别为m1、m2、m3、全部可采其中m3号煤为全井田主要可采煤层,也是目前正在开采的煤层。设计储量计算表 (单位: 万吨) 图211 井田位置示意图四、地质构造井田构造形态主要为一
4、走向北北东(北部)逐渐转折为北东向(南部),倾向北西的单斜构造。地层倾角为315,一般均不超过10。井田内褶曲发育,共有六组背、向斜,但背、向斜幅度不大,两翼平缓、开阔。井田内共有断层20余条,均为正断层,断层最大落差未超过30m。另外,建井及生产期间发现了一些小断层,这些小断层落差一般在26m之间。五、煤层含煤地层为上石炭统太原群及下二迭统山西组,总厚度116.97185.15m,平均厚141.73m。含煤11层,煤层总厚度14.23m,含煤系数10%,其中可采及局部可采煤层4层,煤层编号自上而下为3号、5号、9号、15号。可采煤层厚度12.15m。3号煤层为全井田主要可采煤层,平均厚度为6
5、.44m。其顶板一般为粉砂岩或泥岩,常有薄层炭质泥岩或页岩。伪顶厚0.1m,层理发育,质软,随采随落;直接顶为12m厚的深灰色粉砂岩,质较坚硬;老顶为灰色中粒砂岩,一般厚18m。底板为深灰色粉砂岩或泥岩,一般厚2m。可采煤层特征见表122,煤层综合柱状见图121。六、煤质井田内均为中等变质的无烟煤。各煤层的物理性质相似,多以亮煤、镜煤及暗煤为主,坚硬致密,层理或节理裂隙发育,常被方解石或黄铁矿脉充填,燃点与耐热强度(热稳定性)均很高。3号煤层为低中灰,低硫煤,易选。洗煤硫的含量为0.36%0.54%,平均为0.42%,灰分在10%以下,煤的发热量在33.49MJ/kg以上,灰熔点T2大于125
6、0表122 可采煤层特征表含煤地层煤层编号厚度(m)最小最大平均煤层间距(m)夹石层数稳定情况可采情况顶底板岩性顶板底板山西组34.757.156.441304稳定全区可采粉砂岩泥 岩泥 岩粉砂岩煤质工业分析结果见表123。七、瓦斯从矿井的生产实际情况来看,浅部瓦斯较低,但瓦斯从东向西、由北向南有增大趋势,而且瓦斯分布不均匀,局部地、区瓦斯含量很高。随着采掘工作向井田深部推进,煤层的瓦斯含量逐渐增大。矿井已从低瓦斯矿井转变为高瓦斯矿井,瓦斯鉴定结果为:相对瓦斯涌出量14.15m3/td,绝对瓦斯涌出量为105.28m3/min。预计后备区的瓦斯涌出量还要有所增加。瓦斯已成为制约矿井产量提高的主
7、要因素之一。图121 煤层综合柱状图地层累厚(m)层厚(m)柱面岩石名称岩性描述界系统组古生界PZ二叠系P二叠下统P1下石盒子组P1X407.154.30中砂岩浅灰色,中厚层状,石英长石山西组P1417.2910.14-砂质泥岩深灰色,中厚层状,含植物化石417.890.60 细砂 岩浅灰色, 中厚层状,石英长石为主444.0026.11砂质泥岩深灰色,中厚层状,含植物化石夹薄层细砂457.1713.17中砂岩浅灰色,后层状463.426.253#煤黑色,条带状,似金属光泽472.879.45砂质泥岩黑色,层理清楚,质不坚定,含植物化石石炭系石炭统太原组474.171.30中砂岩浅灰色,中粒结
8、构,局部含薄层细纱岩表123 煤质工业分析结果表煤层牌号水分Wf(%)灰分Ag(%)挥发分Vr(%)硫分SQg(%)磷分P(%)发热量QrDT(MJ/kg)3无烟煤1.152.871.8013.6522.9016.836.549.647.990.330.690.540.0140.420.11932.0835.1734.64注:上表中除磷份为洗煤数据外,其余均为原煤数据。八、 地形、地貌成庄井田地处太行山背斜西翼南段,为西北高、东南低的低山丘陵区。地表最高标高为+1132m,最低标高为+762m。井田内东西向沟谷发育,呈羽状分布,沟谷两侧为侵蚀堆积地形,构成河漫滩以上的三级阶地。 井田内主要河流
9、为长河,属沁河支流。除此,尚有史村河、河底河等,这些河流补给面积小,在枯水期常有断流现象。九、 气象、地震 本区属半干燥大陆性气候。最高温度40,最低温度23.5,冻土最大深度为0.4m。每年79月为雨季。主导风向春、冬季为西北风,夏、秋季为东南风和南风。风力一般为34级,最大风力67级。抗震设防烈度为6度。十、其它 煤尘无爆炸危险,煤层无自然发火现象。第二节 矿井开拓概况目前矿井采用斜立混合开拓,共开凿有3个井筒。在井田浅部开凿一对斜井分别担负主、辅运输工作,主斜井倾角13,斜长418m,钢丝绳芯胶带输送机提升;副斜井倾角18,斜长570m,双钩串车提升,担负进风和排矸任务。中央回风井直径6
10、.5米,负全矿井的回风。第二章 采区基本开采条件第一节 采区基本条件一、盘区范围 盘区走向长为2000米,倾向长为1300米,盘区工业储量为: Zg=S*m*r/10000 =210030025140/10000=2425.5 万吨式中:Zg- 工业储量, 万吨 S - 盘区面积,平方米 m- 煤厚, 米 r- 煤的容重, 吨/立方米盘区损失煤量: P=(2000230+130030+130010+2000120)2.51.40/10000=178.5 万吨式中:P- 损失煤量盘区可采煤量:Zk=(Zg-P)*K=(2425.5-178.5)0.8=1797.6万吨式中:Zk- 可采储量,万吨
11、 Zg- 工业储量,万吨 K - 采区回采率,0.8 P - 盘区损失煤量,万吨盘区服务年限:T=Zk/AK=1797.6/(901.4)=14.3年式中:Zk- 开采储量 万吨 K - 备用系数 取 1.4 A - 年产量 万吨盘区生产能力: Q区=Q工作面+Q掘 Q工作面=L*A*r*C =1802.516321.400.95/10000 =89.7万吨Q掘=89.710%=8.97万吨Q区=89.78.97=98.67万吨二、确定采煤方案 本井田属中厚煤层,设计生产能力为150万吨/年,采面就可达产,结合本矿地质构造简单,顶底板均为沙质泥岩,为半坚硬岩石,适合综放采煤,所以选择综合放顶煤
12、采煤方法。三、采区工作制度 采区年工作日为300d,实行“四六”工作制,每天四班作业,三班生产,一班检修,每班工作6h。每天净提升时间为14h。四、采区设计生产能力 根据井田储量、 面积、 煤层的厚度以及地质构造等因素,本采区的生产能力为150 万吨。 主要理由如下:1、 本矿井设计可采储量为12306.15万吨,3号煤煤层赋存稳定,煤层倾角 6- 10,适宜于综合放顶煤开采。2、 依据地质报告,本区地质构造简单,断层、陷落柱稀少,水文地质条件简单,适宜布置高产高效工作面进行开采。3、 集团公司经过多年开采,已有多个中厚煤层单产超100万吨/年的综采队,本矿井装备一个高产高效工作面,设计生产能
13、力为150万吨/年。为此,从资源、煤层开采条件以及管理水平等方面综合考虑,确定本采区设计生产能力为150万吨/年是比较合理的。第二节 采区开采煤层条件一、煤层含煤地层为上石炭统太原群及下二迭统山西组,总厚度116.97185.15m,平均厚141.73m。含煤11层,煤层总厚度14.23m,含煤系数10%,其中可采及局部可采煤层4层,煤层编号自上而下为3号、5号、9号、15号。可采煤层厚度12.15m。3号煤层为全井田主要可采煤层,平均厚度为6.44m。其顶板一般为粉砂岩或泥岩,常有薄层炭质泥岩或页岩。伪顶厚0.1m,层理发育,质软,随采随落;直接顶为12m厚的深灰色粉砂岩,质较坚硬;老顶为灰
14、色中粒砂岩,一般厚18m。底板为深灰色粉砂岩或泥岩,一般厚2m。可采煤层特征见表122,煤层综合柱状见图121。 二、煤质井田内均为中等变质的无烟煤。各煤层的物理性质相似,多以亮煤、镜煤及暗煤为主,坚硬致密,层理或节理裂隙发育,常被方解石或黄铁矿脉充填,燃点与耐热强度(热稳定性)均很高。3号煤层为低中灰,低硫煤,易选。洗煤硫的含量为0.36%0.54%,平均为0.42%,灰分在10%以下,煤的发热量在33.49MJ/kg以上,灰熔点T2大于1250 三、瓦斯从矿井的生产实际情况来看,浅部瓦斯较低,但瓦斯从东向西、由北向南有增大趋势,而且瓦斯分布不均匀,局部地、区瓦斯含量很高。随着采掘工作向井田
15、深部推进,煤层的瓦斯含量逐渐增大。矿井已从低瓦斯矿井转变为高瓦斯矿井,瓦斯鉴定结果为:相对瓦斯涌出量14.15m3/td,绝对瓦斯涌出量为105.28m3/min。预计后备区的瓦斯涌出量还要有所增加。瓦斯已成为制约矿井产量提高的主要因素之一。四、其它煤尘无爆炸危险,煤层无自然发火现象。第三章 采区巷道布置 第一节 采区上山布置方案一、采区上山位置四盘区为下山采区,由于瓦斯涌出量高,该盘区布置5条煤层下山,其中2条为回风下山,2条为辅助运输下山,1条为胶带输送机下山。四盘区从南翼大巷2号拐点做下山。五盘区下山直接将三盘区下山向下延伸。在盘区中部沿走向布置两条辅助运输大巷,用以向四盘区运送材料设备
16、,大巷沿3号煤层布置。另外,当副斜井改造为主提升后,为了方便二盘区设备运输,在五盘区辅助运输下山上部布置一联络巷,与二盘区下山末端相连。二、盘区在矿井中的位置及范围(一)、地理位置 首采盘区为第四盘区,位于井田右下方,该盘区与井筒贯通距离短,掘进工程量小,投产快。第四盘区的右方为井田边界,左为开拓大巷。上边为第三盘区。(二)、煤层赋存条件 该盘区构造简单,其内无断层,无河流,无陷落柱,煤层起伏不大,倾角610度,煤层地形及顶板岩性基本与该矿井井田煤层一致。(三)、盘区范围 盘区走向长为2000米,倾向长为1300米,盘区工业储量为: Zg=S*m*r/10000 =200030025140/1
17、0000=2425.5 万吨 式中:Zg- 工业储量, 万吨 S - 盘区面积,平方米 m- 煤厚, 米 r- 煤的容重, 吨/立方米盘区损失煤量: P=(2000230+130030+130010+2000120)2.51.40/10000=178.5 万吨式中:P- 损失煤量盘区可采煤量:Zk=(Zg-P)*K=(2425.5-178.5)0.8=1797.6万吨式中:Zk- 可采储量,万吨 Zg- 工业储量,万吨 K - 采区回采率,0.8 P - 盘区损失煤量,万吨盘区服务年限:T=Zk/AK=1797.6/(901.4)=14.3年式中:Zk- 开采储量 ,万吨 K - 备用系数 ,
18、取 1.4 A - 年产量 , 万吨盘区生产能力: Q区=Q工作面+Q掘 Q工作面=L*A*r*C =1802.516321.400.95/10000 =89.7万吨Q掘=89.710%=8.97万吨Q区=89.78.97=98.67万吨四、盘区设置和要素(一)盘区巷道布置的选择采区巷道的布置是否适合,直接关系着工作面,采区及生产矿井的生产效果。为此在采区巷道布置上提出以下两套方案。第一方案采区巷道沿采区倾向布置,工作面采用走向开采,准备巷道垂直于大巷布置,分别布置副巷、轨道巷、皮带巷。第二方案 采区巷道沿采区走向方向布置,即工作面沿走向布置,沿倾向推进,即倾向长臂采煤法。通过比较,方案二效果
19、比较好,按目前设备条件,倾斜长臂采煤法主要在12度以下煤层作为重点推广对象。本矿井倾角为6-10度,煤层中硬岩层,比较稳定,所以选第二方案是合理的。 本矿井移交生产事布置3号煤层一个回采工作面,矿井开拓即为采区的准备巷,均沿煤层布置,在大巷一侧直接布置回采工作面的进、回风顺槽及瓦斯尾巷,形成采长180m的回采工作面,运输顺槽直接与盘区胶带巷相接:回风顺槽直接与盘区回巷相连,并通过横贯与盘区轨道巷相连,盘区轨道巷和回风顺槽之间的联络横贯用风门隔开;瓦斯尾巷与回风巷为水平斜交。从而形成分区完善的通风、运输、供电、排水系统。四、确定盘区和回风工作面的有关参数一、盘区煤柱的留设 本盘区走向长2000米
20、。倾向长1500米,盘区煤柱留设如下:此盘区上边留30米井田边界煤柱,东边为井田边界煤柱30米,下边盘区边界30米。二、回采工作面长度确定 回采工作面按下式计算: LA/300N*M*B*Y*C* 代入计算得L=179.3米 当地质条件一定时,工作面设备是影响长度的主要因素。综合实现了全部工序机械化,为充分发挥设备效能,工作面长度的可加大,在工作面设备中运输机在很大程度上限制工作面长度,国产刮板输送机大都按150m-200m的铺设长度设计。 从经济角度考虑,工作面要取一个产量效率最高、效益最好的长度。综合考虑以上三个因素,本矿井取工作面长为180米,经通风演算符合要求。五、区有关硐室的尺寸,形
21、状及支护盘区硐室共有煤仓,绞车房,变电所等 、煤仓 采区煤仓的容量取决于采区生产能力,装车站的通过能力及大巷运输能力等因素。本矿井采区生产能力超过90万吨每年,采区煤仓容量取300吨。 、采区绞车房 在本盘区顶端设置绞车房,该盘区倾角不大,所以绞车能力选取也不需要太大,在此选滚筒直径800mm,电机功率为50KW绞车房的平面尺寸为:40003000m,其高度为2700m硐室断面设计为半圆拱形,用料石或混凝土砌碹,硐室地面应高领进巷道100-300m,用100号混凝土铺设并设3的外流水坡度。 、采区变电所采区变电所的形式有“一”型、“L”型和“”型。“一”型最简单,在此选用此中布置方式。其尺寸为
22、3.6m1.5m,高度应根据行人高度、设备高度及吊挂电灯的高度来确定。在此取3.0m,通道高度为2.4m。硐室地面应高于领巷地板100-300m,用100号混凝土铺底,厚度为100mm,硐室地面应设3的向外流水坡度,硐室断面的形状为半圆拱形。六、巷道断面及支护形式断面形式与巷道的用途、服务年限、围岩的性质等因素有关。在现有的条件下,常用的巷道断面是梯形、矩形和拱形。矩形巷道断面利用率高,但抵抗力的性能较差,一般用于服务年限不长的采区巷道和工作面顺槽。根据此条件决定,盘区轨道巷、运输巷、回风巷、和顺槽都采用矩形断面大巷。尺寸因其用途而有各种差异。支护方式的选择根据当前技术水平和实际经验,均采用金
23、属网锚喷锚索联合支护七、回采工作面支架选型及顶板管理方式(一)、回采工作面支护 3号煤层平均厚度为6.44m,属中厚煤层,本设计回采工作面选用ZFS5800/17/33型支撑掩护式支架支护顶板,液压支架主要参数如下: 初撑力: 5232kN 工作阻力: 5800kN 支撑强度:0.65MPa 泵站压力:31.5MPa 支撑高度:1.6-3.3m 重量:14t 最小控顶距:4.2m 最大控顶距:5.0m 回采工作面顶板管理方式为全部垮落法(二)、回采工作面断头及超前支护 综放工作面端头支护设备4架ZFG6200/19/35型与工作面支架相配套的过渡支架,并配备了DZ28-25/100型单体液压支
24、柱120根和型钢梁40根,对回采工作面端头及超前进行维护.型钢梁采用“一梁三柱”支设,即每根型钢梁下至少支三根单体液压支柱.运输顺槽、会风顺槽超前工作面20m范围内设两排帽柱八、回采工艺及进刀方式采用双向割煤斜切进刀,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,随后移架.两排溜.采煤机采用断头斜切进刀方式.九、采煤工作面日进度、年进度及工作面长度根据井田内煤层赋存情况、开采条件、选定的设备性能以及矿井设计生产能力等因素,确定回采工作面长度为180m.回采工作面日循环次数8次,每个循环进度为0.8m,日循环进度80.8=6.4m,正规循环率按85%考虑,则回采工作面年推进度按下式计算:年推进度=日循环进度=6.
25、43000.85=1632(m)十、采区及工作面回采率 3号煤层为中厚煤层,依据煤炭工业矿井设计规范,采区回采率取85%,回采工作面回采率为95%.第二节 采区主要生产系统 一、运煤系统 主运输采用胶带运输 回采工作面煤炭(可弯曲刮板输送机)运输顺槽(转载机)运输顺槽(可伸缩胶带输送机)3号煤盘曲胶带巷(胶带输送机)3号煤转载煤仓胶带石门(胶带输送机)主斜井井底煤仓主斜井(胶带输送机)地面.掘进煤(皮带转载机、可伸缩胶带输送机)3号煤盘区胶带巷(胶带输送机)汇入采区煤流系统. 二、辅助运输系统 辅助运输采用轨道运输. 材料车:由副斜井(提升机)井底车场石门轨道巷(蓄电池电机车)联络斜巷(调度绞
26、车)3号煤盘区轨道巷(无极绳连续牵引绞车)进、回风顺槽(调度绞车)采、掘工作面.矸石:采用3t矿车运输,由采掘工作面3号煤盘区轨道巷(无极绳连续牵引绞车)联络斜巷(调度绞车)轨道石门(蓄电池电机车)井底车场地面. 三、通风系统副井(斜井)井底车场轨道石门(运输石门)3号煤盘区轨道巷(或胶带巷)运输顺槽(或掘进顺槽)采、掘工作面:采、掘工作面(乏风)有回风顺槽、尾巷或掘进顺槽矿井南(北)翼回风巷回风石门回风立井地面。四、排水系统工作面进、回风顺槽(或尾巷)3号煤盘区轨道巷(盘区胶带巷)水窝通过排水设备排至井底水仓副斜井地面(井下水沉淀池)。第三节 采区开采顺序一、盘区划分及开采顺序除现在生产的二
27、、三盘区外,共划分为两个盘区开采,即四盘区和五盘区,两个盘区从井田中部分界,五盘区上部以F7、F4断层与三盘区分界,盘区尺寸见表231。四盘区接替二盘区,五盘区接替三盘区,每个盘区生产能力为3.5Mt/a。表231 四、五盘区尺寸一览表盘 区走向长度(m)倾斜宽度(m)四盘区44006300五盘区50004600二、巷道掘进方式 盘区内的巷道、工作面顺槽等全部采用机掘。接近顺序为:运输巷(回风巷/轨道巷)工作面顺槽开切口。 盘区接替顺序按编号进行,即由大到小从-。 工作面接替由盘区内的划分并命名依次为1、2.。第四章 采煤工作面采煤工艺及劳动组织第一节 采煤工作面采煤工艺一、采煤方法选择 本矿
28、井初期开采3号煤层,3号煤层倾角平缓,为6-100,地质构造简单,煤层赋存稳定,平均厚度为6.44m,均为砂质泥岩,为半坚硬岩石.适合于综放开采.根据本矿井部署和煤层的赋存情况,达产时在3号煤布置一个回采工作面,为此,设计确定3号煤层回采工作面采煤方法为倾斜长臂综采,顶板管理方法采用全部垮落法。二、工作面的配备本矿井设计年产量为150万吨,先采第四盘区,由东向西的顺序开采。工作面长度210米,实行一井一面。根据井田内煤层赋存情况、开采条件、选定的设备性能以及分区设计生产能力等因素,回采工作面日循环次数8次,每个循环进度为0.8m,日循环进度80.8=6.4m,正规循环率按85%考虑,则回采工作
29、面年推进度按下式计算:年推进度=日循环进度年工作日循环率采煤工作面年推进度=6.43000.85=1632(m)故工作面年生产量为:回采工作面生产能力按下式计算:A采=l*M*L*C则回采工作面生产能力为A采=1806.416321.40.95=89.7 万吨/年本采区只设计一个回采工作面,同时回采工作面的下一个工作面为备用工作面,布置设备,作为接替,矿井设四个掘进头,掘进出煤量占回采煤量的10%计算,故可计算出盘区的生产能力为A:A=A采+A掘=89.7(1+0.1)=98.67万吨三、 盘区巷道布置成庄矿井为生产矿井,目前,井下开拓与开采布置的格局已经形成,即延伸三盘区的盘区巷道到矿井的深
30、部边界,形成未来的五盘区;在南翼大巷2号拐点布置与五盘区巷道平行的四盘区巷道至矿井的深部边界,盘区的上部与现生产水平的巷道及白沙小井相连,形成未来的四盘区。四、五盘区均为双翼盘区,盘区尺寸见表231。由于矿井向深部发展,煤层的瓦斯含量逐渐增高,生产的集中化程度进一步加大,以及辅助运输采用无轨胶轮车等,盘区内的巷道条数要由原来的三条增加到五条,其中:一条为盘区的胶带输送机下山,两条为辅助运输下山,并兼进风,另两条为盘区的回风下山。五条下山均沿3号煤的底板布置,为便于使用,辅助运输下山分别在两侧布置。盘区的各条下山的断面特征见表271。由于采用放顶煤开采,运输顺槽、回风顺槽均沿3号煤的底板布置。为
31、了更好地解决采煤工作面的瓦斯问题,根据成庄矿的生产经验,回风顺槽一侧设瓦斯尾巷,瓦斯尾巷沿3号煤的顶板布置,尾巷与顺槽之间的联络巷间距为4050m。为适应井下无轨胶轮车对路面的要求,需要对辅助运输巷的底板进行硬化处理。四、 盘区工作面位置、个数及生产能力四、五两个盘区,每个盘区内各布置一个综采放顶煤回采工作面,每个综放工作面的设计生产能力为3.0Mt/a。每个盘区配备三个掘进工作面,一个为掘锚一体化快速掘进工作面;一个为AM50综掘工作面;一个为普掘工作面。掘进出煤按0.5Mt/a计(含边角煤回采煤量),则四、五盘区总的生产能力为7.0Mt/a。另外,初期在原来的二盘区或三盘区保留一个综采工作
32、面,生产能力为1.0Mt/a。后期待9号煤获得一定解放后,届时在9号煤层中布置一个自动化刨煤机综采工作面,根据9号煤的开采条件,从自动化刨煤机综采工作面生产情况看,工作面年产量可以达到1.0Mt,这也符合9号煤的配采要求。这样,前后期均可保证矿井8.0Mt/a的生产能力。为保证矿井产量的稳定,考虑到井下陷落柱的无规则出现,在四、五盘区各布置一个备用工作面,初始装备矿井原有的采煤成套设备,以便在正规采面遇到陷落柱时,工作面的生产不至于中断。二盘区或三盘区中保留的一个综采工作面,也相应的有一个备用工作面。这样全矿井形成3个工作面生产,3个工作面备用,形成了3保3的格局。技改完成后,新移交两个盘区,
33、两个回采工作面和两个备用五、 采煤方法与采煤工艺本井田煤层开采技术条件较好,煤层倾角较小,赋存稳定,地质构造和水文地质条件简单,全井田主要开采煤层3号煤的煤层厚度为4.757.15m,平均厚度为6.44m,属于近水平厚煤层。回采工作面沿走向布置,后退式回采,全部垮落法管理顶板。 (1)综合机械化放顶煤开采根据国产设备情况及本矿地质条件,参照其他矿井生产实践,设计确定综放采煤工作面的单产水平为3.0Mt/a,全矿井共配置两个这样的高产高效综放采煤工作面。另外,在二、三盘区保留一个1.0Mt/a 的现有工作面,另加掘进煤,由此实现全矿井8.0Mt/a的生产能力。(2)大采高综合机械化采煤大采高综合
34、机械化采煤是国外高产工作面采用的主要采煤工艺,国内由于受机械设备制造水平的限制,还没有大采高综合机械化成套设备的供应能力。如采用大采高综采,就需要引进国外的成套设备,或引进国外的主要采煤设备,国内进行配套。大采高综采引进设备在神华集团神东公司使用情况较好,并取得了单产6.0Mt/a的高产。晋城煤业集团寺河矿井也引进了国外的大采高综采设备。根据成庄矿井的煤层开采技术条件,成庄矿井要达到8.0Mt/a的生产能力,设计考虑配备两套大采高综合机械化采煤成套设备,工作面的单产为4.0Mt/a。 (3) 综放开采与大采高开采的比较分析(a)资源的利用程度成庄矿井3号煤的煤层厚度为4.757.15m,平均为
35、6.44m,即使是采用引进的大采高综采设备,也不能达到一次采全高的目的。根据资料,国外大采高采煤机的开采高度最大为5.0m,这样开采3号煤需要平均留下1.44m的煤层,井下煤炭的采出率仅为78%,人为造成了煤炭资源的浪费。而采用放顶煤综合机械化开采,能够更好地适应本井田煤层厚度变化的要求,相对于大采高综采设备,资源的回收率有所提高,从矿井的生产实践看,放顶煤开采回采率在80%左右。(b)采煤工作面的生产能力虽然我国目前综放采煤工作面生产能力的总体平均水平还没有达到国外大采高综采工作面的水平,但随着我国煤炭机械制造行业水平的不断提高,综采设备的可靠性和配套性也在不断提高,相关问题的研究与解决将使
36、综放采煤工作面的生产能力达到稳产高产的目标。目前,成庄矿井综放采煤工作面产量在1.01.5Mt/a左右,这主要是受瓦斯及设备能力所限造成的。随着矿井对煤层瓦斯进行全面有效的抽放,以及选用新的高产高效综放采煤设备,加上成庄矿丰富的综放开采经验和先进管理方法,成庄矿井综放采煤工作面的生产能力是可以达到3.0Mt/a的。(c)块煤率众所周知,无烟煤提高煤层的开采块煤率,对矿井的经济效益有着重大意义,综采放顶煤开采与大采高综机开采相比,开采煤层的块煤率较高。(d)含矸率 采用放顶煤开采,由于有放煤工序,顶板矸石容易随煤一起放出,导致含矸率较高,为10%左右。而一次采全高,含矸率则较低。(d)劳动环境综
37、采放顶煤开采工作面的出煤点与大采高综机开采相比,多了放顶煤环节,工作面的粉尘污染源多一个。但根据兖州兴隆庄矿的实测,采煤机割煤仍然是综放工作面最大的产尘点。在不采取任何措施的情况下,采煤机割煤时,工作面平均粉尘浓度为1916.33346.8 mg/m3(机组回风侧10m);移架时,平均粉尘浓度为146321.7 mg/m3;放煤口回风侧10m处的平均粉尘浓度为174.5387.3mg/m3,由此,综放工作面的粉尘污染与大采高综采相比,并没有显著的差异,通过选用合适的架型和采取喷雾降尘等措施,采煤工作面的粉尘污染是可以改善的。综上所述,采用综采放顶煤开采本井田的3号煤,进行高产高效生产是可行的、
38、合适的。更重要的是成庄矿井采用放顶煤开采已积累的丰富的开采经验和成熟的采煤队伍。故设计确定本矿井的采煤工艺,仍然维持原来的综采放顶煤开采。本井田内赋存有4层可采及局部可采煤层,除3号煤层为低硫外,其余煤层均为高硫煤层,六、采煤设备选型 (1)矿井采煤机械配备现状矿井现有三个综合机械化放顶煤采煤工作面,分别位于二、三盘,采煤工作面长度170180m,走向长度11002300m,各回采工作面均采用国产综放机械设备,采高3.0m,放顶煤高度为3.44m左右,工作面回采率为80%左右,采煤工作面的单产维持在1.01.5Mt/a。目前各采煤工作面的主要设备见表272表272 回采工作面主要设备配备表序号
39、设备名称型号及规格2306、2311工作面3304工作面1采煤机MG250/600WD1,电牵引,装机功率600kW,电压1140v,滚筒截深600mm,牵引速度5.35m/min2液压支架ZFS5000/17/33,初撑力4364kN额定工作阻力5000kN,平均支护强度0.68MPa3端头液压支架ZPT5600/17/334刮板输送机(前部溜)SGZ764/400,电机功率400 kW,运输能力800t/hSGZ880/800,电机功率800kW,运输能力1500t/h5刮板输送机(后部溜)同前部溜SGZ764/630,电机功率630kW,运输能力1000t/h6转载机SZZ764/132
40、,电机功率132kW,输送能力900t/hSZZ880/200,电机功率200kW,输送能力1800t/h7破碎机PCM110H型,锤式,破碎能力1000t/h,电机功率110kWPCM160H型,锤式,破碎能力2200t/h,电机功率160kW8可伸缩胶带机SSJ1200/2200,功率2200kW,运输能力1200t/h,带速2.5m/s,输送长度1000m9乳化液泵站WRB200/31.5目前,矿井综放工作面产量偏低,制约工作面产量提高的因素有地质及瓦斯方面的原因,也有设备自身及配套方面的原因,受各种原因的综合影响,导致工作面开机率偏低,产量无法提高。矿井要实现高产高效生产,必须对原有采
41、煤工作面的设备配置进行改造,实现合理化的配置。(2)高产高效综放采煤面配套设备的选型a)液压支架现井下各回采工作面均装备ZFS5000/17/33型液压支架,该支架初撑力4364kN,额定工作阻力5000kN,根据矿山压力观测,初撑力和额定工作阻力偏低,不能及时有效的支护顶板。另外,由于设备制造及泵站等方面的原因,实际供给液压支架的压力要比理论计算值低。支架的工作阻力越低,支架工作的可靠性越低,故障越高。根据矿井的煤层地质条件,按倍数岩重法计算液压支架的支护强度,公式如下:qn.m.式中:q为液压支架的支护强度,t/m2;n岩重倍数,按中等稳定以下顶板考虑,取68;m采煤机切割高度,m;顶板岩
42、层的容重,取2.6t/m3。则: q(68)3.02.6(46.862.4)t/m2,综合各种原因并考虑一定的富裕量q取66t/m2(660kN/m2),即不小于0.66MPa。矿井原配套液压支架的额定支护强度为0.68MPa,与此相比,富裕量较少,由于矿井的顶板岩层节理比较发育,综采放顶煤开采时,矿山压力活动较强,压力较大,故液压支架的工作阻力应适当提高。提高支架的初撑力和工作阻力,可以用来减缓顶板的自然下沉,增加顶板的稳定性,使支架尽快在恒阻状态下工作,有利于减少端面顶板的破碎度,减少煤壁的片帮程度,以及避免顶板过早离层破碎。根据本矿井和其它高产高效综放顶煤开采工作面的使用经验,液压支架仍然采用ZFS系列产品,具体型号选
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