毕业设计修后石远远.docx
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毕业设计修后石远远
前言
煤炭企业提高煤炭回采率关系到国家的能源安全。
当今社会,任何一个国家的经济建设,都离不开能源的支撑,中国也不例外。
在中国的一次能源中,富煤少油缺气的资源结构决定了石油难以独立担纲支撑国家经济建设的重任。
其他能源,包括天然气、油页岩、核能、太阳能、水力、风力、潮汐能、地热、生物质能和海洋温差能等,受认识、环境、技术等限制,目前还不成气候,也只能是我国能源的一种补充。
能够持续支撑中国现代化建设的主体能源仍只有煤炭。
几十年来,煤炭在我国一次能源使用量中一直占70%以上,近些年这一比例虽然逐年降低,但到目前仍高达68.7%,这一特点决定了煤炭在我国未来的能源结构中必将长期占据主导地位。
但也必须看到,我国煤炭资源虽然在总量上相对比较丰富,但人均煤炭占有量却仅是世界平均水平的60%,资源约束矛盾仍将长期存在。
在这种情况下,如何开发好、利用好煤炭资源,成为我们必须高度重视的问题。
采煤方法和工艺的进步和完善始终是采矿科技发展的主题。
本次设计的主要依据是一平硐矿井井田地质报告以及2239工作面回采作业规程。
本次设计将着力解决以下问题:
2239工作面的设计,回采工艺的设计,破煤方式的选择,装煤及运煤方式的选择,工作面端头支护的设计,以及顶板的管理等内容,并最终绘制出工作面布置图。
本次回采工艺设计的目的在于通过课程设计,巩固和加强课堂理论知识,并使之与生产实践紧密结合,以培养运用所学知识分析问题与解决回采中各种主要工序的基本能力,掌握设计的基本方法和设计技能,并结合生产实践,锻炼解决生产所遇到的实际问题,培养正确的思维方式和工程技术人员应具备的基本技能。
第一章矿井概括
1.1采煤工作面位置及井上下关系
一工作面位置及范围
2239前段回采工作面位于22采区南翼-42~-12区段之间,北起-42南石门,南至21采区边界。
上区段三、五都已开采,上覆二煤未开采,下伏五煤未布置。
工作面参数:
走向长:
160m
倾斜长:
75m
煤层平均倾角:
22°
煤层平均厚度:
1.6m
三煤容重:
1.4t/m3
含煤面积:
12250m2
工业储量:
2.69万吨,
可采储量:
2.56万吨。
回收率:
95%
二煤层厚度:
煤层平均厚度1.6m。
三煤层产状:
2239前段面总体上呈一单斜构造,煤层平均倾角为22°,平均走向为180°。
1.2煤层的地质特征
一煤层稳定性:
工作面地质构造较简单,煤层赋存较稳定,但工作面中部因底板挤压作用使煤层变薄。
有断层对开采有一定的影响。
二煤种煤质描述:
三煤:
俗称“红炭”,上部为块煤,中部为厚约0.3米的砂质泥岩夹矸,下部为沫煤。
三地质构造
1、断层:
以下为本工作面开采将遇到的主要断层,具体位置及其对回采的影响程度见附后的地质说明书:
构造
名称
倾向(°)
倾角(°)
性质
落差(m)
对回采的
影响程度
F1
315
42
正(
1.2
有一定影响
F2
297
52
正
2.8
需做补充巷
F3
3928
43
正
2
有定影响
1.3可采储量及可采期
工业储量:
Z=160×75×1.6×1.4=2.69(万吨)
可采储量:
Z′=2.69×95%=2.56(万吨)
1.4服务年限
工作面服务年限=2.56÷0.45≈5.6(月)
1.5生产系统
一运输系统
1、运输、装载、转载方式,运输设备:
①、运输、装载、转载方式:
工作面采用搪瓷槽板自溜,机巷采用刮板运输机运煤至煤斗,2.5吨小电车拖运至22下车场,8吨机车转至主井下车场,2.5m绞车转至地面。
②、运输设备:
刮板运输机、2.5吨小电车、8吨机车、绞车。
2、运输设备的安装位置、固定方式和推移方式:
刮板运输机安装在机巷内,为可移动设备。
3、运煤路线:
工作面煤
2239前段机巷
一吨矿车
-42南运巷
22下车场
-50西运输大巷
-50主石门
主井底
地面。
二通风系统
1、通风设施的安设位置和质量要求:
①、安设位置:
-12车场内安设二组风门。
②、质量要求:
墙体厚度不小于0.5m,严密不漏风,墙体周边掏槽并有不小于0.1m的裙边。
风门设置双道,有闭锁装置且能自动关闭。
2、工作面风量计算:
①按瓦斯(CO2)涌出量计算:
Q=100(67)qk=100×0.38×1.5=54m³/min
②按温度计算:
Q=60VS=60×0.8×4.2=200m³/min
③按炸药使用量计算:
Q=25A=25×4.0=100m³/min
④按工作面每班工作最多人数计算:
Q=4N=4×30=120m³/min
⑤按风速验算:
按最低风速验算,工作面的最小风量Q>15S>42
按最高风速验算,工作面的最大风量Q<240S<672
⑥根据以上计算,符合《煤矿安全规程》,故选择工作面风量为200m³/min。
3、通风路线
新风:
-22下车场→-42主石门、南运巷、南石门→2239前段机巷→2239前段工作面。
乏风:
2239前段回风巷→-12南石门、南运巷、主石门→-12回风通道→22回风上
山→18风井→地面
四通风、监测、防尘系统示意图
三防尘系统
1、防尘供水系统:
主井蓄水池付井-50主石门-50西运输大巷22采区下车场-42主石门、南运巷、南石门2239前段机巷。
2、工作面各溜子转载点,煤斗下装车点必须安装喷雾降尘。
3、在机、风巷安装环形净化水幕。
4、防尘方式:
放炮使用水炮泥,个体防护、装煤洒水,机、风巷净化喷雾。
四瓦斯监控系统
1、瓦检人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示汇报制度,并认真填写瓦斯检查班报。
2、本工作面瓦检员每班至少检查三次,主要检查工作面进风、工作面风流、煤帮和上隅角处、工作面回风和尾巷等点的瓦斯浓度。
当工作面瓦斯浓度达1.0%时,必须停止电煤钻打眼,放炮地点20m内瓦斯浓度达1%时,严禁放炮。
3、当工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%或其回风流中瓦斯浓度达到1.0%时,必须停止工作,撤出人员,切断电源,报告矿调度室,查明原因,制订措施,进行处理。
4、加强瓦斯监测管理,工作面必须安设瓦斯报警断电仪(并联入Kj90系统,实行24小时连续监测),瓦斯探头安装及参数如下:
探头
编号
安装
位置
断电范围
报警点
报警点
断电点
复电点
T1
距工作面上出口5-10m
回采工作面全部非本质安全型电器设备
0.9%
≥1.0%
≥1.5%
<1.0%
T2
距回风出口10-15m
工作面及回风流中的所有机电设备的电源
0.9%
≥1.0%
≥1.0%
<1.0%
T3
距工作面下出口5m
回采工作面全部为本质安全型电器设备
0.4%
≥0.5%
≥0.5%
<0.5%
五排水系统
排水路线:
工作面水从水沟自流至2239前段机巷→-42南石门、南运巷、主石门→22采区下车场→-50西运输大巷→-50中央水泵房→地面。
六供电系统
供电方式:
幅射式,电压等级:
660伏,电缆选择:
3×35+1×16。
1、供电系统示意图:
2、供电系统示意图:
2239前段工作面保护装置的整定(与供电系统图相对应)
22变电所内供2239前段工作面三专KBD-350真空馈电开关,它的保护装置是ZKJB-K1智能化综合型保护器,整定范围为10A~1000A;
其额定电流Ie:
Ie=11×1.15=12A
其整定电流Idz:
Idz=(5~7)Iqe=(5~7)×12=65A
则初步Idz=100A。
短路点取供电系统的d1点。
则换算长度L1:
L1=600×1.43+60×2=978m则I=764A(查表)
其灵敏系数K:
K=I/Idz=764/100=7.64>1.5,满足要求。
22变电所内供2239前段工作面动力KBD-350真空馈电开关,它的保护装置是ZKJB-K1智能化综合型保护器,整定范围为10A~1000A;
其额定电流Ie:
Ie=(11+11.4)×1.15=26A
其整定电流Idz:
Idz=Iqe+ΣIgy=11.4×(5~7)+12=80A
则初步Idz=100A。
短路点取供电系统的d2点。
则换算长度L2:
L2=600×1.43+310×2=1468m则I=485A(查表)
其灵敏系数K:
K=I/Idz=485/100=4.85>1.5,满足要求。
七通讯照明系统
1、工作面电话设置在第二台溜子机头处。
2、本工作面和转载点尚未安装照明,采取个人携带矿灯照明。
第二章采煤方法及巷道布置
因为此工作面为近距离煤层群采取,因此采用走向长壁后退式采煤法,选用爆破采煤工艺。
2.1巷道布置
一、根据本矿地质构造和技术条件,决定采用走向长壁后退式采煤法,一次采全高,全部垮落法管理顶板。
所以,巷道布置方式:
风巷从-12南石门揭三煤处开门,沿原2237机巷掘擦边巷,机巷从-42南一石门揭三煤处顶板掘进,工作面已基本布置完成。
二、根据设计2239前段工作面机、风巷都采取2.2×2.3m工字钢梯形棚支护,断面为6.7m2,切眼采用2.2的兀梁配液压单体支柱矩形棚支护,用途为运输、行人和通风。
三、-42区段运输巷、-12区段运输巷都采用2.6×2.5m半圆拱锚、网、喷支护,用途为运输、行人、通风和排水。
2.2回采工艺
一采煤工艺简述:
电煤钻打眼、爆破落煤、人工扒煤、刮板运输机运煤、人工支护和回柱放顶等工序。
二采高和循环进度:
根据煤层赋存情况和支护方式,本工作面采取一次采全高,采高为1.6m,循环进度为0.8m。
三落煤、装煤、运煤和顶板控制方式:
1、本工作面采用电煤钻打眼,爆破落煤,人工扒煤至搪瓷槽板内自溜至2239前段机巷
2239煤斗、一吨矿车内
-42南运巷
22采区下车场
-50西运输大巷
-50主石门
主井底
地面。
四爆破:
1、炮眼布置:
根据煤层的结构特点决定采用双排三花眼方式布置炮眼。
炮眼布置图
2、爆破说明书
炮眼指标
循环指标
项目
单位
数量
项目
单位
数量
眼距
m
1.0~1.2
眼数
个
128
距顶(底)板
m
0.5(0.3)
装药量
Kg
25.6
俯角
度
10~15
雷管数
发
128
仰角
度
5~10
炮泥
Kg
40
水平角
度
85
采高
m
1.6
装药量
g/个
200
其它
封泥长
mm
600
雷管种类
1-3段毫秒雷管
眼深
mm
800
炸约种类
3号煤乳炸药
孔径
mm
35
炮眼布置形式
双排三花眼
起爆器型号
MFB-100
起爆方式
电容式一次起爆
放炮母线长度
大于200m
联线方式
串联
五工艺流程为:
安全检查→扶倒柱→挂梁→出煤→支柱→打眼→装药→扫余煤→回柱放顶→放出班炮。
放炮后,由人工扒煤入搪瓷溜槽,煤炭自溜或人工辅助溜煤至机巷(如工作面坡度平缓,倾斜长度超过20米,应考虑在工作面安装刮板输送机运煤),由机巷刮板输送机、皮带输送机将煤运至303-200石门。
六工作面支护及采空区处理
1、支护设备选型:
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HDJA-800绞接梁配DZ系列单体正悬臂支护,悬臂长度为0.5m,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,采取正悬臂齐梁直线式。
③工作面上下出口支护:
采用齐梁均列式,单体配π型梁,梁长2.6m,一梁三柱,“四对八梁”特殊支护。
2、工作面支护设计:
①根据经验公式计算工作面合理的支护强度:
Pt=9.81hγK=9.81×1.6×2.5×8=315(KN/m2)
式中:
Pt——工作面合理的支护强度,KN/m2。
h——工作面采高,m。
γ——顶板岩石比重,一般取2.5t/m3。
k——工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比,本例取8。
②、支柱实际支撑能力计算:
Rt=RK=250×0.85=210(KN)
式中:
R——支柱额定工作阻力KN。
K——支柱阻力影响系数,一般取0.85。
③根据以上计算所得工作面的支护强度和支柱支撑力求得工作面合理支柱密度:
N=Pt/Rt=315/210=1.5(根/m2)
式中:
N——支柱密度,根/m2
Rt——支柱实际支撑能力,KN/根
④根据合理支柱密度,确定排距为800mm、柱距为600mm。
经过验算排距为800mm、柱距为600mm时的N=2.6>1.5,符合要求。
3、支柱和顶梁选择:
根据上述有关参数,结合采高决定选取HDJA-800绞接梁和DZ系列单体。
4、乳化泵站设计:
采用地面集中泵站供给,使用乳化液自动配比器,乳化液浓度为2~3%,泵站压力达到15MPa以上。
七工作面顶板控制
1、控顶方式:
工作面直接顶,老顶属中硬顶板厚度为6m,采高为1.6m,两者之比为3,故顶垮落后能充分填满采空区,所以采用全部陷落法管理顶板,密集切顶,三、四排控顶,见四回一,工作面最大控顶距3.2m,最小控顶距2.4m,放顶步距0.8m。
2、支柱支设要求:
①必须挂线支柱、所有支柱成排、成行、整齐。
②支柱必须架设牢固,迎山有劲,迎山角2~3度,支柱初撑力不得低于90KN。
③铰接梁必须相互铰接,并上好水平楔,当顶板不平整时,必须用小木块垫平,保证顶梁平稳。
④严禁不同性能,不同类型的支柱混用。
⑤严禁使用损坏、变形或自动卸压的支柱。
⑥所有液压支柱的手把朝工作面上方,三用阀出水侧朝采空区一侧。
⑦支柱必须支在实底上,柱窝深度不小于200mm,当底板岩石松软时或不能见顶见底时,必须穿好木鞋。
3、放顶要求:
①回柱放顶前,必须沿切顶线一码打好密集,并每隔5m留一处0.6m的安全出口。
②回柱放顶前,必须挂好挡矸帘。
③回柱放顶前,放顶地点上、下20m范围内必须加固。
④回柱放顶工作必须由放顶经验丰富的大工担任,回柱放顶工作由三人同时进行,一人观察顶板,一人负责挂钩、转顶,另一负责回柱。
⑤回柱放顶时,放顶工必须站在放顶地点的上方,同时必须考虑到自己的退路,放顶地点下20m范围内严禁人员休息或作业。
⑥遇到难放的支柱时,可用木支柱替放的方法回出,并先支后回。
⑦所有回出的支柱必须整齐打在切顶线一码上,严禁乱堆乱放。
4、各工序平行作业安全距离,回柱放顶方法,放顶区内支架和特殊支护回撤方式:
①回柱放顶与采煤工作必须上、下错开20m距离。
②回柱放顶方法:
采用手摇回柱器回柱。
原则为由下而上,由里往外。
③回撤密集丛柱时,必须按要求先支好新的密集丛柱后再回,并且做到新的密集丛柱要超前回柱点5m。
④工作面密集、木垛、丛柱等搬迁时,均必须布置好新的,方可拆除原有支护
八运输巷、回风巷及端头顶板控制
1、两巷超前支护:
上、下顺槽距煤壁20米范围内应采取超前加固,距上、下出口10米范围内,采用单体配铰接梁,一梁一柱抬双楼进行加固。
10—20米范围内的机巷上侧,风巷下侧抬单楼。
2、端头支护:
上、下出口必须架设“四对八梁”特殊支架,四对八梁,以单体配2.6m长的“Π”型钢梁走向棚支护,两梁为一对,间距不大于100mm,每对间距为600mm,每梁不少于三个单体支柱,每组交替迈步前移,且上下出口必须超前工作面一码。
支护方式及规格见顶板管理图。
3、上、下安全出口:
工作面上、下出口长2.0米、宽3.4米、高度视煤厚而定:
当煤层厚度小于2.2米时必须见顶见底,但必须保证不小于1.4米。
煤层厚度大于2.2米时出口高度不得小于1.8米。
4、机、风巷过棚支护方式工作面机、风巷原采用工字钢支架支护,开采时采用长2m的圆木做顶梁配液压单体支柱在原支架之间掺棚后将原支架回撤出来,再在巷道两侧采用单体配2.6m长的“兀”型钢梁走向棚支护进行抬对边楼,两梁为一对,间距不大于100mm,交替迈步前移
5、基本支护材料和备用材料:
工作面基本支护材料:
1.8~2.5m长单体580根,0.8m长铰接梁520根,在回风巷距上出口30~50m处必须经常有如下备用材料:
单体液压支柱(1.4m~2.5m)
50根
2米长的开块
20块
φ14~φ18圆木(1.6m~3m)
20根
竹背板
5捆
插码
5捆
七、工作面正规循环生产能力计算:
根据:
W=LShγc=75×0.8×1.6×1.4×0.95=128(t)
式中W——工作面正规循环生产能力
L——工作面平均长度,m
S——工作面循环进尺,m
h——工作面设计采高,m
γ——煤的视密度,t/m3
c——工作面采出率,%
W=120×0.8×1.4×1.45×95%=185吨
2.3设备配备
名称
型号
功率
数量
安装地点
绞接梁
HDJA-800
560
单体
DZ
580
刮板运输机
SGWD-17
17Kw
6
机巷
电煤钻
MZ-1.2
1.2Kw
2
工作面
综保
ZZ8L-2.5/660
2
机、风巷
第三章循环作业及劳动组织
3.1循环作业
实行“边采边准”、“三八”作业制,三班采煤,昼夜2.0个循环。
3.2劳动组织方式
实行综合工种和专业工种相结合的劳动组织形式。
项目
早
中
晚
合计
打眼放炮
2
2
2
6
采煤支架
4
4
4
12
回柱放顶
2
2
2
6
电车司机
2
2
2
6
溜子司机
2
2
2
6
扒煤工
5
5
5
15
送饭
0
2
0
2
坑代管理
1
1
1
3
值班队干
1
1
1
3
送料
1
1
1
3
合计
20
22
20
62
劳动力组合表如下
作业循环图表
第四章、煤质管理和主要技术经济指标
4.1煤质管理
一、煤质指标:
发热量Q>5000大卡,灰份A不超过25%,水份M<10%,挥发份V<10%。
二、提高煤质措施:
1、炮道宽度严格按作业规程执行,严禁空顶、空帮、超挖,以保证顶板完好,保证煤质。
2、推进过程中必须在工作面、机巷严格选矸,坚持“三检四不上”的原则,即在工作面扒煤时,必须将夹矸及时检出丢至采空区,在机巷选出的矸石必须在每班出完煤后,将矸石分装分运。
3、严格按作业规程设计的炮眼布置,以提高块煤率,块煤利用安装在煤斗上的筛子分选出来进入块煤斗,为提高产品质量然后进行分装分运。
4.2主要技术经济指标
指标名称
单位
数量
指标名称
单位
数量
在册人数
人
75
月循环数
个
51
出勤人数
人
62
月产量
t
4500
出勤率
%
83
月推进度
m
36.8
工作面斜长
m
75
工效
吨/工
2.8
工作面采高
m
1.6
回收率
%
95
煤层容重
吨/m3
1.4
雷管消耗
发/万吨
9923
循环进度
m
0.8
炸药消耗
㎏/万吨
1985
日循环数
个
2
单体
根
580
日产量
t
150
坑木消耗
m3/万t
10
正规循环率
%
85
铰接顶梁
(π梁)
根
560
第五章安全技术措施
5.1顶板管理措施
1、机、风巷20米范围内必须抬好超前支护,巷道净高不低于1.6m,20米外净高不低于1.8m,撑筒齐全,支架齐全有效无严重掉顶片帮现象。
2、严格执行敲帮问顶制度,机、风巷出现掉顶片帮现象必须及时用柳条配竹搭子背顶、洗帮,发现巷内支架失效时必须用单体配钢梁进行加固,如发生漏顶垮顶时,带班队干或排长必须亲临现场,视安全情况组织处理,并立即派人向调度室汇报。
3、严禁空顶、空帮,空帮处必须打贴帮柱,空顶处,必须用老木接顶同时严密背顶。
4、严禁空顶作业,放炮后必须及时挂好铰接梁上好平板销,及时支好单体支柱。
5、所用单体牌号清晰,构件齐全,不出现外观缺损、无自动卸载、不漏液。
铰接梁和π梁规格合符要求,未受到严重损伤。
6、工作面单体初撑力≥90KN,机、风巷超前支护初撑力≥50KN。
7、采用刮板运输机链条加工成联锁钩子用钢丝绳将所有单体进行联锁,防止倒柱伤人。
8、两巷回收采用回柱绞车进行回柱,风巷尾巷与切顶线平齐,机巷尾巷落后切顶线2米。
9、回柱放顶安全措施:
坚持由下往上,由里往外逐架进行;回柱放顶前,必须挂好挡矸帘;回柱放顶前,放顶地点上、下20m范围内必须加固;回柱放顶工作必须由有丰富放顶经验的大工担任,回柱放顶工作由三人同时进行,一人观察顶板,一人负责挂钩、背顶,另一负责回柱;回柱放顶时,放顶工必须站在放顶地点的上方,且退路必须畅通,放顶地点上、下20m范围内严禁人员休息或作业。
5.2一通三防及安全监控措施
1、加强通风系统检查,保证工作面风量不少于200m3/min,当发现进、回风不畅通时,应根据具体情况及时进行汇报处理。
2、中心站机房必须由值班员24小时值班监控传出的各种信息,发现瓦斯超限或断电报警后,及时通知通风队和调度室。
3、连接电缆严禁与调度电话电缆或动力电缆等共用。
4、及时对瓦斯探头进行移动、校对,发现瓦斯探头不准确,及时汇报调度室通知监测维护工下井处理。
5、通风队必须定期对监控装置进行检查,及时更换和补充设备。
6、施工连队必须爱护监控装置,严禁损坏。
7、加强通风设施和防尘设施的检查,发现损坏及时汇报连队进行处理。
5.3爆破安全管理措施
1、严格执行“三人连锁放炮制”,放炮员、班长和瓦检员全程参与放炮工作,并按要求执行换牌制。
放炮员负责打眼、装药和放炮。
瓦检员负责检查瓦斯、监督撤人和警戒的落实等。
班组长全面负责指挥放炮,落实撤人和警戒工作。
2、严格按矿井爆炸材料领退制度、电雷管编号制度的爆炸材料丢失处理办法进行操作。
3、打眼前安全检查内容:
检查瓦斯浓度必须低于1.0%;排距柱距是否合符要求,支架是否缺梁少柱、迎山牢固;打眼处是否存在严重漏顶、空顶和片帮现象;是否有水患预兆。
4、坚持使用水炮泥,炮眼和封泥长度严格按《煤矿安全规程》第三百二十九条执行。
5、严格执行“一炮三检”制度,在装药前、放炮前和放炮后要认真检查放炮地点20m范围内瓦斯浓度。
6、有下列情况之一时,不准起爆:
放炮前,放炮地点20m范围内瓦斯浓度超过1%;工作面工具未收好,机器设备、电缆等未进行保护或移出工作面;上下安全出口不畅通,放炮地点上下5m内,支架不齐全牢固;放炮母线长度、
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