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本科毕业论文---采煤工艺模拟设计.doc

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资源描述

1、采煤工艺模拟设计报告 设计课题: 采煤工艺模拟设计 专业班级: 学生姓名: 指导教师: 设计时间: 2014.6.18 - 2014.6.29 工程技术学院前 言在当今科技经济发展的新形势下,煤炭开采技术的研究必须面向国内国外两个市场,面向经济建设主战场,立足于煤炭开采技术的前沿,立足于中国煤炭发展战略所必备的技术设备,立足于煤炭工业中长期发展战略所必需的关键技术的公关,立足于煤炭工业工程实际问题的解决,重点从事中场那个气研究开发和技术设备,跟踪产业科技前沿,开发有自主知识产权的煤炭开采技术及配套设备的主导核心技术,占领技术制高点。采煤方法和工艺的进步和完善始终是采矿科技发展的主题。本次设计通

2、过我们到扎赉诺尔矿务局灵泉矿实地实习、搜集、整理的矿井井田地质报告以及灵泉矿七采区的地质报告和七采区回采规程等资料,回校后依据矿产资源法、煤炭法、煤矿安全规程等技术政策和法规,运用所学的专业知识着力解决以下问题:七采区工作面的设计,回采工艺的设计,破煤方式的选择,装煤及运煤方式的选择,工作面端头支护的设计以及顶板的管理等内容并最终绘制出工作面布置图。回采工艺课程设计是学生在校学习煤矿开采方法课程中的重要技能学习环节,目的在于通过课程设计巩固和加强课堂理论知识,并使之与生产实践紧密结合,以培养学生运用所学知识分析问题与解决回采中各主要工序的基本能力,掌握设计的基本方法和设计技能,并结合生产实践,

3、锻炼解决生产所遇到的实际问题,培养学生正确的思维方式和工程技术人员应具备的基本技能。由于本次的采煤工艺模拟设计,涉及学科多,运用知识多,考虑环节多,同时需要我们去查阅资料,思考问题,斟酌方案。因此,我们不仅仅把以前所学的知识温习了一遍,更重要的是把所学的知识融会贯通的运用了一遍,极大地提高了我们的实践能力和专业水平,这对于我们以后的工作有着极大的帮助,让我们更有信心走向工作岗位。目 录 第一章 采区概况11.1地理位置、境界、尺寸和面积11.1.1地理位置11.1.2井田境界及尺寸面积11.2 可采煤层21.3资源储量及设计生产能力51.3.1资源储量51.3.2可采储量51.3.3矿井设计生

4、产能力51.3.4服务年限51.4采区地质构造61.5井筒型式、出口及主要用途61.6矿井工作制度71.7煤层瓦斯及自燃发火期7第二章 工作面概况72.1工作面位置及井上下关系72.2煤层及顶底板赋存情况82.3地质构造92.4储量及服务年限102.4.1储量102.4.2工作面服务年限102.5 影响回采的其它因素102.5.1工程地质102.5.2瓦 斯112.5.3煤尘爆炸性112.5.4煤的自燃倾向性112.5.5地 温11第三章 回采工艺设计113.1回采工艺选择113.2回采工艺方式123.2.1采煤机进刀方式123.2.2割煤123.2.3移架133.2.4推前部输送机133.2

5、.5放顶煤133.2.6拉后部输送机143.3工作面设备配备143.3.1采煤机的选择143.3.2液压支架选型163.3.3刮板输送机选型193.3.4可伸缩带式输送机193.4破煤、装煤和运煤203.4.1破煤203.4.2装煤203.4.3运煤203.5顶板管理203.5.1工作面支护设计203.5.2液压支架主要参数233.5.3特种支架233.6回采面生产技术管理253.6.1作业方式253.6.2劳动组织253.6.3主要技术经济指标263.7风量选择及计算273.8安全技术措施323.8.1一般规定323.8.2顶板管理33第四章 生产系统354.1工作面运输354.1.1运输方

6、式354.1.2运输设备354.2通风系统364.3供电系统364.4压风系统374.4.1空气压缩机设备的选择374.4.2空气压缩机及压风管路的布置方式374.5防灭火系统384.6排水系统394.7避灾路线404.7.1发生火灾时的避灾路线:404.7.2发生水灾时的避灾路线:404.7.3发生瓦斯爆炸及煤尘爆炸时的避灾路线:40致谢:40参考文献:41第一章 采区概况1.1地理位置、境界、尺寸和面积1.1.1地理位置 灵露煤矿位于满洲里市扎赉诺尔煤田向斜西翼的中部,行政区属内蒙古自治区满洲里市东湖区,西距满洲里29km,东距海拉尔180km,至哈尔滨908km。地理坐标: 东径1174

7、300-1174533 北纬492500 -4926301.1.2井田境界及尺寸面积 2001年12月由中华人民共和国国土资源部发放采矿许可证(证号:1000000140166),采矿权人为扎赉诺尔矿务局。2008年3月由中华人民共和国国土资源部以国土资矿函(2008)15号文关于灵泉露天煤矿采矿权变更问题的复函,确定灵露煤矿开采范围由13个拐点坐标组成,井田走向长3.86km,倾斜宽3.27km,面积12.35km2,开采深度+544m-570m。 本矿井采矿证正在办理中,采用北京坐标系,井田境界拐点坐标见表1-1-1。 井田境界拐点坐标表 表1-1-1编号纬距(X)经距(Y)编号纬距(X)

8、经距(Y)15476620395510008547558939554695254758893955198795477995395551453547655839552202105478706395556284547629239552530115480209395537805547613239552482125480090395532026547601439552812135478324395520817547616939552857灵露煤矿露天开采范围拐点坐标表详见表1-1-2,井工开采范围拐点坐标表详见表1-1-3。露天与井工开采范围示意图详见图1-1-1,矿井四邻关系详见图1-1-2。露天开

9、采范围拐点坐标表 表1-1-2编号纬距(X)经距(Y)编号纬距(X)经距(Y)154766203955100045479395395537252547641438551277554800903955320335476558395521556547832439552081井工开采范围拐点坐标表 表1-1-3编号纬距(X)经距(Y)编号纬距(X)经距(Y)154779953955514585475889395519872547870639555628954765583955220235480290395537801054762923955253045480090395532021154761323

10、95524825547939539553725125476014395528126547734639552155135476169395528577547641439551277145475589395546951.2 可采煤层 1.2煤层:分布于本区东部,向西抬起被剥蚀,分布面积比1煤层稍大,可采面积1.89km2,煤层厚度1.04m4.55m,平均3.43m;一般为单一结构,局部含12层夹石,岩性为泥岩、粉砂岩,偶见中、细粒砂岩;煤层顶板为泥岩、粉砂岩,局部为中粒砂岩;底板为泥岩或粉砂岩。 2.3煤层:分布于本区东部,向西抬起被剥蚀,分布面积比2煤层稍大,可采面积2.76km2,与2煤层间

11、距17.6739.52m,平均为27.26m,自西向东间距增大,煤层厚度1.024.58m,平均2.28m;可采厚度为1.504.58m,平均2.80m;结构较简单,夹石为03层,岩性为泥岩或粉砂岩;顶板岩性以含砾粗砂岩、砂砾岩为主,底板岩性为泥岩、粉砂岩、细粒砂岩。 3.2-11煤层:为本区局部可采煤层,可采面积5.763km2,厚度0.634.63 m,平均1.68m,结构较简单,夹石由无到有,最多二层,岩性一般为砂岩或泥岩。煤层在38线以南,34-36线中浅部,37线浅部,29-33线浅部变薄不可采,在走向由南往北变厚,并在27-28线左右与2-12合并为一层,沿倾向由浅入深,煤层逐渐变

12、厚,顶底板岩性为细砂岩。 4.2-12煤层:为本区大部可采煤层,可采面积9.309km2,煤层厚度1.1319.58m,平均8.61m,结构由简单到复杂,最多为五层,夹矸层岩性一般为泥岩或炭质泥岩。煤层在32-39线中浅部变薄不可采,40线以南不可采,且上与2-11在27-28线左右合并,下与2-13在28-29线左右合并,沿倾向由浅到深煤层增厚,由南向北逐渐增厚;顶、底板岩性均为细砂岩。煤层厚度5.0419.58m,平均11.99m;一般有2层夹石,个别点有4层夹石,夹石多为炭质泥岩或泥岩,沿走向从北向南,夹矸厚度逐渐增厚,煤层逐渐变薄。28-29线以南煤层分岔为三个层,夹石厚度达到4m,岩

13、性变为泥岩、粉砂岩及细砂岩;在倾向上,由浅部向深部煤厚逐渐增加,夹矸减少至一层;顶板一般为泥岩或粉砂岩,底板一般为细粒砂岩及中粒砂岩;属较稳定的厚煤层。 5.2-13煤层:为本区局部可采煤层,可采面积为2.284km2,厚度0.052.57m,平均1.19m,结构较简单,有夹石一层;该煤层在37线以南变薄不可采,33-36线中浅部,29-32线浅部不可采,并在28-29线左右与2-12合并为一层,煤层由南向北逐渐增厚,由浅到深逐渐增厚,煤层顶、底板岩性为细砂岩。 6.2-2煤层:全区大部可采,可采面积3.527km2,煤层厚度1.075.04m,平均3.01m,结构较复杂,夹矸23层,夹矸多为

14、炭质泥岩及泥岩,夹矸由北向南逐渐增厚,煤层变薄;25线以南分岔成上、中、下三分层,且厚度变薄,26线以南分层煤厚在1m左右,但多数点不可采,中下分层逐渐尖灭。在22线以北的深部,煤层结构较简单,煤层顶底板均为粉砂岩或泥岩,属较复杂型中厚煤层。 7.3煤层:为本区的主要可采煤层,可采面积为9.886km2,全区发育,厚度3.9525.92m,平均14.69m,为一厚特厚煤层,煤层结构较简单,夹石最多四层,岩性为泥岩或炭质泥岩,煤层稳定性好,规律性强,由南向北,由浅到深煤层变厚,煤层顶、底板岩性为中砂岩。露天区:全区可采,煤层厚度8.2425.92m,平均14.48m,煤层下部一般有一层夹矸,结构

15、简单。在走向上煤厚变化不大,在倾向上,由浅入深煤层逐渐增厚,煤层顶板为泥岩,底板为细砂岩,属稳定型厚煤层。 8.1煤层:全区大部分地区发育,可采面积为9.514km2,煤层厚度2.747.85m,平均厚度5.92m。在倾向上由浅入深逐渐变薄并分叉为34个分层,在走向上由北向南,从29线浅部开始分叉,至33线的浅部全部分开,分叉前,为一稳定至较稳定煤层。顶板为泥岩、砂质泥岩,底板为粉砂岩,细砂岩。 9.1煤层:井田内大部地区发育,可采面积为9.723km2,煤层厚0.208.40m之间,平均厚度6.30m,夹矸07层,在倾向上,浅部沉积边缘煤层分岔变薄至尖灭,夹矸多达7层,中、深部煤层厚度大且稳

16、定,夹矸02层;在走向上,由北向南从23线的深部开始分叉,至26线的浅部全部分开,分为1、1-2两层,分叉前夹矸02层,分岔后夹矸03层,厚度由北向南逐渐变薄。因此 1煤层属较稳定煤层,煤层顶、底板主要是砂质泥岩和粉砂岩,局部为细砂岩。 10.3煤层:井田内大部分地区发育,可采面积为9.655km2,煤层厚度0.307.80m,平均厚度4.20m,结构由简单到复杂,夹矸06层;在倾向上,浅部沉积分岔变薄至尖灭,夹矸多达6层,深部合为一层,厚度稳定,夹矸02层,在走向上,从北向南煤厚逐渐变薄。因此,3煤层属较稳定煤层,煤层顶板多为粉砂岩及泥岩,局部为细砂岩;底板多为粉、细砂岩,盆地边缘相变为砾岩

17、。11. 4煤层:井田内大部分地区发育,可采面积6.465km2,煤层厚度0.304.50m,平均厚度2.40m,结构较简单,夹矸02层;大部分地区为上下两层同时出现,在倾向上,向浅部变薄至尖灭,中深部厚度较稳定,再向深部亦有变薄现象;在走向上,从北向南煤厚逐渐变薄。因此,4煤层属较稳定煤层,煤层顶板多为粉砂岩及泥岩,局部为细砂岩;底板多为粉、细砂岩,盆地边缘相为砂砾岩。1.3资源储量及设计生产能力1.3.1资源储量根据内蒙古自治区满洲里市扎赉诺尔煤田灵露煤矿煤炭资源储量核实报告提供,截止2008年6月底灵露煤矿保有资源量为693.951Mt,其中:露天停采线以上,供露天开采的资源量为12.4

18、55Mt;露天停采线以下,供井工开采的资源量为681.496Mt。1.3.2可采储量 矿井设计可采储量汇总表见表1-2-1。 依据有关规程、规范的相关规定计算矿井设计可采储量,经计算全矿井工业场地等煤柱及开采损失合计为177.828Mt,扣除上述损失后,全矿井可采储量为278.289Mt,其中,采区回采率按厚煤层取75%。 矿井设计可采储量汇总表 单位:10kt 表1-2-1煤 层名 称设计储量工业场地等煤柱及开采损失设计可采储 量专用线工 业井筒及开 采小 计场 地大 巷损 失2-1212755.87 2210.40 184.70 385.60 2493.79 5274.49 7481.37

19、 2-22349.99 186.80 39.50 48.00 518.92 793.22 1556.77 316494.05 1847.60 505.80 1084.20 3264.11 6701.71 9792.34 15658.94 547.10 257.70 125.40 1182.19 2112.39 3546.56 13415.38 208.30 305.80 42.30 714.75 1271.15 2144.24 33453.15 322.50 102.60 35.00 748.26 1208.36 2244.79 41484.36 25.00 42.20 0.00 354.29

20、 421.49 1062.87 合计45611.73 5347.70 1438.30 1720.50 9276.31 17782.81 27828.9 1.3.3矿井设计生产能力 灵露煤矿设计生产能力为300万t/a(3.00Mt/a)。1.3.4服务年限矿井可采储量278.289Mt,储量备用系数1.3。采区服务年限采区可采煤量/(采区生产能力储量备用系数)278.289/(3.001.3)71.35年。1.4采区地质构造二采区开采的层组煤层总厚度26.31m,层组含3个主要可采煤层,分别为2-1、2-2、3煤层,其中2-1、3煤层均属厚煤层,全区发育,赋存稳定。二采区首采煤层为层群的2-1

21、 煤层,煤层厚度为8.83-15.97米,夹矸最多为3层,夹矸厚度为0-0.32米,夹矸岩性为泥岩、粉砂岩或炭质泥岩。2-1煤层顶板岩性主要为泥岩、砂质泥岩、其次为粉砂岩、细砂岩,底板岩性主要为砂质泥岩、粉砂岩,局部见有泥岩、细砂岩。二采区层群煤层之上主要有三个含水层。从下至上依次为:第四系冲积孔隙含水层(第三含水层)、号煤层群砂岩含水层(第二含水层)、2-1煤层顶板砂岩含水层(第一含水层)。1.5井筒型式、出口及主要用途 根据开拓布置,矿井移交生产时建成三条井筒,分别为主斜井、副斜井、风井。 主斜井:担负煤炭的提升任务并兼作辅助进风及安全出口。井筒坡度1347,提升方位角32430,井筒全长

22、1199.555m;井筒净宽3.7m,净断面:表土段12.4m,基岩段13.1m。掘进断面:表土段19.9m,基岩段18.7m。表土段采用钢筋混凝土支护,基岩段采用钢支架+喷射砼支护。井筒内布置钢丝绳芯强力胶带运输机,设置台阶、扶手,敷设消防洒水管路、通信电缆、信号电缆、照明电缆等。 副斜井:担负升降人员、运输材料及设备的提升任务并兼作主进风井及安全出口。井筒坡度为1336,提升方位角32430,全长920.720m;井筒净宽4.2m,净断面:表土段14.0m,基岩段14.6m。掘进断面:表土段22.4m,基岩段21.2m。表土段采用钢筋混凝土支护,基岩段采用钢支架+喷射砼支护。井筒内布置JK

23、-3.0/20(E)提升机一台,设置台阶、扶手,敷设消防洒水管路、压风管路、以及动力、通讯、信号、照明等电缆。风 井:井筒坡度25,方位角32430,全长486.254m;井筒净宽4.2m,净断面:表土段14.0m,基岩段14.6m。 掘进断面:表土段22.4m,基岩段21.2m。表土段钢筋混凝土支护,基岩段采用钢支架+喷射砼支护。井筒内设置台阶、扶手,敷设有防火注砂管路及消防洒水管路,作为全矿井的专用回风井并兼做矿井的安全出口1.6矿井工作制度矿井设计年工作日为330d,每天四班作业,其中三班生产、一班准备,每班工作6h,每天净提升时间为16h。1.7煤层瓦斯及自燃发火期 根据内蒙古自治区煤

24、炭工业局文件内煤局字2012490号文件关于扎来诺尔煤业有限责任公司所属井工煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复,本井为瓦斯矿井,经测定2012年度灵露矿CH4绝对涌出量为0.389m3/min,CO2绝对涌出量为1.309 m3/min,CH4相对涌出量为0.498 m3/t,CO2相对涌出量为1.676 m3/t,根据以上数据可知,本矿井无煤与瓦斯突出危险。煤尘有爆炸性,煤层自燃发火倾向等级为类,属容易自然煤层,自燃发火期为36个月。第二章 工作面概况2.1工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系 表2-1-1位 置北二采区三区段地面标高范 围工作面北边以开拓巷道保护煤柱为界,南边以工作面切眼

25、保护煤柱为界,东边以灵露矿工业广场保护煤柱为界。+545.00m工作面标高+316.1+404.3面 积559492m2走向长度2270m倾斜长度197.5m倾 角58地 面情 况地面有140户居民住宅、公路、耕地、排土场、荒地。回采对地面设施的影响及沉陷范围回采后地面会产生裂缝、形成不同程度沉陷,预计最大下沉值为7-8m,对居民住宅及耕地有一定影响,需要对受采动影响的居民住宅进行动迁,对受采动影响的公路进行改道或原地恢复。沉陷范围是首采工作面对应地表外扩73m-98m。储 量(万T)工业储量可采储量回采率回采损失644.5483.3575%161.125顶、底板 岩性煤层顶板顶板岩性主要为粉

26、砂岩、泥岩、其次为砂质泥岩、细砂岩等。煤层底板底板岩性主要为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩,局部见有细砂岩。钻 孔情 况此工作面内有9个钻孔,分别是77-20、77-23、77-32、77-91(此孔为一层群钻孔,孔深为43.4米)、63-72、77-52、64-56、77-89、66-2号钻孔,要求在回采时,要提前制定过钻孔的安全技术措施。水 文根据钻探及物探资料,2-3煤层顶板以上影响开采的主要有三个含水层,即是第含水层、第含水层及第含水层。补 充说 明1、2-3煤层顶板上覆有砂岩含水层,回采前必须通过井下仰上钻孔对含水层的水进行超前疏降,要求达到安全水头值并经公司相关处室验收后,方可回采。2、回

27、采期间,加强顶板管理,避免出现掉顶、冒顶现象发生。2.2煤层及顶底板赋存情况工作面煤层情况及特征表 表2-2-1煤层厚度/m12.0m煤层结构较简单煤层倾角58开采煤层2-3煤种褐煤稳定程度稳定煤层走向NE10-55煤层倾向SE80-35普氏系数/2.5煤层层理发育煤层节理较发育灰分16.96%挥发分43.87%容重1.25 g/cm3自燃发火期36个月绝对瓦斯涌出量0.389m3/min 煤尘爆炸指数39.11%发热量14.10MJ/kg煤层情况描述灵露煤矿含煤地层分两个煤组,上部为伊敏组,下部为大磨拐河组;本工作面煤层较稳定,局部赋存夹矸12层,平均煤层厚度12m。顶底板名称岩石名称厚度(

28、m)岩性描述基本顶泥岩3.8灰色、块状,含碳屑,胶质较好直接顶粉砂岩26.2灰色深灰色,块状,胶质较好直接底砂质泥岩0.9灰白色,砂质结构交接程度一般夹有劣质煤和细砂岩基本底砂质泥岩0.9灰白色,砂质结构交接程度一般夹有劣质煤和细砂岩 煤层顶、底板岩性表 表2-2-22.3地质构造 灵露煤矿矿建工程共揭露两条断层为FA 、F43具体描述如下: 1、三条下山和一片车场实际揭露的断层为FA,根据右零片和右一片顺槽实测剖面推测该断层在首采面内延伸至600m处尖灭(停采线以里190m处)。FA断层可能造成在北二采区三区段的局部地段出现半土半煤情况,回采时应采取过断层安全技术措施。 2、在北二采区三区段

29、的零片顺槽内实际揭露F43断层(距右零片顺槽开口2590m处)。该断层在揭露以后,因导通含水层曾经出现涌水、溃砂现象。经施工单位采取加强支护和封闭的安全技术措施后F43断层的涌水、溃砂情况已得到了有效的控制。 北二采区三区段回采初期应注意防范由于综放开采形成的导水裂隙带使零片顺槽(开切眼前12米处)的F43断层再次出现涌水、溃砂现象。 表2-3-1断层编号产状落差(米)可靠程度活动范围控制程度走向倾角F43NE10-3055-6520-25可靠26线以南钻孔控制及矿建工程实见。FANE44-6658-681-19较可靠19-20线以北钻孔控制及矿建工程实见。(附:北二采区三区段地层柱状图)2.

30、4储量及服务年限2.4.1储量 (1)工作面工业储量:ZcL走L倾h 式中:Zc工作面工业储量,万吨; L走工作面走向长度,; L倾工作面倾向长度,; h工作面采放煤总厚度,; 煤容重,/m3; Zc2270197.511.51.25=644.5万吨 (2)工作面可采储量:工业储量回采率=644.5万吨75%=483.35万吨 (3)回采率:工作面回采率75%。2.4.2工作面服务年限灵露矿设计年产量300万吨。 工作面平均每月产量:300万吨12个月=25万吨 /月。 工作面服务年限为:483.35万吨300万吨/年=1.61年。2.5 影响回采的其它因素 2.5.1工程地质本区煤层顶底板岩

31、石力学强度低,均为软弱岩石,岩石节理较发育,稳固性差,在回采过程中可能会发生煤层顶板冒落的情况。2.5.2瓦 斯 经测定2012年度灵露矿CH4绝对涌出量为0.389m3/min,CO2绝对涌出量为1.309 m3/min,CH4相对涌出量为0.498 m3/t,CO2相对涌出量为1.676 m3/t,根据以上数据可知,本矿井无煤与瓦斯突出危险。因此,本矿井为瓦斯矿井。2.5.3煤尘爆炸性 根据各煤层的煤尘爆炸测试结果,均有爆炸性。现开采的2-3煤层,煤尘爆炸指数39.11。因此,本矿井煤尘有爆炸危险性。2.5.4煤的自燃倾向性 根据煤炭科学研究总院沈阳研究院所作煤自燃倾向性鉴定检验报告本煤层

32、为容易自燃煤层。2.5.5地 温井田内恒温带深度为73m,恒温温度为4.3/100m,平均地热增温率2.2C/100m,无地热异常,矿井目前或者深部开采都不会出现热害问题。第三章 回采工艺设计3.1回采工艺选择根据采区煤层特征及地质条件,可选择分层综采工艺、综采放顶煤工艺和大采高一次采全厚回采工艺,这三种工艺各有优缺点,下面对其进行比较:1) 分层综采工艺的特点优点:分层综采工艺技术成熟,设备类型齐全性能完好,操作方便,管理简单,可选出适应各种条件的采煤设备;液压支架及配套的采煤机设备小、轻便,回采工作面搬家方便。采高一般为2.0-3.5m,回采工作面煤壁增压小,煤壁稳定,生产环节良好;工作面

33、采出率高,可达到93-97%以上。缺点:巷道掘进较多,万吨掘进率低;工作面单产低,单产提高困难;开采投入高,分层开采人工铺网劳动强度大,费用大;加剧接替紧张的矛盾,需要等到再生顶板稳定后才可采下分层。2)综采放顶煤工艺特点优点:有利于合理集中生产,实现高产高效,单产和效率高,具有显著的经济效益;巷道掘进较少,减少了巷道的维护工程量,同时生产也相对集中;工作面搬家次数少;对地质条件、煤层赋存条件有更大的适应性。缺点:煤损多,工作面回收率低;煤尘大,放煤时煤和矸界线难以区别,使得煤炭含矸率提高,影响煤质;自然发火、瓦斯积聚隐患较大,“一通三防”难度大 。3)一次采全高工艺特点优点:工作面产量和效率

34、高;巷道掘进较少,减少了巷道的维护工程量,同时生产也相对集中;万吨掘进率高;工作面搬家次数少,节省搬迁费用,增加了生产时间;材料消耗少。缺点:煤炭损失大,对于煤厚比采高大的煤层,一次不能采完;控顶较困难,煤壁容易偏帮;采高固定,适应条件单一。通过对以上三种采煤工艺的比较可以看出,由于设计煤层为12m特厚煤层,为实现矿井生产的高产高效宜采用综合机械化放顶煤回采工艺方式。顶板管理方式为全部跨落法。3.2回采工艺方式 北二采区三区段回采工作面采用走向长壁后退式综采放顶煤回采工艺,采煤机进刀方式为端部斜切进刀割三角煤方式,进刀段长度为30m,截深0.8m,割煤方式为双向割煤。采高3.5m,放煤高度8m

35、,采放比1:2.29。3.2.1采煤机进刀方式 工作面采用MG450/1040-WD型采煤机落煤,采用ZF12000/23/37型低位放顶煤液压支架放煤,并采用端部斜切进刀方式,自开切口进刀长度为30m,双向往返割煤,截深为0.8m。(附:进刀方式示意图)3.2.2割煤 采用双向割煤,采煤机前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤,往返两刀,利用滚筒旋转装煤,剩余的煤由铲板在推输送机时自行装入前部输送机。 (1)采煤机割透端头煤壁后,推移前部输送机,输送机弯曲段不少于20m,将两个滚筒的上下位置进行调换,继而反向割煤,使得采煤机达到正常截深后(截深0.8m),按要求推移弯曲段的输送机至平直状态。 (2)采煤

36、机将两个滚筒的位置调换,反向割三角煤至割透端头煤壁。 (3)割完三角煤以后,将两个滚筒的上、下位置调换,采煤机空机返回,进入正常割煤状态。3.2.3移架 采用追机及时移架支护形式,移架滞后采煤机后滚筒46m,移架步距0.8m,由于本工作面煤层节理较发育,顶煤易破碎,采用依次顺序移架方式。操作液压支架顺序为: 降前梁(收前伸缩梁)降主梁移支架升主梁(伸前伸缩梁)升前梁。接班后,支架工首先进行安全确认,当确认作业现场设备、环境等符合安全生产条件后,方可开始移架作业。移支架以能使支架前移为宜,主梁下降量控制在200mm以内,防止咬架或漏顶煤。3.2.4推前部输送机 在移架后顺序推前部输送机, 前部输

37、送机采用跟机分次推入法。移架后支架工跟机推移前部输送机,分23次推移到位,滞后移架6-15m左右,其弯曲段长度不少于于20m,推溜步距为0.8m,推输送机时不得出现急弯,避免出现齿轨掰碎现象。3.2.5放顶煤 (1)初次放顶煤 工作面初采推过开切眼20m后,如果工作面顶板涌水及顶板压力均无变化,采用逐渐放煤,放煤同时指派专人观察顶板水和顶板压力的变化情况,推进至70m后按作业规程的规定正常放煤。 (2)正常放顶煤 放煤方式一采一放、连续、顺序、多次、均匀放煤方法。 放煤方向为:由下至上或由上至下逐架放煤。放煤标准见矸停放,放煤步距0.8m。 放煤作业前,放煤工首先进行安全确认。当确认现场设备、

38、环境等条件符合本岗位安全确认标准后,方可开始放煤作业,每个放煤工相距1020架支架,跟机顺序等量放煤。放顶煤工序和割煤工序采用平行作业方式。放煤过程中,放煤工应互相配合好,尽量不让顶煤流出刮板输送机外。当有大块煤卡在放煤口影响放煤时,应反复动作尾梁,利用插板使大块煤破碎。达到放煤要求后,及时升起尾梁伸出插板,防止矸石混入煤中。靠近端部的放煤工根据后部输送机上的煤量适当控制放煤量。 (3)喷雾降尘 放煤时,随着操作支架尾梁,尾梁上的喷雾装置自动开启,随放煤随喷雾降尘。 (4)工作面末采 当工作面推进到距离停采线20m时不放煤,留顶煤维护工作面。工作面末采的安全技术措施另行专门制定。3.2.6拉后

39、部输送机 后部刮板输送机在放完顶煤后拉移,拉移步距为0.8m,必须依次顺序拉移由机头向机尾(或由机尾向机头)顺序拉回,已拉完的后部刮板输送机应呈一条直线,严禁相向操作,杜绝误操作,确保弯曲段不小于20m,确保拉移到位。3.3工作面设备配备3.3.1采煤机的选择综采放顶煤工作面生产能力3.00Mt/a,采煤机割煤能力应达到0.20Mt/a左右;设计考虑一定富裕,采煤机割煤能力按0.6Mt/a计算,即日割煤1818.2t;设计确定工作面长度197.5m,平均采高3.5m;综采放顶煤采煤机组开机率确定为60,则采煤机的平均切割速度为:1、采煤机小时生产能力计算工作面按年产3.00Mt,每年按330d

40、计算,工作方式为“四六制”,即三班出煤,一班检修,工作面长度按197.5m计算,要求采煤机平均落煤能力为:式 中:Qm采煤机平均落煤能力,t/h;Qr采煤机平均日产量,1818.2 t/d;L工作面长度,197.5m;Ls输送机弯曲段长度,20m;Lm采煤机两滚筒中心距,12.81m;煤层实体煤容重,1.25t/m3;工作面回采率,75%;Td采煤机返向时间,1min;B采煤机截深,0.8m;H平均采高,3.5m;K采煤机平均日开机率,0.45。带入参数计算得采煤机平均落煤能力为: 2、采煤机平均割煤速度工作面是否达到预定的产量,主要取决于采煤机的切割速度。 3、采煤机最大割煤速度和最大生产能

41、力采煤机最大割煤速度: 采煤机最大生产能力: 式 中:采煤机最大割煤速度,m/min;采煤机最大落煤量,t/h;采煤机割煤不均衡系数,取1.45。Vmax1.451.591.97 m/minQmax1.45285.512413.99t/h 4、采煤机截割功率按采煤机单位能耗计算采煤机的截割功率为:式 中:N采煤机截割功率,kW;备用系数,取=1.25;采煤机割煤单位能耗,按铁法、扎莱诺尔等矿区实测,=0.550.85kWh/m3,取=0.7kWh/m3,则工作面采煤机截割功率为:N=601.250.83.51.970.7=289.59kW5、 根据煤层赋存条件、煤层硬度及夹矸情况,本次设计移交

42、的二采区工作面,选用性能可靠、大功率电牵引的采煤机,其型号为MG450/1040-WD,电动机总功率1040 kW,牵引力为748kN,牵引速度为07m/ min,截深0.8 m,采高为2.54.3 m,最大生产能力2050t/h。3.3.2液压支架选型综采放顶煤液压支架的选型是放顶煤技术的关键,综采放顶煤液压支架不同于普通综采液压支架,其作用不仅是支护顶板、推移支架和刮板运输机,还起到回收和破碎顶煤、隔离矸石的作用。支架按放煤口位置分为高、中、低位放顶煤支架。从实际使用情况看,低位放顶煤液压支架具有连续、无脊背损失、回采率高、产量高、煤尘小、放煤速度快、采煤和放煤可平行作业、工人劳动强度低等特点,是目前普遍使用的架型,故设计选用综采低位放顶煤液压支架。1、支架工作阻力的确定(1) 根据上覆岩层压力计算:综采工作面液压支架受力,主要是受上覆可垮落下位岩层(直接顶)的静压力和上位岩层(老顶)来压时的动压力的影响。为安全起见,煤层开采后,可及时垮落的上岩层形成对支架的静压力一般按煤层开采后所需的垮落高度来计算。煤层开采后,上位岩层最大可

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