采矿工程毕业设计(论文)-平煤四矿综采区初步设计.doc_第1页
采矿工程毕业设计(论文)-平煤四矿综采区初步设计.doc_第2页
采矿工程毕业设计(论文)-平煤四矿综采区初步设计.doc_第3页
采矿工程毕业设计(论文)-平煤四矿综采区初步设计.doc_第4页
采矿工程毕业设计(论文)-平煤四矿综采区初步设计.doc_第5页
免费预览已结束,剩余105页可下载查看

下载本文档

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

目 录第一章: 井田基本概况 第二章: 采区地质概况第三章: 采区储量及生产能力第四章: 采区方案设计第五章: 采煤工艺第六章: 采区生产系统第七章: 采区施工设计第八章: 安全技术措施第九章: 技术经济指标需图纸,qq153893706第一章 矿区概述及井田地质特征第一节 矿区概述一、 地理位置与交通 1地理位置四矿位于河南平顶山矿区西部,平顶山市西北郊约5km,为平煤集团总公司的主干矿井之一。行政区划隶属平顶山市管辖,主井地理坐标东径1131326,北纬334703。 图1 -1 四矿交通位置图2 、范围四矿主要开采己煤段煤层中的己15,己16-17煤层,现确定的边界如下:北部:以-800m底板等高线为界。东部:与三矿相接,。南部止于各煤层露头风氧化带。西部:与十一矿毗邻。3、交通条件井田东部和西部分别有京广、焦枝两条铁路干线穿过;东南距孟(庙)宝(丰)铁路线上的平顶山火车站9km,该站向东70km与京广铁路孟庙火车站相接;向西与宝丰火车站约28km与焦枝线相接。矿区专用铁路通过矿口与国铁接轨。公路四通八达,向北经襄城可分别至许昌、禹县、新郑、郑州;向北西经郟县至临汝、洛阳;往西经宝丰至鲁山,向南可通往叶县、舞阳、南阳等地,交通极为便利。见交通位置图二、 自然环境 1、地形地貌平顶山煤田地处汝河以南、沙河以北的低山丘陵地带。北部主要由二迭纪平顶山砂岩组成的低山,自西向东有红石山、龙山、擂鼓台、落凫山、平顶山、马棚山等,为地表分水岭,最高点擂鼓台标高+505.60m,龙山+464.37m;南部主要由震旦纪片岩和片麻岩及寒武纪灰岩组成走向西北的丘陵山地,有蝎子山、芦山和九里山,海拔+150158m。井田位于低山丘陵的槽形谷地之间,为一北高南低的倾斜平原。标高+90130m。2河流沙河位于井田外南部,流向东南,属淮河水系,河床宽阔坡度平缓,最大流量3300m3/s;旱季流量为0.8m3/s。西南部的白龟山水库为本区最大的地表蓄水体,库容量为3.21亿m3;南部湛河呈东西向从井田南部煤层露头带经过。红旗渠自井营经九矿流入井田,为一农田灌溉水渠,此外井田内发育有多条南北向季节性冲沟,雨后洪水汇入湛河向东排泄。3 矿区气候条件本区属大陆性半干旱气候,夏季炎热,冬季寒冷,四季分明。最高气温42.6(1996年7月19日),最低气温-18.8(1955年1月3日),历年平均气温14.9,冰冻期一般为11月到次年3月。年最大降雨量1323.6mm(1964),年最小降雨量373.9mm(1966),年平均降雨量742.6mm,月最大降雨量366mm(1971年6月),雨季多集中在七、八、九月份,约占年降雨量的50%。年最大蒸发量2823.6mm(1959),年最小蒸发量1490.5mm(1964),月最大蒸发量408mm(1959年7月),月最小蒸发量40.7mm(1957年1月)。平均绝对湿度13.5mm,平均相对湿度67%,最大冻土深度14mm(1977年1月30日)。冬季多北风和西北风,最大风速24m/s,平均风速2.8m/s。4水源电源井田内第三、第四系含水量相对比较丰富,可作为矿井供水水源。平顶山各矿工业及生活用水主要以白龟山水库和沙河古河床为取水水源。但由于水量有限,先后在二矿、五矿和七矿建立水厂,对矿坑排水进行资源化处理,取得了良好的经济效益和社会效益。目前,三个矿共计理水量达5万m3/h,经化验符合饮用水标准。五矿目前以本矿矿井排水为供水水源,主要来源于寒武纪、石炭纪灰岩裂隙岩溶含水层,取水量8001500m3/h,日净化水量1.11.5万t/d。水质类型为hc03-camg型,经处理后各项指标均符合工业及生活用水国家标准。除供本矿工业及生活用水之外,部分供六矿用水,并将为九矿电厂提供用水。目前,供水水仓容量8500m3,二期改造后可达15000m3。矿区内现有平顶山电厂,装机容量1.5万kw,供本区工农业用电。矿区里有五矿变电所,永久电源由平顶山220kv变电站供给。第二节 井田地质特征一、井田地形及煤系地层概述区内老地层在湛河以南,含煤地层在湛河以北的沟谷中有零星出露。低山丘陵主要由二叠系石千蜂组砂岩和平顶山砂岩组成。其余均为第四系覆盖,露头稀少。根据1:5000的地质填图和钻探工程揭露,地层从老到新主要为:寒武系、石炭系、二叠系、第三系和第四系。二、含煤地层 井田内含煤地层为石炭系太原组、二叠系山西组,下石盒子组和上石盒子组。含煤地层厚556-1090m,平均为796m,含煤2156层,其中有可采和局部煤层。根据岩性分为八个煤段,可采煤层以己煤段为主要煤层,并且此次设计开采己煤段(见图3-1)。现将含煤地层自老到新叙述如下:图12 含煤地层柱状图三、井田地质构造平顶山煤田处于秦岭纬向构造带的东延部分,淮阳山宇型构造的西翼反射弧顶部,由于受纬向构造带和淮阳山宇型的双重控制和影响,形成了少许轴向nw的复式褶皱,并发育以nw向为主的张扭性和压扭性断裂,伴有少量ne向张扭性断裂构造。向斜周缘由nw和ne向的高角度正断层切割,构成煤田的自然边界。同时,使煤田成为四周断陷盘地烘托的隆起断块。断块内构造仍以断层为主,褶皱为辅。 境内的锅底山断层,f1,f3和f6为正段断层;f2,f4,f5断层为逆断层;另外在井田内还有一些小断层,落差都是几米。 井田构造属于中等类型。四、矿井涌水量地质报告中预计矿井涌水量:正常500-5503/h 最大680m3/h第三节 井田煤层特征一、煤层埋藏条件及围岩性质本井田主要含煤地层为下二叠统山西组的己组煤。主要可采煤层为二己15,己16-17煤层本组为含煤地层的己煤段,顶界位于砂锅窑砂岩的底界面,与下伏地层呈整合接触。 由灰深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细粒砂岩和煤层组成。含煤45层,其中己15煤层和1617煤层为全区主要可采煤层。底部砂岩有时相变为砂质泥岩,可作为辅助标志层(k3);中下部的大占砂岩为细中粒长石石英砂岩。厚0.828m,平均厚8m,层面上富集有大小不等的白云母片,具大型板状交错层理。其岩性和层位均较稳定,是区域性的良好标志层(k4);顶部泥岩具鲕状结构,含有褐紫色斑块,俗称小紫泥岩。本组厚5398m,平均75m。主要化石有: lingula sp (舌形贝,未定种), sphenophyllum thonii (畸楔叶), lobatannularia sinensis (中国瓣轮叶), cladophlebis manchurica (东北枝脉蕨), gigantonoclea lagrelii (波缘单网羊齿), emplectopteris triangularis (三角织羊齿)。 根据丰富的动植物化石和其他沉积特征,本组以潮坪和三角洲平原沉积为主。具体平煤五矿可采煤层特征见表1-1。表1-1 可采煤层特征一览表时代煤段名称煤层编号煤厚(m)平均傾角围岩性质 稳定程度煤层结构煤层间距顶板底板p11己煤段己150.81-5.3312泥岩中粒砂岩稳定简单20m3.0己16-170.91-5.5512泥岩细砂岩砂质泥岩稳定简单3.6二、煤层特征1己15煤层 位于山西组下部,上距砂锅窑砂岩(k5)3981m,平均60m。时有炭质泥岩伪顶,直接顶为泥岩或砂质泥岩,厚510m,老顶为中粒砂岩,厚1020m;伪顶为炭质泥岩,底板即己16-17煤层之顶板。己15煤层厚0.815.33,平均3m。煤呈块状、鳞片状、粒状,煤层结构简单,区内未见夹矸。在井田范围内,从东向西煤层厚度变簿,稳定煤层。2 己16-17煤层 位于山西组下部,上距砂锅窑砂岩(k5)4699m,平均70m,距己15煤层20m,有厚约0.20.5m的炭质泥岩伪顶,直接顶板为厚约10m的泥岩和细砂岩互层,老顶为58m的细中粒砂岩;底板为厚4.810m的泥岩或砂质泥岩,致密坚硬。 己1617煤层厚0.905.55平均3.6m。煤多呈块状、粒状、间或有鳞片状,易碎为粉末。矸,多数为一层,属结构简单型煤层。 井田内大部地段己16-17煤层为合层,仅局部地段,如43、44线之间,432孔以南,向西到23071切眼400m处,进入回风巷44-10孔附近,分叉为二层,夹矸厚度0.42.12m,平均1.05m。 据钻孔及井下揭露资料可知,己1617煤层厚度一般较稳定,属全区较稳定可采煤层。三、煤的物理性质1、(1)己15煤层:黑色,玻璃光泽,条带状结构,局部为线理状、透镜状或鳞片状结构。层状构造。硬度12。(2)己1617煤层:黑色,玻璃光泽,多具条带状结构,层状构造,结构疏松,易成粉末。平坦状或参差状断口,硬度12。平均容重1.4 t/m3,据筛分试验结果,粉煤多达75以上。原煤静止角为39.5,摩擦角为31.4,散煤容重为0.75t/m3。2、煤的工业分析煤的工业分析表1-2煤层名称水分m(%)灰分a(%)挥发分v(%)含油量p(%)含硫s(%)胶质层厚y(m)发热量(mj/kg)备注己150.9213.5732.458370.4828.0734.54己16-170.9916.2730.455930.4125.9933.853、瓦斯、煤尘及自燃瓦斯:井田内瓦斯含量不高相对瓦斯涌出量为1.3 m3/吨。确定设计按低瓦斯矿井考虑。煤尘:经鉴定,一般无煤尘爆炸危险。设计按无煤尘爆炸危险考虑。自燃自燃发火期为6个月。四、矿井工作制度矿井工作日为30 0天,日工作班数为4班,其中三班生产,一班检修,每天净提升时间为14小时。 五、矿井设计生能力经过矿井的建设, 矿井的主要生产环节已经形成,矿井设计产量在0.9m/t左右,对于技术改造后的矿井规模,实际认为1.16m/t比较合适。主要理由如下:1、矿井储量是决定矿井生产能力的关键,本矿井800水平以上保有地质储量约107.78mt,可采储量62.60mt,生产能力为1.5mt/a, 矿井的服务年限为32.1年。对于技术改造后的矿井,该矿井服务年限符合要求。 2、矿井的构造因素:矿井走向长2000,倾向长1000m,其中南部有1.0km 深处于五条断层之间,北部有0.6km在3条断层之间,煤层被切割成大小不等的块段,不能布置综合机械化工作面。 3矿井的开采技术条件:本矿井为高瓦斯矿井,瓦斯相对涌出量1.3m3/t。 第四节 矿井开拓、采区布置及工作面装备 一、矿井开拓 矿井开拓方式为立井开拓,工业广场布置有一对立井。矿井共分三个水平,水平标高分别为-68m,-291m,-550m。-291m,-550m水平采用暗井延伸(并作为采区下山、每水平布置有胶带输送机,轨道和进回下山各一条)。矿井的通风方式为分区对角式。 矿井共有五个井筒,分别主立井、副立井、南翼斜风井、南翼回风立井和北翼回风立井。主立井净直径5m,井深291m,承担煤炭提升任务,副立井净直径6m,井深256m,承担辅助提升任务,南翼斜风井斜长273m,断面9.4m3,承担安全出口任务,南翼回风立井净直径4.5m,井深491m,承担南翼采区回风,北翼回风立井净直径6m,井深314.1m,承担北翼采区回风。 矿井-69m水平已经开采完,目前生产主要集中在-291m水平。 三矿为高瓦斯矿井,通风方式为中央对角式,核定通风能力为1.508mt/a,主井、副井通风,南北翼风井回风。随着矿井开采的延深,辅助运输路线增长,加上一些主要巷道损坏严重通风风阻较大。 二、采区布置 目前开采采区为30采区和31采区,30采区进风下山,独立会风下山,三水平胶带运输机下山、三水平行人下山和三水平排水泵房,中央变电所,水仓的硐室已施工,北大巷也已经开拓1000 余米,尚有1200米没有施工,31采区目前已经开采一个区段。矿井采煤方法为走向长壁后退式一次采全高放顶煤开采,全部跨落法管理顶板,目前矿井有四个工作面生产,其中两个为综采放顶煤工作面,两个为炮采放顶煤工作面。 三、工作面装备 综采工作面设备选用mg200-w型可调双滚筒采煤机,2f2000/16/242d型放顶煤液压支架,sgd-630/220型刮板运输机。工作面实际生产能力在0.3-0.5mt/a左右。矿井共有十个掘进工作面,其中岩巷掘进工作面五个,煤巷掘进工作面五个。 煤巷掘进工作面配备煤电钻、刮板输送机、胶带输送机、局部通风机、污水泵的设备。 岩巷掘进工作面配备yf24风动凿岩机,5t蓄电池电机车、调度绞车、锚喷设备等。第五节 井下运输 井下煤炭运输采用胶带运输机运输,二水平主皮带型号为dx-1000,铺设斜长为1375m,坡度170。胶带采用st-3150型,带宽1m带速2.4m/s,电机功率为2*380kw,控制柜为kygg-6型。 大巷辅助运输采用8t蓄电池牵引900mm轨距2t固定矿车。第六节 提升、通风、排水设备 一、提升设备 提升系统主要负担原煤的正常运输。装备2jk-4/20型双滚筒提升机,电动机型号为jrz800-12, 功率800kw(一台),电控设备型号为tkd-a2-89系列。提升容器jqz-8性标准箕斗(2个),一次提升为8t,核定提升能力为1.5275mt/a。 提升系统主要负担矿井上下人员、设备和材料。装备2jk-3/20a型双滚筒提升机,电动机型号为jrq158-8,功率为380kw(1台),电控设备型号为tkd-a-1系列。提升容器为2t单层单车罐笼,核定提升能力为1.544 mt/a。 二、通风设备通风方式为中央对角式,核定通风能力为1.508 mt/a。主井、副井进风,南、北翼风井回风。目前北翼风机静压3780pa,装备2台,2k60-4no-24型风机。南翼风机静压3953pa,装备2台g4-73- no-280型风机。三、排水设备 矿井井下排水采用混合排水方式,一水平(-68m)泵房直接排到地面,三水平(-550m)泵房排至二水平(-291m)泵房,由二水平泵房排至井上。1、一水平中央泵房(标高-68m)泵房内装备五台md280-43*8型水泵,配备jsqk148-4型电机,功率为440kw,水仓容重为2000m3,排水能力为560 m3/h,2、二水平中央泵房(标高为-291m)泵房内安装三台d450-60*9型水泵,配备jsq1512-4型电机,功率为1050kw,水仓容重为3480 m3,排水能力为900 m3/h。3、三水平中央泵房(标高-550m)泵房装备四台d450-60*5型水泵,配备jsq158-4型电机,为680kw,水仓容重为3358 m3,排水能力为900 m3/h第二章 采区地质情况概述第一节 采区位置1.采区在矿井中的位置本采区是一水平北翼一采区,该采区东部是已采空的二采区,西部是已采空的三采区,上部和下部是尚未开采的实体煤。2.采区在地面的位置以及地面设施本采区地面相对位置在东马驹河村的南部,工业广场的东北部,上方是马驹河村和马驹河水库,地面由南向北倾斜。第二节 采区地质构造1.根据实测资料,以及开拓现场提供的资料,本采区顶板无褶曲及断层等地质构造情况其采区的基本顶为碳酸岩,其直接顶为致密粉沙岩,节理、裂隙不发育,厚度为4m,伪顶为0.5m厚的砂岩,其特性为随采随落。2.根据实测资料及开拓现场提供的资料,本采区底板亦无褶曲以及断层等地质构造。其直接底为冲水石灰岩。3.采空区顶底板的特性。采空区的处理可使用全部垮落法处理。第三节 煤层及顶底板特性1.采区可采煤层煤的概况。根据实测资料可知,该三采区可采煤层的层数为亦层,本采区可采煤为二一煤,瘦煤,可采煤的煤厚为四米,并含有少量夹矸,其倾角为15,走向为nw10-ne20,其可采煤层煤的容重为1.4t/m3,可采煤层煤的赋存情况稳定,且无尖灭等情况出现。2.采区瓦斯涌出情况。根据实测资料,本采区相对瓦斯涌出量为不高,由此可确定,该采区为低瓦斯采区。 3.采区煤层自燃 自然发火期为6个月.4.采区煤层地质构造情况由实测资料,该采区无断层、褶曲的地质构造出现,节理不发育,其煤层平均可采厚度为3m,瘦煤,并含有少量夹矸,煤层赋存稳定。5.采区煤层的顶底板情况根据实测资料,以及开拓现场提供的资料,本采区顶板无褶曲及断层等地质构造情况其采区的基本顶为碳酸岩,其直接顶为致密粉沙岩,节理、裂隙不发育,厚度为四米,伪顶为0.5m厚的砂岩,其特性为随采随落。根据实测资料及开拓现场提供的资料,本采区底板亦无褶曲以及断层等地质构造。其直接底为冲水石灰岩。第四节 煤尘情况由实测资料,该采区煤层为二一煤,瘦煤,可采煤层为一层,可采厚度为3m,含少量夹矸,煤层赋存稳定,其煤尘爆炸指数为8,因此该采区的煤尘无爆炸性,主要做好综合防尘工作即可。详见第八章。第五节 可能影响本采区开采的其他条件1.采区水源根据实测资料,本采区的煤层赋存较为稳定,无褶曲断层等地质构造出现,顶底板较稳定,顶底板为中等硬度的ii型,其底板石灰岩中存在冲水的情第三章 采区储量及生产能力。第一节 储量计算1.采区东侧采空区留10m宽的隔离煤柱2. 采区西侧采空区留10m宽的隔离煤柱3.采区上山区段隔离煤柱留设为两侧各30m4.采区区段隔离煤柱各留8m5.邻近采区构造对本采区的影响根据实测资料,邻近采区对本采区无影响。一 采区储量1,工作面长度的确定根据综合机械化采煤工艺的要求,以及该采区地质条件特征,可设采煤工作面长度为178m。2.采区区段斜长l=l+2b+b式中,l工作面区段斜长,m; l工作面长度,178m; b区段平巷宽度,2.7m; b区段上下平巷之间护巷煤柱的宽度,8m;l=l+2b+b =178+22.7+8 =191.4m3.采区区段个数n=l/l式中,n采区区段个数,个; l采区斜长,1000m; l采区区段斜长,161.4m;n=l/l =1000/191.4 =5个4.采煤机进刀深度根据采煤机实际能力公式,q60vmbr得采煤机截深:bqk/60vmr式中:qk工作面运输机实际运输能力,查规格表,qk=320t/h; v采煤机实际牵引速度,v=3.5m/min; m工作面采高,2m; r煤的实际容重,r=1.4t/m3bqk/60vmr =320603.521.4 =0.544m考虑工作面顶板性质,和所选顶梁以及支护操作安全性,选取工作面采煤机的截深为0.6m。5.工作面昼夜循环个数计算采煤机割一刀煤所需时间t=k1(l-l)/v+ti+t2式中,t采煤机割一刀煤所需时间,h; k采煤机割煤时间影响系数,考虑工作面处理大块煤和其他的因素影响,取为1.4; l工作面的长度,178m; l工作面采煤机自开缺口长度,15m; v采煤机割煤是运行速度,3.5m/min; t1采煤机端部自开缺口进刀时间,30min; t2工作面顶板支护滞后时间,20min;t=k1(l-l)/v+ti+t2 =1.4(178-15)/3.5 +30+20 =2h6,采煤机日割煤刀数n=k(24-tz)/t1式中 n采煤机日割煤刀数,刀; k工作面生产时间利用系数,考虑交接班和外部对时间的影响系数,0.75;tz工作面准备班检修占用时间,根据作业形式,确定为4h;t1工作面昼夜循环个数,4个;n=k(24-tz)/t1 =0.75(24-4)/2 =8刀取工作面采煤机日个煤8刀,共计4个循环,日进度4m。二 采区工业储量1,采区可采煤层的工业储量q储=llhr式中,q储采区可采煤层的工业储量,mt; l采区煤层的走向长度,2000m; l采区煤层的倾斜长度,1000m; h采区煤层的可采厚度,4m; r采区煤层的容重,1.4t/m3;q储=llhr =2000410001.4 =11.2 mt2,采区可采储量q可采=(q储-p)c式中,q可采采区可采煤层的可采储量,mt; q储采区煤层的工业储量,11.2mt; p采区煤层的煤炭损失量其中,1.采区东西边界煤柱p1=210100041.4=0.112mt 2.采区上山隔离煤柱p2=10008541.4=0.476mt 3.采区区段隔离煤柱p3=68200041。4=0.5376mtp总=p1+p2+p3=0.112+0.476+0.5376=1.1256mt c采区采出率,80%q可采=(q储-p)c =(11.2-1.1256)80% =10.07740.8 =8.0592mt二 采区生产能力根据其工作作业方式,采用单一中厚煤层分层开采的作业方式,实行割两刀煤移两次架放一次顶为一个工作循环的方式 。1.采区煤层工作面的日产量q日产=nllhrc式中,q日产采区可采煤层工作面的产量,mt; n采区可采煤层工作面日进刀数,8刀; l采区采煤工作面长度,178m; l进刀深度,0.6m h采区可采煤层的采高,4m; r采区可采煤层的容重,1.4t/m3 c采煤工作面的采出率,97%;q日产=nllhrc =80.617841.40.97 =0.003867mt2.采区可采煤层工作面的年产量q年产=q日产n式中,q年产采区可采煤层工作面年产量,mt; q日产采区可采煤层工作面日产量,0.003867mt; n采区年工作天数,300天;q年产=q日产n =0.003867300 =1.1601 mt三,采区可采煤层的服务年限采区从开切沿开始向上山后退式开采时为其递增期,随着开采年限的增长,巷道支护以及机器维修的占用时间为其递减期,按正规循环生产时,为其正常的生产期。t=q可采/q年产式中,t可采煤层的服务年限,a q可采采区可采煤层的可采储量,8.05952mt q年产采区可采煤层的工作面年产量,1.1601mtt=q可采/q年产 =8.05952/1.1601=7a煤层采区工业储量(mt)损失量可采储量(mt)回采率(%)合计煤柱(mt)厚度损失(mt)落煤损失(mt)3.14048名称数量(mt)名称地点数量(mt)0.336二一煤11.23.14048小计1.05376小计1.678880.3368.05952801.阶段煤0分层1.6788第四章 采区方案设计4.1 采煤方法的选择 本矿的煤层赋存条件简单稳定,地质特征简单,参照附近矿井的实际经验,并遵循以下原则:(1)煤炭资源损失少,采用正规采煤方法;(2)安全劳动条件好;(3)尽可能采用机械化采煤,达到工作面高产高效;(4)材料消耗少,生产成本低;(5)便于生产管理。 炮采: 爆破采煤工艺,简称“炮采”,其特点是爆破采煤,爆破及人工装煤,机械化运煤,用单体支柱支护工作空间顶板。 爆破采煤工艺过程包括打眼,爆破落煤和装煤,人工装煤,刮板输送机运煤,移置输送机,人工支护和回柱放顶等主要工序。普采: 普通机械化采煤工艺,简称“普采”,其特点是用采煤机械同时完成落煤和装煤工序,而运煤,顶板支护和采空区处理与炮采工艺基本相同。 普通机械化采煤(简称普采)工作面一般采用单滚筒采煤机(少数条件下用双滚筒采煤机或刨煤机)落煤和装煤,可弯曲大型刮板输送机运煤,金属摩擦支柱或单体液压支柱铰接顶梁(个别用ii形钢等顶梁或不用顶梁)支护,液压推移器或其他方式移溜。综采 : 上、下巷沿煤层走向布置,切眼沿煤层倾向布置,上巷同上下或下山轨道巷贯通,下巷同上山或下山皮带巷贯通,工作面安装若干架液压支架,一部溜子,一部割煤机,下巷安装一部转载机,一部皮带。 采煤工艺过程:割煤机割煤,溜子运煤、移架、放顶。即割煤机割下来的煤经工作面溜子运走,在割煤机后3-5架开始移溜子,溜子 移过后,开始移动液压支架支护顶板,支架移过后,老塘顶板自动垮落,整个采煤工序完成。 我国矿井采用的主要采煤方法及其特征表序号采煤方法体系整层与分层推进方向采空区处理采煤工艺适用条件 1单一走向长壁采煤法壁式整层走向跨落法综采 普采 炮采 薄及中厚煤层2单一倾斜长壁采煤法壁式整层倾斜跨落法综采 普采 炮采缓斜薄及中厚煤层3刀式采煤法壁式整层走向或倾斜煤柱支撑法普采 炮采顶板坚硬的薄及中厚煤层4大采高一次采全厚采煤法壁式整层走向或倾斜跨落法综采 缓斜5m以下的厚煤层5倾斜分层走向长壁下行跨落采煤法壁式分层走向跨落法综采 普采 炮采缓斜 倾斜厚及特厚煤层6倾斜分层倾斜长壁下行跨落采煤法壁式分层倾斜跨落法综采 普采 炮采缓斜 倾斜厚及特厚煤层7倾斜分层走向长壁上行充填采煤法壁式整层走向或倾斜充填法炮采缓斜 倾斜特厚煤层8放顶煤采煤法壁式整层走向或倾斜跨落法综采为主缓斜5m以上的厚煤层9水平分段放顶煤采煤法壁式分层走向跨落法综采为主急斜特厚煤层10水平分层 斜切分层下行跨落采煤法壁式分层走向跨落法炮采急斜厚及特厚煤层11掩护支架采煤法壁式整层走向或倾斜跨落法炮采 风镐急斜中厚及厚煤层12台阶式采煤法壁式整层走向跨落法炮采 风镐急斜薄及中厚煤层13仓储巷道长壁采煤法壁式整层走向为主跨落法炮采急斜薄及中厚煤层14水力采煤法柱式整层走向或倾斜跨落法水采不稳定煤层倾斜 急倾斜煤层等15柱式体系采煤法柱式整层走向或倾斜跨落法炮采非正规条件回收煤柱主采煤层煤层倾角为10度,欲采用走向长壁采煤法,煤层结构简单,赋存稳定,主采煤层平均厚度7.8m,因此可以考虑采用分层综采和大采高一次采全厚综合机械化采煤工艺。下面对两者进行比较。)分层综合机械化采煤工艺的特点a优点:a. 分层综采是我国使用成熟的一种采煤工艺,采煤设备配套,类型齐全,性能完好,操作方便,管理简单;b. 液压支架及配套的采煤机设备体积小,轻便,回采工作面搬家到面方便;c. 采高一般为2.0-3.5m,回采工作面煤壁增压区小,煤壁稳定,生产环节良好;d. 回采工作面回收率高,煤炭含矸率低,一般不大于1.5%,且相对综放开采煤尘浓度低;e. 顶板易管理,工作面巷道维护难度小,上分层跟顶掘进,回采。下分层跟再生顶板掘进、回采,顶板(煤)冒漏,自燃等问题较少。f. b.缺点:g. 工作面单产低,单产提高困难;h. 开采投入高,上、下分层开采,人工铺网,劳动强度大,铺网费用高,煤巷掘进工程量大,回采工作面搬家次数多,搬家费用高;i. 区段分层周期长,多次启闭,自燃发火频繁;j. 下分层开采需要留内错式隔离煤柱,因而采区回采率降低;k. 加剧接续紧张的矛盾,这是由于需要等待再生顶板的生成;l. 生产区域大,影响不同煤系的开采,相对不能合理集中生产,也影响地面建设的合理进行。c.适用条件煤层顶板不是十分坚硬,直接顶具有一定厚度的煤层。)大采高一次采全厚综合机械化采煤工艺的特点a.优点:a. 工作面产量和效率大幅度提高;b. 回采巷道的掘进量比分层减少了一半,并减少了假顶的铺设;c. 工作面搬迁的次数减少,比分层开采减少一半以上,节省搬迁费用,增加了生产时间; b.缺点:a. 煤壁片帮甚至架前漏顶较为严重,控制片帮是大采高采煤工艺的关键性技术问题;b. 支架防倒防滑工作显得尤为重要c. 端头支护和超前支护比分层开采更为重要。c.使用条件:一般适用于地质构造简单、煤层厚度612m、赋存稳重、倾角15和顶板较稳定的煤层。主采煤层平均厚度为3.0m,煤层没有爆炸性,煤自燃期长,从以上分析可以看出大采高一次采全厚采煤工艺优点更加突出。其不利方面可采取一定的技术加以解决。(1)控制片帮的措施一般有以下几点:加快工作面推进速度;用快硬膨胀水泥尼龙绳等锚杆加固煤壁;在地质条件允许下采用俯采方式;提高液压支架的初撑力,以求改善近煤壁处围沿的应力状态,减小端面顶板的下沉量及减轻煤壁片帮程度。(2)加强端头和超前支护的做法有:上、下端头的巷道末端采用纵柱切顶、挡矸;排头排尾各三架,采用伸缩梁或护帮板作临时支护,其移架落后于中间支架一个步距,待移机头、机尾后再移架,使工作面梁端保持一致;上下顺槽采用单体液压支柱配铰接顶梁超前支护30m,平行巷道架设,一般回风巷设三排,运输巷设三排,均为一梁二柱。 4.2采区巷道布置4.2.1采区设计方案选择及参数确定 采区形式 采用大采高一次采全厚综合机械化采煤法,要有一定的走向长度。采区的走向长度为2000米,采用双翼采区布置,每翼走向长度为985米,已经满足综采工作面长度,采区形式采用单翼采区布置形式。 二 采区上山 根据采区煤层赋存稳定,采区地质构造简单的条件,采区上山可以提出三种布置方案。第一种方案:采区上山联合布置。在煤层底板岩层中布置两条上山,上山位于采区走向中央,通过石门与煤层联系。两条上山间距20m。第二种方案:采区上山联合布置。在煤层中布置两条上山,间距20m,上山位于采区走向中央。第三种方案:采区上山联合布置。其中一条布置在采区中央的煤层中,另一条布置在煤层底板岩层中,煤层上山为输送机上山,岩层上山为轨道上山。(三)区段巷道。因煤层为厚煤层,可放顶煤一次采全高,本采区布置区段集中巷道,根据本采区煤层的条件,决定采用留2m小煤柱的沿空掘巷,区段巷道单巷布置方式。(四)联络巷道。由于本采区采用上山联合布置,在联络巷道的布置上,采用区段石门一溜煤眼结合的联合方式。 方案比较: 根据已提出的方案及方案比较的原则,三个方案中相同的部分可不参加比较,故区段巷道布置方案不参加比较,仅就采区上山及联络巷道进行比较。方案的技术比较见表4-1。 表4-1 采区方案技术比较表方案项目第一方案双岩上山方案第二方案双煤上山方案第三方案一煤一岩上山方案1.掘进工程量工程量大,因两上山均在岩层中,故要多掘进252m石门和60m溜煤眼工程量小 工程量较大比第二方案多掘170m石门2.工程难度困难。一是岩巷施工,二是巷道连接复杂较容易困难3.通风距离长。每区段要增加130m的通风距离短较长。每区段增加60m通风距离4.管理环节管理环节多。一是溜煤眼多,二是漏风地点多少多(同第一方案)5.巷道维护维护工程量少,维护费用低煤层上山,金属支架受采动影响大,维护工程量大,费用高第一条煤层上山,维护工程量较大,费用高6.支架回收无法回收可以回收,70可以复用煤层上山支架可以回收复用7.工程期岩石上山掘进速度慢,约需14个月才能投产煤层上山掘进快,约10个月可投产同第一方案通过比较可以看出,第二方案的工程量小,施工容易,投产期短,沿煤巷布置上山有利于进一步摸清煤层赋存情况。故选第二方案三 采煤工作面推进方向在井田范围内,采区的开采顺序为后退式,即从西翼向井田中央推进的方式。采用条带和采区相结合综采放顶煤一次采全厚的采煤方法。四 工作面配备为了提高矿井高产高效,集中化生产。保证安全生产提高工作面单产为原则。采区内同时生产的综采工作面宜为一个,不应超过两个面。4.2.2 采区上、中、下部车场的形式及确定依据采区煤层倾角小,平均15度,采区上山布置,顺槽直接和回采巷道连接,采用1.5t矿车辅助运输,在顺槽和大巷连接处需抹角,抹角大小为33m,与大巷成45角,以便于矿车的拐弯。顺槽与大巷均为胶带输送机运煤,顺槽胶带输送机通过溜煤眼与运输上山胶带输送机相连,下部车场采用大巷装车下部车场,下部车场设采区煤仓。井底中央变电所至采区的供电系统电路压降较大,为保证采区正常生产,需布置采区变电所。采区变电所应设在通风良好,围岩稳定,地压小,易维护,无淋水,易于搬迁变压器等电器设备的地方,并使变电所位于采区用电负荷中心,即岩石上山中段,位于轨道上山和运输上山之间。采用锚网喷支护,底板用100号混凝土铺底并高出邻近巷道底板200300mm。具有0.3%的坡度。采区下部车场采区上部车场第五章 采煤工艺5.1 落煤、进刀方式、割煤方式5.1.1 落煤 使用mxa-600/45型双滚筒采煤机割底煤和支架摆动后尾梁,伸缩后插板放顶煤的综合落煤方式。5.1.2 割煤方式 本工作面采取双向割煤往返一次进两刀。5.1.3 进刀方式 本工作面采取端头斜切进刀方式。5.2 支护、顶板管理及采空区处理支护:1、 支护方式:工作面采用zy3200/23/45型液压支架支护,支护方式为本架操作及时支护。支架强度计算: p1=8mr=831.4=33.6t/式中 p1为需要支护强度 m为平均采高3米 r为煤容重1.4m3/t p=p1/k=33.60.8=109t/=1.32mpa式中:p为工作面需要支护强度 k为载荷不均衡系数0.81t/=9.810-3mpa支护强度验算: 根据工作面矿压观测资料,在周期来压时,顶板压力最大为1.32mpa,每架面积为6.247,而支架中间架和排头架的支护强度分别为1.37mpa和1.35mpa,大于经验值0.80mpa和计算值1.32mpa故可满足支护要求。2、 上、下巷端头支护及超前替棚支护工作上、下巷替棚: 回采后,由于上、下巷采用供形支架支护,因此要从上、下安全出口向外替棚,棚距0.6米,保证替棚距离超前机头,前机尾5-8米,替棚采用圆木(183500)配单体柱一梁两柱支护,支护扎角为75,两帮腿要求成一直线,并用防倒绳把柱腿拴在棚梁上,圆木梁上方要铺设彩条布,根据实际情况的需要,可在圆木上方沿走向备设圆木,保证接顶结实。老塘及时垒煤袋强,要打稳打牢。上、下巷断头支护 上端头采用3.5米长的长工字钢梁配单体液压支柱一梁三柱支护,长工字钢梁成对使用,分别在前后溜机尾部架设两对四根抬棚,交替迈步前移,工作面机尾架与端头辅助抬棚间距不得超过0.6米,每超过0.6米,增加一对长工字钢梁抬棚。 下端头采用5米长的滑移抬棚配辅助抬棚,成对使用,分别在前后溜机头处两帮架设三对辅助抬棚,迈步前移,前、后溜机头处上帮架设两根滑移抬棚,下帮架设三根滑移抬棚,工作面机头排头架与端头辅助抬棚间距不得超过0.6米,每超过0.6米,增加一对辅助抬棚。 上、下端头抬棚棚梁柱腿要架设齐全,柱腿打直升紧,初撑力不低于90kn,及时更换有漏、穿液柱子失效的柱腿,并用防倒绳打柱腿拴在棚梁上。上、下巷超前支护 上巷超前替棚5-8米范围内,使用3米工字钢梁配单体支柱,一梁三柱支护,在巷道上、下帮距梁口0.2-0.5米间分别架设一排,该范围内要求巷道不低于1.8米,有0.7米宽的人行道。上巷超前替棚5-8米外,原巷道不动,支护强度达到要求。 下巷超前替棚5-8米范围内,使用3米工字钢梁配单体支柱,一梁三柱支护,在巷道上、下帮距梁口0.2-0.5米间分别;架设一排,该范围内要求巷高不低于1.8米,有 0.7米宽的人行道。下巷超前替棚5-8米,原巷道不动,支护强度达到要求。2、顶板管理: 采用自然跨落法管理顶板。3、 采空区处理: 随着采煤工作面不断向前推进,顶板悬露面积越来越大,为了工作面的安全和正常生产,就需要使用全部跨落法处理采空区。其方法是,当工作面从开切眼推进一定的距离后,主动撤除采煤工作空间以外的支架,是直接顶自然跨落。以后随着工作面推进,每隔一定距离就预定计划回柱放顶。这样,不仅可以及时减少工作面的控顶面积,而且由于顶板跨落后破碎岩石体积膨胀而充填采空区,从而减轻工作面压力和防止对工作面产生不良影响。其主要工序是配合工作面推进定期进行回柱放顶工作。5.3 综采工艺5.3.1 移架方式为本架操作,先降后移带压檫顶移架支护顶板,移架滞后割煤机35架进行追机作业,顶板破碎处可跟机组进行超前支护,移架步距为0.6米。5.3.2 移溜方式移前溜: 推前溜在机组后1014架进行,推溜后,保证溜子平直,移机头机尾必须停溜子进行。移后溜: 拉后溜必须单向进行,严禁从两头向中间移,且滞后放煤710架进行,不放煤时,滞后前溜810架进行,确保弯曲段不小于10架。5.3.3 机电设备的管理和措施 (1)所有入井设备都必须取得防爆合格证,方可入井。 (2)工作面必须保证“双风机、双电源、自动切换”,局扇必须安装“三专两闭锁”设施,机电副队长要每天检查,保证备用局扇时常完好,随时 能够正常运行。 (3)严禁带电作业,严禁带电移动设备,检修电气设备时,瓦检员必须检查附近瓦斯,瓦斯浓度不超限时,方可开盖检修,否则,严禁检修电气设备,同时要遵守煤矿安全规程第445条的规定。 (4)工作面电缆线、信号线严格按巷道断面标准图册进行标准吊挂,每1m一个电缆钩。悬挂整齐,不准使用铁丝捆绑,电缆悬挂高度不低于1.8m,信号线悬挂于电缆线上方0.1 m处。电缆、信号线不允许与风筒管路挂在同一侧,必须在侧一时,电缆应在上方保持0.3m以上的距离。同时,遵守煤矿安全规程第469条之规定。 (5)工作面电气设备的运行和检修,必须符合防爆性能的各项技术要求,防爆性能受到破坏的电气设备,应立即处理或更换,不得继续使用。 (6)工作面所有设备实行包机制,责任到人,挂牌留名,确保设备的完好状态,做到设备清洁,附件齐全,合理润滑,定期保养,杜绝跑、冒、滴、漏现象发生。 (7)包机人员要认真执行设备维护、保养制度和计划检修制度,做好设备的日常保养和计划检修工作,确保设备处于完好状态。 (8)小班维护工每班要对所有设备认真巡回检查,看有无异常变化,发现问题,寻找原因,及时处理,并向跟班队干汇报。 (9)机电副队长对工作面机电检修、维护工作负全面责任,要经常检查设备的运行状态,负责组织好设备的安装、维修、维护工作,消灭失爆,消灭不完好设备。 (10)供电系统及设备严格执行“三无、四有、三全、三坚持”等各项规定。 (11)信号综保、煤电钻综保必须安设合格的接地极和辅助接地极,距离大于5m,信号系统都必须采用信号综保,禁止甩掉保护。 (12)工作面实行独立供电。 (13)电缆线、信号线的铺设必须遵守煤矿安全规程第468条、第469条的规定。 (14)在安装或检修、维护设备时,必须遵守停送电管理制度、三大保护管理制度、负荷变动电源调整管理制度,严禁明火操作,严禁违章作业。 (15)机电部门必须进行远距离漏电试验。 (16)各类司机要经过培训,持有合格证后方可上岗操作各种设备。5.3.4 转载机 (1)拉移转载机前要检查鸡头处巷道两帮及顶板情况,注意电动接线嘴和电缆距煤壁的距离,若有擦帮、碰壁现象,必须提前处理,禁止硬移。 (2)移转载机前,若皮带尾大架子斜歪,机头前巷低窄而阻碍机头移动时,必须进行处理,严禁硬过,还必须清理

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。

评论

0/150

提交评论