100101综采工作面设计Word下载.docx
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八、煤尘爆炸性
煤尘爆炸性鉴定分析系统鉴定日期2008年4月2号
AQ1045-2007《煤尘爆炸性的鉴定》
GB/T483-1998《煤炭分析实验方法一般规定》
有爆炸性
测试结果
煤样编号
2008-014
煤样种类
原煤
样品状况
符合检验要求
样品数量
5kg
工
业
分
析
测试项目
单位符号
水分
Mad%
4.52
灰分
Ad%
8.44
焦渣特征
CRC
2
挥发分
Vdaf%
34.50
固定碳
Fcd%
59.97
其密度
TRD2020
1.45
含硫
St,d%
0.98
煤自燃倾向性
吸氧量
Vdcm3/g
0.96
自燃等级
/
I级
倾向性质
容易自燃
煤尘爆炸性
火焰长度
mm
>
400
抑制煤尘爆炸最低岩粉量
%
鉴定结论
有爆炸性
九、储量
煤层名称
工作面尺寸
m
煤层平均厚度m
容量
t/m3
地质储量
万吨
可采储
万吨
煤层生产能力吨/m2
工作面回采率%
4-2
走向
倾向
4.3
1.35
110.7
94.1
5.48
85
1060
180
第二节、采煤方法及采煤工艺流程
1、采煤方法
1、采煤方法的选择
该矿井开采4-2煤层厚度为0.2~8.3m,平均厚度4.3m,倾角5~8°
,煤层赋存平缓,矿井构造简单,基本为—西北低、东南高的单斜构造。
顶、底板多为泥岩及粉砂岩,矿井为低瓦斯矿井,煤尘具有爆炸性、煤层极易自燃、井田内水文地质条件简单。
按照上述条件,煤层可采用分层、放顶煤采煤法两种采煤方法。
分层开采金属网假顶综合机械化采煤方法是我国厚及特厚煤层的主要采煤方法之一,在大中型矿井中得到普遍采用,并积累了丰富的经验;
但是,这种
分层采煤方法存在以下缺点:
①巷道布置与回采工艺复杂,巷道掘进率高,巷道的掘进与维修费用高.
②分层开采时,要铺设人工假顶,增加了工人的体力劳动和生产成本
③对地质构造的适应能力较差
④煤层厚度变化时容易丢煤
⑤单产低、效率低、效益差
综采放顶煤采煤法在开采厚煤层较分层开采具有下列优势
①对煤厚变化适应性强
②巷道掘进率低、维护量小,缓和了采、掘接续关系
③减少了搬家倒面工作及费用
④工作面单产高、效率高,有利于矿井集中安全生产
⑤减少了铺网工序、费用、设备用量,从而降低了成本
可见,综采放顶煤采煤方法具有生产性强、掘进率低、材料消耗量少、效率高、成本低等明显优点;
因而该种采煤方法在开采厚煤层中得到广泛应用。
同时,该煤层硬度系数f=1.5,煤层裂隙较发育、且含水率较高,因而煤层冒发性较好,煤层易跨落,4103工作面采用走向长壁式支、撑掩护式支架支护,一次采全高全部垮落法——综合机械化采煤。
2、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备类型
综采放顶煤的采、装、运、支工序全部机械化
工作面采、运、支设备的选择须满足技术先进、生产可靠、开机率高的原则,采、运设备能力配套,运输能力要适应放顶煤瞬时产量高的要求,确保环节畅通,现将工作面主要采煤设备分述如下:
1)、采煤机:
MG400/930—WD型;
其技术参数见下表:
MG400/930—WD型交流电牵引采煤机主要技术参数
1.型号
MG400/930—WD
10.牵引力KN
690—410
2.机器高度mm
1535
11.牵引速度m/min
0—8.3—13.8
3.最大开采高度mm
2000~3500
12.调速和牵引方式
交流电机驱动.齿轮铺轨式无链牵引
4.滚筒直径mm
φ2000
13.电机功率KW
400×
2+55×
2+20
5.卧底量mm
300
14.电压V
截割电机AC3300
牵引电机AC380
6.滚筒转速γ/min
28
15.重量㎏
57100
7.截深mm
800
16.对接面连接方式
M56液压拉杠联接
8.摇壁长度mm
2700
17.配套运输机
奔牛SGI764/630
9.摇壁摆动中心距mm
7600
18.供电电压V
3300
2)、输送机
中双链刮板输送机SGZ764/2×
250,65SBX型前溜,后溜中双链刮板输送机SGZ764/2×
250,76SE型
前溜主要技术特征
①刮板链速:
1.028m/s
②电动机型号:
YBKYSS—125/250—8/4功率:
250kw转速:
735/1480γ/min
电压:
1140V冷却方式:
水冷
③减速器传动比:
36.737:
1冷却方式:
④刮板链型号:
中双链圆链规格:
φ30×
108mm
最小破断负荷:
1130KN刮板间距:
1080㎜
④中部段结构形式:
整体冷封焊规格:
1500×
764×
275mm
连接方式:
哑铃销连接
⑤紧链方式:
闸盘紧链
⑥整机弯曲性能水平弯曲:
±
1.1o垂直弯曲:
2o
后溜主要技术特征
①设计长度:
200m
②出厂长度:
184m
③输送量:
800t/h
④刮板链速:
⑤刮板链圆环链规格:
108mm圆环链破断负荷:
1130KN
刮板间距:
1.08m
⑥电动机型号:
YBKYS-125/250-8/4功率:
2×
250kw转速:
1475γ/min
电压等级:
1140/660V
⑦减速机型号:
34J
传动比:
1冷却方式:
⑧中部槽规格(长×
宽×
高)
293mm连接方式:
哑铃销连接连接强度:
2000KN
⑨紧链方式:
⑩整机弯曲性能水平弯曲:
1.1o垂直弯曲:
2°
3)、转载机、破碎机
转载机、破碎机应满足前、后部刮板输送机同时开机的要求,中双链刮板转载机型号为SZZ—960/250.轮式破碎机型号为PLM—2200,其技术参数如下:
型号
输送能力t/h
链速m/s
出厂长度m
电机功率kw
搭接(皮带)长度m
电压等级v
SZZ-960/250
1.4
48
250
≥14
1140
轮式破碎机技术特征表
破碎能力t/h
最大排料㎜
转速r/min
PLM-2200
2200
1000×
1000
468
200
3、液压支架
煤层顶板多为灰黑色泥岩或灰色粉砂岩,属中等稳定、极不稳定顶板,底板为灰色泥岩及粉砂岩,属不坚实底板,与水易膨胀。
直接顶容易冒落,老顶周期来压不很明显,本工作面适用ZF7200/18/33型支撑掩护式低位放顶煤液压支架,其主要技术特征见表:
工作阻力
KN
支撑力
支护高度
m
支护宽度m
支护强度
MPA
ZF7200/18/33
7200
6185
1.8/3.3
1.41~1.58
0.92~0.933
4、顺槽可伸缩胶带输送机
顺槽胶带输送机要与工作面推采长度及生产能力相适应,根据4103工作面的设计推采长度及生产能力选用SSJ1200/3×
315型
顺槽胶带输送机技术特征表
铺设长度
输送能力
t/h
带速m/s
带宽mm
电压v
SJ1200/3×
315
1800
3.5
1200
315×
3
本井田煤层为缓倾斜厚煤层,根据永久煤柱分布情况工作面采用走向长壁后退式开采,即工作面由井田边界向井田中央推进。
采煤方法为走向长壁综采放顶煤一次采全高采煤方法,工作面布置采用跳采的方式。
工作面主要设备布置一览表
序号
设备名称
数量
1
采煤机
MG400/930/—WD
1台
刮板输送机
前SGZ—764/2×
250(65SBX)
后SGZ—764/2×
250(76SE)
可伸缩胶带输送机
SSJ1200/
1部
4
破碎机
PLM—2200
5
转载机
SZZ—960/250
6
液压支架
架
7
端头支架
ZF7200/21/34
115台
8
过度支架
ZFT20000/21/34
6台
9
液压泵站
LPB400/355
3台
10
回柱绞车
JH-20
2台
11
乳化液泵箱
R×
400/25
1台
乳化液泵
BRW400/31.5
12
移动变电站
KBSGZY2500/10/1140
KBSGZY—1250/10/3300
KBSGZY—630/10/660
2、回采工艺(移架单向移溜)
1、回采工艺流程
割煤—移架—返刀—推前溜—放顶煤—拉后溜—端头倾切—下一个循环
2、进到方式;
采用工作面端头斜切进刀(机尾斜切进刀),单向割煤.
3、工艺说明:
1)、割煤与装煤:
采用MG400/930—WD型双滚筒交流电牵引采煤机,由前溜机尾向机头自上而下单向割煤,下行装煤,截深800mm,滚筒直径2000mm,机采高度2.8米,采煤机前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤并清煤装煤.割煤时割平顶底版,煤壁不得留伞檐
2)、移架:
工作面实行追机移架,移架工跟采煤机后面,在采煤机后面滚筒割煤后2—3架安全距离进行及时按顺序移架,及时支护顶板,保证采煤机割煤后空顶时间最短,以免造成片帮冒顶事故的发生.
移架工必须严格按移架安全操作规程进行移架,其移架程序是;
拉后溜输送机→缩支架后部尾梁→伸出支架插板→降支架立柱→拉移架支架→升支架立柱→升支架尾梁→伸支架插板.
3)、推前溜输送机:
推前溜输送机的工序:
采取追机作业.原则上弯曲段滞后采煤机后滚筒15米.推前溜输送机的每次进度必须是800mm,以保证与煤壁成一条直线.其直线误差在±
300mm以内.
4)、放顶煤:
放顶煤工艺是在采煤机进度800mm,支架前移以后进行的保持一刀一放,放煤步距为800mm,放煤遵循双轮、等量、顺序、均匀放煤,大块破碎,见矸关窗的原则,本工作面的放煤顺序是:
从机尾至机头顺序进行.
5)、拉后溜输送机:
拉后溜输送机的工序是在放顶煤工序结束之后进行的,按顺序从机尾向机头拉后溜,拉溜前清理干净架间和架后的浮煤,减少拉溜阻力,同时要多点操作,严防拉成急弯,槽脱节.
3、生产能力及服务年限:
1、工作面采用一采一放的生产工艺,循环推进进度为0.8米,循环产量为:
180m×
0.8m×
80%×
4.0m×
1.35≈622吨.
2、工作面计划每班完成两个循环,每天两班生产,一班检修,日产量2000吨.
3、工作面服务年限为:
94.1万吨(可采储量)÷
0.2万吨(日产量)÷
30(天)≈15.6(月)。
4、劳动组织:
1、作业方式:
工作面采用“三八”作业制,两班生产,其中一班检修
2、循环方式:
每班两个循环,循环进度0.8米,日进度为3.2米。
3、工作面劳动组织
工种
定点
合计
零点班
八点班
四点班
队长
班长
电工
移架工
放煤工
溜子司机
转载机司机
机组司机
泵站司机
运料工
端点工
支架维修工
井上工具库
18
26
62
说明;
全月30天工作日出勤率按照85%计算全队配备73人
4、技术经济指标:
指标名称
单位
数值
工作面长度
放煤点距
0.8
工作面走向长度
日割刀数
次
工作面倾角
度
3°
-6°
13
日放煤循环数
个
煤体容量
T/m3
14
日工作面回采进度
3.2
煤硬度
F
1-2
15
工作面日产量
t
机采高度
2.8
16
工作面月产量
放煤高度
0-5.5
17
回采率
%
采放比
1:
2.96
工作面日出勤人数
人
采煤机截深
19
工作面功效
T/工
32
煤层回采厚度
2.8-8.3
5、顶板管理
1、工作面顶板管理:
4103工作面采用改进ZF7200/18/33型低位支撑液压掩护式放顶煤液压支架支护顶板全部垮落法管理顶板,最大空顶距6.774m最小空顶距5.974m端面距最大值不大于340mm,后退式布置121支架。
2、安全出口支护
采煤工作面必须保持两个畅通的安全出口,安全出口与巷道连接处20m范围内必须加强支护,巷道高度不得低于1.8m
下端头即前、后输送机的电机、减速机机头采用端头掩护液压支架支护机头,端头支架以外20m超前支护采用单体液压支柱配Φ≥180mm,圆木支护顶板垂直巷道顶板支护一梁两柱
上端头即前、后输送机的电机、减速机两侧采用π型钢梁加液压支柱用8梁24柱(四对八根长梁)的方法支护顶板。
端头采空区处采用密集点柱支护;
间距1.0m,端头超前支护采用单体液压支柱配π型钢梁木料支护,π型梁一梁四柱,顺轨道顺槽两排支护
严禁空顶作业,所有支架必须架设牢固,并有防倒柱措施,严禁在浮煤或浮矸上架放支架。
单体液压支柱的初撑力不得小于90KN。
碰到或损坏、失效的立柱必须立即恢复或更换。
移动输送机机头、机尾需要拆除附近的支架时,必须先架好临时支架后拆除,移动输送机后及时架设好永久支护。
工作面煤壁、刮板输送机和支架都必须保持直线。
支架间的煤、矸必须清理干净,液压支架必须接顶;
采煤机采煤时必须及时移架;
严格控制采高,严禁采高大于支架的最大支护高度,当煤层变薄时,采高不得小于支架的最小支护高度;
采高控制在2.8m左右,转载机必须有安全防护装置;
乳化液的配置、水质、配比等,必须符合有关要求,泵箱应设自动给液装置,防止吸空
第三章:
生产系统
1.运煤
4103工作面—前.后输送机—转载机—运输皮带—皮带下山—主井底煤仓—主斜井—地面洗煤厂
2.运料
地面—副斜井—井底车场—轨道下山—4102绕道—4103轨道顺槽—工作面
联络巷—4102绕道—4103轨道顺槽—工作面
联络巷—轨道下山—4103皮带顺槽—工作面
3.
行人
地面—副斜井—井底车场—皮带下山
四、通讯
工作面上.下出口及运输顺槽、皮带机头、泵站、变电所、前.后溜机头.机尾各设电话一部,并与调度室交换机相连,实现井下与井上相通,反馈安全生产信息,且能及时实现各设备的开.停联系。
五、供电
从中央变电所引出一趟YJV22—10000×
3×
95mm2高压电缆接入工作面移动变电站。
工作面1140V电源设备的供电由两台2500KVA移动变电站供给;
采煤机3300V电压由一台1250KVA移动变电站供给,电压等级为660V电源设备由一台630KVA移动变电站供给(由轨道下山变电所供给)。
第四章:
一通三防
一、通风
皮带下山—4103皮带顺槽
轨道下山—4103皮带顺槽绕道—4103皮带顺槽
1、通风路线
地面—副斜井(主斜井)—井底车场
工作面—4103轨道顺槽—4103轨道顺槽绕道—总回风—回风立井—地面
4103轨道顺槽绕道巷以外设置两道正向风门和两道反向风门,设置风门连锁、安装监控、定期维修.
2、风量计算:
基本数据:
综采支架最大长度为6.934m.最大采高2.8m
(1)、按照气象条件进行计算
Q采=Q基本×
K采高×
K采面长×
K温
式中
Q基本—工作面空顶距×
工作面实际采高×
工作面有效断面的70%×
适宜风速
则Q基本=6.934m×
2.8m×
70%×
1.0m/s×
60s=815m3/min
K采高—工作面采高调整系数取1.4
K采面长——回采工作面长度调整系数取1.0
K温—回采工作面温度调整系数取1.0
则Q采=Q基本×
815×
1.4×
1.0×
1.0=1141m3/min
(2)按照工作面的风速进行计算
Q采=60×
V采×
S采
式中
V采—采煤工作面风速
S采—采煤工作面的平均断面积取16.98m2
(控顶距:
最大为7.1m最小为6.6m采高为2.8m)
则Q采=60×
=60×
16.98=1019m3/min
(3)按照回采工作面同时作业人数计算
Q采>4N
4—每人每分钟供风量43/min
N—工作面最多人取N=50人(交接班时为70人)
则Q采>4N=4×
70=280m3/min
(4)按工作面瓦斯涌出量计算
Q采=100KG
式中K—工作面瓦斯涌出不均衡系数取1.1
G—工作面瓦斯绝对涌出量取2.14m3/min
则Q采=100KG=100×
1.1×
2.14=235m3/min
(5)风量选择
选取以上计算结果的最大值Q采=1141m3/min
(6)工作面风速验算
1141m3/min÷
16.98m2÷
60s=1.12m/s
风速满足要求:
工作面采用独立通风系统、全风压通风(必要时安装调节风门来调整实际需风量)
二、防尘
1、4103工作面开采前洒水管路必须形成三通到位
2、4103皮带顺槽消防管路上每隔50米安设三通,配DN15支管供灭火、洒水降尘用,同时距离工作面100米,安设喷雾降尘装置及风流净化水幕。
3、距工作面、机头联络巷60—200米位置设置隔爆水袋,水棚设置长度不小于30米。
4、4103轨道顺槽消防供水管路上煤隔100米安设DN15支管,供灭火洒水使用,据工作面和轨道下山各60—200米位置设隔爆水袋(水袋是40L),水棚设置长度不少于25米,并设置喷雾降尘装置及风流净化水幕。
5、采煤机内外喷雾必须正常使用,使用地面供水可保证喷雾压力达到3MPa满足使用。
6、支架前每隔8—10架加装一组4头喷雾装置,转载机头、皮带机头各设喷雾防尘装置生产期间必须全部开启,无水或各处喷雾装置发生损坏或
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- 100101 工作面 设计