毕业设计_新龙煤矿矿井技术改造设计

毕业设计_新龙煤矿矿井技术改造设计内容摘要：

置 一．）主要硐室及位置 根据生产需要，在距主斜井井筒落底点 20m 处的井筒内，布置有下放式井底煤仓及装卸载硐室；在主斜井井底 +590m 水平巷道中，设置有主井井底撒煤沉淀 池、主变电所等硐室，通过井底清理撒煤斜巷与 15 号煤一采区轨道大巷连接；在副斜井井底车场内设有把钩房、躲避硐室、主排水泵房、主排水泵配电硐室、管子道、井底水仓等硐室。 二） ．井底车场主要巷道和硐室支护方式 井底 车场巷道及车场内硐室均布置在 15 号煤层中，除车场巷道和井下消防材料库采用锚网喷支护外，其余车场硐室均采用 C20 混凝土砌碹支护。 井底车场巷道和硐室的支护形式、支护材料、工程量详见表 351。 太原理工大学毕业设计 20 表 351 井底车场巷道及硐室工程量 序号 巷道名称 半煤岩比 倾 角 (176。 ) 支 护 形式 巷道长度 断面积 (m3) 掘进体积 (m3) 净 掘进 井巷 硐室 小计 备注 1 井底车场 煤 锚喷 2 主斜井井底清理撒 煤巷及沉淀池 基岩 锚喷 3 井底煤仓及装卸载硐室 基岩 素砼 2020 4 井底煤仓上口机头硐室 煤 素砼 1000 5 等候室、医务室及通路 煤 锚网喷 600 6 中央变电所及通路 基岩 素砼 800 7 主排水泵房及通路 煤 素砼 800 8 主排水泵房配电硐室 煤 素砼 500 9 管子道 基岩 25176。 锚喷 400 10 井底水仓 基岩 素砼 11 爆破材料发放硐室及回风巷 煤 素砼 1100 12 消防材料库 煤 锚网喷 加锚索 400 13 合计 7600 太原理工大学毕业设计 21 第 六 章 采煤方法 第一节 采煤方法 的选择 一、 采区地质条件 1． 开采条件 （ 1）煤层特征： 12 号煤：位于太原组顶部，上距 L4 石灰岩 ～ ，平均。 煤层厚 ～ ，平均 ，厚度变化不大，全井田稳定可采，结构简单，顶板为泥岩或砂质泥岩，底板为细砂岩。 15 号煤： 位于太原组， L1石灰岩为其直接顶板，煤层厚 ～ ，平均 ，底板为泥岩或炭质泥岩。 属 全井田稳定可采煤层。 地质构造简单，一般以单斜为主，适宜采用综合机械化开采。 据地质报告及省煤炭工业局综合测试中心检验报告提供 15 号煤层有爆炸危险性； 15 号煤层属自燃煤层，自燃等级为 Ⅱ 级。 （ 2）影响上行开采的主要 因素有 ： A．层间距 B．采高 C．采煤方法： E．岩性及层间结构 F．采动时空关系 （ 3）上行式开采可行性分析： A．比值判别法：由于本井田开采 12~15 号煤层，可以采用采动影响倍数判别： K=H/M=式中： H－上、下煤层层间距， ； 太原理工大学毕业设计 22 M－下层煤采高， （ 15 号煤层平均厚度为 ，根据矿井放顶煤开采回采率最高为 计算 15 号煤实际采高为 ）。 该矿 12 号煤与 15 号煤之间有三层总厚度为 的石灰岩，可看作坚硬岩层，根据矿井地质资料计算，求的 K=，从比值判别法角度分析，开采上覆 12 号煤层时，会受到 15 号煤层的采动影响，应采取相应措施。 B．“三带”判别法： 公式一： mM MH li 100   mM MH m 0 1 0 0   式中 : Hli——导水裂隙带（ m） Hm——冒落带（ m） ∑M——累计采厚（ m） 公式二： mMH li  由上述公式经计算得，冒落带高度为 ，远小于煤层间距。 而导水裂隙带高度公式一结果为 ，公式二结果为 ，均大于 ，既当上行开采 12 号煤层时， 12 号煤层中因受 15 号煤层采动影响，煤层有裂隙分布，可进行上行开采，但应采取相应措施。 C．围岩平衡分析法： pp hKMH  11=  = 式中： K1 ——直接顶 岩石碎胀系数 ,一般 K1 = ～ ； hp——平衡岩层本身厚度 , 按 本矿井 柱状图确定。 太原理工大学毕业设计 23 Hp——上行开采必要的层间距， m 对该矿而言， 15 号煤层的直接顶上，有一层厚度为 的石灰岩，岩性较坚硬，可作为平衡岩层；必要层间距仅为 ，小于该矿井实际层间距 ，因此 12 号煤层可实行上行开采。 D．根据顶板运动特征及回归公式： T=（ H/h） +b 式中： T－ 15 号煤与 12 号煤开采的时间间隔，月； H－ 12 号煤层与 15 号煤层的层间距， m； h－ 15 号煤采高， m； b－回归常 数，取 经计算 12 号煤层应在 15 号煤开采 4 个月后才能开采，当 15 号煤采高及层间距发生变化时，相应必须调整 12 号煤开采时间。 结论：从上述计算可以看出，一采区内 1 15号煤层间距 ，其导水裂隙带高度 ()大于两层煤层间距，若采用上行开采，可能会产生 12号煤及顶底板物理力学性质发生变化：但通过采取技术安全措施是可行的。 2． 可供选择采煤方法： （ 1） 分层开采： 分层开采虽然技术成熟，但工序复杂，掘进率高，厚煤层分层开采，掘进工程量相对较大。 （ 2） 放顶煤开采： 放顶煤开采与分层开 采相比有以下明显优点： a、煤层掘进量小，掘进费用低，缓和了采掘关系； 太原理工大学毕业设计 24 b、减少了搬家倒面次数，节省了设备搬迁、安装的工作量和费用； c、较分层开采对煤层厚度变化、地质构造适应性强，且减少了铺网工序、材料、工资及巷道维护等费用； d、工作面处于减压带，降低了支架吨位和支护成本； e、顶煤利用矿压落煤、装煤、变不利因素为有利因素； f、有利于矿井的集中控制，实现减面、减人、提高工效的目标； g、提高劳动生产率，降低成本，比一般回采工效提高 2～ 5 倍，经济效益显著，吨煤成本一般降低 8～ 20 元。 通过对分层开采和放 顶煤开采优缺点比较， 结合国内目前技术装备水平及本矿井多年的生产管理经验， 因此 12 号煤设计采用长壁综采一次采全高采煤法， 15 号煤设计采用长壁综采放顶煤采煤法。 第二节 采区布置 一 、采区尺寸、巷道布置 1．采区尺寸 根据井田开拓布置、煤层赋存条件及开采技术条件，以及工作面装备水平，确定矿井移交生产和达到设计生产能力时布置一个采区保证矿井 1200kt/a的生产能力。 结合 新龙 煤矿实际情况，本着减少井巷工程量、节省投资、早出煤、早见效的原则，首采区位置就近布置，确定布置一采区。 一采区位于井田 西 部，采区东西 长 ，南北长 ，采区面积约，为单翼开采采区，采用 走向 长壁开采。 2．采区巷道布置 根据井田开拓布置，一采区采用单翼布置， 走向 长壁开采，在一采区准备太原理工大学毕业设计 25 巷道的 西北 侧布置回采工作面，回采工作面顺槽采用单巷掘进，工作面胶带顺槽和轨道顺槽均沿 15 号煤层底板布置，分别与一采区胶带 下山 和一采区回风下山 直接沟通，并通过顺槽联络巷与一采区轨道巷沟通，形成采区完善的运输、通风、供电、行人及排水系统。 一采区巷道布置见图 521，图 522。 二 、移交生产及达到设计产量时采区数目、位置和工作面生产能力计 算 1．矿井生产能力计算 移交生产及达到设计产量时，在一采区中布置一个 长壁 综采 放顶煤 工作面、一个综掘工作面和一个普掘工作面来保证矿井设计规模和正常生产接替。 矿井实际生产能力即为回采工作面生产能力和掘进工作面掘进煤量之和。 (1)回采工作面生产能力计算 回采工作面生产能力按下式计算： A 采 =M1178。 l178。 L178。 r178。 C1＋ M2178。 l178。 L178。 r178。 C2 式中： A 采 —— 采煤工作面年产量， t/a； M1—— 采煤工作面机采高度， M1=； M2—— 采煤工作面放煤高度， M2=； l—— 采煤工作面长度， l=150m； L—— 采煤工作面年推进度， L=792m； r—— 煤的容重， r=； C1—— 采煤工作面机采回采率，取 ； C2—— 采煤工作面放顶煤回采率，取。 太原理工大学毕业设计 26 则 A 采 =179。 150179。 792179。 179。 +179。 150179。 792179。 179。 =989566(t/a) =(2)掘进工作面掘进煤量计算 矿井移交生产及达到设计产量时，井下共装备两个煤巷掘进工作面，掘进断面平均 ，掘进工作面年总推进度为 1500m，则掘进工作面掘进煤量计算如下： A 掘 =1500=20700t/a=(3) 矿井生产能力计算 A 矿 =A 采 +A 掘 =+=可满足矿井 1200kt/a 即。 矿井达到设计生产能力时采区回采工作面特征见表 521。 表 521 达到设计生产能力时采区工作面特征表 采区名称 采煤工作面 个数 装备 煤层平 均厚度 (m) 机采 高度（ m) 放顶煤 高度 （ m) 年推进度 (m) 年生产能力 （ kt) 一采 区 1 综采放顶煤 792 第三节 回 采 工艺与劳动组织 一 、工作面回采方向 回采工作面回采方式为采区内采用前进式开采，工作面采用后退式开采，同一翼相邻工作面间采用顺序开采。 太原理工大学毕业设计 27 二 、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型 1．回采工作面长度 确定 一个 综采 放顶煤 工作面长度为 150m。 2．工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型 工作面采煤设备：选用 MG－ 160/375－ W 型 无链，齿轮销排式液压牵引 ，采高 － ， 适应煤层倾角：≤ 35176。 ，滚筒直径： ， 截深 ， 牵引速度： 0－ 6m/min， 电机功率 375kW，额定电压： 1140KV，生产能力： 800t/h。 工作面运煤设备： 前部刮板输送机采用与 采煤机配套的 SGZ630/220 型可弯曲刮板输送机，铺设长度 150m，运输能力 600t/h，电机功率 2110kW；后部刮板输送机采用 SGZ730/400 型可弯曲刮板输送机，铺设长度 150m，运输能力 700t/h，电机功率 2200kW。 根据工作面运煤设备的运输能力，回采工作面胶带顺槽运煤设备选用SSJ1000/2179。 75 型可伸缩胶带输送机，铺设长度 600m，运输能力 630t/h，电 机功率 2179。 75kW。 破碎机选用 PCM110 型颚式破碎机，破碎能力 1000t/h，电机功率 110kW。 转载机选用 SZZ764/110 型刮板转载机，输送能力 800t/h，电机功率110kW。 工作面采、装、运设备选型结果详见表 511。 表 511 综采工作面采、装、运设备配备表 设备名称 设备型号 功率 (kW) 单位 总数量 其中备用 双滚筒采煤机 MG160/375W 375 台 1 前部 可弯曲刮板输送机 SGZ630/220 2179。 110 台 1 后部 可弯曲刮板输送机 SGZ730/400 2179。 200 台 1 破碎机 PCM110 110 台 1 刮板转载机 SZZ764/110 110 台 1 太原理工大学毕业设计 28 可伸缩胶带输送机 SSJ1000/2179。 75 275 台 1 乳化液泵站 BRW315/ 200 台 1 两泵一箱 喷雾泵站 WPE320/10 45 台 1 两泵一箱 三 、工作面液压支架选型 设计采用 “老顶周期来压步距法 ”和“估算法” 计算液压支架工作阻力。 A． 老顶周期来压步距法 PH=(+++)F 式中： PH——预计液压支架设计工作阻力， t/架； M——煤层机采高度，取 ； L2——实测老顶周期来压步距，取 20m； Lm——控顶距，取 ； F——支架支护面积，为。 则： PH=(++20+)=B．估算法 P=γΣhcosα 式中： P——支架承受的载荷， kN； S——支架支护的顶板面积， m2，支架长 宽 ==。 γ——顶板岩石视密度，。 Σh——冒落带岩石的高度（直接顶厚度）， m。 Σh=)1( KM=)( M=2M M——采高， m；确定为。 K——岩石碎胀系数，取 ～。 α——煤层倾角，取 17176。 太原理工大学毕业设计 29 上式可写成： P=（ 2～ 4） γMcosα 取中间值即 P=3γMcosα 再考虑支架受力不均衡衡量的安全系数 2。