【正文】 與潘謝礦區(qū)生產(chǎn)礦井瓦斯資料綜合分析，本礦井應(yīng)屬高瓦斯礦井。隨著礦井開采深度的增加，局部可能出現(xiàn)煤與瓦斯突出 現(xiàn)象。煤層瓦斯測試成果如表 表 33 煤層瓦斯測試成果 表 煤層 新地層厚度 （ m） 基巖蓋層厚度 （ m） 瓦斯含量 (m3/t) 瓦斯成份 （ %） CH4 CO2 CH4 CO2 N2 131 )26( ? )26( ? )26( ? )26( ? )26( ? )26( ? )26( ? 據(jù)測試結(jié)果表明，主要煤層揮發(fā)份產(chǎn)率均大于 33%，火焰長度一般大于 100～ 700mm，平均可達 280～ 584mm，巖粉量一般為 40～ 70%,平均 42～ 70%,煤塵爆炸指數(shù)一般為 ～ %,平均 ～%。結(jié)合淮南礦區(qū)生產(chǎn)礦井各煤層塵均有強爆炸性特征，本區(qū)主要煤層亦屬于具有強爆炸煤層。煤塵爆炸試驗成果見表 表 34 煤塵爆炸試驗成果見表 煤 層 樣數(shù) 揮發(fā)份 V(%) 火焰長度 (mm) 131 10 ～ ─────── 100～ 200 150～ 500 ─────── ～ ────── 120 280 煤 層 樣數(shù) 巖粉量 % 爆炸指數(shù)（ %） 結(jié) 論 本次試樣 淮南礦井 131 10 25～ 55 ──── 42 ～ ─────── ～ 均有強爆炸性。 此外，經(jīng)試驗結(jié)果表明，原煤著火溫度為 292℃～ 319℃。根據(jù)氧化程度指標(biāo)分為很易自燃（＞ 50%）、自燃（ 50～ 35%）、有可能自燃（ 35～ 20%）和不自燃（＜ 20%）四級。試驗結(jié)果見表 自燃傾向性測試表 煤層名稱 試 驗 數(shù) 自燃等級劃分 全 層 評 定 采樣 點數(shù) 采樣 個數(shù) 很易 自燃 自燃 有可能 自燃 不自燃 131 42 42 22 15 4 1 以很易自燃為主 可見，開采煤層具有自燃發(fā)火危險，且發(fā)火期為 3～ 6個月。 （盤）區(qū)或帶區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng) （ 1）首采區(qū)地質(zhì)勘探程度要高、儲量豐富可靠。尤其是要有足夠的綜采儲量和較長的服務(wù)年限，且煤層賦存 穩(wěn)定、地質(zhì)構(gòu)造簡單。 （ 2）首采區(qū)應(yīng)布置在井筒附近，盡量使初期井巷工程量省、貫通距離短、初期投資省、工期短、達產(chǎn)快。 （ 3）首采區(qū)布置要有利于采掘接替方便，礦井投產(chǎn)后易向周圍拓展。 （ 4）應(yīng)盡量避免初期搬遷村莊，尤其是較大的村鎮(zhèn)；避開地面主要河流、公路及重要構(gòu)筑物的影響。 （ 5）首采區(qū)應(yīng)盡量布置在有鄰近礦井生產(chǎn)實踐經(jīng)驗的煤層中，以保證礦井盡快達產(chǎn)。 （ 6）首采區(qū)布置要有利于瓦斯、通風(fēng)管理。 帶區(qū)的位置和劃分 首采工作面位于北一采區(qū)，采用俯仰結(jié)合式開采。沿水平大巷上下兩側(cè)同時布置，分帶長 265m，分帶間保護煤柱 5m，工作面長 250m左右。在帶區(qū)下部有兩條煤層集中平巷，連通各個分帶之間的斜巷，以便行人通風(fēng)，運輸煤炭。膠帶煤層平巷布置膠帶，與帶區(qū)煤倉相連，兼做回風(fēng)用。軌道煤層平巷通過進風(fēng)斜巷與軌道大巷連接，主要用于材料運輸，通風(fēng)行人。圖 321 為一帶區(qū)布置圖 生產(chǎn)系統(tǒng) 采煤方法：本面采用后退式傾向長壁一次采全高綜合機械化采煤方法回采。帶區(qū)內(nèi)的開采采用俯仰結(jié)合式開采。通風(fēng)方式采用 U 型通風(fēng)方式，這種通風(fēng)方式有風(fēng)流系統(tǒng)簡單，漏風(fēng)小的優(yōu)點。 風(fēng)流線路為：副井 → 井底車場 → 軌道石 門 → 軌道運輸大巷 → 進46003100風(fēng)斜巷 → 分帶進風(fēng)斜巷 → 工作面 → 分帶回風(fēng)斜巷 → 回風(fēng)斜巷 → 膠帶運輸大巷 → 皮帶石門 → 風(fēng)井 運煤系統(tǒng)為：綜采工作面 → 分帶回風(fēng)斜巷 → 回風(fēng)斜巷 → 膠帶運輸大巷 → 膠帶石門 → 井底煤倉 → 主井 運料系統(tǒng)為：副井 → 井底車場 → 軌道石門 → 軌道運輸大巷 → 進風(fēng)斜巷 → 分帶進風(fēng)斜巷 → 綜采工作面 運矸系統(tǒng)為：綜采工作面 → 分帶進風(fēng)斜巷 → 進風(fēng)斜巷 → 軌道運輸大巷 → 井底車場 → 井底煤倉 → 副井 排水系統(tǒng)與運料系統(tǒng)線路方向相反。 確定帶區(qū)各種巷道的尺寸、支護方式及通風(fēng)方式 尺寸 帶區(qū)巷道的尺寸應(yīng)能滿足綜放工作面運煤、輔助運輸 和通風(fēng)的需要，根據(jù)實際情況確定巷道的尺寸為 4600mm 3000mm。 支護方式 采用錨網(wǎng)支護，錨索補強，這種支護方式經(jīng)濟效益好，且掘進速度快。 掘進通風(fēng) 采用壓入式局部通風(fēng)機進行通風(fēng)，局部風(fēng)機應(yīng)在新鮮風(fēng)流處。為了防止回風(fēng)短路，在巷道設(shè)置風(fēng)門。 斷 面 特 征 表 巷道規(guī)格 掘進斷面 凈斷面 凈周長 支護形式 最大風(fēng)量 （ m2） （ m2） （ m） （ m3/s） 4600mm3100mm 16 錨桿 確定帶區(qū)生產(chǎn)能力和采出率 為實現(xiàn)高產(chǎn)高效，達到 良好的經(jīng)濟效益，本礦井采用一個工作面開采。因此，本帶區(qū)工作面的生產(chǎn)能力必須達到 300 萬 t/a（礦井設(shè)計生產(chǎn)能力）。本帶區(qū)工作面布置為一次采全高綜采工作面，工作制度為“三八制”，兩班采煤，一班檢修（進一刀）。進刀方式為工作面端部斜切進刀，雙向割煤，往返一次割兩刀 ,每刀進尺 。 割一刀煤的循環(huán)時間 循T （ 1）每割一刀煤所需的時間 a. 純割煤的時間 割T 割T ＝ (L2L1 ) /v+2 L1 /v2 （ 321） 式中： L—— 工作面長度， m，工作面長度為 250m； L1—— 斜切段長度， m，為 20m； v—— 采煤機正常割煤牽引速度， m/min，取 6m/min； v2—— 采煤機單向割煤牽引速度， m/min，取 8m/min。 則 割T =（ 2502 20） /6+2 20/10= 39min b. 割煤空行時間 空T 空T = L1 /v空 （ 322） 式中： 空v — 采煤機空刀運行時的牽引速度， m/min，取 10 m/min。 則 空T =20/10=2min c. 必須的間歇時間 停T 必須的間歇時間包括每割完一刀煤檢查機器更換截齒時間；正常的停開機時間；采煤機改變牽引方向時的翻擋煤板時間及滾筒調(diào)位時間等。根據(jù)實際情況， 停T 取 13min。 所以， 割一刀煤所需的時間： T = 割T + 空T +停T =39+2+13=54min （ 323） （ 2）端頭作業(yè)時間端T 本綜采工作面端頭支護采用鉸接頂梁支護，端頭作業(yè)時間取30min。 （ 3）故障時間 故T 根據(jù)大量調(diào)查，綜采設(shè)備機電事故影響時間平均每割一刀煤影響時間為 15~25min。在此取 15min。 由以上分析，每割一刀煤的循環(huán)時間 循T 為： 循T =T + 端T +故T =54+30+15=99 min （ 324） 當(dāng)每班進 4刀時，割煤每時間為 4 99＝ 396min8 h。所以，綜放面每班進 4 刀是能夠?qū)崿F(xiàn)的。 綜放工作面生產(chǎn)能力 Q綜 Q綜 = 330nLBMPC （ 325） 式中： n—— 工作面日循環(huán)數(shù) ， 8刀； L—— 工作面長度， m，為 250m； B—— 截深， m，為 ； M—— 煤厚， m，為 ； P—— 煤容重， t/m3，為 ； C—— 工作面回采率， 90%。 則 Q綜 =330 8 250 90%= t （ 3）帶區(qū)生產(chǎn)能力 AB=K1 K2 Ai （ 326） 式中： AB—— 帶區(qū)生產(chǎn)能力，萬 t/a； K1—— 帶區(qū) 掘進出煤量系數(shù)，取 ； K2—— 工作面之間出煤影響系數(shù)，取 1； Ai—— 同時生產(chǎn)的采煤工作面生產(chǎn)能力之和，萬 t/a。 則 AB= 1 = t/a （ 4）計算帶區(qū)采出率 帶區(qū)采出率＝（帶區(qū)工業(yè)儲量 開采損失） /帶區(qū)工業(yè)儲量 帶區(qū)開采損失主要指帶區(qū)各種煤柱損失及工作面回采中的落煤損失。 首采條帶工作面推進長度 2500m，順槽為沿空掘巷，留 5m 的小保護煤柱，停采線距離大巷 60m。 設(shè)計煤層的首采帶區(qū)工業(yè)儲量為 63522900t。 工作面落煤損失： 2500 250 （ ） 21=8544375t 各種煤柱損失： 2500 5 20+5000 60 + 2500 10 2=3906000t 帶區(qū)采出率： (6352290085443753906000) /63522900 =%75% 符合厚煤層帶區(qū)采出率不低于 之規(guī)定。 采煤方法 采煤工藝方式 采煤工藝的選擇 本設(shè)計煤層平均厚 ，煤層傾角 3176。 ～ 10176。 ，平均 5176。 ，屬于近水平煤層。煤質(zhì)穩(wěn)定，硬度中硬，普氏硬度為 ～ 屬 1/3焦煤，為低硫低磷低灰分。平均容重為 。礦井屬高瓦斯礦井，煤塵具有爆炸危險和自燃發(fā)火傾向。煤層直接頂為復(fù)合頂板，由砂質(zhì)泥巖、泥巖組成 . 根據(jù)盤區(qū)地質(zhì)條件及煤層特征，可選擇分層綜采工藝、放頂煤工藝和一次采全高回采工藝，各有優(yōu)缺點，下面進行比較： 1. 分層綜采工藝的特點 優(yōu)點： 分層綜采工藝技術(shù)成熟，設(shè)備類型齊全性能完好，操作方便，管理簡單，可選出適應(yīng)各種條件的采煤設(shè)備；液壓支架及配套的采煤機設(shè)備小、輕便，回采工 作面搬家方便。采高一般為 ，回采工作面煤壁增壓小，煤壁穩(wěn)定，生產(chǎn)環(huán)節(jié)良好；工作面采出率高，可達到 9397%以上。 缺點： 巷道掘進較多，萬噸掘進率低；工作面單產(chǎn)低，單產(chǎn)提高困難；開采投入高，分層開采人工鋪網(wǎng)勞動強度大，費用大；加劇接替緊張的矛盾，需要等到再生頂板穩(wěn)定后才可采下分層。 2. 放頂煤工藝 優(yōu)點： 有利于合理集中生產(chǎn)，實現(xiàn)高產(chǎn)高效，單產(chǎn)和效率高，具有顯著的經(jīng)濟效益；巷道掘進較少，減少了巷道的維護工程量，同時生產(chǎn)也相對集中；工作面搬家次數(shù)少；對地質(zhì)條件、煤層賦存條件有更大的適應(yīng)性； 缺點： 煤損多，工作面回收率低；煤塵大，放煤時煤和矸界線難以區(qū)別，使得煤炭含矸率提高，影響煤質(zhì)；自然發(fā)火、瓦斯積聚隱患較大，“一通三防”難度大 。 3. 一次采全高工藝 優(yōu)點： 工作面產(chǎn)量和效率高；巷道掘進較少，減少了巷道的維護工程量，同時生產(chǎn)也相對集中；萬噸掘進率高；工作面搬家次數(shù)少，節(jié)省搬遷費用，增加了生產(chǎn)時間；材料消耗少。 缺點： 煤炭損失大，對于煤厚比采高大的煤層，一次不能采完；控頂較困難，煤壁容易偏幫；采高固定，適應(yīng)條件單一。 比較上述 3種回采工藝的特點，分層開采綜合經(jīng)濟效益差，不利于礦井實現(xiàn)高產(chǎn)高效，初步確定選擇放頂煤或一次采全高的回采工藝較合理。結(jié)合礦井實際條件，瓦斯涌出量大，采用放頂煤工藝工作面瓦斯易超限，煤質(zhì)硬度較大，頂煤放煤困難，且放頂煤回采率低，本煤層平均厚 ，工作面回采率比放頂煤要高很多。故確定工作面采用一次采全高回采工藝。后退式自然跨落法采煤。 工作面的日產(chǎn)量為： A0= NLMBγ C0 （ 331） 式中： A0—— 工作面日產(chǎn)量， t； N—— 每日循環(huán)數(shù)； L—— 工作面長度， 250m； B—— 循環(huán)進尺 ， m； M—— 煤層厚度， m； γ —— 煤的容重， ； C0 —— 工作面回采率， 90%。 欲選用截深為 的采煤機，每天進 8 刀（工作班每班 4刀，），那么工作面的日產(chǎn)量則為： A0=8 250 90%=日推進度為： 8＝ 月推進度為： 30=192m 年推進度為： 330=2112m。 回采工作面破煤、裝煤方式 工 作面采煤機螺旋滾筒完成破煤、裝煤過程，部分遺留碎煤由輸送機上的鏟煤板來裝入溜槽。結(jié)合礦上實際使用情況 ，工作面選用德國艾克夫公司生產(chǎn)的 SL500電牽引采煤機， SGZ764/500 型刮板輸送機。雙向割煤法，即采煤機往返一次為兩個循環(huán)。采煤機及刮板輸送機技術(shù)特征見表。 ：采用端部斜切割三角煤進刀。 進刀方法：機組割透機頭（機尾）煤壁后，將上滾筒降下割底煤，下滾筒升起割頂煤，采煤機反向沿溜子彎曲段斜切入煤壁；采煤機機身全部進入直線段且兩個滾筒的截深全部達到 ；將支架拉過并順序移溜頂過機頭（機尾）后調(diào)換上、下滾筒位置向機頭（機尾）割煤；采煤機再次割透機頭（機尾）煤壁后，再次調(diào)換上、下滾筒位 置，向機尾（機頭）割煤，開始下一個循環(huán)的割煤，割過煤后及時拉架、頂機頭（機尾）、移溜。機組進刀總長度控制在 50 米左右。 采煤機技術(shù)特征 項 目 單 位 數(shù) 目 型