旧街煤业9号煤层开拓方案分析

郑海青

(1.山西煤炭运销集团阳泉有限公司，山西 阳泉 045000；2.山西煤炭运销集团科学技术研究有限公司，山西 太原 030006)

引 言

阳泉区域的主要可采煤层为3号、8号、9号和15号煤层。其中，在大部分区域8号和9号煤层层间距较小，部分合并，多为近距离煤层。当8号煤层回采时，基于近距离煤层特征，需对9号煤层的开拓方案进行分析研究[1-4]。本文以旧街煤业9号煤层作为研究对象，对其开拓方案进行了分析，该研究可以为旧街煤业9号煤层的开拓布置提供一定的技术支持。

1 煤层开采背景概况

井田构造形态为一轴向北东的向斜构造，向斜表现为宽缓褶曲，北西翼地层倾角6°～10°，南东翼地层倾角8°～11°。井田内目前未发现断层和陷落柱，没有岩浆侵入现象，地质构造属简单类型。9号煤层位于太原组上部，上距8号煤层平均4.69 m，局部与8号煤层合并，为井田内稳定可采的中厚煤层，煤厚1.71 m～3.30 m，平均2.77 m，结构简单。顶板岩性为粉砂岩-泥岩，底板为泥岩-细砂岩，井田内没有进行开采。

9号煤层顶板为粉砂岩及泥岩，岩石硬度较大，直接顶板裂隙发育，易于冒落，对采空区充填比较充分，无明显的周期来压。底板为泥岩-细砂岩，属于中等硬度岩石，对支护有利。9号煤层火焰长度均为0 mm，加岩粉量为0，鉴定结论为无爆炸性，自燃等级为Ⅲ类不易自燃。9号煤层直接充水含水层为山西组k7砂岩含水层，一般情况下由于此两含水层富水性均弱，补给条件差，因此对矿井生产影响不大。9号煤下部的奥陶系岩溶含水层为9号煤层的间接充水含水层，此含水层富水性强，水位标高大约为424 m～435 m，井田内向斜轴部的9号煤层局部带压。9号煤层最低处底板标高380 m，底板隔水层承压水头最大50 m，9号煤层与奥陶系地层之间隔水层厚度约145 m，突水系数为0.003 4 Pa/m，小于0.06 Pa/m，井田内9号煤层没有奥灰突水危险。导水裂隙带高度会导通上部3号及8号煤层，对开采9号煤层有一定影响。井田内3号煤层现存在大面积采空区，在井田中部存在大面积水区，随着时间的推移，采空区内会积聚更多的水，应密切注视井下水文地质条件变化和隐伏断层等构造现象的出现，对井下逐日排水量作好观测、记录，若发现异常，立即采取有效措施，防止水害发生。

2 储量、设计生产能力及服务年限

井田东西长约2 050 m，南北宽约900 m，井田面积1.504 6 km2，9号煤层标高510 m～390 m。煤层保有资源/储量575.2万t，矿井工业资源储量为575.2万t，井田边界等永久煤柱损失31.5万t，井筒工业场地、主要巷道等开采保护煤柱损失141万t，开采损失80.5万t，设计可采储量322.2万t。矿井设计年工作日为330 d，每日净提升时间16 h，服务年限3.8年。

3 井田开拓

3.1 开采现状

采用斜-立混合开拓方式，布置有混合提升立井、一号进风斜井、二号进风斜井、回风立井，四井筒均落底于8号煤，以+425 m水平开拓8、9号煤层。矿井现开采8号煤层，生产能力0.60 Mt/a，采用混合开拓。已有井筒参数主要为：混合提升立井，圆形断面，净直径6.0 m，提升方位角52°，倾角90°，净断面28.26 m2，垂深403.2 m，混凝土砌碹，设梯子间，担负矿井煤炭提升、人员升降、下放材料、设备和进风等任务，敷设管线，并兼作矿井的安全出口。一号进风斜井，半圆拱断面，净宽3.2 m，净断面8.8 m2，倾角25°，斜长770.0 m，锚喷、砌碹支护，设台阶和扶手，担负矿井进风任务，并兼作矿井的安全出口。二号进风斜井，半圆拱断面，净宽3.2 m，净断面8.8 m2，倾角25°，斜长765.0 m，锚喷、砌碹支护，铺设轨道、设台阶和扶手，担负矿井进风任务，并兼作矿井的安全出口。进风暗斜井，一号、二号进风斜井自地面掘至3号煤层，3号至8煤层采用暗斜井联系，两暗斜井均为半圆拱断面，净宽3.2 m，净断面9.0 m2，倾角25°，斜长365.0 m，锚喷支护。回风立井，为设计新建井筒，圆形断面，净直径7.0 m，净断面38.47 m2，倾角90°，垂深425 m，混凝土砌碹，装备梯子间，担负矿井回风任务，并兼作矿井的安全出口。

3.1.1 开拓方式

利用已有三条大巷为9号煤层的开拓巷道，另在井田南部开掘西翼运输大巷、轨道大巷及回风大巷，以完成对井田西部的开拓部署。

3.1.2 井下开采

采煤方法采用综采一次采全高采煤法，回采工作面长度为170 m，采煤工作面选用MG160/380-WDK型采煤机割煤，SGB630/264型可弯曲刮板输送机运煤，SBG630/110型转载机，DSJ/80/2×40型可伸缩带式输送机，ZZ6000/18/38型液压支架和ZZG6800/18/38型过渡支架，全部垮落法管理顶板。

3.1.3 提升系统

混合提升立井现装备JKMD/J2.8×4(I)E型多绳摩擦式提升机一台，技术参数如下：最大静张力355 kN，最大静张力差95 kN，减速比10.5；配套高压变频电动机，技术参数为10 kV，800 kW，580 r/min。配套高压变频电控系统。装备一对1.5 t矿车二层四车四绳罐笼。煤炭采用1.5 t矿车提升，每次提升4辆矿车。罐笼自重15 t，每次提升乘人25人。提煤承载容器，1.5 t矿车，600 mm轨距，固定箱式矿车自重974 kg，装载煤炭1 500 kg。提矸石承载容器，1.5 t矿车，600 mm轨距，固定箱式矿车自重974 kg，装载煤炭2 700 kg。运输最重件承载容器，特制平板车，自重1 500 kg。

3.1.4 运输系统

井下主运输采用800 mm带式输送机运输，辅助运输采用调度绞车配合无极绳绞车牵引矿车运输。

3.1.5 排水系统

混合提升立井井底主变电所联合布置主排水泵房，设有主、副水仓总容量560 m3，排水钢管为Dg100 mm排水钢管2趟，长度均为445 m。中央泵房内安装3台型号为MD46-50×10的多级离心泵，配套电机EB2-315S-2型110 kW，660 V，2 975 r/min，在运输大巷最低点为采区水泵房和采区水仓，水仓容积为464 m3。

3.1.6 通风系统

矿井通风方式采用中央并列式布置，风机工作方法为负压抽出式，回风斜井担负矿井总回风任务；现安装两台FBCDZ-8-№25型防爆对旋轴流式通风机，N=2×315 kW。

3.1.7 供电系统

矿井现采用双回路供电，其中一回架空线路来自辛兴110 kV变电站10 kV线路，供电距离1 km；另一回架空线路来自辛兴35 kV变电站10 kV线路，供电距离3 km，两回架空导线均为LGJ-120钢芯铝绞线。矿井场地内建有一座10 kV变电所，10 kV母线均采用单母线分段接线方式，所内设有S11-1600/10/0.4 1 600 kVA型变压器两台。井下采用10 kV高压下井，下井两回路，一回运行，一回热备用，选用MYJV42-8.7/10 3×95型煤矿用铜芯交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆。混合提升立井井底设有主变电所。

3.2 开拓部署

利用现有+425 m水平开采井田9号煤层资源。8号与9号煤层间距0.19 m～10.6 m，平均间距4.69 m，开采9号煤层时利用8号煤层已有三条大巷作为矿井9号煤层的开拓巷道，开采9号层一、二采区时向东延伸西翼轨道大巷至井田东部329 m附近，在轨道大巷的北部布置回风大巷至井田东部282 m附近，在回风大巷的北部利用原旧街煤业300 kt/a时的巷道扩刷到设计断面后作运输大巷至井田东部244 m附近。垂直于大巷南北方向布置北翼运输大巷、北翼轨道大巷和北翼回风大巷至井田北部边界保护煤柱附近，形成9号煤层一、二采区的开拓系统。巷道之间的距离为20 m，另一侧为30 m。开采9号煤层三采区时，利用原8号煤层西翼运输、轨道及回风大巷进行回采。9号煤层划分为91、92和93三个采区，在91采区北部布置一个回采工作面即9101工作面，9101工作面正西布置9201工作面，移交投产时期共布置1个综采工作面和2个综掘工作面，即9101工作面，9102回风顺槽掘进工作面，9102专用排瓦斯巷掘进工作面。

利用矿井现有井筒，井筒用途、布置及装备均维持原状不变。利用原8号煤层井底车场及硐室。主提升立井见8号煤层布设马头门和环形井底车场，马头门最大净高为6.7 m，车场内存车线长为70 m，净宽4.8 m，满足矿车的通过能力。井底车场和运输大巷连接处设井底煤仓，同时与轨道大巷相连，井筒与井底车场连接处的马头门采用钢筋混凝土支护，车场巷道采用混凝土砌碹支护。

井底车场主要硐室，井底煤仓，采用上抬式立煤仓，下口标高+430 m，上口标高+460 m，上口与皮带上仓相连，皮带上仓斜坡角度为14°，下口与井底车场相连，清理撒煤利用车场绕道将撒煤装入矿车，有效容积300 m3，采用砼砌碹。中央变电所，布置在井底车场中，半圆拱形断面，净宽为4.5 m，净断面16.06 m2，长30 m，采用料石砌碹支护。中央水泵房，布置在井底车场中，半圆拱形断面，净宽为4.2 m，净断面14.68 m2，长25 m，采用料石砌碹支护。消防材料库，布置在8号煤层中，矩形断面，净断面9 m2，长50 m，采用锚网支护。侯车硐室，井底车场和马头门连接处布置有侯车硐室、急救室。控制硐室，井底车场内布置有控制硐室、信号室，符合规程要求。管子道和水仓，井底主、副水仓采用组合式布置，位于井底车场绕道下部沿岩层布置，采用砼砌碹，为半圆拱形断面，净宽为4.2 m，净断面12.8 m2，有效容积560 m3，中部采用隔墙分为主、副水仓，容量可容纳矿井8 h正常涌水量，符合安全规程要求。水仓清理采用调度绞车牵引1 t矿车，人工清理。永久避难硐室和临时避难硐室，矿井在距副井井底约230 m处的西翼运输大巷南侧，布置有一个可容纳72人的永久避难硐室。9号煤投产时期，在9号煤一采区北部，北翼运输大巷和北翼轨道大巷之间布置一个临时避难硐室。

3.3 采煤方法及工艺

9101工作面布置运输和回风两条顺槽，运输顺槽担负进风和煤炭运输任务；回风顺槽担负回风和辅助运输任务。两条顺槽垂直于北翼三条大巷布置，顺槽由北翼大巷开口后沿8°坡向下掘至9号煤层，沿9号煤层顶板顺层布置。运输顺槽与北翼运输大巷、北翼轨道大巷相连，以负担进料和进风任务；回风顺槽与北翼回风大巷及北翼轨道大巷相连，以担负进料及设备运输任务；从而构成完整的运输、通风、排水及行人等系统。工作面开切眼长度为170 m。

采区工作面各系统。1) 煤炭运输系统，回采工作面(可弯曲刮板输送机)→运输顺槽(转载机、带式输送机)→北翼运输大巷(带式输送机)→运输大巷(带式输送机)→东翼运输大巷(带式输送机)→井底煤仓→混合提升井(1.5 t矿车)→地面生产系统。掘进工作面通过转载进入矿井运煤系统。2) 井下辅助运输。运矸系统，掘进工作面(调度绞车牵引矿车)→北翼轨道大巷(调度绞车牵引矿车)→轨道大巷(调度绞车)→井底车场→混合提升井→地面→地面集中排弃。材料运输系统，混合提升井→井底车场→轨道大巷(调度绞车牵引矿车)→北翼轨道大巷→回风顺槽(调度绞车)→回采工作面。采区通风系统，新鲜风流→混合提升井(一、二号进风斜井)→运输大巷(轨道大巷)→北翼运输大巷(北翼轨道大巷)→运输顺槽→回采工作面(乏风)→回风顺槽→北翼回风大巷→回风大巷→集中回风大巷→回风立井→地面(主通风机)。采区排水系统，回采工作面→运输顺槽(回风顺槽)→北翼轨道大巷→轨道大巷→混合提升井底水仓(主排水泵房)→混合提升井→地面(地面水处理站)。

3.4 通风及安全

9号煤层瓦斯压力0.31 MPa，瓦斯含量6.46 m3/t，残存瓦斯量1.71 m3/t，综采面绝对瓦斯涌出量为12.90 m3/min，相对瓦斯涌出量为11.91 m3/t；掘进面最大瓦斯涌出量为1.85 m3/min，老空区绝对瓦斯涌出量为18.10 m3/min。矿井达到设计生产能力600 kt/a时，矿井绝对瓦斯涌出量为32.85 m3/min，相对瓦斯涌出量为26.02 m3/t。其中，一期矿井最大瓦斯绝对涌出量22.68 m3/min，相对涌出量17.65 m3/t；二期矿井绝对涌出量26.62 m3/min，相对涌出量20.77 m3/t；三期矿井最大瓦斯绝对涌出量32.85 m3/min，相对涌出量26.02 m3/t。

开采9号煤层时采用地面固定抽放泵站高低负压抽采系统。抽采方法为本煤层平行预抽及边采边抽，邻近层穿层钻孔抽采和采空区密闭插管抽采。9号煤层绝对瓦斯涌出量为32.85 m3/min，回采工作面最大瓦斯涌出量为12.90 m3/min，抽采总量为13.23 m3/min，其中，高负压系统2.97 m3/min，低负压系统10.26 m3/min，回采面抽采量为5.00 m3/min，采空区抽放量为7.24 m3/min，年抽采纯瓦斯量为6.95 Mm3/min。

矿井通风方式为中央并列式。矿井采用混合提升立井、一号进风斜井、二号进风斜井进风，回风立井回风，风机工作方法为机械抽出式。矿井通风容易时期通风总阻力为1 882 Pa，矿井通风困难时期的通风总阻力为2 207 Pa。矿井通风容易时期等积孔为3.24 m2，通风难易程度属容易；通风困难时期等积孔为2.99 m2，通风难易程度属容易。现安装有两台FBCDZ-8-№25型矿用防爆对旋轴流式风机，风量80 m3/s～180 m3/s，负压980 Pa～3 690 Pa。配套YBF560M2-8型风机专用防爆电动机，其技术参数为10 kV，315 kW×2 740 r/min。两台通风机一台工作，一台备用。

4 结论

1) 该开拓方案以一个综采工作面、两个综合机械化掘进工作面保证矿井正常生产接替，采掘比为1∶2。

2) 运输系统连续化，大巷主运输采用带式输送机，实现自回采工作面至地面带式输送机连续运输，用人少、效率高、故障率低、安全性好，利于实现集中自动化控制与管理。

3) 辅助运输，采用调度绞车配合无极绳连续牵引车牵引1.0 t系列矿车运输，既满足了矿井井下巷道沿煤层布置对辅助运输的要求，又满足了生产需要。

4) 开采8号煤时涌水量为80 m3/d～240 m3/d，开采9号煤时涌水量会增大，并且井田内采空区积水是一大安全隐患，矿井生产中要加强探放水工作，防止造成水害，加强矿井水文地质工作。