舊街煤業9號煤層開拓方案分析

鄭海青

(1.山西煤炭運銷集團陽泉有限公司，山西 陽泉 045000；2.山西煤炭運銷集團科學技術研究有限公司，山西 太原 030006)

引 言

陽泉區域的主要可采煤層為3號、8號、9號和15號煤層。其中，在大部分區域8號和9號煤層層間距較小，部分合并，多為近距離煤層。當8號煤層回采時，基于近距離煤層特征，需對9號煤層的開拓方案進行分析研究[1-4]。本文以舊街煤業9號煤層作為研究對象，對其開拓方案進行了分析，該研究可以為舊街煤業9號煤層的開拓布置提供一定的技術支持。

1 煤層開采背景概況

井田構造形態為一軸向北東的向斜構造，向斜表現為寬緩褶曲，北西翼地層傾角6°～10°，南東翼地層傾角8°～11°。井田內目前未發現斷層和陷落柱，沒有巖漿侵入現象，地質構造屬簡單類型。9號煤層位于太原組上部，上距8號煤層平均4.69 m，局部與8號煤層合并，為井田內穩定可采的中厚煤層，煤厚1.71 m～3.30 m，平均2.77 m，結構簡單。頂板巖性為粉砂巖-泥巖，底板為泥巖-細砂巖，井田內沒有進行開采。

9號煤層頂板為粉砂巖及泥巖，巖石硬度較大，直接頂板裂隙發育，易于冒落，對采空區充填比較充分，無明顯的周期來壓。底板為泥巖-細砂巖，屬于中等硬度巖石，對支護有利。9號煤層火焰長度均為0 mm，加巖粉量為0，鑒定結論為無爆炸性，自燃等級為Ⅲ類不易自燃。9號煤層直接充水含水層為山西組k7砂巖含水層，一般情況下由于此兩含水層富水性均弱，補給條件差，因此對礦井生產影響不大。9號煤下部的奧陶系巖溶含水層為9號煤層的間接充水含水層，此含水層富水性強，水位標高大約為424 m～435 m，井田內向斜軸部的9號煤層局部帶壓。9號煤層最低處底板標高380 m，底板隔水層承壓水頭最大50 m，9號煤層與奧陶系地層之間隔水層厚度約145 m，突水系數為0.003 4 Pa/m，小于0.06 Pa/m，井田內9號煤層沒有奧灰突水危險。導水裂隙帶高度會導通上部3號及8號煤層，對開采9號煤層有一定影響。井田內3號煤層現存在大面積采空區，在井田中部存在大面積水區，隨著時間的推移，采空區內會積聚更多的水，應密切注視井下水文地質條件變化和隱伏斷層等構造現象的出現，對井下逐日排水量作好觀測、記錄，若發現異常，立即采取有效措施，防止水害發生。

2 儲量、設計生產能力及服務年限

井田東西長約2 050 m，南北寬約900 m，井田面積1.504 6 km2，9號煤層標高510 m～390 m。煤層保有資源/儲量575.2萬t，礦井工業資源儲量為575.2萬t，井田邊界等永久煤柱損失31.5萬t，井筒工業場地、主要巷道等開采保護煤柱損失141萬t，開采損失80.5萬t，設計可采儲量322.2萬t。礦井設計年工作日為330 d，每日凈提升時間16 h，服務年限3.8年。

3 井田開拓

3.1 開采現狀

采用斜-立混合開拓方式，布置有混合提升立井、一號進風斜井、二號進風斜井、回風立井，四井筒均落底于8號煤，以+425 m水平開拓8、9號煤層。礦井現開采8號煤層，生產能力0.60 Mt/a，采用混合開拓。已有井筒參數主要為：混合提升立井，圓形斷面，凈直徑6.0 m，提升方位角52°，傾角90°，凈斷面28.26 m2，垂深403.2 m，混凝土砌碹，設梯子間，擔負礦井煤炭提升、人員升降、下放材料、設備和進風等任務，敷設管線，并兼作礦井的安全出口。一號進風斜井，半圓拱斷面，凈寬3.2 m，凈斷面8.8 m2，傾角25°，斜長770.0 m，錨噴、砌碹支護，設臺階和扶手，擔負礦井進風任務，并兼作礦井的安全出口。二號進風斜井，半圓拱斷面，凈寬3.2 m，凈斷面8.8 m2，傾角25°，斜長765.0 m，錨噴、砌碹支護，鋪設軌道、設臺階和扶手，擔負礦井進風任務，并兼作礦井的安全出口。進風暗斜井，一號、二號進風斜井自地面掘至3號煤層，3號至8煤層采用暗斜井聯系，兩暗斜井均為半圓拱斷面，凈寬3.2 m，凈斷面9.0 m2，傾角25°，斜長365.0 m，錨噴支護。回風立井，為設計新建井筒，圓形斷面，凈直徑7.0 m，凈斷面38.47 m2，傾角90°，垂深425 m，混凝土砌碹，裝備梯子間，擔負礦井回風任務，并兼作礦井的安全出口。

3.1.1 開拓方式

利用已有三條大巷為9號煤層的開拓巷道，另在井田南部開掘西翼運輸大巷、軌道大巷及回風大巷，以完成對井田西部的開拓部署。

3.1.2 井下開采

采煤方法采用綜采一次采全高采煤法，回采工作面長度為170 m，采煤工作面選用MG160/380-WDK型采煤機割煤，SGB630/264型可彎曲刮板輸送機運煤，SBG630/110型轉載機，DSJ/80/2×40型可伸縮帶式輸送機，ZZ6000/18/38型液壓支架和ZZG6800/18/38型過渡支架，全部垮落法管理頂板。

3.1.3 提升系統

混合提升立井現裝備JKMD/J2.8×4(I)E型多繩摩擦式提升機一臺，技術參數如下：最大靜張力355 kN，最大靜張力差95 kN，減速比10.5；配套高壓變頻電動機，技術參數為10 kV，800 kW，580 r/min。配套高壓變頻電控系統。裝備一對1.5 t礦車二層四車四繩罐籠。煤炭采用1.5 t礦車提升，每次提升4輛礦車。罐籠自重15 t，每次提升乘人25人。提煤承載容器，1.5 t礦車，600 mm軌距，固定箱式礦車自重974 kg，裝載煤炭1 500 kg。提矸石承載容器，1.5 t礦車，600 mm軌距，固定箱式礦車自重974 kg，裝載煤炭2 700 kg。運輸最重件承載容器，特制平板車，自重1 500 kg。

3.1.4 運輸系統

井下主運輸采用800 mm帶式輸送機運輸，輔助運輸采用調度絞車配合無極繩絞車牽引礦車運輸。

3.1.5 排水系統

混合提升立井井底主變電所聯合布置主排水泵房，設有主、副水倉總容量560 m3，排水鋼管為Dg100 mm排水鋼管2趟，長度均為445 m。中央泵房內安裝3臺型號為MD46-50×10的多級離心泵，配套電機EB2-315S-2型110 kW，660 V，2 975 r/min，在運輸大巷最低點為采區水泵房和采區水倉，水倉容積為464 m3。

3.1.6 通風系統

礦井通風方式采用中央并列式布置，風機工作方法為負壓抽出式，回風斜井擔負礦井總回風任務；現安裝兩臺FBCDZ-8-№25型防爆對旋軸流式通風機，N=2×315 kW。

3.1.7 供電系統

礦井現采用雙回路供電，其中一回架空線路來自辛興110 kV變電站10 kV線路，供電距離1 km；另一回架空線路來自辛興35 kV變電站10 kV線路，供電距離3 km，兩回架空導線均為LGJ-120鋼芯鋁絞線。礦井場地內建有一座10 kV變電所，10 kV母線均采用單母線分段接線方式，所內設有S11-1600/10/0.4 1 600 kVA型變壓器兩臺。井下采用10 kV高壓下井，下井兩回路，一回運行，一回熱備用，選用MYJV42-8.7/10 3×95型煤礦用銅芯交聯聚乙烯絕緣粗鋼絲鎧裝聚氯乙烯護套電力電纜。混合提升立井井底設有主變電所。

3.2 開拓部署

利用現有+425 m水平開采井田9號煤層資源。8號與9號煤層間距0.19 m～10.6 m，平均間距4.69 m，開采9號煤層時利用8號煤層已有三條大巷作為礦井9號煤層的開拓巷道，開采9號層一、二采區時向東延伸西翼軌道大巷至井田東部329 m附近，在軌道大巷的北部布置回風大巷至井田東部282 m附近，在回風大巷的北部利用原舊街煤業300 kt/a時的巷道擴刷到設計斷面后作運輸大巷至井田東部244 m附近。垂直于大巷南北方向布置北翼運輸大巷、北翼軌道大巷和北翼回風大巷至井田北部邊界保護煤柱附近，形成9號煤層一、二采區的開拓系統。巷道之間的距離為20 m，另一側為30 m。開采9號煤層三采區時，利用原8號煤層西翼運輸、軌道及回風大巷進行回采。9號煤層劃分為91、92和93三個采區，在91采區北部布置一個回采工作面即9101工作面，9101工作面正西布置9201工作面，移交投產時期共布置1個綜采工作面和2個綜掘工作面，即9101工作面，9102回風順槽掘進工作面，9102專用排瓦斯巷掘進工作面。

利用礦井現有井筒，井筒用途、布置及裝備均維持原狀不變。利用原8號煤層井底車場及硐室。主提升立井見8號煤層布設馬頭門和環形井底車場，馬頭門最大凈高為6.7 m，車場內存車線長為70 m，凈寬4.8 m，滿足礦車的通過能力。井底車場和運輸大巷連接處設井底煤倉，同時與軌道大巷相連，井筒與井底車場連接處的馬頭門采用鋼筋混凝土支護，車場巷道采用混凝土砌碹支護。

井底車場主要硐室，井底煤倉，采用上抬式立煤倉，下口標高+430 m，上口標高+460 m，上口與皮帶上倉相連，皮帶上倉斜坡角度為14°，下口與井底車場相連，清理撒煤利用車場繞道將撒煤裝入礦車，有效容積300 m3，采用砼砌碹。中央變電所，布置在井底車場中，半圓拱形斷面，凈寬為4.5 m，凈斷面16.06 m2，長30 m，采用料石砌碹支護。中央水泵房，布置在井底車場中，半圓拱形斷面，凈寬為4.2 m，凈斷面14.68 m2，長25 m，采用料石砌碹支護。消防材料庫，布置在8號煤層中，矩形斷面，凈斷面9 m2，長50 m，采用錨網支護。侯車硐室，井底車場和馬頭門連接處布置有侯車硐室、急救室。控制硐室，井底車場內布置有控制硐室、信號室，符合規程要求。管子道和水倉，井底主、副水倉采用組合式布置，位于井底車場繞道下部沿巖層布置，采用砼砌碹，為半圓拱形斷面，凈寬為4.2 m，凈斷面12.8 m2，有效容積560 m3，中部采用隔墻分為主、副水倉，容量可容納礦井8 h正常涌水量，符合安全規程要求。水倉清理采用調度絞車牽引1 t礦車，人工清理。永久避難硐室和臨時避難硐室，礦井在距副井井底約230 m處的西翼運輸大巷南側，布置有一個可容納72人的永久避難硐室。9號煤投產時期，在9號煤一采區北部，北翼運輸大巷和北翼軌道大巷之間布置一個臨時避難硐室。

3.3 采煤方法及工藝

9101工作面布置運輸和回風兩條順槽，運輸順槽擔負進風和煤炭運輸任務；回風順槽擔負回風和輔助運輸任務。兩條順槽垂直于北翼三條大巷布置，順槽由北翼大巷開口后沿8°坡向下掘至9號煤層，沿9號煤層頂板順層布置。運輸順槽與北翼運輸大巷、北翼軌道大巷相連，以負擔進料和進風任務；回風順槽與北翼回風大巷及北翼軌道大巷相連，以擔負進料及設備運輸任務；從而構成完整的運輸、通風、排水及行人等系統。工作面開切眼長度為170 m。

采區工作面各系統。1) 煤炭運輸系統，回采工作面(可彎曲刮板輸送機)→運輸順槽(轉載機、帶式輸送機)→北翼運輸大巷(帶式輸送機)→運輸大巷(帶式輸送機)→東翼運輸大巷(帶式輸送機)→井底煤倉→混合提升井(1.5 t礦車)→地面生產系統。掘進工作面通過轉載進入礦井運煤系統。2) 井下輔助運輸。運矸系統，掘進工作面(調度絞車牽引礦車)→北翼軌道大巷(調度絞車牽引礦車)→軌道大巷(調度絞車)→井底車場→混合提升井→地面→地面集中排棄。材料運輸系統，混合提升井→井底車場→軌道大巷(調度絞車牽引礦車)→北翼軌道大巷→回風順槽(調度絞車)→回采工作面。采區通風系統，新鮮風流→混合提升井(一、二號進風斜井)→運輸大巷(軌道大巷)→北翼運輸大巷(北翼軌道大巷)→運輸順槽→回采工作面(乏風)→回風順槽→北翼回風大巷→回風大巷→集中回風大巷→回風立井→地面(主通風機)。采區排水系統，回采工作面→運輸順槽(回風順槽)→北翼軌道大巷→軌道大巷→混合提升井底水倉(主排水泵房)→混合提升井→地面(地面水處理站)。

3.4 通風及安全

9號煤層瓦斯壓力0.31 MPa，瓦斯含量6.46 m3/t，殘存瓦斯量1.71 m3/t，綜采面絕對瓦斯涌出量為12.90 m3/min，相對瓦斯涌出量為11.91 m3/t；掘進面最大瓦斯涌出量為1.85 m3/min，老空區絕對瓦斯涌出量為18.10 m3/min。礦井達到設計生產能力600 kt/a時，礦井絕對瓦斯涌出量為32.85 m3/min，相對瓦斯涌出量為26.02 m3/t。其中，一期礦井最大瓦斯絕對涌出量22.68 m3/min，相對涌出量17.65 m3/t；二期礦井絕對涌出量26.62 m3/min，相對涌出量20.77 m3/t；三期礦井最大瓦斯絕對涌出量32.85 m3/min，相對涌出量26.02 m3/t。

開采9號煤層時采用地面固定抽放泵站高低負壓抽采系統。抽采方法為本煤層平行預抽及邊采邊抽，鄰近層穿層鉆孔抽采和采空區密閉插管抽采。9號煤層絕對瓦斯涌出量為32.85 m3/min，回采工作面最大瓦斯涌出量為12.90 m3/min，抽采總量為13.23 m3/min，其中，高負壓系統2.97 m3/min，低負壓系統10.26 m3/min，回采面抽采量為5.00 m3/min，采空區抽放量為7.24 m3/min，年抽采純瓦斯量為6.95 Mm3/min。

礦井通風方式為中央并列式。礦井采用混合提升立井、一號進風斜井、二號進風斜井進風，回風立井回風，風機工作方法為機械抽出式。礦井通風容易時期通風總阻力為1 882 Pa，礦井通風困難時期的通風總阻力為2 207 Pa。礦井通風容易時期等積孔為3.24 m2，通風難易程度屬容易；通風困難時期等積孔為2.99 m2，通風難易程度屬容易。現安裝有兩臺FBCDZ-8-№25型礦用防爆對旋軸流式風機，風量80 m3/s～180 m3/s，負壓980 Pa～3 690 Pa。配套YBF560M2-8型風機專用防爆電動機，其技術參數為10 kV，315 kW×2 740 r/min。兩臺通風機一臺工作，一臺備用。

4 結論

1) 該開拓方案以一個綜采工作面、兩個綜合機械化掘進工作面保證礦井正常生產接替，采掘比為1∶2。

2) 運輸系統連續化，大巷主運輸采用帶式輸送機，實現自回采工作面至地面帶式輸送機連續運輸，用人少、效率高、故障率低、安全性好，利于實現集中自動化控制與管理。

3) 輔助運輸，采用調度絞車配合無極繩連續牽引車牽引1.0 t系列礦車運輸，既滿足了礦井井下巷道沿煤層布置對輔助運輸的要求，又滿足了生產需要。

4) 開采8號煤時涌水量為80 m3/d～240 m3/d，開采9號煤時涌水量會增大，并且井田內采空區積水是一大安全隱患，礦井生產中要加強探放水工作，防止造成水害，加強礦井水文地質工作。