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=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→区段5→区段2→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

采煤工艺

工作面长度/m

缓斜中厚煤层及厚煤层

综采

150~240

普采

120~180

炮采

100~150

缓斜薄煤层

120~150

100~120

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=L×

γ×

C

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;

γ——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=200×

0.8×

1.42×

0.95

=4265t

所以,本采区采煤工作面的年产量为:

4265×

330=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

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=M×

L

式中:

A——掘进工作面年产量,t/d;

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;

γ——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=5×

4290

=150467t

=0.15Mt

两个掘进工作面的掘进煤年产量为:

0.15×

2=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)

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

20~25

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回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。

采区上部平车场曲线半径和道岔按下表选择

名称

非综采采区

综采采区

曲线半径

/m

平曲线

6~12

12~20

竖曲线

9~15

道岔

根据提升煤量选用4号或5号道岔

本采区的上部逆向平车场中,错车线选用简易道岔,α=17°

,b=2510mm,其他道岔选用ZDK630/4/12,a=3660mm,b=3640mm,α=14°

02′10″,竖曲线半径R=15000mm,平曲线半径RS=15000mm,存车线的双轨中心距S=2040mm,道岔的各个参数的具体计算过程见本设计(4.2.2井底车场)部分。

根据《采矿工程设计手册》的规定,由于本采区的上部车场用绞车房来完成进出车,所以存车线的长度为2钩串车长。

而年生产能力在0.9Mt及以上的综采采区上部车场为1.5列车长,本矿井的设计生产能力为3.0Mt,并且本采区的生产能力为1.7Mt,而且本采区采用综合机械化开采,因此本采区的上部车场为1.5列车长。

采区的上部车场线路坡度的确定参考《采矿工程设计手册》,不设高低道的双道变坡,以及单道变坡,巷道的坡度,应该以3~5‰向着绞车房的方向下坡。

上山开采的采区,其上部车场水沟坡度以3~4‰向上山方向下坡。

设高低道的双道变坡,轨道坡度的高道坡度为9~11‰,低道的坡度为7‰,高道与低道最大高差不宜大于0.6m。

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=RStan0.5;

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

末端道岔

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

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

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

6~9

5~7

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‰,重车线iG=9‰,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

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

人推车

甩车场高道与低道的线路中心距S可按下表选取

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‰。

5.2.4采区生产系统

通风系统

前期

地面的新鲜从副井→井底车场→轨道石门→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→工作面→区段回风平巷→回风石门→总回风道→回风上山→回风大巷→回风石门→中央回风井→地面

后期

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

运煤系统

煤从工作面采出→区段运输平巷→溜煤眼→运输上山→采区煤仓→运输大巷→运输石门→井底煤仓→装载硐室→主井箕斗→地面

运料系统

材料从地面→副井→井底车场→轨道石门→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→区段运输平巷→工作面

运矸石系统

矸石从工作面用矿车运出→区段运输平巷→轨道上山→采区下部车场→轨道大巷→轨道石门→井底车场→副井罐笼→地面

排水系统

轨道上山→采区下部车场→轨道大巷→轨道石门→井底车场→井底水仓→副井→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°

,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:

1.7~5.0m

适应煤质硬度:

250~500kg/cm2

煤层倾角:

0~45°

截深:

0.8m

滚筒直径:

2.5m

牵引方式:

电牵引

牵引力:

392~980kN

牵引速度:

0~24m/min

无链牵引形式:

无链牵引

滚筒中心距:

12925mm

机面高度:

1227mm

卧底量:

200~250mm

电动机型号:

EL1220FF

电动机功率:

600~1400kw

电动机台数:

6~7台

电动机电压:

1140~3300V

喷雾灭尘方式:

内、外喷雾

最大不可拆卸件尺寸:

3890×

1546×

913/11.3mm/t

总重:

36~85t

设计单位:

安德森

制造厂:

工作面刮板输送机选型

刮板输送机的型号:

SGZ-880Ⅱ

槽宽:

800mm

小时运量:

最大400t/h

铺设长度:

64~422m

铺设角度:

+15~-20°

电动机型号:

DSB40/2台

电动机功率:

40×

2m

电动机电压:

380/660V

刮板机型式:

边双链

链规格:

Φ18×

64mm

单链破碎力:

350kN

链速:

0.86m/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:

15t/min

输送机槽宽:

762mm

输送机链速:

1.52m/s

行走速度:

16.76~19.8m/min

履带对地比压:

0.1MPa

工作电压(50Hz):

660V

输送机电机功率:

15kw

行走电机功率:

30kw

对地间隙:

152mm

外形尺寸(长×

宽×

高):

8306×

2648×

826mm

重量:

9.98t

破碎机选型

型号:

PCM110Ⅱ

结构特点:

锤式

过煤能力:

1100t/h

破碎能力:

1000t/h

进料口宽度:

700mm

进料口高度:

出料粒度:

300mm

KBY-550/110

110kw

660/1140V

4559×

2025×

1808mm

质量:

14.524t

生产厂:

张家口煤机厂

乳化液泵选型

MRB-125/31.5

公称压力:

20MPa

公称流量:

125L/min

90kw

转速:

1470r/min

2166×

858×

1920mm

配套液箱尺寸:

MRXⅠ

石家庄煤矿机械厂

乳化液箱选型

容积:

1000L

公称压力:

31.5MPa

公称流量:

卸载阀调定压力:

卸载阀恢复压力:

24MPa

蓄能器充气压力:

15~20MPa

2400×

800×

1135mm

820kg

井下平巷及上山输送机选型

带输送机的型号:

DP1063/1000

运输能力:

630t/h

运输速度:

2m/s

运输距离:

1000m

胶带机宽度:

1000mm

JDSB-125

125m

83t

焦作起重运输机厂

大巷带式输送机选型

输送机型号:

DX5型钢绳芯带式输送机

胶带型号:

GX3000

胶带宽度:

1200mm

带速:

2.5m/s

胶带强度:

3000N/mm

胶带许用最大张力:

360kN

支架选型

支架形式选用支撑掩护式液压支架

ZZ6000/25/50

支架型式:

支撑掩护

支撑高度:

2.5~5.0m

适用的煤层倾角:

<20°

工作阻力:

6000kN

初撑力:

5643kN

操作方式:

本架

宽):

6000×

1430mm

支架中心距:

1500mm

支护强度:

0.89~0.97MPa

对底板最大比压:

0.87MPa

泵站工作压力:

31.4MPa

支架移架步距:

支架重量:

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