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采区巷道布置

5采区巷道布置及回采工艺

本设计开采8煤层,前期采用中央并列式。

根据整个矿井的地质情况,以及为了通风安全,前期,在靠近工业广场的附近布置工作面。

后期采用两翼对角式通风,工作面再向井田边界方向布置。

为了矿井达产,在南翼布置带区,在北翼布置采区。

本设计主要进行采区的巷道布置,以及采区回采工艺的设计。

5.1煤层的地质特征

本井田位于淮南煤田南部的阜凤与舜耕山逆冲断层之间,含煤地层总体构造形态为一走向北西、倾向北东、倾角一般在20°左右且局部有倒转现象的单斜构造。

本设计以整个矿井的煤为基础,而本设计主要开采8煤,采区的设计以8煤层为基础,巷道的布置也是用来开采8煤层。

5.1.1煤层情况

8煤层:

厚度2.43〜17.66m,平均4.94m,下距7煤4.30m,可采系数100%,变异系数47%,为主要可采煤层,但厚度变化特征十分显著,井线以西大片地段厚度极为稳定,一般变化在3.50〜4.00m之间,变异系数23%;井线以东厚度显著增大,一般变化在6〜10m之间,变异系数56%,因此,全区8煤层变异数偏大,但仍以稳定为主。

煤厚变化见图5-22,煤层结构简单〜较复杂,一层夹矸率31%,二层夹矸率29%,其岩性为泥岩、炭质泥岩,煤层顶板砂岩及砂页岩互层,底板泥岩、砂质泥岩,属稳定煤层。

8煤层顶板及其上部岩层为一植物化石带,主要为羊齿、瓣轮叶、斜羽叶等,而以椭圆斜羽叶及栉羊齿富集为其特征。

5.1.2煤层瓦斯含量

本井田部分主要可采煤层瓦斯含量最大值介于8.40〜17.85m3/t之间,且甲烷成分一般在80%左右,由此表明本井田深部主要位于瓦斯带。

总体来看,本井田同一煤层的瓦斯含量除有随深度增加而增高的趋势以外,还可能在局部形成瓦斯富集带,8煤层为富瓦斯煤层。

5.1.3煤尘爆炸性和煤的自燃倾向

本井田各可采煤层均有煤尘爆炸危险,浅部煤尘爆炸指数30%〜35%。

各可采煤

层均有自然发火倾向,发火期一般为3〜6个月。

5.1.4地温根据九龙岗矿长观孔资料,本井田所在地区的恒温带深度为自地表向下垂

深30m,相应的温度为168C。

本井田地温梯度介于0.75〜2.07C/hm之间,其中东部高于西部,属地温正常区。

总体来看,本井田地温具有深高浅低和东南略高于西北的变化特点。

另据8煤层底板等温线可知:

本井田-820m水平地温一般在23C〜32C之间,-960r水平地温一般在24C〜37C之间;-1000r水平以下%线以东和井线以东已分另V进入一级和二级高温区。

5.1.5水文条件

33

-960m水平正常涌水量为641m/h,最大涌水量为1015m/h。

5.2采区巷道布置及生产系统

5.2.1采区的范围及储量

所设计的采区位于工业广场的,南北两侧分别以断层F13-5和断层F12-11为采

区边界,第一水平的开采上限为-660m,开采下限为-960m。

采区的走向长度约为1.7km,煤层倾角为14.5°-17.3°,平均倾角为162左右,倾斜长度为1075m左右。

根据《采矿工程设计手册》的规定,采用采区准备时,采区上山的长度一般不超过1500m,采区下山长度不宜超过1200m,由于本设计采用上山开采,倾斜长度为1075m,符合规定。

采区内的平均煤层厚度为4.94m,本采区的煤层地质储量为:

1504658-cosaX4.94X1.42

=10991299t

=11.0Mt

所留设的煤柱如下:

工业广场的保护煤柱有一部分在本采区内,所以在本采区内的工业广场的煤柱

为:

78961-cosaX4.94X1.42

=576798t

=0.577Mt

在两个边界断层的一侧要留设30的保护煤柱,所以需要留设的边界煤柱为:

(1002+758)X30-cosaX4.94X1.42

=385696t

=0.386Mt

本采区的可采储量为

11.0-0.577-0.386

=10.0Mt

5.2.2区段的划分及工作面参数

本采区的走向长度为1700m左右,本矿井采用综采技术,综采采区单翼布置时,走向长度一般不小于1000m,当双翼布置时,走向长度一般不小于2000m。

现如今,高产高效综采矿井采区一翼长度已经扩大为2000m以上。

因此,为了减少设备的使用,以及通风与管理方面的安全,在本采区采用单翼布置。

本采区的倾斜长度为1050多米,可划分为5个区段,因此每个区段斜长为210m。

区段斜长,为采煤工作面长度、区段煤柱宽度和区段上下两平巷的宽度。

区段上下两个平巷宽度都为5m,所以两平巷的宽度之和为10m。

本采区的两区段之间采用区段无煤柱护巷,采用沿空掘巷的方法,即沿着已采工作面的采空区边缘掘进区段平巷。

这种沿空掘巷的方法,充分利用采空区边缘压力较小的特点,沿着上覆岩层已经垮落稳定的采空区边缘进行掘进,有利于区段平巷在掘进和生产期间的维护。

沿空掘巷虽然没有减少区段平巷的数目,但是不留设煤柱,或者少留煤柱,可以减少煤炭的损失、减少区段平巷之间的联络巷道,尤其是减少巷道维修的工程量,甚至基本上可以不用维修的费用,而且对巷道支护的要求也不怎么严格、易于推广。

沿空掘巷的区段平巷的布置与回采顺序有关,本采区沿空掘巷时,采煤工作面的接替方式采用跳采接替的方式。

从开采上限到开采下限,共分为5个区段,依次为区段1、区段2、区段3、区段4、区段5。

所以开采顺序为:

区段1-区段3一区段5一区段2一区段4,先开采区段1,区段2在回采时,区段3和区段5正在煤体中掘进上下两平巷,然后区段2和区段4将采用沿空掘巷。

在整个回采过程中,采区内仅有一个采煤工作面生产。

沿空掘巷的巷道位置的确定主要考虑掘进施工安全等方面因素,在此,由于本采区较深,地压大,并且为了避免采空区的矸石窜入,因此本采区使用留5m窄小煤柱的布置方法。

因此,每个区段的采煤工作面长度为200m。

而采煤工作面的长度选取要求如下:

煤层

米煤工艺

工作面长度/m

缓斜中厚煤层及厚煤层

综采

150〜240

普米

120〜180

炮采

100〜150

缓斜薄煤层

综采

120〜150

普米

100〜120

炮采

80〜100

所以,采煤工作面的长度合适

(2)采煤工作面参数

采煤工作面的倾斜长度为200m,煤层倾角为16.2。

左右,走向长度为1500m左右,煤层平均厚度为4.94m,8煤的容重为1.42t/m3。

本采区的采煤工作面采用综合机械化开采的方式,采煤机的截深为800mm,每天进4刀,年工作日为330天。

采用三班工作制,两班工作,一班检修。

所以,本采区的一个工作面日生产能力为:

A=LxnxdxMXyXC

式中:

A――采煤工作面日产量,t/d;

L——工作面长度,m;

n――采煤工作面的进刀数,本采区设计进刀数为4刀;

d――采煤机的截深,本采区选用采煤机的截深为800mm;

M――采厚,本采区的煤层平均厚度为4.94m;丫——煤的容重,t/m3,8煤的容重为1.42t/m3;

C――工作面采出率,取0.95。

根据上式,本采区采煤工作面的日产量为

A=200x4X0.8X4.94X1.42x0.95

=4265t

所以,本采区采煤工作面的年产量为:

4265x330=1407450t

即,本采区的采煤工作面年产量为1.4Mt

(3)掘进工作面参数

矿井的采煤工作面和掘进工作面的个数比,一般与采煤工艺和掘进工艺方式等有关,目前我国通常在1:

1.5〜1:

2.5之间,一般为1:

2。

本设计矿井的采煤工作面和掘进工作面的个数比选为1:

2,即,在作为首采区的本采区内,设一个采煤工作面,设两个掘进工作面。

平巷掘进速度表为:

掘进机械化程度

巷道煤岩类别

月掘进速度(m)

综合机械化掘进机组

400

半煤岩

250

钻爆法

250

半煤岩

150

液压凿岩台车机械化作业线

120

液压钻、风钻机械化作业线

80

本采区的掘进工作面采用综合机械化掘进机组,并且平巷在煤层中掘进,因此月掘进速度取为390m。

即每天掘进13m,年工作日为330天,所以年掘进4290m所以一个掘进工作面的掘进煤年产量为:

A=MXdx丫乂L

式中:

A——掘进工作面年产量,t/d;

M――采厚,本采区的煤层平均厚度为4.94m;

d――平巷的宽度,本采区的区段平巷的宽度为5m;

L――平巷掘进的年掘进速度,在此取为4290m;

丫一一煤的容重,t/m3,6-煤的容重为1.39t/m3;

所以,一个掘进工作面的掘进煤年产量为:

A=5X4.94X1.42X4290

=150467t

=0.15Mt

两个掘进工作面的掘进煤年产量为:

0.15X2=0.3Mt

因此,本采区的总生产能力为1.7Mt。

5.2.3采区上山及车场

本采区的轨道大巷、运输大巷以及回风大巷布置在煤层底板岩层中,轨道大巷距

煤层20m左右,在-960m水平处。

因为大巷距煤层有一定的岩柱厚度,所以上部煤层不需要留设保护煤柱。

运输大巷与轨道大巷之间的距离为40m左右,两条大巷在同一个水平,都在-960m水平处。

轨道大巷距煤层35m左右,也在煤层底板岩层中。

回风大巷与运输大巷之间的距离为38m左右,回风大巷在-935m水平处。

本采区布置三条上山,分别为轨道上山、运输上山以及回风上山,三条上山布置在煤层中。

回风上山布置在外侧,运输上山布置在中间,轨道上山布置在内侧,三条上山之间的间距为25m。

护巷煤柱的尺寸

煤厚

煤柱-巷道类别\

薄及中厚煤层

厚煤层

备注

巷道一侧

(m)

两巷之间(m)

巷道一侧(m)

两巷之间(m)

水平大巷\

30〜40

40〜50

煤层倾角较大时煤柱宽度可小些

采区上(下)山

20左右

20左右

30〜40

20〜25

采区上部车场

本矿井-660m以上的煤已经被开采结束,本设计的开采上限为-660m,所选采区的上方为采空区。

上部车场若采用甩车场时,通过能力大,调车方便,并且劳动量小,但是绞车房布置在回风巷标高以上,上部为采空区时,绞车房的维护比较困难。

而且若采用甩车场,绞车房回风时,有一部风下行风,通风条件较差。

因此,本采区采用平车场。

轨道上山与区段回风平巷的之间的连接用水平的巷道相连,绞车房布置在与区段冋风平巷同一水平的岩石中。

考虑到本采区三条上山

的位置、调车的方便以及巷道之间的连接方便,选用逆向平车场

半径和道岔按下表选择

的位置、调车的方便以及采区上部平车场曲线半」名称f平曲线

曲线半径

/m

道岔

非综采采区

6〜12

9〜15

综米米区

12〜20

本采区的上部逆向平车场中,错车线选用简易道岔,

他道岔选用ZDK630/4/12,a=3半径R=15000mm平曲线半径Rs

岔的各个参数的具体计;根据《采矿工程设计手车,所以存车线的长度为部车场为1.5列车长,本矿井的

1.7Mt,而且本采区采用综合机械化开采,卫采区的上部车场线路坡.

根据提升煤量选用4号或5号道岔

a=17°,b=2510mm,其

660mm,b=3640mm,a=14°02'10〃,竖曲线m,存车线的双轨中心距S=2040mm,道

4.2.2井底车场)部分。

本采区I

年生产能

产能力为3.

算过程见本

册》0的规

《采矿工程设计】从3〜5%。

以3〜4%o向上山

变坡,以及单道变坡,巷

度的确定参

开采的采区,其上部坡,轨道坡度的高道坡度为9

宜大于0.6m。

场用绞车房来完成进出

及以上的综采采区上

It,并且本采区的生产能力为

的上部车场为1.5列车长。

2■册》,不设高低道的双道向着绞车房的方向下坡。

上山方向下坡。

设高低道的双道变道的坡度为牙再道与低道最大高差不

5

本采区的

上图中,各个字母的意义及计算如下:

A为过卷距离,取值为5〜10m;

B为一钩串车长,在此取5m;

 

m为单开道岔双轨垂直线路连接尺寸;

T为竖曲线切线长,m,T=RstanO5:

;

d'为变坡点至阻车器挡面的间距,m,取值为1.5〜2.0;

存车线长度按2钩车长取为10m。

采区中部车场

采区的中部车场选用甩车场,由于本采区采用单翼布置,而且三条上山布置在煤层底板中,根据三条上山与采区平巷之间的位置关系,采区的中部车场选用单向甩车,甩入石门式。

中部甩车场的起坡采用双道起坡的方式,采用双道起坡时,提升的能力大,便于维护,生产安全可靠。

甩车场内斜面线路的布置,采用斜面线路一次回转的方式。

这种方式提升牵引角小,钢绳的磨损小,行车操作方便。

中部的甩车场采用这种双道起坡一次回转的方式,适用于甩入石门方向的甩车场,因此,这种方式合适。

甩车场的道岔选择见下表

道岔名称

主提升

辅助提升

甩车道岔

5号

4号或5号

分车道岔

4号或5号

4号

末端道岔

4号或5号

4号

甩车场中平曲线半径Rp取决于矿车轴距、规矩以及行车速度。

甩车场中竖曲线半径Rs是一个十分重要的参数,如果这个数值过大时,会增加甩车场的竖曲线弧长,延长提升时间;如果这个数值过小时,会使矿车在联接处车轮悬空而掉下轨道,或者将运送的长料搁置于轨道上。

平曲线、竖曲线的半径取值可参考下表

调车方式

平曲线半径/m

竖曲线半径/m

600轨距

900轨距

矿车类型

半径

机械调车

9、12、15、20

12、15、20

1t、1.5t

9、12、15、20

人力推车

6、9、12、15

9、12、15

3.0t

12、15、20

本采区轨距为600mm,采用机械调车,平曲线半径Rp取为15m,竖曲线半径Rs取为15m。

甩车场的空重车线的坡度与矿车的类型、铺轨的质量、车场弯道以及自行滑行的要求这些因素有关。

设高低道的甩车场空重线坡度按下表选取

矿车类型

线路形式

空车线iG

重车线iG

1.0t、1.5t

直线

7〜12

5〜10

曲线

11〜18

9〜15

3.0t

直线

6〜9

5〜7

曲线

10〜15

8〜12

在设计当中,为了计算的方便,空、重车线中的直线和曲线段的计算,可以采用平均坡度计算高低道的最大高差。

一般情况下,空车线iG=11%0,重车线iG=9%o,然后在存车线高低道闭合点标高计算中再进行部分的调整。

采区中部甩车场的存车线有效长度可按下表选取

中间轨道巷牵引方式

主提升

辅助提升

小型电机车

1.5列车

1.0列车、0.9Mt/a以上为1.5列车

小绞车

3〜4钩中巷串车

2〜3钩中巷串车

无极绳

3〜4钩上山串车

2〜3钩中巷串车

人推车

3〜4钩上山串车

2〜3钩中巷串车

 

甩车场高道与低道的线路中心距S可按下表选取

矿车类型

600轨距

900轨距

1.0t矿车

1900

2200

1.5t矿车

2100

采区下部车场

采区的下部车场是由采区装车站以及辅助提升下部车场组合而成的,本采区的下

部车场选用大巷装车式。

采区装车站的线路布置主要取决于装车站所在的位置,以及装车站的调车方式,

采区装车站的线路布置主要参考《采矿工程设计手册》

本采区使用固定式矿车运输材料及矸石,所以装车站中的空车线和重车线的存车线有效长度各1.25列车长,调车方式采用电机车调车的方式。

装车站线路的坡度设计,与所在轨道大巷的轨道线路坡度一致。

考虑到轨道上山的位置,以及三条大巷的位置,本采区的下部车场的绕道采用底板绕道式。

轨道上山在接近下部车场时,提前变坡,为了使行车安全,变坡后的轨道上山坡角一般不大于25°。

绕道的线路与轨道大巷线路间的平面距离,一

般根据围岩的稳定性条件确定,但应该大于10〜20m,具体长度根据轨道上山与三条大巷的位置关系,连接关系来确定,绕道线路转角一般取30°〜90°。

由于轨道上山布置在三条上山的最外侧,而三条上山之间的间距为25m,为了便

于采区下部车场的布置与维护,以及不影响三条上山的稳定,采区下部车场设计为背离井底车场。

采区上山下部平车场线路的平曲线取为15m,竖曲线取为15m,平曲线与竖曲线之间插入矿车轴距的1.5〜3.0倍的直线段。

高道存车线坡度取为11%。

,而低道存车线坡度取为9%o。

5.2.4采区生产系统

通风系统

前期

地面的新鲜从副井一井底车场一轨道石门-轨道大巷一采区下部车场一轨道上山f工作面f区段回风平巷f回风石门f总回风道f回风上山f回风大巷f回风石门—中央回风井—地面

后期

地面的新鲜从副井f井底车场f轨道石门f轨道大巷f采区下部车场f轨道上山f工作面f区段回风平巷f回风石门f回风大巷f回风石门f两翼回风井f地面

运煤系统

煤从工作面米出f区段运输平巷f溜煤眼f运输上山f米区煤仓f运输大巷f

运输石门f井底煤仓f装载硐室f主井箕斗f地面

运料系统

材料从地面f副井f井底车场f轨道石门f轨道大巷f采区下部车场f轨道上

山f区段运输平巷f工作面

运矸石系统

矸石从工作面用矿车运出f区段运输平巷f轨道上山f采区下部车场f轨道大

巷f轨道石门f井底车场f副井罐笼f地面

排水系统

轨道上山f采区下部车场f轨道大巷f轨道石门f井底车场f井底水仓f副井

f地面

5.2.5采区采出率

5.3采煤方法

5.3.1采煤工艺方式

本采区内煤层赋存稳定,煤层的平均煤层厚度为4.94m,属于中厚煤层。

本采区内地质条件较简单,采区内只有小断层,煤层倾角为14.5°-17.3°,平均煤层倾角为16.2°。

在目前的情况下,煤矿的地下开采技术发展趋势来看,综采是采煤工艺的重要的发展方向,综合机械化开采具有高产、高效、安全、低耗以及劳动条件好、劳动强度小的优点。

如果采用综合机械化采煤,能够提高工作面的单产水平,能够减轻工人的劳动强度以及能够降低物料磨损。

综合以上各方面的条件进行考虑,所以选用综合机械化开采。

本矿井的工作制度为三八制,两班工作,一班检修。

综合机械化采煤工作面的长度为200m,每班进2刀,采煤机的截深为800mm,每刀进0.8m。

每天进刀数为4刀,所以每日进3.2m。

年工作日为330天,因此,工作面的每年推进度为1056m。

回采工艺

综合机械化采煤工作面双滚筒采煤机的割煤方式,是根据顶板管理、移动支架的方法与进刀方式,以及端头支护等方面的因素综合进行考虑。

因此,割煤的方式选为往返一次割两刀。

综采面采煤机的进刀方式选择工作面端部斜切进刀,选用割三角煤的方法进刀。

具体进刀过程如下:

当综采面的采煤机割至工作面的端头位置时,采煤机后面的输送机槽也已经移近煤壁,在采煤机机身处的下部,依然留有一部分煤;然后调整两个滚筒的位置,前滚筒降下来,而后滚筒慢慢升起,并沿着输送机的弯曲段反向割入煤壁,一直到输送机直线段,然后再将输送机移直;再次调换两个滚筒上下的位置,重新进行割煤,一直割到输送机机头处;将三角煤割掉后,煤壁慢慢割直,然后再次调换上下滚筒,返程进行正常割煤。

回采工作面利用采煤机进行采煤,利用运输机的铲煤板装煤为主,人工装煤为辅助,利用刮板输送机运煤。

工作面设备选型

采煤机的选型

采煤机的型号:

EL100/2000

采高:

1.7〜5.0

m

适应煤质硬度:

250〜500

kg/cm2

煤层倾角:

0〜45

0

截深:

0.8

m

滚筒直径:

2.5

m

牵引方式:

电牵引

牵引力:

392〜980

kN

牵引速度:

0〜24

m/min

无链牵引形式:

无链牵引

滚筒中心距:

12925

mm

机面高度:

1227

mm

卧底量:

200〜250

mm

电动机型号:

EL1220FF

电动机功率:

600〜1400

kw

电动机台数:

6〜7

电动机电压:

1140〜3300

V

喷雾灭尘方式:

内、外喷雾

最大不可拆卸件尺寸:

3890X1546X913/11.3

mm/t

总重:

36〜85

t

设计单位:

安德森

制造厂:

安德森

工作面刮板输送机选型

刮板输送机的型号:

SGZ-880H

槽宽:

800

mm

小时运量:

最大400

t/h

铺设长度:

64〜422

m

铺设角度:

+15〜-20

0

电动机型号:

DSB40/2台

电动机功率:

40X2

m

电动机电压:

380/660

V

刮板机型式:

边双链

链规格:

①18X64

mm

单链破碎力:

350

kN

链速:

0.86

m/s

生产厂家:

秦皇岛市煤机厂

转载机选型

型号:

SZZ-764/132

最大连续运输能力:

15

t/min

输送机槽宽:

762

mm

输送机链速:

1.52

m/s

行走速度:

16.76〜19.8

m/min

履带对地比压:

0.1

MPa

工作电压(50Hz):

660

V

输送机电机功率:

15

kw

行走电机功率:

30

kw

对地间隙:

152

mm

外形尺寸(长X宽X高):

8306X2648X826

mm

重量:

9.98

t

 

破碎机选型

型号:

PCM110n

结构特点:

锤式

过煤能力:

1100

t/h

破碎能力:

1000

t/h

进料口宽度:

700

mm

进料口高度:

700

mm

出料粒度:

300

mm

电动机型号:

KBY-550/110

电动机功率:

110

kw

电动机电压:

660/1140

V

外形尺寸(长X宽X高):

4559X2025X1808

mm

质量:

14.524

t

生产厂:

张家口煤机厂

 

乳化液泵选型

型号:

MRB-125/31.5

公称压力:

20

MPa

 

公称流量:

125

L/min

电动机功率:

90

kw

转速:

1470

r/min

外形尺寸(长X宽X高):

2166X858X1920mm

配套液箱尺寸:

MRXI

生产厂:

石家庄煤矿机械厂

乳化液箱选型

型号:

MRXI

容积:

1000

L

公称压力:

31.5

MPa

公称流量:

125

L/min

卸载阀调定压力:

31.5

MPa

卸载阀恢复压力:

24

MPa

蓄能器充气压力:

15〜20

MPa

外形尺寸(长X宽X高):

2400X800X1135

mm

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