井下开采.docx

井下开采.docx

《井下开采.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《井下开采.docx（35页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。

井下开采

第4章-井下开采

一、首采区（含盘区）特征的内容应论述：

1、首采区（含盘区）数目1和位置选择采区西南第二每层；

2、首采区（含盘区）地质特征（包括采区尺寸、构造、煤层赋存、水文地质、其他开采技术条件等）；

3、首采区资源/储量（包括资源/储量类别、设计可采储量）。

1.首采区数目:

第二采区为首采区，数目1个。

位置选择：

首采区位于井田二号煤层西南部，靠近工业广场。

浅部以+1250标高为界，深部以+750标高为界。

走向长3387m，南北倾斜长1390m，采区面积4.18km2。

采区煤柱包括采区范围内的巷道煤柱以及采区边界煤柱、隔水煤柱等。

采区边界的煤柱宽度为20m。

该采区地质条件比较简单，没有大的断层构造，岩性以泥岩、炭质泥岩为主。

煤层发育较好，煤层宏观煤岩成分以暗煤为主，夹镜煤条带，丝炭多沿层面呈长条带状或透镜体分布。

宏观煤岩类型以半暗煤为主，部分半亮煤、暗淡煤，平均倾角25°，平均厚度为4.75m，视密度为1.46t/m3。

厚度稳定，煤质较好，开采容易。

适宜采用综合机械化采煤法。

因此，设计的采煤方法为走向长壁一次采全高综合机械化采煤法。

第二章采区储量与生产能力计算

第一节　采区储量计算

工业储量：

2148.1

可采储量：

=（2148.1-95.7）

75%=1539.3

设计可采储量：

A=Z-m=1539.3-233.9=1305.4

Q——储量（万吨）

S——面积（m2）

M——厚度（m）

d——容重（t/m3）

P——永久煤柱损失，工广，境界煤柱（万吨）

m——可回收煤柱损失（万吨）

C——采区采出

采区采出率验算

验算公式如下：

符合要求

开采损失包括：

工作面落煤损失，约占设计可采储量的3%-7%，在此设计中选7%；永久煤柱损失；可回收煤柱损失

第二节　采区生产能力计算

一、回采工作面年生产能力

　　　　　采用四六制，三班采煤一班检修，每班进两刀，滚筒截深0.6m，

因此每年工作面推进度：

L=0.6*6*330=1188

=

式中：

A0——回采工作面年生产能力，万吨；

L——工作面推进度，米／年；

l——工作面长度，米；

m——煤层厚度，米；

r——煤的容重，t/m3；

K3——工作面回采率，取0.93-0.97。

二、采区生产能力

采区生产的煤主要来自回采工作面。

掘进出煤一般为5％～10%。

=

式中：

A——采区生产能力，万吨/年；

n——采区同时生产的工作面个数；

A0——每个工作面的生产能力，万吨/年；

B——掘进出煤率，取1.05-1.1；

K——工作面产量不均衡系数，（沿空留巷取下限，其余取上限，区内单工作面取1；两个工作面时取0.95；三个工作面时取0.9。

第三节　采区服务年限

采区服务年限Ｔ与采区生产能力Ａ的关系如下：

Ｔ＝Ｚ／1.4Ａ=

　　　　　　　　　式中：

Ｚ——采区可采储量，万吨；

采区内煤层可采储量为*17.6Mt。

本采区设计生产能力为*1.2Mt/a，服务年限为*14a。

二、采区（含盘区）巷道布置的内容应包括：

1、煤层分组、分层关系和开采顺序；

2、采区（含盘区）巷道布置（包括采区上、下山，采煤工作回采巷道布置方案比选）；

3、采煤工作面布置（包括采煤工作面个数选取、采煤工作面位置选择）。

3.6开采顺序

本矿井开采顺序先采二采区，然后采其他采区，要尽量避免工作面布置在应力集中区，做好采区接续，以免生产停滞带来的巷道变形，经济效益受到损失。

3.6.1沿煤层走向的开采顺序

根据该设计矿井的煤层分布及采区划分的具体情况，采用井田双翼开采，这样有利于矿井的均衡生产和合理配采，确定生产的连续性；有利于矿井通风、运输等主要生产系统的管理，依据本设计矿井的采区划分的具体情况，采用走向长壁开采，这样以减少初期工程量和基建投资，并且投产快。

3.6.2沿煤层倾斜方向的开采顺序

在同一煤层内，沿倾斜煤层的开采顺序，可分为上行式和下行式开采。

本采区煤层为缓倾斜煤层，综上考虑，所以采用下行式开采顺序。

即先采上煤层后采下煤层。

考虑到本设计井田内共有五个可采煤层，即2，4，8，17，18号煤层。

其中2号煤层位于最上部，18号煤层位于最下部。

2，4，8联合开采，17,18联合开采。

**3.6.3采区接续计划

根据井田的地质条件，以自然断层为界，将该井田第一水平划分为2个采区，见前面采区划分示意图3-13

图3-13采区接续示意图

1、采区（含盘区）巷道布置（包括采区上、下山，采煤工作回采巷道布置方案比选）；

第4章采区巷道布置

4.2采区巷道布置

4.2.1区段划分

本采区采用走向长壁采煤法，划分则以工作面长度为标志。

考虑到本采区斜长1390m，*划分为4个区段，采区工作面长度为*250m。

井田设计采区采用下行式开采顺序，即先采上部煤层，后采下部煤层。

采用综合机械化采煤工艺，“四-六”工作制，三班采煤一班准备，日进6刀，截深0.6m，年工作330d。

采区达产需要一个工作面。

4.2.2采区上山布置

采区上山布置，采煤层厚度、采区服务年限及产量、瓦斯涌出量、煤层顶底板岩性等因素的影响，应综合考虑上述因素，使上山布置方案在技术上可行，在经济上合理。

1.上山条数的确定

布置三条上山（一条运输上山，一条轨道上山，一条回风上山），三条上山大致布置位于采区走向中间，各条上山间距大致留设为20m。

2.上山位置的选择

（1）煤层上山

优点：

掘进容易、费用低、速度快、联络巷道工程量少；

缺点：

煤层上山受工作面采动影响较大，生产期间上山的维护困难，需要金属可伸缩支柱，煤柱留设多。

适用条件：

开采薄或中厚煤层的单一煤层采区，采区服务年限短；煤层顶底板岩石比较稳定，煤质在中硬以上，上山不难维护；为部分煤层服务的，维护期限不长的专用通风或运煤上山。

（2）岩石上山

优点：

维护状况良好，维护费用低，煤柱留设少。

缺点：

掘进困难，联络巷道工程量大。

适用条件：

对单一厚煤层采区和联合准备采区，在未采用可伸缩金属支柱的情况下，为改善维护条件，将上山布置在煤层底板岩石中。

提出三种方案：

方案一：

三条煤层上山

方案二：

三条岩石上山

方案三：

两岩一煤上山

布置情况见图4-1。

方案一：

三条煤层上山

方案二：

三条岩石上山

方案三：

两岩一煤上山

图4-1采区上山位置图

考虑本采区为单层煤开采煤层厚度4.75m，低瓦斯，所以采用三条煤层上山

？

？

？

？

？

？

？

？

？

？

？

？

？

？

？

？

？

？

？

3、采煤工作面布置（包括采煤工作面个数选取、采煤工作面位置选择）。

三、采区车场和硐室布置的内容应包括：

1、采区车场（包括采区上、中、下车场布置）；

4.2.3采区车场布置

设计本采区上部车场采用平车场，中部采用绕道式甩车场。

采区下部车场由采区装车站和辅助提升车场组合而成，采用顶板绕道大巷装车式。

车场布置见图4-2，4-3，4-4。

图4-2采区上部车场示意图

图4-3采区中部车场示意图

？

？

？

？

？

下部车场顶板绕道大巷装车式

图4-4采区下部车场示意图

3.5.1井底车场形式的确定及论证

井底车场的形式必须适应井下运输和井筒提升的要求,井筒形式、提升方式、大巷运输方式的不同,井底车场的形式各异。

井底车场形式必须满足下要求：

1.车场通过能力,应比矿井生产能力有30%以上的富裕系数,有增产的可能性；

2.调车简单,管理方便,弯道及义叉点少；

3.操作安全,符合有关规程、规范要求；

4.井巷工程量少,建设投资省,便于维护,生产成本低；

5.施工方便,建设工期短。

井底车场形式的确定应该根据井田地质条件、井型大小、井田开拓方式、大巷运输方式、地面布置及生产系统等因素来选择。

该矿井井底车场形式的选择依据如下：

（1）该矿井设计生产能力为？

？

1.2Mt/a，年工作日330d，实行四-六工作制，每日净提升？

？

16小时；

（2）矿井采用双立井开拓方式，双翼？

？

来煤；

（3）？

？

主要运输石门采用8t架线式电机车牵引3.0t底卸式矿车，每列由22辆矿车组成。

辅助运输采用1.5t固定式矿车；矿车均采用600mm轨距。

（4）本设计矿井属于低瓦斯、？

？

低等涌水量矿井；

综合以上所述，结合设计要求，经分析比较后，本设计矿井拟选用？

3.0t底卸式矿车？

？

梭式折返式井底车场。

2、主要硐室（包括硐室布置形式及位置）。

3.5.2　井底车场主要硐室

1.主井系统硐室

主井设有？

？

3.0t底卸式矿车卸载站硐室、翻车机硐室、井底煤仓及井底煤仓装载硐室、清理井底散煤硐室及水窝泵房等。

主井井底散煤采用矿车处理，用绞车提升至车场水平。

2.副井系统硐室

副井系统硐室有副井井筒与井底车场连接处的马头门，中央水泵房，水仓及清理水仓硐室，中央变电所及等候室等。

主排水泵房和主变电所应联合布置。

为防止进下突然涌水淹没矿井，变电所与水泵房的底板标高应高出井筒与井底车场联结处巷道轨面标高0.5米，水泵房及变电所通往井底车场的通道应设置闭门。

　　3.其它硐室

其它硐室有调度室，医疗室，架线电机车库（修理间），防火门硐室，防水门硐室，消防材料库，人车站等。

4.2.4采区煤仓形式、容量及支护

1.煤仓形式

本采区采用垂直式煤仓，结构简单，易于掘进和维护，不易发生填塞，适用于本采区。

2.煤仓容量

（1）按采煤机连续作业割一刀煤的产量计算

Q=Q0+L×M×b×r×C0×Kt（4-1）

式中Q——采区煤仓容量，t；

Q0——防空仓漏风留煤量，一般取5～10t；

L——工作面长度，m；

M——采高，m；

B——进刀深度，m；

R——煤的容量，t/m3；

C0——工作面才出率；

Kt——同时生产工作面系数。

综采时Kt=1；普采时Kt=1+0.25n；

n0——采区内同时生产的工作面数目。

由公式4-1得Q=8+250×3.6×0.6×1.4×0.95×1=726.2t

通过计算确定采区煤仓容量726.2t。

3.煤仓支护

（1）上部收口

为了保证上口安全与改善煤仓上口的受力情况，以混凝土收口注成圆台体。

为防止大块煤、矸石、废木料等进入煤仓，造成堵塞，在收口处设铁筛，用旧钢轨或工字钢做成筛孔大小约为200mm左右。

（2）仓身

本采区煤仓围岩稳定坚固，由于煤仓服务年限较短，所以采用喷射混凝土支护，保证围岩的稳固。

（3）下口漏斗及溜口闸门基础

煤仓下口用混凝土砌筑圆台体收口，收口斗仓为截圆锥形，四周铺设树根钢梁，灌入混凝土，并与大巷支护连为一体。

4.2.5采区硐室简介

1.采区绞车房

本采区绞车房选用JTY1.6/1.5B提升绞车，参数见表4-1。

表4-1采区绞车房断面主要尺寸

绞车

型号

宽度/mm

高度/mm

长度/mm

断面

形状

左人行道

右人行道

净宽

自地面起壁高

拱高

净高

前行人道宽

后行人道宽

净长

JTY1.6/1.5B

700

1050

5550

1200

2900

4100

1200

1560

8360

半圆拱

2.采区变电所

采区变电所高压电器设备与低压电器设备分别集中在一侧布置，硐室宽度为3.6m，留出0.3m的间隙用于从后面进行检修。

采区变电所高度为3.5m，通道高度为2.5m。

采区变电所采用锚喷支护，底板采用100号混凝土铺底，且有0.3％的坡度，以防矿井水流进变电所。

第二节采煤方法及工艺

一、采煤方法与采煤工艺的内容应包括：

1、采区煤层开采条件（包括断层分布、岩浆岩侵入、煤层厚度及稳定性、煤层倾角及变化规律、煤层夹矸及岩性、煤层顶底板条件、瓦斯赋存情况、煤层自燃倾向等）；

？

？

？

2、采煤方法选择

大采高综采一次采全高；

5.1采煤方法的选择

采煤方法是回采巷道布置和回采工艺的组合，它关系到矿井的各项技术经济指标，是矿井生产的核心。

选择和确定采煤方法应注意先进性和可行性。

为了对煤层选择适当的采煤方法，必须详细的研究煤层的赋存条件和地质特征，以及生产矿井实际使用的经验。

1.采煤方法的选择原则

采煤工作是煤矿井下生产的中心环节。

选择采煤方法应当结合具体的矿山地质和技术条件，所选择的采煤方法必须符合安全，经济，煤炭采出率高的基本原则。

设计依据《综采设计手册》。

（1）生产安全

对于所选择的采煤方法，应当仔细检查采煤工艺的各个工序以及采煤系统的各个生产环节，务使其符合《煤矿安全规程》的各项规定，一般应做到以下个方面：

①合理布置巷道，保证巷道维护状态良好，满足采掘接续要求，建立妥善的通风、运煤、行人、防火、防尘、防瓦斯积累、防水和处理各种灾害的系统和措施，并尽量创造良好的工作条件。

（2）经济合理

应当符合以下五个方面的要求：

①采煤工作面单产高。

②劳动效率高。

（3）煤炭采出率高

减少煤炭损失，是防止煤的自燃，减少井下火灾，保证和延长采煤工作面和采区的开采期限，降低掘进率，保证正常生产的重要措施。

2.直接影响采煤方法选择的主要因素有以下五个方面：

①煤层倾角是影响采煤方法选择的重要因素。

倾角的变化不仅直接影响采煤工作面的落煤方法，运煤方法，采场支护和采空区处理等的选择。

而且也直接影响巷道布置、运输、通风和采煤方法各种参数的选择。

③煤层的地质构造情况；

3.采煤方法的选择

本设计采区有一煤，煤层倾角25°，平均煤厚4.75m，煤层地质构造简单，煤层稳定，瓦斯涌出量小。

根据以上条件及采煤方法的选择原则，现决定本设计采区采用走向长壁综合机械化一次采全高采煤法。

3、采煤工艺选择；

5.2采煤工艺

5.2.1机械设备选择

回采工作面中使用机械设备主要有采煤机，刮板输送机，液压支架，胶带输送机等，主要设备型号见表5-1工作面主要设备表。

设计依据《矿山运输机械》、《矿山机械》。

1、采煤机选型

（1）、采煤机应具有的生产能力

采煤机应具有的最小生产能力由下式计算：

式中

——工作面设备所需最小生产能力，t/h；

——要求的工作面年产量，？

？

1.5Mt/a；

——年生产天数，330d；

——不均衡系数，?

?

1.3；

——日作业班数，4班；

——每日检修班数,1班；

——每班工作时数，6h；

——开机率，取0.6

经计算：

1.5×106×1.3/[330×（4-1）×6×0.6]=547t/h；

（2）、采煤机牵引速度

式中

——采煤机平均截割牵引速度，m/min；

——采煤机可实现的生产能力，547t/h；

——截深，0.6m；

——平均采高，3.6m；

——煤的容重,1.4t/m3；

——工作面回采率，0.95；

经计算：

=547/（60×0.6×3.6×1.4×0.95）=3.17m/min；

（3）、采煤机装机功率

采煤机装机功率包括截割电动机、牵引电动机、破碎电动机、液压泵电动机、机载增压喷雾泵电动机等电动机功率总和。

装机功率由下式估算：

式中

——装机功率,kW；

——采煤机生产率，547t/h；

——比能耗，一般0.6～0.7，取0.7；

经计算：

=382.9kW。

（4）、采煤机所需牵引力

采煤机牵引力一般为其装机功率数值的0.5～1倍。

（5）、确定滚筒直径

滚筒直径一般按最大采高的0.6倍左右考虑。

孙家湾本层煤最大割煤高度3.6m，滚筒直径按标准滚筒选取，孙家湾本层煤采煤机滚筒直径取2m。

2、工作面可弯曲刮板输送机、转载机、破碎机

工作面刮板输送机的运输能力应满足：

式中

——刮板输送机应具有的运输能力，t/h；

——采煤机截割速度不均衡系数，1.1；

——采煤机平均落煤能力，547t/h；

——采煤机与刮板输送机同向运动时的修正系数，1.08；

——运输方向及倾角系数，1.0。

经计算工作面刮板输送机的运输能力应大于：

=1.1×547×1.08×1=649t/h；

转载机、破碎机能力应大于刮板输送机能力。

表5-1采煤机特征表

项目

单位

孙家湾本层煤工作面

采煤机型号

HG300/675-W

电动机功率

kW

2×300+75

采高

m

1.8～3.65

截深

m

0.6

滚筒直径

m

1.6

牵引速度

m/min

6.2

牵引方式

齿轮销轨无链

供电电压

V

1140

表5-2刮板输送机

型号

SGZ-764-500

链条破断负荷

113t

长度

250m

功率

2×250kW

输送量

900t/h

电压

660V/1140v

中部槽

1500×764×276mm

链速

0.93m/s

表5-3转载机技术参数表

项目

单位

孙家湾本层煤工作面

型号

SZZ-764/132

输送能力

t/h

1100

电动机功率

kW

132

设计长度

m

41.2

供电电压

V

1140

中部槽规格

mm（L×W×H）

1500×764×222

表5-4破碎机技术参数表

项目

单位

孙家湾本层煤工作面

型号

PCM132

通过能力

t/h

1200

电动机功率

kW

132

出口粒度

mm

150～400

供电电压

V

1140

3、支护设备选型

采煤工作面采用全部冒落法管理顶板，根据本矿井煤层顶底板情况和煤层赋存条件，参照近年来邻近矿区矿井综合机械化开采实践，确定选用掩护式液压支架。

支架支护强度按以下方式估算：

①按顶板分类估算

式中

——工作面煤层平均采高，孙家湾本层煤3.6m；

——顶板岩石容重，一般取γ=2.5t/m3；

——顶板破碎常数，取1.3；

——顶板周期来压不动载系数，与顶板岩石性质有关：

老顶级别：

—

=1.1，

—

=1.3

—

=1.5～1.7，B=1.6；

——煤层倾角，取α=16°

则：

孙家湾本层煤工作面：

0.80MPa。

②按岩重法估算

式中

——采高，孙家湾本层煤3.6m；

——顶板岩石容重，2.5t/m3；

——煤层倾角，16°。

经计算：

孙家湾本层煤工作面：

0.51～0.68MPa；

根据支护强度的计算，孙家湾本层煤工作面选用ZZ5200/19.5/42型支撑掩护式液压支架。

技术参数见表5-5。

表5-5液压支架技术参数表

项目

单位

孙家湾本层煤工作面

型号

ZZ5200/19.5/42

支撑高度

mm

1.95～4.2

初撑力

kN

4364

工作阻力

kN

5200

支护强度

MPa

0.89

支架中心距

mm

1500

泵站压力

MPa

31.5

推移步距

mm

600

支架运输尺寸

mm

6200×1400

4、乳化液泵站

设计孙家湾本层煤工作面选用国产GRB400/31.5型乳化液泵站（4泵2箱），BPW-315/16型喷雾泵站。

技术参数分别见表5-6。

表5-6乳化液泵站、喷雾泵站技术参数表

项目

单位

乳化液泵站

喷雾泵站

型号

GRB400/31.5

BPW-315/16

流　　量

L/min

400

315

压　　力

MPa

31.5

16

单机功率

kW

250

110

供电电压

V

1140

1140

表5—7工作面主要设备表

序号

设备名称

规格型号

单位

数量

1

采煤机

MG2×400GW

台

1

2

液压支架

ZZ6000/25/50

架

167

3

刮板输送机

SGZ-764-500

台

1

4

转载机

SZZ-764/132

台

1

5

可伸缩带式输送机

SSJ1200/3×200M

部

2

表5—7工作面主要设备表（续）

序号

设备名称

规格型号

单位

数量

6

破碎机

PCM132

台

1

7

乳化液泵站

GRB400/31.5

台

1

8

喷雾站

BPW-315/16

台

1

5.2.2回采工艺过程

本矿井设计生产能力为1.5Mt/a及地质条件、煤层赋存的情况，炮采普采不能满足要求，以综采进行回采较为合理

1.综采工艺主要包括落煤、装煤、运煤、工作面支护和采空区处理五个方面。

根椐本采区地质情况，结合矿井生产系统安排回采工作如下：

（1）落煤，采用走向长壁采煤法，使用双滚筒采煤机割煤，工作面端头割三角煤斜切进刀方式，双向割煤往返一次割两刀，截深0.6m。

（2）装煤，采煤机落煤以后直接落入刮板输送机中，浮煤由铲煤板和人工装入刮板输送机中。

（3）运煤，由刮板输送机经转载机运至可伸缩胶带输送机，经采区运输石门，从溜煤眼，送入运输上山皮带输送机到采区煤仓，然后由运输石门装车运走。

（4）工作面支护，工作面内部用工作面端头支护用，并采用超前支护方式，超前20m左右

（5）采空区外理方法有全部垮落法、缓慢下沉法、刀柱法和充填法。

本采区井田范围内没有铁路、农田及需要保护的特殊建筑物，无须对顶板进行二次处理，故采用全部垮落法处理采空区。

二、主要采煤设备选型的内容应包括：

1、采煤机；

2、液压支架;

3、刮板运输机；

4、转载机和破碎机；

5、乳化液泵站和喷雾泵站；

6、可伸缩带式输送机；

7、其他。

应附主要采煤设备特征表，并符合表4-2-1的规定。

表4-2-1主要采煤设备特征表

序号

设备名称

型号及规格

单位

主要技术参数

自重（t）

数量

备注

使用

备用

小计

5.2.1机械设备选择

1.采煤工艺的选择

选择综采工艺，即在综合机械化采煤，选用性能优良的较大功率的采煤机，强力刮板输送机，液压支架及其他配套设备进行生产。

采煤工艺主要包括破煤、运煤、装煤、工作面支护和采空区处理五个方面。

（1）破煤，使用双滚筒采煤机割煤，双向割煤往返两刀，上行割煤、移架、推移输送机，下行重复上行时的工序，截深0.6m。

（2）运煤，由刮板输道机经转载机胶带输送机运到采区煤仓，然后由大巷装车站运于井底车场。

（3）装煤，采煤机落煤以后直接落入刮板输送机中，浮煤由铲煤板和人工装入刮板输送机中。

（4）支护，工作面内部使用支撑掩护式液压支架支护；工作面端头支护方式端头支架支护，并采用超前支护方式，超前20m左右。

（5）采用全部垮落法处理采空区。

2．设备选型

由于煤层顶底板均为粗砂岩或泥岩，属于中等稳定顶板，老顶属于Ⅱ级，老顶来压明显。

矿井为低瓦斯矿井，选用支撑掩护式支架，优点是支撑掩护式支架反撑力大，切顶性强，防护性能好，通风面大，稳定性好。

采煤机的特征祥见表5—1：

表5—1采煤机特征表

采煤机

MG300W1

牵引方式

无链牵引

电动机

功率

300kw

采高（m）

2.1～4.3

牵引力（kN）

440、320

灭尘