煤矿单一煤层采区设计论文

第1页共39页⒈矿井概况与采区特征⒈1概况⒈⒈1矿井概况:平远矿井隶属冀中能源张矿集团怀来矿业有限公司。1995年开始筹建，2000年正式建井，2004年底通过省局安全设施和生产许可证验收，投入试生产。设计生产能力90万吨，服务年限为64.3年。矿井共有煤层2层。即1号、2号煤层，其中主采煤层为1号煤层；矿井地质储量为一亿二千八百万吨，可采储量8682万吨。矿井采矿许可证、生产许可证、安全生产许可证、营业执照和矿长资格证、矿长安全技术资格证齐全。开拓方式本井田地形北高南低，呈东西走向，地面平均标高+900m；井田内大部分范围内属平原，地势开阔、平坦，就井下条件而言，井田内1个可采煤层埋藏标高均在+110m～+390m之间，埋藏深度均在700m以上。因此本设计确定矿井为立井开拓方式。综合本矿井的开采、通风等条件。本矿井共开凿2个立井井筒，即：主立井、副立井。井筒特征：主立井井筒净直径6.0m，净断面为28.3m2,担负全矿井的煤炭提升和矿井进风任务，装备1对12t箕斗，设有玻璃钢梯子间，并敷设通信电缆。井口坐标径距（Y）为4483810.45，纬距（X）为38620388.55，井口标高为+900m。副立井井筒净直径6.5m，净断面为33.2m2,担负矿井矸石提升，材料设备下放、人第2页共39页员升及矿井回风任务。装备一宽一窄1t矿车双层双车罐笼，设有玻璃钢梯子间，并敷设排水、压风、通信电缆。井口坐标径距（Y）为4483773.38，纬距（X）为38620359.83，井口标高为+900m.水平划分由于本井田内只有一个可采煤层，赋存标高在+110m～+390m之间，所以选用单水平上下山开采。水平标高为+250m,利用上、下山开采1号煤层。大巷位置：考虑到大巷服务于整个水平，服务年限较长。所以将轨道运输大巷和皮带运输大巷布置在1号煤底板中，大巷标高为+250m。矿井各大系统运输系统：⑴煤炭运输综采工作面采用刮板输送机运输，区段运输平巷及下山采用皮带输送机运输，在由+250m皮带大巷运往井底车场，由主井提至地面。⑵材料设备运输材料由副井运至井底车场，由+250m轨道大巷的蓄电池式电机车运往各工作地点。⑶矸石运输由工作面采落的矸石由矿车装运，至+250m轨道大巷运往井底车场，由副井提至地面。通风系统：矿井通风方式为中央并列式，利用主井进风副井回风。新鲜风流从主井进入第3页共39页+250m皮带大巷经采区上下山皮带运输巷、区段运输平巷送往回采工作面；工作面产生的回风风流从区段回风平巷、轨道上下山经+250m轨道大巷由副进排出。地面安装两台FBCDZN031型主要通风机，一台工作，一台备用。排水系统：矿井在+250m水平布置了水仓和泵房。将水直排地面，主泵房设有直径为273mm管路三趟，井筒内设有三趟直径为325mm管路，现在正常涌水量时1台工作，最大涌水量时1台备用。矿井目前生产情况：矿井目前正在开采的是矿井东翼的东+250m下山采区，东+250m采区己接近尾声，本设计所设计的采区为接替东+250m采区的西+250m上山采区。⒈⒈2采区概况:本设计采区为矿井西翼的西+250m上山采区，走向长度2687m，倾斜长度622m，面积1671314m2。采区地表为平原，地势开阔、平坦。采区四周无采区，故不受邻近采区采动影响。⒈2采区地质特征⒈⒉1构造特征:采区内无断裂构造，岩溶塌陷现象，褶曲分部不明显，煤层为结构简单煤层。⒈⒉2水文地质特征：本采区含水层均为间接充水含水层，各含水层间水力联系不密切，导水性能差或不导水，从本采区己掘巷道分析，掘进巷道内无明显水点。矿井涌水量根据初设说明:正常生产后矿井正常涌水量为160m3／h，最大涌水量为220m3／h。2004年投入生产以来矿井的涌水量为146m3／h，2005年为158m3／h，2006第4页共39页年为161m3／h,2007年为171m3／h,2008年为160m3／h,矿井的年平均涌水量为159。2m3／h。⒈3煤层及顶板特征⒈⒊1采区内可采煤层特征本井田共有2层煤，其中可采煤层为1号；2号煤层为不可采煤层。1号煤层属中灰、特低硫、低磷的弱粘煤、气煤和1／3的焦煤，无夹矸；煤层埋藏深度860m，走向93º－273º倾向3º－183º，平均倾角10º。矿井设计的瓦斯相对涌出量为：5.54m3／t,而2004年矿井瓦斯等级鉴定结果实际相对涌出量为6.78m3／t绝对涌出量5.0m3／min。2005年相对涌出量为7.78m3／t绝对涌出量5.36m3／min。2006年相对涌出量为6.5m3／t绝对涌出量4.9m3／min。2007年相对涌出量为7.5m3／t绝对涌出量5.8m3／min。2008年相对涌出量为6.56m3／t绝对涌出量4。78m3／min。瓦斯涌出量比较稳定，属低瓦斯矿井。精查地质报告提出1号煤层为不易自燃煤层。无煤（岩）瓦斯与二氧化碳突出现象。煤尘煤尘爆炸指数为15%，不具有煤尘爆炸危险。⒈⒊2煤层顶底板特征：顶板岩性：以粉砂岩、细砂岩为主，局部为粗砂岩和砂质泥岩、钙质胶结较致密，。个别地段伪顶为炭质泥岩，厚度为0.1～0.3m属中性坚硬属相当坚硬的岩石。底板岩性：以粉砂岩、细砂岩为主，局部为中砂岩、砂质泥岩、泥质胶结，属中等坚硬属相当坚硬的岩石。煤层顶底板特征表顶板岩性岩石名称厚度（m）岩性描述第5页共39页老顶中粗砂岩14以中粗砂岩为主，局部为中粗砂岩，细粒结构，块状结构岩性不均一直接顶灰白色粉砂岩13.23粉砂岩及泥质细砂岩和层、灰黑色，岩性不均一，致密，参差和平坦状断口伪顶砂页岩0.2～4局部黑色、页理发育、脆性易碎2.1底板细砂岩砂岩1.57细砂岩、泥质胶结、水平层理、半坚硬，过度接触第6页共39页⒉采区储量、生产能力和服务年限⒉1采区总储量⒉⒈1采区总储量:本采区内只有一层煤，即2号煤层，走向长2687m，倾斜长662m，煤层容重1.4/m3.煤层平均高度为3m。采区总储量:2687×662×3×1.4=747.09万吨Zg=S*M*r式中Zg—采区工业储量tS—煤层面积m2M—煤层厚度mr—容重t/m3由上式计算出本采区总储量为747.09万吨；⒉⒈2采区煤炭损失:本采区走向长2687m，倾斜长662m，倾角平均10°适合走向长壁采煤法，采区边界煤柱共15m。经分析计算采区内分3个区段布置6个走向长壁工作面，面长为200m，推进长度1300，区段煤柱宽为10m,巷道宽为3.5m，设计生产能力为90万吨采区煤炭损失:⑴区段煤柱损失的计算由公式P区=S*M*r，得共4个区段煤柱，P区=4×10×1+300×3.1×1.4=21.84吨⑵边界煤柱损失的计算第7页共39页由公式P边=S*M*r得两个走向边界煤柱，两个倾斜边界煤柱P边1=2×15×2687×3.1×1.4=33.85吨P边2=2×15×612×3.1×1.41=7.71万吨即本采区边界煤柱损失为P边总=P边1+P边2=41.56万吨故本采区总的煤柱损失为P总=P区+P边总=63.4万吨。⒉⒈3采区可采储量:可采储量按工业储量的80%计算，（20%为煤柱损失）为747.09×80%=597.67万吨实际可采储量的计算:ZK=(Zg-P)*CI式中ZK-采区可采储量万吨Zg-采区工业储量万吨P–煤柱损失（本采区）万吨CI–采煤工作面回采率95%(747.09-63.4)×95%=649.51万吨储量的验算C=ZK/Zg×100%=649.51/752.4×100%=86%﹥80%即，符合设计要求。⒉2采区生产能力⒉⒈1采区生产能力:第8页共39页根据矿井的工作制度，该采区只有一个综采工作面，采用“三八”工作制，“两班半采煤半班准备”的作业形式，采煤班割煤每班3个循环，循环进度0.6m，日循环个数6个，日循环进度为3.6m，年工作日300天。采煤工作面产量A0=L*V0*M*r*C0式中L–采煤工作面长度mV0–工作面推进度m/aM–煤层厚度或采高mr–煤的体积密度t/m3C0–采煤工作面采出率即A0=200×3.6×+300×3×1.4×95%=86.18万吨采区生产能力AB=K1*K2*n*A0i式中AB–采区生产能力万吨/aA0i–第一个采煤工作面产量万吨/an–同时生产的采煤工作面个数K1–采区掘进出煤系数，取1.1K2–工作面之间出煤影响系数，n=2时取0.95，n=3时取0.9即AB=1.1×1×86.18=94.8万吨⒉⒉2采区服务年限采区正常生产期的服务年限T=Zk/AB式中T-服务年限ZK–可采储量万吨AB–生产能力万吨第9页共39页T=649.51/94.8=6.85年即，本采区服务年限为6.85年。符合采矿设计手册规定(90万吨/年生产能力采区的服务年限应大于6年的规定)，故符合要求。第10页共39页⒊巷道布置和生产系统⒊1采区的准备方式⒊⒈1采区准备巷道布置，硐室位置及断面形状大小、支护方式。根据采区所有资料表明，本采区的主要可采煤层为1号煤层，赋存条件简单无夹矸,无断层，褶曲构造不明显，煤层赋存稳定采区走向长度为2687m，倾斜长度为662m，、倾角平均10°，属缓倾斜煤层，综合各种条件本采区适用采区开采。所以确定轨道大巷和皮带大巷在采区走向中间沿煤层倾向开掘两条矩形上山，到采区边界贯通，然后再开掘区段平巷。为使所设计的方案技术先进合理，经济效益高，安全可靠，具体巷道布置需进行方案比较，论证提出确定优先者。经分析提出以下三个采区巷道布置方案。第一方案：机轨双岩巷布置优点:巷道压力小,可以大量减少维护费用;联络石门较短,联系方便;有利于上下分阶段同时回采和担高采区生产能力。缺点:岩石巷道掘进工程量大,掘进费用高,采区准备时间较长。第二方案：机轨一煤一岩巷布置优点:岩巷掘进工程量少,掘进速度较快,可以缩短分阶段的施工期限;轨道巷沿煤层超前掘进,可以探明煤层的变化情况,为掘进集中运输巷取直定向创造条件;掘进和回采时运送设备,材料,排矸都较方便。缺点:轨道巷布置在煤层中,易受采动影响,维护比较困难。第三方案：机轨双煤巷布置优点：岩巷掘进工程量小，速度快，费用底，可以缩短采区准备时间。缺点：受采动影响大，维护工程量大，费用高，影响生产。第11页共39页经济比较：统过以上三个方案优缺点的比较，本采区为单一煤层走向长壁综合机械化采煤。第一方案不适合布置在单一煤层的采区，而且布置两条在岩层中的巷道费用太高，因此故被淘汰。所以只比较二、三方案的掘进维修总费用，选其经济合理的方案，即选择优先者。见下表巷道掘进费计算公式：R掘=L*r掘式中：R掘—巷道掘进费（元）L—巷道长度（米）r掘—掘进单价（元/米）巷道维护费计算公式：R维=L*T*r维式中：R维—巷道维护费(元)L—巷道长度(米)T—维护时间（年）r维—巷道长度单位时间维护费（元/年*米）第二方案掘进维修总费用表巷道名称巷道长度(米)巷道种类掘进单价(元/米)掘进费用(万元)巷道维修时间(年)单位时间维护费（元/年米）维护费（万元）合计(万元)下部车场70岩180012.66.85502.4掘进费(222.7)维护费中部车场90岩180016.24.5502.02上部车场90岩180016.22.5501.25第12页共39页轨道上山700煤700496.85350168(198.1)共计(420.9)运输机上山680岩1800122.46.855023.3行人进风巷35岩18006.36.85501.2第三方案掘进维修总费用表巷道名称巷道长度(米)巷道种类掘进单价(元/米)掘进费用(万元)巷道维修时间(年)单位时间维护费（元/年米）维护费（万元）合计(万元)下部车场70岩180012.66.85502.4掘进费(147.9)维护费(337.9)共计(485.8)中部车场90岩180016.24.5502.02上部车场90岩180016.22.5501.25轨道上山700煤700496.85350168运输机上山680煤70047.66.85350163行人进风巷35岩18006.36.85501.2通过对上面两表的比较，第一