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孔庄煤矿采区巷道布置分析案例目录TOC\o"1-3"\h\u31556孔庄煤矿采区巷道布置分析案例 1269491.1采区准备方式的确定 1192261.2煤层赋存地质特征 1266251.3采区煤炭储量及服务年限 2184021.4采区巷道布置 7305731.5采区生产系统的介绍 7283541.6采煤工艺 91.1采区准备方式的确定采区准备方式优点见表4-1:表4-1采区准备方式优点Table4-1Advantagesofthepreparationmethodoftheminingarea准备方式优点采区准备1)采区巷道布置简单,巷道掘进与维护费用较低、投产比较快;2)采区的运输系统比较简单,比较节省费用,系统容易;3)由于工作面的回采巷道既可以沿煤层掘进,又可以保持固定方向,故使采煤工作面长度保持等长,从而减少了因工作面长度的变化给生产带来的不利影响,对综合机械化采煤非常有利。4)通风线路比较短,风流方向转折变化少,同时使巷道交叉点和风桥等通风构筑物也相应减少。5)对地质条件的适应性是比较强的。1.2煤层赋存地质特征1.2.1首采区位置设计首采采区(西一采区)位于井田西南方位。1.2.2采区煤层特征采区所采煤层为7号煤层,其中7号煤层厚度为7.5m,可采煤层平均倾角为19°,浅部陡,深部缓,煤层硬度系数为2.3,容重为1.38t/m3。采区的相对瓦斯涌出量为0.9313m3/t,按标准属于低瓦斯矿井。经鉴定有煤尘爆炸危险性。煤层有自燃发火倾向,自燃发火期为6~12个月。1.2.3地质构造采区内地质构造简单,受构造影响,本区内断层发育,但多以中小断层为主,可以忽略。西部煤层倾角平均25°,东部煤层倾角平均17°。采区中部以两条大断层分界。该断层是从南到北贯穿整个井田的正断层。1.2.4地表情况采区内无河流、铁路等故无需另外留设保护煤柱。1.2.5首采区参数设计首采区采用单层采区准备方式,走向长度平均为2450m,倾斜长度为1200m。结合本矿实际情况及设计生产能力,确定工作面长度为220m。首采区沿倾斜长度继续分为五个区段,5m,双巷掘进,区段保护煤柱的宽度为10m,230m。1.2.6采区上山布置在布置采区上下山时,采用三煤上山。轨道上山和回风上山沿煤层顶板掘进,回风上山层位上略低于轨道上山,运输上山沿煤层底板布置,这样便于处理区段平巷与上山的交叉关系,三条上山水平距离均为30m。1.3采区煤炭储量及服务年限1.3.1采区工业储量(4-1),m2;t/m3;孔庄矿西一采区的精确勘查面积为S1=3648543.30m2。该采区的煤层厚是7.5m,所以可以根据以上资料计算出矿井地质的储量:=46.80Mt由于设计时没有考虑到平衡表外储量与远景储量,所以采区工业储量就近似等于地质储量,即:Zg=Zd=46.80Mt1.3.2采区煤柱的损失1)采区边界保护煤柱采区边界一般应留有约10m的隔离煤柱,即采区边界煤柱,由于西一采区边界大部分于井田边界保护煤柱及断层保护煤柱重合,故只需要计算与西二采区边界保护煤柱,经计算,采区边界煤柱损失量P1=1.15Wt。2)上山保护煤柱本设计留设30m上山保护煤柱故总损失量为:。1.3.3采区设计储量按下式计算:(4-2)故:。1.3.4采区的设计可采储量孔庄矿西一采区设计可采储量可按下式计算:(4-3)计算的矿井设计可采储量为:Zk=35.04Wt。表4-1采区回采率Tab.4-1Theextractionamount薄煤层(<1.3m)中厚煤层(1.3-3.5m)厚煤层(>3.5m)85%80%75%1.3.5采区的服务年限采区服务年限T按下式计算:(4-4)则。1.3.6确定回采工作面数目本矿井井型为2.4Mt/a,粗略计算日产7300t。工作面长度为220m,7煤的煤层厚度为7.5m,容重为1.55t/m3。采用一个工作面来满足日生产量,则日循环进尺为:t/m3;,。则B=7272.7/(220×7.5×1.55×0.93)=3.06m由后文可知采煤机截深为0.6m,所以日进刀数为6刀即可满足日循环进尺。1.3.7回采工作面生产能力采煤工作面年推进度和采煤工作面生产能力按下式计算:(4-6)(4-7),t/m3;,93%;得A1=950.4×7.5×220×1.55×0.93=2.26Wt/a1.3.8采区生产能力采区生产能力为采煤工作面产量与掘进工作面产量之和,则有(4-8)A2=0.22Wt/a得A=2.48Wt/a1.3.9回采工作面工作制度回采工作面配备三个班进行开采,其中3个开采班,前两个班进2刀,第三班进1刀,一个检修班,每个班工作6个小时。具体回采工作面循环表如表4-2所示,工作面循环作业图如图4-2所示,劳动组织形式如表4-3所示:图4-2循环作业图Fig.4-2cycleoperationchar表4-3劳动组织形式表Tab.4-3Labororganizationform序号工种定员合计一班二班三班检修班1班长111142安全员111143采煤机司机222284支架工(放煤)6666245清煤工5552156输送机司机222287运料工4444208端头支护工5556219机电维修工222111合计282828251091.4采区巷道布置本设计矿井按照采区进行划分布置,所以设置三条上山,配备专用的回风上山,虽然本设计矿井为低瓦斯矿井,但是结合煤矿的生产实际经验,采煤开采越深,煤矿瓦斯的涌出量也会增加。所以本设计选择一条专用的回风上山。由于煤层顶底板稳定,瓦斯含量低,再考虑到经济因素,将轨道上山、回风上山沿煤层顶板布置,运输上山沿煤层底板布置。对于综采工作面,可将带式输送机和其他电气设备分别布置在两条巷道内,而运输平巷随采随弃,布置电气设备的平巷加以维护,作为下区段采煤工作面的回风平巷,而且双巷布置便于生产期间的通风,行人和运料,故采用双巷布置。1.5采区生产系统的介绍1)运煤系统:采煤工作面的煤炭经过区段运输平巷到达区段的溜煤眼,上山,,最后到达井底煤仓,经过主井罐笼提升到达地面,最终到达地面选煤厂。2)排矸系统:回采工作面→区段回风平巷→采区车场→轨道上山→井底车场→副井→地面。掘进工作面→→中部车场→采区轨道平巷→轨道大巷→井底车场→副井→地面。3)运料系统和行人路线:材料从地面通过副井井筒提升到井底车场,再到达轨道运输大巷,进入区段运料斜巷,然后到工作面回通风顺槽,最后再到回采工作面。4)通风系统:a.回采工作面的通风系统:新风经过副井进入井底车场,经回风石门到轨道大巷,通过轨道上山然后到达行人进风斜巷,再经由区段运输平巷到达回采(接续)工作面。经过工作面的污风由区段回风平巷经绕道到达回风上山,再经过总回风巷到达回风井排出。b.掘进工作面的通风系统:布置在轨道上山中的局部通风机将新鲜风通过风筒送达掘进工作面。从掘进工作面出的污风景掘进风巷到到回风上山,再到达总回风大巷,然后到达风井,最后排出大气。a)副井、主井→井底车场→轨道大巷→采区轨道上山→采区中部车场→工作面轨道平巷→联络巷→工作面运输顺槽→采煤、掘进工作面。b)副井、主井→井底车场→运输大巷→采区运输上山→联络巷→采区运输上山→工作面运输顺槽→采、掘工作面。供电系统在井底中央变电所的配置下,高压电缆经过轨道大巷,到达采煤区变电所经过降压处理后,通过低压电缆的运输到达回采区以及掘进工作流程周围的电力配送点,还有就是皮带运输机和绞车房等用点地点。供水系统矿井地面的静压水池或者是矿井水经过一系列净化后达标的水,利用副井的供水管道送入井下,然后沿着井下复杂的供水管网到达用水点。1.6采煤工艺1.6.1确定采煤工艺方式我国长壁工作面的采煤工艺主要有爆破采煤工艺、普通机械化采煤工艺和综合机械化采煤工艺三种。其中综采机械化可以使矿井生产高度集中,使工作面产量及劳动生产率大为提高,材料消耗和生产成本明显降低,工作面顶板事故得到最大程度的防治,有利于安全生产。考故确定采用综合机械化采煤工艺,走向长壁工作面后退式回采。根据煤层赋存条件采煤方法可选择分层综采工艺和放顶煤工艺,具体比较见表4-4:比较上述两种采煤方法的特点,结合矿井实际条件,煤质性脆易碎,顶煤放煤容易。故确定工作面采用综合放顶煤一次采全高采煤法,全部垮落法管理顶板。表4-4采煤工艺比较表Table4-4Comparisontableofcoalminingtechnology采煤工艺优点缺点分层综采工艺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2.0~3.5m,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。巷道掘进较多,万吨掘进率低;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;煤损严重;放顶煤工作面的煤尘浓度是分层开采时的1~2倍以上;综放开采的自然发火问题严重;在放顶煤工作面后方的采空区上部,聚集部分高浓度瓦斯,该部分瓦斯将涌入工作面。1.6.2回采工作面参数要求工作面的较大的生产能力,故选用较长的工作面。一般综采工作面的长度范围为150~250m,但由于综采设备的改进,管理水平的提高,以及各区段长度之间的关系,为了能够使工作面的生产能力达到设计的要求,工作面可以适当加长。本采区设计工作面的长度为220m,相邻采区间留设30m宽的保护煤柱。由于后退式的工作面和巷道的维护条件比较好,工作面的推进方向确定为后退式。1.6.3工作面设备配套根据《设备选型配套图集》选择回采工作面配套设备见表4-5:1.6.4进刀方式采用7LS7型采煤机割下支架顶梁以下煤炭,顶梁以上煤炭通过支架放顶煤口进入后部刮板输送机运出。工作面安装前后可弯曲刮板输送机,型号都为SGZ960/1050。工作面每割一刀煤放一次顶煤。实行“一采一放,追机放顶煤”的作业方式。表4-5工作面配套设备Table4-5Workingequipment序号项目设备型号备注1采煤机7LS7选用放顶煤成套设备2液压支架ZY12000/28/63D3可弯曲刮板输送机SGZ1250/2×1000工艺顺序:采煤机从机头(尾)自开缺口斜切进刀→调上、下滚筒位置→返向割三角煤→调上、下滚筒位置→向机头(尾)全长割煤→移支架支护→移前刮板输送机→放顶煤→移后刮板输送机。1)进刀方式:采煤机自开缺口斜切进刀。当采煤机割到工作面的端头时,其后方一定距离以外的输送机已靠近煤壁,前后滚筒间留有一段下部煤;(2)调换滚筒位置,前滚筒降下、后滚筒升起,并沿输送机弯曲段返向割入煤壁,直至输送机直线段为止。然后将输送机移直;(3)再调换两个滚筒上、下位置,重新返回割三角煤至输送机机头处,机身处留有一段底煤。(4)重新调换滚筒上下位置,采煤机上行,将采煤机身下的底煤割掉,煤壁割直后,上行正常割煤。2)放顶煤:(1)初次放顶煤:工作面支架后尾梁走脱切割巷后,开始放顶煤。(2)正常放顶煤:采煤机割一刀底煤,放一次顶煤,即采用“一采一放追机放顶煤”作业方式。(3)末采放煤:工作面回采距停采线15m,开始铺金属网,顶煤仍正常放,直至金属网铺到后尾梁时,方可停止放顶煤。(4)正常放煤顺序:采用分段单轮循环追机放顶煤方法进行。每班放煤工不少于两人,每人10架为一段,依次单轮循环放顶煤,每架直至放出1/3的矸石为止。1.6.5采煤工作面破煤、装煤方式按照厚煤层2.4Mt产量的要求,工作制度为330d/a,按每天三班生产一班检修计算,则采煤工作面生产能力约为7272.72t/d,工作面采煤机开机率按60%,采煤机功率按美国开机硬煤估算功率经验值0.5kW·h/t,则:工作面小时生产能力为:Q=7272.72/(16×60%)=757.58t/h采煤机功率为:N=757.58×0.5=378.79kW工作面采煤机螺旋滚筒完成破煤、装煤过程,部分遗留碎煤由输送机上的铲煤板来装入刮板输送机。结合矿上实际使用情况,工作面选用MG450/1020-QWD链液压双牵引采煤机,详细技术特征见表4-5。表4-5MG450/1020-QWD型采煤机技术特征Table4-5TechnicalFeaturesofMG450/1020-QWDShearer项目单位数目型号MG450/1020-QWD采高m2.6~5.5截深m0.6滚筒直径m2.6截割功率kW2×300牵引速度m/min0~12牵引力kN463机面高度mm1800卧底量mm316电压V1140前溜采用SGZ960/1050可弯曲型刮板输送机。采用双向割煤工艺方式,即采煤机往返一次为两个循环。刮板输送机参数见表4-6。表4-6SGZ960/1050型刮板输送机技术特征Table4-6TechnicalFeaturesofSGZ960/1050ScraperConveyor电压V3330运输能力t/h1800运输机长度m250总装机功率kW2×525链速m/s1.1中部槽尺寸mm1500×764×2221.6.6巷道及工作面支护1)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,并参照矿上实际使用情况,选用支撑掩护插板式液压支架及其相配套的端头支架。支架技术特征见表4-8。表4-8液压支架技术特征Table4-8TechnicalFeatures

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