采礦畢業設計說明書-資料下載頁

　　

【正文】 1557179。 260179。 179。 179。 =(萬 t/a) 由計算得出布置 一 個回采工作面 足夠 達到礦井產量要求。 采區 采出率 采區 內留設的煤柱，利用連采機房柱式采煤法回收，回收率為 50%。部分煤炭資源損失，因此 采區 內實際采出的煤量低于實際埋藏量。 采區 內實際采出煤量與 采區 內工業儲量的百分比稱為 采區 采出率。按下式計算： 采區 采出率 =采區 實際采出煤量 /采區 工業儲量179。 100 % 采區 開采損失組要有：工作面落煤損失，約占 5%；工作面頂煤煤 皮損失；采區 內區段煤柱不可回收部分損失； 采區 內陷落柱煤柱損失等。 采區 內工業儲量為： 6846 萬 t 采區 內實際采出煤量為： 5428 萬 t 則： 采區 采出率＝ 5428 / 6786179。 100%=% 根據《煤炭工業設計規范》規定：采（帶）區采出率：厚煤層不低于 ， 第 三十二 頁 中厚煤層不低于 。設計首采 采區 采出率為，符合《煤炭工業設計規范》規定。 采區 車場選型設計 采區 內煤層傾角較小，平均為 4176。，為近水平煤層。 采區 布置， 進風順槽和回風順槽通過聯巷 相連，不設 采區 車場，采用無軌膠輪車輔助運輸，在 聯巷 和大巷連接處需抹角 ，抹角大小為 3*3m，與大巷成 45176。角，以便于無軌膠輪車的拐彎。 采區順槽 與大巷均為膠帶輸送機運煤， 工作面順槽 膠帶輸送機與大巷膠帶輸送機直接搭接，不設 采區 煤倉。 煤層底板坡度小，起伏不大，無軌膠輪車完全可以適應，故不設 采區 絞車房。 井底中央變電所至 采區 的供電系統電路壓降較大，為保證 采區 正常生產，需布置 采區 變電所， 采區 變電所應該設在通風良好，圍巖穩定，地壓小，易維護，無淋水，易于搬遷電壓器等設備的地方，并使變電所位于 采區 用電負荷中心。采用錨網噴支護，底板用 100 號水泥鋪底并高出鄰近巷道 200300mm。具有 %的坡度。 、 第 三十三 頁 第六章 采煤方法 167。 1 確定采煤工藝方式 根據帶區內地質條件及煤層特征，可選擇分層綜采工藝、防頂煤工藝和一次采全高回采工藝，各有優缺點，下面進行比較： 根據煤層賦存條件及井田開拓布置，結合國內目前技術裝備水平及霍煤集團多年的生產管理經驗，設計采用長壁綜采一次采全高采煤法。 1. 分層綜采工藝的特點 優點： 分層綜采工藝 技術成熟，設備類型齊全性能完好，操作方便，管理簡單，可選出適應各種條件的采煤設備；液壓支架及配套的采煤機設備小、輕便 ，回采工作面搬家方便。采高一般為 , 回采工作面煤壁增壓小，煤壁穩定，生產環節良好；工作面采出率高，可以達到 9397%以上。 缺點； 巷道掘進多；工作面單產低，單產提高困難；開采投入高，人工鋪設網勞動強度大，費用大；加劇接替緊張的矛盾，需要等到再生頂板穩定后才可開采下分層。 2. 放頂煤 工藝 優點： 有利于合理集中生產，實現高產高效，單產和效率高，具有顯著的經濟效益；巷道掘進較少，減少了巷道的維護工程量，同時生產也相對集中；工作面搬家次數少；對地質條件、煤層賦存條件有更大的適應性。 缺點： 煤損多，工作面回采率低；煤塵大，放煤時煤和矸石界限難以區別，使 第 三十四 頁 得煤炭含矸率提高，影響煤質；自然發火、瓦斯積聚隱患較大，“一通三防”難度大。 優點： 工作面產量和效率高；巷道掘進較少，減少了巷道維護工程量，同時生產也相對集中；萬噸掘進率高；工作面搬家次數少，節省搬家費用，增加了生產時間；材料消耗少。 缺點： 煤炭損失大，對于煤厚比采高大的煤層一次不能采完；控頂較困難，煤壁容易片幫；采高固定，適應條件單一。 比較上述 3 種回采工藝的特點，分層開采綜合經濟效益差，不利于礦井實現高產高效，初步選擇 放頂煤或一次采全高的回采工藝較合理，結合礦井生產條件，采用放頂煤工藝工作面瓦斯容易超限，煤質硬度大，頂煤放煤困難，且放頂煤回采率低，本煤層平均厚 ，工作面回采率比放頂煤要高很多。故確定工作面選用一次采全高回采工藝，后退式自然跨落法采煤。 167。 2 回采設計 一、 回采工作面參數 根據前面開拓、準備巷道布置，回采工作面沿傾向布置，走向推進，工作面長度為 260m， 順槽 長度平均為 2850m，煤厚 ，采高 。 工作面采用 一進一回 的布置方式，每個工作面共設置 兩條順槽 ，均為進風巷 、回風巷 ，一條巷道布置皮帶 ，另一條做為運輸、行 人巷； 順槽 斷面均為 5m 寬， ， 工作面間 留設 30m 煤柱。 工作面配套設備表見表 。 表 工作面配套設備表 采煤機 液壓支架 刮板輸送機 SL500 DBTSchitd255/550 PF41132 二、 回采工作面破、裝、運煤方式 進刀方式：割三角煤端頭斜切進刀：即采煤機前滾筒割透機頭（尾）后，將其后方生產溜頂至煤幫。調換滾筒上下位置，將采煤機返回距機頭（尾） 第 三十五 頁 45m 處斜切進刀。之后將生產溜彎曲段及機頭（尾）頂至煤幫。采煤機調換滾筒 上下位置返回機頭（尾）將進刀時所留三角煤割掉，最后再次調換滾筒上下位置返回正常割煤。（進刀方式如圖 ） 采煤機選型 （ 1）采煤機的牽引速度 式中： v —— 采煤機所需平均牽引速度， m/min； L —— 工作面設計長度， 250m； 1L —— 工作面生產時采用斜切進刀開機窩方式，機窩長度取 35m； (b)(c)(d)(e)(a)A AAAAAA AAAA AA AA AA AA A圖61 工 作面端部割三角煤斜切進刀a－ 起始； b －斜切進刀； c －推移刮板輸送機； d －割三角煤； e －開始正常割煤1 22 12 11 22 11綜 采面雙滾筒采煤機；2－ 刮板輸送機1160 )( TnT nLLv ??? ???（公式 ） 第 三十六 頁 T —— 工作面開機時 間： 16179。 55%=； n —— 晝夜循環數， 9個； 1T —— 開機窩時間，取 20min； 故： m/min 則工作面的最大牽引速度為： 179。 = m/min 采煤機的實際截煤速度應為 7～ 8 m/min，空載時應不小于 12 m/min，以減少輔助工作時間。 （ 2）采煤機的功率 式中： W — 采煤機所需功率， kW； v — 采煤機所需平均牽引速度， m/min； B — 工作面截深，取 ； H — 采高，根據國內大采高設備能力，取 ； k — 破巖能力系數 ， 取 ； wH — 能耗系數 (～ )，取 ～ ； 故 ： )( ～～W ??????? kW 根據上述計算，選用 德國艾克夫公司制造的 SL500 電牽引 采煤機，其具體技術參數見表 62。 表 62 采煤機技術特征表 項目 單位 數目 型號 SL500 制造廠家 德國艾克夫公司 采高 M ～ 截深 M 滾筒直徑 M 牽引功率 KW 180 牽引方式 電牽引 牽引力 KN 312～ 980 牽引速度 m/min 0~ 機身高度 M 截割功率 KW 1500 9)35250( ???? ???vwvBHkHW 60? （公式 ） 第 三十七 頁 生產能力 t/h ≤ 4000 刮板輸送機選型 （ 1）刮板輸送機的生產能力應將采煤機 采下的煤全部運出，并留有余地。因受設備開機率、液壓支架移架速度、礦井瓦斯涌出量及通風能力限制，采煤機實際生產能力為： HB VrCQ 60? （公式 ） 式中： Q —— 采煤機小時采煤量， t/h； H —— 采高， m； B —— 工作面截深，取 ； V —— 采煤機實際牽引速度，取 6m/min； r —— 煤的容重， t/m3； C —— 采煤機反向空牽引或清浮煤、割煤時的牽引速度， 取 ； 故 ： 1 0 0 6 ???????Q t/h 則刮板輸送機的運輸能力應達到 1200 t/h。 （ 2）刮板輸送機的鋪設長度和裝機功率應按工作面設計長度和采煤參數來確定。初步計算功率在 1000kW，結構應堅固耐用。根據上述原則選擇PF41132 型工作面刮板輸送機，其主要技術參數見表 。 表 刮板輸送機技術特征 項 目 單 位 數 目 型 號 PF41132 制造廠家 德國 DBT公司 運輸 能力 t/h 2500 出廠長度 m 250 刮板鏈形式 中雙鏈 減速器速比 1: 電壓等級 V 3300 總裝機功率 KW 1400 鏈速 m/s 中部槽尺寸 mm 1756179。 1332179。 353 三、 回采工作面支護方式 支架選型及布置 工作面選用液壓支架支護，根據頂底板巖性及煤層厚度， 采高條件，并 第 三十八 頁 參照礦上的實際情況，選用 DBTSchitd255/550 型液壓支架，并配備電液閥。 支架技術特征表見表 。 表 支架技術特征表 項目 單位 數目 型號 DBTSchitd255/550 型式 二柱支撐掩護式 支撐高度 M 支撐寬度 M 工作阻力 KN 8738 支護強度 MPa 支架重量 T 支架最大長度 M 制造廠家 德國 DBT公司 工作面支架最大 控頂距 6415mm，最小控頂距 5550mm，端面距 400mm，放頂步距 。 支架支護強度的驗算 結合礦上實際情況，工作面液壓支架按照工作面最大采高的八倍進行計算，上覆巖層所需的支護強度按下式計算： F=8179。 H179。 R179。 g （公式 ） 式中： H工作面采高， ； R上覆巖層容重 2200kg/m3； F計算工作阻力， KN。 則 F=2200179。 179。 179。 8= 根據支架說明書的工作阻力為 8738KN 大于 8 倍采高驗算所需的工作阻力，所以此類型支架符合本工作面支護要求。 頂板管理 采用液壓支架及時支護方式管理頂板并隔離采空區，自然垮落法處理采空區。 移架及推溜方式 移架： 正常情況下 ， 采煤機后滾筒割煤后，滯后 35m開始移架 ，移架步距 。 頂板破碎時，前滾筒割過 35m 時即伸出支架 伸縮 梁或提前 拉 架 ，但過程中滾筒嚴禁割碰支架伸縮梁或頂梁 。 移架采用本架操作，移架時禁止 第 三十九 頁 相鄰兩架同時動作。移架要求少降快拉，帶壓擦頂拉架。拉架后保證工作面支架在與工作面平行的同 一直線。操作完畢后及時將手把打到零位。 提前拉架工藝流程：拉架 ?割煤（落煤、裝煤、運煤） ? 移溜 五、 端頭支護及超前支護方式 機頭、機尾貼幫柱及切頂柱打法及要求： 從煤壁向外 20m 距采幫 和 處各支設一排帽柱，柱間距不超過1m，柱帽規格： 600179。 150179。 80（長179。寬179。高） mm。壓力較大時可適當加密超前維護的單體柱。帽柱不得支設在鋼帶上。帽柱支設符合質量標準化要求。 工作面端頭應力集中區配備端頭支架、單 體液壓支柱、金屬鉸接頂梁強化頂板管理。 超前支護管理 分帶 膠帶斜巷、 分帶 回風斜巷超前煤壁不小于 20m 對頂板加強支護。如果頂板完好，壓力不大，且錨索支護良好時，可以支護單體柱進行超前維護；若頂板破碎、壓力大，則進行套棚管理。具體管理辦法如下： ⑴ 進風順槽 超前管理 A、當頂板壓力不大且在五無（無離層、無下沉、無劈口、無破碎、無斷裂）情況下超前支護方式： 從煤壁向外 20m 距采幫 和 處各支設一排帽柱，柱間距不超過1m，柱帽規格： 600179。 150179。 80（長179。寬179。高） mm。壓力較大時可適當加密超前維護 的單體柱。帽柱不得支設在鋼帶上。帽柱支設符合質量標準化要求。 B、當壓力大（頂板下沉或底板鼓起）及初采期間，頂板有破碎跡象或已經破碎時采用以下方式超前支護： 從煤壁向外 20m 延至落山切頂線，距第一架頂梁 處支設 1路交錯邁步抬棚管理頂板。棚梁間距不超過 ，規格為不小于φ 200mm 的優質一面見平梁，長度 5m，梁下支設單體柱，柱距不超過 1m。跨溜時，要求一梁不少于 3 根柱。支護不能滿足需要時，可適當加設抬棚。棚梁支設符合質量標準化要求。 ⑵ 分帶 回風斜巷超前管理與 分帶 膠帶斜巷同。 超前支護見圖 。