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采矿
摘要
煤炭在我国经济发展和社会发展中的地位与作用是显而易见的。
根据国民经济发展对能源需要的预测,我国煤炭最低的需求量2010年为3000Mt,2020年为3500Mt,2050年为5000Mt,到2050年煤炭占一次能源需求的比例(不计生物质能)仍约55%。
届时,石油供需缺口预计将达到400Mt以上,全靠进口是不可能的,还需依靠煤炭生产合成液体燃料来替代。
从这个意义上来说,煤炭在未来我国能源系统中的地位将更为重要。
现代采矿技术的发展与采矿理论的发展是密切相关的,它们相互依存、相互促进、共同发展。
现代采矿理论与系统工程紧密相联,系统工程理论和方法渗透到采矿工程中的各个方面,使采矿理论有了新的进展,更适应现代化的管理和决策。
概况:
太原东山东兴煤业有限公司是兼并重组矿井,兼并重组前三矿均开采15号煤层,本井田唯一的可采煤层为15号煤层,位于太原组中下部,全区稳定可采,厚度5.10~6.75m,平均5.83m,该煤层结构简单~较简单,一般含0~3层夹石,夹石单层最大厚度0.35m。
顶板岩性为石灰岩,底板岩性为砂质泥岩或粉砂岩。
在井田东、南部局部遭剥蚀。
15号煤层煤尘有爆炸危险性,自燃等级为Ⅰ级,自然倾向性为容易自燃,为低瓦斯矿井。
第一章采煤方法
一、采煤方法的选择及其依据
根据井田煤层条件和开采技术条件,可供选择的采煤方法有
(1)放顶煤综采工艺
放顶煤综采工艺的适应条件如下:
A、适用于煤层厚度大,厚度变化也较大,一般平均厚度应在5.0m以上的煤层;
B、适用于煤层裂隙发育,结构简单或夹矸强度较低;中硬及以下顶板,易于冒落;埋深较大,有一定的地应力。
总之,顶煤应具备一定的冒放性;
C、适用于煤层距离上部强含水层有足够的间距,不会引起矿井的水害或带来工作面涌水量大量增加,恶化工作面生产环境,影响工作面正常生产;
D、适用于无煤与瓦斯突出危险。
其优点为:
A、对厚度变化较大的厚煤层适应性强,有利于提高资源采出率;
B、可缓解采掘关系,降低巷道掘进率,减少工作面搬家次数和材料消耗;
C、顶煤利用矿压回收,工作面能耗低;
D、同等埋深和围岩条件下,对工作面液压支架支护强度和底板比压的要求较低;
E、设备国产化,建设投资和生产成本低,维护方便;国产放顶煤综采设备与技术较成熟。
其缺点为:
A、放顶煤综采工作面推进速度较慢,采空区残煤多,漏风大,采空区发火几率较大;
B、需要根据煤层裂隙、结构、埋深、顶板岩性等,对顶煤的冒放性进行论证,使用条件要求较高;
C、与大采高综采工作面相比,工作面劳动生产率略低、管理难度略高。
(2)大采高一次采全高工艺
大采高综采工艺的适用条件如下:
A、适用于煤层厚度较大,发育较稳定、厚度变化不大,一般最大厚度应在6.0m以下,平均厚度在4.5m左右;
B、适用于煤层顶底板较稳定,可以适应大采高支架的重量和支护强度,顶板有一定的硬度,不至于随采随冒,造成工作面发生冒顶事故;
C、适用于煤层有一定强度,裂隙不发育,不会因为采高增大,发生频繁的工作面片帮事故。
其优点为:
A、工作面推进速度快,有利于控制采空区发火;
B、大采高综采工作面,单产高,劳动生产率高;
C、大采高综采工作面,可靠性高,管理简单。
其缺点为:
A、对厚度变化较大的厚煤层适应性较差,影响资源采出率;
B、对工作面煤层厚度稳定性、顶底板稳定性等要求较高;
C、设备比较昂贵,投资较大;
D、设备较多,使用和维修受各种不确定因素影响大。
(3)分层综采工艺
分层开采虽然技术成熟,但工序复杂,掘进率高,厚煤层分层开采,掘进工程量相对较大。
而且下分层开采时存在巷道掘进费用较高、巷道维护困难等诸多问题。
(4)采煤工艺的确定
15号煤层厚度5.10~6.75m,平均5.83m,煤层厚度大、变化范围大,对大采高工艺的适应性差,根据目前矿井生产经验15号煤层裂隙发育,采用大采高工艺时煤壁煤壁片帮现象较严重,影响工作安全高效生产,而且就矿井设计生产能力而言采用大采高开采投资过大,与产能不相适应,因此不适宜采用大采高一次采全高工艺。
而放顶煤综采工艺跟分层综采工艺相比有以下明显优点:
a、煤层掘进量小,掘进费用低,缓和了采掘关系;
b、减少了搬家倒面次数,节省了设备搬迁、安装的工作量和费用;
c、较分层开采对煤层厚度变化、地质构造适应性强,且减少了铺网工序、材料、工资及巷道维护等费用;
d、工作面处于减压带,降低了支架吨位和支护成本;
e、顶煤利用矿压落煤、装煤、变不利因素为有利因素;
f、有利于矿井的集中控制,实现减面、减人、提高工效的目标;
g、提高劳动生产率,降低成本,比一般回采工效提高2~5倍,经济效益显著,吨煤成本一般降低8~20元。
通过对大采高一次采全高工艺、分层综采工艺和放顶煤综采工艺优缺点比较,设计推荐放顶煤综采工艺开采。
二、15号煤层放顶煤开采条件分析
1、开采深度
顶煤冒放形性随开采深度的增加而提高,本矿15号煤层开采深度150-200m左右,处于顶煤冒放效果好埋深区。
2、煤层厚度及煤的硬度
一般过厚顶煤其上部难以达到充分松动,顶煤冒放性随煤层厚度增大而减弱,其最大临界值12.5-15m。
15号煤层厚度为5.10~6.75m,平均5.83m;放顶煤煤层厚度5~8m为宜,为国内放顶煤产量较高煤层最佳厚度。
该矿15号煤层处于最佳厚度,可采用放顶煤开采。
煤层硬度是影响顶煤冒放性的关键因素,中硬煤层为圆拱式冒落,椭柱体放出,顶煤垮落角67°,放出率73.1%;硬煤为拱桥式冒落,抛物体放出,垮落角55°,煤放出率13.4%。
15号煤层单轴抗压强度为9.6~10.0MPa,单轴抗拉强度为0.2~0.3MPa,根据力学性质,本井田15号煤层顶板属不坚固~中等坚固的软质~硬质岩。
与长沟勘探资料相比较,强度与坚固性均有所降低,其原因主要为本井田靠近煤层风氧花带所致。
顶煤完全可以冒落下来保证较好的顶煤放出率。
3、煤层夹矸层对顶煤冒放性的影响
夹矸层厚度越大顶板对顶煤的破坏性越小,当夹矸在0.1m以下时,对煤顶冒放性影响不大,顶煤中夹矸单层厚度一般不大于0.3m,15号煤层含0~3层夹石。
夹矸硬度比较小,难以形成台阶形悬煤或大块煤堵塞放煤口,只要选择合适采放比,15号煤层的夹矸对顶煤开采影响不大,易采用放顶煤开采。
4、煤层节理裂隙发育程度对顶煤冒放性的影响
节理裂隙发育的煤层顶煤在支架作用下易破碎各煤层理裂隙发育越发育顶煤冒放性越好,越容易放出。
15号煤层为黑色,玻璃光泽,质软,性脆,裂隙发育,断口参差不齐,条带状结构,因此15号煤层节理裂隙对顶煤冒放有利。
5、顶板条件对顶煤冒放性影响
影响顶煤冒放性的顶板包括煤层直接顶和老顶两部分,直接顶对顶煤压裂无直接影响,但直接顶能随采随冒能直接充满采空区以防老顶冲击来压,并促使顶煤放出。
15号煤层顶板岩性为石灰岩,本井田15号煤层顶板属不坚固~中等坚固的软质~硬质岩。
与长沟勘探资料相比较,强度与坚固性均有所降低,其原因主要为本井田靠近煤层风氧花带所致。
属中等冒落顶板,因此直接顶能够冒落,在这样顶板条件下顶煤是可以放出的。
在局部地方可能有顶板不易垮落,需要人工强制放顶。
本矿井距离东山煤矿较近,根据东山煤矿开采15号煤层的成功经验,15号煤层顶板管理比较容易。
根据上述15号煤层顶煤冒放性分析,并结合矿井井型、矿井目前综采放顶煤生产经验,设计推荐15号煤层采煤方法长壁综采放顶煤一次采全高采煤法,顶板采用全部垮落法管理。
第二章回采工艺设计
一、回采工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型
矿井以一个生产采区、一个综采放顶煤工作面保证矿井设计生产能力。
针对15号煤层首采区的赋存条件及开采技术条件,本着“选用性能良好、安全可靠,并能适合于矿井具体条件的先进设备”的原则,并结合太原东山煤矿集团公司的实际使用放顶煤设备情况,对工作面采、装、运设备进行选型。
1、采煤机选型计算
工作面装备的采煤机为MG-160/380-WD型电牵引双滚筒采煤机,最大采高3.0m,截深0.8m。
电机功率380kW。
⑴采煤机实际生产能力计算
采煤机双向穿梭割煤,前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,滚筒自旋使其截齿将煤破碎。
采煤机端头斜切进刀,割三角煤采煤,割煤与移架、推前部刮板输送机及拉后部刮板输送机顺序进行。
因此,东兴煤矿15号煤层的采煤机的平均落煤能力为:
式中:
-采哇n煤机平均落煤能力。
t/h;
——工作面平均日产量,t/d;
——采煤机截深,0.8m;
——平均割煤高度,2.8m;
γ——实体煤容量,15号煤层1.35t/m3。
C——工作面采煤机割煤回采率,90%;
L——工作面长度,140m;
Ls——刮板输送机弯曲段长度,25m;
Lm——采煤机两滚筒中心距,12.15m;
Td——采煤机转向时间,1min;
——综放工作面平均顶煤厚度,3.03m;
——沿工作面方向放顶煤面长度,134m;
——顶煤回收率,80%;
K——采煤机平均日开机率,0.4;
T1——综放工作面日生产时间,1440min;
综放工作面长度140m,
=2727t/d,
=134m,工作面采煤机平均落煤能力:
⑵采煤机平均割煤速度
⑶采煤机最大割煤速度和最大生产能力
当综放工作面日进尺为3.2m时,采煤机最大割煤速度:
当综放工作面日进尺为3.2m时,采煤机最大生产能力:
⑷采煤机装机功率
当综放工作面日进尺为3.2m时,采煤机单位能耗计算采煤机割煤功率为:
式中:
⑸采煤机型号及主要技术参数见表
采煤机参数
采煤机型号
MG160/380-WD
采高(M)
1.4-3.0
截深(MM)
630、800
适应倾角
<=35°
滚筒直径(MM)
¢1250、¢1400、¢1600
滚筒转速(R/MIN)
39.65、45.75、52.46
摇臂长度(MM)
1798
摇臂摆动中心距(MM)
6760
牵引力(KN)
360
牵引速度(M/MIN)
0-7.5/10.0
牵引形式
齿轮销轨
机面高度(MM)
1180
最小卧底量(MM)
145
灭尘方式
内外喷雾
装机功率(KW)
380
电压(V)
1140
机重(T)
28
2、后部输送机
⑴后部输送机能力算
要实现综放工作面高产高效,工作面采煤机割煤和放顶煤工序应最大限度地平行作业,在选择综放工作面参数和设备能力时,应使采煤机平均循环割煤时间Tc与放顶煤平行循环时间Tf匹配,以减少两个工序的相互影响时间,提高工作面单产。
由于本矿是割一刀煤放一排顶煤,因此:
因此与采煤机落煤能力相配套的工作面平均放顶煤能力为:
式中:
——工作面平均放顶煤能力,t/h;
m——放煤步距与采煤机截深之比,一采一放时m=1;
——放出顶煤的含矸率,取15%;
——放顶平均厚度,这里取3.03m。
当日进尺为3.2m时,满足工作面最大放煤流量的要求的后部刮板输送机能力:
式中:
——放煤流量不均匀系数,考虑到顶煤硬,出现大块的可能性大,取1.5。
——考虑运输方向及倾角系数,取1。
运输方向及倾角系数
运输方向
不同工作面倾角的
y值
5°~10°
>10°
向上
1.3
1.5
向下
0.9
0.7
⑵后部输送机型号及参数及电动机功率校核
A、后部输送机型号及参数见表
后部输送机参数
刮板输送机型号
SGZ-630/264
输送能力
Outputcapacity
450t/h
装机功率
Power
2*132KW
链速
Chainspeed
1.18m/s
刮板链型式
Flightbartype
中双链
链条规格
Chainsize
ф22*86
链条破断负荷
Chainbreakingload
610KN
中部槽规格
linepan(LxWxH)
1500*590*257mm
B、功率校核
输送机电动机功率的大小要根据工作面倾角、输送机铺设长度和输送机量的大小等具体条件决定,其关系式为:
式中:
k——电动机功率备用系数,以1.15~1.2;
k1——刮板链绕过两端链轮时的附加阻力系数,取1.1;
k2——输送机水平弯曲时附加阻力系数,取1.1;
β——刮板输送机安装倾角(°);
L——刮板输送机铺设长度,m;
V——刮板输送机链速,m/s;
ω——货载在溜槽中运行阻力系数,0.6~0.8;
ω1——刮板链在溜槽中运行阻力系数,0.3~0.4;
η——传动效率,η=ηj×ηy;
ηj——减速器传动效率,0.9~0.94;
ηy——液力偶合器传动效率,0.96;
q——货载每米重力,N/m,
;
qo——刮板链每米重量,N/m;
Q——输送量,450t/h。
代入值可以求得,No=130kW,而每个电机功率就达到132kW,因此矿井回采工作面刮板输送机功率2×132kW完全能满足工作面年产0.90Mt/a的需要。
3、前部输送机
采煤工作面前部输送机同样选用的是SGZ630/264型可弯曲刮板输送机,铺设长度140m,运输能力450t/h,链速1.18m/s,电机功率2×132kW。
同理经过验算,功率满足工作面年产0.90Mt/a的需要。
4、转载机
⑴转载机生产能力计算
转载机的生产能力应能满足综放工作面两输送机的卸载要求:
其生产能力按下式计算:
式中:
——转载机生产能力,t/h;
——采煤机平均落煤能力,81t/h;
——工作面平均放顶煤能力,133t/h;
——采煤机割煤速度不均匀系数,1.5;
——放煤流量不均匀系数,1.5
当综放工作面长度为140m,日进尺3.2m时,转载机生产能力为:
⑵转载机型号及参数见表
转载机参数
转载机型号
SZZ﹣764/132
标准长度
41.2
链速m/s
1.3
圆环链mm
φ26×92
输送量t/h
1000
5、破碎机
破碎机选用PCM110型颚式破碎机,破碎能力1000t/h,电机功率110kW。
工作面主要机械设备选型见表。
综采放顶煤工作面主要设备表
设备名称
设备型号
功率
(kW)
单位
数量
双滚筒采煤机
MG-160/380-WD
380
台
1
可弯曲刮板输送机
SGZ-630/264
2×132
台
2
破碎机
PCM-110
110
台
1
转载机
SZZ—764/132
132
台
1
可伸缩胶带输送机
DSJ1000/2×75
2×75
台
1
液压支架
ZF4400-17/28
架
99
过渡液压支架
ZFG4800-20/30
架
4
单体液压支柱
DZ28—25/110
根
120
π型钢梁
HDL—3000
根
60
乳化液泵站
BRW315/31.5
200
套
1
喷雾泵站
DPW315/10K
75
套
1
探水钻
ZQSJ-90/2.4
15
台
1
二、工作面顶板管理方式及支护设备选型
1、工作面顶板管理方式
根据确定的综采放顶煤采煤方法,工作面顶板采用全部垮落法管理。
最大控顶距为4.80m,最小控顶距为4.20m。
2、工作面放顶煤支架选型
根据矿方提供的资料及邻近煤矿实测的矿压数据,设计采用“老顶周期来压步距法”和“估算法”计算液压支架工作阻力。
A、老顶周期来压步距法
P=(-3.6+5.8M+1.4L2+3.6Lm)·F
式中:
P——预计液压支架设计工作阻力,t/架;
M——煤层机采高度,取3.0m;
L2——实测老顶周期来压步距,取20m;
Lm——控顶距,取4.5m;
F——支架支护面积,取6.75m2。
则:
P=(-3.6+5.8×3.0+1.4×20+3.6×4.5)·6.75=391.5t/架=3836.70kN/架
B、估算法
P=(6~8)×9.8SγMcosα
式中:
P——预计液压支架设计工作阻力,kN/架;
S——支架支护的顶板面积,m2;
γ——顶板岩石视密度,2.5t/m3;
M——采高,取3.0m;
α——煤层倾角,取5°。
则:
P=8×9.8×6.75×2.5×3.00×cos5=3954kN/架
设计根据上述计算的液压支架工作阻力,结合副斜井井筒断面尺寸,综采放顶煤工作面液压支架初选ZF4400-17/28型低位插板中型放顶煤液压支架,支撑高度1.7~3.4m,放煤方式为摆动尾梁及低位插板,工作阻力4400kN,支架重量15.4t。
支架自带煤帮侧护板。
工作面端头过渡放顶煤支架初步选用ZFG4800-20/30型液压支架,工作阻力4800kN,支护高度1.8~3.3m。
工作面超前20m采用DZ28—25/110型单体液压支柱配HDL-3000型Π型钢梁支护。
3、支架及数量
工作面放顶煤液压支架架间距为1.5m,合计90架,加10%备用9架,共计99架;其中工作面端头过渡支护选用ZFG4800-20/30型4架。
三、回采工作面长度、采高、年推进度和生产能力
根据工作面单产能力及相应的其它掘运支配套条件,设计确定以一个生产采区,一个综采放顶煤工作面,一个煤巷综掘面,一个煤巷普掘工作面,保证矿井0.90Mt/a的设计生产能力。
1、回采工作面长度的确定
根据本井田15号煤层赋存条件,结合矿井煤层开采技术、生产管理技术水平、设计生产能力,综采设备性能、合理的回采工作面年推进度等因素综合考虑,设计确定回采工作面长度为140.0m。
2、采煤工作面采高
井田内15号煤层厚度5.10~6.75m,平均5.83m,依据15号煤层厚度和选定的放顶煤液压支架架型,设计确定采煤机割煤高度2.80m,放顶煤高度2.30~3.95m,采放比为1∶0.82~1.41,平均1:
1.12。
3、放煤步距和放煤方式
采煤工作面采煤机截深为0.8m,设计确定放煤步距为0.8m,即一采一放。
根据15号煤层开采时的放煤高度和采高,本着提高资源回收率的宗旨,暂确定工作面采用单轮顺序放煤方式,同时放煤支架以两架为宜。
矿井生产时应根据具体条件,对设计确定的放煤步距和放煤方式进一步实验,以确定适合本矿井的合理放煤步距和放煤方式。
4、回采工作面年推进度
采煤工作面日推进度
采煤工作面采用一采一放工艺,即采煤机割0.80m,放顶煤液压支架放一次顶煤,工作面每个循环进两刀,循环进度为1.60m,日循环次数为2次,则日循环进度为1.6×2.0=3.20m。
采煤工作面年推进度按下式计算:
年推进度=日循环进度×年工作日×循环率=3.2×330×0.9=950.40(m)
5、采煤工作面生产能力
矿井移交生产和达到设计生产能力时,在一采区内布置一个综采放顶煤工作面、一个煤巷综掘工作面和一个大巷普掘工作面来保证矿井设计能力和正常生产接替。
矿井实际生产能力即为回采工作面生产能力和掘进工作面掘进煤量之和。
(1)回采工作面生产能力计算
回采工作面生产能力按下式计算:
A采=M1·l·L·r·C1+M2·l·L·r·C2
式中:
A采——采煤工作面年产量,t/a;
M1——采煤工作面机采高度,M1=2.8m;
M2——采煤工作面放煤高度,M2=3.03m;
l——采煤工作面长度,l=140m;
L——采煤工作面年推进度,L=950.4m;
r——煤的容重,r=1.35t/m3;
C1——采煤工作面机采回采率,取0.9;
C2——采煤工作面放顶煤回采率,取0.80。
则A采=2.8×140×950.40×1.35×0.93+3.03×140×950.40×1.35×0.80
=891661(t/a)=0.89Mt/a
(2)掘进煤量计算
井下回采巷道均采沿煤层掘进,故掘进煤量按回采煤量的10%计算,则掘进煤量为:
A掘=0.89×10%≈0.09(Mt/a)
(3)矿井产量计算
全矿井产量为:
A矿=A采+A掘=0.89+0.09=0.98(Mt/a)
可满足矿井0.90Mt/a设计生产能力的要求。
参考文献:
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