采区巷道布置
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5 采区巷道布置及回采工艺
本设计开采8煤层,前期采用中央并列式。
根据整个矿井的地质情况,以及为了通风安全,前期,在靠近工业广场的附近布置工作面。
后期采用两翼对角式通风,工作面再向井田边界方向布置。
为了矿井达产,在南翼布置带区,在北翼布置采区。
本设计主要进行采区的巷道布置,以及采区回采工艺的设计。
5.1 煤层的地质特征
本井田位于淮南煤田南部的阜凤与舜耕山逆冲断层之间,含煤地层总体构造形态为一走向北西、倾向北东、倾角一般在20°左右且局部有倒转现象的单斜构造。
本设计以整个矿井的煤为基础,而本设计主要开采8煤,采区的设计以8煤层为基础,巷道的布置也是用来开采8煤层。
5.1.1 煤层情况
8煤层:厚度2.43~17.66m,平均4.94m,下距7煤4.30m,可采系数100%,变异系数47%,为主要可采煤层,但厚度变化特征十分显著,井线以西大片地段厚度极为稳定,一般变化在3.50~4.00m之间,变异系数23%;井线以东厚度显著增大,一般变化在6~10m之间,变异系数56%,因此,全区8煤层变异数偏大,但仍以稳定为主。
煤厚变化见图5-22,煤层结构简单~较复杂,一层夹矸率31%,二层夹矸率29%,其岩性为泥岩、炭质泥岩,煤层顶板砂岩及砂页岩互层,底板泥岩、砂质泥岩,属稳定煤层。
8煤层顶板及其上部岩层为一植物化石带,主要为羊齿、瓣轮叶、斜羽叶等,而以椭圆斜羽叶及栉羊齿富集为其特征。
5.1.2 煤层瓦斯含量
本井田部分主要可采煤层瓦斯含量最大值介于8.40~17.85m3/t之间,且甲烷成分一般在80%左右,由此表明本井田深部主要位于瓦斯带。
总体来看,本井田同一煤层的瓦斯含量除有随深度增加而增高的趋势以外,还可能在局部形成瓦斯富集带,8煤层为富瓦斯煤层。
5.1.3 煤尘爆炸性和煤的自燃倾向
本井田各可采煤层均有煤尘爆炸危险,浅部煤尘爆炸指数30%~35%。
各可采煤层均有自然发火倾向,发火期一般为3~6个月。
5.1.4 地温
根据九龙岗矿长观孔资料,本井田所在地区的恒温带深度为自地表向下垂深30m,相应的温度为16.8℃。
本井田地温梯度介于0.75~2.07℃/hm之间,其中东部高于西部,属地温正常区。
总体来看,本井田地温具有深高浅低和东南略高于西北的变化特点。
另据8煤层底板等温线可知:本井田-820m水平地温一般在23℃~32℃之间,-960m水平地温一般在24℃~37℃之间;-1000m水平以下Ⅶ线以东和井线以东已分别进入一级和二级高温区。
5.1.5 水文条件
-960m水平正常涌水量为641m3/h,最大涌水量为1015m3/h。
5.2 采区巷道布置及生产系统
5.2.1采区的范围及储量
所设计的采区位于工业广场的,南北两侧分别以断层F13-5和断层F12-11为采区边界,第一水平的开采上限为-660m,开采下限为-960m。
采区的走向长度约为1.7km,煤层倾角为14.5°-17.3°,平均倾角为16.2°左右,倾斜长度为1075m 左右。
根据《采矿工程设计手册》的规定,采用采区准备时,采区上山的长度一般不超过1500m,采区下山长度不宜超过1200m,由于本设计采用上山开采,倾斜长度为1075m,符合规定。
采区内的平均煤层厚度为4.94m,本采区的煤层地质储量为:
1504658÷cosα×4.94×1.42
=10991299t
=11.0Mt
所留设的煤柱如下:
工业广场的保护煤柱有一部分在本采区内,所以在本采区内的工业广场的煤柱为:78961÷cosα×4.94×1.42
=576798t
=0.577Mt
在两个边界断层的一侧要留设30的保护煤柱,所以需要留设的边界煤柱为:(1002+758)×30÷cosα×4.94×1.42
=385696t
=0.386Mt
本采区的可采储量为
11.0-0.577-0.386
=10.0Mt
5.2.2 区段的划分及工作面参数
本采区的走向长度为1700m左右,本矿井采用综采技术,综采采区单翼布置时,走向长度一般不小于1000m,当双翼布置时,走向长度一般不小于2000m。
现如今,高产高效综采矿井采区一翼长度已经扩大为2000m以上。
因此,为了减少设
备的使用,以及通风与管理方面的安全,在本采区采用单翼布置。
本采区的倾斜长度为1050多米,可划分为5个区段,因此每个区段斜长为210m。
区段斜长,为采煤工作面长度、区段煤柱宽度和区段上下两平巷的宽度。
区段上下两个平巷宽度都为5m,所以两平巷的宽度之和为10m。
本采区的两区段之间采用区段无煤柱护巷,采用沿空掘巷的方法,即沿着已采工作面的采空区边缘掘进区段平巷。
这种沿空掘巷的方法,充分利用采空区边缘压力较小的特点,沿着上覆岩层已经垮落稳定的采空区边缘进行掘进,有利于区段平巷在掘进和生产期间的维护。
沿空掘巷虽然没有减少区段平巷的数目,但是不留设煤柱,或者少留煤柱,可以减少煤炭的损失、减少区段平巷之间的联络巷道,尤其是减少巷道维修的工程量,甚至基本上可以不用维修的费用,而且对巷道支护的要求也不怎么严格、易于推广。
沿空掘巷的区段平巷的布置与回采顺序有关,本采区沿空掘巷时,采煤工作面的接替方式采用跳采接替的方式。
从开采上限到开采下限,共分为5个区段,依次为区段1、区段2、区段3、区段4、区段5。
所以开采顺序为:区段1→区段3→区段5→区段2→区段4,先开采区段1,区段2在回采时,区段3和区段5正在煤体中掘进上下两平巷,然后区段2和区段4将采用沿空掘巷。
在整个回采过程中,采区内仅有一个采煤工作面生产。
沿空掘巷的巷道位置的确定主要考虑掘进施工安全等方面因素,在此,由于本采区较深,地压大,并且为了避免采空区的矸石窜入,因此本采区使用留5m窄小煤柱的布置方法。
因此,每个区段的采煤工作面长度为200m。
所以,采煤工作面的长度合适。
(2)采煤工作面参数
采煤工作面的倾斜长度为200m,煤层倾角为16.2°左右,走向长度为1500m左右,煤层平均厚度为4.94m,8煤的容重为1.42t/m3。
本采区的采煤工作面采用综合机械化开采的方式,采煤机的截深为800mm,每天进4刀,年工作日为330天。
采用三班工作制,两班工作,一班检修。
所以,本采区的一个工作面日生产能力为:
A=L×n×d ×M×γ×C
式中:A——采煤工作面日产量,t/d;
L——工作面长度,m;
n——采煤工作面的进刀数,本采区设计进刀数为4刀;
d——采煤机的截深,本采区选用采煤机的截深为800mm;
M——采厚,本采区的煤层平均厚度为4.94m;
γ——煤的容重,t/m3,8煤的容重为1.42 t/m3;
C——工作面采出率,取0.95。
根据上式,本采区采煤工作面的日产量为
A=200×4×0.8×4.94×1.42×0.95
=4265t
所以,本采区采煤工作面的年产量为:
4265×330=1407450t
即,本采区的采煤工作面年产量为1.4Mt
(3)掘进工作面参数
矿井的采煤工作面和掘进工作面的个数比,一般与采煤工艺和掘进工艺方式等有关,目前我国通常在1:1.5~1:2.5之间,一般为1:2。
本设计矿井的采煤工作面和掘进工作面的个数比选为1:2,即,在作为首采区的本采区内,设一个采煤工作面,设两个掘进工作面。
本采区的掘进工作面采用综合机械化掘进机组,并且平巷在煤层中掘进,因此月掘进速度取为390m。
即每天掘进13m,年工作日为330天,所以年掘进4290m
所以一个掘进工作面的掘进煤年产量为:
A= M×d×γ×L
式中: A——掘进工作面年产量,t/d;
M——采厚,本采区的煤层平均厚度为4.94m;
d——平巷的宽度,本采区的区段平巷的宽度为5m;
L——平巷掘进的年掘进速度,在此取为4290m;
γ——煤的容重,t/m3,6-煤的容重为1.39 t/m3;
所以,一个掘进工作面的掘进煤年产量为:
A= 5×4.94×1.42×4290
=150467t
=0.15Mt
两个掘进工作面的掘进煤年产量为:
0.15×2=0.3Mt
因此,本采区的总生产能力为1.7Mt。
5.2.3 采区上山及车场
本采区的轨道大巷、运输大巷以及回风大巷布置在煤层底板岩层中,轨道大巷距煤层20m左右,在-960m水平处。
因为大巷距煤层有一定的岩柱厚度,所以上部煤层不需要留设保护煤柱。
运输大巷与轨道大巷之间的距离为40m左右,两条大巷在同一个水平,都在-960m 水平处。
轨道大巷距煤层35m左右,也在煤层底板岩层中。
回风大巷与运输大巷之间的距离为38m左右,回风大巷在-935m水平处。
本采区布置三条上山,分别为轨道上山、运输上山以及回风上山,三条上山布置在煤层中。
回风上山布置在外侧,运输上山布置在中间,轨道上山布置在内侧,三条上山之间的间距为25m。
采区上部车场
本矿井-660m以上的煤已经被开采结束,本设计的开采上限为-660m,所选采区的上方为采空区。
上部车场若采用甩车场时,通过能力大,调车方便,并且劳动量小,但是绞车房布置在回风巷标高以上,上部为采空区时,绞车房的维护比较困难。
而且若采用甩车场,绞车房回风时,有一部风下行风,通风条件较差。
因此,本采区采用平车场。
轨道上山与区段回风平巷的之间的连接用水平的巷道相连,绞车房布置在与区段回风平巷同一水平的岩石中。
考虑到本采区三条上山的位置、调车的方便以及巷道之间的连接方便,选用逆向平车场。
采区上部平车场曲线半径和道岔按下表选择
名称非综采采区综采采区
曲线半径/m 平曲线6~12 12~20 竖曲线9~15
道岔根据提升煤量选用4号或5号道岔
本采区的上部逆向平车场中,错车线选用简易道岔,α=17°,b=2510mm,其他道岔选用ZDK 630/4/12 ,a=3660mm,b=3640mm,α=14°02′10″,竖曲线半径R=15000mm,平曲线半径R S=15000mm,存车线的双轨中心距S=2040mm,道岔的各个参数的具体计算过程见本设计(4.2.2 井底车场)部分。
根据《采矿工程设计手册》的规定,由于本采区的上部车场用绞车房来完成进出车,所以存车线的长度为2钩串车长。
而年生产能力在0.9Mt及以上的综采采区上部车场为1.5列车长,本矿井的设计生产能力为3.0Mt,并且本采区的生产能力为1.7Mt,而且本采区采用综合机械化开采,因此本采区的上部车场为1.5列车长。
采区的上部车场线路坡度的确定参考《采矿工程设计手册》,不设高低道的双道变坡,以及单道变坡,巷道的坡度,应该以3~5‰向着绞车房的方向下坡。
上山开采的采区,其上部车场水沟坡度以3~4‰向上山方向下坡。
设高低道的双道变坡,轨道坡度的高道坡度为9~11‰,低道的坡度为7‰,高道与低道最大高差不宜大于0.6m。
本采区的
上图中,各个字母的意义及计算如下:
A为过卷距离,取值为5~10m;
B为一钩串车长,在此取5m;
m为单开道岔双轨垂直线路连接尺寸;
T为竖曲线切线长,m,T=R S tan0.5 ;
d′为变坡点至阻车器挡面的间距,m,取值为1.5~2.0;
存车线长度按2钩车长取为10m。
采区中部车场
采区的中部车场选用甩车场,由于本采区采用单翼布置,而且三条上山布置在煤层底板中,根据三条上山与采区平巷之间的位置关系,采区的中部车场选用单向甩车,甩入石门式。
中部甩车场的起坡采用双道起坡的方式,采用双道起坡时,提升的能力大,便于维护,生产安全可靠。
甩车场内斜面线路的布置,采用斜面线路一次回转的方式。
这种方式提升牵引角小,钢绳的磨损小,行车操作方便。
中部的甩车场采用这种双道起坡一次回转的方式,适用于甩入石门方向的甩车场,因此,这种方式合适。
甩车场中平曲线半径R P取决于矿车轴距、规矩以及行车速度。
甩车场中竖曲线半径R S是一个十分重要的参数,如果这个数值过大时,会增加甩车场的竖曲线弧长,延长提升时间;如果这个数值过小时,会使矿车在联接处车轮悬空而掉下轨道,或者将运送的长料搁置于轨道上。
平曲线、竖曲线的半径取值可参考下表
本采区轨距为600mm,采用机械调车,平曲线半径R P取为15m,竖曲线半径R S取为15m。
甩车场的空重车线的坡度与矿车的类型、铺轨的质量、车场弯道以及自行滑行的要求这些因素有关。
在设计当中,为了计算的方便,空、重车线中的直线和曲线段的计算,可以采用平均坡度计算高低道的最大高差。
一般情况下,空车线i G=11‰,重车线i G=9‰,然后在存车线高低道闭合点标高计算中再进行部分的调整。
采区中部甩车场的存车线有效长度可按下表选取
甩车场高道与低道的线路中心距S可按下表选取
采区下部车场
采区的下部车场是由采区装车站以及辅助提升下部车场组合而成的,本采区的下部车场选用大巷装车式。
采区装车站的线路布置主要取决于装车站所在的位置,以及装车站的调车方式,采区装车站的线路布置主要参考《采矿工程设计手册》
本采区使用固定式矿车运输材料及矸石,所以装车站中的空车线和重车线的存车线有效长度各1.25列车长,调车方式采用电机车调车的方式。
装车站线路的坡度设计,与所在轨道大巷的轨道线路坡度一致。
考虑到轨道上山的位置,以及三条大巷的位置,本采区的下部车场的绕道采用底板绕道式。
轨道上山在接近下部车场时,提前变坡,为了使行车安全,变坡后的轨道上山坡角一般不大于25°。
绕道的线路与轨道大巷线路间的平面距离,一
般根据围岩的稳定性条件确定,但应该大于10~20m,具体长度根据轨道上山与三条大巷的位置关系,连接关系来确定,绕道线路转角一般取30°~90°。
由于轨道上山布置在三条上山的最外侧,而三条上山之间的间距为25m,为了便于采区下部车场的布置与维护,以及不影响三条上山的稳定,采区下部车场设计为背离井底车场。
采区上山下部平车场线路的平曲线取为15m,竖曲线取为15m,平曲线与竖曲线之间插入矿车轴距的1.5~3.0倍的直线段。
高道存车线坡度取为11‰,而低道存车线坡度取为9‰。
5.2.4 采区生产系统
通风系统
前期
地面的新鲜从副井→井底车场→轨道石门→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→工作面→区段回风平巷→回风石门→总回风道→回风上山→回风大巷→回风石门→中央回风井→地面
后期
地面的新鲜从副井→井底车场→轨道石门→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→工作面→区段回风平巷→回风石门→回风大巷→回风石门→两翼回风井→地面
运煤系统
煤从工作面采出→区段运输平巷→溜煤眼→运输上山→采区煤仓→运输大巷→运输石门→井底煤仓→装载硐室→主井箕斗→地面
运料系统
材料从地面→副井→井底车场→轨道石门→轨道大巷→采区下部车场→轨道上山→区段运输平巷→工作面
运矸石系统
矸石从工作面用矿车运出→区段运输平巷→轨道上山→采区下部车场→轨道大巷→轨道石门→井底车场→副井罐笼→地面
排水系统
轨道上山→采区下部车场→轨道大巷→轨道石门→井底车场→井底水仓→副井→地面
5.2.5 采区采出率
5.3 采煤方法
5.3.1 采煤工艺方式
本采区内煤层赋存稳定,煤层的平均煤层厚度为4.94m,属于中厚煤层。
本采区内地质条件较简单,采区内只有小断层,煤层倾角为14.5°-17.3°,平均煤层倾角为16.2°。
在目前的情况下,煤矿的地下开采技术发展趋势来看,综采是采煤工艺的重要的发展方向,综合机械化开采具有高产、高效、安全、低耗以及劳动条件好、劳动强度小的优点。
如果采用综合机械化采煤,能够提高工作面的单产水平,能够减轻工人的劳动强度以及能够降低物料磨损。
综合以上各方面的条件进行考虑,所以选用综合机械化开采。
本矿井的工作制度为三八制,两班工作,一班检修。
综合机械化采煤工作面的长度为200m,每班进2刀,采煤机的截深为800mm,每刀进0.8m。
每天进刀数为4刀,所以每日进3.2m。
年工作日为330天,因此,工作面的每年推进度为1056m。
回采工艺
综合机械化采煤工作面双滚筒采煤机的割煤方式,是根据顶板管理、移动支架的方法与进刀方式,以及端头支护等方面的因素综合进行考虑。
因此,割煤的方式选为往返一次割两刀。
综采面采煤机的进刀方式选择工作面端部斜切进刀,选用割三角煤的方法进刀。
具体进刀过程如下:当综采面的采煤机割至工作面的端头位置时,采煤机后面的输送机槽也已经移近煤壁,在采煤机机身处的下部,依然留有一部分煤;然后调整两个滚筒的位置,前滚筒降下来,而后滚筒慢慢升起,并沿着输送机的弯曲段反向割入煤壁,一直到输送机直线段,然后再将输送机移直;再次调换两个滚筒上下的位置,重新进行割煤,一直割到输送机机头处;将三角煤割掉后,煤壁慢慢割直,然后再次调换上下滚筒,返程进行正常割煤。
回采工作面利用采煤机进行采煤,利用运输机的铲煤板装煤为主,人工装煤为辅助,利用刮板输送机运煤。
工作面设备选型
采煤机的选型
采煤机的型号:EL100/2000
采高: 1.7~5.0 m
适应煤质硬度: 250~500 kg/cm2
煤层倾角:0~45 °
截深:0.8 m
滚筒直径: 2.5 m
牵引方式:电牵引
牵引力:392~980 kN
牵引速度:0~24 m/min 无链牵引形式: 无链牵引
滚筒中心距: 12925 mm
机面高度: 1227 mm
卧底量: 200~250 mm
电动机型号: EL1220FF
电动机功率: 600~1400 kw
电动机台数: 6~7 台
电动机电压: 1140~3300 V
喷雾灭尘方式: 内、外喷雾
最大不可拆卸件尺寸:3890×1546×913/11.3 mm/t 总重:36~85 t
设计单位: 安德森
制造厂:安德森
工作面刮板输送机选型
刮板输送机的型号:SGZ-880Ⅱ
槽宽: 800 mm
小时运量: 最大400 t/h
铺设长度: 64~422 m
铺设角度:+15~-20 °
电动机型号:DSB40/2台
电动机功率:40×2 m
电动机电压:380/660 V
刮板机型式:边双链
链规格:Φ18×64 mm 单链破碎力: 350 kN
链速: 0.86 m/s
生产厂家: 秦皇岛市煤机厂
转载机选型
型号:SZZ-764/132
最大连续运输能力:15 t/min 输送机槽宽: 762 mm 输送机链速: 1.52 m/s
行走速度: 16.76~19.8 m/min 履带对地比压: 0.1 MPa 工作电压(50Hz): 660 V
输送机电机功率: 15 kw
行走电机功率: 30 kw
对地间隙: 152 mm
外形尺寸(长×宽×高): 8306×2648×826 mm
重量: 9.98 t
破碎机选型
型号: PCM110Ⅱ
结构特点: 锤式
过煤能力: 1100 t/h
破碎能力: 1000 t/h
进料口宽度: 700 mm
进料口高度: 700 mm
出料粒度: 300 mm
电动机型号: KBY-550/110
电动机功率: 110 kw
电动机电压: 660/1140 V
外形尺寸(长×宽×高): 4559×2025×1808 mm
质量: 14.524 t
生产厂: 张家口煤机厂
乳化液泵选型
型号: MRB-125/31.5
公称压力:20 MPa
公称流量:125 L/min 电动机功率: 90 kw
转速: 1470 r/min
外形尺寸(长×宽×高): 2166×858×1920 mm
配套液箱尺寸: MRXⅠ
生产厂: 石家庄煤矿机械厂
乳化液箱选型
型号: MRXⅠ
容积: 1000 L
公称压力: 31.5 MPa
公称流量: 125 L/min 卸载阀调定压力: 31.5 MPa
卸载阀恢复压力: 24 MPa
蓄能器充气压力: 15~20 MPa
外形尺寸(长×宽×高): 2400×800×1135 mm
质量: 820 kg
生产厂: 石家庄煤矿机械厂
井下平巷及上山输送机选型
带输送机的型号:DP1063/1000
运输能力: 630 t/h
运输速度: 2 m/s 运输距离:1000 m
胶带机宽度: 1000 mm
电动机型号:JDSB-125
电动机功率:125 m
重量: 83 t
生产厂家: 焦作起重运输机厂
大巷带式输送机选型
输送机型号:DX5型钢绳芯带式输送机
胶带型号:GX3000
胶带宽度: 1200 mm 带速: 2.5 m/s 胶带强度: 3000 N/mm 胶带许用最大张力: 360 kN
支架选型
支架形式选用支撑掩护式液压支架
型号: ZZ6000/25/50
支架型式: 支撑掩护
支撑高度: 2.5~5.0 m
适用的煤层倾角: <20 °
工作阻力: 6000 kN
初撑力: 5643 kN
操作方式: 本架
外形尺寸(长×宽):6000×1430 mm
支架中心距:1500 mm
支护强度:0.89~0.97 MPa
对底板最大比压:0.87 MPa
泵站工作压力:31.4 MPa
支架移架步距:700 mm
支架重量:24.518 t
生产厂:北京煤矿机械厂
工作面劳动组织
本采区的工作制度为“三八制”,两班采煤,一班检修,每班工作8个小时。
每完成一次割煤、推溜、移架,即完成一个采煤循环,循环进尺为0.8m,一班完成两个循环,一天的进刀数为4刀,日进尺为3.2m。
工作面主要技术经济指标。