大同煤矿井田设计毕业论文定稿(编辑修改稿)

大同煤矿井田设计毕业论文定稿(编辑修改稿)内容摘要：

采区储量和生产能力 一、采区范围： 盘区走向长 1370 米，倾斜长 平均 1520 米，面积 2082400 平方米。 二、储量： 7 煤层 410 盘区地质构造属一类简单型。 储量 划分为 A级储量。 容重为 /米 3。 盘区北西部 3A，储量 万吨；盘区中西部 6A，储量 万吨；盘区南东部4A，储量 万吨。 共计工业储量 万吨，可采储量 万吨。 工业储量 = 万吨 可采储量 = 万吨 布面储量 = 万吨 可采出煤量 = 万吨。 三、盘区生产能力 生产能力 AB =h1 h2 n A0= 1 1 1330=1396(t/d) 式中： A0回采工作面平均生产能力， A0=1330t/d； 17 n同时生产的回采工作面个数 ,n=1； h1－盘区掘进出煤系数， h1= ； h2－工作面间出煤系数， h2=1。 盘区生产能力验算 ⑴ 运输设备能力验算 为保证盘区生产能力 A1≥ KAB/Tn= 1396/10 =259(t/h) 式中： A1－盘区皮带最低运输能力， ； K－产量不均衡系数， K＝ ； T－盘区皮带日出煤时间，取 T＝ 10h； n 运输设备正常工作系数， n=。 本盘区使用 SSJ80型皮带机，其运输生产能力为 400t/h大于盘区生产能力 259 t/h，故 验算合格。 ⑵ 盘区通风能力 为满足生产能力，要求 Ab≤ A2 A2＝ cvs60 ＝ 60 6 ＝ 3669(t/d) 式中： A2－通风系数能满足的生产能力， t/d； V－巷道允许最大风速， V＝ 6m/s S－回风巷净断面， S＝ ； C日产吨煤供风量， C＝。 根据计算 AB＜ A2，故验算合格。 ⑶ 盘区生产能力 年生产天数按 300 天计算，则年生产能力为： AB＝ 1396 300/10000＝ 万吨 /年，掘进出煤 3万吨 /年。 取生产能力 45 万吨 /年。 四、设计服 务年限： 根据储量计算，本盘区可采出煤量为 万吨，盘区设计生产能力为 45 万吨 /年，则盘区服务年限为： 18 T= Q 采出 /AB ＝ ＝ （年）≈ 8 年 式中： T－盘区服务年限，年； Q 采出 －盘区可采出煤量， Q 采出 ＝ 万吨； AB－盘区生产能力， AB＝ 45万吨 /年； 即 410 盘区 7层服务年限为 8年。 19 第三章 采煤方法及采区巷道布置 第一节 采煤方法的选择 一、现生产盘区采煤方法： 现生产盘区为 4层 410 盘区、 、 30 408 盘区，工作面长度 140～ 150，推进长度为 600～ 1500m 左右。 采用倾（走向）长壁后退式全部垮落法开采，端头斜切进刀，双向割煤，见顶见底（当煤层厚度大于采高时见底留顶）开采。 二、本盘区采煤方法 采煤方法： 根据地质条件和煤层赋存及 7410 盘区巷道布置，盘区内工作面均采用走向长壁后退式全部垮落法综合机械化开采。 回采工作面布置及主要系统 工作面布置：为便于集中管理，减少井巷工程量，工作面采用双巷布置，一条为机轨合一的进风皮带顺槽，另一条为回风轨道顺槽。 主要参数：根据 7层 410 盘区工作面巷道布置，结合综采设备情况和同类工作面情况，确定工作面长度为 146 米，顺槽间煤柱为 34 米。 首采面确定依据： 根据地质条件和煤层赋存情况，所以本盘区采用后退式回采，选择盘区最西面的81002 面为首采面，加之该面地质构造简单，煤层稳定，故选择该工作面作为首采面。 第二节 矿压观测情况 本工作面采用综采压力记录仪监测顶板压力情况 ,根据工作面长度，全工作面布置5条测线 ,分别布置在 5 80、 100支架上。 整个工作面安装 5 块压力记录仪，并在每架支架上安装一块双针压力表对工 作面进行顶板动态连续监测。 监测方法和数据处理按局矿有关规定执行。 泵站压力不小于 须达到 3— 5%。 矿压综合治理措施： 20 综采工作面端头及超前支护要加强，超前支护的距离暂定不少于 20 米，在开采中要进一步探索，准确科学地规定防治初次来压和周期来压的超前支护距离。 超前支护采用单体液压支柱进行支护。 严禁工作面两端头有悬板，如有悬板时必须进行放顶处理。 进行强制放顶时，操作人员应在支护完好的安全地区内作业。 作业规程中明确规定初次放顶步距和日常放顶步 距。 如需采用断顶措施时，爆破沟应有足够的长度，宽度和高度，保证采空区顶板充分冒落。 实施防治措施应有记录，记录内容包括实施措施的时间、地点、人员、实施方法和具体参数等。 治理措施实施后必须进行效果检查。 治理效果确认后才能进行掘进或回采工作。 回采工作面必须保持直线，严禁出现台阶开采。 回采工作面的顶板管理必须采用冒落法管理顶板或人工强制放顶的措施。 第三节 采区巷道布置 一、选择开拓方式的依据： 7层 410 盘区开拓方式为盘区绕道式。 4层至 9＃ 层 900 大巷有 2 个煤仓， 4层内 有沿顶回风巷、轨道巷，沿底皮带巷和 7层底板下轨道巷。 7层开采工作面布置和 4层工作面要对应，有利于工作面的管理。 7层煤层厚度 ，平均。 二、开拓方式及盘区巷道具体布置： 410 盘区 7层开拓方式与 4层一样，绕道、煤仓均采用 4层已形成的系统。 存在的不同之处在于新掘进轨道巷，皮带巷，回风巷，盘区形成三巷布置。 三、 盘区巷道布置 根据 410 盘区 7层现有巷道，初设时主要考虑盘区皮带巷、轨道巷、回风巷的空间层位及位置关系提出以下三种方案进行比较。 方案 一 ：由 14层 8714斜井中部开口（ 14层煤层底板下 ），施工甩车场及系统巷，再平行掘进盘区轨道巷、皮带巷和回风巷，与 4层回风巷、皮带巷和轨道巷留设一定距离的煤柱；其中 7层皮带巷与 4层皮带 21 巷内错 8米， 7层回风巷与 4层回风巷内错 18米， 7层轨道巷巷与 4层轨道巷内错11 米，根据相领矿井与我矿 7层 30 408 盘区的开采经验， 7层 410 盘区工作面顺槽与 4层 410 盘区工作面顺槽内错 7米，眼切巷与矿界保持 20 米的最小煤柱。 则二：在方案一的基础上将回风巷与轨道巷的位置互换。 则三：由 14层 8714 斜井中部 开口（ 14层煤层底板下 ），施工甩车场及系统巷，再平行掘进盘区轨道巷、皮带巷，与 4层皮带巷和轨道巷留设一定距离的煤柱，回风巷利用原 11层总回风巷。 由于现 4层仍在进行回采，为了不影响 4层的回采进行，方案一与方案二均与西四风井沟通，建立独立的通风系统，这样既可不影响 4层的回采进行，又解决了和 4层漏风的问题。 三种方案如 下 ： 项目 方案一 方案二 方案三 优点 回采系统巷道安全可靠， 根据 4层回采的经验，该系统较稳定。 工作面回风系统相对简单，回风系统巷坡度没有形成波浪。 减 少掘进量，缩短工期。 缺点 掘进盘区巷道时的系统巷较长。 工作面运料系统长，增加巷道掘进量，因而增加系统形成周期。 回采工作面运料系统相对复杂，由于盘区巷道基本处于同一水平，盘区轨道巷位置又处于盘区最外侧。 工作面运料系统巷在穿越盘区皮带巷与回风巷时，是必会使工作面运料系统巷的坡度形成波浪，增加运输上的安全隐患，并且增加绞车的安设数量。 停采线位置与盘区较远，降低回采率，造成资源浪费。 由于 4410 盘区正处于回采阶段，如果此时采用方案三，是必增加4410 回风巷的开口位置，回风巷应力显现 更加明显，同时增加巷道维护费用，严重时影响生产。 给通风管理产生更大的难度，不利于封堵，由于 9工作面回风系统穿越 7巷道多，一旦4410 盘区通风系统遭到破坏，直接影响井下人员的安全、生产。 备注 综上，选择方案一 因此，以上三种方案，在所提出的三个方案对比中，由于主要只是针对盘区皮带巷、轨道巷、回风巷的空间层位及位置关系进行比较，其它方法和方式基本一致，所以机电 22 设备的型号、数量没有可比性，所以只作工程量和投资费用及技术特点的优劣比较，经过各种技术经济比较，最终得出结论采用第一方案。 四、 盘区巷道位置选择 本盘区布置三条盘区巷，由北向南依次为盘区轨道巷、盘区皮带巷、盘区回巷，其中盘区回风巷与盘区皮带巷中心距为 50米，盘区皮带巷与盘区回风巷中心距为 48 米。 五、 回采巷道与盘区联接 皮带顺槽和盘区皮带巷联接： 皮带顺槽从盘区轨道巷下部穿过（需设风桥）与盘区皮带巷直接联通。 回风顺槽和盘区回风巷联接： 回风顺槽从盘区皮带巷上部穿过（需设风桥）与盘区回风巷直接联通。 第四节 回采工艺及劳动组织 一、回采工艺 回采工作面实行“四、六”制作业，三班生产一班检修准备，生产班开机率 60%。 工作面采用 MG300/700AWD 采煤机割、装煤， SGZ764/400 型刮板输送机运送煤炭，截割方式为端头斜切进刀，双向割煤，工作面见顶见底开采。 工作面采用 ZZS－ 5600／ 14／ 28型支撑掩护式液压支架，工作面端头两架 ZZS－ 6000/17/37 型液压支架进行支护和 6根 DZ 单体支柱配合π型梁管理顶板，超前支护采用双排单体支护，两顺槽均要超前工作面不小于 30 米范围。 为了对各煤层选择适当的采煤方法，必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征，以及生产矿井实际使用经验，根据该矿井的煤层的赋存条件和 地质特征及该煤层的赋存较为稳定。 煤层倾角变化较大，平均 8176。 ，煤厚平均 ，属中厚煤层，结合以上因素和周围邻近矿井的实际采煤经验，采用综合机械化倾斜长壁后退式采煤方法。 （一）、割煤 工作面落煤与装煤由一台 MG300/700 型双滚筒采煤机完成，采用双向割煤方式割煤，沿工作往返一次进两刀，采煤机装割剩的浮煤在移溜时装入溜内，刮板输送机外面的浮煤由人工清理。 23 为了避免溜头下窜，可采用分组移架的方式，或将工作面变成斜工作面，使头尾相差 10— 20 m。 割煤前做好准备工作，给变频器供水并空载运行 3— 5分钟，发现问 题及时处理，严禁带病运转。 割煤时要掌握好滚筒升降的位置，将顶底煤割净，割底时要将底板割平，不得丢底，不得留有台阶伞檐，煤壁要割成一条直线。 当工作面采到变薄区域时，如果采煤机不能正常通过，就考虑挑顶起底，使之达到规定高度。 采用端头斜切进刀，当采煤机到尾，左滚筒进入顺槽后，然后降左滚筒升右滚筒，把采煤机右部的刮板输送机移到煤壁，采煤机沿刮板输送机方向载割进入煤壁。 割过30 m 时，将采煤机左边的刮板输送机推向煤壁，使刮板输送机成一条直线，然后右滚筒在下，左滚筒在上向溜尾方向割三角煤。 割到尾后，再左滚筒在下，右 滚筒在上向溜头方向割煤。 采煤机割到溜头后，进刀方式与溜尾相同。 附：端头斜切进刀示意图。 （二）、移架 移架方式：采用单架依次顺序式，支架沿煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深。 采用及时支护方式，即在正常情况下，采煤机割煤过后应立即移架，及时支护新暴露的顶板。 移架时为防止运输机回拉，可将邻架推移千斤顶的操作阀手把分别打到推溜位置。 移架时，支架下降不宜过多，顶板破碎时必须带压移架。 为了及时支撑顶板，采煤机割煤过后，应立即移架，若移架速度跟不上采煤机，或顶板破碎片帮较大时，决不允许空顶作业，必须停机移架。 移 过的支架升好后要严密接顶，必须达到所要求的初撑力，移架完毕后，操作手把必须打回零位，移架后其端面距不大于 340 mm。 支架应保持直线，并与刮板输送机垂直。 移端头支架注意事项： 端头支架采用本架手动操作方法。 移架前或行人经过端头伞檐前，首先要检查伞檐处有无零皮，活石等不安全隐患，若有时，处理后再移架通过。 移架时端头伞檐处严禁任何人行走或停留，同时支架工更要注意。 防止伞檐处有矸石冒落伤人。 移架前，将支架座箱前的浮煤矸清理干净，移架时将邻架的操作手把打到推溜位置，阻力过大时不能硬移，查明原因进行处理。 24 （三） 、推刮板输送机 采用顺序移溜的方式移溜，采煤机割煤过后，推刮板输送机滞后采煤机后滚筒 15 m处进行，刮板输送机的弯曲段必须大于 30 m，严禁出现死弯，每次推移必须推移一个步距，如机道有台阶，矸石等障碍物推不动刮板输送机，应进行返空刀或人工清理。 推刮板输送机应在运转中进行，不准停机推刮板输送机，但停机后，允许推头尾机。 推移后的刮板输送机要成一条直线。 （四）、拉转载机 移转载机前，应检查机头处巷道两帮及顶板情况，还要注意电机接线嘴和电缆距煤壁或泵站列车的距离，若有擦顶擦帮现象，必须提前处理禁止硬移。 移转载机前。