1、第一节 采区巷道布置及采煤方法 一、采煤工艺及设备 （一）原设计方案 原设计中选用采煤方法选用比塞洛斯 DBT欧洲公司提供的全自动化 RHH型底拖式刨煤机、薄煤层液压支架及自动化 PMCR 型设备 。 为实现刨煤机刨头、刮板输送机、推移千斤顶和液压支架的同步协调工作，配套选用 PMCR 计算机电液控制系统。工作面实行无人自动化管理。 （二）修改原因 1、技术发展方面 对薄煤层综合机械化开采技术主要有三种，一是刨煤机开采工艺，二是薄煤层综采采煤工艺，三是螺旋钻采煤机开采。其中螺旋钻采煤更适合 0.7m 以下煤层的开采， 且生产能力较小，不适宜于本矿煤层条件。 2005 年以前，国内薄煤层滚筒采煤
2、机综采技术在设备和工艺方面水平均不理想，综采设备主要是薄煤层滚筒采煤机质量不过关，维修率高，开机率较低，薄煤层工作面生产能力一般低于 20 万 t/a。而当时的国外引进刨煤机开采已经达到相对较高的技术水平，相比不成熟的薄煤层滚筒采煤机优势明显，因此，原设计选用刨煤机采煤法开采比较合理。 随着朱家店项目的推进，经过近 10 年发展，国内薄煤层滚筒采煤机综采技术已取得长足的进步，目前薄煤层滚筒采煤机工作面生产能力可达到 50-60 万t/a，在此背景下 刨煤机开采与滚筒采煤机相比，在安全可靠、生产成本综合方面略显不足。 2、国内实例 2003 年左右，山西省陆续从德国 DBT 公司引进了 3 套刨
3、煤机，其中晋煤集团引进 1套，在凤凰山矿实施开采；焦煤集团西山煤电公司引进 1套，在马兰矿使用；同煤集团引进 1 套，在晋华宫矿应用。据了解， 3 处刨煤机工作面在使用1-2 年内均已升井，原因是刨煤机对地质条件要求苛刻， 特别是在工作面底板不平时 会造成 “ 飘刀”或 “ 啃底”， 煤层中出现夹石的情况下刨煤机易断链，出现打刨刀和刨链断链事故，所以刨煤机不能刨石头，过断层必须搬家，受煤层变化和顶底板 起伏不平影响时，工作面不能实现自动化生产。同时设备配件昂贵，生产成本高。 朱家店煤矿技术管理水平与大型煤炭集团公司相比稍有差距 ，采用刨煤机风险较大。 3、地质条件 刨煤机适用于煤层赋存稳定、厚
4、度变化不大（ 煤层厚度 1.3-1.5m 时最佳 ），工作面无断层、陷落柱等构造，煤层中夹矸少、硬度小，煤层顶底板岩石稳定的地质条件 。 朱家店煤矿在建设过程中，随着 4号煤层的逐步揭露，地质条件趋于复杂，根据矿方提供的实测资料，在 4号煤辅助运输巷掘进过程中（约 1000m）已揭露8条小断层，由此可判断，采区内小型断裂构造较发育。 4号煤层 厚度变化较大，由此分析，该矿 4 号煤层不适合使用刨煤机开采。 4、 滚筒式采煤机的薄和极薄煤层综采工艺对煤层赋存条件适应性较好，可适应各种不稳定复杂条件下的极薄、薄及中厚煤层的开采。如构造较复杂、煤层中夹矸较多时，可采取加大采煤机功率的方式正常生产。
5、5、根据山西省煤炭地质公司于 2004 年 1 月编制的山西省吕梁地区朱家店煤矿生产矿井地质报告， 本矿 4号煤层位于山西组中下部，厚度 0 2.28m，平均 0.97m，结构简单，偶含 1层 0.05-0.10m 左右的夹矸，倾角一般在 10 左右，局部达到 23 （井田西南部）， 煤质为焦煤，井田内已发现十几条断层，最大的为朱家店断层，落差 80m，在井田西南边界附近通过，其余落差 2-30m。尚未发现陷落柱，无岩浆影响。井田构造属简单类。 通过以上分析，结合实际揭露的地质条件，设计认为本矿 4号煤层在煤层倾角、地质构造方面不具备实施刨煤机的条件。 采用国内目前技术相对成熟的薄煤层综采工艺
6、更为稳妥。 （三）修改后方案 1、主要设备 本次设计工作面采高范围 1.1-2.2m， 生产能力按 0.61Mt/a 计算（详见通风章节）。 （ 1）设计选用 MG320/710-WD 型采煤机，其主要参数如下： 总装机 功率： 710kW； 采 高： 1.1 2.2m； 截 深： 630/800mm； 牵引方式：电牵引； 牵引速度： 0 6； 电 压： 1140V； 重量： 21t。 其主要技术参数见表 2-1-1。 表 2-1-1 采煤机技术特征表 型号 采高 (m) 电机功率 (kW) 滚筒直径 (m) 截深 (mm) 适应倾角 ( ) 机面高度 (mm) 重量 (t) MG320/71
7、0-WD 1.1-2.2 710 900 630/800 35 950 21 （ 2）工作面可弯曲刮板输送机 工作面刮板输送机选择与采煤机配套的 SGZ730/2 200 刮板输送机，其主要技术参数见表 2-1-2。 表 2-1-2 刮板输送机技术特征表 型号 铺设长度 (m) 输送能力 (t/h) 卸载 方式 牵引 方式 电机功 率 (kW) 链型 备注 SGZ730/2 200 120 750 端卸 销轨 2 200 中双链 （ 3）顺槽可伸缩胶带输送机 选择 DSJ100/75/2 250 型可伸缩胶带输送机即能满足要求，主要技术参数见表 2-1-3。 表 2-1-3 可伸缩胶带输送机技
8、术特征表 型 号 输送能力 (t/h) 输送长度 (m) 带速 (m/s) 带宽 (mm) 电机功率 (kW) 电压等级 (V) DSJ100/75/2 250 950 1275 2.0 1000 2 250 660/1140 （ 4）工作面顶板管理方 式及液压支架选型 液压支架的阻力是支架设计中最基本的参数，支架所有结构的强度都由此决定。设计采用“估算法”计算液压支架工作阻力。 估算法首先考虑支撑冒落带岩层的重量。 P 9.8Sr hcosa 式中： P支架承受的荷载， kN； S支架支护的顶板面积， m2，取平均值 7.5m2； r顶板岩石视密度， t/m3，为 2.4t/m3； h冒落带
9、岩石的高度（直接顶厚度）， m； M h K 1 M采高， m，首采区内平均为 1.1m； K岩石碎胀系数，取 1.25 1.5； 煤层倾角，（），平均为 2； 上式可写成： P（ 2 4） 9.8SrMcosa 一般用上限，即 P 4 9.8SrMcosa 计算中再考虑支架受力不均衡量的安全系数 1.5 2，则 P（ 6 8） 9.8SrMcosa 则： P（ 6 8） 9.8 7.5 2.4 1.1 cos2 872.6 1163.4（ kN） 设计选用矿方已订货的 ZY4000/8/18 型掩护式液压支架，工作阻力 4000kN，初承力 3000KN，支撑高度 0.8 1.8mm，支架重
10、量约 10t，满足要求。并且该支架 配带的主控服务 器提供以太网端口，可将数据集成到综合自动化平台通过光缆或工业以太环网上传到地面。满足要求。 工作面过渡及端头支架与厂家配套选购。 工作面超前 20m 采用 DZ28-25/100 型单体液压支柱配 L=3600 型型钢梁支护，支撑高度 2000-2800mmmm。 表 2-1-4 综采工作面 2 主要机械配备表 序 号 设备名称 规格型号 功率 (kw) 单位 数量 备注 使用 备用 1 双滚筒采煤机 MG320/710-WD 710 台 2 采高 1.1-2.2m 2 可弯曲刮板输送机 SGZ730/2 200 2 200 台 2 运量 7
11、00t/h 3 综采支架 ZY4000/8/18 架 2 80 8 2 4 过渡支架 ZY5600/14/28 架 2 2 与厂家配套 5 端头支架 组 2 2 与厂家配套 6 转载机 SZZ-764/200 200 台 2 运量 1200t/h 7 可伸缩胶带伸缩机 DSJ100/75/2 250 2 250 台 2 运量 750t/h 8 乳化液泵站 BRW315/31.5 200 2 9 喷雾泵站 BPW320/6.3 45 套 2 10 单体液压支柱 DZ28-25/100 根 2 150 60 2000-2800mm 11 型梁 3600mm 根 2 50 40 12 注水钻机 ZD
12、Y1200S 37 台 4 2 表 2-1-4 综采工作面 2 主要机械配备表 序 号 设备名称 规格型号 功率 (kw) 单位 数量 备注 使用 备用 13 探水钻 ZDY1200S 37 台 4 2 14 煤层注水泵 MZB-100/150A 30 台 4 2 15 注液枪 DZ-Q1 个 10 2 16 小水泵 KWQB50-24/2-7.5 7.5 台 8 2 二、工作面布置及 生产能力 （一） 采煤工作面长度、年推进度及采煤工艺 原设计布置一个刨煤机回采工作面，工作面长度 240m，生产能力 1.21Mt/a。 本次修改后，为满足设计生产能力，共布置两个普通综采工作面，分别位于一采区
13、大巷双翼 4 号煤中。 1、工作面数量及长度 矿井移交及达产时，共布置 1 个生产采区，在 4号煤中布置 2个综采一次采全高工作面，工作面长度 120m，平均采高 1.1m。 2、工作面年推进度及采区、工作面回采率 井下工作面实行四班作业，三班生产，一班检修准备，年工作 330d，日循环 18个，每循环进尺 0.6m，工作面正规 循环系数 0.8，工作面年推进度。 L 煤 0.6 18 330 0.8 2993.8m。 则 4号煤工作面年推进度 2993.8m。 根据煤炭工业矿井设计规范要求， 4 号煤层首采区为薄煤层，采区回采率取 85； 工作面回采率取 97%。 3、采煤工艺 采用综采一次
14、采全高采煤法，顶板管理为全部垮落法。回采工作面机采，采高 1.1m，滚筒截深 0.6m，日割煤 18 刀。最小控顶距 6100mm，最大控顶距 6700mm。 工艺流程： 割煤装煤运煤移架推溜 进刀方式： 采煤机割透机头时，采煤机后 30m 外，大溜推向煤墙，做 好采煤机进刀和推移机头的工作。 让采煤机反向牵引，沿溜方向弯曲段切入煤墙，使采煤机进入下刀工艺，同时将机头顶向煤墙，使整个大溜成一条直线： 让采煤机反向牵引，再次割透机头，割掉三角煤，开始进入下一个循环。 机组割煤时，采用前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤的方式。 4、 割煤顺序： 采煤机在工作面由机头 机尾，机尾 机头反复运行，逐架顺序割煤
15、。 5、 移架方式： 工作面移架时，采取及时支护方式，本架手动操作，从端头或端尾跟机移架。 6、 推溜的方式： 工作面推溜，采用从一端顺序推拉溜的方式。保证推拉前后溜弯 曲段不少于15m，逐步将前后溜推拉成一条直线。 （二）工作面生产能力 矿井实际生产能力为回采工作面生产能力和掘进工作面掘进煤量之和。 1、回采工作面生产能力计算 （ 1） 4 号煤工作面生产能力按下式计算： Q 采 m L1 L2 C 式中符号： m 工作面回采高度； 4 号煤层采区内采厚平均 1.1m； C 工作面回采率； 0.97； L1 工作面长度； 120m； L2 工作面年推进度； 2993.8m； 煤的容重； 1.
16、54t/m3； Q 采 1.1 120 2993.8 1.54 0.97 0.59Mt/a 本矿为高瓦斯矿井，且工作面采高较低，有效通风断面较小，工作面生产能力受通风因素制约，经计算（详见通风章节）单个工作面产量不宜大于 2219t/d，即 0.73Mt/a。由以上计算可知 0.59Mt/a0.73Mt/a，满足通风要求。 工作面年产量 =2 0.59Mt/a=1.18Mt/a。 2、掘进煤量计算 井下共布置四个综掘进工作面，掘进煤按回采煤的 10计算， 3、矿井产量计算 Q Q 采 + Q 掘 =1.18 1.18 0.10 1.29Mt/a。满足设计要求。 三、大巷及采区布置 （一）大巷布
17、置 原设计中 第一水平标高为 +730m，沿 6 号煤层布置胶带机运输与辅助运输二条大巷，以 +730m 集中胶带运输石门与主、副井筒、井底车场连接；沿 4 号煤层布置回风大巷与煤层辅助运输二条大巷，以 +760m 辅助运输石门与副、回风井筒、井底车场连接。矿井初期投产共布置 4条大巷。 第二水平标高为 +680m ，以 9 号、 10 号煤层联合布置主要运输大巷。 本次修改为：矿井移交生产时在井田南部 +760m 沿 4 号煤层布置主运输、辅助运输、总回风三条大巷。鉴于已经施工 245m 的 6号煤主运输大巷，予以利用，通过 1号溜煤眼、溜矸眼与 4号煤主运输大巷相 连，构成煤、矸流系统。二
18、者通过一条联络斜巷相通，担负通风、行人任务。 修改原因： 1、 移交生产所需工程量减小。 修改后投产初期需施工大巷总长度 4857m， 其中： 6 号煤主运输大巷已施工 245m， 4 号煤主运输大巷长 1163m， 4 号煤南辅助运输大巷长 1219m， 4号煤 南总回风巷 2305m。原设计四条大巷总长度 6971m，其中： 6号煤层南胶带输送机大巷长 1565m， 6号煤层南辅助运输大巷 1580m， 4号煤层南辅助运输大巷 1476m，南总回风巷 2305m。设计修改后大巷总长度减小2114m。 2、 通风、运输系统简单，各顺槽直 接与大巷搭接，减少大量溜煤眼岩巷工程。 （二）采区布置
19、 原设计方案：根据煤层赋存条件，采区巷道布置及倾斜长壁采煤特点，工作面由近 及远逐区段开采，区段内工作面为后退式回采。首采工作面布置于主、副斜井南侧区段内，区段运输顺槽长度为 1278m，区段材料运输顺槽与回风顺槽长度为 1322m，工作面采用仰斜推进采煤。通风方式为两进一回“ U+L”型。 本次设计修改：根据生产要求，在采区大巷南北两翼 4号煤中各布置一个回采工作面，分别为 0401、 0402 工作面，其中 0401 工作面位置与原设计位置相同，0402 工作面位于大巷北 侧、可采区域东南部。由于矿井为高瓦斯矿井，而且顺槽较长，为了解决顺槽掘进的通风、工作面瓦斯抽放等问题，首采工作面顺槽采
20、用“两进两回”四巷制的双“ U”型通风方式，即布置胶带进风顺槽、进风顺槽、材料回风顺槽、回风顺槽四条顺槽。 详见采区巷道布置及机械配备图 2-1-1。 （三）安全出口设置 原设计中各条井筒均布置有台阶、扶手或梯子间，均作为安全出口，实际情况因副斜井右侧已安装三趟管路，主排水管适宜靠左侧敷设，原副斜井台阶无法满足行人间距要求，故本次修改中副斜井不再作为安全出口，将主、行人斜井、回风立井三个井筒作为 安全出口，满足规程要求。 四、掘进工作面布置及设备 （一）掘进工作面个数及布置 原设计布置 2个顺槽综掘工作面 1个大巷普掘工作面，保证正常生产接替，采掘比为 1:3。 本次设计改为 3 个顺槽综掘工
21、作面 1 个大巷综掘工作面，采掘比 2： 4，设计确定利用矿方已有的 EBZ160 综掘机 4台 ，其余设备不变。 修改原因：增加掘进速度，保证矿井生产接续。 （二）矿井矸石运输 由于井下掘进为大部分为半煤岩巷，矸石量较大，本矿 4 号煤平均厚 0.97m，顺槽净高 2.5m，大巷净高 3.8m。顺槽掘进矸按掘进体积 60%计算，大巷掘进矸按掘进体 积 75%计算。则： 每日顺槽掘进矸石量 =（回采工作面日推进度 3 2） S 顺槽 60%矸石容重 =10 3 2 11.25 60% 2.0=810t/a。 每日大巷掘进矸石量 =大巷日推进度 S 顺槽 60%矸石容重 =4 16 75%2.0
22、=96t/a。 由此可知矸石量每日约 900t，矸石车 450 车 /d 左右。井下掘进工作面矸石由 U 型矿车 矿车运至 溜矸眼卸入 6 号煤运矸胶带，运至 +730 石门运矸胶带至井底矸石仓运送出井。 （三）巷道断面特征 根据修改后的风量及辅助运输方式，对原设计部分巷道断面进行修改。 1、 原设计 4 号煤主运输大巷设备布置安全距离不符合要求，本次修改维持原断面不变，将设备重新布置以符合安全规程规定，详见插图 2-1-2、 3。 2、 原设计 4 号煤辅助运输大巷中布置无轨胶轮车，本次修改为单轨无极绳连续牵引车，断面不变，详见插图 2-1-4、 5。 3、 根据风量要求，将原设计回风大巷净宽 5.0m，三心拱断面变更为净宽5.6m，半圆拱断面，详见插图 2-1-6、 7。 4、 原设计顺槽采用无轨胶轮车运输，断面净宽分别为 5.2m、 5.45m，净高2.5m，本次设计修改为净宽 4.5m，净高 2.5m。详见插图 2-1-8、 9、 10、 11、 12、13。
