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文本内容:
1矿区概述及井田地质特征
1.1矿区概述
1.
1.1矿区地理位置桃园井田位于淮北平原中部,区__势平坦,大多为农田,朱曹王庄位于区内,人口较多,采区范围__面标高+
22.99~+
24.9m,人工沟渠较多,有二沟、三沟、四沟流经本区,进矿公路穿过其间本矿北距宿州市约12km,淮北市约70km南距蚌埠市75km京沪铁路从东北部穿过且附近有宿县凌家桥西寺坡三个车站宿蚌206国道公路自南经西侧穿过交通极为便利如图
1.1所示供电本矿位于宿县矿区南部,矿井供电从南坪220/110/35kv专用供电.
1.
1.2矿区气候条件本区属季风暖温带湿润气候,年降水量平均900mm左右,无霜期约200天,年平均温度15℃,最高气温40℃,最低气温-23℃,土壤冻结深度150mm据史料记载,本区属于4~6级地震区,地震烈度为7级
1.
1.3矿区的水文情况浍河从本区以南约
2.5km处流过,为常年有水河流在工业__和工人村附近作过洪水位调查,最高洪水位出现在1963年,位于曹家小队村西洪水一般在暴雨后形成,低洼处积水一般
0.20~
0.50m,雨后1~3天即可退落
1.2井田地质特征矿井范围南以皖北矿物局祁南矿为界,北以煤层边界为界,西以煤层露头为界,东以煤层-1250标高为界,东部开采边界有扩大的可能,因为煤层赋存较深有可能有未探明的储量,水平投影线,呈类似矩形井田走向长度为
7.91-
8.23km,平均走向长度为
8.1km,倾斜宽为
2.86-
3.22km,平均为
3.1km,平均倾角为18度,井田水平宽度为
2.71-
3.04km,水平__为
23.24km
21.
2.1煤系地层本区为巨厚松散层覆盖的隐蔽煤田,新生界松散层厚
278.7~
288.38米,平均
284.33m地层由老到新有奥陶系、石炭系、二叠系、第三系和第四系区内煤岩层基本为走向南北、倾向东的单斜构造,煤层倾角16°~20°,由南向北逐渐变大,大多在18°左右,产状变化不大
1.
2.2水文地质特征1矿井含、隔水层(组、段)水文地质特征1新生界松散层含、隔水层(组、段)水文地质特征本区含煤地层均被新生界松散层所覆盖,松散层由第四系和上第三系组成,其厚度受古地形控制松散层两极厚度275~
288.4m,平均厚
284.3m通过松散层岩性组合特征及水文地质特征,可分为四个含水层(组)和三个隔水层(组),现自上而下分述之1第一含水层(组)一般自地表垂深3~5m起,底板埋深
25.00~27m,平均26m岩性主要由浅黄色少量浅灰色粉砂,粘土质砂、细砂夹4~8层粘土或砂质粘土组成近地表为褐黑色耕植土壤,呈疏松状,含钙质砂礓结核垂深20m左右普遍发育有一层灰黑色富含腐植质的粘土或砂质粘土,厚约1~
1.5m,含螺蚌化石或碎片该组上部为潜水,下部水具弱承压性,为一复合型潜水~弱承压含水层(组)2第一隔水层(组)底板埋深34~39m,平均埋深
36.5m隔水层厚9~12m,平均
10.5m岩性由暗黄色、浅黄色中厚~薄层状粘土或砂质粘土夹1~2层砂或粘土质砂组成,富含钙质或铁猛质结核粘土或砂质粘土粘性好,塑性较强,一般隔水性能较好,但在局部地带隔水层较薄,使其具有弱透水性3第二含水层(组)底板埋深68~99m,平均埋深
83.5m层厚34~60m,平均47m岩性以褐黄、棕黄色细砂、粉砂为主,本组为一孔隙型复合承压含水层二含与一含在水08孔和82孔进行了混合抽水,另外在补67孔单独对二含进行了抽水,S=
28.03m,q=
0.00425L/s.m,含水性较弱,k=
0.014m/d,静止水位标高为+
21.64m,水质类型为HCO3-Na.Mg型,矿化度
0.59g/L,PH值
7.7,全硬度
16.01德国度4第二隔水层(组)底板埋深96~104m,平均埋深
102.6m层厚5~28m,平均厚
19.1m岩性由棕黄色、浅棕红色粘土、砂质粘土夹1~2层薄层砂层组成,隔水层一般塑性好,膨胀性强,结构致密,分布较稳定,隔水性能一般较好5第三含水层(组)底板埋深156~172m,平均埋深
166.6m层厚60~68m,平均64m岩性由棕黄色、灰白色中砂、细砂、粉砂夹粘土或砂质粘土组成,砂层呈松散状,分选较好,单层厚度较大,主要矿物成分为石英,次为长石及云母片本组中上部一般含有1~3层透镜状钙质胶结的砂岩(盘),厚1~3m,较坚硬,局部有溶蚀现象下部砂层质不纯,含泥质量增高据水08孔对三含抽水试验资料,S=
16.51~
12.18m,q=
0.493~
0.555L/s.m,k=
1.21~
1.31m/d,静止水位标高+
21.85m,水质类型为HCO
3.SO4-Na.Ca型,矿化度为
0.98g/L,全矿度为
25.42德国度6第三隔水层(组)底板埋深269~276m,平均埋深
274.6m层厚103~113m,平均108m主要岩性为灰绿色、棕红色粘土和砂质粘土,间夹1~7层砂层粘土质纯细腻,具45°静压滑面,粘土塑性指数
17.7~
37.8,砂质粘土的塑性指数为
8.3~
15.3本组上部岩性质纯,局部呈半固结状,中下部粘土可塑性好,膨胀性强,部分地带钙质含量高,有钙质粘土或泥灰岩分布三隔分布广泛,沉积稳定,厚度大,是矿内重要的良好的隔水层(组),由于它的存在,使其以上的各含水层及地表水、大气降水与其下的四含和煤系水失去水力__7第四含水层(组)底板埋深275~
288.4m,平均埋深
284.3层厚
4.95~
13.87m,平均
9.7m岩性较复杂,有砾石、砂砾、半胶结砾岩、粘土质砾石、砂层及粘土质砂等,其间夹有1~6层薄层状粘土夹砾石、粘土、砂质粘土,钙质粘土及泥灰岩等隔水岩层据水
08、水
04、补51和4-56四孔抽水资料,S=
33.82~
47.11m,q=
0.00106~
0.166L/s.m,k=
0.009~
0.54m/d据工广内的94观1孔观测,目前水位已降至-86米水质类型为HCO
3.SO4-Na或SO
4.Cl-Ca.Na型,矿化度为
1.015~
2.42g/L2)二迭系主采煤层间含、隔水层(段)14~6煤间隔水层(段)此层段间距为70~90m,以灰色泥岩、粉砂岩为主,夹1~3层薄层砂岩岩性致密完整,裂隙不发育,穿过此层段的钻孔只有个别孔发现冲洗液消耗量大的现象,此层段隔水岩层厚度较大,隔水性能较好26~9煤间含水层(段)此层段间距60~80m
61、
71、82煤层为可采煤层7煤、8煤的顶底板岩性主要为砂岩、泥岩、粉砂岩,个别地带有岩浆岩侵入有砂岩1~4层,厚度20~30m精查勘探时,在710孔对7~8煤组砂岩含水层进行了抽水试验,S=
31.43m,q=
0.00359L/s.m,k=
0.0078m/d矿化度为
2.03g/L水质类型为SO
4.Cl.HCO3-Na.Ca.Mg型39煤~10煤上隔水层(段)此层段间距一般60m左右,主要岩性为泥岩、粉砂岩夹1~2层砂岩在9煤下15m左右矿内普遍有一层铝质泥岩(K2)和粉砂岩,岩性致密,厚度较大该层段分布稳定,隔水性能良好410煤顶、底板砂岩裂隙含水层(段)10煤顶、底板砂岩较为发育在构12孔附近6m处施工的补26孔对此层位进行了抽水试验S=
38.87m,q=
0.0949L/s.m,k=
0.45m/d矿化度为
2.08g/L水质类型为SO
4.Cl-Na.Ca型510煤下至太原组一灰顶隔水层(段)该层段岩性以泥岩粉砂岩为主,夹1~2层砂岩,部分钻孔见有砂泥岩互层及海相泥岩,其岩性致密,厚度较大本区及附近有6个钻孔揭露,厚度
55.04~
62.73m,平均厚
59.41m开采10煤时,此层段能起到一定隔水作用3)太原组灰岩岩溶裂隙含水层(段)本段含灰岩11层,单层厚度
0.39~
19.04m,以第
三、
四、五层和第
八、十一层灰岩最厚,太原组总厚约135m,灰岩厚度占全组厚度的40%左右第一至第四层灰岩处于浅部露头带岩溶裂隙发育,含水丰富,且水动力条件较好,因此在开采10煤层时,一至四灰水是其主要的补给水源据83孔对太灰抽水试验,S=
5.44~
13.49m,q=
1.924~
1.189L/s.m,k=
1.74~
1.18m/d水位标高-50m水质类型为SO4-Ca.Na型矿化度为
2.45g/L据95观1孔观测,水位标高-50m依据补66孔资料,该处隔水层厚
62.7m,水压58Kg/cm2,10煤层按综采考虑,计算突水系数为
1.054)奥陶系石灰岩岩溶裂含水层(段)区域厚度500多米,矿井内揭露最大厚度
20.03m,据98观1孔抽水试验资料,S=
5.88~
7.71m,q=
1.59L/s.m,k=
1.92m/d水质类型为SO4-Ca.Na型矿化度为
1.282g/L奥灰水具有水压高,水量大的特征,是矿井开采的重要安全隐患之一5)各含水层的补给、迳流、排泄、水力__及矿坑主要充水因素分析1新生界第
一、第
二、三含水层(组)本区由于有分布稳定,隔水性能良好的三隔的存在,使
一、
二、三含水层水与煤系水失去水力__2第四含水层(组)四含直接覆盖在煤系地层之上,与下伏各含水层均有一定的水力__,(主要在各基岩含水层露头带)煤矿开采以后,四含水已通过浅部裂隙带和塌陷露头带渗入矿坑,四含水位已明显下降,工广内的94观1孔水位已降至-86m总体上看,本区四含厚度较小,水平迳流及补给微弱3二迭系主采煤层间砂岩裂隙含水层(段)二迭系岩性一般较致密,砂岩裂隙不发育,渗透性弱,主要受区域层间迳流补给,同时浅部露头带接受新生界四含水缓慢入渗补给由于井巷的开拓和煤层的开采,二迭系砂岩裂隙水以突水、淋水和涌水的形式向矿坑排泄由于区域范围内二迭系含水层补给水源缺乏,水平迳流微弱,以静储量为主,故本区二迭系含水层水对本区开采影响不大4太灰、奥灰岩溶裂隙含水层(段)以层间迳流、补给为主,在浅部露头带接受四含水的补给,区域范围内迳流、排泄、补给明显北二采区开采10煤层已多次发生底板突水,太灰水是矿井充水的最主要水源2矿井涌水量本矿井最大涌水量为670m3/时,正常涌水量为300m3/时
1.3煤层特征
1.
3.1可采煤层本矿井可采煤层有
6、
72、
8、10四个煤层,52煤为局部可采煤层,72煤、10煤为本区主采煤层,63煤全区不可采其煤层特征见表1-11可采煤层特征152煤层位于下石盒子组中上部,煤厚0~
1.76m,平均厚
0.72m,可采指数
0.57m,煤厚变异系数
57.1%,煤层结构较简单,局部含一层夹矸,夹矸厚0~
0.05米,顶底板为泥岩综上所述52煤为结构较简单,局部可采的极不稳定煤层26煤层位于下石盒子组中下部,上距52煤20m左右,煤厚0~
1.11m,平均厚
0.75米,可采指数
0.8,煤厚变异系数
47.7%,区内可采,煤层结构简单,顶底板为泥岩综上所述,61煤为结构简单,大部分可采的不稳定薄煤层372煤层位于下石盒子下部,煤层厚度
2.65~
3.68m,平均厚
3.5m,由北向南煤层逐渐变薄,可采范围主要布在6-7线以北,煤层结构简单,煤层稳定,可采性指数
1.0,煤厚变异系数16%,直接顶为粉砂岩,直接底板为泥岩综上所述,72煤层为全区可采,结构简单较稳定中厚煤层48煤层位于下石盒子组下部,上距72煤22m,厚度0~
2.32m,平均厚
0.6m,煤层由北向南逐渐变薄,直至尖灭,煤层结构较简单,可采性指数
1.0,煤厚变异系数37%直接顶板为中粒砂岩,底板为泥岩综上所述,82煤层为大部分可采,结构较简单较稳定薄煤层510煤层位于山西组,上距82煤105m,为本区主要可采煤层,全区稳定可采,煤厚
2.42~
3.58m,平均厚
3.2m10煤层可采性指数为1,煤厚变异系数为12%煤层含一层夹矸,夹矸为泥岩,厚0~
0.57m直接顶多为中粒砂岩,局部地区在中粒砂岩下有一层泥岩,直接底板为泥岩综上所述,
72、10煤层为全区可采,结构较简单的较稳定中厚煤层下面的设计只针对这两层煤表1-1可采煤层特征表煤层层间距厚度/m变异系数1%稳定类型顶、底板主要岩性最大~最小平均/m最大~最小平均/m520~
1.
760.
7257.1极不稳定顶板泥岩、粉砂岩底板泥岩为主
610.2~
28.10~
1.
110.
7547.7极不稳定顶板泥岩为主底板以泥岩为主207298~
1182.65~
3.
683.516较稳定顶板砂岩、粉砂岩底板砂岩、粉砂岩
102.4820~
30.20~
2.
320.637极不稳定顶板为中粒砂岩底板为泥岩
221063.0~
115105.
22.42~
3.
583.212稳定顶板泥岩、粉砂岩为主底板砂岩、细砂岩
2、岩石力学性质各煤层顶底板力学试验成果见下表1-2表1-2各煤层顶底板力学试验成果煤层号顶底板岩石名称抗剪强度MPa抗压强度MPa单向抗拉强度MPa30º45º正应力剪应力正应力剪应力自然状态平均变异范围平均变异范围平均变异范围平均变异范围平均变异范围平均变异范围72顶板粉砂岩~泥岩
65.
634.5~
116.
331.
71.0~
2.0中砂岩
3.
42.3~
4.
35.
74.1~
7.
314.
813.8~
15.
714.
813.8~
15.
7165.
8105.4~
219.
43.
73.5~
3.9底板泥岩粉砂岩
41.
340.5~
42.010顶板粉砂岩~泥岩
12.
04.7~
22.
220.
98.2~
38.
628.
628.
661.
029.0~
95.
52.
41.1~
5.4底板砂岩、细砂岩
10.
56.3~
18.
518.
110.9~
31.
826.
123.9~
31.
526.
123.9~
31.
590.
442.2~
136.
81.
81.1~
2.
21.
3.2煤的特征本区可采煤层为低变质气煤,煤种牌号单一,煤质各项指标变化较小1煤的物理性质褐黑色~黑色,沥青~玻璃光泽,局部暗煤和亮煤互成条带状,各煤层多为阶梯状断口,少数可见贝壳状断口52煤以碎块状为主;61煤以粉末状和碎块状为主;8煤以粉末状为主,煤层较软;
72、10煤成块状,硬度较大2煤岩特征有机组分以凝胶化基质为主,其次是丝炭化物质及少量角质物质形状为条带状,少量为块状,并保存有较明显的木质__,属腐植煤类各煤层以亮煤为主,暗煤次之,其中上部煤组暗煤含量大于下部煤组宏观煤岩类型属半暗~半亮型煤矿物杂质以泥质粘土物质为主,呈单独块状和分散存在,少数呈浸染状分布,并含有微量粒状和脉状黄铁矿以及碳酸盐类变质阶段大部分为气煤3煤的化学性质1)有害组分各煤层的有害组分见下表表1-3煤层有害组分统计表煤层M.ad%A.d%St.d%P.d%52原煤
1.57-
2.
362.
0817.92-
24.
3620.
10.17-
0.
310.
240.006精煤
1.45-
2.
041.
739.2-
12.
2510.246原煤
1.15-
2.
361.
7522.59-
22.
8322.
710.
190.005精煤
1.55-
2.
311.
938.82-
9.
08.9172原煤
1.8-
2.
472.
016.95-
51.
9829.
250.19-
0.__
0.
390.004精煤
0.97-
2.
531.
617.58-
11.
239.
520.00168原煤
1.81-
2.
121.
9719.06-
25.
1422.
10.44-
0.
70.
540.005精煤
1.63-
1.
941.
798.68-
13.
4311.
550.001910原煤
0.7-
1.
791.
1514.93-
40.__
21.
50.45-
0.
70.
590.003精煤
1.25-
1.
981.
385.75-
11.
388.21水分各煤层原煤水分含量相差不大,平均值多在
1.50%~
2.00%之间精煤分析样水分含量一般较原煤低2灰分a灰分产率52煤、61煤、
8、10煤层为中灰煤72煤层原煤灰份高,灰分产率平均在29%以上各煤层精煤灰分产率大大低于原煤,平均多在8%~11%之间b灰成分及灰熔点各煤层灰成分基本相同,主要以酸性化合物的SiO2和Al2O3为主,次为碱性化合物Fe2O3及CaO,少量MgO、SO
3、TiO2,其中10煤层灰成分中SO3含量较其它煤层高,主要由其沉积环境所致各煤层灰成分组成见下表表1-4煤层灰成分统计表煤层SiO2%Al2O3%Fe2O3%CaOMgO%SO3%
5252.52-
55.
1853.
8029.63-
33.
5531.
142.85-
6.
584.
812.24-
4.
673.
600.51-
0.
900.
720.98-
2.
051.
37655.84-
58.
7057.
2730.40-
32.
7331.
573.34-
4.
253.
801.74-
2.
692.
220.57-
0.
590.
580.70-
0.
920.
817253.32-
57.
5455.
9726.17-
30.
6928.
075.23-
7.
076.
292.96-
4.
613.
650.47-
1.
380.
862.74-
2.
942.
83847.66-
49.
7248.
6930.70-
33.
0731.__
3.26-
7.
795.
413.99-
8.
786.
610.25-
1.
851.
151.86-
5.
383.
181042.25-
58.
0749.
9020.88-
32.
6326.
265.12-
8.
946.
652.64-
11.
776.
880.40-
4.
781.
332.08-
6.
523.953硫分本区
82、10煤平均硫分含量多在
0.4~
1.00%之间属低硫分煤其余煤层平均硫分含量
0.50%属特低硫分煤硫含量较高的煤层测试样中以无机硫为主,经洗选后,精煤硫含量明显下降4磷(P.d)各煤层磷含量均≤
0.01%,属特低磷煤5挥发分(Vdaf)本区各煤层挥发份产率Vdaf850℃平均值多在34%-40%之间,属高挥发份煤表1-5煤层挥发份产率统计表煤层5261718310Vdaf%
34.9-
38.
3936.
736.17-
36.
6236.
420.52-
37.
6732.
5234.13-
46.
0539.
2335.3-
39.
7937.394煤的工艺性能1发热量各煤层原煤发热量情况见下表表1-6煤层原煤发热量统计表单位MJ/kg煤层Qb.dQb.adQb.daf级别名称备注
5228.33-
28.
7428.
5427.88-
28.
0827.
9834.5-
35.
0134.78中高热值煤
626.15-
26.
4226.
2925.8-
25.
8525.
8333.8-
34.
1334.01中高热值煤
7224.04-
31.
0727.
1823.74-
30.
7426.
7933.48-
35.
6234.42中高热值煤邻区资料统计结果
8215.28-
28.
0321.
6615.01-
27.
4421.
2330.84-
36.
6433.74中高热值煤
1019.16-
29.
4326.
2119.03-
28.
9126.
0632.41-
34.
634.11中高热值煤综上所述,本区各煤层属中灰~富灰、低硫、特低磷、中等粘结性、中高发热量煤,其灰分属高熔~难熔灰分
1.
3.3其它有益矿产1铝质泥岩对本矿井8煤下铝质泥岩取样化验结果为Al2O3含量为25~49%,平均36%,未达到工业品位,而对铝质泥岩的利用产生极为有害影响的Fe2O3的含量平均可达9%,最高甚至高达38%故本矿铝质泥岩在现阶段没有开采利用价值2微量元素(Ga、Ge)本矿对煤层及铝质泥岩均进行了镓、锗的测定,结果表明,煤中镓含量为
0.0008~
0.0045%,没有达到工业品位,而铝质泥岩中镓含量为
0.0027~
0.0073%,部分达到了工业品位,煤与铝质泥岩中锗含量为
0.13~
3.181ppm,均未达到工业品位
1.
3.4瓦斯,煤尘及自燃1)瓦斯根据精查地质报告的瓦斯地质资料,分析本矿井为高瓦斯矿井,瓦斯涌出量较大约为
12.58m3/t所以在矿井开采时要做好瓦斯防治工作2)煤尘和煤的自燃根据试验资料井田各煤层属于不自燃发火危险的煤层但各煤层均有煤尘__的危险性__指数为26%2井田境界与储量
2.1井田境界矿井范围南以皖北矿务局祁南矿为界,北以煤层边界为界,西以煤层露头为界,东以煤层-1250标高为界,东部开采边界有扩大的可能,因为煤层赋存较深有可能有未探明的储量,水平投影线,呈类似矩形井田走向长度为
7.91-
8.23km,平均走向长度为
8.1km,倾斜宽为
2.86-
3.22km,平均为
3.1km,平均倾角为18度,井田水平宽度为
2.71-
3.04km,水平__为
23.24km2本矿的井田境界以下列标高来确定;东东以煤层-1250标高为界;南南以皖北矿物局祁南矿为界;西西以煤层露头为界,并有一部分风氧化带;北,北以煤层边界为界
2.2矿井储量计算
2.
2.1矿井工业储量矿井工业储量是指在井田范围内,经地质勘探,煤层厚度和质量均合乎开采要求,地质构造比较清楚根据已看勘探的煤种大部分为QM,且主要用于炼焦用煤,由表2-1知最低可采厚度为
0.7m表2-1储量计算厚度、灰分指标储量类别能利用储量尚可利用储量煤的种类炼焦用煤非炼焦用煤褐煤炼焦用煤非炼焦用煤褐煤最低可采厚度/m缓斜煤层(0°-25°)
0.
70.
70.
80.
50.
60.7倾斜煤层(25°-45°)
0.
60.
70.
70.
40.
50.6急斜煤层(45°)
0.
50.
60.
60.
40.
40.5最低灰分%4050本矿井设计对72,10煤层进行开采设计,它们的厚度分别为
3.
5、
3.2边界露头线为-290m,-1250m以下的煤炭储量尚未探明,作为矿井的远景储量本次储量计算是在精查地质报告提供的15000煤层底板等高线图上计算的,储量计算可靠1井田范围内的煤炭储量是矿井设计的基本依据,煤炭工业储量是由煤层__、容重及厚度相乘所得,其公式一般为Zg=S×M×R2-1其中Zg——矿井的工业储量;S——井田水平__,
23.24km2;M——煤层的厚度,
6.7m;R——煤的容重,
1.4t/m3;则Zg=
23.24×_____00×
1.4×
6.7/_____/cos18=
204.2231Mt2分水平计算工业储量第一水平标高为-590,由精查地质报告提供的15000煤层底板等高线图估算得Zg1=
8.1×1000×1100×
1.4×
6.7/_____=
73.5758Mt第二水平标高为-900,工业储量为Zg2=
8.1×1000×1000×
1.4×
6.7/_____=
69.978Mt第三水平标高为-1200,工业储量为Zg3=
8.1×1000×900×
1.4×
6.7/_____=
62.3802Mt
2.
2.2矿井可采储量1)边界煤柱可按下列公式计算Z=L×b×M×R2-2其中Z——边界煤柱损失量;L—边界长度b——边界宽度;50mM——煤层厚度;
6.7mR——煤的容重,
1.4t/m3则井田的边界煤柱为
8.1×10-4×50×
6.7×
1.4×103+2×
3.1×50×
6.7×
1.4×103×10-4=
67.067Mt断层50×500×8×
1.4×
6.7×10-4=
0.2344Mt;2)工业__煤柱根据《煤炭工业设计规范》第5-22条规定工业__的__为
0.8-
1.1平方公顷/10万吨本矿井设计生产能力为
1.80Mt/a,所以取工业__的尺寸为400m×450m的长方形煤层的平均倾角为18度,工业__的中心处在井田走向的__,倾向__偏于煤层中上部,其中心处埋藏深度为-590m,该处表土层厚度为280-300m,主井、副井,地表建筑物均布置在工业__内工业__按Ⅱ级保护留维护带,宽度为15m本矿井的地质掉件及冲积层和基岩层__角见表2-1表2-2岩层__角__中心深度/m煤层倾角煤层厚度/m冲击层厚度/mфδγβ-70018°
6.729045707557由此根据上述以知条件,画出如图2-1所示的工业__保护煤柱的尺寸图2-1工业__保护煤柱由图可得出保护煤柱的尺寸为S=梯形__=(上宽+下宽)×高/(2×cos18°)2-3=
1412494.67㎡则工业__的煤柱量为Zi=S×M×R式中Zi----工业__煤柱量;S----工业__压煤__,
1412494.67㎡;M----煤层厚度,
6.7m;R----煤的容重
1.4t/m3则Zi=
1412494.67×
6.7×
1.4×10-4=
13.2492Mt3)总煤柱量边界煤柱:
6.7067Mt;断层50×500×8×
1.4×
6.7×10-4=
0.2344Mt;工业__煤柱:
13.2492Mt;总煤柱量=
670.67+
23.44+
1324.92=
20.1903Mt4)矿井的可采储量矿井的可采储量按下式计算Zk=Zg-P×C2-4其中Zk----矿井的可采储量;MtZg----矿井的工业储量,
207.2266Mt;P----保护工业场地、井筒、井田境界、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱损失量,
20.1903Mt;C----采区采出率,厚煤层不低于
0.75,中厚煤层不低于
0.80,薄煤层不低于
0.85,本矿取
0.80则Zk=(
22922.31-
2019.03)×
0.80=
145.22624Mt5分水平计算可采储量第一水平标高为-590,由精查地质报告提供的15000煤层底板等高线图估算得边界煤柱100×1050×
1.4×
6.7/_____=
0.9849Mt断层煤柱50×500×
1.4×
6.7/_____=
0.2344Mt工业__煤柱
2.7135Mt第一水平可采储量Zk1=(Zg1-
98.49-
23.44-
271.35)×
0.8=
53.7144Mt第二水平标高为-900,可采储量为边界煤柱100×1000×
1.4×
6.7/_____=
0.938Mt工业__煤柱
10.5357Mt第二水平可采储量Zk2=(Zg2-
93.8-
1053.57)×
0.8=
45.60344Mt第三水平标高为-1200,工业储量为
62.3802Mt边界煤柱50×
8.1×1000×
1.4×
6.7/_____+100×900×
1.4×
6.7/_____=
4.6431Mt第三水平可采储量Zk3=(Zg3-
464.31)×
0.8=
44.9__68Mt
2.
2.2矿井储量计算汇总表表2-3矿井储量计算汇总表水平数工业储量/Mt可采储量/Mt第一水平-590m
73.
575853.7144第二水平-900m
69.
97845.60344第三水平-1200m
62.
380244.9__68合计
205.
934144.307523矿井工作制度、设计生产能力及服务年限
3.1矿井工作制度按照《煤炭工业矿井设计规范》中规定,参考《关于煤矿设计规范中若干条文修改的说明》,确定本矿井设计生产能力按年工作日330天计算,三八制作业(两班生产,一班检修),每日两班出煤,净提升时间为16h
3.2矿井设计生产能力及服务年限
1.矿井设计生产能力因为本井田设计丰富,主采煤层赋存条件简单,井田内部无较大断层,比较合适布置大型矿井,经校核后确定本矿井的设计生产能力为180万吨/年
2.井型校核下面通过对设计煤层开采能力、辅助生产能力、储量条件及安全条件等因素对井型加以校核1矿井开采能力校核桃园矿区
72、10煤层均为中厚煤层,煤层平均倾角为18度,地质构造简单,赋存较稳定,但矿井瓦斯含量及涌水相对较大,工作面长度不一过大,考虑到矿井的储量可以布置两个综采工作面同采可以满足矿井的设计能力
(2)辅助生产环节的能力校核本矿井为大型矿井,开拓方式为立井开拓,主井提升容器为两对9吨底卸式提升箕斗,提升能力可以达到设计井型的要求,工作面生产原煤一律用带式输送机运到采区煤仓,运输能力很大,自动化程度很高,原煤外运不成问题辅助运输采用罐笼,同时本设计的井底车场调车方便,通过能力大,满足矸石、材料及人员的调动要求所以辅助生产环节完全能够满足设计生产能力的要求
(3)通风安全条件的校核本矿井煤尘具有__性瓦斯含量相对较高,属于高瓦斯矿井,水文地质条件较简单矿井通风采用对角式通风,矿井达产初期对首采只需先建一个风井即可满足矿井的通风需求,后期再建一个风井,可以满足整个矿井通风的要求本井田内存在若干小断层,已经查到且不导水,不会影响采煤工作所以各项安全条件均可以得到保证,不会影响矿井的设计生产能力
(4)储量条件校核井田的设计生产能力应于矿井的可采储量相适应,以保证矿井有足够的服务年限矿井服务年限的公式为T=Zk/A×K3-1其中T---矿井的服务年限,a;Zk----矿井的可采储量,
144.30752Mt;A----矿井的设计生产努力,
1.80Mt/a;K----矿井储量备用系数,取
1.3则T=
144.30752/(
1.80×
1.3)=
61.7a既本矿井的开采服务年限符合规范的要求注确定井型是要考虑备用系数的原因是因为矿井每个生产环节有一定的储备能力,矿井达产后,产量迅速提高,局部地质条件变化,使储量减少,有的矿井由于技术原因使采出率降低,从而减少储量,为保证有合适的服务年限,确定井型时,必须考虑备用系数5)第一水平服务年限校核由本设计第四章井田开拓可知,第一水平到达-590m,可采储量由第二章计算知为
6371.44万吨第一水平的服务年限的计算公式为T1=
53.7144/180×
1.3=
24.95a即本设计第一水平的服务年限符合矿井设计规范的的要求4井田开拓
4.1井田开拓的基本问题井田开拓是指在井田范围内,为了采煤,从地面向地下开拓一系列巷道进入媒体,建立矿井提升、运输、通风、排水和动力供应等生产系统这些用于开拓的井下巷道的形式、数量、位置及其相互__和配合称为开拓方式合理的开拓方式,需要对技术可行的几种开拓方式进行技术经济比较,才能确定井田开拓主要研究如何布置开拓巷道等问题,具体有下列几个问题需认真研究
1.确定井筒的形式、数目和配置,合理选择井筒及工业场地的位置;
2.合理确定开采水平的数目和位置;
3.布置大巷及井底车场;
4.确定矿井开采程序,做好开采水平的接替;
5.进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造;
6.合理确定矿井通风、运输及供电系统本井田开拓方式的选择,主要考虑到以下几个因素1)本井田煤层埋藏较深,煤层可采线在-290m,最深处到-1250m表土层厚度大,平均厚度为280m2本井田瓦斯及涌水比较大对开拓方式的选择影响较大3)本矿地表地势平坦,且多为农田,无大的地表水系和水体,地面平均标高为+
24.5m
4.
1.1井筒形式的确定井筒形式有三种平硐、斜井、立井一般情况下,平硐最简单,斜井次之,立井最复杂由于本矿表土层较厚,水文地质条件比较复杂,井筒需要才用特殊法施工,故第一水平采用立井开拓根据矿井提升的需要与本矿的地质条件及《煤矿安全规程》的规定,在本井田的中上部设立主副井筒各一个主井用来提升煤炭,副井用来运送人员、材料、矸石及通风等本矿井的瓦斯含量比较大,井田的走向长度比较长,平均为
8.1km,经比较采用对角式通风,矿井第一水平生产初期在第一水平的南一和南三两采区边界连接处布置南风井,后期另在北二和北四两采区的边界连接处打北风井担负整个矿井的回风任务
4.
1.2井筒位置的确定本矿井走向长度较大地势平坦主副井筒布置在储量__且两井筒的地面标高大于历年最高洪水位标高风井井筒位置的选择应在满足通风条件的前提下,与提升井筒的贯通位置最短,并利用各种煤柱以减少保护煤柱的损失本井田东西无其它矿井决定将本矿井的风井布置在井田上部边界不压本井田的煤层
4.
1.3工业场地的位置工业场地的位置选择在主、副井井口附近,即井田西翼中部工业场地的形状和__根据表
4.1工业场地占地__指标,确定地面工业场地的占地__为18公顷,形状为矩形,长边垂直于井田走向,长为450m宽为400m表4-1工业场地占地__指标井型(万t/a)占地__指标(公顷/10万t)240及以上
1.0120-
1801.245-
901.59-
301.
84.
1.4开采水平的确定本矿井主采煤层为7210号煤层,其它煤层属急薄且不稳定煤层,近期暂不开采可作为后备储量7210号煤层属缓斜煤层,平均倾角为18°煤层露头标高-290m,煤层埋藏最深处达-1250m,垂直高度达960m,因此必须采用分水平开采根据《煤炭工业设计规范》规定,缓倾斜、倾斜煤层的阶段垂高为200—350m,针对于本矿井的实际条件,决定煤层的阶段垂高为300m左右由于本矿井瓦斯涌水及煤层倾角比较大所以否定了上下山的开采方案考虑到阶段垂高不能太大所以本矿井最终采用三水平的开采方式采用三个水平划分时,立井开拓第一水平
二、三水平的延伸可以考虑采用立井延伸或暗斜井延伸以及另开主副井
4.
1.5运输大巷和井底车场的布置1)运输大巷的布置运输大巷的布置考虑以下四种技术上可行的方案:1分煤层布置各煤层大巷2分煤层底板布置各岩石大巷3布置一条岩石集中大巷在10煤层底板岩石中4布置一条煤层集中大巷在10煤层中下面对以上四种方案进行经济比较:1掘进费用表4-2掘进费用方案一方案二工程量m单价元/m费用万元工程量m单价元/m费用万元6000×2煤层大巷24132__
5.66000×2岩石大巷
2702.53243300×4石门
2702.
53219.9400×4石门
2702.
5432.4小计
3219.
93675.4方案三方案四6000岩石大巷
2702.
51621.
5600024131447.84×400石门
2702.
5432.43×
4002702.
5324.3小计
2053.
91772.1表4-3维护费用方案一方案二工程量m单价元/am费用万元工程量m单价元/am费用万元
60001778.
81.2×
1778.8×
71.46×
0.6=
91687.__
60001240.
11.2×
1240.1×
71.46×
0.6=
63920.6方案三方案四
60001240.
11.2×
11240.1×
71.46×
0.6=
63920.
70660001778.
81.2×
1778.8×
71.46×
0.6=
91687.__6表4-4损失煤柱费方案一方案二损失煤柱量t单价元/t费用万元损失煤柱量t单价元/t费用万元70×6000×
1.4×
6.7=3939600300118188000方案三方案四00070×6000×
1.4×
3.2=188160030056448表4-5运输费方案一方案二工程量tm单价元/tm费用万元工程量tm单价元/tm费用万元
1.2×
6442.35×
3.2/
6.7×300=
1107699.
580.
38142.
21.2×
6442.35×
3.5/
6.7×200+
1.2×
6442.35×
3.2/
6.7×500=
2653805.
7740.
381101.11方案三方案四
1.2×
6442.35×
3.5/
6.7×800+
3.2/
6.7×500=
5076902.
8870.
381193.
431.2×
6442.35×
3.5/
6.7×600+
3.2/
6.7×300=
3530708.
660.
381134.52表4-6费用总计方案一方案二方案三方案四总费用万元
213137.__
67067.
21666168.
036139125.576经经济比较可看出方案三的费用最少所以采用方案三在10煤层底板岩石中布置一条集中大巷距煤层底板30m处的砂岩中,使大巷不受煤层开采的影响优点是巷道维护条件好,巷道施工条件够按要求保持一定方向和坡度;在开采上下阶段时可跨大巷开采,不留设保护煤柱,减少煤柱损失,同时便于设置煤仓2)井底车场的布置第一水平井底车场布置在煤层顶板煤层顶板,第二三水平井底车场布置在煤层底板中,以上布置经过详细的论正在以下章节中有经济和技术比较
4.
1.6矿井开拓方案比较1)阶段划分由于本矿井倾向平均斜长
3.1km考虑的矿井瓦斯涌水及煤层倾角比较大且否定了上下山的开采方案考虑到阶段垂高不能太大及现有的辅助运输设备本矿井最终采用三水平的开采方式2)矿井开拓延伸方案本矿井开拓延伸可以考虑以下两种方案立井延伸;暗斜井延伸3)方案说明由于本井田地势平坦表土层较厚所以第一水平采用立井开拓而不能采用斜井开拓又因本矿井瓦斯涌水以及煤层倾角大使用下山开采在技术上困难较多故阶段内只采用上山开采根据以上分析,现提出以下四种在技术上可行的开拓方案如图4—1所示
(1)立井第一水平,暗斜井延伸第二三水平;
(2)立井第一二水平,暗斜井延伸第三水平;
(3)立井三水平;
(4)立井第一二水平水平,主暗斜井延伸第三水平,新打一副井;开拓方案一二的的区别在于第二水平的延伸方式是立井延伸还是暗斜井延伸方案三四的区别在于第三水平的开拓方式4)开拓方案技术比较对以上叙述的四种方案所需费用粗略估算见表4—7示表4-7各方案粗略估算费用表方案项目方案1基建费用/万元主暗斜井开凿副暗斜井开凿上下斜井车场1000×
0.32291=
322.911000×
0.32291=
322.91300+400×
0.1423=
99.61小计
745.43生产经营费用/万元立井提升暗斜井提升排水(立,斜)
1.2×
4564.92×
0.6145×
0.85=
2861.
241.2×
4564.92×1×
0.5=
2738.952300×24×
22.05×365×
0.121+
0.06=
1048.848小计
6649.04总计费用/万元
7394.47百分率
101.11%方案项目方案2基建费用/万元立井开凿石门开凿井底车场2×310×
0.77301=
479.27500×
0.1423=
71.151000×
0.1423=
142.3小计
692.72生产经营费用/万元立井提升石门运输立井排水
1.2×
4564.92×
0.92×
0.85=
4283.
721.2×
4564.92×
0.5×
0.381=
1043.54300×24×365×
22.05×
0.12=
695.37小计
6022.63总计费用/万元
6715.35百分率100%方案项目方案3基建费用/万元立井开凿石门开凿井底车场2×300×
0.77301=
463.811300×
0.1423=
184.931000×
0.1423=
142.3小计
791.1生产经营费用/万元立井提升石门运输立井排水
1.2×
4510.625×
0.3×
0.85=
1380.
251.2×
4510.625×
1.3×
0.381=
2380.66300×24×365×
0.12×
21.79/_____=
687.17小计
4442.08总计费用/万元
5233.18百分率100%方案项目方案4基建费用/万元主暗斜井开凿新副井开凿上下斜井车场1000×
0.32291=
322.
911.442×300表土段冻结法施工+900×
0.77301=
1128.309400×
0.1423=
56.92小计
1508.139生产经营费用/万元暗斜井提升立井排水
1.2×
4510.625×1×
0.5=
2706.37300×24×
21.79×
0.3/_____=
1717.92小计
4424.29总计费用/万元
5933.429百分率
113.38%方案一与方案二的区别在于第二水平是用暗斜井延伸还是用立井延伸所以只比较第而二平两个方案生产系统都比较简单可靠两方案相比,方案一需要多开斜井井筒和暗斜井的上下部车场;并相应增加了暗斜井的提升及排水费用第二方案需多开立井井筒阶段石门和立井井底车场,并相应的增加了井筒和石门的运输,以及提升、排水费用粗略估算表明两方案费用相差不大,最终采用方案二方案
三、四的区别在于三水平的开拓方式粗略估算表明,方案四的总费用比方案三的高
13.38%,,决定选用方案三余下的方案
二、三在技术上可行下面对两方案进行详细的经济比较并最终确定方案5)开拓方案经济比较对方案
二、三有差别的建井工程量、生产经营工程量、基建费、生产经营费和经济比较结果分别汇总见下表表4—8建井工程量项目方案2方案3初期主井井筒/m副井井筒/m井底车场/m运输大巷/m主石门/m615+20615+510002000200615+20615+510002000200后期主井井筒/m副井井筒/m井底车场/m运输大巷/m主石门/m310立井+1000斜井310立井+1000斜井500+4004000+2×60003006106102×5004000+2×6000300+1000表4—9生产经营工程量项目方案2项目方案3运输提升/万tkm工程量运输提升/万tkm工程量采区上山运输
1.2×
4510.625×
0.5×
0.185=
500.68采区上山运输
1.2×
4510.625××
0.5×
0.185=
500.68大巷及石门运输三水平暗斜井提升三水平
1.2×
4510.625×
2.5=
13531.
8751.2×
4510.625×
0.5=
2706.375大巷及石门运输三水平立井提升三水平
1.2×
4510.625×
2.5=
13531.
8751.2×
4510.625×
1.02=
5521.01维护上山/万am
1.2×2×4×6×1000×
12.3/_____=
70.85维护上山/万am
1.2×2×4×6×1000×
12.3/_____=
70.85排水/万m3三水平300×24×365×
21.79/_____=
5726.412排水/万m3三水平300×24×365×
21.79/_____=
5726.412表4—10基建费用表方案项目方案2方案3工程量/m单价/元/m费用/万元工程量/m单价/元/m费用/万元初期主井井筒副井井筒井底车场主石门运输大巷
635620100020020007330.
17330.
1142314232702.
5465.
45454.
47142.
328.
46540.
5635620100020020007330.
17330.
1142314232702.
5465.
45454.
47142.
328.
46540.5小计
1631.
181631.18后期主井井筒副井井筒井底车场主石门运输大巷310立+1000斜310立+1000斜
800300160003229.
13229.
114232702.
52702.
5562.
54562.
54113.
8442.
69432461061010001300160007730.
17730.
1142314232702.
5471.
536471.
536142.
3184.994324小计
5326.
515594.36共计
7236.
797225.54表4—11生产经营费用表项目方案2工程量/m单价/元.m-1费用/万元运输提升采区上山
500.
860.
75375.51大巷及石门三水平
13531.
8750.
3815155.64暗斜井提升三水平
2706.
3750.
51353.19维护上山/万am
70.
85352479.75排水费三水平
5726.
4120.
06343.58合计
9707.01项目方案3工程量/m单价/元.m-1费用/万元运输提升采区上山
500.
860.
75375.51大巷及石门三水平
13531.
8750.
3815155.64主井提升三水平
5521.
010.
854692.85维护上山/万am
70.
85352479.75排水费三水平
5726.
4120.
42290.56合计
14994.31表4—12费用汇总表方案项目方案1方案3费用/万元百分比/费用/万元百分比/%初期建井费
1631.
181001361.18100基建工程费
7236.
79100.
167225.54100生产经营费
9707.
0110014944.
31153.95总费用
18574.
9810023801.
03128.13在上述经济比较中需说明以下几点;
(1)两方案的第一二三水平均布置有三条采区上山,其中一二水平的布置方案完全一样所以未参加经济比较只比较第三水平的费用即可还有布置在岩石中的一些石门和车场的维护费用也是基本一样的也未参加经济比较
(2)立井、大巷、石门及采区上山的辅助运输费用占运输费用的20%进行估算;
(3)井筒、井底车场及主回风石门等均布置在中硬或坚硬的岩层中,它们的维护费用低于5元/年.米,故比较中未对维护费用进行比较但是由于煤层为砂泥岩,方案3的较多石门均布置在煤层顶板中,所以巷道维护费用将比方案2多;综上所述,方案2是最优方案,即该设计选用立井开拓一二水平,暗斜井延伸三水平的开拓方案煤层设计三个阶段开采,第一阶段为-290—-590m,阶段斜长平均1050m,阶段垂高为300m,采用上山开采;第二阶段为-590—-900m,阶段斜长平均1000m,阶段垂高为310m,采用上山开采第三阶段为-900—-1200m,阶段斜长平均900m,阶段垂高为300m,采用上山开采整个井田共分为12个采区,其中第一水平4个采区,均为双翼采区;第二水平4个采区其中两个双翼采区两单翼采区;第三水平4个采区,均为双翼采区
4.2矿井基本巷道
4.
2.1井筒有前述确定的开拓方案可知第一二水平主、副井都为立井,并在井田两翼的__的上部煤层露头边界内各设一个风井一般来说,立井井筒的横断面形状有圆形和矩形两种,但圆形断面的立井服务年限长,承压性能好,通风阻力小,维护费用低以及便于施工等优点,因此主、副井筒及风井均采用圆形断面
(1)主井主井井筒采用立井形式,圆形断面,净直径为
6.5m,净断面__
33.18,井筒内装备两对12吨长形箕斗,井壁采用混凝土砌碹厚450mm充填混凝土厚50mm此外,还布置有检修道、动力电缆、照明电缆、通讯__电缆、人行台阶等设施主井井筒断面和井筒特征表见图4—2
(2)副井副井井筒采用立井形式,圆形断面,净直径为
7.2m,净断面__为
40.71,井筒内装备一对
1.5吨矿车双层四车加宽罐笼一对,井壁采用混凝土砌碹支护方式,井筒主要用于提料、运人、提升设备、矸石等采用金属罐道梁,行钢组合罐道,端面布置,罐道梁采用通梁式布置方式副井内除装备罐笼外,还设有梯子间作为安全出口,并设有管子道、电缆道副井井筒断面和井筒特征表分别见4—3
(3)风井风井井筒采用立井形式,圆形断面,净直径为5m,净断面__为
19.63,采用混凝土支护方式,井壁厚度为400mm,备有安全出口风井井筒断面和井筒特征表分别见图4—4
(4)风速验算所选定的副井作为进风井,风井作为回风井,其断面的大小必须符合风速要求由第九章《矿井通风与安全》的风速验算可知,所选择的井筒符合风速要求
4.
2.2井底车场从矿车在井底车场内的运行特点看,井底车场有两大类,即环形式和折反式本矿井设计年产量为180万吨,在大巷运输采用3吨底卸式矿车运煤根据底卸式矿车的运行特点及要求,选用折反式井底车场,为里保证矿井生产及安全的需要,一般井底车场设有各种硐室井底车场线路布置及调车方式见图4—71主井空重车线长度验算由式:L=mnLk+NLj+Lf4-1式中:L–主井空重车线长度或副井进出线长度m;m–列车数目列;n–每列车的矿车数按列车组成计算确定其一般值见下表4-13辆;Lk–每列矿车带缓冲器的长度m;Lj-每台机车的长度m;Lf-附加长度一般取10m代入数据得:L=1×15×
3.45+1×
4.49+10=
66.24m2副井进出车线长度验算由式4-1知L=
1.5×16×
2.4+1×
4.49+10=
72.09m上式中的一些参数在第七章矿井运输中可以查到表4-13列车牵引的矿车数机车粘重固定矿车t底卸式矿车t
1.
01.
53.
03.
05.0单机7t架线式30-3514-1612-158t蓄电池式20-2512-161410t架线式3417-1915-1714t架线式29-3426-30双机10t架线式20-3020-
224.
2.3主要开拓巷道主要开拓巷道如运输大巷(图4—5),主石门(同运输大巷)均布置在底板砂岩中由于其服务时间长,为了便于维护,并根据现场使用情况,其断面均采用半圆拱型,并采用锚喷支护回风大巷断面如图4-6其支护方式采用锚喷各主要开拓巷道的断面尺寸,均按运输设备的外形尺寸以及《规程》中的有关安全间隙的要求而确定的,并按通风要求验算风速,验算结果见第九章5准备方式—采区巷道布置
5.1煤层地质特征
5.
1.1采区位置及范围矿井首采采区位于井田南部第一水平南一采区,南以皖北矿物局的祁南矿为界,西部以煤层露头为界,东以煤层可采下限为界,北邻北二采区,工业__保护煤柱压本采区一小部分煤采区南北走向平均长约
2.1km,东西倾向长平均约1100m,采区垂高310m
5.
1.2采区煤层特征本采区可采煤层有两层分别为
72、10煤层,其煤层特征见表5—1煤层名称煤厚倾角结构稳定性容重硬度牌号
723.518单一稳定
1.4t/m3中硬QM
103.218单一较稳定
1.4t/m3中硬QM表5—
172、10煤层特征表本采区瓦斯含量相对较高,主要涌出气体为CH4另外含有一定量的CO2,其中
72、10煤层CH4相对含量分别为为
10.23m3/t]、
11.13m3/t,CO2为2m3/t,属于高瓦斯矿井对矿井瓦斯含量按40%进行抽放后瓦斯含量分别为
6.14m3/t、
6.78m3/t煤尘有__性,__指数为26%;煤无自燃发火倾向
5.
1.3地质构造该采区构造简单,无大的构造影响生产,煤层走向起伏不明显,平均倾角18°左右,无明显的变缓、变陡趋势
5.
1.4顶底板特性
72、10煤层顶底板特性如表5—2所示煤层名称伪顶直接顶老顶底板72岩性深灰色泥岩砂岩、粉砂岩粉砂岩砂岩、粉砂岩厚度(m)
0.
126.
210.
218.6类别Ⅱ类Ⅲ类Ⅲ类10岩性泥岩泥岩粉砂岩细砂岩砂岩、细砂岩厚度(m)
0.
16.
68.
4819.5类别Ⅱ类Ⅲ类Ⅲ类表5—
272、10煤层顶底版特性
5.
1.5水文地质本采区自上而下可分为四个含水层组和三个隔水层组,其中底部含水层组厚度为50-80米,岩性为砂、粉砂、炼市石及黏土砂,与其上的三个含水层无水力__但它与煤系地层直接接触,且局部发育有天窗,该含水层补给条件差,以渗透形式补给,处于一个半封闭的状态,其赋水性弱,是浅部开采的主要充水源,由于隔水层岩性隔水性能好及含水层的水性弱,所以对本采区的开采无大的影响地质报告提供整个矿井内正常涌水量为300m3/小时,最大涌水量为670m3/小时,涌水量大
5.
1.6地表情况本采区地表以农田、小水沟为主,没有大的建筑物或大的地表水系及水体
5.2采区巷道布置及生产系统
5.
2.1采区走向长度的确定该矿井走向长度约为
8.1km,无较大断层煤层厚度及倾角变化不大,`因此,采区的划分受地质条件的限制不大又由于本矿采用综合机械化开采,机械化水平较高,设计一个采区满足矿井产量,故取较长的采区走向长度本矿井采区走向长度为2100m左右第一采区既首采采区走向长度为
2.1km
5.
2.2确定区段斜长和区段数目根据《煤炭工业设计规范》规定一个采区斜长应布置3-5个区段比较合理由本采区采用双翼布置倾斜长约
1.2千米,煤层上部风化带较厚媒质较差,被列入后备储量,实际采区斜长平均为
1.05千米,根据矿井的设计能力经计算论证确定工作面长度为180米区段斜长=采煤工作面长度+区段煤柱宽度+区段上下两平巷宽度若用L表示区段斜长,l表示采煤工作面长度,m表示区段煤柱宽度,B代表区段平巷宽度,则上式可表示为L=l+m+2B5-1则D=nL5-2其中n为区段数目L为区段斜长D为阶段斜长由采区储量、工作面长度及采区适宜布置的区段数,还有区段平巷的布置方式确定采区斜长为1100米式中m=15米区段平巷采用双巷布置,根《煤炭工业设计规范》规定中厚煤层留设15m煤柱B取
4.5mn取5得l=180m
5.
2.3煤柱尺寸的确定采区内的煤柱主要有采区边界煤柱、采取上山保护煤柱、区段煤柱以及水平大巷保护煤柱该采区上部岩性致密具有很好的隔水性能,所以只留设风化带作为保护煤柱即可保护煤柱为防止采空区矸石的冒落,采区两边各留设10m的采区水平运输大巷布置再煤层地板30m下的稳定砂岩中,由于底版岩性较好,不必留设大巷保护煤柱采区轨道上山和运输上山由于只为各层煤的采区服务所以服务年限不长布置在煤层中比较合理,根据煤炭工业设计规范规定,煤层上山每侧留设25m的上山保护煤柱两条煤层上山的距离为20-25m另有一条专门行人回风的岩石上山布置在岩性较好的底板岩石中不需留设保护煤柱采区__质构造有一较大断层两侧各留设25m的保护煤柱区段平巷采用双巷布置由于本煤层属于中厚煤层,根据规定留设15m的煤柱采区煤柱留设方法见表5—3表5—3采区煤柱尺寸煤柱上山保护煤柱采区边界煤柱区段护巷煤柱宽度(m)20×
210155.
2.4采区上山布置由于采用对角式通风方式,因此第一水平的采区回风上山还作作为第二水平开采时的回风巷道,即回风上山的维护时间很长为了减少上山的维护费用,因此将上山布置在各煤层底板岩石中由于该采区开采两层煤分别为7210煤层,且两层煤的间距较大,决定采用分煤层布置即每层煤布置一条煤层运输上山,两条煤层上山水平距离为25m采区上山布置如图5—1所示
5.
2.5区段平巷的布置该采区开采两煤层,煤层厚度为分别为
3.
53.2m,煤层硬度f系数为1-2,属于中硬煤层,区段平巷采用双巷布置有利于探明煤层的变化及瓦斯的排放区段回风平巷超前运输平巷100-150m由于采区采用双翼布置这样也有利于上下去段的顺序接替避免了单巷布置的跳采程序从而减少了搬家的距离上下区段依次接替由于采区的涌水量不大,煤层赋存稳定,而且煤层采用棕采设备开采,工作面需要等长布置双巷掘进时留设15m的护巷煤柱区段平巷均采用梯形断面,工字钢棚子支护(断面形状见工作面布置图)
5.
2.6采区内工作面的接替顺序为了能够在采空区上覆岩层稳定后再进行沿空掘巷,采区内工作面的接替顺序为左右两翼跳采接替,区段接替由上到下依次接替
5.
2.7采区通风、运输及其它系统
(1)运煤系统工作面→运输平巷→运输上山→采区煤仓→运输大巷→主井→地面
(2)运料系统副井→井底车场→运输大巷→采区下部车场→轨道上山→采区上部(中部)车场→区段回风平巷→工作面
(3)回风系统新鲜风流副井→井底车场→运输大巷→轨道上山→采区中部车场段→运输平巷→工作面污风风流工作面→区段回风平巷→回风石门→回风上山→回风石门→风井→地面
(4)出矸系统掘进工作面→回风运料平巷→采区中部车场→轨道上山→采区下部车场→运输大巷→井底车场→副井→地面
(5)供电及排水系统供电系统地面变电所→副井→井下__变电所→采区变电所→__变电站→工作面排水系统工作面(掘进头)→区段运输平巷→采区中部车场→轨道上山→采区下部车场→运输大巷→井底水仓→副井→地面如工作面内涌出的积水或区段平巷内的积水不能自流到中部车场时,应安设局部小水泵进行抽排
5.
2.8采区内各种巷道的掘进方法采区内巷道采用综合机械化掘进,选用AM—50型掘进机、SEP—160A型转载机、SGB—620/40(SDW—40T)型刮板运输机掘进时转载机接刮板运输机和可伸缩胶带输送机掘进前进时,延长刮板运输机,当延长到刮板运输机长度时,拆除刮板运输机中部槽,将其缩到20—25m,并将可伸缩带式输送机延伸50—75m,转载机与刮板运输机的搭接长度为
12.5m,掘进通风方式为压入式局扇通风
5.
2.9采区生产能力
(1)工作面生产能力本采区为一个工作面生产工作面生产能力按照确定的工作面长度、选取工作面进度及采高,便可算出工作面单产A=l×L1×M×R×C5—3式中A——工作面日产量,t/d;L——工作面长度,180m;L1——工作面日进度,
0.6×6=
3.6m;M——煤层厚度,
3.5m;R——煤的容重,
1.4t/m3;C——工作面采出率,取
0.95则A=180×
3.6×
3.5×
1.4×
0.95=
3016.44(t)工作面的年生产能力为A×330×10-4=
3016.44×330×10-4=
0.9954Mt/a
(2)采区生产能力采区生产能力由式5—2计算,Ab=K1·K2·5—4式中Ab——采区生产能力,万吨/年;K1——采区掘进煤系数,取为
1.1;K2——工作面之间出煤影响系数,由于同采工作面个数为两个,故K2=
0.95;A0i——工作面生产能力,
0.9954Mt/a由于两个工作面同时生产:则Ab=
1.1×
0.95×
99.54×2=
2.0804Mt/a故一个采区生产能力能够满足矿井产量要求
5.
2.10采区采出率采区工业储量由下式计算Q=S×M×R×10-45-5式中Q——采区工业储量,万吨;S——采区__,m2;M——煤层厚度,
6.7m;R——煤的容重,
1.4t/m3则Q=2100×1050×
1.4×
6.7×10-4=
20.6829Mt采区煤柱损失为P1=(10×1050+22+20×2×1050+4×15×1014×2)×
1.4×
6.7=
1.8504Mt工业__压煤量:P2=
1.215Mt采用下面公式计算采区采出率法1采区采出率=×100%5—6采区开采过程中的煤柱损失主要有采区煤柱损失,工作面的落煤损失,约占采区煤柱损失的3%—7%,这里取6%则采区采出率=Q-P2-P1×
1.06%/Q×100%=
2068.29-
121.5-
185.04×
1.06%/
2068.29×100%=
84.64%法2采区采出率=×100%5—7采区实际出煤量=L×L1×N×M×R×C1×K15—8式中L——工作面倾斜长度,180m;L1——阶段除煤柱后,1100-15×4=1040m;N——区段数,5个;M——煤层厚度,
6.7m;R——容重,
1.4t/m3;C1——工作面采出率,
0.95;K1——掘进出煤率,
1.1代入数据:180×1040×5×
6.7×
1.4×
0.95×
1.1×2/_____=
18.3495Mt则实际出煤率=
1834.95-
121.5/
2068.29×100%=
82.84%采区采出率取两者之间的较小值,既
82.84%符合规程要求
5.3采区车场及主要硐室
5.
3.1采区上部车场选型采区上部车场是采区上山与采区上部区段回风平巷或阶段回风巷之间的一组联络巷道的硐室本采区选用的采区上部车场为单向甩车场如图5-2,轨道上山的绞车房布置在区段回风平巷水平之上绞车将矿车沿轨道上提至甩车道标高以上然后经甩车道甩到区段回风平巷这时便可在平巷中设置储车线和调车线该车场的优点是使用安全方便可靠效率高劳动量小可减少工程量.缺点是绞车房通风不便有下行风另外采区上部是软岩风化带或采空区时维护比较困难本采区上部为中硬和坚硬图5-2采区上部车场岩层不存在以上问题.
5.
3.2采区中部车场选型由于本采区两层煤的间距比较大采用分煤层准备采区中部车场与上部车场一样
5.
3.3采区下部车场选型由于本矿井设计能力为180万t大型矿井要求车场通过能力较大又因为采区下部联络大行的石门较长经比较后确定采用石门装车式下部车场如图5-3该车场工程量较小调车方便通过能力大不影响大巷运输图5-3采区下部车场
5.
3.4采区主要硐室1采区煤仓为保证采区正常生产采区煤仓按以下几种方法计算并取其中容量最大的一种:1按采煤机连续作业割一刀煤的产量计算Q=Q0+L×M×Br×C0×Kt×n5—9式中:Q--采区煤仓容量t;Q0--防漏风煤量5-10t:L--工作面长度m;M–采高m;R–煤容重
1.4t/m3C0--工作面采出率
0.95;Kt—同时生产的工作面数取1;n--采区内同采工作面个数2;代入数据得:Q=8+
484.785×2=
977.57t所以煤仓容量为V=Q/
1.4=
698.26m3煤仓半径R=V/26×
3.14=
2.92m2按运输大巷列车间隔内采区高峰产量计算Q=Q0+Qh×ti×ad5—10式中:Q--采区煤仓容量t;Q0--防漏风煤量5-10tQh--采区高峰生产能力t/h高峰期的小时产量一般为平均产量的
1.5-
2.0倍;ti--列车进入采区装车站的间隔时间一般取20-30分钟;ad--不均衡系数,机采取
1.15炮采取
1.5;代入数据得:Q=8+2×
181.79×25/60×
1.15×2=
356.44t综合12的计算结果选用较大的结果即1方法的结果
977.57t从目前使用情况来看,煤仓以圆形断面,直径一般取2—6m,以4—6m为佳,因为煤仓过高,容易使煤压实而起拱,引起堵塞,一般不宜超过30m,以20m左右为好,但由于本采区生产能力比较大,尺寸为圆形断面由计算结果知半径为
2.92m,考虑留有一定的富裕系数这里取半径R=3m煤仓高26m,净断面煤仓利用率η=H/D=26/6=
4.
333.5即煤仓选型合理2采区绞车房采区绞车房应布置在围岩稳定无淋水、地压小、易维护的地点应避开较大的地质构造、含水层,并不受开采的影响本采区上部为单向甩车场,轨道上山以甩车道的形式甩入区段回风平巷,绞车房布置在高出回风巷顶板岩石中设计绞车房有两个出口,一是钢丝绳通道,二是通风巷道,硐室断面为半圆拱型,高度为3800mm,用锚喷支护3采区变电所采区变电所应布置在煤层稳定、地压小、无淋水、通风条件良好且采区用电负荷处所以本采区变电所设在采区中心地区,既第3区段__,呈“一”型布置,采用锚喷支护该变电所服务整个采区6采煤方法
6.1采煤工艺方式
6.
1.1采煤方法的选择本采区可采煤层的特征如下表所示表6~1可采煤层特征表特征名称数量单位煤层名称7210煤层厚度
3.
53.2m稳定性稳定较稳定硬度中硬f=
1.0-
2.0中硬f=
1.0-
2.0倾角1818°煤层牌号QMQM伪顶岩性深灰色泥岩泥岩厚度
0.
120.1m直接顶岩性砂岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩厚度
6.
26.6m老顶岩性砂岩细砂岩厚度
10.
28.48m根据可采煤层特征表,10煤层的倾角为18°的缓倾斜煤层,在采区范围内,煤层结构单一,赋存稳定综合考虑分层综采采煤法与其它采煤法的优缺点,决定选用走向长壁全部跨落一次采全高
6.
1.2回采工作面长度的确定该采区的煤层特征如表6~1所示,其煤层赋存条件好,地质条件简单,所以该矿井设计为综合机械化程度比较好的现代化矿井一般综采工作面的长度范围为150~200m,为了能够使工作面的生产能力达到设计的要求,设计工作面的长度为180m
6.
1.3工作面的推进方向和推进度由于后退式的工作面和巷道的维护条件比较好,工作面的推进方向确定为后退式综放工作面的走向长度一般不宜小于1000m另外,考虑到工作面搬迁次数及煤损随工作面推进距离之间的关系,结合矿井设计生产能力所选用滚筒采煤机的技术参数,可得出综采工作面的推进度为V0=
0.6×6×330=1188m/年
6.
1.4综采工作面的设备选型及配套1工作面配套设备的选择工作面的关键参数见表6~2表6~2工作面关键参数表工作面长度(m)煤厚(m)煤层结构所需支架类型倾角(°)
1803.5简单、无夹矸支撑掩护式18根据工作面的关键参数,查《综采综掘高档普采设备类型配套图集》选用编号为ZC186—ZZ38的配套设备三机标准型号见表6~3ZZ4000/18/38型液压支架主要技术特征见表6~4MG300-W型采煤机主要技术特征见表6~5SGZ—764/264A型刮板输送机主要技术特征见表6~6表6~3三机标准型号液压支架采煤机刮板输送机ZZ4000/18/38MG300-WSGZ—764/264A表6~4ZZ4000/18/38型液压支架主要技术特征见表项目技术特征单位标准型号ZZ4000/18/38形式支撑掩护式支架高度
1.8-
3.8m宽度
1.42-
1.59m中心距
1.5m初撑力___
1.6kN工作阻力4000kN支护强度
0.7MPa对底板比压
1.
431.58MPa适应煤层倾角≤30°供液泵压75MPa运输尺寸(长×宽×高)
55.958×
1.42×
1.8m重量
15.9T设计单位__分院制造厂家苏南煤机厂表6~5MG300-W型采煤机主要技术特征项目技术特征单位型号MG300-W采高
2.0~
3.7m适应媒质硬度F=1~3煤层倾角≤35°截深600mm滚筒直径
1.
6、
1.
8、
2.0m牵引方式无链牵引力500kN牵引速度0~8m/s链条规格销轮齿轨滚筒中心距83__mm机面高度1488mm卧底量286mm电动机型号YSKBC—300A/300功率300kW台数1台电压___0V冷却方式电机牵引、截割、摇臂均水冷喷雾灭尘方式内外喷雾控顶距2275mm最小不可拆卸件尺寸3260×1275×1039mm总重40T设计单位鸡西煤机厂生产厂家鸡西煤机厂表6~6SGZ—764/264型刮板输送机主要技术特征见项目技术特征单位型号SGZ—764/264A设计长度200m出厂长度150m运输能力700t/h链速
1.12m/s电动机型号KBY550-132功率2×132KW转速1475r/min电压___0V布置方式平行布置中部槽规格(长×宽×高)1500×764×222mm圆环链规格(d×t)26×92-Cmm刮板链形式中双链刮板间距920mm与采煤机配套牵引方式无链牵引制造厂家张家口煤机厂2液压支架的校核
(1)支架支护强度校核根据液压支架支护强度校核公式知,公式为式6~1g=k×H×r6-1式中g——顶板对支架的压强8倍于工作面的采高,Pa;k——采高的倍数支架上方的岩石厚度一般取6-8;H——工作面的采高
3.5m;r——顶板岩石容重最大取
2.65t/m3;代入数据得:g=7×
3.5×
2.65×
9.5/1000=
0.64MPa
0.7MPa由计算数据可知所选支架支护强度符合要求.根据ZZ4000/18/38型支撑掩护式液压支架的特征表可知,工作阻力为4000kN经演算,工作面阻力P不大于支架额定工作阻力的80%,符合控顶设计对支架工作阻力的要求
(2)支架初撑力校核对于老顶来压强烈的工作面,支架的初撑力应适当加大,约为额定工作阻力的75%为宜则P0=75%×4000kN=3000kN6-2由液压支架技术特征表可知,所选支架的初撑力为___
1.6KN,符合控顶设计对支架初撑力的要求
(3)支架的结构参数校核支架的结构参数,主要是支架的最大、最小高度,一般确定支架高度的公式为Hmin=Mmin-S2-a6-3S2=d×M__x×R26-4H__x=M__x-S16-5S1=d×Mmin×R16-6式中MminM__x——与煤层相应的最小、最大采高;HminH__x——支架的最小、最大高度,m;S2——支架在最小采高时,后柱处的顶板下沉量,m;S1——支架在最大采高时,前柱处的顶板下沉量,m;d——顶板级别系数,取
0.025;R2——支架后柱或掩护式支架的顶梁尾端到煤壁距离,
3.55m;R1——前柱到煤壁的距离,
2.15m;a——支架的卸载高度,
0.05m将相关数据带入以上各式可得S1=
0.025×
2.65×
2.15=
0.142mS2=
0.025×
3.68×
3.55=
0.327mHmin=
2.65-
0.327-
0.05=
2.273mH__x=
3.68-
0.142=
3.538m由上述可知,Hmin、H__x在所选定支架高度的范围之内,可见支架的高度符合控顶设计的要求
3.采煤机的工作方式采煤机主要技术参数特征见表6~5所示
(1)工作方式由于采区内煤层赋存稳定,倾角较缓,所以采用采煤机双向割煤,追机作业,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,在工作面端头斜切进刀,上行、下行均割煤,往返一次进两刀,采煤机过后,先移架后推刮板输送机两工序分别滞后采煤机后滚筒5~10m和10~15m
(2)进刀方式采煤机采用割三角煤,工作面端头进刀方式,其进刀过程如图6~1所示进刀过程如下a.当采煤机割至工作面端头时,其后的输送机槽已移近煤壁,采煤机机身处留设有一段下部煤(见6~
1.a);b.调换滚筒位置,前滚筒降下,后滚筒升起,并沿输送机弯曲段反向割入煤壁,直至输送机直线段为止然后将输送机移直(见6~
1.b);c.再调换两个滚筒上下位置,重新返回割煤至输送机机头处(见6~
1.d);d.将三角煤割掉,煤壁割直后,再次调换上下滚筒位置,反程正常割煤见图6~
16.
1.5工作面端头支护综采工作面采用综采工作面端头支护方式主表6~8PDZ型端头支架主要技术特征见表型号PDZ工作阻力(kN)9000初撑力(kN)7070最小支撑高度(mm)
1.6最大支撑高度(mm)
3.8支护强度(MPa)
0.75中心距(mm)
1.5底板比压(MPa)
0.64支护__(m2)
9.
286.
1.6循环图表、劳动__、主要技术经济指标1.__循环作业并编制循环图表
(1)循环作业工作面实行“三八”作业制,即两班生产,一班检修采煤机双向割煤,追机作业,上行、下行均割煤,往返一次割两刀,由所选采煤机的技术特征可知,采煤机的截深为
0.6m,所以最终确定本工作面采用双向割煤的多循环方式,每一循环进尺
0.6m(循环图表见工作面布置图)
(2)循环产量的确定工作面原煤产量的公式为V0=N×X×D6-7A0=L×V0×M×R×C6-8式中V0——工作面进度,m/a;N——每年工作面生产天数,取330天;X——每天循环进刀数;5刀;D——截深,
0.6m;A0——年产量,万t/年;L——工作面长度,180m;M——煤层厚度,
3.5m;R——煤的容重,
1.4t/m3;C——回采工作面回采率,取
0.95则V0=330×6×
0.6=1188(m/a)采区有两个工作面同时生产A0=180×1188×
3.5×
1.4×
0.95×2=
199.085(万吨/年)考虑到在开掘时在煤层中掘进巷道,掘进煤量约占工作面产量的10%,所以本矿井原煤产量为A=A0×(1+10%)6-9式中A——矿井总产煤量,万t/年;A0——工作面出煤量,万t/年;10%——掘进出煤率则A=
199.085×(1+10%)=
218.99(万吨/年)由此可以得出,工作面每天进6刀完全可以保证年产量达到设计要求
(3)劳动__1)作业方式为了使采煤与检修的均衡,同时能够满足工作面生产能力的要求,工作面采用两班采煤,一班检修“
三、八”工作制2)工序安排综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序,按照不同工序有以下两种搭配方式,即及时支护和滞后支护a.及时支护方式采煤机割煤后,先移架后推溜的方式b.滞后支护采煤机割煤后,先推溜后移架的方式由于本设计中煤层顶板是沙泥岩,属于中等稳定顶板,为防止冒顶事故发生,必须采用先移架后推溜的及时支护方式
(4)综采工艺1)采煤工艺流程工作面作业规程如下割煤移架推溜割煤2)工作面采高由于工作面的煤厚有所变化所以为了使采出率提高应随煤厚的变话随时增高或降低液压支架的高度3)割煤方式割煤割煤方式为双向割煤,端头自开缺口斜切进刀,螺旋滚筒自动装煤,斜切进刀方式不小于30m,截深
0.6m割煤时采煤机速度要求适宜,且必须保证底板平整,煤壁齐直工作面采高控制在
3.5±
0.1m移架采用及时移架支护方式,移架滞后采煤机后滚筒5-10m追机作业,并及时伸缩前梁,打出护帮板,需要时可于采煤机机身处移架或拉超前支护,移架步距为
0.6m推溜在移架后顺序推移前部输送机,滞后采煤机10-15m左右,其弯曲段长度不得小于30m,推移步距为
0.6m,推前部输送机时必须顺序进行,眼睛相向操作,推移后溜子必须保证平直4)劳动__工作面的劳动__采用追机作业方式劳动__表见表6~12表6~9劳动__表工种一班二班三班合计班长2226采煤机司机2236刮板机司机2226转载机司机1124胶带机司机2248支架工2226泵站工1113电工1124浮煤清理工4408送饭工1113巷道修理工66618运料工2215油脂___1113材料工113技术员1113质量验收员1113其他1124合计313132945)工作面吨煤成本回采工作面吨煤成本是最终反应工作面技术经济效果的一项综合指标,它包括直接应用于工作面的材料费、工资费、固定资产折旧费和电费四项,下面按四项费用分析计算吨煤生产成本a.材料费(C3)材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用以及其他材料费用,综采面材料费(C3)一般为5元/吨(见《采煤工作面分册》)b.工资费(C2)吨煤用工=2×94/
6636.06=
0.03(工/吨)工作面工人平均日工资按100元/天计算,则吨煤工资成本为吨煤工资成本=日工资×吨煤用工6-10=100×
0.03=3(元/工)c.工作面设备折旧费(C1)机电设备基本折旧费吨煤成本=6-11式中实际计算中取值分别为1设备残余值按原始__的5%计算;2清理费按原始__的3%计算;3服务年限取10年;4产量按前面计算的
6636.09吨/天计算各种设备的年折旧费见表6~13表6~10机电设备折旧表设备名称型号数目折旧费(元)液压支架ZZ4000/18/
381200.736采煤机MG300-W
10.206刮板机SGZ—764/264A
10.06顺槽转载机SZZ764/
16010.017破碎机PEM1000×
100010.05顺槽皮带机SSJ1000/2×
13210.153乳化液泵站XRB2B80/
3510.006隔爆__变点站KSGZY—500/
610.11采煤机喷雾泵站XPB250/
5510.002单体液压支柱DZ22—
24.5/100Q
600.005合计
1.309d.电费(C4)
①吨煤动力用电消耗吨煤动力用电消耗=电机容量总和×开动台数×循环开动小时×负荷系数/循环产量6-12循环产量=L×M×R×d×K6-13式中L——工作面长度,180m;M——煤层厚度,
3.5m;R——煤层容重,
1.40t/m3;d——循环进尺,
0.6m;K——工作面回采率,取
0.95每个工作面的循环产量=180×
3.5×
1.40×
0.6×
0.95=
502.74(吨)其中电机总容量取1500kW,循环开动小时数取
1.5小时代入得吨煤动力用电消耗=1500×1×
1.5×
0.9/
502.74=
4.02kWh/t
②吨煤照明用电消耗吨煤照明用电消耗=照明用电总功率×循环照明小时数/循环产量6-14式中照明用电总功率包括工作面及上下顺槽照明用电,取150KW,代入得吨煤照明用电消耗=150×4/
502.74=
1.19kWh/t
③吨煤电费总消耗吨煤电力费=单价×(吨煤动力用电消耗+吨煤照明用电消耗)6-15式中单价取
0.40元/kWh则吨煤电力费=
0.40×(
4..02+
1.19)=
2.08(元/吨)则工作面吨煤成本(C)=设备折旧费(C1)+工资费(C2)+材料消耗费(C3)+电费(C4)6-16=
1.0+3+5+
2.08=
11.09(元/吨)6)工作面效率工作面效率=6-17=
6636.06/2×94=
35.298(吨/工)7)主要技术经济指标主要技术经济指标见表6~136~11主要经济指标序号名称单位指标备注1煤层厚度m
3.5平均2煤层容重t/m
31.4平均3工作面走向长度m1050平均4工作面倾向长度m180平均5煤层倾角°18平均6采煤机采高m
3.57工作面回采率%
82.848循环进尺m
0.69日循环进刀数刀610日进度m
3.611工业储量万t
2068.2912日产量t
6636.0613日出勤人数人2×9414回采工效t/工
35.29815工作制度“
三、八”制
6.2回采巷道布置
6.
2.1区段平巷的布置该采区开采两煤层,7210煤层平均厚度分别为
3.
53.2m,且煤层硬度为f=1-2,属于中硬煤层,故将区段平巷布置在煤层中,由于煤层瓦斯及水的含量比较大决定采用双巷布置这样有利于瓦斯的排放还有利于探明煤层变化区段平巷基本上沿着煤层低板等高线布置,但区段上下两个平巷必须保持直线,并且要相互平行,以保证工作面长度的稳定区段平巷均采用梯形,工字钢棚子支护为了减轻动压对巷道的影响,保证工作面顺利向前推进,根据本工作面超前动压的影响范围,对工作面安全出口20m范围内进行超前支护,由于上下平巷为采用工字钢棚子支护的梯形巷道,顶板压力比较大,故超前支护形式为在巷道内侧设以单体液压支柱加强支护
6.
2.2巷道掘进方法由于本设计中运输上山和轨道上山均布置在岩石中,都属于岩巷掘进,因此采用先进的“新奥法”施工和光面爆破这样,可以尽可能的减少对围岩的破坏,充分跳动围岩自身的承载能力并尽可能的控制围岩的变形,有效的防止围岩的松动,达到施工最大的安全度和最好的经济效果
6.
2.3巷道支护方式根据所选取的采区上山和区段平巷断面,结合实习矿井的实习经验,决定运输上山和轨道上山以及回风上山采用锚喷支护方式,而区段平巷采用锚杆支护方式
6.
2.4通风验算又第九章矿井通风与安全可知,巷道的净断面均满足通风要求7井下运输
7.1概述
7.
1.1井下运输设计的原始条件和数据
①矿井生产能力:180万吨
②矿井工作制度:三八制
③煤层平均倾角:18
④煤的碎胀系数:
1.2
⑤矿井瓦斯等级:高瓦斯
⑥煤尘__指数:26%
7.
1.2矿井运输系统1)运煤系统综采工作面→刮板输送机→区段运输平巷→胶带输送机→运输上山→采区煤仓→水平运输大巷→3吨底卸式矿车→井底煤仓→主井→箕斗→地面2)运料系统地面副井→罐笼→井底车场→
1.5吨固定厢式矿车→水平运输大巷→采区下部车场→采区轨道上山→绞车→区段回风平巷→回采工作面3)运矸系统工作面(掘进头)→
1.5吨固定厢式矿车→区段回风平巷→采区轨道上山→水平运输大巷→井底车场→副井→地面4行人系统地面→副井→井底车场→运输大巷→采区下部车场→行人回风上山→采区中部车场→区段运输平巷→回采工作面
7.2采区运输设备的选择
7.
2.1工作面运煤设备的选型在第六章,已选定MG300-W型采煤机及与之相配套的ZZ4000/18/38型液压支架、SGZ—764/264A型刮板输送机故本章只需要对平巷内运煤系统的转载机、破碎机、可伸缩胶带输送机等设备进行选型
(1)转载机的选型原则a.转载机的输送能力要稍大于工作面刮板输送机为此多采用增大溜槽断面(在溜槽两侧加挡板)、增大链速(改变减速器内第二级齿轮传动比)或者缩短刮板间距等措施b转载机的传动装置均布置在机头,应根据运量和运距大小来确定电机功率和台数应优先选用单电机传动,当运量和运距较大时,可选用双电机传动其传动装置应尽量与工作面刮板输送机,以便通用c.转载机的机尾部与工作面输送机的连接处要配套有搭接和非搭接两种形式,都应保证工作面刮板输送机机头有一定的卸载高度(一般为600~700mm),以避免工作面输送机底链回煤d.转载机的机头均装在行走小车上,行走小车的结构及轨距应与可伸缩胶带输送机尾部配套e.转载机的桥身部与可伸缩胶带输送机的机尾受煤部的重叠长度应配套
(2)破碎机的选型原则a.破碎机的类型和破煤能力应满足工作面生产可能出现的大块煤、岩等状况的需要通常破煤要求不高时,可选用夹板式,需破碎硬煤、岩时,宜选用颚式b.破碎机应与其__位置相适应c.破碎机的结构应与所选转载机结构尺寸相适应根据上述选型原则,决定选用SZZ-764/132A型转载机和PEM1000×1000型破碎机.其技术特征见表7-1,表7-2根据上述原则,平巷中选择SSJ1000/2×132型伸缩带式输送机,见表7-3运输上山选择SSJ1200/M型的输送机,其技术特征见表7-4表7-1SZZ-764/132A型转载机技术特征表项目数值单位出厂长度
41.2m输送能力900t/h链速
1.28m/s与带式输送机有效重叠长度
12.4m爬坡角度14爬坡长度
5.5m爬坡高度
1.93m电机型号KBY-160功率132kW电压___0v中部槽规格(长×宽×高)1500×764×222mm刮板间距920mm质量32t制造厂家张家口煤矿机械厂表7-2PEM1000×1000型破碎机技术特征表项目数值单位型号PEM1000×1000结构特点颚式过煤量1200t/h破碎能力500t/h进料口宽1000mm进料口高度1000mm出料粒度40~370mm电动机型号D__-55Q功率55kW电压660/___0v外形尺寸(长×宽×高)32700×2260×1770mm表7-3SSJ1000/2×132型伸缩带式输送机技术特征表项目数值单位型号SSJ1000/2×132输送量700t/h输送长度1000m带速
2.5m/s传动滚筒直径820mm托棍直径108mm输送机类型尼龙整芯阻燃带宽度1000m储带长度100m机尾搭接长度15m机头外形尺寸(宽×高)2435×1490mm电动机型号Y__-132功率2×132kW电压660/___0v质量
116.939t制造厂家西北煤机二厂表7-4SSJ1200/M型的输送机技术特征表项目数值单位输送量1200t/输送长度1400m传动滚筒直径800mm带速
2.5m/s托辊直径108mm输送机类型尼龙整芯阻燃带宽1000mm机尾搭接长度12m机头外形尺寸(宽×高)2655×1950mm储带长度100m机尾搭接出轨距1712mm电动机型号Y__-160160×3kW电压660v质量
168.36t制造厂家西北煤机二厂
7.
2.2采区辅助运输设备的选型与设计1设备选型本采区有两层可采煤层,煤瓦斯含量高、顶板条件较稳定,煤地质赋存条件好,采区内无大的起伏及地质构造,煤层倾角平均180,采区倾斜长度1200m上山斜长1000m,由大巷轨道形式,采取轨道上山选用一台JTB
1.6×
1.5-24型矿用防爆液压提升绞车牵引
1.5t固定厢式矿车,其技术特征见表7-5和7-6表7-5JTB
1.6×
1.5-24型矿用防爆液压提升绞车技术特征项目数值单位卷筒数量1个直径1600mm宽度1500mm钢丝绳最大静拉力45kN最大静拉力差30kN最大直径
24.5mm提升高度一层237m二层525m三层825m四层1100m钢丝绳速度2-
3.4m/s减速比24电动机型号YB355-6功率160kW转数992Rpm外形尺寸(长×宽×高)5600×3800×2600mm质量15200kg生产厂家煤矿机械厂表7-
61.5t固定厢式矿车技术特征表项目技术特征单位型号M__
1.7-6容积
1.7m3载重量
1.5t轨距600mm轴距750mm连接器形式单列弹簧式最大牵引力60kN外形尺寸(长×宽×高)2400×1050×1200mm质量720kg大巷运输中所选用的材料车和平板车的技术特征见表7-7表7-7材料车、平板车主要技术特征表项目型号材料车MLC3-6平板车MPC3-6单位名称3t材料车3t平板车轨距600600mm轴距750750mm最大牵引力6060kN外形尺寸(长×宽×高)2400×1050×12002400×1050×415mm质量570530kg2)确定轨道上山一次提升的矿车数采区上部车场为甩车场,采用双钩串车提升,接车场上,下山轨道线路尺寸进行确定一次提升的时间Tx为Tx=(L1+L2)/V0+α1L/Vm+Q17-1-1式中L1+L2—上下部车场线路长度,取52mV0——串车上下车场内运行的平均速度,取1m/sα1——双钩串车提升的速度系数,取
1.08L——上山长度,1000mVm——最大提升速度,4m/sQ1——挂钩时间,25s则Tx=52/1+
1.08×1000/4+25=347保证所需运输能力的一次提升穿车的矿车数为Z1=(A班矸/G+A班材/v)Tx/(3600tb)7-1-2式中Z1——一次提升矿车数A班矸——该采区的每班矸石运量,这里按煤岩产量的12%计算A班矸=
502.66×12%=
60.32tG——一辆矸石矿车的载重量
1.5tA班材——该采区的每班材料的运量取20m3/班V——一辆材料车的实际体积,
1.7m3tb——绞车每班净运输时间,取6小时则Z1=(
60.32/
1.5+20/
1.7)×347/(3600×6)=
0.83所以取Z1=1故一次串车提升两辆矿车
7.3大巷运输设备的选择根据矿井运输提升的电机车选型见下表7-8表7-8电机车粘着质量选择矿井年产量A/万t架线式/t蓄电池/t配套矿车/tA≤60≤7≤8≤1A≤1207-1083120﹤A≤18014-2083-5A180208-125根据表7-8可知配套矿车为3t底卸式矿车由于该矿井为高瓦斯矿井,设计在运输大巷采用XK8-7/140型蓄电池电机车,牵引3t底卸式矿车运输,电机车及底卸式矿车的技术特征见表7-9,7-10表7-9XK8-7/140型电机车技术特征表项目技术特征单位型号XK8-7/140轨距600mm额定电压1150V牵引速度
7.8km/h小时制轮缘牵引力
12.83kN最小弯道半径7m车轮直径680mm电动机型号DZQB-
7.5数量2台功率15kW制动方式机械表7-103t底卸式矿车技术特征表项目技术特征单位名称及型号MDC
3.3-6容积
3.3m3载重3t轨距600mm轴距1100mm轮径350mm连接方式搭接式外型尺寸(长×宽×高)3450×1200×1400mm重量1700kg8矿井提升
8.1概述本矿井设计井型为180万t/a本井田煤种均为气煤,因此不需要分类运输矿井工作制度为三八制,提升设备年工作日为330d,日工作小时为16h矿井开拓方式为立井两水平,暗斜井延伸三水平,一水平标高为-600m设计主井井筒净直径为
6.5m,井筒断面__为
33.18㎡.采用箕斗提升,主要用来提升煤;副井井筒净直径为
7.2m,断面__为
40.71㎡,采用罐笼提升,主要用于提升材料、矸石和人员,并兼作进风和排水作用根据本矿井的生产能力,井下大巷运输选用蓄电池电机车牵引3t底卸式矿车运输,辅助运输采用电机车牵引
1.5t固定厢式矿车
8.2主副井提升设备选型
8.
2.1已知原始条件和数据1)设计生产能力为180万t/a2)提升工作制度为年工作日330d,日工作16h3)单水平提升(第一水平),井深615m4)装载高度Hz,由井下煤仓及装载设备尺寸确定,取20m5)卸载高度Hx,由地面生产系统要求而定,取18m6)松散层的密度为
0.90t/m37)两套箕斗提升设备8)采用多绳摩擦提升机
8.
2.2主井提升设备的选型1箕斗选型
①提升高度H=Hs+Hz+Hx8-2-1式中H----提升高度,mHs---矿井深度,615mHz---装载高度,20mHx---卸载高度,18m由式8-2-1得H=615+20+18=653m
②经济提升速度Vm=
0.4×H^
0.58-2-2式中Vm---经济提升速度,m/s由8-2-2得Vm=
0.4×653^
0.5=
10.22m/s
③一次提升循环估算时间Tx=Vm/a+H/Vm+208-2-3式中Tx----一次提升循环估算时间,sa-----初估加速度,取
0.8m/s220---装卸载时间,s由8-2-3得Tx=
10.22/
0.8+653/
10.22+20=
96.604
④小时提升次数Ns=3600/Tx8-2-4式中Ns---小时提升次数,次由8-2-4得Ns=3600/
96.604=
37.27次取Ns=38
⑤小时提升量As=An×C×Cr/Bn×Tv8-2-5式中As---小时提升量An---矿井年设计产量,180万t/aC---提升钩内不均衡系数,取
1.15Cr---提升能力富余系数,取
1.2Bn---年工作天数,330dTv---日静提升小时数,16h由式8-2-5得As=180×_____×
1.15×
1.2/(330×16)=
470.45t
⑥一次合理提升量Q=As/2Ns8-2-6式中Q---一次合理提升量,t2---两套箕斗提升设备由8-2-6得Q=
470.45/(2×40)=
5.881t由于本矿井设计年生产能力为180万t/a,考虑到以后矿井生产能力留有足够的余地,选用有效容积为
13.2立方米的JDG12/90×6Y型箕斗,其主要技术规格参数见表8-1表8-1JDG12/90×6Y型12t箕斗特征表项目单位技术特征型号JDG12/90×6Y箕斗名义载重量T12箕斗有效容积m
313.2箕斗自重t
13.3最大提升高度m1400主要尺寸mm2300×1300提升钢丝绳直径mm
27.5-
32.5数量根6绳间距mm300箕斗自重t
13.32主井提升钢丝绳主井提升钢丝绳选用6×19右_镀锌钢丝绳其技术参数如表8-2表8-26×19右_镀锌钢丝绳技术参数项目主井提升钢丝绳单位技术参数型号6×19股1+6+12右_钢丝绳直径mm31单位重量N/m
33.83抗拉强度N/mm21700钢丝总断力总和kN
608.5钢丝直径mm
2.0钢丝总断面__mm
2357.963提升机选择可选用JK
2.5/30型单绳缠绕提升机卷筒直径
2.5m提升最大高度1290m电动机转速不大于750r/min提升速度不大于5m/s4电动机选型电动机选用YR2500-10/2150型高交流电动机同步转速为600r/min
8.
2.3副井提升设备的选择1副井提升设备选择的依据1矿井基本条件工作制度330d/a井筒高度615m提升方式立井提升轨距600mm车辆
1.5t固定厢式矿车辅助运输2设备选型1罐笼选型副井装备一对
1.5t双乘四车标准窄罐笼标准罐笼双层乘84人,可提矸和升降一般材料设备,下层设有轨道可升降3t无轨车及有轨平板车,可升降总重不超过23t的大件设备表8-3GDG
1.5/6/2/4k罐笼技术特征表项目单位技术特征型号GDG
1.5/6/2/4k装载矿车型号M__
1.7-6车数个4乘人数个84罐笼装载量t
13.68罐笼自重t
11.91罐笼长和宽mm5290×1674组合罐道宽度mm180提升首绳数量台4直径mm33/
39.5尾绳数个3/2经校核后GDG
1.5/6/2/4k型罐笼满足本设计矿井副井提升要求2)提升钢丝绳主钢丝绳由德国SIE__G公司配套供货,选用三角股镀锌钢丝绳,尾绳选用国产扁钢丝绳,其规格见表8-3表8-4副井提升钢丝绳参数项目双罐笼主绳尾绳型号6△346×37直径mm
3147.5单位重量N/m
39.
4179.29抗拉强度N/mm21670每根钢丝绳总破短力kN
690.5根数42安全系数
8.433提升机选择可选用JKM
3.25/4Ⅰ型多绳缠绕提升机配用导向轮直径Dt=3m导向轮的变位重力为
30.6kN.4电动机选型电动机选用YR1000-10/1430型高压6kV交流电动机其传动比为
11.5同步转速为600r/min5)操车与进出车方式井上井下对应两股道设有电动式推车机和气动摇
3、阻车器等操车设备两台提升机升降人员、物料方式为井底提灌换层,井口沉罐换层9矿井通风设计
9.1矿井概况
9.
1.1矿井概况
(1)矿井基本情况井田可采煤层为7210煤层,属缓倾斜煤层,煤层倾角平均18°,其厚度分别平均为
3.
53.2米,煤层赋存稳定,地质构造简单,断层基本不发育井田可采储量为
1.67亿t,矿井设计年产量为180万t,属大型矿井,服务年限为
61.7a由于煤层瓦斯含量及煤层倾角均较大所以本矿井只采用上山开采全矿布置两个生产工作面,每个工作面日产量为3016t,矿井需通风的主要硐室有机电泵房,充电硐室,采区火药库,绞车房,采区变电所等本矿井瓦斯含量相对较高,主要涌出气体为CH4另外含有一定量的CO2,其中
72、10煤层CH4相对含量分别为为
10.23m3/t、
11.13m3/t,属于高瓦斯矿井对矿井瓦斯含量按40%进行抽放后瓦斯含量分别为
6.14m3/t、
6.78m3/t煤尘有__性,__指数为26%;煤无自燃发火倾向
(2)矿井开采技术条件本矿井瓦斯含量相对较高,主要涌出气体为CH4另外含有一定量的CO2,其中
72、10煤层CH4相对含量分别为为
10.23m3/t、
11.13m3/t,属于高瓦斯矿井煤尘有__性,__指数为26%;煤无自燃发火倾向根据井田开拓设计确定采用多水平上山走向长臂开采方法第一水平标高-590m,倾斜长度为1050m,服务年限为
27.23年,因走向较长,两翼各布置两个采区每个采区分四到五个区段回采每采区各布置两个综采工作面,工作面长度180m,区段平巷及区段煤柱15m为了保证生产正常接替,每个采区各安排两个__通风的煤层平巷掘进头每个采区各有一个绞车房、变电所、火药库,亦需__通风
(3)开拓方式根据矿井的开采技术条件,本矿井采用立井多水平上山开拓方式由于本矿井型为
1.80Mt/a属于大型矿井,而且地处平原、地面标高+
24.5,井田走向长度
8.1千米,倾斜方向长度
3.1千米为了方便安排矿井运输和提升系统,满足矿井的生产能力的要求,所以决定开凿一个主井和一个副井
9.2矿井通风系统和通风方式
9.
2.1矿井通风系统的基本要求选择任何通风系统,都要符合投产快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等原则
9.
2.2矿井通风系统的选择
(1)通风方式技术比较一般矿井主要有五种通风类型__并列式、__分列式、两翼对角式、分区对角式和混合式通风见下图9-1但一般来说新建矿井多在前4种方式中选择混合式是前几种方式的发展,多在老井的改建、扩时使用因而我们只对前4种方式作一个初步的比较见表9-2-1所示表9-2-1矿井通风方式对比项目类型适用条件优缺点中央并列式新建矿井,煤层倾角大,走向长度小于4Km,而且瓦斯、自然发火不严重的矿井初期投资少,出煤快,采区生产集中,便于管理;节省风井工业__占地,压煤少;便于井筒延伸,为深部通风提供有利条件;风流折返流动路线长,通风阻力大,通风费用高;工业__有风机,噪音大中央分列式煤层倾角较小,埋藏较浅,走向长度不大而瓦斯和自然发火较严重的矿井与并列式相比,这种方式较安全,建井期两井深部延伸,通风不困难,风流不折返,阻力小,内部漏风小,有利于防火工业__没有噪音和污风的污染,回风井系统设备防尘管理比较方便两翼对角式适用于走向长度大于4Km,井田__大,产量高,煤层距地表浅,瓦斯、自然发火严重的矿井由于风流路线较短,阻力和漏风小,所以各采区风阻表较稳定;矿井总风压稳定,工业__不受污染,比__分列式安全性更好;但它的初期投资较大,管理相对分散,发生事故时反风较困难分区对角式适用于煤层距地表浅,因地表高低起伏较大,无法开掘浅部总回风巷,而且表土层没有沙层,便于开掘小风井各分区有__的通风线路,互相不影响而且通风阻力小,建井工期短,安全生产好,分区风井多,占场地多,通风机管理分散本矿井处平原地区,井田上部边界走向长度约为
8.1km,倾斜方向长度
3.1km,矿井相对瓦斯涌出量较大,煤层无自然发火危险,煤尘有__性,__指数为26%因走向较长,两翼各布置两个采区,井田__较大,开采深度较深,为便于通风,提出两个方案,即:方案一:__分列式;方案二:两翼对角式对两方案的通风系统进行比较__分列式通风系统的优缺点及适用条件适用于煤层倾角较小,走向长度不大的矿井选用该通风系统,矿井通风阻力较小,内部漏风少,利于对瓦斯、自然发火的管理,并且对工业__没有噪音影响两翼对角式通风系统一般适用于煤层走向长度超过4km,井田__大,产量较大的矿井该系统比__分列式安全性好,但初期投资大,建井期较长对有瓦斯突出或有煤与瓦斯突出的矿井应采用对角式通风系统两方案均适用于本矿井,下面进行经济比较
(2)通风方式经济比较两通风系统方案的经济比较见表9-2-2到9-2-5主要从巷道开拓工程量、费用及巷道维护费用、通风设施购置费用和通风电费等方面考虑巷道开拓及维护费用只比较两方案中不同(或多出)巷道,相同巷道不再作经济比较1)井巷工程掘进费用比较方案一:__分列式,回风大巷工程量巷=3000×2=6000m,回风井工程量为325m;方案一:两翼对角式,回风大巷工程量=2000×2=4000m,回风井工程量为325×2=630m表9-2-2井巷掘进费用方案项目方案一:__分列式方案一:两翼对角式工程项目工程量(m)单价(元/m)费用(万元)工程量(m)单价(元/m)费用(万元)回风大巷600040002400400040001600回风井325_____325325×2_____650合计272522502井巷维护费用比较表9-2-3井巷维护费用比较方案项目方案一:__分列式方案一:两翼对角式工程项目工程量(m)单价(元/m)费用(万元)工程量(m)单价(元/m)费用(万元)回风大巷6000905440009036回风井
3251203.9325×
21207.8合计
57.
943.83通风设备购置费用矿井主通风机、配套电机设备购置费按100万元计算,主要通风机房必须__两套主要通风机及配套电机一套工作,一套备用,则共需要设备费用200万元风机房、风硐、扩散器、防爆门、反风设施等通风设施的土建费按50万元计算,则建一风机房需要250万元两方案的经济比较见表9-2-4表9-2-4通风设备购置费用方案项目方案一:__分列式方案一:两翼对角式通风设备费250×2万元250×4万元4通风总费用比较通风费用汇总见表9-2-5表9-2-5通风总费用比较方案项目__边界式(万元)两翼对角式(万元)井巷掘进费27252250井巷维护费
57.
943.8通风设备费250500总费用
3032.
92793.8从表表9-2-5可以知道,两翼对角式在经济上要优于__边界式综上技术和经济比较,两翼对角式优于__边界式,故本矿井采用两翼对角式通风
9.
2.3矿井主扇工作方式的选择目前,煤矿中使用的通风方式主要有三种抽出式、压入式、压入和抽出联合式抽压联合式可产生很大的通风阻力,适用于大阻力矿井,新建矿井不采用现将前两种工作方法的优缺点及示意图对比如下
(1)抽出式主扇使井下风流处于负压状态,当一旦主扇因故停上运转时,井下风流的压力提高,有可能使采空区瓦斯涌出量减少,比较安全;
(2)压入式主扇使井下风流处于正压状态,当主扇停转时,风流压力降低,有可能使采空区瓦斯涌出量增加,比较危险
(3)采用压入式通风时,须在矿井总进风路线上设置若干构筑物,使通风管理工作比较困难,漏风较大
(4)在地面小窑塌陷区分布较广,并和采区相沟通的条件下,用抽出式通风,会把小窑积存的有害气体抽到井下,同时使通过主扇的一部分风流短路,总进风量和工作面有效风量都会减少用压入式通风,则能用一部分回风流把小窑塌陷区的有害气体带到地面
(5)如果能够严防总进风路线上的漏风,则压入式主扇的规格尺寸和通风电力费用都较抽出式为小
(6)在由压入式通风过渡到深水平抽出式通风时,有一定困难,过渡时期是新旧水平同时产生,路线较长,有时还须额外增掘一些井巷工程,使过渡期限拉得过长用抽出式通风,就没有这些缺点综上所述,一般地说,在地面小窑塌陷区漏风严重、开采第一水平和低沼气矿井等条件下,采用压入式通风是比较合适的,否则不宜采用压入式通风从以上比较看出,抽出式通风具有明显的优点同时矿井地面地势平坦,不存在小窑塌陷区,因此结合本矿井实际的条件,确定该矿井采用抽出式通风
9.
2.4采区通风
1.采区通风系统的要求1采区通风系统的总要求1能够有效的控制采区内的风流方向、风量大小和风质2漏风少3风流的稳定性高4有利于排放瓦斯,防止煤尘自然和防尘5有较好的气候条件6安全经济合理2采区通风的基本要求1每个采区必须有单独的回风道,实施分区通风,回采面和掘进面都采用__通风,不能串联2工作面尽量避免位于角连分支上,要保证工作面风向稳定3煤层倾角大于12°时,不能采用下行风4回采工作面的风速不能低于1m/s5工作面回风流中瓦斯浓度不得超过1%6必须保证通风设施(风门、风桥、风筒)规格质量要求7要保证风量按需分配,尽量使通风阻力小,风流畅通8机电硐室必须在进风流中9采空区必须要及时封闭10要防止管路、避灾路线、避灾硐室和反风系统
2.采区通风系统的选择采区通风系统是矿井通风系统的基本组成部分,它包括采区进回风和工作面进回风巷道的布置方式,采区通风路线的连接形式,以及采区通风设备和通风构筑物的设置等基本内容采区通风系统应满足分区通风、采掘工作面应采用__通风,采区内所有的巷道,回采工作面,备用工作面啊,掘进工作面和硐室等有足够的风凉;采区内风流稳定;有利于采空区瓦斯排放和防止浮煤自燃;通风系统具有一定的抗灾能力和满足一些特殊要求的能力(如抽放瓦斯、防火灌浆、煤层注水、区域反风和降温等)使新鲜风流在其流动路线上被加热与污染的程度最小由于本矿井属于高瓦斯矿井,所以决定采区上山布置三条两条煤层上山和一条专用来回风的岩石上山其通风系统有如下两种方式1轨道上山进风,岩石上山回风;2运输上山进风,岩石上山回风1)轨道上山进风,岩石上山回风的优缺点1轨道上山进风不必在下部安设风门,避免物料车频繁经过风门,造成风门损坏,甚至短路2轨道上山进风可使新鲜风流免受沼气、矿尘的污染,有利于保证风质3运输上山中多台运输机串联,上部机头不能保证在新鲜风流中2)运输上山进风,岩石上山回风1风流和煤流方向相反,容易引起煤尘飞扬,使进风流污染2煤流中释放瓦斯,使进风风流瓦斯浓度增大3运输设备散发的热量使风流温度升高4须在轨道上山的下部车场按设风门,由于运输频繁,风门常损坏、漏风、甚至短路影响工作面生产参照两种进回风上山方式的优缺点,根据该矿井煤层赋存稳定,煤层有__性,确定采用轨道上山进风,岩石上山回风的采区通风系统
9.
2.5工作面通风工作面通风方式有上行式通风和下行式通风两种方式,这两种通风方式的优缺点和适用条件比较如下1上行通风风速小时,可能会出现瓦斯分层流动和局部积聚;下行通风时,瓦斯和空气混合能力大,不易出现分层和局部积累2上行风运输途中瓦斯被带入工作面,工作面瓦斯浓度大,下行风运输途中瓦斯被带入回风巷,工作面瓦斯浓度小3上行风上隅角瓦斯浓度常超限,限制了生产能力4上行风需把风流引导到最低水平,然后上行,路线长,风流被地温加热程度大,且运输设备发热量也加大,故工作面温度高5下行风运输设备在回风巷运转,安全性差6下行风工作面若有火源,产生火风压与机械风压相反,会使工作面风量减少,甚至反风,导致瓦斯浓度上升引起__,故下行风在起火地点瓦斯__的可能性会比上行风大通过对上行风和下行风的比较,结合本矿井煤层倾角18°沼气涌出量大的条件,从冲淡工作面涌出的瓦斯的角度出发,决定采用上行逆向通风方式,这样还可以避免机电设备安放在回风流中虽然使煤炭运输方向和风流方向相反,但运用一定的除尘措施后,可以解决风流激起煤尘的问题确定选择工作面通风方式为上行式通风
9.
2.6回采工作面进回风巷道的布置采场通风方式的选择与回风的顺序、通风能力和巷道布置有关目前工作面通风系统形式主要有“U”、“W”、“Y”、“Z”、“H”形,各种形式的优缺点及使用条件如下(由于工作面为后退式开采,故各种通风形式只考虑后退式)“U”型通风在区内后退式回采中,这种通风方式具有风流系统简单、漏风小等优点,但风流线路长,变化大,工作面上隅角易积聚瓦斯,工作面进风巷一次掘进,维护工作量大这种通风方式,如果瓦斯不太大,工作面通风能满足要求,即可采用“Y”型通风当采煤工作面产量大和瓦斯涌出量大时,采用这种方式可以稀释回风流中的瓦斯对于综合采工作面,上下平巷均进新鲜风流有利于上下平巷__机电设备,可以防止工作面上隅角瓦斯积聚及保证足够的风量,这种通风方式适用于瓦斯涌出量大的工作面,但需要边界准备专用回风上山,增加了巷道掘进、维护费用“W”型通风当采用对拉工作面时,可以采用上下平巷同时进风和中间巷道回风的方式采用此种方式有利于满足上下工作面同采,实现集中生产需要这种通风方式的只要特点是不用设置第二条风道;若上下端平巷进风,在该巷只撤、__、维护采煤设备等有良好的环境;同时,易于稀释工作面瓦斯,使上隅角瓦斯不易积聚,排放炮烟、煤尘速度快“Z”性通风回风巷为沿空巷,可以提高煤炭回采率;巷道采准工作量小;采区内进风总长基本不变,有利于稳定风阻;无上偶角瓦斯积聚问题,但是回风巷常出现沼气超限的情况;同时也需要在边界准备专用回风上山,增加了行道的维护和掘进费用“H”型通风工作面风量大,有利于进一步稀释瓦斯这种方式通风系统较复杂、区段运输平巷、回风巷均要先掘后留,维护、掘进工程量大,故较少采用由于本设计采用两翼对角式通风,对照以上工作面通风系统形式,结合本矿井的地质条件,决定采用“U”型通风方式
9.
2.7通风构筑物为保证采区内通风风流的稳定,在巷道内设置一系列通风构筑物,控制风流的流向,本矿的主要通风构筑物有风门在采区的上部车场和中部车场以及一些人员和车辆可以通行,风流不能通过的巷道,至少设立两道风门,其间距要大于运输工具的长度挡风墙(密闭)在需要堵截风流和交通的巷道内,设置挡风墙
9.3风量计算及分配
9.
3.1配风的原则和方法矿井总风量是井下各个工作地点的有效风量和各条风路上的漏风量的和对新设计的采区,应使各个用风地点的风量符合《规范》中关于人员所需风量,瓦斯,CO2,CO和其它有害气体的安全浓度,各工作地点的允许温度,空气中煤尘的安全浓度,最低和最高风速的允许值以及各种漏风的允许值等规定
9.
3.2总风量的计算本设计采用按实际需要由里往外细致配风的算法首先计算出各用风地点的风量,再乘一定的系数,得出总风量即Q=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×K9-1式中∑Q采-—各回采工作面和备用工作面所需风量之和,m3/min;∑Q掘—各掘进工作面所需风量之和,m3/min;∑Q硐—各硐室所需风量之和,m3/min;∑Q其它—其它巷道风量之和,m3/min;K—矿井通风系数,取
1.151工作面风量计算根据《煤矿安全规程》规定,配风基本原则为1井下工作人员每人每分钟供风量不得少于4m32工作面沼气和其他有害气体浓度不能超限3工作面有良好的气候条件回采工作面需风量应按稀释和排除瓦斯,CO2,及其它有害气体,粉尘,并使工作面具有适宜的气温和风速分别以这些条件进行计算,然后取其中的最大值1按瓦斯涌出量计算工作面的风量Q采=100×q采×KC9-2其中Q采—回采工作面需风量,m3/min;q采—绝对涌出量,m3/min;KC—瓦斯涌出不均衡系数取
1.2;绝对涌出量按下式计算q采=q相对×A工日/14409-3其中q相对—工作面瓦斯相对涌出量,m3/t·d;A工日—工作面日产量.
72、10煤层CH4相对含量分别为为
6.14m3/t、
6.78m3/t,则72煤层:q采1=
6.14×
3016.44/1440=
12.86m3/min10煤层:q采2=
6.78×
3016.44/1440=
14.20m3/min对于72煤层所需风量为Q采1=100×q采1×
1.2=100×
12.86×
1.2=
1543.2m3/min对于10煤层所需风量为Q采2=100×q采2×
1.2=100×
14.2×
1.2=1704m3/min2按工作面气温计算采煤工作面应有良好的气候条件,其进风流气温和风速应符合下表的要求为使工作面有良好的气候,对应于不同的风温时,有相应不同的风速,桃圆矿工作面风温为23~26度,相应合适的风速为
1.5m/s长壁工作面风量为Q=60×v×s9-4式中v——工作面适宜的风速,m/ss——按平均控顶距计算得的工作面平均断__,m272煤层:工作面最大控顶距为
4.54m最小控顶距为
3.94m工作面平均断__:s=(
4.54+
3.94)×
3.5/2=
14.84m2Q=60×
14.84×
1.5=
1335.6m3/min10煤层:工作面最大控顶距为
4.54m最小控顶距为
3.94m工作面平均断__:s=(
4.54+
3.94)×
3.2/2=
13.57m2Q=60×
13.57×
1.5=
1220.4m3/min表9-3-1工作面风速表采煤工作面进风流气温(℃)采煤工作面风速(m/s)<
150.3-
0.515-
180.5-
0.818-
200.8-
1.020-
231.0-
1.5
③按人数计算工作面风量Qg≥4Nm3/min9-5式中N——回采工作面同时工作的最多人数综采工作面一班同时工作的最多人数为35人,交__时为70人所以Qg=4×70=280m3/min综上所述,回采工作面的风量取最大值为容易时期
1543.2m3/min,困难时期1704m3/min
④按工作面风速验算根据《煤矿设计规程》规定的回采工作面最低风速为
0.25m/s,最高风速为4m/s的要求进行验算回采工作面的风量应满足15×Sc≤Q采≤240×Sc9-672煤层:其中Sc为
14.84m2则
222.6≤
1543.2≤
3561.610煤层:其中Sc为
13.57m2则
203.55≤1704≤
3256.8可知回采工作面的风量满足要求2掘进通风掘进巷道时,为了稀释和排出自煤岩体涌出的有害气体爆破产生的炮烟和矿尘以及保持良好的气候条件,必须对掘进工作面进行通风《煤矿安全规程》规定,掘进通风应采用矿井中全风压或局部通风机通风,禁止采用扩散通风根据以上规定,矿井一般采用局部通风机通风,矿井有煤巷掘进和岩巷掘进一按岩巷掘进进行掘进通风计算
1.按__量计算根据我国目前的状况,大多数矿井的巷道掘进仍然是采用打眼放炮掘进,掘进工作面所需风量Qe=25×Ae9-7式中Qe---掘进工作面所需风量,m3/minAe---进工作面一次爆破所使用的最大__量,取12Kg掘进面所需风量为Qe=
2.5×Ae=
2.5×12=300m3/min
2.按人数计算Qe=4×N9-8式中N---掘进工作面同时工作的最多人数炮掘工作面同时工作人数为20人,交__时最多人数为40人所以Qe=4×40=160m3/min3.按风速进行验算每个岩巷掘进工作面的风量不得小于Qe≥
0.15×60×S=
0.15×60×
15.6=
140.4m3/min每个岩巷掘进工作面的风速不得大于Qe≤4×60×
15.6=3744m3/min由此,掘进工作面供风Qe=300m3/min二.按煤巷掘进设计风量1按沼气涌出量计算Qe=100q掘×K9-9对于72煤层所需风量为Q掘1=100×q掘1×
1.2=100×
0.54×
1.2=
64.8m3/min对于10煤层所需风量为Q掘2=100×q掘2×
1.2=100×
0.596×
1.2=
71.52m3/min
2.按人数计算Qe=4N=4×30=120m3/mi9-
103.按局部通风机需风量计算28kW局扇需风量:300m3/min15kW局扇需风量:320m3/min
4.按工作面风速计算最低风速
0.25m/s(15m/min)岩巷断面为20m2Q岩掘=300q×s=180m3/min煤巷断面为10m2Q岩掘=300q×s=150m3/min该采区有四个煤巷和一个岩巷掘进头高瓦斯掘进头使用对旋式局扇需要4台15×2kW对旋式局扇1台28kW局扇∑Q掘=4Q煤掘+Q岩掘=4×320+1×300=1580m3/min9-11三掘进通风方法根据我国煤矿的目前状况和本矿的实际条件,掘进通风采用压入式或单个局部通风机压风的方法通风3)硐室通风煤矿井下硐室需要__回风的主要有采区变电所、采区绞车房、__库等根据实际配风经验,对这些硐室配风如下变电所80m3/min;绞车房80m3/min;__库100m3/min4)Q其它的确定新设计矿井其它用风巷道所需风量难以计算一般按(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐)的3%-5%计算配风这里取4%所以矿井总风量为容易时期Q=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×K=(2×
1543.2+1580+260+
197.056)×
1.15=
5948.62m3/min=
99.14m3/s困难时期Q=(∑Q采+∑Q掘+∑Q硐+∑Q其它)×K=(2×1704+1580+260+
209.92)×
1.15=
6336.96m3/min=
105.62m3/s5矿井总风量矿井有一个采区两个工作面生产,就可以达到矿井设计产量矿井总用风量为容易时期Q总=
99.14m3/s困难时期Q总=
105.62m3/s
9.
3.5通过主风机装置的实际风量在风机房的防爆门、风硐和主风机附近,存在着外部漏风,通过主风机的实际Qf大于矿井所需要的总风量,对于抽出式通风的矿井Qf=K漏×Q总9-12式中K漏----矿井漏风系数,抽出式通风,出风井无提升任务时取
1.05容易时期Qf=
1.05×
99.14=
104.09m3/s困难时期Qf=
1.05×
105.62=
110.90m3/s
9.4全矿通风阻力的计算矿井通风阻力是选择矿井主风机的重要因素之一,对于对角式通风的矿井,有两台或两台以上通风机工作时,矿井总阻力应按每台通风机所服务的系统分别计算矿井通风阻力包括摩擦阻力、局部阻力和自然风压摩擦阻力是风流与井巷周壁摩擦以及空气分子间的扰动和摩擦而产生的阻力,由此阻力引起的风压损失是摩擦阻力损失摩擦阻力按下式计算h摩=αLPQ2/S3=RQ29-13其中α—摩擦阻力系数,㎏·S2/m8;L—井巷长度,m;U—井巷净断面周长,m;Q—通过井巷的风量,m3/s;S—井巷净断__,m2矿井通风阻力是选择主扇的重要因素,计算出通风阻力的大小,就能确定所需通风压力的大小,并以此作为选择通风设备的依据1确定矿井通风容易时期和困难时期所谓的通风容易时期和通风困难时期是指在一个风机的服务年限内(本设计取25年),矿井阻力较小的时期(通常在达产初期)和较大的时期(通常在生产后期)本设计矿井采用两翼对角式通风,在矿井服务年限内,分别在两翼上部边界开凿两个风井根据开采计划,先采72煤层,再开采10煤层开采72煤层时为通风容易时期,开采10煤层时是通风困难时期2矿井通风容易时期和困难时期的最大阻力路线通风容易时期副井→车场及石门→运输大巷→采区下部车场→轨道上山→行人回风上山→甩车场→综采区段进风平巷→综采工作面→综采区段回风平巷→区段回风石门→行人回风上山→回风石门→回风大巷→风井对应于容易时期的风网图为9-4通风困难时期副井→车场及石门→运输大巷→采区下部车场→轨道上山→行人回风上山→甩车场→综采区段进风平巷→综采工作面→综采区段回风平巷→区段回风石门→行人回风上山→回风石门→回风大巷→风井对应于困难时期的风网图为9-53阻力计算的原则根据已经确定的通风容易时期和通风困难时期,按这两个时期的通风阻力最大的风路分别计算出各段井巷的通风阻力,然后累加得出两个时期的总阻力据此,所选用的风机既能满足困难时期又能满足容易时期的要求,则其它时期就无须再计算两个时期的计算结果分别列表显示如表9-4-1表9-4-2表9-4-1矿井通风容易时期井巷通风阻力计算表井巷名称支护方式井巷区段序号lmα×104NS2/m4umSm2qm3/shPavm/s副井钢筋混凝土0-
161540022.
60840.
694104.09__.
422.56车场及石门砖砌璇1-
250068.
614.
96515.
6104.
09192.
116.67运输大巷锚喷2-
3110068.
615.
015.
587.
45232.
455.64采区下部车场锚喷3-
440068.
615.
015.
587.
4584.
535.64轨道上山锚喷4-
780090.
113.
813.
279.
44272.
936.01行人回风上山锚喷5-
15100068.
613.
813.
28.
012.
640.61掘进工作面工字钢棚子6-6’
200225.
414.
812.
815.
330.
900.42甩车场锚喷7-
116083.
413.
813.
225.
721.
991.95综采区段进风平巷工字钢棚子7-
81000225.
414.
812.
8125.
72104.
982.00综采工作面液压支架8-
918032015.
4814.
8425.
7218.
041.73综采区段回风平巷工字钢棚子9-
101000225.
414.
812.
8125.
72104.
982.00回风石门锚喷14-
1635068.
615.
015.
6104.
09102.
7846.67回风大巷锚喷16-
17100068.
615.
015.
6104.
09293.
676.67风井钢筋混凝土17-
1832531.
415.
719.
625104.
0922.
975.30小计
1524.36表9-4-2矿井通风困难时期井巷通风阻力计算表井巷名称支护方式井巷区段序号lmα×104NS2/m4umsm2qm3/shPavm/s副井钢筋混凝土0-
161540022.
60840.
694110.
9101.
52.73车场及石门砖砌璇1-
250068.
614.
96515.
6110.
9166.
297.11运输大巷锚喷2-
3310068.
615.
015.
594.
26761.
097.15采区下部车场锚喷3-
410068.
615.
015.
594.
2624.
557.15轨道上山锚喷4-
780090.
113.
813.
284.
8311.
006.42行人回风上山锚喷5-
15100068.
613.
813.
29.
463.
680.72掘进工作面工字钢棚子6-6’
200225.
414.
812.
815.
330.
900.42甩车场锚喷7-
116083.
413.
813.
228.
42.
422.15综采区段进风平巷工字钢棚子7-
81000225.
414.
812.
8128.
4128.
002.22综采工作面液压支架8-
918032015.
4814.
8428.
422.
011.91综采区段回风平巷工字钢棚子9-
101000225.
414.
812.
8128.
4128.
002.22回风石门锚喷14-
1611568.
615.
015.
6110.
938.
347.11回风大巷锚喷16-
17100068.
615.
015.
6110.
9333.
357.11风井钢筋混凝土17-
1832531.
415.
719.
625110.
926.
075.65小计
2047.24总阻力沿着风路将各区段的摩擦阻力累加,并考虑适当的局部阻力系数,即可分别算出通风容易和通风困难时期的井巷通风总阻力h总易=
1.1∑hr易9-14式中h总易—通风容易时期总阻力,Pa;hr易—通风容易时期各巷道风阻,Pa;
1.1—局部阻力系数9-15式中h总难—通风困难时期总阻力,Pa;hr难—通风困难时期各巷道风阻,Pa;
1.1—局部阻力系数容易时期;h总易=
1.1×
1524.36=
1676.80Pa困难时期h总难=
1.1×
2047.2=
2251.92Pa5等积孔矿井采用两翼对角式通风系统,有两台风机联合运转,总等积孔可按下述方法计算9-16其中:A—等积孔,m2;h—风压,PaQ—风量,m3/s;容易时期=
1.19×
104.09/=
3.02困难时期=
1.19×
110.9/=
2.78利用表9-4-3判断矿井的通风难易程度表9-4-3矿井通风难易程度评价等积孔(m2)风阻(NS2/m8)通风阻力等级难易程度评价<1>
1.416大阻力矿难1~
21.416-
0.354中阻力矿中>2<
0.354小阻力矿易本设计两翼选用相同的风机,利用上式,得到矿井等积孔A容易=
3.02m22m2,A困难=
2.782m2属于通风容易矿井
9.5通风机选型通风设备的选型是根据计算出的全矿总风量Q,容易时期最小阻力hmin和困难时期最大阻力h__x进行设计的,它包括通风机和电动机的选择及通风机附属装置设计
9.
5.1选择风机的基本原则及技术资料选择通风机除了应具有安全可靠、技术先进、经济指标好等优点外,还应符合下列要求选择通风机一般应满足第一水平各个时期的阻力变化要求,并适当照顾下水平通风的要求当阻力变化较大时,可考虑分期选择电动机,但初装电动机的使用年限不宜少于10年应留有一定的余量轴流式风机在最大设计风量和风压时,叶片__角度一般比最大允许使用值小5度;离心式风机的转数一般不大于最大允许值的90%在风机的服务年限内,其矿井最大和最小阻力的工作点均应在合理工作范围内考虑风量调节时,应尽量避免采用风硐闸门调节选择通风机必须的技术资料有通风机的工作方式是抽出式还是压入式;矿井瓦斯等级;矿井最大需风量和通风机服务期间内的最大与最小阻力;矿井的自然风压值;风井是否兼做提升作用;通风设备的产品目录和__等
9.
5.2矿井自然风压通风机的压力与自然风压有很大关系风机选型时计算风机压力须计算出矿井自然风压矿井自然风压的大小,最要取决于矿井风井的深度及内部的风流的密度1)静压矿井进、出风井的空气柱的容重差以及高度差和其它自然因素所形成的压力成为自然风压,它对矿井风机的工况点会产生一定的影响,因此设计中应考虑自然风压对风机的影响h=ΔρgH9-17Δρ—进风井筒与出风井筒空气平均密度差,kg/m3,如表6-1所示;H—井筒深度,m表9-5-1空气平均密度地点季节进风井筒(kg/m3)出风井筒(kg/m3)冬
1.
281.20夏
1.
201.24副井深度Z1-2=615m风井深度Z4-5=325m高差Z3-4=615-325=290m冬天空气密度取ρ1-2=
1.28kg/m3,ρ4-5=
1.20kg/m3,ρ3-4=1/2×(ρ1-2+ρ4-5)=
1.24kg/m3冬季自然风压hna=ρ1-2gZ1-2-ρ3-4gZ3-4-ρ4-5gZ4-5=
1.28×
9.8×615-
1.24×
9.8×290-
1.20×
9.8×325=
7714.56-
3524.08-3822=
368.48Pa冬季自然风压帮助矿井通风,压力为
368.48Pa夏天空气密度取ρ1-2=
1.20kg/m3,ρ4-5=
1.24kg/m3,ρ3-4=1/2×(ρ1-2+ρ4-5)=
1.22kg/m3夏季自然风压hno=ρ1-2gZ1-2-ρ3-4gZ3-4-ρ4-5gZ4-5=
1.20×
9.8×615-
1.22×
9.8×290-
1.24×
9.8×325=
7232.4-
3467.24-
3949.4=-
184.24Pa夏季自然风压阻碍矿井通风,压力为
165.62Pa选择主要通风机时,为了使所选的主要通风机在通风容易,通风困难时期能满足要求,需考虑自然风压帮助(或__)主要通风机风压的作用容易时期hf易=h总易-hna9-18式中hf易—通风容易时期静风压,Pa;h总易—矿井总阻力,Pa;hna—冬季矿井自然风压,Pa;=
1676.80-
368.48=
1308.32Pa困难时期hf难=h总难-hno9-19式中hf难—通风困难时期静风压,Pa;h总难—矿井总阻力,Pa;hno—夏季矿井自然风压,Pa=
2251.92+
184.24=
2436.16Pa
9.
5.3风机风量及风机选型1风机风量由于防爆门及主要通风机反风门等处的外部漏风风机的风量应大于矿井的风量Q,并由下式求出9-20式中Qf-主扇工作风量;Q-矿井所需总风量;k-漏风系数取
1.05容易时期Qf=
1.05×
104.09=
109.29m3/s困难时期Qf=
1.05×
110.9=
116.45m3/s现把计算出的风机设计工况点列表如下表9-5-2风机设计工况点技术参数风机设计工况点风量(m3/s)风压(pa)容易时期
109.
291308.32困难时期
116.
452436.162风机选型首先根据Qfhfs易和hfs难在风机特性曲线上初选能满足要求且通风机效率不小于
0.7的通风机,实际风压不高于最高风压的90%,经过比较,根据计算得出的容易时期和困难时期的风量和风压在通风机特性上初选出满足要求的通风机初选风机型号为:2K60NO28型轴流式风机同步转速n=600rpm作矿井主要通风机所选通风机的特性曲线如图9-5-1所示3风机的实际工况点通风机的工作风阻,由下式计算R=h/Qf29-21式中R-风阻NS2/m8;h-风压Pa;Qf-风机风量m3/s根据上式可计算知Rf易=
0.10954(NS2/m8)Rf难=
0.17965(NS2/m8)在通风机特性曲线图上绘制通风机的工作风阻曲线,风阻曲线与通风特性曲线的交点即为通风机的实际工况点,再由实际工况点确定实际的各参数如表9-5-3所示表9-5-32K60NO28型矿井轴流通风机参数表型号时期叶片__°转速r/pm风压pa风量m3/s效率%输入功率kw2K60NO28容易时期25°
6001480124.272270困难时期30°600258812080350风机特性曲线如图9-
89.
5.4电动机的选择1电动机功率计算通风机的输入功率按通风容易及困难时期分别计算通风机所需输入功率__inN__x:由式N=QfH/1000ŋs9-22式中N-通风机的输入功率kW;Qf-通风机的风量m3/s;H–风压Pa;ŋs-风机静压效率代入数据得:__in=
109.29×
1308.32/1000×
0.72=
198.69kWN__x=
116.45×
2436.16/1000×
0.80=
354.61kW2电动机台数及种类的确定因为__in=
198.
690.6N__x=
0.6×
354.61=
212.77所以选用两台电动机电动机功率为:Ne=N__xKe/ŋeŋtr9-23式中:Ne–电动机功率kW;N__x–困难时期风机功率kW;Ke–电动机容量备用系数取
1.1-
1.2;ŋe-电动机效率取
0.9-
0.94大型电机取较高值;ŋtr-传动效率电动机与通风机直接相连时取1皮带传动时取
0.95代入数据得:Ne=
354.61×
1.1/
0.94×1=
414.97kW根据以上计算所得的电动机输入、输出功率选择合适的电动机因为大于400kW所以宜选用同步电动机其优点是在低负荷运转时用来改善电网功率因数使矿井经济用电;缺点是__和购置费用较高在煤炭工业设备手册上选出合适的电动机电动机有关技术参数为表9-7T500-10电动机技术参数项目相关参数单位电动机型号T500-10额定功率500kW电机效率92%同步转速600r/min额定电流A额定电压6000V最大力矩额定力矩
1.
89.
5.5对矿井主要通风设备的要求1主要通风机必须__在地面,装有通风机的井口必须封闭严密,其外部漏风率在无提升设备时不得超过5%,有提升设备时不得超过15%2主要通风机必须保持运转;3主要通风机必须装置两套同等能力的通风机,其中一套作备用在建井期间可装置一套通风机和一台备用电动机备用通风机、备用电动机和配套通风机,必须能在10min内开动4矿井不得采用局部通风机群作为主要通风机使用在特殊情况下,作临时使用时,必须对主要通风机管理,指定措施,报省(区)煤炭局批准5)装有主要通风机的出风井口,应__防爆门;6)主要通风机至少每月由矿井机电部门检查1次改变通风机转数或风叶角度时,必须报矿总工程师批准;7)进风井口必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入的地方;进风井筒冬季结冰,对工人健康和提升设施有一定的危害,必须设暖风设备;8)回采工作面和掘进工作面都应__通风,特殊情况下串__风必须符合《煤炭安全规程》第117条有关规定;9)完善矿井通风系统,合理分配风量,降低并控制负压,以减少漏风,每个面回采结束,要将其两顺槽就近连通并及时加以密闭,使采空区处于均压状态;
9.
5.6对反风、风峒的要求为使进风井筒附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘__时的有害气体不进入工作面,危及井下工人的生命安全,我国《规程》规定要求在10min内能把矿井风流反转过来,而且要求风量不小于正常风量的60%本设计采用反风道反风,即在出风井另开反风道,__反风装置能够保证安全可靠,满足反风的时间和风量要求
9.6矿井灾害防治措施为了保证矿井安全生产,在矿井建设和生产过程中,要重点防范瓦斯、煤尘、水和火的威胁本设计采用先进设备,建立井下环境安全监系统,对瓦斯、煤尘、水和火等灾害进行早期预防,综合治理
9.
6.1瓦斯管理措施1)严格执行《安全技术操作规程》第四章第一节《煤矿安全规程》的有关规定2)设专职瓦斯员对工作面每班巡回检测不得少于两次,发现问题及时汇报处理,另外建立瓦斯的个体巡检测和连续检测的双重检测系统,可靠预防和控制瓦斯事故的发生3)在采煤工作面以及与其相互连接的上下顺槽设置瓦斯__仪,检测风流中瓦斯含量,并将信息及时传递到地面控制室4)严格掌握风量分配,保证各个工作面和机电硐室有足够的新风流5)按井下在册人员配备隔离式自救器6)按规程规定设置反风装置,风机能在规定时间内反风并达到规定风量7)严禁在工作面两道再掘超过3m的硐室8)采后按规定时间回收,密闭,注浆
9.
6.2煤尘的防治1)掘进机与采煤机都必须配备有可靠的降尘装置,掘进头风机要设防尘器2)利用环境安全监测系统,及时测定风流中的风尘浓度3)奖励防尘、洒水、降尘系统,对煤流各转载点必须经常喷雾洒水4)对于容易积存煤尘之处,应定期进行清理5)井下煤仓和溜煤眼应保持一定的存煤,不得放空,防止煤仓和溜煤眼出漏风6)相邻煤层几2所有运输机道和回风道必须设置隔爆木棚7)采掘工作面的工人应按规定佩带防止冒和防尘口罩
9.
6.3防火1)实行无煤柱沿空掘巷开采,尽量少丢煤,清楚炼层自然发火根源,、2)完善矿井通风系统,合理分配风量,降低并控制负压,以减少漏风,每个面回采结束,要将其两顺槽就近连通并及时加以密闭,使采空区处于均压状态3)对个工作面及采空区进行束管监测,电子计算机监控,及时掌握自燃征候和情况及时采取有特征4)煤层大巷要搞好壁后充填和喷混凝土封闭煤层,防止煤层的风化和自燃5)井下设置完备的消防撒水系统,存放足够的消防器材
9.
6.4防水1)在矿井建设和生产过程中,至始至终要认真进行水文地质工作,切实掌握水文情况2)在落差较大的断层两侧要留足防水煤柱,当掘进头接近断层时,必须超前钻孔探水前进3)开采下组煤层时,应进一步摸清水文情况及其对开采的影响,并制定专门防水措施10设计矿井基本技术经济指标序号技术经济指标单位数量或内容123456789101112131415161718192021222324煤层牌号可采煤层数目可采煤层总厚度煤层倾角1矿井工业储量2矿井可采储量1矿井年工作日数2日采煤班数1矿井年生产能力2矿井日生产能力矿井服务年限矿井第一水平服务年限井田走向长度井田倾斜长度瓦斯等级瓦斯相对涌出量通风方式1矿井正常涌水量2矿井最大涌水量开拓方式1第一水平标高2第二水平标高3第三水平标高1生产的工作面数目2备用的工作面数目采煤工作面年进度1移交时井巷工程量2达产时井巷工程量开拓掘进队数大巷运输方式矿车类型电机车类型台数设计煤层采煤方法1工作面长度2工作面推进度3工作面抗木消耗量4工作面效率5工作面成本层m度MtMt天班万t/at/daakmkmm3/tm3/hm3/hmmm个个mmm个台mm/月m3/千tt/工元/tQM气煤
26.
718205.
93431144.
3075233021805454.
5561.
724.
958.
13.1高瓦斯
11.3两翼对角式300670立井两水平,暗斜井一水平-590-900-12002211889055110554矿车运输3t底卸式,
1.5t固定XK8-7/1402走向长壁综采机械化
1801085135.
29811.09冲击矿压防治技术摘要:冲击矿压是矿山压力的一种特殊显现形式给矿井生产和安全带来了极大的威胁因而有必要对冲击矿压的防治措施进行深入研究煤矿冲击矿压防治措施的主要原则是及时查明冲击危险煤层,及时采取综合防治措施它包括区域性防范措施和局部性解危措施前者旨在消除产生冲击矿压的条件,具有时空上的__性和区域性后者旨在对已形成冲击危险的区段进行解危处理和安全防护,属于暂时的局部性措施优先考虑区域性防范措施,但局部性解危措施也必不可少其中区域性防范措施包括1)合理的开拓布置和开采方法2)开采保护层3)煤层预注水厚层坚硬顶板预处理局部性解危措施1)卸压爆破2)钻孔卸压3)诱发爆破4)冲击矿压显现防护措施5)控制冲击矿压显现关键词:冲击矿压;矿山压力;钻孔卸压;卸压爆破冲击矿压防治技术1冲击矿压概述冲击矿压是矿山压力的一种特殊显现形式,可以定义为:矿山井巷和采场周围煤岩体,由于变形能的释放而产生的以突然、急剧、猛烈的破坏为特征的动力现象简单地讲,冲击矿压就是煤岩体的突然破坏现象如同装在煤岩里的大量____一样,煤和岩石突然被抛出,造成文架折损、片帮冒顶、巷道堵塞、伤及人员,并伴有巨大声响和岩体震动;监测到的震动频率1Hz-l04Hz以上,最大震级3.8级以上,有时在几公里范围内的地面都能感觉到,形成大量煤尘和强烈的空气波在瓦斯煤层,往往还伴有大量瓦斯涌出冲击矿压发生前一般没有明显的宏观前兆相当多的冲击矿压是由爆破触发的,发生过程短暂,持续震动时间不超过几十秒,在某些情况下,冲击的同时还发生底鼓和煤岩压入巷道中等现象发生在岩巷、金属矿和地下隧洞中的冲击矿压称岩爆一般表现为岩巷或__周壁岩石成片状破裂,岩片向坑道内弹射,伴有“劈裂”声,顶板掉块、底板拱起,洞壁严重变形破坏、甚至大量岩石崩落
1.1冲击矿压分类冲击矿压存在不同种类,不能用同一机理去解释不同冲击矿压的成因和现象,更不能用单一方法或措施去预测和防治冲击矿压因此要对冲击矿压进行分类,并且出现了多种分类方法目前主要的、最有价值的分类方法有以下几种一根据冲击矿压的物理特征,按发生原因分分为三类1.压力型冲击矿压其发生时,煤柱和岩石将产生__式破坏如同坚硬的岩样在试验机上加载至强度极限后发生__式破坏一样2.突发型冲击矿压其发生原因是突然加裁是矿层上伏的厚而坚硬的老顶悬伸在矿柱上,先是夹紧矿柱并对它加载当达到一定跨度时发生折断和垮落,同时产生压力波,造成处于极限应力状态的矿柱发生瞬时破坏3.爆裂型冲击矿压其发生原因是在直接顶上部或直接底板下部存在塑性夹层例如,在刚性岩层之间的粘土夹层,一旦条件适当被挤压出来,造成顶底板刚性岩层以冲击形式爆裂二根据冲击矿压的能量特征,按冲击时释放的地震能大小分分五个等级,表l表1按能量特征分类表冲击矿压级别地震能(J)震中的地震烈度(级)微冲击(射落、微震)101弱冲击10-1021-2中等冲击102-1042-
3.5强烈冲击102-
1073.5-5灾害性冲击0751.微冲击表现为小范围岩石抛出或矿体微震动包括射落和微震射落是表面的局部破坏,表现为单个煤岩块弹出,并伴有射击的声响微震是母体深部不产生粉碎和抛出的局部破坏常伴有声响和岩体微震动2.弱冲击少量煤岩抛出的局部破坏但不造成严重损害3.中等冲击急剧的脆性破坏,抛出大量岩石、形成气浪,造成几米长的巷道支架损坏和垮落、推移或损坏机电设备4.强烈冲击使长达几十米的巷道支架破坏和垮落,损坏机电设备,需要大量的修复工作,5.灾害性冲击使整个采区或一个水平内的巷道发生垮落落个别情况下波及全矿,造成整个矿井报废三根据参与冲击的岩体类别分分为二类1.煤层冲击煤爆产生于煤体—围岩力学系统中的冲击矿压,是煤矿冲击矿压的主要显现形式2.岩层冲击岩爆__度脆性岩石瞬间释放弹性能,岩块从母体急剧、猛烈地抛出对煤矿是顶底板岩层内弹性能的突然释放,又称围岩种击按冲击位置又分顶板冲击和底板冲击四根据冲击力源分分为三级1.重力型主要受重力作用,没有或只有少量构造力的影响2.构造型主要受构造力作用引起的冲击矿压3.中间型重力和构造力共同作用的结果五我国分类煤炭工业部于1983年9月颁布的《冲击矿压煤层安全开采暂行规定》中公布了我国煤矿冲击矿压统计分类方法该分类法采用了世界上流行的,在我国也得到公认的两类分类指标即1.根据冲击矿压的破坏后果分分为三类1一般冲击矿压对生产的破坏后果轻微不需要进行修复此类包括地震台记录到但未能定位的各种冲击、震动现象由矿井冲击矿压防治组填写2类记录卡2破坏性冲击矿压对生产造成一定的破坏,需进行修复工作此类冲击矿压包括井下实际发生并已观测到的,达到各矿自定破坏性标准的冲击矿压由矿井冲击矿压防治组负责进行现场调查,填写I类记录卡3冲击矿压事故由于冲击矿压及其伴随现象冒顶、瓦斯突出等造成的人员伤亡事故,或由于井巷或采场被破坏造成中断工作8h以上的冲击矿压此类冲击矿压由矿井总工程师负责__现场调查,填报I类记录卡,写出事故调查报告
1.2冲击矿压的危害冲击矿压是煤岩体急剧破坏,突然释放弹性能的一种动力现象发生前一般没有明显的宏观前兆,发生过程短暂,猝不及防并伴有强烈震动、声响和冲击波,最大震级达到里氏地震级3.8级以上具有很大的破坏性结矿井安全生产造成严重威胁它不仅破坏生产,损失储量,而且给煤矿职工造__身伤亡和防不胜防的恐怖感冲击矿压危害性很大一般级别的冲击矿压就可以在局部范围内造成破坏强烈的冲击地区则可能成为整个工作面,直至整个矿井的灾害冲击次数多,表明了冲击矿压的危害性,但不是全部,冲击矿压发生的时间和地点也很重要发生在采掘生产过程中的冲击矿压,其危害是不言而喻的破坏情况主要是冲击波和强烈震动引起的片帮冒顶、支架折损,堵塞巷道、摧毁设施,从而造成不同程度的人员伤亡,破坏生产和震坏地面房屋进而可能引起煤尘和瓦斯突出和__
1.3冲击矿压发生机理冲击矿压是煤岩体局部发生突然破坏的现象,而煤岩的破坏过程是裂隙的不断发生发展的过程煤岩的突然破坏是破裂的失稳形式因而从煤岩破坏机制出发提出了冲击矿压失稳理论煤岩变形稳定性问题存在于煤岩进入极限强度后变形区域内此时的煤岩物理力学性质发生了根本变化.煤岩抵抗变形能力由随变形增加而增加转变为随变形增加而降低这是由于煤为变形全过程是其内部裂纹发生发展的过程开始时裂纹被压密,抵抗变形能力随变形增加而增加,其增加趋势也是增加的随着产生新裂隙随机分布,抵抗变形能力仍增加,但增加趋势不变线弹性变形接着新裂隙大量产生,并开始局部密集,达到极限强度附近时,由于裂隙的密集、并合,出现宏观裂隙,开始形成应变集中区,抵抗变形能力不再随变形增加而增加超过极限强度后,裂隙更加密集,宏观裂缝开始扩展抵抗变形能力转化为随变形增加而降低称应变软化,随之出现变形稳定性问题从煤岩破裂角度看,达到极限强度只标志煤岩破坏开始进入极限强度后变形过程应视为破坏过程此时裂隙虽然不断发生发展,且密集在以宏观裂缝周围所形成的应变集中区附近,但煤岩性质主要受裂缝的发生发展所控制煤岩的破坏过程实际上就是宏观裂缝发生发展扩展的过程所以,此时的稳定性问题也就是宏观裂缝扩展的稳定性问题按照断裂力学理论在拉性载荷下裂缝扩展是失稳扩展,在压性裁荷下可能是稳定扩展,也可能是失稳扩展,取决于裂缝与图岩组成的系统平衡状态的稳定性质这种裂缝失稳扩展现象,对试件来说,迅速波及边界,崩为数块对煤岩体则终止于煤岩体内,发生止裂现象这就是煤岩的非稳定破坏过程,称突然破坏此外,煤岩具有流变性,虽然尚未进入强度后变形区,但己接近极限强度和已形成宏观裂缝也会由于蠕变进入强度后变形区,发生失稳破坏流变断裂这大概就是冲击矿压时间滞后的原因滞后时间的长短与应力水平和介质性质有关煤爆、岩爆是煤岩体表面突然爆裂破坏的现象它是由于首先进入强度后变形区离表面很近,形成的宏观裂缝失稳扩展迅速传播至表面,释放出的多余能量把从表面分离开的煤岩抛出的结果2冲击矿压防治方法煤矿冲击矿压防治措施的主要原则是及时查明冲击危险煤层,及时采取综合防治措施它包括区域性防范措施和局部性解危措施前者旨在消除产生冲击矿压的条件,具有时空上的__性和区域性后者旨在对已形成冲击危险的区段进行解危处理和安全防护,属于暂时的局部性措施优先考虑区域性防范措施,但局部性解危措施也必不可少其中区域性防范措施包括1)合理的开拓布置和开采方法2)开采保护层3)煤层预注水厚层坚硬顶板预处理局部性解危措施1)卸压爆破2)钻孔卸压3)诱发爆破4)冲击矿压显现防护措施5)控制冲击矿压显现
2.1冲击矿压防范措施由于冲击矿压问题的复杂性和我国煤矿生产地质条件的复杂比增加了冲击矿压防治工作的困难为了有效地防范冲击矿压危害,应当根据具体条件因地制宜地优先采取防范措施在大范国内降低应力集中程度,控制弹性能积蓄和释放的外部条件,以及从改变煤岩体本身结构和力学性质入手,消除和减缓其积聚和突然释放弹性能的内部条件
2.
1.1采用合理的开拓布置和开采方式采用合理的开拓布置和开采方式,对防治冲击矿压至关重要它包括在勘探和矿井设计阶段,就力图尽早查明冲击危险煤层和区段,可以在设计中就考虑和规定冲击矿压防治措施,并在开拓和准备阶段中实现合理的开拓开采方式和顺序,以便完全消除冲击矿压危险,或把它减小到最小程度经验表明,多数矿井的冲击矿压是由于开采技术不合理造成的不正确的开拓开采方式一经形成就难以改变所以煤炭部颁布的《冲击矿压煤层安全开采暂行规定》的总则中明确规定冲击矿压矿井有关的长远规划和年度计划中必须包括防治冲击矿压措施,开采冲击矿压煤层的新水平,必须以冲击倾向鉴定等资料为基础,编制包括冲击矿压防治措施的专门设计;已开采的煤层一经确定为冲击矿压煤,开采冲击矿压煤层必须采取防治冲击矿压的生产技术措施和专门措施,在采掘工作前必须编制包括防治冲击矿压内容的掘进和回采作业规程和专项防治措施的实施规程井田的合理开拓是开采设计中的重大问题开拓和准备巷道应布置在底板岩层中或没有冲击危险的薄煤层中当岩体中存在远大于重力的构造应力情况下,主要开拓或准备巷道的方向最好是与构造应力作用方向一致以使巷道周边应力分布趋于均匀,在煤层中尽量少布置巷道和把对煤层的切割破坏限制在最低程度,是控制因开采活动造成冲击危险性增加的基本原则之一对于煤层群的开拓布置应有利于保护层开采要首先开采无冲击危险或危险性小的煤层,并以此作为保护层,且优先开采上保护层井田划分必须保证合理的开采顺序,最大限度地避免形成煤柱等应力集中区因为煤柱承受的压力很高,特别是岛形或半岛形煤柱,要承受几个方向的叠加应力,最易产生冲击矿压上层遗留的煤柱还会向下传递集中压力,影响深度可达百米以上,导致下部煤层开采时也易发生冲击矿压为了改变这种状况,提出实行单翼采区跨上山采煤的办法在地质构造等特殊部位,应采取能够避免或减缓应力集中和叠加的开采程序开采有冲击危险的煤层,不仅开拓或准备巷道应布置在底板岩层或无冲击危险煤层中,而且回采巷道也应尽可能避开支承压力峰值范围,采用宽巷掘进,少用或不用双巷或多巷同时平行掘进顶板管理应尽量采用全部垮落法工作面支架要采用具有整体性和防护能力的可缩性支架统计表明,采用非正规采煤法的采区冲击矿压次数多、强度大我国冲击矿压煤层的顶板大多又厚又硬,不易冒落由于顶板不均衡位移和破断,往往引起支承压力分布的急剧改变和很大的加载速度,以及顶板和煤层接触面上发生很大的剪切应力,而且砂岩等致密岩层顶板都能悬垂很大__,积聚大量变形能因此为了消除或减缓冲击矿压发生条件,必须采取有力措施,把顶板悬垂__尽可能减小,使工作面和工作空间上方老顶具有最小的挠度采用注水、爆破等方法,使顶板软化或冒落,能够减缓冲击地区在冲击矿压矿井中,采用水砂充填法管理顶抵并不能避免冲击矿压的发生冲击危险工作面必须采取特殊的支护形式,加强支护强度,提高支架的整体性和稳定性
2.
1.2开采保护层开采保护层是防治冲击矿压的一项有效的带有根本性的区域性防范措施如前所述,由于煤层开采的结果,导致上覆岩层变形、破断和向已采空间__根据岩层__的观测研究,采空后上覆岩层虽然破断为岩块,但仍处于整齐排列之中,因而在岩层__过程中仍能互相制约,形成一系列的力学结构一般情况下,可把岩层的排列情况分为冒落带、裂隙带和弯曲下沉带如图1所示紧靠采空区上方岩层剧烈__和冒落,冒落高度多数情况下不超过采高的4-6倍冒落带以上为裂隙带,岩层产生大量裂隙井使天然裂隙张开虽然岩层在来空区已破断,但仍然是排列整齐的岩层裂隙带以上至地表的岩层,由于采动后裂隙不发育,为弯曲下沉带如果从来煤工作面开始分析,则采空区上方岩层的__形态如图2所示一股情况下从I—I线开始__,但变形量很小,待工作面通过时,2-2线产生离层和剧烈__,而到3-3后才进入稳定__区根据国内外实测,一般情况下,上覆岩层下沉始于工作面前方30-40m,终止于工作面后方100-150m,而剧烈__在工作面后方10-40m上述的观测研究表明,保护层先行开采之后,周围煤岩层向采空区方向__、变形,其范围可由岩石冒落角和__角限定,随着层间距加大,岩层__和变形减弱由于岩层不断__变形,在采空区上方形成“压力拱”,使岩层压力转移给采空区以外的岩层承受在岩层__直接影响的区域,应力降低,岩体卸载膨胀,在垂直煤层层面方向呈现形胀变形,在煤岩层内不仅产生大量新裂隙,而且原有裂隙也张开扩大导致煤岩结构和属性的变化裂隙度增加,透气性增大,从而消除或减缓了冲击矿压和瓦斯突出的危险但是,在卸压带范围内,卸载作用随着向上或向下远离保扩层而衰减所以层间距大的煤层虽然处于卸压带范围,但开采时也不能绝对保证不发生冲击矿压只有在卸压带的某些范围内,应力降低到一定程度时,开采工作才会免遭冲击矿压的危害在高度上达到20-30倍采高的范围内的岩层中,由于产生大量裂隙,基本上消除了冲击矿压危险但要注意岩石组成和岩层排列次序,可能对卸压带尺寸和卸压作用有影响,例如在坚硬厚层岩层就可能会起隔离作用此外,为了不使卸压带煤层里复加载,必须在空间上和时间上保证合理的开采顺序相邻煤层的回采工作线不许超出有效卸压带范围,否则将造成更为不利的条件实际上,根据保护层所在位置不同,煤层可以按下行顺序开采,也可以按上行顺序开采,或者是按混合顺序开采其原则是要选择无冲击危险或冲击危险性最小的煤层,或能保证安全开采的煤层作为保护层在安排保护层和被保护层中的采掘工作时,首先要确定保护层的卸压范围和卸压程度,卸压带的结构尺寸如图3所示垂直于保护层方向上的最大卸压距离S1和S2,取决于开采深度、采空区处理方式和围岩种类等在平行于保护层方向上的最大卸压距离取决于采空区的形状、煤层倾角α和卸压角δl、δ2上述参数可以根据具体条件计算,或根据各矿井的实际情况确定一般取S1=50-100m,S2=30-60m卸压角δl-δ2取70-80,充分__角Ψ取60开采保护层的常用方案如图4所示为了有效利用保护层的作用,可以采用开采上保护层、开采下保护层或混合开采形式煤层群开采时可以采用上行、下行或混合的开采顺序在层间距合适的情况下,应优先考虑开采下保护层,其基本原则是不能破坏上层煤的开采条件在急倾斜条件下,下保护层的开采并不能保证被保护层在开采水平上完全被保护,如图5-a所示为了安全开采,可以采取多种措施.一是开采上、下保护层,4-c所示二是在下水平超前开采保护层,如图5-b示三是采用局部措施卸压钻孔等
2.
1.3煤层预注水煤层预注水是在采掘工作前,对煤层进行长时压力注水注水一般是在已掘好的回采巷道内或临近的巷道内进行目的是通过压力水的物理化学作用,改变煤的物理力学性质,降低煤层冲击倾向和应力状态煤层预注水是一种积极主动的区域性防范措施,不仅能消除或减缓冲击矿压威胁,而且可起到消尘、降温,改善劳动条件的作用在煤岩层的生成过程中,由于各种地质力学和地球化学的作用,在煤岩体内部产生节理、裂隙等许多弱面压力水进入煤体后沿弱面流动,起到压裂和冲刷作用以及水对裂隙尖端的楔入作用水楔作用,使煤体扩大了原有裂陈,产生了新的裂隙,破坏煤体体的整体性,降低了强度一煤层注水防治冲击矿压的原理冲击矿压的防治实践表明,发生冲击矿压的煤岩体,都具有某种产生冲击式破坏的能力—冲击倾向,它是煤岩的固有属性而煤岩的性质则取决于它本身的结构如果能够改变煤岩的结构和物化性质,那也就能够改变煤岩的力学性质试验研究表明,水对煤岩的强度特性、变形特性和冲击倾向特性都有着重要影响水对煤岩强度的影响,已在实验室对煤岩进行不问浸水和不同浸泡时间的大量试验研究所证明煤岩试样浸水随煤岩含水率增加,孔隙率和泊松比增大,但其强度和弹性模量降低,并在一定时间内,随浸水时间的延长而加剧煤岩的含水率随浸水时间的增加而增加,浸水15天以后即达到饱和含水量4%-5%,由于组成岩石的矿物颗粒之间联结力减弱和摩擦力降低,煤岩强度发生不同程度降低同时由于水及某些含阳离子溶液对煤岩表面的化学作用,具有降低岩石破裂表面能的效应,因而降低了煤岩的破裂强度,使煤岩中原有的裂隙扩大,并产生新的裂隙煤岩的弹性模量与其所合裂隙的数量和长度有关,随裂隙的增多和加长而减小如前所述,在三向应力条件下,煤岩体中储存的弹性能W可按W=σ2/E估算式中E为弹性模数虽然注水后E减小,但W与σ的平力成正比,所以总体上讲,注水后煤岩体中所储存的弹性能大为减少利用弹塑性有限元法计算比较煤体注水前后储存弹性能的惰况,得出注水后煤体中储存的弹性能仅为注水前的
44.7%综上所述,煤层压力预注水后,经过水力压裂和长时间的湿润作用,煤体性质发生了变化,不仅从根本上消除或减缓了冲击矿压危险,而且起到消尘、降温和改善劳动条件的作用为了提高注水效果,可以采取以下措施;1间歇注水法采用间歇注水,可以消除裂隙表面面覆盖的气泡,有利于提高毛细作用,改善湿润效果而且在间歇注水时,第一次漏水的地方,第二次可能就不继续漏水了2孔内松动爆破法进行孔内松动爆破可增加孔周煤体的裂隙度,使煤体松动,为注水创造条件3添加增湿剂法在水中添加增湿剂可以改变煤的亲水能力,加速水在煤层中的渗透和浸润,以提高注水效果有必要指出,煤层注水是防治种击地压行之有效的方法,只要条什允许就应该积极采用因为煤层注水工艺比较简单,所需设备资金和材料较少,比较适合我国现有条件但是,煤层注水必须在一定的条件下才能进行,主要有1煤层要具有一定的孔隙率和亲水性可采取孔内松动爆破的办法提高孔隙率;采取在水中添加增湿剂的方法增加煤的亲水性.2煤层赋存较稳定,能够保证钻孔施工和成孔后的钻孔孔壁稳定3煤层顶、底板较完整,无断层等较大的漏水通道须根据煤层地质条件变化布置钻孔和确定参数4要有一定的注水超前时间和钻孔作业场地
2.
1.4厚层坚硬顶板预处理对于冲击矿压矿井的煤层顶板是厚层砂岩和砾岩等高致密性岩石这种条件下采用煤拄支撑采煤方法,留煤柱支撑顶板,不仅煤炭回收率低仅40%一60%,而且给采掘工作造成困难和危险一是回采工作面上方厚层坚硬老顶的大__悬顶和折断,会引起煤层和顶板的高应力集中,形成顶板—煤层冲击矿压和顶板岩层的动力性折断,释放大量能量,造成严重后果二是工作面和上下平巷特别是一侧或两侧采空时附近直接顶岩石的悬露,会引起不规则垮落和周期性增压,给工作面顶板管理和巷道维护造成困难为了消除上述危险,必须对厚层坚硬顶板进行处理目前较为有效的方法是项板注水软化和爆破断顶等措施一顶板注水软化类似煤层注水,对在厚层砂岩等坚硬顶板条件下进行高压预注水水通过岩石的孔隙、裂隙、节理、层理等弱面进入岩体内,经过物理化学作用,扩大了裂隙,溶解了部分矿物,增加了含水量,从而破坏了岩体的整体性,降低了岩体的强度,提高了岩层的可冒性,使难冒顶板转化为可冒顶板在开采过程中采空区上方悬项缩短,冒落高度增加,岩体的碎胀系数增大,周期来压步距缩短,减缓或消除大__来压和冲击矿压的威胁采取顶板注水软化方法的前提条件是顶板岩石具有浸水软化性质和岩层完整不漏水实践表明,造成大__顶板来压和冲击矿压的主要原因是由于顶板坚固难冒,煤层也很坚硬,形成顶板-底板-煤体三者组合的刚度很高的承载体系具有积聚大量弹性能的条件,一旦承载系统中岩体载荷超过其强度,就发生剧烈破坏和冒落,瞬时释放出大量弹性能,造成冲击、震动和暴风对云岗矿厚层砾岩顶板浸水试验表明,岩石越坚硬,刚度越大,塑性越小,相应脆性就高,破坏时间短促,大__顶扳来压的危险性就大而浸水后,岩石塑性增加,积聚弹性能的能力减弱综上所述,经过注水软化的顶板整体性削弱,采空区顶板能够分层、分次冒落,冒块变小,冒高增大初次来压和周期来压步距减小,控顶区后方悬顶缩短,来压强度相支架载荷显著降低,实现了改刀拄、房柱式采煤法为长壁垮落法的机械化采煤,减少了掘进量,提高了回采率,产量和效率大幅度提高,与强制爆破放顶相比,费用节省70%以上顶板注水软化方法适用条件广泛,对一般坚硬难目的厚层砂岩、砾岩和石灰岩项板均可使用但在地质破坏带使用效果不好煤层有松软的直接顶和伪顶时不宜使用二顶板爆破处理顶板爆破处理方法包括爆破断顶,强制放顶和超前深孔预裂爆破松动顶板等.爆破断顶是在待采煤层隔离煤柱一侧的老采空区内,对采空区顶板内造成宽约6m,深约6-8m的断沟,用以削弱采空区与待采区之间的顶板连续性,减小待采煤层开采时的应力集中,以消除冲击矿压危害强制放顶是用爆破方法对采空区悬露顶板进行处理,破坏其整体性,使之产生规则性冒落,消除或减缓冲击矿压和大__来压威胁的一项措施一般是在回采工作面临近采空区一侧或工作面端头处,按一定间距向顶板钻孔进行爆破,人为地切断顶板,进而促使采空区顶板规则性冒落,控制或削弱项板来压时的强度和冲击性长壁工作面常用的爆破放顶方式有1步距式每逢周期来压前对顶板进行两排深孔爆破,使顶板内形成一条深沟,切断顶板促使顶板在采空区冒落,爆破能使采空区上下端部分顶板冒落高度达6-10m,切断了采空区顶板与两极岩体的力学__,促使其冒落日常工作中还可以配合循环进行浅孔爆破放顶或根据采空区悬顶情况和支架受力情况进行爆破放顶,以消除悬顶威胁,保证生产和移架作业的安全步距式放顶一般用于顶板周期来压规律性较强,来压步距比较稳定的工作面2台阶式一般在普采工作面人为地按上下两段分开放顶,第一循环先爆破放顶半个工作面,第二个循环再放剩余部分,交替呈台阶式爆破放顶爆破参数类似步距式,3循环式在普采工作面的每11-2个循环,沿放顶线钻一排宜径42mm、深2-3m的浅孔孔距4-5m,仰角65-70装药量约lkg,进行爆破放顶作用是破坏顶板完整性,避免悬顶过大但不能消除大__顶板来压的威胁只适用于周期来压不太强烈的工作面强制爆破放顶措施具有简便易行,适用范围广的优点国内外广泛用于厚层坚硬顶板的预处理其缺点是施工工程量大,__消耗多,污染井下空气,放顶费用高,经常影响正常生产而且有时因钻机能力和爆破工艺问题达不到预期效果目前已逐渐被注水软化顶板方法所代替超前爆破松动顶板的措施,能人为地控制顶板垮落步距,使老项来压强度减弱,从而消除了老顶来压的动力冲击现象这项措施适应性强,所需专用设备少缺点是__消耗量本,爆破污染井下空气,有时松动不均匀,冒落块度大钻孔弯曲时,爆破可能使下部岩层破坏,给工作面管理带来困难
2.2冲击矿压解危措施合理的开采顺序、超前开采解放层等防范措施,是防治冲击矿压最有效的、__性的措施但是,在煤层开采中,生产地质条件极为复杂往往由于人们对冲击矿压发生条件不能完全掌握,造成开拓布置和开采方式不合理,没有预先采取防范措施或防范措施不完善,不可避免地形成局部煤层地段的高应力集中和冲击矿压危险因此,在煤层开采过程中必须对这些地段进行及时处理,以保证安全生产这种对已形成冲击危险或具有潜在冲击危险地段的处理措施称解危措施它属于暂时的局部性措施,包括煤层卸压爆破、卸压钻孔和诱发爆破等按照冲击矿压发生的强度条件和能量条件,工作面附近煤层被项底板紧紧地夹持着,承受极高的载荷,虽然并未破碎,却积聚大量的变形能这时煤体和围岩形成的三轴压缩应力与矿山压力处于临界平衡状态采取的各种卸压解危措施正是为了减缓这种临界状态,把夹持状态下煤层的倾向约束解除掉,使已形成的局部高压力分散转移到较广区域由于卸压措施造成煤体局部破裂,降低了强度,应力重新分布,从而释放或降低了煤体岩体中的弹性能,使工作面前方一定范围内成为安全区
2.
2.1卸压爆破卸压爆破是对已形成冲击危险的煤田,用爆破方法减缓其应力集中程度的一种解危措施实施卸压爆破应采取深孔爆破方法,孔深度达到支承压力峰值区装药位置越靠近峰值区,__威力越大,爆破解除煤层应力的效果越好卸压爆破能同时局部解除冲击矿压发生的强度条件和能量条件即在有冲击危险的工作面卸压和在近煤壁一定宽度的条带内破坏煤的结构但不落煤,使它不能积聚弹性能或达不到威胁安全的程度这样在工作面前方形成一条卸压保护带,如图6所示,隔绝了工作空间与处于煤层深处的高应力区,显然,从防治冲击矿压的角度看,用适量的__,爆破出尽量宽的保护带为好保护卸压爆破属于内部爆破,主要物理作用是使煤层产生大量裂隙试验表明,爆破使炮孔周围形成破碎区和裂隙区,破碎区远小于裂隙区径向裂隙穿过切向裂隙,说明径向裂隙扩展在前,切向裂隙形成在后,如图7所示爆破后,冲击波首先使煤体破裂,继之爆生气体进一步使煤体破裂,在气体压力作用下,煤体沿径向__,形成切向拉应力,产生径向拉破裂随着裂隙的扩展,气体通过裂隙扩散到煤体中,与煤体产生热交换,同时气体的体积增大,而温度和压力下降当裂隙前端的应力强度因子小于断裂韧性时,裂隙停止扩展当压力小于临界值时,因原先受压贮存在煤体中的弹性能释放,使煤体向炮孔中心__,在煤体中产生径向拉伸作用;导致切向破裂但径向裂隙的扩展远大于切向裂隙造成煤层性质变化的主要因素是径向裂隙综上所述,卸压爆破在煤体个产生大量裂隙,使煤体的力学性质发生变化,弹性模量减小,强度降低,弹性能减少,破坏了冲击地区发生的强度条件和能量条件由于煤体内裂隙的长度和密度增加,按照失稳理论,还具有致稳作用和止裂作用,防止了冲击矿压的发生实施卸压爆破前必须先进行钻屑法检测,确认有冲击危险时才进行卸压爆破,爆破后还要用钻屑法检查卸压效果如果在实施范围内仍有高应力存在,则应进行第二次爆破,直至解除冲击危险为止为了安全生产,通过卸压爆破在工作面前方和巷道两帮形成一个有足够宽度大于3倍采高的卸压保护带所以卸压爆破的深度,对巷道两帮应等于保护带宽度,对采煤工作面应等于保护带宽度加上工作面进度爆破孔的孔深取决于卸压深度,一般要求等于或大于整个应力集中区的宽度由于孔深药量多,为保证殉爆可用导爆索连接加强引爆为使药卷能装到孔底,可先把药卷装在软管里或用非金同材料绑扎后进行装药,如图8爆破孔布置方式应根据具体条件确定通常用煤电钻打眼,孔径50-55mm,孔间距4-10m,每孔装药量按不超过孔深一半计算,一般为
1.5-
3.5kg钻孔不装药部分必须填满水炮泥或粘土炮泥躲饱距离150m,躲炮时间30-40min以上卸压爆破的优越之处在于,一是简便易行,尤其对于炮采工作面,卸压爆破可以作为采掘的一道工序,而且爆破时人员远离危险地点,比较安全与其它解危措施相比,工时消耗也较低二是卸压爆破效果可以用钻屑法等方法检查,装药量也可适当控制,因此也比较可靠其不足之处是卸载范围不易掌握,卸载效果不能持久,爆破技术尚需改进目前世界上几乎所有煤矿有冲击矿压的国家,都把卸压爆破作为冲击矿压的主要解危措施
2.
2.2钻孔卸压钻孔卸压是利用钻孔方法消除或减缓冲击矿压危险的解危措施此法基于施工钻屑法钻孔时产生的钻孔冲击现象钻进愈接近高应力带.由于煤体积聚能量愈多,钻孔冲击频度越高,强度也越大尽管钻孔直径不大,使钻孔冲击时煤粉量显著增多因此每一个钻孔周围形成一定的破碎区,当这些破碎区互相接近后,便能使煤层破裂卸压钻孔卸压的实质是利用高应力条件下,煤层中积聚的弹性能来破坏钻孔周围的煤体,使煤层卸压、释放能量,消除冲击危险向煤体钻孔时,排出的煤粉量由两部分组成.一部分是钻孔过程中与孔径相同的圆柱煤体破碎而成的煤粉;另一部分是成孔后孔周围应力重新分布,孔内壁发生收缩变形,在钻进过程中形成的煤粉前者与钻头直径径有关,后者与煤的力学性质和孔周围应力状态有关采用通常的假设,视其为均质、各向同性、具有圆孔的无限大平面应变弹塑性问题,采用库仑一摩尔准则为钻孔后出现非弹性变形的屈服条件,把载荷视为静水压力状态的轴对称问题并考虑出现非弹性区后煤的应变软化性质和扩容建立煤体应力和钻屑量之间的关系煤的本构关系如图9所示,钻孔周围弹塑性分析如图10所示本构方程σ=Eε(ε《εc)1-1σ=σc(ε/εc)m,式中ε》εc1-2式中σc、εc—煤的单轴抗压强度和相应应变;σ、ε--非弹性变形区的应力和应变;m--塑性性质系数钻孔非弹性区半径R=a{1+2m+q-12p-σc/[σc1-m[σc+q-1p]mq+1]}1/2m+q-11-3钻孔非弹性区和弹性区交界处的径向位移μR=[1+μ/2E]*R*{σc+[q-1/q+1]*2P-σc}1-4式中E—煤的弹性系数;μ—泊松比;P—钻孔前煤壁应力;a—钻孔半径;q—系数为简便起见,可采用平均扩容系数n取
1.1-
1.2进行扩容效应的计算按煤体质量不变条件,求得包括扩容在内的孔内路径向位移μa为μa=RμR/a+μ2-1R2-a2/2a1-5则煤体应力P与钻屑量G之间的关系式为:G=γпa2+2пaμR=γпa2+γпR2*[1+μ/E]*{σc+[q-1/q+1]*2P-σc}1-6钻屑量G与其正常__=γпa2的比值为G/__=1+γп(R2/a2)*[1+μ/E]*{σc+[q-1/q+1]*2P-σc}1-7以上公式中参数的选择很重要例如钻孔半径a,由于钻孔时出现非弹性变形区,煤体强度降低,在应力作用下孔壁破裂塌落孔径扩大,非弹性区也随之扩大非弹性变形增加,又可能产生新的塌落,孔径继续扩大但另一方面由于非弹性变形区扩大,最大主应力降低,最小主应力增加,使钻孔稳定性增加,孔壁停止塌落,最终达到平衡所以式中孔径a不是钻头的半径,而是实际成孔的半径理论和实践证明,成孔后的孔径随煤体应力的增加而增大在特殊情况下,可能出现孔壁塌落失稳现象,钻屑量呈数十倍增加而式中的塑性性质系数m理应根据实验室测得的σ-ε全程曲线拟合求取,但很难办到但可以利用专门围压装置进行试验求取参见钻屑法部分,一般m值变动在
0.2-
0.4之间钻孔卸压作为防治冲击矿压的积极措施,正逐渐得到普遍应用钻孔卸压在德国等国家被认为是最为实用有效的方法作为安全措施,该法是德国唯一得到国家监察局批准的标准措施德国科研人员还为此研制出几种新型钻机和钻杆,研究了最佳钻头直径通过对直径
95、
145、200mm钻头的试验认为,由于在高应力带钻孔时卡钻的趋势随钻头直径增大而趋于严重,以及考虑到减轻重量、便于操作等原因,一般选用95mm直径钻头在施工卸压孔时德国在《预防冲击矿压规程》中规定打卸压孔前一定要用钻屑法查明压力带的范围和程度只允许在低应力区开始施工卸压孔,且要由低应力区向高应力区钻进,并同时记录每米钻孔的钻屑量、高压特征和特殊情况卸压孔必须使用远距离操纵的钻机进行施工钻孔的最小直径为95mm,孔间距不得超过10m钻孔深度对于采掘工作面为煤层厚度采高的3倍,对于巷道侧帮为采高的4倍钻孔要求尽可能打在高压区卸压孔的布置方式和参数应根据具体情况确定图11所示的卸压孔布置,在平巷超前40m掘进,在掘进工作面扇形布置卸压孔,孔深12-15m,在后方巷道两帮每隔15-20米布置卸压孔,孔深5-6米,如图18a所示在采煤工作面每隔15m打一个12m深的卸压孔,然后随工作面每推进3-4m再打一排卸压孔,并要求这些孔与第一排孔错开5m左右,如图18b所示钻机和运输车一起架在输送机上行走,利用一条链子和自移支架撑紧打完一个卸压孔后,由运输车下面的绞车将钻机拉到下一个钻孔位置上另外,利用自移支架把钻架和钻机吊起,以不妨碍回采工作钻孔卸压作为解危措施是可行的,其优点在于能把钻孔深入到高压带,卸压效果好,灵活可靠,而且压力愈高,卸压效果越好能在恶劣的煤层条件下应用此外钻孔排出的煤粉量还可作为评价危险程度和卸压效果的指标但卸压孔施工耗费工时大,干扰工作面生产有时出现煤粉量异常增加,卡死钻杆,不能钻进等问题特别是在高压带钻孔时,有引起冲击矿压的危险,尽管采取遥控钻进,但接长钻杆和更换钻头仍需靠近钻孔孔口我国目前急待解决专用钻机问题,以便进一步开展试验研究
2.
2.3诱发爆破诱发爆破是在检测到有冲击危险的情况下,利用较多药量进行爆破,人为地诱发冲击矿压,使冲击矿压发生在地点,从而避免更大损害的一种解危措施实行诱发爆破必须慎重行事作为辅助手段,只有在存在严重冲击危险的情况下,其它方法无效或无法实施时应用一般情况下多用于煤柱回收时,并与钻屑法检测孔配合互用孔距2-5m,孔深按冲击危险区范围确定可平行走向或倾斜布置,也可混合布置每孔装药量按1/4-1/3孔深计算一般采用深孔爆破法,钻大量较长的钻孔直达高应力带采用大药量、集中装药和同时引爆的方法,以使煤岩体强烈震动,诱发冲击矿压,或造成煤体强烈卸压、释放能量,把高应力带移向煤体深部集中爆破的药量越多,诱发冲击矿压的可能性越大实施诱发爆破应按《煤矿安全规程》的有关规定施工实施前必须采用钻屑法确定冲击危险地点,加固支架,掩护或撤出机械设备及电缆工具等爆破时所有通往爆破地点的通道必须设专人警戒躲炮半径不得小于150m,躲炮时间30min以上天池矿、门头沟矿等都应用过诱发爆破天池矿在采掘过程中,特别是回收煤柱时,始终坚持实行以卸压爆破为主,诱发爆破为辅的措施诱发爆破参数视具体情况而定一般孔径为50-60mm,孔深6-8m以上,每孔装药量2-3kg以上,孔间距2-3m炮泥封孔,填满填实,瞬发雷管,同时引爆门头沟矿1980年开始试验应用诱发爆破.其钻孔布置方式在正规工作而为平行煤层定向或倾向布置,孔深为煤柱宽度的3/4在非正规工作面,如残柱式采煤工作面,视煤柱尺寸进行布置,但孔深均不得超过煤柱宽度的3/4在长壁刀柱开采法定向尺寸变化的条件下,沿倾斜每个刀柱间布置2-3个炮孔刀柱间距40-50m,孔深为工作面长度的4/5如工作面过长可上下同时打眼孔深为工作面长度的1/2左右沿走向布置方式是在工作面前方刀柱上山每10-15m打一个钻孔,孔深为刀柱间距的3/4,其优点是炮孔较浅,不影响工作面运输在地质条件比较复杂的区段还可以沿走向和倾斜联合布置钻孔实际中有时也用浅孔或小直径炮眼进行诱发爆破或叫落煤诱发爆破一般是在采煤或掘进过程中出现严重冲击危险情况下,当时又无条件进行深孔诱发爆破时,进行浅孔落煤诱发爆破利用普通煤电钻打眼其孔数和深度比落煤炮眼深而多,多孔同时起爆例如在门头沟矿辛房8槽开采筛选厂残柱时,采用落煤诱发爆破,同时起爆45个孔,诱发出
2.5级冲击矿压必须指出,诱发爆破的效果是有限的,不能保证按时诱发,有时1h后才发生冲击矿压另外,大药量同时引爆,必然造成一定程度的破坏作用所以要慎重行事,有限度地使用在实施诱发爆破时,还应该注意,诱发孔孔口位置应尽量布置在应力集中区附近或地质构造变化带边缘,以防打眼时触发冲击矿压在顶板比较破碎或煤层较厚区段,诱发孔应布置在煤层中下部,装药长度不超过孔深的1/3,以避免崩坏顶板和大量片帮诱发出冲击矿压后,应再次施行诱发爆破,把残存应变能全部释放掉,以保证安全生产施行诱发爆破后还要及时回来,不要停留过长时间以不超过一个月为好,避免应变能重新积聚国外一些冲击矿压矿井采用诱发爆破方法也取得了明显成效例如前苏联基泽洛夫矿区某矿,有一个斜井保护煤柱,用诱发爆破方法解除了冲击矿压威胁共打4-10m深的钻孔l048个,孔间距3m,共装药2330kg爆形后7h发生了一次冲击矿压,解除了威胁用钻屑法检查效果证明,煤壁附近一定范围内煤已疏松,失去了弹性承载能力,高支承压力带移向深处根据爆破后地音强度的观测结果,可以评价煤层的卸压程度和可能诱发的冲击矿压,以及根据岩体中动力现象的逐步减弱或消失情况,确定爆破后必要的等待时间波兰采矿研究总院的研究得出,爆破后岩体的地音强度随时间迅速下降,因此爆破后的等待时间可能达1h
2.
2.4冲击矿压显现的防护措施冲击矿压对井下工作人员的危害,主要是使人员受外伤,以及被抛出和冒落的煤岩石击伤和埋住另外还有瓦斯等有害气体的威胁因此,为了保证井下工作人员的安全,必须采取防护措施1.及时预测预报,撤离人员必须将肉眼可见的冲击矿压或突出危险性特征、冲击前兆.减缓或消除害故的方法及自救措施等有关事项,向井下人员进行培训和详细指导平时应积极__冲击矿压的预测预报工作,出现危险时应积极__人员撤离2.特别支护在厚煤层中的巷道要用可缩性拱形支架或圆形金局支架在采煤工作面,用全部垮落法管理顶板时,必须用__度切顶支柱,如金属支柱移架后必须从采空区撤除全部支柱单体金属支柱和木支架必须加强支柱之间的整体性,打好撑木,钉上把钉刹牢顶,以免冲击时震倒棚子,引起冒顶伤人为了尽可能的用机械设备保护工人,应采用专用的支架、护架和保护板,以及其它结构设施,以便在发生岩石弹射和微冲击时起保护作用3.特殊的工作制度在冲击矿压和突出危险地点,根据预测预报,在某一时间内采用无人的工作制度,甚至临时撤离人员有条件的尽量采用远距离操纵必须按《暂行规定》执行特殊的放炮制度对于冲击矿压危险的巷道,应把人员通过和停留的时间减到最小限度4.宽巷掘进在冲击矿压危险煤层掘进的巷道,应采取带有两面矸石带和木垛或煤柱的宽巷掘进方法,以在巷道两侧构成缓冲保护带,减缓冲击时的力量,保护人身安全和巷道不受破坏,如图12所示煤柱和巷道之间的矸石带宽度为3MM为煤层或分层厚度,但不小于3m对于巷道交岔点,连同煤柱宽度都要形成矸石带煤柱和矸石带之间应留有不小于1m的自由空间永久洞室一般不许布置在危险层中,如果服务年限不大于5年,则可以布置在危险层中,但必须各边砌筑矸石带,要求和上述巷道一样
2.
2.5控制冲击矿压显现如前所述,由于冲击危险煤层的工作面附近区域,能够积聚相当高的应力或弹性能,以致常导致在一定程度上较大区域岩体发生剧烈的自发性破坏,并伴随有强烈的脆性破碎很显然,如果我们能够控制煤层的脆性破碎,那也就有可能控制冲击矿压问题在于我们如何利用切割机构或钻眼爆破,深入到煤层的高应力区引起煤层有控制的脆性破碎,控制冲击矿压能量的释放并为落煤服务开采实践表明,在高应力状态下,向煤体打眼或割煤常常来得容易例如在高应力煤体中打眼的钻进速度有时增加一倍以上,打眼只需用很小的推力就能钻入煤体中在采用打眼放炮方法进行掘进和回采时,炮眼利用系数常常大于1有时不需要爆破,仅靠掏槽引起的微冲击就可以进行掘进工作上述现象和效果表明,在采掘过程中,利用工作面附近的高应力煤体的位能去破碎煤层是可能的问题在于如何找出合适的方法和参数,以及研究出相应的技术手段,去有效地控制近工作面区域煤体的弹性位能,转换为用以破碎煤层的有用功,为落煤服务对工作面附近煤体中能量大小的理论研究和模型试验表明,总的能量平衡是由煤层和围岩中积聚的弹性能所组成,此外,采掘机械切割煤体形成的台阶也造成应力集中,也增加了条带中的位能储备由于从位能转变为动能的弹性能数量,随同时采出的煤量条带宽度的增加而松快增长,所以改变采掘机械的截深,可以快速调节大范围内矿山压力和能量的释放过程,控制具体地质条件下和单位时间内的能量释放率,以安全有效地落煤同样,改变截割速度也可以减缓危险的矿压显现和把释放出来的弹性能用于落煤工作上所以适当降低切割速度和进尺,可以减弱脆性破坏过程,以及用切割机构对煤层造成最小的破坏,可以在最大程度上利用煤体的弹性位能使煤层条带造成脆性破坏应该提出,今后应研制开采冲击矿压危险煤层的采掘机械,并要考虑能最大限度地利用冲击矿压能量,降低破碎煤层所需的能量这对研制简单可靠的采掘机械,甚至实现“无人工作面”有重要意义也就是说,不仅要把煤层视为切割破碎的消极对象,而且要看作为含有足以使自行破碎的潜能储备系统
2.3冲击矿压综合防治冲击矿压防治的基本途径是综合防治必须从煤矿生严实际出发,从生产的各个环节入手,把科学试验、防治实践和生产技术管理有机的结合起来,制定和形成科学的、行之有效的防治体系.在防治工作面中要有针对性地采取防治措施,并在实际中贯彻执行和有效应用,以消除冲击矿压事故,保证安全生产根据现场实践、试验室试验和理论研究;煤炭工业部制定了我国煤矿《冲击矿压煤层安全开采暂行规定》,并制定了煤层冲击危险性预测和防治冲击矿压措施应用规范形成了我国防治冲击矿压的综合防治体系在几个主要冲击矿压矿井都制定了冲击矿压综合防治方案,它是综合防治体系在具体生产地质条件下的具体化,是指导防治工作的有力工具综合防治方案主要由防治程序、防治和管理措施、防治内容等部分组成一般冲击矿压矿井综合防治方案如图21所示综合防治的出发点是力求避免冲击地区发生当冲击矿压不可避免时,力求控制其规模和危害程度一般在程序上规定了防治工作的步骤、防治工作与生产和管理工作的关系加强管理工作是掌握和使用复杂的防治技术的客观要求就整个矿井而言,在制定和安排年季度生产计划时,就要评定待采区域的冲击危险级别,制定有效的监测和治理计划对每个待采区在开采前必须编制冲击矿压防治措施的生产作业规程对重点危险区还要.编制专门的监测治理设计在实施注水、爆破等防治措施时,要编制专门的作业规程在总结生产和安全工作时,也应总结冲击矿压防治工作防治和管理措施应包括预测方法、防治措施和管理制度在综合防治过程中,应坚持对冲击矿压发生条件、规律和机理的分析研究在进行煤岩力学性质和冲击倾向试验研究的同时,要重视对生产地质条件等冲击矿压影响因素的分析研究特别要分析形成冲击矿压的主导因素,要__一定规模的科技队伍,采取多种手段,对该矿采动支承压力和构造应力场分布规律,弹性能积聚和释放过程的时空规律进行观测研究,并以此为基础,开展冲击矿压预测试验,确定适合本矿具体生产地质条件下的冲击危险判别指标同时积极实施冲击矿压防治措施的试验和应用,选择确定各项措施的合理工艺参数和施工设备进而总结、归纳出适合于本矿条件、行之有效、具有普遍指导意义的一整套综合防治体系和方法,并使之规章制度化,生产工艺化,在生产中__应用保证生产安全、高产高效____1.岩石力学,水利出版社,
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20031.双滚筒采煤机
2.刮板输送机a—起始b—斜切进刀c—推移刮板输送机d—割三角煤e—开始正常割煤图6~1工作面斜切进刀图(d)(b)(c)(a)(e)96。