采煤工艺设计Word文档下载推荐.docx
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简单
煤层倾角/(O)
0-25
14
开采煤层
5号煤层
比重(t/m3)
1.35
赋存情况
较稳定
煤层情况描述
5号煤层埋藏深度一般为330m左右,煤层厚度4~6m,平均5m,倾角0~25°
,比重1.35吨/³
,结构简单,赋存较稳定,井田南部较厚,北部较薄,厚度变化较少
第三节煤层顶底板
15305工作面位于三井主采区东侧,工作面上部为15306工作面,下部为15304工作面,切眼北部为采面技术边界。
据15304面回采情况看:
伪顶顶板为炭质泥岩,厚度1~4m,非常破碎;
直接顶板岩性为灰色泥岩,夹粉砂岩薄层,含植物化石,厚度5.21~28.12m,平均20.34m;
底板为灰色泥岩,厚度1.91~27.828.4m,一般为8.4m左右。
工作面煤层顶底板情况见表3。
表3煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石类别
厚度
岩性
直接顶
泥岩
5.21~28.12m
灰色,夹粉砂岩薄层,含植物化石
20.34m
伪顶
炭质泥岩
1~4m
炭质,非常破碎
底板
1.91~27.828.4m
灰色
8.4m
第四节地质构造
地质构造:
本工作面四周均有5#煤层已掘出巷道,地质资料清楚,无断层、褶曲等构造。
第五节水文地质
水文地质情况:
区内水文地质条件简单,除煤层内在水分外,无其它水源。
第六节影响回采的其他因素
根据《地质说明书》提供的资料,在工作面煤层瓦斯相对涌出量为4.41m³
/t,瓦斯绝对涌出量为1.17m³
/min;
属低瓦斯矿井。
煤尘具有强爆炸性。
煤层自然发火期为3~6个月,属易自燃煤层。
详见表4。
表4影响回采的其他因素
瓦斯等有害气体、煤尘及煤层自燃发火情况
瓦斯
相对涌出量为4.41m³
/t,绝对涌出量为1.17m³
/min,
属低瓦斯矿井
煤尘
强爆炸性
煤的自燃性倾向
易自燃,自然发火期为3~6个月
地温
无地温异常
地压
无地压异常
第七节储量及服务年限
一、储量
工业储量=倾斜长×
走向长×
煤层厚度×
容重=160×
50×
2.7×
1.35=29160(t)
可采储量=工业储量×
煤炭回收率=29160×
0.95=27702(t)
二、工作面服务年限
设计月产量:
T月==8656(t)
服务时间:
A=Zk/T月=27702/8656=3.2月
第二章采煤方法
该工作面煤层平均厚度为2.7m,煤层倾角一般为0°
-25°
左右,直接顶板为灰色泥岩,采用走向长壁采煤法采煤。
第一节巷道布置
一、采区巷道布置
表2.1巷道特征表
项目名称
净宽
(m)
净高
净断面(m2)
支护
形式
断面
形状
长度
020302运输顺槽
3.2
2.4
7.68
锚喷支护
矩形
330
020302回风顺槽
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
本工作面采用走向长壁采煤方法,见顶见底一次采全高,循环进尺1.0m。
人工爆破落煤、人工攉煤、刮板输送机运煤、人工回柱放顶用全部垮落法管理顶板。
二、落煤
(一)、落煤方式:
采用MQS-45L2型手持式风煤钻打眼,人工打眼,爆破落煤。
(二)、炮眼布置图及爆破说明
1.炮眼布置(见附图2—1)
附图2-1
..
2、装药结构示意图(见附图2—2)图2—2
(1)连线方法:
串联
(2)爆破顺序:
由下向上进行爆破。
图2—3
(3)炮眼特征
表2—2
名称
眼距
位置
角度
眼深(米)
利用率(%)
每眼装药量(g)
总装药量(Kg)
距底(米)
距顶(米)
仰俯(度)
水平(度)
顶眼
1.0
0.8
0.2
90
80
1.1
300
14.7
底眼
0.25
0.75
75
15.3
(4)、爆破说明
①本矿井为低瓦斯矿井,爆破材料使用煤矿许用Ⅱ级抗水乳化炸药,毫秒延期电雷管,使用煤矿用电容式发爆器引爆。
②炮眼布置采用图2-4所示,眼深1.2米,眼距1.0米,炮眼角度75○-85○,炮眼利用率90%,进尺1.0米。
③顶眼装药量0.3kg,底眼装药量0.3kg,正向装药,封泥长度不小于0.5米,并使用水炮泥。
④联线方式为串联,一次起爆15炮。
分组装药,分组爆破,必须一次装药,一次爆破,严禁一次装药,分次爆破。
⑤爆破安全距离不低于35m,爆破母线长度不得小于50m。
三、装运煤
工作面放炮后,由人工移溜用铁锹将爆落的煤装入刮板输送机,由刮板输送机运出;
运输巷采用刮板输送机和皮带输送机运煤。
四、工作面支护及采空区处理
(一)、工作面支护
见第三章
(二)、采空区
工作面采空区采用全部垮落法处理。
六、采煤工作面正规循环生产能力
W=L×
s×
h×
r×
c=50×
1.0×
1.35×
95%=173t
式中:
W——工作面正规生产能力,t
L——工作面平均长度,50m
S——循环进度,1.0m
h——工作面设计采高,2.7m
r——煤的密度,1.35t/m3
c——回采率,95%
第3节配套设备
一、配套设备见下表
设备名称
规格型号
数量
备注
皮带运输机
DTL-200/3
1部
带宽200cm
30t/h
刮板输送机
SGD280/11
1200×
280×
125
真空智能起动器
QBZ-315
2台
真空馈电开关
BKDZ-630
1台
馈 电
DWBQ-350
综 保
BBJT4-2
煤电钻
MQS-45L2
3台
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、顶板管理方式
根据本工作面顶板特征,工作面顶板采用单体支柱和铰接顶梁支护,两巷采用锚喷支护,超前采用单体支柱支护,采空区采用全部垮落法管理顶板。
二、工作面基本情况
(一)、工作面主要参数 (表3-1)
煤层厚(m)
采高(m)
倾角
面长(m)
走向(m)
煤层号
0~25
5
(二)、单体支柱工作面的支护设计
1.合理支护强度的计算
①依据参考面选取的最大平均支护强度
Pc=xt/m2
式中:
Pc――最大平均支护强度(参考面)
②经验计算支护强度
Pj=8hr=8×
x=24.9t/m2
Pj――最大平均支护强度(经验计算值)
h――采高取1.2m
r――顶板岩石容重取xt/m3
③确定工作面支护强度:
xt/m2(选取二者中的大者)
P=xt/m2
2、设计工作面支护密度
①支柱实际支撑能力计算
Rt=kg×
kz×
kb×
kh×
ka×
R==x
Rt――支柱实际支撑能力
k――支柱阻力影响系数
kg――支柱工作系数取0.99
kz――支柱增阻系数取0.95
kb――支柱不均匀系数取0.9
kh――支柱采高系数取2.7
ka――倾角系数取1.0
R――支柱额定工作阻力取x
②计算工作面支护密度
n1=P/Rt=x
n1――支护密度根/m2
P――工作面支护强度xt/m2
Rt――支柱实际支撑能力xt/m2
③根据直接顶板选择支护密度
根据生产技术条件,同煤层开采经验和直接顶板情况,初步确定柱距:
a=0.8m,排距:
b=1.0m,支护密度为n2=1/ab=1/1.2×
0.8=0.96根/m2
根据上述计算及选择,确定柱距:
0.8m,排距:
1.0m,选用支护密度n=0.96根/m2
3、按底板比压验算,确定是否穿鞋
①单根支柱最大支撑力:
Pd=P/n1=x/0.96=xt/根
Pd――单根支柱最大支撑力
P――工作面支护强度
n――支护密度
②底板允许单根支柱最大支撑力:
Py=Sd×
Pz=x×
0.00785=xt/根
Py――底板允许单根支柱最大支撑力
Sd――支柱底面积0.00785m2
Pz――底板允许比压xMPa
如果Pd<
Py,则不需穿铁鞋,经计算Pd>
Py,因此需穿铁鞋。
4、柱鞋直径的计算
铁鞋面积S=100×
Pd÷
Pz=100×
x÷
x=xcm2
铁鞋的直径D=30cm
因此选取直径为30cm的铁鞋即可满足需要,且DZ31,铰接顶梁为HDJA-1200。
三、乳化液泵站
(一)、泵站选型、数量:
根据我矿现有设备及工作面实际需要,工作面乳化泵采用两台BRW400/31.5×
4A型,一台备用,一台正常使用。
为提高采煤机喷雾降尘效果,采用BPW31.5/16型喷雾泵。
(二)、泵站设置位置:
泵站安设在联络巷。
(三)泵站使用规定
1、乳化液泵站司机必须熟悉乳化液泵的性能和构造原理,具备保养、处理故障的基本技能,经过培训、考试合格,取得操作资格证后,方可上岗操作。
2、乳化液泵站应配备两泵一箱,乳化液泵和服化液箱均应水平安装,乳化液箱位置应高于泵体100mm以上。
在正常情况下,一台泵工作,一台备用或检修。
3、泵站要设专人管理,并负责检查和维修泵站及管路系统。
泵站司机必须认真操作,及时操作。
4、必须使用乳化液浓度计,必须保证乳化液浓度始终符合规定要求,配比浓度保持2—3%,严禁以水代油,要对水质定期进行化验测定,保证配液用水清洁,符合规定。
5、司机要按以下要求配合进行检查、检修。
坚持每班擦洗一次油污、脏物;
坚持每天更换一次过滤器网芯;
高低压控制装置的性能,由专管人员每周检查、鉴定一次;
坚持每10天清洗一次过滤器;
乳化液箱至少每月清洗一次;
各种保护装置由专人每月检查一次;
水质每季度化验一次;
过滤应按一定方向每班旋转1—2次。
6、工作时司机要经常检查泵运转情况,发现管路击穿,接头漏液应及时维修或更换,若泵站压力达不到要求应及时调整,使泵站压力始终保持在18Mpa以上。
乳化液位要不低于液化
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