采煤课程设计(编辑修改稿)内容摘要:
2110 对于 M3 煤层: 3101 停 采 线 60m 3102 3103 3104 3105 3106 3107 3108 3109 3110 图 24 M3 煤层工作面接替顺序图 M3 煤层工作面接替顺序: 3101→ 3102→ 3103→ 3104→ 3105→ 3106→ 3107→ 3108→ 3109→ 3110 注:箭头表示回采工作面的接替顺序。 11 三、采区巷道布置 采区上山布置 为了缩短采区准备时间并提高经济效益,根据所给地质条件,采区巷道采用联合布置,在第一开采水平中,把为该采区服务的运输大巷和回风大 巷均布置在 M3 煤层底板下方 25m 的稳定岩层中。 即机轨双岩巷布置,其优点是巷道压力小,可以大量减少维护费用,或不用维护,使其长期处于良好状况。 同时运输集中平巷,轨道集中巷与各煤层超前平巷之间的联系比较方便。 由于 M2 煤层瓦斯涌出量为 12m3/t 属于高瓦斯矿井,除了布置运输上山和轨道上山以外还应布置一条专用回风上山。 根据相关情况初步制定以下两个采区上山布置方案进行比较: 方案一:三条岩石上山 将三条岩石上山都布置在 M3 煤层底板岩石中,轨道上山布置在距离底板 10m 处,运输上山布置在距离底板 15m 处,回风上山布 置在距离底板 8m 处。 三条上山之间间隔距离 15m,三条岩石上山分别联结两翼的区段,平巷不交叉。 其布置特点为,岩石工程量大,掘进费用高,联络石门长。 但维护条件好,维护费用低,煤损少,生产系统可靠,通风条件好,易封闭采空区,防自燃有利;不受煤层倾角影响,可定向按坡度取直掘进,能合理处理上山与平巷的平面或立面相交工程,绕道工程量小,运输能力大 ,不受采动影响。 方案二:两岩一煤上山 12 将两条岩石上山分别布置在 M3 煤层的底板中,运输上山布置在距离底板 12m 处,轨道上山布置在距离底板 10m 处。 回风上山布置在煤层中,三条上 山之间间隔距离 15m。 其特点为:节省了一条岩石上山,相对减少了岩石工程量,且煤层上山可以进一步弄清地质构造和煤层情况。 但回风上山不易维护,维护费用高,需要保护煤柱,受采动影响,上山与平巷的层面交叉,多开绕道工程。 技术经济比较: 表 31 掘进费用表 工程名称 方案 方案一 方案二 单价 (元 ) 工程量 费用 (万元 ) 单价 (元 ) 工程量 费用 (万元 ) 上山 (m) 1578 1100 3 1578 1284 1100 2 1100 联络 巷 (m) 1152 20 5 1152 20 5 合计 表 32 维护费用表 工程名称 方案 方案一 方案二 单价(元 ) 工程量 费用 (万元 ) 单价(元 ) 工程量 费用 (万元 ) 上山 (m) 40 1100 3 22 40 90 1100 22 2 1100 22 联络巷 80 20 5 22 80 20 5 22 13 (m) 合计 308 429 表 33 费用汇总表 总费用 方案 方案一 方案二 掘进 (万元 ) 维护 (万元 ) 308 429 井巷辅助费 (万元 ) 合计 (万元 ) 两者费用相差不大,经济上认为两者相同。 综合其他因素,选择三岩巷上山采区联合布置方式,巷道布置情况见采区巷道平面图、剖面图。 采区车场 采区上部车场选型 考虑到采用采区上部平车场有车辆运行顺当、调车方便等优点,确定采用上部平车场。 采区中部车场选型 由于本煤层采用了联合布置 ,轨道上山布置在距下部煤层底板 25m处的稳定岩层中故采区中部车场采用石门甩车形式。 14 ( 1)大巷(双轨),采区轨道上山(单轨),区段石门(单轨),均为 600 mm 轨距。 ( 2)轨道上山作辅助提升时,一次提升一吨矿车 3 个。 ( 3)采区中部车场采用石门甩车形式,甩车场斜面线路布置方式采用斜面线路一次回转方式,双道起坡。 采区下部车场选型 由于采区生产能力大,故下部车场可选择大巷装车式下部车场,装车站采用折返式调车。 辅助提升下部车厂采用底板绕道式。 其它区段巷道布置 确定工作面回采巷道 布置方式 由于采区内煤层埋藏平稳,地质构造简单,无断层, M2 煤层瓦斯涌出量较高,有自然发火倾向,涌水量也较小。 结合综采面特点,故采用双沿空掘巷掘进方式。 其优点是不留煤柱或少留煤柱,可减少没损,减少区段平巷之间的联络巷,且可以减少巷道维修工程量。 但由于巷道断面较大,要求采用强度较高的支护材料。 工作面推进位置的确定 在采区巷道布置中,工作面布置及推进到的位置应以达到采区设计产量安全为准,工作面应推进到距上山 20m 停采线位置处,即为避开采掘超前影响而留设的护巷煤柱处。 采区主要生产系统 分析 运煤系统 在运输上山和运输巷内均铺设有刮板输送机。 其运煤路线为:工作面 15 运出的煤炭,经运输巷、运输上山到采取煤仓上口,通过采区煤仓在采取运输石门装车外运。 运料排矸系统 运料排矸采用 600mm 轨距的矿车和平板车。 物料自下部车场、经轨道上山到上部车场或中部车场,然后经回风巷送至采煤工作面。 通风系统 采煤工作面所需的新鲜风流,从采区运输石门进入,经下部车场、轨道上山、中部车场,分成两翼经平巷、联络眼、运输巷到达工作面。 从工作面出来的污风,经回风巷,到采区回风石门。 掘进工作面 所需的新鲜风流,从轨道上山经中部车场送至平巷。 在平巷内由局部通风机送往掘进工作面。 污风则从运输巷经运输上山回入采区回风石门。 采区绞车房和变电所需要的新鲜风由轨道上山直接供给。 绞车房的回风是经联络小巷处的风窗回入采区回风石门;变电所的回风是经输送机上山进入回风石门。 供电系统 高压电缆由井底中央变电所,经大巷、采区运输石门、下部车场、运输上山至采区变电所。 降压后由低压电缆分别引向回采和掘进工作面附近的配电点以及上山输送机、绞车房等用电地点。 16 四、采面回采工艺 采煤工艺方式的确定 选 取 M2 煤层为对象,进行采煤工艺设计。 由于 M2 煤层厚 3m,属中硬煤层,煤层有自然发火倾向性(发火期为 1a),煤层涌水量较小,瓦斯浓度为 12m3/t 故可用综合机械化采煤工艺,一次采全厚开采。 割煤机的选型 经查《采矿工程设计手册》得知:根据煤层的实际情况,选用MG880WD 采煤机,该滚筒采煤机由鸡西煤机厂制造。 参数如下表: 表 41 MG880WD 型采煤机性能参数 性能指标 参数 性能指标 参数 采高 ~ 适应煤层硬度 f=1~ 3 煤层倾角 ≤ 35176。 截深 630mm 滚筒直径 m 牵引式 无链 牵引力 532KN 牵引速度 0~ 7 m/min 滚筒中心距 8180 mm 机面高度 1499 mm 卧底量 200mm 耗水量 /水压 320/ 喷雾灭尘方式 内外喷雾 控顶距 2643 制造厂 鸡西煤机厂 17 电动机选用 YMCB400 其参数如下 表 42 YMCB400 型电动机特性参数表 项目名称 参数 功率( KW) 2 400+2 40 台数(台) 4 电压( V) 1140 工作面的推进速度及采煤装煤 ( 1) 工作面的推进速度 000 / CLMQ 式中: 0 —— 日推进度, m/d; 0Q —— 工作面设计生产能力, t/d ; L —— 工作面长度, m; M —— 采煤机割煤高度, m; 0C —— 工作面采出率 ,对于中厚煤层取 ; —— 煤得容重 ,。 dm / 因选用的采煤机截深为 630mm,若每日推进七刀,共推进 7=,可满足每天的进度要求。 采用“三八工作制”,即两班半采煤半班准备的工作制度。 ( 2)采煤与装煤 落煤方式:采用双滚筒采煤机直接落煤。 进刀方式:斜切进刀双向割煤,进刀示意图如图所示,进刀过程如下: 18 a、当采煤机割至工作面端头时,其后的输送机槽已移近煤壁,采煤机机身处沿留有一段下部煤 (如图 a 所示 ); b、调换滚位置,前滚筒降下、后滚筒升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁,直至输送机直线段为止。 然后将输送机移直 (如图 b 所示 ); c、再调换两个滚筒上、下位置,重新返回割煤至输送机机头处 (如图c 所示 ); d、将三角煤割掉,煤壁割直后,再次调换上、下滚筒,返程正常割煤 (如图 d 所示 ) AA2 1AA21A2211AAAAAAAAA( a )( b )( c )( d ) 图 41 割煤机进刀示意图 支架的选择。采煤课程设计(编辑修改稿)
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