合理开采（共7篇）
合理开采 篇1
1 上、下山开采的合理开采顺序
采区开采顺序对于一个水平乃至整个矿井的生产和各项技术经济指标都有很大影响。上、下山开采方式探索合理的采区的开采顺序,寻求提高矿井经济效益的途径,应就水平开拓矿井上、下山开采的采区开采顺序深入探讨。
1.1 采区合理开采顺序应满足的要求
水平开拓矿井,一个水平内划分的上、下山采区个数,一般都大于达到设计能力时的同时生产采区个数。生产采区可按不同的开采顺序、进行开采,合理的开采顺序应满足以下要求。新水平首采区投产时,延深工程量小、投资少、工期短、达产快;水平生产相对集中,共用系统多、占用巷道少、设备少、辅助人员少;巷道占用时间短,维修量小,二次重复投资工程降到最低限度;接续采区准备量少,搬家工作量小,不用跳跃式或大后退式开采;煤炭质量和煤层生产能力差异悬殊的采区,能合理搭配开采;有利于最低标高排水系统的建立,下山采空区不积水,为水平过渡创造条件。
1.2 上、下山采区开采顺序类型及典型分析
我矿水平开拓矿井中,采区划分多以倾斜断层为界,如以两断层间同一块段上、下山两采区的开采时间不同,可分为以下类型:(1)间隔开采。就是在全水平若干上下山采区中,先采上山采区,后采下山采区。两断层间同一块段的上下山采区的开采,存在一定的时间间隔。(2)连续开采。就是上山采区采完后,接续开采同一倾斜块段的下山采区,开采时间连续。(3)同时开采。就是同一倾斜块段的上下山两个采区同时开采,包括水平开拓倾斜条带布置的上下山同时开采。
为了便于定性定量分析,使矿井的断层分布、煤层赋存、采区划分及巷道布置等均呈典型化、单一化,以便通过分析比较,可显示出各种开采顺序所固有的特征。
1.3 采区开采顺序现状及其效果
在实际生产中由于多种因素影响使矿井的1个水平中经常同时存在两种或两种以上的开采顺序。采区的开采顺序有以下规律:(1)生产能力较大的矿井,一般均采用上下山同时开采的采区开采顺序,而且做为加大水平开采强度,实现集中生产的主要手段,其年产水平较其它方式提高210%~389%。(2)各类开采顺序的矿井中,达到和超过核定能力的矿井率:同时开采矿井为75%,间隔开采为66.7%,间隔连续开采为50%,连续开采为33.3%。这些未达产矿井如何达产,固然要根据每个矿井的具体条件采取多种措施,但选择合理的采区开采顺序,应是主要的有效技术途径。(3)各类矿井的万吨巷道占用率、失修率、主扇电机功率占用率、万吨井下辅助工等有关可比指标,均按“同时开采,连续开采、间隔连续开采、间隔开采”的顺序依次恶化。同时开采与间隔开采比较:每万吨煤可少占用巷道638m(其中风道170m),少占用主扇电机容量14.56kw,节省并下辅助工4人。虽然存在矿井深度、含煤系数、沼气含量等不可比因素,但仍在一定程度上反映出各种开采顺序对矿井集中生产的影响。(4)最终评价生产矿井经营的综合指标是吨煤利润,但因矿井盈亏在很大程度上取决于煤种煤质、原煤加工深度及售价,这些因素远非改变采区开采顺序所能改善,因此,选用原煤成本指标以对比和评价。
2 上、下山相结合开采方式
黑龙江东部B煤矿矿井设计生产能力为120万吨/年,开拓方式为立井多水平主要大巷分区石门的开拓方式。全矿井划分为三个水平:一水平标高为-100m;二水平标高为-350m,三水平标高为-600m,开采方式均为上山开采。
由于煤矿一水平小井占用储量较多(现一水平仅剩有工业储量2906.3万,吨可采储量2223.6万吨),造成一水平(-100m以上)服务的限大幅度减少(尚可服务13.2a),同时也使一水平大井投资利用率降低。因此为了提高一水平服务年限,提高矿井初期投资利用率,缓解水平接续紧张的局面,需要提前对龙湖煤矿井行深部开采规划。
3 上、下山相结合开采方式的应用
为了保证龙湖煤矿一水平有足够的服务年限,使矿井保持稳产,同时也为了解决矿井水平接续紧张的局面,我们在对龙湖煤矿进行深部开采规划设计时,采用了上、下山相结合开采方式,依据煤层分布及储量情况,对开采水平进行重新划分。
一水平标高仍为-100m,二水平标高改为-600m,在-400m设回风水平,一、二水平采用上、下山相结合开采方式进行开采,-100~-400m由一水平利用下山进行开采,-400~-600m由二水平利用下山进行开采,-600m以下尚未勘探,如有储量,由二水平利用下山进行开采。经统计计算,B煤矿-100~-400m利用区工业储量13295.9,吨可采储量9492.09万,吨表外量1596.46万,吨服务年限56.5a,不可利用区工业储量168.48万,吨可采储量116.32万,吨表外量16.29万吨。-400~-600m共有工业储量8844.07万,吨可采储量6060.36万吨。
采用上、下山相结合方式开采,一水平服务年限增加56.5a,满足了《煤矿工业矿井设计规范》的要求,同时也解决了水平接续困难的问题,减少了一个水平,可节省大量开拓延深巷道,减少了大量投资,取得了比较明显的经济效益。
4 下山开采的影响因素及采取的措施
B煤矿采用上、下山的相结合开采方式,减少了井巷工程量和投资,缓解了水平接续紧张关系,延长了水平服务年限,但下山开采同时也将带来通风、瓦斯、排水等方面的问题,使下山开采的生产成本增加。
下山开采的通风和瓦斯治理。龙湖煤矿为高瓦斯矿井,下山开采时的通风管理和瓦斯治理是保证矿井安全生产的重要环节,也是影响矿井采用上、下山相结合开采方式的关键因素,为此设计采用了以下措施:采取抽放瓦斯等措施,加强瓦斯治理和通风管理;采用合理的开采顺序,同一煤层(组)内,宜先采上山,后采下山,同时尽可能降低瓦斯含量煤层搭配开采。
下山排水方式。龙湖煤矿的正常涌水量为500m3,为减少下山采区的排水费用;设计采用了分水平中排水方式,使下山开采时的排水费用增加极为有限。
这种开采方式,节省了开拓工程量和基建投资,延长了水平服务年限,推迟了矿井下一水平延深的期限,取得了明显的经济效益,并为高瓦斯多煤层矿井采用上、下山相结合开采方式摸索了经验。
摘要：本文以两个煤矿为例,探讨了上下山开采的合理顺序与上下山相结合的开采方式。
关键词：上下山开采,顺序,方式
露天铁矿经济合理化开采 篇2
关键词：新时期,露天铁矿,开采技术,特征
0 引言
随着经济的快速增长, 对矿产资源的需求持续上升, 促进了铁矿山的快速发展。近几年铁矿的需求量上升速度越来越快, 逐渐向着规模化和集约化发展, 但是在快速发展的过程中对环境造成严重的破坏, 这并不是长期发展下去的动力, 在未来的时间里, 应该秉持着可持续发展理念, 进行节能减排, 才是铁矿开采和合理化的表现, 同时加强环境恢复治理, 保证可持续性发展。
1 露天铁矿生产现状
随着开矿的程度越来越深入, 我国普遍存在矿体埋藏较深, 短而深的矿床, 露天铁矿里面蕴藏着丰富的铁矿资源, 但是其开采难度较大。需要有关的专家学者积极研究开采技术, 希望能够在有限的时间内增加开采效率, 同时还需要注意技术是否节能环保, 满足现代社会发展的基本需求。经过多年的开采, 我国很多矿山已经进入晚期, 开采面临着很多问题。企业还想要提高经济效益, 就必须注意矿石回采率、矿石贫化率、牙轮电钻机综合作业率等方面的问题, 才能有效提高经济效益。现在国内开采铁矿普遍利用的是移动破碎-胶带运输系统、大孤山铁矿半移动破碎-胶带运输系统、眼前山铁矿振动放矿转载运输系统等工艺技术, 与国际上的开采技术水平还有一定的差距, 使用的设备都是先进的配套设备, 但是在运用方面没有发挥出其最大的功效, 所以相关人员在深入的研究这一问题, 希望有助于国内的露天铁矿开采工作。
2 露天铁矿开采的特性
(1) 开放性。露天铁矿是指在露天的范围内进行铁矿资源的开采工作, 相较于地下开采有很多不同, 露天开采首先需要了解开采地区的地质情况, 因为露天开采并不是和地下开采一样, 首先需要挖开地面, 将铁矿暴露出来, 所以在正式开采之前应该做好准备工作, 充分了解开采地是否具有开放性。在一般情况下铁矿石在比较开放的空间, 并且工程师还要结合露天区域的基本特征, 才能找到合适的施工方式, 在开采的过程中保证施工人员的安全[1]。
(2) 双重作用。露天铁矿的开采必须同时完成两道工序, 即铁矿的开采与剥离, 所以要求开开采技术能够满足施工需求。由于露天铁矿技术的核心就是开采技术, 同时剥离工艺是实施开采技术的前提条件, 而露天铁矿开采的环境能够影响剥离工艺的实施。施工人员在施工以前应该对开采的土层、岩层进行认真的勘察, 分析其结构组成, 制定合理的施工方案, 保证剥离工作顺利进行, 同时也能够保证开采工艺能够正常的实施[2]。
(3) 长期性。由于铁矿的开采工作是一个长期的工作, 所以一旦确定开采地点, 首先应该确定开采技术, 只有使用合适的开采技术才能够在未来的施工过程中顺利完成工作, 降低发生事故的机率, 能够在一定程度上增加企业的利润。施工开始以后企业应该制定一套完整的施工方案和施工过程中操作行为规范, 开采铁矿技术和施工工艺比较复杂, 作业人员必须严格遵守施工工艺, 按照流程施工, 才能保障铁矿的顺利开采, 管理人员应该提高约束力。
(4) 自动化水平。我国的科技水平有了很大的进步, 开采工艺也随着科技的发展逐渐走向自动化, 在实际的开采过程中不断提高自动化水平能够提高工作效率, 同时能够减少传统工艺在实施的过程中造成的资源浪费现象。
3 露天铁矿开采的核心技术
(1) 采剥工艺核心技术。露天铁矿开采必须在保护层完全剥离的前提下进行。因此, 铁矿开采的剥离工艺受到很多关注, 也是铁矿开采的核心工艺之一。采剥技术的实施需要综合考虑施工现场的情况, 设备、器械的使用, 还有很多人为隐患, 所以只有施工人员充分考虑这些问题, 并且有了详细的施工计划和应对施工过程中突发问题措施, 才能够保证施工各环节达到施工要求, 为开采质量打下坚实的基础。
开采之前应该准备好施工工具, 如穿孔、铲装以及运输设备, 如潜孔钻、液压挖掘机以及矿用自卸汽车等, 根据具体的施工流程实施, 摆正工艺实施顺利, 开采方必须重视剥离工艺的应用[3]。
(2) 矿床开拓技术。目前矿床开拓技术也是开采铁矿的核心技术之一, 该技术的运用需要结合开采地的矿床情况, 并且实施之前需要搭建合适的运输平台, 矿床的开拓是采矿的基石, 需要利用各种技术才能够完成的一项工作, 在选择的时候也需要根据现场情况进行考虑, 将技术发挥到最佳状态。另外在保证矿山开采水平的前提下, 相关人员应该考虑使用的设备的条件, 结合开采地的情况, 在经验丰富的前提下, 不应该进行铁路开拓, 这样会影响双方的安全, 并且不能保证施工质量安全。
(3) 设置边坡参数和方案。设计施工工艺和施工方案的时候应该充分了解施工地的情况, 对于边坡参数的设置有极高的精确度要求, 设计师在参数设计的时候, 工作人员对于需要爆破位置进行预裂施工, 避免实施的时候造成严重的破坏。边坡的参数设计必须经过科学的、严谨的实验和计算, 施工的时候严格遵守设计方案, 施工人员不能擅自更改设计, 会严重影响施工效果。阶段高度设置、安全平台的设置都和施工质量还有施工人员的生命安全息息相关, 只有做好参数设计工作, 才能将准备工作的作用发挥出来, 为露天铁矿的开采打下良好的基础, 同时为企业节约资源, 提高经济效益。
4 结束语
综上所述, 根据露天铁矿开采过程中出现的问题, 有关部门和相关人员应该积极应对, 尽快找到解决办法, 露天铁矿在我国经济发展中占有重要地位, 只有不断提高开采技术, 才能满足现代社会发展需求, 在开采之前也应该充分了解开采铁矿地区的地质特性, 规划出合理的开采方案, 并且要注意节能环保, 才能在有限的资源内开发出更高的经济效益, 才能满足社会经济的发展需求。
参考文献
[1]李孟春.浅谈露天开采磁铁矿剥岩混入矿石的回收及废石的利用[J].科技风, 2014 (05) :81.
[2]钟铁.试论横向开采工艺对潘田矿区生产的合理性[J].//中国硅酸盐学会第五届全国采矿学术会议论文集.2009, 22 (34) :188-191.
采矿工程中开采方法合理选择分析 篇3
1 采矿工程的现状概述
我国的采矿业随着经济的不断发展, 也逐渐走向了一个繁荣的局面。根据最新的统计显示, 我国的矿业与能源加工业的生产总值约占到全国工业的三分之一, 如果加上制造业, 我国的国民经济总量中矿业会占到百分之七十。矿产资源属于不可再生资源, 它的总量是有限的。在采矿的过程的时候, 如果不能够对矿产资源进行合理的开采, 加速资源的耗竭, 国家的经济发展就会受到资源的严重制约, 这是非常严峻的形式。
采矿工程中合理开采考虑因素
1.1 生产安全要求
随着我国经济地不断地发展, 人们物质生活不断提升, 人们所关注的问题从温饱到健康, 从健康又到精神需求环境追求。采矿工程的追求和发展也随着经济的发展不断提升, 安全的问题越来越受到重视。由于采矿业是一个高危行业, 它所涉及到的勘探、挖掘等工作都容易受到爆破等危险的威胁, 所以在开采的过程中保证工作人员的安全是首要的任务。一些特大的危险事故中, 采矿人员的伤亡数量达到百人以上, 牺牲的大多属于在最前线的勘探工作人员。本身从事挖矿的行业都是家庭较为贫困的人员, 如果在勘探的过程中出现了什么危险事故, 对勘探者的整个家庭来说都是较大的打击。再加上国家的补助政策没有很好地落实到位, 这就导致原本贫困的家庭日子更加贫困, 这从国家经济的整体发展上很不利。所以在采矿工程中, 要提高安全指数, 这是采矿企业必须做到, 也是发展中首要考虑到的因素, 企业必须良好地履行自身地职责, 在保证安全的基础上再进一步提高开采的效率, 是企业能够实现良好发展的基础。
1.2 高强度开采需求
对采矿业来说, 在能够满足安全开采的需求进行高强度开采对于开采过程的安全性是有保证的, 同时为了取得更大的经济效益, 也可以选择高强度开采。采矿企业也是企业一种, 所以盈利是采矿业发展的最终目的, 所以保证安全性的前提下, 要进一步思考如何深入发展高强度开采。
1.3 可持续发展需求
要想获得最大的经济效益, 从劳动价值生产的角度来分析, 需要通过减少原材料的消耗量、降低生产成本以及提升劳动生产率才能够得以实现。
1.4 采矿方法需求
无论是什么类型的生产行业, 都需要方法简单、简易操作且可行性强的生产方式, 这样可以有效地提升生产效率。同时, 生产的成本不断降低, 生产环境适应能力不断加强, 保证生产的安全性与稳定性, 随之生产效率也会逐步提升。
2 影响开采工程中开采方式选择的因素
2.1 地质因素
矿产是地质经过矿物作用形成的埋在地下或是裸露在地表上能够使人类进行利用开发的矿物, 这就说明矿产开采的过程中需要考虑到地质因素。一般情况下, 地质因素索要考虑的主要是矿床的自身条件, 其中的矿山与威严的物理性质、矿体的形状、厚度、倾角等在矿石中分布的因素都会对采矿过程造成一定的影响。
2.2 经济因素
企业在对项目投资之前都会做一个较为详细的项目可行性研究策略, 经济上的收益问题是不必可少的一个重要因素, 采矿工程中的开采方法选择会对企业的经济收益与经济实力造成一定的影响, 所以经济罂粟也是采矿工程中开采方法合理选择的影响因素之一。
2.3 技术因素
开采的技术因素对开采的方式影响很大, 开采的工作不是靠蛮力去解决的, 技术水平如果不能够达到具体的开采要求, 是无法满足开采过程中的安全性和效率性。技术因素需要考虑的方面主要包括开采装备好坏、开采技术水平、开采装置机械化水平、开采管理水平、开采的勘探技术等等。
3 结语
采矿工程是一门古老的工艺, 是一种教人如何在露天或井下等不鞲的矿区采矿的学问。矿业-直是我国国民经济中最重要的来源之一, 就当前的形势来看, 怎样选择科学的采矿方法进行开采, 既保护环境的可持续发展, 又可以更好地保证井下工人的安全这是我们要解决的首项任务。在采矿的过程中工作人员需要在不同的矿区进行开采才能够获得丰富的矿产资源。采矿行业作为国民经济中较为重要的环节。采矿工作需要考虑的首要因素是安全, 其次综合考虑技术、经济与地质因素, 对采矿方式进行有效选择。
摘要：矿产资源是自然资源中较为重要的一部分, 它是推动国家向前发展的重要力量。本文主要对采矿工程的现状以及开采方法合理选择的考虑因素进行分析。
关键词：经济,采矿工程,方法,合理选择
参考文献
[1]吴念胜.破坏性采矿罪中“破坏性开采方法”的认定[J].中国国土资源经济, 2008, 10 (11) .
[2]郭腾飞, 韦库明.我国金属矿山开采方法及发展前景研究.黑龙江科技信息[J].2010, 21 (21) .
合理开采 篇4
关键词：急倾斜煤层,支护强度,液压支架,机械化,数值模拟
为使急倾斜机械化采煤方法试验能够顺利进行, 对太平煤矿各煤层条件进行了比较, 选择在煤层条件比较稳定、能够布置出较长工作面的二水平南三采区11#煤层进行急倾斜走向长壁综合机械化采煤方法试验。11#煤层平均采深403 m, 煤厚0. 8 ~ 1. 5 m, 平均厚1. 2 m, 可利用厚度1. 17 m; 煤层倾角53° ~ 66°, 平均60°。煤层可采系数100% , 变异系数30. 6% , 为较稳定煤层。煤层含1 ~ 2层夹矸, 一般为1层, 夹矸厚0. 06 ~ 0. 37 m, 平均厚0. 21 m, 其岩性一般为泥岩。煤层局部有伪顶, 厚度为0. 10 ~ 0. 15 m, 平均厚0. 13 m, 岩性为泥岩。
在急倾斜薄煤层走向长壁工作面, 液压支架不但要对控制破断顶板沿层面的运动和底板破坏滑移体沿倾斜方向的滑移, 还需通过对顶、底板的支撑作用来调整和保持自身的稳定, 以便确保工作面支架控制顶板断裂、垮落和底板损伤、滑移。根据实践, 如支架间作用及设备间相互作用等因素的影响, 静止状态的单个液压支架倾斜和下滑的稳定型随支架与底板间摩擦因数及初撑力或工作阻力的增加而上升, 在顶板载荷、煤层倾角、支架重力和高宽比加大时反而降低。支架必然会在工作过程中出现沿倾向倾角和不规则下滑现象, 这是由于加载在支架上顶板断裂岩块和支架自身重力在空间动态作用下的推力而引起。在开采过程中, 必须对支架施加足够的初撑力和工作阻力, 以此确保底座和底板、顶梁和顶板之间有足够的摩擦力来保持支架自身的稳定状态。因此, 在液压支架设计前, 必须采用多种方法来确定其支护强度, 以确保设计的液压支架能够满足工作面的支护要求[1,2,3,4,5]。
1液压支架支护强度的计算
急倾斜煤层综采工作面因其倾角较大, 支架支护强度一般低于缓倾斜煤层, 太平煤矿11#煤层倾角为60°, 煤层平均厚度1. 2 m, 拟定工作面的伪斜角为75°, 则工作面的真倾角为57°, 以下用3种方法计算液压支架的支护强度[6,7,8,9,10]。
1. 1估算法
该种计算方法基于工作面支架工作阻力应大于冒落带顶板岩层的重力和基本顶失稳时对支架的动载, 具体计算公式为:
式中, Pm为工作面液压支架所需支护强度; Kd为基本顶失稳时的动载系数, 依据综采工作面矿压观测结果, 一般为1. 1 ~ 1. 8, 因11#煤层基本顶较坚硬, 难以冒落, 基本顶失稳时的动压对支架工作阻力影响比较大, 采用较大的安全系数, 取1. 6; q冒为冒落带岩层自重应力, q冒= h·γ ( γ 为顶板岩层容重, 取25 k N / m3) 。
根据煤层结构, 11#煤层顶板为粉砂岩, 按中硬顶板6倍采高考虑, 采高1. 2 m, 冒落带高度范围最大为7. 2 m; 则支架支护强度为0. 29 MPa。
1. 2按倍数岩重法公式
式中, qH为工作面液压支架所需支护强度; n为岩重倍数, 一般取4 ~ 8, 此处取8; hm为采高, 取最大值1. 4 m; γ 为上覆岩层容重, 25 k N / m3; α 为工作面倾角, 取最小值57°。
代入数据计算得, qH= 1. 52 k Pa。
1. 3统计类比法计算
式中, QH为工作面液压支架所需支护强度; hm为采高, 取最大值1. 4 m; Lz为周期来压步距, 根据实测结果取较大值, 30 m; Lm为控顶宽度, 3. 3 m。
代入数据计算得, QH= 318 k Pa。
2数值模拟计算
应用数值模拟软件对攀煤集团太平煤矿11#煤层急倾斜综采工作面支架支护合理强度进行模拟分析 ( 图1) 。太平煤矿地质资料显示, 11#煤层平均厚1. 2 m, 并为急倾斜煤层, 由此初步判断, 支架所需要的支护强度相对较小。因此, 在实际模拟分析时, 支架支护强度在0 ~ 0. 6 MPa范围内考虑。基于此给出6个计算方案, P分别为0, 0. 2, 0. 3, 0. 4, 0. 5, 0. 6 MPa。模拟模型分析结果如图1—图3所示。
通过数值模拟计算, 图2给出了工作面顶板初次来压期间顶板下沉量与时间的关系曲线。分析图2可以得出, 顶板下沉量随着支架支护强度的增加而逐渐减小, 支架支护强度为0 MPa时, 顶板下沉量相对较大, 工作面处于无支护状态。支架上方顶板在不同位置、不同时刻时, 其下沉量随着支护强度的不同有明显变化。然而, 当位置和支架支护强度不同时, 顶板下沉量在时间变化下没有出现有规律的变化。在下沉初期, 顶板下沉量较大, 下沉速度也较大, 所属阶段在Tp= 0 ~ 150 timestep之间。这一阶段顶板的下沉主要是由于顶板原岩应力失去平衡所致。
在顶板应力失衡状态下, 顶板需要变形以达到新的应力平衡。由于是岩体自身应力调整, 所以变形时间较短, 变形速度较大, 不过平衡时间也较短。 故这段时间反映到模型计算时步上约150 timestep。 随着内部应力的逐渐平衡, 顶板下沉进入第2阶段, 计算时步为Tp= 150 ~ 350 timestep。在这一阶段, 顶板下沉属于一个过渡阶段, 自身应力平衡变形要求已消失, 而上方基本顶对其作用还没有显现出来, 此阶段所发生的下沉主要是由于自重引起的, 位移量较小, 下沉速度也较小。当计算时步超过350 timestep后, 顶板上覆岩层对其的作用逐渐显现出来。顶板下沉位移进一步增大, 而且下沉速度也有所增大。根据煤层开采实践经验分析, 可以得知, 工作面支架所需要平衡的主要是第3阶段的顶板下沉。因此, 根据数值分析结果, 得到了在第3阶段支架支护强度对顶板下沉影响 ( 图3) [11,12,13,14]。
分析图3可知, 支架强度超过0. 4 MPa时, 支架控制顶板下沉的作用随着支护强度的增大而逐渐减弱; 支架强度0. 4 MPa以内时, 支架对控制顶板下沉的作用随着支护强度的增大变得非常明显; 支架支护强度在0. 4 MPa时, 顶板下沉量被控制在可接受的小范围之内。因而可以得出, 伴随支架支护强度的增大, 不同位置的顶板下沉位移也随之减小, 支架支护强度对顶板下沉影响的拐点为支护强度在0. 4 MPa处。根据上述分析, 可以判断出, 太平煤矿11#急倾斜煤层综采工作面支架的合理支护强度为0. 4 MPa[15,16,17]。
根据以上3种方法并对照数值模拟结果, 选取最大值, 将急倾斜煤层走向长壁液压支架的支护强度定为400 k Pa[18,19]。
3结语
合理开采 篇5
现代石油设备的出现, 极大地推动了国家石油生产发展, 为社会经济发展、国家的进步做出了巨大的贡献。但是, 由于石油设备的昂贵, 所以不易选择更换, 而更加追求它的使用寿命。对于石油钻井公司来讲以钻井为主业, 合理使用设备与优化参数配置来提高机械钻速, 从而缩短建井周期来增加经济收益。
合理使用钻井设备:
设备在负荷下运行并发挥其规定功能的过程, 即为使用过程。设备在使用过程中, 由于受到各种力和化学作用、使用方法、工作规范、工作持续时间等影响, 其技术状况发生变化而逐渐降低工作能力。为延缓这种工作能力下降过程, 必须根据设备所处的工作条件及结构性能特点, 掌握劣化的规律, 允许的工作规范, 控制设备的负荷和持续工作时间。只有操作者合理使用设备, 才能保持设备良好的工作性能, 充分发挥它的效能。下面仅对改进后F320-一4DH钻机三大工作机组的性能针对性的探讨。
钻机设备主要技术参数: (1) 钻机型号F320一-4DH; (2) 最大起升重量3200KN; (3) 最大钻井深度6000m; (4) 转盘面高度6.7m。
1钻机三大工作机组的性能分析
1.1 MRL-27.5转盘。主要的工作参数。最大工作扭矩和最高转速, 转盘在最低转速时允许产生最大工作扭矩, 它决定了转盘的输入功率;最轻载荷下允许最高转速, MRL.一27.5转盘自身有高低两个档位, 配合总离合1、2两挡, 可以有四个档位下的转速调节范围。
转盘的功率
水平输入轴功率计算式:
式中:N—功率KN;π—圆周率;M—最大工作扭矩, KN×m;n1—最低工作转速, r/min;η—钻盘的效率, 0.95~0.97。
1.2绞车。快绳的最大拉力:
式中:P快绳—快绳的最大拉办;Q游—游车钢丝绳的总负荷;Z—有效绳数;η游—提升效率;
绞车的输入功率:
式中:N—输入功率;V—绞车量低档时大钩起升速度;η总——从绞车传给大钩的效率;K—储备系数。
1.3钻井泵。钻井泵是整个循环系统的心脏, 为循环系统提供动力。我井队使用的2台宝石产的F-1600钻井泵, 属于三缸单作用泵。
钻井泵的理论排量:
式中:i—缸数;F—泵缸截面积;S—冲程长度;N2—冲次;α—上水系数。
在输入轴转速一定的情况下, 缸数、泵缸截面积、冲程长度、冲次是不变参数, 只有上水系数α随着泵压得升高, 泵的漏失量将增加, 会有所降低, 所以泵的排量随着泵压的升高会略有下降。
泵的冲次:
实际上, 泵的冲次决定于动力机也就是柴油机转速和机械传动比, 当机械传动比一定点档位不变的情况下) , 对于柴油机直接驱动的, 泵冲基本上不会受到泵压的影响, 排量和上面说的是一致的。而对于我们这种动力驱动特性较软的 (柴油机机液力变矩器驱动) , 随着泵压的变化, 泵冲会随之变化, 排量会自动调节, 这样保证了泵在一定的范围内接近恒功率工作, 关系曲线接近于双曲线变化关系。
泵的功率:
式中:N—泵的有效功率, KW;P—泵压, MPa;Q—平均排量, l/s;
动力机组功率与泵功率之间的关系:
式中:N动力—动力机组给泵提供的功率;K—动力储备系数;N—泵的有效功率;η—总的传动综合系数。
柴油机液力变矩器驱动时, 动力储备系数K=1。
2三大工作机组和动力系统之间的配合关系
F320-4DH钻机上配备的YB900单级充油调节离心式液力变矩器, 四台Z12V190B柴油大车统一驱动。三大工作机组和动力系统之间功率配合关系大致分为正常钻进和起下钻两种情况。
正常钻进工况下:
在正常钻进条件下, F320-4DH钻机四台Z12V190B柴油机通过YB900单级充油调节离心式液力变矩器统一驱动, 主要驱动功率用于泵和转盘工作。此时柴油机机、泵、转盘它们三者之间的关系可以引用这个简单的公式来表示。
式中:N大车—大车的输出功率;N钻盘—转盘的输出功率;N泵—泵输出的有效功率;K转盘—功率从并车传到转盘的综合系数;K泵—功率从并车传到泵的综合系数;K涡轮—功率从柴油机大车传到并车的综合系数。
从并车到转盘是通过链条、万向轴、齿轮等各个机械部件传动的, 所以在涡轮输出轴功率不变的情况下, K转盘是个定值不变量;从并车到泵是通过链条、万向轴、齿轮等各个机械部件传动的, 所以在涡轮输出轴功率不变的情况下, K转盘是个定值不变量。把泵功率和转盘功率公式代入, 即把公式 (1) 和公式 (5) 代入公式 (7) , 式可以得到:
再把公式 (4) 代入公式 (8) , 得到:
变形后得到:
分析:由于井场使用的柴油机—液力变矩器驱动, YB900液力变矩器是单级充油调节离心式液力变矩器, YB900它穿透性很小, 涡轮输出轴功率较小, 效率最大80%~85%, 大部分的功率转变为工作油的热量, 容易导致工作油失效和机械元件条件的坡坏。YB900液力变矩器和柴油机配合驱动时, 随着转速的升高, 变矩系数逐渐降低, 泵轮的轴上输出扭矩逐渐降低, 泵轮的轴上输出功率先升高再降低 (呈抛物线状) 。
由公式 (7) 和YB900液力变矩器和柴油机配合驱动特性可以得出, 在井深、大车转速、不变化情况下, 泵排量则不变, 当钻压增大时, 一般转盘扭矩M增大, 转盘功率开始增加, 涡轮输出轴功率增加, 泵轮的轴上输出扭矩增加, 泵轮的轴上输出转速降低, 转盘转速nt和泵排量降低 (因为泵冲次nz也降低) 。冲次降低大, 转盘功率和泵功率都下降, 维持一个稳定状态。使得钻机可以平稳运转。简言之, 就是转盘扭矩M在一定的范围内变化, YB900液力变矩器和柴油机配合驱动可以并车功率基本稳定一个定值, 但是不能超出这个范围。
在井深增加, 大车转速、转盘扭矩不变化或变化很小情况下, 泵排量则略有降低, 转盘功率变化不大, 涡轮输出轴功率不变或变化很小, 泵压则升高, 泵功率基本稳定在恒定值, 这正是最佳工作状态 (道理同上) 。但是不能超出这个范围。
所以在长期钻井实践经验过程中, 注意积累资料, 把钻机及配套设备范围找出来, 很好的用于指导实践, 使设备稳定和高效运转, 节省维修费用, 提高机械钻速。以使用三牙轮钻头HJ437为例, 柴油机转速1050rmp钻压200KN、转速53rmp、冲次106 (双泵) 、泵压18.5MPa应用上面公式, 通过计算, 为了合理充分地分配功率和提高效率的传输, 应该选择加大钻压或是开大油门来提高排量和转速, 但是三牙轮钻头的推荐钻压不超过2:160KN, 所以要继续加大油门。
参考文献
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合理开采 篇6
1 工程概况
木城涧矿开采标高由+1 050 m至-400 m, 随着生产服务年限的延长, 生产水平已经逐步向深部发展, 目前主要采区为+250 m水平3槽煤层, 该区域埋深600 m, 地层平均倾角45°, 平均煤厚2.2 m, 煤层结构简单;直接顶、直接底均为厚约3.5 m的粉砂岩, 基本顶为厚7~13 m的细粉砂岩, 基本底为厚5~10 m的细粉砂岩, 属低瓦斯矿井。3槽煤采用网格化锚固顶板无人工作面耙运开采方法, 巷道布置如图1所示。巷道断面为直角三角形, 尺寸为宽×高=3.0 m×2.5 m。
2 护巷煤柱合理尺寸模型
采用FLAC3D软件对3槽煤耙装开采进行模拟, 研究采空区下部实体煤壁支承压力峰值区域可近似判断巷道位置 (图1) , 结合不同区段护巷煤柱尺寸条件下采场围岩应力分布规律及塑性破坏特征, 进而确定所述开采条件下区段护巷煤柱的合理尺寸。
2.1 模型建立
岩石是一种脆性材料, 当荷载达到屈服强度后将发生破坏、弱化, 应属于弹塑性体, 模拟选择摩尔—库仑准则。岩石力学参数见表1。
根据煤矿现场工程实际条件, 对模型进行了一定的简化, 建立沿倾向x轴方向长90 m、沿走向y轴方向长80 m、沿竖直z轴方向高159 m的模型。模型4个侧面采用水平位移约束, 底边界施加水平及垂直位移约束。模型中的单元类型全部为8节点六面体单元, 最终模型的单元总数为234 240个, 节点总数为247 938个。模型效果如图2所示。
2.2 模拟方案
首先运用模拟软件对工作面进行开挖, 对采空区下部实体煤壁侧支承压力进行监测, 确定煤壁侧支承压力峰值出现位置, 进而依据将巷道布置于支承压力降低区的原则[5,6]制定煤柱留设方案, 预留煤柱尺寸分别为5, 6, 7, 8, 9, 10, 11, 12, 13, 14, 15, 16, 17, 18, 19, 20 m, 对不同煤柱尺寸情况进行模拟运算。在距下区段采准巷道上帮煤壁2 m、底板下方2m及顶板上方2 m巷道围岩内分别设置A、B、C三个测点对巷道围岩应力进行监测 (图3) 。
3 数值模拟结果分析
3.1 采场围岩应力分布规律
在未开掘下区段采准巷道的情况下, 对上区段工作面进行开挖, 采空区实体煤壁侧不同距离监测点所测支承压力曲线如图4所示。实体煤壁侧支承压力的峰值区域距煤壁3.5~5.0 m。为保证下区段采准巷道的安全使用, 下区段采准巷道应布置在支承压力降低区域, 即距实体煤壁小于3 m或大于5 m处。
工作面和下区段采准巷道同时开挖, 留设不同宽度煤柱情况下各监测点所受支承压力变化如图5所示。据图5分析知:随着留设煤柱宽度逐渐增加, 3个监测点所受支承压力均有减小趋势;两侧实体煤壁内所受支承压力大于巷道顶板2 m处压力, 护巷煤柱宽度在5~8 m时, 垂直应力减小速率较大, 在8~13 m时垂直应力减小速率较小, 煤柱宽度超过16 m时压力大小变化基本趋于稳定, 此时, 巷道围岩所受支承压力较小, 巷道处于安全范围。
3.2 围岩塑性区分布特征
图6为留设不同尺寸煤柱条件下, 工作面与下区段采准巷道围岩发生塑性破坏情况, 因篇幅有限仅给出煤柱宽度6, 9, 12, 15 m四种情况下模拟图。分析知:当煤柱宽度为5~6 m时, 下区段采准巷道的围岩破坏形态基本类似, 煤柱完全发生塑性破坏;煤柱宽度为9 m时中间有弹性区出现, 随着煤柱宽度继续增加, 弹性区域逐渐扩大;当煤柱宽12 m时两端破坏形态基本趋于稳定, 不再随宽度变化而发生变化。
3.3 护巷煤柱宽度的确定
下区段采准巷道应避开实体煤壁侧支承压力峰值区域, 由图4可知, 支承压力峰值在3.5~5.0 m区域, 煤柱宽度应该大于5 m;结合图5中3条应力监测曲线表明, 护巷煤柱宽度应超过16 m。
由图5围岩塑性破坏分布可看出, 巷道宽12 m时, 煤柱两侧塑性破坏区域基本稳定。但是结合急倾斜煤层倾角大于矸石自然安息角35°, 采空区顶板垮落碎石沿采空区滚落对煤柱产生巨大冲击, 造成煤柱承载能力降低考虑, 需在上述煤柱宽度数值确定时引用开采安全系数k (一般取1.10~1.45[5]) , 在此取1.35, 计算得护巷煤柱宽度为16.2 m。
4 煤柱合理尺寸理论计算
依据图7简化模型, 应用极限平衡理论, 结合矿井实测资料, 计算合理的护巷煤柱宽度公式如下:
根据文献[5]可知, 煤柱采空区侧塑性区宽度计算公式为:
煤层开采过程中, 采空区滚落碎石对煤柱冲击是影响煤柱稳定性的重要因素, 因此在公式中引入开采稳定系数d, d=1.5~3.0。则采空区侧煤柱塑性区宽度公式为:
由文献[6]知, 煤柱的极限承载强度为:
式中, a为留宽;H为采深。
据弹塑性理论求得巷道围岩塑性区宽度为:
式中, M为区段平巷高度, 取2.5 m;d为开采扰动系数, 取1.5;α为煤层倾角, 取45°;β为侧压系数, 取0.3;φ为煤层内摩擦角, 取30°;c为煤体内聚力, 取2.8 MPa;r0为巷道等效半径, 取2 m;γ1为岩体平均容重, 取42 k N/m3;Px为支护阻力, 取0 MPa;γ0为煤体平均容重, 取14 k N/m3;γ为上覆岩层容重, 取25 k N/m3。
为充分保证煤柱安全稳定, 弹性核宽度应不小于2倍采高, 即R=2 m。
经过计算, 区段煤柱尺寸最小为16.9 m, 与数值模拟结果对应, 最终采用17 m煤柱。
5 工程应用效果
护巷煤柱研究成果在木城涧煤矿+250 m水平3槽煤开采中进行了应用。3槽煤下区段护巷煤柱宽度留设为17 m, 为判断该尺寸合理性, 在现场进行巷道围岩位移监测, 巷道表面位移变形曲线如图8所示。
监测表明, 在工作面碎石冲击及上覆岩层压力作用下煤柱未出现破坏现象。下区段采准巷道围岩表面移近量较小, 顶底板和两帮最大移近量分别为59, 33 mm。随着时间延长, 相对移近速率逐渐减小, 可判断在3槽煤工况条件下留设17 m护巷煤柱可以较好地保持采准巷道的稳定。
6 结论
(1) 煤层倾角是急倾斜煤层护巷煤柱留设重要影响因素;急倾斜煤层采空区围岩内支承压力峰值距煤壁较近, 为充分保证煤柱安全稳定, 急倾斜煤层应选择大煤柱护巷。
(2) 针对木城涧矿井实际情况, 综合采用理论计算、数值分析的方法, 研究了急倾斜煤层耙运开采采场围岩应力分布规律及塑性破坏特征, 最终确定3槽煤耙装工作面区段护巷煤柱宽度为17 m。
摘要：为了解决急倾斜煤层网格化锚固顶板无人工作面耙运开采护巷煤柱合理尺寸的问题, 以木城涧煤矿+250 m水平南翼东一采区3槽煤为背景, 采用理论计算、数值分析的方法研究了采场围岩应力分布规律及塑性破坏特征, 确定了3槽煤区段护巷煤柱的合理尺寸, 对运用该采煤方法的同类急倾斜煤层采面留设合理煤柱尺寸提供了依据。
关键词：急倾斜煤层,耙装开采,护巷煤柱
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合理开采 篇7
尽管实践中开采保护层并辅以综合抽放被保护煤层瓦斯取得了良好的效果, 但是, 目前在对开采保护层这一问题的认识上仍有偏差。有人认为开采保护层给企业增加了负担, 耗费资金, 没有经济效益, 同时开采保护层工程复杂, 技术难度大, 难以实施。为此, 本文对登封矿区煤与瓦斯突出矿井开采保护层的合理性、科学性进行了分析论证。
1 开采保护层的可行性分析
2009年5月, 国家安全生产监督管理总局以第19号令发布了《防治煤与瓦斯突出规定》, 该规定第六条、第四十条明确指出“防突工作坚持区域防突措施先行”、“区域防突措施应当首先采用开采保护层”。2011年5月, 国务院办公厅以“国办发[2011]26号”转发发展改革委、安全监管总局《关于进一步加强煤矿瓦斯防治工作若干意见》的通知, “要求地方政府和煤矿企业要制定鼓励措施, 支持煤与瓦斯突出矿井落实开采保护层、预抽煤层瓦斯等区域性防突措施”。
近年来, 国家以淮南矿区为试点, 研究突出矿井开采保护层的技术措施及配套技术, 并向全国煤矿大力推广, 这使淮南煤矿及全国各个开采保护层的突出矿井安全生产形势发生了根本性转变, 高、突矿井通过治理变成了非突矿井, 安全生产形势持续好转, 促进了企业的安全发展、经济的快速增长, 同时促进了煤矿安全形势的好转。
由此可见, 开采保护层符合国家安全生产法规规定, 且试点应用效果较好, 开采保护层是可行的。
2 登封矿区下保护层开采试验分析
登封矿区可供选择的保护层有4层:即二2煤层、一3煤层、一5煤层和一7煤层。山西组二1 煤层是登封矿区的主采煤层, 位于二1煤层之上的二2煤层, 煤层厚为0～0.90 m, 平均厚为0.51 m, 与下伏二1煤层间距为11.0～17.8 m。二2煤层底板为大占砂岩, 顶板为砂质泥岩, 属于优先选择的上保护层。但是对二2煤层的瓦斯技术参数, 在过去的勘探阶段和生产时期, 没有做过详细的测定工作, 因此对二2煤层的瓦斯敏感性指标及相关参数, 需要进行科学测定及总结。位于二1煤层底板以下的保护层太原组一7、一5和一3煤层的赋存情况见表1。
登封矿区二1煤层上、下赋存的二2、一3、一5、一7等煤层, 按照国家《防治煤与瓦斯突出规定》, 对它们有效保护范围的有关参数进行科学的分析计算后得知, 上述4个煤层都符合《防治煤与瓦斯突出规定》的第四十八条要求, 可以根据矿井的实际地质条件选择矿井所需要的保护层进行开采, 并按《防治煤与瓦斯突出规定》要求编制防突专项设计。
中国矿业大学曾对金岭、磴槽、新丰等煤矿开采保护层进行了试验研究, 开采试验研究表明:被保护二1煤层位于保护层一5、一7煤层的基本顶以上, 由于保护层开采, 使得上覆煤岩体产生缓慢下沉变形, 在不同软硬岩层之间出现沿层面的离层裂隙, 被保护二1煤层产生卸压膨胀变形, 煤层中产生大量顺层裂隙, 而竖向破断裂隙极少。二1煤层卸压瓦斯沿层间形成的顺层裂隙流动, 不会涌入保护层工作面, 同时通过对被保护层卸压瓦斯强化综合抽采, 不但可以消除二1煤层突出危险, 而且可以将高瓦斯突出煤层转变为低瓦斯无突出煤层, 以实现二1煤层的安全、高效开采。
3 结语
(1) 国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局发布的《防治煤与瓦斯突出规定》要求:“防突工作坚持区域防突措施先行”、“区域防突措施应当优先采用开采保护层”。因此有条件的矿井应当综合分析, 优先选择适宜的保护层先行开采;并对被保护层卸压瓦斯采用强化抽采措施, 变高瓦斯突出煤层为低瓦斯无突出煤层, 实现二1煤层的安全高效开采。