采区方案设计

藻渡煤矿+100水平延伸采区方案设计一、采煤方法的选择1）本水平的煤层倾角在37～38度，有三层煤可采。各煤层瓦斯含量，K1、K2、K3煤层的瓦斯含量分别为K3煤层35m3/t、K2煤层15m3/t、K1煤层28m3/t。属煤与瓦斯突出的高瓦斯矿井。根据根据矿井现在生产情况，K3与K1煤层均发生过突出，K2煤层从未发生过突出现象。本设计确定将K2煤层作为保护层，优先开采，利用其开采后造成的卸压作用，并结合瓦斯抽放等方法，来保护K3与K1煤层。根据煤层赋存条件，设计采用走向长壁采煤法，全面垮落法管理顶板，K3煤层顶板冒落后尚未充填满的采空区用矸石进行局部充填。K3煤层平均厚2.79m，工作面采用F10风镐落煤。由于采场支柱采用单体液牙支柱支护，采场顶板管理状况可以得到改善，因此设计还配置了MZ2—1.5电钻，在顶板支护条件变好的情况下可以考虑放炮落煤，以减轻工人的劳动强度和提高采煤工效。K2煤层平均厚度0.62m，K1煤层的平均厚度0.82m工作面采用打眼放炮落煤。工作面均成直线布置。2）采煤工作面长度、采高及回采方向根据煤层赋存及水平划分情况，结合本矿目前管理水平及生产能力的要求，设计确定K2煤层工作面长100m，采高0.62m，一次采全高；K3工作面长为70m，采高2.79m，一次采全高；K1工作面长为100m，采高0.82m，一次采全高，工作面回采方向为区内前进式。3）采煤、装煤、运煤方式及设备选型K3煤层工作面采用F10风镐落煤。在顶板支护条件变好的情况下可以考虑放炮落煤，设计配有MZ2—1.5电钻，工作面运输选用宽为300mm的搪瓷溜槽运煤，自重装煤兼人工攉煤。工作面运输巷采用SGD—320/17B电溜子运输。回柱配有JH—8型回柱绞车。K2工作面采用MZ—12A型电钻打眼，放炮落煤、装煤，工作面宽300mm的搪瓷溜槽运煤。工作面运输巷采用SGD—420/30Y型刮板输送机3台串联运输。回柱绞车配有JH—8型回柱。K1工作面采用MZ2—1.5型电钻打眼，放炮落煤、装煤，工作面宽300mm的搪瓷溜槽运煤。工作面运输巷采用SGD—320/17B型刮板输送机3台串联运输。回柱绞车配有JH—14型回柱。4）回采率K3煤层为中厚煤层、工作面回采率按95%考虑，K2、K1煤层为薄煤层，工作面的回采率按97%考虑。采区回采率K3按80%考虑，K1、K2按85%考虑。二、巷道布置1）采区设计方案的选择及其参数确定1、采区数目和位置：本水平K2煤层采用走向条带连续式布置开采，其特点是在水平开采内,沿倾斜方向划分为两个条带，即+169m条带、+100m条带，条带倾斜长度即工作面长度。沿走向不划分为采区，而划分成四个开采区间，每个开采区间的走向长度为600m，开采区间布置有运输、回风石门及回风上山，布置双翼工作面后退式开采。K1煤层采用走向采区开采布置，其特点是沿+169水平划分为两个条带，每个条带内沿倾斜方向布置成一个工作面。沿走向划分为四个采区，每个采区长度600m。每个工作面平均长度100m，沿走向推进方向长300m，每个采区内布置有运输上山及回风上山和石门。K3煤层考虑到采区边界保留20m边界煤柱将石门抬高可沿倾斜方向按标高+153、+202划分三个条带,每个条带平均倾斜长度70m（不含煤柱），每个条带沿倾斜方向布置一个工作面；沿走向划分为四个采区，每个采区走向长度600m。每个工作面长300m。2、延深水平开采顺序该水平首先开采K2煤层，K2作为保护层（保护层），再开采K1层，最后开采K3：K2煤层由近而远，即由井底车场沿走向向井田边界推进；倾斜方向先采上条带再采向下条带。K1煤层由近而远，即由井底车场开始向井田边界推进；倾斜方向由采区上部分推向下部。K3煤层由近而远，即由井底车场开始向井田边界推进；倾斜方向由采区上部分推向下部。K2煤层工作面为跨上山、跨石门连续式推至井田边界。K1、K3相邻的采区依次接替。3、延深水平开拓方案矿井现正在开采+220m水平的煤。根据设计委托书的要求，需通过水平延深开采+100m水平的煤炭，现根据初步讨论拟订，设计考虑了三个方案：方案Ⅰ另打明斜井开拓：在矿井居住区附近选择一处地形地貌较好的地方另打一主斜井，井口标高+345m，井筒倾角230，斜长627m，串车提升，井筒由煤系顶板进入煤层，至底板茅口灰岩+100m标高落平，然后开掘井底车场和运输大巷。井下原煤由次井筒提至地面外运，就地布置工业广场。上下人员、材料及设备由+354平硐、暗主、副斜井、+238运输巷和采区轨道上山承担。方案Ⅱ、延深暗主、副斜井：该矿在+354平硐里原有暗主、副斜井。暗主、副斜井井筒倾角均为230，暗主斜井斜长325m，暗副斜井斜长323m。现直接延深暗主、副斜井：暗主斜井承担提煤，双钩串车提升。暗副斜井承担提升人员、材料、矸石和设备，敷设管线等，单钩提升。延深的暗主、副斜井均布置在煤系底板茅口灰岩中，暗主斜井延深的斜长358m，暗副斜井延深的斜长347m，延深到+100m标高落平，然后布置井底车场与运输大巷。原煤由暗主斜井提升至+354m平硐出井，矸石由暗副斜井提升至+354m平硐出井。方案Ⅲ、做双下山开采：该方案是直接利用原有的平硐，暗主、副斜井及+238m运输大巷，在+238m水平运输大巷内做下山到+100m水平进行开采，每个区间内做一组下山：一条下山用来提原煤，另一条下山用来提矸石、行人、材料和设备，提出的原煤和矸石由+238m水平运输大巷运至井底车场，然后分别由主、副斜井提升到+354平硐运出井口。根据该矿提供的资料可知：该矿是煤与瓦斯突出矿井，+100m水平的煤层倾角在37～38度之间，当煤层倾角大于160时，下山开采在采煤、掘进、运输、通风、排水、施工等方面困难很大，且煤与瓦斯突出矿井不能用双下山开采。结合本矿的实际情况，故方案Ⅲ被淘汰。方案Ⅰ、方案Ⅱ的比较分析如下表：表（十）方案名称工程量（m）优缺点分析开拓巷道准备巷道回采巷道合计优点缺点方案Ⅰ明斜井开拓296722364800100031.明斜井施工时不干扰矿井的生产，矿井可做到边基建、边生产；2.可以拓宽矿井的工业广场；3.井筒施工场地比较宽阔，施工方便。4.开拓工程量较方案Ⅱ少1.明斜井由煤系顶板进入煤层，要穿过长兴灰岩，而长兴灰岩为本井田的强含水层，井筒西距藻渡河130m，上部130m左右有一条长兴暗河，其流量与地表水，藻渡河的水力关系研究论述还不清，井筒掘进的水文地质条件较复杂，受水患威胁大，安全掘进井筒的可靠性差；2.要留设井筒煤柱；3.井筒要穿突出煤层，必须采取防突措施，既增加费用，又影响井筒的施工进度。4.井筒穿长兴灰岩若遇水患，处理水患的费用高。方案Ⅱ延深暗主副斜井349722364800105151.暗主、副斜井均在煤系底板茅口灰岩内，维护条件好，遇水患的可能性低于方案Ⅰ，且不受长兴暗河威胁，可提高掘进速度，缩短建井周期；2不留井筒煤柱；3.井筒不穿突出煤层，可减少井筒有关投资费用；4.开采系统可采用条带连续式布置。1.施工场地比较狭窄，不是很方便；2.初期在一定程度上影响矿井的正常生产；3.开拓工程量梢大。从以上比较可知，长兴灰岩的水患及其暗河对本水平开拓开采的安全威胁影响，是考虑选择开拓方式的主要因素；同时从经济上、技术可行性上考虑。为了保证该水平的建设和生产的安全，设计推荐方案Ⅱ。附图：方案布置图（4）、水平条带的划分在K1、K2煤层划分两个条带，即：+100～+169m水平和+169～+238m水平两个条带；在K3煤层中划分为三个条带；即+100～+153m水平、+153～+202m水平和+202～+256m水平三个条带。条带划分主要考虑了以下因素：（1）矿井开采技术条件复杂，机械化程度不高，因此，条带垂高要适度，过大的条带垂高不但要造成开采上通风上的困难，而且影响矿井的技术经济效果；（2）与目前地方煤矿的管理相适应；（3）结合条带式开采系统布置有关参数设计的需要。K1、K3保留现有的采区式布置，工作面斜长加长，一个采区内四个工作面；K2煤层采用条带式连续开采布置，划分为两个条带，四个开采区间，。（5）、主要巷道的布置根据该矿生产的的实践经验，为减少动压对主要巷道的破坏及影响作用，+100m集中运输大巷、上山及石门均布置在底板茅口灰岩中，+100m水平集中运输大巷距K1煤层平距60m，上山距K1煤层平距25m。4、运输系统一、运煤系统采煤工作面——工作面运输机巷——区间运输石门——溜煤眼——溜煤上山——煤仓——+100m水平集中运输大巷——井底车场——暗主斜井——主平硐——地面。二、运料系统地面——主平硐——暗副斜井——井底车场——+100m水平集中运输大巷——区间运输石门——采、掘进工作面。三、运矸系统地面——主平硐——暗副斜井——井底车场——+100m水平集中运输大巷——区间运输石门——采、掘工作面。5、水平通风方式及通风系统本水平走向全长2.6km，故水平的通风方式采用中央边界式抽出。水平采用条带式开采布置，达产时由于采、掘、抽三者的超前关系关系接替的要求，共有四个生产区间，即两个保护层的回采与掘进区间，一个被保护层的回采与掘进区间，一个被保护层的掘进与抽放区间，则该水平的通风系统由一个平硐进风、一个平硐回风、四个生产区间并联的通风网路构成。回风平硐标高+354，服务范围现为+220水平全范围，+220水平已接近尾声，接下来为延深水平（+100水平）服务，服务时间10a以上。水平通风系统考虑了采区之间、采掘工作面之间、需独立通风的硐室，都实行独立通风。通风线路：地面——暗主、副斜井——+100运输集中运输巷——进风上山——区间进风石门——运输巷——工作面——回风巷——区间回风石门——回风上山——总回风巷——抽出地面。6、巷道掘进（一）、巷道断面和支护方式+100m水平运输大巷及井底车场、上山、总回风巷均位于煤系底板茅口灰岩中，岩质坚硬，岩性连续性良好，一般为裸巷，如遇岩石破碎带，构造裂隙发育带，可考虑用锚喷支护。+100m、+196m、水平运输大巷、总回风巷为三心圆拱，巷道净宽3m，净断面积7.74m2，+100m水平运输大巷为双轨.各煤层工作面的运输巷、回风巷均为梯形断面，金属支架或锚网支护。净断面5.38m2。区间各回风石门、轨道石门，在茅口灰岩一段，采用三心拱断面，喷浆支护，净断面7.73m2，在煤系一段采用梯形断面，金属支架或锚网支护，净断面5.38m。（二）、掘进工作面数目及机械设备全矿共有5个掘进组，其中岩巷2个，半煤岩及煤巷3个。掘进组配有YBJ52—2局部通风机，岩石钻机KHYD40KBA和JD-11.4型调度绞车。还有混凝土喷射机组。（三）、掘进工艺掘进工作面采用钻爆发掘进，其掘进工程中严格按照煤矿三大规程执行，爆破要遵循“一炮三检”和“三人连锁放炮制度”。掘进流程：准备工作——打眼——吹眼——装药——连线——放炮——支护，完成一个循环。（四）、巷道掘进进度指标暗主、副斜井60m/月岩石平巷80m/月岩石斜巷60m/月煤巷及半煤巷100m/月开切眼80m/月7、井底车场一、车场形式及空重车线长度暗主、副斜井在+100m水平布置甩车场，落平后布置存车线及调车线。+100m水平集中运输大巷选用5t蓄电池电机车运输，每列运煤的列车最多可由25辆一吨固定式矿车组成，每列矸石车最多18辆一吨的矿车组成。暗主斜井井底车场空重车线长度按1.5列车布置，暗副斜井空重车线按1.2列矸石车长度布置。暗主斜井存车线长度L主：L主＝（25×2×1.5）+3＝78m暗副斜井存车线长度L副：L副＝（18×1.7×1.2）+3＝40.2m二、掉车方式及通过能力+100m水平井底车场采用机车调车方式。机车拉重列车经道岔进入车场调车线，摘钩后经过道岔转向经过通车线，回到进入的道岔顶重列车到存车线，机车在转向进入空列车存车线，与空列车挂钩驶出车场。水平生产时，只有一翼来车，由两列煤车、一列矸石车组成一个调度循环，其平均间隔时间为10min。车场通过能力为：2.772×M×G×1052.772×25×1×105N＝——————