第五节 矿井开拓设计方案比较示例
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第五节 矿井开拓设计方案比较示例
一、井田概况
某矿地面为平原地带
井田范围内地表标高为+80~90m,
表土及风化带厚度(垂高)约50~60m,有流砂层,井田中部较薄,井田境界处较厚。
煤层+30m~-420m底板等高线为界,两侧人为划定境界。
井田走向长9km,倾斜长约1740m。
井田内共有4个可采煤层,倾角均为15°左右。
各煤层的名称、厚度、间距及顶底板情况如表25—3
煤层成层平稳,地质构造简单,无大断层,煤质中硬,属优质瘦贫煤,煤尘无爆炸性危险,也无自燃倾向;平均容重为1.32t/m3。
本矿瓦斯含量大,涌水量较大,矿井正常涌水量为380m3/h
表25—3煤层地质条件
煤层 层厚/m 间距/m 顶板 底板
m1
m2
m3
m4 1.8
1.9
1.6
2.0 15
20
15 直接顶为厚8m的页岩,老顶为厚4m的砂岩
页岩、砂页岩、砂岩互层
页岩、砂页岩、砂岩互层
页岩、砂页岩、砂岩互层
直接底厚10m页岩
为40m厚层砂岩
Σm 7.3
+30-100-200-300-400-4200900-100-400-420-300-200+3001740+80➢ 工业储量Zg
Zg=900017400(1.8+1.9+1.6+2.0)1.32
=15089.976万t
➢ 可采储量Zk=(Zg-P)C
P-永久煤柱损失,工广,境界煤柱;
C-采区采出率,中厚煤层,煤炭工业矿井设计规范要求C为80%
永久煤柱损失约占工业储量的5%。
P=5%Zg
=5%15089.976
=7.544988万t
Zk=(Zg-P)C
=(15089.976-7.544988)8%
=11468.4万t
➢ 生产能力和服务年限
T取60年,求A
T=Zk/(1.4A),A=136.5万t/a
根据煤层赋存情况和矿井可采储量,遵照煤炭工业矿井设计规范规定,将矿井生产能力A确定为120万t/a,储量备用系数按1.4计算,可得矿井服务年限为
T=11468.4/(1.4120)
=68.26a.
地质损失增大
K采出率降低
矿井增产
➢ 备用储量计算
算法1
120万t/a68.26a=8191.2万t
11468.4万t-8191.2万t=3277.2万t
算法2
T=[11468.4/(1.4)]0.4
=3276.7万t
估计约有50%为采出率过低和受未预知小地质破坏影响所损失的储量。
3276.7万t50%=1638.3万t
➢ 全井田实际采出储量 11468.4-1638.3万t=9830.1万t
=、开拓方案技术比较
➢ 井筒形式
地形平坦,无平硐条件
表上较厚且有流砂层立井开拓(主井设箕斗),
➢ 井筒位置
按流砂层较薄、井下生产费用较低的原则,井筒位于井田走向中部流砂层较薄处。
➢ 井筒数目
为避免采用箕斗并回风时封闭井塔等困难
减少穿越流砂层开凿风井的数目,决定采用中央边界式通风
主立井、副立井,风井
➢ 阶段划分和开采水平的设置
阶段划分
本井田可划分为23个阶段
=个阶段:阶段斜长=1740m/2=870m
三个阶段:
第一阶段斜长740m
第=阶段斜长500m
第三阶段斜长500m
开采水平的设置
要不要上下山开采
井田瓦斯和涌水均较大,下山开采在技术上的困难较多,故决定阶段内均采用上山开采,井田内不能单水平上下山开采的开拓。
➢ 采区划分
阶段内采用采区准备方式,每个阶段沿走向划分为6个走向长1500m的采区。
在井田每翼布置一个生产采区,并采用采区前进式开采顺序。
表25—4阶段主要参数
阶段数目 阶段斜长/m 水平垂高/m 水平实际出煤/万t 服务年限/a 区段数目/个 区段斜长/m 区段采出煤量/万t 水平 采区
2 870 225 4915.05 34.13 11.38+1 5 174 6163.84
3 740 191 4180.62 29 9.7+1 4 185 6174.19
500 129 2824.74 19.61 6.54+1 3 167 6156.93
500 129 2824.74 19.61 6.54+1 3 167 6156.93
水平采出煤量计算中把储量备用系数1.4所指的备用储量,一半划为地质损失,另一半则划为增产储量;该增产储量合并计入水平实际采出煤量中。
采区服务年限按设计平均服务年限加上一年产量递增、递减期计算
水平
水平垂高H=阶段斜长sinα
870sin15°=225.17m
740sin15°=191m
500sin15°=129m
水平实际出煤/万t
=个阶段:9830.1万t/2=4915.05万t
三个阶段:
第一阶段斜长740m
第一阶段际出煤(9830.1万t/1740m)740m=4180.62万t
第=阶段斜长500m
第=阶段际出煤(9830.1万t/1740m)500m=2824.74万t
第三阶段斜长500m
第三阶段际出煤(9830.1万t/1740m)500m=2824.74万t
➢ 水平服务年限
方案一
一水平68.26/2=34.13a
=水平68.26/2=34.13a
方案=
一水平(68.26/1740m)740m=29a
=水平(68.26/1740m)500m=19.61a
三水平(68.26/1740m)500m=19.61a
➢ 采区服务年限
两个采区保证产量,即两个采区同采
每个采区服务时间;
方案一
一水平34.13a/3=11.38a+1a
=水平34.13a/3=11.38a+1a
方案=
一水平29a/3=9.7+1
=水平19.61a/3=6.54+1
三水平19.61a/3=6.54+1
➢ 区段数目及区段斜长
方案一
一水平5个区段
870m/5=174
=水平5个区段
870m/5=174m
方案=
一水平4个区段
740m/4=185m
=水平3个区段
500m/3=167m
三水平3个区段
500m/3=167m
➢ 设计区段采出煤量
设计区段采出煤量=采区设计采出煤量/采区内区段数
方案一
一水平六个采区,每采区5个区段
4915.05万t/6/5=163.84万t
=水平六个采区,每采区5个区段
4915.05万t/6/5=163.84万t
方案=
一水平六个采区,每采区4个区段
4180.62万t/6/4=174.19万t
=水平六个采区,每采区3个区段
2824.74万t/6/3=156.9319万t
➢ 大巷布置方案
集中大巷布置—各煤层间距较小
岩石大巷—为减少煤柱损失和保证大巷维护条件
岩石大巷位置——底板下垂距为30m的厚层砂岩内
上阶段运输大巷留作下阶段回风大巷使用
➢ 上山布置
集中岩石上山联合准备,中央采区上山位于距叫煤层底板30m以上的砂岩中,并在采后加以维护,留作下阶段的总回风通道及安全出口。其他采区上山位于距m4煤层底板约20m的砂岩中,回采后加以报废。
➢ 技术上可行的开拓延深方案
方案一立井两水平直接延深
方案=立井两水平暗斜井延深
方案一和方案=的区别
第=水平是用暗斜井延深还是直接延深立井。
方案一需多开立井井筒(2225m)、阶段石门800m和立井井底车场,并相应地增加了井筒和石门的运输、提升、排水费用。
方案=则多开暗斜井井筒(倾角15,2870m)和暗斜井的上、下部车场;并相应地增加了斜井的提升和排水费用
-195-420+30+80800m225m225m275m50m-195-420+30870m225m275m225m50m+80表25—5各方案粗略估算费用表
方案 方案一 方案=
基建费/万元 立井开凿
石门开凿
井底车场 2×225×3000×
10—4=135.O
800×800×10—4=64.O
1000×900×10—4=90.O 主暗斜井开凿
副暗斜井开凿
上、下斜井车场 870×1050×10—4=91.35
870×1150×10—4=100.05
(300+500)×900×10—4=72.00
小计 289.0 小计 263.4
生产费/万元 立井提升
石门运输
立井排水 1.2×4915.05×O.5×O.85=2506.7
1.2×4915.05×O.80×O.381=1797.7
380×24×365×34.13×0.1525×10—4=1732.6 暗斜井提升
立井提升
排水(斜、立井) 1.2×4915.05×O.87×O.48=2463.0
1.2×4915.05×O.275×1.02=1654.4
380×24×365×34.13(0.063+O.127)×10—4=2158.6
小汁 6037.O 小计 6276.O
总计 费用/万元 6326.O 费用(万元) 6539.4
百分率 100% 百分率 103.37%
粗略估算表明:两方案费用相差不大。
考虑到方案一的提升、排水工作的环节少,人员上下较方便,
在方案=中未计入暗斜井上、下部车场的石门运输费用,
方案一在通风方面优于方案=,所以决定选用方案一