新边角煤开采.docx
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新边角煤开采
霍宝干河煤矿边角煤开采
可行性研究及试行方案的报告
霍宝干河煤矿有限公司
二0—二年七月
边角煤开采方案
根据集团公司关于边角煤开采推进会工作安排要求，我们通过对中煤东坡煤矿及神华布尔塔煤矿的考察，结合我们干河煤矿实际情况，在一采区各工作面开采过程中，由于受构造及村庄等影响，形成的边角煤、块段煤较多，为了合理开采边角煤、块段煤，就开采方案汇报如下：
一、边角煤连采目的、意义及条件、：
1、开采的目的和意义：
1首先由于机械化采煤水平的不断提高，构造影响及其他条件影响形成的边角煤、块段煤不断增加；其次干河矿2#煤对霍州煤电属资源稀缺煤种，必须精采细采，提高资源回收率，保证配洗需要；其三现在开采可利用现有采区系统，一起把采区内的煤回采结束，不需二次配套系统。
2为下一步村庄下开采探求路径。
3为快速掘进、提高万吨掘进率寻求技术支撑。
2、边角煤连采必须具备三个条件：
1开采范围内瓦斯为低瓦斯煤层。
2开采范围没有水的影响，水文条件较好。
3煤层顶板条件完整。
二、霍宝干河煤矿概况：
干河矿井设计生产能力：
210万T/a。
矿井与2010年3月份投产，现主要开采一采区2#煤层，一采区右翼2-106已回采完毕，一采区左翼已回采完毕2-101、2-100两个工作面，2-103工作面正在回采，预计2012年9月份结束，衔接2-112工作面。
从已开采的工作面采集的资料来看煤层结构相对简单，煤层平均厚度4m,煤层夹矸0.2m左右，煤层结构简单，煤层倾角3-8°，直接顶为泥岩，泥质结构疏松,易风化,层理发育,基本顶为K8中砂岩,坚硬密实,裂隙不发育。
期间由于受断层及保安煤柱影响,在采区内留有多块段边角煤。
根据已开采的工作面情况,2-101工作面最大涌水量100m2/h，正常涌水量50m2/h,2-106工作面最大涌水量20m2/h，正常涌水量10m2/h,2-100工作面最大涌水量10m2/h，正常涌水量5m2/h，从已开采的工作面涌水情况分析开采是安全的。
干河矿一采区2#煤层属低瓦斯煤层,根据《2011年瓦斯基础参数测定报告》批复为低瓦斯煤层,瓦斯绝对涌出量为2.99,相对涌出量为0.53，煤层自燃倾向性属H级自燃煤层，煤尘爆炸指数为32.77~37.50%,具有爆炸性。
可采用连采机开采。
三、河矿一采区各类影响压煤情况：
总计1245.6万吨。
1、干村庄压煤总量：
927万吨,其中2-103外部受村庄影响,压煤量70万吨,2-112工作面外部影响压煤160量万吨,一采区左翼村庄压煤量697万吨。
2、区段煤、块段煤压煤总量：
318.6万吨,见下表。
区段边角煤地质储量表
块段编号
影响情况
采区位置
面积（m）
地质储量
（万吨）
1号
采空及构造应力影响
一采区
2-100外段
44650
27
2号
:
米面剩余块段
2-103外段
42470
25.8
3号
构造影响
2-108外段
151280:
30（按1/3）
4号
构造影响
2-103右侧
87250
52.7
5号
构造影响
2-112外段
153450:
88.4
6号
米面剩余块段
2-112外段
79600
45.8
7号
米面剩余块段
2-116外段
26570
15.3
8号
:
米面剩余块段
2-118外段
58480
33.6
合计
318.6
四、上马连采机实施步骤:
1、首先解决边角煤、块段煤、构造影响压煤，不考虑村庄等压煤，村庄下开采待边角煤开采成功后，还需请科研院所研究制定开采方案。
2、实验成功后根据现场条件全面铺开，并为全局推广提供技术保障。
五、边角煤开采工作面确定：
根据干河矿现状，连采工作面确定在2-112受F15断层影响5号块段试米。
根据我们考察得知，旺格维利短壁式采煤法在东坡煤矿开采回收率大概为53%左右，而且相对工艺简单、通风及巷道布置比较合理，相对于边角煤、构造压煤及村庄下压煤比较适应。
六、边角煤短壁开采暂定方案：
1、干河煤矿2-112外段煤层赋存条件：
煤层倾角在2-6°之间，属于近水平煤层，煤层为1、2#煤合并层，厚度4米。
1顶底板条件：
直接顶为砂质泥岩：
厚度6.35m,夹细粒砂岩条带，下部见较丰富的植物茎化石碎片。
直接底为粉砂岩厚度2-3.5m，顶部见少量植物化石碎片。
基本底为泥岩：
厚度2-10m,厚层状，均匀层理，松软。
2瓦斯情况：
该区段2#煤层属低瓦斯煤层，短壁连采范围预计瓦斯绝对涌出量为0.5-1.0m/min,为低沼气煤层，煤层自燃倾向性属H级自燃煤层，煤尘爆炸指数为32.77-37.50%，具有爆炸性。
3涌水情况：
根据已采工作面回采时涌水量情况，回采时出水水源主要为顶、底板水。
因此，本工作面预计正常涌水量按5m3/h—10m3/h设防，最大涌水量按30m3/h设防。
2、开采方案：
利用原2-1122巷双巷布置准备巷道，在原2-1122巷道左侧20米处再施工一条巷道作为回风巷道，原1122巷作为进风巷，每50米布置一条联巷，隔165米施工两条支巷，支巷间距20米，在主运巷后部再以204°方位角掘送两条主运巷，每间隔20米掘送支巷，主要推采外部不规则三角区部分，村庄煤柱预留，采用双翼对拉旺格维利巷道布置，每采3-5个支巷留设一段10米煤柱，采硐长度9米（回采时根据顶板变化情况及时调整）。
3、巷道断面与支护：
准备巷道、工作面支巷均采用锚网梁锚索联合支护，巷道宽度为满足连采机与锚杆钻车的同步施工要求（连采机宽度（3300mm、钻车宽度3400mm）,设计断面为宽X高=5400x4000mm可满足要求（连采机和钻车掘进时交替在工作面作业、避车在联巷内），顶板支护采用①25X2500mm金属高强锚杆，每排7根，排间距800X850mm顶板铺设钢筋网，每排施工3根①17.8x8300mn锚索，排间距3200X1700mm帮锚杆采用①20x2000mm金属高强锚杆，每排5根，排间距800x870mm帮部铺设树脂纤维网，在支巷端头配套两架履带式行走支架，对三角区进行支撑。
4、开采方式：
采取后退式开采方式，，先里后外，先左后右交替进刀顺序，每刀煤之间留设1.2米煤柱，采取煤柱支撑法管理顶板。
回采完毕后及时对采面进行密闭处理。
5、通风方式：
主运巷采取全负压通风，掘面和采面采取局部通风机通风，局扇安装在主运巷外30米范围内。
煤柱宽度计算
6、煤柱宽度计算：
在短壁采煤工艺中，留设的煤柱主要包括支巷隔离煤柱、主运巷护巷煤柱、相邻采硐间煤柱及大巷护巷煤柱。
在不同的煤层赋存地质条件和不同的顶板管理方式下，鉴于各种煤柱所起作用不同，对煤柱尺寸和支撑能力要求也完全不同。
根据回采工作要求，回采工艺的顶板控制分为煤柱支撑顶板和顶板自行垮落2种方式，垮落法管理顶板可减轻条形煤柱的支承压力，而支撑顶板则要求煤柱具有一定的支撑能力，保障回采期间顶板安全。
因此对煤柱的留设需进行详细计算和分析。
（1）煤柱设计理论
目前主要有两种用于煤柱设计的理论，一种是极限强度理论，另一种是逐步破坏理论。
1极限强度理论
极限强度理论认为：
如果作用载荷达到煤柱的极限强度时，煤柱的承载能力降低到零，煤柱就会破坏。
即煤柱的破坏准则为：
-F（2-1）
式中-—作用在煤柱上的应力；
F—安全系数；
在大面积开采水平煤层的情况下，当煤柱的形状都相同时，每个煤柱将均匀地承受煤柱上方及煤柱周围1/2跨度范围内的巷道上方上覆岩层的重量。
煤房宽度为W0对一个长度为Lp,宽度为Wp的煤柱，煤柱
上的平均载荷为：
式中：
二v—深度为h的地层处开采前的原岩应力，MPa
h—顶板岩层的平均容重，N/m2
用R表示开采比，即采出面积与煤层原有总面积之比，贝心
（2-3）
在计算煤柱极限宽度时，并考虑应力集中现象产生的应力增量系数
k，代入得:
（2-4）
2逐步强度理论
由于巷道两侧的煤体中有应力集中，结果在煤柱中形成了两个区域：
一个是在煤柱周边的塑性区，另一个是在煤柱中心部分被塑性区所包围相对来说未受扰动的柱核区。
在塑性区，煤柱遭到不同程度的破坏及产生一定的流变，但由于塑性区的约束和支承压力区较高的侧压力作用，提高了柱核区的强度，从而使煤柱核区基本上处于弹性变形状态，如图所示。
煤柱屈服区及其弹性核区
A.H威尔逊通过大量的实验得出了屈服区宽度Y与采深H和采厚M
之间的关系为:
Y=0.00492MH（2-5）
有核区煤柱的最小宽度采用下式计算：
a=2kY（2-6）
式中，k—为安全系数，一般取1.2〜1.4;
工作面各类煤柱计算
（2）大巷护巷煤柱
该短壁工作面西东侧采区大巷范围内要求顶板不垮落，因此条形煤
柱（房间煤柱）必须有稳定的核区存在，因此采用逐步破坏理论计算条形煤柱最小宽度。
依据工作面情况，埋深H按最深点450m计算，煤的比重取
1.45t/m3，煤层开采厚度H取4.2m,安全系数k取1.4。
将上述数据代入公式（2-5）得，Y=9.3m。
将丫带入公式（2-6）得，a=26m,取30m
（3）相邻米硐间最小煤柱宽度计算
相邻采硐间的煤柱不作为永久性支撑煤柱，按无核区煤柱考虑，但要求煤柱能够支撑采硐上部直接顶的重量，以保证连采机在开采过程中直接顶不垮落。
根据顶板和煤柱作用关系，可以简化假设为上覆条形区域顶板为梁结构，其对煤柱的作用力为均布载荷，煤柱则可视为一系列可动铰支座来支撑上位岩梁。
即假设为刀间煤柱-顶板的“连续梁”模型，模型简化过程如图所示。
川川川川川川
1川II川川川川
ri
川川川
I1■
II川川川川川川川川
4.25q~
'12
^5q~13.5q
3
3.5q1
4
\3.5q|4.25qyJ\
567
图2-3“连续梁”结构煤柱支撑力示意图
依据该工作面情况，采硐宽度取3.3m，煤块单向抗压强度取％为18.4MPa煤层开采厚度为4.2m，通过模拟得出，在相邻采硐间煤柱为0.8m时可以支撑上部直接顶的重量，我们采取保守数值：
即同支巷相邻采硐间的煤柱宽度留设为1.2m。
（4）支巷间煤柱尺寸计算
短壁工作面要求顶板不垮落，因此护巷煤柱为永久煤柱，需按有核区煤柱考虑，通过上述分析计算，煤柱最小宽度取10m。
七、设备配备：
根据我们考察掌握的信息，在矿井使用的设备中，太原煤科院的连
采机及配套系统相对比较成熟，能够满足矿井的生产要求，通过和三一
重工及上海创立的设备对比，建议使用太原煤科院的设备，预计配备
装备如下表：
设备配备表
名称
型号
数量
（台）
金额
（万元）
备注
连米机
EML340
1
1200
梭车
WD13
1
385
履带式行走支架
XZ7000/24/26
2
2X350
给料破碎机
GP2000/300
1
275
四壁钻车
CMM13-4
1
370
铲车
CLX3
1
330
胶轮车
WC
2
250
皮带机
SSJ1000
2
460
1100m
风机
FBD-N°63型2X30
2
10
合计
3980
八、短壁开采工艺：
1）工作面掘进工艺：
设备布置完毕后，由连采机、间断运输系统组成快速掘进系统、配备四臂锚杆钻机用锚杆支护，连采机掘进与锚杆机支护交替作业。
即连采机在支巷掘进一个循环，然后退出连采机，锚杆机进行支护，待锚杆机支护完毕后，连采机和间断运输系统再进行支巷掘进。
2）工作面回采工艺：
两台行走支架配合连续采煤机采用双翼斜切进刀后退式米煤法进行煤炭开米。
米硐与支巷呈45°角。
米硐尺寸为:
长x宽x高=9mx3.3mx4m。
区段内支巷回米顺序为：
由里向外后退式交错回米两翼。
支巷内回采顺序为：
由支巷迎头向支巷开口位置后退式回采。
3）顶板管理：
1为便于连续采煤机进刀回采及顶板控制，每相邻两个采硐间留
设1〜1.2m煤墙，各支巷口留设10m护巷保护煤柱。
支巷内每3~5个采硐留设5m宽煤柱，支巷内左右两侧5m宽煤柱平行布置。
2在工作面正常回采过程中采用两台型履带行走式液压支架支护顶板。
连续采煤机每采一个采硐，履带行走支架交叉迈步向前移动一个步距。
3在工作面回采过程中遇工作面顶板破碎、片帮严重等现象时，可根据实际情况将采硐间保护煤柱进行加宽留设。
4每回采100m左右，在主运巷、辅运巷按顺序施工一组板墙、砖墙、防冲击密闭墙。
板墙、砖墙、防冲击密闭墙前后3m内不布置采硐。
九、生产组织
1、生产组织：
人员配置以系统形成后的正常生产条件为准核定。
工作面需用人80人，每班18人，四•六制生产，三班生产，一班检修，检修工需18人。
劳动组织表
序号
工种
出勤人数
生产
一班
生产
二班
检修班
生产
三班
管理人员
轮休系数
合计
1
采煤机司机
2
2
2
4
2
破碎机司机
2
2
2
21
3
仃走支架司
2
2
2
0
4
锚杆机司机
及支护工
6
6
6
1.2
11
6
铲车司机
2
2
2
0
7
胶带机司机
2
2
2
4
8
检修电钳工
1
1
16
1
8
13
带班长
1
1
2
1
4
15
办事员
1
1
16
副队长
4
3
17
技术员
1
1
18
书记
1
1
19
队长
1
1
合计
18
18
18
18
8
80
2、循环进度与班循环次数
1、连采工作面掘进时循环进度4m生产班各循环2次，圆班进度
24m正规循环率85%月进尺612m回采时采硐班循环
2、正规循环作业表
I掘进正规循环作业表
巷道名称
作业方式
循环进尺
班循环平均个数
小班平均进尺
圆班进尺
月单进
〈m
正规循环率
备注
连米面
四.六
4
2
8
24
612
85%
H回采正规循环作业表
巷道名称
作业方式
采硐长度
班循环平均个数
小班平均单产
圆班单产
月单产
〈万吨〉
正规循环率
备注
连米面
四.六
9
3
615.9
1847.7
4.435
80%
十：
生产能力：
1、掘进时生产能力：
循环产量=循环进尺X巷道宽度X巷道高度X煤体容重X不
规则系数
=4mX5.4mX4mX1.44t/m3X1.2
=149.3t
日产量二日循环数量x循环产量
=6X149.3t
=895.8t
月产量二日产量X月工作日数量X循环率
=895.8tX30天X0.8
=21499t
运量计算：
班运量二铲车运量X车次=16X24=384t每小时铲车运输4次可满足每班2个循环掘进出煤量。
2、采硐回采时生产能力：
循环出煤量=采硐深度X采硐宽度X煤层厚度X煤体容重X
不规则系数
=9mX3.3mX4mX1.44t/m3X1.2
=205.3t
日产量二日采硐数量x循环产量
=9X205.3t
=1848t
月产量二日产量X月工作日数量X循环率
=1848tX30天X0.8
=44352t
运量计算：
班运量二铲车运量X车次=16X40=640t
每9分钟铲车运输1次可满足每班3个采硐出煤量。
十一、经济效益
（1）产出指标分析：
该区段地质储量量约88万吨（面积X容重X采高=153450X1.44X4=883872吨）。
1采用长臂开采该区段，可以布置一个顺槽长度750米，采面长
度100米的工作面，可采储量=750X100X4.2X1.44X90%=40.8万吨。
2采用短壁开采该区段：
根据方案中工作面巷道和采硐布置及东
坡煤矿工作面回采率约为53%的情况，可采储量=88X0.53=46.6万吨。
相对比而言短壁开采可回收长臂开采所不能回收的资源，长臂开
采虽然可大面积回收资源，但留设煤柱较大，对边角煤、块段煤资源回收率相对短壁开采较低，因此边角煤、块段煤采取短壁开采比较合适。
（2）成本指标分析：
①采用长臂开采需投用支架57架、采煤机一套、回采溜子、转载溜子机破碎机各一部、皮带机一部、负荷中心4台及相配套的各类设备等，根据我们现有装备水平，100米长工作面需投入资金大概8000万元（采煤机1000万元、顺槽皮带1500万元、支架2400万元、回采溜子、转载机、破碎机等2000万元、负荷中心4台1100万元），不包括掘进时投入的设备。
②采用短壁采煤法开采需投入资金：
4000万元（见上设备配备表）。
3经济指标：
1、长臂开采吨煤单价按我矿吨煤实际价630元计算，可实现销售收入2.57亿元（40.8X630X=2.57亿元），按我矿现在实际吨煤成本368元/吨计算，可实现利润1.06亿元。
2、短壁开采如同掘进巷道，需施工有支护巷道6500米，经计算
延米支护单价2340元/米（0.8米排距，每排顶锚杆7根、帮锚杆10根、锚索2.4米3根），预计支护成本1521万元，人工延米工资按现在实际测算290元/米，人工工效二月单进宁月总工数=612-80X30X85%=0.3,预计投入人工费1.2亿元（6500-0.3X290〜628.3万元），加上设备投入4000万元，预计共需投入6150万元，吨煤成本预计6150
-46.6=132（元/吨），可实现销售收入2.93亿元（46.6X630X=2.93
亿元），减去吨煤成本132元/吨（46.6X132X=6150万元），可实现利润2.315亿元，效益非常可观，在后续的工作面回采过程中，将会创造更大的效益。
十二、需要解决的问题：
1、由于我矿各单位人员严重缺员，不能内部整合队伍，需要配
备80人的连采队伍。
2、在岩性力学性质及顶板支护技术上需要和中国矿大（北京）合作，先进行煤、岩层各类参数、力学性质测定，对煤层和顶板做全
面分析，做前期资料收集研究，为科学支护提供数据支撑。
3、煤柱留设、支巷长度、采房的长度、采房与采房间的煤皮宽度须由中国矿大做支护设计。
4、需要集团公司在技术研究资金和设备资金上予以支持，先进行技术研究，拿出可行性研究报告及方案，并由集团公司把连采装备列入计划，招标购进。
5、连采工作面在通风方式及巷道布置上，与集团公司现有通防管理标准有所不同，因推进速度较快，需要做大量的联巷、风帘、风障、临时闭墙等设施，大部分地点不能做永久闭墙及设施，需集团公司在通风标准上给予明确。
总之，我们通过考察学习得到了一些先进的技术；我们将结合我矿顶板条件不同，把先进的技术在我矿进行试验推广，在实践中摸索研究，总结经验教训，为集团公司在采煤工艺及快速掘进上标榜创新开创新天地，为集团公司快速稳健、高效发展走出一条开创性的道路。
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