采矿工程毕业设计成稿Word文件下载.doc
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本采区内煤层及围岩层均属于白垩系下统大磨拐河组上部含煤岩段,煤种牌号为褐煤(HM)。
采区内17、18号煤层为全区发育较稳定的可采煤层;
17号煤层为大部可采煤层。
现将各煤层情况分述如下:
17号煤层在井田内全区发育,为大部可采煤层,在23勘探线以西的浅部与18号煤层合并,煤层厚度变化较大,变化于0.72~5.34m之间,含有0-3层夹矸。
煤层顶板多为粉砂岩,细砂岩次之,泥岩少见;
煤层底板为泥岩。
18号煤层在井田内全区发育,为局部不可采煤层,在23勘探线以西的浅部与17号煤层合并,厚度剧增,煤层厚度及结构变化较大,含有0-3层夹矸,煤厚变化于0.30~8.49米之间,煤层顶板为薄层泥岩,往上为17煤层,煤层底板以粉砂岩为主,细砂岩次之,泥岩少见。
5、采区的沼气、煤尘情况
三矿井田煤层瓦斯为低沼气矿井,有煤尘爆炸危险和自燃现象。
具体叙述如下:
(1)、瓦斯含量:
根据通风队2003年对三矿一井的瓦斯含量实际测定,平均日产一吨煤的沼气涌出量最大为1.02m3,最小为0.42m3,属于低沼气矿井,但参考一、二矿个别煤层有超限现象。
(2)、煤尘:
目前三矿未进行煤尘爆炸指数的测定工作。
(3)、煤的自燃:
三矿井田煤样的燃点试验结果为原样燃点为253°
、还原样燃点为265°
、氧化样燃点256°
,说明煤的燃点比较低。
三矿井田煤种为褐煤,煤化程度低、燃点比较低,极易风化成粉末和碎块,煤层含水分又较高,煤炭采出后堆积在一起,因湿度较大,煤堆很容易发热,当温度达到临界值时,就会发生煤的自燃。
煤层自燃发火期一般为3-6个月。
四、地温:
三矿井田未进行过专门的地温测试,但目前井下温度一般在15-25℃之间,对采掘生产无影响。
一回采工艺方式及机械技术特征
1、回采工艺方式
综采放顶煤后退式走向长壁综合机械化采煤法,即综放。
2、主要技术特征
(1)采煤机
采用MGTY400/930-3.3D 型双滚筒电牵引采煤机
适应煤层
采高范围:
2.45~3.5m
煤层倾角:
≤25°
煤层硬度:
f≤4
采煤机总体
装机功率:
2×
250+2×
50+18.5+55=673.5KW
机面高度:
1465mm
机身宽度:
1380mm
整机重量:
51.1T
滚筒直径:
φ1800mm
摇臂回转中心距:
7070mm
摇臂回转中心距底板高度:
1335mm
滚筒水平中心距:
1139mm
两牵引中心距:
5666mm
过煤高度:
~600mm
卧底量:
352mm
摇臂摆角:
上摆27°
;
下摆21.4°
最大生产能力:
1400T/h
操纵方式:
中部手动、两端操作站集中控制,可实现无线离机遥控
牵引
牵引方式:
交流变频调速
啮合方式:
摆线轮销轨式
牵引速度:
0~7.1m/min
牵引力:
687KN
截割
摇臂形式:
整体弯摇臂
冷却形式:
壳体水套冷却
截深:
800mm
滚筒转速:
42r/min
截割速度:
3.96m/s
(2)液压系统
调节泵型号:
CBTL-F416/F404-AFP双联齿轮油泵
调节系统压力:
23Mpa
流量:
23.6L/min
过滤精度:
20μm
电动机
①截割电动机:
型号:
YBC3-200/250/300
额定功率:
250Kw
额定电压:
1140V
额定电流:
162A
②牵引电机:
YBQS3-50
额定功率:
50Kw
额定电压:
380V
额定电流:
94A
③泵站电机:
YBRB-18.5
18.5Kw
额定电压:
额定电流:
12A
(3)前、后部可弯曲刮板输送机
采用SGZ-764/630型中双链整体铸焊刮板输送机。
基本参数:
设计长度:
200m
输送量:
900T/h
刮板链速度:
1.03m/s
紧链方式:
闸盘紧链
冷却方式:
水冷
整机弯曲性能:
水平弯曲±
1.1°
垂直弯曲±
2°
电动机
YBSD-315/160-4/8
功率:
315KW
转速:
735/1480r/min
电压:
减速器传动比:
33.16:
1
刮板链
形式:
中双链
圆环链规格:
30×
108mm
最小破断负荷:
1103KN
刮板间距:
1080mm
中部槽
规格尺寸:
1500×
764×
317mm
联接方式:
哑铃销联接
转载机
采用SZZ-830/315型中双链桥式转载机
主要技术参数:
70m
出厂长度:
45.8m
1500T/h
刮板链速:
1.46m/s
爬坡角度:
10°
爬坡高度:
1.30m
减速器型式:
圆锥圆柱行星减速器型号JS-315
29.858:
减速器冷却形式:
链条间距:
180mm
756mm
紧链型式:
悬空段中部槽:
1750×
770×
707mm
落地段中部槽:
970mm
电动机型号:
1480r/min
(4)破碎机
采用PLM-1800(200W)型轮式破碎机。
破碎能力:
1800T/h
最大入口断面:
1000×
900mm
出口粒度:
300mm以下
破碎轴转速:
466r/min
刀齿顶圆线速度:
22.6m/s
传动速比:
1:
3.15
YBKYS-200
200Kw
1475rpm
660/1140V
喷雾水压:
<6Mpa
液压支架
中部支架
采用ZF5200—15.5/34La型普放两用支撑掩护式液压支架。
支架高度:
1.55~3.40m
工作高度:
2.50~3.3m
支护宽度:
1.43~1.60m
支架中心距:
1.50m
初撑力:
P=28.0Mpa4652KN
工作阻力:
P=31.3Mpa5200KN
支护强度:
0.89~0.905MPa
对底板比压:
平均1.738MPa
适应煤层厚度:
2.40~15m
适应煤层倾角:
25°
泵站工作阻力:
28.0MPa
本架控制
主立柱:
数量4根,行程760~780mm
支架重量:
20.476T
过渡支架
采用ZFG5200—22/34H型放顶煤过渡支架。
2.20~3.40m
2.50~3.4m
1.42~1.59m
0.734~0.7545MPa
底板比压:
平均1.30MPa
(>15°
时,设防滑防倒装置)
19.87T
(5)乳化液泵站
采用LRB-400/31.5(250KW)型五柱塞泵,由两泵一箱组成。
主要为中厚煤层综采液压支架提供动力源。
3210×
1235×
1270mm
电机功率:
250KW
润滑油泵工作压力:
0.2~0.5MPa
工作液:
3~5%乳化液(清水)
配套液箱:
RX315/25型,组成乳化液泵站。
公称压力:
31.5MPa
公称流量:
400L/min
进液管路:
φ32mm高压胶管
回液管路:
φ38mm高压胶管
(6)移动变电站
工作面设置KBSGZY型移动变电站3台。
其中:
KBSGZY-1600KVA/6型1台,采煤机、刮板输送机;
KBSGZY-1600KVA/6型1台,破碎机、转载机、乳化液泵;
KBSGZY-500KVA/6型1台,工作面上、下顺槽的低压电气设备(如喷雾泵、污水泵、煤电钻、照明信号综保、回柱绞车、等)。
乳化液泵站
泵站选型、数量
选用两台GRB315/31.5型五柱塞泵,与RX315/25型乳化液箱组成乳化液泵站,该泵站由两泵一箱组成。
选用Φ32mm高压管为进液管路,Φ38mm高压管为回液管路。
泵站设置位置
泵站安设在上顺槽上帮距离采煤工作面70m的位置。
泵站使用规定
安装时,泵应水平放置,以保证良好的润滑条件。
保证泵站压力不低于30MPa,乳化液浓度3-5%。
当泵站压力达
不到时,应立即停泵。
并通知有关人员进行检查,无误后,方可重新启动。
油位在泵运转时,不应低于油标玻璃的下标或上标。
要注意箱体温度不宜过高,油温应低于80℃;
箱液的液位不得
过低,以免吸空,液温不得超过40℃。
加强支架与泵站得维修,杜绝液压系统窜、漏液现象发生。
二采煤工艺
1落煤方式
工作面采用MGTY400/930-3.3D型双滚筒电牵引采煤机割煤。
2装煤方式
工作面前部主要利用采煤机滚筒上螺旋叶片的旋转以及推移刮板输送机时,利用铲煤板来装煤。
工作面剩余的少量浮煤,由人工装入刮板输送机内。
3运煤方式
工作面采用SGZ-764/630(2×
315kw)型可弯曲刮板输送机运煤,运输能力为900吨/小时。
下顺槽采用SZZ-830/315型桥式转载机运煤,运输能力为1500吨/小时。
4工作面支护方式
正常回采时工作面中部采用128部ZF5200-15.5/34La型支撑掩护式综采液压支架支护顶板;
工作面前后排头、排尾各采用3部ZFG5200-22/30H型过渡支架支护顶板;
当工作面伪斜时,工作面中部中部采用134部ZF5200-15.5/34La型支撑掩护式综采液压支架支护顶板;
工作面前后排头、排尾各采用3部ZFG5200-22/30H型过渡支架支护顶板。
工作面上、下出口及上、下顺槽均采用单体液压支柱配合π型钢梁支护巷道顶板,棚距为0.8m。
同时,上、下顺槽超前支护的距离不得小于20m。
自工作面硬帮煤壁向外10m范围内中心柱为双柱,即"
一梁四柱"
支护;
10~20m范围内,中心柱为单柱,即"
一梁三柱"
支护。
5采空区处理方式
采用全部跨落法管理顶板。
夹矸处理
总体来看全采区夹矸较薄,而且夹矸岩性为泥岩或粉砂质泥岩,可有采煤机直接截割,同时要加强煤质管理。
6循环进度、控顶距、采高、端面距及支架中心距
循环进度:
1.60m。
最大控顶距:
4510mm;
最小控顶距:
3910mm。
平均采高3.m。
工作面要及时移架,前梁接顶严密,端面距最大值≤340㎜。
工作面支架中心距为1.50m,偏差不超过±
100㎜。
7采煤机牵引方式
MG250/675-QWD型双滚筒采煤机牵引方式为电牵引。
靠采煤机本身齿轮与刮板输送机上的销排咬合产生动力来运行。
附图工作面布置图5-1。
(1)、采煤方法
综采放顶煤后退式走向长壁综合机械化采煤法,即综放。
(2)割煤方式
采取双向割煤。
采煤机从斜切进刀处上行割煤至上出口,再返刀由上往下割煤;
割煤至下出口,再返刀上行斜切进刀。
然后下行割煤至下出口后,再返刀上行割煤至上出口。
采高平均3.m,截深0.8m。
采煤机下行割煤时,采用下滚筒割顶煤,上滚筒割底煤的方式,其牵引速度不得超过10m/min。
采煤机上行割煤时,采用上滚筒割顶煤,下滚筒割底煤的方式,其牵引速度不得超过7.7m/min。
(3)进刀方式
采煤机进刀采取上、下端头自开缺口,双向穿梭斜切进刀。
斜切进刀段长度为200-250m,进刀深度为0.8m,采煤机往返一次进两刀,然后放顶煤。
具体操作如下:
①采煤机位于进刀位置下行斜切进刀;
②采煤机位于吃刀位置上行割三角煤至上出口;
③采煤机下行割煤至下出口;
④采煤机上行牵引,位于进刀位置斜切进刀;
⑤采煤机位于吃刀位置下行割三角煤至下出口;
⑥采煤机上行割煤。
回采过程
割煤→移架→移前溜→放煤→移后溜→割煤
整个工序以移架作为循环结束的标志。
(4)移溜、移架方式
工作面采用追机移溜、移架作业。
移溜作业距采煤机机尾滚筒不小于15m
移架作业距采煤机尾滚筒不得小于3部液压支架。
特殊情况下,可采取分段追机移架方式。
见图采煤机斜切进刀方式与循环示意图5-2。
图6-1工作面端部割三角煤斜切进刀
(a)起始(b)斜切并移直输送机(c)割三角煤(d)开始正常割煤
1-综采面双滚筒采煤机;
2-刮板输送机
三顶板管理
1、支护设计
(1)液压支架强度计算
经验计算支护强度
P=N×
H×
F×
γ
式中:
P--顶板压力KN/架
H--采煤机割煤高度取3.0m
N--顶板压力系数4~8取8
γ--顶板岩层平均容重取2.5T/m3即24.5KN/m3
F--支架支护面积1.5×
(3.57+0.34)m2
=8×
3.0×
1.5×
(3.57+0.34)×
24.5
=3448.62KN<5200KN
(2)、液压支架规格的选择
估算顶板下沉量:
SL=ηmL
式中:
η--顶板下沉系数取0.04
m--采高3.0m
L--控顶距,支架前大柱处为2.24m
=0.04×
2.24
=0.27m
则支架的最大高度:
H大=m大-SL
=3.1―0.27
=2.83m
支架的最小高度:
H小=m小-SL-a
=2.8―0.27―0.1
=2.43m
m大(小)-煤层最大(小)采高.最大取3.1m,最小取2.8m。
a-移架时,支架的最小可缩量取0.1m.
支架的伸缩量和伸缩比
伸缩量:
S=H大-H小=2.83-2.43
=0.4m<3.1-1.55=1.55
伸缩比:
:
S=H大/H小=2.83/2.43
=1.165<3.1/1.55=2符合要求。
支架的初撑力
一般应大于或等于工作阻力的80%。
即5200×
80%=4160KN
<4652KN符合要求。
支架的支护强度
F=P/A
P--液压支架工作阻力KN
A--每部支架支护的顶板面积1.5×
(3.57+0.34)=5.865㎡
=3448.62/5.865
=588KN/㎡
<890KN/㎡满足要求。
(3)最小、最大控顶距
工作面最小控顶距为:
L小=d+e
d--支架顶梁长度3.57m
e--梁端距取0.34m
=3.57+0.34
=3.91m
工作面最大控顶距为:
L大=d+e+s
s--采煤机截深0.8m
=3.57+0.34+0.8
=4.71m
根据液压支架基本技术参数可知,选择ZF5200-15.5/31La型中部支架和ZFG5200-22/30H型放顶煤过渡支架,能满足工作面支护要。
如表5-2。
表5-2工作面条件与支架适应条件对照表
液压支架参数
工作面条件
支架适应条件
采高(m)
3..26—3.3
1.55~3.40
2.20~3.4
倾角(°
)
5.4—18.59
煤厚(m)
2.5---13
2.4~15
煤层硬度(f)
1~3
底板比压
1.738
1.30
支护强度(Mpa)
0.89~0.905
0.734~0.754
(4)、单体液压支柱支护设计
支柱规格的选择
最大高度:
Hmax=Mmax―b+c
Mmax--工作面开缺口处最大采高取2.5m
b--顶梁厚度取0.07m
c--活柱的富裕行程取0.1m
=2.5―0.07+0.1
=2.53m
最小高度:
Hmin=Mmin―△h―b+a
△h--顶板在最大控顶距下的平均最大下沉量取0.2m
a--支柱必须的卸载高度取0.1m
=2.0―0.2―0.07+0.1
=1.83m
根据以上计算,本工作面选用DZ25~32型单体液压支柱。
(5)、工作面上、下端头支护设计
该工作面上、下端头顶板维护采用2.6m--3.2mπ型钢梁配合DZ25~32型单体液压支柱“一梁四柱”架设倾向棚支护,棚距为0.8m,柱距与超前支护柱距相同。
工作面顶板压力计算:
Pt=(2~4)×
h×
h--工作面安全出口处高度取2.4m
γ--顶板岩石容重取2.5T/m3即24.5KN/m3
=4×
2.4×
=235.20KN/m2
工作面支护强度应大于235.20KN/m2
支柱实际工作阻力计算:
Rt=KR=Kg×
Kz×
Kb×
Ka×
R
K--支柱阻力影响系数
R--支柱额定工作阻力取289.1KN
Kg--工作系数液压支柱取0.99
Kz--增阻系数取0.8
Kb--支柱承载不均衡系数取0.8
Ka--倾角系数取1.00
=0.99×
0.8×
1.00×
289.1
=183.2KN
工作面合理的支护密度计算:
n=P/Rt
P--支护强度(KN/m2)
Rt--支柱实际工作阻力(KN)
=235.2/183.2
=1.284根/m2
棚梁采用2.6—3.2mπ型钢梁,每个棚梁上的支柱根数N为4根,所能支护顶板的面积:
s=N/n=4/1.284=3.115m2
按使用最长π型钢梁L为3.2m计算棚距为:
a=s/L=3.115/3.2=0.974m为便于职工操作实际棚距a实取0.8m。
实际支护密度:
n实=N/(L×
a实)=1.563根/m2
实际支护强度:
P实=n实×
Rt=1.563×
183.2=286.25KN/m2>235.20KN/m2
通过支护密度核算,满足工作面上、下端头及安全出口顶板支护强度的要求。
2、工作面顶板管理
(1)正常工作时期顶板支护方式
本工作面采用全部垮落法管理顶板。
采煤机割煤时,在采煤机前方收回支架伸缩梁及护帮板不得超前机组前截盘4部支架以上;
采煤机割煤后4部液压支架,及时伸出伸缩梁,给好护帮板。
并采取顺序追机移溜、移架的作业方式对顶板进行及时支护。
移架方式
操作人员站在所移支架架箱内,面向煤壁采取本架移架,当采煤机割煤、上行推移溜子后,在移溜工序后依次上行顺序移架。
移架工艺
因排头1#支架下方无靠点,当前板输送机机头推移后,先移3#支架,后移1#支架,再移2#支架,而后顺序移置其它支架。
在采煤机正常割煤时,超前采煤机前滚筒4部支架,将护帮板收回。
并滞后采煤机前滚筒4部支架,顺序给好护帮板。
当液压支架被升起保持3秒钟,使支架达到额定初撑力后,方可将操作手把打回零位。
支护要求
严格按《煤矿工人安全技术操作规程》"
液压支架工"
中的规定进行液压支架操作。
当煤壁片帮或顶煤破碎时,应采取带压擦顶移架,以减少顶板的松动和破坏。
移架后,工作面应达到动态的质量标准要求,确保工作面支架成一条直线。
加强液压支架的支护强度,确保支护质量,支架初撑力不得小于24MPa。
(2)、正常工作时期的特殊支护形式
工作面顶板破碎时,采煤机割煤过后,及时带压擦顶移架,伸出支架伸缩梁给好护帮板。
工作面煤壁片帮严重时,可采取向煤壁和顶板补打锚杆维护煤壁、保持顶板稳定;
当支架前梁端头与煤壁距离达到0.6m时,采煤机割煤前可提前移架,如还不能有效地支撑顶板可在支架前梁上挑倒
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