煤礦礦井煤層結構設計畢業論文-資料下載頁

　　

【正文】 支護強度，MPa；K——備用系數，；M——煤層最大厚度，；γ2——頂板巖石容重，取26kN/m3。qn＝26103＝ MPa。b. 按估算法確定支架支護強度g＝Kd（g冒＋g頂）式中：g——支架支護強度，kN/m2；Kd——動載系數，；g冒——冒落帶自重應力，g冒＝γ1h；g冒＝Mγ1/(δ－1) ＝226/(－1) ＝208kN/m2γ1——上覆巖層容重，26kN/m3；M——工作面采高m，2m；δ——巖石初期碎脹系數，；g頂——頂煤自重應力，g頂＝Mdγ2；g頂＝26＝Md——放頂煤厚度。g＝（208＋）＝＝。通過上述兩種方法計算。根據支護強度計算結果，選用ZF6000/18/33型液壓支架，其主要技術參數見表7—1—6。表716液壓支架技術特征表型號工作阻力(kN)初撐力(kN)支護高度(mm)支護寬度(mm)支護強度(MPa)重量（t）ZF6000/18/3329402500156030401430端頭支護設計選用ZFG6500/25/38型放頂煤過渡支架。順槽超前支護選用DZ35型單體液壓支柱和π型鋼頂梁（L=）支護，一梁四柱。距順槽口前10m，排距為1，后10m間排距均為1m，超前支護距離20m。四、工作面回采方向及超前關系工作面回采方向采用后退式，相鄰工作面間采用前進式順序開采。五、工作面長度、首采工作面特征及年推進度1．采煤工作面長度及采高根據12號煤層厚度和開采技術條件，結合礦井設計生產能力，確定綜采放頂煤工作面長度為180m，，采放比1∶。2．采煤工作面循環數、年推進度工作面的產量和效率是隨著工作面長度的增加而提高，加大工作面長度不僅減少了準備和回采的工程量，而且也相對減少了端頭、進刀等輔助作業時間，保證工作面安全高效；推進長度的提高，減少了搬家倒面次數，為工作面連續穩定生產創造了條件。根據《煤炭工業礦井設計規范》，結合本礦技術、管理水平等因素，確定工作面長度均為180m，工作面工作制度均為“四六制”，三班生產、一班準備。、，日循環6個，月進度144m，按80%的正規循環率。六、工作面回采工藝工作面采用“二采一放”追機作業。工作面回采工藝為：機組端頭斜切進刀→采煤機割煤→移架→推移前刮板輸送機→放頂煤→移后刮板輸送機，工作面采用間隔多輪循環放煤方式。工作面主要設備配備見表518。表518 工作面主要設備一覽表序號設備名稱型 號單位數量備 注1采煤機MG170/410WD臺12刮板輸送機SGZ730/320臺23放頂煤液壓支架ZF6000/18/33架1144過渡支架ZFG6500/25/38架65單體液壓支柱DZ35根1806π型鋼頂梁L=、L=根727轉載機SZZ764/160臺18破碎機PCM132臺19可伸縮帶式輸送機SSJ1000/2125臺110乳化液泵站BRB200/套111噴霧泵站BQW315/16M套112探水鉆MYZ200臺1七、回采率一般影響采區回采率的因素有：采區隔離煤柱損失，區段煤柱及順槽頂煤損失，無法布置工作面開采的邊角煤損失等。根據上述因素及已確定的工作面回采率，考慮巷道煤柱回收60%后，一采區的回采率計算如下：一采區回采率＝1－（采煤工作面加權損失率＋采區隔離煤柱損失率＋區段煤柱損失率＋邊角煤損失率）式中：采煤工作面加權損失率＝放頂煤損失率＋采煤損失率＝（＋）/＝采區隔離煤柱損失率＝隔離煤柱面積/盤區總面積＝區段煤柱損失率＝區段煤柱面積/區段總面積＝邊角煤損失率＝采區內邊角煤面積/采區總面積＝故一采區回采率＝76%從以上計算可以看出，采區回采率可以達到75%的政策規定目標。第二節 采區布置一、采區布置方式1．采區巷道布置首采區選擇12號煤層一采區，垂直于大巷布置回采工作面，運輸順槽、回風順槽均沿12號煤層底板布置，運輸順槽直接與輸運巷相連，回風順槽直接與回風巷相連，均通過順槽聯絡巷與軌道巷相連，形成采區運輸、通風、排水等系統。2．采區開采順序采區內工作面開采方式采用前進式，工作面開采方式采用后退式。二、移交生產和達到設計能力時的工作面個數及生產能力計算1．工作面個數和位置礦井移交生產時，12號煤層布置1個綜采放頂煤工作面，位于12號煤層一采區，考慮12號煤層首采區位置的寬度，確定工作面長度180m，掘進工作面2個，采掘比為1：2。2．采煤工作面生產能力計算礦井移交生產及達到生產能力時，井下12號煤層布置一個綜采放頂煤工作面，工作面長度為180m，、采放比為1：。工作面生產能力由下式計算：Qc=labMrΦc式中：l——工作面長度，180m；a——工作面日推進度，；b——年工作日，330d/a；M——工作面采高，；r——煤的容重，；Φ——正規循環率，；c——工作面回采率。Qc=330180=602401t=工作面放頂煤生產能力由下式計算：Qf= lab Mf rΦc式中：l——工作面長度，174m；a——工作面日推進度，；b——年工作日，330d/a；Mf——放頂煤厚度，；r——煤的容重，；Φ——正規循環率，；c——工作面頂煤回收率。則Qf=330174=907195t=礦井布置2個煤巷綜掘工作面，，年進尺1856m。掘進煤量按下式計算：Aj=18562≈礦井年產量：＋+=。三、工作面運輸、通風、排水系統1．運煤系統工作面(刮板輸送機)→運輸順槽(帶式輸送機)→2號煤層運輸巷(帶式輸送機)→運輸大巷(帶式輸送機) →集中運輸巷(帶式輸送機)→井底煤倉→主立井(帶式輸送機)→地面。2．輔助運輸系統地面材料及設備→副斜井→井底車場→軌道大巷→回風順槽→工作面。3．通風系統地面新鮮風流→副立井（主立井）→車井底車場（煤倉上口聯絡巷）→軌道大巷（運輸大巷）→順槽聯絡巷→運輸順槽→工作面→回風順槽→回風大巷→集中回風巷→回風立井→地面。4．排水系統工作面順槽→軌道大巷→井底水倉→主排水泵房→管子道→副立井→地面（井下水處理站）。第三節 巷道掘進一、巷道斷面和支護形式12號煤層運輸大巷采用矩形斷面，，凈斷面12m2，錨噴（索）支護；軌道大巷采用矩形斷面，，錨噴（索）支護；回風大巷采用矩形斷面，，；工作面運輸順槽采用矩形斷面，， 錨桿（索）支護；工作面回風順槽采用矩形斷面，，錨桿（索）支護。巷道斷面尺寸及布置詳見《巷道斷面圖冊》。二、掘進工作面個數、組數，掘進的機械配備礦井移交生產時，12號煤層布置2個綜掘工作面。掘進工作面主要機械配備見表731。三、礦井生產時采掘比例關系，矸石率的預計礦井移交生產時，布置1個采煤工作面，2個掘進工作面，采掘比為1：2。礦井生產時，井下無巖巷掘進工作面，井下矸石主要是聯絡巷的部分掘進矸石，預計井下掘進矸石量36000t/a。四、移交生產時的井巷工程量礦井移交生產時，新增井巷工程長度7609m。表731 掘進工作面主要機械配備表設備名稱設備型號功率（kW）臺數備注掘進機EBZ150TY2402皮帶轉載機JZP100A102可伸縮帶式輸送機SSJ800/40402刮板輸送機SGB620/40T402局部通風機152156氣動錨桿機MQT120C1 2風鎬G10 1調度絞車2探水鉆機MYZ200222小水泵BQW1530342混凝土攪拌機(大巷掘進配備)安Ⅳ型1混凝土噴射機(大巷掘進配備)轉子Ⅱ 耗風量5～8m3/min1第八章 礦井提升第一節 概述 Mt/a， a，采區式準備，主副井斷面為圓形，井下主運輸設備為膠帶運輸， t固定式礦車，礦井為瓦斯礦井，可采煤層無爆炸危險性和自燃發火危險。礦井工作制度為“四六”制，三班生產，一班檢修，每天凈提升18h，最大班下井人數60 人。由于該井田開采深度大，生產能力大，立井開拓，采用一對標準多繩12t箕斗提煤，采用鋼絲繩罐道；，采用型鋼罐道。一、井下運輸設計的原始條件和數據礦井生產能力： ；礦井工作制度： 四六制；礦井瓦斯等級： 低瓦斯； 煤塵爆炸指數： 具有爆炸性。主立井筒斷面為圓形，深450 m。，；采用一對12 t箕斗進行煤炭提升。副井井筒采用立井形式，圓形斷面， m，深度450m，采用罐籠提升，主要負責人員、材料、矸石等的升降。二、礦井運輸系統井下運輸系統包括運煤系統、運料系統、人員運送系統、排矸系統、供電排水系統等。井下運煤路線為：工作面→運輸順槽→運輸大巷→井底煤倉→主井→地面材料運輸路線為：副井→井底車場→軌道大巷→軌道順槽→工作面。掘進的矸石經軌道順槽，軌道大巷通過礦車運輸到井底車場，由副井提升到地面。行人線路為：地面從副井→井底車場→運輸大巷→行人斜巷→采區運輸平巷→工作面供電：地面變電站→副井→井下中央變電所→采區變電所→移動變電站→工作面。排水：運輸順槽→運輸大巷→井底車場→中央水泵房→副井→地面。第二節 主副井提升一、主井提升（一）主井提升礦井設計生產能力為90萬t/a，屬大型礦井，根據大型礦井的要求可知一般采用大容量的箕斗提升；箕斗型號為JDS12/1104，技術特征見表822。表821 JDS12/1104箕斗主要技術特征表型 號名義載重量/t有效容積/m3提升鋼絲繩箕斗自 重/t數量/根直徑/mm繩間距/mmJDG16/150416554~300二、副井提升礦井設計生產能力為150萬t/a，屬大型礦井，根據大型礦井輔助提升的要求，一般采用罐籠提升；，技術特征見表822。表822 副井罐籠主要技術特征表項 目單位技術特征型 號裝載礦車型號2數量個2乘人數人34罐籠裝載量kN罐籠質量t最大終端載荷kN290提升首繩數量根6/4直徑mm24/28尾繩數根3/2第九章 通風和安全第一節 礦井通風條件情況《煤礦安全規程》規定：采區回風道、采掘工作面回風巷中甲烷和二氧化碳濃度不得超過1%，采掘工作面的空氣溫度不得超過26176。，采掘工作面的進風流中，按體積計算，氧氣不得低于20%，%。根據《煤礦安全規程》，礦井需要的風量按下列要求分別計算，并選取其中的最大值：根據采區巷道布置，礦井達產時，／a，井下布置一個綜采工作面，2個掘進工作面， m3/t。 。按回采工作面回風巷風流中瓦斯的濃度不得超過1%的要求計算。第二節 礦井通風一、通風方式和通風系統的選擇1．通風方式礦井通風方式采用中央并列式，風機工作方法采用抽出式。2．通風系統礦井采用主立井、副立井進風，回風立井回風的中央并列式通風系統。二、風井數目、位置、服務范圍及服務時間礦井移交生產時，共布置2個進風井，1個回風井，主斜井、副斜井進風，回風立井回風。主斜井、副斜井位于工業場地內，回風立井位于風井場地內。主斜井、副斜井和回風立井均服務于全井田。三、掘進通風及硐室通風掘進工作面采用獨立通風，由局部通風機采用壓入式供風。加油檢修硐室和采區變電所（后期）采用獨立通風，其余硐室采用全風壓通風。四、礦井風量、風壓及等積孔的計算1．礦井風量計算根據煤礦通風能力核定標準AQ10562008，礦井需要的風量按下列要求分別計算，并選取其中的最大值：1. 按采煤、掘進、硐室、及其他地點實際需要風量的總和計算Q礦＝（ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐＋ΣQ備＋ΣQ其他）K式中：Q礦——礦井總風量，m3/s；ΣQ采——采煤工作面實際需要風量的總和，m3/s；ΣQ掘——掘進工作面實際需要風量的總和，m3/s；ΣQ硐——獨立通風的硐室實際需要風量的總和，m3/s；ΣQ備——備用工作面需風量總和，m3/min；ΣQ其他——采煤、掘進、獨立通風硐室以外其他井巷需要通風風量的總和，m3/s；K——礦井通風系數，；12號煤層所需風量計算（1）采煤工作面實際需要風量的計算 每個采煤工作面實際需要風量，按工作面氣象條件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量（其中瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量以最大值計算）、人員和爆破后的有害氣體產生量等規定分別進行計算，取其中最大值。 A. 按氣象條件計算 Q采＝60vcfScfkchkcl式中：vcf——采煤工作面的風速，；Scf——采煤工作面的平均有效斷面積，按最大和最小控頂有效斷面的平均值計算，12m2；kch——采煤工作面采高調整系數，；kcl——采煤工作面長度調整系數，； 60——為單位換算產生的系數。Q采＝60＝1109m3/min＝20m3/sB. 按瓦斯涌出量計算Q采＝100qcgkcg式中：qcg——采煤工作面回風巷風流中平均絕對瓦斯涌出量，；回采工作面CH4絕