0前言魏家地煤礦是靖遠煤業集團有限責任公司的骨干生產礦井,設計生產能力150萬t/a,屬煤與瓦斯突出礦井,“三軟”煤層,煤塵具有爆炸性,煤層易燃氧化,發火期4~6個月。礦井有瓦斯、火災、煤塵、水、頂板等重大災害,是國家重點監控的礦井之一。

魏家地煤礦煤層賦存條件復雜,主采煤層為一層煤,極軟、特厚、高瓦斯、突出、高地應力。綜放開采技術不僅使礦井煤炭年產量大幅度提高,而且大大改善了工人的作業環境和工作面生產條件,降低了工人勞動強度,極大地提高了廣大職工的勞動積極性和主動性。

1煤層巷道支護現狀

隨著礦井開采深度的加大、水平接替緊張、綜放工作面的連續開采和綜放開采工藝自身的限制,近年出現了一些在原始突出煤層區域和采區邊界受構造影響帶影響區域掘進的解突巷道和構造影響帶應力集中的巷道。屬典型的“三軟”煤層,高ch4、高地應力的特殊條件使巷道支護存在諸多困難。特別在構造影響帶內原始煤層巷道1112工作面兩道或同區域相似條件下的東102回風巷的錨網支護中采用錨網索噴支護技術,不論是頂部采用短錨索代替錨桿或全錨桿支護,巷道變形急劇的狀況仍然難以控制。觀測數據顯示,巷道在掘成初期的20天內,頂底板移近量達800mm,而巷道兩肩部的內斂量則高達1000mm以上,巷道支護處于失穩狀態。在工作面設備安裝前,巷道斷面已不能滿足回采要求,必須提前進行一次返修維護,而在回采過程中,受超前支撐應力的影響,兩道斷面的內斂不能滿足運輸和通風需求,隨回采推進反復進行擴巷維修,不僅造成了大量人力和財力的浪費,而且給礦井的正常接續帶來了巨大壓力,成為制約礦井持續健康發展的巨大障礙。

2煤層巷道掘進與支護改革的必要性從施工過程和現場觀測看:1)煤軟、大傾角易垮邦。2)瓦斯大、爆聲大、動壓頻繁。3)構造影響帶原始煤層煤體松散。

從支護過程中看:1)局部地段錨桿拉斷或直接與托板一起拉入煤體內。2)巷道出現吊包、脫皮掉渣、兩幫鼓出等現象。3)采動范圍內斷面縮小,錨桿失效。

以上情況暴露出煤層巷道支護實質性問題:1)原始煤層在掘進中一致處于動壓狀態,現有支護在動壓狀態下受力不均衡。2)煤軟、煤體松散時煤層自身粘結力和煤體內摩擦阻力小,容易垮幫,錨桿初承力達不到要求。3)使用巷道整體位移,斷面縮小,松動圈擴大,錨桿支護失效。4)返修巷道多次維修已破壞圍巖的原始應力,采取的各種支護方式已成被動支護,支護效果越來越差。

對構造影響帶內原始煤層巷道掘進與支護技術進行改革,提高巷道圍巖穩定性,減小巷道變形量,以保證安全生產的正常進行,改善礦井生產的被動局面,是礦井生產技術管理的重點和難點,也是實現礦井安全高產高效的突破口。于是結合魏家地煤礦具體的工程地質條件,對構造影響帶內原始突出煤層巷道支護技術進行研究,一方面可以提前實現區域解突,加快采掘接替步伐,另一方面可以降低回采巷道支護和維護成本占礦井綜放開采成本的比例,減少巷道返修率,降低工人勞動強度,實現礦井厚煤層綜放開采的安全高產高效,具有重大的理論意義和現實意義。

3卸壓增阻弱結構補強雙支護技術錨桿支護巷道質量的好壞取決于錨桿支護設計參數的合理性。才能保證巷道能夠滿足安全生產、穩定可靠、合理經濟的要求。(1)卸壓增阻弱結構補強雙支護方案設計原則首先利用釋放卸壓和注水增阻改善煤體自身條件,然后利用支護體與圍巖相互作用和共同承載的原理,使支護系統既能加固圍巖,改善圍巖受力狀態,又能提高圍巖自身承載能力,緩和圍巖的變形移動,使巷道斷面不致過度縮小,同時防止已散離和破壞的圍巖冒落,以達到施工簡便快捷、經濟合理和安全生產的目的。為此,在原始突出煤層巷道支護設計時,應當考慮以下幾點:

①圍巖是一種天然的承載結構。要認清巷道的地質條件和圍巖的力學性質,合理確定原始突出煤層巷道布置位置和掘進與解突、瓦斯釋放時間,避免或減少圍巖受瓦斯釋放過程的影響。提高煤體穩定性,充分發揮圍巖自身承載能力的作用。

②合理的支護方式和支護參數應當充分利用圍巖的自身承載能力。有利于節約支護材料,達到經濟合理高效的目的。

③在保證安全生產的前提條件下合理利用圍巖的自身承載能力。既要允許巷道適當變形,起到適當卸載作用,但又不能讓它過度變形,必須把變形控制在一定的范圍內,防止有害或危險的情況發生。

④合理利用圍巖自身承載能力的有效途徑就是使支護系統與圍巖在相互約束的狀態下共同承載。為了達到這種狀態,最可行有效的方法之一就是使支護系統向圍巖提供一定的支護阻力,使得圍巖在承受一定支護阻力的條件下有限制地向巷道空間內變形(受控變形),同時在應力釋放后及時對煤體進行支護。

⑤復雜條件下的煤巷或軟巖,頂板應采用高強度、超高強度全長樹脂錨桿進行綜合支護,這樣既能提高頂板整體穩定性,又能使圍巖變形得到有效控制。

⑥復雜條件下的煤巷或軟巖巷道,應適當增加組合梁的支護厚度,采用錨索代替錨桿。錨索的可彎曲性使它在施工過程中能有限的增加長度成為可能。

⑦為控制巷道底臌,應采用加固巷道兩幫及邊角的方法,控制兩幫和邊角的塑性區的發展。

⑧在極其松散破碎的軟巖中,應采用釋放和注水的作用來改善煤體內在條件,在錨索架套u型鋼梁對弱結構補強的情況下,雙支護的形式保證了巷道的穩定性。

⑨控制原始突出煤層巷道強烈變形的前提是控制好兩幫和頂板的變形,尤其是兩幫,應當采用既有高預應力高支護阻力又有一定變形能力的螺紋鋼錨桿,盡早使圍巖由單向雙向應力狀態轉向雙向三向應力狀態。

⑩煤層坡度大,掘進過程中煤壁極易垮幫時,沿走向按煤層傾角在斷面上設計走向錨索,降低水平走向應力和重力分力。

(2)卸壓增阻弱結構補強雙支護方案設計

構造影響帶內原始突出煤層巷道圍巖控制的基本原理是利用構造切割方向支承壓力分布規律,采用合理的巷道布置方式、支護及卸壓保護技術,使巷道構造應力提前釋放,避免或減少構造應力的強烈影響,降低圍巖應力,提高圍巖強度控制,以達到控制圍巖變形、提高巷道圍巖穩定性的目的。選擇合理的釋放鉆孔施工、注水參數的設計和合理可靠的支護時機,應用錨桿支護圍巖強化強度理論和錨索加強支護技術,優化錨桿支護形式和支護參數,通過組合錨桿支護和高預應力高支護阻力且有適當變形能力的高強度錨桿控制兩幫和頂板的強烈變形,是支護技術的綜合利用。完善巷道錨桿支護施工與質量監測技術是巷道圍巖控制技術的關鍵手段。

(3)具體試驗巷道的掘進與支護施工技術

根據卸壓增阻弱結構補強雙支護技術理論,魏家地礦對東一采區構造影響帶范圍的東一采區1102工作面掘進巷道進行實驗分析,并將西一采區構造影響帶內劃分表外儲量的1114工作面在回采過程中巷道變化情況觀測分析:

①巷道斷面

1102工作面切眼:巷道斷面為圓角矩形。掘進斷面s=22.26,凈斷面s=20.96,掘寬7.7m,凈寬7.5m,掘高2.9m,凈高2.8m。

1102工作面機道:斷面形狀為圓弧拱形,拱半徑2.5m,拱高1.5m,墻高1.8m。斷面尺寸:s掘=14.13m2、s凈=13.18m2;凈寬=4.6m、掘寬=4.8m;凈高=3.3m、掘高=3.4m。

②巷道支護

錨網索噴加桁梁錨索點柱配合的聯合支護。錨桿(錨索)錨固采用加長錨固,使用樹脂錨固劑。2600mm錨桿每眼使用ck2360和z2360各一節錨固劑,2000mm錨桿每眼使用z2360錨固劑兩節,短錨索使用ck2360錨固劑一節、z2360錨固劑兩節共三支錨固,長錨索使用ck2360錨固劑一節、z2360錨固劑三節共四支錨固。鋪單層菱形金屬網,噴厚100mm,錨桿預緊力:頂部2600mm錨桿400nm,幫部2000mm錨桿350nm。短錨索錨固力為20mpa,長錨索錨固力為28mpa。

表1?支護參數表

③施工方式和施工工藝

1)掘進方式:采用機掘或炮掘兩種方式。

2)施工機具:采用單體風動錨桿鉆機配套b22、l1.0~2.5m的六角中空鉆桿,27mm雙翼鉆頭打頂錨桿、錨索眼及安裝頂錨桿、錨索。用煤電鉆配套l1.0~2.5m的麻花鉆桿,43mm的雙翼鉆頭鉆裝幫部錨桿眼

3)工藝流程:

炮掘時:交接班→安全質量檢查→看中線、探底煤→畫巷道輪廓線→打眼→裝藥→放炮→排炮煙→敲幫問頂→臨時支護→裝運煤(巖)→延溜皮→永久支護→文明生產。

機掘時:交接班→安全質量檢查→看中線、探底煤→畫巷道輪廓線→敲幫問頂→臨時支護→裝運煤(巖)→延溜皮→永久支護→文明生產。

④掘進工作面注水施工過程

1102工作面機巷和切眼煤層松軟破碎,煤層的粘結性較差,為了提高煤層的粘質性和煤體內摩擦阻力,在施工的超前釋放孔中進行靜壓注水。注水增阻鉆孔直徑為45㎜、深度8.0m、沿巷道走向以孔口3.0m外到達巷道頂部為基準,在斷面內左、中、右交替按上下兩排布置,兩排鉆孔距頂板以下分別為1.0m和1.5m、傾角為15°和19°.注水封孔器深入孔口1.0m~1.5m,以滿足有效封孔和循環進度后可拆下復用的要求。采用fkq-2×0.5專用注水封孔器,靜水壓>2mpa,封孔器長度0.5m,并安裝專用高壓水表對注水壓力及流量進行統計觀測,及時調整注水參數。

⑤掘進工作面大傾角煤層防超前垮幫的措施

若遇到掘進工作面傾角大,煤層松軟破碎,難以控制煤幫垮幫時,采用在工作面端面巷道頂部以下0.5m和腰線范圍內,沿走向打一排孔口間距1.0~1.5m、孔深9m左右的注錨索孔,打注?17.8*9000mm的錨索,控制煤幫片幫冒頂。隨著掘進的推進逐段推移張拉錨索,達到托板始終緊貼煤壁,控制煤幫。循環交替施工錨索,防止煤壁超前垮幫。4技術經濟效果分析1114工作面于2009年8月底施工完,2010年4月初開始回采,現已回采360m左右,通過現場觀察、觀測,兩道在未采動的范圍內,沒有發生明顯的變化,基本保持回采前的狀況,而受采動影響的100-150m范圍內,架設了抬棚支護后,巷道的收斂量在設計允許的范圍內,保持了正常的通風、行人、設備拉運。充分證明了卸壓曾阻弱結構補強雙支護技術的效果。

圖1為1114機道掘進期間頂底板移近量與掘進時間關系曲線圖。從圖中可以看出,在掘進初期兩幫收斂量較大,在14天左右達到最大值365mm,其后趨于穩定,頂底板移近量相對兩幫較小。

圖1?掘進期間機道頂底板移近量與距工作面距離關系曲線圖圖2為1114回風掘進期間頂底板移近量與掘進時間關系曲線圖。從圖中可以看出,在巷道掘進初期兩幫收斂量較大,在10天左右達到最大值385mm,其后趨于穩定,頂底板移近量相對兩幫較小?；仫L巷相對機道在兩幫收斂量及時間上略大。

圖2?掘進期間回風巷兩幫、頂底板移近量與掘進時間關系曲線圖

通過該支護技術在1114工作面切眼矩形大斷面和1114工作面兩巷圓弧拱形斷面的支護實踐證明,巷道圍巖的位移量和表面收斂量都得到了有效控制,巷道的使用效果和后期維護量明顯減小,實現魏家地煤礦構造影響帶內原始突出煤層巷道錨桿支護的安全、經濟、快速掘進,掘進速度不低于180m/月;巷道頂底板移近量和兩幫移近量在巷道服務期間內比原支護巷道降低20%,巷道斷面收縮率小于20%,斷面能夠滿足安全生產的要求,保證正常使用;試驗巷道長度1100m,應用推廣巷道長度3000m以上;采出表外煤儲量煤量在163.4萬噸以上,現已回采出88萬噸。創經濟效益2600萬元以上,遠景產生社會效益4.9億元以上。5結語卸壓增阻弱結構補強雙支護技術在魏家地煤礦受構造影響帶影響的1114工作面三條巷道、1115工作面兩條巷道和1190解突巷三條巷道掘進中進行了支護改革實踐。針對構造影響帶內原始突出煤層巷道具體的工程地質條件,分析圍巖變形破壞機理以及圍巖與支護相互作用機理,提出與之相適應的巷道支護設計理論,并制定相應的巷道支護與施工技術措施,為巷道支護設計與施工科學化、合理化、規范化和文明化提供理論依據和可靠保障。

(1)卸壓增阻技術是針對煤層ch4賦存不穩定、ch4含量高、煤層透氣性差和煤層構造應力分布復雜的困難巷道提出的。通過密集多循環的釋放鉆孔和連續注水措施,以達到釋放煤體ch4和降低構造應力之目的,提高煤體自身粘結力和煤體內摩擦阻力,改善施工條件,為支護提供可靠地質保障。

(2)弱結構補強雙支護技術是針對煤體松散,層理、節理、裂隙較為發育,巷道表面支護體容易受到破壞的特點,在短錨索支頂、高強錨桿支幫形成相對較深的組合梁加固層,以支護好“四面九點”為目標,實現預期支護效果。頂部基本支護采用短錨索較錨桿增加了組合梁加固層的厚度在1.5m以上,且增加了強度,長錨索在穩定圍巖錨固點的均勻分布,使巷道整體在深度起到懸吊支護效果,桁架錨索的應用提高了加固層表面弱結構的強度,使支護實現體系化。

(3)在現場施工中應重視施工質量,在巷道暴露的最短時間內使煤體得到及時加固支護,支護的滯后會導致松動層的加深和擴大,故而造成支護系統的不穩定。

篇2:Z老煤安全高效礦井建設方案

第一章煤礦基本情況

一、煤礦基本情況

1、交通位置

華鎣市老巖灣煤業有限公司老巖灣煤礦(簡稱“老巖灣煤礦”)位于華鎣市區50°方位,直距約4.0km處,屬華鎣市華龍街道辦事處上壩橋村三組所轄,礦山中心點地理坐標:東經106°48′51″,北緯?30°24′45″。礦山工業廣場往北西有約300m礦山碎石公路與華鎣~前鋒公路相接,至華鎣市區5.5km,華鎣市與廣鄰高速相通。西側為襄渝鐵路通過,向南至華鎣火車站約6.5km,交通十分方便(見交通位置圖)。

四川省人民政府以川辦函[2007]28號文《四川省人民政府辦公廳關于廣安市煤炭資源整合方案的復函》同意新源煤礦與老巖灣煤礦整合方案。整合后的礦井生產能力為90kt/a,

2、瓦斯:根據《廣安市安全生產監督管理局關于公布2011年度煤礦瓦斯等級鑒定結果的通知》(廣市安監[2011]153號),我礦井絕對瓦斯涌出量0.845m3/min,礦井絕對二氧化碳涌出量0.61m3/min,屬低瓦斯礦井。

3、煤塵:根據中煤科工集團重慶研究院于2011年11月出具的煤塵爆炸性鑒定報告資料表明:該礦所采大連、四連、六連煤層均有煤塵爆炸危險性。

4、煤層自燃:根據中煤科工集團重慶研究院于2011年11月出具的煤炭自燃傾向等級鑒定報告資料表明:該礦所采煤層的自燃傾向性等級為ⅱ級,屬自燃煤層。但礦井從生產以來,從未發生過煤層自燃。

5、采煤層及礦井服務年限:礦井主要開三疊系上統須家河組(t3*),大連、四連、六連、內雙連煤層,礦區內煤層厚度一般0.3~0.6m,平均0.45m;煤層傾角70°~75°,平均72°;開采深度+400m~+0m,走向長4084m,開采面積1.5703k㎡。礦區范圍由6個拐點圈閉,允許開采大連、四連、六連、內雙連煤層,井田走向長4084m,其中南翼走向長2154m,北翼走向長1570m,開采面積1.5703k㎡。尚有可采儲量126.6萬噸,按9萬噸/年計算,礦井服務年限為10.8年。

目前礦井開采水平為+200m~+300m水平,尚有可采儲40萬噸,按9萬噸/年計算,水平服務年限為4年。

5、礦井涌水量:根據四川省地質礦產勘查開發局物探隊提交的《四川省華鎣市老巖灣煤礦資源儲量核實報告》和礦井提供的實測涌水量資料計算,+200m水平正常涌水量為36.25m3/h,最大涌水量為86.95m3/h。

第二章地質特征

一、地形地貌

礦區位于川東華鎣山山地與川中丘陵的接合部位,華鎣山脈西緣,山脈大約呈北東30°方向展布。地勢東高西低,東陡西緩,最高海拔位于礦區東側生福寨,海拔標高682.3m,最低海拔位于礦區西側石門坎,海拔標高+377m。相對高差達310m。礦區范圍內一般高程在400~600m,相對高差200m,屬構造剝蝕中低山地貌。

二、區域及礦區地質

礦區所處區域出露地層主要為三疊系下統飛仙關組(t1f)、嘉陵江組(t1j)、中統雷口坡組(t2l)、上統須家河組(t3*j)、侏羅系下統珍珠沖組(j1zh)、中下統自流井組(j1-2z)、中統新田溝組(j2*)、下沙溪廟組(j2*s)、上沙溪廟組(j2s)、上統遂寧組(j3s)、蓬萊鎮組(j3p),各組段巖性組合、厚度變化及沉積

環境等特征詳見區域地層簡表。

區域地層簡表

系統巖石地層單位厚度

(m)巖性描述沉積環境名稱代號侏羅系上統蓬萊鎮組j3p106-408下部粉砂質泥巖、粉砂巖與砂巖互層;上部砂巖夾紫紅、磚紅色砂質泥巖、泥巖淺湖—河湖交替遂寧組j3s337-674鮮紫紅色泥巖、粉砂質泥巖、粉砂巖夾砂巖次淺湖中統上沙溪廟組j2s1483-1641紫紅色泥巖、粉砂巖、粉砂質泥巖、粉砂巖夾砂巖淺湖—河湖交替下沙溪廟組j2*s269-462紫紅色粉砂質泥巖、泥質粉砂巖夾砂巖、鈣質結核河流—淺湖新田溝組j2*144-452頁巖夾砂巖、灰巖深湖—半深湖中下統自流井組j1-2z138-337頁巖夾灰巖、細砂巖、粉砂巖深湖—半深湖下統珍珠沖組j1zh188-232砂巖、粉砂巖、粉砂質頁巖、炭質頁巖夾煤線、透鏡體濱湖沼澤—淺湖三疊上統須家河組t3*j168-630下部炭質頁巖夾砂質砂巖、煤層(線);上部砂巖夾頁巖、煤層沼澤、淺湖系中統雷口坡組t2l115-562灰巖、白云質灰巖、泥質灰巖夾頁巖、角礫狀灰巖濱海—淺海下統嘉陵江組t1j425-590下部白云巖;上部為鹽溶角礫巖夾灰巖、白云巖淺海飛仙關組t1f417-445頁巖、灰巖夾泥質灰巖、鮞狀灰巖淺海

(一)地層

礦區位于寶項背斜北段北西翼,出露地層(包括井下所見)由老到新有中三疊系上統須家河組、侏羅系下統珍珠沖組、中下統自流井組和中統新田溝組。現由新至老將各組巖性等特征分述如下:

1.侏羅系中統新田溝組(j2*)

紫紅色、黃綠色、深灰色泥巖、砂質泥巖夾粉砂巖、細砂巖,中下部偶夾灰巖透鏡體。厚130m,為湖泊沉積環境。與下伏自流井組整合接觸。

2.侏羅系中下統自流井組(j1-2z)

黃灰、灰色泥巖、灰巖夾紫紅色泥巖及深灰、灰黑色泥(頁)巖。厚140m,為深湖~半深湖環境沉積。與下伏珍珠沖組整合接觸。

3.侏羅系下統珍珠沖組(j1zh)

紫紅色、黃綠色砂質泥巖、泥巖夾粉砂巖、細砂巖及煤線。厚130m。為濱湖沼澤~淺湖環境沉積。與下伏須家河組整合接觸。

4.三疊系上統須家河組(t3*j)

根據該組巖性組合特征,可進一步細分為七個巖性段。由新到老分述如下:

第七段(t3*j7)

灰色砂質泥(頁)巖夾煤層。

第六段(t3*j6)

灰白色、黃褐色厚層塊狀中~粗粒長石巖屑砂巖,上部夾砂質泥(頁)巖及煤層。

第五段(t3*j5)

深灰色砂質泥巖、泥巖,夾粉砂巖及煤層多層。厚100-110m。其中所產外獨連、大連、四連、六連子等煤層可采,其他煤層如大花、硬荒、內獨連等厚度<0.20m,為不可采煤層。

第四段(t3*j4)

淺灰、灰褐色厚層塊狀中~粗粒巖屑長石砂巖、長石石英砂巖。下部夾細礫或含礫砂巖。厚130m。

第三段(t3*j3)

灰色、深灰色泥巖、偶夾粉砂巖、細砂巖及薄煤層。局部夾可采煤層1~2層,但在礦區不可采。厚40-50m。

第二段(t3*j2)

灰色、淺灰色厚層塊狀中~細粒長石石英砂巖夾巖屑石英砂巖,偶夾粉砂巖、砂質泥巖。厚約100m。

第一段(t3*j1)

深灰色、淺綠灰色砂質泥巖夾炭質泥巖及粉砂巖透鏡體。下部夾煤層及菱鐵結核。厚30-40m。

(二)構造、節理

礦區位于寶頂背斜北段的北西翼,枝子園斷層以西。

礦區構造與區域構造線方向一致,呈走向30°~40°方向展布,地層傾向北西300°~315°,傾角60°~80°,一般70°~75°,無大的褶皺構造。總體顯示為一向北西陡傾斜的單斜構造。區內未見斷層,地質構造簡單;巖石裂隙相對發育。野外井下實測兩處裂隙產狀:177°∠21°、210°∠60°、30°∠21°、205°∠55°。

(三)煤層

礦區含煤地層為三疊系上統須家河組(t3*),該含煤地層平均厚495m,能達到大部或局部可采的煤層共五層,其賦存煤線7-10層(厚度小于0.10m)煤層總厚.2.2~3.3m,按巖性及區域地層特征,將含煤地層劃分為七段,其中第一段(t3*j1)、第三段(t3*j3)、第五段(t3*j5)、第七段(t3*j7)為含煤巖段,巖性以細—粉砂巖、泥巖、砂質泥巖及煤層為主;第二段(t3*j2)、第四段(t3*j4)、第六段(t3*j6)巖性以中—粗粒砂巖、泥巖為主,偶見煤線或團塊。礦區開采煤層主要賦存在須家河組第五段(t3*j5),次為第三段(t3*j3),煤層氧化帶厚度20-50m。

礦區范圍內開采煤層為須家河組第五段之大連煤層、四連煤層、六連子煤層及須家河組第三段(t3*j3)內雙連煤層,據本次調查資料及區域資料,其煤層特征分述如下:

1、大連煤層:

位于須家河組第五段(t3*j5)中上部,上距第六段(t3*j6)砂巖底界平均30.5m,下距第四段(t3*j4)砂巖頂界平均119.5m;大連煤層上距外獨連煤層平均約10m,下距四連煤層平均約25m,在礦區內煤層厚度一般0.12~0.5m,平均0.45m;煤層傾角70°~75°,平均72°;煤層結構簡單,為單一煤層,煤層頂底板均為砂質泥巖夾粉砂巖,該煤層在礦區內屬大部可采煤層(局部有薄化帶分布)。

2、四連煤層

位于須家河組第五段(t3*j5)中部,上距第六段(t3*j6)底界平均55m,下距第四段(t3*j4)砂巖頂界平均95m,四連煤層上距大連煤層25m,下距六連子煤層55.2米;煤層傾角70°~75°,平均72°;煤層結構復雜,為復煤層結構,有四個分層,第一分層0.03-0.05m,第二分層0.09-0.12m,第三分層0.2-0.25m,第四分層0.25-0.26m,各煤層間有三層夾矸,自上而下夾矸厚度分別為0.25m、0.6m、0.07-0.08m,四個分煤層純煤厚0.20-0.64m平均厚0.53m,煤層頂底板巖性為砂質泥巖、砂巖、頁巖。該煤層在礦區內屬大部可采煤層(局部有薄化帶分布)。

3、六連子煤層

位于須家河組第五段(t3*j5)中下部,上距第六段(t3*j6)砂巖底界平均約110m,下距第四段(t3*j4)砂巖頂界平均約40m,六連子煤層上距四連煤層平均約55m,下距內獨連煤層平均約9m;煤層傾角70°~75°,平均72°;煤層結構復雜,為復煤層結構,由五個分煤層組成,一分層0.09-0.12m,二分層0.13m,三分層0.11-0.12m,四分層0.10-0.13m,五分層0.27m,五個分煤層純煤厚0.2-0.7m,平均約0.6m;煤層傾角70°~75°,平均72°;分煤層間有四層夾矸,自上而下夾矸厚度分別為0.08m、0.03-0.04m、0.05-0.06m、0.5-0.8m,煤層頂底板巖性為砂質泥巖、砂巖、頁巖。該煤層在礦區范圍內屬大部可采煤層(局部有薄化帶分布)。

4、內雙連煤層

位于須家河組第三段(t3*j3)中上部,上距第四段(t3*j4)砂巖底界平均約30m,下距第二段(t3*j2)砂巖頂界平均約40m,上距六連子煤層平均約159m,在礦區內煤層厚度一般0.15-0.47m,平均0.46m;煤層傾角70°~75°,平均72°;煤層結構簡單,為單一煤層,煤層頂底板巖性均為砂巖、粉砂巖,在礦區內屬局部可采煤層。礦井可采煤層特征見表1。

表1-2-2可采煤層特征表

含煤

地層煤層編號水平間距

(m)厚度(m)

最小~最大

平均結構

夾矸可采性

穩定性視密度(t/m3)煤層傾角(°)頂底板巖性頂板底板t3*j大連250.12~0.5

0.45簡單大部可采1.4070°~75°砂質泥巖夾粉砂巖砂質泥巖夾粉砂巖四連55.20.20~0.64

0.53復雜

3層大部可采1.4070°~75°砂質泥巖、砂巖、頁巖砂質泥巖、砂巖、頁巖六連子90.20~0.70

0.60復雜

4層大部可采1.4070°~75°砂質泥巖、砂巖、頁巖砂質泥巖、砂巖、頁巖內雙連0.15~0.47

0.46簡單局部可采1.4070°~75°砂巖、粉砂巖砂巖、粉砂巖

第三章礦井生產系統

1、開拓系統:礦井采用斜井+平硐開拓。+350m明斜井,傾角25度,落平于+200m水平,現生產水平為+200m~+300m水平,分南北兩翼開采,目前+200m水平北翼為技改區,南翼為生產區。

2、通風系統:礦井設計通風方式初期為中央分裂抽出式通風。+350m明斜井為進風井,+360m(新源井)北風井為礦井開采初期風井。礦開采后期將形成+350m南風井,礦井將形成兩翼對角式通風。

風量風配:礦井總進風量為1473m3/min,總回風量為1516m3/min,通風阻力850pa。。

3、提升運輸系統:+350m主斜井至+200m水平(傾角25°),提升系統,鋪設22㎏/m鋼軌。主斜井安設有一臺2jtp1.2×0.8型雙滾筒礦用提升絞車,電動機功率75kw,最大靜張力30kn,最大靜張力差20kn,滾筒直徑1.2m,寬度0.8m,繩速2.5m/s。擔負井提升煤、矸和下放材料任務。

主斜井采用u型礦車串車提升,每次提升礦車個數為4個。

+200水平運輸大巷采用2臺蓄電瓶機車運輸,采區內為人力推車。

4、排水系統:主水倉容量614m3,副水倉容量533m3,水倉總1043m3,水泵型號為25d25×9多級排水泵4臺,流量101米3/時,電機功率75kw。管路設置兩趟,排水管直徑φ133mm的無縫鋼管。每天一臺水泵工作3小時能排24小時的正常涌水量。兩臺水泵同時工作排水能力能滿足最大涌水量排水要求,并且有備用和檢修水泵。

5、礦井供電:地面雙回路供電己形成并投入使用,一回路電源來自于祿市變電所,線路長10km,采用一趟lgj-3×120型架空線路輸送到井口變電所,另一回電源來自天池變電站,供電距離8km,采用一趟lgj-3×35型架空線路輸送到井口變電所。井下壓器容量為250kva;地面變壓器為500250kva,電源均穩定可靠。

6、瓦斯監測監控:

礦井安裝一套kj90n安全監控系統(主機2臺),與縣監控平臺聯網。機房設在辦公室地面監控中心,根據相關規范,井下各采掘工作面相應的位置安設了kg9701甲烷傳感器,在采煤工作面回風巷安設風速、溫度和一氧化炭傳感器,局部通風機安裝了開停傳感器、風筒開停傳感器,在機電硐室安設溫度傳感器,主要控制風門安設了開關傳感器,同時,在總回風平硐安設了風速傳感器、一氧化炭傳感器,在+30m主扇風機引風道內安裝了負壓傳感器。實行24小時連續監控。

安全監測設備各類傳感器實際配置表

序號稱名數量(臺)備注1甲烷傳感器132風速傳感器23壓力傳感器14風門開關傳感器25開停傳感器56風筒開停傳感器37饋電開停傳感器48一氧化炭傳感器49溫度傳感器510kj90-f8分站311kj90-f16分站2

第四章安全高效礦井建設方案

一、采煤機械化

1、采煤工作面布置。按照高效礦井生產模式一井一面或一井兩面的要求。全礦井在+200m~+300m水平北翼布置二個回采工作面。即四連煤層21201采煤工作面.大連煤層21101采煤工作面。

2、選擇正規采方法。四連煤層21201采煤工作面選掩偽傾斜柔性掩護支架采煤方法;大連煤層21101采煤工作面,采用偽府斜走向密集支柱采煤方法。

3、回采工藝:落煤方式,四連煤層21201采煤工作面選擇爆破落煤;大連煤層21101采煤工作面選擇風鎬落煤。

4、采煤工作面支護:四連煤層21201采煤工作面采用柔性掩護支架支護,工作面配備內注式單體液壓支柱調架及上下出口20m的支護;

5、采面裝運:自溜。

6、順槽機械運輸:刮板輸送機運輸

二、掘進機械化

1、破巖:炮掘。

2、裝運:耙斗式裝運機。

3、大巷運輸:機車+u形礦車運輸。

三、運輸系統

1、提升方式:+350m主斜井作是技改前老巖灣原有的提升系統,礦井主提升絞車為2jtp1.2×0.8型雙滾筒礦用提升絞車,電動機功率75kw,本次技改建設對原有15kg/m雙軌,更換成成22kg/m鋼軌,并對井筒進了錨噴支護。提升方式為串車提升,每次提升重車3個。

2、行人暗斜井:在地面主斜井附近+357m水平原回風平硐北側開口新建,傾角25°,落平于+200m水平。安裝rjy30-25/500型煤礦固定抱索架空乘人裝置,作為運送進出井人員、敷設管線、進風及安全出口之用。

暗斜井斷面上下車場長20m,斷面規格凈高3.2m,凈寬3.2m,;暗斜井長310m,斷面規格凈寬2.6m,凈高2.8m,凈斷面積6.68m?;,巷道坡度為25°;工程量全長350m采用混凝土澆灌支護和噴漿支護,架空乘人裝置(1臺)

架空乘人裝置型號:rjy30-30-28/382,安裝總長350m,最大輸送效率192人/h,運輸速度0.8m/s,巷道傾角25度,牽引力:27.9kn;吊椅間距:15米;驅動輪直徑1000mm,拉緊行程7米,鋼絲繩型號6×19s×ф20-1770右交光面無油,直徑20mm,配套電動機22kw。

3、水平運輸巷運輸

+200m水平集中巖石運輸大巷采用軌道運輸方式,技改建設,對原有的11kg/m鋼軌,更換為22kg/m鋼軌,軌距600mm,水泥軌枕。選用cty5/6g、cty2.5/6g型礦用安全型蓄電池電機各一臺車運輸,牽引采用1t標準u型固定礦車,礦車200輛。

華鎣市老巖灣煤業有限公司

2012年2月9日