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龙王庄煤矿Ⅰ采区初步设计(含源文件),龙王,煤矿,采区,初步设计,源文件
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河南工程学院毕业设计 龙王庄煤矿采区 初步 设计 学生姓名 王永乐 系（部） 安全工程系 专 业 煤矿开采技术 指导教师 郭军杰 二 0 一 0 年 六 月河南工程学院毕业设计 I 摘要 采区是组成矿井的 单元 ，采区的服务年限少则三四年，多则七八年，还有的达十余年。采区设计要为矿井合理集中生产和持续稳产、高产创造条件；尽量简化巷道系统，减少巷道掘进和维护工程量；有利于采用新技术，发展机械化和自动化 ， 煤炭损失少，安全条件好等。 采区设计 主要内容包括：采区地质概况、采区方案设计、采区生产系统设计、采区车场及硐室的设计。 采区设计主要依据有：已批准的采区地质报告，根据矿井生产、接替和发展对所设计采区的要求。 在设计过程中要对采区技术方案进行优化设计， 根据设计条件提出几个可行性方案，进行技术经济比较，确定出采用的方案，正式编制设计。 关键词： 采区设计 科学依据 巷道布置 方案优化 is of of of of as as to as as to s a as as of of of of of of to of of i in in to of by 河南工程学院毕业设计 南工程学院毕业设计 录 前 言 . 1 第一章 矿井概述 . 2 第二章 采区地质概况 . 7 第三章 采区储量及生产能力 .一节 矿井工作制度 .二节 采区储量 .三节 采区生产能力 .四节 采区服务年限 . 12 第四章 采区方案设计 . 13 第一节 采煤方法的选择 . 13 第二节 采区巷道布置 . 13 第三节 技术经济方案比较法 . 13 第四节 巷道掘进 . 16 第五章 采煤工艺 . 17 第一节 落煤、装煤、运煤 . 17 第二节 工作面的支护 . 18 第三节 采空区处理 . 19 第四节 生产技术管理 . 20 第五节 采煤方法图的设计及绘制 . 24 第六节 安全技术措施 . 24 第六章 采区生产系统 . 37 第一节 采区运输 . 37 第二节 采区供电 . 40 第三节 采区排水 . 40 第四节 采区通风 . 41 第七章 采区巷道布置 . 47 第八章 采区车场设 计 . 50 第九章 采区硐室设计 . 52 第一节 采区煤仓设计 . 52 第二节 采区绞车房设计 . 53 第三节 采区变电所设计 . 54 参考文献 . 55 致 谢 . 56 河南工程学院毕业设计 1 前 言 毕 业设计是对学生大学 所学知识 的综合检验，也是参加工作前的一次实战演习，通过毕业设计可将大学 所学的知识融会贯通，系统复习从而学以致用 ,提高自身分析和解决实际问题的能力。 本 设计是针对 龙王庄煤矿 采区 ， 通过收集与整理资料，对该矿的地理位置、 矿井地形及水文地质有了全面而系统的认识，并且对该矿可采煤层和采区 通风、安全措施等方面有了详细明确的了解。 在本次毕业设计中，根据 龙王庄矿 的自然条件，综合在 课本 上所学的理论知识，对该矿 采区 进行全面设计 。 本次设计内容包括： 采区方案设计 、 采煤工艺 、 采区生产系统 、 采区巷道及交叉点设 计 ，采区车场设计 、 采区硐室设计。 本次设计受到了 安全工程系 采矿 教研室各位老师特别是 郭军杰老师 的精心指导和同学们的帮助，在此对他们表示衷心的感谢！ 由于本人所学知识有限， 本次设计必然存在不足之处。敬请各位领导、老师给予批评、指正。 河南工程学院毕业设计 2 第一章 矿井概述 一 、位置和交通 龙王庄井田位于三门峡市 陕县和渑池县交界处，行政区划属英豪乡管辖，矿区地理坐标为：东经 111 34 00 111 37 34，北纬 34 43 11 34 47 01 。 主井井口坐标为： X 3848300， Y 37554160， Z 630。 井田范围：西部以 层与石壕井田为界，东部以 部以+300 水平与英豪煤矿梁家洼小井为界，深部达陇海铁路附近、 200北走向长 8西宽 确的井田范围： 2005年 8月 3日河南省国土资源厅颁发的采矿许可证划定，采矿权人三门峡龙王庄煤业有限责任公司，证号 4100000510216，井田面积 矿 区内交通方便，龙王庄煤矿东距渑池县城 23郑州市 235距三门峡市 43海铁路、连霍高速公路、 简易水泥公路与 豪至三门峡 50渑池 12区西北部梁家洼煤矿、小龙庙煤矿通往英豪车站的窄轨铁路也通过矿区，交通方便，交通位置见图 1 河南工程学院毕业设计 3 二、地质报告 （ 一 ） 井田所处位置及井田基本构造形态 井田位于渑池向斜西仰起端的北翼 ，基本为一单斜构造，伴有宽缓的小褶曲。地层倾向一般 140，倾角 9 32，井田东北部倾角一般为 22，中部及西南部倾角一般为 15。 井田内断层分为近南北和北西、近东西向三组，其 中，近南北向较发育。断层主要分布在井田两侧，落差大 于 30m 的断层主要分布在井田两端。 （二） 煤系地层 井田内含煤地层为二叠系上、下石盒子组、山西组和石炭系太原组，含七、五、四、二、一共 5个煤组，计 5 27 层煤，山西组和太原组为主要含煤段。 上、下石盒子组厚 均 七、五、四共 3个煤组，计 08 层煤，煤层总厚度 0 均 煤系数 其中七煤组偶见可采点，但极不稳定；五、四煤组未见可采点。因此，上、下石盒子组不含可采煤层。 山西组厚 均 60m。含二 4、二 3、二 2、二 1、二 0煤，统称二煤组。煤层总厚度为 均 煤系数 8%，二 4、二 2、二 0均为不可采煤层。 太原组厚 均 45m。含一 7、一 6、一 5、一 4、一 3、一 2、一 1煤，统称一煤组。煤层总厚度为 均 煤系数 7%。其中：一 3煤平均厚 2煤平均厚 为大部可采煤层。一 1煤偶见可采点，大部沉缺。其余各煤层均为不可采煤层。 （三）可采煤层 井田内主要可采煤层 为山西组二 1煤，大部可采煤层为太原组一 3煤、一 2煤。发育情况见下表 1 表 1 煤层发育情况表 地层 煤层 名称 厚度 结构 煤层 间距 可采 程度 全层厚度 （ m） 可采厚度 (m) 夹矸厚度 (m) 夹矸 层数 结构 类型 小大 平均 小大 平均 小大 平均 小大 平均 山西组 二 1 2 较简单 下距一 3 井田 可采 太 原 组 一 3 2 较简单 井田大 部可采 一 2 0 41 3 较简单 复杂 井田大 可采 河南工程学院毕业设计 4 1、 二 1煤： （ 1） 二 1煤层位于山西组下部，全层厚 均厚 采厚度 均 夹矸 0 5 层，一般 1 2 层，结构较简单，夹矸厚 0 炭质泥岩为主，次为泥岩，呈似层状、透镜状分布，稳定性差。 煤层直接顶板在井田西部为中细砂岩，东部以泥岩、粉砂岩为主，次为中细粒砂岩，局部以炭质泥岩为伪顶；煤层底板为深灰色细砂岩。 二 1煤下距一 3煤 均 般间距在平均数上、下略有摆动。 （ 2）煤层厚度变化特点及稳定性评价 煤层厚度具有在短距离内急剧变化之特点，大致呈 N 层厚度变异系数为 65%，可采性指数为 煤层稳定程度属较稳定偏不稳定型。 2、 一 3煤 一 3煤层位于太原组下部，全层厚 均厚 采厚度 均 夹矸 0 4 层，一般 1层，结构较简单。夹矸为炭质泥岩或泥岩，较稳定，厚0 均 煤层厚度在井田内有一定变化，大致呈 N 向厚薄相间变化趋势，煤层厚度变异系数为 46%，可采性指数为 层稳定程度属较稳定不稳定型。 煤层直接顶板在 1611、 1705、 1706、 1707号钻孔以西为泥灰岩，以东为厚层石灰岩。底板为泥岩或粉砂岩。 一 3煤下距一 2煤 0 平均 般间距接近平均值。 因距奥陶系灰岩太近，受水威胁较大，一 3煤层定为暂不能利用储量。 3、 一 2煤 一 2煤层位于太原组下部，全层厚 0 均 采厚度 夹矸 0 6层，一般 1 2层，结构较简单复杂。夹矸主要为炭质泥岩和泥岩。厚0 均为 透镜状分布，稳定性差。 煤层变异系数为 68%，可采性指数为 层稳定程度属不稳定型。 一 2煤直接顶板多为泥岩和粉砂岩，井田西北部为石英砂岩，底板为泥岩或铝质泥岩。 因距奥 陶系灰岩太近，受水威胁较大，一 2煤层定为暂不能利用储量。 （ 四 ） 勘探阶段发现的断层 1、 断层，为井田边界，呈 延伸至井田外，走向 315， 倾向 45，倾角 80，落差 295 375m。控制钻孔有： 3402、 3203、 82606、 3401。 河南工程学院毕业设计 5 2、 ：正断层，为 分支，走向 302 332 ,倾向 32 62，倾角 75，落差100m，基本平行于 部在 3402 号钻孔附近与 交，井田内走向长 3401号钻孔穿过，缺失 112P 下部及 21P 上部地层约 100m。 3、 ：正断层，亦为 向 290 355，倾向 20 85，倾角 60，落差 50 80m，浅部在 8 5 号钻孔附近、深部在 3402 号钻孔附近交于 田内走向长22611号钻孔穿过，缺失 21P 中部地层 35 55m。 4、 正断层，走向 7，倾向 277 ,倾角 70，落差 0 75m。浅部尖灭于 2612 号钻孔附近，深部于 2411 号钻孔东南延伸出井田，井田内走向长 2511 号钻孔穿过，缺失 11P 下部及 0 70m。 2612号钻孔穿过，缺失 11P 顶部及 0 30m。 5、 正断层，走向 332 18，倾向 242 288，倾角 70，落差 10 100m。浅部交于 部于 2310号钻孔东南尖灭于井田外。井田内走向长 2513号钻孔穿过，缺失 112P 中部到 21P 顶部四煤组地层 50m； 2807号钻孔穿过，断缺 21P 地层 40 60m。 2413、 2408号钻孔控制。 6、 正断层，走向 325 10，倾向 235 280，倾角 70 80，落差 0 50m。浅部于 2412号钻孔附近延伸出井田外，深部尖灭于 2117号钻孔西南。井田内走向长 308 号钻孔穿过，缺失 部地层 10 20m； 2312 号钻孔穿过，缺失一 2煤及其上下地层 20m；3301 号钻孔穿过，缺失二 1煤及其以下地层 15 20m； 2111号钻孔穿过，缺失 地层 20412 号钻孔穿过，缺失二 1煤及其以上地层 25m； 2702号钻孔穿过，缺失二 3、二 1煤层及 0m。 7、 正断层，走向 347 0，倾向 257 270，倾角 70，落差 0 25m。浅部尖灭于 2208 号钻孔北，深部尖灭于 2117 号孔西。走向长 2208 号钻孔穿过，缺失一2、一 3煤段 10 15m； 2115 号钻孔穿过，缺失二 1煤及其顶板 5 10m。 8、 断层，走向 265 275，倾向 355 5，倾角 70，落差 0 90m。浅部尖灭于龙王庄西，深部尖灭于九龙观南，井田内走向长 2407 号钻孔穿过，缺失 21P 底部及 11P 顶部地层 20 50m； 2804号钻孔穿过，缺失 11P 、 0m。 2307、 2201、 2509、2506 号钻孔控制。 9、 断层，走向 60，倾向 330，倾角 25，落差 10 20m。走向 长 004 号钻孔穿过，一 3、一 2煤层段重复 10 20m； 2116号钻孔穿过，重复二 1煤段 10 20m。 河南工程学院毕业设计 6 10、 正断层，走向 333 27，倾向 243 297，倾角 70，落差 10 50m。深部于 1202号钻孔西交 部于 1803号钻孔西尖灭。井田内走向长 3101号钻孔穿过，缺失 11P 上部地层 25 30m。 1416、 1417、 1802、 1806号钻孔控制。 11、 正断层，走向 342 9，倾向 252 279，倾角 70，落差 160m 左右，位天井田西部边界附近，井田内走向长 1412 号钻孔穿过，缺失 21P 下部至 中部 地层 140m。 1608、 1610号钻孔控制。 12、 : 为 断层，走向 350 15，倾向 260 285，倾角 6070，落差 40 50m，为 向 长 1301号钻孔穿过，缺失 21P 底部及 11P 顶部地层 40m， 1416号钻孔穿过，缺失 132P 地层 40 50m。 井田北东部的几条张性断层，对采区划分有一定影响，可能造成煤层顶板较破碎，使得顶板难以管理，矿井容易导通上下含水层，给采煤带来一定困难，受其影响，煤层有塑性流变现象。但断层附近，瓦斯含量相对较低，有利于生产。 总之，矿区内构造复杂程度属中等类型，地层、煤层走向 140，倾角 9 32，局部被断层切割，历次施工井田内均未发现岩浆岩侵入。 河南工程学院毕业设计 7 第二章 采 区 地质概况 一、 采区概述 龙王庄煤 矿采区是本矿首采区。采区走向长 623 1200m，倾斜宽 530 676m，阶段垂高 70 200m。 由于 60仅设计两条上山，即采区轨道上山及皮带上山。两上山相互平行，方位角均为 298，沿煤层倾向掘进；两上山均从轨道大巷开口，皮带上山通过采区煤仓与皮带大巷相连，轨道上山通过 回风联巷 与回风大巷相连；所掘巷道对应地表为低山及农田，无重要建筑设施；采区西侧为梁家洼井田，东侧为大巷，北侧为 1104工作面，南侧为未开采的煤层实体。 附：采区位置及井上下关系表 2 采区设计平面 布置 附 图 1。 表 2 采区上山位置及井上下关系表 水平名称 +70采区名称 采区 地面标高 +600m +730m 工作面标高 +130m +260m 地面相 对位置 工作面对应地表部分为低山、丘陵及农田，无重要建筑设施。 采区对地面设施的影响 回采时对地面设施影响不大。 井下位置及与四邻关系 采区西侧为梁家洼井田，东侧为大巷，北侧为 1104工作面，南侧为未开采的实体煤，两上山均从轨道大巷开口，皮带上山通过采区煤仓与皮带大巷相连，轨道上山通过回风立眼 与回风大巷相连。 走向长 623 1200m 倾斜长 530 676m 面积 615000、 采区煤层及其顶底板特征 采区设计开采的煤层为二 1煤层，根据已掌握的地质资料， 煤厚在 均煤厚 局部含 1 2层夹矸 厚约 煤层 走向约为 10 51 倾向 91 141，河南工程学院毕业设计 8 倾角 9 20，平均煤层倾角为 14；煤层顶、底板较破碎、松软，掘进时易出现底鼓现象；煤的机械强度较低，性脆易碎，多呈粉状产出，为中等粘结性煤层 。 煤层赋存及煤质有关指标如表 2 表 2 煤层赋存及煤质指标表 煤层名称 二 1煤 煤岩类别 亮煤型 厚度（ m） 尘爆炸性 具爆炸危险性 煤层结构 简单 爆炸指数 煤层倾角 9 20 煤的自燃性 类不易自燃 品种 焦煤 瓦斯 低瓦斯 容重 压 明显 硬度（ f） 温 正常 （一） 煤质 二 1煤层 松软 、易破碎， 属 中硫、低磷、 粉状 焦 煤 ，原煤灰份 平均 硫份平均含量为 原煤发热量 g。 （二） 煤层顶底板 龙王庄煤矿采区为首采区，煤层伪顶为灰黑色泥岩，厚 0 均 黄铁矿结核和植物化石；直接顶为灰黑色泥岩，厚 3 10m，平均 植物化石碎片，上部含黄铁矿薄膜，裂隙发育；老顶为浅灰黑色细砂岩，厚 3 12m，平均 层理发育，层面上多含云母片，含植物化石和黄铁矿结核。 煤层直接底为灰黑色泥岩，厚 3 14m，平均 隐蔽状水平层理，含黄铁矿结核和植物化石；煤层老底为浅灰色粉砂岩，厚 5 17m，平均 黄铁矿结核，水平层理。 由于周围压力较大，易产生侧压 和底鼓现象，所以巷道设计时尽量布置在坚硬岩石中，采用锚网喷支护，施工中根据岩性变化需要，及时采取 综合柱状图见 附图 2 河南工程学院毕业设计 9 地层 柱 状 累 深 （ m） 层 厚 （ m） 岩性描述 系 组 二 叠 系 山 西 组 1 灰黑色细砂岩，斜层理发育，层面上多含云母片，含植物化石和黄铁矿结核。 黑色泥岩，含黄铁矿结核和植物化石。 1煤，黑色粉状，以亮煤为主的半亮型煤，含 2 3 层泥岩夹矸。 黑色泥岩，含黄铁矿结核和植物化石，具隐蔽状水平层理。 灰色粉砂岩，含黄铁矿结核，水平层理。 图 2区综合柱状图 三、 采区地质构造 该 采区 地质 构造较为简单 ， 掘进时 加强顶板支护管理，坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，保证安全生产。 河南工程学院毕业设计 10 四、 瓦斯、煤尘 、自然发火、地温 （一） 瓦斯 根据实测， 煤巷掘进瓦斯绝对涌出量为 （二） 煤尘 煤尘具有爆炸危险性 。 （三） 自燃发火 二 1煤为类不易自燃。 （四） 地温 本矿井 处于地温正常区 。 五、 采区水文地质特征 采区 水文地质条件简单， 煤层顶板、底板含水性较差，本身不具突水性，但掘进过程中，遇破碎带时，可能出现顶板淋水现象。 河南工程学院毕业设计 11 第三章 采区储量及生产能力 第一 节 矿井工作制度 矿井每年生产 300 天，工作制度为“三、八”制，完成三个循环，采准平行作业，日工作面推进度 第二 节 采区储量 一 、地质 储量及可采储量 （一）地质储量 采区上山部分煤层厚度平均 积 615000层容 重 质储量： Q 615000 吨） （二）可采储量 采区回采率按 75%，采区可采储量： 75% 吨） 第三 节 采区生产能力 一、采区生产能力 采区设计年工作日 300天，每天三班作业，三个循环。 回采工作面生产能力的确定 （一） 、回采工作面日生产能力 h b r 120 1994.5(t) 式中 A 日生产能力，吨 L 工作面长度， m b 工作面推进度， m h 工作面平均采高， m r 煤的容重，取 1 工作面回采率，取 93% 正规循环率，取 80% （二） 、掘进出煤量 掘进出煤量一般为采面出煤量的 5%，故掘进出煤量为 河南工程学院毕业设计 12 5% =） 故采区日出煤量为： ） （三） 、生产能力确定 采区设计年生产能力为 A=(2) D =300 =628268(t) 式中 A 采区生产能力，吨 D 年生产日数，取 300天 根据以上计算采区年生产能力为 60万吨。 二、验算生产能力 （上下山运输能力验算） 25.1h 式中 上山运输设备生产能力， t/h； 采区生产能力， t/d； n 每日出煤班数； t 每班运煤时间， h； 0 运输不均匀系数。 采区通风能力验算、采区车场通过能力验算详见后相关章节 。 经验算，采区生产能力与采区各主要生产环节相适应。 第四 节 采区服务年限 采区生产能力与服务年限有如下关系： 采区生产能力，万 t/a； Z 采区 可采储量，万 t； T 采区服务年限， a； C 采区采出率， %。 根据计算的可采储量，考虑采区回采率，按 75%计算，采区服务年限为 河南工程学院毕业设计 13 第四章 采区方案设计 第一节 采煤方法的选择 本采区二 1煤厚度不稳定， 均 区可采，煤层结构较简单，局部含 1 2层夹矸（一般厚 夹矸岩性多为炭质泥岩，煤层顶板多为砂岩或细砂岩，底板一般为泥岩，个别为粉砂岩及砂质泥岩。倾角 9 20，平均 14。 1101 作为首采工作面， 设计确定采用走向长 壁 采煤法， 后退式 开采，一次采全高，全部 垮落法 管理 顶板。 第二节 采区巷道布置 一、 采区走向长度 走向长： 623、 采区倾斜长度 倾斜长： 530、 采煤工作面长度及区段斜长 采煤工作面长度： 120m 区段斜长： 133m 区段数目： 4个 四、 采区形式 采区采用炮采放顶煤采煤法，本采区上部走向长度为 623m，下部走向长度 1200m，平均走向长度 910，每翼走向长度为 450m，满足炮采工作面得要求，故采区形式采用双翼采区布置形式。 五、 采区巷道布置 （一） 采区上山 两条上山均布置在煤层顶板岩石中（两顶） ，详细方案见下节。 （二） 区段巷道的布置 综合 煤层的赋存条件 和区段地质条件，采用 沿空掘巷 布置方式，护巷煤柱宽度（沿倾斜方向）宽度为 15m， 轨道巷、皮带巷均沿底掘进， 轨道巷兼做回风巷。 第三节 技术经济方案比较法 河南工程学院毕业设计 14 一、 技术比较 方案一： 两条上山均布置在煤层顶板岩石中（两顶） 优点： 煤层顶板地质条件相对简单，易于支护，维护费用较低。 缺点： 由于轨道大巷位于煤层底板岩石中，下部车场穿煤施工支护困难；坡度大所以巷道施工及运输较为困难。 方案二： 皮带 上山沿 煤层 顶 板 岩石 掘进， 轨道 上山沿煤层掘进（一顶一煤 ） 优点： （ 1）、 皮带 上山布置在顶板坚硬岩层中，易于支护，维护费用较低。 （ 2）、 轨道 上山布置在 煤 层中，易于掘进。 缺点： 轨道上 山不易维护，且掘进时易于冒顶。 方案三：两条上山均布置在煤层底板岩石中（两底） 优点： （ 1）、底板岩石较软易于掘进； （ 2）、下部车场均布置在煤层底板岩石中，减少了穿煤施工的麻烦； （ 3）、车场段施工坡度相对较小； 缺点： （ 1）、底板岩石构造复杂，且煤层在巷道顶板上，掘进时压力大容易产生冒顶，影响施工工期。 （ 2）、由于底板岩性 较差，巷道容易变形，维护困难且费用较大，同时影响施工工期。 从以上技术方面比较看，轨道上山采用矿车运输，故下部车场设计较长便于运输；皮带上山采用皮带运输，故下部车场设计较短；总体来看，两条上山布置在顶板岩层中，掘进困难但支护容易，巷道维护费用较小；布置在底板岩层中掘进容易但支护困难，巷道维护费用较高。 三个方案均在技术上可行，所以可通过经济和工期比较确定方案。 二、经济比较 见表 附 415 表 4 方案经济比较表 序号 名称 方案一 方案二 方案三 工程量 (m) 单价 （元） 费用 (元 ) 工程量 (m) 单价 （元） 费用 (万元 ) 工程量 (m) 单价 （元） 费用 (万元 ) 1 采区轨道上山下部车场 岩 000 501600 岩 000 501600 岩 000 501600 半煤 2000 855600 半煤 2000 855600 半煤 2000 855600 2 采区皮带上山下部车场 岩 000 160800 岩 000 160800 岩 000 160800 岩 2000 855400 岩 2000 855400 岩 2000 855400 3 采区轨道上山 岩 800 7000 5250000 岩 60 7000 5250000 岩 800 8500 5950000 半煤 60 10500 525000 煤 800 10500 525000 半煤 100 11000 1100000 4 采区皮带上山 岩 750 8500 6375000 岩 750 7000 5250000 岩 750 8500 6375000 半煤 40 11000 550000 半煤 40 10500 525000 半煤 40 11000 550000 5 合计 15073400 13923400 16348400 经过经济比较，按投入费用大小顺序排列为：方案三（ 16348400 元）、方案一（ 15073400元）、方案二（ 13923400元）。 结论：方案二优于方案一、方案三。河南工程学院毕业设计 16 第四节 巷道掘进 一、 巷道断面 1、采区轨道上山 巷道断面为直墙半圆拱形，净宽 高 护方式为锚网喷，工程量 860m；悬挂风水管路的地锚间距 5m，电缆钩间距 水管路要吊挂整齐。 由于轨道上山为 14上山，为了减少人员上下山的劳动强度，轨道上山为行人、运料合一巷道，矿车运输物料。当工作面离下部车场较远时，可考虑采用猴车运人。 2、采区皮带上山 巷道断面为直墙半圆拱形，净宽 高 护方式为锚网喷，工程量 790m；悬挂风水管路的地锚间距 5m，电缆钩间距 水管路要吊挂整齐。 由于皮带上山为 14上山，考虑在施工期间，为便于皮带巷的运料方便，可采用轨道运输，铺设临时轨道，用于掘进施工期间的运料和后期设备更换而运输设备。进入工作面后采用溜子或皮带运输。 二、巷道施工 两上山均采用爆破掘进作业。由施工进度表可知，二个施工队同时施工，施工过程中如无重大地质问题影响施工的正常进行，理论计算经过 12个月采区可布置 1101工作面出煤。 河南工程学院毕业设计 17 第五章 采煤工艺 第一节 落煤、装煤、运煤 一、破煤 落煤方式：爆破落煤 炮眼布置 ： 由于煤层煤厚度不稳定， 间，平均 据工作面的采高，煤层的硬度， 采用三排眼，即五花眼 。 炮眼的水平角在 500软取大值，煤硬取小值。顶眼的仰角为 50底距顶板 眼可高于底板 炮眼深度以爆破后能够悬挂顶梁易于控制顶板为原则， 在 二、 装药放炮 炮眼间用串联方式联线。采用一次打眼，可顶、底眼同时放炮，也可以先放底眼，后放腰眼，顶眼。为了提高 自 装率，放炮时都可 以挂挡煤帘子。 爆破说明书如下表 5 眼帮 眼顶 眼辅助眼掏槽眼炮泥长度 / 度 / 总 量 / / 量 / / 67 1 61 7 2 12 2 2 72 8 3 1总 重3 2 3 3 角 眼联线方式串联0 . 90 . 70 . 70 . 70 . 70 . 74 0 02 0 02 0 02 0 02 0 02 0 02 4 0 02 0 0 01 0 0 01 2 0 08 0 04 0 07 8 0 072 909080908080
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