第四章大巷运输及设备Word格式.docx
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K—装料断面系数;
r—煤的松散容重;
v—胶带机运输速度,取2.0m/s;
C—倾角系数(≤4°
)取1。
B、按输送物料块度验算
Xmax—散装物料最大块度;
因此,选用标准系列带宽B=1.0m。
(2)预选PVG680S整芯胶带:
Sn=0.68×
103kN,q0=13.3kg/m。
(3)选用托辊直径Φ133mm;
承载分支三托辊组Gtz=18.9kg,ltz=1.2m;
回空分支平型托辊组Gtk=16.09kg,ltk=3m。
2)传动滚筒圆周力和轴功率计算
输送机布置示意图
(1)圆周力计算
负载工况运行
A、输送线路上主要阻力FH
B、各输送部件附加阻力FN
对于长距离输送机(机长>80m),附加阻力明显小于主要阻力,可引入系数C来考虑阻力。
f—满载工况运行阻力系数,取0.012;
L—提升斜长;
q—输送物料单位长度质量,
β—巷道倾角;
C—附加阻力系数,取0.04。
C、输送物料的倾斜阻力Fst
D、特种阻力Fs
Fτ—托辊前倾阻力,
F1—物料与挡板间的摩擦阻力,
Fb—犁式卸料器摩擦阻力,该皮带无犁式卸料器;
B—皮带宽度,1.0m;
ld—导料板长度,2.5m;
n—各部件所安装组数。
输送机所需轴功率
输送机电动机驱动功率计算
二、辅助运输
矿井辅助运输系统在采用SQ-80/75B型无极绳绞车及机车牵引矿车运输。
主要担负井下材料、设备及矸石的运输。
轨道巷无极绳绞车
1)设备输送能力计算
运输设备即最大件
M—最大载重量,16200+1750kg;
M0—梭车质量,3000kg;
β—最大运行线路最大坡度5°
。
2)钢丝绳选择计算
无极绳运输钢丝绳一般选用6×
7圆型钢丝绳。
钢丝绳每米重量计算(按运输最大件重量计算)
G—运输最大件重量,16200kg;
G0—平板车自重,1800kg;
σβ—钢丝绳抗拉强度;
取155kg/mm2;
m—钢丝绳安全系数,《安全规程》规定无极绳绞车运输m≈5.5-0.001L=5.5-0.001×
2104=3.39,最小不得小于3.5,取3.5;
L—运输线路长度;
Smin—钢丝绳最小张力,其值不小于300kg,计算时取300kg;
ω—矿车运行阻力系数,取0.03;
fk—钢丝绳运行阻力系数,取0.3;
β—输送线路倾角,取5°
采煤方法
一、采煤方法的选择及依据
合理的采煤方法是建设高产高效矿井的关键。
影响采煤方法的因素很多,概括起来主要有地质构造、煤层埋深、煤层赋存状况、煤层厚度及硬度、煤层结构、顶底板条件、煤质条件及矿井生产能力等。
(一)依据
(1)各可采煤层开采技术条件
根据地质报告,该矿井田范围内待采煤层从上至下分别为9、15号煤层,各可采煤层的赋存特征如下:
①9煤层:
位于太原组中部K4灰岩之上,上距3号煤层底板约52.83m,下距15号煤层顶板约37.65m,煤层厚度1.10-1.72m,平均厚1.51m,厚度变异系数11.92%,可采系数100%,煤层结构简单,不含夹矸,顶板一般为砂质泥岩或泥岩,厚1.22-6.70m,底板为泥岩或砂质泥岩,厚约0.50-3.18m。
井田东北部已剥蚀,其余地段稳定可采。
②15煤层:
位于石炭系太原组下部,上距3号煤层底约93.43m,下距太原组底0-6.05m,平均4.02m,K1砂岩本井田未沉积。
15号煤层厚3.20-5.35m,平均厚3.99m,厚度变异系数为23.87%,可采系数100%。
煤层结构较简单,夹0-2层夹矸,矸石一般分布于上部和下部,单层夹矸厚度上部为0.25-1.00m,下部为0.20-0.30m。
煤层顶板为深灰色泥岩、砂质泥岩,局部直接与K2石灰岩接触,上距K2灰岩0-2.00m,底板为灰黑色泥岩或砂质泥岩,厚0.63-6.05m,为井田内稳定可采煤层。
(2)其它开采技术条件
井田构造总体为一走向近南北,倾向西的单斜,在此基础上井田西部发育轴向近南北的短轴向斜。
井田南部有一条正断层,风井附近发育一陷落柱。
9号煤层吸氧量为1.16-1.30cm3/g,自燃倾向等级为Ⅰ-Ⅲ类,属容易自燃-不易自燃煤层。
水文地质条件属中等类型;
无地温异常。
9号煤层赋存稳定,倾角平缓,一般3~6o,构造简单,顶底板条件较好。
(二)采煤方法的选择
针对煤层开采技术条件,根据国内外矿井发展趋势,国家的产业政策,9号煤层为薄及中厚煤层,设计9号煤层选用长壁综合机械化一次采全高采煤方法;
15号煤层为中厚及厚煤层,15号煤层煤厚大于4.0m时采用长壁综采放顶煤采煤方法,煤厚小于4.0m时,采用长壁综采一次采全高采煤方法。
顶板管理采用全部垮落法。
本次设计为先开采9号煤。
1)采煤方法的选择
针对煤层开采技术条件,根据国内外矿井发展趋势,国家的产业政策,设计选用长壁后退式一次采全高机械化采煤方法。
从设备配备及机械化程度考虑,能够满足的采煤方法有以下两种:
①综采②悬移支架高档机采。
①综采采煤法:
综采液压支架是综采机械化采煤的关键设备,目前已成为我国主要的采煤设备。
在许多大中型煤矿中已推广使用,并取得了明显的技术经济效益和社会效益。
综采采煤法工艺为:
工作面采用采煤机落煤,刮板输送机运煤,液压支架支护,全部垮落法管理顶板。
优点:
A.单产高,布置一个回采工作面即可满足设计的0.9Mt/a的生产能力要求,工作面巷道布置相对简单,生产集中,煤炭资源损失较少,回采率较高,安全及采动条件好。
B.结构简单,外形紧凑、操作方便。
C.选用高强度板焊接和窄架型设计,支护强度高,稳定性好、安全可靠,适合中等稳定以下顶板。
D.支架顶梁采用即时支护,顶梁又设有伸缩梁,能对机道进行及时支护,减少了机道空顶时间,保证了机道顶板的完整。
缺点:
较悬移支架高档机采初期投资高,成本高,辅助运输较困难。
②整体顶梁悬移支架普采采煤法:
高档普采采煤法工艺为:
工作面采用采煤机落煤,刮板输送机运输,悬移液压支架支护,全部垮落法管理顶板。
A.吨煤成本低、投资低。
B.因悬移支架工作原理与综采支架同出一门,其操作简单,自动化程度高,移架快且稳定性较好,减轻了工人劳动强度。
C.悬移支架主要适合中、小矿井,支架采用销轴联接,拆、卸、安装方便,便于运输、搬家,支架稳定性好,支护强度高,结构简单,可解体安装拆卸,操作维护方便,易过断层,整体性较好。
D.该支架重量轻,架间采用联架机构、两梁四支柱支撑结构,简化了原两梁六柱的结构,既改善了受力条件,又具有了足够的通风断面和操作空间。
分体顶梁工作面支架联片成网,安全可靠,价格便宜。
E.支架整体性能好,架与架之间由拉架及推架机构相联,使支架成为一个完整统一的网络系统,解决了倒架,下滑,摆头等现象因而具有更高的安全性。
F.该支架通风断面大,利于操作及行人。
G.系统均由液压控制,可做到升,降架,支架迈步前进(后退)架间距调整灵活运行,大大降低劳动强度。
和综采相比支架支护效率低,顶煤易窜入工作空间,安全性差;
工人劳动强度较大,稳定性较综采差,操作难度较综采大。
综上所述,从开采条件、支护安全、稳定性、操作难度等分析,对于本矿来说设计推荐选用综合机械化采煤法。
(一)工作面设备选型
本矿井布置一个综采工作面,工作面的年生产能力为0.9Mt/a。
据资料统计,国外安全高效工作面开机率一般在70%以上,最高达95%;
国内高效工作面的开机率平均先进水平在40-55%以上。
设计按照比国内平均先进水平有所提高,回采工作面机采采煤2727t/d,可达到设计能力0.9Mt/a需求。
在选择配套刮板机、转载机、顺槽可伸缩胶带输送机等运输设备时,考虑了生产矿井实际使用情况和计算的生产能力两方面因素,并遵循《综采综掘高档普采设备选型配套图集》中的“运煤系统的能力外部要大于采面20%为宜”的原则。
1、采煤机截深
截深的选取与煤层厚度、煤层软硬、顶板岩性以及支架移架步距有关,设计选用采煤机截深为600mm。
2、采煤机
(1)选型原则
①适合特定的煤层地质条件,并且采煤机采高、截深、牵引速度等参数选取合理,有较大的实用范围;
②满足工作面开采生产能力要求,采煤机实际生产能力要大于工作面设计生产能力10%~20%;
(2)影响采煤机选型的主要因素
煤层的力学特性、厚度和倾角,工作面生产能力。
(3)采煤机性能参数的确定
1)采高:
采煤机的机采高度Ht应与煤层机采高度的变化范围相适应,该煤层机采厚度变化按1.1m—1.72m考虑,由于浮煤和顶板下沉的影响,工作面的实际高度会在开采过程中可能变小,为保证采煤机能够正常工作,采高Ht与煤层厚度M应保持下列关系:
Mmin=1.1Htmin=1.1×
1.1=1.21m
Mmax=0.95Htmax=0.95×
1.72=1.63m
Htmin、Htmax——采煤机最小、最大采高,m。
2)截深:
截深的选取与煤层厚度,煤层软硬,顶板岩性以及支架移架步距有关,选取600mm。
3)工作面日循环数
工作面日循环数可用下式计算:
N=Qr/(KlLHBγC)
Qr—工作面日产量,9号煤层采掘工作面年产量为0.90Mt/a,按330d计算,日产量为2727t;
Kl—工作面正规循环率,K=0.85;
L—工作面长度,L=180m;
H—工作面采高,H=1.51m;
B—循环进尺,B=0.60m;
γ—煤的容重,γ=1.48t/m3;
C—工作面回采率,C=95%。
N=2727/(0.85×
180×
1.51×
0.60×
1.48×
0.95)=13.99,取15个。
4)牵引速度:
这主要根据工作面设计生产能力来选择。
Vg——采煤机所需平均牵引速度,m/min;
L——为工作面设计长度,180m;
L1——工作面生产时采用斜切进刀开机窝方式,开机窝长度取30m;
T——工作面开机时间,12h;
n——昼夜循环数,取13;
T1——开机窝时间,取45min。
工作面采煤机牵引速度V=4.75m/min≥1.4Vg=1.4×
3.33=4.66m/min。
5)装机功率:
W——需要的采煤机功率,kW;
v——采煤机所需平均牵引速度,m/min;
B——工作面截深,取0.6m;
H——采高,取1.51m;
k——破岩能力系数,取1.4;
Hw——能耗系数,取0.8。
3、工作面刮板输送机
工作面刮板输送机选型需满足三个方面要求:
一是运输能力与采煤机生产能力相适应,采煤机生产能力为:
Q——采煤机小时割煤量,t/h;
V——采煤机牵引速度,取4.75m/s;
M——割煤厚度,厚度取1.72m;
B——截深,取0.60m;
γ——煤的视密度,1.48t/m3;
η——有效截割系数,取0.9。
5、喷雾泵站
喷雾泵站为向采煤机提供内外喷雾灭尘和冷却用水的动力设备,选择型号为:
WPZ-320/6.3,公称压力6.3MPa公称流量为320L/min,N=45kW,U=1140V。
6、顺槽胶带输送机
顺槽为可伸缩带式输送机运输,水平运输距离1136m,提升斜长1137m,巷道坡度-2°
,提升高度为40m。
工作制度330d/a,16h/d,设备最大生产能力630t/h。
顺槽胶带输送机要与工作面推进长度相适应,小时运量应与工作面生产能力相匹配,取输送机带速V=2.0m/s。
主要参数确定
根据以上计算,选用1台DSJ100/63/132型固定式带式输送机于带式输送机巷,电动机为YB2-315M1-4型,功率为132kW。
配YOXSJVⅡZ500型液力耦合器(水介质)、DCY400-40型减速器、YWZ5-400型制动器等组成。
根据计算选用可伸缩胶带输送机主要技术参数见表5-1-5。
表5-1-5可伸缩胶带输送机技术特征表
型号
输送能力
(t/h)
输送长度(m)
带速
(m/s)
带宽
(mm)
电机功率(kW)
电压等级(V)
DSJ100/63/132
630
1137
2.0
1000
132
660
(三)其他设备
除上述主要设备外,各水平均配备有40WQ15-15-1.5型小水泵,ZDY-800(原MYZ-200)型探水钻机,JH2-14型回柱绞车等设备。
三、回采工作面顶板管理方式及支护设备选型
(一)回采工作面顶板管理方式及支护设备选型
1、支架选型
支架支护强度的计算:
(1)按估算法确定支架支护强度:
支架的支护强度按下式计算:
P——支架支护强度,kN/m2;
N——支架载荷相当采高岩重的倍数,取6~8;
h——煤层采高,取1.72m;
γ—顶板岩层容重,取2.5t/m3。
支架工作阻力实际上反映了支架在工作过程中所需承受的顶板载荷。
而顶板载荷与煤层厚度近似成直线关系增长,以此来确定支架的工作阻力为:
S为支架的支护面积,取5.06m2。
即根据估算法计算支架的支护强度为337.12kN/m2。
根据支架选型计算结果,选用ZY4000/09/21型液压支架,其主要技术参数见表5-1-6。
表5-1-6ZY4000/09/21型液压支架特征表
名 称
单位
基本支架参数
备 注
支架高度
mm
900~2100
支架中心距
1500
移架步距
600
工作阻力
kN
4000
初撑力
3092
支护强度
kN/m2
640~710
该矿所选支架支护强度为640kN/m2,远大于支架的实际支护强度,故所选支架支护强度满足安全支护要求。
2、支护形式
工作面液压支架宽度为1420~1500mm,支架中心距为1500mm,移架步距600m,端面距取300m,工作面最小控顶距3.69m,最大控顶距4.29m。
3、乳化液泵站
①乳化液泵的压力
Pb—乳化液泵的压力,MPa;
PZ—立柱的初撑力,kN;
D1—立柱缸内径,该支架为0.23m。
②乳化液泵的流量:
Fhu—立柱活柱腔的环形面积:
Fyi—移架千斤顶移架时的作用面积:
Fhuo—立柱活塞腔面积:
;
D1—立柱缸内径,该支架为0.23m;
D2—立柱活柱外径,该支架为0.18m;
D3—千斤顶缸的内径,该支架为0.14m;
D4—活塞杆的外径,该支架为0.085m;
Lji—降架距离,本矿为0.05m
Lyi—移架距离,本矿为0.6m
Lsh—升架距离,本矿为0.61m;
v—采煤机工作牵引速度,4.75m/min;
S—支架中心距,1.5m。
根据所需泵站工作压力,选用的乳化液泵型号为BRW-400/31.5型,三泵两箱。
技术规格为:
压力31.5MPa;
流量400L/min;
功率250kW;
电压1140/660V。
4、工作面、端头、超前及顺槽支护
(1)工作面顶板支护
工作面顶板支护采用ZY4000/09/21轻型液压支架。
支架中心距1500mm。
采用全部垮落法管理顶板。
工作面最小控顶距3.69m,最大控顶距4.29m。
图5-1-1最大最小控顶距
(2)工作面排头支护
工作面上下排头采用ZY4400/09/21型掩护式液压支架,上排头二架,下排头二架。
ZY3400/09/21型液压支架支护,其技术要求如下:
支架高度900~2100mm
工作阻力4400kN
支架中心距1500mm
支护强度0.55~0.64MPa
(3)顺槽超前支护
工作面顺槽巷20m范围内的超前支护采用单体液压支柱加π型梁。
运输顺槽、回风顺槽高度分别为2.3m、2.2m,故顶板下沉量为:
SL=ηLmaxMmax=0.04×
4.29×
2.3=0.38m=380mm
η——顶板下沉指数,取0.04;
Lmax——最大控顶距,为4.29m;
Mmax——为最大高度,取2.3m。
支柱最大高度应为
Hmax=Mmax-b=2200-96=2104mm
支柱最小高度应为
Hmin=Mmin-SL-b-a=2200-380-96-50=1674mm
b—顶梁高度,
a—支柱卸载高度,一般取50mm。
故顺槽选用DW25-250/100型单体液压支柱及π型钢梁戴帽点柱支护顶板。
运输顺槽、回风顺槽超前支护顶梁均选用0.6mπ型钢梁。
表5-1-7DW25-250/100型单体液压支柱技术参数
最大高度
最小高度
工作行程
额定工作阻力
额定工作压力
油缸直径
2500mm
1430mm
1070mm
250kN
34.6MPa
108.5kN
100mm
(4)顺槽支护
1)工作面运输顺槽沿煤层顶板卧底掘进,用于煤炭运输、进风及布置设备列车。
断面形状为矩形,采用树脂锚杆支护,运输顺槽净宽4.4m,净高2.3m,净断面积9.68m2;
铁托板,锚杆直径φ=18mm,顶锚杆长度L=2.0m。
巷邦锚杆长度 L=1.85m,排距800m,间距800m,同时,顶板增设两排锚索,长度L=6.3m,间距1500m,排距3000m。
靠近巷邦的顶板锚杆安设角度与铅垂线成20度角。
2)工作面回风顺槽沿煤层底板挑顶掘进,敷设轨道,用于进料回风。
断面形状为矩形,采用树脂锚杆支护,净宽3.5m,净高2.2m,净断面积7.7m2。
铁托板,锚杆直径φ=18mm。
顶锚杆长度L=2.0m,巷邦锚杆长度 L=1.85m,排距800m,间距800m,同时,顶板增设一排锚索,长度L=6.3m,排距3000m。
四、工作面回采方向与超前关系
首采工作面采用走向长壁后退式采煤,工作面上部不存在压茬关系。
五、回采工艺
1、采煤机割煤方式
采煤机割煤方式采用双向割煤;
即煤机从上部进刀处上行割三角煤,再反刀由上向下割煤;
割煤至下出口后斜切进刀,煤机从进刀处下行割三角煤,再反刀由下向上割煤;
割煤至上出口后斜切进刀,再进行下一循环的割煤。
2、进刀方式
采煤机采取端部自开缺口、斜切进刀的方式;
斜切进刀段长度不少于20m,进刀深度0.6m。
①当采煤机割至工作面端头时,其后的输送机槽已移近煤壁,采煤机机身处尚留有一段下部煤,如图(a)所示;
②调换滚筒位置,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;
③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;
④将三角煤割掉,煤壁割直后,调换上下滚筒,返程正常割煤,如图(d)所示。
3、割煤顺序
采煤机运行方向的前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤、扫浮煤。
(1)综采回采过程为:
割煤→移架→推溜。
完成一个循环。
1)割煤、装煤方式
双滚筒采煤机割煤,采煤机滚筒和刮板输送机铲煤板配合装煤。
割三角煤斜切进刀工艺过程图
(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—机采面双滚筒采煤机;
2—刮板输送机
2)移架
采煤机前滚筒割过顶煤后,移动前探梁掩护采煤机上滚筒割后所暴露顶板。
同时,距后滚筒3-5m,操纵液压支架控制阀,一边收回前探梁,一边前移支架。
移架工作追机作业。
3)推移输送机
滞后移架10~15m推移输送机,输送机弯曲段长度不得小于15m,推移步距0.6m。
六、采煤工作面主要参数确定
(一)采煤工作面主要参数确定
1、采高
设计投产的9号煤层,煤层厚度1.10-1.72m,平均厚1.51m,采用长壁式液压支架综采采煤方法,顶板管理方式为全部跨落法。
设计机采高度为1.51m。
2、回采工作面长度
工作面长度与地质因素和机械设备能力、顶板管理等技术因素关系密切,直接影响生产效益,加大工作面长度,不仅可以减少工作面的准备工程量,提高回采率,而且还相对减少了端头进刀等辅助作业时间,保证工作面高产高效。
而增加工作面推进方向长度,可以减少搬家倒面次数,为工作面连续稳产、高产创造条件。
根据本矿实际情况,结合当地生产实践经验,以及本矿井生产能力及上下煤层开采,设计确9号层工作面长度为1
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