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1、采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告目录前言2第一章项目建设的意义和必要性4第一节项目建设的意义4第二节项目建设的必要性5第三节项目建设的可行性6第二章技术来源工艺特点技术关键及对煤矿安全及技术进步的重要意义和作用11第一节技术来源及工艺特点11第二节技术关键及对煤矿安全、技术进步的重要意义和作用15第三章建设方案地点规模17第四章设备选型及主要技术经济指标20第五章外部配套条件落实情况及原材料供应23第一节外部配套条件落实情况23第二节煤炭运销和经济效率24第六章环境保护安全生产生产技术标准26第一节环境保护

2、26第二节安全生产26第七章建设工期和进度安排32第八章组织机构及项目实施管理33第九章项目承担单位35第十章投资估算资金筹措及流动资金36第十一章项目财务效益分析与评价37第十二章项目的风险分析39第十三章社会综合效益分析40- 1 -采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告前言某县某乡某煤矿是为9 万吨 /年的技改矿井,根据国家有关煤矿方面政策规定,本矿已经验收并通过,已持有“五证一照”,进入生产阶段。某县某乡某煤矿位于某省某县城东北,平距约 13km。矿区地理坐标为:东经 107°5912 108°0003,北纬 25°273425°2815;矿区

3、面积 1.2244km2,开采标高由 +780m 至+675m 标高,矿山有 5km 简易公路与某至茂兰的乡道相通,交通较为方便。一、可行性研究报告编制依据1、黔经贸能源 2004461 号文 “关于某省煤矿安全专项技改资金管理暂行办法的通知”;2、黔经贸能源 200619 号“关于抓好 2007 年省属煤矿安全专项技改资金项目申报等工作的通知 ”;3、某州工信煤发 20126 号 “某州工业和信息化委员会关于申报煤矿技术改造补助资金项目的通知” ;4、煤炭工业小型矿井设计规范 ;5、企业提供的相关生产及地质资料。二、项目提出的理由为适应新的产业政策, 推广采煤新工艺新设备, 提高矿井安全装备

4、,矿井拟淘汰目前使用工字钢支护,选用先进的锚网支护,加大矿井井巷的支护管理力度。同时根据煤层倾角只有7°,拟将走向长壁2采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告采煤方法调整为倾斜长壁采煤方法。随着经济的发展以及对煤炭资源需求的增大, 煤矿开采及建设速度的加快,也暴露出部分煤矿业主只安全投入和技术投入的不足, 从而带来了一系列安全事故。某省煤炭资源丰富。 随着国家的产业政策、 资源保护和环保政策的日益严格以及西部大开发的战略实施, 煤炭供需形式正在转变, 省内外煤炭需求量不断加大,市场较为广阔。某县某乡某煤矿是为 9 万吨 /年的技改矿井,根据国家有关煤矿方面政策规定,本矿已经验收并通

5、过,已持有“五证一照” ,进入生产阶段。进行支护及采煤方法改革已具备条件。本报告认为, 矿井进行支护改革, 井下巷道采用锚网支护替代工字钢支护、工作面采用采用单体液压支柱是切实搞好矿井顶板安全的有效措施,符合当前安全生的需要,经济效益和社会效益显著。根据煤层赋存条件,采用倾斜长壁采煤法,更利于矿井安生产。三、项目技术经济指标根据设备生产厂家报价并结合产品市场价格, 估算项目总投资为 56.12 万元。3采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告第一章项目建设的意义和必要性第一节项目建设的意义某以 “江南煤海 ”著称,全省煤炭资源远景储量 2410 亿吨,保有储量为 498 亿吨,是江南 12 个

6、省区的总和,居全国第 5 位,具有储量大、煤种全、埋藏浅、分布组合好的特点,煤层中还蕴藏有丰富的可供开发煤层气。某磷、煤、铝等矿产资源丰富,以电力为依托发展优势原材料产业具有得天独厚的优势。然而,随着新建火电机组大量投产,某煤炭产量的增长未使省内电煤供应紧张局面得到缓解。2006 年电煤供应最紧张时,全省火力发电停机和减出力机组超过200 万千瓦,其中某金无集团公司因缺煤全年少发电达47.3 亿 kWh。据某省经贸委提供的消息,今年某省电煤需求量约4500 万吨。在全省煤炭产需衔接会上,有关部门对省内电厂发电 5500h(机组设计利用小时数)以内的电煤需求量 3597 万吨已下达了指导计划。此

7、外, 5500h 外的 800 多万吨发电用煤基本没有落实。预测某省煤炭消费情况见表1-1。4采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告表 1-1某省分行业煤炭消费现状及预测表单位:万 t1999 年2010 年2015 年煤炭消费量4429.16原煤洗煤焦炭845091503812.14120.56193.951、电力行业1034.79545060502、建材行业578.607007503、治金行业203.1427.69132.535506004、化工行业227.1192.4155.886507505、城乡生活用煤1040.89004003006、其他685.610.465.547007007

8、、损失量42某州地区煤炭资源较差。随着国家的产业政策、资源保护和环保政策的日益严格以及西部大开发的战略实施,省内外煤炭需求量不断加大,市场前景较为广阔。近年来,顶板灾害事故频发,广东及河南发生的矿井水灾造成了大量人员伤亡,因此迫切需要进行支护改革及依据矿井实际进行采煤方法改革。为了确保矿井安全生产,2003 年开始,省政府每年拨付2000 万元引导资金、地方政府配套相应资金,专门用于煤矿安全技术改造。今年某省在深化煤矿安全专项整治工作中,继续切实加强安全投入,提高煤矿安全装备水平,增强矿井抗灾能力,减少或杜绝矿井灾害。第二节项目建设的必要性1、目前矿井采用的是工字钢支护,支护方式较为落后,安全

9、状况5采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告不佳,迫切需要改变支护方式。使用工字钢进行支护为被动支护,只有当巷道围岩产生变形后,才能提供(产生)初撑力,但此时,巷道围岩已经遭到破坏,而支护受自身强度限制, 所能提供的支撑力有限, 同时工字钢支护具有易腐蚀、不能阻止或防止围岩风化的缺点。因此,在使用工字钢支护的过程中,难免有顶板事故的发生。 2005 年某省煤矿各类事故中,顶板事故发生的比例为 55.28%,因顶板死亡的人数占 39.6%。说明顶板事故仍然是煤矿安全生产的主要隐患。 根据国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局安监总煤行 (2007)216 号文 “国家安全监管总局国家煤矿

10、安监局关于在小煤矿推行专用回风井、 壁式采煤方法和支护方式改革的通知 ”,新开工的资源整合矿井的采煤工作面禁止采用木支护,小煤矿应当积极推行支护方式改革, 采煤工作面应采用单体液压支柱、悬移顶梁液压支架或综采液压支架等稳定性和可靠性较高的支护。2、采用倾斜长壁采煤法,俯斜开采,工作面瓦斯全部进入采空区,更利于工作面瓦斯治理,减少瓦斯超限事故的发生。第三节项目建设的可行性一、矿井地理位置某县某乡某煤矿位于某省某县城东北,平距约13km,属集体企业,隶属某县煤炭工业局管辖。矿区地理坐标为:东经 107°59 12 108°0003,北纬 25°2734 25°

11、;2815;矿区面积 1.2244km2,开采深度由 +780m 至+675m 标高,矿山有 5km 简易公6采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告路与某至茂兰的乡道相通,交通较为方便。二、地形地貌矿区地形四周高,中间低,矿区位于向斜西翼中部的水公井田,为一个倾向 SE 的单斜地层,倾向100°-130°,倾角 8°-13°。井田内为切割侵蚀地形, 中山地貌,地势起伏较大,井田内多沟谷切割,最高标高 +915m,最低标高 +775m,相对高差 140m。三、地质及煤层特征一、地质特征及煤层特征1、地质构造及煤层( 1)地层矿区出露地层为石炭系上统黄龙组

12、(C2h)、大埔组( C2d)及下统大塘组罗城段( C1d3),根据相邻矿区地质资料,其矿区地层由老至新分述如下:黄龙组( C2h):下部为浅灰灰白色中厚厚层细晶灰岩,含燧石结核,夹数层白云岩。厚度约 350420m。大埔组( C2d):上部为灰白色、灰白色厚层中粗晶白云岩,质纯,微带红色, 层理不清。下部为深灰色中厚层细晶至中晶白云岩夹少量灰岩或白云质灰岩。厚约230330m。罗城段( C1d3):上部为灰、浅灰色薄中厚层状细晶灰岩,夹少量泥灰岩、紫色泥岩及钙质粉砂岩等, 顶部夹数层白云岩或白云灰岩。下部为灰色、 浅灰色中厚厚层状细晶灰岩,底部夹少量钙质砂岩或石英砂岩。厚约78125m。寺门

13、段( C1d2):上部以泥岩、砂岩为主,夹钙质泥岩、泥灰岩,夹薄煤 12 层,厚 0.020.20m;中部为浅灰深灰色砂岩、石英砂岩、砂质泥岩,夹薄煤 29 层,厚 0.020.37m;下部为灰黑色泥岩、砂质泥岩、与灰色砂岩、石英砂岩互层,其中砂岩或石英砂岩含量下7采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告部较上部多,北部较南部多,夹煤层煤线 79 层,可采煤 I 、II 煤位于本层下部, I 煤厚 00.83m,大多在 0.350.60m 之间;II 煤厚 01.6m,一般厚 1m,且向南分叉尖灭。地层厚度自北往南逐渐增厚。厚约 65330m。黄金段( C1d1 ):为深灰、灰黑色灰岩及及钙质

14、泥岩组成,顶部夹少量泥质砂岩,夹煤线 35 层。厚约 60 100m。( 2)构造茂兰煤田为一个NNE 向、向 SW 倾向的开阔向斜构造。矿山位于向斜西翼中部的水公井田,为一个倾向SE 的单斜地层,倾向100° 130°,倾角 8° 13°。褶皱不发育,但断裂构造较发育,较大的断层如分别位于矿山东西两侧的F514 、F516 正断层,均呈 NNE向。 F514 倾向西,倾角56° 76°,长 6.6km,破碎带宽达7m,落差数十米,对煤层破坏性大。F516 倾向南东,倾角 55° 77°,长度大于 10km,落差大

15、于 100m。由于 F514 和 F516 的作用,使该矿山形成一个地堑,地层和煤层向南倾。煤层标高自655m775m。另有东西向断层 F551 ,构成矿山北界。矿界内次级小断层以 NNE 向和 NW 向正断层为主,倾角较陡,落差一般在 10m 之内。本矿地质构造属简单类型。( 3)煤层矿区内主要煤层产于寺门段( C1d2 )下部,共夹煤层煤线 79层, I 、II 煤层位于该层下部,该层厚 65330m,煤层结构特征如下:煤:上距 II 煤 711m,在 107 勘探线以北厚 0.530.7m,个别达 0.83m 或 0.5m,往南变薄,小于 0.5m 而不可采。顶板一般为细粉砂岩、底板为粉

16、砂岩。煤:矿山主要可采煤层, 全层可采,最大厚度 1.6m,一般 0.84m 左右。顶板为砂岩或泥质砂岩,直接顶常有薄层泥岩;底板为泥岩或8采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告泥岩夹砂岩、泥质砂岩。煤层结构四、开采技术条件1、开采技术条件1)煤层特征主采煤层煤层倾角平均7°,属缓倾斜煤层, 赋存较稳定, 结构较简单,煤层厚度0.84m 为薄煤层。2)煤层顶底板矿区内煤层顶板为砂岩或泥质砂岩, 直接顶常有薄层泥岩; 底板为泥岩或泥岩夹砂岩、泥质砂岩。顶底板条件一般,底板条件较差。局部砂岩裂隙发育, 故应加强顶板管理和支护以及防止底板遇水产生底鼓。3)瓦斯根据某省煤炭管理局文件对某州

17、煤矿2005 年度矿井瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井。 矿井绝对瓦斯涌出量为1.48m3/min,相对瓦斯涌出量为 23.68m3/t,绝对二氧化碳涌出量为0.36m3/min ,相对二氧化碳涌出量为 5.76m3/t。根据煤矿安全规程(2011)规定,确定某煤矿为高瓦斯矿井。生产过程中必须加强通风管理和瓦斯治理工作,坚持一年一度的矿井瓦斯等级鉴定工作, 防止发生瓦斯爆炸事故及有毒气体的危害。随着开采深度的加大,煤层瓦斯涌出量也相应增大,易形成瓦斯积聚,必须严加防范。根椐某省监局黔安监管办字2007345 号文关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见,矿井所属矿区某县属突出矿区,该矿所采的II

18、 煤层已作煤与瓦斯突出鉴定,鉴定结果为II 煤层+675m(矿井最低开采标高)标高以上没有突出危险。本设计要求矿井在开采过程中应加强通风及瓦斯检测记录,防止局部瓦斯积聚,进入深层开采后,必须关注瓦斯涌出情况,根据情况9采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告采取措施。矿井在建设及生产期间必须进行瓦斯含量、瓦斯涌出量的测定,并定期进行瓦斯等级鉴定。4)煤尘爆炸性根据某省煤田地质局实验室2004 年 11 月鉴定报告,煤煤尘有爆炸性。本设计按有煤尘爆炸性进行设计。5)煤层自燃倾向性根据某省煤田地质局实验室2004 年 11月鉴定报告,煤属一类,容易自燃煤层。本设计按有煤层自燃倾向性(一类自燃煤层)

19、进行设计。6)地温本井田属地温正常区,无热害影响。五、系统概述矿井设计采用斜井开拓,分列式通风,壁式采煤法,回采工作面为单体液压支柱支护, 工作面运输巷和回风巷煤层巷道采用金属工字钢支护。矿井涌水为机械抽排。设计布置倾向长壁工作面,后退式回采,沿倾向推进,工作面采用 DZ12-25/80 型单体液压支柱和 HDJA 1000型金属铰接顶梁支护。支柱排距为 1m,柱距为 1m,“四、五 ”排控顶,最大控顶距 5.2m,最小控顶距 4.2m,全部跨落法管理顶板。掘进工作面采用炮掘工艺,人工装车,锚网(或锚喷)支护。六、项目建设可行性根据以上情况,矿井资源储量、开采技术条件及回采工作面支护方式等情况

20、均有一定程度的体现,为利于矿井安全生产,某煤矿采煤方法及改革支护方式项目是可行的。10采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告第二章技术来源工艺特点技术关键及对煤矿安全及技术进步的重要意义和作用第一节技术来源及工艺特点按煤炭工业小型煤矿设计规定 ,近水平薄及中厚煤层,一般采用倾斜长壁式采煤方法, 根据该矿的煤层赋存条件, 为近水平缓倾斜薄煤层,采用倾斜长壁采煤方法。矿区内开采煤层顶板稳定性一般, 井下巷道采用锚网支护、 工作面使用单体液压支柱进行支护。 目前锚网支护使用广泛, 技术成熟可靠,可有效改善井下顶板安全状况及节约大量支维护费用。二、工艺特点(一) 矿井支护改革主要工艺特点1、回采工作

21、面支护回采工作面的支护工艺经历了重大的技术革命,从木支柱、摩擦支柱、单体液压支柱到液压支架;在煤矿顶板管理技术上,有传统的密集支柱、堆柱、丛柱、切顶支柱,发展到分段密集、切顶;在坚硬顶板工作面采用液压切顶支柱,在采场端头支护上采用工字钢、T 型钢等支护方法,所有这些支护改革都有利地促进了煤矿回采工作面单产的提高,安全状况的好转。单体液压支柱有外注式和内注式两种方式,由于内注式操作时,初撑力不稳定, 目前大多采用外注式单体液压支柱。单体液压支柱的选择需依据支柱在开采煤层时需要达到的最大、最小高度和顶板压力11采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告来确定。回采工作面的支护工艺形式如下:(1) 最

22、大控顶距时 (图中单位为 mm)200煤厚300100010001000700(2) 最小控顶距时 (图中单位为 mm)200煤厚300100010007002、巷道支护(1)巷道的支护方式矿井井下主要大道均采用锚网支护,其支护工艺见下图12采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告(2) 采面运输、回风巷的支护方式矿井采面运输、 回风巷支护均采用矿用工字钢支护,其支护工艺见下图13采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告(二)倾斜长壁采煤法的工艺特点目前我国对近水平倾斜煤层主要采用走向长壁和倾斜长壁两种采煤方法。走向长壁采煤法应用更为普遍,开采技术也更成熟,其优点是对煤层倾角的适应范围宽;工作

23、面采、装、运、支等工序便于14采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告管理;综采设备稳定性好、优势易于发挥。因此,被广泛得以应用。走向长壁采煤法优点是采区生产系统较简单、 准备工期短、工程量省。在条件适宜的煤层中应优先采用倾斜长壁采煤法。但从大同、兖州、鸡西、淮南等 24 个矿区、 100 多个矿井应用情况及经验看,倾斜长壁采煤方法仅适宜于煤层倾角小于或等于 12°的煤层中使用;对于倾角大于 12°以上的煤层, 随着煤层倾角的增大, 综采设备稳定性变差,尤其是俯斜开采时采煤机割煤效果差,系统故障率高,可靠性下降,开采尚存在一些问题;工作面采、装、运、支、排水等管理困难。从目

24、前国内开采技术水平及经验看,对于倾角大于 12°的煤层暂不宜推广应用倾斜长壁采煤法。本矿煤层倾角 7°,为近水平煤层, 由于矿井实际开采过程中, 井下涌水量不大, 并且矿井工作面均采用俯斜开采有利于瓦斯管理。 故采用倾斜长壁采煤方法是可靠的,安全上也是可靠的。第二节技术关键及对煤矿安全、技术进步的重要意义和作用矿井技术力量较强, 多数技术工人经过专门的培训,对机电设备使用、维护比较熟悉。并有专职的机电设备技术人才,对保证使用单体液压支柱控制顶板、 使用锚网技术及使用钻机奠定了基础。那么对使用单体液压支柱和锚网技术本身的技术关键在于使用者熟练掌握单体液压支柱和钻机的的性能、

25、特点,并能遵守煤矿顶板管理及探放水的相关措施。随着国家的产业政策、资源保护、环保等相关要求的不断完善,15采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告以及西部大开发战略的实施, 对煤矿生产能力较小且支护等安全投入较低的矿井执行淘汰制。特别是在2011 年某省煤矿事故中,顶板事故占 55.28%,为煤矿的主要事故隐患。随着开采深度的增加,开采强度的增大,矿压显现越来越强,瓦斯管理也越来越严。顶板管理和瓦斯管理对于矿井安全生产愈发重要,推广使用单体液压支柱及锚网巷道支护,可大大减少煤矿在生产过程中大量使用金属木支护而造成巷道维护费增大, 有利用节能政策的要求, 且也能大大改善采煤工作面安全状况,推动矿

26、井健康稳定发展。在当前形势下,矿井进行采煤方法支护方式改革具有十分重大的作用和意义。16采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告第三章建设方案地点规模(一)矿井建设规模1 矿区范围根椐某省煤炭管理局、 某省发展和改革委员会、 某省经济贸易委员会、某省国土资源厅、某省安全监察局、某省环保局联合下发的 “关于毕节地区八县 ( 市) 煤矿整合、调整布局方案的请示” (黔煤呈 200629 号)和采矿许可证(证号: 5200000721874),矿区范围东经 107°5912 108°0003,北纬 25°2734 25°2815,由 9 个拐点坐标圈定,准采标

27、高为+780+675m,矿区面积 1.2244km2,范围拐点坐标见表 31拐点号横坐标( x)纵坐标( Y)128182853649965022818135365001003281720036499975428170003649876052817370364986806281792036498850728179203649928582818065364992859281806536499640开采标高: +780 +675m面积: 1.2244km 22 可采储量可采储量汇总表煤层 资源/储累 计 资采出及保有储设计利用采 区 回源 /储量储 量 (煤柱损失采可采储量量(万吨 )万率编号量类

28、型(万吨)损失量吨 )(万吨 )(万吨)( %)煤122b133.79.6124.1124.127.888581.96层( 3)产品方案矿区内所采煤层为低灰、中高硫、特高热值的无烟煤。本井田煤17采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告层为无烟煤,可用于动力用煤,化工及民用煤。煤矸石可考虑作低温烧制砖。4、矿床开采( 1)开采顺序矿井只开采一层煤,此项无。( 2)采煤方法的确定煤层平均厚 0.84m,倾角平均 7°,采用倾斜长壁采煤方法,工作面长度 90m,年推进度 841m。工作面支护及顶板管理工作面用 DZ12-25/80 型单体液压支柱和HDJA1000 型金属铰接顶梁支护。支

29、柱排距为1m,柱距为 1m,“四、五”排控顶,最大控顶距 5.2m,最小控顶距 4.2m,全部陷落法管理顶板。采煤工作面机械配置及运输方式采煤工作面采用炮采落煤, 刮板运输机运煤, 工作面运输巷采用刮板运输机运输。回采工作面主要设备配备详见表3-4;18采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告表 3-4回采工作面主要设备配备表1(3)建设方案、地点和规模本矿井年生产能力为 9 万 t/ 年,本次建设方案为采煤方法与支护改革可行性研究,建设地点位于某县某乡某煤矿井下。19采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告第四章设备选型及主要技术经济指标一、支护设备选型(一) 回采工作面所需液压支柱计算1、

30、支护选型及支护密度计算工作面选用 DZ12-25/80 型单体液压支柱和HDJA 1000 型金属铰接顶梁联合支护。DZ12-25/80 型单体液压支柱主要技术数据如下:额定阻力: 250kN ;支撑高度: 7651200m ;伸缩行程: 435mm;单跟单体液压支柱的工作阻力:P 支=F·n=250×0.9=225(kN)式中: n支柱时间利用系数,取0.9;F- 单体液压支柱额定工作阻力,kN 。支护密度验算如下:支护的强度: p=46m(kN/m2 )=6×0.84 ×2.2 ×9.82根据本矿的顶板条件按6 倍采高考虑。顶板岩石容重 2

31、.2t/m3。工作面长 90m,因此采场最大面积S90×5.24682,所设支柱数 n=(90/1.0)5×450 根,则支护密度为450/4680.96 根/2,取1 根/2,DZ12-25/80 型单体液压支柱每柱的额定承载能力为250KN ,考虑相关因素的影响,使支撑能力减小,承载能力考虑0.95 的系数,20采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告则每根支柱的承载能力为250×0.95237.5kN。支柱实际提供的支护强度为 1×110110kN/2,因此所设计工作面的支护密度能满足支护采场顶板的要求。开采过程中根据顶板情况, 若顶板压力较大则将

32、支柱柱距调整为0.8m。当回采工作面存在伪顶时,应参考以上计算,从新考虑支柱的选择。2、基本支护:根据目前该矿的煤层赋存情况和开采技术水平,本报告考虑工作面支护将采用DZ12-25/80 型单体液压支柱和HDJA-1000 型金属铰接顶梁联合形成支架对顶板进行支护,工作面采用“四、五 ”控顶,全部垮落法管理顶板。排距1.0m,柱距 1.0m,最大控顶距 5.2m,最小控顶距 4.2m,放顶步距 1.0m。3、特殊支护:在放顶线采用单体液压支柱打成丛柱 (一窝三柱)、戗柱切顶。在煤壁线采用单体液压支柱打成贴帮柱进行支护,贴帮柱柱距 1.6m。预计需用单体液压支柱80 根。4、上、下安全出口的支护

33、在上、下安全出口20 米范围内采用单体液压支柱打成双排托梁进行支护。预计需用单体液压支柱80 根根据以上计算, 本报告对某煤矿单个采煤工作面所需单体液压支柱为: 620 +80+80=780 根,考虑 10%为备用,则矿井总需单体液压支柱为 858 根。根椐单体液压所需根数确定HDJA-1000 铰接顶梁数为 620 根。21采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告(二) 锚网支护工程量计算预计巷道锚网工程量为2328 米。(四) 支护相关设备1、回采工作面采用单体液压支柱支护的相关设备。单体液压支柱: DZ12-25/80,技术经济指标前面已经介绍,这里不再重复。乳化液泵: RB80/200

34、,一台工作一台备用。乳化液泵站的技术参数如下:公称压力: 20MPa;公称流量: 20L/min ;电机功率: 30kw;转速: 1470r/min;配套液压箱 xRxTA (质量 1200kg)。2、其它巷道支护所需设备锚网巷道,选用 MQT-85 气动锚杆钻机三台、 混凝土喷射机三台,以及 16mm锚杆和金属网 5 吨。22采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告第五章外部配套条件落实情况及原材料供应第一节外部配套条件落实情况本矿为生产矿井,外部条件具备。1、交通运输条件某县某乡某煤矿位于某省某县城东北,平距约13km,属集体企业,隶属某县煤炭工业局管辖。矿区地理坐标为:东经107

35、6;5912 108°0003,北纬 25°2734 25°2815;矿区面积 1.2244km2,开采深度由 +780m 至+675m 标高,矿山有 5km 简易公路与某至茂兰的乡道相通,交通较为方便。 。(见交通位置图 2-1)。2、电源条件矿井专用电源一回路引自茂兰10kv 变电所,二回路引自某10kv变电站,形成双回路供电,以确保供电安全。3、水源条件该矿生活用水和地面生产、消防用水可取自附近泉水,水质、水量能满足矿井用水要求。 井下生产、消防用水可用经沉淀处理达标后的井下水或矿井附近的泉水。4、其他建设条件( 1)建材供应条件矿井所需的砖、 石、水泥及木

36、材等材料可在当地购进,所需钢材需外地调入。综上所述,该矿公路交通较方便,水源、电源条件可靠,矿井的23采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告外部建设条件优越。(2)环境条件由于地处云贵高原山区农村,矿井工业场地相对狭窄,就近无环境特殊敏感点,矿井开采后地表会产生连续变形。另外,工程投产后的主要废水为井下污水及地面生产、 生活污水;废气主要为燃煤锅炉烟气及生产性粉尘; 固体废弃物主要为矿井及选煤厂矸石; 噪声主要为矿井的设备噪声, 这些污染属一般性污染, 在设计中均考虑采取一定的治理措施加以防治, 所以,本工程建设及今后的生产不会给环境带来大的污染。第二节煤炭运销和经济效率本井田煤层为无烟煤,

37、可用于动力用煤,化工及民用煤。煤矸石可考虑作低温烧制砖。目前主要用户为当地民用煤及部分电厂。 市场前景广阔, 根据目前的市场价格,原煤销售价约为 250 元/t(含税价)。1、经济效率年销售收入: 9 万 t ×250 元=2250 万元;年生产成本: 9 万 t ×105 元=945 万元;年税费总额: 9 万 t ×45 元=405 万元;年利润总额: 22 50-945-405=900万元。2 评价矿井井型 9 万 t/a,目前为生产矿井, 预计工程改造期需要追加投24采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告资 56.12 万元。矿井年销售收入: 2250

38、万元,年利润 900 万元,投资回收期约2个月(不含准备期),安全、经济,效益显著。25采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告第六章环境保护安全生产生产技术标准第一节环境保护根据有关资料统计:采用炮采、木支柱的工作面,坑木消耗为 8090m3/万 t。而单体液压支柱一般可使用78 年,每生产 1 万 t 原煤可节约坑木40m3。采用锚网支护巷道每米比采用工字钢支护巷道节约 600 元,且支护不需要回收。第二节安全生产(一)采煤工作面顶板灾害安全防范措施1、回采工作面回采前必须编制作业规程,情况发生变化时,必须及时修改作业规程或补充安全措施。2、采煤工作面必须保持至少两个安全出口,一个通到回风

39、巷道,一个通到进风巷道。开采三角煤、断层带、残留煤柱或地质构造极为复杂的煤层,不能保持2 个安全出口时,必须制定安全措施,并报县级以上煤炭管理部门审批后,方能按批准后的意见实施。3、采煤工作面所有安全出口与巷道连接处20m 范围内,必须用单体液压支柱打成双排托梁进行支护;在此范围内的巷道高度不得低于 1.6m;安全出口必须设专人维护,发生支架断梁折柱、巷道底鼓变形时,必须及时更换、清挖。4、采煤工作面的伞檐不得超过作业的规定,不得任意丢失顶煤和底煤,工作面浮煤必须清理干净,支架必须成排成行,保持直线。26采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告5、采煤工作面必须经常存有一定数量的支护材料,本设

40、计使用单体液压支柱,必须备有坑木,其数量、规格存放地点和管理方法必须在作业规程中规定。采煤工作面严禁使用折损的坑木、 损坏的金属顶梁和失效的单体液压支柱。在同一工作面中不得使用不同类型和不同性能的支柱, 严禁金木混支;在地质条件复杂的采煤工作面中必须使用不同类型的支柱时,必须分段使用,严禁金木混支,并必须制定安全措施。6、单体液压支柱入井前必须逐根进行压力试验。 单体液压支柱、金属铰接顶梁, 在采煤工作面结束后或使用时间超过 8 个月后,必须进行检修。检修好的支柱还必须进行压力试验, 合格后方能入井使用。7、采煤工作面必须按作业规程的规定及时支护,严禁空顶作业,所有支架必须架设牢固,并有防倒措

41、施;支柱必须垂直于顶、底板打设,严禁打在浮煤浮矸上;使用单体液压支柱时,初撑力不得小于90kN,严禁在控顶区域内提前摘柱,碰倒或损坏、失效的支柱必须立即恢复或更换。8、在开工前,班组长必须对工作面安全情况进行全面检查,确认无危险后,方准人员进入工作面;采煤工作面放炮后,必须及时挂梁,及时恢复好被放炮冲倒的支柱,并打好临时护身顶柱,人员必须在护身顶柱下攉煤, 攉完煤及时打好支柱和贴帮柱,严格按设计或作业规程规定及时支护,严禁空顶作业。9、当顶板条件变化时,必须及时修改作业规程,制定有针对性的支护措施。27采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告10、在回柱卸载时必须使用回柱器卸载,卸载后的支柱必

42、须使用回柱绞车拉出, 当回柱绞车运行时, 人员不得站在绳道内及容易发生崩绳、崩柱的地方,以免断绳、断钩伤人。指挥回柱绞车的停开必须使用清晰可靠的点铃信号,信号不清不明时,严禁启动回柱绞车。回柱放顶时,必须站在顶板完整、支护完好的地方进行,回柱前必须事先清退路,以保证退路畅通。11、回柱时,放顶人员必须站在顶板完整、支柱完好、无崩绳、崩柱、甩钩、断绳抽人等危险的安全地点工作,回柱放顶前必须事先清理好退路,确保退路畅通;回柱放顶时,必须指定有经验的人员观察顶板。12、在回柱放顶前必须先打好放顶线的特殊支护,禁止先回后打,回下的支柱必须堆码整齐,保证退路畅通。13、支柱打设必须迎山有劲,支柱打设必须

43、成排成行,保证排、柱距不超宽,确保有足够的支护密度, 打柱时必须在金属顶梁上用小板将顶背实,确保不发生漏顶。14、加强采煤工作面的工程质量的检查和验收,不合格的支柱必须推倒重来,支柱或支架必须符合作业规程的规定。15、初次来压、周期来压期间的安全措施 在初次来压、周期来压期间必须加强支护,确保有足够的支护强度和支护密度。在放顶线第一、二排加打丛柱(一窝三柱)、戗柱,每隔一根基本支柱打一丛柱和戗柱,以加强支护。 在初次放顶期间,必须由矿技术负责人组织人员编制初次放28采煤方法及支护技术改革项目可行性研究报告顶措施,初次放顶措施编制好后, 必须报县级煤炭主管部门批准后实施。 在初次放顶期间,必须派

44、专人跟班,以检查初次放顶措施的现场落实兑现情况,如发现煤壁片帮、顶板掉碴、顶板下沉量增大等来压预兆时,必须及时将工作面所有人员撤至安全地点, 只有待顶板垮落稳定,经安全员检查无危险后,工作人员方可进入工作面作业。 在初次来压或周期来压期间顶板悬露面积超过作业规程规定时,必须进行强制放顶,并制定专门强制放顶措施,并报有关主管部门审批后严格执行。 在初次来压、周期来压期间,现场跟班人员,必须作好原始记录,并将顶板悬露面积等情况向矿长报告。 如发现问题必须及时向矿长报告,采取措施进行处理。16、采面收尾时的安全措施 回采工作面进推进到规定的停采线时,就该收尾了,这时,首先撤出采面的机械设备,维护好采面的支柱。 回采到停采线时要留出支护良好的最小控顶距空间,保证行人和运料安全。 用木垛将上出口维护好,在出口范围内不得堆放物料,以保证退路畅通。 回柱顺序由采空区向煤壁,由下向上,回柱工必须由熟悉顶板性质、责任心强的工人担任, 回柱时必须有专人在现场观察顶板动向,

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