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文檔簡介

1、采礦學(xué)課程設(shè)計(jì)1、采礦學(xué)課程設(shè)計(jì)大綱設(shè)計(jì)題目的條件(1)某礦第一開采水平上山階段某采區(qū)自上而下開采kl、k2和k3煤層,煤層厚度、煤層間距及頂?shù)装鍘r性見綜合柱狀圖。該采區(qū)走向長度2100m,區(qū)內(nèi)各煤層埋藏平穩(wěn),埋深較深淺,地質(zhì)構(gòu)造簡單,無斷層,k1煤層屬簡單結(jié)構(gòu)煤層,硬度系數(shù)f=2,k2和k3煤層屬中硬煤層,各煤層瓦斯涌出量較低,自然發(fā)火傾向較弱,涌水量也較小。設(shè)計(jì)礦井的地面標(biāo)高為+30m,煤層露頭為-30m。第一開采水平為該采區(qū)服務(wù)的一條運(yùn)輸大巷布置在k3煤層底板下方25m處的穩(wěn)定巖層中。(2)設(shè)計(jì)題目的煤層傾角條件2煤層平均傾角為16,階段傾斜長度1000m。 設(shè)計(jì)采區(qū)產(chǎn)量150萬t/a.

2、第一章采區(qū)巷道布置第一節(jié)采區(qū)儲量與服務(wù)年限1.1.1采區(qū)工業(yè)儲量采區(qū)工業(yè)儲量為:q=sm=210000012.11.30= 3303.3萬噸;s采區(qū)面積,m2;m煤厚,m;容重, tm3;1.1.2采區(qū)煤柱損失:p1=(2252100+302950+225950+5151990)1.306.9=334.1萬噸;p2=(2252100+202950+225950+5151990)1.303.0= 137.4萬噸;p3=(2252100+202950+225950+5151990)1.302.2= 100.8萬噸;注:p1為k1煤層保護(hù)煤柱;p2為k2煤層保護(hù)煤柱;p3 為k3煤層保護(hù)煤柱1.1.

3、3采區(qū)生產(chǎn)能力本采區(qū)為一個(gè)工作面生產(chǎn)。1)工作面的生產(chǎn)能力工作面生產(chǎn)能力由式11計(jì)算:a0=lv0mc0 11式中:l工作面長度,m; m煤層厚度,m; v0工作面年推進(jìn)長度,m/年; 煤層容重,tm3; c0放頂煤工作面回采率,取c0.75。則 a0=15015846.91.300.75=159.8萬噸/年2)采區(qū)生產(chǎn)能力 采區(qū)生產(chǎn)能力由式12計(jì)算:ab= k1 k2 a0i 12式中:ab采區(qū)生產(chǎn)能力; k1采區(qū)掘進(jìn)出煤系數(shù),取為1.1;k2工作面之間出煤影響系數(shù),由于同采的工作面?zhèn)€數(shù)為1,故k2=1; a0i工作面生產(chǎn)能力;則 ab=1.11159.8=175萬噸/年。故采區(qū)將能滿足礦井

4、產(chǎn)量要求。1.1.4采區(qū)的可采儲量采區(qū)的可采儲量z按下式計(jì)算:z=(q-p) c 13式中:q采區(qū)工業(yè)儲量; p各種永久煤柱的儲量之和, p=334.1+137.4+100.8=572.3萬噸;c 采區(qū)回采率,厚煤層不低于0.75;中厚煤層不低于0.80;薄煤層不低于0.85;本礦取0.8。則z=(q-p) c=(3303.3-572.3)0.8=2184.8(萬噸)由此可得本采區(qū)的可采儲量為2184.8萬噸。采區(qū)的服務(wù)年限的計(jì)算:t = z/(ak) 14式中:t采區(qū)設(shè)計(jì)服務(wù)年限,年; z采區(qū)可采儲量,2184.8萬噸; a采區(qū)設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力,150萬噸/年; k儲量備用系數(shù),取1.4;由14

5、式得:t=2184.8/(1501.4)=10. 4年;1.1.5采區(qū)采出率以下面公式計(jì)算采區(qū)采出率: 15采區(qū)開采過程中的煤柱損失主要有:工作面落煤損失,約占3%7%,這里取為5%;采區(qū)煤柱損失。則采區(qū)采出率= =78%第二節(jié)采區(qū)內(nèi)的再劃分1.2.1回采工作面長度的確定影響工作面長度的因素有煤層賦存條件、機(jī)械裝備及技術(shù)特征、巷道布置。該采區(qū)的煤層特征如煤層柱狀圖所示,其煤層賦存條件好,地質(zhì)條件簡單。該礦井設(shè)計(jì)為綜合機(jī)械化程度高的現(xiàn)代化礦井,要求工作面有較大生產(chǎn)能力,故選用較長的采煤工作面。一般綜采面的長度范圍為150200m,本設(shè)計(jì)選擇工作面的長度為150m。1.2.2確定區(qū)段斜長和區(qū)段數(shù)目

6、采區(qū)傾斜長度為1000m,采區(qū)工作面長度定為150m,區(qū)段平巷采a單巷布置,在回采下區(qū)段時(shí),留15m煤柱。區(qū)段上下平巷的寬度約為4.5m,因此,區(qū)段斜長為174m,對該數(shù)進(jìn)行調(diào)整,取為180m。采區(qū)區(qū)段數(shù)為5個(gè)。1.2.3采區(qū)內(nèi)工作面的接替順序采區(qū)內(nèi)工作面的接替順序?yàn)樽笥覂梢硖山犹?,區(qū)段接替采用由上往下依次接替。第三節(jié)確定采區(qū)內(nèi)準(zhǔn)備巷道布置及生產(chǎn)系統(tǒng)1.3.1采區(qū)形式采用綜合機(jī)械化采煤法的采區(qū),要求有一定的走向長度,采區(qū)走向長度,采用雙翼采區(qū)布置,每翼走向長度,已滿足綜合機(jī)械化工作面走向長度的要求,故采區(qū)形式采用雙翼采區(qū)布置形式。1.3.3煤柱尺寸的確定采區(qū)內(nèi)的煤柱主要是采區(qū)邊界煤柱、采區(qū)上

7、山保護(hù)煤柱以及水平大巷保護(hù)煤柱。為防止采空區(qū)矸石的冒落,采區(qū)兩邊各留設(shè)25m的采區(qū)邊界煤柱。水平運(yùn)輸大巷布置在距k3煤層底板25m下的穩(wěn)定砂巖巖石中。采區(qū)上山布置在巖層中,由于上山使用時(shí)間長,上山每側(cè)各留設(shè)30m的上山保護(hù)煤柱。采區(qū)內(nèi)地質(zhì)構(gòu)造情況簡單,無斷層、褶皺、陷落柱及其它影響回采的復(fù)雜地質(zhì)構(gòu)造,所以采區(qū)內(nèi)不留設(shè)此類煤柱。區(qū)段平巷采用留15m煤柱。采區(qū)煤柱留設(shè)方法見表11。表11 采區(qū)煤柱尺寸煤柱上山保護(hù)煤柱采區(qū)邊界煤柱區(qū)段護(hù)巷煤柱寬度(m)30225151.3.4采區(qū)上山根據(jù)采區(qū)煤層賦存穩(wěn)定、采區(qū)地質(zhì)構(gòu)造簡單的條件,采區(qū)上山可以提出三種布置方案。第一方案:采區(qū)上山聯(lián)合布置。在距 煤層 的

8、底板巖層中布置兩條上山,上山位于采區(qū)走向中央,通過石門與煤層聯(lián)系。兩條上山間距20 。第二方案:采區(qū)上山聯(lián)合布置。在 煤層中布置兩條上山,間距20 ,上山位于采區(qū)走向中央。第三方案:采區(qū)上山聯(lián)合布置。其中一條布置在采區(qū)中央的煤層中;另一條布置在 煤層底板巖層中,距 煤層10 。煤層上山為輸送機(jī)上山,巖層上山為軌道上山。1.3.5 聯(lián)絡(luò)巷道由于本采區(qū)采用上山聯(lián)合布置,在聯(lián)絡(luò)巷道的布置上,采用區(qū)段石門溜煤眼結(jié)合的聯(lián)系方式。第一方案中的溜煤眼分煤層設(shè)置,即、煤層均在本煤層的區(qū)段運(yùn)煤平巷中設(shè)溜煤眼與采區(qū)運(yùn)輸上山聯(lián)系。第二、三方案中輸送機(jī)上山均布置在煤層中,故僅煤層區(qū)段運(yùn)輸平巷用溜煤眼與運(yùn)輸上山聯(lián)系。各

9、方案的軌道上山均用石門與煤層區(qū)段軌道平巷相聯(lián)系。各方案采區(qū)巷道布置圖見圖1-1、圖1-2、圖1-3。根據(jù)已提出的方案及方案比較的原則,三個(gè)方案中相同的部分可不參加比較,故區(qū)段巷道布置方案不參加比較,僅就采區(qū)上山及聯(lián)絡(luò)巷道進(jìn)行比較。方案的技術(shù)比較見表1-2。由比較可看出,第三方案實(shí)際為第一、二兩個(gè)方案結(jié)合的結(jié)果,較第一、二方案并無明顯的特點(diǎn),故該方案不參加經(jīng)濟(jì)比較。方案的經(jīng)濟(jì)見表1-3和表1-4。通過經(jīng)濟(jì)技術(shù)比較可以看出,第二方案雖具有經(jīng)濟(jì)上相對較省(初期投資少4%,總投資少10%左右)的特點(diǎn),但較后期巷道維護(hù)費(fèi)用高及工作組織復(fù)雜,由于k3煤層底板巖層穩(wěn)定巖巷易于維護(hù)且通風(fēng)阻力小巷道斷面大等情況

10、的優(yōu)點(diǎn)。故選用第一方案。1.3.7采區(qū)上山布置為了減少上山的維護(hù)費(fèi)用,因此將上山布置在k3煤層底板巖石中。由于該采區(qū)開采3層煤聯(lián)合布置采區(qū),瓦斯涌出量不大,煤層賦存情況已基本探明,故確定采區(qū)上山的數(shù)目為二條,即一條運(yùn)輸上山,一條軌道上山。軌道上山距煤層底板15m,運(yùn)輸上山距煤層底板20m,兩上山水平距離為20m。采區(qū)上山布置如圖1-4所示。上山巷道斷面設(shè)計(jì)見圖1-5、1-6。圖1-4采區(qū)上山的布置采區(qū)圖15采區(qū)軌道上山圖16采區(qū)運(yùn)輸上山1.3.8區(qū)段平巷的布置該采區(qū)開采單一厚煤層,煤層厚度為6.9m,將區(qū)段平巷布置在煤層中。為達(dá)到設(shè)計(jì)產(chǎn)量,盡量集中生產(chǎn),區(qū)段依次接替。由于采區(qū)的涌水量不大,煤層

11、賦存穩(wěn)定,且煤層采用綜采放頂煤開采,工作面需等長布置,因此區(qū)段平巷采用單巷布置。區(qū)段平巷均采用矩形斷面,錨網(wǎng)支護(hù)。1.3.9采區(qū)車場選型設(shè)計(jì)1)采區(qū)上部車場形式選擇由于該采區(qū)煤層傾角為16,為緩傾斜煤層,絞車房距總回風(fēng)巷的距離較近,故采區(qū)上部車場選用雙道變坡順向平車場。其優(yōu)點(diǎn)是車輛運(yùn)行順當(dāng),凋車方便,回風(fēng)巷短,通過能力大;缺點(diǎn)是車場巷道斷面大,不宜維護(hù)。軌道上山以水平的巷道與區(qū)段回風(fēng)平巷相連,絞車房布置在與回風(fēng)巷同一水平的巖石中。采區(qū)上部車場如圖17所示:2)采區(qū)中部車場選擇本采區(qū)生產(chǎn)能力大,煤層傾角為16,軌道上山布置在距煤層底板15m的巖石中,故選用中部車場的形式為雙道起坡不設(shè)高低道甩入石

12、門的中部甩車場,其斜面線采用一次回轉(zhuǎn)方式。該車場特點(diǎn)是提升牽引角小,鋼絲繩磨損小,操車方便,斜面線路短,有利于減少提升時(shí)間,但交岔點(diǎn)長,對開鑿維護(hù)不利。采區(qū)中部車場如圖18所示。 圖18 采區(qū)中部車場3)采區(qū)下部車場由于該采區(qū)煤層傾角為16,上山通常提前下扎,并在大巷底板變平,底板圍巖條件較好,因此選用大巷裝車頂板繞道式下部車場。其優(yōu)點(diǎn)是車場布置緊湊,工程量省,調(diào)車方便,但繞道出口交岔點(diǎn)距裝車站近,線路布置困難,繞道維護(hù)條件較差。其車場見圖19所示。圖19 采區(qū)下部車場1.3.10 采區(qū)通風(fēng)采區(qū)內(nèi)上、下區(qū)段,相鄰工作面交替期間同時(shí)生產(chǎn)時(shí)的通風(fēng)系統(tǒng)如圖110所示:圖110 通風(fēng)系統(tǒng)示意圖設(shè)計(jì)第二

13、章 采煤工藝方式第一節(jié) 采煤工藝方式的確定本采區(qū)可采煤層的特征如下表所示:根據(jù)可采煤層的特征表,該煤層群為傾角為16的緩傾斜厚煤層,在采區(qū)范圍內(nèi),煤層結(jié)構(gòu)單一,賦存穩(wěn)定。綜合考慮分層綜采采煤法和綜采放頂煤采煤法的優(yōu)缺點(diǎn),決定選用走向長壁全部垮落一次采全高綜采放頂煤采煤法。2.1.1回采工作面長度的確定影響工作面長度的因素有煤層賦存條件、地質(zhì)構(gòu)造影響、煤層中瓦斯的涌出量及其防治措施、采區(qū)通風(fēng)的條件及存在問題、機(jī)械裝備及技術(shù)特征、巷道布置等。該采區(qū)的煤層特征如上表21所示,其煤層賦存條件好,地質(zhì)條件簡單,無大的地質(zhì)構(gòu)造影響,煤層走向起伏不明顯,瓦斯含量相對較低,通風(fēng)條件良好,工作面生產(chǎn)能力大 。該

14、礦井設(shè)計(jì)為綜合機(jī)械化程度高的現(xiàn)代化礦井,要求工作面有較大生產(chǎn)能力,故選用較長的采煤工作面。一般綜采面的長度范圍為150200m,本設(shè)計(jì)選擇工作面的長度為150m。2.1.2工作面的推進(jìn)方向和推進(jìn)度由于后退式的工作面和巷道的維護(hù)條件好,工作面的推進(jìn)方向確定為后退式。綜放工作面的連續(xù)推進(jìn)長度一般不宜小于8001000m。另外,考慮到工作面搬遷次數(shù)及煤損隨工作面推進(jìn)距離增大而減少,結(jié)合礦井設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力和所選用滾筒采煤機(jī)技術(shù)參數(shù),可得出綜放工作面的推進(jìn)度為: v0=c。xt式中:v。工作面推進(jìn)度;c。滾筒截深;x日循環(huán)刀數(shù);t年工作日;v0=0.86330=1584 m/a2.1.3綜放工作面的設(shè)備選

15、型及配套1)工作面配套設(shè)備的選擇綜采工作面的采煤機(jī)、刮板輸送機(jī)和自移式支架在幾何尺寸、生產(chǎn)能力和服務(wù)時(shí)間方面配套是實(shí)現(xiàn)工作面高產(chǎn)高效的前提。綜采工作面內(nèi)的主要裝備要在狹小的空間內(nèi)正常運(yùn)轉(zhuǎn),做到互不影響,互為依存。采煤機(jī)應(yīng)能夠割至最高采高,又能割至底板。工作面生產(chǎn)能力取決于采煤機(jī)的落煤能力,而工作面輸送機(jī)、液壓支架、平巷中的轉(zhuǎn)載機(jī)、破碎機(jī)和可伸縮膠帶輸送機(jī)等設(shè)備的能力都要大于采煤機(jī)的生產(chǎn)能力,通常按富裕20考慮。為發(fā)揮綜采設(shè)備的優(yōu)勢,保證工作面高產(chǎn),工作面輸送機(jī)的運(yùn)輸能力要大于采煤機(jī)的落煤能力,液壓支架的移架速度要大于采煤機(jī)的運(yùn)行速度。其設(shè)備設(shè)備選型及配套應(yīng)遵循以下原則:(1)液壓支架應(yīng)能適應(yīng)煤

16、層厚度的變化和頂板的下沉,要在最大采高或煤厚時(shí)支得起并有一定富裕,在最小采高或煤厚時(shí)卸得掉。(2)采煤機(jī)選型的原則、適合特定的煤層地質(zhì)條件,采煤機(jī)的采高、截深、功率、牽引方式等選取合理,有較大的適用范圍。、滿足工作面生產(chǎn)能力要求,采煤機(jī)實(shí)際生產(chǎn)能力大于工作面設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力。、采煤機(jī)性能好,可靠性高,各種保護(hù)功能完善。、采煤機(jī)的選型應(yīng)與礦井設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力相適應(yīng)。(3)、刮板輸送機(jī)的選型原則、刮板輸送機(jī)的輸送能力要大于或等于采煤機(jī)或刨煤機(jī)的生產(chǎn)能力。、刮板輸送機(jī)的溜槽長度要與液壓支架的寬度相匹配。、刮板輸送機(jī)的溜槽與液壓支架的推移千斤頂?shù)倪B接裝置和配合間隙要匹配。工作面的關(guān)鍵參數(shù)見表22:表22工作面

17、關(guān)鍵參數(shù)表工作面長度(m)煤厚(m)煤層結(jié)構(gòu)所需支架類型1506.9簡單,無夾矸支撐掩護(hù)式根據(jù)工作面的關(guān)鍵參數(shù),查綜采綜掘高檔普采設(shè)備類型配套圖集,選用配套編號zc140zzpf33的配套設(shè)備。三機(jī)標(biāo)準(zhǔn)型號見表23;zzpf4800/17/33型液壓支架主要技術(shù)特征見表24;mxa-300/3.5d型采煤機(jī)主要技術(shù)特征見表25;sgz764/500型刮板輸送機(jī)主要技術(shù)特征見表26;表23三機(jī)標(biāo)準(zhǔn)型號表液壓支架采煤機(jī)刮板輸送機(jī)zzpf4800/17/33mxa-300/3.5dsgz764/5002)液壓支架的校核(1)支架工作阻力校核工作面頂板為級頂板,根據(jù)放頂煤開采技術(shù)與放頂煤液壓支架一節(jié)說

18、明,工作面阻力可按支撐頂煤和跨落帶巖重計(jì)算,并乘以一個(gè)動(dòng)壓系數(shù),見式2-1。p=kla(rhlz+r1ih1i l1ki)cosa 21式中: k動(dòng)壓系數(shù),一般取1.5-2.0,此處取1.8;la支架寬度,1.5m/架;r放煤平均容重,1.45kn/m3;h放煤厚度,4.2m;lz頂煤跨落步距,6.2m;r1i跨落帶中第i層老頂分層容重,18 kn/m3;h1i跨落帶中第i層老頂分層及附加巖層厚度,7m;l1ki跨落帶中第i層老頂分層的巖塊長度,12m;a煤層傾角,16。帶入數(shù)據(jù)得:p =1.51.5(1.4546.2+18712) cos16 =3351.90kn根據(jù)zzpf4800/17/

19、33型放頂煤支架的特性表可知,工作阻力為4800kn。經(jīng)演算,工作面阻力p不大于支架額定工作阻力的80%,符合控頂設(shè)計(jì)對支架工作阻力的要求。(2)支架初撐力校核對于老頂來壓強(qiáng)烈的工作面,支架的初撐力應(yīng)適當(dāng)加大,約為額定工作面阻力的75%為宜。則 p0=75%3351.90=2513.90(kn/架) 22由液壓支架技術(shù)特征表可知,所選支架初撐力為3958kn,符合控頂設(shè)計(jì)對支架初撐力的要求。(3)支架的結(jié)構(gòu)參數(shù)校核支架的結(jié)構(gòu)參數(shù),主要是取定支架的最大最小高度,一般確定支架高度按式2-3與式2-4計(jì)算。hmin=mmin-s2-a 23hmax=mmax-s1 24式中: mmin、mmax與煤

20、層相應(yīng)的最小最大采高,m;hmin、hmax支架的最小最大結(jié)構(gòu)高度,m;s2掩護(hù)式支架的頂梁尾端最大下沉量其值為:s2=dmmaxr2 ;d頂板級別系數(shù),取0.025;r2支架后柱或掩護(hù)式支架的頂梁尾端到煤壁距離,m;s1前柱處的最小下沉量,即移架后還未形成循環(huán)下沉量以前前柱處頂板下沉量,其值為:s1 = dm minr1;r1前柱到煤壁的距離,m;a支架在前移時(shí)的可縮余量,本設(shè)計(jì)取0.05m;將有關(guān)的數(shù)據(jù)代入式2-3與式2-4得(由于工作面采用放頂煤開采,割煤高度為2.7m,因此,mmax、 mmin均為2.7m):s1 =0.0252.71.972=0.133ms2=0.0252.72.7

21、22=0.187 mhmin=2.7-0.197-0.05=2.463 mhmax=2.7-0.133=2.567 m據(jù)上述可知,支架高度范圍在mmin 、mmax之間,可見支架的高度符合控頂設(shè)計(jì)的要求。3)采煤機(jī)的工作方式 采煤機(jī)主要技術(shù)特征見表25所示。 (1)工作方式由于采區(qū)內(nèi)煤層賦存穩(wěn)定,傾角較緩,所以采用采煤機(jī)雙向割煤,追機(jī)作業(yè);前滾筒割頂煤,后滾筒割底煤;在工作面端頭斜切進(jìn)刀,上行下行均割煤,往返一次進(jìn)兩刀;采煤機(jī)過后先移架后推移刮板輸送機(jī)。兩工序分別滯后采煤機(jī)后滾筒510m和1015m。(2) 進(jìn)刀方式采煤機(jī)采用割三角煤工作面端部斜切進(jìn)刀方式,其進(jìn)刀過程見圖21所示。進(jìn)刀過程如下

22、:a. 當(dāng)采煤機(jī)割至工作面端頭時(shí),其后的輸送機(jī)槽已移近煤壁,采煤機(jī)機(jī)身處沿留有一段下部煤(見圖2-1a);b. 調(diào)換滾筒位置,前滾筒降下、后滾筒升起、并沿輸送機(jī)彎曲段返向割入煤壁,直至輸送機(jī)直線段為止。然后將輸送機(jī)移直(見圖2-1b);c. 再調(diào)換兩個(gè)滾筒上、下位置,重新返回割煤至輸送機(jī)機(jī)頭處(見圖2-1c);d. 將三角煤割掉,煤壁割直后,再次調(diào)換上、下滾筒,返程正常割煤(見圖6-1d)。該采煤機(jī)適用條件為:a. 頂板較為穩(wěn)定;b. 回風(fēng)及運(yùn)輸順槽有足夠?qū)挾龋ぷ髅婀伟遢斔蜋C(jī)的機(jī)頭與機(jī)尾伸向順槽內(nèi),能保證采煤機(jī)往返斜切時(shí),其前滾筒能割透順槽內(nèi)側(cè)煤壁。優(yōu)點(diǎn):a. 采煤機(jī)切入煤壁的阻力??;b.

23、操作簡單,容易實(shí)現(xiàn)。缺點(diǎn):a. 工作面兩端空頂距離長,控頂面積大,不利于頂板管理;b. 采煤機(jī)往返斜切距離長,故輔助時(shí)間較長。6.1.5工作面端頭支護(hù)綜放工作面和綜采工作面端頭支護(hù)方式基本上相同,主要有以下三種:1)單體支柱加長梁組成邁步抬棚,與普采面的該方式端頭支護(hù)相同。該方式適應(yīng)性強(qiáng),有利于排頭液壓支架的穩(wěn)定,但支設(shè)麻煩,費(fèi)工費(fèi)時(shí)。2)自移式端頭支架。移動(dòng)速度快,但對平巷條件實(shí)用性差。3)用工作面液壓支架支護(hù)端頭,適應(yīng)于煤層能夠傾角較小的綜采面,通常在機(jī)頭(尾)處要滯后與工作面中間支架一個(gè)截深。根據(jù)支架選型要求,本設(shè)計(jì)選用ztf650019/32型端頭支架,其主要技術(shù)特征見表28所示。第二

24、節(jié) 采煤工作面循環(huán)作業(yè)圖表的編制2.2.1組織循環(huán)作業(yè)并編制循環(huán)圖表(1)循環(huán)作業(yè)工作面實(shí)行“四六”作業(yè)制,即三班采煤一班檢修。采煤機(jī)雙向割煤,追機(jī)作業(yè);上行、下行均割煤,往返一次進(jìn)兩刀,由所選采煤機(jī)的技術(shù)特征表可知,采煤機(jī)的截深為0.8m,所以最終確定本工作面采用雙向割煤的多循環(huán)方式,每一循環(huán)進(jìn)尺為0.8m。(2)循環(huán)產(chǎn)量的確定工作面原煤日產(chǎn)計(jì)算公式為:v。= nxd 25a。=lxdmrc。 26式中:l - 回采工作面長度,150m; v。工作面進(jìn)度, m/a;m 煤層厚度, 6.9m; r煤的容量, 1.30t/m3; c?;夭晒ぷ髅婊禺a(chǎn)率,取0.80; x每天循環(huán)進(jìn)刀數(shù), 取6刀;

25、d截深, 0.8m;把以上參數(shù)代入6-5,6-6兩式得; v。=33060.8=1584 m/a; a。=15060.86.91.300.80 =5166.72t(2)正規(guī)循環(huán)作業(yè)圖表2.2.2勞動(dòng)組織(1)作業(yè)方式由于每天進(jìn)6刀,為了使采煤班的作業(yè)均衡,同時(shí)把機(jī)械設(shè)備檢修作為一個(gè)班,這樣作業(yè)方式可確定為三班采煤,一班準(zhǔn)備的四六工作制(循環(huán)作業(yè)圖表布局圖)。(2)工序安排綜采面割煤、移架、推移輸送機(jī)三個(gè)主要工序,按照不同工序有以下兩種搭配方式,即及時(shí)支護(hù)方式和滯后支護(hù)方式。及時(shí)支護(hù)方式采煤機(jī)割煤后,支架依次或者分組隨機(jī)立即前移,支護(hù)頂板,輸送機(jī)隨移架移向煤壁,推移步距等于采煤機(jī)截深。這種支護(hù)方

26、式,推移輸送機(jī)后,在支架底座前端與輸送機(jī)之間富裕一個(gè)截深的寬度,工作空間大,有利益行人運(yùn)料和通風(fēng);若煤壁容易片幫時(shí),可先于割煤進(jìn)行移架,支護(hù)新暴露出來的頂板。但這種支護(hù)方式增大了工作面控頂寬度,不利于控制頂板。滯后支護(hù)式割煤后輸送機(jī)實(shí)現(xiàn)逐段移向煤壁,支架隨輸送機(jī)前移,二者移動(dòng)步距相同。這種配合方式在底座前端和機(jī)械之間沒有一個(gè)截深富裕量,比較適應(yīng)周期壓力大及直接頂穩(wěn)定性好的頂板,但直接頂穩(wěn)定性差的頂板適應(yīng)性差。為了克服該缺點(diǎn),在某些綜采面支架裝有護(hù)幫板,前筒筒割過后將護(hù)幫板伸開,護(hù)住直接頂,隨后推移輸送機(jī),移架。由于本設(shè)計(jì)中煤層頂板屬沙泥巖,屬于中等穩(wěn)定頂板,為防止假冒頂板事故發(fā)生,必須采用先移

27、支架后移輸送機(jī)的“及時(shí)支護(hù)”方式。2.2.3綜放工藝(1)放煤步距放煤步距的大小與頂煤的厚度有關(guān):頂煤厚度較小時(shí),通常以一采一放較為合理;頂煤厚度較大時(shí),則放煤步距應(yīng)適當(dāng)增大,可采用兩采一放或三采一放。結(jié)合該煤層頂板的冒落和運(yùn)動(dòng)特點(diǎn),本礦井放煤步距選用兩采一放。在本設(shè)計(jì)中綜放面每班進(jìn)2刀放一次是能夠?qū)崿F(xiàn)的。因此,回采工作面作業(yè)過程如下:割煤移架推前溜拉后溜割煤移架推前溜放煤拉后溜(2)采放比該煤層割煤高度為2.7m,則采放比為:2.7:(6.92.7)=1:1.5(3)放煤方式根據(jù)我國綜放面的普遍放煤方式,本礦采用多輪順序低位放煤。(4)工藝要求 割煤:割煤方式為雙向割煤,端頭自開缺口斜切進(jìn)刀,螺旋滾筒自動(dòng)裝煤,斜切進(jìn)刀長度不小于30m,截深0.8m。割煤時(shí)煤機(jī)速度要適宜,且必須保證頂?shù)装迤秸罕邶R直。不得出現(xiàn)割底留傘檐現(xiàn)象,工作面采高應(yīng)控制在2.70.1m。 移架:采用及時(shí)移架支護(hù)方式,移架滯后煤機(jī)后滾筒3-9m,追機(jī)作業(yè),并及時(shí)伸出伸縮前梁打出護(hù)幫板,需要時(shí)可于煤機(jī)機(jī)身處移架或拉超前支護(hù),移架步距為0.8m。 推前溜:在移架后順序推移前部運(yùn)輸機(jī),滯后移架1015m左右,其彎曲段長度不得小于30m,推移步距為0.8m,推前溜時(shí)必須依順序進(jìn)行,嚴(yán)

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