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1、煤矿采区设计说明书湖南理工职业技术学院采区设计说明书指导老师:陈继英实习生:粟慧斌时间:2007年12月1 / 26煤矿采区设计说明书目录第一章采区开采范围及地质情况2第二章采区地质、工业和可采储量3第三章采区参数及区段的划分4第四章采区巷道布置5第五章采煤方法及回采工艺10第六章采区生产能力及服务年限15第七章采区生产系统17第八章采区准备方式20第九章安全措施21第十章附图4 / 26第一章采区的开采范围及地质情况1 .采区的位置及开采范围11采区位于矿井一水平东翼的第一个采区,采区上下边界为+100100m采区走向长800m。2 .采区地质构造、岩层、煤层1 .地质构造:煤层赋存稳定,地

2、质构造简单,无大的断层,在采区东翼有一条落差为5m的倾斜正断层,对采掘工作造成一定的影响。2 .地层:为石炭统测水组,共含煤4层,仅2煤一层可采,该层煤赋存稳定,煤系地层厚601n左右。3 .煤层:可采煤层一层为2煤,厚度2.2m,倾角20。,煤层结构简单,无夹砾。灰分16%,属中灰,含硫L4%,发热量5500大卡,煤的硬度fV3,属中硬煤,容重为无烟煤。三.开采技术条件1.直接顶为砂质页岩,厚10m,属D类中等稳定;老顶为砂岩,厚8叫属D级来压明显;底板为砂质页岩,厚6m,其下为厚30nl的石登子灰岩。2.采区瓦斯,采煤面的瓦斯绝对涌出量为2m3/分,属高瓦斯区,无突出现象。3.煤层无自然发

3、火倾向,灰分16%,爆炸指数8%,无爆炸性。煤矿采区设计说明书4.水文条件较为简单,无富含水岩层,也无老窑积水威胁,主要水的来源为采区涌水,其正常涌水量为30ms/h,雨季为60m3/ho5.采区上方地面标高+150in+160m,无大的河流、铁路、公路穿过,也无大村庄。第二章米区地质、工业和可米储量一.采区地质、工业和可采储量计算1 .采区地质、工业储量计算Q地二Qz=LlMr=800X585X2.2X1.4=144(万吨)式中:Q地、Q工地质储量和工业储量L采区煤层走向长m1采区倾斜长ml=-=585msina夕煤层倾角为20M一一煤层厚度(因煤厚为2.2m可采故Q地二Q工)r煤的容重2

4、.采区可采储量计算Q可采=Llmrc=800X585X2.2X1.4X0.84 / 26煤矿采区设计说明书=144X0.8=115.2(万吨)式中:因M=m故取值同上一样C取0.8第三章采区参数及区段的划分1 .采区倾斜长度计算采区倾斜长:1=sina=585m2 .采煤而斜长的确定1 .区段煤柱的确定采区倾角20。,煤厚2.2m,顶板为属H类中等稳定,区段煤柱可留16m。2 .区段平巷(风巷、机巷和运巷)设计宽2.5m,高2.2m。3 .采区最下部阶段隔水煤柱留设27m。4 .采区煤层赋存稳定,地质构造简单,无大的断层,结合湖南矿实际情况,采煤面斜长设计为90m。5 .采区边界煤柱留设10m

5、,采区两边各留5mo6 .采区上山煤柱留设20m。7 .区段斜长、标高及区段数目的确定:1 .区段数目的确定:采区斜长585m,结合湖南矿井的实际情况,采煤面斜长设计90m,采区划分为5个区段。2 .区段斜长计算:L斜长=L1+L2+2B=90+16+2x2.5=lllm式中Li采煤面斜长mL2区段煤柱宽mB区段平巷宽m3 .各区段平巷标高计算:第一区段风巷标高为+100,运巷标高:H=L斜长xsin20=lllXsin20=38mh=100-38=62所以第二区段运巷标高为+62,根据经验取+60。下面标高计算同上。第二区段运巷标高:+24,取+25;第三区段运巷标高为T4,取-15;第四区

6、段运巷标高为-52,取-50;第五区段机巷标高为-84,取-85。第四章采区巷道布置一.采区上山位置、条数、间距、长度、坡度、断面形状及支护方式26煤矿采区设计说明书L两套设计方案对比:方案一:布置两条岩石上山,岩石上山布置在稳定的岩层中,有利于巷道的维护,降低维护费用,服务年限较长,但是该采区是中厚煤层,服务年限也不长,因此布置两条岩石上山在经济上是不合算的。方案二:一煤一岩上山,由于该煤层是中厚煤层,赋存也比较稳定,瓦斯涌出量不高,采煤面的瓦斯绝对涌出量为2m3/分。一煤一岩不同标高布置使区段主运输和辅助运输系统互相干扰小,同时少掘一条岩石巷道费用低、速度快、联络巷工程量少,生产简单,综上

7、所述,故采用方案二。2.采区上山位置、间距、长度、坡度、断面形状及支护方式: .采区运输上山布置在采区的正中心,沿煤掘进,长585m,兼作回风用,坡度同煤层倾角为20,断面为梯形,宽2.5叫高2.2m。采用20号工字钢金属支架支护。 .采区轨道上山布置在煤上山西侧25m,距煤层底板10m处,避开上山煤柱下方应力集中区,有利于巷道的维护。上山长585m,坡度20,运输材料兼作进风用。断面形状为三心拱,宽2.5m,高2.2m。采用锚喷支护。二.区段平巷的布置方式、长度及支护方式,联络巷的间距、位置、长度及支护方式:1 .采区平巷采用双巷布置,轨道巷不掘到采区边界,只掘到走向的处,后段采用沿空掘巷方

8、式掘出下区段的回风巷。机巷长395m,沿顶板掘进,巷道断面形状为不规则梯形,采用20号工字钢金属支架支护。2 .轨道巷只掘到机巷的处,既266m处掘一联络巷,每后退88m掘一个,共3个联络巷。巷道宽2m,高2.2m(既煤厚),长16m,端面梯形,采用20号工字钢金属支架支护。四.采区上、中、下车场的形式、支护方式及长度:1 .采区上部车场:采用顺向平车场的形式停车线长度:Lp=nXLmXLhm=2X2+2=6m式中:Lp停车线长度n钩的矿车数,n=2L一一矿车长度,U=2mLh.富裕长度,U=2m变坡点至绞车房的长度计算:L=Lp+Lu=6+10=16m式中:Lu安全过卷距离。Lu=10m支护

9、方式:采用锚喷支护。2 .采区中部车场:采用单钩提升绕道式单道起坡甩车场。采用20号工字钢金属支架支护3 .采区下部车场:采用大巷装车式采区下部车场形式。装车线路总长度的计算:Lli+lz+ls+sL=67.5+60+5.5+36=169(m)式中:11空车存车线长度。l1=le+nlm+3=4.5130X2+3=67.5mLe机车长。Le=4.5mn列车个数。n=30L矿车长度。U=2m3一一制动,安全距离12重车线存车长度。12=nXlB=30X2=60m13一一煤仓溜煤闸门至渡线道岔长度。l3=le+0.51m=5.5mL一一渡线岔道的长度。l4=12m支护方式:采用锚喷支护。五.采区煤

10、仓设计1.煤仓容量计算:按一个班产量计算Q=Qo+LMbrCok/=8+45x2.2x0.8x0.95x1.5=113吨式中:Q煤仓的容量,t;Qo防空仓漏风留煤量,取8t;L个班采的斜长,m;M采高m;b次循环进度,m;r煤的容重,t/m;;Co一一工作面采出率;k/同时生产工作面系数,k/=i+o.25n0:n0一一采区内同时生产的工作面数目。煤仓体积V=2rxc113-=140m0.9x0.8式中:Q煤仓的容量,t;r一一松散煤的容重,0.9t/m;c有效系数,0.9o2 .煤仓设计为自由降落式垂直煤仓,设在第五区段机巷煤上山处。该处标高-84,大巷标高TOO,有16m的垂高,断面形状为

11、圆形,直径4mo设计煤仓体积V二底面积X高=12.56X16=200.96nl140nr满足要求。3 .支护方式采用喷射混凝土支护,喷厚150mm左右。六.采区石门和区段石门条数、长度及支护方式采区有进风和回风两石门,进风石门46米,锚喷支护。区段石门五道石门,长10米。金属支架支护。第五章采煤方法及回采工艺一.采煤方法名称采区工作面采用单一长壁跨落采煤法二.回采工艺1.采面炮眼布置形式及爆破参数炮眼布置形式:采用双排对眼,眼距为hn,上排眼距顶板0.4叫向上仰510,底眼距底板0.3叫向底板保持1020,炮眼与煤壁成65的夹角。炮眼装药量按0.225kg/眼,每次循环布置炮眼176个,每次循

12、环采深0.8m。爆破参数表爆破参数表炮眼类别毫秒雷管段数炮眼参数角度装药量联线方式深度(m)筒/眼Kg/眼顶眼1516510.15串底眼5165。1.50.225联24 / 26爆破三视图3 .采区支护方式、材料,支护密度计算采区的支护方式:采区工作面采用单体液压支柱和n梁配合使用,因为顶板为n类中等稳定,煤质中硬,可采用错梁并列式,无贴帮柱。支护密度计算:n=pt41.3x2500.85x300=1. 27 (根/ )式中:n支护密度P,工作面支护强度,取1.3X250KN/m2;R,一一支柱额定工作阻力,取300KN/棵;n一支柱额定工作阻力系数,取0.85。支护参数:排距b=0. 8m柱

13、距a=bn10.8x1.27=0. 8mII梁长2.0m,2梁5柱,主梁3柱,副梁2柱,主副梁距0.2m,探头长0.2m。上下端头2m,超前一个排距,采用四对八梁支护。采场支护平面、剖面图.4 .采面移溜方法工作面支护好后移溜,先移机头,再移身和机尾。机头、机尾可用液压柱推移,机身人工推移。5 .顶板管理及采空区处理顶板采用n梁配单体液压支柱用,2梁5柱,3排3空,最大和最小控距相等为2.8m,先采后移柱,回柱放顶同时进行,切顶时需增设密集柱,以利切顶和挡砰。采空区采用顶板全部跨落法处理,回柱自下而上,采用调度绞车回柱。6 .采区断层的处理:(采区东翼有一落差为5m的正断层,断层倾角65,与煤

14、壁成70的夹角)采区遇断层的处理:当东翼采面后退式推近到断层时,断层上方采面采用保持倾斜方向不变,逐渐缩短采煤面长度,维护假机巷的方式进行采煤,与此同时,可沿断层另一侧顺着断层面方向掘补充斜风巷与上风巷连通,下采煤面采煤时亦按真倾斜推进,采煤面长度逐渐加长。见下图。掘进遇该断层的处理:掘区段平巷时掘到断层处将揭露对盘的底板,可右向转与对盘煤层斜交。见下图。7 .采面作业方式及循环方式工作面采用三班采煤制,采面斜长90叫一个班采45m,先采后移,移放同时;循环方式:打眼、支护、出煤、移溜、回柱放顶。采面正规循环作业表(其它两班同样)打眼0放炮A运料移溜11支柱、放顶M出煤催知源、上1%H第六章采

15、区生产能力及服务年限一.采煤面班产、日产、月产及年产计算1 .班产量计算(循环产量):=45X0.8X2.2X1.4X0.95=105(吨)式中:L采煤面长度,m;2 次采煤进度,取0.8叱m采高m;r煤容重C采面回采率,取0.95。3 .班日产量计算:A日二3A班=3X105=315(吨)4 .月产量计算:A=AbN=315X29X0.8=7308(吨)式中:N月工作天数,K正规循环率,取80%。5 .年产量计算:A年=12A月=12X7308=87696(吨)二.采区生产能力计算As=kkKoir=l=1.1X0.95X87696X2=18(万吨)式中:k,采区掘进出煤系数,取1.1;k2

16、工作面之间影响系数,n=2时取0.95;Aoi两采区年产量和。r=l验算结果符合15万吨的设计要求。三.采区服务年限计算 .采区的生产能力,设计采区生产为15万吨 .采区的服务年限采区服务年限=_1153152x0.85150000=6.5(年)第七章采区生产系统一.运煤系统在运输上山和运输巷内均铺设刮板输送机。运煤路线为:工作面运出的煤,经运输巷、运输上山到采区煤仓上口,通过采区运输大巷装车外运。掘进煤、肝石经轨道上山下放到下部车场。见附图。1 .刮板运输机选型采煤面平均小时运煤量:n=Q_丫s=21(吨)5式中:Q班出煤量;5一一班出煤时间。班最大小时出煤量计算:Q大=kQ平=1.5X21

17、=31.5(吨)式中:K运输不均衡系数,K=L5根据班最大小时出煤量选用SGWD-13型可弯曲刮板机。采区上山选用SGWD-20D型。上山需刮板机台数:SGWD-20D型可弯曲刮板机的生产长度是100m,第一区段机巷到煤仓的斜长为444m,所以需要5台刮扳机。2 .采区上山绞车选型:根据采区生产能力,上山坡度、长度条件选用JT-1200/1028型矿用绞车。配37kw电机。二.通风系统L采煤面风量计算(根据采煤面的瓦斯绝对涌出量)Qt=iooxQ绝对K=100X2X1.8=360(m5/min)式中:Q绝对采面CH4绝对涌出量,m7min;K一一采面CH4涌出不均衡系数,取1.8。2 .根据局

18、扇吸风量掘进工作面风量计算根据掘进巷道的长度选用YBT-11型局部通风机。通过查表的该型号的通风机的吸风量为150m3/minoQht=2Q局吸K=150X3X1.3=585(m5/min)式中:Q局吸YBT51型局部通风机的吸风量,150mVmin;K为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,取1.3;3采掘按1:1.5配备3个掘进面。3 .上山绞车房及采区变电所的风量根据经验:绞车房和采区变电所的需风量为60n?/inin;绞车房和采区变电所的总风量Qrt=120m5/mino4 .采区总进风风量计算Qm=(2Qwt+Qht+2Qrt)K=(360X2+585+120)XI.05=1568(

19、m3/min)式中:EQ.采煤工作面所需风量之和;L8掘进工作面所需风量之和;K.采区通风(包括内部漏风和配风不均等数)系数;取1.Io5 .通风设施布置及进风、回风路线见附图。6 .采区安全监测监控系统采煤工作面、掘进工作面瓦斯探头安设位置见附图,按煤矿安全规程规定瓦斯浓度达到1.5%要断电撤人。采区防尘系统机头处必须安装喷雾洒水装置,风流净化水幕布置位置及数量见附图。在水平进风大巷,采区进风石门,采区回风巷以及煤斗下风侧都必须安装风流净化水幕。第八章采区准备方式一.掘进工作面数安排1 .前期先安排一个掘进头掘出运输石门和下部车场,再安排两个掘进头分别掘煤上山和轨道上山,两上山相距不少于20

20、m,至上山边界后,掘出上部车场后与回风石门贯通,形成通风系统。另个掘进头掘好煤上山后在第一区段掘中部车场,采用双巷掘进的方法掘进双翼的第二区段回风巷,掘到边界开切眼。同时在采区上部边界,从上部车场向两翼掘第一区段的回风巷,掘出以上巷道的过程中,还要掘采区煤仓、变电所和绞车房。预计9个月第一个工作面可以投入生产。2 .双面采区投产后掘进头按采掘比L1.5配备,既3个掘进头,准备下区段。二.上山贯通方式及顺序轨道上山掘到上部边界后掘出上部车场,再与回风石门贯通形成通风系统。随着第一区段的回采,及时开掘第二区段的中部车场、回风巷、运输巷和开切眼。采用区段下行式开采顺序,依次准备下一区段的采煤工作面,

21、保证工作面的正常生产接替。第九章安全措施一.采区通风、防尘及瓦斯事故的防治L加强通风瓦斯检查,瓦斯检查员必须坚持进班在前,出班在后,时刻注意瓦斯变化情况,发现险情及时通知人员停止作业,及时撤出人员至安全地点,并向调度站汇报。2 .必须安装瓦斯传感器,规定报警浓度和断电浓度符合规程规定,断电范围为工作面、回风巷中所有电器设备。3 .严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。瓦斯超限严禁作业。4 .严格执行“瓦斯、电闭锁”,严禁使用失爆的电器设备。5 .各装载点必须有撤水防尘装置,并设专人维护,保证正常使用。6 .放顶时,如果煤尘太大必须在工作面及放顶处撤水。二.防顶板措施L加强现场管理,工作面做到“三直”、“一牢”,即煤壁直、支柱打直、切顶线放直;支柱要打牢(工作面所

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