沿空留巷总结
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薄煤层半煤岩沿空留巷技术
一、矿井概况
1.矿井位置及范围
我公司矿井位于淄博市淄川区城南镇南石谷村东，井田位于淄博向斜东翼的中部，地层基本上呈单斜状，地层总走向北30°东，倾向北西，倾角5～22°。
矿井范围：东(浅部)以7煤层的-150m水平垂直切线与广通公司(原龙泉煤矿)相邻，西(深部)以4煤层-750m垂直切线为界，南部以纬线4051000与西河煤矿深部相毗邻，北与原寨里煤矿北大井深部为界，井田走向长3.57～9.0km，倾斜宽1.65～4.45km，面积25.51km2。
2.矿井开发
矿井为1920年日本人所建，1924年开始生产，因涌水量大，1942年停产。
1958年5月原淄博矿务局恢复建设，1960年简易投产。
矿井原设计能力45万t /a，2006年核定生产能力36万t /a。
矿井有三个井口，即主井、副立井和提风斜井，主井井口标高+119.3m，井底标高-245m，井深365m。
矿井开拓方式为立井多水平分区式开拓，第一水平为-245m水平，现开采1、2煤层，并由此水平开拓了-160m和-320m两个辅助水平，开采1、2、3-1、4、7、9-1煤层，这两个辅助水平已开采结束。
第二水平为-430m水平，现为主生产水平，主要开采7、9-1煤
层，1、2、4煤层为配采煤层。
第三水平为-600m水平，现为生产水平，主要开采7、9-1煤层。
采煤方法采用走向长壁后退式采煤法，采煤工艺为机采配和爆破落煤，全部陷落法管理顶板。
提升方式为双层单车普通罐笼，矿井地质类型V类，水文地质条件类型为复杂型。
本矿井属大水矿井。
通风方式为中央分列式，主、副立井进风，地面斜井回风，通风方法为抽出式。
低瓦斯矿井。
地面回风斜井按有G4—73—11NO28D 离心式扇风机两台，配用电机功率630KW，额定电压6000V，额定电流76A，额定转速589r/min，一台工作，一台备用。
矿井总进风量6150m3/min，需要风量5887m3/min。
矿井总回风量6582m3/min，有效风量5712m3/min,矿井有效风量率86.6%，矿井负压3100Pa，矿井等积孔2.38m2。
3.矿井现生产水平、生产采区、采掘区队和工作面个数
水平：矿井现有3个生产水平,即-245m水平、-430m水平、-600m 水平。
采区：矿井现有生产采区5个，即410下山采区，790下山采区，9100上山采区、9200上山和990下山采区；接续采区2个，即411巷探采区， 501下山采区。
矿井现有4个采煤队，4个采煤工作面；5个掘进队，13个掘进工作面。
二、各煤层安全生产条件分析
1.各煤层回采条件
现回采1、2、4、7、9-1五层煤，采煤方法均为走向长壁后退式采煤法。
顶板管理方法均为全部垮落法，工作面支护方式为三、四排控顶（见四回一），采用单体液压支柱配HDJA-1000型金属铰接顶梁支护顶板。
现分层叙述如下：
（1）1煤层直接顶底板均为砂质页岩，为2b类顶板，初次垮落步距5～8m，该煤层顶板相对松软破碎，每条顶梁上采用三路小杆背顶。
支护管理特点是加强临时支护和保证背顶密度防止局部冒顶伤人。
（2）2煤层直接顶底板均为砂质页岩，为2b类顶板，初次垮落步距6～8m，该煤层顶板相对松软破碎，每条顶梁上采用三路小杆背顶。
支护管理特点是加强临时支护和保证背顶密度防止局部冒顶伤人。
（3）4煤层直接顶为石灰岩，为3类顶板，底板为细砂岩，初次垮落步距16～24m，该煤层顶板坚硬稳定，易支护，每条顶梁上采用二路小杆背顶。
支护管理特点是初次来压明显，加强初次放顶管理。
（4）7煤层直接顶底板均为砂质页岩，为2b类顶板，初次垮落步距6～8m，该层顶板相对松软破碎，每条顶梁上采用三路小杆背顶。
支护管理特点是加强临时支护和保证背顶密度防止局部冒顶伤人。
（5）9-1煤层直接顶为石灰岩，为3类顶板，底板为细砂岩，初次垮落步距8～16m（一般是稳沉式垮落），该层顶板坚硬稳定，易支护，每条顶梁上采用二路小杆背顶。
支护管理特点是初次来压明显，加强初次放顶管理。
现开采煤层顶板支护管理比较简单，支护方式保证安全生产。
但由于煤层赋存比较薄，加之于地质条件极其复杂，小断层密布（一个
工作面就有落差0.5～1.0m的断层上百条），给支护和安全生产带来了难度，对于1、2、7层顶底板较软的煤层均采用打石眼放炮起底放上的办法，处理至0.8m高度以上，全部采用单铰支护，效果较好。
但对于4、9-1两层煤来说由于顶底板比较坚硬停采撤面，重新打切眼安装回采。
2.掘进支护条件
掘进巷道为架棚支护或锚喷支护， 2000年全部改为锚喷支护（在条件具备时，还少量采用裸体掘进）以来，安全效果明显。
锚喷支护方式具体有：锚杆点锚支护、锚杆挂梁支护、锚杆压钢丝绳支护、锚杆压钢丝绳、网支护、以及采取锚索点锚和锚索梁加强支护，并根据实际需要配合喷浆（或混凝土）支护，支护断面有矩形和拱形两种。
根据多年以来的实践证明，采取上述掘进支护形式安全可靠。
由于地质条件变化复杂，支护形式多样，必须根据现场复杂变化的实际选择适宜支护方式。
对于顶底板较松软破碎，同时又处于深部的7煤层，支护相对较难，压力显现会随掘进时间的的推移明显逐步增强。
巷道围岩会出现塑性变形位移，直至断面不足甚至垮落。
目前已采取了加大掘进断面采用锚、梁、网支护、构造处打锚索梁加强支护，保证了掘进支护安全。
3.通风、瓦斯
（1）矿井通风情况
因矿井生产水平不断向下延深，风量不能满足矿井生产要求，
对矿井通风系统进行了几次大的改造。
对斜井两台主要通风机电机
3次更换现为630kw，该电机额定电压为6000v，额定电流76A，额定转速589r /min。
矿井总进风量为6150 m3/min，矿井负压3100pa，矿井等积孔2.28m2。
通过以上系统改造，矿井风量有所增加，能够满足井下需求。
（2）瓦斯情况
2005年度矿井瓦斯鉴定结果是：矿井瓦斯绝对涌出量为4.31 m3/min，瓦斯相对涌出量为 5.72 m3/t；矿井二氧化碳绝对涌出量为5.10m3/min，矿井二氧化碳相对涌出量为6.76m3/t，被定为低瓦斯矿井。
但由于790下山采区和501下山掘进工作面，炮眼瓦斯含量不稳定，采掘工作面的个别块段因地质构造和煤层赋存条件影响，瓦斯涌出异常，被省煤管局确定为低瓦斯矿井瓦斯涌出异常区。
分煤层瓦斯涌出量为：一煤层瓦斯绝对涌出量为0.20m3/min，七煤层瓦斯绝对涌出量为0.86m3/min，九煤层瓦斯绝对涌出量为0.56m3/min，四煤层瓦斯绝对涌出量为0.23m3/min。
（3）矿井煤尘经上级资质部门鉴定无爆炸性和自燃倾向。
三、实施沿空留巷技术
光正公司开采的煤层有1煤层、2煤层、3-1煤层、4煤层、7煤层和9-1煤层，煤层厚度均在0.6m～0.9m之间，煤层薄，断层多，回采工作面接续紧张，在井下流传着一句话，叫“扛着溜子找炭”。
回采工作面上下顺槽的掘进速度制约着回采工作面的接续。
为此在回采工作面顺槽布置上采取单巷布置，采取沿空留巷技术。
每一条
顺槽（采区最上下端顺槽例外）即作为本区段的轨道巷又作为上区段的运输巷，顺槽均采用单巷布置，上下工作面之间采用沿空留巷的方法进行回采，也称无煤柱护巷。
在采区布置回采工作面时，将采区一翼的第一条顺槽布置为运输机巷，第二条顺槽布置为轨道巷（工作面溜尾端），轨道巷留设小煤柱。
回采第二区段时，第二条顺槽布置为运输机巷，第三条顺槽布置为轨道巷（工作面溜尾端），继续轨道巷留煤柱护巷。
逐面循环进行回采。
采用走向长壁后退式采煤法，采煤工艺为机采配和爆破落煤，全部陷落法管理顶板。
沿空留巷的具体做法一般有以下三种形式：第一种形式是在保留巷道采空区一侧留设小煤柱保护巷道，煤柱规格为工作面推进方向5m ,工作面倾斜方向4m，煤柱之间留设长4m×宽2m×高为煤层厚度的出口。
工作面回采后在煤柱出口内靠巷道侧支设两排木柱控制煤柱出口顶板，并及时砌砖密闭封闭出口杜绝漏风。
第二种形式是在巷道旁边垒砌3m宽的矸石充填带维护巷道。
第三种形式是在巷道旁边按3m一个“井”字型木垛来维护巷道。
第一种形式是比较常用的一种形式，即安全又方便又节约人工和材料。
第二种形式是用在工作面运输机机头侧无法留设煤柱，从工作面获取料石比较方便的情况下使用，此种形式也比较安全方便，但需要投入一定的人工。
第三种形式是用在工作面运输机机头侧无法留设煤柱又没有充填料石时采用，此种形式要求巷道顶板完整稳定，需要投入较多的坑木。
公司多年的实践证明，回采巷道采用沿空留巷，能满足回采期间的安全和生产需要，减少回采巷道的掘进量。
采用沿空留巷的关键就是煤柱的留设尺寸和煤柱出口（或矸石充填带及木垛的质量）的控制质量。
四、效益分析
1.经济效益：（1）减少回采巷道（顺槽）掘进量，降低了掘进率。
按每个回采工作面少掘进一条顺槽计算，每年少掘进顺槽4500m （32万吨÷80m÷0.8m÷1.4÷80%），按500元/m计算，每年减少投入225万元。
（2）缓和采场接续紧张的局面。
2.社会效益
（1）提高了煤炭资源回收率，延长了矿井服务年限。
（2）减少了矿井的排矸量，从而减少了矸石对地面的占用和环境的污染。
通过实施沿空留巷技术进行回采，取得显著的经济效益和社会效益。
