采煤工作面参数的确定
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采煤工作面参数的确定
1.工作面回采方向与超前关系
本井田主采的3号煤层为近水平~缓倾斜煤层,根据构造及永久煤柱分布情况,为有利工作面辅助运输及瓦斯管理,工作面基本采用走向长壁后退式开采,即工作面由采区边界向上(下)山方向沿走向推进;采煤方法为综采放顶煤采煤法一次采全厚。
区段间采用顺采方式。
2.采高及放顶煤高度
根据北京开采所的研究报告,我国放顶煤综采工作面的合理采高范围一般为2.8~3.0m ,考虑到本矿井为高瓦斯矿井,煤层瓦斯含量高,为增加工作面过风断面,工作面开采高度在保证安全、高产、稳产的条件下应尽量加大,为此,针对高河矿井3号煤层瓦斯高、煤层软的特点研究了综放液压支架的采高与适应性,最终确定高河矿井工作面开采高度为3.6m ,则放顶煤的高度为2.4m 左右,采放比为l :0.67。
3.工作面长度确定 初期开采的3号煤层厚度大,倾角平缓,地质构造简单,开采技术条件优越,从统计的经验数据来看回采工效最高的工作面长度为Lq =200~250m 左右,由此设计工作面长度也按200~250m 考虑。
4.回采工作面循环数,年推进度及工作面单产的确定
在工作面长度一定的条件下,回采工作面年推进度主要取决于采煤机截深、牵引速度和开机率。
世界上高产工作面采煤机一般截深为0.8~1.0m 、割煤速度为7~11m/min 、开机率70~95%;目前国产大功率电牵引采煤机截深一般为0.8m 、割煤速度为4~8m/min ,工作面的开机率一般为30%~45%,高产工作面平均已达到52%左右。
借鉴国内各矿业公司放顶煤工作面生产工艺和作业方式,设计矿井放顶煤工作面采用“一刀一放”,采放平行作业方式,采煤机截深取0.8m ,割煤速度取7m/min ,开机率取52%。
(1)南一采区回采工作面循环数,年推进度及工作面单产的确定 ①循环割煤量计算
采煤机为双向割煤,一刀一放,则一个循环割煤量为:
g g g xg K H NLB Q γ==2×250×0.8×3.6×1.4×0.95=1915.2t 式中:xg Q ——采煤机循环割煤量,t
L ——工作面长度,L =250m g B ——采煤机截深,g B =0.8m g H ——采高,g H =3.6m
γ ——煤的容重,γ=1.4t/m³
g K ——采煤机割煤回收率,g K =0.95
②循环放煤量计算
xf Q =2L f B f H γf K =2×250×0.8×2.4×1.4×0.85=1142.4t
式中:xf Q ——循环放煤量,t
L ——工作面长度,L =250m f B ——放煤步距,f B =0.8m f H ——放顶煤高度,f H =2.4m
γ——煤的容重,γ=1.4t/m³
f K ——放顶煤回收率,f K =0.85
③循环生产能力计算:
x Q =xg Q +xf Q =1915.2+1142.4=3057.6t ④循环作业时间计算:
单一割一刀煤所需时间与割煤与放顶煤平行作业时一刀煤所需时间之和为180min ,即一个循环作业时区回采工作面循环数,年推进度及工作面单产的确定工作面的日循环数及年推进度计算结果见表3-2。
5.工作面回采率
影响放顶煤工作面回收率的因素有:
(1)初采损失;
(2)工作面端头开采损失;
(3)末采损失,工作面距停采线12~15m 不放煤的顶煤损失量; (4)支架之间及步距间上部的脊背煤损失;
放顶煤开采以其简化的采煤工艺、成本低、效率高等优点,工作面回采率已达到80~85%以上。
考虑放顶煤技术的不断完善和提高,设计确定高河矿井综放工作面回采率为85%。
6.工作面采、运、支设备的选择
需满足技术先进、生产可靠、开机率高的原则,采煤设备能力依据工作面通风能力确定,采运设备能力应配套、运输能力适应综放面瞬时产量高的要求,并保证环节畅通。
工作面主要采煤设备分述如下:
(1)采煤机
采煤机开机率按国内高产工作面先进平均值45%计,采煤机功率按美国开采硬煤估算功率经验值为0.5~0.7 kw.h/ t 。
计算工作面小时生产能力:Q =10000/(16×45%)= 1400 (t/h) 计算采煤机功率:N =1400×0.5~0.7=700~980 (kw) 为满足高产高效的要求,确定选用MXB-930型采煤机,其截割功率为850kw ,其它主要技术参数见表3-3。
(2)工作面可弯曲刮板输送机、转载机、破碎机
工作面刮板输送机选型需满足三个方面要求:一是运输能力与采煤机生产能力和放顶煤能力相适应,二是外型尺寸和牵引方式与采煤机相匹配,三是运输机长度与工作面长度相一致。
计算放顶煤工作面小时能力为1400t/h,在后配套的刮板机、转载机、顺槽可伸缩胶带输送机等设备选型时,需按运煤系统能力大于采面能力的原则进行。
为了管理简单,在放顶煤液压支架的前后方2台刮板输送机选用同一型号的设备,能力等于采煤机生产能力。
刮板转载机、破碎机能力需满足前、后部刮板输送机共同使用。
所选设备主要技术参数见表3-4、3-5、3-6。
(3)液压支架
3号煤层顶板一般为泥岩和砂岩,底板一般为粉砂岩和泥岩,直接顶容易冒落,老顶有周期压力的特点,根据生产经验和有关技术文件,为Ⅱ级2类顶板,放顶煤液压支架的架型选用四柱支撑掩护式为宜。
综放工作面选用ZFS6000/19/36四柱支撑掩护式底开后门插板型低位全开式放顶煤支架。
综放开
采工作面选用排头支架的型号为ZFG5600/19/36。
此外为加强工作面顺槽超前及端头支护,方便转载机移动,上下出口配备型号为ZT20800/19/36的端头液压支架各2架。
支架主要技术特征见表3-7。
表3-7放顶煤及端头液压支架技术特征表
(4)顺槽可伸缩胶带输送机
顺槽胶带输送机要与工作面推进长度及生产能力要相适应,考虑放顶煤工作面生产的高度不均衡性,顺槽胶带能力按工作面割煤能力的1.6倍计算,设计取2300t/h,输送机带速取V=3.15m/s,顺槽胶带宽度经计算取1.4m。
由于建筑物煤柱与构造影响,采区工作面推进长度很不均匀,一、二期投产采区首采工作面推进长度均为2500m,根据该工作面推进长度、坡度及生产能力计算选用的可伸缩胶带输送机基本能够满足整个采区各工作面生产时的要求,其主要技术参数见表3-8。
7.采煤机的工作方式
(1)工作方式
由于煤层赋存稳定,倾角较缓,所以采用采煤机双向割煤,追机作业;前滚筒割顶煤,后滚筒割底煤;在工作面端头斜切进刀,上行下行均割煤,往返一次进两刀;采煤机过后先移架后推移刮板输送机。
两工序分别滞后采煤机后滚筒5~10m和10~15m。
(2)进刀方式
采用端部斜切割三角煤进刀方式。
进刀过程如下:
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3-3a所示;
调换滚筒位置,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3-3b所示;
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3-3c所示;
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3-
1-综采面双滚筒采煤机2-刮板输送机
图3-3工作面斜切进刀示意图
(3)适用条件
顶板较为稳定;
回风及分带运输巷有足够宽度,工作面刮板输送机的机头与机尾伸向分带巷道内,能保证采煤机往返斜切时,其前滚筒能割透分带巷道内侧煤壁。
(4)优点
采煤机切入煤壁的阻力小;
操作简单,容易实现。
(5)缺点
工作面两端空顶距离长,空顶面积大,不利于顶板管理;
采煤机往返斜切距离长,故辅助时间较长。
8.顶板管理
工作面及顺槽巷道必须加强顶板维护,工作面支架能够超前拉架时必须超前拉架,且工作面所有支架拉过后必须升紧达到初撑力;顺槽巷道超前工作面50m加强维护,对于失效锚杆应当及时补打,对于网破地点必须进行补网并联好。
9.综合机械化采煤过程中应注意事项
(1)综合机械化采煤工作面,必须根据矿井各个生产环节、煤层地质条件、煤层厚度、煤层倾角、瓦斯涌出量、有无自燃发火倾向和矿山压力等因素,编制设计,报告矿务局总工程师批准;
(2)运送、安装和拆卸液压支架时,必须有安全措施,明确规定运送方式、安装质量、拆装工艺和管理顶板的措施,并指定专人负责;
(3)综合机械化采煤的工作面的煤壁、刮板输送机和支架都应保持直线。
支架间的煤、矸石应清理干净。
当煤层倾角大于15°时,液压支架必须采取防倒、防滑措施。
该工作面老顶为厚层难冒顶板,应在工作面前放炮松动1.5厚的老顶;
(4)采煤机采煤时,必须及时移架。
采煤和移架之间的悬顶距离,应根据顶板的具体情况,在作业规程中明确规定。
(5)严格掌握采高,严禁采高超过支架允许的最大高度,当煤层变薄时,采高不得不小于支架允许的最小采高;
(6)综合机械化采煤工作面的两端,应使用端头支架,否则,必须增设其他形式的支护。
(7)由于工作面的下口转载机机尾安有破碎机,必须加保护栅栏,防止人员进入;
(8)综合机械化采煤工作面放炮时,必须有保护液压支架和其它设备的安全措施;
(9)乳化液的配制、水质化验、配比等,必须符合有关规定要求,否则不得使用。
10.南一采区生产能力计算
采区生产能力为采区同时生产的回采面出煤与掘进面出煤的总和。
(1) 掘进产煤
年煤巷掘进量以10000m计,含煤系数取95%,则年掘进出煤:
A掘=L×S×r×K(公式3.1)式中:
A掘——年掘进出煤量,t/a;
L——年掘进量10000m/a;
r——煤的容重,1.4t/m³;
S——巷道掘进断面积,计15m2;
K——含煤系数,取95%;
A掘=10000×15×1.4×0.95=19.95万t/a。
掘进面日产:A
日掘
=604.55t。
(2) 回采面产煤
回采面生产能力:A
回
=4×3057.6×330=4.036M t
采区生产能力:A=A
掘+ A
回
=19.95万t + 403.6万t=423.55万t。