采矿带区设计文档格式.docx
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煤层煤的厚度,为2.0m;
煤层煤的厚度,为2.5m;
(2)带区可采储量:
Zk——带区可采储量,万t
Zg——带区工业储量,万t
P——带区煤柱损失量,万t
C——带区回采率,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【1】
3、矿井服务年限计算:
T——带区的服务年限,年a
Zk——带区的可采储量,万t
K——带区储量备用系数,取K=1.35
A——带区设计生产能力,万t/a
4、验算带区采出率
带区采出率=带区实际出煤量/带区工业储量×
100%
(1)
煤层带区采出率=569.538/589.032×
100%≈96.7%
(2)
煤层带区采出率=711.9225/736.29×
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【1】
第二节带区内的再划分
1、确定采煤工作面长度
该煤层组左右两边界各留10m的边界煤柱,下部留30m护巷煤柱,则其煤层倾向长度为:
1080-30=1050m,走向长度为2020-20=2000m。
又因为各煤层埋藏稳定,地质构造简单,无断层,煤层附存条件较好,瓦斯涌出量低,涌水量也小,自然发火倾向较弱,且现代采矿工作面长度有加长趋势,故采煤工艺选取较先进的综合机械化采煤方法。
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~5m,设计本带区开掘巷道宽度为4.5m,带区生产能力为120万t/a,一个厚煤层或中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求,将整个带区划分为10个分带,并采用沿空留巷方式,采用混凝土砌块支护护巷
工作面长度为:
S——除去永久保护煤柱煤层走向长度
n——分带数目
2、确定带区内的工作面数目
回采工作面沿走向布置,沿倾向推进,采用下行后退式倾斜长壁采煤法开采。
工作面数目:
L—煤层走向长度(m);
S0—带区沿走向所有煤柱宽度之和(m);
l—工作面长度(m);
l0—回采巷道宽度,取4.5m;
则:
3.确定工作面生产能力
A0——工作面生产能力,万t/a;
L——采煤工作面长度m;
V0——工作面推进度m;
M——采高m;
C0——采煤工作面采出率;
(1)带区
195×
0.8×
8×
330×
2.0×
1.35×
0.95×
10-4=105.64万t/a<
120万t/a
(2)带区
6×
2.5×
10-4=113.76万t/a<
4、确定带区内工作面数及工作面接替顺序
生产能力为120万t/a.目前开采准备系统的发展方向是高产高效生产集中化,采用提高工作面单产,以一个工作面产量保证带区产量,因此可确定带区内为一个工作面生产。
考虑到采动应力集中的因素,且下一带区未采,则每个煤层带区间采用依次开采,且10个分带工作面接替顺序如下:
表2-1
煤层工作面接替顺序
工作面编号
12404
12414
12424
12434
12444
12454
12464
12474
12484
12494
开采次序
1
3
6
7
8
9
10
对于
煤层工作面接替顺序:
12404→124914→12424→12434→12444→12454→12464→12474→12484→12494
表2-2
12405
12415
12425
12435
12445
12455
12465
12475
12485
12495
12405→124915→12425→12435→12445→12455→12465→12475→12485→12495
第三节
确定带区内准备巷道布置及生产系统
1、完善开拓巷道
为了缩短带区准备时间并提高经济效益,根据所给地质条件,在第一开采水平中,把为该带区服务的运输大巷和回风大巷均布置在
煤层底板下方的稳定岩层中。
2、确定带区巷道布置系统
首先确定回采巷道布置方式,由于地质构造简单,无断层,煤层赋存条件好,涌水量较小,瓦斯涌出量较小,无自然发火倾向,直接顶较厚且易跨落。
同时为减少煤柱损失,提高采出率,降低巷道掘进费用,采用沿空留巷的方式。
3、带区布置方案分析比较
确定带区巷道布置系统,带区内有两层煤,每一层都布置10个工作面,根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较:
方案一:
分带单独布置
每一个分带分别开斜巷进入上部煤层,每一个分带都布置一个煤仓直通运输大巷。
通风系统为:
新风从运输大巷→进风行人斜巷→分带运输斜巷→采煤工作面→分带回风斜巷→带区运料斜巷→回风大巷。
该方案的特点是,每个分带都布置了煤仓,所以管理较复杂,煤仓和联络斜巷工程量大,但有利于通风和工作面的接替。
方案二:
带区联合布置
将带区分成10个分带。
运输大巷通过进风行人斜巷进入上部煤层,整个带区布置一个煤仓直通运输大巷。
该方案简化了运输系统,仅布置了一个煤仓和一对联络巷,减少了煤仓和联络斜巷的施工量,使运煤、运料集中处理,符合集中化生产理念,但出现了因带区内通风线路长短不同而造成通风协调困难的问题,同时还增加煤巷的维护量,增大了煤柱损失。
技术经济比较:
巷道硐室掘进费用
表3-1
方案
方案一
方案二
工程名称
单价(元)
工程量(m)
费用(万元)
回风运料斜巷(m)
1578
152×
12=1824
287.82
进风行人斜巷(m)
94×
12=1128
177.9984
2=188
29.6664
煤仓元/m3
144
3.14×
2^2×
×
12=4521.6
65.1110
2=753.6
0.8518
集中平巷(元/m)
831
4×
(2580-10×
2)
=10240
850.944
合计
530.9294
891.4622
巷道硐室掘维护费用
表3-2
工程
名称
工程量
(m)
费用
(万元)
40元/a.m
12×
16.02
=29220.48
116.8819
16.02×
=4870.08
19.48032
=18070.56
72.28224
=3011.76
12.04704
小计
189.16414
31.52736
煤仓
元/m3
30元/a.m
25×
12
=4806
14.418
=400.5
1.2015
集中平巷(m)
160元/a.m
2560×
=164044.8
2624.7168
203.58214
2657.44566
生产经营费用
表3-3
斜巷(m)
1164元/m
131.2992
21.8832
煤仓(m)
951元/m
30×
12=360
34.236
2=60
5.706
165.5622
27.5892
费用汇总表
表3-4
矿井费用名称
掘进(万元)
维护(万元)
生产(万元)
总计(万元)
900.07374
3576.49706
方案一特点:
系统简单,通风容易,但生产调度管理复杂,煤仓太多,维护困难,装煤点多,管理复杂。
方案二特点:
采用集中化生产,从根本上克服了方案一的缺点。
虽然方案二维护费用高,但从技术和管理等方面的综合分析,方案二更优越一些。
综上所述,选择带区联合布置方式,巷道布置情况见巷道布置图、带区巷道剖面图,以
煤层为例。
4、确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置
回采巷道布置方式:
采用单巷沿空留巷掘进方式。
分析:
已知带区内各煤层埋藏平稳,地质构造简单,无断层,同时,各煤层瓦斯涌出量较低,自然发火倾向较弱,涌水量也较小。
因此有利于综合机械化作业,可以充分发挥综采高产高效的优势。
同时,为减小煤柱损失,提高采出率。
综合考虑各种因素。
说明:
在带区巷道布置平面图内,工作面布置和推进的位置以达到带区设计产量及安全为准。
工作面推进到距煤层下部边界30m处的位置,即为避开采掘超前影响所留设的30m护巷煤柱处。
5、确定通风布置系统各煤层通风系统为:
新风从运输大巷→进风行人斜巷→分带运输斜巷(带区运煤巷)→采煤工作面→分带回风斜巷→带区煤层运料平巷→联络巷→带区运料斜巷→回风大巷。
第四节
带区车场线路设计
该带区开采近距离煤层群,倾角为8°
铺设600mm轨距的线路,轨型为15Kg/m,采用1t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道,斜面线路布置采用二次回转方式。
第二部分采煤工艺设计
第一节采煤工艺方式的确定
1、选第一煤层,即
煤层为对象设置采煤工艺。
由于
煤层厚度为2.0m,属于中厚煤层,结构简单,无断层,故可用综合机械化采煤工艺,一次采全高。
2、综采工作面的设备选用国产综采设备。
3、采煤与装煤
(1)落煤方式与采煤机的选择
采用综合机械化采煤,双滚筒采煤机直接落煤和装煤。
依据带区的设计生产能力确定工作面每天的推进度为:
=1200000/(330×
0.95)=6.27m/d
V—采煤工作面每天的推进度,m/d
Qr—采煤工作面生产能力,t/a
L—采煤工作面的长度,m
M—采煤工作面采高(
煤层取2.0)
γ—煤的容重,1.35t/m3
C—工作面的采出率(k4煤层为中厚煤层,因此C取0.95)
选择采煤机的截深为800mm,每天正规循环推进八刀,每天循环共推进6.40m,可满足每天至少推进6.27m的要求。
表4-1采煤机参数
采煤机型号
4MG200
机身长度m
8.90
采高m
1.4~3.5m
滚筒直径
1.6
截深mm
800
牵引速度m/min
0~6.0m/min
牵引力KN
250KN
截割功率kw
牵引形式
液压,齿轮,销轨
总质量t
21t
冷却形式
水冷
喷雾形式
内外喷雾
表4-2刮板输送机参数
刮板机型号
SGZ-764/500
机头尺寸
(长*宽*高)m2
1790*830*280
运输能力T/h
1000
链速m/s
1.25
铺设长度m
200
电机功率KW
2*250
电压V
1140
刮板机形式
准双边链
表4-3液压支架参数
型号
高度m
宽度m
初撑力KN
工作阻力KN
支撑强度MPa
适应角度
ZY8600/17/35
1.5-3.5
1.65-1.85
6917
8600
0.99-1.03
<
25°
ZTC20000/20/40
2.0-4.0
1.4-1.6
9000
15000
1.92
表4-4转载机参数
装机功率
输送能力
设计长度
SZZ-1000/525
2*700kw
1500t/h
60m
表4-5破碎机参数
功率
破碎能力
破碎粒度
PCM-250
250KW
1500
150-300mm
带宽
带速
DSP-1200/125
1200mm
2.5m/s
2000t/h
表4-6胶带动输机参数
表4-7乳化液泵站参数
乳化液泵型号
工作压力
乳化液箱
泵站流量
LRB-400/31.5
31.5MPa
400KW
一台
400m3/min
(2)进刀方式:
为了合理利用工作时间,提高效率。
采用工作面端部斜切进刀,割三角煤,往返一次割两刀
4、运煤与支护
(1)工作面采用可弯曲刮板输送机运煤。
(2)工作面采用掩护式液压支架支护
(3)移架方式
由于采用及时支护方式,而且工作面每天推进八刀,所以选择顺序移架方式。
顺序式移架速度快,能满足采煤机快速牵引的需要,适用于顶板比较稳定的高产工作面。
(4)支护方式:
采高为2.0米,为防止片帮和冒顶,选用及时支护。
(5)工作面的支架需求量:
式中:
N——工作面支架数;
L——工作面长度,m;
l0——顺槽宽度,m;
n——端头支架数;
S——端头支架宽度,m;
S1——支架中心距,m。
N=(195+9-6×
1.594)/1.75=112架
(6)超前支护方式和距离
由于采用综采开采,支撑压力分布范围为20~30米,峰值点距煤壁前方5-15m,所以超前支护的距离为20米。
选用单体支柱和金属铰接顶梁支护,铰接顶梁的长度为1000mm。
(7)校核支架的强度和高度
①校核高度
经查《采矿设计手册》得到:
在实际使用中,通常所选用的支架的最大结构高度比最大采高大200mm左右。
即:
最小结构高度应比最小的采高小250—350mm。
已知选用:
ZY8600/1.7/3.5掩护式支架的最大结构高度为3.5m>
(
+0.2),满足要求。
支架的最小结构高度为1.7m<
-(0.25~0.35),满足要求。
②校核支架强度:
支护强度:
q—支护强度,MPa
K—作用于支架上的顶板岩石厚度系数,取6
M—采高,m
ρ—岩石密度,取2.5×
G—取10
q=0.464MPa
q=0.525MPa<
0.99Mpa,所以满足要求
由Q=q×
F×
KN
F—为支架支护面积,F=6×
1.5=9m2
Q=0.525×
9×
103=4725KN
由P=Q/η
P—支架的工作阻力,KN;
Q—支架的有效工作阻力,KN;
Η—支架的支撑效率,取80%;
P=4725÷
0.8=5906KN<
支架工作阻力6000KN,满足要求
(8)工作面“三机”生产能力配套
工作面生产能力取决于采煤机落煤能力,而刮板输送机、液压支架及转载机、可伸缩带式输送机等设备能力都要大于采煤机的生产能力,国外按大于20%设计。
①采煤机实际生产能力的确定
采煤机实际生产能力:
Qc—采煤采煤机的实际生产能力,t/h;
VC—采煤机的实际牵引速度,一般综采为3-4m/min
S—采煤机的截深,0.8m;
M—工作面平均采高,2.0m;
γ—煤的实体容重,1.35kg/m3;
K—工作面采出率。
0.95
Qc=60×
3.5×
0.95=430.92t/h
②输送机的生产能力
工作面输送机的能力要大于采煤机的实际生产能力,即:
输送机的生产能力:
Qs=(1.1~1.15)Qc
Qs—工作面输送机的能力,t/h。
Qs=1.15×
430.92t/h=495.56t/h<
1000t/h满足要求。
③液压支架移架速度
液压支架的移架速度要大于采煤机的实际牵引速度。
液压支架的移架时间包括泵站向支架的供液时间
(取6s)和操作调整时间
(取12s)。
液压支架移架速度:
N—每次移架数目,一般为N=1;
B—每架支架的支护宽度,或架间距m;
t—每次移架时间,或每架移架时间min;
Ve=1.75/0.3=5.8m/min>
4m/min 满足要求
④转载机和可伸缩胶带输送机的能力
其能力应大于工作面正常生产能力。
输送的能力:
Qz=(1.5~3.0)Q
Q=Qb/T
Qz—转载机和可伸缩胶带输送机的能力,t/h;
Q—工作面日正常生产能力,t/h;
Qb—工作面日产量,t/日;
T—一个循环纯割煤时间,h。
Q=1000/2=500t/h
Qb=500×
16=8000t
⑤工作面生产能力:
式中 L——工作面长度m;
M——采高2.0m
B——循环进尺0.8m;
γ——煤的容重,1.35
C——工作面回采率95%;
N——每日循环数8;
Qr=2.0×
95%
=3201.12t
Qb>
Qr,即满足设计要求。
6、处理采空区
采用全部跨落法处理采空区。
第二节
工作面合理长度的验证
1、从煤层地质条件考虑
该带区内的两层可采煤层的地质条件较好,无断层,煤层倾角为8°
,煤层厚度适中,顶底板较稳定,瓦斯涌出量较低,自然发火倾向较弱,涌水量也较小,所以布置195m的工作面比较合适。
2、从工作面生产能力考虑
工作面的设计生产能力为120万t/a。
正规循环每天进八刀,采煤机滚筒截深为800mm,所以
煤层的工作面实际年生产能力为:
0.95=105.64万t
能够满足设计生产能力的要求,一个工作面生产就能够满足设计生产能力的要求,工作面的长度确定的合理。
3、从运输设备及管理水平角度考虑
带区生产选用的设备均为国内先进的的生产设备,工作面选用的200m刮板输送机能够利用国内先进的技术,能够与时俱进的跟上技术的发展。
4、从顶板管理及通风能力考虑
该带区的顶板较稳定,工作面可以适当的加长,综采工作面的长度一般在
,所以选择的工作面的长度为195m较合适。
另外,工作面的瓦斯涌出量较低,通风问题能够解决。
5、从巷道布置角度考虑
由于带区走向长为2020m,除去煤柱宽及巷道宽度,剩余1950.05m,把每个工作面长度定为195m,1950.05÷
195=10分带,正好布置10个工作面,满足生产要求。
6、经济合理的工作面
工作面的长度与地质因素及技术因素的关系十分的密切,直接影响生产效率,所以根据条件,以高产量、高效率为原则选择合理的工作面长度。
合理的工作面以生产成本低,经济效益高为目标。
尽量加快工作面的推进速度,减少巷道的维护时间,降低回采总成本,使设备、资源得到最高利用。
附表:
1、劳动组织图表
工种
一班(人)
二班(人)
三班(人)
合计(人)
班长
采煤机司机
输送机司机
转载机司机
胶带机司机
移架工
推溜工
放煤工
超前维护工
13
电气维修工
11
运料工
安全质量员
机械修理工
25
75
2、技术经济指标表
项目
单位
数量
煤层厚度
m
2.0
煤层倾角
°
8°
平均采高
采煤机
台
液压支架
架
112
端头支架
刮板输送机
破碎机
转载机
胶带输送机
循环进尺
0.800
日产量
t
3201.12
生产方式
二班采煤
一班准备
14
出勤人数
人
15
回采工效
t/工
42.7
16
截齿消耗
个/万t
20
17
乳化液消耗
kg/万t
120
18
日循环数
个
3、机械设备表
标号
设备名称
主要参数1
主要参数2
生产厂家
采高
2.0-4.0
800mm截深
无锡
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- 采矿 设计