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1、一 本矿采用大采高一次采全厚长壁采煤法,其优缺点如下：优点：（1）与分层综采相比，大采高综采工作面产量和效率大幅度提高，（2）有利于在开切眼中进行大采高液压支架，采煤机，输送机等设备安装，（3）防止煤壁片帮及架前漏顶，（4）回采巷道的掘进量壁分层减少一半，并减少了假顶的铺设，（5）减少了综采设备搬迁次数，节省了搬迁费用，（6）与综放开采相比，采量大，效益高，（7）与综放开采相比，采出率高。缺点：（1）设备投资比分层综采大，（2）采高增加后，液压支架，采煤机，输送机的重量都将增大，（3）在传统的矿井辅助运输条件下，装备搬迁和安装都比较困难，（4）另外，工艺过程中防治煤壁片帮，设备防倒，防滑和处理
2、冒顶都有一定困难，对管理水平要求也高。二 本矿首采区区段 图1 Q1 Q2 Q3C1采区中的三个区段采用下行开采顺序，先采Q1区段，然后再采Q2区段，最后采Q3区段，下行开采有利于区段内煤层保持稳定，有利于减少新风在上山中的泄漏。 表1 刮板输送机主要技术参数设备内容单位技术特征刮板输送机型号规格SGZ1000/1400刮板链型中双链供电电压V3300装机功率Kw2700kw链环规格mm60/135181/197链速m/s1.59溜槽尺寸mm2050卸载方式交叉侧卸铺设长度m400运输能力t/h2000表2 采煤机主要技术参数项目单位技术特性采高mm3500-7000滚筒直径mm3500截深m
3、m800牵引特点无链电牵引最大牵引速度m/min24供电电压Kw3300装机功率Kw2925牵引电机功率Kw2300Kw表3液压支架主要技术参数项目单位技术特征形式掩护式支护高度mm3200-7000运输能力t/h1000t/h 刮板输送机稳定性控制技术措施：1 工作面伪倾斜布置；2 单向割煤；3 留设防滑平台；4 使用单体支柱蹬运输机，即在运输机和支架底座箱之间沿底板打支单体支柱，单体支柱的一头打在支架底座箱上，另一头朝向上端头方向，打在运输机溜槽上，在推移运输机的同时，向单体支柱供液，利用单体支柱产生的向上分力，将运输机向上端头推移。采煤机稳定性控制技术措施：1 充分利用采煤机自身的液压制
4、动闸来控制机组下滑，加强对煤机制动闸的检查力度，每天对制动闸进行检查，发现摩擦片磨损超标及时更换，及时调整制动闸的间隙，确保煤机制动力符合要求，防止工作面倾角较大区域截割时煤机下滑；2 采用单向割煤；3 割煤时要放慢牵引速度，机头4组支架底板尽量割成水平，专职司机割底，减少冲击负荷；4 对于大倾角区域的煤机电缆，为防止其下滑，分段使用棕绳进行捆绑固定，当电缆溃弯处到达固定点时将棕绳解开，同时在滑动的上层电缆上重新固定棕绳，采用人力拉移方式进行辅助防滑；5 煤机在斜坡段时，煤机下方和正对机头方向的地段不得有人停留，防止煤机下滑或滚筒甩物伤人。 支架稳定性控制技术措施：1 支架按自下而上的顺序安装
5、，运输平巷第一组支架位于开切眼内，回风平巷多安一架支架，位于回风平巷内，即使支架下滑，也不影响工作面生产；2 工作面伪斜布置；3 提高支架支护阻力；4 提高煤机截割质量，确保顶、底板平整，移架前必须清理干净架前浮煤，确保支架底座与底板严密接触；5 严格控制采高，适当提高推进速度；6 留设防滑平台；7 用好侧护板，减小相邻支架间距；8 支架35架一组成组布置；9 当支架出现倾倒时，以支撑顶板的相邻支架做支点，及时使用单体进行调架，防止引起大面积的歪架现象；10 推移杆全程导向；11 充分利用好提架千斤顶，防止支架的拉移过程中拥底板；12 支架位置要正，不咬架，支架顶梁要和顶板接触严密，各组支架要
6、排成一条直线，移架步距应符合作业规程的规定；13 对支架的倾斜度应做到每刀一量，保证其不大于底板的倾向坡度；14 在工作面不同地点拉线柱，割两至三个循环后，再割通刀（一头一尾）找面，防止挤架；15 在增加初撑力和工作阻力的同时，尽量降低底板比压。 三 悬吊理论认为：锚杆支护的作用就是将巷道顶板较软弱岩层在上部稳定岩层上，以增强较软弱岩层的稳定性在软弱围岩中，锚杆的作用是将直接顶板的破碎岩石悬吊在其上部的自然平衡拱上。锚杆长度用下式计算： 1式中： -锚杆长度，m； -锚杆外露长度，取决于锚杆类型和锚固方式，一般取0.10m； -锚杆有效长度，不小于稳定岩层的厚度，m； -锚杆锚固长度，端部锚固
7、一般取0.30.4m。将数据带入公式1可得：锚固力和直径锚杆锚固力应不小于被悬吊不稳定岩层的重量，用下式计算： 2式中： -锚杆锚固力，MN； -安全系数，一般取1.52.0； ，-锚杆间、排距，此处取0.8m；-不稳定岩层平均重力密度，此处取25。将数据带入公式2可得：锚杆直径可由下式计算： d= 3 式中： -锚杆直径，m； -杆体材料的抗拉强度，选用螺纹钢锚杆，165MPa。将数据带入公式3可得：取锚索长度：间、排距。直径为：。巷道断面图和巷道剖面图如图2和图3. 图2 巷道断面图图3 巷道剖面图中 国 矿 业 大 学应用技术学院采矿（二）2011-1班采矿工程案例作业 学生姓名 刘冬
8、学 号 21116394 任课教师 姚强岭 时 间 2012-11-19 王家岭矿平硐开拓实例一、王家岭矿的基本生产技术条件1、矿井概况王家岭矿地处山西省乡宁县南部，井田形态为北东南西向分布的长条形，全井田南北宽7.0km，东西长约25.8km，面积约180km。井田的地质储量为1695.405Mt，工业储量为1142.802Mt，可采储量为807.474Mt。矿井设计生产能力为6.00，服务年限为96.1a。王家岭矿位于河东煤田的南部，区内的构造较简单，落差大于20m的断层共五条。本区含煤地层有本溪组、太原组和山西组，其中太原组合山西组为区内主要含煤地层。含煤地层平均厚度119.46m，共含
9、煤11层，煤层平均总厚度11.54m，含煤系数9.7%。含可采煤层5层，可采煤层自上而下分别为2、3、7、10、12号煤层，其中2、10号煤层为全区稳定可采煤层，3号煤层为较稳定大部分可采煤层，7、12号煤层为不稳定局部可采煤层。精查区2号煤层瓦斯含量为2.08，深部扩大区瓦斯含量为3.24，走向扩大区瓦斯含量为2.08。预测开采2号煤层达到6.00。矿井相对瓦斯涌出量为2.68，绝对瓦斯含量涌出量为37.18，接近40，故按高瓦斯矿井建设。2、井田开拓王家岭矿采用一对12km的长平硐开拓全井田。区域及井田的水文地质条件资料表明，奥灰顶部富水性很弱，故将平硐布置在10号煤层底板下50m，奥灰岩
10、顶部的奥陶系灰岩中。3、开采水平划分王家岭井田面积很大，主要可采煤层为近水平中厚厚煤层，煤层倾角一般为均在4以下，本井田内可采煤层为2、3、7、10、12号等五层煤，2号煤与3号煤层间距平均仅2.24m左右，3号煤与7号煤层间距平均m左右，7号煤与10号煤层间距平均11.20m，10号煤与12号煤层间距平均26.57m。其中2号煤为厚煤层，10号煤为中厚煤层，其余均为薄煤层。根据上述五层煤的层间距及煤层赋存特征，设计将其分为上、下两个煤组，2、3号煤划分为上煤组，7、10、12号煤层划分为下煤组。根据井下主、辅运输方式，设计原则上考虑分煤组划分水平。全矿井划分为两个水平，将上煤组划分为第一水平
11、，下煤组划分为第二水平。一水平：开拓2、3号煤层，考虑到2号煤层厚度大，储量丰富，煤质优良，为矿井初期主采煤层，因此设计将主水平设在2号煤层。2号煤与3号煤层间距平均距离为2.24m，3号煤层的平均厚度仅为0.8m，因此3号不设辅助水平，工作面主运输巷道通过工作面斜巷道直接联系进行联系。二水平：开拓7、10、12号煤层，考虑到10号煤层为中厚煤层，赋存稳定，储量丰富，因此设计将主水平设在10号煤层，7、12号煤层设置辅助水平。4、开采水平大巷位置一水平、二水平大巷采用重叠式布置，开拓大巷呈“Y”字形布置。一水平大巷从矿井2号煤1、2号煤仓的上口向北方布置三条大巷。二水平大巷位于一水平大巷的正下
12、方。5、辅助运输为满足本矿井生产能力需要，矿井辅助运输采用国内广泛采用的防爆低污染柴油机无轨胶轮车。二、判断该案例是否合理结合王家岭矿平硐开拓实例的基本生产技术条件，矿井开采水平划分、井筒位置、开采水平大巷位置以及辅助运输设备的选择等方面分析王家岭矿平硐开拓实例是非常合理的。三、分析王家岭矿平硐开拓实例的优缺点从矿井开采水平划分分析，该布置方案采用两个水平开采，而且一水平3号煤层可不设辅助水平，巷道掘进量少，初期投入低。但后期运输费用高，运输距离长。而二水平的7、12号煤层设置辅助水平，煤炭和人员运输距离短，而初期投入高，需要掘进一条巷道，工作量大。从井硐的布置位置来分析，该布置方案可以避开小
13、窑开采区域，消除顶部老空水溃入的威胁，也可避开本溪组工程地质条件很差的软弱岩层，利于平硐施工和维护。施工技术和装备简单，掘进速度快，施工条件好，可加快矿井建设。井下才出的煤由平硐直接往外运，不需要提升转载。因而运输环节少。系统简单、运输设备少、费用低、运输能力大。平硐以上的矿井涌水可自流排出，不用排水设备，并可不掘水泵房、水仓等硐室。从开采水平大巷的布置位置来分析，一水平、二水平采用重叠式布置，也就是分层大巷布置，这种布置方式的特点是在各开采煤层中布大巷，相应地在各煤层中单层准备采区，就每一个采区而言，工程量小。各大巷和煤层之间可通过主石门联系，石门工程量度不大。从辅助运输来分析，该案例采用防爆低污染柴油机无轨胶轮，特点是能够适应矿井开拓巷道状况，简化辅助运输环节，保证矿井生产高效，可从地面直接到井下直达连续运输。三、平硐开拓与其他开拓方案的技术比较该案例还可以用主平硐副斜井开拓、主斜井副平硐开拓和主平硐、主斜井副平硐、副斜井开拓。1、主平硐
