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    煤矿采煤论文开采技术毕业论文.doc

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    煤矿采煤论文开采技术毕业论文.doc

    煤矿采煤论文开采技术毕业论文作者 杜茂兵摘要 编写实习报告是我们毕业前的一个重要实践性环节,是我们学生全面运用所学基础理论、专业知识和基础技能对实际问题进行设计或研究的综合性训练,能够使我们掌握工程设计的一般程序和方法,加强我们理论联系实际、独立分析问题、解决实际问题和的能力,培养我们求真务实、勇于创新的科学态度以及科技创新的能力。因此,编好实习报告工作,对全面提高我们在实际工作具有十分重要的意义。本设计以正邦煤矿为例详细介绍矿井的概况特征,经过一系列的方案论证比较,选择了适合矿井的开拓方式、采煤方法、各生产系统和通风方式。关键词 矿井开拓;采煤方法;矿井通风;安全技术目录第一章 矿井概况与井田地质特征.4第一节 矿井概况.4第二节 井田地质特征.5第二章 矿井开拓与开采.7第一节 矿井开拓部署.7第二节 矿井生产系统.8第三节 采区巷道布置.10第四节 采煤方法.10第五节 工作年回采工艺.11第三章 矿井通风.17第一节 矿井通风系统.17第二节 采区通风系统.17第三节 掘进通风.18第四节 矿井风量计算.18第四章 矿井安全技术.22第一节 矿井瓦斯治理.22第二节 矿尘防治.23第三节 矿井防灭火.24第四节 矿井防治水.25第五节 顶板灾害防治.25第六节 提升运输与机电设备安全.26第五章 实学收获、体会及建议.27参考文献.2727第一章 矿井概况与井田地质特征第一节 矿井概况山西和顺正邦煤业有限公司始建于1994年,1995年投产,生产能力90kt/a。2006年根据山西省煤炭资源整合和有偿使用工作领导组办公室晋煤整合办核200629号“关于晋中市和顺县煤炭资源整合和有偿使用工作方案的核准意见”,和顺县联松联办煤矿二坑与和顺县联松联办煤矿进行资源整合,资源整合后矿名为和顺县联松联办煤矿二坑,批准开采8、15号煤层,井田面积4.8604km2,矿井能力0.45Mt/a。2006年6月经山西省工商行政管理局文件(晋)名称变核企字2006第0543号核准,企业名称变更为山西和顺正邦煤业有限公司。2007年根据山西省煤炭工业局文件晋煤行发2007114号“关于介休市大佛寺煤化有限责任公司等矿井进行机械化采煤升级改造的批复”,批准和顺县联松联办煤矿二坑进行机械化采煤升级改造,建设规模0.450.9Mt/a。2006年12月山西地科勘察有限公司编制了山西和顺正邦煤业有限公司(煤矿)资源整合地质报告,山西省煤炭工业局以晋煤规发2007165号文批复。2007年4月山西安煤矿业设计工程有限公司编制了山西和顺正邦煤业有限公司机械化采煤升级改造可行性研究报告,矿井能力0.9Mt/a,山西省煤炭工业局以晋煤规发2007921号文批复。2007年8月山西安煤矿业设计工程有限公司编制了山西和顺正邦煤业有限公司矿井机械化采煤升级改造初步设计,山西省煤炭工业局以晋煤办基发20071691号文批复。2008年1月山西安煤矿业设计工程有限公司编制了山西和顺正邦煤业有限公司矿井机械化采煤升级改造初步设计安全专篇,山西煤矿安全监察局以晋煤监安二字200849号文批复,2008年2月山西省煤炭工业局以晋煤办基发2008183号文批复机械化采煤升级改造项目开工建设,2009年5月山西安煤矿业设计工程有限公司编制了山西和顺正邦煤业有限公司矿井机械化采煤升级改造初步设计变更说明,山西省煤炭工业厅以文件晋煤办基发200988号文批复。根据山西省煤矿企业兼并重组整合工作领导组办公室文件晋煤重组办发200963号“关于晋中市和顺县煤矿企业兼并重组整合方案(部分)的批复”,该矿由山西和顺正邦煤业有限公司与山西和顺百利煤业有限公司兼并重组整合而成,兼并重组整合后矿名仍为山西和顺正邦煤业有限公司,批准开采8、15号煤层,井田面积6.29km2,矿井能力1.2Mt/a。第二节 井田地质特征一、地层及地质构造(一) 区域地质1地层井田位于沁水煤田阳泉煤炭国家规划区东南部,和顺普查勘探区南部边缘,太行山中南段西翼,根据和顺普查勘查区资料,区域地层自东而西由老至新为:上元古界震旦系,古生界寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系,中生界三叠系,新生界上第三系及第四系地层。2构造本区位于太行隆起及高平长治泽城昔阳皋落断褶带的西翼,受区域构造的控制,地层走向总体显示为北北东,倾向北西西。区内地层平缓,倾角一般512°,在区域东北部及西部二、三叠系泥岩与巨厚砂岩接壤带,由于受泽城皋落断褶带和沁水拗陷包括左权右匣一团壁断褶带影响迁就,倾角在20°左右,最大达35°以上。从区域构造形迹的展露看,南部较北部简单,西部较东部简单,东部断褶并存,西部主要为宽缓、稀少的长轴褶曲,断层和褶曲走向基本平行地层走向,属典型的新华夏系构造,但亦有少数北西、北东、近南北或东西向短轴褶曲和小断层。(二) 矿井地质1地层本井田位于沁水煤田阳泉煤炭国家规划区东南部,和顺普查勘查区中段东部边缘。井田内基岩大面积出露,二叠系下统下石盒子组、山西组及石炭系太原组地层在井田东南、南部零星分布;二叠系上石盒子组地层广泛分布于井田中西、北部;新生界覆盖于各个时代基岩之上。根据和顺普查区、山西和顺正邦煤业有限公司补充地质勘查及水井地质资料,井田内由老至新发育有奥陶系下统亮甲山组(O2l)中统下马家沟组(O2x)中统上马家沟组(O2s)峰峰组(O2f);石炭系中统本溪组(C2b)上统太原组(C3t);二叠系下统山西组(P1s)下石盒子组(P1x)及上统上石盒子组(P2s)以及第四系中、上更新统(Q2+3)全新统(Q4)地层。2含煤地层井田内主要含煤地层为上石炭统太原组(C3t)和下二叠统山西组(P1s)3构造本井田总体为一走向北东南西、倾向北西的单斜构造,地层倾角为5-13°,平均8°左右。在井田南部局部发育一小背斜,轴部位于井田的东南部,轴向主要为南西至北东,背斜轴部开阔,产状平缓,两翼对称,两翼倾角5°-13°;井田内断裂构造不甚发育,发现有三条断层,并发现有两个陷落柱。二、煤层及煤质(一) 煤层1含煤性本井田主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。其中:太原组地层平均厚度117.57m,煤层总厚11.12m,含煤系数9.46,主要含煤9层,自上而下编号为81、8、9上、9、11、12、13、14、15号煤层,其中8、15号煤层为稳定的全区可采煤层,其余均为不稳定的不可采煤层。山西组地层平均厚度65.07m,煤层总厚2.91m,含煤系数4.47,山西组含煤6层,自上而下编号为1、2、3、4、5、6号煤层,其中6号煤层为不稳定的局部可采煤层,其余均为不稳定的不可采煤层。2可采煤层15号煤层位于太原组中下部,上距8号煤层84.58m左右,本次利用的八个钻孔,除604号钻孔离井田较远,不参与统计,其余钻孔与井下八个见煤点均可采,煤层厚4.25-6.94m,平均5.56m。结构较简单,一般含夹矸0-4层,夹矸岩性为泥岩及炭质泥岩,煤层顶板为砂质泥岩或泥岩,底板以砂质泥岩为主,局部为泥岩。为厚度和层位稳定的全区可采煤层。第二章 矿井开拓与开采第一节 矿井开拓部署一、矿井开拓现状山西和顺正邦煤业有限公司兼并重组整合前为机械化升级改造在建矿井,采用斜井开拓,共布置主斜井、副斜井、回风立井3个井筒,主斜井倾角24.5°,斜长450m,井筒装备带式输送机和架空乘人装置,担负全矿井煤炭提升任务和人员升降任务,兼作进风井;副斜井倾角24.5°,斜长450m,井筒装备单钩串车,担负全矿井矸石、材料及设备等提升任务,兼作进风井和安全出口;回风立井净直径5.0m,垂深196m,井筒装备梯子间,担负全矿井回风任务,兼作安全出口。开拓巷道布置集中胶带下山、集中轨道下山、胶带大巷、轨道大巷、回风大巷。二、矿井工业场地位置的选择山西和顺正邦煤业有限公司矿井已有工业场地位于井田南部,共布置主斜井、副斜井2个井筒,风井场地位于工业场地北部430m处,布置回风立井,本次设计仍利用已有工业场地和风井场地。三、井田开拓根据井田内煤层赋存条件,考虑到15号煤层距8号煤层平均间距88m,设计采用一个主水平和一个辅助水平分别开采井田15号煤层和8号煤层,结合矿井现有开拓巷道布置情况,本次设计对井田内15号煤层和8号煤层分别提出开拓方案,现分述如下:1开拓方案(1) 15号煤层井田开拓方案一矿井采用斜井开拓方式,主斜井利用山西和顺正邦煤业有限公司原主斜井,井筒倾角24.5°,斜长450m,装备带式输送机和架空乘人装置,担负全矿井煤炭提升任务和人员升降任务,兼作进风井。副斜井利用山西和顺正邦煤业有限公司原副斜井,井筒倾角24.5°,斜长450m,装备单钩串车,担负全矿井矸石、材料及设备等提升任务,兼作进风井和安全出口。回风立井利用山西和顺正邦煤业有限公司原回风立井,井筒净直径5.0m,垂深196m,井筒装备梯子间,担负全矿井回风任务,兼作安全出口。原山西和顺百利煤业有限公司主斜井、副斜井、回风斜井按关闭井筒的六条标准关闭。主斜井、副斜井、回风立井均落底于15号煤层,在副斜井井底布置井底车场,沿15号煤层倾向布置集中胶带下山、集中轨道下山至井田西部边界,在井田西部边界附近沿15号煤层南北方向分别布置胶带大巷、轨道大巷、回风大巷至井田北部边界,三条大巷相互平行,间距为30m。后期在井田北部另掘后期回风立井。15号煤层全井田共划分为2个采区。井下煤炭运输采用带式输送机,辅助运输采用无极绳连续牵引车牵引矿车运输。矿井通风方式初期采用中央并列式,后期采用中央分列式,通风方法采用抽出式。15号煤层井田开拓方案一平、剖面图见图2-3-1、图2-3-6。(2) 15号煤层井田开拓方案二矿井采用斜井开拓方式,主斜井、副斜井、回风立井利用山西和顺正邦煤业有限公司原有井筒,井筒断面及装备同15号煤层井田开拓方案一,原山西和顺百利煤业有限公司主斜井、副斜井、回风斜井按关闭井筒的六条标准关闭。开拓巷道布置基本同15号煤层井田开拓方案一,不同的是在井田中部将胶带大巷、轨道大巷、回风大巷由沿15号煤层南北方向布置改为沿15号煤层东西方向布置。15号煤层全井田共划分为2个采区。井下煤炭运输及辅助运输方式同15号煤层井田开拓方案一。矿井通风方式及通风方法同15号煤层井田开拓方案一。第二节 矿井生产系统1、 通风系统:通风方式为中央并列抽出式通风,主扇为FBCDZ-54-8-25抽流式风机两台(一用一备),功率为2×315KW,矿井的总进风量为7381m3/min,属高瓦斯矿井,井下风门、风桥、闭墙等通风设施全部完善,采煤工作面、开掘工作面、硐室等风量分配均按设计调整合理,现运行正常。2、 压风系统:矿井地面设压风机房,选用2台LU132-10型双螺杆式空气压缩机,空压机额定流量20.3 m3/min,工作压力1.0Pa,单台装机功率132KW,供电电压380V,满足矿井风动设备、风动工具用风,时矿井工程的关键动力源。3、 提升运输:主斜井采用DII-1000大倾角皮带机运输,工作面原煤由运输顺槽SSJ800/2×40皮带机通过皮带大巷中运输皮带机至煤仓,经主井运到地面。主斜井架空乘人装置型号为RJY30-22/860型,承担矿井运送人员上下井任务。副井安装了Jk-2.5*2/31.5KW型绞车,提升方式采用单钩串车,担负着矿井排矸、材料设备升降、重大物件运送等辅助提升任务。4、 排水系统:矿井主排水采用中央集中是排水,在井底建有中央水泵房及水仓,中央水泵房安装MD85-45×7型多级离心泵三台,电机功率132KW,电压等级660V,承担井下主排水任务。配套YB315M-2隔爆型电动机,建有主副水仓,容量为1800 m3,安装D159×4.5无缝钢管两趟从泵房经副斜井到地面污水处理站。首采区水平在上部开采,所有水均自动流入水仓,排水系统简单已投入使用。现矿井正常涌水量为70 m3/小时左右。5、 供水系统:分生活供水、消防供水、井下洒水三大系统。生活供水,水源取自生活区水源井地下奥灰水,建780米深井一座,设有井室、配电控制室。安装250QJ20-700潜水泵一台,建500 m3 高山水池一座,经水泵供给高山水池,形成自压供水系统,供全公司生活和澡堂用水。生产消防用水系统水源取自井下水,设井下水经污水处理站净化间、二级泵站、300 m3 调节沉淀池各一座,井下水净污水处理站处理后,用于生产、消防用水和洒水绿化等,形成科学合理的水源利用系统。6、 供电系统:矿井工业广场建有一座35KV变电站,双回路电源来自和顺开闭所,分别引自和顺云山220KV变电站35KV段,另一电源引自和顺县110KV变电站35KV段,其中云山变电站为是、主供。安装两台SZ9-6300/35/10型6300KVA主变压器,两台S9-800/10/0.4KV型800KVA低变压器,主斜井敷设两路MYJV32-10KV3×95 mm2 下井电缆,井下中央变电所、供电设施均安装完毕,经验收后已投入使用。7、 安全监控系统:采用矿山办公OA系统平台实现了矿山信息化,主要由工业生产环网和矿山信息网组成,工业生产环网主要监测井上、下供电、污水处理、生产区管理系统、皮带称重等系统;矿山信息网主要监测通风系统、井下人员定位、瓦斯监控、通讯系统、矿山压力监测系统等,通过光缆传输信号形成环路,各转载点服务器的实时传输。8、 防尘洒水系统:在井下煤仓及采掘各个输送机、转载点安装了自动喷雾装置;掘进工作面的综掘机、回采工作面的采煤机分别安装了自动喷雾装置,回采的工作面支架也全部安装了自动喷雾装置;同时在掘进、回采工作面顺槽巷道分别敷设了消防洒水管路,每隔500米安装一组喷雾;主斜井、轨道、皮带大巷及采区运输巷分别敷设了专用消防洒水管路,并每隔100米安装一道喷雾洒水装置。9、 瓦斯抽放:采用2BEC52型水环式真空泵四台,井下瓦斯抽放管路已按设计敷设并投入使用,运行状态良好。第三节 采区巷道布置首采区为15号煤层一采区,采区巷道布置胶带大巷、轨道大巷、回风大巷,其中,胶带大巷沿15号煤层底板布置,轨道大巷、回风大巷沿15号煤层顶板布置,三条大巷相互平行,间距为30m。在大巷东侧布置15101综采放顶煤工作面和15102备用工作面,工作面运输顺槽、回风顺槽均沿15号煤层底板布置,走向高抽巷沿14号煤层布置,运输顺槽直接与胶带大巷相连,回风顺槽、走向高抽巷直接与回风大巷相连,均通过顺槽联络巷与轨道大巷相连,形成采区运输、通风、排水等系统。采区巷道布置见图。第四节 采煤方法一、采煤方法的选择本井田可采煤层为15号煤层, 15号煤层位于太原组中下部,煤层厚4.25-6.94m,平均5.56m。结构较复杂,一般含夹矸2-3层,最多可达4层,夹矸岩性为泥岩及炭质泥岩。煤层顶板为砂质泥岩或细砂岩,底板以砂质泥岩为主,局部为泥岩、粉砂岩。为厚度、层位稳定的全区可采煤层。本矿批准开采8、15号煤层,初期开采15号煤层。根据煤层赋存条件和开采技术条件,结合目前国内厚煤层开采技术水平,初期开采的15号煤层可供选择的采煤方法有分层综采和综采放顶煤采煤法。根据矿井规模和国内综采放顶煤开采厚煤层的经验,确定15号煤层采煤方法采用综采放顶煤开采,8号煤层采煤方法采用综采,顶板管理采用全部垮落法。主要理由如下: 煤层厚度:一次采矿全高以5-12m为宜,最大不宜超过15m,本矿15号煤层平均厚度5.56m,厚度在放顶煤开采范围之内。 煤层倾角:本井田煤层倾角4-13°,小于15°,符合放顶煤开采条件。 煤层赋存深度:井田内15号煤层埋藏深度一般为150-500m之间,均大于100m,符合放顶煤开采条件。 煤层结构:井田内15号煤层含夹矸2-4层,夹矸岩性为泥岩及炭质泥岩,均小于0.3m,符合放顶煤开采条件。 煤层硬度和节理:本井田15号煤层坚固性系数f=1.5-2,在f3的放顶煤开采范围之内。 自燃发火期:15号煤层自燃发火期12个月,大于3个月的放顶煤开采技术要求。 顶底板岩性:本矿15号煤层顶板为砂质泥岩或细砂岩,裂隙节理发育,属中等强度围岩,据本矿开采经验,顶板顶初次来压和周期来压步距为20-32m和12-18m,老顶应属类顶板,为周期来压强烈的可冒落顶板;煤层底板为砂质泥岩,岩石单向抗压强度为25.9-61.3MPa,大于放顶煤开采底板抗压强度大于20.4MPa的要求,也在放顶煤开采条件之内。第五节 工作面回采工艺一、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型1工作面采煤、装煤、运煤方式采煤工作面采用采煤机割底煤,放顶煤液压支架放顶煤,刮板输送机运煤,运输顺槽采用可伸缩带式输送机运煤。工艺流程如下:采煤机割煤(自机头)移架推前刮板输送机拉后刮板输送机采煤机割煤(自机尾)移架推前刮板输送机放顶煤拉后刮板输送机。割煤:采用双滚筒采煤机割煤,自行装煤。在上下端部斜切进刀方式,双向割煤,往返一次割两刀,自行装煤。移架:在割煤时滞后采煤机后滚筒46架进行移架,采取分组追机移架及时支护顶板的方式。当顶板破碎或片帮时,能移超前架的提前移超前架,不能移超前架的必须及时打出支架护帮板护顶,并在采煤机前滚筒割煤后,追机带压擦顶移架,必要时停机移架。支架要移成直线,移架步距0.6m。支架要移到位,接顶要严实有力。推前刮板输送机:在采煤机割煤后,滞后采煤机1015m开始推前刮板输送机,刮板输送机弯曲长度不得小于15m,并依次按顺序推刮板输送机,推移步距0.6m,推移要到位并保持平直,严禁由两头向中部或由中部向两头推刮板输送机。除两端头斜切进刀段外,严禁紧随采煤机推刮板输送机。放顶煤:采用割煤与放顶煤循环交替作业,两采一放,间隔多轮顺序放煤方式。机头3架、机尾3架不放顶煤。放煤工必须根据后刮板输送机中的煤量控制放煤速度,工作面同时放煤点不得超过两处,防止压死后刮板输送机。拉后刮板输送机:拉后刮板输送机在滞后第二轮放煤点15m进行。拉后刮板输送机时采煤机从机头向机尾割煤时先拉后刮板输送机机头,依次从机头向机尾在运行中拉后刮板输送机。刮板输送机弯曲长度不得小于15m,拉移步距0.6m。拉移要到位并保持平直,严禁由两头向中部或由中部向两头拉移后刮板输送机,后刮板输送机停止运转时不得拉移。2工作面设备选型根据山西省煤炭工业厅以文件晋煤办基发200988号文批复,山西和顺正邦煤业有限公司机械化采煤升级改造初步设计变更后采煤工作面主要设备见表4-1-1。本次设计维持矿井机械化采煤升级改造初步设计变更后采煤工作面主要设备不变,采煤工作面主要设备主要技术特征见表4-1-2、表4-1-3、表4-1-4、表4-1-5、表4-1-6、表4-1-7。表4-1-1 采煤工作面主要设备表设备名称初步设计变更后单位数量设备型号功率(kW)双滚筒采煤机MGTY200/500-1.1500台1可弯曲刮板输送机SGZ764/2642×132台2转载机SZZ800/250250台1破碎机PCM160160台1可伸缩胶带输送机SSJ1000/2× 1252×125台1放顶煤支架ZF4400/17/30架100端头支架ZFG5200/19/32架4单体液压支柱DW25-250/100根360型顶梁L=3.6m根180乳化液泵站BRW315/31.5200套1喷雾泵站BQW31.5/16M110套1煤层注(探)水钻机MYZ-15015台1煤层注水泵5D-2/15013台1采煤工作面主要设备选型验算如下:(1) 刮板输送机选型验算Q采=60×M×B×V采×r×K式中:Q采采煤机小时割煤能力,t/h;M割煤厚度,m;B截深,m;V采采煤机牵引速度,m/min;r煤的容重,t/m3;K采煤机总时间利用系数,取0.4。Q=60×2.5×0.6×5.5×1.48×0.4=363.4t/h(2) 顺槽可伸缩带式输送机选型验算顺槽可伸缩带式输送机选择与采煤工作面顺槽长度相适应,小时运量应与采煤工作面生产能力相匹配,工作面运输能力为Q=630/h,则:式中:B胶带宽度,m;K1货载截面系数,=25°时,K1=400;v输送机带速, v=2.0m/s;r货载散集容重,取1.0t/m3;c输送机倾角系数,a=010°时,c=1。表4-1-2 采煤机主要技术特征表设备型号采高(mm)截深(mm)滚筒 直径(mm)牵引 速度(m/min)机面高度(mm)电机 功率(kW)MGTY200/500-1.1D1400-260060014000-7-11.6450500表4-1-3 刮板输送机主要技术特征表设备型号设计 长度(m)输送能力(t/h)链速(m/s)中部槽(长×宽×高)(mm)电机功率(kW)电压 等级(v)SGZ764/2642006001.21500×724×2902×2501140表4-1-4 转载机主要技术特征表设备型号长度(m)输送能力(t/h)链速(m/s)中部槽 内宽(mm)电机 功率(kW)电压等级(v)SZZ800/250509001.88002501140表4-1-5 破碎机主要技术特征表设备型号破碎能力(t/h)配套转载机中部槽宽(mm)电机功率(kW)电压等级(v)PCM160900680、7241601140表4-1-6 可伸缩带式输送机主要技术特征表设备型号输送量(t/h)输送长度 (m)带速(m/s)带宽(mm)电机功率(kW)电压 等级(v)SSJ1000/2×12563010002.01000125×21140表4-1-7 放顶煤液压支架主要技术特征表设备型号支架高度(m) 工作阻力(kN)初撑力(kN)支护强度(MPa)支架重量(t)ZF4400/17/301.73.0440039560.620.6815.84端头支护利用本矿已有ZFG5200/19/32型端头支架。顺槽超前支护利用本矿已有DW25-250/100型单体液压支柱和型钢顶梁(L=3.6m)支护,超前支护距离30m。四、采煤工作面长度、采高及循环数、年进度1采煤工作面长度及采高根据15号煤层厚度和开采技术条件,结合矿井设计生产能力,确定综采放顶煤工作面长度为150m,机采高度2.5m,放煤高度3.06m,采放比11.2。2采煤工作面循环数、年推进度采煤工作面采煤机截深0.6m,采用两采一放工艺,即采煤机割两刀进1.2m,放顶煤液压支架放一次顶煤,工作面每个循环进两刀,放一次顶煤,循环进度1.2m,日循环个数3个,正规循环率取0.95。采煤工作面年推进度按下式计算:年推进度=循环进度×日循环个数×年工作日×正规循环率 =1.2×3×330×0.95=1129m五、工作面回采方向与超前关系采煤工作面回采方向采用后退式,相邻工作面间采用前进式顺序开采。六、采区及工作面回采率1工作面回采率计算VQ/ Qd式中:V工作面回采率;Q工作面总采出量,Q= Qc1Qc2Qc3Qc4;Qd工作面地质储量,759495t。Qc1工作面初次来压前采出煤量;Qc2工作面停止放煤后采出煤量,Qc1(Qc2)=L1×L2×M×95×;Qc3工作面排头架到两顺槽不放煤支架段采出煤量;Qc3=L3×L4×M×95×Qc4工作面正常回采段采出煤量;Qc4=L5×L4×(M×95M1×75)×L1工作面初次来压前未放煤距离,取20m;L2工作面长度,150m;L3排头架不放煤支架段长度,取3×1.5×29.0m;L4正常回采时工作面推进长度,5802020540m;L5工作面放煤段长度,取1509.0141m;M采煤机割煤高度,2.5m;M1放煤高度,3.06m;煤的容重,1.41t/m3。V(20×150×2.5×0.95×1.41×2)+(9×540×2.5×0.95×1.41)+141×580×(2.5×0.95+3.06 ×0.75)×1.41/684351812. 采区回采率一般影响采区回采率的因素有:采区隔离煤柱损失,区段煤柱及顺槽顶煤损失,无法布置工作面开采的边角煤损失等。采区内采出的煤量与采区内工业储量的百分比称为采区回采率,根据上述因素及已确定的工作面回采率,考虑巷道煤柱回收60%后的回采率计算公式如下:采区回采率1(采煤工作面损失率采区隔离煤柱损失率区段煤柱损失率边角煤损失率)式中:采煤工作面损失率1采煤工作面回采率采区隔离煤柱损失率隔离煤柱面积/采区总面积区段煤柱损失率区段煤柱面积/区段总面积边角煤损失率采区内边角煤面积/采区总面积采区回采率计算为:1(10.81)0.0130.050.0276综上所述,15号煤层为采区采回采率为76%,工作面机采回采率取95%,放顶煤回采率取81%。第三章 矿井通风第一节 矿井通风系统一、通风方式和通风方法矿井通风方式初期采用中央并列式,后期采用中央分列式,通风方法采用抽出式。二、风井数目、位置、服务范围及服务时间矿井移交生产时,共布置2个进风井,1个回风井,主斜井、副斜井进风,回风立井回风。主斜井、副斜井位于工业场地内,回风立井位于风井场地内。主斜井、副斜井、服务于全井田,服务时间16.8a,回风立井服务于一采区,服务时间6.3a,后期在井田北部另掘后期回风立井服务于二采区,服务时间7.5a。第二节 采区通风系统采区变电所采用独立通风,其余硐室采用全风压通风第三节 掘进通风掘进工作面采用独立通风,由局部通风机采用压入式供风。第四节 矿井风量计算一矿井风量计算根据煤矿安全规程一百零三条,矿井需要的风量应按下列要求分别计算,并选取其中最大值。1. 按井下同时工作的最多人数计算Q矿=4×N×K式中: Q矿矿井总风量,m3/min;N井下同时工作的最多人数,人;4井下每人每分钟供风标准,m3/min;K矿井通风系数,K=1.2。Q=4×101×1.2=484.8m3/min8.1m3/s2. 按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算Q矿=(Q采+Q掘+Q硐+Q备+Q其他)×K式中: Q矿矿井总风量,m3/min;Q采采煤工作面实际需要风量的总和,m3/min;Q掘掘进工作面实际需要风量的总和,m3/min;Q硐独立通风硐室实际需要风量的总和,m3/min;Q备备用工作面实际需要风量的总和,m3/min;Q其它除采煤、掘进、独立通风硐室外其它井巷需要风量的总和,m3/min;K矿井通风系数,K=1.2。(1) 采煤工作面需风量计算 按气象条件计算Q采=60×70%×vcf×Scf·kch·kcl式中: Q采采煤工作面需要风量,m3/min;vcf采煤工作面的风速,m/s;Scf采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,m2;kc h采煤工作面采高调整系数;kcl采煤工作面长度调整系数;70%有效通风断面系数;60为单位换算产生的系数。Q采=60×70%×1.0×9.7×1.2×1.2=640.2m3/min11m3/s 按瓦斯涌出量计算Q采=100×q采×Kc式中: Q采采煤工作面需要风量,m3/min;q采采煤工作面瓦斯绝对涌出量,m3/min;Kc工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数, Kc=1.3。根据2010年4月煤炭科学研究总院沈阳研究院编制的山西和顺正邦煤业有限公司矿井兼并重组整合瓦斯抽采工程初步设计(修改版),瓦斯抽放后采煤工作面瓦斯涌出量为11.06m3/min。Q采=100×11.06×1.31437.8m3/min24m3/s 按工作人员数量验算Q采4×nc式中:Q采采煤工作面需要风量,m3/min;4每人需风量,m3/min;nc采煤工作面同时工作的最多人数,人。Q采4×30=120m3/min2m3/s上述计算取最大值,采煤工作面需要风量Q采=24m3/s。 按风速进行验算a) 验算最小风量Q采60×0.25Scb式中:Scb采煤工作面最大控顶有效断面积,m2,Scblcb×hcf×70%10.5m2;lcb采煤工作面最大控顶距,m;hcf采煤工作面实际采高,m;70%有效通风断面系数;0.25采煤工作面允许的最小风速,m/s;Q采60×0.25×10.5157.5m3/min2.6m3/sb) 验算最大风量Q采60×4.0Scs式中:Scs采煤工作面最小控顶有效断面积,m2,Scslcs×hcf×70%9.4m2;lcs采煤工作面最小控顶距,m;hcf采煤工作面实际采高,m;70%有效通风断面系数;4.0采煤工作面允许的最大风速,m/s;Q采60×4.0×9.42256m3/min37.6m3/s采煤工作面风量满足煤矿安全规程规定的风速要求。矿井布置1个综采放顶煤工作面,Q采=24m3/s。(2) 掘进工作面需风量计算 按瓦斯涌出量计算Q掘=100×q掘×Kd式中: Q掘掘进工作面需要风量,m3/min;q掘掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量,m3/min;Kd掘进工作面瓦斯涌出不均衡通风系数, Kd=1.8。根据2010年4月煤炭科学研究总院沈阳研究院编制的山西和顺正邦煤业有限公司矿井兼并重组整合瓦斯抽采工程初步设计(修改版),瓦斯抽放后掘进工作面瓦斯涌出量为1.68m3/min。Q掘=100×1.68×1.8302.4m3/min6m3/s 按炸药使用量计算Q掘=25×Aj式中:Q掘掘进工作面需要风量,m3/min;Aj掘进工作面一次爆破的最大炸药用量,Aj=6kg。Q掘=25×6=150m3/min=2.5m3/s 按局部通风机吸风量计算Q掘=Q扇×I60×0.25×Sj式中:Q掘掘进工作面需要风量,m3/min;Q局掘进工作面局部通风机额定风量,综掘工作面采用FBDNo8.2/45×2型局部通风机,额定风量680380m3/min;I掘进工作面同时运转的局部通风机台数,I=1台;Sj掘进工作面掘进断面,m2;0.25局部通风机吸入口至掘进工作面回风流之间的最低风速要求,m/s。Q掘=680×1+60×0.25×10.5=837.5m3/min14m3/s 按工作人员数量计算Q掘=4×nj式中:Q掘掘进工作面需要风量,m3/min;4井下每人每分钟供风标准,m3/min;nj掘进工作面同时工作的最多人数,人。Q掘=4×12=48m3/min1m3/s 上述计算取最大值,综掘工作面需要风量Q掘=14m3/s。 按风速验算a)验算最小风量Q掘60×0.25Shf式中:Shf掘进工作面巷道的净断面积,10.5m2。Q掘60×0.25×10.5157.5m3/min2.6m3/sb)验算最大风量Q掘60×4.0Shf式中:Shf掘进工

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