电气三班采矿工程课程设计 终极打印版.docx
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电气三班采矿工程课程设计终极打印版
第一章采区巷道布置
采区概况
第一节采区储量及服务年限
第二节采区再划分
第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统
第四节采区中部车场线路设计
第二章采煤工艺设计
第一节采煤工艺方式的确定
第二节工作面合理长度的验证
第三节采煤工作面循环作业图表的编制及劳动组织
第四节采区生产安全措施
第一章采区巷道布置
采区概况
1、采区尺寸:
走向长度3600m,倾斜长度1100m。
2、煤层倾角、容重:
煤层倾角平均16°;容重1.3
;
3、煤层名称、厚度、层间距:
根据煤层赋存情况,共有三层煤层,中间的薄煤层第二层K2=0.2~0.5m忽略不计,可开采煤层分别为第一层为K1=3.5m;第三层K3=2.5m。
煤层间距:
K1~K2为10m;K2~K3约为10m。
开采煤层:
K3煤层和K3煤层。
4、顶底板岩性:
K1煤层:
伪顶为碳质页岩,松软,厚0.2m。
老顶为泥质细砂岩,碳质页岩互层,灰色泥质页岩,砂页岩互层,厚约为17m
K3煤层:
底板为灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60~80MPa,厚3.5m;灰色中、细砂岩互层,厚24.68m。
K1~K2之间岩层:
灰色砂质泥岩,细砂岩互层,坚硬,厚4.2m;灰色砂质泥岩,厚7.8m。
K2~K3之间岩层(从上到下):
薄层泥质细砂岩,稳定,厚4.6m;灰色细砂岩,中硬、稳定,厚3.2m。
5、瓦斯、煤尘、自燃性、涌水量:
各煤层瓦斯涌出量较低,自然发火倾向较弱,涌水量也较小。
6、第一开采水平为该采区服务的一条运输大巷布置在K3煤层底板下方25m处的稳定岩层中。
设计采区综合柱状图
柱状
厚度(m)
岩性描述
8.60
灰色泥质页岩,砂页岩互层
------------------------------------------------------------------------
8.40
泥质细砂岩,碳质页岩互层
------------------------------------
0.20
碳质页岩,松软
3.5
K1煤层,γ=1.30t/m3
4.20
灰色砂质泥岩,细砂岩互层,坚硬
-----------------------------------------------------------------------
7.80
灰色砂质泥岩
0.2~0.5
K2煤层
------------------------------------
4.60
薄层泥质细砂岩,稳定
……………………….……
3.20
灰色细砂岩,中硬、稳定
2.50
K3煤层,煤质中硬,γ=1.30t/m3
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
3.50
灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60~80MPa
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
24.68
灰色中、细砂岩互层
第一节采区储量及服务年限
一、采区生产能力选定:
采区生产能力选定为180万t/a;
二、采区工业储量、设计可采储量
1、采区工业储量计算:
式中:
——采区工业储量,Mt;
H——采区倾斜长度,1100m;
L——采区走向长度,3600m;
γ——煤的容重,1.30t/m3;
m1——K1煤层煤的厚度,为3.50m;
m2——K2煤层煤的厚度,为0.2~0.5m,忽略;
m3——K3煤层煤的厚度,为2.5m。
=1100×3600×3.5×1.3=1801.80Wt=18.018Mt;
=1100×3600×2.5×1.3=1287.00Wt=12.87Mt;
=
+
=18.018+12.87=30.888Mt。
2、采区煤柱损失:
采区煤柱包括区段煤柱、采区上下边界煤柱、采区两侧边界煤柱及维护上山煤柱。
永久保护煤柱:
采区左右两边界煤柱各取10米,采区上部边界煤柱取30m保护煤柱,下部取10米煤柱,上山之间煤柱取20米保护煤柱,上山两侧各取20米保护煤柱。
K1煤层永久保护煤柱P1为:
P1=(30+10)×3600×3.5×1.3+(10+10)×(1100-40)×3.5×1.3=0.75Mt;
K3煤层永久保护煤柱P3为:
P3=(30+10)×3600×2.5×1.3+(10+10)×(1100-40)×2.5×1.3=0.540Mt;
3、采区设计可采储量计算:
式中:
——采区设计可采储量,Mt;
P——边界煤柱损失量;
C——采区采出率。
厚煤层不低于0.75;中厚煤层不低于0.80;薄煤层不低于0.85;由于K1、K3煤层都为中厚煤层,因此C值取0.8。
=(18.018-0.751)×0.8=13.814Mt;
=(12.87-0.54)×0.8=9.864Mt;
=
+
=13.814+9.864=23.678Mt。
三、采区的服务年限的计算:
式中:
T——煤层设计服务年限,年;
——采区设计可采储量,Mt;
A——采区设计生产能力,180万吨/年;
K——储量备用系数,取1.3;
T1=13.814×102/(180×1.3)=5.903年;
T3=9.864×102/(180×1.3)=4.214年;
T=T1+T3=5.903+4.214=10.117年。
四、验算采区采出率:
式中:
C——采区采出率;
——采区工业储量,Mt;
P——边界煤柱损失量;
P区——区段保护煤柱损失量,每个煤柱宽度5m,5个区段但有4个煤柱;
P上——上山保护煤柱损失量,上山之间20m,上山两边各20m;
C采——工作面采出率。
P=P1+P2=1.29Mt;
P区=3600×(4×5)×(3.5+2.5)×1.3=0.56Mt;
P上=(1100-40)×(20+20+20)×(3.5+2.5)×1.3=0.49Mt;
C=(30.88-1.29-0.56-0.49)×0.95/30.888=87.8%>80%
符合国家对采区采出率的要求。
第二节采区再划分
一、确定采煤工作面长度:
采煤工艺选取综合机械化采煤,要求有一定的走向长度。
由已知条件知:
该采区左右边界各有10m的边界煤柱,上部边界设煤柱为30m,下部留10m煤柱,故其倾斜长度为:
1100-40=1060m,走向长度3600-30×2-20-10×2=3500m。
该采区划分为5个区段,每区段长212m。
区段斜长内一般设置一个走向长壁采煤工作面,因此区段斜长就等于采煤工作面长度加上区段平巷宽度和护巷煤柱的宽度。
一般而言,考虑到设备选型及技术方面的因素综采工作面长度为180~250m,巷道宽度为4m~4.5m,本采区综采工作面长度为200m,巷道宽度选取4m,已满足综合机械化工作面走向长度的要求,采区生产能力为180万t/a,一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求,故工作面长度为:
式中:
b——倾向长度,1100m;
L2——平巷宽度,4m;
q——上下边界,30+10=40m;
β——护巷煤柱宽度,5m;
n——区段数目,5个;
L1——工作面长度。
L1=[1100-40-2×4×5-5×(5-1)]/5=200m;
故工作面长度200m。
二、确定采区内区段数目:
回采工作面是沿倾斜方向布置,沿走向推进,采用走向长壁式开采。
通过上述计算可得工作面长度取200m,采区内区段数目取5个。
三、确定工作面生产能力:
工作面日生产能力:
式中:
——工作面生产能力,t/d;
A——采区生产能力,t/a;
T——每年正常工作日,300d;
=180×104/300×1.1=5454.5t/d
四、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序
生产能力为180万t/a,且工作面生产能力为5454.5t/d。
目前,煤炭企业生产系统向高产高效集中化生产的方向发展,新建大型化矿井均朝“一矿一井一面”的设计思想改革,采用提高工作面单产,用一个工作面的产量来保证整个矿井的设计生产能力,故为适应现阶段煤炭行业的知道规范,本采区设计一个采煤工作面。
其工作面接替顺序如下表:
工作面布置(双翼布置)图如下图所示:
K1煤层
K3煤层
1101
1102
3301
3302
1103
1104
3303
3304
1105
1106
3305
3306
1107
1108
3307
3308
1109
1110
3309
3310
工作面接替顺序:
左右交替,左边开采,右边准备;采区内自上而下开采,先采完上区段,后开采下区段;煤层间自上而下开采,先采K1煤层后采K3煤层最终达到高产高效。
工作面接替顺序如下表所示:
1101→1102→1103→1104→1105→1106→1107→1108→1109→1110→3301→3302→3303→3304→3305→3306→3307→3308→3309→3310
对应符号含义:
114131
(说明:
以上箭头指向表示工作面接替顺序。
)
第三节 确定采区内准备巷道布置及生产系统
一、采区形式
采区形式采用双翼采区布置形式。
采区上下山布置在采区走向中部,为采区两翼服务的准备方式称为双翼采区,这样布置的范围较大,可以相对减少上下山、石门及车场等准备巷道的工程量,是应用最广泛的一种准备方式。
二、完善开拓巷道
根据所给地质条件及采矿工程设计规划,在第一开采水平中,把为该采区服务的运输大巷布置在K3煤层底板下方25m的稳定岩层中,回风大巷则布置在采区上部边界K3煤层底板下方25m的稳定岩层。
三、确定巷道布置系统
确定采区巷道布置系统,采区内有两煤层K1和K3可采,根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较:
方案一:
采区上山联合布置一煤一岩上山
在距K3煤层底板20m处岩石中布置一条岩石运输上山,在K3煤层中布置另一条轨道上山,两上山位于采区走向中央,水平距离为20m,巷道宽度均为4m,高度均为2.5m,石门联系各煤层。
通风路线:
新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车场→轨道上山→中部甩车场→第二区段轨道平巷→区段联络巷道→第一区段运输平巷→工作面→第一区段回风平巷→回风石门→阶段回风大巷。
第二方案:
采区上山联合布置两岩层上山
在K3煤层底板16m处岩石中布置一条岩石轨道上山;在K3煤层底板20m处岩石中布置一条岩石运输上山,两上山位于采区走向中央,水平距离为20m,巷道宽度均为4m,高度均为2.5m,石门联系各煤层,并在运输平巷和运输上山间设置溜煤眼。
通风路线:
新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车场→轨道上山→中部甩车场→第二区段轨道平巷→区段联络巷道→第一区段运输平巷→工作面→第一区段回风平巷→回风石门→阶段回风大巷。
根据已提出的方案及方案比较的原则,两个方案中相同的部分可不参加比较,故K3煤层的巷道布置和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3-1。
方案的经济比较见表3-2和表3-3。
方案的技术:
表3-1采区方案技术比较
项目方案
第一方案一煤一岩上山
第二方案双岩上山
掘进工程量
工程量相对较小
工程量大,和方案一比,由于上山在岩石中,故每区段要多掘石门和溜煤眼。
工程难度
相对而言煤巷施工较容易
相对困难,一是岩巷施工,二是联络巷道复杂
巷道维护
煤层上山,梯形金属支架受采动影响大,维护工程量大,费用高。
维护工程量小,维护费用低
通风距离
煤巷中相对较短
相对较长,每区段要增加一段石门通风距离
工程期
煤层上山掘进速度快,投产相对较快
岩石上山的掘进速度较慢,投产略慢
支架回收
煤巷中可以回收,70%可以复用
无法回收
管理环节
煤巷中相对较少
相对较多,主要是漏风环节较多
技术经济比较:
表3-2掘进费用表
方案
工程名称
方案一
方案二
单价
工程量
费用(万元)
工程量
费用(万元)
岩石上山(元/m)
1578
0.00
0
1100×1.2
208.3
煤层上山(元/m)
1284
1100×1.2
169.488
0.00
0.00
溜煤眼
(元/m3)
144
0.00
0.00
0.00
0.00
甩入石门(元/m)
1152
0.00
0.00
48.98×1.2
6.77
合计
169.5(万元)
215.07(万元)
表3-3维护费用表
方案
工程名称
方案一
方案二
单价工程量
费用
(万元)
工程量
费用
(万元)
岩石上山(元/年m)
400
0
1320×16
84.48
煤层上山(元/年m)
901320×16
190.08
0.00
0.00
甩入石门(元/m)
400.00
0.00
48.98×1.2
0.235
合计
190.08(万元)
84.715(万元)
表2-4费用总汇表(万元)
方案
费用项目
方案一
方案二
掘进费用
169.5
215.07
维护费用
190.08
84.715
费用总计
359.58
299.785
综上技术经济比较所述:
由于煤层条件好瓦斯水涌出量小故只设置两条上山就可以,第二方案虽然系统和通风相对复杂,掘进费用高,但是巷道稳定性好且维护费用大大降低,不仅在技术比较上在规定设计的使用年限中更可靠而且具有经济上相对较节省的优点。
综合经济和技术比较,最终决定将采区上山布置在K3煤层底板16m和20m处的岩层中,即采用双岩上山,两条上山水平间距20m,上山两侧各留20m保护煤柱。
四、确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置:
根据煤层储存条件可知,K1煤层厚3.5m,K3煤层厚2.5m,都为中厚煤层,瓦斯含量较低,自然发火倾向较弱,涌水量也较小,易于维护。
工作面走向推进长度为1745m左右,采用双巷布置,单独开采产量可满足生产要求,一个工作面就可以达到设计生产能力的要求,故先开采K1煤层,K1煤层采完后,接着采K3煤层,考虑到K1煤层生产能力较大,且矿井瓦斯涌岀量较低,为更好地进行工作面接替,减少煤柱损失,故采用沿空掘巷。
各区段间留5m保护煤柱。
由于本采区采用煤层群分组集中采区联合布置,在联络巷道的布置上,采用区段石门——溜煤眼结合的联系方式。
第二方案中上山布置在K3底板岩层中,故K1和K3煤层区段运输平巷用溜煤眼与运输上山联系。
五、在采区巷道布置平面内,工作面布置及推进到的位置应以达到采区设计产量为准:
该采区采用双翼开采,在采区两侧各留10m煤柱,开始布置工作面,进行推进。
由于采区上山布置在K3煤层底板的岩层中,在离上山20m处停采,留20m煤柱保护采区上山,两条上山中间留20m的保护煤柱。
K1、K3煤层相距20m左右,由于相距较近,因此两层煤所留煤柱相同,工作面布置及推进到的位置也一样,K1,K3煤层采取联合布置的开采方式,且岩体较稳定,煤层上山易维护,适合综采一次采全高放顶煤。
第四节采区中部车场线路设计
一、巷(双轨),区段石门(单轨),采区轨道上山,均为600mm轨距;
二、轨道上山作辅助运输时,一次提一吨矿车3个;
该采区开采近距离煤层群,倾角为16°,铺设600mm轨距的线路,轨型为22kg/m,采用1.5t矿车单钩提升,每钩提升3个矿车,要求甩车场存车线设双轨高低道,斜面线路采用一次回转布置方式。
1、甩车场斜面线路角度计算
作为辅助提升,可采用4号道岔为甩车道岔,同时也作为分车道岔。
选择标准道岔ZDK622/4/12(左)单开道岔。
道岔参数为:
辙叉角α1=α2=14°02′10〞,a=3462mm,b=3588mm;β——轨道上山倾角16°
斜面线路一次回转角:
α1=14°02′10〞;
斜面线路二次回转角:
δ=α1+α2=28°04′20〞;
(双道起坡)
一次伪倾斜角:
=15°30′36〞;
二次伪倾斜角:
=14°4′34〞。
一次水平投影角:
二次水平投影角:
分车道岔水平投影角:
2、单开道岔平行线路连接:
a=3462mm,b=3588mm,R=12000mm,S=2100mm,
3、高道竖曲线一次回转(
):
4、低道竖曲线一次回转(
):
5、双道起坡甩车场一次回转斜面线路和竖曲线逐段投影计算法
计算顺序
计算公式
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
16
17
18
19
20
21
中部车场平面图:
中部车场剖面图:
第二章采煤工艺设计
第一节采煤工艺方式的确定
一、选第一煤层,即对K1煤层设置采煤工艺:
由于K1煤层厚3.5米,结构简单,无断层,可采用综合机械化采煤,一次采全高。
选择综采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,是我国煤炭工业的主要途径。
二、综采工作面的设备选用国产设备:
由于设备资料来源的原因,选用国产综采设备。
各设备技术参数如下:
(1)采煤机MG400/985—WD:
采煤机型号
MG300/700-WD
采高(m)
2.1~3.8
截深(m)
0.8
适应倾角
≤35°
滚筒直径(m)
2.0;
滚筒转数(r/min)
35
摇臂长度(mm)
2160
摇臂摆动中心距(mm)
6220
牵引力(KN)
550
牵引速度(m/min)
0~6.6
牵引型式
电液互换 无链 销轨
机面高度(mm)
1460
最小卧底量(mm)
364
灭尘方试
内外喷雾
装机功率(KW)
2×250+90;2×250+2×45+20
电压(V)
1140
机重(T)
45
输送机
SGZ—764/500
支架
ZY35—17/35
(2)采高大于2.5m时,选用支撑掩护式支架:
ZY35—17/35:
型式
支撑掩护式
支撑高度
1.7-3.5m
宽度
1.42-1.59m
煤层厚度
中厚煤层
初撑力
1884KN
工作阻力
3500KN
支架中心距
1500mm
支护强度
0.73Mpa
适应煤层倾角
<25°
泵站工作压力
14.7Mpa
(3)工作面刮板输送机SGZ—764/500:
出厂长度
200m
运输能力
1100t/h
链速
1.21m
中部槽规格
1500×764×222mm
刮板链型式
中双链
与采煤机配套牵引方式
无链
(4)刮板转载机SZB—830/180:
出厂长度
37.8m
运输能力
1200t/a
中部槽规格
1500×830×222mm
刮板间距
516mm
速度
1.46m/s
(5)破碎机PCM132:
破碎能力
1200t/h
(6)胶带输送机SSJ1000/M:
输送长度
2000m
输送量
800t/h
带速
2.5m/s
(7)高压开关柜KBZ—450/1140Y
三、采煤与装煤
1、确定采煤工艺、截深及日进刀数:
采用综合机械化采煤,采煤机落煤和装煤。
依据选取的设计生产能力确定工作面每天的推进度为:
式中:
V——采煤工作面每天的推进度,m/d;
——采煤工作面日生产能力,t/d;
L——采煤工作面的长度,m;
M——采煤工作面的采高,m;
——煤的容重,t/m3;
C——工作面的出采率(由于是中厚煤层,所以取0.95)。
则:
V=5454.5/(200×3.5×1.3×0.95)=6.31m/d;
因选用的采煤机截深为800mm,若每日推进八刀,共推进0.8
8=6.4m,可满足每天至少推进6.31m/d的要求。
采用“三八制”,两采一准的工作制度。
2、确定进刀方式:
为了合理利用工作时间,提高工作效率,采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式,并采用及时支护。
进刀深度0.8m。
采煤机进刀示意图如图所示,进刀过程如下:
a、当采煤机割至工作面端头时,其后的输送机槽已移近煤壁,采煤机机身处沿留有一段下部煤(如图a所示);
b、调换滚位置,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(如图b所示);
c、再调换两个滚筒上、下位置,重新返回割煤至输送机机头处(如图c所示);
d、将三角煤割掉,煤壁割直后,再次调换上、下滚筒,返程正常割煤(如图d所示)
采用端部斜切进刀方式:
式中:
L——斜切进刀长度,26m;
——采煤机长度,6m;
——刮板输送机机头长度,0m;
——刮板输送机弯曲段长度,20m。
(备注:
此设计中刮板输送机摆放在巷道里面,故刮板输送机机头长度为0。
)
四、运煤:
1、支架选型
采用液压支架支护,选择工作面支架的型号为:
ZY35-17/35,为支撑掩护式支架。
2、控顶距离
设计选用采煤机截深800mm,端面距200mm,支架的顶梁长度为3550mm,因此最小控顶距为3750mm,最大控顶距为4350mm。
3、移架方式
由于K1煤层上方有0.2米的松软炭质页岩,再上面是8.4米的泥质细砂岩和炭质页岩互层,硬度系数小,所以选用依次顺序移架方式。
依次顺序移架方式:
采煤机割煤后依次顺序逐架前移。
这种方式操作简单,容易保证支护质量。
4、支护方式
由于K1煤层煤质中硬,为防止片帮和冒顶,所以选用及时支护方式,选用ZY35-17/35支撑掩护式支架。
5、工作面支架需要量:
式中:
μ——工作面支架数目(取整数);
L——工作面长度,m;
e——架中心间距(ZY35-17/35型支架e值取1.5m);
则:
200/1.5=133.3,取μ=134。
6、端头支架
端头是工作面与顺槽的交接处,起特点是跨度大,断面大,支承压力在此集中,变形量大,难于维护。
上下顺槽受回采影响,压力增大,不易支护。
决定采用端头液压支架。
其优点是支护方便、安全;为转载机和输送机头的移动提供动力;能适应工作面倾角变化。
端头选用的支架型号为:
ZTF5440-17/32型中置式端头支架。
其技术特征见表:
端头支架主要技术特征
型号
ZTF5440-17/32
工作阻力
KN
5440
初撑力
KN
3864
最小支撑高度
m
1.7
最大支撑高度
m
3.2
支护强度
MP
0.27
中心距
m
2
底板比压
MP
1.85
工作压力
MP
24.1
重量
t
17
外形尺寸
mm
6000*2000*1700
生产厂商
重庆庆江机器厂
7、超前支护:
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