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(1)采区生产能力与煤层赋存条件及地质条件相适应。
(2)采区生产能力与采区的合理的同采数目相适应。
(3)采取生产能力与采区储量相适应,以保证采区平衡生产的稳产期。
综上所述,采区生产能力定为90万吨/年。
①采区工业储量
Zg=H×
L×
m×
γ(式2-1)
式中:
Zg----采区工业储量,万t;
H----采区倾斜长度,980m;
L----采区走向长度,2500m;
m----煤层的厚度,3.5m;
γ----煤的容重,γ=1.30t/m³
;
Zg=980×
2500×
3.5×
1.3=1114.75万t。
②采区设计可采储量:
矿井可采储量(Z)是矿井设计的可以采出的储量,故Z=(Zg-P)×
C(式2-2)
Z----设计可采储量,万t;
Zg----工业储量,万t;
P----永久煤柱损失量,万t;
C----采区采出率,厚煤层不低于0.75,中厚煤层不低于0.8,薄煤层不低于0.8。
此处取0.8。
P=(2500×
10×
2+980×
2)×
1.3+80×
960×
1.3
=66.7万吨。
Z=(Zg-P)×
C=(1114.75-66.7)×
0.8=838.4万吨。
2.1.2服务年限计算与采区采出率的验算
①当矿井生产能力A一定时,可以计算出设计服务年限T。
T=Z/(A×
K)(式2-3)
式中K———矿井储量备用系数,矿井设计一般取1.3。
K)=838.4/(90×
1.3)=7.2年
②验算采区采出率。
采区采出率=采区实际采出量/采区工业储量×
100%
采区采出率=(1114.75-66.7)/1114.75=94%>
80%
符合规定。
2.2采区的再划分
2.2.1确定采煤工作面长度
合理的工作面长度能为工作面高产高效创造条件,在一定围增加工作面长度能获得较高产量并提高效率,降低成本,同时加大工作面长度,可以相对减少区段数目,减少巷道掘进量。
根据本采区煤层的基本条件,该煤层倾向长度有980米,且采煤工艺选取的是综采工艺,单一走向长壁采煤法,一次采全高。
由《采煤学》知:
综采工作面长度为150~240m,巷道宽度为4~5m,本设计选取5m,且生产能力为90万吨,最终选取4个区段,区段煤柱选10m,故工作面长度为:
L1={L-2×
q-【(2×
L2+p)×
n-p】}/n
式中:
L1——工作面长度,m;
L2——区段平巷宽度,m;
L——采区倾向长度,m;
q——采区上下边界预留煤柱宽度,m;
P——护巷煤柱宽度,m;
n——区段数目,个;
L1={980-2×
10-【(2×
5+10)×
4-10】}/4=222.5
取5的整数倍,所以取220米。
2.2.2确定采区的区段数目
4个。
2.2.3确定工作面生产能力
采区生产能力的基础是采煤工作面生产能力,而采煤工作面的产量取决于煤层厚度、工作面长度及推进度。
工作面日生产能力:
Qr=A/T
式中Qr——工作面日生产能力,t/d;
A——采区生产能力,t/a;
T——年工作日,330d。
所以Qr=A/T=900000/330=2727.27t/d。
2.2.4确定采区同采工作面数目及工作面接替顺序
本设计生产能力90万t/a,且工作面生产能力2727.27t/d。
采用单面达产,以实现高产高效集中化生产,满足矿井的生产需求。
采区工作面布置(双翼布置)如表2-1:
1101
停
采
线
80m
1102
1103
1104
1105
1106
1107
1108
表2-1煤层的区段划分
工作面接替顺序:
1101---1102---1103---1104---1105---1106---1107---1108
2.3确定采区准备巷道布置和生产系统
2.3.1完善采区开拓巷道布置
运输大巷布置在K3煤层底板下25m处的稳定岩层中,回风大巷布置在煤层底板下25米的岩层中,通过回风门与工作面相连。
2.3.2采区巷道布置系统案的分析比较;
就上山数目、位置提出布置案,并进行技术分析与经济比较。
因为该煤层为高瓦斯,所以布置三条上山用来满足运输、行人和通风的要求。
下面列出两条可行性案进行比较:
案一:
三条岩上山,将三条上山都布置在层底板岩中,上山位于采区走向中央,通过门与煤层相连,其中轨道上山布置在距离底板10m处,运输上山布置在下煤层15m处。
案二:
一条煤层上山、两条岩上山,将回风上山布置在煤层的煤层底板中,其中轨道上山布置距离底板10m处,运输上山布置在下煤层15m处。
⑴两种案经济性比较
表2-2巷道掘进费单位:
万元
案
工程名称
案一
案二
单价
工程量
费用
(万元)
岩上山(m)
1578
3=2880
454.46
2=1920
302.98
煤层上山(m)
1284
960
123.26
岩平巷(元/m)
1152
2×
10/sin20°
×
4=233.9
26.95
合计
481.41
426.24
表2-3维护费用表单位:
40×
6.7
2880
77.18
1920
51.46
90×
0.00
57.89
80×
233.9
12.54
89.72
109.35
表2-4辅助费用表单位:
岩上山
1164
335.23
223.49
煤层上山
111.74
岩平巷
1065
24.56
359.79
合计费用:
481.41+89.72+359.79=930.92万元
426.24+109.35+335.23=870.82万元
⑵两种案技术性比较
表2-5技术案比较
优点:
三条上山均布置在岩中,巷道稳定,受采掘干扰较小,且维护容易
节省了一条岩上山,减少了掘进费用
缺点
岩工程量大,掘进费用高,工期长
回风上山不易维护,维护费用高,需要保护煤柱。
从以上对比中可以看出,两岩一煤上山所需费用较少,在经济上更为合理,沿煤层掘进具有超前探煤的作用,再加上现在我国煤巷支护技术有了很大的提高,完全可以满足煤层上山的需要,综合考虑以上因素,确定的在岩层里布置两条上山。
即:
选两条岩上山、一条煤层上山式布置生产系统。
2.3.3确定回采巷道布置式
回采巷道布置式.:
沿空掘巷式。
分析:
已知采区各煤层埋藏平稳,地质构造简单,无断层,煤层具备突出危险性,瓦斯含量为12m³
可采用沿空掘巷开采。
说明:
在采区巷道布置平面图,工作面布置和推进的位置应以达到采区设计产量及安全为准。
工作面推进到距回风大巷20米处的位置时停止,即为避开采掘超前影响所留设的20m护巷。
2.3.4上下区段工作面交替生产的通风系统,如图2-1。
图2-1区段接替期间同时生产时通风系统
2.3.5采区上、下部车场的选型
①采用上部平车场,车辆运行顺当,调车便。
②采区下部车场选用大巷装车顶板绕道式车场,调车便,线路布置紧凑,工程量小。
2.4采区中部甩车场线路设计
一、轨距
大巷(双轨),采区轨道上山(单轨),区段门(单轨)均选用600mm轨距。
二、轨道上山作辅助提升,一次提升一吨矿车3个,设备型号
轨型:
15kg/m
三、中部车场设计
第二节斜面线路联接系统各参数计算
①道岔选择及角度换算。
由于是辅助提升,两组道均选用DK615-4-12(右)道岔。
岔道参数:
α1=α2=14°
15′,a1=a2=3340mm,b1=b2=3500mm(以下非经注明,长度单位均为mm)
斜面线路一次回转角α1=14°
15′;
斜面线路二次回转角δ=α1+α2=28°
30′。
一次回转角α1的水平投影角α1’为:
α1’=arctan(tanα1/cosβ)=arctan(tan14°
15’/cos20°
)=14°
33’18”(20°
为轨道上山倾角)。
二次回转角δ的水平投影角δ’为:
δ’=arctan(tan(α1+α2)/cosβ)=arctan(tan28°
30’/cos20°
)=29°
02’03”(20°
一次伪斜角β’为:
β’=arcsin(cosα1sinβ)=arcsin(cos14°
15’×
sin20°
)=11°
37’32”
二次伪斜角β”为:
β”=arcsin((α1+α2)sinβ)=arcsin(cos28°
30’×
)=10°
31’41”
②计算斜面平行线路联接点各参数。
图2-2斜面平行线路联接
设计采用中间人行道,线路中心距S定为1800。
为简化,斜面联接点线路
中心距取与S同值。
斜面联接点曲线半径取9000,则
B=S•cotα2=1800×
cot14°
15’=7088mm
T1=Rtan0.5α2=9000×
tan(0.5×
14°
15’)=1125mm
L=B+T1=7088+1125=8213mm
m=S/sinα2=1800/sin14°
15’=7313mm
(2)确定竖曲线的相对位置
①竖曲线各参数计算。
取高道平均坡度iG=11‰,γG=arctaniG=37’49”;
取低道平均坡度iD=9‰,γD=arctaniD=30’56”;
取低道竖曲线半径iD=9000;
暂定高道竖曲线半径iG=20000。
高道竖曲线各参数计算:
βG=β”-γG=10º
31’41”-37’49”=9º
53’52”
hG=RG(cosγG-cosβ”)=20000(cos37’49”-cos10º
31’41”)=336
lG=RG(sinβ”-sinγG)=20000(sin10º
31’41”-sin37’49”)=3434
TG=RGtan0.5βG=20000×
tan(0.5×
9º
53’52”)=1732
KPG=RGβGº
/57.3=20000×
9.9/57.3=3455
同理可求得低道各参数:
βD=11º
02’37”、hD=151、lD=1723、TD=867、KPD=1734mm
②最大高低差ΔH的计算。
辅助提升时,存车线长度按2钩车长度考虑,每钩车提一吨矿车3辆,故高、低道存车线不于2×
2×
3=12m。
现暂取12m,起坡点间距暂设为零,则:
ΔH=12000×
11‰+12000×
9‰=132+108=240mm。
暂定存车线长度及起点间距是为了计算高低差ΔH,该二暂定值将以计算为准。
③竖曲线相对位置的确定。
负号表明低道起坡点超前于高道起坡点。
其间距基本满足要求,说明前面所取RG为20m合适。
(3)高、低道存车线各参数计算
①闭合点O的位置计算,如下图所示。
设低道的高差为x,则
tanγD=(x-Δx)/LhG=0.009
tanγG=(H-Δx)/LhG=0.011
式中Δx=L2iD=388×
9‰=3.5,解上二式得
(x-3.5)/0.009=(249-x)/0.011
x=110
LhG=(110-3.5)/0.009=11833mm
②计算存车线长度。
高道存车线长度为11833。
低道存车线长度11833+388=12211(自动滚行段)。
由于低道处于外曲线,故低道存车线总长度为12221+ΔkP=14136。
③平曲线各参数计算。
平曲线半径R=9000
平曲线外半径R外=9000+1800=10800
平风线转角θ=90º
-29º
02’03”=60º
57’57”
Kp=R(90º
-δ’)/57.3=9000×
60.97º
/57.3=9576
Kp外=R外(90º
-δ’)/57.3=10800×
/57.3=11491
ΔKp=Kp外-Kp=11491-9576=1915
T=Rtan((90º
-δ’)/2)=9000×
tan(60º
57’57”/2)=5298
T外=R外tan((90º
-δ’)/2)=10800×
57’57”/2)=6357
④计算存车线直线段长度d。
d=LhD-C1-Kp外
LhD为低道存车线总长,等于14316
C1平、竖曲线间插入段,取2000
d=14316-2000-11491=645
即在平曲线终止后接645mm的直线段,然后接存车线第三道岔的平行线路联接点。
⑤计算存车线单开道岔平行线路联结点长度Lk存车线道岔选用ZDK615-4-12,参数同前。
则:
Lk=a+B+T1=3340+7088+1125=11533
(4)甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度计算。
纵断面线路的各点标高计算。
设第二道岔岔心O”的标高h
=±
2点标高h
=-(L-L1)sinβ”=-(8213-1346)sin10°
31’41”=-1255
3点标高h
=-h――h
=-1255-336=-1591
4点标高h
=-h
-130=-1721(LhG•iG)=11833×
0.011=330)
5点标高h
=h
=-1721
6点标高h
-110=-1831(LhD•iD)=12221×
0.009=110)
7点标高h
+hD=-1831+151=-1680
验算标高是否闭合。
1点与7点高差h
-
为:
h
=-(msinβ’+T1sinβ”)=-(7313×
sin11°
37’32”+1125×
sin10°
31’41”)=-1680
计算结果与7点标高相同,故标高闭合,计算无误差。
设
及
’相对标高为±
0.000m
点标高为:
h2=-AOsinγDcosγD=-34800×
sin34’23”×
cos34’23”=-0.346m
h3=h2-TDsinγD+TDsinθ=-0.346-2.×
sin34’23”+2.×
sin25°
=0.497
、
'
’标高为:
h4=h4'
’=h3+lCDsinθ=0.497+2.186sin×
=1.687m
h2'
’=h4'
’(TGsinθ+TGsinγD)=1.687-(3.262×
+3.262×
27'
’0"
”
=0.28m
以高道计算
’:
’=BOsinγGcosγG=35×
sin27'
”×
cos27'
”=0.28m
高低道闭合无误。
第3章采煤工艺设计
3.1采煤工艺式的确定
1、采煤工艺
本设计采区的煤层埋藏平稳,地质构造简单,无断层,属简单结构煤层,煤厚3.5米,采用综采,一次采全高。
可以实现高采、高效、安全、低耗、且劳动条件好,劳动强度较小。
主要工序:
割煤—→移架—→推移输送机
2、设备选型
选用国产设备见表3-1
序号
名称
型号
数量
1
采煤机
MG300/690-W
2
刮板输送机
SGZ764/400
3
液压支架
ZZS6000-17/37
147
4
端头支架
PDZ(掩护式)
6
5
刮板机
SZZ-764/132,
胶带输送机
SSS1000/2×
160
表3-1设备型号资料表
3、采煤与装煤
①落煤式:
机械落煤
②确定截深:
e=Qr/(L1×
d×
r×
C)
e--------采煤工作面日进尺,米;
Qr-------工作面日生产能力;
L1-------工作面长度;
d-------煤层厚度;
C-------工作面采出率,%;
取0.95。
=2727.27/(220×
1.3×
0.95)=2.87米
所以选择滚筒截深800mm,日进四刀,采用“三八制”,两采一准备的工作制度。
则工作面日进尺0.8×
4=3.2米。
③进刀式:
采区割三角煤端部斜切进刀式,往返一次进两刀。
根据煤层的实际情况,选用采煤机型号为MG300∕690-W,其各项参数如表3-2。
MG300∕690-W
采高
1.8m~4.2m
适应硬度
0~3
煤层倾角
≤40°
截深
800mm
滚筒直径
1.8m
卧底量
314mm
牵引式
液压无链
牵引力
45KN
牵引速度
0~6.6m∕min
电压
1140V
电机功率
345KW
总质量
41吨
设计单位
鸡西煤矿机械集团
表3-2采煤机主要参数
割三角煤法进刀过程如图3-1:
图3-1割三角煤进刀式
①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3-1(a)。
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反向割入煤壁,直至输送机直线段为止。
然后将输送机送机移直,如图3-1(b)。
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3-1(c)。
④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3-1(d)。
4、运煤
使用刮板输送机、机、破碎机、胶带输送机运煤。
工作面可弯曲刮板输送机型号:
SGD—630/,其各项参数如表3-3
SGD—630∕
适用条件
缓斜2.8~4.5综采面
出厂长度
200米
运输能力
400吨/h
刮板链形式
双边链
电动机型号
DSB—90
90kw
电机电压
117.31吨
制造厂
厂、西北一厂、厂
表3-3刮板输送机主要参数
5、工作面顶板支护
液压支架型号:
ZZ400/18/38;
端头支架型号:
T1C5480-22/42
移架式:
顺序移架;
支护式:
为防止片帮和冒顶,因此选用及时支护。
工作面支架需用量:
220/1.5=147,其主要参数如表3-4
支架型号
ZZS6000-17∕37
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