李生舟课程设计.docx
- 文档编号:8305134
- 上传时间:2023-01-30
- 格式:DOCX
- 页数:31
- 大小:165.75KB
李生舟课程设计.docx
《李生舟课程设计.docx》由会员分享,可在线阅读,更多相关《李生舟课程设计.docx(31页珍藏版)》请在冰豆网上搜索。
李生舟课程设计
设计题目
1、采区尺寸:
走向长度2000m,倾斜长度1000m。
2、煤层走向、倾斜:
井田煤层走向由N18°E渐变为N5°E,煤层向西倾斜,为单斜构造。
3、煤层倾角、容重
煤层倾角20°~35°,平均28°;容重1.4t/m3;
4、煤层名称、厚度、层间距:
;
;
煤层间距:
~
为10m;
~
为80m。
开采煤层:
K1煤层。
5、顶底板岩性
K1煤层:
伪顶为灰色泥岩、炭质泥岩,厚0.05~0.35m。
直接顶板为灰色泥岩、砂质泥岩及钙质泥岩,平均厚度4.00m。
老顶为白色中砂岩,厚度20m。
K3煤层:
直接底板为泥岩、细砂岩、铝土质泥岩,厚度7m左右。
老底为茅口灰岩,顶、底板岩层透气性差。
~
之间岩层:
黑色砂质泥岩,厚度10.0m。
~K3之间岩层(从上到下):
黑色砂质泥岩,厚度15.0m;灰白色细砂岩25.0m;白色粗砂岩40.0m。
6、瓦斯、煤尘、自燃性、涌水量:
低瓦斯;煤尘无爆炸性;煤层无自然发火倾向性,涌水量小。
7、运输大巷布置在煤层底板20m的稳定岩层中。
设计采区综合柱状图
柱状
厚度
岩性描述
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
20m
白色中砂岩
+++++++++++++++
4.0m
灰色泥岩、砂质泥岩及钙质泥岩
……………………
0.05~0.35m
灰色泥岩、炭质泥岩
3.5m
K1煤层,r=1.4t/m3
---------------
10m
黑色砂质泥岩
1.9m
K2煤层,r=1.4t/m3
---------------
15.0m
黑色砂质泥岩,
————————
25.0m
灰白色细砂岩
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
40.0m
白色粗砂岩
2.2m
K3煤层,r=1.4t/m3
--------------
15m
黑色砂质泥岩
————————
25m
灰白色细砂岩
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
。
40m
白色粗砂岩
第一节采区概况及地质特征
1.1采区概况
根据矿井的煤层赋存状况和开拓布局,采区的走向长度2000m,倾斜长度1000m。
1.2煤层赋存条件
本井田含煤地层为上二迭统龙潭组。
K1煤层:
伪顶为灰色泥岩、炭质泥岩,厚0.05~0.35m。
直接顶板为灰色泥岩、砂质泥岩及钙质泥岩,平均厚度4.00m。
老顶为白色中砂岩,厚度20m。
K3煤层:
直接底板为泥岩、细砂岩、铝土质泥岩,厚度7m左右。
老底为茅口灰岩,顶、底板岩层透气性差。
~
之间岩层:
黑色砂质泥岩,厚度10.0m。
~K3之间岩层(从上到下):
黑色砂质泥岩,厚度15.0m;灰白色细砂岩25.0m;白色粗砂岩40.0m。
本井田煤层位于龙潭组第五段,井田煤层走向由N18°E渐变为N5°E,煤层向西倾斜,为单斜构造。
K1煤层厚2.8m~3.9m,平均厚度3.5m。
煤层厚度在1.59m~2.28m,平均厚度1.9m。
和
煤层相距较近,层间距为10m。
煤层厚度在1.8m~2.5m,平均厚度为2.2m,其与
煤层的层间距为80m。
煤层倾角20°~35°,平均28°。
煤层为黑色,条痕为黑褐色,暗淡——玻璃光泽,条带状痕迹,块状及条带状构造,性较脆弱。
常见有黄铁矿结核分散在煤层中,以暗煤为主,夹镜煤细条带属暗亮煤型。
煤尘无爆炸性;煤层无自然发火倾向性。
原煤发热量平均6531大卡每千克,精煤平均8731大卡每千克。
煤的卡选性属低等,煤的粘结性较好,可用作炼焦用煤。
1.3采区地质构造和水文地质
褶曲构造有打锣湾背斜和龙王洞背斜,中夹田湾向斜。
井田煤层走向由N18°E渐变为N5°E,煤层向西倾斜,为单斜构造。
第二节采区储量、生产能力、服务年限
2.1采区工业储量
采区工业储量计算式为:
Zg=H×L×m×γ2——1
式中:
Zg----采区工业储量,万t;
H----采区倾斜长度,1000m;
L----采区走向长度,2000m;
γ----煤的容重,1.40t/m3;
m1----K1煤层煤的厚度,为3.50m;
m2----K2煤层煤的厚度,为1.90m;
m3----K3煤层煤的厚度,为2.20m;
Zg1=1000×2000×3.5×1.4=980.0万t
Zg2=1000×2000×1.9×1.4=532.0万t
Zg3=1000×2000×2.2×1.4=616.0万t
Zg=1000×2000×(3.5+1.9+2.2)×1.4=2128.0万t/a
2.2采区煤柱损失:
K1煤层保护煤柱P1为:
P1=(2×10×2000+2×10×980+5×15×1980)×1.40×3.5=102.0万吨;
K2煤层保护煤柱P2为:
P2=(2×10×2000+2×10×980+3×20×980+5×15×1920)×1.40×1.9=69.8万吨;
K3煤层保护煤柱P3为:
P3=(2×10×2000+2×10×980+3×20×980+5×15×1920)×1.40×2.2=80.8万吨;
2.3采区的可采储量
采区的可采储量Z按下式计算:
ZK=(Zg-P)×C2——2
式中:
ZK----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;本矿取0.8。
ZK1=(Zg1-P1)×C1=(980.0-102.0)×0.80=702.4万t
ZK2=(Zg2-P2)×C2=(532.0-69.8)×0.80=369.8万t
ZK3=(Zg3-P3)×C3=(616.0-80.8)×0.80=428.2万t
ZK=ZK1+ZK2+ZK3=1500.4万t
由此可得本采区的可采储量为1500.4万吨。
2.4 采区生产能力
为达到采区设计产量,本采区为两个工作面同时生产。
(1) 工作面的生产能力
工作面生产能力由式2——3计算:
A0=LV0MγC0 2——3
式中:
L——工作面长度,m;
M——煤层厚度,m;
V0——工作面年推进长度,m/年;
γ——煤层容重,t/m3;
C0——综采工作面回采率,取c=0.95。
则A0=170×1584×3.5×1.40×0.95=125.3万吨/年
2)采区生产能力
采区生产能力由式2——3计算:
A=nk1k2A0i 2——4
式中:
n同时生产的采煤工作面个数;
A——采区生产能力;
k1——采区掘进出煤系数,取为1.1;
k2——工作面之间出煤影响系数,由于同采的工作面个数为2,故k2=0.95;
A0i——工作面生产能力;
则A=2×1.1×0.95×125.3=261.9万吨/年。
故采区将能满足矿井产量要求。
2.5采区的服务年限的计算:
T=ZK/(A×K) 2——5
式中:
T——煤层设计服务年限,年;
Z——采区可采储量,万吨;
A——采区设计生产能力,240万吨/年;
K——储量备用系数,取1.4;
T1=ZK1/(A×K)=702.4/(240×1.4)=2.09a
T2=ZK2/(A×K)=369.8/(240×1.4)=1.10a
T3=ZK3/(A×K)=428.2/(240×1.4)=1.27a
T=T1+T2+T3=4.46a
2.6 采区采出率
以下面公式计算采区采出率:
C=(Zg-P)/Zg 2——6
(1)对于K1煤层:
C1=(Zg1-P1)/Zg1
式中:
C----采区采出率,%;
Zg1----K1煤层的工业储量,万t;
P1----K1煤层的永久煤柱损失,万t;
C1=(Zg1-P1)/Zg1=(980.0-102.0)/980.0=89.6%>80%
满足要求
(2)对于K2中厚煤层:
C2=(Zg2-P2)/Zg2
式中:
C----采区采出率,%;
Zg2----K2煤层的工业储量,万t;
P2----K2煤层的永久煤柱损失,万t;
C2=(Zg2-P2)/Zg2=(532.0-69.8)/532=86.9%>80%
满足要求
(3)对于K3中厚煤层:
C3=(Zg3-P3)/Zg3
式中:
C----采区采出率,%;
Zg3----K3煤层的工业储量,万t;
P3----K3煤层的永久煤炭损失;
C3=(Zg3-P3)/Zg3=(616.0-80.8)/616.0=86.9%>80%
满足要求
第三节 采区内的再划分
3.1回采工作面长度的确定
该煤层组四周边界各留10m的边界煤柱,从而其煤层倾向长度共有:
1000-20=980m,走向长度为2000-20=1980m。
又各煤层低瓦斯;煤尘无爆炸性;煤层无自然发火倾向性,涌水量小,该矿井设计为综合机械化程度高的现代化矿井,要求工作面有较大生产能力,故选用较长的采煤工作面。
一般综采面的长度范围为150~250m,本设计选择工作面的长度为170m。
采区生产能力为240万t/a,要两个工作面才可以满足生产要求。
3.2 确定区段斜长和区段数目
采区倾斜长度为1000m,区段平巷采用双巷布置,在回采下区段时,留15m煤柱。
区段上下平巷的宽度约为4.5m,因此,区段斜长为194m。
采区区段数为5个。
3.3确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序
采区生产能力为240万t/a,需要两个工作面同时生产。
K1煤层内工作面的接替顺序为由上往下依次接替。
10个工作面接替顺序如下:
对于K1布置两个综采工作面采可以满足生产设计的要求。
K1煤层接替顺序为:
一工作面1101→1103→1105→1107→1109,另一工作面1102→1104→1106→1108→1110.
第四节 确定采区内准备巷道布置及生产系统
4.1采区形式
采用综合机械化采煤法的采区,要求有一定的走向长度,采区走向长度,采用双翼采区布置,每翼走向长度,已满足综合机械化工作面走向长度的要求,故采区形式采用双翼采区布置形式。
4.2 煤柱尺寸的确定
采区内的煤柱主要是采区边界煤柱、采区上山保护煤柱以及水平大巷保护煤柱。
为防止采空区矸石的冒落,采区两边各留设10m的采区边界煤柱。
水平运输大巷布置在距K3煤层底板20m的稳定岩层中。
区段平巷采用留15m煤柱。
由于K1、K2煤层层间距小且距K3煤层有80m,采用煤层群分组集中采区联合准备。
K1、K2煤层共用采区上山。
K3煤层的采区上山布置于煤层中。
采区煤柱留设方法如下:
K1煤层采区煤柱尺寸为表4——1
煤柱
采区边界煤柱
区段护巷煤柱
宽度(m)
10×2
15×5
、K2、K3煤层采区煤柱尺寸为表4——2
煤柱
上山保护煤柱
采区边界煤柱
区段护巷煤柱
宽度(m)
20×2+20
10×2
15×5
4.3采区巷道布置
第一方案:
煤层群分组集中采区联合布置。
K1、K2煤层共用的上山布置在K2煤层的底板岩层中,上山位于采区走向中央,通过石门与煤层联系。
轨道上山距煤层底板15m,运输上山距煤层底板20m,两上山水平距离为20m。
K3煤层的山布置在本煤层中,两上山水平距离为20m。
第二方案:
煤层群分组集中采区联合布置。
在K2煤层中布置两条上山,间距20m,上山位于采区走向中央。
K3煤层的山布置在本煤层中,两上山水平距离为20m。
两方案采区巷道布置图见图4——3、图4——4。
图4——3第一方案巷道布置图
图4——4第二方案巷道布置图
根据已提出的方案及方案比较的原则,两个方案中相同的部分可不参加比较,故K3煤层的巷道布置和区段巷道布置方案不参加比较,仅就采区上山及联络巷道进行比较。
方案的技术比较见表1-3。
方案的经济比较见表1-4和表1-5。
表4——5采区方案技术比较
项目方案
第一方案双岩石上山
第二方案双煤上山
掘进工程量
工程量大
和二方案比,由于上山在岩石中,故每区段要多掘74.6m的石门和11.3m的溜煤眼。
工程量小
工程难度
困难
一是岩巷施工,而是联络巷道复杂
较容易
巷道维护
维护工程量小,维护费用低
煤层上山,梯形金属支架受采动影响大,维护工程量大,费用高。
通风距离
长
每区段要增加一段石门通风距离
短
工程期
岩石上山的掘进速度较慢,约要14个月才能投产
煤层上山掘进速度快,约10个月就能投产
支架回收
无法回收
可以回收,70%可以复用
管理环节
多
主要是漏风环节较多
少
表4——6采区方案经济比较
方案
项目
第一方案
双岩石上山
第二方案
双煤上山
巷道掘进费用
上山
长度/m
掘进单价/元.m
费用/元
980×2
1578
3092880
980×2
1284
2516640
联络巷
石门
长度/m
单价/元.m
单组费用/元
总费用(5组)/元
(25+30)÷sin28°=117.2
1152
135014.4
675072
(10+10)÷sin28°=42.6
1152
49075.2
245376
溜煤眼(直径2m)
体积/
单价/元.
每区段费用/元
总费用(5组)/元
×3.14×(20÷cos28°)=71.1
443
31497
157485
×3.14×(10÷cos28°)=35.6
443
15771
78855
巷道维护费
上山
长度/m
单价/元.
.
维护时间/a
费用/元
980×2
60
3.2
376320
980×2
130
3.2
815360
溜煤眼
长度/m
单价/元.
.
维护时间/a
费用/元
(20÷cos28°)×5=113
30
3.2
10848
(10÷cos28°)×5=56.5
30
1.1
1865
表4——7采区方案经济比较汇总
方案
总费用
第一方案
双岩石上山
第二方案
双煤上山
掘进(万元)
392.54
284.09
维护(万元)
38.71
81.73
合计(万元)
431.25
365.82
通过经济技术比较可以看出,第二方案系统简单,通风容易,不仅在技术比较上具有优势而且具有经济上相对较省的特点,故选用第二方案。
4.3.1联络巷道
由于本采区采用煤层群分组集中采区联合布置,在联络巷道的布置上,采用区段石门——溜煤眼结合的联系方式。
第二方案中上山布置在K2煤层中,故仅K1煤层区段运输平巷用溜煤眼与运输上山联系。
4.3.2 区段平巷的布置
采用双巷布置时通产区段轨道平巷超前区段运输平巷沿腰线掘进,即可探明煤层变化情况又便于辅助运输和排水,而且还有利于掘进通风和安全。
采区接替时,上区段采煤工作面结束后立即转到下区段,轨道巷的维护时间不会太长。
4.3.3采区车场选型设计
(1) 采区上部车场形式选择
采区上部车场常用的有甩车场和平车场,平车场和甩车场的选择主要根据绞车房的布置和维护条件。
在煤层群联合布置时,回风石门较长,为便于与回风石门联系多选用平车场。
选用平车场时,当车场巷道直接与总回风道联系时可采用顺向平车场。
考虑本采区的布置特点,选用顺向平车场。
轨道上山以水平的巷道与区段回风平巷相连,绞车房布置在与回风巷同一水平的岩石中。
采区上部车场如图4——8所示:
图4——8顺向平车场
(2) 采区中部车场选择
本采区生产能力大,煤层倾角为28°,运输上山和轨道上山都布置在K2煤层中,沿同一层位布置,为了避免K2煤层的车场与运输上山交叉,必须开掘绕道,故对K2煤层选用甩入绕道的中部车场的形式,对K1煤层选用甩入石门的中部甩车场,采区中部车场如图4——9所示。
图4——9采区中部甩车场
(3)采区下部车场
本采区开采的是层间距较大的煤层群,石门贯穿个煤层且石门较长,故选用石门装车式下部车场。
车场布置特点是运煤上山通过采区煤仓和人行巷与采区石门连通,在石门内装车。
轨道上山通过水平布置的绕道与采区石门连通。
石门装车式下部车场的优点是工程量相对较小,调车方便,通过能力大,不影响大巷运输。
石门装车式下部车场如图1—5。
图4——10石门装车式下部车场
4.3.4 采区通风
采区内上、下区段,相邻工作面交替期间同时生产时的通风系统如图4——11所示:
图4-11通风系统示意图
新鲜风流由运输大巷1→下部车场3→轨道上山5→中部车场→区段轨道石门7和绕道→区段运输平巷12和9→采煤工作面。
污风由采煤工作面→区段回风平巷11→回风石门14→回风大行2排出。
第五节采煤工艺方式
5.1对K1煤层设置采煤工艺。
由于K1煤层厚度为3.5m,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,采煤工作面“四六”制作业形式,即三班采煤,一班准备。
采煤机截深为0.8m,每班割2刀。
工作面回采工艺流程为采煤机往返一次割两刀,工作面端部斜切进刀,采用依次割煤、移架、推溜的及时支护方式,劳动组织形式为追机作业。
5.2综采工作面的设备选用
综采工作面的采煤机、刮板输送机和自移式支架在几何尺寸、生产能力和服务时间方面配套是实现工作面高产高效的前提。
综采工作面内的主要装备要在狭小的空间内正常运转,做到互不影响,互为依存。
采煤机应能够割至最高采高,又能割至底板。
工作面生产能力取决于采煤机的落煤能力,而工作面输送机、液压支架、平巷中的转载机、破碎机和可伸缩胶带输送机等设备的能力都要大于采煤机的生产能力,通常按富裕20﹪考虑。
为发挥综采设备的优势,保证工作面高产,工作面输送机的运输能力要大于采煤机的落煤能力,液压支架的移架速度要大于采煤机的运行速度。
其设备设备选型及配套应遵循以下原则:
(1)液压支架应能适应煤层厚度的变化和顶板的下沉,要在最大采高或煤厚时支得起并有一定富裕,在最小采高或煤厚时卸得掉。
(2)采煤机选型的原则
①、适合特定的煤层地质条件,采煤机的采高、截深、功率、牵引方式等选取合理,有较大的适用范围。
②、满足工作面生产能力要求,采煤机实际生产能力大于工作面设计生产能力。
③、采煤机性能好,可靠性高,各种保护功能完善。
④、采煤机的选型应与矿井设计生产能力相适应。
(3)刮板输送机的选型原则
①、刮板输送机的输送能力要大于或等于采煤机或刨煤机的生产能力。
②、刮板输送机的溜槽长度要与液压支架的宽度相匹配。
③、刮板输送机的溜槽与液压支架的推移千斤顶的连接装置和配合间隙要匹配。
工作面的关键参数见表5—1:
表5——1 工作面关键参数表
工作面长度(m)
煤厚(m)
煤层结构
所需支架类型
170
3.5
简单
支撑掩护式液压支架
5.2.1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。
根据目前国内普采工作面生产经验和本矿井实际的地质条件及煤层赋存条件,设计确定采煤工作面长度为170m。
矿井年工作日330天,采煤工作面每天三班出煤,一班准备,每班采煤机割二刀,截深0.8m,每班进尺1.6m,日进尺4.8m。
进刀方式:
为了合理利用工作时间,提高效率。
采用端头斜切割三角煤进刀方式,双向割煤。
根据煤层的实际情况,经查《采矿设计手册》,选用采煤机为:
表5——2MXB-930型号采煤机参数如下:
项目
技术特征
单位
采煤机型号
MXB-930
采高
≤4.0
m
适应煤层硬度
f≤3
煤层倾角
≤35
°
截深
800
mm
滚筒直径
2.0
m
牵引式
无链电牵引
牵引力
576~360
KN
牵引速度
0~7.5
m/min
机身高度
1685
mm
卧底量
255
mm
电动机
功率
2×425+2×40
kw
台数
4
电压
1140
V
喷雾灭尘方式
内、外喷雾
总质量
50
吨
制造厂
西安煤矿机械厂
5.2.2运煤和运输设备的选择
工作面运输方式主要根据煤层倾角及落煤方式来确定。
对于本采区的煤层,采用割煤机落煤,刮板运输机运煤。
区段平巷用可伸缩的胶带输送机运输煤炭。
由于煤层倾有28°,采区上山的胶带输送机采用花纹输送带,并加之其它相应措施增大摩擦,刮板运输机下部与胶带输送机之间需要转载机进行煤炭的转运。
根据煤层的实际情况,经查《采矿设计手册》,选用刮板运输机为:
表5——3SGZ764/630型刮板输送机
传输能力
1000t/h
设计长度
200m
装机功率
2×315kW
电压等级
1140V
链速
1.28m/s
刮板链
型式
双中心链
链距
140mm
圆环链规格
φ30×108mm-C
破断负荷
1130kN
减速器
型式
圆锥圆柱行星三级齿轮减速
型号
59JS-315型
传动比
1:
33.147
冷却方式
水冷
中部槽
型式
整体铸焊封底溜槽
规格
1500×724×290mm(前)
1500×724×335mm(后)
中板厚度
30mm
底板厚度
20mm
联接方式
锻造长环
联接强度
3000kN
采煤机牵引方式
齿轮-齿形销轨式
卸载方式
端卸
表5——4SZZ764/160型号转载机参数如下:
项目
技术特征
单位
转载机型号
SZZ764/160
刮板链速
1.33
m/s
出厂长度:
50
米
运输能力:
1000
吨/h
刮板链形式:
中双链
电动机型号:
YSB—160
电机功率:
160
kw
电机电压:
1140
V
总质量:
25.6
吨
制造厂:
太原市鑫拓煤机配件有限公司
5.2.2支护和支护设备的选择
支护方式:
由于K1煤层的伪顶为灰色泥岩、炭质泥岩,厚0.05~0.35m。
直接顶板为灰色泥岩、砂质泥岩及钙质泥岩,平均厚度4.00m。
K1煤层采高为3.5m,为防止片帮和冒顶,选用及时支护方式进行支护。
由于采用及时支护方式,而且工作面每天推进6刀,故选择顺序移架方式进行移架。
顺序移架方式移架速度快,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。
以设备选用配套原则为基础并结合采煤工作面采煤能力具体情况,工作面采用支撑掩护式液压支架,从《采矿设计手册》选用如下设备:
表5——5ZZ6400/22/45型号支撑掩护式液压支架参数如下:
项目
技术特征
单位
支架型号
ZZ6400/22/45
适应倾角
>18
°
支撑高度
2.2~4.5
m
工作阻力
6400
KN
初撑力
5583
KN
支
- 配套讲稿:
如PPT文件的首页显示word图标,表示该PPT已包含配套word讲稿。双击word图标可打开word文档。
- 特殊限制:
部分文档作品中含有的国旗、国徽等图片,仅作为作品整体效果示例展示,禁止商用。设计者仅对作品中独创性部分享有著作权。
- 关 键 词:
- 李生舟 课程设计