




版权说明:本文档由用户提供并上传,收益归属内容提供方,若内容存在侵权,请进行举报或认领
文档简介
第页结合以上公式,把已知值代入,可得:容易时期:总风阻为:总等积孔:=1.1917/=3.2m2困难时期:总风阻为:总等积孔:=1.1917/=2.8m2通风容易时期和通风困难时期的总风阻和等积孔见表9-3-3:表9-3-3矿井等积孔容易时期困难时期总风阻/0.140.18等积孔/m23.22.8表9-3-4矿井通风难易程度与等积孔的关系表通风阻力等级通风难易程度等积孔大阻力矿中阻力矿小阻力矿困难中等容易<1m21~2m2>2m2由以上计算看出,本矿井通风容易时期和通风困难时期总等积孔均大于2m2,总风阻均小于0.35N·S2/m8,属于通风容易矿井。9.4选择矿井通风设备9.4.1选择主要通风机的基本原则根据《煤炭工业设计规范》等技术文件的有关规定,进行通风机设备选型时,应符合下列通风机选型的原则:①风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求,并适当照顾第二水平通风;在风机的服务年限内其工况点应在合理的工作范围之内。②当风机在服务年限内阻力变化较大时,可考虑分期选择电机,但初装电机的使用年限不小于5年。③风机的通风能力应留有一定的富裕量。在最大设计风量时,轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用最大值小5°;风机的转速不大于额定值的90%。④考虑风量调节时,应尽量避免使用风硐闸门调节。⑤正常情况下,主要通风机不采用联合运转。根据前面计算,用扇风机的个体特性曲线来选择主要通风机,要先确定通风容易和通风困难两个时期主要通风机运转时的工况点。9.4.2通风机风压的确定1)自然风压通风机的压力与自然风压有很大关系。风机选型时计算风机压力须计算出矿井自然风压。矿井自然风压的大小,最要取决于矿井风井的深度及内部的风流的密度。(1)静压矿井进、出风井的空气柱的容重差以及高度差和其它自然因素所形成的压力成为自然风压,它对矿井风机的工况点会产生一定的影响,因此设计中应考虑自然风压对风机的影响。H=ΔρgH(9-16)式中:Δρ——进风井筒与出风井筒空气平均密度差,kg/m3,见表9-4-1;H——井筒深度,m。表9-4-1空气平均密度项目进风井筒/kg·m-3出风井筒/kg·m-3冬1.281.24夏1.221.26副井深度:Z副井=560m风井深度:Z风井=550m高差:Z高差=560-550=10m冬季空气密度取:ρ进=1.28kg/m3,ρ出=1.20kg/m3,Ρ平均=1/2×(ρ进+ρ出)=1.26kg/m3冬季自然风压:hna=ρ进gZ副井+ρ平均gZ高差-ρ风井gZ风井(9-17)=1.28×9.8×560+1.26×9.8×10-1.24×9.8×550=61.52Pa夏季空气密度取:ρ进=1.20kg/m3,ρ出=1.24kg/m3,ρ平均=1/2×(ρ进+ρ出)=1.22kg/m3夏季自然风压:hna=ρ进gZ副井-ρ平均gZ高差-ρ风井gZ风井(9-18)=1.20×9.8×560+1.22×9.8×10-1.24×9.8×550=-357.5Pa冬季自然风压有利于矿井通风,压力为61.52Pa,夏季自然风压阻碍矿井通风,压力为-357.5Pa。2)主要通风机工作风压(1)该矿井为抽出式通风,通风容易时期主要通风机静风压:(9-19)式中:——通风容易时期主要通风机静风压,Pa;——表示通风容易时期矿井通风总阻力,Pa;——表示容易时期帮助通风的自然风压,=61.52;——表示风峒的通风阻力,通常为20~50,取50Pa。故:=1354.55-61.52+50=1389.03Pa(2)通风困难时期,考虑自然风压反对主要通风机通风,主要通风机静风压:(9-20)式中:——通风困难时期主要通风机静风压,Pa;——表示通风困难时期矿井通风总阻力,Pa;——表示困难时期反对通风的自然风压,=357.5;——表示风峒的通风阻力,通常为20~50,取50Pa。故:=2373.48+357.5+50=2780.98Pa(3)主要通风机的实际通过风量因有外部漏风(防爆门和通风机风硐漏风)通过主要通风机的风量必大于矿井总风量,对于抽出式用下式计算:(9-21)式中:——实际风量,m3/s;1.05——抽出式矿井通风外部漏风系数;——风井总风量,m3/s。容易时期:=1.05×5922.27/60=103.6m3/s困难时期:=1.05×6871.02/60=120.2m3/s9.4.3主要通风机工况点以同样的比例把矿井总风阻曲线绘制于通风机个体特性曲线图中,则风阻曲线与风压曲线交于点,此点就是通风机工况点或工作点。工况点的坐标值就是该主要通风机实际产生的静压和风量。通风机的选择方法是:根据矿井通风设计所算出的需要风量,和风压的数据,在从许多条表示不同型号、尺寸、不同转数或不同叶片安装角的主要通风机运转特性曲线中选择一条合适的特性曲线,所选的这条特性曲线,表明了它所属的主要通风机型号、尺寸、转数和叶片安装角度等。这就是选择主要通风机的方法。作风阻曲线由风机风压与风量的关系方程确定;通风机特性曲线由选择的主要通风机确定。容易时期:(9-22)困难时期:(9-23)则主要通风机工作参数见下表:表9-4-2主要通风机工作参数一览表项目容易时期困难时期单位风量/m3·s-1风压/Pa风阻/N·s2·m-8风量/m3·s-1风压/Pa风阻/N·s2·m-8103.61389.030.129120.22780.980.1929.4.4主要通风机的选择及风机性能曲线在选择通风机的时候,工况点要在通风机的合理工作范围内,轴流式通风机的合理工作范围如下:上限:应在“驼峰”右侧,实际应用的最大风压值的0.9倍以下。下限:通风机的运转效率,不得低于0.6。左限:叶片安装角θ的最小值,对一级叶轮为10°,二级叶轮为15°。右限:叶片安装角θ的最大值,对一级叶轮为40°,二级叶轮为45°。根据以上原则及表9-4-2中的风机工况点选择东西两翼风机为:FBCDZ-8-NO.24B型的对旋式轴流风机。根据FBCDZ-8-NO.24B型的对旋式轴流风机的性能曲线,可以确定主要通风机实际工况点,见表9-4-3。表9-4-3主要通风机工况点型号时期叶片安装角/°转速/r·min-1风压/Pa风量/m3·s-1效率/%输入功率/kWFBCDZ-8-NO.24B容易43/3574014861070.74216困难55/4774029101230.804439.4.5电动机选型根据矿井通风容易时期和困难时期主要通风机的输入功率和计算电动机的输出功率。由/=216/443=0.49﹤0.6,故通风容易时期和困难时期需要选用不同的电动机。电动机的输出功率:(9-24)式中:——电动机的输出功率,kW;——通风机的输入功率,kW;——电动机容量备用系数,取1.15;——电动机效率,取0.90;容易时期:=216×1.15/0.90=276(kW)困难时期:=443×1.15/0.90=566.1(kW)根据电动机的输出功率和输入功率以及主要通风机要求的转速,选择型号为JR157-8和JR1512-8的异步电动机,其详细参数见表9-4-4。表9-4-4电动机参数时期型号功率/kw电压/V电流/A转速/rpm效率/%功率因数容易JR157-8320600036.573590.50.83困难JR1512-857060006873592.50.859.6安全灾害的预防措施9.6.1预防瓦斯和煤尘爆炸的措施(1)回采和掘进工作面以及回风巷中,必须按规定定期检查瓦斯,如发现异常,必须按规定处理。(2)盲巷、盲硐、片帮及冒顶处等容易积聚瓦斯的地点,必须及时处理。(3)掘进应采用双风机,双电源和风电闭锁装置。(4)掘进与回采工作面应安设瓦斯自动报警装置。(5)大巷及装煤站应安设瓦斯自动报警断电仪。瓦斯超限后应自动切断供电及架线电源。(6)所有易产生煤尘的地点。必须采取洒水灭尘等防尘设备及除尘设施。(7)井下风速必须严格控制,防止煤尘飞扬。井下所有煤仓和溜煤眼均应保持一定存煤,不得放空,不得兼作通风眼。(8)综采工作面应采取煤尘注水。按照保安规程设计悬挂岩粉棚和防水棚。(9)煤尘应定期清扫。巷道应定期冲刷,各个转煤点应进行喷雾洒水。9.6.2预防井下火灾的措施(1)井下中央水泵房和中央变电所设置密闭门、防火门。并设设区域返风系统。(2)井下机电设备选用防爆型为原则。应加强机电设备的安装质量。并加强维修及管理。防止漏电及短路产生高温和火花。(3)对自然发火的煤层,应加强煤炭与坑木的加收;加强密闭,及时密闭采空区;对停采线进行黄泥灌浆或喷洒阻化剂;分层开采还应在采区随采随注。(4)二阻化剂防火:根据化验与实践,本矿自然发火期长,但为确保安全,应预备部分黄泥用于危险时期灌浆。9.6.3防水措施(1)井巷出水点的位置及其水量,前采空区积水范围、标高和积水量,都必须绘出采掘工程图上。(2)主要水仓必须有主仓和副仓,当一个水仓清理时,另一个水仓能正常使用。(3)采掘工作面遇到下列情况之一时,必须确定探水线,进行探水,确认无突水危险后,方可前进。①接近水淹或可能积水的井巷、老空或小煤矿时;②接近水文地质复杂的区域,并有出水征兆时;③接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时;④打开隔离煤柱放水时;⑤接近有出水可能的钻孔时;⑥接近有水或稀泥的灌泥区时;⑦底板原始导水裂隙有透水危险时;⑧接近其它可能出水地区时。10矿井基本技术经济指标表10-1设计矿井基本技术经济指标序号技术经济指标项目单位数量或内容1煤的牌号优质气煤2可采煤层数目层13可采煤层总厚度m2.94煤层倾角°0~6(平均3°)5(1)矿井工业储量Mt311.4(2)矿井可采储量Mt124.56(1)矿井年工作日数d330(2)日采煤班数班27(1)矿井年生产能力Mt/a120(2)矿井日生产能力t/d3327.08矿井服务年限a79.89矿井第一水平服务年限a79.810井田走向长度m5250井田倾斜长度m760011瓦斯等级—低12(1)矿井正常涌水量m3/h378(2)矿井最大涌水量m3/h40013通风方式—中央并列式式14开拓方式—立井单水平15一水平标高m-50016生产的工作面数目个117采煤工作面年推进度m158418(1)移交时井巷工程量m12000(2)达产时井巷工程量m1600019开拓掘进队数个320大巷运输方式—机车牵引固定矿车21矿车类型—固定矿车和自制平板车22电机车类型台数蓄电池电机车3台23设计煤层采煤方法—综采一次采全高24(1)工作面长度m210(2)工作面推进度m/月132(3)工作面坑木消耗量m3/千t0.6参考文献[1]杜计平.采矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社,2008[2]徐永圻.采矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003[3]林在康,左秀峰.矿业信息及计算机应用[M].徐州:中国矿业大学出版社,2002[4]林在康,李希海.采矿工程专业毕业设计手册[M].徐州:中国矿业大学出版社,2008[5]郑西贵,李学华.采矿AutoCAD2006入门与提高[M].徐州:中国矿业大学出版社,2005[6]钱鸣高,石平五.矿山压力及岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003[7]王德明.矿井通风与安全[M].徐州:中国矿业大学出版社,2007[8]杨梦达.煤矿地质学[M].北京:煤炭工业出版社,2000[9].中国煤炭建设协会.煤炭工业矿井设计规范[M].北京:中国计划出版社,2005[10]岑传鸿,窦林名.采场顶板控制与监测技术[M].徐州:中国矿业大学出版社,2004[11]蒋国安,吕家立.采矿工程英语[M].徐州:中国矿业大学出版社,1998[12]李位民.特大型现代化矿井建设与工程实践[M].北京:煤炭工业出版社,2001[13]综采设备管理手册编委会.综采设备管理手册[M].北京:煤炭工业出版社,1994[14]中国煤矿安全监察局.煤矿安全规程[M].北京:煤炭工业出版社,2006[15]朱真才,韩振铎.采掘机械与液压传动[M].徐州:中国矿业大学出版社,2005[16]洪晓华.矿井运输提升[M].徐州:中国矿业大学出版社,2005[17]中国统配煤矿总公司物资供应局.煤炭工业设备手册[M].徐州:中国矿业大学出版社,1992[18]章玉华.技术经济学[M].徐州:中国矿业大学出版社,1995[19]张宝明,陈炎光.中国煤炭高产高效技术[M].徐州:中国矿业大学出版社,2001[20]于海勇.综采开采的基础理论[M].北京:煤炭工业出版社,1995[21]王省身.矿井灾害防治理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社,1989[22]刘刚.井巷工程[M].徐州:中国矿业大学出版社,2005[23]中国煤炭建设协会.煤炭建设井巷工程概算定额[M].北京:煤炭工业出版社,2008[24]邹喜正,刘长友.安全高效矿井开采技术[M].徐州:中国矿业大学出版社,2007[25]徐永圻.煤矿开采学[M].徐州:中国矿业大学出版社,1999专题部分厚煤层分层开采及巷道合理位置确定模拟分析摘要:运用数值模拟分析方法,研究煤柱支承压力在底板的分布规律。研究结果表明,煤柱底板的应力分布具有明显的非均匀分布特征,应力集中程度最高地方在煤柱内和煤柱下,向采空区发展则应力集中程度迅速降低;布置下分层回采巷道中,除避开煤柱支承压力增高区外,还应考虑煤梓下底板应力分布状态非均匀性的影响,应力分布状态的非均匀分布特征可用应力改变率衡量。研究结果对类似条件下巷道合理布置具有一定指导意义。关键词:厚煤层分层开采;数值模拟;应力状态;巷道布置概述我国是世界上煤炭生产和消费大国,2007年我国煤炭产量达25×108t以上,占世界煤炭产量的1/3以上。我国一次能源的70%来自于煤炭,因此煤炭在我国能源结构中具有其它能源无法替代的作用。在我国现有煤炭储量和产量中,厚煤层(厚度≥3.5m)的产量和储量均占45%左右,是我国实现高产高效开采的主力煤层,具有资源储量优势。由于煤层厚度大,对其开采可以有多种方法进行选择。随着煤炭市场好转和高产高效开采的迫切需要,放顶煤开采和大采高开采技术得到了快速发展和广泛应用。然而煤炭开采与具体的地质条件、开采条件等有密切关系,因此厚煤层开采要根据煤层条件和技术条件等采用合适的开采方法。对于特厚煤层目前的开采方法主要有大采高一次采全厚综采采煤法、综采放顶煤方法和分层开采方法。在现有的技术装备条件下,煤层厚度在3.5~6.0m时应优先采用大采高一次采全厚综采采煤方法;煤层厚度在6~10m时可选用放顶煤一次采全高开采方法;当煤层厚度大于10m时可采用分层开采和放顶煤开采两种方法,其选择的依据主要取决于煤层的可放性。1我国厚煤层分层开采的主要方法在20世纪80年代以前,厚煤层主要以分层开采为主,即平行于厚煤层面将厚煤层分为若干个2.0~3.0m左右的分层自上而下逐层开采,个别也有自下而上逐层开采的。当自上而下逐层开采时,上一分层开采后,下一分层是在上分层垮落的顶板下进行,为确保下分层回采安全,上分层必须铺设人工假顶或形成再生顶板。目前多采用在分层间铺设金属网,作为下一分层开采的“假顶”,如图1.下分层开采在“假顶”保护下作业,称为下行分层开采。有的矿区为了进行地面保护,或在特易自燃的特厚煤层条件下采用了上行充填开采,如水砂充填、风力充填等,称为上行分层开采。图1分层开采示意图分层开采的优点是技术相对成熟,是我国长期应用的1种采煤方法,具有设备投资少、一次采高小、瓦斯治理技术相对成熟、上露岩层及地表可以实现缓慢下沉等。2厚煤层分层开采与其它采煤方法的比较厚煤层开采的效益好,可使用的方法也相对较多,无论采用哪一种方法进行开采,都可获得较好的经济效益。在20世纪80年代初期以前,厚煤层开采的主要方法是分层开采,但是到了20世纪90年代中期后,由于放顶煤开采的效益好,产量高,在某些矿区试验成功后,全国迅速推广放顶煤开采方法。近年来由于大采高开采技术装备的逐渐成熟,全国又迅速推广大采高方法,这就使得表面上看厚煤层开采经历了由分层开采、放顶煤开采、大采高开采3个阶段,似乎从技术等级上也是由普通的分层开采,经历放顶煤开采到高技术的大采高开采,但事实上并非如此。从厚煤层开采的沿革而言,经历了由分层开采、放顶煤开采、大采高开采3个阶段,但是我们不能简单地说这3种方法具有低级到高级的关系,而是针对不同条件而采取的不同方法。有些条件下,需要采取多种方法的综合。如在我国新疆等地,存在许多厚度达30~50m的煤层,对于该类煤层,显然简单的采用一种方法不尽合理,若井型条件允许,采用分层大采高放顶煤开采是首选方法。因此,根据具体煤层条件选用合适的开采方法,做到与环境协调发展,使煤炭资源回收率和开采效益最大化是当前我国厚煤层开采中面临的主要问题。在放顶煤开采的高潮期,个别条件不适宜放顶煤开采的矿井也应用了放顶煤技术,使得资源回收率和开采效益不尽如人意。今天在大采高开采技术比较成熟的条件下,许多矿井都在创造条件应用大采高开采方法,也可能最后发现有些条件不适宜应用大采高技术。因此针对具体煤层条件和企业的经济实力选择合适的开采方法尤其重要。一般而言,对于井型较小、煤层瓦斯灾害严重、煤层硬度较小、地面需要缓慢下沉的矿井应用分层开采仍然是合适的开采方法。对于瓦斯较小或者瓦斯可以得到有效治理、煤层硬度较小、厚度在6~15m的煤层,采用放顶煤开采方法则是较好的选择。对于煤层厚度4~7m,煤层硬度较大,工作面生产能力要求较大的煤层,采用大采高开采则是较好的方法。对于多数特厚煤层,如厚度在10m以上,甚至达到30m或者50m时,可以综合应用上述几种方法,其实对于许多巨厚煤层,在埋深等条件允许时,也可以考虑采用露天开采方法。在厚煤层开采过程中,目前急需解决如下一些问题。3厚煤层分层开采所面临的问题3.1厚煤层分层开采顶板管理问题厚煤层分层开采最突出的问题就是顶板管理问题。根据下分层顶板形成条件不同,分层综采可分为3类:人工假顶分层综采、留煤皮假顶分层综采和再生顶板分层综采。目前在人工假顶分层综采工作面中,已广泛使用塑料网人工顶板。塑料网以聚丙稀为主要原料编织而成,具有重量轻、耐腐蚀、防老化、抗静电等特点,并且单价较金属网低。根据国内的经验数据,人工假顶分层综采工作面单产在210~215万t/a左右。再生顶板分层综采,其工艺简单、工序少、成本低、煤炭资源回收率高。但再生顶板的形成对地质条件和水文地质条件的要求比较苛刻,此外,还需考虑下分层开采的滞后时间、采掘接续等问题。顶分层冒落的岩块,能否形成再生顶板,主要取决于伪顶和直接顶的岩石性质,对于伪顶较厚的泥质页岩,只有铺单层网加注浆的方法,才可形成再生顶板并达到满意的效果;当直接顶岩石中含有40%以上粘土页岩,采空区湿度高,并有足够的压力时,也可形成再生顶板。留煤皮作假顶的分层综采,虽然推进速度比铺网分层综采快,也不必考虑顶板的再生问题,但煤炭回收率较低。目前,厚煤层顶板事故发生最频繁的是推垮型冒顶事故。人工假顶上部是上分层开采后一次或数次陷落的松散破碎矸石,经黄泥灌浆、矸石自重压实、破碎矸石间存在一定的摩擦力及相互吸引力,有一定的粘结强度,但与原始顶板岩石相比其强度还是很低的,所以人工假顶下顶板的管理是受松散、破碎矸石层的特定条件控制的,这种顶板极易分离、断裂、下沉、移动,活动性很强。因此,这是造成推跨型冒顶事故的主要原因。3.1.1厚煤层分层开采推垮型冒顶事故的原因(1)支柱的迎山角架设不当,形成退山或反山,故支柱对顶板的支撑力不强,当顶板来压时,支柱失稳而倾倒。(2)缺柱、柱子初撑力不够、单体液压支柱漏液卸载、支架架设质量差等造成顶板破碎矸石下沉分离,引起局部网兜,网兜四周支柱失稳,并逐渐失去支撑力。(3)人工假顶上的破碎矸石经过黄泥灌浆互相粘结和矸石自重压实,并由于破碎矸石间有一定的摩擦力和相互吸引力,所以金属网假顶下顶板压力小,支架受力不大,根据矿压观测的结果,支柱载荷一般为150~200KN/m,因而支柱稳定性差。(4)联网质量差或网子间局部未联,工作面发生局部冒顶,进、回风巷道掘进时发生局部冒顶,未进行处理,形成顶板空洞,造成金属网假顶上破碎矸石沿倾斜方向向下滑动的危险空隙,遇有分离、断裂,顶板即向下移动,从而导致大面积推垮型冒顶事故。(5)开切眼重叠布置,上分层放顶只有部分冒落,金属网边未落,矸石未充满采空区,由于放炮、回柱、割煤等工序诱发条件的影响,兜住顶板松散矸石的金属网极易带动支架向老塘倾倒移动,而造成大面积推垮型冒顶事故。(6)开切眼内错布置,放顶前金属网未剪断或剪网不彻底,回柱后形成整条网兜或局部间隔网兜,造成支架向老塘倾倒移动,而发生大面积推垮型冒顶。3.1.2厚煤层分层开采推垮型冒顶事故的特征(1)重大推垮型冒顶事故多发生在初次放顶期间。(2)冒顶前顶板压力显现不明显,没有征兆,是在人员工作中突然发生的。(3)突发性大,冒顶来势猛,速度快,工作人员来不及避难,从多次抢救出来的遇难者看都是在原地工作时的姿态,几乎没有来得及跑动一步,是人力无法抗拒的。(4)冒顶前支柱受力不大,冒顶后顶梁、柱子没有折损,推倒的柱子方向明显,均沿倾斜下方被推倒。(5)冒顶后人工假顶有的沿煤壁切断,有的沿煤壁下垂至底板,将工作面上下端隔断,给抢救工作和恢复生产造成极大的困难。(6)冒顶物主要为黄泥胶结后的碎煤、碎矸。(7)冒顶可发生在各种工序时间,有的在回柱过程中,有的在准备作业中。3.1.3防治措施(1)搞好工作面工程质量,特别是支架质量。支柱的迎山角要架设合理,迎山有力支架齐全无损,加强单体液压支柱的检查维护,消除漏液卸载,提高支柱支撑力,以减少顶板破碎矸石的分离、下沉、断裂。(2)加强黄泥灌浆和开采时间的合理安排。黄泥灌浆可采用随采随灌和采后封闭灌浆的方法,灌人黄土量要达到采出吨煤量的一倍,才能粘结好顶板破碎歼石,要尽量减少分层回采工作面未灌浆而连续开采,同时要合理安排开采时间,上分层开采后要有3~6个月的停采间隔,使顶板矸石冒落稳定,自重压实。(3)做好人工假顶的铺设和联结。要铺设平展联结牢固,网边网头对结联牢,隔一个孔或孔孔相联,杜绝局部断网而造成冒顶。(4)分层开切眼内错布置时,第一次放顶前必须剪断靠煤柱侧的金属网,做到断网放顶。分层开切眼重叠布置时,第一次放顶前要在上分层网边靠煤柱侧挂网,挂网高度同采高,以利本分层放顶时受力均匀,下分层掘进开切眼时在金属网下,避免掘进冒顶,回采漏顶。(5)认真做好初次放顶期间的顶板管理。用拉钩式连接器将工作面单体液压支柱连结成“整体支架”,增加支架的稳定性,合理确定工作面支护密度。3.2厚煤层分层开采通风问题及其解决方案厚煤层分层开采由于再生的复合顶板完整性较差,工作面漏风比较严重,尤其是下分层初期开采时,更为明显,对安全生产影响较大。3.2.1存在问题1.工作面风速低。由于漏风造成工作面供风量小于设计要求,致使风速满足不了实际需要,风速达不到原设计要求,很难将生产中的煤尘带走,往往容易造成煤尘积累超限,这对矿井安全生产威胁十分严重。2.工作面风量小。由于复合顶板的完整性较差,给工作面漏风创造了条件,生产时容易形成进、回两巷间风流短路,造成工作面供风量小,很难达到设计要求。尤其在下分层初期生产时,由于供风线路较长,漏风点多,损失的风量多,因此工作面风量小的问题更为突出。并且,由于风量小,很难将生产中产生的有害气体稀释,这对职工身体健康及安全生产十分不利。3.工作面温度高。工作面风量小势必影响工作面的温度,高温作业对职工的身体健康十分不利,从而对安全生产也会有影响的。4.其他。由于漏风,影响工作面的风量,很容易造成瓦斯、煤尘积聚,严重时会发生瓦斯、煤尘爆炸。此外,漏风给上分层的采空区提供了供氧条件,极易形成煤层自燃发火,这些重大隐患对生产的威胁十分严重。3.2.2解决方法(1)煤层注水回采前预先注水湿润煤体,是降低煤层开采时粉尘产生量的最有效的方法。控制生产过程中的产尘量,是为了预防煤层自燃发火。此外,对工作面降温效果也比较好。因此,在生产前要按设计要求,加强煤层注水,既可降温灭尘,又有利于再生顶板形成。2.2.2采空区注浆上分层采空区注浆效果如何,直接影响下分层复合顶板的形成;而且注浆对煤层自燃发火也能起到预防作用。加强上分层采空区注浆,提高下分层复合顶板的质量,对减少工作面漏风是十分关键的。2.2.3喷堵进风巷进风巷靠近工作面的上隅角是漏风的关键部位,架棚巷道尤为突出。对进风巷进行喷堵,对减少漏风效果比较明显。目前主要以喷浆封堵为主,此外也可以采取注凝胶及其它材料进行封堵。2.2.4吊挂挡风帘工作面靠近采空区侧漏风也是工作面风量损失的一个主要原因,靠近采空区一侧吊挂挡风帘,可有效控制采空区漏风,减少工作面风量的损失,提高风量的利用率。2.2.5加强通风设施管理,合理选择工作面风量加强工作面通风设施的管理,减少沿途风量的损失,合理选择工作面的供风量,按规程要求及时测风,发现风量变化,及时对系统进行调整,以保证工作面生产风量的需求。3.3厚煤层分层开采采空区自燃问题及解决方案厚煤层分层开采采用分层综采无煤柱开采,会使本分层工作面采空区以及层与层之间采空区连成一片组成大面积采空区,各采空区密闭墙频繁的启封,导致各种漏风通道使采空区的浮煤供氧预氧化,如果一处出现自燃,其有害气体必然波及整个相连的采空区以及影响到生产工作面,采空区漏风规律复杂,处理难度相当大。自然发火是制约厚煤层开采工艺发展的重要因素之一,也是煤炭科技工作者多年来致力解决的一个难题。3.3.1分层自燃发火类别分析采用分层综采无煤柱开采技术,对提高煤炭资源的回收率,减少煤炭资源的损失,产生了巨大的经济和社会效益,但是由于分层开采,特别给下分层开采防灭火工作带来了一系列新情况。(1)分层开采时一分层采空区发火机率较低,下分层及邻区准备或开采时引起上分层或相邻采空区内部发火机率较高,其主要原因是下分层开采时重新揭露煤层,造成漏风供氧继续氧化上分层浮煤所致,由于上分层的遗留煤已经预氧化,下分层开采时重新供氧,浮煤自然发火期缩短,自然危险性增强。(2)无煤柱开采使得本工作面采空区和相邻采空区连成一片组成大面积采空区,各条停采线也都相互连通,如果一处出现自燃,其有害气体必然波及整个相连的采空区;更为严重的是,有害气体还会影响到生产工作面,采空区漏风规律复杂,处理难度相当大。(3)沿空掘巷巷道使得从沿相邻采空区遗煤带漏风量增大,使得相邻采空区遗煤自燃性增强。(4)沿空巷道所留小煤柱及顶煤受矿压影响较破碎,使得巷道破碎煤体易自燃发火。(5)分层开采过程中有的地点如断层、停采线防火处理难度较大,往往一处地点造成多次自燃,常出现在自燃的地点主要是“两道一线”,即工作面、上下顺槽及停采线。因为这些地点的煤氧化时间长,一旦出现丢煤量较多,就容易自燃。3.3.2采取的主要防灭火对策采用分层无煤柱开采技术,必须从生产源头减少采空区浮煤和漏风,使自然发火的隐患大为降低,但防灭火的工作绝不能掉以轻心。在自然发火的防治过程中,具体的防灭火工作在不同时期、不同地点采取不同的对策。(1)分层开采采空区自燃危险区域判定开展采空区“三带”划分的研究,对相邻采空区遗煤带“三带”分布规律的考察,采用了打钻孔取样的方式,监测方法为各钻孔每天人工取样一次,送化验室分析气体组分并整理。通过长期考察分析,取得了相邻采空区遗煤带内气体组分的变化规律,为旁侧相邻采空区“三带”划分提供了大量可靠数据;对工作面后方采空区“三带”分布规律的考察采用了埋管的方式和竖管监测的方法获取了大量的监测数据,为工作面后方采空区“三带”划分提供了可靠的依据。根据现场测试各种数据和参数,结合实验结果和工作面的推进速度,确定开采工作面采空区自燃危险区域判定。分析和判断自燃危险区域的位置、范围及其发生、发展、变化趋势,确定分层开采防灭火工作重点。(2)最大限度地回收采空区遗煤在工作面回采时严禁预留顶煤,接顶木垛料必须回收,在断层、二合顶等地质构造区域为确保工作面正常推进预留的顶煤从架尾放出,并纳入采区安全评估考核内容。(3)对临时隔离煤体及顶板遗煤注胶体封堵漏风对破碎煤体施工钻孔,角度及方位根据现场情况决定,长度一般为2~3m,间距2~3m,下套管并用水泥或海带封孔,套管直径1寸,每节长度1.5m,端头为管螺纹,套管联接采用管箍。钻孔中第一节套管为花管,花管由套管加工而成,每隔10cm钻一个φ15mm的孔,并均匀分布在套管圆周的各个方向,注水玻璃凝胶或水泥胶体,杜绝漏风。(4)均压防灭火在采区漏风可疑地点及密闭墙设观测点定期全面检测压力差分布状况,在矿井主要通风机合理运行工况条件下,通过对井下风流的调整,改变有关巷道风压分布,均衡火区或采空区进、回风两侧的风压差,减少和杜绝漏风,使采空区内空气不产生流动和交换,断绝氧源,达到窒息惰化火区或抑制煤炭自然发火。(5)预埋灌浆管,定期注浆工作面每推进50m左右敷设一路长度不小于100m的注浆管。注浆管管径不小于50mm,每2.5m设一个出浆口,出浆口朝向煤壁,出浆口大小尽量沿浆液流向逐渐减小。工作面敷设下一路注浆管时开始送浆。要保证浆液能覆盖采空区,灌浆不仅可以带走热量,而且对裂隙处起着充填封闭作用。(6)对沿空掘巷开门点重点处理分层开采工作面两巷掘进期间要对分层停采线实施浅孔钻注水泥浆,以包裹停采线遗煤,以防在掘进期间形成供氧自热环境。(7)无论生产接续多么紧张,都要尽量避免前采后掘和采后即掘。前采后掘会加剧采空区漏风供氧强度,促成遗煤自燃。采后即掘也不可取,采空区没有一个充分冷却压实的过程就紧跟下分层掘进,无疑为采空区提供了一个连续供氧的环境,在生产接续安排上必须杜绝。总的来说,破碎煤体的存在以及与氧气接触是不可避免的,但是如能减少破碎煤体的存在并缩短其蓄热时间,采区均压使采空区内空气不流动,自然发火的几率将会大大降低。对集约型生产矿井若一个工作面受影响,对于全矿来说造成的损失将是难以估量的。针对分层开采上、下分层的相互连通,采空区漏风规律复杂,给矿井的安全生产带来很大的安全隐患。为了保障矿井的安全生产,研究厚煤层分层无煤柱开采综合防灭火技术十分必要。只有掌握了厚煤层分层开采漏风规律及防火防治重点区域,矿井防灭火工作才有了坚实的基础。3.4厚煤层分层开采的卸压防突煤与二氧化碳突出和煤与瓦斯突出一样,均是煤矿生产过程当中严重的自然灾害。开采保护层是区域性防突的最有效的措施之一。急倾斜特厚煤层运用水平分层开采时,对下分层有自我保护作用,但其在垂直方向的保护深度和在走向、倾向的保护范围并未确定。3.4.1上下分层应力变化特征(1)煤岩层倾斜方向,上水平工作面开采对下水平工作面开采及顺槽掘进有明显的卸压保护作用,卸压保护角约为70°~80°,卸压幅度可达60%~80%;上分层开采后在底部煤层形成一个凹形的卸压范围。(2)沿煤岩层走向方向的采止线附近,卸压保护角约为65°,卸压保护深度可达40多米,该处的卸压幅度约为40%。如果工作面走向推进距离较短,巷采煤柱就会难以形成较大的保护深度,所以保护层开采不能采用巷采法。(3)沿煤岩层走向方向,可以看出顺槽掘进对下水平煤层有较大范围的卸压保护作用;但沿煤岩层倾斜方向分析,顺槽由于横向宽度较小,使其对下水平煤层不具有明显的卸压保护作用。3.4.2防突措施(1)矿井在分层开采时,采空区内尽量不留煤柱或尽量留小煤柱(2~3m)。不得已留煤柱时须在采掘工程平面图上标记,以划分保护范围。对煤柱影响带,下分层可能因卸压不充分未消除突出危险,必须采取措施消除突出危险才能回采。(2)下分层采掘工作面应尽量布置在保护范围内,减少突出危险;否则,应采取相应的防突措施。4厚煤层分层开采巷道布置及煤柱留设4.1巷道布置4.1.1内错式布置内错式布置是下分层平巷在上分层工作面的内侧,形成正梯形煤柱,如图3所示,煤柱尺寸变大,而工作面长度缩短,但巷道在假顶下掘进,易于掘进和维护,适宜于10m以上的煤层厚度。图2内错式巷道布置4.1.2外错式布置外错式是下分层平巷在上分层工作面的外侧,煤柱成倒梯形,愈到下分层煤柱尺寸愈小,工作面长度愈大,一般认为,外错式布置方式是将巷道布置在上分层的煤柱下,使得巷道围岩处于支承压力作用区,对巷道维护不利,所以很少采用。事实上,分层开采采用巷道外错式布置,可以最大限度地保证工作面的长度,充分发挥综采设备的优势,减少资源损失,提高煤炭回采率。如图3所示。图3外错式巷道布置4.1.3平移式布置平移式布置是下分层平巷与上分层平巷之间平行错开一定的距离,或平移到上分层的采空区内,如图4,或平移半个煤柱,如图5,小平移布置方式适合于10m以上煤层厚度,大平移方式图6,适合于8m以上煤层厚度。其中图4和图5为部分无煤柱巷道布置方式.部分无煤柱化分层综放开采时,各分层均采用双巷布置,区段间留设一定宽度的保护煤柱。在开采过程中,通过调整上、下分层顺槽的位置,让上分层区段煤柱位于下分层工作面可放顶段,在下分层放顶时,将上分层区段保护煤柱以顶煤的形式放出。上分层采空区应力集中的性质有利于下分层开采时区段煤柱的回收,可以保证区段煤柱的回收率。图4平移式巷道布置1图5平移式巷道布置2图6平移式巷道布置34.1.4垂直式布置重叠式布置是下分层平巷在上分层平巷的垂直下方,如图7所示,能够保证工作面的长度,但增加了下分层巷道支护的难度,适宜于12m以上的煤层厚度。图7垂直式巷道布置4.1.5完全无煤柱化巷道布置对于巨厚煤层分层综放开采时,可以按图8所示布置回采巷道。这时,运输顺槽沿煤层底板掘进,布置在上区段回风顺槽的底部,回风顺槽沿顶板掘进,区段间取消了保护煤柱,实现了完全无煤柱分层综放开采。这种巷道布置方式必须由上到下顺序开采;采用该巷道布置方式时,特殊的巷道布置方式能够保证工作面中部顶煤较好的预裂效果,放煤效果相对较好;运输平巷又处于上区段开采应力降低区,解决了因留设适量保护煤柱而将下区段顺槽处于采动影响应力增大区造成区段顺槽难于维护的弊病。由于两顺槽不在同一层位上,这就使得回采工艺上与普通一次采全厚工艺有一定的区别。图8完全无煤柱化巷道布置错层位分层综放开采回采系统集成了综放采全厚回采工艺和分层开采工艺的特点。首先,上分层开采时必须沿底铺设网片,形成下分层开采时的假顶;其次,其特殊的巷道布置方式,使得开采时两个顺槽附近一定的范围内(通常3~5个支架宽度)不进行放顶作业,这个特点与一次采全厚综放开采相同。基于其特殊的巷道布置方式,在使用错层位综放开采时,回采工艺与普通综放开采存在一定的区别,主要表现在以下几个方面:(1)沿工作面方向来说,整个工作面划分成了三个分段,即采用所谓的“三段式回采工艺”;(2)采用错层位巷道布置时,大大提高了综放面可放顶长度比例,可以大大提高采区回采率;(3)由于分层间铺设了金属网片,下分层开采时工作面回风顺槽附近也要铺设网片,一方面有利于下区段运输顺槽的维护,另一方面避免了上区段采空区矸石下窜,降低煤炭混矸率。5巷道布置模拟分析5.1UDEC数值模拟软件简介及适用性简析通用离散元程序(UDEC,UniversalDistinctElementCode)是一个处理不连续介质的二维离散元程序。UDEC用于模拟非连续介质(如岩体中的节理裂隙等)承受静载或动载作用下的响应。非连续介质是通过离散的块体集合体加以表示。不连续面处理为块体间的边界面,允许块体沿不连续面发生较大位移和转动。块体可以是刚体或变形体。变形块体被划分成有限个单元网格,且每一单元根据给定的“应力2应变”准则,表现为线性或非线性特性。不连续面发生法向和切向的相对运动也由线性或非线性“力2位移”的关系控制。在UDEC中,为完整块体和不连续面开发了几种材料特性模型,用来模拟不连续地质界面可能显现的典型特性。UDEC是基于“拉格朗日”算法很好地模拟块体系统的变形和大位移。从离散化的角度出发,岩体本质上是节理介质,煤层开采后的覆岩破碎、断裂、离层等发育,可作为离散体来处理,且块体间存在着力的联系,因而离散元在矿山岩体力学和矿山压力研究中得到较广泛的应用,对模拟煤层开采沉陷问题比较适用。5.2数值模拟研究目前,我国厚煤层分层开采多采用下行开采方法。由于厚煤层上下分层巷道布置距离很近,下分层开采前顶板的完整程度已受到上分煤层开采的损伤破坏,且因受上分层开采的区段煤柱在形成集中压力影响,使得下分层回采巷道的合理布置及支护成为生产中的一个突出问题。一般认为,下分层开采时,在残留区段煤柱边缘形成一个应力降低区,将下部煤层回采巷道布置在此区域内以避开煤柱压力集中区是合适的,易于维护。但实际上,尽管巷道处于应力降低区内,下分层开采时巷道的矿山压力显现还是十分明显,变形和破坏严重,维护十分困难,严重影响着矿井正常生产。为解决厚煤层分层开采下分层回采巷道的合理布置问题,本文采用数值模拟方法分析了煤柱支承压力在煤柱底边的非均匀状态的应力分布规律;在此基础上对下部煤层回采巷道的合理位置进行了研究。5.2.1数值模拟实例以某矿地质条件为例,煤层厚度13m,埋深600m,为近水平煤层,直接顶为1.5m的泥岩,老顶为7.8m的砂岩,直接底为0.5米的细沙岩,老底为2m的砂岩。理论分析和计算实践表明,当由于结构或工程开挖释放荷载作用于岩体某一部位时,对周围岩体的应力及位移将有明显影响的范围大约是开挖或结构与岩体作用面的轮廓尺寸的2.5~3倍,在此范围之外,影响甚微,可忽略不计。确定数值模拟模型的煤岩层范围为:宽×高=420m×100m,模型的上面施加均匀的垂直应力,按模型上覆岩体的自重考虑。根据研究问题的需要,模型边界可以认为底部无水平和垂直位移,左右两边界无水平位移,即速度为零,岩体内部只存在天然自重应力,因研究区内地质构造较单一,不考虑小断层和地质构造应力的作用。模型采用摩尔-库仑模型。据此建立的数值模拟模型,见图9。图9数值模拟模型(a)20米保护煤柱数值模拟模型(b)30米保护煤柱数值模拟模型图10不同保护煤柱数值模拟模型图11和图12给出了上分层不同煤柱宽度时垂直应力等值线分布图。从图10和图11中可以看出,煤柱对下分层的应力分布影响很大,应力集中程度最高的地方均发生在煤柱下方,向采空区发展则应力集中程度迅速降低;煤柱底板的应力分布具有明显的非均匀特征,对于同一水平面上的底板而言,离煤柱越近则应力不均衡程度越大,远离煤柱则应力不均衡程度变小,应力分布状态越趋于缓和、均匀。在下分层水平面上,当煤柱宽度为20m时应力降低区距煤柱中心线水平距离为18m;煤柱宽度为30m时应力降低区距煤柱中心线水平距离为25m。(a)20m煤柱垂直应力等值线(b)30m煤柱垂直应力等值线图11不同煤柱垂直应力等值(a)20m保护煤柱(b)30m保护煤柱图12煤柱底边应力分布曲线对于同一水平面上的下分层而言,离煤柱越近则应力不均衡程度越大,远离煤柱则应力不均衡程度越小,应力分布状态越趋于缓和、均匀。巷道布置在应力不均衡程度越小处,支架受力状态更合理,巷道更易于维护。因此,厚煤层分层开采下分层巷道合理位置,不但要考虑将巷道尽可能布置在采空区下方的应力降低区内,还应考虑煤柱底板应力场的不均衡程度对支护结构影响。采用应力改变率来衡量其不均衡程度,即K=d[dσ(x)/d(x)](1)式中:σ(x)某一水平面上的底板中的应力分布函数,X为应力计算点距煤柱边缘的水平距离。由式(1)可知,如果K值较小,则说明该处应力状态不均衡程度较小。据此函数可得到各应力状态改变率的极值Kmin进而可以确定各应力状态改变率的极值位置,综合应力改变率的极小值位置及应力值,可最终确定下分层回采巷道合理布置。根据以上分析,结合数值模拟结果(见图11)可以确定,当上分层保护煤柱为20m时,下分层内错距离应大于6m;当上分层保护煤柱为30m,内错距离应大于5m。下面进行验证。当保护煤柱为20m时,下分层巷道布置在离煤柱边界6m的地方。巷道宽5m,高3.5m。即巷道布置在离煤柱6~11m的范围内。当煤柱为30m时,下分层巷道布置在离煤柱边界5m处,巷道宽5m,高3.5m,即布置在离煤柱5~10m的范围内。则巷道顶底板移近量如图13。(a)20m保护煤柱巷道顶底板移近量模拟曲线(b)30m保护煤柱顶底板移近量模拟曲线图14巷道顶底板移近量模拟曲线如图可知,巷道顶底板移近量最大值仅为34mm,几乎观测不到变形,由此可知,在次布置巷道是稳定的。5.2.2结论(1)煤柱底板中应力场具有明显的非均匀分布特征,为非均匀应力场。对于同一水平面上的底板而言,离煤柱越近则应力不均衡程度越大,远离煤柱则应力不均衡程度越小。在非均匀应力场下布置巷道时,易导致支护体结构失稳。(2)应力场的不均衡程度可以采用应力改变率K来衡量,K=d[dσ(x)/d(x)]。K较小时,则说明该处应力状态不均衡程度较小。巷道布置在应力不均衡程度越小处,支架受力状态越合理,巷道越易于维护。(3)厚煤层分层开采下分层煤层回采巷道布置时,不但要考虑将巷道布置在采空区下方的应力降低区内,还应考虑尽可能将其布置在应力改变率为极小值的位置处。(4)工程实践表明,本文所提出的确定厚煤层下分层煤层回采巷道合理位置的方法是可行的。研究结果对类似条件下巷道合理布置具有一定的指导意义。翻译部分英文原文TechnologyforTomorrowandEquipmentSelectionforIndiaCoalMinesABSTRACT:ThecontributionprovidesashortintroductiontoeconomicchangesinIndianandconsequencestonaturalenergyresources.BytheexampleofcoalproductiontherearedescribedtheIndiaenergyreserves.Nextpartofcontributiondescribesminingtechnologyfromtheactualstatetothefuturedevelopment.Astheconclusiontheminingindustryhastoacceptnewminingtechnologyandautomationsystemstoimplementintelligentminingof21stcentury.1.CHANGINGECONOMICSCENARIOININDIA-COMPETITIVEMARKETCOMPANYAswestandtoday,atthethresholdofaGlobalMarket,therearemanychallengesfacingtheIndianCoalIndustry.Sincethebeginningofthisdecade,dramaticpoliticalandeconomicreformsinitiatedbytheGovt.in1991markawatershedinIndia’seconomicthinkingandaimatloweringprotectionismandintegratingthecountry’seconomywithglobalmarket.Barrierstoimportandforeigncapitalarebeinglowered.Changesinindustrial,foreigntrade,exchangerate,andtaxpolicieshasledtoaparadigmshifttowardsmarketforcesandcompetition.Theoldparadigmthatdictatedsuccessisbeingreplacedbynewrules.TheemergingbusinessscenarioindicatesthatthereisanurgentneedfortheIndiancoalindustrytobecomeproactive,improveitsoverallperformanceandunderstandingofmarketandcustomersneed.Therehastobeanincreaseintheawarenessandconcern,efficiencyimprovementandincreasingproductivityandprofitability.CoalIndia,whichproduces90%ofcoalproductionofIndia,hastodevelopamarketingstrategy,whichusesitsowncompetitionadvantagestomeetthechallengesofgrowingcompetitionfromimportedcoalandthenewentrantsintheIndiancoalmarket.Witharound60%oftheprimaryenergyneedsbeingmetbycoalandwithlargereservesavailableinthecountrycomparedtootherfossilfuel,theroleofcoalinthecountry’seconomywillcontinuetobevital.TheliberaleconomicpoliciesareencouragingtherapidexpansionofindustryinIndia,whichinturniscreatingunprecedenteddemandforcoaltofuelpowerstations,steelplants,cementandvariousotherindustries.Giventheabovescenariosomeoftheconsiderationsforthelong-termstrategicobjectivesforthecoalindustryhastobetobecomethecostleaderintermsofbeingthelowestcostproviderofagivenvalueandtoincreaseproductiontomeetthechallengesofwideninggapbetweendemandandindigenouscoalavailability.Itshouldbenotedthatliberalizationisremovingmostoftheregulatoryentrybarriersforsuperiorpositioningintermsofefficiencybyutilizingthebestavailabletechnologyandequipment.2.COALININDIATheprimacyofcoalintheenergypolicyplanningofthecountryliesinitsrelativelycomfortableresourcepositionvis-à-visthatofthehydrocarbons.Thepresentavailablecoalresourcesgoingbythereservetoproductionratioisexpectedtolastforanother233yearsascomparedto15yearsforoiland23yearsforNaturalGas,makingcoalaverysecureenergysourceforthecountry.Thepresentprovenrecoverableresourcesoffossilfuelsare:Coal84billionCrudeoil0.715billiontonsNaturalgas692billionm32.1CoalReserveGeologicalcoalresourcesaspertherecentassessmentmadebytheGeologicalSurveyofIndia(GSI)isaround220billiontonesinseamsof0.9mandaboveinthicknessandupto1200mdepth.Outofthetotalcoalreserves38%(844.4bt)isundertheprovedcategory,whilethereservesundertheindicatedandinferredcategoryare45%J(98.5bt)and17%(38.0bt),respectively.CoalresourcesinIndiaaccountfor0.8%oftheglobalcoalresources.However,provedreservesare5.7%oftheglobalcoalresources.TheshareofoverallcoalresourcesofdifferentStatesare:Jharkhand32%Orissa23%MadhyaPradesh/Chattisgarh20%WestBengal13%AndhraPradesh6%Matharashtra3%Other3%ThesalientfeaturesofIndiancoalresourcesareasfollows:About64%ofthetotalcoalresourcesoccurwithin300mdepthand26%occursinthedepthrangefrom300-600mdepth.Onlyabout10%resourcesoccurbeyond600mdepthindeepcoalbasinslikeJhariaandRaniganjcoalfields.Resourcesofnon-cokingcoalsamounttoabout85%ofthetotalresourcesofwhichonly12%areofsuperiorgradeandoccurringmostlyinRaniganj.Bulkofthecoalresources(73%)areinferiorgradenon-cokingcoalsoccurringinthickinter-bandedseamsandlcatedincoalfieldslikeSingrauli,Talcher,NorthKaranpura,Rajmahal,IBValleyandKorbaetc.Cokingcoalresourcesareonly15%ofthetotalresourcesconfinedtoonly10outofthe62coalfieldsinJharkhand,WestBengalandMadhyaPradesh.Theprovedreserves(uptoadepthof600m)isestimateat71billiontonesoutofwhichonly30billiontones(42.25%)isminablebyundergroundandtherest41billiontones(57.75%)byopen-casting.PresentlymininginIndiaismostlyrestrictedtoamaximumdepthofabout300meters.Inviewofthelargeavailabilityofindigenouscoalandtomaintain,itsshareintheEnergymix,thereisaneedtoincreasetheproductionofcoalandtoimproveproductionisabout300mtperannumandthedomesticproductionisincreasingatagrowthrateofabout4-5%peryear.3.GROWTHOFCOALPRODUCTIONTheIndiancoalindustryhascomealongwaysincethenationgaineditsindependence.Thegrowthofthecoalminingindustrywasslowtillnationalization.Intheyear1974-75,afternationalizationofcoalmines:thecoalproductioninCILwas78.99mtandtheshareofproductionfromopencastmineswasonly26percent.Rapidincreaseinthedemandofcoalbythepowersectorhasmadeitimperativeforthenationalizedcoalindustrytoaccelerateitsproductionandexpansionprogram.Theundergroundmining,whichdominatedthescenebeforetheduringtheinitialperiodofnationalizationdays,couldnotmeetthegrowingneedsofthepostnationalizationperiodandthereforetherewasashifttowardsincreasedopencastminingtoobtainbulkcoalproductioninshortedtimeframe.Tablebelowshowsthephenomenalgrowthinproductionsince1974-75inCIL。Itmaybeseenfromabovetablethat,inthelast28yearsperiod,growthincoalproductioninCILhasbeenthreefoldwhereasincreaseinproductionfromopencastmineshasbeentenfold.Theshareofopencast,whichwasameagre26%in1974-75,hasgoneupto81%.Undergroundmining,shareinproductiondwindledfrom74%in1974-75toonly19%.InthetenthFive-yearplan,theproductionofcoalisprojectedtoincreaseby77mt:fromalevelof322.74mtin2001-02to399.73mtin2006-07.ThedemandofcoalprojectionintheterminalyearofXIPlan(2011-12)andXIIPlan(2016-17)isexpectedtobe620mtand780mtrespectively.Keepinginviewtheaboverequirementofcoalinthenext15yearsasubstantialincreaseinproductionisenvisagedinthecomingyearstoreducethegapbetweendemandanddomesticsupplyaswellasdependenceonimports.Plan/YearU/GO/GTotalCost%UG/%OG4/1974-197558.2220.7778.9974/265/1978-197961.1328.2990.0568/326/1984-198560.5070.31130.8146/547/1989-199058.71119.91176.6233/678/1996-199755.19195.43250.6222/781997-199853.99206.56260.5521/791998-199953.31203.16256.4821/791999-200052.32208.26260.5820/802000-200152.81216.19268.9019/819/2001-2002*54.84224.16279.0019/8110/2006-2007**62.05287.95350.0018/82*TargetProduction**ProjectedProduction4.MININGTHCHNOLGYOPTIONTheminingindustryisheadingtowardsatechnologydrivenoptimizationprocess.AttainingthetwinobjectivesofacceleratedproductionandlowercostfortheIndiancoalindustryisachallengingtaskduetothetraditionallylabor-intensivenatureoftheindustry.Allthesehavecalledforsignificantandfar-reachingchangesinminingtechnology,inundergroundaswellasinopencastminingmethods.Ithasbeenrealizedthattheunitoperationssuchasdrilling,blasting,excavation,loading,haulingandcrushingandinterrelatedvariablesinthetotalcostequation.Thedevelopmentandutilizationoftheinnovativetechnologiesareveryimportantfortheminingindustrytobecosteffective.Surfacemininghastoimproveitslevelofperformancetomakeinferiorqualityhighashcoaltech-economicallyviableevenintheremotepowerplantsIntheforeseeablefuture,surfaceminingwillcontinuetodominatethecoalproductionscenewithmega-sizedminesforeconomicsofscale.Theplateauofsurfaceminingexpectedbythethirddecadeofthismillenniumhastobesupplementedbytheu/gmining,whichwillbeunderdeepercoverandmayneedstrongdoseofnewtechnologyandheavycapitalinvestment.Theundergroundminingsufferingfrompastlegacyhastoundertakedrasticrevisionofpolicyintermsofsinkingofshaftordevelopmentofinclineopeningofnewdepositsandintroductionofmewtechnologyattheearliesttomeettherisingdemandofqualitycoal.Thedifficultyofstrikingabalancebetweenu/gando/cminingisnecessarytoavoidtotaldependencetoundergroundoperationinfuture.Itwasrecognizedthatthetechnologytobeadoptedforcoalproductionwouldeventuallydependonmarketforces.Marketforcesarelikelytodeterminethemixoftechnologiestobefollowedinthefuturealsoasithasbeenexperienced
温馨提示
- 1. 本站所有资源如无特殊说明,都需要本地电脑安装OFFICE2007和PDF阅读器。图纸软件为CAD,CAXA,PROE,UG,SolidWorks等.压缩文件请下载最新的WinRAR软件解压。
- 2. 本站的文档不包含任何第三方提供的附件图纸等,如果需要附件,请联系上传者。文件的所有权益归上传用户所有。
- 3. 本站RAR压缩包中若带图纸,网页内容里面会有图纸预览,若没有图纸预览就没有图纸。
- 4. 未经权益所有人同意不得将文件中的内容挪作商业或盈利用途。
- 5. 人人文库网仅提供信息存储空间,仅对用户上传内容的表现方式做保护处理,对用户上传分享的文档内容本身不做任何修改或编辑,并不能对任何下载内容负责。
- 6. 下载文件中如有侵权或不适当内容,请与我们联系,我们立即纠正。
- 7. 本站不保证下载资源的准确性、安全性和完整性, 同时也不承担用户因使用这些下载资源对自己和他人造成任何形式的伤害或损失。
最新文档
- 2025年度苗木种植基地租赁与育苗合作合同
- 2025年度退休人员社区环境维护聘用协议
- 2025年度高空作业高空作业人员心理辅导服务合同
- 二零二五年度农村土地承包经营权与乡村旅游合作合同
- 2025年度环保产品销售团队业绩激励合同
- 二零二五年度叉车全面安全检查与维保合同
- 二零二五年度中介公司合伙人可持续发展合作协议
- 2025年度服务器采购与虚拟化技术支持合同
- 2025-2030年双环扣项目投资价值分析报告
- 2025-2030年卧式蒸汽杀菌锅项目投资价值分析报告
- 《乡镇履职事项清单》(涵盖18个部门核心职责)
- TSCNA 0001-2024 成人体外膜肺氧合(ECMO)技术护理规范
- 2025新人教版七年级历史下教案-第6课 隋唐时期的中外文化交流
- 2025年安徽港航集团所属企业招聘13人笔试参考题库附带答案详解
- 光伏2021施工上岗证考核答案
- 2025年内蒙古交通职业技术学院单招职业适应性测试题库含答案
- 河南2025年河南职业技术学院招聘30人笔试历年参考题库附带答案详解
- 急诊危重症患者转运专家共识解读课件
- 2024年医师定期考核考题《临床练习》
- 《混凝土预制构件出厂验收标准》
- 反诈知识竞赛题库及答案(共286题)
评论
0/150
提交评论