采矿设计毕业设计.docx
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采矿设计毕业设计
《煤矿开采学》
设
计
说
明
书
班级:
(矿)采矿工程(02级)
姓名:
杨天亮
编制日期:
2005.5
摘要
关键词:
采区开采设计、采区联合布置、放顶煤
针对某煤矿第一开采水平上山阶段某采区,其走向长3000米,倾斜长1100米,采区内各煤层埋藏平稳,平均倾角为12°,地质构造简单,无断层,K1煤层较松软,K2和K3煤层属中硬煤层,各煤层瓦斯涌出量较低,无自然发火倾向,涌水量较少等条件,编制了该采区设计。
该采区采用采区联合布置,通过设计方案的分析、比较,确定选用两条煤层上山,将运输上山和轨道上山均布置在K3,走向长壁采煤法,采区布置双翼工作面,每翼采煤工作面长度为1500m,区段倾斜长度为148m,共划分为7个区段,为提高煤的采出率,采用沿空掘巷的方法施工。
为了提高机械化程度,减少工人的劳动强度,提高劳动效率,K1煤层用综采放顶煤技术开采,K2和K3煤层采用综合机械化开采,采用“三八工作制”,“两班半生产,半班检修”的工作制度。
并通过选型计算,选用MXA-300/3.5D型采煤机、SGZ-264/500型刮板输送机和ZZ4800-/17/33型低位放顶煤支架。
目录
绪论…………………………………………………………………………4
第一章采区巷道的布置………………………………………………4
第一节确定采区生产能力及服务年限…………………………………4
第二节确定采区内准备巷道布置及生产系统…………………………6
第二章工作面巷道布置及生产系统……………………………11
第一节采区巷道布置及生产系统………………………………………11
第二节工作面合理长度的确定…………………………………………18
第三节工作面循环作业图表……………………………………………19
第四章结论……………………………………………………………19
参考文献…………………………………………………………………20
绪论
某矿第一开采水平上山阶段某采区自上而下开采,K1、K2和K3煤层,煤层厚度、层间距及顶底板岩性见综合柱状图。
该采区走向长度3000m,倾斜长度1100m,采区内各煤层埋藏平稳,平均倾角为12°,地质构造简单,无断层,K1煤层较松软,K2和K3煤层属中硬煤层,各煤层瓦斯涌出量较低,无自然发火倾向,涌水量也较少。
该矿地面标高为+30m。
第一开采水平为该采区服务的一条运输大巷布置在煤层K3底板下方25m处的稳定岩层中,为满足该采区生产系统所需的其余开拓巷道可根据采煤方法不同由同学自行决定。
图1综合柱状图
柱状
厚度(m)
岩性描述
8.60
灰色泥质页岩,砂页岩互层
8.40
泥质细砂岩,炭质页岩互层,稳定
0.20
炭质页岩,松软
6.9
K1煤层,γ=1.30t/m3
4.20
灰色砂质泥岩,细砂岩互层,坚硬
7.80
灰色砂质泥岩
3.0
K2煤层,γ=1.30t/m3
4.60
薄层泥质细砂岩,稳定
3.20
灰色细砂岩,中硬、稳定
2.2
K2煤层,煤质中硬,γ=1.30t/m3
3.2
灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60~80Mpa
24.68
灰色中、细砂岩互层
一、设计内容:
1、采区或带区巷道布置设计。
2、回采工艺设计及编制循环图表。
二、设计目的
1、初步运用所学过的有关煤矿开采的知识,加深对课程的理解。
2、对“编写设计说明书”及绘制设计图纸进行初步锻炼。
第一章采区巷道的布置
第一节确定采区生产能力及服务年限(计算储量,确定采区生产能力及服务年限)
一、确定采煤工作面长度及采区的区段数目
由煤层的附存条件可知,该采区走向长度3000m,倾斜长度1100m。
采区内各煤层埋藏平稳,平均倾角为12°,地质构造简单,无断层,各煤层瓦斯涌出量较低,无自然发火倾向,涌水量也较少。
故把该采区用走向长壁采煤法布置,即工作面沿倾斜布置,沿走向推进。
又因该采区的倾斜长度为1100m,再根据我国的各种设备所能达到的要求,把采区设为7个区段,为了提高煤的采出率,使用沿空掘巷的方法施工。
沿空掘巷,即沿着已采工作面的采空区边缘掘进区段巷道,这种方法利用采空区边缘压力小的特点,沿着上覆岩层已垮落稳定的采区边缘进行掘进,有利于区段平巷在掘进和生产期间的维护。
它多用于开采缓斜、倾斜,厚度较大的中厚煤层或厚煤层。
沿空掘巷虽然没有减少区段平巷的数目,但是不留或少留煤柱,可减少煤炭损失、减少区段平巷之间的联络巷道,特别是可减少巷道维修工程量甚至基本上不用维修,对巷道支护要求也不太严格。
沿空巷道必须在采空区顶板岩石活动稳定后开始掘进,否则受移动支撑压力的剧烈影响,巷道掘进时就需要维修,甚至难以维护。
因此,掌握好掘进滞后于回采的间隔时间是十分重要的。
一般情况下,这一间隔时间应不小于2~3个月,通常为4~6个月,个别情况下要求8~10个月。
坚硬顶板比软顶板需要的间隔时间长一些。
沿采空区掘进巷道要比沿煤层掘进巷道施工困难,主要是需要采取一些措施防止采空区矸石窜入巷道和防止冒顶事故。
通常需要考虑采取以下措施:
(1)尽量减少掘进时的空顶面积,放炮前支架跟到掘进工作面顶头,放炮后及时打上临时支柱;
(2)适当缩小每次放炮的进度,并减少炮眼个数和装药量;
(3)巷道支架适当加密,并用木板或荆条等材料刹好顶帮;
(4)完全沿空掘巷时,如原有巷道为木棚支护,其下帮棚腿不要撤掉,并钉上荆笆或木板等,使之起挡矸作用。
由于沿空掘巷的巷道受压较小,对支护要求不如沿空留巷严格,一般梯形金属支架、木支架均可用,故在国内应用广泛。
为了防止采空区矸石窜入到巷道和防止冒顶事故,本设计在两区段之间取3m的保护煤柱(要求3-5m)。
设工作面长度为l,由此可得:
7×(9+l)+3×5=1100
l=148m
注:
区段巷道宽度取4.5m,l取148m。
2、确定工作面生产能力及服务年限
1)采区工业储量
Q=LVMγ
式中:
Q——采区工业储量;
L——采区走向长度;
V——采区倾斜长度;
M——煤层厚度;
γ——煤的容重,1.3t/m3
代入上式可得:
Q=3000×1100×(6.9+3.0+2.2)×1.3=51.91Mt
2)采区可采储量
由煤层的赋存条件可知,各煤层埋藏稳定,均为中厚以上煤层,估计采区永久性煤炭损失为5%,据采区设计规范要求确定本矿的采区采出率为80%,由此确定出采区的可采储量:
39.45Mt(51.91×80%×95%)。
3)采区生产能力
根据设计要求,由于煤层埋藏教深,煤层倾角小,地质构造简单,没有断层,各煤层瓦斯涌出量小,没有自然发火倾向,且煤层顶底板较为稳定,可将本矿设计为120万t/a。
4)采区服务年限
在划分的井田范围内,当矿井生产能力一定时,可计算出矿井的设计服务年限,P=Z/AK
式中:
P——服务年限,
Z——矿井可采储量
A——设计生产能力,
K——矿井储量备用系数,取1.4
代入上式可得:
P=39.45×102/(120×1.4)=23.4a
取P=24a。
第二节确定采区内准备巷道布置及生产系统
一、采区巷道布置
由于本采区煤层顶底板条件较好,煤层赋存条件简单,煤层平均倾角为12°,瓦斯及水涌出量均不大,有两种采煤方法,分别为走向长壁采煤法和倾斜长壁采煤法。
走向长壁采煤法使用于倾斜薄及中厚煤层,倾斜长壁大,适用于倾角12°或12°以下的煤层,巷道布置简单,掘进和维护费用低,但有污风下行的困难,大巷装车点多,大巷维护较为困难,综合考虑二者的优缺点和本采区的实际情况,本采区采用走向长壁采煤法。
本采区布置双翼工作面,每翼采煤工作面长度为1500m,区段倾斜长度为148m,共划分为7个区段,同采工作面数为一个工作面的接替顺序如图1所示。
二、方案的设计及选择
方案一:
一煤一岩上山,将运输上山布置在K3煤层底板下方25m的稳定岩层中,将轨道上山布置在K3煤层中。
方案二:
两条岩石上山,将运输上山和轨道上山均布置在K3煤层的底板岩石中。
方案三:
两条煤层上山,将运输上山和轨道上山均布置在K3
煤层中。
方案四:
两岩一煤上山,先考虑在煤层中掘进一条上山为岩石的上山导
图2采区划分及接替顺序
向,然后在岩层中掘进两条岩石上山。
方案五:
三条岩石上山,在K3煤层中的底板中掘进三条岩石上山。
1)技术因素的比较
纵观以上5种上山的预选方案,综合考虑采区的地质情况和生产要求,由于岩层中稳定,便于维护,煤层埋藏平稳,瓦斯和水的涌出量较小。
因此,首先否决方案四两岩一煤和方案五的三条岩石上山,故采用经济因素比较来确定方案。
2)经济因素比较
(1)运输上山掘进费用:
方案一:
1100×1027=112.97万元
方案二:
1100×1262=138.82万元
方案三:
1100×1027=112.97万元
(2)轨道上山掘进费用
方案一:
1100×1027=112.97万元
方案二:
1100×1262=138.82万元
方案三:
1100×1027=112.97万元
(3)区段运输石门
方案一:
[(12+3.0+7.8+2.2+12)/sin12°]×921.6×6=98.4万元
方案二:
[(12+3.0+7.8+2.2+12)/sin12°]×921.6×6=98.4万元
方案三:
[(12+3.0+7.8+2.2)/sin12°]×921.6×6=66.5万元
方案Ⅰ一煤一岩上山示意图
方案Ⅱ两条岩石上山示意图
方案Ⅲ两条煤层上山示意图
(4)区段轨道上山
方案一:
[(12+3.0+7.8+2.2)/sin12°]×921.6×6=66.5万元
方案二:
[(12+3.0+7.8+2.2+12)/sin12°]×921.6×6=98.4万元
方案三:
[(12+3.0+7.8+2.2)/sin12°]×921.6×6=66.5万元
(5)区段煤仓:
三者相同(略)
(6)采区绞车房:
三者相同(略)
(7)溜煤眼:
三者相同(略)
(8)大巷:
三者相同(略)
(9)轨道上山维护费用
方案一:
108×1100×19=225.72万元
方案二:
48×1100×19=100.32万元
方案三:
108×1100×19=225.72万元
(10)运输上山维护费用
方案一:
48×1100×19=100.32万元
方案二:
108×1100×19=225.72万元
方案三:
108×1100×19=225.72万元
(11)石门维护费用
方案一:
[(12+3.0+7.8+2.2+12)/sin12°]×96×6×19+[(12+3.0+7.8+2.2)/sin12°]×96×6×19=326.8万元
方案二:
[(12+3.0+7.8+2.2+12)/sin12°]×96×12×19=389.5万元
方案三:
[(12+3.0+7.8+2.2)/sin12°]×96×12×19=264.1万元
总计:
方案一:
1069.53万元
方案二:
1064.58万元
方案三:
1074.48万元
上述比较可知:
一煤一岩的费用为1069.53万元,两条岩石上山的费用为1064.58万元,两条煤层的费用为1074.48万元,三者相差很少。
考虑到实际因素,如掘进速度,掘进时的采煤量等,可采用两条煤上山,故选方案三。
3)上下部采区车场
(1)上部车场
由于煤层上部岩层比较坚硬,绞车房易于维护,且采区瓦斯和水的涌出量较少,综合考虑各方面因素,采用逆向车场(如图3),设置反向竖曲线,上山经反向竖曲线变平,然后沿着平台,在平台上进行调车。
(2)采区下部车场
采区下部车场主要考虑其通过能力,根据综合机械化开采的要求,必须快速出煤,采区下部车场采用大巷装车式。
为充分考虑本采区的装车,又考虑大巷车辆通过装车站进入临近采区的能力,其装车线路采用通过式(见图4)。
辅助提升下部车场,由于煤层倾角较小,为减少工程量,采用卧式(见图5)
图3采区上部车场
图4通过式大巷装车线路布置图
1-运输上山,2-调度绞车,3-煤仓,4-空车存车线,5-重车存车线,6-装车点道岔,7,8-渡线道岔,9-通过线
图5卧式底板绕道下部车场
由于轨道上山及区段石门均铺设600mm轨距的单轨,考虑中部车场的巷道交叉关系及生产要求,选用具有生产能力大,交叉点短且便于维护和操车
的双轨道起坡斜面线路二次回转方式,甩车道岔选用DK618-4-12的单开道
岔(斜面线路连接系统各参数计算省略)。
第二章工作面巷道布置及生产系统
第一节采区巷道布置及生产系统
一、采区巷道布置及生产系统
由以前确定的参数,根据走向长壁采煤法的基本要求和设计规范,可绘制如图6所示的采区巷道布置图。
(1)各巷道名称
1-运输大巷,2-回风小风井,3-采区下部车场,4-回风行人斜巷,5-井底煤仓,6-运输上山,7-轨道上山,8-区段回风石门,9-采区上部车场,10-溜煤眼,11-区段运输石门,12-采区中部车
场,13-区段回风石门,14-区段回风平巷,15-区段运输平巷,16-回采工作面,17-绞车房,18-采区变点所,19-回风石门
(2)生产系统
16-→15-→11-→10-→6-→5-→1
(3)通风系统
新鲜风流-→1-→3-→7-→12-→13-→15-→16-→14-→8-→19-→2
(4)运料系统
1-→3-→7-→9-→14-→16
(5)避灾路线
工作面出现险情时:
人员-→14-→8-→19-→2-→地面
(6)上下区段接替时的通风系统
当上区段采出一翼时,下区段在上区段已采完的一翼进行准备,这时因为采用沿空掘巷的原因,如图7示。
二、确定回采工艺
(一)采煤
1、采煤机械根据矿井设计生产能力为120万t/a,每天出煤量为4000t/a,为了提高机械化程度,减少工人的劳动强度,提高劳动效率,K1煤层用综采放顶煤技术开采,K2和K3煤层采用综合机械化开采,采用“三八工作制”,“两班半生产,半班检修”。
采用截深为0.806m,采高为2-3.5m的MXA-300/3.5D型采煤机。
其技术特征如下表:
采高
1.4-3.0m
摇臂
1593mm
滚筒直径
1.8m
电机功率及电压
300KW660/1140
牵引方式
液压无链牵引
防尘方式
内外喷雾
牵引力
400KN
牵引速度
0-6.35m/min
卧底量
163mm
截深
0.806m
图6采区巷道布置图
图7上下区段过度时通风系统
2、割煤方式
综合考虑充分发挥综合机械化采煤的生产能力以及工作面的实际情况,
采用端部割三角煤的进刀方式,见下图8(a-d)为割煤过程。
a:
当煤机割至工作面端部时,其后的输送机已移近煤壁,煤机机身处尚有一段下部煤;
b:
调整煤机滚筒位置,前滚筒降下,后滚筒升起,煤机沿输送机弯曲段返向进入煤壁直线段,随后推移后面的输送机至煤壁;
c:
再次调整煤机滚筒上下位置,重新返回割煤至端部;
d:
将三角煤割去,煤壁割直后,再次调整煤机滚筒上下位置,返程正常割煤。
图8工作面端部割三角煤斜切进刀
a-起始,b-斜切进刀并移直输送机,c-割三角煤,d-开始正常割煤;1-双滚筒割煤机,2-刮板输送机
(二)装煤
煤机滚筒割下的煤用煤机滚筒叶片及输送机铲板联合装煤,放出的煤直接进入工作面后部输送机。
(三)放煤
1、放煤方法:
用支架后部放煤机构放煤;
2、放煤方式:
单轮顺序放煤;
3、放煤步距:
一刀一放;
4、采放顺序:
平行放煤
(四)运煤
综采面输送机选型应符合以下原则:
①输送机的结构尺寸应与所选煤机有严格的配套关系,确保采煤机能以输送机为轨道往返运行割煤;②机槽与其所属部件的强度应与所选采煤机的重量及运行特点相适应;③运输能力与采煤机割煤能力相适应,保证采煤机与输送机二者都能充分发挥生产能力;④输送机结构尺寸与液压支架的结构尺寸配套合理。
根据以上原则及其生产能力,选用SGZ-264/500型刮板输送机运煤。
其技术特征为:
出厂长度m
200
刮板链规格mm
30×108
转运量T/h
1100
中部槽水平弯曲度
2°
刮板链速m/s
1.21
刮板间距mm
1080
电机功率KW
250×2
电压(V)
1140
电机型号
KBYD-680-250
刮板连接式
双中链
(五)推移输送机方式
采用自下往上移架,用液压千斤顶与输送机相连,每3m安装一个推移千斤顶,在输送机机头、机尾各安2个推移千斤顶。
(六)支架选择
1、综采放顶煤支架选型
对于开采K1煤层(厚度6.9m),由于煤层较厚,满足放顶煤开采条件。
为减少煤炭损失,采用ZZ4800-/17/33型低位放顶煤支架。
其主要技术特征为:
支架高度mm
1450-3200
支护强度Mpa
0.56-0.66
中心距mm
1500
对底板比压Mpa
1.71-2.6
初撑力KN
2800-3808
适合角度
≤25°
工作阻力KN
2306-2748
重量Kg
12500
2、对于放顶煤支架支护强度的校核,按下式计算:
q1=K(γ1h1+γ2H)
q——支架动载支护强度,Mpa
K——动载备用系数,1.1-1.4
γ1——煤的容重,1.3×103Kg/m3
h1——煤层厚度,6.9m
H——对支架有影响的岩石厚度,1.2-2.1H
q2=(1.1-1.4)×(1.3×103×9.8×6.9+25×103×0.9)(1.2×2.1)=(10.4~0.5)<(10.5~0.52)
3、放顶煤支架支护高度的校核
对于厚煤层支架,按以下公式确定支架高度:
Hmax=hmax+(200~300),Hmin=hmin-(300~400)
式中:
Hmax——支架最大高度,mm
Hmin——支架最小高度,mm
hmax——最大采高,mm
hmin——最小采高,mm
则:
Hmax=3000+(200~300)=3200~3300
Hmin=2200-(300~400)=1600~1900
因此选用ZZ4000/17/35型支撑掩护式支架,其技术参数如下:
型号
支撑高度(m)
中心距(m)
工作阻力/初撑力(KN)
支护强度(Mpa)
对底板压力(Mpa)
适合倾角(゜)
质量(t)
ZZ4000/17/35
1.7-3.5
1.5
4000/1884
0.73
1.83
<25゜
10.5
高度校核:
ZZ4000/17/35型液压支架的支撑高度为1.7-3.5m之间,面采高为2.2-3.0m满足要求。
强度校核按支撑受力公式计算
P=(6-8)S·γ·M·COSα
=(6-8)1.5×2.5×103×2COS12゜
=(0.6-0.64)<0.73Mpa
3、移架方式
由于工作面顶板较为稳定,且煤层倾角小,为了满足高产高效综合机械的采煤工作面的需要,采用单架依次顺序式,又称单架连续式,支架沿采煤机牵引方向依次前移,移动步距等于截深,支架移成一条直线,该方式操作简单,容易保证规格质量,能适应不稳定顶板,应用比较多(如图9所示)。
图9单架依次顺序式
4、所用支架数
由于工作面长度为148米,支架的中心距为1.5米。
故工作面所用支架说为148/1.5=99架
5支护方式
采用及时支护方式,采煤机割煤后,支架依次分组随机应即前移支护顶板,输送机随移架逐段移向煤壁,推移步距等于采煤机截深。
这种支护方式,推移输送机后,在支架底座前端与输送机之间要富裕一个截深的宽度,工作空间大,有利于行人、运料和通风,若煤壁容易片帮时,可先于割煤进行移架,支护新暴露出来的顶板。
6、由于煤层倾角较小,顶板稳定性较好,可以采用工作面液压支架端头,如图10示:
图10用综采中间支架支护端头
四、移动变电站选型
统计负荷,按下式计算出掘进工作面、采煤工作面及运输期间的计算:
βi=ΣPe·Kx
Q=Pi·tgφβi
式中,Σpe——一组用电负荷总和;
Kx——该组用电负荷系数;
Tgφβi——该组用电设备加权平均数,综采用1.02。
由于采用自移式支架,备用中设备间按一定顺序启动综采面,按下式计算:
Kx=0.4+0.6(PD/Σpe)
式中PD——一个工作面的最大设备的电机功率;
Σpe——一个工作面的用电设备的电机功率总和。
将数据代入得:
Kx=0.4+0.6{300/[300+2×(250+125)]}
=0.4+0.6×300/1050
=0.57
Pj=1050×0.57=598.5KW
Qj=598.5×1.02=610.47KW
采区的总负荷为:
Si=(ΣPj2+ΣQj2)0.5×Kx
式中:
Kx——周期系数,取0.9
代入数据得:
Si=855KW,选用三台移动变电站,一台为241KVA,另外两台为320KVA。
五、采空区处理
采用全部垮落法处理采空区。
第二节工作面合理长度的确定
1、煤层地质条件
本采区走向长度3000m,倾斜长1000m,采区内多煤层埋藏稳定,平均倾角为12°,地质构造简单,无断层,K1煤层较软,K2、K3煤层中硬,各煤层瓦斯用处量较小,涌水量小,没有自燃发火倾向。
2、工作面生产能力
工作面能力的计算为:
A0=L·V0·M·γ·C0·n
式中:
A0——工作面生产能力,t/a
L——工作面长度,m
V0——推进速度,m/s
M——煤层厚度,m
γ——煤的容重,1.3t/m3
C0——采出率,取0.75
N——天数/年,取300a
代入得:
A0=148×0.806×5×6.9×1.3×0.75×300
=120.4万t
3、运输设备及管理水平
根据工作面生产能力,工作面的运输设备采用SGW-150型刮板运输机,整个采区瓦斯涌出量小,可采用架线式电机车进行大巷运输,井筒采用箕斗提升。
4、顶板管理及通风能力
由于本采区全部采用垮落法管理顶板,随着工作面的不断向前推进,不断放落顶板,及时充填采空区,根据《煤矿安全规程》规定,工作面的最大风速不应超过4m/s,最小风速不应低于1m/s。
5、通风能力校核及通风能力
根据经验公式及地质条件,用通风能力校核工作面长度:
L=60·V·B·M·Cf/qb·Sn·P·φ
式中:
L——据工作面通风能力确定工作面最大长度,m
V——工作面允许最大风速,取4m/s
B——工作面最小控顶距,由于本采区为稳定顶板,取3m
M——工作面采高,本采区最大采高为3m,最小采高为2.2m
Cf——风流收缩系数,取0.9-0.95
qb——昼夜产1t煤所需风量数,取0.5m3/min
Sn——循环进度,取1
P——煤层生产率,即单位面积煤层的采出率
由P=γ·c计算
式中:
γ——煤的容重,1.3t/m3
c——工作面采出率,0.75
φ——昼夜循环个数,取5
L=60×4×3×(3-2.2)×0.9/0.5×1×(3.0-2.2)×1.3×0.75×5=265m>148m
所以工作面的长度合理。
第三节工作面循环作业图表
一、工作面布置图、循环作业图表及工作面层面图(见附图)
二、有关工种及出勤人数表
序号
工种
夜班
早班
中班
小计
在册人数
1
电工
2
2
2
6
8
2
支架放煤工
8
8
8
24
32
3
煤机司机
2
2
2
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