涡北煤矿1.2 Mta新井设计含5张CAD图.zip
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涡北煤矿1.2
Mta新井设计含5张CAD图
煤矿
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6 采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1采区煤层特征及地质条件采区所采煤层为8号煤层，平均厚度7.37m，煤层倾角1825，平均20，为缓倾斜煤层，结构单一，赋存稳定。采区内无大断层影响。煤质硬度为f = 2.3，煤的容重为1.40 t/m3。煤层直接顶为粉砂质泥岩，平均厚1.86 m，浅灰灰白色，层状，局部为粗砂岩，垂直裂隙发育。基本顶为细中砂岩，平均厚21.17 m，浅灰灰白色，中厚层状，细中粒砂岩。直接底为泥岩，平均厚3.5 m，灰深灰色中厚层状。基本底为砂岩，平均厚度6.60 m ，浅灰灰白色，中厚层状细中粒砂岩。采区绝对瓦斯涌出量为21.3 m3/min，煤层无自燃发火倾向性，煤尘有爆炸危险性。采区正常涌水量为250 m3/h，最大涌水量为280m3/h。6.1.2确定采煤工艺方式根据采区地质条件及煤层特征，可选择分层综采工艺和放顶煤回采工艺，各有优缺点，下面进行比较：分层综采工艺的特点优点：分层综采工艺技术成熟，设备类型齐全性能完好，操作方便，管理简单，可选出适应各种条件的采煤设备；液压支架及配套的采煤机设备小、轻便，回采工作面搬家方便。采高一般为2.03.5 m，回采工作面煤壁增压小，煤壁稳定，生产环节良好；工作面采出率高，可达到93%97%以上；缺点：巷道掘进较多，万吨掘进率高；工作面单产低，单产提高困难；开采投入高，分层开采人工铺网劳动强度大，费用大；加剧接替紧张的矛盾，需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。放顶煤工艺优点：有利于合理集中生产，实现高产高效，单产和效率高，具有显著的经济效益；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；工作面搬家次数少；对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性；缺点：煤损多，工作面回采率低；煤尘大，放煤时煤和矸石界线难以区别，使得煤炭含矸率提高，影响煤质；自然发火、瓦斯积聚隐患较大，“一通三防”难度大。比较上述两种回采工艺的特点，分层开采综合经济效益差，不利于矿井实现高产高效，初步确定选择放顶煤回采工艺较合理。结合矿井实际条件，厚度比较大，故确定工作面采用放顶煤回采工艺。6.1.3回采工作面参数根据前面开拓、准备的巷道布置，回采工作面沿倾向布置，走向推进；首采工作面宽150 m，长920 m；煤厚7.37 m，工作面割煤高度为3.0 m，放煤高度4.37 m，工作面采放比为1:1.46。工作面布置两条平巷断面均为5.0 m宽，3.5 m高。采用沿空掘巷小煤柱护巷，留设5.0 m宽小煤柱。6.1.4回采工艺及设备 落煤方式（1）割煤方式：双向往返割煤（2）进刀方式：端部斜切进刀割三角煤（3）进刀过程：a.斜切进刀：采煤机割煤至机头（机尾）后调换煤机滚筒的上下位置使前滚筒在上，后滚筒在下，调换上（下）关系后反向运行，利用输送机的弯曲段牵引煤机切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止。b.推移输送机机头（机尾）：将输送机机头（机尾）推近煤壁。c.回刀：再次调换两个滚筒的上下位置，向机头（机尾）方向割三角煤直至输送机机头（机尾）。d.下行（上行）割煤：完成进刀、割完三角煤后，再一次调整煤机滚筒的上下位置关系，从工作面一端向另一端割煤，直至另一端头。以机头处进刀为例，其进刀过程如图6.1.1。（4）放煤放煤顺序自下而上，低位双轮顺序放煤法，根据煤的粒度和流量大小，用插板调节放煤口大小，见矸封口及时关闭插板。根据经验公式确定放煤步距d=(0.150.21)h （式6.1.1）式中：d估算放煤步距，m；h放煤口以上的煤层厚度，m。则h = d/(0.150.21)，分别取d1 = 0.6m，d2 = 1.2m；h1 = d1/(0.150.21) = 0.6/(0.150.21) = 42.4 mh2 = d2/(0.150.21) = 1.2/(0.150.21) = 10.677.62 m由上式可得，最适宜煤层厚度为：H1=h1+a+b （式6.1.2）式中：H1最适宜煤层厚度，m；a放煤口高度，取0.3 m；b刮板输送机高度，取0.15 m。则一刀一放最适宜煤层厚度为：H1 = (2.44)+0.3+0.15=(2.854.45) m两刀一放最适宜放煤步距为：H2 = (7.6210.67) +0.3+0.15=(8.0711.12) m由于煤层平均厚度为7.37m，故选用两刀一放的放煤方式。采用两刀一放，低位双轮顺序放煤法，利用采场压力，反复支撑、摆动尾梁松动顶煤。每个放煤口打开两次将煤放完，每次均匀放出顶煤的1/2。第二次打开放煤口放煤见到顶板矸石时，要立即关闭插板停止放煤。装运煤机组滚筒旋转割煤的同时，利用螺旋叶片自动把煤装入刮板输送机，余煤由铲煤板随推移前输送机铲入输送机；放顶煤时落煤自装，余煤由铲煤板随推移后输送机铲入输送机。区段运输平巷后段铺设一部转载机和一部破碎机，前段铺设一部可伸缩胶带输送机运煤。图6.1.1 端部斜切进刀割三角煤进刀设备选型工作面选用MXA-300/3.2型采煤机，前后刮板输送机均选用SGZ764/500型刮板输送机，平巷内选用SZZ830/200型转载机、LPS-1500型破碎机、SSJ1200/5200型胶带输送机。采煤机、刮板输送机、转载机、破碎机特征见表6.1.1、表6.1.2、表6.1.3、表6.1.4，胶带输送机技术特征见第七章表7.2.1。表6.1.1 MXA-300/3.2型采煤机技术特征项目名称单 位参 数采高范围m1.73.2适应工作面倾角 40适应煤质硬度f 4机面高度mm1400牵引速度m/min08.35牵引方式销轮齿轨无链卧底量mm250滚筒直径m1.6截深mm656降尘方式内、外喷雾 装机功率kW300最大不可拆卸件尺寸mm36051182211/2.07机器重量t39.2表6.1.2 SGZ764/500型刮板输送机技术特征项 目单 位参 数生产能力t/h900设计长度m250电机功率kW2250链 速m/s0.93表6.1.3 SZZ830/200型转载机技术特征项 目单 位参 数输送能力t/h1500出厂长度m50.4电机功率kW200链 速m/s1.44中部槽尺寸mm1500830260表6.1.4 LPS-1500型破碎机技术特征项 目单 位参 数通过能力t/h1500最大输入块度mm1000500电机功率kW160最大输出块度mm 300整机总重t216.1.5回采工作面支护方式支架选型及布置回采工作面支护采用液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度、采高等条件，并参照实际使用情况，工作面中部支架选用ZFS6200/18/35型低位放顶煤液压支架，工作面端头支架选用ZT7500/18/36型液压支架。从工作面机头到机尾分别布置端头架3架，中间架100架，端头架3架，共计106架，支架技术特征见表6.1.5、表6.1.6。表6.1.5基本液压支架技术特征项 目单 位参 数型 号ZFS6200/18/35支撑高度m1.83.5支架宽度m1.411.58中心距m1.50初撑力kN5232工作阻力kN6200支护强度MPa0.80.86支架重量t21.695底板比压MPa1.9操作方式本邻架控制型式支撑掩护式表6.1.6端头液压支架技术特征项 目单 位参 数型 号ZT7500/18/36支撑高度m1.843.59支架宽度m1.491.66中心距m1.5初撑力kN53806030工作阻力kN7500支护强度MPa0.55底板比压MPa0.720.8组合形式偏置型式支撑掩护式支架高度的确定（1）最大高度：Hmax=Mmax+S1 （式6.1.3）式中：Hmax支架最大支护高度，m；Mmax煤层最大采高，m；S1伪顶或浮煤冒落厚度，一般取0.2m。Hmax= 3.2 + 0.2= 3.4 m（2）最小高度Hmin=Mmin- S2-a-b （式6.1.4）式中：Hmin支架最小支护高度，m；hmin煤层最小采高，m；S2顶板最大下沉量，取200 mm；a支架移架所需最小下降量，取50 mm;b浮煤厚度，取50 mm。Hmin = 2.50.20.050.05 =2.2 m支架支护强度的验算支架工作阻力实际上是反映支架在工作过程中所需承受的顶板载荷。其大小计算采用估计法，估算法认为支架的合理工作阻力P应能承受控顶区内以及悬顶部分的全部直接顶岩重，还要承受当老顶来压时形成的附加载荷。一般取工作面的合理支护强度p按工作面最大采高的48倍进行计算。为了保证安全计算中采用较大倍数8，则上覆岩层所需的支护强度按下式计算。p=8gMcos10-3 （式6.1.5）式中：M工作面最大采高，3.0 m；顶板岩石体积质量，2.7 t/m3；煤层倾角，min=20。p= 832.710-39.8cos20=0.635 MPa经计算，p不大于支架支护强度的80%，所以该支架能够满足支护要求。支架初撑力的验算根据综采生产管理手册（1994年版）规定，直接顶板中等稳定时，初撑力一般为工作阻力的70%80%，取70%，初撑力P0：P0 = 620070% = 4340 kN由液压支架技术特征表可知，所选支架初撑力为5232 kN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。移架方式追机顺序移架，移架步距0.6 m。煤机上滚筒割煤后必须及时伸出支架的伸缩前梁支护顶板，确保端面距不大于340 mm；移架滞后煤机滚筒35 m。推移刮板输送机滞后采煤机1015 m推移刮板输送机，工作面顺序逐架推移刮板输送机，推移步距为60050 mm，确保工作面运输机成一直线；当采煤机到工作面运输机头后，先向上返刀直至煤机后滚筒完全进入煤壁、完成进刀后再将机头处运输机移至煤壁。机尾输送机推移方式与机头处相同。6.1.6端头支护及超前支护方式端头支护 工作面上、下端头各使用三架端头支架：型号ZT7500/18/36，支架初撑力53806030 kN，工作阻力72307500 kN。超前支护（1） 超前支护的范围及方法两巷自工作面煤壁向外030 m范围内必须超前支护，采用DZ35-20/110Q型单体液压支柱配合HDJA-1200型金属铰接顶梁架设。棚间距1200 mm。每棚三根单体支柱。平巷两帮单体支柱距煤壁均为400 mm，区段运输平巷内中部单体支柱距实体煤侧2250 mm，区段回风平巷中部支柱距实体煤侧3000 mm。另外要根据两巷压力及巷道支护情况，可扩大超前管理范围，如巷道断面或腰帮过顶质量不符合安全生产要求时可以采取套棚、撕帮的形式超前支护。（2）超前支护管理超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。要上好保险绳并将单体支柱与顶网或钢带用10#铁丝捆紧，以防柱倒伤人；超前支护处满足高不低于1.8 m，宽不低于0.8 m的安全出口和运送物料通道；当机组行至工作面两头距巷道15 m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人；当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业；在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0 m处，班长、安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50 m回收，备品备件必须码放在工作面70 m以外。6.1.7各工艺过程注意事项割煤质量标准割过煤后工作面要保证煤壁平直，无伞檐（长度超过1 m，最突出部分不超过150 mm；长度在1 m以下，最突出部分不超过200 mm）。无马棚、顶底板平直，如特殊需要，每循环顶底板与上一个循环顶底板错差不能超过50 mm。机头、机尾各10 m要平缓过渡，防止出现台阶，支架顶梁必须接顶严实。移架质量标准移架质量标准：支架拉过后必须成一直线，其偏差不得超过50 mm。架间距要均匀，中心距偏差不超过100 mm。支架顶梁与顶板平行支设，最大仰俯角 7，相邻支架间不能有明显错差（不超过顶梁侧护板高的1/3），支架不挤不咬，架间空隙不大于200 mm。移架时要保证支架移到位，梁端距依据采高变化保持在350550 mm之间；移架过程中要及时调整支架形状，如发生倒架、咬架等现象，需在移架过程中及时利用侧护板进行调整。推移刮板输送机要求刮板输送机在推移后必须保证成一直线，保证刮板输送机平整，不得出现飘溜、凹溜和局部起伏过大等现象。推移工作面刮板输送机时，必须距采煤机底滚筒大于15 m进行，不得出现急弯、除进刀所需外其它地段不准出现弯曲。若推移困难时，不应强推硬过，必须查明原因并处理后再推移刮板输送机。清煤质量标准工作面没有超过100 mm的碳块。清煤工必须滞后推移刮板输送机10个架，距采煤机大于50 m，清煤人员必须面向机尾注意刮板输送机子、顶板、煤帮情况，以防发生意外。对工作面端头支架支护的管理工作面两端头各布置3台端头支架，其滞后普通支架一个循环，又因端头至超前支护20 m段是压力集中区，特制订以下管理措施。（1）端头支架必须达到初撑力；（2）端头支架底座严禁钻底，以防压住推移杆使转载机和工作面刮板输送机机头推移困难，损坏设备。若支架底座压住推移杆，必须利用提底千斤将支架底座提起，然后在支架底座下垫顺山板梁或柱帽将支架底座垫起；（3）当巷道及两头出口顶板破碎时，应架棚维护。架棚必须是一梁三柱，并且有戗柱。单体柱要支正、升紧，严禁出现三爪柱、漏液柱、上吊柱，一旦发现要立即更换。在机头架棚时必须闭锁三机。采空区管理采空区采用自然跨落法处理，若机头端头老塘悬顶面积大于8m2而不垮落，必须将锚索退出，若退出锚索后仍无法使采空区顶板跨落必须对采空区强制放顶，相应措施按有关规定执行。 提高块率、保证煤质的措施（1）在各转载点落煤处加设缓冲装置；（2）在割煤过程中一定要掌握好采煤机速度，保持在5 m/min左右；（3）破碎机锤头高度保持在150200 mm之间；（4）机组司机要掌握好采高,严禁割底割顶；（5）停机时及时停水,若工作面遇水大时，要及时采取排水措施；（6）在顺槽皮带机头处加设除铁器；（7）各级运输机司机严格把关,禁止杂物（板皮 、木料）进入运煤系统。顶板维护及矿压观测措施工作面及顺槽巷道必须加强顶板维护，工作面支架能够超前拉时必须超前拉架，且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力；顺槽巷道超前工作面50 m加强维护，对于失效锚杆由调度室安排重新补打，对于网破地点必须进行补网并联好。矿压监测由当班班长及验收员完成，每班班后记录在矿压观测记录表上，并交相关领导。6.1.8回采工作面正规循环作业综采工作面生产组织劳动组织以采煤机割煤工序为中心来组织移架、推移输送机、清煤等工作，即采用分工种追机平行作业，以充分利用工时、空间，充分发挥综合机械化效能。工作面采用综采放顶煤，割煤高度3.0 m放煤高度4.37 m，循环进度为0.6 m，两刀一放两轮间隔放顶煤，循环进度1.2 m，每日三循环。采用“四六”制作业，三采一准，三班割煤、放煤、一班检修，均执行现场交接班制，每班有效工时为6 h。组织方式为分段追机作业。正规循环作业图表，见工作面层面图，劳动组织配备表见表6.1.7。 技术经济指标循环产量按下列公式计算：Q LSMPC （式6.1.6）式中：Q循环产量，t； L工作面倾斜长度，m；S循环进尺，1.2 m；M采高，7.37 m；P煤的容重，1.40 t/m3 ；C工作面可采范围内回采率，85%。则循环产量：Q=1501.27.371.400.85 =1578.7 t日产量 ：Q日循环数=257043 = 4736.0 t工作面成本（1）工作面工人效率=工作面日产量/在册人数= 4736.0/110=43.05 t/工（2）工作面吨煤成本工作面吨煤成本C由设备折旧费C1、工人工资C2、材料费C3、电力消耗费C4等组成。设备折旧费C1设备折旧费C1=（固定资产原值总和-设备残值）/（使用年限）各种设备的年折旧费见表6.1.8工资费包括基本工资费、附加工资、奖金。人均工资每工200元，工效为43.05 t/工，工资费C2为：C2=200/43.05=4.65 元/t材料费C3材料消耗费用包括坑木费用、火药费用、雷管费用以及其它材料费用，综采面材料费C3一般为8.0元/t。表6.1.7劳动组织配备表工种班次定员生产一班生产二班生产三班检修班班长333312采煤机司机22228刮板输送机司机22228转载机司机11114泵站司机11114胶带输送机司机333211端头维护工333211清煤工22228支架工444412放煤工22206电工11158运料工222410验收员11114合计27272729110电费C4a、动力用电消耗动力电耗电机容量总和循环开动小时数负荷系数/循环产量循环开动小时数取1.7 h。电机总容量6500 kW。吨煤动力用电消耗650011.70.9/2399.044.14 kWh/t。b、照明用电消耗照明用电消耗照明用电总功率循环照明小时数/循环产量照明用电消耗总功率包括工作面及上下斜巷照明用电，取200 kW。吨煤照明用电消耗20012/2399.041.0 kWh/t。表6.1.8设备年折旧费用表设备名称型 号数目折旧费（元/t）基本支架ZFS6200/18/351000.536端头支架ZT7500/18/3660.450采煤机MXA-300/3.210.236刮板输送机SGZ764/50020.578转载机SZZ830/20010.546破碎机LPS-150010.614可伸缩带式输送机SSJ-1200/520020.161乳化液泵EHP-3K20040.134采煤机喷雾泵EHP-3K30020.132隔爆移动变电站KSGBY-1250/6/11410.163单体液压支柱DZ-28/DZ-351400.104合计-91.98表6.1.9工作面主要技术经济指标序号项 目单位数量1工作面长度m1502采煤厚度m7.373煤层倾角（）204割煤高度m3.05放煤高度m4.376煤层容重t/m31.407采放比1: 1.468循环进度m1.29日循环个数个310吨煤成本元10711月产量t14208012日产量t4736.013月推进度m10814可采期a1.115日出勤人数个11016直接工效t/工43.0517回采率%8518工作制度四 六 制c、电费总消耗吨煤电费单价（吨煤动力用电消耗吨煤照明用电消耗）单价取0.45元/kWh。吨煤电费0.45（4.17+1.0）=2.33 元/t工作面吨煤成本C=设备折旧费C1+工人工资C2+材料费C3+电力消耗费C4=91.98+4.65+8.00+2.33=107 元/t工作面主要技术经济指标见表6.1.9。6.2回采巷道布置6.2.1回采巷道布置方式工作面生产能力为1.2Mt/a，根据以风定产的要求以及后面通风设计关于工作面通风方式选择的比较论述，确定采用U型通风方式。工作面回采巷道布置方式为一进一回，区段运输平巷布置胶带输送机，运煤兼进风，区段回风平巷布置轨道，辅助运输兼回风。采用滚筒采煤机割煤，综掘机掘进区段平巷的机械化掘进方式。6.2.2回采巷道参数1）巷道参数区段巷道断面均为5.0 m宽，3.5 m高。采用胶带输送机运煤，矿车辅助运输，皮带平巷布置1200 mm宽的皮带运煤，运输平巷布置排水管路和动力电缆。2）支护各平巷断面及支护特征均相同，
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