采区优化设计作业.docx
- 文档编号:9625881
- 上传时间:2023-05-20
- 格式:DOCX
- 页数:30
- 大小:65.36KB
采区优化设计作业.docx
《采区优化设计作业.docx》由会员分享,可在线阅读,更多相关《采区优化设计作业.docx(30页珍藏版)》请在冰点文库上搜索。
采区优化设计作业
第一章矿井概况----------------
第二章采区地质、工业和可采储量………………………2
第三章采区参数及区段的划分……………………………3
第四章采区巷道布置………………………………………
第五章采区生产能力及服务年限…………………………
第六章采区生产系统………………………………………7
第七章采区准备方式…………………………………
第八章采区主要经济技术指标…………………………
第九章安全技术措施…………………………………
第十章附图
第一章矿井概况
1采区概况
1.1采区位置
某采区位于某某矿二水平左翼,东以(如图)Ⅰ号勘探线为界北以某煤层露头为界,西以(如图)Ⅱ号勘探线为界,南以矿井边界为界走向平均长度1650m,采区平均倾斜长度1000m,采区内有1#,2#两层煤,煤层赋存比较稳定,煤层倾角16度,采区内部分位置的煤层倾角有变化。
根据临近采区揭露的资料显示,本采区构造简单.1#煤层平均厚度2.83m煤的密度为1.67t/m³为稳定煤层,煤质中硬,底板松软,节理发育较低,自然发火期短,伪顶直接顶岩性比较硬。
2#煤层平均厚度2.78m煤层的密度为1.64t/m³,为稳定煤层,煤质松软,底板硬,结构简单,节理发育低,自然发火期短,伪顶直接顶岩性比较硬,1#煤层与2#煤层间距5.1m。
煤层露头距地表有33m的泥土,地表比较平坦。
1.2采区储量
1.2.1采区地质、工业储量计算
Q地1=Q工=LlMr
=1650×907×2.83×1.67
=707.3(万吨)
Q地2=Q工=LlMr
=1650×907×2.78×1.64
=682.3(万吨)
式中:
Q地、Q工-------------地质储量和工业储量;
L--------------------采区煤层走向长1650m;
l--------------采区倾斜长ml=
=907m;
-------------------煤层倾角为16°;
M--------------------煤层厚度(因煤厚为1#2.832#2.78m可采故Q地=Q工);
r---------------------煤的容重。
1.2.2.采区可采储量计算:
Q可采1=LlMrC
=1650×907×2.83×1.67×0.9
=707.3×0.9
=636.57(万吨)
Q可采2=Llmrc
=1650×907×2.78×1.64×0.9
=682.3×0.9
=614.07(万吨)
式中:
因M=m故取值同上一样c取0.9
L--------------------采区煤层走向长1650m;
l--------------------采区倾斜长ml=907m;
M--------------------煤层厚度(因煤厚为1#2.832#2.78m可采故Q地=Q工);
r---------------------煤的容重。
1-1采区煤层情况表
项目
单位
指标
备注
煤层厚度
最大~最小/平均(m)
1#2.83
(平均)
2#2.78
煤层倾角
&
16°
煤层节理
发育程度
发育
煤层层理
发育程度
发育
容重
T/m3
1#1.67
2#1.64
自然发火期
月
3~6
绝对瓦
斯涌出量
m3/mim
2
煤层爆
炸指数
%
1-2储量计算表
煤层
工业储量
损失量
可采储量
回采率
万吨
合计
煤柱(万吨)
厚度损失(万吨)
落煤损失(万吨)
名称
数量
名称
数量
1#
707.3
1389.6
保护
80,2
褶曲
10.5
10.6
1250.64
90%
2#
682.3
保护
90,3
褶曲
15.4
第三节煤层柱状图
第二章采区巷道布置方案选择
2.1方案的提出
方案一:
布置两条岩石上山,在距煤层20m处布置输送机上山,同时在相同标高20m处布置一条轨道上山,采用石门装车。
岩石上山布置在稳定的岩层中,有利于巷道的维护,降低维护费用,服务年限较长,因此布置两条岩石上山在经济上是不合算的。
方案二:
一煤一岩上山,在煤层底板下布置输送机上山,在距输送机上山20m处布置一条轨道上山,采用石门装车。
由于该煤层是中厚煤层,赋存也比较稳定,瓦斯涌出量不高,采煤面的瓦斯绝对涌出量为2m
/分。
一煤一岩不同标高布置使区段主运输和辅助运输系统互相干扰,通风管理不方便,生产复杂,综上所述,采用方案一。
2.2技术比较
方案的技术比较见表2-1
2-1采区方案技术比较表
方案
项目
第一方案
两条岩石上山
第二方案
一煤一岩上山
1.掘进工程量
工程量大,因两上山均在岩层中,故多掘进砾石门和溜煤眼
工程量小
2.工程难度
困难,一是岩巷施工,二是巷道联接复杂
困难,
3通风距离
长
较长
4.管理环节
管理环节多,一是溜煤眼较多,二是漏风地点较多
管理环节多,一是溜煤眼多,二是漏风地点多
5.巷道维护
维护工程量少,维护费用低
输送机上山,维护工程量较大,费用较高
6.支架回收
煤层上山支架支架可以回收复用
无法回收
7工程期
岩石上山掘进速度慢
岩石上山掘进速度慢
2.3经济比较
概算主要费用,主要包括:
2.3.1巷道掘进费:
K=RL
R---单位巷道掘进费用额,元/米
L---巷道总长度,米
其中:
R=[R1+R2×R1+R3(R1+R2×R1)]
R1---巷道单位长度直接费用,元/米
R2---巷道单位长度辅助车间费用定额稀疏,%
R3---巷道单位长度间接费用定额系数,%
2.3.2巷道维护费:
1当巷道长度L为定值时,维护时间为t,巷道维护单价为V,巷道维护费用可用下式计算:
R=LtV
2当巷道维护长度成均匀变化时,巷道维护费用可按下式计算:
R=0.5LtV
2.3.3井下运输费用计算
1当运输距离定值时,运输费用可用下式计算:
Q=LZq
其中:
Z—总运量;q—运输单价;
2当L在0—L之间变化时,Q=LZq/2
2.4结合技术比较
综上第一方案比较合理:
布置两条岩石上山,在距煤层20m处布置输送机上山,同时在相同标高20m处布置一条轨道上山,采用石门装车。
岩石上山布置在稳定的岩层中,有利于巷道的维护,降低维护费用,服务年限较长,因此布置两条岩石上山在经济上是不合算的。
第三章采区生产系统
3.1运煤系统
工作面出来的煤:
工作面—区段下顺槽—溜煤眼—输送机上山—采区煤仓—主石门,通过矿车进入—轨道上山—到达地面
3.1.1刮板运输机选型
采煤面平均小时运煤量:
Q
=
=
=21(吨)
式中:
Q——班出煤量;
5——班出煤时间。
班最大小时出煤量计算:
Q
=KQ
=1.5×21
=31.5(吨)
式中:
K——运输不均衡系数,K=1.5
根据班最大小时出煤量选用SGWD-13型可弯曲刮板机。
采区上山选用SGWD-20D型。
上山需刮板机台数:
SGWD-20D型可弯曲刮板机的生产长度是100m,第一区段机巷到煤仓的斜长为650m,所以需要3台刮扳机。
3.2通风系统:
上工作面的通风系统:
新鲜风流从井底车场—轨道上山—区段石门—工作面下顺槽—工作面—工作面上顺槽—地面通风系统
下工作面的通风系统:
新鲜风流从井底车场—轨道上山—区段石门—工作面下顺槽—工作面—工作面上顺槽—上区段石门--地面通风系统
3.2.1采煤面风量计算(根据采煤面的瓦斯绝对涌出量)
Qwt=100×Q绝对K
=100×2×1.8
=360(m3/min)
式中:
Q绝对——采面CH4绝对涌出量,m3/min;
K——采面CH4涌出不均衡系数,取1.8。
3.2.2根据局扇吸风量掘进工作面风量计算
根据掘进巷道的长度选用YBT—11型局部通风机。
通过查表的该型号的通风机的吸风量为150 m3/min。
Qht=ΣQ局吸·K
=150×3×1.3
=585(m3/min)
式中:
Q局吸——YBT—51型局部通风机的吸风量,150 m3/min;
K——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,取1.3;
3——采掘按1:
1.5配备3个掘进面。
3.2.3上山绞车房及采区变电所的风量
根据经验:
绞车房和采区变电所的需风量为60m3/min;绞车房和采区变电所的总风量Qrt=120m3/min。
3.2.4采区总进风风量计算
Qm=(ΣQwt+Qht+ΣQrt)·K
=(360×2+585+120)×1.05
=1568(m3/min)
式中:
∑Qwt——采煤工作面所需风量之和;
∑Qhi——掘进工作面所需风量之和;
∑Qrt——硐室所需风量之和;
Km——采区通风(包括内部漏风和配风不均等数)系数;取1.1。
①采煤面风量计算(根据采煤面的瓦斯绝对涌出量)
Qwt=100×Q绝对K
=100×2×1.8
=360(m3/min)
式中:
Q绝对——采面CH4绝对涌出量,m3/min;
K——采面CH4涌出不均衡系数,取1.8。
②根据局扇吸风量掘进工作面风量计算
根据掘进巷道的长度选用YBT—11型局部通风机。
通过查表的该型号的通风机的吸风量为150 m3/min。
Qht=ΣQ局吸·K
=150×3×1.3
=585(m3/min)
式中:
Q局吸——YBT—51型局部通风机的吸风量,150 m3/min;
K——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,取1.3;
3——采掘按1:
1.5配备3个掘进面。
③上山绞车房及采区变电所的风量
根据经验:
绞车房和采区变电所的需风量为60m3/min;绞车房和采区变电所的总风量Qrt=120m3/min。
④采区总进风风量计算
Qm=(ΣQwt+Qht+ΣQrt)·K
=(360×2+585+120)×1.05
=1568(m3/min)
式中:
∑Qwt——采煤工作面所需风量之和;
∑Qhi——掘进工作面所需风量之和;
∑Qrt——硐室所需风量之和;
Km——采区通风(包括内部漏风和配风不均等数)系数;取1.1。
⑤通风设施布置及进风、回风路线见附图
3.3运料系统
工作面的运料系统:
物料从采区上部车场—工作面上顺槽—工作面
3.4行人
人从输送机上山—行人进风斜巷—主石门—轨道上山—工作面上顺槽—工作面—工作面下顺槽—轨道上山
3.5排水系统
采煤工作面的水—工作面下顺槽—中央采区水泵房
第四章回采工艺设计
4.1采煤工艺
4.1.1割煤:
采煤机型号为MG250/675-QWD;
4.1.2装煤:
采煤机割下的煤由采煤机滚筒螺旋叶片装入刮板输送机,螺旋叶片未装入的煤由输送机铲煤板铲入前刮板输送机内;放顶煤由后刮板输送机运出;浮煤人工清理;
4.1.3运输:
①工作面运输:
SGZ-764/630型刮板输送机两台;
②下顺槽运输:
SZZ-830/315型转载机一台,PLM-1800型破碎机一台,SSJ-1000/160,SSJ-1000/2×75型胶带输送机两台;
4.1.4支护:
采用ZFS5200-15.5/31,ZFS4000-15/32La型液压支架;
采空区处理;全部垮落法.
4.1.5由于本煤层为三软煤层,为保证支架拉移顺畅,不陷支架,需留底煤300mm以上.
4.2采煤方法
4.2.1进刀方式:
采煤机进刀采取端部自开缺口,斜切进刀的方式,斜切进刀段长度为25-30米,进刀深度0.6米,采煤机往返一次进两刀.具体操作如下:
①、采煤机运行至工作面端头后,调整采煤机前后滚筒上下位置,改变采煤机运行方向,采煤机沿输送机反向运行,经过输送机的弯曲段进入输送机的直线段,滚筒切入煤壁.
②、推进输送机弯曲段和机头(机尾),将输送机推直,同时调整前后滚筒上下位置,向工作面运行割三角煤.
③、调整采煤机滚筒上下位置,改变采煤机运行方向.
④、采煤机正常割煤,在采煤机后15m以外移溜.
⑤、工作面后端头进刀方式采取同法.
4.2.2工艺流程:
采煤机下行割煤---伸前探梁,打护帮板,支前梁,清浮煤,移支架,拉后溜---采煤机前头斜切进刀,支前溜,移排头支架,拉后溜---采煤机下行割三角煤---支前溜,移排头支架,拉后溜,拉转载机,撤密集支护,窜特护---采煤机上行割煤---伸前探梁,打护帮板,支前溜,清浮煤,移支架---放顶煤,拉后溜---采煤机后端部斜切进刀,支前溜,移排尾支架,拉后溜---采煤机上行割三角煤---支前溜,拉排尾支架,拉后溜,撤密集支护---采煤机下行割煤.
4.2.3.工艺要求:
①割煤:
割煤高度不得超过3.0米,最低不得低于2.8米;割平顶底板,不留伞檐;割煤时要及时收回支架护帮板和伸缩梁(收护帮板人员与采煤机距离不能小于6m,大于12m),割煤后及时给好伸缩梁和护帮板,严防采煤机割煤时损坏支架.
②.移架:
追机单架依次顺序移架作业,距离采煤机不超过35m,特殊情况可采取超前移架;赶不上采煤机时,必须停止割煤.移架极为困难时使用单体液压支柱辅助移架.液压支护必须达到足够的初撑力.移架做到快(移架速度快),够(推移步距够),正(操作正确无误),匀(平衡操作),直(支架成线),紧(及时支护,紧跟采煤机),净(及时清除架前架内浮煤).
③.推移前部刮板输送机:
滞后正在割煤的采煤机的距离(弯曲段)不得小于15米.按照从机头向机尾或从机尾向机头的顺序推移,严禁从中间向两端推移或任意分段推移,推移后保证输送机平直,机头,机尾不滞后.
4.3劳动组织
4-1劳动组织表
序号
工种
采煤段
小时
Ⅰ班
Ⅱ班
Ⅲ班
Ⅳ班
1
机关
20
2
工班长
2
2
2
2
10(替班2人)
3
端头工
10
10
10
10
40
4
溜子司机
2
2
2
2
12(替班4人)
5
机组司机
2
2
2
2
12(替班4人)
6
泵站司机
1
1
1
1
4
7
水泵工
1
1
1
1
4
8
移架放煤工
4
4
4
4
16
9
清煤工
9
8
8
8
33
10
小班电钳工
1
1
1
1
4
11
打眼工
1
1
1
1
4
12
机电检修
40
13
验收员
2
14
常三班
13
合计
214人
第五章采区主要经济技术指标
5.1采区倾斜长度计算:
采区倾斜长:
l=
=
=907m
5.2采煤面斜长的确定
5.2.1区段煤柱的确定
采区倾角16°,煤厚2.83m,顶板为属Ⅱ类中等稳定,区段煤柱可留15m。
5.2.2区段平巷(风巷、机巷和运巷)设计宽2.5m,高2.2m。
5.2.3采区最下部阶段隔水煤柱留设27m。
5.2.4采区煤层赋存稳定,地质构造简单,无大的断层,结合湖南矿实际情况,采煤面斜长设计为250m。
5.2.5采区边界煤柱留设20m,采区两边各留20m。
5.2.6采区上山煤柱留设20m。
5.3区段斜长、标高及区段数目的确定:
5.3.1.区段数目的确定:
采区斜长907m,结合湖南矿井的实际情况,采煤面斜长设计250m,采区划分为3个区段。
5.3.2.区段斜长计算:
L斜长=L1+L2+2B
=250+15+2×2.5
=270m
式中L1----------------采煤面斜长m
L2----------------区段煤柱宽m
B----------------区段平巷宽m
5.4采煤面班产、日产、月产及年产计算
5.4.1班产量计算(循环产量):
A
=NLlmrc
=2×250×0.6×2.2×1.67×0.9
=992(吨)
式中:
N--------------------工作面数,n=2;
L-------------------采煤面长度,L=250m;
l---------------------一次采煤进度,取0.6m;
m--------------------采高m=2.2;
r---------------------煤容重r=1.67;
c---------------------采面回采率,取0.9。
5.4.2班日产量计算:
A
=3A
=3×992=2976(吨)
5.4.3月产量计算:
A
=A
N
=2976×29×0.8
=69042(吨)
式中:
N-------------------月工作天数,
K--------------------正规循环率,取80﹪。
5.4.4年产量计算:
A
=12A
=12×69042=828501.7(吨)
5.5采区生产能力计算:
A
=k
k
A
=1.1×0.95×828501.7×2
=1640433.4(万吨)
式中:
k
-------------采区掘进出煤系数,取1.1;
k
-------------工作面之间影响系数,n=2时取0.95;
A
---------两采区年产量和。
验算结果符合120万吨的设计要求。
5.6采区服务年限计算:
5.6.1采区的生产能力,设计采区生产为15万吨
5.6.2采区的服务年限
采区服务年限=
=
=9.5(年)
5-1主要技术经济指标表
序号
项目名称
单位
指标数量
备注
1
采区走向长度
m
1650
褶曲变化大
2
倾向长度
m
907
3
区段数
个
3
4
采煤方法
单一走向长臂
5
煤厚
m
1#2.832#2.78
6
倾角
度
16°
7
容重
m
/T
1#1.672#1.64
8
硬度
/
中硬
9
采煤面数
个
2
10
采面斜长
/
250
11
上山运输方式
/
刮板运输连续运输
12
采区工业储量
万T
1389.6
13
可采储量
万T
1250.67
14
采区设计生产能力
万T
120
15
服务年限
年
9.5
16
采区巷道总进尺
m
10755
17
采区掘进率
m/万T
101
18
采区回采率
﹪
90%
19
支护方式
/
错梁并列式
第六章采区车场及硐室设计
第七章采区准备方式
一.掘进工作面数安排
1.前期先安排一个掘进头掘出运输石门和下部车场,再安排两个掘进头分别掘煤上山和轨道上山,两上山相距不少于20m,至上山边界后,掘出上部车场后与回风石门贯通,形成通风系统。
另个掘进头掘好煤上山后在第一区段掘中部车场,采用双巷掘进的方法掘进双翼的第二区段回风巷,掘到边界开切眼。
同时在采区上部边界,从上部车场向两翼掘第一区段的回风巷,掘出以上巷道的过程中,还要掘采区煤仓、变电所和绞车房。
预计9个月第一个工作面可以投入生产。
2.双面采区投产后掘进头按采掘比1:
1.5配备,既3个掘进头,准备下区段。
二.上山贯通方式及顺序
轨道上山掘到上部边界后掘出上部车场,再与回风石门贯通形成通风系统。
随着第一区段的回采,及时开掘第二区段的中部车场、回风巷、运输巷和开切眼。
采用区段下行式开采顺序,依次准备下一区段的采煤工作面,保证工作面的正常生产接替。
第八章采区主要经济技术指标
主要技术经济指标表
序号
项目名称
单位
指标数量
备注
1
采区走向长度
m
1650
褶曲变化大
2
倾向长度
m
907
3
区段数
个
3
4
采煤方法
单一走向长臂
5
煤厚
m
1#2.832#2.78
6
倾角
度
16°
7
容重
m
/T
1#1.672#1.64
8
硬度
/
中硬
9
采煤面数
个
2
10
采面斜长
/
250
11
上山运输方式
/
刮板运输连续运输
12
采区工业储量
万T
1389.6
13
可采储量
万T
1250.67
14
采区设计生产能力
万T
120
15
服务年限
年
9.5
16
采区巷道总进尺
m
10755
17
采区掘进率
m/万T
101
18
采区回采率
﹪
90%
19
支护方式
/
错梁并列式
第九章安全技术措施
第一节工作面初采安全技术措施
1、初采初放期间,成立初采初放领导小组,在初采初放领导小组的领导下开展工作。
2、采煤前应对煤层注水,注水钻孔深度不小于4米,钻孔间距5米,注水压力4~5MPa。
注水应以煤壁渗水为宜,每排采煤前均按此要求注水。
注水人员要认真负责保护好注水器具,保证注水效果。
3、将工作面溜子按照标准化要求,安装好、并试运转,保证溜子运转正常。
然后就地清落工作面溜子,高度不得低于2.2米,溜子清落好后,将其移到煤墙侧。
4、工作面面机头采用ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架3架,支架梁长3.6m,宽0.96m,紧挨悬移支架机头方向用单体液压支柱配合2对4mπ型钢梁作为抬口棚,托住下巷替换的矿工钢梁,摘除机头侧工字钢棚腿;工作面机尾采用整体顶梁组合悬移液压支架支护,支架梁长3.0m,宽0.96m,紧挨悬移支架机尾方向用单体液压支柱配合2对3.5mπ型钢梁作为抬口棚,托住上巷替换的矿工钢梁,摘除机尾侧工字钢棚腿,交接要实,不实处用木楔背实。
5、清理上、下巷杂物,整修不合格棚子,烂帮烂顶重新打好,开关摆放整齐,电缆吊挂合格,并在两巷超前工作面20m范围内注水,保证注水质量。
6、巷道回撤下的工字钢,及时运到上、下巷20米超前支护以外宽敞处,码放整齐,严禁乱堆乱放,影响正常通风、行人。
7、在上、下巷内,矿工钢段自工作面煤墙向外用上巷2.8工字钢梁、下巷3.3工字钢梁配合单体柱打不少
- 配套讲稿:
如PPT文件的首页显示word图标,表示该PPT已包含配套word讲稿。双击word图标可打开word文档。
- 特殊限制:
部分文档作品中含有的国旗、国徽等图片,仅作为作品整体效果示例展示,禁止商用。设计者仅对作品中独创性部分享有著作权。
- 关 键 词:
- 采区 优化 设计 作业