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煤礦機電實習報告

作者:佚名 2011-07-25 21:28 來源:本站原創

華北科技學院

機電工程係
機製B081
200802024121
1.實習性質
認識實習是安全工程專業煤礦方向學生入校後的第一次煤礦現場實習,安排在大學第四學期期中進行。
2.實習目的
使本專業方向的學生初步了解煤礦生產過程,並為以後相關的專業課程的學習打下實踐基礎。
3.日程安排
實習時間:大三上學期第九周(
具體安排:10月20-21日聽實習安排並參觀學校井下生產係統模型;
10月22日到達實習地點荊各莊煤礦,聽關於礦井概況、煤炭開采、安全現狀的報告,接受下井注意事項以及井下自救等有關方麵的培訓;
10月23日在指導老師以及煤礦工作人員的帶領下下井參觀煤礦巷道、井下中央機房、蓄電池車頭房等地點;
10月24日 對綜采麵進行參觀。
4.實習內容
一、礦井概況
1、交通位置
荊各莊礦業分公司位於唐山市東北約13km處的荊各莊村附近,在開平煤田鳳山西北側,自成一盆狀向斜。南北長約3.5Km,東西寬約3.4Km,北端閉合,南端開放,井田麵積9.23Km2。南與馬家溝礦業公司相距6Km,北與陡河電廠相距3.5Km。行政屬開平區管轄。公司交通便利,北距10Km與京沈高速公路、102國道相聯,南距7Km經開平與205國道、津秦高速公路相聯,形成了比較完整的交通網。
2、地形地貌
本區為一平坦的衝積平原,北、東、南三麵被低山包圍, 頗有山前扇狀地景觀。井田北部地麵標高+38.9m(較高),南部 地麵標高為+23.85m(較低),地麵坡度為3%-4%,傾向陡河。
3、井田範圍
荊各莊井田位於開平向斜的西北側,中隔鳳山--缸窯背 斜自成一盆狀向斜,井田範圍東起於莊、西止馬莊,南自劉官 屯,北至沈莊--小佛頭一線,以荊各莊為圓心略成一個南北 長約3.5km,東西寬約3.4km,北端閉合、南端開放的亞圓形輪 廓,井田麵積9平方公裏。
二 、井田開拓
(一)影響礦井開拓方式的主要因素
1、荊各莊礦井田內地勢平坦,為第四係衝積層所覆蓋,衝 積層最薄處177m,含水層較多,且有流沙,井筒穿過該區域很 困難,因此,無斜井或平峒開拓的可能。
2、井田內地質構造複雜,以斷層為主,煤層賦存較穩定, 井田的東部、中部、南部皆為近水平煤層,西部、北部為緩傾 斜、傾斜煤層,因此,井筒不宜放在井田中央,而應放在北部 邊界地帶,以減少工業廣場煤柱的損失,並有利於開拓布局。
(二)、井田開拓方式
根據本礦條件,采用立井多水平分區式開拓方式,該種方 式不受表土、煤層、地質構造等條件限製,適應性較強,同時, 井筒斷麵大,可以滿足通風的要求,尤其對深井更有利。其缺 點是施工技術、井筒裝備複雜,不能躲開煤層頂板的含水層及 流沙層,施工困難,掘進速度慢。
(三)、井筒數目位置的確定
1、井筒數目
荊各莊礦設計生產能力為120萬噸/年,生產能力大,服務 年限長,因而,在投產初期確定一個主井,擔負礦井的主提升; 一個副井,擔負礦井的輔助運輸及升降人員。1984年經技術改 造後,生產能力核定為150萬噸/年,為了滿足通風及輔助運輸 的需要,又鑿一新風井,同時兼作副提。
2、井筒位置
本井田地表範圍的標高為+23.85-+38.9m,均高於最高洪水 位(+19.5m),因此,井筒位置不受洪水的威脅。
為了使井下各翼儲量分布均衡,減少運輸費用和通風阻力, 將主副井筒布置在井田東北部(原大佛頭村東南約300m處)。這 種布局有以下優點:A、工業廣場煤柱損失比布置在井田中央 少;B、投產初期開拓工程量少;C、投產後短期內能達到設 計生產能力,使運輸、通風、井巷維護等費用最低。
(四)、井筒斷麵與提升能力
1、主井井筒淨斷麵麵積 19.64m
主井提升能力 447.3噸/時
2、副井井筒淨斷麵麵積 28.27m
副井提升能力 3400kg/次
3、風井斷麵麵積、提升能力與副井相同

三、水平劃分
設計規範規定,對於緩傾斜煤層,水平階段垂高一般為150 --250m,區段數目一般為3--5個。
1、回風水平
荊各莊礦井田內衝積層厚度變化較大,東翼與南翼較厚, 西翼較薄,因此,回風水平的標高也隨衝積層掩蓋厚度的變化 而變化。總回風石門與東翼回風道標高為-246m,西翼回風道標 高為-246m,-180m(理由:a、決定於衝積層的掩蓋厚度一般100 -380m和粘土隔水層厚度。b、衝積層防水煤柱線垂高50-80m。
2、第一生產水平
本井田東北部有一橢圓形的向斜構造,煤層埋藏較淺,最 深在-370m左右,可采儲量占全礦井的67.9%,井田西部雖然地 質構造較多,但含水較少,煤層產狀上傾下緩。為了能合理劃分采區,並增加主要開采水平上山采區部分的儲量及服務年限, 同時照顧巳使用的圓柱式4m直徑絞車的使用範圍,確定第一水平為-375m,這樣,不僅保證了東翼小煤盆全部用上山開采,同時又增大了西翼采區上山部分的儲量。
3、第二生產水平
-375m水平以下的可采儲量為3153.9萬噸,其中-475m以下 的可采儲量為2713.7萬噸,占-375m以下可采儲量的86,因此, 將二水平確定為-475m,采用暗斜井延伸,階段垂高為100m,- 475m以下的煤層可采儲量為400萬噸,因為煤量少,不必設一個 水平。設計采用了下山采區開采。
四、 大巷位置及數目
(一)、運輸大巷位置
設計規範規定:主要運輸大巷一般布置在最下一個可采煤 層底板下不受開采影響的較堅硬的岩石中以保證開采水平和采 區有一定的儲量。
荊各莊礦煤層有自然發火傾向,因此采用了集中運輸大巷 采區石門的布置方式,將運輸大巷均布置在最下一個可采煤層 (12-2)底岩石中,這種布置方式有以下特點:
優點
(1)大巷布置在底板岩石中,可以避免支承壓力對大巷在影 響,大大改善了巷道維護條件,降低了生產期間的維護費用。
(2)集中開拓4個可采煤層,生產能力大。
(3)大巷布置在岩石中,不受煤層起伏及走向變化的影響, 可按開采技術要求直線掘進,易於掌握工程質量,便於采用大 型運輸設備,特別是皮帶運輸。
(4)各煤層可同時進行回采準備,開采順序靈活,開采強度 大。
(5)煤層內可不留煤柱,煤柱損失少,提高了回收率。
(6)便於布置采區煤倉,有利於均衡生產。
缺點
掘進工程量大,速度慢,費用高。
荊各莊礦12-2煤層底板岩石為砂岩,岩性堅硬,厚度大, 有利於大巷維護。為了使大巷避開或減少支承壓力的不利影響, 大巷與12-2煤層底板法線距離保持在30m左右比較合理。
(二)、運輸大巷數目
荊各莊礦井田單翼走向長度短,井田麵積小於10平方公裏, 煤炭運輸量大,因此,特別適宜采用皮帶運輸,由於井筒布置 在井田北側,故將運輸大巷分為三組,由井底車場主石門分別 向東翼、西翼、南翼各開鑿一組大巷,每組大巷布置一條皮帶 大巷,一條軌道大巷,兩條大巷之間相距20m,由聯絡巷道聯接。 大巷坡度為千分之三。
這種布置方式與機軌合一布置方式相比,有如下優點:
(1)皮帶運輸機與軌道在交叉點處互相無幹擾;(2)巷道斷 麵可以適當縮小,容易施工,有利於安全生產;(3)能充分滿足 礦井通風風量及風速限製的要求。
五 井底車場及峒室
(一)、一水平井底車場
1、車場型式
一水平井底車場位於-375m水平最下一煤層底板岩石內(50m) ,由於礦井采用帶式輸送機運煤,設有兩套大巷運輸係統,因 此,采用了刀把式環形車場,皮帶大巷與井底煤倉、主井裝載 係統連接;軌道大巷與副井提升係統連接。由於不在井底車場 內設置煤車裝載、存車、調車線路,車場型式比較簡單。
礦井東、南、西三翼皮帶大巷在進入井底車場前,沿12度 傾角抬高,直達煤倉上口位置。於是,井底車場分為上下兩部 分,上部為皮帶卸載車場,原煤經皮帶大巷卸入井底煤倉,再 經裝載皮帶向立井箕鬥裝煤。整個上部車場有以下峒室:皮帶 機頭峒室、配電室、配煤巷、聯絡巷、箕鬥裝載峒室、主井散 煤收集上山、105煤倉、(容量1000噸,上口標高-330.36m,下 口標高-353.37m),104煤倉、(容量1000噸,上口標高-330.36m, 下口標高-353.37m),103煤倉(容量300噸,上口標高-334.24m, 下口標高-353.31m)。
下部分相當於一般的井底車場,為輔助運輸、提升服務。 副井空重車線長度各按一列車長度計算,並在空車停車線並列 一條設備材料線,在重車線石門口(西翼水倉入口處)並列一條 臨時存放升井設備及水倉清理的礦車停車線。
井底車場內設有下列峒室:中央水泵房、中央變電所、調 度站、信號房、副井井底清理斜巷及絞車房、電機車修理間、 蓄電池機車充電峒室、保健站、水倉等。
這種形式的井底車場的優點是:可以減少主井開鑿深度, 初期工程量少,投資少,同時縮短了主井提升高度,清理主井 散煤用一條巷道即可,比較方便。缺點是:峒室多,總工程量 比較大。
2、井底車場通過能力
(1)主井係統
東翼皮帶大巷...................500噸/小時
西翼皮帶大巷...................500噸/小時
南翼皮帶大巷...................750噸/小時
煤倉容量.......................2300噸
箕鬥...........................10噸
提升能力.......................500噸/小時
(2)副井係統
采用1.7噸固定礦車運輸材料及設備矸石等。
副井裝備一對3噸雙層罐籠,提升能力:每鉤提升矸石3400 公斤。
(二)、二水平井底車場
1、車場型式
(1)主提斜井上部車場
皮帶運輸機將煤炭運至-365m水平後,與1062小井相接,在 -365m水平皮帶檢修道的一側,做镟岔作為檢修入口與總回風道 相連,在皮帶巷上平台設皮帶硫化峒室、機頭峒室、配電室、 檢修車房等峒室。
副提上部車場
在-375m水平1032石門北側作為車場入口,車場按1.5列車 長度設計,斜井上井口設三股高低道,作為上提下放調度礦車 用,此段為調車場,道巷規格為6.8mx4.1m;斷麵麵積為22.9m。 由上平台的三股軌道過渡到斜井內的二股軌道的三組道岔均布 置在15度暗斜井上端的6.5度的斜坡上。
在副提上部車場附近設絞車房、配電室、繩眼、信號房、安全檔設備峒室等。
(2)-475m水平井底車場
-475水平的副提車場及皮帶巷均布置在12-2煤層底板岩石 中距12-2煤層底板10.40m。
井底車場附近設2個溜煤井,采區的煤經此井由給煤機送至 2049主皮帶運輸機中。
副提斜井下部車場設高低道,高道存放下放的空車、材料 車,低道存放矸石車等待上提,車場長度1.5列車長。在車場的 末端直接與1、2號采區上山下部車場相連,因運輸距離較短, 不采用架線機車運輸,必要時,隻用蓄電池機車牽引。
為便於檢修,在-475m水平兩大係統之間,設一聯絡平巷。 在車場附近,設壓風機房、中央變電所、調度站、中央水泵房、 水倉、水倉清理斜巷、防治水工程聯絡巷等峒室。
2、井底車場通過能力
(1)主提升皮帶斜井:設計能力120萬噸/年,實際上年最大 提升能力為294萬噸。
(2)副提升軌道斜井:采用雙鉤串車提升,每鉤提升矸石 3400公斤。
六 礦井通風

一、礦井瓦斯等級
礦井瓦斯等級定為一級,煤塵有爆炸和自然的危險。
二、風量計算
礦井需要風量Q=A×g×K÷60+Q‘=3430×1×1.45÷60+11=94m3/s
A----礦井日產煤量3430t/日
g----晝夜產噸煤所需風量1 m3/min
K----漏風,風量和瓦斯不均衡綜合係數1。45
三、通風係統
礦井由副井進風,主井回風。礦井通風采用兩大巷係統並列式。
四、通風負壓
設計初期最大負壓:H=160mm水柱。
通風設備
一、扇風機風量,風壓計算
風量:Q=KLQK=1.1×94=103.4 m3/s
KL----通風設備漏風係數,取1.1
風機初期最大風壓:180毫米水柱
二、選擇扇風機
選用70B2---21型N228軸流式扇風機兩台,一台工作,一台備用,選用630Kw同步電機,型號TD143/31---12轉速600轉/分,改為800Kw,D143/34—10型
三、返風方式:采用反風道返風(設計),改為反轉返風。
壓縮空氣設備
一、井下壓風機
礦井使用壓縮空氣設備的地點,主要在井下岩石巷及半煤岩巷掘進中,
主要壓風設備各異采區相距較遠,確定在采區石門附近分設壓機站,使用20m3壓縮空氣設備。
確定南異采區設置三台,西異設置兩台。
(一)壓風機技術規格
型號 4L---20/8型往複式空氣壓縮機
排氣量 20m3/min
壓風 8Kg/cm2
冷卻水消耗 <4.8 m3/h
電機容量 130Kw
(二) 冷卻水泵
南異西異采區各設兩台2BA—6A型離心水泵,其中一台工作一台備用.
二、地麵壓縮空氣設備
地麵壓風機站供地麵主副井絞車房和修配廠作用,地麵壓風設備采用兩台3L-10/8型往複式空氣壓縮機,壓風管路選用φ159鋼管直接埋入地下,通往需求地點。

七 供電自動化和通訊

(一)供電係統
荊各莊礦井附近有三處電源,一側是北1Km的雙廟發電廠,建成後可引出35千伏電壓;一側是南5.5Km的開灤馬家溝礦;一側是西南側6.5Km的賈安子區域變電所.三處電源中,雙廟電廠無法利用,馬礦到本礦1951年建成一回路為AC—70型,35千伏輸電路,已年久搶修,投產後淌需改造,而且,開平地區用電負荷不斷增加,輸送容量受到限製,故作為本礦的輔助線路,本礦主要電源為賈安子110千伏區域變電所35千伏母線引出,導線為LGJ---120型。另兩個回路。
(二)礦井用電負荷
礦井電器設備總容量:24232.4Kw
電氣設備工作容量:15984.6Kw
礦井最大有效負荷:12995.6Kw
礦井最無有效負荷:7540.6Kw
自然功率因數(COSQ):0.865
地麵變電所35千伏及6千伏母線的最大計算負荷見表7—1、7—2采用多相電容器進行補償,補償後功率因數6千伏母線為0.916.
礦井噸煤電耗:63.6Kw小時/噸
(三) 地麵變電所及供電
礦井工業廣場內設35/6千伏地麵變電所,內設主變壓3台,型號分別為兩台SF—10000/35及一台SF---7500/35,礦井後期負荷增長可增至三台10000千伏安。
在6 千伏配電室內設有GG-1A型高壓開關櫃30台,並留有12個備用位置。
在380伏配電室內設有SJ2—180/6型動力變壓器2台及BSL-1型低壓配電盤4台。
主控製室設在380伏配電室樓上。
變電所6千伏出線較多,在6千伏係統設計采用了由GG—12/1型功率繼電器及XB—50/4型步進選線器組成的接地故障選線裝置,以及時準確處理故障。
變電所操縱電壓220伏,操縱電源由兩台GKA—100/220型矽整流器供給。
地麵廣場低壓負荷分散供電,除廣場室內外照明,變電所附近動力用電由變電所380伏供電外,其它分別在選矸樓,及機修廠設低壓配電供附近低壓用電。
水源井、矸石山及工人村等廣場處用電負荷負荷,由地麵變電所引出兩個6千伏輸電線路供電,分別引至水源井和矸石山、水源井、工人村、矸石山之間以6千伏輸電線路連絡,接成開口環形網絡。
(四)井下供電
井下供電全部由井下中央變電所供給,其電源由地麵變電所三段6千伏母線各引出兩條下井電纜,分別經副井及主井井筒引至井下中央變電所六段6千伏母線上,考慮了後期礦井湧水量增加,在地麵變電所留有三條下井出線備用位置,井下中央變電所亦留有相應的備用位置。
井下中央變電所內設有GFW—1型高壓開關櫃34台,BSL-11型低壓配電盤5台,KSJ2—180/0.4千伏礦用動力變壓器兩台。
井底車場與通風水平的低壓動力與照明負荷由井下中央變電所供給。
井下大巷皮帶機設計采用了集中供電的方式。在井底車場與中石門皮帶巷交叉處設井下大巷皮帶集中控製變電所,內設GFW—1型高壓開關櫃4台,KSJ3---320/6型、6/0.69千伏礦用動力變壓力器8台。
為了向采區供電可靠,在各采區設采區石門變電所,內設GFW-1型高壓開關櫃及KSJ2型礦用動力變壓器。這樣中石門采區和西一采區各設一個變電所,以6千伏供其本采區各區段變電所,以380伏和660伏供附近動力和照明用電。

(五) 自動化和通訊
一、自動化
礦井有以下設備采用自動或集中控製
1、地麵生產係統采用天津煤礦專用設備廠生產的LGM型半導體邏輯元件控製。在邏輯係統故障下,仍能轉換為繼電聯鎖控製係統也能轉換就地控製。
2、井下大巷皮帶運輸機采用天津煤礦專用設備廠生產的YJH型運輸機集中控製係統,為能監視運行情況,井下皮帶集中控製室內設模擬盤,係統中各機組以不同載頻返回模擬盤,顯示聲光信號,反映係統運行情況,係統亦就轉換就地運行,係統中采用擴音電話作為聯絡信號。
3、主井井底裝載設備,副井上下井口推車機采用簡易聯鎖裝置控製及簡易信號。
4、副井井底裝置設備,井底車場排水水泵采用晶體管自動化。
5、采區運輸機采用晶體管集中控製係統。
二、調度通訊係統
1、行政管理電話:采用JKL—2型200門三座供電式交換機設辦公樓內。
2、生產調度電話:采用20—DHC—1A調度電話總機,設辦公樓內。
3、井下調度電話:采用20門調度總機,設井底車場內。
4、電力調度電話:采用20門磁石交換機,設在地麵35/6千伏變電所內
八 井下排水和防水
(一)排水
1、預計湧水量的計算結果及部的審批意見是:初期正常湧水量;55m3/min,突然湧水,初期最大湧水量80m3/min。後期最大100m3/min。
各異湧水量的分配:東異45m3/min,南異40m3/min,西異20m3/min。
2、根據部審意見,按焦作礦經驗,設計確定本礦井井底車場水倉淨容量為13500 m3外加3600 m3。相當礦井初期正常湧水量的4.1小時。
(二)防水:為避免突然湧水的威脅,在運輸水平主要巷道中設置水閘門。
排水設備
礦井主排水泵設置於副井下井口附近.原設計主排水係統為一個副井排水係統,建井期間礦井實際湧水比預計湧水量大,對增設一個主井係統。此外,在井底車場副井空車線設置一個水泵房。擔負排除井底車場部分的湧水任務。井筒湧水,由水窩泵房擔負。
主排水設備:
1、水泵技術特征
水泵型號 250D—60×8型離心式水泵
額定流量 420m3/h
電機功率 860Kw
2、管路選擇
副井排水係統管路,利用開灤庫存,直徑φ419mm,壁厚17.5mm無縫鋼管.
主井排水係統管路,直徑φ480mm,壁厚15mm無縫鋼管。
3、水泵工況點
φ419×17.5管路運行工況點。
運轉形式 流量Q
m3/h 揚程H
(m) 速度V
m/s 效率η
雙台運行 885 460 2.112 0.74
三台運行 1156 480 2.759 073
φ480×15管路係統運行工況點。
運轉形式 流量Q
m3/h 揚程H
(m) 速度V
m/s 效率η
雙台運行 955 432 075
三台運行 1357 470 074
4、水泵台數、管路趟數運行方式
設計不是按保安01manbetx 要求選用的水泵台數和管路趟數,而選擇遵循的原則是工作水泵(包括管路)和備用水泵(包括管路)的總能力是20小時內排出24小時礦井最大湧水量。
這樣確定主排水係統,並選用18台水泵,正常湧水時10台水泵工作,運行方式為雙台並聯或副井係統雙台並聯運行,主井係統三台並聯運行。
最大湧水時,14台---16台水泵工作,副井係統雙台或三台並聯運行;主井排水係統亦可雙台或三台並聯運行。
副井排水係統敷設φ419×17.5mm排水管路3趟,予留一趟的位置,主井排水係統φ480×15mm排水管路3趟,運行可予留一趟備用檢修管路。
5、850Kw異步電機技術特征:
型號 JSQ1510-4
轉數 1450轉/分
功率 850Kw
其它排水設備
1、井底車場排水設備
井底車場最低點位於空車線上,此處的水倉頂部標高較車場巷道水溝的底部標高還要高,為有效使用水倉,故巷道湧水不能直接流入水倉,所以此處設一水泵房。將湧水從水倉頂部排入水倉
泵房按300m3/h設計,設三台水泵的位置,裝設兩台水泵,一台工作一台備用,予留一台水泵的位置。
水泵的技術特征
型號 8BA---25型
額定流量 324m3/h
額定揚程 11m
轉速 1450轉/分
功率 14Kw
敷設兩趟排水管路,水管直徑250mm,吸水管直徑300mm
設計考慮自動上水,以實現水泵的自動控製。
2、副井水窩排水設備
水泵型號: 3BA---9
額定流量: 32.4 m3/h
額定揚程 21.5m
九、地麵生產係統

(一) 煤的工藝流程
井下原煤:












(二)地麵半煤岩係統
地麵設一套半煤岩(髒煤)生產係統,將矸煤分開。從半煤岩中回收煤炭。半煤岩工藝流程:












第三節 輔助作業與矸石運輸
一、機修廠
它擔負礦井中修、小修和部分大修任務。分設:機組車間;鍛鉚焊車間;礦車修理車間;金屬支架修理車間;機采設備修理車間;電修車間;鑄鐵車間;翻砂車間;位於場地的東部。
二、坑木場
設在礦場地東部,采用橋式裝卸設備。
三、煤樣室和化驗室
煤樣室設有破碎、篩分、稱重等設備;化驗室有03manbetx 儀器。
四、矸石運輸
井下矸石占礦井產量20%。矸石以矸石山形式堆放。僅服務於投產初期,年限為8年,占地57.1畝。矸石山位於工業廣場北部 薄土地上。距場地約1.33Km,以後矸石充填塌陷坑。
地麵矸石運輸亦由1.7t礦車編組CZ—80K型,80馬力柴油機車牽引運往矸石山,經翻籠卸入矸倉,後由2.27m3V型卸矸車絞至矸架側卸。
矸石山絞車選定2TSJ1600/324—24型。

十、采煤方法及采區(帶區或盤區)巷道布置部分
4、 采煤方法
荊各莊煤礦采用走向長壁采煤法,綜機開采,頂板管理為自然垮落。
在目前,中國長壁采煤工作麵采用炮采、普采和綜采三種采煤工藝方式。
綜合采煤技術

綜機開采工藝:
綜機開采即綜合機械化開采是指采煤工作麵的破煤、裝煤、運煤、支護、頂板管理等基本工序都實現機械化作業。這樣的工作麵叫綜合機械化采煤工作麵,簡稱綜采工作麵。
綜采工作麵設備是指工作麵和平巷生產係統中的機械和電氣設備,其中包括滾筒采煤機(刨煤機)、液壓支架、可彎曲刮板輸送機、橋式轉載機、可伸縮帶式輸送機、乳化液泵站、供電設備、集中控製設備、單軌吊車以及其他輔助設備等。

綜采工作麵采煤方法
1.采煤機的進刀方式
當采煤機沿工作麵割完一刀後,需要重新將滾筒切入煤壁,推進一個截深,這一過程稱為“進刀”。常用的進刀方式有端部斜切法和中部斜切法兩種。
1)端部斜切法
采煤機在工作麵兩端約25m-30m的範圍內斜切進入煤壁的進刀方式稱為端部斜切法。當采煤機割煤接近工作麵上端,前滑靴移動到輸送機的過渡槽上時,將前滾筒逐漸降低,後滾筒逐步升高,以保持其正常的截割。
前滾筒進入平巷後,將采煤機稍微後退,並翻轉擋煤板,然後使前滾筒一邊轉動一邊下降到底板,後端滾筒升起,采煤機開始反向割煤,此進前滾筒把上一刀的底板餘煤割淨。當采煤機繼續向下割煤即可順著輸送機彎曲段斜切入煤壁,直到前後滾筒完全切入煤壁時(距回風平巷一般為25m-30m),才停止牽引采煤機;而後,將輸送機直線段和彎曲段推至煤壁,翻轉采煤機擋煤板,後滾筒邊轉動邊下降,前滾筒提起,使采煤機反向牽引割三角煤,直到前滾筒進入回風平巷,采煤機的上缺口即完全做好。這時再將采煤機稍微後退,翻轉兩個擋煤板,並調換兩滾筒上、下位置,便可開始第二循環的采煤。在采煤機割到運輸平巷時,也用同樣的方法進刀。
2)中部斜切法
采煤機在工作麵中部斜切進入煤壁的進刀方式稱為中部斜切法)。灑煤機由工作麵下端向上跑空刀,隨後進行移架,推輸送機。當灑煤機到工作麵中部時,利用輸送機彎曲段曲段斜切進刀,隨即向上割煤直至運輸平巷。然後停機換向,下行空放,當采煤機到工作麵中部時,割去三角煤,接著向下割煤直至運輸平巷平巷後即完成一個循環。
2.滾筒采煤機的割煤方式
滾筒采煤機的割煤方式可分為單向割煤和雙向割煤兩種。
1)單向割煤
采煤機沿工作麵全長往返一次隻進一刀的割煤方式叫做單向割煤。單向割煤一般用在煤層厚度小於或等於采煤機采高的條件下。
2)雙向割煤
騎座輸送機溜槽的雙滾筒采煤機工作時,運動前方的滾筒割頂部煤,後隨著滾筒割底部煤。“爬底板”采煤機則相反,應是前滾筒割底部煤,後滾筒割頂部煤。割完工作麵全長後,需要調換滾筒的上下位置,並把擋煤板翻轉1800,然後進行相反方向的割煤行程。這種采煤機沿工作麵牽引一次進一刀,返回時雙進一刀的割煤方式叫做雙向割煤。
3.采煤機的裝煤方式
在綜采工作麵,主要靠采煤機滾筒上的螺旋葉片把大部分碎落的煤炭裝入刮板輸送機,同時靠滾筒後麵的擋煤板來提高裝煤效果。輸關機鏟煤板將餘留的浮煤推擠到溜槽中。
必須指出,為了使滾筒割落下的煤能裝入輸送機,滾筒上螺旋葉片的螺旋方向必須與滾筒旋轉方向相適應:對順時針旋轉(采空區側看)的滾筒,螺旋葉片方向必須右旋;對逆進針旋轉的滾筒,螺旋葉片方向必須左旋。

普通采煤技術

普采工藝方式—用機械化方法破煤,裝煤,輸送機運煤和單體支柱支護頂板的采煤工藝,我國主要采用滾筒采煤機破煤
設備及布置
1,MDY-150采煤機;
2,SGB-630/150可彎曲刮板輸送機;
3,DZ-22單體液壓支柱;
4,HDJA-1000鉸接頂梁
5,推移輸送機千斤頂;
6,運輸平巷中的輸送機.
控頂排數(三,四排)
開切口(機窩)
人工爆破開切口,上切口 6~10m ;下切口 2~3m切口寬2~3m.下缺口有可能不開:刮板輸送機機頭伸入巷道中雙滾筒采煤機能自開缺口

采煤機的割煤方式

單向割煤方式
單滾筒采煤機,滾筒直徑小於采高,割頂煤,掛頂梁,割底煤,清理浮煤,推移輸送機(滯後采煤機10~15m),采煤機往返一次進一刀,煤壁推進了一個截深。
主要問題:頂板管理2、雙向割煤方式
煤層較薄,單滾筒采煤機,滾筒直徑接近煤層層厚
上行: 割煤, 掛梁,推移輸送機,支柱
下行: 割煤,掛梁,推移輸送機,支柱
上行,下行往返一次進兩刀,工作麵推進兩次.

采煤的進刀方式

進刀——采煤機滾筒向垂直於煤壁方向推進,進入下一截深的切割作業
進刀:切入煤壁
進刀方式的實質采煤機運行與推移輸送機的關係. 1、直接推入法:
用的少,容易損壞采煤機與刮板輸送機
2,端部斜切進刀
(1)端頭割三角煤斜切進刀
(a)割底煤至工作麵下端部
(b) 返向沿輸送機彎曲段運行,上行割頂煤切入煤壁,直至完全進入輸送機直線段
(c)推移輸送機機頭及彎曲段成一直線;
(d)采煤機返向下行沿頂板割三角煤直至工作麵下端部;
(e) 進刀完畢,上行正式割煤,至斜切進刀終點位置時,滾筒沿頂板割煤.
單滾筒采煤機雙向,單向割煤,有利於端頭管理,費時,往返(20~25m)進刀與移機頭幹擾 (2)端頭留三角煤斜切進刀
(a) 下行進入進刀段後割頂煤至工作麵下端頭後停機,隨機下行推輸送機至進刀段,采煤機返向上行沿輸送機彎曲段割三角底煤;
(b) 割底煤至輸送機直線段後改為割頂煤,此時,推移機頭和彎曲段;
(c) 上行割頂煤直至上切口,輸送機已移直,在下端頭留下三角煤
(d)在正常段下行割底煤,並隨采煤機下行推移輸送機;
(e)采煤機在進刀段割頂煤直至工作麵下端部,隨機自上而下推移輸送機,在工作麵下端部留下底部的三角煤.重複過程,完成進刀全過程.
單滾筒采煤機雙向,單向割煤端頭不往返,進刀與移機頭不幹擾,端部煤壁不直.
(3)單滾筒采煤機中部斜切進刀∞字形割煤往返一次進一刀
(a) 下行進入進刀段後割頂煤至工作麵下端頭後停機,隨機下行推輸送機至進刀段,采煤機返向上行沿輸送機彎曲段割三角底煤;
(b) 割底煤至輸送機直線段後改為割頂煤,此時,推移機頭和彎曲段;
(c) 上行割頂煤直至上切口,輸送機已移直,在下端頭留下三角煤
(d)在正常段下行割底煤,並隨采煤機下行推移輸送機。

工藝方式
上半段割煤 下半段推輸送機
上半段推輸送機 下半段割煤

爆破工序

爆破采煤簡稱“炮采”,其特點是爆破落煤,爆破及人工裝煤,機械化運煤,用單體支
柱支護工作空間頂板。隨著技術裝備的發展,中國炮采工藝經曆了三個主要發展階段:建國初期改革采煤方法,推行長壁采煤工藝,工作麵采用拆移式刮板輸送機運煤、木支柱支護頂板,生產效率很低,工作極為繁重,勞動條件差;20世紀60年代中期開始,采用能力較大、能整體前移的可彎曲刮板輸送機運煤,用摩擦式金屬支柱和鉸接頂梁支護頂板,使工作麵單產和效率有較大提高,勞動強度有所降低;進入20世紀80年代,炮采工作麵的裝備和技術手段更新速度加快,用防炮崩單體液壓支柱代替摩擦式金屬支柱,工作空間頂板得到有效控製,生產更加安全,支護工作效率提高,而且工作麵輸送機裝上鏟煤板和可移動擋煤板,使80%~90%的煤在爆破和推移輸送機時自行裝入輸送機的同時工作麵采用大功率或雙鏈刮板輸送機運煤和毫秒爆破技
長壁工作麵用爆破方法破煤,爆破及人工裝煤,輸送機運煤和單體支柱支護的采煤工藝炮采工藝標誌是爆破破煤:鑽眼,裝藥,封炮泥,聯炮線,放炮等工序
炮采工藝的基本特點:
炮采工作麵機械化水平低; 工人勞動強度大(裝煤,支柱,放頂);產量和效率低;但對地質條件適應性強.

1)炮眼布置1)炮眼排數:取決於煤層的厚度和煤層的硬度,單排 雙排 三排 ,M 2.5m
2)炮眼的平距
頂梁長度:一般1~2m,每茬炮工作麵進度0.8~1.2m,一般1.2~1.5m的釺杆,為保護頂板,保護支護,不使煤崩到采空區,要合理裝藥 3)炮眼角度
平麵上:與煤壁的水平夾角一般為50°~80°.為不崩倒支架,煤軟時取大值,煤層硬時取小值.
剖麵上:仰角,頂板穩定時 a=5°~10°,頂板不穩定時 a=0° ,俯角 10~°20°
4)鑽眼,裝藥
(1)鑽眼設備:煤電鑽,麻花釺子(電動)風煤鑽(風動)
(2)炸藥與裝藥量:
炸藥:煤礦許用炸藥:底眼 150~600g 頂眼 200g
雷管:煤礦許用電雷管
5)聯線與起爆
電雷管引爆(毫秒延期電雷管)起爆:毫秒爆破130ms內全部起爆,避免延期引爆瓦斯
延期起爆:底眼,中間眼,頂眼,增加了自由麵提高了爆破效率,產生的波相互幹擾,有利於減少頂板震動
支護形式
1.工作麵共選用75組G320-13/32型掩護式支架支護。
2.工作麵上下端頭支護:工作麵上下端頭使用HDJA-1200型雙楔金屬鉸接頂梁和DZ25-25/100(或DZ30-20/100)單體液壓支柱配套進行支護,梁距450±50mm,柱距600±50mm(工作麵刮板輸送機機頭、機尾箱上方控頂區處除外),雙楔鉸接梁保證插齊橢圓銷,橢圓銷用鐵錘打上勁。支架邊至雙楔鉸接金屬頂梁間加打一塊3000×170×160mm3方木或3000mm×φ180mm半圓,一板至少三柱,支柱使用DZ25-25/100或DZ30-20/100單體液壓支柱,方木或半圓隨推采往前串。如腮部煤壁鬆軟,易片幫、抽冒,必須用手鎬刷幫,超前掛梁,上頂插嚴背實,煤壁側護好幫。為加強支護,在工作麵刮板輸送機機頭雙楔梁梁空內,加打兩塊3.7mπ型鋼梁,以維護下端頭,隨工作麵推進向前交錯前串,錯距600mm±50mm,一梁不少於三柱。
3.上、下出口支護:上、下出口超前工作麵煤壁4~7m範圍內提前替回金屬拱形支架,替回金屬拱形支架用3000mm×φ180mm半圓(或3000×170×160mm3方木),用DZ25-25/100或DZ30-20/100單體液壓支柱配合HDJA-1200雙楔金屬鉸頂接梁打走向托梁,單體液壓支柱必須打在3000mm×φ180mm半圓(或3000×170×160mm3方木)與HDJA-1200雙楔金屬鉸頂接梁相交處正下方,上、下出口各3趟,如巷道受動壓影響較大時可各加打一趟托梁。在上、下出口20m範圍內加強支護,即在原有支護下方打單體液壓支柱,用2000mm×φ160mm或3000mm×φ180mm半圓做托梁,10m以內打雙趟,10~20m範圍內打單趟
5、心得體會

通過本次實習,對煤礦有更深入的了解,很多02manbetx.com 是由於違規操作和管理疏漏等原因造成的。作為未來的煤礦安全人員我們應該刻苦學習,掌握先進的采煤技術和管理技術,避免各類02manbetx.com 的發生,使生命財產損失降低到到最低。
采礦行業環境比較惡劣而且條件比較艱苦,是多種災害發生頻率較高的行業,給人類的生命財產造成嚴重的威脅,02manbetx.com 帶來的損失非常巨大。廣大礦工在艱苦的井下勞動,給人類帶來的光明和溫暖,我們應該致以崇高的敬意,同時我們更應該改善礦工的工作環境,減小危險係數,保證他們的生命安全與健康。

6、成績評定


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