煤矿单一煤层采区设计论文.docx
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煤矿单一煤层采区设计论文
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+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
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
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t
S—煤层面积m2
M—煤层厚度m
r—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
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:
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m
V0–工作面推进度m/a
M–煤层厚度或采高m
r–煤的体积密度t/m3
C0–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/a
A0i–第一个采煤工作面产量万吨/a
n–同时生产的采煤工作面个数
K1–采区掘进出煤系数，取1.1
K2–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
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。
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。
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
1800
12.6
6.85
50
2.4
掘进费
（222.7）
维护费
（198.1）
共计
（420.9）
中部车场
90
岩
1800
16.2
4.5
50
2.02
上部车场
90
岩
1800
16.2
2.5
50
1.25
轨道上山
700
煤
700
49
6.85
350
168
运输机上山
680
岩
1800
122.4
6.85
50
23.3
行人进风巷
35
岩
1800
6.3
6.85
50
1.2
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
1800
12.6
6.85
50
2.4
掘进费
（147.9）
维护费
（337.9）
共计
（485.8）
中部车场
90
岩
1800
16.2
4.5
50
2.02
上部车场
90
岩
1800
16.2
2.5
50
1.25
轨道上山
700
煤
700
49
6.85
350
168
运输机上山
680
煤
700
47.6
6.85
350
163
行人进风巷
35
岩
1800
6.3
6.85
50
1.2
通过对上面两表的比较，第一方案要比第二方案便宜64.9万元，而且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，故选择第一方案作为本采区的巷道布置方案。
采区实际巷道布置方式：
根据已确定的方案，其布置方式是：
在采区下部边界中间，从+250m轨道大巷沿煤层开掘一条上山,+250m皮带大巷沿煤层底板开掘一条上山,轨道上山超前掘进,两条上山相距20m,至采区边界，然后开掘上部车场,行成完整的通风系统后,沿煤层中开掘+250m西工作面的运料回风平巷,同时采用双巷掘进的方法开掘工作面的运煤进风巷和下一区段工作面的运料回风巷,两巷相距10m,下区段运料回风平巷超前运煤进风巷100m至150m掘进,并沿走向每隔100m掘联络巷连通两巷。
当运料回风巷和运煤进风巷掘进到采区边界时掘进开切眼。
在掘进的上述巷道的同时,还要开掘采区煤仓,变电所,和绞车房。
⒊⒈2车场的选型和设计：
本采区为走向长壁工作面所以上部、中部车场选用单向甩车场；见下图
采区下部车场选用环行式车场；见下图
⒊2回采巷道布置及区段划分
⒊⒉1回采工作面长度：
本工作面为走向长壁工作面，工作面长度200m，推进长度1300m。
⒊⒉2回采巷道的断面形状及支护方式：
工作面回采巷道采用面积12.25m2矩形断面，支护方式为锚杆支护。
⒊⒉3区段的划分：
本采区煤层走向长度2687m，倾斜长度为662m，煤层倾角为10°综合各种条件，本采区采用走向长壁采煤法，沿煤层倾斜方向将采区划分为3个区段，分6个工作面进行回采。
⒊3设备配备
⒊⒊1采区准备巷道设备选型：
⑴采区轨道上山设备选型：
轨道上山安装型号为15kg/m的轨道，轨距600mm。
采区运料采用绞车提升，运料及运送矸石。
采区工作中需安装大型液压支架、需用提升设备，提升任务大，故选用单滚筒，单钩提升设备的JTY—2.5×2型绞车，其技术数据如下。
Fmax=4992.5NVm=4.05m/sD=2.5mB=2md=24mmP′=2.33kg/mQz=391884NP=315kw
⑵采区运输上山设备选型:
运输上山选用综采配套设备SS1000—160型可伸缩胶带输送机。
⒊⒊2掘进工作面设备选型:
⑴采区内的岩石巷道采用钻爆法掘进，选用YT—23型气腿式凿岩机凿岩，选用H—600型装岩机装岩，斜巷用Zyp—17耙斗机装岩，用1吨矿车运矸石。
⑵煤巷选用MRH—S50—13型日本联合掘进机施工，运煤选用SGW—40T型刮板运输机，运料选用调度绞车牵引900轨距的材料车。
巷道均按设计要求的坡度和方向施工，综采工作面的两条区段斜巷平行掘进保证综采工作面长度不变。
⑶掘进工作面所需变压器的选择KBSG—500/6型变压器。
⒊⒊3回采工作面设备选型:
⑴采煤机的选型：
根据煤层赋存条件，顶底板情况及生产能力的要求，选用采高范围在2.44～4.52m功率较大的MAX-300/4.5w型采煤机，滚筒直径2.0m,截深0.6m。
⑵转载机的选型：
工作面转载机选用和采煤机配套的SZZ-730/110型。
⑶液压支架的选型：
根据煤层赋存条件及厚度和采煤机的配套要求，支架选用ZZ4800/22/42型液压支架，工作面端头支架选用与ZZ4800/22/42型液压支架配套的端头支架。
⑷刮板输送机的选型：
根据煤层倾角及落煤方式、采煤机生产能力故选用SGZ-764/320型输送机。
⑸乳化液泵站设备选型：
乳化液泵选用XRB3型乳化液泵，选用XRXTA型乳化液箱。
⑹皮带输送机选型:
工作面运煤平巷选用综采配套设备SS1000—160型可伸缩胶带输送机。
⑺工作面加强支护设备：
工作面加强支护采用DZ—25单体液压支柱加“十”铰接顶梁超前20m支护顶板。
⑻工作面运料绞车:
工作面运料绞车型号TD—25。
⑼移动变电站设备选型：
①供采煤机、乳化液泵站使用的变压器：
查《地下采煤专业设计参考资料》选用500KVA容量的KSGB—500型变压器，移动变电站为KSGZY—500/1140型变电器一台。
②供工作面刮板机使用的变压器：
查《地下采煤专业设计参考资料》选用KSGZY—600/1140型移动变电站，供刮板输送机供电。
③采区运料斜巷绞车使用的变压器：
由《煤矿电工学》中选KBSG—100/6型变压器
④工作面其他用电设备使用的变压器：
根据现有的设备情况选用一台KSGZY—600/660型电站为其供电。
⒊⒊4采区设备配备：
采区设备配备表
⒊4生产系统
⒊⒋1采区运煤系统：
采煤机割下的煤落到工作面刮板输送机上经区段平巷转载机从区段平巷可伸缩胶带输送机运至采区运输上山、采区煤苍从+250m水平皮带运输大巷运到主井煤仓由主井提升到地面。
⒊⒋2运料系统：
采区物料从副井运到井底车场经+250m水平轨道大巷从采区下部车场由采区轨道上山运往各工作面及用料地点。
⒊⒋3排矸系统：
掘进工作面采出的矸石从掘进平巷运到采区轨道止山、采区下部车场从+250m水平轨道大巷运往井底车场由副井提至地面。
⒊⒋4通风系统：
采煤工作面所需新鲜风流从主井进入+250m水平皮带运输大巷经行人进风上山、采区运输上山、区段进风平巷由工作面皮带巷到达工作面洗清工作面的污风从采区运料平巷经上部车场、轨道上山由+250m水平轨道大巷从副井排到大气中。
⒋采煤方法
⒋1回采工艺方式
本采区设计是以1号煤层为代表的，此煤层赋存较稳定，地质构造简单，平均厚度为3m，平均倾角为10°，走向变化不大，走向长为2687m，倾斜长为662m，根据公司的现有的设备及地质状况、生产条件等均符合综采，故选择综合机械化一次采全高采煤方式。
⒋2采煤工作面的破装煤方式
⒋⒉1采煤机和刮板输送机的选择：
根据煤层赋存条件，顶底板情况及生产能力的要求，选用采高范围在2.44m～4.52m功率较大的MAX-300/4.5w型采煤机，滚筒直径2.0m,截深0.6m。
根据煤层倾角及落煤方式、采煤机生产能力故选用SGZ-764/320型输送机。
主要技术特征见下表：
SGZ-764/320型输送机技术特征表
设计长度（m）
200
运输能力（t/h）
900
链速（m/s）
0.95
电机型号
KBY
功率（KW）
2×132
液力偶合器型号
YL-560介质油
减速器速比
1：
32.67
转速（r/min）
1475
电压（V）
1140
总重（t）
169.75
中部槽规格（长×宽×高mm）
1500×764×222
刮板链型式
中双链
刮板间距（mm）
920
与采煤机配套牵引方式有链牵引
对所选设备的生产能力进行验算
采煤机牵引速度
由公式V=L*n/（t*60）
式中L—工作面长度，m
N—循环个数，6个
t—割煤时间，取7h
∴V=200×6/（7×60）=2.85m/min
对刮板输送机运输能力验算
要求，Q＞Qm
式中Q—可弯曲刮板输送机运输能力，Q=900t/h
Qm—工作面产煤能力，t/h
Qm=60*M*b*V*r*k
式中V—采煤机牵引速度，取V=2.2.85m/min
b—截深，b=0.6m
k—工作面回采率，取k±0.95
r—煤的容重，1.41t/m3
M—采高，取3m
则，Qm=60×2.85×0.6×1.4×95%×3=409t/h＜900t/h
考虑到长远利益所选该工作面输送机能满足运输能力的要求。
⒋⒉⒉工作面的落装煤方式及进刀方式：
双滚筒采煤机，自工作面一端，前滚筒在上割顶煤，后滚筒在下割底煤，采煤机割落的煤，由滚筒上的螺旋叶片将煤装入输送机。
工作面端部采用割三角煤斜切进刀。
其进刀方法为双滚筒采煤机割煤，前滚筒在上割顶煤，后滚筒在下割底煤，至工作面端头，机后10～15m停止移溜。
形成20～25m弯曲段。
采煤翻转挡煤板，调整前后滚筒高度沿输送机弯曲段运行，滚筒逐渐切入煤壁直至直线段止，滚筒进入煤体达到规定截深，采煤机后部移架，推移输送机成直线。
采煤机在斜切进刀终点处，翻转挡煤板，调整前后滚筒高度，割三角煤，至工作面端头。
采煤机再次翻转挡煤板，调整前后滚筒高度正式割煤。
⒋3顶板管理
⒋⒊1工作面支架的选型和布置：
根据煤层赋存条件及厚度和采煤机的配套要求，支架选用ZZ4800/22/42型液压支架，工作面端头支架选用与ZZ4800/22/42型液压支架配套的端头支架。
ZZ4800/22/42支架的技术参数表
支架高度：
2.23～4.2m
工作阻力：
4800KN
支架宽度：
1.41～1.59m
初撑力：
4080KN
中心距：
1.5m
支护强度：
0.85Mpa
底板比压：
1.73Mpa
⒋⒊2工作面支架布置：
本采区工作面长200m，支架每组宽为1.5m，则工作面应布置的支架数且为200/1.5=133组，所以在Ⅲ3煤层回采工作面，共布置ZZ4800/22/42型支撑掩护式液压支架为133组。
⒋⒊3液压支架支护强度验算：
1号煤层顶板为粉砂岩，属中等稳定二类顶板，架型以支撑掩护式为宜。
顶板荷载的确定
按经验公式:
P=（6～8）Mr计算
式中P—支架单位面积上的阻力，Mpa
M—采高，取3m
R—顶板岩石容重，2.6t/m2
则P=8×3×2.6×1000×9.8Pa/m2
=0.61Mpa＜0.85Mpa
按经验公式：
P=Mrab/（k-1）计算，
式中：
α—顶板周期来压动载系数，取1.5
β—附加阻力系，取1.5
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