采煤工艺设计说明书文档格式.docx
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1:
5000
2
采煤方法图
50
3
采掘工程平面图
2000
4
通风系统及通风网络图
示意
5
监控系统设备布置及断电控制图
6
井下紧急避险及避灾路线图
7
消防、防尘、及供水施救系统图
8
压风管路及压风自救系统图
9
通信联络系统图
10
井下人员定位管理系统图
11
井下电气设备布置示意图
12
一带区变电所供电系统图
13
井下运输系统图
14
瓦斯抽放管路图
前言
根据四川省经信委关于《四川省煤矿改扩建项目管理暂行办法》的通知川经函【2008】1191规定,荥经县正原煤业有限公司荥经县凰仪乡河坪煤厂经过几年整合改扩建,投入大量资金,于2013年12月结束建设,2014年1月进入试生产。
试生产采用普通采煤机采煤,因首采煤为上下连煤层,煤层结构为较简单煤层:
煤层厚度一般0.59~0.7m,平均0.62m,煤层倾角10~13o,平均倾角11o。
为简单结构煤层,上连煤厚一般0.26~0.40m,下连煤厚0.27~0.36m,中部夹矸为砂质泥岩或粉砂岩,厚一般0.42~1.25m。
采出原煤煤灰混合,热值3000kc左右,销售市场受到极限,几乎无客户,加之企业建设中投入资金量大,企业面临严重生存问题,鉴于当前情况企业只好将采煤机采煤改为截煤机掏槽采煤、在工作面人工边选矸后边出煤,增加块煤率,满足市场需求。
现将普通采煤工艺修改截煤机掏槽炮采工艺设计如下:
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
1、1121对拉工作面是上下连煤层首采工作面,1121对拉工作面位于上下连煤层+850水平运输巷下山,走向长度为190m,倾向长280m。
2、1121采区范围为+780~+850m,地面标高为+1400~+1600m,该回采区相对地面位置为无人区的森林区,回采对地面无影响。
煤层名称
上下连煤层
水平名称
一水平
工作面名称
1121对拉采煤工作面
地面标高(m)
+1400~+1600
回风巷标高(m)
+850~+820
运输巷标(m)
地面位置
无人区的森林区,回采对地面无影响。
井下位置及四邻采掘情况
该采煤工作面为本水平第一个采煤工作面(首采面),以东南方位采空区,西南方为1121备采工作面。
回采对地面设施影响
对地面设施基本无影响
走向长度(m)
190
可采走向长度(m)
倾斜长度(m)
285
面积(m2)
54150
可采面积(m2)
3、工作面位置及井上下关系表
第二节煤层
1、本工作面设计开采煤层为上下连煤层,该煤层位于须家河组第二段(T3xj2)下部,上距第三段(T3xj3)底界平均约190m,下距第二段(T3xj2)底界平均约27m。
上下连煤层上距双龙煤层平均约27m,在矿区内煤层厚度一般0.59~0.7m,平均0.62m,煤层倾角8~12o,平均倾角10o。
煤层顶板为深灰色薄层砂质泥岩,底板为灰色泥岩、砂质泥岩,该煤层在矿区属稳定可采煤层。
实际开采情况反映,采煤工作面的最大采高为1.7m,最小采高为1.3m,平均为1.5m。
2、煤层情况表
煤层厚度m
(1.3-1.7)/1.50
煤层结构
较简单
倾角
10°
开采煤层
硬度
f=3-4
煤种
无烟煤
稳定性
中等
煤层情况描述
为简单结构煤层,上连煤厚一般0.26~0.40m,下连煤厚0.27~0.36m,中部夹矸为砂质泥岩或粉砂岩,厚一般0.42~1.25m,平均倾角10度。
3、煤层柱状图
第三节煤层顶底板
1、煤层顶底板情况表
顶板
顶底板名称
岩石类别
厚度(m)
岩性特征
基本顶
砂质泥岩
1.0-1.5
黑色、灰色泥质页岩
直接顶
1.5-2.0
深灰色砂质泥岩
底板
直接底
4.8-5.5
灰色砂质泥岩
老底
砂岩
1.0
灰色粉砂岩
第四节地质构造
根据该工作面风、机巷已揭露的情况分析,该工作面整体属单斜构造,煤层平均坡度10°
左右;
煤层走向为220-230°
,倾角8-12°
,倾向为45-50°
;
煤层地质构造简单,在风、机巷掘进过程中遇到了小型断层、小型褶曲,但对工作面进行炮采无影响。
第五节水文地质
一、含水层(顶部和底部)分析区内含煤地层主要为砂岩夹多层泥、页岩,上、下砂岩含水层因受泥、页岩不透水层相间,使各含水层的水力联系较差,1121对拉工作面水文地质条件简单。
二、其它水源的分析
本采面防尘用水及排放乳化液可能造成局部积水,但对回采无影响。
工面在回采过程中顶板无淋水,断层裂隙发育带皆干燥无水。
第七节瓦斯、煤尘爆炸性、地温、地压情况
瓦斯
本矿井瓦斯绝对涌出量为23.768m3/min,为高瓦斯矿井。
自燃倾向性煤尘爆炸性
不易自燃(Ⅲ级)、煤层无爆炸危险性。
赋存条件
煤层赋存较稳定,可采有益厚度0.8-0.9m。
煤层顶板为深灰色薄层砂质泥岩,底板为灰色泥岩、砂质泥岩,
地温
本区平均地温15.3℃,无地温异常现象。
冲击地压
无冲击地压
构造
区内为单斜构造,进回风巷及开切眼施工过程中没有发现大断裂构造
第八节储量及服务年限
走向长(m)
倾斜长
(m)
(°
)
斜面积
(m3)
采高(m)
容重
(t/m2)
工业储
量(万t)
回采率
(﹪)
可采量
(万t)
可采期(月)
8-12
1.5
1.40
11.37
96
10.91
第二章采煤方法
根据煤层赋存条件及本矿实际生产管理经验,选择倾斜长壁后退式采煤法,截煤机掏槽,放炮落煤,刮板输送机运输,单体支柱加铰接顶梁支护。
根据煤层赋存条件及本矿实际生产管理经验,选择倾斜长壁后退式采煤法,人工掏槽,放炮落煤,刮板输送机运输,单体支柱加铰接顶梁支护。
第一节巷道布置
一、采区设计,采区巷道布置情况
1121回风巷与+850m上下连煤层回风巷相连,1121工作面运输巷与+850m上下连运输巷相连,形成独立的通风运输系统。
附图:
工作面位置及巷道布置图
二、1121采煤工作面运输巷、回风巷规格及用途
1121工作面运输巷与回风巷均采用两帮及顶板采用锚杆+钢筋梯支护,均为新掘进巷道,无巷道变形,1121运输巷净断面面积:
7.92m2,1121回风巷净断面面积:
6.60m2。
1121运输巷用途为行人,通风,运输;
1121回风巷用途为回风,行人,运料。
工作面切眼采用单体液压支柱+铰接梁支护支护,全长190m,净断面面积:
2.4m2,用途为运煤、运料,行人,通风。
三、工作面运输巷、回风巷
第二节采煤工艺
一.回采工序
采煤工艺包括:
截煤机截槽→风煤钻打眼、爆破落煤→挂梁→人工攉煤、人工支护、回柱、充填→移镏等工序循环作业。
二.采高和循环进度
根据煤层赋存情况和支护方式,本工作面一次采全高,采高为1.5m,循环进度为1.2m。
三.落煤
1.落煤方式:
截煤机掏槽,放炮落煤。
选用截煤机基本参数
截煤机基本参数
型号
MJ30型
防尘方式
冷却水截煤部防尘
调速方式
手动、脉动、无极调整
工作方式
眼煤壁作业
牵引方式
钢丝绳牵引
电机型号
YBC-30
牵引速度
0~0.92m/mi
电机功率
30KW
截槽深度
1.0~1.2m
额定电压
380/660v
截槽高度
0.085~0.1m
绳筒容量
20m
截链线速度
2.01~2.04m/min
冷却方式
螺旋水道内冷
空载下方速度
4.00~4.14m/min
整机重量
1320±
10kg
外形尺寸
(长×
宽×
高)42270×
490×
390mm
2.炮眼布置方式及爆破方法。
(1).炮眼布置方式:
炮眼布置:
根据煤层的结构特点决定采用单排眼方式布置炮眼。
炮眼布置在顶板下0.4m的煤层内,斜向顶板方向打眼,夹角为6º
,终孔位置距煤层顶板垂距0.1m;
炮眼间距均为1.5m。
(2).爆破方法:
串联爆破,毫秒微差,正向爆破。
(3).炮眼布置图
(4).炮眼说明表。
炮眼说明表(单面循环)
炮眼布置方式
单眼
放炮方法
微差毫秒,正向爆破
连线方法
串联
一次放炮个数
≤10
炸药
种类
三级煤矿许用乳化炸药
装药量
炮眼
0.2kg
炮眼封泥长度
≥500mm
(5).爆破说明书
按工作面一个循环炮眼布置及所需炸药和雷管消耗量表
项目
名称
炮眼个数(个)
眼深(m)
每眼装药量(kg)
循环消耗
连线
方式
炸药(kg)
雷管(发)
65
1.2
0.01
6.5
串
联
合计
放炮安全规定:
采面采用三级煤矿许用乳化炸药和瞬发电雷管爆破,连线方式为大串联,每次放炮的长度不得超过10个,顶板较破碎时,一次起爆长度不超过5个,顶板十分破碎时,一次起爆炮眼个数不能超过2个。
放炮地点必须在距离启爆点不小于100m的新鲜风流中,并严格按爆破说明书规定进行装药。
四.装运煤
本工作面采用截煤机截槽,风煤钻打眼,爆破落煤,工作面人工攉煤通过刮板输送机至1121机巷转载刮板输送机、皮带输送机至采煤工作面煤仓,+850m运输大巷车场装车,由电机车通过+850m运输大巷运输至主平硐至地面工业广场煤库。
五.工作面支护及采空区处理
(一).工作面支护
1.支护形式。
单体液压支柱配合金属铰接顶梁,一梁一柱后定位齐柱齐梁式进行支护顶板,正常生产时期采用“三.四”排管理,即“见四回一”。
2.支护质量和接顶要求。
(1).工作面支柱、顶梁、水平销对号管理,编号清晰。
(2).支柱打成一排直线,排距1200mm,柱距800mm,偏差均不得超过±
50mm;
端面距不大于200mm,新暴露的顶板要及时支护。
(3).支柱支设应垂直顶底板,迎山有力,工作面支柱必须全承载。
(4).工作面控顶范围内顶底板移近量按采高不大于100mm/m;
底板松软时,支柱应穿柱鞋,钻底小于100mm;
工作面顶板不应出现台阶下沉;
初撑力不得低于90KN,不足的要进行二次补注液。
(5).煤层厚度变化时,必须及时更换适应采高的支柱,防止支柱超高或压死,活柱伸出量不少于150mm。
(6).不得使用折损的坑木,损坏的顶梁和失效的支柱,一旦发现立即更换。
(7).工作面顶梁挂设平直,梁小头垂直指向煤壁,梁与梁之间互相平行。
(8).临时支柱的位置应不防碍架设基本支柱,基本支柱未架设好不得回撤临时支柱。
(9).工作面内特殊支护齐全;
局部悬顶和冒落不充分(面积小于2m×
5m)的应采取措施,超过的应进行强制放顶。
特殊情况下不能强制放顶时,采用砂磴支护,砂磴见方不小于1.5m,且接顶结实。
(10).工作面“三直一平”,液压支柱排成一条直线,其偏差不超过±
工作面伞檐长度大于1m时,其最大突出部分不超过150mm,伞檐长度在1m以下时,最突出部分不超过200mm。
(二).采空区处理
工作面采空区处理采用选矸、放顶、条带砂充填法处理。
六.采煤工作面正规循环生产能力(单面)
工作面正规循环生产能力计算:
根据:
Q循=L×
L循×
m×
r×
c=95×
1.2×
1.5×
1.40×
0.96=229.82(t)
式中L——工作面平均长度m
L循——循环进度1.2m
m——采高1.5m
r——煤容重1.40t/m3
c——工作面回采率96%(工作面采高为1.5,计算时以中厚煤层计算)
月产量:
Q月=Q循×
30×
90%=229.82×
90%=6205.14(t)
式中:
30:
一个月天数,取30天;
90%:
月循环率
说明:
以上以单面计算,对拉面日循环产量为2×
6205.14=12410.28(t)
最终采煤工作面正规循环生产能力12410.28(t)
第三节设备配置
一、工作面采煤、支护和运输设备名称、型号、主要技术参数和数量
设备名称
规格型号
单位
数量
备注
调度绞车
JD-14.4
台
乳化液压泵
RBW—80/20
乳化厢
XRXTA
供液压
风电钻
ZQST-30/2.5
打煤眼、采面各一台。
煤电钻综保器
ZBZ—4.0Z
磁力磁动器
QBZ—80
采面电气设备供电。
卸载把手
把
20
回撤支柱、采面各10把
洋铲
30
攉煤、采面各15把
刮板输送机
SGB—620/40T
(运输巷)
SGB620/55
注液枪
QZYX-Q3
16
支柱升降、采面各8把
长π型梁
DFB2800-300
根
截煤机
胶带输送机
DTL-80/40/2×
75
部
移溜器
YT-77C/700
手拉葫芦
SH-5
个
放炮器
MFB/100
单头
液压支柱
DW18-300/100
1200
DW30-300/100X
216
铰接梁
DJB1200/300
1416
采面、巷道支护
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、工作面支护设计
1、工作面基本支护选型:
根据本工作面的地质条件和矿井技术条件:
本工作面基本支护采用DJB1200/300铰接梁配DW18-300/100单体齐梁齐柱式支护,一梁一柱,梁间互铰。
2、工作面支架布置形式:
根据本工作面的地质条件,采取齐梁齐柱式倾向棚布置。
3、工作面上、下出口支护:
单体配π型梁支护,梁长2.80m,一梁三柱,机头“四对八梁”交替迈步前进;
机头“两对四梁”交替迈步前进。
二、工作面支护设计:
1、根据经验公式计算工作面合理支护强度:
Pt=9.81hγk=9.81×
2.5×
8=236KN/㎡
式中Pt—工作面合理的支护强度,kN/m2;
h—采高,m;
γ—顶板岩石容重,kN/m3,一般可取2.5T/m3;
k—工作面支柱应该支护的上覆盖层厚度与采高之比,一般取4-8,应根据具体情况进行合理选取。
开采煤层较薄、顶板条件好、周期来压不明显时,应选取低倍数;
反之则采用高倍数。
2、支柱实际支撑能力计算:
Rt=kgkzkbkhkaR=0.99×
0.95×
0.9×
1×
300=254KN
式中R—支柱额定工作阻力,kN;
k—支柱阻力影响系数,可以从支柱阻力影响系数表中查得。
支柱阻力影响系数表
项目
微增阻支柱
急增阻支柱
木支柱
工作系数kg
0.99
0.91
0.5
增阻系数kz
0.95
0.85
0.7
不均匀系数kb
0.9
0.8
采高系数kh
<1.4m
1.5—2.2m
>2.2m
倾角系数ka
<10°
11°
—25°
26°
—45°
>45°
注:
表中系数根据矿压观测成果统计,适应一般工作面条件。
3、根据以上计算所得工作面的支护强度和支柱初撑力求得工作面合理支柱密度:
N=Pt/Rt=236/254=0.93(根/m2)
N—支柱密度,根/m2。
Pt—工作面合理支护密度,KN/m2。
Rt—支柱实际支撑能力,KN/根。
4、根据支架的布置方式和支护密度的要求计算工作面支柱距、排距:
a=(N.S)/(n.b+F)
=(4×
1/0.93根/㎡)/(4×
1.2+0.2)
=1.22406554m
式中a——工作面柱距,m
n——工作面支护排数,4
S——每根支柱的支护面积,1/0.93根/㎡
F——机道上方梁端至煤壁距离,0.2m
b——铰接顶梁长度,1.2m
根据以上计算的支护强度,工作面间距、排距确定工作面选用DW18-300/100单体液夺压支柱配合DJB1200/300型绞梁支护顶板,柱距0.8m、排距为1.2m。
5、根据实际情况,考虑采高起伏变化因素,最终确定排距为1200mm、柱距为800mm,则工作面最大控顶距为5.0m。
二、乳化液泵站:
1、在1121采面车场旁安设2台乳化泵,一台使用,另一台备用,一台水箱,供采面的支护和推溜用。
2、乳化液泵站使用规定:
(1)泵站压力调整符合说明书要求、乳化液配制符合说明书要求、乳化液浓度为3-5%乳化液、水质为中性、维护检修严格按照使用说明书。
(2)泵站安放平稳,固定牢固,安设在顶板完整、支护完好、无片帮、无淋水处。
(3)坚持使用乳化液浓度配比仪,乳化液浓度必须保证3%~5%,曲轴箱内润滑油合格。
油位在油位线之间,油槽内润滑合格,油绳放置合理,并有合格的过滤网。
(4)泵站压力表动作灵活,压力达到额定值,必须保证不低于18MPa。
(5)泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。
(6)曲轴箱内温度不得高于50℃,不低于5℃
第二节工作面顶板管理
一、控顶方式、支柱支设要求和放顶要求:
1、工作面支护
根据采煤工作面支护设计,工作面选用DW18-300/100型单体液压支柱和DJB1200/300型铰接顶梁支护顶板。
齐梁齐柱布置,一梁一柱形式,正常生产期间工作面采用三·
四排控顶,最大控顶距5m,最小控顶距3.8m,放顶步距1.2m。
支柱初撑力应不小于90KN。
在采空区侧3~4排支柱间沿倾斜每隔4m砌一个砂带,砂带宽度2.0m。
回柱时(由远到近)按先回撤第4排砂磴间处(套子)支柱,便于备用;
后回撤第3排待充填砂磴中间支柱,便于充填,严禁回撤对应砂磴间(套子)第3排支护;
严格见“四回一”。
回撤支护材料时特别注意安全:
回撤支柱时要相互传呼“注意安全回撤支柱了”,便于其他人员躲在安全处,一般躲藏在靠砂磴边,且支护可靠处;
回撤支柱时用带长绳的泄压“把手”,首先轻轻拉动绳子慢慢泄压直到完全泄压,泄压后、静静观测、待顶板稳定不掉砂后、用长柄工具钩回顶梁和支柱;
若有垮砂扎主顶梁和支柱,躲在安全处先清除垮砂;
遇大块砂,可用液压支柱顶开后再取回顶梁和支柱;
在回撤支柱时,必须在值班管理人员指挥下进行;
在回撤确实困难,危机安全情况下,向值班管理人员报告,可以放弃、严禁冒险蛮干、违章作业及违章指挥;
回撤支护材料必须在套子中堆码整齐,严禁端头达在镏槽边,防止输送煤炭时被刮走;
回撤支柱时若遇安全躲靠砂磴未接顶、先砌上顶支撑顶板后,再回撤;
攉煤工回撤的支柱作为工作面临时支护,保证攉煤安全;
分段回柱安全距离保持不小于30.0m。
工作面支护满足一般采高,遇地质变化若采高变高、支柱高度不够时,要及时更换支柱,满足支护高度;
若采高变低,可锉底窝支护;
严禁空顶、无支护作业。
套间安全:
严禁在套间放置采煤工具、严禁进入无支护的老搪休息或其它活动。
材料规格表
支柱型号
顶梁型号
柱鞋型号
柱距
排距
mm
参数
DJB1200/300
800
顶板管理参数表
项 目
规 定
顶板管理方法
条带充填法
最大控顶距
5.0m
选择依据
顶板岩性
最小控顶距
3.8m
回柱方法
人工回柱
放顶步距
1.2m
回柱工艺
分段回柱
周期来压步距
10~15m
初撑力
90KN
顶底板移近量
≤100mm/m
采面支护参数表
单位
采面支护形式
单体加绞接顶梁
尾巷回撤距离
m
≯5.0
排 距
对拉工作面错距
柱 距
各巷超前支护长度
≮20.0
上下出口高
不低于全采高(一般1.2)
备用材料堆码距
采面煤壁外20~50
上下出口支柱排距
端头支护长
3.8
端头支柱柱距(宽处)
端头支柱柱距(窄处)
0.3
带状充填砂宽度
≮2.0
端头护巷砂带宽度
≮2.5
带状充填砂间距
≯4.0
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- 采煤 工艺 设计 说明书