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采区巷道布置及采煤方法1

第二章采区巷道布置及采煤方法

第一节采区边界及储量

一、采区边界

东采区为矿井西采区的接替采区,东采区位于井田东北部是一个双翼采区,采区北部和南部以并田边界为界,采区西部以井简及三条集中大巷为界,东部为人划定三号井开采边界线。

根据划定的采区范围,东采区南北长1920m,东西宽952m,采区面积1.828km2。

9+10号煤层底标高从1150m至1240m。

二、采区储量

采区资源/储量

(1)储量计算范围和工业指标

储量计算范围为划定的采区范围,面积1.828km2,参与储量计算的煤层为9+10号煤层。

煤的容重:

9+10号煤层为1.35t/m3。

根据《煤、泥炭在质勘查规范》,储量计算的工业指标确定如下:

能利用储量最低可采厚度为0.8m,最高可采灰分为40%,最高硫分为3%,矿井工业资源/储量111b+122b+2M11+333k,可信度系数k取0.9.

鉴于采区巷道已见9+10煤,采区内9+10煤层赋存、地质构造已基本摸清,所以采区9+10号工层储量级别划分为111b级。

(2)储量计算方法

储量计算采用地段法,计算公式如下:

Q=SMd

式中:

Q—地段煤炭储量,t;

S—地段水平投影面积,m2;

M—地段内煤层平均厚度,m;

D—煤层视密度,t/m3。

根据地质报告提交的9+10号煤层底板等高线及储量计算图,对设计采区开采煤层的能利用储量进行了核算。

核实后,本采区地质储量为4927kt,全部为111b级储量。

矿井地质储量计算结果见表2—1—1。

东采区资源/储量汇总表

单位:

kt表2—1—1

煤层

111b

122b

133

111b+122b

工业储量111b+122b+133

111b+122b

111b+122b+133

(%)

备注

9+10

4927

4927

100

合计

4927

4927

100

2、可采储量

东采区设计可采储量计算公式如下:

设计可采储量=(工业资源/储量-永久煤柱损失)×采区回采率

式中:

永久煤柱失量为保护工业场地及井筒、村庄和为保护安全生产的井田边界、断层、大巷等留设的煤柱失量。

采区回采率根据《煤炭工业矿井设计规范》中的规定选取,中厚煤层80%。

经计算,矿井东采区设计可采储量为3835kt.

矿井可采储量计算结果见表2—1—2。

采区可采储量汇总表

单位:

Mt表2—1—2

煤层

储量

永久煤柱损失

开采

损失

可采

储量

备注

采空区防水煤柱

断面防水煤柱

小计

9+10

4927

87

46

133

959

3835

80%

合计

4927

87

46

133

959

3835

三、采区煤柱

水平大巷之间30m煤柱,大巷两侧留30m煤柱,采区边界两侧留10m。

井筒按一级保护,工业场地按二级保护,再根据表土层和基岩厚度(表土移动角45。

,基岩移动角72。

)计算保安煤柱。

第二节采工生产能力及服务年限

矿井井型300kt/a,年工作日330d,每开四班作业,三班生产,一班准备,日净提升时间16h.

1、采区和产能力

矿井投产时,全矿井共布置一个开采,采区生产能力等同于矿生产能力,即采区生产能力为300kt/a。

采区内共布置1个综采面,2个掘进面来保证矿井生产能力。

2、服务年限

采区服务年限按下式计算:

T=

式中:

T—服务年限,a;

ZK—可采储量,kt;、

A—采区设计生产能力,kt/a;

K—储量备用系数,取1.4;

则采区服务年限为:

A矿=======9.1a

第三节采煤方法

一、开采方法选择

采区内批准开采9+10和11号煤层,现开采9+10号煤层。

1、9+10号煤层:

位于太原组下段的顶部,厚度1.80—3.52m,平均2.40m.煤层厚度的变化情况,除与沉积环境有关外,与井田构造也有一定的关系,其特点是在褶曲中发育带,煤层厚度一般均小。

顶板为k2石灰粉砂岩、局部为炭质泥岩,一般含夹矸一层,局部二层,夹矸部厚度0—0.4m,平均0.16m.上距8号煤11.21—30.50m平均18.47m。

2、根据矿井地质报告和本矿开采所揭露煤层的情况来看,煤层倾角较平缓,一般为7—10。

根据矿方多年的开采经验该矿9+10号煤层东采煤层最大采高只有2.5m,矿井水文地质条件较简单,为低瓦斯矿井。

根据初步设计确定的开煤方法结合矿方意见,开采东采区9+10号煤层采用综采采煤方法,全部垮落法管理顶板。

采高2.4m,工作面长100m,最大控顶距3900mm,最小控顶距3300mm.

二、开煤工作面装备

回采工作面配备6MG200-W型采煤机采煤,运煤选用1部SGZ630/24型可弯曲刮板输送机,工作面运输顺槽DSP—1010/65O型胶带输送机运煤工作面支护选用ZY4000/14/30型液压支护顶板,端头支护选用SDA型端头液压支架支护顶板。

工作面主要采煤设备选择分述如下

1、采煤机

9+10号煤层以一个长壁综采工作面和一个综掘、一个炮掘面和棋证年产300kt/a的生产能力,长壁综采工作面日产量在1000t左右。

设计按采高2.40m、日产1000t选择设备。

据资料统计,国外高产高效工作面开机率一般在70%以上,最高达95%;国内高产工作面的开机率平均先进水平在45—55%以上,设计按照比国内平均先进水平有所提高,确定综采机组每班开机率为50%。

根据目前国内设备情况,确定综采工作面选用6MG200-W型采煤机,其主要技术参见表3-2-1。

经计算,综采工作面小时能力约为101t。

在选择配套刮板机、转载机、顺槽可伸缩胶带输送机等运输设备时,考虑了生产矿井实际使用情况和计算机的生产能力两方面因素,并遵循《综采综掘高档普采设备选型配套图集》中的“运煤系统能力外部要大于采面20%为宜”的原则。

 

表3-2-1采煤机技术特征表

型号

采高

(m)

电机功

率(kw)

滚筒

直径

(mm/个)

截深

(mm)

牵引

速度(m/min)

机面

高度

(mm)

重量

(t)

6MG200-W

1.4-2.5

200

1600/2

600

0-6.5

1150

21.0

2、工作面可变曲刮板输送机

工作面刮板输送机选型需满足三个方面要求:

一是运输能力与采煤机生产能力相适应,采煤机生产能力为:

Q=60V1V1Brη=60×0.96×2.40×0.6×1.35×0.9=101(t/h)

式中:

Q——采煤机小时割煤量,t/h;

V——采煤机牵引速度,取0.96m/min;

M——割煤厚度,取2.40m;

B——截深,取0.6m;

R——煤的容重,1.35t/m³;

Η——有效截割系数,取0.9.

二是外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配。

三是运输机长度与工作面长度相一致。

考虑上述因素,工作面采煤选用SGZ630/264型可弯曲刮板输送机,其主要技术参数见表3-2-2。

表3-2-2刮板输送机技术特征表

型号

铺设

长度

(m)

输送

能力(t/h)

刮板

链速(m/s)

中部槽

(长×宽×高)

(mm)

电机

功率

(KW)

电压

等级

(V)

备注

SGZ630/264

180

450

1.18

1500×630×222

132×2

1140/660

3、顺槽转载机

顺槽转载机的转载能力要与工作面的生产能力相适应,并要求与工作面刮板输送机和顺槽和伸缩胶带输送机相配套,为此选用SZZ730/75型刮板转载机。

其主要技术参数见表3-2-3.

表3-2-3刮板转载机技术特征表

型号

出厂

长度

(m)

输送

能力(t/h)

电机

功率

(KW)

电压

等级

(V)

备注

SZZ730/75

25

630

75

1140/660

顺槽破碎机的破碎能力亦应不小于工作面的生产能力,并与刮板转载机相配套,为此选用:

LPS-500型高效破碎机。

其主要技术参数见表3-2-4。

表3-2-4破碎机技术特征表

型号

破碎能力(t/h)

最大给料尺寸(mm)

最大排料尺寸(mm)

电机功率(KW)

电压等级(V)

LPS-500

500

700×700

300

75

1140/660

4、液压支架

根据矿方提供的实测数据东采式9+10号煤层厚度为2.3-2.5m,平均2.4m,根据生产经验和有关技术文件,选用ZY4000/14/30型液压支架。

支架支撑高度的确定:

H大=M大+S1

式中:

H大—最大高度,m;

M大—煤层最大采高,取2.5m;

S1—伪顶或浮煤冒落厚度,一般取0.2m。

H大=M大+S1=2.5+0.2=2.70m

支架支护强度的计算:

根据回归经验分式:

qH=9.768KM0.21γ2

式中:

qH—支护强度,MPa;

M—煤层最大高度,取2.5m;

K—备用系数,1.3;

γ2—顶板岩石容重,取26KN/m3。

9.768KM0.21γ2=9.768×1.3×2.50.21×26=400.2KN/m3=0.40(MPa)

根据实测数据计算支架工作阻力为0.40MPa。

即要求所选支柱支护强度应不低于0.40MPa的顶板荷载。

根据支架高度和支护强度计算结果,选用ZY4000/14/30型液压支架。

其主要技术参数见表3-2-5。

表3-2-5液压支架技术特征表

型号

工作阻力(KN)

初撑力(KN)

支护

高度

(mm)

支架中心距(mm)

支护强度

对底板最

大比压(MPa)

重量

ZY4000/14/30

3635

3090

1400/3000

1500

0.62-0.71

0.8-1.41

13.5

工作面运输顺槽、回风顺槽超前20m加强支护,采用DW-25/250型单体液压支柱配合3.0m长的π型对梁进行支护,采用一梁三柱支护,既每根梁配三根支柱,一米一根,加强支护。

端头支护和超前支护必须架设在实底上,并必须有足够的安全出口空间,安全出口巷道高度不得低于1.8m,保证安全出口畅通。

若端头顶板破碎时,可采取木垛支护管理顶板。

端头支架选用SDA型,工作阻力4416(KN),初撑力3787(KN)。

5、顺槽可伸缩胶带输送机

顺槽胶带输送机要与工作面推进长度相适应,小时运量应与工作面生产能力相匹配。

顺槽胶带输送机能力为Q=165t/h,取输送机带速V=2m/s,则:

B=

=0.45m

式中:

B—胶带宽度,m;

K—货载截面系数,β=25°时,K=400;

r—货载散集容重,取1.0t/m3;

c—输送机倾角系数,a=0~10°时,C=1。

根据计算选用可伸缩胶带输送机主要技术参数见表3-2-6。

可伸缩胶带输送机技术特征表

型号

输送能力(t/h)

输送长度(m)

带速(m/s)

带宽(mm)

电机功率(kw)

电压等级(v)

DSP-1010/650

400

1000

2.0

650

2×40

1140/600

三、工作面回采方向与超前关系

根据开拓布置及采用的采煤方法,采煤工作面采用后退式开采,即自采区边界向采区巷道方向推进。

四、采煤工作面的循环数、月进度、年进度及工作面长度

根据《煤炭工业小型煤矿设计规范》,并考虑地方煤矿管理水平等因素,确定工作面长度100m,工作面工作制度为三班生产、一班准备,按80%的正规循环率,年推进度为950.4m。

五、回采率

据《煤炭工业小型煤矿设计规范》要求,9+10号煤层采区回采率为80%。

第四节采区布置

一、采区布置方式及采区划分

根据井田开拓东采区布置东采区胶带巷、东采区轨道巷和东采区回风巷,东采区胶带巷进风,东采区轨道巷和东采区回风巷回风,三条采区巷均沿9+10号煤层布置,在采区东北角布置2101回采工作面和两个掘进头,2101回采工作面采用一进两回回风方式,回采工作面运输顺槽进风,回采工作面轨道顺槽和回风顺槽回风。

东采区用双翼布置工作面,倾向长壁开采。

运输顺槽直接与采区运输巷相接,轨道顺槽和回风顺槽直接与采区轨道巷、采区回风巷相接。

详见采区巷道布置及机械设备配备平面图。

二、移交生产和达到设计能力时的工作面个数及生产能力计算

(1)矿井移交生产时,在东采区布置1个综采工作面,满足矿井300kt/a的生产能力。

(2)回采工作面能力计算:

回采工作面采煤生产能力按下式计算:

Q采=1abMrφc

式中:

1——工作面长度,m;

a——工作面日进度,3.6m/d;

b——年工作日,330d/a;

M——工作面采高,2.4m;

r——煤的容量,1.35t/m³;

Φ——正规循环率,0.80;

c——工作面回采率,0.95.

回采工作面生产能力为:

Q采=100×2.4×330×3.6×1.35×0.80×0.95=(t/a)

矿井掘进煤量按狂进回采煤量5%计为14627t/a。

故全矿井生产能力为:

Q=+14627=(t/a)

满足矿井300kt/a的设计能力。

三、采区运输、通风、排水、压风、给水、排水系统

(1)原煤运输系统

原煤:

回采工作面(刮板输送机)→运输顺槽(胶带输送机)→东采区运输

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