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采煤专业毕业论文

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关键词:

内容简介: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……79,907390。

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..............................................................27

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〔2006〕29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〔2007〕114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0.45-0.9Mt/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〔2007〕165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〔2007〕921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〔2007〕1691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

[2008]49号文批复,2008年2月山西省煤炭工业局以晋煤办基发〔2008〕183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〔2009〕88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

[2009]63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5~12°,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:

① 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。

② 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。

③ 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。

④ 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。

⑤ 煤层硬度和节理:本井田15号煤层坚固性系数f=1.5-2,在f≤3的放顶煤开采范围之内。

⑥ 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。

⑦ 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Ⅲ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4-6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10~15m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〔2009〕88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

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Q=630/h,则:

B=

==0.9m K1——货载截面系数,β=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=0~10°时,c=1。

表4-1-3 刮板输送机主要技术特征表

表4-1-4 转载机主要技术特征表

表4-1-6 可伸缩带式输送机主要技术特征表

表4-1-7 放顶煤液压支架主要技术特征表

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π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1∶1.2。 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

V=Q/ Qd

式中:V——工作面回采率;

Q——工作面总采出量,Q= Qc1+Qc2+Qc3+Qc4; 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%×γ; 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%×γ Qc4——工作面正常回采段采出煤量;Qc4=L5×L4×(M×95%+M1×75%)×γ 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3×1.5×2=9.0m; L4——正常回采时工作面推进长度,580-20-20=540m; L5——工作面放煤段长度,取150-9.0=141m; M——采煤机割煤高度,2.5m; M1——放煤高度,3.06m; γ——煤的容重,1.41t/m。

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]}/684351=81% 2. 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

3

采区回采率计算为:1-〔(1-0.81)+0.013+0.05+0.02〕=76% 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,m/min; K——矿井通风系数,K=1.2。 Q=4×101×1.2=484.8m3/min≈8.1m3/s

2. 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=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ备+ΣQ其他)×K 式中: Q矿——矿井总风量,m3/min;

ΣQ采——采煤工作面实际需要风量的总和,m3/min; ΣQ掘——掘进工作面实际需要风量的总和,m3/min; ΣQ硐——独立通风硐室实际需要风量的总和,m3/min; ΣQ备——备用工作面实际需要风量的总和,m3/min;

ΣQ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 ① 按气象条件计算

Q采=60×70%×vcf×Scfkchkcl

式中: Q采——采煤工作面需要风量,m/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/min≈11m3/s ② 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。

3

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=100×11.06×1.3≈1437.8m3/min≈24m3/s ③ 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/min≈2m3/s

上述计算取最大值,采煤工作面需要风量Q采=24m3/s。 ④ 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,Scb=lcb×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≥60×0.25×10.5=157.5m3/min=2.6m3/s b) 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,Scs=lcs×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≤60×4.0×9.4=2256m3/min=37.6m3/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,ΣQ采=24m/s。 (2) 掘进工作面需风量计算 ① 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=100×1.68×1.8≈302.4m3/min≈6m3/s ② 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=150m/min=2.5m/s ③ 按局部通风机吸风量计算 Q掘=Q扇×I+60×0.25×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680~380m3/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/min≈14m3/s ④ 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;

3

3

3

4——井下每人每分钟供风标准,m/min;

nj——掘进工作面同时工作的最多人数,人。

Q掘=4×12=48m3/min≈1m3/s

上述计算取最大值,综掘工作面需要风量Q掘=14m3/s。

⑤ 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≥60×0.25×10.5=157.5m3/min=2.6m3/s

b)验算最大风量

Q掘≤60×4.0Shf

式中:Shf——掘进工作面巷道的净断面积,10.5m2。

Q掘≤60×4.0×10.5=2520m3/min=42m3/s

综掘工作面风量满足《煤矿安全规程》规定的风速要求。

矿井布置2个综掘工作面,掘进工作面停掘不停风按2台局部通风机同时运行考虑,ΣQ掘=14×2×2=56m/s

(3) 独立通风硐室需要风量计算

采区变电所需要风量:2m3/s

ΣQ硐=2m3/s

(4) 备用工作面需要风量计算

备用工作面需要风量按采煤工作面需要风量的50%考虑,备用工作面需要风量Q备33=12m3/s,ΣQ备=12m3/s。

(5) 其它巷道需要风量计算

ΣQ其它=8m3/s

矿井总风量计算:

Q矿=(24+56+2+12+8)×1.2=122.4m3/s 取123m3/s

上述两种方法计算结果取大值,确定矿井总风量为123m3/s。

主斜井进风量56m3/s,副斜井进风量67m3/s,回风立井回风量123m3/s。

第四章 矿井安全技术

第一节 矿井瓦斯管理 1.通风是防止瓦斯积聚的行之有效的方法。矿井通风必须做到有效、稳定和连续不断,使采煤工作面和生产巷道中瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》的要求。矿井必须建立瓦斯、二氧化碳和其他有害气体检查制度,采煤工作面的瓦斯浓度每班至少检查2次,采煤工作面二氧化碳浓度应每班至少检查2次。瓦检员要持证上岗,所携带的瓦检仪要完好,灵敏可靠,工作面及上隅角采取气样检测,检测人员操作时要注意自身安全,防止片帮落煤块伤人。

2.采煤工作面要特别注意预防因放顶煤后上隅角形成的顶板冒落空洞中瓦斯聚集,此处要严格瓦斯管理,工作面上隅角必须挂便携式瓦斯检测报警仪并及时充填空洞,减少或降低瓦斯浓度。

3.采煤工作面及回风顺槽中设置甲烷传感器,监测风流中的瓦斯动态,并将信息及时传送到地面控制室。采煤机设置甲烷断电仪,当瓦斯浓度超限时,及时自动切断电源。此外应配备完善的个体检测设备。

4.工作面跟班队长、班长、安检员及特殊岗位操作工必须随身佩带完好的瓦斯检查便携仪,随时进行瓦斯监测。

5.防止瓦斯引燃,严格控制和加强管理生产中可能引火的热源。

6.采煤工作面电气设备搬迁或检修前,必须切断电源,检查瓦斯,其巷道风流中瓦斯浓度低于1%时,再用与电源电压相适应的验电笔检验,确认无电后,方可进行导体对地放电。井下选用的所有开关的闭锁装置均能可靠地防止擅自送电、防止擅自开盖操作。井下普通型携带式电气测量仪表,必须在瓦斯浓度1%以下的地点使用,并实时监测使用环境的瓦斯浓度。

7.加强顶板初次来压时瓦斯检测和安全防护工作,组织有关人员重点在工作面初次来压时加强矿压观测和瓦斯检查工作,防止采空区内有害气体大量涌出,酿成事故。

8.加强通风设施的管理与维护,保证通风设施完好。工作面风量至少每旬测定一次,根据需要随时测定。

9.加强机电设备维修,杜绝电气设备失爆现象发生。

第二节 矿尘防治

1.采煤工作面配备煤层注水钻机和注水泵,对煤层进行采前预注水。工作面上顺槽注水。

2.井下运输巷、回风巷及采掘工作面设置集中式隔爆水棚。进回风侧设隔爆水棚。

3.矿井必须建立完善的防尘洒水系统,井下必须设置防尘洒水供水管路。

4.采煤工作面回风巷应安设至少两道风流净化水幕,并宜采用自动控制风流净化水幕。

5.严格控制采煤工作面进回风巷道的风速,防止煤尘飞扬。

6.距离工作面20m范围内的巷道,每班至少冲洗一次;20m以外的巷道每旬至少应冲洗一次,并清除堆积浮煤。

7.输送机巷转载点和卸载点,都必须安设喷雾装置或除尘器,作业时进行喷雾降尘或用除尘器除尘。

8.采煤机必须安装内、外喷雾装置,截煤时必须喷雾降尘,内喷雾压力不得小于2MPa, 外喷雾压力不得小于1.5MPa,喷雾流量应与机型相匹配。如果内喷雾装置不能正常喷雾,外喷雾压力不得小于4MPa。无水或喷雾装置损坏时必须停机。

9.放顶煤工作面的放煤口,必须安装喷雾装置,放煤时同步喷雾。

10.掘进机作业时,应使用内、外喷雾装置,内喷雾装置的使用水压不得小于3MPa,外喷雾装置的使用水压不得小于1.5MPa;如果内喷雾装置的使用水压小于3MPa或无内喷雾装置,则必须使用外喷雾装置和除尘器。

第三节 矿井防灭火

1.井下使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内,由专人押运送至使用地点,剩余的汽油、煤油和变压器油必须运回地面,严禁在井下存放。井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等,必须存放在盖严的铁桶内。用过的棉纱、布头和纸,也必须放在盖严的铁桶内,并由专人定期送到地面处理,不得乱放乱扔。严禁将剩油、废油泼洒在井巷或硐室内。

2.井下所有电气设备的选择、安装与使用应严格遵守有关规定,并应正确使用各类安全保护装置,防止电流过负荷而引起火灾。

3.机电硐室采用不燃性材料支护并设置防火门,配备灭火器。

4.加强生产中的安全管理。井下运输过程中注意防跑车砸坏电缆,生产中应注意冒顶等外力损坏电缆及电气设备。

5.井下设置完善的消防洒水供水管路系统和消火栓。

6.机电硐室和采煤工作面附近巷道中配备消防灭火器材。

7.提高回采率,加快回采速度,采完后立即封闭采空区。

8. 井下设置JSG-7型煤矿自燃发火束管监测系统。

9.矿井地面设置黄泥灌浆站,对采空区进行黄泥灌浆。

封闭火区灭火时,应尽量缩小封闭范围,并必须指定专人检查瓦斯、氧气、一氧化碳、煤尘以及其他有害气体和风向、风量的变化,还必须采取防止瓦斯、煤尘爆炸和人员中毒的安全措施。

根据防火要求和现场条件,应选用注入惰性气体、灌注泥浆(包括粉煤灰泥浆)、压注阻化剂、喷浆堵漏及均压等综合防火措施。并有可靠的防止漏风和有害气体泄漏的措施。建立完善的火灾监测系统。

第四节 矿井防治水

1.掘进巷道应遵守“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的防治水原则,掘进工作面配备探水钻机。

2.集中轨道下山底部布置容量足够的水仓和主排水泵房。

3.对井田内采空区应准确探明其位置范围及积水、积气情况,留设足够的防水安全煤柱,防止矿井突水事故的发生。

4.井田境界、断层、采空区等留设防水安全煤柱。

5.在巷道低洼处设置小水泵,排除巷道内积水。

6.工作面上方为8号煤层采空区,应探明上方8号煤层采空区积水情况,排放完8号煤层采空区积水后方可进行工作面回采。

7.井田内及周边煤矿15号煤层采空区有积水,采掘生产中必须留足防水安全煤柱。

第五节 顶板管理

1.加强工作面顶板管理,移架要及时迅速,片帮严重端面距较大时,要及时把护帮板打出支护梁端顶板,或者移超前架支护。顶板破碎时,要紧跟采煤机前滚筒后立即移架,保证顶板完整,防止前方漏、冒顶,必要时要及时上大板、半圆木或铺网。相邻支架顶梁要升平,不得出现明显的高低差,空顶处要及时接实封严。

2.支架升起后,必须达到初撑力要求,使顶煤得到很好的破坏,以利于后尾放煤。

3.工作面上下端头不放煤的支架,尾梁插板伸出,尾梁摆起距后部运输机机头尾上端0.5m,除特殊情况放煤操作阀要锁死,以维护上下端头出口处的顶板,任何人不得乱动操作阀。

4.端头支护、顺槽超前支护如因检修设备等原因需改棚或改柱时,必须坚持“先支后回”的原则,打好临时单体支柱,并打紧打牢双楔梁、铰接梁的双楔或水平楔。检修等工作结束后,要按原样恢复。跨前后部运输机机头、机尾的双楔棚要架设牢固,不得提前或滞后拆除,运输顺槽转载机处抬棚移设后要及时将支柱支设齐全牢固。

5.运输顺槽、回风顺槽掉顶或片帮严重段要补打锚杆,运输顺槽、回风顺槽受压变形、顶帮开裂严重以及发生冒顶时要编制专门措施进行处理。

6.正常回采时,运输顺槽顶帮的锚杆托盘必须及时拆卸,以保证巷道采空区顶板及时冒落,严禁提前或滞后卸锚杆托盘。有条件时锚杆托盘按规定回收。

7.工作面发生初次来压时按初次放顶措施执行,周期来压时,全面移超前支架,相关措施与初次来压时相同。

8.严禁在放顶煤工作面内采用炸药爆破方法处理顶煤、顶板及卡在放煤口的大块煤(矸),采用预裂爆破对坚硬顶板或者坚硬顶煤进行弱化处理时,应在工作面未采动区进行。

第六节 提升运输与机电设备安全

主皮带机采用液粘软启动器实现胶带机的软起动和软停车。电控系统,设有电动机短路、欠压、过载、断电等电气保护,选用KPJ-I型带式输送机综保监控装置,

设有带式输送机防跑偏、纵撕、打滑、溜槽堵塞、沿线急停开关、温度等各种安全保护。胶带机控制室与胶带沿线之间设联系信号装置。

架空乘人装置采用KXH1-660T型煤矿架空乘人装置用电控箱,它主要接受各传感器信号,实现安全保护,控制装置主电机、抱闸电机、钳型闸泵站电机及钳型闸的起动、运行和停止。在遇有绳索超速、失速或在巷道中遇有紧急情况需要急停时,即可使装置停止工作。从而保证装置在运行使用中人员和设备的安全。机头和机尾的通信联络,可通过安装在两地的声光信号器来实现。该电控箱完全按照国家《煤矿安全标准》及相关防爆标准设计和制造,采用进口PLC作为控制核心部分,造型独特、结构合理、功能齐全、工作可靠、维修方便。本电控箱为隔爆兼本安型,并通过国家级防爆站检定合格。可用于含有爆炸性气体(甲烷)和煤尘的矿井中。

副斜井提升机采用高压双回路供电,10kV电源引自地面35kV变电所的10kV不同母线段。在提升机房设1台S9-500/10,10/0.4kV,500kVA变压器,向提升机变

频成套电控设备提供380V低压电源。提升机电控设备选用双PLC变频成套电控设备,回馈制动。电控系统中具有提升绞车必要的电气保护与联锁。

提升信号选用KXT-26型斜井串车提升信号装置,可对提人、提物、慢提、慢放加以区别,信号发送方式为转发式。

主通风机采用10kV高压双回路供电,为了保证通风机房供电电源的可靠性,两回10kV高压电源引自风井10kV变电所的10kV不同母线段。通风机采用GG-1A(F)型高压配电屏进行控制。电控系统设有电动机短路、过负荷、欠电压、缺相、漏电保护及正反转功能。

主通风机房安设XJY-160型智能巡检仪,GDH高压电动机智能化保护装置,安设负压传感器、风速传感器并通过机房的监控分站,实现现场值班人员监测和矿井调度中心监测。矿井反风采用风机反转反风方式。该风机的返风率>40%,符合《煤矿安全规程》的要求。风机扩散塔装有消音装置,以降低噪音对环境的污染。

排水设备采用矿用隔爆磁力启动器,置于变电所内,水泵房仅设紧急停车按钮及与变电所联系的信号装置。

第五章 实学收获、体会及建议

通过在正邦煤业有限公司对“采、掘、机、运、通”各环节的生产组织和技术管理工作,是我了解和学习矿井的现代化管理方法,进一步充实生产实际知识,巩固、加深和扩大专业知识面,提高组织指挥生产的能力和素质。并运用所学专业理论知识与技能,能够分析研究矿井各生产环节存在问题,增强了处理现场实际问题的能力。在这次实习过程中,自觉遵守公司的各项规章制度,尊重工程技术人员和工人师傅,虚心请教。积极主动开展各项实习活动,认真调研、搜集和整理所需资料,圆满完成实习任务。

参考文献

[1]煤矿安全规程

[2]煤矿工业矿井设计规范

[3]采矿工程设计手册(上中下三册)

[4]井巷工程

[5]煤矿开采方法

[6]矿井通风与安全

[7]矿尘防治技术

[8]采煤概论

[9]煤矿安全生产监控技术

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