采煤设计一般原则.docx

采煤设计一般原则.docx

《采煤设计一般原则.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《采煤设计一般原则.docx（49页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。

采煤设计一般原则

2、矿井工业资源/储量

矿井工业资源/储量＝（122b）+（333）×k

其中，k－可信度系数，根据本井田内地质构造、煤层稳定性，k取0.8。

矿井工业资源/储量＝（122b）+（333）×k＝544+1001×0.8＝1344.8万t

3、矿井设计资源/储量

矿井设计利用资源/储量为矿井工业资源量减去设计计算的断层煤柱、井田境界煤柱、地面建（构）筑物等永久煤柱损失量后的资源/储量。

即：

矿井设计资源/储量＝矿井工业资源/储量－永久煤柱损失

＝1344.8－10.85－57.17－94.66

＝1182.12（万吨）

永久煤柱损失的计算：

a．断层煤柱损失：

井田内无断层，故无断层煤柱损失。

b．防水煤柱损失：

采空区防水煤柱＝采空区长×20×采高×比重

c．地面永久煤柱：

在井田范围内村寨，压煤为M20、M25+26、M30、M35、M40、M59、M80、M107煤层，设计留设保护煤柱，其保安煤柱留设原则：

首先在地形图上均以边界外推划出20m围护带，然后按煤层倾向向下方向移动角65°、向上方向按70°移动角投影到煤层上圈定压覆面积，然后计算煤柱。

d．井田境界煤柱：

以所划定的矿区开采边界的铅垂线至所采煤层的投影线内推20m计算。

煤柱的计算详见第四章第六节矿井水害防治。

防水煤柱10.85万吨，村寨煤柱57.17万吨，井田境界煤柱94.66万吨，井筒、工业场地煤柱35.68万吨，

二、矿井生产能力

1、确定矿井设计生产能力的主要原则

（1）符合矿区总体规划以及当地国民经济发展规划。

（2）立足于已探明、控制的资源/储量及范围，并考虑长远的发展。

（3）客观地对井田地质构造、煤层赋存条件、可利用资源/储量及其分布、煤层开采技术条件（特别是瓦斯）等进行分析研究。

考虑瓦斯限产、煤层合理开采顺序，按照合理集中生产的原则，对工作面和采区生产能力和接替关系进行认真的分析。

（4）充分考虑矿井外部运输条件、电厂对燃煤的需求和部分优质块煤外销的可能性。

（5）充分考虑到现有技术水平和科技进步，经多方案技术经济比较及投入产出的评价，以最佳整体效益为目的，对设计生产能力进行科学决策。

2、矿井设计生产能力的确定

矿井设计生产能力是反映矿井总体面貌的综合性指标，为使矿井设计生产能力更趋于合理，进而取得良好的投资效益，设计对井田构造、煤层赋存、开采技术条件等地质条件进行研究；对确定矿井生产能力基础的地质储量进行了分析；根据本井田具体条件和邻近矿区生产水平，对回采工作面和采区生产能力进行剖析预测；对煤炭市场的需求及外运条件进行了调查研究；对不同井型的投入产出进行综合比较。

三、服务年限

矿井服务年限按下式计算：

T=Z可/（1.4×A）=958.87/（1.4×30）=22.83（年）

式中：

T--服务年限，年；

Z可--可采储量，万t；

A--设计年生产能力，万吨/年，按30万吨/年计算；

1.4--储量备用系数。

业主应加强地质勘探工作，提高资源量级别，用以延长矿井服务年限，减少投资风险。

二、井口位置及开拓方案选择

1、井口及工业场地的选择

（1）工业场地位置选择的主要原则

①工业场地应选择在地势较为平坦、宽阔，场地挖填方量小、工程地质条件较好，平场工程量少；

②靠近公路，交通运输方便，运输距离短，运输费用省，同时水、电等条件具备，初期投资省；

③不受洪水、山体滑坡等自然灾害威胁；

④井口及工业广场的选择应考虑少占良田好土，少拆迁或者不拆迁村庄或房屋；尽量不压煤；

⑤井口及工业广场选择应尽量避开老窑采空区和滑坡；

⑥井口及工业场地选择应尽量靠近中部，以使井下两翼煤炭资源尽量平衡，减少井下煤炭运输费用；

⑦井口及工业场地选择应尽量靠近首采区，首采区应尽量布置于资源量级别较高地段，且开采条件较好地段；

⑧井口及工业广场的选择对井筒与服务年限较长的巷道布置在岩性较好的岩层中，同时能尽量减少开拓与准备巷道工程量，达到生产系统综合最优。

（2）井口及工业场地位置的选择

根据矿区内地质地形、地貌、煤层特征及交通、原有地面工业场地布置、井筒、地面村寨、煤的开发利用等综合考虑，本着确保安全，满足生产的原则，本设计提出井口及工业场地选择在井田中部，场内无滑坡、溶洞等不良地质，工程地质较好，有公路相通，能满足矿井的建设需求。

三、采煤方法与采煤工艺

1、采煤方法选择

（1）采煤方法选择考虑的因素

1）首采M2+5号煤层平均厚度1.77m。

井田为单一构造，构造为简单，煤层平均倾角22°，属缓倾斜煤层。

2）主要煤层赋存较稳定，结构简单。

3）可采及局部可采煤层的顶板岩性较为稳定。

4）矿井瓦斯、煤尘爆炸危险性、煤层自燃倾向性因素

（2）首采煤层的采煤方法选择

根据上述因素，结合煤层倾角及构造赋存特点，设计采用走向长壁后退式采煤法，采煤工艺采用机采，采用全部垮落法管理顶板。

2、采煤工艺及机械配备

（1）工作面设备选型

1）采煤机的选型和生产能力计算

①采煤机选型的主要原则

A：

采煤机所允许的煤质硬度，必须大于煤及夹矸的硬度系数f。

B：

采煤机过断层或割夹矸时需要有足够大的电机功率，以防长期达到额定功率引起烧电机现象。

C：

与刮板输送机、液压支架要有合理的机械和空间配套关系。

采煤机的最小采高应大于支架的最小支撑高度200～300mm，采煤机的最大采高应小于支架的最大支撑高度的200～300mm。

D：

一般在厚度小于0.8m的煤层中，宜采用爬底板采煤机；在0.8～1.3m的煤层中可采用骑溜式或爬底板采煤机；在大于1.3m的煤层中，宜采用骑溜式采煤机。

普采工作面，当采高1.1～1.9m时，一般选用单滚筒采煤机；当采高1.3～2.5m时，可采用大功率单滚筒或双滚筒采煤机；综采工作面采用大功率双滚筒采煤机。

锚链式采煤机适用于倾角0º～35º的回采工作面；无链齿销式适用于倾角0º～55º的回采工作面

E：

保证实际所需要的生产能力。

②采煤机选型

A：

采煤机牵引速度计算

按采煤机上、下行均割煤，自开缺口（即采煤机往返一次割两刀）进行计算。

V=

Q

×（L+l）

（L×H×B×γ）×T×60

式中：

V——采煤机牵引速度，m/min；

Q——日产量，按909t/d考虑；

L——工作面长度，按120m计算；

H——煤层平均采高，1.77m；

B——截深，0.6m；

γ——煤的容重，1.50t/m3；

T——工作面设备开机时间，日开机率按40%计算；

l——开缺口空刀距离，25m。

首采层M2+5号煤层平均厚1.77m，容重1.5t/m3。

设计按平均厚度进行采煤机选型。

则：

V=

909

×（100+25）

120×1.77×0.6×1.5×9.6×60

＝1.03m/min

B：

采煤机功率计算

N＝

60×B×H×V×HW

3.6

式中：

N——采煤机功率，kW；

HW——能耗系数，按1.1～4.4选取，根据煤质硬度系数、夹矸及煤层倾角情况，本设计取HW=4.0。

则：

N＝60×0.6×1.77×1.03×4.0/3.6

＝72.924kW

C：

采煤机生产能力计算

Q＝60×H×B×γ×c×n×V×K

式中：

Q——采煤机生产能力，t/h；

c——工作面回采率，取0.95；

n——机组作业方式系数，取1。

K-采煤机总时间利用系数,一般取0.4；

V___采煤机牵引速度:

0～5.5m/min，一般取3；

则：

Q＝60×1.77×0.6×1.5×0.95×1×3×0.4

＝108.96t/h.

根据采煤机选型的主要原则，以及采煤机生产能力、功率、牵引速度的计算结合该煤矿主要开采煤层赋存特征，工作面选用MG150-AW型双滚筒采煤机，采煤机技术参数为：

采煤机型号:

MG150-AW

采高:

1.1～2.5m

煤的硬度系数:

f≤3.0

倾角:

<30度

截深:

0.6m

滚筒直径:

1.25m

牵引速度:

0～5.5m/min

生产能力：

100～200吨/小时

牵引方式:

无链牵引（液压）

滚筒中心距：

6574mm

机面高度：

887mm

卧底量：

195mm

牵引力:

250kN

电机功率:

150kW，电压660V

外形尺寸:

5708×906×580mm（长×宽×高）

机器重量：

约18吨

喷雾方式:

内外喷雾

耗水量/水压：

30L/min，2.5MPa

2）刮板输送机的选型

①工作面刮板输送机选型的主要原则

A：

满足同采煤机生产能力相适应的生产能力；

B：

与工作面长度相适应的运输机长度；

C：

同采煤机、支架之间合理的机械配套关系。

②刮板输送机的选型

按采煤机生产能力计算刮板输送机的运输能力

Q=60×V×H×B×γ×K1×K2×K3×K

式中：

Q——小时运输能力，t/h；

K1——装载不均匀系数，1.5；

K2——采煤机和运输机同向运输时的修正系数，1.07；

K3——运输倾角和运输方向的系数，0.7。

K——采煤机总时间利用系数,一般取0.4；

其它符号如前面所述。

则：

Q=60×3×1.77×0.6×1.5×1.5×1.07×0.7×0.4

＝128.86t/h

回采工作面刮板运输机选择SGB630/150C型可弯曲双链刮板输送机，运输能力为200t/h，能满足运输要求。

煤层瓦斯含量经验公式：

式中：

Wx－在P、t条件下的吸附瓦斯含量，m3/t；

WY－在P、t条件下的游离瓦斯含量，m3/t；

Af－煤中灰分，％；

Wf－煤中水分，％；

Vr－煤中挥发分，％；

fn－煤的孔隙率，％；

en－温度系数；

e－自然对数底；

a=2.4+0.21Vr

b=1-0.004Vr

－煤的容重，t/m3；

P－煤层瓦斯压力，Mpa，P＝（2.03～10.13）H，H为垂深（m），kpa；P＝7H（根据表4－1－1中的埋深和瓦斯压力，计算出瓦斯压力系数在2.16～6.55）；

t－温度，℃；

KY－相对于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数；

根据煤层瓦斯含量经验公式计算矿井M2+5煤层开采到+1354m标高时瓦斯含量：

　　p=（2.03～10.13）H÷1000=7×560/1000＝3.92MPa（M2+5煤层在+1354m标高时的最大埋深，为560m）

＝2.4＋0.21×22.87＝7.20

r＝1－0.004×22.87＝0.91

1/en----温度系数,按20℃查表取值：

0.747

Wy=（5×3.92）÷（9.8×1.05×1.5）=1.25m3/t

M2+5煤层最低开采标高的瓦斯含量：

Wx+Wy=13.59＋1.25＝14.84m3/t

、矿井瓦斯涌出量

（1）煤的残存瓦斯量计算

纯煤残存瓦斯含量按《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006）表采用插值法表取，结果见表4-1-5。

Wc－运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t；

—纯煤的残存瓦斯含量，m3/t·r；

Af－煤中灰分，％；

Wf－煤中水分，％；

Vr－煤中挥发分，％；

表4-1-5煤层残存瓦斯含量计算表

（2）未抽放前矿井瓦斯涌出量

根据《矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018－2006）》标准，采用分源预测法对矿井的相对瓦斯涌出量进行预测。

当开采M2+MM30号煤层时，矿井瓦斯涌出量为：

①回采工作面相对瓦斯涌出量预测

q采＝Kn×（q1＋q2）

q1＝K1×K2×K3×

×（Wo-Wc）

q2＝

×

×ηi

式中：

q采－回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；

Kn－瓦斯涌出不均衡系数，取1.2；

q1－开采层相对瓦斯涌出量m3/t；

q2－邻近层相对瓦斯涌出量m3/t；

K1－围岩瓦斯涌出系数，1.1~1.3；本设计取1.3；

K2－工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数计算；K2=1/0.97=1.03；

K3－采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，K3=（L-2h）/L；

h－巷道预排瓦斯带宽度值，11m；

L－工作面长度，120m；

m－开采层厚度，1.77m；

mi－第i个邻近层煤层厚度，1.18m、1.00m、1.33m；

M－工作面采高，1.77m；

Wo－煤层原始瓦斯含量8.35m3/t，经过以上计算得各煤层原始瓦斯含量。

Wc－运出矿井后煤的残存瓦斯含量，1.25m3/t；

Woi－第i个邻近煤层原始瓦斯含量，9.74、9.6、12.36m3/t；

Wci－第i个邻近煤层运出矿井后煤的残存瓦斯含量，1.46、1.27、1.75m3/t；

ηi－第i个邻近层瓦斯排放率，％；M2+5号与M10号煤层之间的层间距为31m，η＝20％；M15号与M2+5号煤层之间的层间距为54m，η＝2％；

q1＝1.3×1.03×0.82×

×（8.35-1.25）=7.8m3/t

q2=（9,74-1.46）×

×0.2+（9.1-1.27）×

×0.02＝1.19m3/t

q采＝1.2×（7.8＋1.19）＝10.79m3/t

经过以上公式计算，q采＝10.79m3/t

②掘进工作面瓦斯涌出量预测

q掘＝Kn×（D×v×qo×（2

-1）+S×v×γ×（Wo-Wc））

式中：

q掘－掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；

Kn－瓦斯涌出不均衡系数，取1.2；

D－巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m；对于薄及中厚煤层，D=2m，对于厚煤层，D=2h＋b，h及b分别为巷道的高度和宽度；

m－开采层厚度，1.77m；

v－巷道平均掘进速度，0.0028m/min；

L－巷道长度，424m；

qo－煤壁瓦斯涌出强度，（m3/（m2.min））；qo＝0.026[0.004（Vr）2+0.16]×Wo

Vr－煤中挥发分含量，22.9％；

S－掘进巷道断面积，8.4m2；

γ－煤的密度，1.45t/m3；

qo＝0.026[0.004（Vr）2+0.16]×Wo＝0.026×[0.004×（22.9）2＋0.16]×8.35＝0.08

q掘＝1.2×（3.54×0.0028×0.08×（2

－1）+8.4×0.0028×1.5×（8.35－1.45））=1.04m3/min

经过以上公式计算，q掘＝1.04m3/min。

③生产采区瓦斯涌出量

q区＝

q区－生产采区相对瓦斯涌出量,m3/t；

k－生产采区内采空区瓦斯涌出系数,取1.25；

q采i－第i个回采工作面相对瓦斯涌出量,m3/t；

Ai－第i个回采工作面的日产量,820t；

q掘i－第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m3/t；

A0－生产采区平均日产量,909t；

q区＝1.25×（10.97×820＋2×1440×1.04）/909＝16.3m3/t

经过以上公式计算，q区＝16.3m3/t。

④矿井瓦斯涌出量

q井＝Kn×

q井－矿井相对瓦斯涌出量,m3/t；

Kn－瓦斯涌出不均衡系数，取1.1；

k－已采采空区瓦斯涌出系数,取1.25；

q采i－第i个生产采区相对瓦斯涌出量,m3/t；

A0i－第i个生产采区平均日产量,909t；

Q矿＝1.1×1.25×（16.3×909）/909＝22.4m3/t

经过以上公式计算，q井＝22.4m3/t。

⑤矿井瓦斯涌出量

因此，开采M2+5号时，采煤工作面的相对瓦斯涌出量为10.79m3/t，掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为1.04m3/min，矿井的绝对瓦斯涌出量为22.4m3/min，相对瓦斯涌出量为14.5m3/t。

1、风量计算

矿井以一个机采工作面达到设计生产能力30万t/a，根据《煤矿安全规程》第103规定：

矿井需要的风量，按下列要求分别计算，并取其最大值。

（1）按最大班下井人数计算

Q矿进=4×N·K矿通

式中：

Q矿进—矿井总供风量，m3/s；

N—井下同时工作的最多人数，按50人计算；

K矿通—矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，取K=1.25；。

Q矿进=4×50×1.25=500m3/min=4.16m3/s。

（2）按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量计算

1）采煤工作面风量计算

①按采煤工作面绝对瓦斯涌出量计算：

采煤工作面按绝对瓦斯涌出量计算风量的公式为：

矿井通风容易时期和矿井通风困难时期：

Q=100q绝k=100×5.879×1.6=506.8m3/min=15.67m3/s

式中:

q绝————采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；根据预测结果，经抽采达标后一采区开采时采面的相对瓦斯涌出量为：

9.96m3/t，则绝对瓦斯涌出量为：

9.96×850/1440＝5.879m3/min；

K————瓦斯涌出不均衡系数，机采工作面可取1.2～1.6，取1.6；

②按最大班出勤人数计算

Q=4N=4×30

=120m3/min=2.0m3/s

式中:

N——工作面最大班出勤人数

③按工作面温度计算

矿井通风容易时期：

Q采＝Vc·Sc·Ki=1.0×4.002×1.1=4.402m3/s

矿井通风困难时期：

Q采＝Vc·Sc·Ki=1.0×4.83×1.1=5.313m3/s

式中:

Vc——工作面风速，1.0m/s；

Sc——工作面平均断面，矿井通风容易时期为开采M59号煤层时，为4.002m2（采高×（最大控顶距＋最小控顶距）/2=0.87×（5.2+4）/2=4.002），矿井通风困难时期为开采M107号煤层时，为4.83m2（采高×（最大控顶距＋最小控顶距）/2=1.05×（5.2+4）/2=4.83）；

Ki：

工作面长度系数，取1.1。

④按风速验算

矿井通风容易时期：

Qmin=15s=15×4.002=60.03m3/min=1.0m3/s

Qmax=240s=240×4.002=960.48m3/min=16m3/s

矿井通风困难时期：

Qmin=15s=15×4.83=72.45m3/min=1.2m3/s

Qmax=240s=240×4.83=1159.2m3/min=19.32m3/s

式中:

Sc——工作面平均断面，矿井通风容易时期为4.002m2，矿井通风困难时期为4.83m2；

综合上述计算，矿井通风容易时期和矿井通风困难时期采煤工作面按Q采=15.67m3/s配风。

2）掘进工作面风量计算

①按绝对瓦斯涌出量计算

掘进工作面按绝对瓦斯涌出量计算风量的公式为：

矿井通风容易时期和矿井通风困难时期：

Q=100q绝k=100×0.528×2.0=105.6m3/min=1.76m3/s

式中:

q绝———掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；根据预测结果，经抽采达标后一采区开采时掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为：

0.6m3/min；

②按最大炸药消耗量计算

Q=25A=25×4

=100m3/min=1.67m3/s

式中：

A——掘进工作面最大炸药消耗量，约4Kg。

②按工作面最大班出勤人数计算

Q=4N=4×10

=40m3/min=0.7m3/s

式中：

N——掘进工作最大班出勤人数，取10人

③按局部通风机实际风量计算

Q掘=Q扇×I＋60×0.25S

式中:

Q掘————掘进工作面实际需风量，m3/min

Q扇————局部通风机实际吸风量，m3/min

I————局部通风机台数，台

S————局扇安装处至工作面回风流处断面，取7.7m2；

矿井通风容易时期和矿井通风困难时期：

Q掘＝520×1+60×0.25×7.7=694m3/min=10.59m3/s

掘进工作面采用FBD6.3/2×30型局部通风机压入式供风，其风量为430～520m3/min。

④按风速验算

Qmin=15S=15×7.7

=115.5m3/min=1.93m3/s

Qmax=240S=240×7.7

=1848m3/min=30.8m3/s

式中:

S——掘进工作面断面，7.7m2

综合上述计算，掘进工作面按取Q=10.59m3/s配风。

3）硐室风量计算

①矿井通风容易时期

设计有一个独立通风硐室，一个为消防材料硐室；配风2.0m3/s。

②矿井通风困难时期

设计有三个独立通风硐室，一个为变电所，配风2.0m3/s；一个为水泵房，配风2.0m3/s；一个为消防材料硐室；配风2.0m3/s。

4）瓦斯抽放巷

①容易时期

布置两条瓦斯抽放巷。

根据《煤矿瓦斯抽放规范》的要求，瓦斯抽放巷的风速不得低于0.5m3/s，因此，每条瓦斯抽放巷Q抽＝0.5×5.6＝2.8m3/s。

因此，瓦斯抽放巷共计配风：

2×2.8＝5.6m3/s。

②困难时期

布置三条瓦斯抽放巷。

根据《煤矿瓦斯抽放规范》的要求，瓦斯抽放巷的风速不得低于0.5m3/s，因此，每条瓦斯抽放巷Q抽＝0.5×5.6＝2.8m3/s。

因此，瓦斯抽放巷共计配风：

3×2.8＝8.4m3/s。

5）备用工作面

①容易时期

煤层埋深较浅，瓦斯含量较低，预抽瓦斯时间较短，不需布置备用工作面。

②困难时期

煤层埋深较深，瓦斯含量较高，预抽瓦斯时间较长，布置一个备用工作面，其风量Q备≥0.5Q＝0.5×15.67＝7.835m3/s

6）分别法，按各需风地点实际需风量计算

矿井风量：

Q＝（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它）×K矿

式中：

ΣQ采——采煤工作面所需风量之和；

ΣQ掘——掘进作面所需风量之和；

ΣQ硐——各独立供风硐室所需风量之和；

ΣQ其它——其它行人和维护巷道所需风时之和，根据该矿的开拓及巷道布置，取（ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐）的5％。

矿井通风容易时期：

∑Q其它=（15.67+10.59×2+2+5.6）×5％=2.22m3/s

矿井通风困难时期：

∑Q其它=（15.67+10.59×2+3×2+8.4+7.835）×5％=2.95m3/s；

K矿————矿井通风系数（包括矿井内部漏风和配风不均匀系数），取1.25。

矿井通风容易时期：

Q=（15.67+10.59×2+2+5.6+2.22）×1.25=58.33m3/s

矿井通风困难时期：

Q=（15.67+10.59×2+3×2+8.4+7.835+2.95）×1.25=77.54m3/s

所以，矿井通风容易时期Q＝59m3/s和矿井通风困难时期总风量按Q＝78m3/s配风。

5）风量分配：

风量分配见表4－2－1。

表4-2-1风量分配表

供风地点

容易及投产时期需风量m3/s

困难时期需风量m3/s

回采工作面

18

18

回采工作面（备用）

0

9

掘进工作面（2个）

13×2

13×2

硐室

3

3×3

瓦斯抽放巷

6

9

其它

6

7

合计

59

78

2、通风阻力

矿井通风摩擦阻力采用下式计算：

（Pa）

式中：

Α—摩擦阻力系数，（NS2/m8）；

--巷道长度，（m）；

q--通过巷道的风量，（m3/s）；

s--巷道净断面，（m2）；

p--巷道净周长，（m）；

矿井通风容易时期时期需风量为51m3/s，通风阻力为238.5Pa；矿井通风困难时期时期需风量为66m3/s，通风阻力为896.9Pa。

3、矿井通风等积孔

（m2）

式中：

A--全矿井等积孔，（m2）；

Q--矿井需风量，（m3/s）；

h--全矿井通风阻力，（Pa）；

矿井通风容易时期等积孔：

A＝1.19×Q/

＝1.1