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=900017400(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/(1.4120)

=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/a68.26a=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t50%=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23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 6163.84

3 740 191 4180.62 29 9.7+1 4 185 6174.19

500 129 2824.74 19.61 6.54+1 3 167 6156.93

500 129 2824.74 19.61 6.54+1 3 167 6156.93

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

870sin15°=225.17m

740sin15°=191m

500sin15°=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(2225m)、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15,2870m)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