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聲明
?
作者聲明:我所呈交的畢業(yè)論文(設(shè)計)是在指導(dǎo)教師指導(dǎo)下獨(dú)立進(jìn)行研究工作所取得的成果。除文中已經(jīng)標(biāo)明引用的內(nèi)容外,本論文不包含其他個人或集體已經(jīng)公開發(fā)表的研究成果。本聲明的法律結(jié)果由本人承擔(dān)。
畢業(yè)論文(設(shè)計)作者簽名:
?? 簽字日期: 年 月 日
指導(dǎo)教師聲明:該生所呈交的畢業(yè)論文(設(shè)計)是在本人指導(dǎo)下獨(dú)立完成的,相關(guān)的檢測報告已審閱。除文中已經(jīng)標(biāo)明引用的內(nèi)容外,本論文不包含其他個人或集體已經(jīng)公開發(fā)表的研究成果。
指導(dǎo)教師簽名:
簽字日期: 年 月 日
畢業(yè)設(shè)計
中文題目: 饅頭山8號煤層1.2Mt /a設(shè)計
英文題目:Design of 1.2Mt /a in No. 8 coal seam of steamed bun mountain
學(xué) 院:
姓 名:
學(xué) 號:
專 業(yè):
班 級:
指導(dǎo)教師:
職 稱:
完成日期: 年 6 月 1 日
開題報告
學(xué)院: 系別: 專業(yè):
論文題目
饅頭山8號煤層開采設(shè)計
論文類型
A理論研究;B應(yīng)用研究;C應(yīng)用理論研究;D產(chǎn)品設(shè)計;E工程技術(shù)開發(fā);F軟件開發(fā)與應(yīng)有;G其它
指導(dǎo)教師
職稱
學(xué)生姓名
學(xué)號
一、研究現(xiàn)狀、目標(biāo)、意義綜述
近年來煤礦一方面整合一些小礦來提高資源回收利用率;另一方面通過研究采礦新技術(shù)來提高煤礦安全系數(shù)和回收率。因此就有了無軌膠輪車、錨噴支護(hù)、綜采放頂煤、煤層氣開發(fā)等采礦新設(shè)備、新技術(shù)的應(yīng)用。這些都是煤礦在未來的發(fā)展方向。在畢業(yè)設(shè)計中,通過對某一理論或生產(chǎn)實際問題的深入分析研究。培養(yǎng)和提高學(xué)生的科技論文寫作能力和科研能力
二、研究方法和進(jìn)度安排
第一階段:4月上旬,熟悉和了解礦井概況和地質(zhì)特征;
第二階段:4月中旬,根據(jù)指導(dǎo)老師下達(dá)的任務(wù)書完成開題報告;
第三階段:5月下旬,文獻(xiàn)綜述,外文翻譯的撰寫,并進(jìn)行初步設(shè)計;
第四階段:5月上、中旬,進(jìn)行礦井總體設(shè)計,撰寫畢業(yè)設(shè)計說明書;
第五階段:5月下旬,進(jìn)一步完善系統(tǒng),準(zhǔn)備畢業(yè)答辯。
三、指導(dǎo)教師意見
指導(dǎo)教師簽字:
年 月 日
指導(dǎo)教師評分表
學(xué)院: 系別: 專業(yè):
論文(設(shè)計)題目: 饅頭山8號煤層開采設(shè)計
學(xué)生姓名
學(xué) 號
指導(dǎo)教師
職 稱
指導(dǎo)教師評語:
指導(dǎo)教師簽字:
年 月 日
評 價 項 目
A
B
C
D
E
寫作
過程
01
寫作過程中的認(rèn)真程度
02
寫作過程中,進(jìn)度掌握情況
選題
質(zhì)量
03
選題與專業(yè)培養(yǎng)目標(biāo)相符情況
04
選題體現(xiàn)專業(yè)特點情況
05
選題體現(xiàn)三基的要求情況
論文
質(zhì)量
06
知識綜合運(yùn)用能力
07
結(jié)構(gòu)、方案設(shè)計、應(yīng)用價值
08
寫作規(guī)范情況
指導(dǎo)教師評定成績
優(yōu) 良 中 及格 不及格
畢業(yè)設(shè)計分工情況:(多人合作時填寫,包括本人研究的內(nèi)容及其在課題中所占比例)
評定成績參考:優(yōu)-7項A,另一項為B;良-6項B或A,其它至少為B;中-5項B或A,其它至少為C;及格-4項B或A,其它至少為D;不及格-4項為E。
答辯記錄表
學(xué)院 專業(yè) 級 姓名 學(xué)號
論文題目
饅頭山8號煤層開采設(shè)計
答辯委員會
主席(或組長)
職稱
答辯委員會
秘 書
答辯委員會
成 員
答辯記錄(包含答辯委員提出的問題,學(xué)生回答情況等)
1. 運(yùn)料系統(tǒng)。
答:回采工作面所需材料運(yùn)輸路線為:地面——副立井——井底車場——軌道輔助運(yùn)輸大巷——分帶輔助運(yùn)輸順槽——工作面
2.風(fēng)門的間距?
答:可以容下兩到三個礦車。
3.風(fēng)量計算的依據(jù)?
答:(1)按瓦斯涌出量:(2)按同時下井人員數(shù)量:(3)按巷道斷面。
記錄人簽字: 答辯委員會主任(答辯小組組長)(簽字):
年 月 日 年 月 日
答辯評分表
學(xué)院: 系別: 專業(yè):
論文題目: 饅頭山8號煤層開采設(shè)計
學(xué)生姓名
學(xué) 號
指導(dǎo)教師評分
指導(dǎo)教師
職 稱
評閱人評分
答辯委員會/答辯小組名單
性 別
學(xué) 位
答辯小組職務(wù)
答辯委員會(答辯小組評鑒)
評審項目
指標(biāo)
A
B
C
D
E
論文評價
01
選題與專業(yè)培養(yǎng)目標(biāo)相符情況
02
選題體現(xiàn)專業(yè)特點情況
03
綜合運(yùn)用知識能力
04
運(yùn)用資料文獻(xiàn)能力
05
研究方案設(shè)計能力
06
論點論據(jù)、語言表達(dá)
07
整體結(jié)構(gòu)、應(yīng)用價值
08
寫作規(guī)范情況
答辯表現(xiàn)
09
自述情況
10
答辯過程
答辯委員會綜合評定成績
優(yōu) 良 中 及格 不及格
畢業(yè)設(shè)計(設(shè)計)最終得分:
答辯委員會主任(或組長)簽字:
年 月 日
評定成績參考:優(yōu)-9項A,另一項為B;良-8項B或A,其它至少為B;中-7項B或A,其它至少為C;及格-6項B或A,其它至少為D;不及格-5項為E。
注:詳見《本科畢業(yè)論文(設(shè)計)指導(dǎo)手冊》中的表11。
摘 要
饅頭山礦在大同煤田西南邊緣,處于山西省朔州市右玉縣縣城東南約21Km處的饅頭山村。
井田南北長約4.2km,東西寬約3.8km。此礦地質(zhì)條件簡單,煤層厚度6.2米,本次設(shè)計采用綜合放頂煤開采工藝。根據(jù)礦井服務(wù)年限和可采儲量的要求,確定礦井生產(chǎn)能力為120萬噸/年;根據(jù)掘進(jìn),運(yùn)輸,通風(fēng)等因素的限制,本礦擬使用帶區(qū)式開采,帶區(qū)式布置可滿足其運(yùn)料,通風(fēng),運(yùn)煤三大系統(tǒng)的要求,并且擁有通風(fēng)系統(tǒng)簡單,巷道布置簡單的優(yōu)點,優(yōu)于采區(qū)式布置,故而采用。
礦井達(dá)產(chǎn)時的首采工作面位于1帶區(qū),該帶區(qū)劃分為12個條帶,工作面長度為194m,推進(jìn)長度為1600m,回采工藝采用綜放采煤法,采用“四六制”作業(yè)制度,采空區(qū)采用全部跨落法管理頂板。
最后,該礦日產(chǎn)量為5455.8噸,能滿足生產(chǎn)能力的要求,且回采率能達(dá)到國家有關(guān)規(guī)定。
本設(shè)計包含內(nèi)容八章,設(shè)計圖四幅,參考文獻(xiàn)30篇
關(guān)鍵詞:帶區(qū);綜放采煤;首采工作面
ABSTRACT
Buntou Mountain Mine is located at the southwest edge of Datong Coalfield, located in steamed bun Mountain Village in the southeast of Youyu County, Shuozhou City, Shanxi Province.
The length of north and south is about 4.2 km, and the width of east and west is about 3.8 km. The geological condition of this mine is simple, the thickness of coal seam is 6.2 meters, this design adopts comprehensive caving mining technology. According to the requirements of mine service life and recoverable reserves, the mine production capacity is determined to be 1.2 million tons per year. According to the restrictions of drivage, transportation, ventilation and other factors, the mine is to use zone-type mining, and the zone-type arrangement can satisfy its transportation of materials and ventilation. The requirement of the three coal transportation systems has the advantages of simple ventilation system and simple layout of roadway, which is superior to the layout of mining area, so it is adopted.
The first mining face when the mine reaches production is located in zone 1, which is divided into 12 zones, the length of working face is 194m and the length of propulsion is 1600m.The mining technology adopts fully mechanized caving mining method and adopts "four or six system" operation system. The roof of goaf is managed by the method of all span and fall.
Finally, the output of the mine is 5455.8 tons per day, which can meet the requirements of production capacity, and the recovery rate can reach the relevant national regulations.
This design includes eight chapters, four drawings and 30 references.
Key words: belt area; fully mechanized caving mining; first mining face
目 錄
第一章 井田概述及概況 1
1.1 井田概述 1
1.1.1地里位置 1
1.1.2交通條件 1
1.1.3地形地貌 2
1.1.4水文條件 2
1.1.5氣候條件 2
1.2井田地質(zhì)特征 2
1.2.1井田地層 2
1.2.2地質(zhì)勘探程度 3
1.2.3地質(zhì)構(gòu)造 3
1.2.4陷落柱、巖漿巖 3
1.3 煤層特征 3
1.3.1煤層的埋藏條件 3
1.3.2可采煤層 3
1.3.3煤質(zhì) 4
第二章 井田儲量及服務(wù)年限 6
2.1礦井的工業(yè)儲量 6
2.1.1儲量計算方法 6
2.2可采儲量 6
2.2.1 邊界煤柱 7
2.2.2 工業(yè)廣場煤柱壓煤 7
2.2.3 其他煤柱損失 7
2.2.4 總設(shè)計煤柱損失 7
2.2.5 礦井設(shè)計可采儲量 7
2.3礦井工作制度 8
2.3.1礦井設(shè)計生產(chǎn)能力的確定 8
2.3.2礦井及水平服務(wù)年限的計算 8
第三章 井田開拓 9
3.1開拓方案的對比選定 9
3.2井田開拓的基本問題 10
3.3井筒方案的選擇 11
3.3.1井筒形式的確定 12
3.3.2井筒位置的確定 12
3.3.3井筒數(shù)目 13
3.4礦井基本巷道 13
3.4.1井筒 13
3.5井底車場的選擇 17
3.6主要巷道斷面確定 18
第四章 帶區(qū)巷道布置 20
4.1煤層的地質(zhì)特征 20
4.2帶區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng) 20
4.2.1確定帶區(qū)的傾斜長度(推進(jìn)長度) 20
4.2.2帶區(qū)煤柱的確定 20
4.2.3工作面的長度和數(shù)目的確定 20
4.2.4帶區(qū)內(nèi)煤層的開采順序 20
4.2.5帶區(qū)巷道布置 21
4.2.6生產(chǎn)系統(tǒng) 21
4.2.7確定帶區(qū)各種巷道的尺寸、支護(hù)方式及通風(fēng)方式 21
4.2.8帶區(qū)內(nèi)部巷道的掘進(jìn)方法 22
4.2.9帶區(qū)生產(chǎn)能力的確定 22
4.3帶區(qū)運(yùn)輸設(shè)備選擇 24
第五章 采煤方法 26
5.1采煤工藝方式 26
5.2回采巷道布置 42
5.2.1帶區(qū)巷道布置 42
5.2.2保護(hù)煤柱尺寸的確定 43
5.2.3回采巷道斷面的確定 43
第六章 礦井通風(fēng)及安全技術(shù) 45
6.1礦井通風(fēng)方式的確定 45
6.1.1礦井通風(fēng)方式的確定 46
6.1.2帶區(qū)通風(fēng)系統(tǒng) 46
6.2全礦所需風(fēng)量確定 46
6.2.1礦井風(fēng)量計算 46
6.3全礦通風(fēng)阻力的計算 52
6.3.1礦井通風(fēng)總阻力計算原則 52
6.3.2礦井總風(fēng)阻和等積孔 52
第七章 礦井提升、運(yùn)輸和排水系統(tǒng) 54
7.1主副井提升選型 54
7.1.1主斜井提升 54
第八章 設(shè)計礦井基本技術(shù)指標(biāo)表 56
參考文獻(xiàn) 58
致 謝 59
第一章 井田概述及概況
1.1 井田概述
1.1.1地里位置
饅頭山礦在大同煤田西南邊緣,處于山西省朔州市右玉縣縣城東南約21Km處的饅頭山村。
具體位置如圖下所示。
圖1-1 交通位置圖
1.1.2交通條件
饅頭山礦井有省道相連,往東走可以到達(dá)大同,從西邊去可以到達(dá)內(nèi)蒙,并有鐵路線與大秦線相通。
1.1.3地形地貌
本井田在大同盆地的西緣,洪濤山北面,屬山前丘陵區(qū)?;鶐r出露比較少??傮w地勢為南高北低。
1.1.4水文條件
本礦井河道屬于海河道域永定河水系桑干河支系。區(qū)域內(nèi)河道甚少,都是都是季節(jié)性河道,每當(dāng)大雨來臨時有瞬時洪水,河流湍急,洪水掩蓋范圍較廣,多為窄小河谷,枯水季節(jié)來臨時河道多干裂。
1.1.5氣候條件
本井田處于山西省北部,是大陸性氣候。據(jù)右玉縣氣象局提供資料(2015年-2017年)分述如下:
表1-1 氣象資料
年份
全年降水總量
2015年
365.9
2016年
240.8
2017年
453.3
1.2井田地質(zhì)特征
1.2.1井田地層
表1-2 大同煤田區(qū)域地層表
界
系
統(tǒng)
組
厚度(m)
簡述
新生界
第四系
全新統(tǒng)
0-14
由礫石、砂組成的沖積、洪積層。
中、上更新統(tǒng)
0-147
由黃色亞砂土、亞粘土組成
第三系
上新統(tǒng)
靜樂組
0-35
紅色粘土層。
中新統(tǒng)
漢諾堡組
0-126
為玄武巖組成,分布于牛心山脈一帶。
中生界
白堊系
上統(tǒng)
助馬堡組
0-40
由淺灰色砂巖夾紅色、綠色泥巖、泥灰?guī)r組成。
下統(tǒng)
左云組
0-350
為一套砂礫層,主要分布于左云,右玉一帶。
侏羅系
中統(tǒng)
云崗組
0-260
由紫紅、黃綠色泥巖夾灰白色砂巖組成。
大同組
0-264
灰白色砂巖與灰色泥巖及煤層組成。
下統(tǒng)
永定莊組
0-211
紫紅色、灰綠色砂質(zhì)泥巖、灰白色砂巖組成。
古生界
二疊系
上統(tǒng)
石千峰組
0-100
黃綠色含礫砂巖與紫紅色砂質(zhì)泥巖組成。
上石盒子組
0-245
灰白色砂巖與紫紅色、灰綠色粉砂巖組成。
1.2.2地質(zhì)勘探程度
對礦井地質(zhì)勘探資料的評價:
(1)探明了井田構(gòu)造。
(2)探明了可采煤層的層位、層數(shù)、厚度、結(jié)構(gòu)和可采范圍,正確評價可采煤層的可采性和穩(wěn)定程度。
(3)基本查明了可采煤層的煤質(zhì)特征和工藝性能,確定煤類,評價了煤的工業(yè)利用方向。
(4)查明了井田水文地質(zhì)條件,分析了礦井充水因素,調(diào)查了采空區(qū)分布范圍及積水情況,預(yù)算了礦井涌水量。
(5)據(jù)該礦近年實測資料,確定了礦井瓦斯等級
(6)評述了可采煤層的頂、底板工程地質(zhì)特征。
1.2.3地質(zhì)構(gòu)造
本井田位于大同煤田的西端??傮w形態(tài)為一單斜構(gòu)造,地層傾角為2-3°。
1.2.4陷落柱、巖漿巖
在本井田范圍內(nèi)未發(fā)現(xiàn)陷落柱和巖漿活動。
1.3 煤層特征
1.3.1煤層的埋藏條件
太原組地層平均厚98.78m,含煤8層,編號為1號、2號、3號、4號、5號、6號、8號、9號,煤層總厚17.44m,含煤系數(shù)17.6%。
1.3.2可采煤層
分布范圍小的山西組煤層,為極不穩(wěn)定煤層,無工業(yè)價值。太原組煤層,1、2、3、4、9號煤層含煤量少可采量少,無工業(yè)價值。本次設(shè)計開采8號煤層:
8號煤層
全井田賦存,煤層穩(wěn)定,屬穩(wěn)定煤層,煤層厚度5.02-6.70m,平均6.2m。上距5號煤層底板平均18.14m,距6號層底板9.64m。頂板巖性為粉砂巖、砂質(zhì)泥巖、炭質(zhì)泥巖,底板巖性為泥巖、粉砂巖。
表1-3 可采煤層特征表
煤層號
厚度
最小--最大
---------
平均(m)
層間距
最小—最大
-----------
平均(m)
頂板
底板
結(jié)構(gòu)
夾石
穩(wěn)定性評價
賦存
范圍
可采性指數(shù)(Km)
變異系r
42.27-124.60
----------
54.99
(距K3砂巖)
粉細(xì)砂巖
砂質(zhì)泥巖
復(fù)雜
0-10
-----
2-4
穩(wěn)定
全區(qū)
賦存
Km=100%
r=25.7%
5
4.47-15.8
---------
12.10
4.0-13.6
---------
7.73
6
0-1.77
-------
1.07
砂質(zhì)泥巖
粉、粗砂巖
簡單
穩(wěn)定
大部分
賦存
Km=95%
r=24.9%
3.7-16.3
---------
9.52
8
5.02-6.70
---------
5.39
粉砂巖泥巖
泥巖
簡單
0-2
----
0-1
穩(wěn)定
全區(qū)
賦存
Km=100%
r=15.5%
1.3.3煤質(zhì)
表1-4 原煤的煤質(zhì)匯總表
煤層
Mad
(%)
Ad
(%)
Vdaf
(%)
St,d
(%)
Qgr.v,d
(MJ/kg)
焦渣
特征
5
2.73-5.89
4.81(9)
11.01-27.06
18.72(9)
31.02-41.02
36.42(9)
1.46-2.87
2.02(5)
23.42-29.14
25.75(9)
6
2.92-5.47
4.46(8)
18.70-30.32
25.91(8)
36.04-41.01
38.61(8)
1.56-2.97
2.27(2)
21.33-25.41
23.21(8)
8
2.84-5.02
3.94(9)
18.83-32.51
26.81(9)
28.98-37.41
32.40(9)
0.99-2.93
1.85(7)
20.09-25.59
22.57(9)
表1-5 密度級浮煤的煤質(zhì)匯總表
煤層
Mad
(%)
Ad
(%)
Vdaf
(%)
St,d
(%)
粘結(jié)指數(shù)(GR.I)
回收率
(%)
5
3.40(1)
6.18(1)
41.40(1)
51.5(1)
33.30(1)
6
5.62(1)
9.53(1)
43.41(1)
1.29(1)
8
3.40(1)
9.03(1)
39.66(1)
1.22(1)
42.7(1)
12.00(1)
表1-6 8號煤篩分試驗成果表
粒級
(mm)
產(chǎn)
物
產(chǎn)率
質(zhì)量
Qgr.v.d
MJ/kg
質(zhì)量
(kg)
占全樣
(%)
占本級(%)
篩上
累計
(%)
Mad
(%)
Ad
(%)
St.d
(%)
13-6
煤
4.314
22.48
1.26
29.41
3.82
6-3
煤
5.950
31.01
1.90
26.40
3.48
3-0.5
煤
5.744
29.93
2.10
25.53
3.53
0.5-0
煤
3.182
16.58
2.20
27.51
3.69
小計
煤
合計
煤
19.190
100.00
1.87
27.00
3.61
8號煤浮沉試驗綜合成果表
密度級
(kg/L)
產(chǎn)率
(%)
灰分
(%)
累計浮物(%)
累計沉物(%)
±0.1
密度
(kg/L)
產(chǎn)率
(%)
產(chǎn)率
灰分
產(chǎn)率
灰分
全級
100.00
25.65
-1.30
12.42
4.37
12.42
4.37
87.58
28.67
1.30
36.60
1.30-1.40
24.18
10.38
36.60
8.34
6340
35.65
1.40
41.86
1.40-1.50
17.68
19.01
54.28
11.82
45.72
42.09
1.50
31.05
1.50-1.60
13.37
28.35
67.65
15.06
32.35
47.80
1.60
26.81
1.60-1.70
13.44
36.12
81.09
18.55
18.91
56.10
1.70
18.95
1.70-1.80
5.51
41.39
86.60
20.01
13.40
62.14
1.80
7.47
1.80-1.90
1.96
48.61
88.56
20.64
11.44
64.63
1.90
2.99
1.90-2.00
1.03
52.47
89.56
21.01
10.41
65.65
+2.00
10.41
65.65
100.00
25.65
小計
100.00
25.65
泥巖
5.69
49.07
合計
100.00
26.98
第二章 井田儲量及服務(wù)年限
2.1礦井的工業(yè)儲量
2.1.1儲量計算方法
井田內(nèi)地層傾角小于2-3°,采用水平地質(zhì)塊段法進(jìn)行資源/儲量估算。估算公式:Q=S×M×D/10
式中: Q—資源量/儲量;萬t;
S—水平投影面積,k(m2);
M—塊段平均采用厚度,m;
D—視密度,t/m3。
此次估計預(yù)算共獲得本井田內(nèi)批采煤層8號煤保有資源/儲量(111b+122b+333)12465.2萬t。
1.面積的確定
CAD查詢法
2.煤層厚度的確定
塊段內(nèi)煤厚采用塊段內(nèi)各見煤點,生產(chǎn)實測煤厚的算術(shù)平均值,各見煤點儲量估算煤厚按以下確定。
使用CAD查詢功能可知井田投影面積:
S= 14092892m2
井田工業(yè)儲量:Zg =S×h×γ (2-1)
8#煤 Zg=14092892×6.2×1.45/10000=12465.2萬t
2.2可采儲量
礦井設(shè)計儲量計算
礦井設(shè)計儲量=礦井工業(yè)儲量—永久煤柱損失
經(jīng)計算,礦井設(shè)計儲量為12034.9萬t
2.2.1 邊界煤柱
井田邊界長度為15426.3m,取邊界煤柱30m。則邊界煤柱損失:
P1=15426.3×30×6.2×1.5=430.3萬噸
2.2.2 工業(yè)廣場煤柱壓煤
表2-1 礦井工業(yè)場地占地面積指標(biāo)
井型與設(shè)計生產(chǎn)能力(萬噸/年)
占地面積指標(biāo)(公頃/10年)
240~300
0.7~0.8
120~180
0.9~1.0
45~90
1.2~1.3
9~30
1.5
備注:占地面積指標(biāo)中小井取大值、大井取小值。
根據(jù)實際情況選取,工廠占地面積為1.8×105㎡。饅頭山礦8#煤層為近水平煤層。
P2為工業(yè)廣場煤柱煤量,按設(shè)計儲量的2%估算
P2=1.2×2%=0.024億噸
2.2.3 其他煤柱損失
其他煤柱煤炭損失P3,按工業(yè)儲量的5%計算。
P3=1.25×5%=0.063億噸
2.2.4 總設(shè)計煤柱損失
P=P1+P2+P3=430.4億噸
2.2.5 礦井設(shè)計可采儲量
Zk=(Zz-P).C (2-2)
式中:Zk——礦井設(shè)計可采儲量,萬t;
Zz——礦井工業(yè)儲量,萬t;
P——可采煤柱損失,萬t;
C——采區(qū)回采率,薄煤層取C=85%;中厚煤層取C=80%;厚煤層取C=75%。
經(jīng)計算,礦井設(shè)計可采量為9031.2萬t,見下表2-2:
表2-2
煤層
工業(yè)儲量
設(shè)計儲量
可采儲量
8
12465.2
12034.9
9026.1
單位:萬t
2.3礦井工作制度
根據(jù)設(shè)計大綱規(guī)定以及結(jié)合礦井實際情況。規(guī)定該礦井設(shè)計年工作日為276天。采用“四·六”制作業(yè),即三個個班生產(chǎn),一個班檢修。每班工作六小時。礦井晝夜提升為14小時。
2.3.1礦井設(shè)計生產(chǎn)能力的確定
根據(jù)當(dāng)?shù)赜妹盒枨?,結(jié)合煤層賦存條件,可采儲量、裝備水平、資金來源等因素,確定礦井生產(chǎn)能力為120Mt/a。
2.3.2礦井及水平服務(wù)年限的計算
T=Z/A×K (2-3)
礦井及水平服務(wù)年限均按下式計算
式中:T—服務(wù)年限,a;
Z—設(shè)計可采儲量,萬t;
A—設(shè)計生產(chǎn)能力,Mt/a;
K—儲量備用系數(shù),取1.4。
則:礦井及水平服務(wù)年限T=9026.1/120×1.4=53a
第三章 井田開拓
3.1開拓方案的對比選定
結(jié)合礦井有關(guān)實際情況,本次設(shè)計針對饅頭山8號煤層的開拓提出兩個方案
圖3-1 方案一
圖3-2 方案二
由圖可知道,方案一工程量大,三角煤浪費(fèi)較多。與方案二相比,方案二省去9條上下山巷道,可以更早的進(jìn)入投產(chǎn),而且部分三角煤可以得到良好的利用率。所以該礦設(shè)計選取方案二。
3.2井田開拓的基本問題
井田開拓主要研究以下幾個問題
1井筒數(shù)目;
2.井筒合理的位置;
3.布置大巷及井底車場;
4.確定礦井開采程序,開采水平的劃分;
5.水平大巷的布置;
6.合理確定礦井通風(fēng)系統(tǒng)、運(yùn)輸系統(tǒng)和供電系統(tǒng)。
7.在確定開拓一系列問題時,需要根據(jù)國家政策,綜合考慮地質(zhì)、開采技術(shù)等諸多條件,在全面比較后才能確定合理的方案。
3.3井筒方案的選擇
方案一:主副井位于井田邊界,井筒形式為斜井,礦井通風(fēng)系統(tǒng)為中央分列式。井筒參數(shù)為:
表3-1
X
Y
Z
主井
19671464
4429254
1503
副井
19671433
4429196
1503
回風(fēng)井
19672363
4427282
1513
方案二:主副井位于井田中部,井筒形式為筒形式為主斜副立井,礦井通風(fēng)系統(tǒng)為中央分列式。井筒參數(shù)為:
表3-2
X
Y
Z
主井
19673690
4426770
1310
副井
19673807
4426665
1310
回風(fēng)井
19672969
4427323
1303
表3-3
方案一
方案二
優(yōu)點
1、開拓巷道總的掘進(jìn)工程量較少;
2、副斜井運(yùn)料系統(tǒng)簡單。
1、副立井提升能力大;
2、立井通風(fēng),通風(fēng)能力大,分區(qū)式通風(fēng),風(fēng)路短,通風(fēng)容易。
缺點
1、風(fēng)路長,通風(fēng)系統(tǒng)復(fù)雜,風(fēng)流分配差;
2、副斜井提升速度和能力小。
1、開拓巷道總的掘進(jìn)工程量較大;
2、初期工程量大,投產(chǎn)晚;
3、立井運(yùn)料,系統(tǒng)復(fù)雜。
表3-4 基建費(fèi)用表
方案一
方案二
工程量(米)
單價
(元/米)
費(fèi)用
(萬元)
工程量(米)
單價
(元/米)
費(fèi)用
(萬元)
主井井筒
544.1933
1050
57.14
544.1933
1050
57.14
副井井筒
544.1399
1050
57.14
200
2000
40
主要石門
1044.439
800
83.56
1044.439
800
83.56
回風(fēng)井
250
1500
60
250
150
60
合計
259.04
240.9
通過比較選則對比選擇方案2
3.3.1井筒形式的確定
通過上述比較選擇方案二,即主斜井和副立井開拓。
3.3.2井筒位置的確定
井筒位置的選擇要遵循以下:
1. 這有利于減少工程的工作量,
2. 工作時間短,面積不大
3. 花錢少;
3.3.3井筒數(shù)目
為了滿足生產(chǎn)條件需求,設(shè)置一主井,輔助提升及進(jìn)風(fēng)設(shè)置一副井。又因為井田面積較大,開采后期通風(fēng)困難,需要打一個風(fēng)井。一共3個。
表3-5
Y
X
Z
主井
4426770
19673690
1310
副井
4426665
19673807
1310
回風(fēng)井
4427323
19672969
1303
3.4礦井基本巷道
3.4.1井筒
1、井筒數(shù)目及用途
該礦井達(dá)到生產(chǎn)能力時,一共有兩個井筒,既主井、副井。每個井筒的用途描述為:
(1)主井:負(fù)責(zé)全礦煤炭提升,同時兼作礦井進(jìn)風(fēng)井任務(wù)以及安全出口;
(2)副井:負(fù)責(zé)全礦人員等提升任務(wù),作為礦井的主要進(jìn)風(fēng)井以及安全出口。
(3)回風(fēng)井:負(fù)責(zé)該礦井生產(chǎn)系統(tǒng)的回風(fēng)任務(wù)兼做安全出口
2、井筒布置及裝備
(1)主井:井筒斷面為圓拱形,掘進(jìn)斷面30m2,井壁為毫米厚混凝土,設(shè)檢修道;
(2)副井:井筒斷面為圓形,掘進(jìn)斷面30m2,井壁為100毫米厚混凝土。
3.4.2井筒特征
1.井筒斷面尺寸
1)斷面的確定依據(jù)
主斜井?dāng)嗝娴拇_定
巷道凈寬按以下公式計算:
B=a1+c1+b (3-1)
按以上公式所計算的巷道凈寬的B值,應(yīng)根據(jù)只進(jìn)不舍的原則以100mm晉級。
得:B=4000mm。
巷道凈高度:
巷道凈高度按以下公式計算:
H=h1+h2+h3 (3-2)
考慮到最大設(shè)備的尺寸,得H=3960mm。
巷道斷面風(fēng)速驗算:
巷道斷面風(fēng)速驗算按以下公式計算:
(3-3)
代入數(shù)據(jù)得:v=2.27m/s <4 m/s
圖3-3 主斜井?dāng)嗝鎴D
2.副井井筒斷面
副井井筒采用立井形式,圓形斷面,凈直徑為6.0m,井筒內(nèi)裝備一套3t雙層雙車罐籠,井壁采用鋼筋混凝土和砌壁支護(hù)方式,井筒主要用途是提料、運(yùn)人、提升設(shè)備、矸石等。采用金屬罐道梁,行鋼組合罐道,端面布置,罐道梁采用通梁式布置方式。副井內(nèi)除裝備罐籠外,還設(shè)有梯子間作為安全出口,并設(shè)有管子道、電纜道等設(shè)備。
表3-6 井筒特征表
井型
120萬t
井筒直徑
6m
井深
300m
凈斷面積
28.3m2
提容器升
一對3t罐籠
井筒支護(hù)
混凝土砌壁
圖3-4 副井井筒斷面布置
3.風(fēng)井井筒斷面
圖3-5 風(fēng)井井筒斷面布置
風(fēng)速校核:
副井:V=5.788 m/s,符合要求。
風(fēng)井:V=9.5315 m/s,符合要求。
表3-7
井筒名稱
主井
副井
風(fēng)井
井口坐標(biāo)
X(m)
19673690
19673807
19672969
Y(m)
4426770
4426665
4427323
Z(m)
1310
1310
1303
用途
提煤、進(jìn)風(fēng)
提料、矸、人、進(jìn)風(fēng)
回風(fēng)
提升設(shè)備
膠帶輸送機(jī)
3t雙層雙車罐籠
井筒傾角(°)
30
90
90
斷面形狀
圓拱形
圓
圓
支護(hù)方式
混凝土砌碹壁
混凝土砌碹壁
混凝土砌碹壁
井筒壁厚(mm)
350
400
350
提升方位角(°)
209
119
井筒深度(m)
720
734
680
斷面積
凈()
19.6
28.3
19.6
掘()
22.5
32.2
22.5
綜上,井筒特征如表3-7所示。
3.5井底車場的選擇
圖3-6 井底車場
1、井底車場類型樣式的選擇
(1)調(diào)車簡單,方便與管理,交岔點和彎道少;
(2)操作系數(shù)安全級別高,符合相關(guān)規(guī)定;
(3)工作量少,花錢少
(4)施工工作簡單,時間短
根據(jù)上訴,選擇井底車場為臥式車場,可滿足礦井輔助提升存車線路要求。
在副井井底車場設(shè)有:中央變電所、中央水泵房、水倉。
井底車場巷道及硐室支護(hù)形式采用錨噴、錨桿加錨索支護(hù)。
3.6主要巷道斷面確定
1.運(yùn)輸大巷、軌道大巷、回風(fēng)大巷等主要開拓巷道的斷面形式、斷面大小、支護(hù)方式及參數(shù)見圖和表。
表3-8 斷面特征表
圍巖類別
半煤半巖
錨桿排列方式
矩形
掘進(jìn)斷面(m2)
17.3
錨桿排列間距(mm)
800
凈斷面 (m2)
15.3
錨深(mm)
2300
掘進(jìn)尺寸(寬×高,mm)
4600,4800
錨桿規(guī)格(L×Φ,mm)
2200×16
噴射厚度(mm)
100
凈周長(m)
10.8
錨桿型式
樹脂錨桿
百米風(fēng)阻(Pa)
錨桿外露長度(mm)
100
2. 輔助大巷
圖3-7 軌道大巷斷面圖
表3-9 斷面特征表
圍巖類別
半煤半巖
錨桿排列方式
矩形
掘進(jìn)斷面(m2)
17.3
錨桿排列間距(mm)
800
凈斷面 (m2)
15.3
錨深(mm)
2000
第四章 帶區(qū)巷道布置
4.1煤層的地質(zhì)特征
饅頭山8號煤層為主要可采,該煤層為穩(wěn)定煤層。煤厚5.02-6.70。煤層結(jié)構(gòu)簡單,無夾矸,兩個小斷層,無陷落柱,地面無村莊。該煤層的控制及研究程度均較高。
4.2帶區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng)
4.2.1確定帶區(qū)的傾斜長度(推進(jìn)長度)
饅頭山煤礦的工作面推進(jìn)長度已經(jīng)達(dá)到1600多米,在現(xiàn)有的巷道支護(hù)和設(shè)備在技術(shù)上是完全沒有問題的。饅頭山礦井地質(zhì)構(gòu)造簡單,斷層少,頂?shù)装宸€(wěn)定,大巷建在井田中間,從而確定一帶區(qū)的傾推進(jìn)長度在1600米左右。
4.2.2帶區(qū)煤柱的確定
井田邊界留30米的井田邊界煤柱,各帶區(qū)間留30米保護(hù)煤柱,各大巷的護(hù)巷煤柱約為30米。
4.2.3工作面的長度和數(shù)目的確定
一個合理的工作面長度是實現(xiàn)礦井高產(chǎn)高效的的重要條件。
本礦井的一帶區(qū)共布置12個工作面,由井田中央向井田兩邊界依次為8011、8012……
4.2.4帶區(qū)內(nèi)煤層的開采順序
帶區(qū)分帶間采用順序開采,一帶區(qū)的開采順序為:先采8011工作面,同時掘進(jìn)8012工作面的分帶斜巷(順槽),采完8011工作面后,采已經(jīng)準(zhǔn)備完畢的8012工作面,8013工作面準(zhǔn)備,采8013工作面時,8014準(zhǔn)備,依次類推。
4.2.5帶區(qū)巷道布置
按照礦井的初步設(shè)計。井田的中央布置皮帶運(yùn)輸大巷,與工作面的推進(jìn)方向垂直。8011工作面的輔助運(yùn)輸順槽與運(yùn)輸大巷相連,8011工作面回風(fēng)順槽與回風(fēng)大巷相連。
4.2.6生產(chǎn)系統(tǒng)
1. 運(yùn)煤系統(tǒng)
在工作面鋪設(shè)刮板輸送機(jī),分帶運(yùn)輸巷鋪設(shè)可伸縮式膠帶輸送機(jī),運(yùn)輸大巷設(shè)置膠帶,其運(yùn)煤路線如下:
采煤機(jī)割煤(支架放煤)——前后刮板輸送機(jī)——轉(zhuǎn)載機(jī)(破碎機(jī))——分帶運(yùn)輸斜巷(順槽)——膠帶運(yùn)輸大巷——井底煤倉——主斜井——地面煤倉
2. 料運(yùn)輸系統(tǒng)
回采工作面所需材料運(yùn)輸路線為:地面——副立井——井底車場——軌道輔助運(yùn)輸大巷——分帶輔助運(yùn)輸順槽——工作面
3. 設(shè)備安裝路線
地面——副立井——井底車場——材料換裝硐室——軌道輔助運(yùn)輸大巷——分帶輔助運(yùn)輸順槽——工作面
4. 排矸石系統(tǒng)
本設(shè)計除輔助運(yùn)輸大巷外,其他巷道皆為煤巷,出矸石量很少。則矸石運(yùn)輸路線為:出矸石點——軌道輔助運(yùn)輸大巷——井底車場——副斜井——地面
5. 通風(fēng)系統(tǒng)
(新鮮風(fēng)流)主、副井——運(yùn)輸大巷——行人運(yùn)料進(jìn)風(fēng)斜巷——分帶主運(yùn)輸斜巷(順槽)——工作面(污風(fēng))——分帶回風(fēng)順槽——回風(fēng)大巷——風(fēng)井——地面
4.2.7確定帶區(qū)各種巷道的尺寸、支護(hù)方式及通風(fēng)方式
1. 尺寸
進(jìn)風(fēng)順槽的尺寸為4000mm×3000mm,回風(fēng)順槽的尺寸為4000mm×3000mm。
2.支護(hù)方式
采用錨網(wǎng)支護(hù),錨索補(bǔ)強(qiáng),這種支護(hù)方式掘進(jìn)速度快,且經(jīng)濟(jì)效益好。
2. 掘進(jìn)通風(fēng)
采用混合式局扇進(jìn)行通風(fēng),局扇應(yīng)在新鮮風(fēng)流處。為了防止回風(fēng)短路,在順槽設(shè)置風(fēng)門,具體位置見帶區(qū)巷道布置。
4.2.8帶區(qū)內(nèi)部巷道的掘進(jìn)方法
1. 施工方法
采用EBH-160型綜掘機(jī)割煤,雙巷掘進(jìn)。用SSJ800/2×40型帶式輸送機(jī)運(yùn)輸,迎頭用錨桿鉆機(jī)打孔和安裝錨桿。用煤電鉆式Y(jié)J—24型風(fēng)鉆打幫部錨桿孔。用煤電鉆式風(fēng)動扳手安裝幫部錨桿。錨索用錨桿鉆機(jī)打孔和安裝。
2.通風(fēng)
綜合本礦井設(shè)計的實際情況,工作面推進(jìn)長度為1600米左右,巷道為拱形巷道,所以采用混合式通風(fēng)。
4.2.9帶區(qū)生產(chǎn)能力的確定
1.回采工作面的單產(chǎn)計算
A0=N×L×S×M×γ×C×276×10-4(萬t/a)
式中:L——工作面長度,m
S——截深,
M——采高
γ——煤的容重
C——回采率
N——采煤機(jī)日進(jìn)刀數(shù)
=6×194×0.60×6.2×1.5×85%×276×10-4
=152.38(萬t)
2.帶區(qū)的生產(chǎn)能力計算
計算公式如下:
Ab=K1×K2×n×A0(萬t/)
K1——工作面產(chǎn)量不均衡系數(shù),帶區(qū)內(nèi)同采一個工作面,取1。
K2——帶區(qū)內(nèi)掘進(jìn)出煤系數(shù),取1.1
n——帶區(qū)內(nèi)同時生產(chǎn)的工作面?zhèn)€數(shù)。
Ab=K1×K2×n×A0(萬t/)
=1×1.1×1×152.38
=167.62
滿足礦井120萬噸∕年設(shè)計生產(chǎn)能力。
工作面的采出率驗算
工作面采出率
工作面的工業(yè)儲量=工作面長度×工作面推進(jìn)長度×煤層厚度×煤的容重
Zg=194×1600×6.2×1.5×10-4
=288.7(萬t)
3.工作面損失的煤量包括:
1)割煤損失=工作面長度×工作面推進(jìn)長度×割煤高度×割煤損失率×煤的容重
P1=194×1600×3×2%×1.5×10-4
=2.8(萬t)
2)放煤損失=工作面長度×工作面推進(jìn)長度×放煤高度×放煤損失率×煤的容重
P2=194×1600×3.2×25%×1.5×10-4
=37.2(萬t)
工作面采出率= (工作面的工業(yè)儲量-工作面損失的煤量)÷工作面的工業(yè)儲量×100%
C =(288.7-2.8-37.2)÷288.7×100%
=86.14%
4.帶區(qū)采出率:
帶區(qū)工業(yè)儲量:
Q =346.7(面積,萬㎡)×6.2×1.5=3224.31(萬t)
邊界損失煤柱:
Q邊界=7758(邊界長度,m)×30(煤柱寬度)×6.2×1.5×10-4
=216.4 (萬t)
帶區(qū)采出率=(帶區(qū)工業(yè)儲量-帶區(qū)煤柱損失量)÷帶區(qū)工業(yè)儲量×100%=75.01%接近75%,符合規(guī)范要求。
4.3帶區(qū)運(yùn)輸設(shè)備選擇
帯區(qū)的運(yùn)輸設(shè)備主要有帶式輸送機(jī),礦車和電機(jī)車等。
帶式輸送機(jī)選用的型號為SSJ1000/160,技術(shù)特征如下:
表4-1 帶式輸送機(jī)技術(shù)特征表
型號
SSJ1000/160
輸送長度
1000m
輸送量
800t/h
帶速
2.5m/s
傳動滾筒直徑
800mm
托輥直徑
133mm
輸送帶
類型
尼龍整芯阻燃帶
寬度
1000mm
儲帶長度
60m
機(jī)尾搭接長度
15m
機(jī)尾搭接處軌距
1800mm
機(jī)頭外形尺寸(長×寬×高,mm)
1203×2870×1781
機(jī)尾外形尺寸(寬×高,mm)
電動機(jī)
型號
功率(kW)
160
電壓(V)
660/1140
質(zhì)量
93t
電機(jī)車選用的型號為XK8-9/132A的蓄電池電機(jī)車,外型尺寸為4430(長)×1354(寬)×1550(高)。礦車選用MG1.7-9B型,外型尺寸為2400(長)×1150(寬)×1150(高)。
因為開采的是近水平煤層,并且巷道都在煤層中開采,所以不采用絞車設(shè)備進(jìn)行運(yùn)輸。
第五章 采煤方法
5.1采煤工藝方式
5.1.1采煤方法選擇
該礦井井田設(shè)計煤層為8#煤層,8#煤層平均厚度6.2m,屬厚煤層,煤層傾角較小,屬近水平煤層。可以選則的采煤方法有:大采高一次采全厚單一長壁采煤法;一次采全厚綜采放頂煤采煤方法。兩種方法的優(yōu)缺點如下:
1. 大采高一次采全厚單一長壁采煤法
優(yōu)點:減少了頂煤或底煤的丟失量,提高了煤炭采出率,與分層開采比較,簡化了巷道布置,節(jié)省鋪網(wǎng)工序,提高了效益。
缺點:采高越大,支架重量越大,而且成非線性變化。同時增加了設(shè)備投資和搬遷難度,無形中增加了工藝的難度。
2.一次采全厚綜采放頂煤采煤方法
優(yōu)點:有利于合理集中生產(chǎn),對煤層地質(zhì)條件有較強(qiáng)的適應(yīng)性,有明顯地經(jīng)濟(jì)效益。
缺點:采出率較低(比分層開采低10%左右),工作面粉塵大,自燃發(fā)火、瓦斯積聚隱患較大。
通過比較分析,采用傾向長壁采煤法。而且本饅頭山井田無粉塵爆炸威脅,所以確定采用綜放頂煤回采工藝,全部垮落法管理頂板。
5.1.2確定回采工作面長度、推進(jìn)方向、推進(jìn)度
工作面長度定在194米左右。
由 L=n×B ×T×η/t
式中:L——工作面長度,
n——同時放煤支架數(shù),
T——每班工作時間,
t——每架支架放煤所需時間,
B——支架寬度,取1.5m,
η——每班工作時間利用率。
本礦,煤層厚度平均6.2m,頂煤厚度約3.1m,平均每架放煤時間3~4min,取n=3,B=1.5m,T×η=150min,則:
L=3×1.5×150/(3~4)
=168.8~225(m)
結(jié)合有關(guān)情況,決定本礦取工作面長度為190m。礦井設(shè)計年產(chǎn)量為120萬t,考慮用一個工作面滿足生產(chǎn)要求。
推進(jìn)方向由工作面向大巷回采。
工作面的日產(chǎn)量為:A0=A/d
A0——工作面日產(chǎn)量,t;
A——礦井設(shè)計生產(chǎn)能力,120萬t;
d——年工作日,取300天。
A0 = 120萬t×104/300=4000 t
工作面的日產(chǎn)量也可用式A0=L×V0×M×γ×C0
式中: A0——工作面日產(chǎn)量,t;
L——工作面長度,220m;
V0——工作面推進(jìn)速度,m/d;
M——煤層厚度,6.10m;
γ——煤的容重,1.40t/m3;
C0 ——工作面放頂煤回采率,0.84;
由以上公式可得:
V0=A/( Lg×M×γ×C0×d )
=120×104/(194×6.20×1.40×0.84×276)
=3.1m/d
采煤機(jī)的截深為0.600m,則日進(jìn)刀數(shù)為:
N= V0/0.600=2.69/0.600=5.2
為了方便工人的工作和管理取N=6,即每天進(jìn)6刀。則工作面的實際年出煤量為:
A=N×L×S×M×r×c×300×10-4(萬t/a)
式中:L——工作面長度,m
S——截深,
M——采高
R——煤的容重
C——回采率
N——采煤機(jī)日進(jìn)刀數(shù)
A0 =N×L×S×M×r×c×276×10-4
=6×194×0.60×6.2×1.5×84%×276×10-4
=150.58(萬t/a)
工作面日出煤量為:
A0= A/d=150.58×104/276=5455.8(t )
考慮到在回采的同時,有一個煤巷掘進(jìn)頭正在掘進(jìn),在此我們?nèi)【蜻M(jìn)出煤量為工作面產(chǎn)量的10%。
則礦井實際總出煤量為:
A總=A×(1+10%)
式中: A總——礦井總出煤量,萬 t;
A——工作面實際出煤量,萬 t;
10%——掘進(jìn)出煤量占工作面產(chǎn)量的百分比
A總=150.58×(1+10%)=165.63萬 t
可見165.63>120,所以能滿足礦井的設(shè)計生產(chǎn)能力
日推進(jìn)度為:0.60×6=3.60m ;
月推進(jìn)度為:3.60×30=108m ;
年推進(jìn)度為:3.60×300=1080m 。
5.1.3工作面垮落煤炭
1. 工作面落煤方式
工作面采用采用綜合機(jī)械化的放頂煤回采工藝,全部垮落法管理頂板。
2. 工作面落煤機(jī)械選型
本設(shè)計工作面沿底開采采高3m,放煤高度3.1m,割煤進(jìn)度每刀0.60m,日進(jìn)度3.60m,進(jìn)6刀,設(shè)計生產(chǎn)面年產(chǎn)量120萬t,為實現(xiàn)高產(chǎn)高效,用一個工作面保產(chǎn)。
要達(dá)到礦井的設(shè)計生產(chǎn)能力采煤機(jī)的平均生產(chǎn)能力應(yīng)能達(dá)到
6000×(3.0/6.1) t/18h=163.9 t/h
按照《綜采生產(chǎn)管理手冊》之規(guī)定,工作時間有效利用系數(shù)K值一般在0.3~0.45之間,通過提高生產(chǎn)管理水平,實現(xiàn)現(xiàn)代化礦井的高產(chǎn)高效,K值可達(dá)到0.5以上,K取0.5。
則采煤機(jī)割煤能力應(yīng)能達(dá)到163.9/0.50=327.8t/h
采煤機(jī)的牽引速度
采煤機(jī)的牽引速度
Vc=L/(K×td)
式中: L——工作面長度,m;
K——工作面開機(jī)率,50%;
td——進(jìn)一刀所需時間 td=18×60/6=180(min)
Vc=L/(K×td)
=194/(50%×180)
=2.16m/min
依據(jù)以上原則及計算結(jié)果,選用MG360W型雙滾筒采煤機(jī),其技術(shù)特征如下見表
表5-1 采煤機(jī)主要技術(shù)特征表
型號
MG360W
采高(m)
2.1-3.4
煤的堅固性系數(shù)
f< 3
煤層角度
<25°
截深
600mm
滾筒直徑(m)
1.6,1.8
鏈條規(guī)格
齒輪銷排式
牽引方式
液壓傳動無鏈牽引
牽引力(kN)
250
牽引速度(m/s)
0-8.5
滾筒中心距(mm)
6600
機(jī)面高度(mm)
1450
臥底量(mm)
300
控頂距(mm)
2375
總重(t)
23
電動機(jī)
型號
YBCS2-150,YBQYS-60
功率(kW)
150,60
臺數(shù)
2+1
電壓(v)
660,1140
3.采煤機(jī)工作方式和進(jìn)刀方式
1)采煤機(jī)的工作方式
采煤機(jī)的牽引速度,3的工作模式。采煤機(jī)工作方式和采煤方式1)采煤機(jī)工作方式在礦區(qū)8號煤層穩(wěn)定、傾斜。小,所以使用采煤機(jī)雙向切割煤,追逐操作;前輥切割頂煤,后缸切割底部煤;工作面的端面切入刀,來回兩刀;采煤機(jī)移動后刮板輸送機(jī)第一次移動。這兩種工藝分別落后于采煤機(jī)的5-8m和10-15m。
2)進(jìn)刀方式
采用三角形采煤工作面截割方式。進(jìn)料過程如圖5-1
進(jìn)刀過程如圖5-1.
圖5-1
3. 回采工藝
采用采放平行作業(yè),其回采工藝為:割煤——移架——推前部刮板輸送機(jī)——拉后部刮板輸送機(jī)——放煤
5.1.4工作面拉煤放頂煤機(jī)后切煤移動架推前刮板輸送機(jī)刮板輸送機(jī)。
1.煤步距:兩刀2×0.6=1.2米
2.單輪分段連續(xù)放頂煤卸煤方式
3.采放比:采3米,放3.2米,采放比為1:1.07
5.1.5裝煤方式
采煤機(jī)截煤時,煤通過滾筒和擋煤板自動裝入前刮板輸送機(jī)。剩余煤用鏟煤板刮入輸送機(jī),煤直接進(jìn)入工作面后方的刮板輸送機(jī)。同時,應(yīng)清除煤炭。。
活動機(jī)架采用滯后機(jī)架,后采煤機(jī)后滾筒有3-5個追逐順序,換擋距離為600毫米。如果移動速度與采煤速度不同步,則必須停止采煤機(jī),并繼續(xù)移動后的煤。
5.1.6移架方式
移架方式采用滯后移架,滯后采煤機(jī)后滾筒3-5架追機(jī)順序,移架步距為600mm。如果移架速度趕不上采煤機(jī)割煤速度,必須停采煤機(jī)移架,移完架后再繼續(xù)采煤。
5.1.7工作面煤
1.工作面運(yùn)煤方式
采用刮板輸送機(jī)煤,將伸縮式皮帶運(yùn)輸機(jī)通過重載器輸送至運(yùn)輸順槽,再通過大巷皮帶運(yùn)輸機(jī)輸送到底部煤倉。
2.刮板輸送機(jī)
選型原則:
1)前刮板輸送機(jī)的輸送能力應(yīng)大于采煤機(jī)的最大生產(chǎn)能力,一般取1.2倍(220.46×1.2=264.55 t/h)。后刮板輸送機(jī)的輸送能力應(yīng)大于放煤能力,一般取1.1倍(335×1.1=368.6 t/h)
2)牽引方式要跟采煤機(jī)相配套。
根據(jù)上述原理,前刮刀選用SGZ-764/400刮板輸送機(jī),其技術(shù)特點如表5-2所示。SGZ-764/500型刮板輸送機(jī)用于后刮板輸送機(jī),其技術(shù)特征見表5-2。
表5 -2 刮板輸送機(jī)技術(shù)特征表
項目
前刮板
后刮板
型號
SGZ-764/400
SGZ-764/500
設(shè)計長度(m)
200
200
出廠長度(m)
150
150
運(yùn)輸能力(t/h)
1000
1000
鏈速
1
1.129
布置方式
平行布置
平行布置
中部槽規(guī)格
(長×寬×高,mm)
1500×764×222
1500×764×222
刮板鏈?zhǔn)叫?
中雙鏈
中雙鏈
5.1.8工作面支護(hù)
1.工作面內(nèi)的支護(hù)
1)支護(hù)方式
該井田主要開采8號煤層,平均煤厚6.20m采用綜合機(jī)械化放頂煤采煤方法。支護(hù)采用放頂煤液壓支架。
2)支架選型原則
支架選型應(yīng)符合以下幾個原則:
(1)支架的支護(hù)強(qiáng)度要符合該礦井的礦壓;
(2)支架的結(jié)構(gòu)要與煤層賦存條件相適應(yīng);
(3)支護(hù)斷面要符合礦井通風(fēng)能力要求。
本著以上原則以及該設(shè)計礦井的實際情況,確定選擇ZFS4000/17/35型放頂煤液壓支架。ZFS4000/17/35型放頂煤液壓支架的技術(shù)特征見表5-3。
表5 -3 ZFS4000/17/35液壓支架技術(shù)特征表
型號
ZFS4000/17/35
型式
支掩式雙輸送機(jī)
普放兩用支架
放煤形式
插板
高度(m)
1.7~3.5
寬度(m)
1.43~1.6
中心距
1.5
初撐力(kN)
3000
工作阻力(kN)
3920
支護(hù)強(qiáng)度(MPa)
0.64
對底板 比壓(MPa)
1.57
適應(yīng)煤層角度(°)
≤15
供液泵壓(MPa)
24.5
運(yùn)輸尺寸
(長×寬×高,mm)
3987×1428×450
重量(t)
15.5
立柱
型式
單伸縮機(jī)械加長
缸徑/柱徑(mm)
200-172
工作阻力(kN)
1016
初撐力(kN)
924
推移千斤頂
型式
固定活塞
缸徑/行程(mm)
140/800
推力/拉力(kN)
453/286
移后輸送機(jī)千斤頂
缸徑/行程(mm)
125/700
推力/拉力(kN)
361/248
3)液壓支架的校核
(1)支架工作阻力校核
①估算法
公式如下:
P =K ·La(Q1 + Q2- R - N – F·cosα)
式中: P——支架合理支撐力,kN /架;
Q1——頂煤重,Q1=M2·l·γ1;
Q2——直接頂重,Q2=h·l·γ2;
K——砌體梁失穩(wěn)時附加的動載壓系數(shù),取1.8;
La——支架寬度,1.55m/架;
R——頂板在煤壁斷裂線處的摩擦阻力;
N——碎矸和部分規(guī)則跨落帶的橫撐力;
F——塊矸和頂煤、巖石間摩擦力,F(xiàn)=N·tanφ。
考慮到支架阻力處于極限情況,R=0。
碎矸支撐力可表示為
支架外載荷形成的力矩一般靠液壓支架阻力的分布來平衡。
設(shè)tanφ=0.8,α=20,γ1