采区设计范文

采区设计范文（精选12篇）

采区设计 第1篇

在31采区暗斜井轨道上山安设1台绞车作为主提升, 从+1 100m提升至+1 317m水平, 提升斜长810m。

1 绞车选型

1.1 资料

(1) 31采区提升斜长L=810m, 巷道倾角24°。

(2) +1 100水平提升最大件为大型液压支架, 重量18 500kg;

1.2 钢丝绳选择计算

Pk={n (Q1+Q2) [sinβ+f1cosβ]}/{[110σ/m-L0′ (sinβ+f2cosβ) ]}

式中:Pk:钢丝绳每米重量;

n:一次提升平板数, n=1;

Q1:液压支架重量, Q1=18 500kg;

Q2:平板车重量, Q2=1 500kg;

β:巷道倾角, β=24°;

f1:提升容器阻力系数, f1=0.015;

f2:钢丝绳沿地板运动阻力系数, f2=0.4;

L0:最大提升距离, L=810m;

σ:钢丝绳中钢丝的公称抗拉强度, 取1 770Kg/mm2;

m:钢丝绳安全系数, 根据《煤矿安全规程》, 取6.5

将数值代入上式得:

Pk={1×20000 (sin24°+0.015cos24°) }/{[110×1770/6.5]-[810× (sin24°+0.4cos24°) ]}=3.4kg/m

由2计算, 查《矿井提升钢丝绳》, 选用6×7+NF型钢丝绳, 钢丝绳选用6×7+NF型钢丝绳, 其dk=34mm, Pk=3.52kg/m, Fq=651k N。

1.3 绞车牵引力

Fmax=n (Q1+Q2) (sinβ+f1cosβ) +LP (sinβ+f2cosβ)

式中:Fm ax:绞车牵引力;

n:一次提升车数, n=1;

Q1:液压支架重量, Q1=18 500kg;

Q2:平板车重量, Q2=1 500kg;

β:巷道倾角, β=24°;

f1:提升容器阻力系数, f1=0.015;

f2:钢丝绳沿地板运动阻力系数, f2=0.4;

L:提升总斜长, L=810m;

P:提升钢丝绳每米重量, 3.52kg/m。

将数值代入上式得:

1.4 钢丝绳安全系数校验

A=Fq/[n (Q1+Q2) (sinβ+f1cosβ) +PL (sinβ+f2cosβ) ]

式中:A:钢丝安全系数;

Fq:钢丝破断拉力;Fq=651k N;

n:一次提升车数, n=1;

Q1:液压支架重量, Q1=18 500kg;

Q2:平板车重量, Q2=1 500kg;

β:巷道倾角, β=24°;

f1:提升容器阻力系数, f1=0.015;

f2:钢丝绳沿地板运动阻力系数, f2=0.4;

L:提升总斜长, L=810m;

P:提升钢丝绳每米重量, 3.52kg/m。

将数值代入上式得:

A=651/[1 (1500+18500) (sin24°+0.0 1 5 c o s 2 4°) +3.5 4×8 1 0 (s i n 2 4°+0.4cos24°) ]=6.7>6.5符合规程规定。

1.5 提升机滚筒选择

(1) 提升机滚筒直径。

式中:

dK:钢丝绳直径;

d1:钢丝绳中最粗钢丝直径;取3.mm;

(2) 滚筒宽度。

B:滚筒宽度;

Lt:提升长度, 取810m;

Ls:试验长度, 取30m;

ε:钢丝绳圈间隙, 取3mm;

nc:钢丝绳错层圈数, 取3;

d:钢丝绳直径, 34mm;

Dp:钢丝绳的平均缠绕直径;

将数值代入上式得:

1.6 绞车电机功率的选择

式中:

P:电动机所需最低功率, k W;

Fm ax:提升系统最大静张力, 98k N;

Vm:升系统最大速度, 5.0m/s;

K:电动机功率备用系数, K=1.1~1.2, 取1.2;

η:传动效率, 减速箱传效率为1。

2 天轮的选择

2.1 天轮直径的选择

根据《煤矿安全规》第四百一十六条:井下提升绞车和凿井提升绞车的滚筒、井下架空乘人装置的主导轮和尾导轮、围抱角>90°的天轮, 天轮直径与钢丝绳之比不得<60;围抱角小于90°的天轮不得<40。

式中:

D:天轮直径;

dk:钢丝绳直径, 取34mm;

选用TXH2000/32.5型天轮。

2.2 天轮轴轴心高度

为降低钢丝绳在天轮上的抱围角, 故天轮轴轴心高度取1.5m。

2.3 天轮游动距离

根据《煤矿安全规程》规定, 偏角<1°30′计算:

式中:

LD:滚筒中心与天轮的距离;

B:滚筒宽度, 2200mm;

λ:钢丝绳偏角, λ=1°30′;

将数值代入上式得:

因31采区上部车场与绞车硐室设计 (见图) 的距离为40m, 而设计中天轮中心距绞车滚筒中心30m, 故采用游动天轮, 天轮游动距离为LY;

式中:

LY:天轮游动距离;

B:滚筒宽度, 2200mm;

λ:钢丝绳偏角, λ=1°30′;

30 000:滚筒中心与天轮中心距离 (见设计) ;

将数值代入上式得:

2.4 天轮上钢丝绳的围包角β

B1:滚筒出绳角;

式中1:天轮半径;1.5:天轮轴中心高度;

1.5:滚筒半径;0.5:滚筒支撑架高度;

20:天轮轴心至滚筒轴心的水平距离;

B2:钢丝绳牵引角;取8.5°

将数值代入上式得:

由以上计算:

绞车选用JK-3/20A型单滚筒提升机:V=5.73m/s、D=3m、B=2.2m;减速比I=20, 最大静张力Fj=130k N。配套电机功率:630k W。

钢丝绳选用6×7+NF型钢丝绳, 其dk=34mm, Pk=3.52kg/m, Fq=651k N。

天轮选用TXH2000/32.5型天轮。

参考文献

[1]李松.Smart1000人机界面在陕西下沟矿煤矿绞车上的应用[J].冶金自动化, 2012, 36 (5) :78-79.

[2]徐惠贤."铁霸"金属抗磨添加剂在南山矿新井3.25m绞车主减速器的应用[J].山东煤炭科技, 2011 (2) :242-243.

软岩矿井采区巷道优化设计分析论文 第2篇

3.1巷道位置优化

考虑到该矿区所在区域的岩层分布十分的不均匀，因此必然存在一些岩层是非软岩地质，因此在进行采取选择时，进行巷道的开凿时尽量的选择一些岩层强度较高的区域，尽量避免软岩区域，这样能够有效的提高巷道的稳定性，确保采取时巷道的强度能够满足相应的适应要求。

3.2对巷道方向进行优化

在进行矿区巷道设计的过程中，巷道开挖后重新分布的应力与开挖之前的应力比值就是应力集中系数，其能够有效的反映出巷道中应力的集中情况。在进行巷道设计的过程中，不同形状的巷道在设计时其顶板的应力集中系数会跟随自然应力比值系数的变化而进行线性增加。在构造应力的作用之下，自然应力的比值系数一般都在1以上，而底板的重新分布应力因为集中程度过高，很容易被破坏，容易导致底板发生变形。因此在巷道设计的过程中一定要注意控制构造应力，其往往是导致巷道发生变形的主要原因。在进行巷道设计的过程中，通过优化巷道的方向能够有效的控制构造应力，确保巷道的稳定，降低其对于巷道稳定性的影响。

3.3控制回采工作面接续

在该矿区开采的过程中，刚开始接续工作面采取采区内工作面前进式跳采，导致中巷始终受到采动压力的影响；并同时形成“孤岛”式工作面开采的问题，而“孤岛”式开采导致工作面两巷始终受到采动压的影响。采用将中巷送到采区边界，从采区边界进行后退式两翼跳采，即一翼开采，另一翼进行准备；从而避免了中巷始终受到采动压力影响及“孤岛”式工作面开采的问题。

3.4矿井巷道断面几何形状的优化

软岩矿井巷道断面几何形状的选定，既要满足设备布置与安全运行、通风、排水、行人等综合需要，还要保证围岩及支护承受应力的状态良好，提高围岩自支撑能力。

3.5巷道应力集中区的优化

软岩巷道在交叉处及曲率变化，断面大小更迭时多在其处产生集中应力；为此在设计过程中尽量避免或减少大断面巷道交岔、直角度交岔或断面直接变换，做成曲线变换和断面大小过度变换。

4结语

在进行矿区开采的过程中，矿井开采区巷道的稳定性直接影响着矿井的安全与开采效率。软岩去的矿区地质较为松软，并且在采矿过程中会导致矿区内围岩发生应力变化，导致巷道发生变形，对此相关的设计人员应当对巷道进行优化设计，综合采用多种方法提高巷道的稳定性，确保矿区的正常开采。

参考文献

[1]张胜军，方旭华.软岩矿井采区巷道优化设计[J].大科技，，22（7）：215~216.

[2]张志强，王平.灵东煤矿软岩巷道底臌机理与治理方法[J].科技与企业，，19（11）：239.

[3]刘磊.沛城煤矿过软岩巷道支护设计[J].大科技，，21（32）：117~118.

[4]李英辉，张延斌.金宝屯煤矿深矿井软岩巷道支护的研究[J].管理学家：学术版，2014，32（1）：195~196.

[5]迟福海.高应力软岩下矿井巷道支护措施探讨[J].黑龙江科技信息，2014，16（1）：95.

采区设计 第3篇

【关键词】采区优化；矿井设计；巷道布置；系统工程

1.采矿系统工程所具有的特点

1.1与信息科学有很大联系

采矿系统工程与信息科学的每一步发展都有着紧密的联系。在二十世纪晚期，找矿专家系统便伴随着人类对专家系统的研究而出现。在RS（遥感系统），GPS（全球卫星定位系统）和GIS（地理信息系统）这三个S在科技上发挥作用后随即便应用到了矿业上。矿业上运用到的各种软件也是伴随着计算机技术的发展而不断进步。

1.2计算机科学与现代数学在矿业上的应用

现代的采矿系统工程中运用到的基础学科和技术主要有以下几项：①应用数学下面的分支学科，例如：灰色系统理论，可靠性理论等；[1]②与运筹学相关的学科，例如：目标规划，排队论，决策论，线性规划等；③与计算机科学有紧密联系的相关学科，例如：计算机辅助设计，人工智能学等。

1.3密切联系采矿工程的需要和特点

在解决采矿工程中遇到的问题时要充分考虑到采矿工业所受到的外界影响较大的特性。因此矿业中涉及到的系统工程技术，例如：计算机辅助设计，多目标决策等，对矿业的发展有及其重要的意义。

2.采矿系统工程所应用的范围

当前，国内外对系统工程在采矿业的研究已经从单纯的矿床评价与估值发展到采矿过程中的优化控制与管理，研究范围已经非常之大，研究结果也比较可观。

⑴对开采进行科学的规划和有效设计，例如：开采矿山的具体方法，对开采过程需要用到的工艺和设备进行选择，划定矿井的开采边界，优化矿山边界品位与生产能力的，露天矿井的设计，矿井与采区的设计，短时间内矿山的生产计划，对矿山的发展等。

⑵对矿床条件的评价和分析，例如：对矿床所依存资源的评价，建立矿床模型等。[2]

⑶矿山边坡和压力的稳定，例如：对露天矿周围的边界稳定性研究，采场的矿压和稳定控制，回采巷道的布置和支护。

⑷对矿山的建设和项目评价，例如：对露天矿和普通矿井的建设过程优化，对新建和重建的矿山项目的评价等。

⑸生产工艺系统，例如：矿山开采完成后运输系统的分析，矿井内部的通风排水系统，生产过程中的监督系统，采矿过程的生产分析，矿山的生产系统的稳定性等。

⑹研究领域中的其他方面，例如：疏水排水工程，爆破工程，矿区中的环境工程等是近年来新增加的研究范围。

3.采区的类型和采区的设计内容

3.1采区的类型

在采矿系统工程中对采区的优化设计要依据矿井周边的环境来设计方案。采区中巷道主要有以下几种布置类型：跨越式，走向长壁开采，倾斜长壁开采。

对于采区巷道的基本布置类型有两种，分别是走向长壁开采和倾斜长壁开采。这两种类型也是跨越式回采的基础，把跨越式回采作为一种类型是为了研究其适用性。所以也可以把跨越式回采表达成走向长壁开采或者倾斜长壁开采巷道布置类型中的一个分析。

3.2采区的主要设计内容

采区中的煤层厚度和设计过程中所需费用的评估是对采区进行优化设计的第一项任务。然后依据采区的具体条件来选择参数和设计巷道具体的形式。同时采用相关技术对采区进行优化设计，最终选择出最适合的参数和巷道布形式，最大化地满足采矿系统工程的要求。

4.采区优化设计

4.1采区优化设计的主要内容

从技术的层面出发，根据采区的具体情况来布置巷道的形式和参数的选取，使得最后的开采能力达到最大，保证采矿系统工程的顺利进行。[3]

对采区进行优化的过程为：选定优化原则，多指标和单指标编制数学模型；依据采区中的煤层厚度，在可行的方案的基础之上采用最佳的巷道布置形式；选取对参数进行优化时参数的取值区间，包括上界和下界。对优化需要的数据进行收集和整理并存入计算机中；利用计算机进行操作，计算出优化的结果；对优化的结果进行客观分析，当出现反常情况时，对存入计算机的数据进行检查，直至计算机输出的优化结果最佳时停止。

4.2对技术可行的方案进行初步选择

为了最大化地扩大采区优化模型的应用区间及其适应性，应当全面考虑会出现的所有状况，在实际操作过程中，对于给出了一些可行的设计方案时，应当需要结合采区的具体情况来分析选择出最合适的方案。

4.2.1倾斜长壁和走向长壁式开采

就当前回采工作面中所用到的机器和技术条件来说，倾斜长壁开采只能适应以下两种煤层：倾斜断层多或者地质的构造不复杂的煤层，煤层倾角比15°小。所以当煤层不属于上面那两种是可以抛弃倾斜长壁的开采方式。

4.2.2采区与工作面生产能力的上限

技术上能够选用的上限应当选取为采区生与工作面 中所有环节中生产能力最大时的最小值。[4]当选用综合机械化来开采时，回采工作面的生产能力主要由通风能力控制。一般情况下高沼气矿井的上限为3000t/d，低沼气矿井的上限是4000t/d；普通开采时主要的限制因素是支架的速度，高档普采时最高为3000t/d或者采用采区联合布置的方式。

当煤层数多于2时，所增加的巷道掘进资金相对于巷道的维护所需资金的大小决定了是否采用联合方式来布置区段集中平巷，采区下山或者上山。这能通过简易的计算后决定取舍。

4.2.3双翼和单翼采区

双翼采区能够服务的时间比较久，采区走向的长度也比较大，因此能够布置的工作面比较多，对采区和工作面的正常接替有益。采区石门，下山或者上山、车场的挖掘工程量相对比较少，上山煤柱的损失不是那么大。因此在不考虑一些特殊条件或者自然条件的前提下一般不选用单翼采区。

4.2.4煤层之间的联系方式

当选用联合布置时，煤层间的联系原则是巷道和生产中的工程量越小越好，联系方式主要由煤层间距离和煤层的倾角所决定。

在采矿工程的基本原理和规律的基础上，通过现代数学与系统论的方法来分析和解决采区优化设计问题的采矿系统工程，在矿业的应用范围和研究成果对其发展发挥着越来越重要的作用。

【参考文献】

[1]谢凯等.基于小生境遗传算法的走向长壁采区优化设计[J].煤矿机电，2004，5.

[2]谢洪彬.童亭矿跨越软岩巷道矿压显现及支护实践[J].煤炭科学技术，2005，1.

[3]张幼蒂，王玉浚.采矿系统工程[M].徐州：中国矿业大学出版社，2000.

采区设计优化与应用 第4篇

煤矿开采的对象是条件各异的煤炭资源, 开采技术随煤层赋存情况不同而有很大的差异, 而在一定的地质开采技术条件下, 怎样去布置采区准备巷道以及在什么范围内布置, 又有多种方式, 所以开采设计是否合理将直接影响矿井的开采成本, 结合矿井的实际, 优化开采设计可从根本上扭转生产的被动局面, 为安全生产提供系统保障。

1 矿井概况

旗山煤矿主采煤层为夏桥系1、3煤, 属于“三软”煤层。矿井1957年始建, 原设计能力45万t/a, 几经改扩建和技术改造, 生产能力增加到180万t/a, 机械化程度较高。1974年国家首批引进综采设备, 旗山煤矿就开始采用综采工艺进行回采, 有着较长的综采历史。1994年在-700 m水平1、3煤合层区, 又实施了“三软”煤层综采放顶煤回采工艺。该工艺的实施使矿井的发展进入一个新的阶段, 同时也对矿井的整体生产布局提出了更高的要求。近年来为确保矿井的安全高效, 大胆创新, 积极推广应用新技术、新工艺, 通过优化采区设计, 取得了良好的经济效益和综合效益, 近几年矿井的产量持续稳定在170~180万t/a。

2 问题的提出

矿井进入-700 m水平以来主要以综采放顶煤工艺为主, 产量约占矿井的76%~89%, 综放工艺的持续实施是矿井产量得以稳定的基础。矿井可供综放的煤层主要集中在-700 m水平的西翼, 该区域是矿井-700 m水平的主采区域, 煤层结构简单、储存稳定、储量丰富, 适合综采放顶煤回采工艺。所以如何最大限度地把这一区域可供综放的储量回采出来, 是矿井稳产高产的关键;如何保证矿井产量持续稳定在一个高位水平, 都是考虑的首要问题。

由于矿井开采历史长, 随着开采深度的增加, 风流线路长, 阻力大, 通风困难;随着开采水平的延深、采区数量的增加, 运输系统复杂、距离远, 区段平巷长距离运输将进一步加重运输负担。而矿井回采机械化程度的增加又要求最大限度地增加工作面的走向长度。为解决这种矛盾, 简化通风系统和运输系统, 也是设计工作中必须要考虑的问题。

另外, 随着工作面走向长度的增加, 又带来区段平巷维护费用的增加问题, 尤其是“三软”煤层综采放顶煤工作面两道沿煤层顶板布置, 两道变形量大, 底鼓严重, 合理地解决这种矛盾, 对降低开采成本意义重大。

近年来, 为适应矿井机械化程度的不断提高, 优化开采设计是所必须面对的问题。

3 原设计方案分析

矿井以往开采设计由于受机械化程度的影响, 以及开采技术条件的限制, 采区划分区域较小, 采用下山剃头式开采, 矿井的采区布置为一组下山分两翼回采, 至采区上下山位置 (即停采位置) 需留设采区上下山保护煤柱。

原采区设计的区段走向长度较短, 而随着开采技术及回采工艺的改进、管理水平以及人员操作技能的提高, 在一定程度上加快了工作面的推进速度, 工作面的开采时间相对缩短, 同时工作面搬家次数相应增加, 不利于机械化效能的充分发挥。

由于采区划分较小, 并留设采区上下山保护煤柱, 这样既造成资源的浪费, 同时对采区巷道的支护也造成长时间的动压影响, 巷道失修严重, 断面缩小, 给巷道的支护带来极大的不利。在使用的过程中造成巷道多次修护仍不能满足安全生产的要求, 应寻求一种合理的采区布置及回采方案, 最大限度减少对巷道动压影响次数, 以减少采区巷道的维修次数和改善巷道的支护状况。

4 优化开采方案

4.1 设计优化目标

(1) 优化采区布置, 简化通风系统, 运输系统, 做到节支降耗、降低成本。

(2) 最大限度地解放保护煤柱的压煤量, 延长工作面的走向长度, 减少工作面的搬家倒面次数, 实现工作面的连续推进, 达到稳产高产。

(3) 优化设计, 减少巷道的掘进量, 降低万吨掘进率, 提高掘进巷道的利用率, 减少主要巷道的多次受压, 从而减少巷道的多次修护, 降低生产成本。

(4) 优化采区走向长度, 合理解决走向长度增加与区段平巷维护的矛盾。

4.2 优化方案

扩大采区范围, 采用主下山联合辅助下山布置采区。即该区东部开掘一组 (两条) 主下山, 中西部再开一组 (两条) 中部辅助下山, 在-770 m水平建一条岩石集中巷连接两组下山。将辅助下山两翼回采变为跨越岩石下山一翼连续回采, 使工作面推进长度加大至1 800 m。

因为该区走向长度达2 300 m, 储量丰富, 是矿井-700 m水平的主要生产采区, 在该区内开掘了两组 (共4条) 下山, 采区生产能力大。方案开掘了该区的东部主下山, 东部下山位置的确定, 同时兼顾了-700 m水平以下矿井的延深系统的布置, 该组下山不仅为该采区服务, 同时也是矿井-850 m水平的开拓延深巷道, 今后该采区收作结束后该组下山将作为矿井进入深部的主要联络斜巷, 担负深部的煤炭、材料的运输及进风等任务, 矿井从-700 m水平向-850 m水平延深时西翼不再另开掘延深下山。所以该组下山服务年限长, 从长远看, 减少了矿井的开拓巷道总量, 生产比较集中, 减少辅助环节的设备、人员, 有利于提高运输效率, 经济效益显著。

优点: (1) 可以实现多头掘进, 一个区段最多可同时上4个头, 可有利于回采工作面接续, 该采区有两组上山均可为两侧的区段服务, 也可采用相对掘进方式, 及时准备连续开采前方工作面, 准备时间短。 (2) 主下山和辅助下山有各自独立的运输系统、通风系统, 可同时布置多个回采工作面或掘进工作面, 采区生产能力大。 (3) 工作面连续推进长度最大可达1 800多m, 减少工作面搬家次数, 有利于提高、稳定矿井产量。 (4) 减少煤柱损失, 提高资源回收率。 (5) 在不影响工作面正常回采及接续的同时, 便于采区生产系统的调整和巷道维护。 (6) 在加快了掘进速度的同时, 减少了掘进期间供风距离, 降低了通风困难, 降低温度, 改善了作业场所的环境。 (7) 主下山联合辅助下山, 提高了采区的抗灾能力。同时有利于人员、材料的运输。

缺点: (1) 回采工作面跨辅助下山推进, 下山受采动影向较大, 两条辅助下山及见煤反坡巷道维护量大。 (2) 采区内开掘二组下山, 采区下山、见煤反坡等巷道准备量大。

5 方案的实施

5.1 应用效果分析

(1) 该采区为矿井的主要生产采区, 由于该方案的实施加大了采区的生产能力, 矿井产量自2002年开始有了明显的提高。

(2) 在该矿的13205、13207、13209工作面采用跨辅助下山连续回采方式, 取得了很好的结果。

采用此种方案后, 解放了预留巷道保护煤柱, 工作面的走向长度比上两个区段有效走向长度每个工作面加长了200 m, 工作面的储量增加了20.16万t, 同时, 实行跨辅助下山回采后, 工作面的走向长度达到1 800多m, 减少一次工作面搬家拆除的次数, 实现了工作面的连续推进。工作面的推进速度达到预期效果。最大推进度达到112 m, 平均推进度为90 m, 工作面连续推进时间达到20个月, 回采区队的年度总产量达到了百万吨的要求, 对矿井高产稳产起到了较大作用。

(3) 采用辅助下山布置, 对工作面准备的影响。如13209工作面走向长1 750 m, 另外切眼及反坡上平巷约350 m, 共计掘进量约3 850 m, 如果按照正常的双头掘进, 平均每天掘进12 m计算, 需10个多月才能完成准备。采用该方案, 实现多头掘进, 实际13209工作面的准备用了5个多月, 有效地缓解了工作面接续紧张状况。

(4) 采用该方案, 工作面准备时多头掘进, 回采时分段进行, 缩短了供风距离, 通风状况明显改善。该矿目前正常的供风距离, 超过1 200 m掘进头供风相对困难, 而13209工作面如果双头掘进供风距离要达到2 300 m, 为满足通风需要必须开掘一条联络巷, 使两道形成全负压通风。采用多头掘进后最大供风距离只有1 050 m, 保证了掘进头面风量、风速、温度等需要。

另外, 矿井随着开采深度的增加地温呈现有规律的增加, 该采区开采上限-620 m, 下限-760 m, 地温相对较高;矿井采用中央并列式通风, 通风路线长。所以工作面温度较高, 采用该方案有力地缓解了温度的影响。

(5) 因为开采煤层是“三软”煤层, 随着开采深度的增加, 矿压的增大, 煤层巷道的变形量大;尤其是采用综采放顶煤回采工艺, 区段平巷沿煤层顶板掘进, 巷道遗留的底煤多, 巷道的底鼓量尤为突出。工作面走向长度大, 相应增加了准备时间和回采时间, 对区段平巷的维护带来一定困难。

采用该方案有力缓解了这种矛盾, 采用主辅下山布置将区段平巷分二段进行准备, 最快时可将准备时间缩短至5个月。另外, 当一段准备完成后即可安装工作面回采, 同时再准备二段, 即实现同一区段边准备边回采的方式, 大大缩短了工作面从准备至回采结束的总时间, 从而减少了区段平巷的维护量。

如13207工作面走向长1 700 m, 一段走向长800 m, 二段走向长900 m, 采用分段准备、分段回采时, 工作面回采19个月, 区段平巷的最长服务时间只有18个月。若13207不能采用该种方式则工作面回采19个月, 而区段平巷的最长服务时间为30个月, 服务时间增加了12个月, 因而增加区段平巷维护的难度。

5.2 方案实施中遇到的问题及对策

由于工作面跨辅助下山连续回采, 跨下山期间巷道受采动影响较大。

巷道的变形主要发生在采面跨巷道的时间段。据各测站变形速度曲线看出, 底板巷道在采面前60 m开始发生较明显的变形, 在采面前15 m左右变形速度达到最大, 至采面推过30 m后又恢复稳定。较剧烈的变形期是当工作面距巷道50 m至跨过10 m这段时间里。

为了保证下山能经受住跨采所引起的采动影响, 将下山布置在比较稳定的底板岩石中, 使下山与煤层底板保持合理的距离。

为了避免下山受到剧烈采动影响而发生破坏, 根据上部煤层工作面超前支承压力的影响距离, 对下山加强支护;同时加快回采工作面的推进速度, 避免工作面在下山上方长时间停留, 缩短支承压力对上山的影响时间。

6 结论

(1) 设计是矿井开采的基础, 开采设计是否合理将直接影响矿井的开采成本, 结合矿井的实际, 优化开采设计可从根本上扭转生产的被动局面, 为安全生产提供系统保障。

(2) 优化采区设计, 加大采区走向长度, 特别是目前随着矿井开采机械化程度的不断提高, 增加工作面连续推进时间, 将有利于机械化效能的发挥, 有力地保证了矿井的稳产高产。-700 m水平西二下山采区的优化设计, 提高了采区开采能力, 减少了采区下山的保护煤柱;分段掘进、分段回采降低工作面运输顺槽的煤炭、材料、人员的运输距离, 减少了设备、人员的投入, 缩短了供风距离, 相应增加了工作面风量及风速, 降低了工作面温度, 改善了作业环境;因此解决了工作面走向长带来的长距离掘进及回采时通风、运输困难等问题。

(3) 工作面走向长度的增加, 同时带来区段平巷维护量加大, 尤其在开采“三软”煤层时, 这种矛盾更为突出, 采用分段准备、分段回采、边准备边回采的方式, 大大缩短区段平巷的服务时间, 如13207工作面两道的服务时间比正常情况减少了近12个月, 有效地解决了这一矛盾。

(4) 同一区段可安排多头掘进缩短了工作面准备时间, 可以从容应对由于地质构造的影响或生产组织不力造成的工作面接续紧张问题, 同时有利于接续方向的调整, 提高了系统的可靠性, 缓解各生产系统的压力。

采区设计 第5篇

淄矿集团先河机电有限责任公司

陈锋

摘要：应用关键点简化计算方法快速准确地设计计算了彭庄煤矿东翼采区强力带式输送机，给出了设计条件，计算方法及结果，应用的新技术。

关键词：关键点简化计算方法；强力带式输送机；设计；应用

1前言

鲁能集团彭庄煤矿为年产量为600万吨的高产高效矿井，东翼采区强力带式输送机负责本矿首采区原煤输送任务，也成为今后该矿的主运输设备，其能否平安、可靠地运行，将对生产产生直接影响，因此本带式输送机的设计方案在满足运输参数要求的同时，要求其有较高的运行可靠性。还要突出了经济合理的原那么。对于重要的部件如驱动装置、托辊、滚筒、电控系统都采用了国内外先进的技术或产品，并且具有较高的性能价格比。同时尽量考虑有较高的互换性，以便于使用时维护。

2原始设计参数

输送物料：原煤

块度：0~350mm

松散密度：0.9t/m3

运量：1000t/h

机长：1401m

带速：3.15m/s

倾角：12º~17º

提升高度：371m(上运)

环境温度：10℃~40℃

工作制度：每年工作300d，每天三班〔两班生产，一班检修〕，每班工作8小时。

供电电压：10000V

带式输送机胶带缠绕示意图如图1所示

图1

胶带缠绕示意图

Fig.1

3.设计计算过程及设备选型

利用关键点张力简化计算方法在大型带式输送机的设计过程抓住设计过程中影响整机运行可靠性的关键因素，忽略次要因素。整合整机所有关键点进行逐一计算。

3.1带宽

按输送量计算

B==1015mm

式中

K装料断面系数，K=

409

Csp倾斜系数，Csp=0.85

r输送物料的堆积容重，r=0.9

按标准初选带宽为B=1.2m

按输送物料的块度验算

B≥2Xmax+0.2=2×0.35+0.2=0.9m

因此，选用标准系列带宽B=1.2m

3.2输送带

预选钢丝绳芯输送带规格为ST4000

每平方米输送带质量q0=45kg/m2

3.3托辊

选用托辊直径为159mm,轴承为4G306；承载分支三托辊组Gtz=31.6,ltz=1.2m回空分支平形托辊Gtk=26.6,ltk=3m承载、回空托辊组转动局部单位长度的质量qt=+=35.2kg/m

3.4输送物料单位长度的质量

q==88.2kg/m

3.5驱动圆周力计算

整机满载时驱动圆周力

F=CNfLg[qt+(2q0+q)cosß]+gqH

=1.06×0.024×1401×9.8[35.2+(2×54+88.2)cos15.36º]+9.8×88.2×371

=399054N

f模拟摩擦系数

f＝0.024

C

N附加阻力系数C

N＝1.06

ß平均倾角ß=15.36º

3.6轴功率计算

P=10-3FV=10-3×399054×3.15=1257KW

3.7电动机功率确定

Pd==1765KW

驱动装置传动效率取0.88

电压降系数取0.98

多机功率不平衡系数取0.95

Kd功率备用系数取1.15

整机采用头部双滚筒四电机驱动方式,功率配比为1:1,选用四台防爆电动机,每台电机功率为450KW型号为YB560S2-4

4输送带张力计算

为保证输送机正常运行，输送机最小张力应满足下面两个条件

a、传动滚筒能传递足够的圆周力，保证输送带不打滑。

b、输送带任两边托辊间的下垂度不得大于许用的垂度值

〔一般不超过2％〕。

4.1按传动条件

传动滚筒均采用包胶滚筒,并使用FI=FII==199527N

a:对传动滚筒II

S3min≥CFImax=0.667×1.2×199527=159701N

b:对传动滚筒I

S2min≥CFIImax=0.667×1.2×199527=159701N

Fmax=KaF

Ka动载荷系数取1.2

C传动系数

C=1/〔eμθ－1〕

μ摩擦系数取0.25

θ传动滚筒围包角取210°

S3min≥S2min-FII=159701-199527=-39826N

所以，按传动条件应满足S3min≥159701N

4.2按垂度条件

a.对承载分支

S5min≥(q+

q0)gltzcosβ

=×(88.2+

54)

×9.8×1.2×cos15.36º=10078N

b.对回空分支

S4min≥q0gltkcosβ

=×54×9.8×3×cos15.36º=

9568N

所以按垂度条件应满足S4min=

S5min≥10078N

回空分支区段上各项阻力总和F3=FH3+Fst3其它阻力可忽略不计

FH3=Lgμ1〔qtK＋q0cosβ〕

=1401×9.8×0.025×(8.86+54×

cos15.36º)

=20914N

μ1回空段摩擦阻力系数取0.025

qtk回空段每米下托辊质量取8.86

Fst3=gq0H=9.8×54×(-371)=-190323N

F3=FH3+Fst=-169409N

S3min=S4min-F3=10078+169409=179487N

比拟上述计算结果:最小张力应由垂度条件确定,故取S3=179487N

4.3输送带张力的计算

Smax=S1=S3+F=179487+399054=578541N

S4=10078N

4.4输送带强度校核

[m]=m0=7.2

m0胶带根本平安系数取3.0

Cw附加弯曲伸长折算系数取1.8

0输送带接头效率取0.9

Ka动载荷系数取1.2

m==8.3

B输送带带宽取1200

St输送带抗拉强度取4000

m.=8.3>[m]=7.2

因此,选用ST4000输送带满足强度要求。

5拉紧力和拉紧行程确实定

从原理上整机的最小张力在机尾部S4点,张紧部位应设在机尾,根据矿方现有的工况条件,采用传动滚筒后部进行张紧。

5.1拉紧力T

T=2S3=2×179487=358974N

5.2拉紧行程

l≥L(ε＋εt)＋Ln

=1401(0.01+0.001)+2

=17.41m

ε输送带许用伸长率ε＝0.01

εt托辊组间的输送带重量率取0.001

Ln输送带接头所需长度取2

故张紧行程选用18m

6逆止力确实定

FBN≥1.5(Fstmax-FHmin)

FHmin=fLg[qt+(2q0+q)cosß

=0.024×1401×9.8×[35.2+(88.2+2×54)cos15.36º]

=73941N

Fstmax=qHg=88.2×371×9.8=320678N

FBN≥1.5×(320678-73941)=370106N

因整机逆止力矩较大单靠SEW进口减速机自身所带逆止器无法满足使用要求,而且每一台逆止器所提供的逆止力矩必须满足整机逆止力矩的要求,在设计中采用液压自平衡逆止装置,使整机总的逆止力矩由四台液压自平衡式逆止器共同来分担,减少了设备的基建投资。

7滚筒直径确实定

输送机滚筒直径受输送带附加弯曲应力，受压外表的面比压和覆盖胶变形量的限制，一般要求传动滚筒和改向滚筒的直径应分别符合如下规定。

7.1传动滚筒直径确实定

D≥C0d=150×0.0091=1.365m

C0确定滚筒最小直径的计算系数取150

d输送带中钢丝绳直径取0.0091m

对钢丝绳芯输送带，需校核输送带受压外表的面比压，应满足下式要求

D≥==1.59m

t钢丝绳芯输送带的钢丝绳间距0.015m

[p]输送带受压外表的许用面比压取106N/m2

所以按滚筒直径系列选用传动滚筒直径D=1.6m

其他计算从略。

8整机配置及现场使用情况介绍

整机头部双滚筒四电机驱动，采用10000V高压电动机+SEW进口减速机+液体粘性软启动调速装置+液压自平衡逆止器。整个驱动部采用的软启动可使电机空载启动，实现多机驱动功率相互平衡；实现无级调速和过载保护功能。

整机传动滚筒和局部改向滚筒均采新型强力滚筒，托辊采用自动化托辊生产线加工制作，装配精度高，旋转阻力小，使用寿命长等特点。整机以投入现场使用性能非常稳定。

结束语：

应用关键点简化计算方法，从原理上同逐点张力计算方法大同小异，只是舍去次要因素抓住主要因素，减少不必要的计算过程，提高工作效率，根据计算的结果对东翼采区强力带式输送机设计选型，经过矿方的实际运行，说明整机的设计选型合理，各项经济技术指标均研究到达国家标准要求。

参考文献：

[1]张钺.新型带式输送机设计手册[M].北京:冶金工业出版社,2003

[2]于学谦,方佳雨.矿山运输机械[M].江苏:中国矿业大学出版社,1989

[3][美]输送设备制造商协会联合会.散状物料带式输送机[M].北京:机械工业出版社

陈锋

地址：淄博先河机电技术科

采区设计 第6篇

关键词：煤回风；独立通风；采空区瓦斯

根据五矿生产发展规划，西北翼采区已进入后期开采阶段，随着井下巷道延伸，通风阻力进一步加大，同时由于天花池主扇投入使用后的特殊性，当时为了维持正常生产将煤回风巷作为进风巷使用，以缓解大巷风速超限隐患，但在正常生产期间，由于地面气压骤然变化时经常会导致采区进风瓦斯超限，给井下造成极大的不安全隐患。

为了减少已采区瓦斯对矿井生产的威胁，我矿于2009年3月25日通过调整通风系统将煤回风巷改作独立通风系统，取得了明显效果，保证了矿井的安全生产。

1.煤回风巷调改独立通风系统前西北翼采区通风概况

1.1巷道布置

西北翼采区现布置有510轨道巷、510皮带巷、岩石回风巷、煤回风巷计4条进风大巷，1条岩石回风巷，现采工作面为单翼布置。

1.2西北翼采区通风系统

1.3风量配备

西北翼采区由天花池主扇负担通风任务，西北翼采区总进风7102m3/min，总回风风量为7213m3/min，采区有效风量6296m3/min，采区有效风量率为88.65%。天花池运行1#主扇，角度+24度，通风负压为490mmH2O。

2.西北翼采区生产布局

西北翼采区布置有1个回采工作面（8127工作面），1个备用工作面（8132备用面），4个开掘工作面（8132高抽巷、8134回风巷、扩区皮带巷及510轨道巷）以及通风巷、机电硐室等。

3西北翼调改通风系统方案的必要性

3.1为了提升西北翼采区通风能力

彻底解决通风能力不足与生产能力提升的予盾，我矿于2007年3月启运天花池主扇负担西北翼采区通风，停运桑沟主扇。采区通风系统由中央并列式改为中央边界式通风。

3.2为了解决风速超限安全隐患

天花池主扇投运后由于西北翼采区风量全部通过510轨道巷和皮带巷两条巷道进入，大巷风速超限，违反《煤矿安全规程》中关于大巷风速不超8m/s的规定，同时主运大巷风速超限给大巷行人运输安全造成极大的威胁。

3.3为了解决风速超限，降低采区通风阻力

经请示上级部门并研究后决定将岩石回风巷和煤回风巷作为进风巷使用，以缓解大巷风速超限的隐患。当时采取的措施是在岩石回风巷和煤回风巷与510轨道巷、皮带巷汇合点的下风侧安设瓦斯传感器实施在线监测。在运行期间由于受地面气候条件的影响，已采区瓦斯曾多次大量涌向进风大巷，造成相关地点瓦斯超限断电，特别是在2009年2月11日四点班地面气温迅速回升的情况下井下西北翼采区采空区瓦斯大量涌出，造成8115材料巷以里的进风大巷以及采掘开工作面、配电室均出现瓦斯超限断电，被迫停电撤人。后经矿相关领导研究决定后启运抽放系统后才将西北翼采空区瓦斯降到安全浓度以下。

但五矿开采煤层均为15#煤层，属一级发火煤层，对已采工作面进行抽放势必会造成新鲜风流流入采空区，存在引发采空区自燃发火的危险。根据已采区闭墙涌出瓦斯的量来分析，80%的涌出瓦斯量是从煤回风巷涌出的，故经矿总工程师组织相关人员研究决定将西北翼采区煤回风巷改为独立通风系统，岩石回风巷仍作为进风巷使用来处理西北翼采空区瓦斯溢向进风大巷的隐患。

4.调改风方案的可行性

4.1通过通风阻力和风量分配测算

分析可知，西北翼煤回风巷改作独立回风，而保留岩石回风巷进风后，需要采区总风量7428m3/min，通过阻力测算，西北翼采区阻力将达到514mmH2O。根据天花池主扇性能特性曲线可知，主扇最大通风负压为550mmH2O时风量可达7620m3/min。

故经过分析，只改煤回风巷为独立通风系统后，主扇能够满足生产要求。

4.2经测算，建议主扇角度选用+24度工况运行可满足需要风量。

4.3西北翼采区风量配备表及西北翼采区通风阻力测算表详见附表1、附表2。

5.西北翼煤回风调改通风系统方案

5.1将煤回风巷全部改为独立通风系统

即桑沟南北井进入风流部分进入北翼正副巷后剩余风量一部分经岩石回风巷返入510轨道巷与皮带巷，剩余另一部分风流全部通过煤回风巷回风最后由8128高抽管道巷汇入岩石回风巷。

5.2瓦斯传感器安设地点及断电设置

5.3岩石回风巷已采区瓦斯，一旦出现受气压影响涌向进风大巷，仍然需要临时启用抽放系统，处理已采区瓦斯。

5.4在岩石回风巷未改为独立回风之前，火区观测工每周检查已采区闭墙不少于2次。

5.5西北翼采区煤回风调整为独立回风需施工的通风工程有12道，需拆除的通风设施有3道，具体详见附表三。

说明：

按工效0.5m3/工测算，需要602个工。工期按10天考虑，则需要60人方可在10天之内完工。

调改风顺序：

（1）开放岩石回风巷道内所有风卡（即：拆除8121措施巷风卡与8115回风以里岩石回风巷闭墙），加固8125风桥处岩石回风巷隔绝墙。

（2）调改风前，可提前做的工程：

A、施工火药库外煤回风巷风卡与8130进风风卡、8127高抽管道巷风卡（风卡筐架可提前施工，在调改风当班控制风量）。

B、8113回风风门与8116回风风门、8126回风风门、8128进风横贯风门可提前施工，风门提前试运好备用在现场改风当班关闭进行调整通风系统。

C、8118回风车场闭墙、8126回风通皮带巷闭墙、8126进风材料巷闭墙、8126进风通皮带巷闭墙、8130回风材料巷闭墙。

（3）调改风当班需调整的通风设施：8128管道巷隔绝风门、8130内尾系统巷闭墙以及火药库外煤回风巷风卡与8130进风风卡、8127高抽管道巷风卡。

5.6西北翼采区煤回风调整为独立回风系统应用效果

2009年3月25日西北翼煤回风巷改为独立通风系统，实现了煤回风已采区闭墙瓦斯全部回到采区回风巷，缓解了已采区闭墙瓦斯涌向采区进风大巷的不安全隐患。改风后，天花池主扇增加风量450m3/min，保证了西北翼采区在正常维持生产能力的前提下优化了采区通风系统。

6.效益分析

6.1安全效益

彻底杜绝了通往煤回风巷已采区闭墙的瓦斯涌向进风大巷，确保了全矿安全生产。

6.2经济效益

通过调改煤回风巷通风系统，基本上杜绝了西北翼已采区瓦斯涌向采区进风大巷导致瓦斯超限断电的次数，经测算，一年可多施工330米巷道，可多生产原煤14.4万吨。

6.3社会效益

西一采区准备巷道优化设计 第7篇

准备采区为西一采区, 东西长为1.535km, 南北宽为1.630Km, 面积:2.50km2。其工业储量1542.2万t, 可采储量1286.3万t, 设计生产能力为240万t/a, 采区服务年限为5.4 a。

依据小康煤矿西一采区断层分布及实测地压主应力方向, 工作面沿煤层走向推进。又由于小康煤矿巷道属难维护型, 决定开拓采用后退式布置方式, 因为矿内涌水量不大, 瓦斯也不大, 煤层倾角一般6°～8°, 布置方案采用仰、俯斜开采;采煤方法为综采放顶煤开采。

采区开采方案是从井底车场掘三条大巷, 到9号勘探线后, 掘三条上山, 至采区倾斜方向中部, 沿煤层底板掘进运输、轨道、回风中巷至采区边界, 沿采区边界掘入风斜巷、溜煤眼, 准备首采面和准备面。经研究论证, 决定采用倾斜长壁大后退开采方案。

但是如何合理开采西一采区东南侧煤炭, 是摆在我们面前急待需要解决的问题。

1 采区准备巷道优化设计

矿井合理集中生产是煤炭生产的一个重要技术原则, 而优化采区设计又是其中的一个重要方面, 其目的是加大采区的开采强度, 提高采区的生产能力;同时减少采区个数, 相应地减少采区准备工程量, 可节省大量资金投入。

我们以市场为导向, 以经济效益为中心, 遵循少投入, 多产出的原则, 应用现代设计理念、方法和手段进行优化设计, 以期达到生产集中化、煤炭运输连续化、系统简单化、布置合理化、管理现代化和技术经济合理之目标, 把西一采区建设成高产、高效、低投资的现代化采区。由此, 我们设计了三个可行性方案, 现就三者的优缺点进行分析比较如下。

方案一:从西一采区运输、轨道、回风中巷靠近上山附近沿W1S1段综放面采空区煤层底板掘进西一采区南运输、轨道、回风中巷至矿井边界, 沿矿井边界掘入风斜巷、溜煤眼, 准备首采面和准备面。经研究论证决定采用倾斜长壁大后退开采方案。

方案二:从西一采区运输、轨道、回风中巷沿W1S2段综放面采空区煤层底板掘进西一采区南运输、轨道、回风中巷至矿井边界, 沿矿井边界掘入风斜巷、溜煤眼, 准备首采面和准备面。

方案三:按矿井设计的最初考虑, 向西开拓延伸南一采区的两条中巷双翼倾斜长壁开采这部分煤炭。由于两条中巷维护状况不好, 经多次翻修, 已无法再翻修故已报废。为此一九九七年六月集团公司设计院搞西一采区初步设计时, 从西一采区三条开拓大巷沿工业广场煤柱掘进一条石门, 从南翼胶带上山掘进一条运输大巷, 圈定这部分煤炭, 避去巷道维修和中巷始终处于动压中之苦。石门处于工业广场煤柱中, 减少了煤炭损失和动压影响和采区煤柱的留设。如今, 再从西一采区三条开拓大巷中的轨道大巷沿广场煤柱掘进一条轨道石门, 然后掘进三条中巷单翼倾斜长壁开采这部分煤炭。

采区间留设20m煤柱, 区段间留设8m小煤柱, 采区中巷每侧留设30m煤柱。

开采顺序:准备巷道掘进至采区边界, 由采区边界区段间后退式回采, 不采用跳采方式, 三条中巷随着开采逐段废掉, 避免中巷受动压影响, 减少巷道维护量。靠近三条上山最后一个区段, 可废掉上山, 由三条大巷后退式回采。

2 三个设计方案对比

三个设计方案巷道设计工程量、回采产量对比见表1。

2.1 经济对比

开拓、准备巷道支护为壁后充填, 每米巷道直接成本为17500元;

吨煤售价:折合原煤售价330.00元/t, 吨煤原煤成本:285.55元/t, 销售税及附加折合吨煤原煤成本:1.25元/t, 吨煤盈利:33 0.00-2 85.5 5-1.25=4 3.20元/t。

方案二与方案一比可多用资金915×17500-59.5221×43.20=1600.9929万元。

方案三与方案一比可多用资金1324×17500-145.0665×43.20=2316.3733万元。

从上述中不难看出:三个方案比较中只有方案一最优。

2.2 技术对比

方案三与其它方案对比, 增加了一套开拓系统, 对于采区开采、运输、通风等方面增加了难度。方案一与其它方案对比。

(1) 开拓系统相对简单, 生产环节少, 有利于集中生产, 管理更简洁、高效。

(2) 开拓工程量小, 仅以方案二比较就节省915m, 仅此一项节约资金约1600.9929万元。

(3) 布局的简单化使得矿井生产的安全性提高、发展潜力增加。

(4) 首采面投产工期短。

(5) 巷道利用率高。

故我们选择方案一作为西一采区设计巷道布置, 目前已实施。

3 结语

小康煤矿近几年来, 通过优化采区设计, 不断简化生产系统, 在软岩、易自燃、小构造发育的厚煤层开采中取得了一定的成绩, 获得了较为理想的经济技术效果。该矿的成功经验可为其他同等条件的矿井生产提供借鉴。

摘要：阐述了小康煤矿在西一采区设计时, 以市场为导向, 以经济效益为中心, 遵循少投入, 多产出的原则, 应用现代设计理念、方法和手段进行采区准备巷道优化设计, 以期达到生产集中化、煤炭运输连续化、系统简单化、布置合理化、管理现代化和技术经济合理之目标。

试论煤矿采区供电系统设计 第8篇

煤矿企业生产与供电系统息息相关, 只有保证供电系统稳定才能保证采区机电设备稳定运行, 从而为企业创造更大的经济效益。采区供电系统的设计需要有可靠、经济的方案作支撑, 这样才能够提高供电质量、供电可靠性及供电安全。

1采区供电系统设计步骤

为保证井下供电系统稳定运行, 在设计供电系统前需要考虑诸多内容, 具体操作可以参照以下步骤:

a) 在设计煤矿采区的供电系统前, 首先应该统计和计算整个厂区所有用电负荷, 从而了解所有电气设备在采区内的分布;

b) 根据采区内电气设备分布情况布置负荷集中配电点, 从而最大程度上保障线路能够负载所有机电设备。对于刮板机这种需要高压的用电设备, 应该设计独立的线路供电, 以免启动时对其它线路造成过大的电压变动, 必要时采用井下防爆式移动变电站对大功率的用电器进行独立供电[1];

c) 考虑到煤矿采区处在变动之中, 这就要求电缆不断改变铺设位置。但是需要注意的是采用橡套电缆供电时需要预留一定长度的电缆, 以免受采区温度的改变而导致长度发生改变, 使供电系统出现故障。

2采区供电中存在的问题

中国煤矿采区内的电气设备运作时电压波动尤为明显, 这说明煤矿采区供电系统的稳定性还存在问题。 从波动产生的原理来看, 大量以电力电子为核心的非线性电力负荷的采煤机械设备在井下供电系统中的广泛应用, 运行过程中产生大量谐波分量, 直接影响整个井下供电系统的质量和可靠性[2]。另外受制于供电系统架设时的局限, 如果在供电系统设计之初没有考虑到扩大生产的问题, 企业在投入更多的机电设备扩大生产时, 配电变压器的容量就不能够满足多个机电设备同时运行所需的启动容量, 会导致各机电设备不能正常启动或正常运行, 在一定程度上缩短了正常使用寿命。

3采区供电设计技术措施

3.1采区供电系统图

3.1.1供电系统的拟定原则

a) 在保证供电系统功能健全的情况下, 整个供电系统电缆开关等设备应该数目最少, 控制成本;

b) 采区电气设备负荷应该由不同变压器所分担, 最好一个变压器能够负担一个工作面的负荷, 禁止变压器并联运行;

c) 由工作面配电点到各用电设备宜采用辐射式供电, 上山及顺槽的输送机宜采用干线式供电。供电线路应走最短的路线, 但应注意回采工作面 (机采除外) 、轨道上下山等处不应敷设电缆, 溜放煤、矸、材料的溜道中严禁敷设电缆, 并尽量避免回头供电[3];

d) 对于已经勘测到的瓦斯浓度较高的区域, 供电系统设计时需要用专用变压器、开关及线路等, 从而最大程度上避免由于供电系统的故障而导致井下瓦斯爆炸等事故发生;

e) 对于井下的通风机械, 无论是总风机还是局部通风机都应该采用独立线路供电, 同时设立双风机, 一部风机平时工作, 另一部备用运行, 两部风机接不同线路, 这样一个线路出现问题时另一个还能正常使用。

3.1.2采区供电系统图拟定

对于煤矿储存比较丰富的地区, 采区供电系统比较固定, 一般都是由一条主线路向多条分线路供电, 这种放射式的供电网络如图1。

科技的发展使得各种新型机电设备不断涌现, 而随着各种新机电设备不断出现, 煤矿开采和运输机械的功率都在不断提高, 虽然带来了更大的产能但是也对供电系统提出了更高要求, 放射式供电线路难以满足采区用电需求。盲目提高供电电压并不能改变这一现状, 此时可以采用高压深入平巷的移动变电站供电方式。移动变电站供电方式如图2。

采区供电系统图一般画单线图, 图上标明各用电设备的名称、电压、容量、电缆型号、规格、长度等, 作为计算变压器容量、确定各电缆截面和短路计算等的依据。

3.2需用系数求配电变压器容量

应将变压器所供的井下所有用点负荷的额定功率全部累加起来求出ΣPe (点负荷的额定功率之和) , 再乘Kx (需用系数) , 这样就可以合理计算出配电变压器的计算功率, 即ΣPe·Kx (配电变压器的计算功率) , 再除以井下供电系统的功率因素值, 就可以得到配电变压器的容量。如果在供电系统的设计时没有考虑配电变压器的容量问题, 很可能降低变压器的有效利用率, 从而导致电能损耗, 带来不必要的经济损失;还有可能使变压器长期超负荷运转, 降低变压器的使用寿命, 为采区带来各种用电安全隐患。

3.3尽量提高井下供电系统电压

按照相关电业规程规定, 为保证煤矿井下电气设备稳定运行, 煤矿采区供电系统中的动力线路正常情况下电压变动应该在5%内, 以380 V的供电线路为例, 380 V的供电线路在正常情况下电压变动应该在39 V内, 为降低电压在运输过程中的损失, 最常采取的措施是增加电缆截面积, 从而降低电缆电阻, 但是这就带来了成本与效益的矛盾, 更大截面积的电缆意味着更大的成本投入。而对于刮板机这种需要高压运行的电路来说, 要将其电压变动值控制在5%内需要更大截面积的电缆, 这就不太现实。因而为了降低损失, 更多的是应该提高井下供电系统电压, 确保损失后的电压仍能够满足井下各电气设备运作, 从另一个方面保证供电质量[4]。

3.4电缆截面及型号设计

由于井下巷道情况复杂, 需要铺设较长的电缆才能够保证所有巷道都有电可用, 而电缆截面及型号设计则需要考虑诸多方面的内容, 如电压损失、经济电流密度、短路热稳定条件、机械强度等, 考虑各种可能发生的情况并合理选择电缆, 这样才能够保证电缆供电系统稳定运行, 为井下安全生产提供条件。

3.5电机拖动系统控制方案设计

不同功率的电气设备对于供电系统的冲击也有差别, 对于功率较小的电气设备而言, 这种电气设备可以采取直接启动的方式, 不仅能够减少对供电系统的冲击, 也能够简化各个电机的控制装置, 从而提高控制的有效性, 为日常维护工作提供方便。而对于功率较大的电气设备, 如开采机械及传送机械, 这些机械的设备高达数百千瓦, 为了降低对供电系统的冲击, 这些功率大的电气设备需要采用延时直接启动方式。 对于刮板运输机这种必须重载启动的电机系统, 应该使用高电压线路直接供电, 避免其过大的功率对供电线路造成冲击。

4结语

优化煤矿采区供电系统设计, 能够显著提高煤矿生产的安全性, 保证企业安全生产, 继而降低企业生产过程中事故发生几率, 为企业带来潜在的经济效益。 同时优化供电系统使采区内能够同时容纳更多机电设备, 并且所有的机电设备都能够有序运行, 提高煤炭产量, 给企业带来更大的经济效益。企业需要从各个方面完善供电系统优化工作, 保证井下采区各机电设备高效、稳定、有序运行。

参考文献

[1]朱利玲, 李勇.基于煤矿采区设备供电控制系统设计分析[J].煤炭技术, 2012, 31 (4) :38-40.

[2]张阳, 伏新民.煤矿非采区产煤转载运输系统设计及应用[J].煤矿机械, 2015, 36 (5) :231-232.

[3]王明杰.解析基于煤矿采区设备供电控制系统设计[J].河南科技, 2013 (20) :117-118.

采区设计 第9篇

义煤集团石壕煤矿位于河南省陕县观音堂镇境内, 开采陕渑煤田的二1煤层, 矿井年产量90万t。目前矿井生产主要集中在二采区上山部分, 二采区分上下山开采, 生产工作面为12081工作面, 接替工作面为12071工作面, 二采区上山工作面预计2011年4月回采结束。

二采区下山部分为单翼开采, 截至2004年底下山部分的12141面、12161面、12181面、12201面已回采结束, 下山部分还可布置2个工作面, 可采储量为68万t。2004年, 12201面回采结束时, 由于涌水增大、多处巷道失修严重, 下山部分被迫停产。二采区上山开采结束后, 接替工作面位于二采区下山部分。因此, 恢复二采区下山部分已迫在眉睫。

2 二采区下山延伸区设计方案

轨道下山、胶带下山及工作面运输巷、回风巷均布置在二1煤层中沿煤层顶板掘进[1,2]。

(1) 方案1。

从二采区平台重新施工巷道作为二区胶带下山和二区轨道下山。胶带下山和轨道下山均需扩修老巷250 m, 原二区胶带下山清修加固320 m, 另需新掘胶带下山与轨道下山各700 m, 下山变电所及联络巷100 m, 下山水仓150 m;巷道施工时, 胶带下山与轨道下山方位相同, 均为NE115°, 采用锚网+锚索+U型棚联合支护方式支护, 巷道净断面面积为14.88 m2。二区胶带下山与原二区集中运煤巷交叉点向上段巷道250 m, 由于巷道变形严重, 现巷道已基本压实, 需要扩修掘进。原二区集中运煤巷交叉点向下段巷道为掘进巷道, 设计长度700 m, 方位与上段原二区胶带下山方位一致。掘进施工时, 必须先对原二区胶带下山进行清修加固, 作为集中排水巷, 排除二区下山采空区积水。二区轨道下山现正在扩修, 扩修到原二区集中运煤巷交叉点时, 与原二区轨道下山方位保持一致进行实体巷道的掘进 (图1) 。

(2) 方案2。

二区胶带下山及二区轨道下山均先按原巷道进行扩修, 然后延伸掘进下山部分。轨道下山扩修老巷680 m后延伸掘进380 m, 胶带下山扩修老巷560 m后延伸掘进380 m, 下山变电所及联络巷100 m, 下山水仓150 m。巷道扩修施工时, 胶带下山与轨道下山均按原巷道方位施工, 采用锚网+锚索+U型棚联合支护方式支护, 巷道净断面面积为14.88 m2。巷道扩修及延伸掘进施工时, 必须先对原二区胶带下山及二区轨道下山进行清修加固, 排除二区下山采空区积水 (图1) 。

3 方案工程量预算

(1) 方案1。

该方案施工总工程量2 470 m, 安排2个施工队伍在胶带下山和轨道下山同时施工。其中胶带下山和轨道下山均需扩修老巷250 m, 按每月扩修100 m计算, 需2.5个月完成扩修;在新掘胶带下山和轨道下山的同时, 对原二区胶带下山进行清修加固作为集中排水巷, 排出二区下山采空区水;另需新掘胶带下山与轨道下山巷道各700 m, 下山变电所及联络巷100 m, 下山水仓150 m, 按煤巷月进尺120 m、岩巷月进尺60 m考虑, 8个月可完成二区下山延伸区新掘巷道工程量。考虑扩修所花费的2.5个月, 预计完成方案1设计的全部工程量需要10.5个月。而要使12241工作面投产使用, 则需要15.5个月。

(2) 方案2。

该方案施工总工程量2 250 m, 安排2个施工队伍在胶带下山和轨道下山同时施工。其中胶带下山需扩修老巷560 m, 轨道下山需扩修老巷680 m, 按每月扩修80 m计算, 需要8个月完成扩修;在扩修和掘进胶带下山和轨道下山的同时, 需要排出掘进面的水, 导致施工与排水交叉进行, 影响了施工速度, 且降低了施工安全;另需新掘胶带下山与轨道下山巷道各380 m, 下山变电所及联络巷100 m, 下山水仓150 m, 按煤巷月进尺120 m, 岩巷月进尺60 m考虑, 5个月可完成二区下山延伸区新掘巷道工程量。考虑扩修所花费的8个月, 预计完成方案2设计的全部工程量需要13个月。而要使12241工作面投产使用, 则需要18个月。

4 方案比选

4.1 经济比较

通过工程量预算及施工工期发现, 方案1的工程量高于方案2, 但方案1的工期短于方案2。由表1可知:方案1施工时, 虽然材料总费用投入略高于方案2, 但运输设备投入费用远远小于方案2。从巷道掘进所需费用看, 方案1较少, 优于方案2。

4.2 技术比较

(1) 方案1优缺点。

主要优点:①巷道施工时, 岩层稳定, 巷道压力小;②巷道施工中, 掘进与排水分开进行, 优化了施工工序, 提高了掘进速度;③减少了运输环节, 优化了运输系统。主要缺点:胶带下山巷道施工时从矿井主水仓下方经过, 与主水仓垂直高差25 m, 掘进到此时需要特别注意防止水仓漏水。

(2) 方案2优缺点。

主要优点:工程量较小。主要缺点:①施工过程中, 顶板破碎, 需防止冒顶事故的发生;②巷道施工过程中, 水紧跟掘进面, 施工难度较大;③运输环节复杂, 设备投入费用较大。

4.3 方案选取

通过技术、经济比较可知, 虽然方案1工程量略高于方案2, 但方案1在技术上较优越, 施工工期较短, 且巷道顶板稳定, 巷道运输系统简单, 设备投入费用较少。因此, 二采区下山延伸区方案设计选择方案1。

5 方案1可行性分析及安全技术措施

5.1 可行性分析

(1) 巷道顶板稳定, 岩性好。

掘进时沿二1煤层顶板施工, 二1煤层直接顶以中细粒大占砂岩为主, 坚硬, 呈灰色、灰白色、薄层状, 炭质层面平整, 富含云母片和炭屑、硅质泥岩透镜体, 底部含泥岩包裹体;顶板厚3.70～30.16 m, 平均14.52 m。

(2) 注浆加固。

在二采区下山延伸区施工前, 该矿已与高校合作对水仓进行了注浆加固, 取得了良好的效果。

(3) 联合支护方式进行支护。

巷道掘进至水仓下部时, 采用O型棚+锚网喷+锚索联合支护方式进行掘进作业, 减小O型棚棚距和锚杆、锚索的间排距, 并在联合支护后及时进行喷浆, 避免了裸露巷道的围岩风化。

5.2 安全技术措施

(1) 必须坚持“先探后掘”的原则, 确保轨道下山、胶带下山延伸施工安全。

(2) 施工时要严格执行敲帮问顶制度, 打好必要的点柱防止冒顶事故的发生。工作人员必须在安全位置施工, 严禁空顶作业, 对顶板要加强支护。为防止水仓受掘进影响发生漏水, 在施工过程中必须加强顶板控制, 严防顶板冒顶事故的发生。

(3) 巷道施工时, 采用短掘短支。施工人员要站在安全位置, 3人架棚, 1人负责观察顶板情况, 发现异常及时通知人员撤离, 待确保安全后, 方可继续进行作业。放炮时, 只允许放震动炮, 每次不超过2个炮眼, 每眼1卷药。

(4) 甲烷传感器应悬挂在规定位置, 布置在巷道上方, 垂直悬挂, 距顶板不得大于300 mm, 距巷帮不得小于200 mm, 且该处巷道顶板要坚固、无淋水, 不得悬挂在风筒出风口和风筒漏风处。坚持“一炮三检, 三人联锁”放炮制度, 严格执行放炮管理制度。放炮前, 要认真检查瓦斯情况, 瓦斯浓度大于0.5%时, 严禁放炮。放炮时设置好警戒, 警戒距离不得小于100 m, 警戒区内严禁有人。

(5) 顶、帮铺设钢筋网及冷拔丝网时, 网与网之间必须按要求搭接, 并用铁丝连接牢固, 严防开裂导致的掉矸伤人。

(6) 二区下山及主水仓的排水设备应及时进行检修、维修, 确保能够安全有效地进行排水工作。①施工时必须每班对巷道进行观察, 发现淋水加大, 要停止施工, 撤出所有人员, 查明原因, 及时采取有效措施进行处理。②施工过程中应注意巷道掘进面、顶底板及巷帮煤壁含水情况, 一旦出现煤壁异常松软、片帮、挂红、挂汗、渗水等异常情况时, 必须及时停止掘进, 采取措施进行处理。

(7) 必须将巷道内的浮煤、杂物清理干净, 以免堵塞巷道, 影响运输及通风的安全。

(8) 避灾线路。①水灾避灾路线:二区下山掘进面→二区平台→二区轨道上山→二区总回风→一风井至地面。②火灾、瓦斯、煤尘避灾路线:二区下山掘进面→二区下山→原二区集中运煤巷→井底车场→副井至地面。

6 结语

通过对石壕煤矿二采区下山延伸区的2个方案进行比较, 结合该矿实际情况, 认为方案1经济上合理, 技术上是可行的;又对方案1的可行性进行了分析, 确定方案1为二采区下山延伸区的最终方案。

参考文献

[1]东兆星, 吴士良.井巷工程[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2006.

采区设计 第10篇

近几年来, 我国煤炭资源开采受水害影响严重, 一些煤矿由于综合防治水技术设计不够完善, 没有严格执行《煤矿防治水规定》, 导致透水事故频繁发生, 造成重大人员伤亡和经济损失。尤其是井下受水害威胁的区域, 在进行采掘活动前应当采用物探、钻探并结合工程试验等手段, 查明该区域的水文地质条件方可进行采掘活动。

1 基本概况

347采区是王庄煤矿后期主要采区, 位于井田西北部边界线附近, 总体呈三角形分布, 位于8勘探线两侧, 水平标高为-330～-470 m。该采区北侧为正在布置的337、339采区, 有DF6断层相隔, 东侧为317、319采区, 有王1、王2断层相隔, 西侧到庞庄煤矿与该矿井田边界保护煤柱线, 南侧到3298工作面溜子道。

王庄煤矿1998年曾委托江苏省煤田地质物探测量队对三水平347采区 (7～8勘探线附近) 做过三维地震勘探, 发现在补Ⅷ号钻孔附近存在地质异常现象, 并圈出长轴长约260 m、短轴长约150 m的异常范围, 称地质异常体, 专家分析后认为该异常体很可能是陷落柱, 也有可能是地堑构造。该矿曾经在-415 m水平掘进一条探巷接近该异常体, 又在探巷内施工了两钻孔, 未发现有陷落柱存在, 也不能证明是地堑构造, 只是涌水量有一定的异常。为确保347采区能够安全回采, 防止水害事故的发生, 对采区采用物探、钻探、巷探并结合掘进工程试验等手段, 进行综合防治水设计, 为347采区巷道布置及安全回采提供可靠依据。

2 综合防治水设计

2.1 巷道布置设计

347采区由于地质条件相对复杂, 在进行采区设计时, 首先考虑地质异常体区域的巷道布置, 既要满足先期物探、钻探施工的需要, 又能保证后期回采需要。首先对1998年三维地震勘探圈出的异常范围北侧边界外布置的一条探巷进行维修。然后对1998年三维地震勘探圈出的异常范围东侧边界外结合后期采区布置先掘347运煤上山。利用以上2条巷道和原有的-470 m大巷对地质异常体区域进行重新物探和钻探。

2.2 物探工程设计

勘探工程中物探设计是防治水设计的重要组成部分, 按照《煤矿防治水规定》第五章第九十条、第九十一条规定, 对有水害威胁的区域, 巷道布置和工作面回采前要对该区域进行物探、钻探、巷探多种手段并举来查清水文地质条件, 同时强调物探先行, 为钻探设计提供指导依据。

2.2.1 物探手段

物探手段选取有压制能力较强的矿井瞬变电磁法, 瞬变电磁勘探是在井下已经布置的巷道内进行, 利用不接地回线或电极向异常体区域发送脉冲式电磁场, 用线圈或接地电极观测由该脉冲电磁场感应的地下涡流产生的二次电磁场的空间和时间分布, 来探测异常体的富水异常区域的范围和相对强度、断层等构造的含导水性等, 为探放水钻孔布置指明方向[1]。

2.2.2 施工设计及施工方法

该次勘探施工区域为深部地质异常体, 在已布置的3条巷道内进行, 测点间距2～20 m之间, 面积约0.025 km2, 以10 m的点距布置测点, -470 m车场瞬变探测勘探线长度共260 m, 正底26个物理点、斜底22个物理点;347运煤上山测线长度为160 m, 每个测点两个方向, 共完成34个物理点, -415 m北煤巷探测长度为100 m, 正底10个物理点, 顺层9个物理点, 每个物理点均完成数据采集, 共采集数据101个。

2.2.3 勘探结论和建议

通过本次瞬变电磁法勘探, 基本查明了测区内顶底板富水异常区分布范围和相对强度、断层等构造的含导水性等。 (1) 通过探测, 共圈出两个异常区。 (2) -470 m车场在测点13～17之间视电阻率相对较低 (异常区A) , 推测该地段四灰具含水性, 富水性弱。 (3) -415 m北煤巷6～9测点之间及347运煤巷10～13测点之间底板发现异常区B, 推测该地段底板发育小构造且具含水性。

该次瞬变电磁法资料反映的是水的静态特性, 在巷道掘进或煤层开采时, 必须考虑顶板冒落、底板破碎等扩大原有裂隙通道或增加新导水通道的可能性。建议加强采掘前防治水钻探工作, 特别是在接近异常部位时应边探边掘, 随时观察记录水文地质条件变化情况, 以便实施针对性更强和更有效的防治水技术措施[2]。

2.3 钻探工程设计

钻探工程是347采区防治水技术核心部分, 其目的是根据瞬变电磁法资料查明异常区A、B区域的富水性特征及对富水区进行疏放, 为347采区巷道施工防治水方案确定提供依据。

2.3.1 设计要求

探放水孔的布置, 要从煤层底板永久巷道岩石中布置, 尽量靠近富水异常体, 同时钻孔呈∨状展布, 根据出水情况增加探放水孔。

2.3.2 钻孔布置与施工

结合巷道布置特点和物探资料, 该矿在-470 m大巷内布置了1个钻场共3个钻孔, 每个钻孔先下入直径为108 mm的止水套管各10 m后以裸孔直径75 mm钻进。终孔间距按30 m设计, 目的层位至9煤底板5 m处。钻孔施工设计参数如表1所示, 钻孔具体位置如图1所示。

2.3.3 钻探结论和建议

通过3个探查钻孔的施工, 确定347采区地质异常体含水, 从钻孔水疏放衰减程度和水质化验分析, 水源为9煤底板砂岩含水层, 便于疏干。从钻孔穿过的完整岩性分析, 未发现物探地质异常体内存在陷落柱。建议在347采区异常体进行采掘活动时继续探查。

2.4 工作面布置期间钻探工程

为了确保异常体区域的安全回采, 该矿在工作面巷道布置和回采时, 巷道掘进和工作面推进距异常体边缘30 m时要严格执行《煤矿防治水规定》, 做到“有疑必探、先探后掘, 先治后采”。经过9个多月的时间施工, 位于异常体区域的3475工作面所有巷道已经布置结束, 回采工作面已经安全推过异常体区域, 工作面局部底板有少量出水, 但不影响正常回采。

3 结语

此次347采区综合防治水设计物探先于钻探, 探测出的富水性异常区为探放水孔的布置指明了方向, 在工作面布置和回采过程中, 结合采区地质条件和施工进度, 合理科学地布置了一些煤巷钻孔, 为347采区安全回采提供科学依据, 同时设计方案也对后期受威胁的采区安全回采有一定的参考价值。

参考文献

[1]孙吉益.煤矿井下瞬变电磁探测影响因素探讨[J].河北煤炭, 2007 (6) :4-5

显德汪矿四采区巷道布置方案分析 第11篇

关键词：显德汪煤矿水文地质巷道布置

1 区域概况

四采区范围东至井田边界及新村村庄煤柱线，北至井田边界，西至F11断层，南至显德汪与东风井煤柱线。四区上部1#煤开采完，根据1#煤揭露情况，本区北部构造较简单，东南部构造较复杂。采区北部有新村村庄，南部有温庄、显德汪村及本矿工业广场。地表由第四系地层所覆盖，呈沟岭状地形。紫牛湾小溪流经本区地表，为季节性小溪，仅雨季有水。

区内共有钻孔23个。其中钻孔CK114终孔层位2#煤底；显7钻孔9#煤断失，钻孔1120未封孔，钻孔715、716封孔不合格，钻孔718、1118封孔不可靠，沙18钻孔封孔情况不明。其余情况详见钻孔附表。

根据钻孔资料，本区9#煤煤层厚度1.16-4.34m，平均3.03m，全区可采。本区9#煤位于显德汪向斜轴部附近，大体为一向斜构造。向斜轴呈NNE向。区内岩层走向变化大，北部由NE向转向NW向，东南部以近似SN向为主。倾角北部较缓，中南部较陡。

本区9＃煤-200以上水平有基础储量612.4万吨，储量489.9万吨。

2 区域地质及水文地质概述

2.1 地层特征 本区及附近巷道所揭露的地层主要有二叠系下石盒子组（P1x）、山西组（P1s）及石炭系太原组（C3t）。该套地层主要由细砂岩、粉砂岩、灰岩及砂质泥岩、泥岩组成。

本区主要标志层为大青灰岩、本溪灰岩。

大青灰岩：深灰色，质硬，厚度较稳定，平均4.6m，全区发育。

本溪灰岩：由灰岩夹煤组成，灰岩灰～深灰色，中厚层状。

2.2 地质构造

2.2.1 褶曲。本区主要位于显德汪向斜轴部附近，大体为一向斜构造。向斜轴呈NNE向。总的构造特征为北部构造条件相对简单，南部和东部复杂。区内岩层走向变化大，北部由NE向转向NW向，东南部以近似SN向为主。倾角北部较缓，中南部较陡。

2.2.2 陷落柱。九采回风巷掘进曾揭露陷落柱Ｘ2，揭露层位为上石盒子组一段砂岩夹泥岩层。初始揭露时柱体破碎带潮湿，后发生涌水，水量36m3/h，最大增至240m3/h，目前基本稳定在10m3/h。陷落柱破碎带呈黄～黄褐色，风化严重，由棱角状褐色砂岩碎块、紫红色泥岩砾块及黄泥充填物组成，胶结松散。-50水平平面呈不规则椭圆状，长轴NW向，轴长70～80米，短轴长35～45米，纵向深至奥灰或更老的灰岩层位，向上至基岩面。富水性平面和纵向呈不均匀状。陷落柱位于温庄及显德汪村庄煤柱之内。

2.2.3 断裂构造。区内揭露的大中型断层共8条，分别是：F1、F11、F2、F22、F17、F9、F30、F37；另外根据一采区及二采区九号煤揭露情况及本区三维地震资料，下组煤中小断层将十分发育。

2.3 煤层及顶底板。本区9#煤煤层厚度1.16-4.34m，平均3.03m，全区可采。本区9#煤位于显德汪向斜轴部附近，大体为一向斜构造。向斜轴呈NNE向。区内岩层走向变化大，北部由NE向转向NW向，东南部以近似SN向为主。倾角北部较缓，中南部较陡。

2.4 水文地质。本区地表无储水地段，紫牛湾小溪从本区穿过，为季节性小溪，仅雨季有水。采掘主要受各含水层及周边小煤窑积水影响。另外根据本区三维地震及电法勘探资料圈定底板富水异常区，掘进时应制定专门防治水措施。

2.4.1 各含水层分别为：奥陶系石灰岩、大青灰岩和本溪灰岩，掘进主要受各含水层水威胁。

2.4.2 本区周边主要小煤窑及概述。四采区周边目前开采下组煤的小煤矿主要分布于采区北东边界附近，另采区北部有多个小煤矿废弃井筒。采区周边的有证小煤矿为：恒信煤矿(上关八矿)、上关十一矿、中新煤矿、新村煤矿、生源煤矿等，均有不同程度的越层越界开采现象。根据“四六采区三维地震综合勘探报告”，小煤矿越界达400～1100m，但因小煤矿越界采掘工程未经实测，采掘工程靠近这些小煤矿边界及物探采空区时，应采取防探水措施，防止采空区积水及有毒有害气体的涌入。要加强对本区周边小煤窑地下采动范围的调查，查清其采动范围。

2.4.3 底板富水异常区。根据本区电法勘探资料，圈定出底板富水异常区（见底板等高线图）。各异常区可能与隐伏构造或裂隙发育、小窑老空积水等有关。对掘进构成威胁。

2.4.4 封闭不良钻孔。钻孔1120、1118、沙18等虽未封或封闭不良，但位于村庄煤柱以内对采掘影响不大。钻孔715、716封孔不合格，718钻孔封孔质量不可靠，采掘时应留设防水煤柱或采取其它防治水措施。

3 区域巷道布置方案

根据区域地质、水文地质条件及煤层赋存情况，综合考虑各种因素，以及经过对四采区九号煤层赋存特点以及现有生产系统的深入分析，最终确定了以下这套巷道布置方案：双翼开采，在-200m水平施工四采区运输石门与-200集中运输巷联通，利用现有二水平排水系统以及二水平煤仓，实现集中防治水、9#煤集中运输；还可实现不同煤层的分装分运。方案详情如下：

3.1 方案概述 在四采区布置两条下山，一条四采九煤运输下山、一条四采九煤轨道下山，两条下山相距38m。四采九煤运输下山自四采九煤轨道石门开口，见9#煤后拐弯走下山，沿9#煤顶板掘进至-187.5水平与四采九煤运输石门贯通。四采九煤轨道下山自四采九煤轨道石门开口穿过大青灰岩后，在大青灰岩顶板掘进，至既定位置后与四采九煤运输下山勾通，形成系统。为尽快完成四采区开拓工程，同时在一采九煤北翼轨道下山下部车场开口施工四采九煤联巷。施工至设计水平位置后，拐弯向-200集中运输巷方向施工四采九煤运输石门，以尽早完成掘进四采九煤运输石门期间的运输路线。四采九煤联巷后期封闭，实现采区隔离。

3.2 运输系统 工作面煤经工作面运输巷→四采九煤运输下山→四采九煤运输石门→-200集中运输巷→二水平煤仓→主井皮带→地面。

3.3 运料系统 料经副井→中央石门→四六大巷→四采九煤轨道石门→四采九煤轨道下山→采区中部车场→工作面运料巷→工作面。

3.4 通风系统 新鲜风经中央石门→四六大巷→四采九煤轨道石门→四采九煤轨道下山→采区中部车场→工作面运料巷→工作面。

工作面乏风经工作面运输巷→四采九煤运输下山→四采九煤运输石门→-200集中运输巷→一采九煤集中运输上山→一采九煤运输上山→一采九煤通风斜巷→北总回风巷→西风井→地面。

3.5 排水系统 此方案不设采区水仓，充分利用现有的二水平水仓，设计中工作面排出的水可由四采九煤运输下山流经四采九煤运输石门，进入二水平水仓。

3.6 供电系统 区域供电来自四采变电所。

4 区域巷道布置方案优缺点分析

4.1 优点分析 ①充分利用现有二水平水仓实现一、四采区9#煤开采期间集中防治水。②实现9#煤集中运输，通过控制二水平煤仓、中央煤仓放煤顺序实现不同煤层的分装分运。③总工程量较方案2少；同时工期缩短。④相对于方案2减少水仓压煤量。⑤煤流自-50m水平向-200m水平运输，便于运输。⑥由于矿井后期东风井主要用于满足九采区(深部2#煤存在瓦斯异常现象)及十一采区开采期间所需风量，该方案采用西风井供风，可有效缓解东风井的通风压力。

4.2 缺点分析 ①回风线路较长，通风阻力较大。②四采九煤运输石门压煤，不利于采区末采期间回收资源。

备注：此方案运输石门压煤量后期可回收。

参考文献：

[1]张凤年，田宝方，李大国.试论采区巷道布置的科学性[J].山东煤炭科技，2005(06).

[2]姚凤春.高瓦斯煤层群采区巷道布置方式的探讨[J].价值工程，2010（04）.

[3]闫志青.综采工作面过复杂空巷与工作面延面实践[J].中小企业管理与科技(下旬刊)，2011(08).

作者简介：

姜鑫（1986-），男，山西寿阳人，2009年毕业于石家庄经济学院测绘工程专业，现任显德汪矿地测科副科长。

强冲煤层采区布置中的防冲优化设计 第12篇

2501采区内煤层地质构造简单, 区域内无明显断层, 由东向西为大型向斜构造, 局部地区呈现小断层和背斜构造, 平均可采煤厚达36m, 为特厚煤层。后对采区内煤层冲击倾向性进行了鉴定, 得出采区内煤层均属于3类, 为具有强冲击倾向性的煤层, 基本顶岩层属2类, 为具有弱冲击倾向性的顶板岩层。

因此, 在采区设计时进行合理的开拓布置和参数设计, 对于有效避免应力集中, 降低冲击矿压危险性有着重要意义。

1 采区工作面布置

工作面煤体的开采或巷道的掘进都不可避免地要产生动载扰动, 其与原有的高应力相互叠加, 就可能超过煤体的强度极限, 从而诱发冲击矿压的发生。故尽量加大采掘面的间距, 在一定程度上就可以降低冲击危险性。对此, 可在采掘面相邻时, 暂停其中一面的生产, 待交错至安全距离外后再恢复生产, 但此方法会造成采掘接替紧张, 影响矿井生产。因此, 根据2501采区的特点, 在250101工作面两边顺序依次布置工作面, 即250101→250102→250103→250104→250105……进行开采, 如图1所示, 就可实现将采掘工作面位置分开的目的, 也可以缓解采掘接替紧张的局面。

2 开采技术条件优化设计

2.1 区段煤柱宽度确定

煤柱可设计成屈服煤柱和承载煤柱两种, 由于承载煤柱比较浪费资源, 而且可能造成较严重的底鼓现象, 故应选择较窄的屈服煤柱, 这种方法容许巷道和煤柱在侧向支撑压力作用下产生一定的变形, 从而把大量的载荷转移到周围的实体煤中, 降低自身的应力集中程度, 防止大量弹性能积聚后的突然释放造成煤柱型冲击矿压的发生。

屈服煤柱的设计过程中采用了适用于矿山使用的FLAC数值模拟软件, 模拟过程中先开掘采空区, 待采空区基本稳定后, 再开掘巷道并在采空区与巷道间形成煤柱。在此基础上, 模拟了不同煤柱宽度情况下煤柱中的垂直应力分布, 如图2所示:

由上图可见, 煤柱宽度为3m-16m时, 煤柱垂直应力曲线只有一个峰值, 对应极限抵抗阶段, 且煤柱宽度为3m、5m时, 垂直应力最大值均低于单轴抗压强度。随着煤柱宽度的继续增加, 应力曲线上开始出现两个峰值, 对应初始承载阶段。由此可见, 当煤柱宽度小于等于5m时, 煤柱已完全进入屈服阶段, 针对华亭煤矿条件, 将煤柱宽度设定为6m, 可在满足支护维修条件的同时能够保证煤柱承载过程中从有限稳定阶段向极限抵抗阶段的平稳过渡。

2.2 工作面长度确定

工作面长度对冲击矿压危险程度的影响主要是在采空区宽度大于0.4倍的开采深度时的条件下。此时, 从工作面边缘到采空区形成一个直角, 在这部分煤体上, 因工作面前方移动应力集中区和采空区边缘煤体上的应力集中相互叠加, 形成很高的应力集中现象。研究表明, 综放条件下, 应力峰值距采空区边缘10m-30m;直角区的应力集中影响范围为80m-100m。当工作面长度大于100m以后, 直角对应力集中程度不会产生影响, 而且对动力现象的发生也不会产生影响。综合考虑技术经济效益, 将工作面长度确定为200m, 这有利于限制冲击矿压危险性。

3 巷道断面及支护参数优化设计

3.1 大断面巷道掘进

华亭煤矿巷道采用能有效抵抗顶压的直墙微拱形断面, 巷道断面设计时, 在满足生产需要的前提下适当增加断面面积, 提升巷道抗冲能力及变形空间, 降低冲击矿压破坏程度。经优化设计后的巷道断面尺寸为:掘高3800mm, 直墙高2500mm, 掘宽为5000mm, 掘进断面为17.44m2。

3.2 支护参数优化设计

3.2.1 优化思路

由于沿巷道周边变形大小不一, 锚杆和锚索物理力学性质和几何尺寸不同, 造成不同位置的锚杆 (索) 变形和载荷不同, 为了达到充分发挥每根个体锚杆 (索) 的作用, 防止锚杆 (索) 早期破断, 达到共同支护围岩的作用, 个体支护体间也必须达到变形和受力均压。整体均压为:个体支护体和围岩间的让压和支护体和支护体之间的均压。

3.2.2 支护系统及参数设计

根据表1提供的岩石物理力学指标, 建立有限元模型, 计算出最大及最小主应力分布如图3所示, 据此, 计算出沿巷道顶板摩尔库仑安全系数, 如图4所示:

以上分析说明, 围岩 (煤层) 安全稳定圈 (SF>1.2) 深度大约是1.5m。为了锚固到松散破碎带以外的稳定煤层中, 如果锚固区长度为600mm, 则锚杆的长度应该大于2100mm, 结合矿井实际情况, 确定锚杆长度为2600mm。

由于矿井开采设计采用综采放顶煤开采法, 为了保证顶板锚索能锚固到稳定的煤层中, 同时考虑到巷道宽度的因素, 确定顶板选用长度为8.3m的锚索。且为了保证锚索在整个服务期间不失效, 避免出现锚索受力而锚杆受力不明显的现象, 设计锚索也加上让压均压装置, 让压点为26t~30t, 以实现锚索与锚杆的协调, 保证整个支护系统的受力均匀, 共同维护巷道的稳定。

此外, 由于采用6m的区段煤柱, 为了保证采空区侧巷道两个肩角及两帮围岩的稳定, 在采空区侧巷道两个肩角及两帮布置直径为17.8mm, 长度为4.6m的短锚索, 以增加支护系统的稳定性, 减少肩角及两帮围岩的位移和煤体破碎。

3.2.3 支护方案

顶板锚杆采用高强高预应力均让压锚杆, Ф22mm×2800mm, 杆体材料为Q500矿用高强螺纹钢, 屈服强度17t, 最大抗拉强度23t。最大让压距离30mm, 让压点15t-17t。

顶板钢带采用两个5眼“W”形钢带配合使用, 采用菱形金属网护顶。

顶板锚索采用Φ22mm鸟窝锚索, 长度8300mm, 锚固长度1755mm。最大让压距离30mm, 让压点26t-30t。

两帮支护采用三眼和两眼“W”钢带配合支护。锚杆型号与顶部一致, 锚杆排距750mm, 间距750mm, 每排8根锚杆 (左右帮各4根) 。支护断面如图5所示:

4 两顺槽设备布置

由相关理论分析可知, 受采空区及厚层坚硬基本顶影响, 采空区一侧巷道冲击矿压危险性远大于实体煤侧巷道, 考虑设施及作业人员安全, 将实体煤侧巷道布置成进风巷兼做皮带运输巷, 采空区侧巷道布置成专用回风巷。考虑断面设计增大, 可将移变车组利用单轨吊也布置在实体煤侧巷道工作面危险区域外 (设计为工作面300m外) , 将冲击矿压显现影响降至最低。

5 结论

(1) 结合华亭煤矿地质生产条件, 在不影响矿井生产的情况下确定了工作面交错开采的防冲布置方式。

(2) 综合防冲要求、煤炭资源及支护维修因素, 选择5m屈服煤柱为2501采区阶段煤柱。

(3) 在确定工作面长度时结合防冲、技术条件及矿井经济效益, 将工作面长度设定为200m。

(4) 在巷道设计上, 选择利于防治冲击矿压的直墙微弧形断面, 并适当增加断面面积, 提升巷道抗冲能力及变形空间。在支护方面, 确定高强高预应力均让压锚杆及鸟窝锚索配合金属网及钢带的支护方式, 并优化支护参数, 全面提升支护质量。

(5) 将冲击危险性较低的实体煤侧巷道兼用作进风及皮带运输巷, 并将设备车组也布置在此巷道内, 降低矿压显现时对人员及设备的伤害。

摘要：本文针对矿井强冲煤层采掘过程中将会出现冲击矿压的问题, 结合冲击矿压防治原理, 利用冲击矿压防范技术, 在采区布置过程中进行合理的开拓布置和优化设计, 有效地避免应力集中和降低冲击矿压危险性, 为后期采掘工作创造平稳的矿压环境。

关键词：交错布置,屈服煤柱,大断面巷道,支护参数,巷道设备布置

参考文献

[1]窦林名, 等.煤矿开采冲击矿压灾害防治[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2006.

[2]窦林名, 何学秋.冲击矿压防治理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2001.

[3]齐庆新, 等.冲击地压理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2007.

[4]钱鸣高, 等.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.