蛇形山煤矿2344工作面回采工艺设计毕业设计.docx
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蛇形山煤矿2344工作面回采工艺设计毕业设计
设计题目:
蛇形山煤矿2344工作面回采工艺设计
学生姓名:
专业班级:
采煤1201班
指导老师:
系主任:
评阅人:
2015年4月
前言......................................................................3
7.主要经济技术指标......................................................30
致谢......................................................................31
参考文献..................................................................32
附表图纸...............................................................33
前言
在当今社会进步飞快的脚步下,都离不开煤炭工业。
煤矿设计工作则是煤炭工业基本建设的重要环节。
在贯彻国家的方针和政策以及煤矿安全规程、矿井设计规范下,通过分析研究地质资料,主要对矿井开采和上下生产系统等方面的主要技术方案,提出主要的设计思想和确定了主要的设备器材等。
根据地质的勘测,以查明在本井田中含丰富的煤炭资源。
由于在井田内有较多的小煤窑开采,考虑到煤炭资源的开采率和资源能很好的被利用,所以针对井田煤炭的储量、地质等一些条件来设计矿井,从而能使安全的生产和能取到最大的技术经济效果。
本设计说明书是从《设计任务书》和《设计大纲》出发,通过大学阶段学习与多次实习所积累的采矿及地质经验独立思考所得。
在本矿井设计参考资料有《煤矿安全规程》1992年执行说明,《煤矿开采学》、《井巷工程》、《矿井通风》、《煤矿安全》、《煤矿地质》以及蛇形山煤矿地质说明书。
1工作面概况
1.1位置与范围
(1)2344外块段采煤工作面位于23采区-203~-158区段,南部为待开采的2346外块段工作面,北部为已开采的2342工作面,东部为已开采的2344内块段工作面,西部为待开采的2343外块段工作面。
2344机巷标高为-197米,以2344机巷作进风、运煤,2344风巷标高为-158米,2344风巷用作回风、运料,风、机巷均采用工字钢梯形巷道,规格为上宽1.8米、下宽2.4、巷道净高1.9米。
(2)地面标高+110~+200米,该工作面高程为-158米~-197米,地面为山地及少量旱土,无村庄与其它建筑物。
1.2地质情况
1.2.1煤层的赋存情况及煤质
(1)根据周边已采工作面,以及风、机巷及切眼揭露煤层情况来看,本工作面煤层储存比较稳定,外块段中煤厚比较稳定,均在1.4~2.2米之间。
(2)煤质为中灰低硫贫瘦煤,煤层内含一至二层厚度为2cm夹矸,伪顶厚度约为0.3米,随采随落混入煤体中,故煤质灰份较大。
1.2.2煤层、顶、底板情况
(1)顶板:
灰黑色薄层状细砂岩及砂质泥岩,具有水平层理,夹多层菱铁矿,较破碎,易垮落,平均厚6.4米,结构简单。
(2)底板:
为灰褐色细砂岩,泥质胶结,结构疏松,遇水易膨胀,易引起地鼓,夹似层状菱铁矿层状及结核,含大量动物化石,平均厚6.2米。
(3)煤层:
平均厚1.6米,煤层中部含2cm厚夹矸。
(4)工作面顶板类型:
根据同煤层邻近工作面观察直接顶初次垮落步距为2~4米,属一类顶板,即极易垮落顶板,直接顶和采高的比值K=6.4/1.6=4,属Ⅱ级老顶,在回采过程中要加强矿压观测。
(详见煤岩层柱状图)
1.2.3地质构造情况
根据风、机巷及切眼揭露地质资料来看。
本工作面总体上为单斜构造,工作面呈北高南低趋势,走向为东~西向,煤层倾角+420左右,工作面没有大的裂隙或断层,煤层比较稳定。
1.2.4水文地质情况
本工作面水文地质条件简单,涌水量主要为北部采空区老塘水,在回采过程中必须要在风巷清挖水沟避水,老塘水流入工作面对回采有一定的影响。
1.2.5瓦斯情况、煤尘情况及煤层自燃发火情况
根据2342工作面和2341工作面及2344内块段工作面开采时瓦斯涌出量分析,本工作面绝对瓦斯涌出量QCH4=2.45m3/min相对瓦斯涌出量qCH4=35.28m3/t。
煤层具有突出危险性,在回采过程中必须严格执行“四位一体”的局部防突措施;
煤尘属于爆炸危险的煤层,必须洒水清理和安装净化防尘水幕等降尘措施。
煤层具有自然发火性,必须要加强综合防火管理。
1.2.6工作面基本参数、储量计算及服务年限
工作面参数:
工作面走向长210米,倾斜长54米,面积11340平方米,煤厚1.4~2.2米,平均煤厚1.6米,煤层倾角+420左右,工业储量2.540万吨,可采储量2.413万吨。
工作面服务年限:
8个月。
2采煤方法、回采工艺及质量要求
2.1采煤方法的确定
①采煤方法:
采用走向长壁后退式采煤法开采,
②采高:
煤层厚度1.6米,一次采全高,采高确定为1.6米。
③支护形式:
走向齐梁齐柱正悬臂支护。
④支护材料:
外注式单体液压支柱配0.8米长金属绞接顶梁
⑥落煤方法:
爆破落煤。
⑦工作面运煤方式:
采用钢质溜槽人工攉煤至溜槽自溜至机巷,在机巷采用17型刮板运输机运煤至2344外块段煤斗装车外运。
⑧顶板管理:
全部垮落法管理顶板。
2.2回采工艺及工程规格质量要求
2.2.1作业方式
采用三八制作息时间,工作面分段综合作业,边采边放,各段人员负责完成挂梁、支柱、攉煤、放顶、清煤、打眼等工序,放炮由专人负责。
2.2.2回采工艺
(1)回采工艺
放炮落煤、装运煤、支护、放顶。
(2)工艺流程
打眼放炮—挂绞接顶梁—装运煤—支柱—放顶--打眼放炮
A、打眼放炮
①采用人工打眼,爆破落煤。
②爆破器材:
该工作面采用MSZ-1.2KW煤电钻配合0.8m的麻花钻杆打眼,眼深0.8m,同排眼间距为0.8m,所用雷管为1~2段毫秒延期电雷管,煤矿许用三级乳化炸药,用MFB—200型起爆器起爆。
③装药顺序:
腰、底眼均为1~2段毫秒雷管,颜色标记为红、黄,正向装药即启爆药卷放在最外端,雷管的聚能穴朝眼底。
④起爆顺序:
全段一次启爆。
⑤封孔方式:
采用黄土炮泥封孔,中部加入水炮泥,外端用黄土填满封实。
要求封泥长度不低于0.5m。
⑥联线方式:
串联。
⑦放炮方式:
采用一次打眼,一次装药,全段一次启爆。
B、爆破说明
①采用正向装药,一次起爆,每孔最大装药量为200g。
②联线方式:
采用串联联线,放炮母线为二心铜电缆。
③放炮形式:
出班炮
④启爆地点:
23-125集中放炮硐室。
C、挂梁、支柱
该工作面采用0.8m的铰接顶梁配单体液压支柱进行支护。
柱距为0.6m(中~中),排距为0.8m。
放炮后下班进入工作面,先挂铰接顶,用板栓子固定好铰接顶梁,铰接顶梁上挂好高分子网;后刷帮、出煤、支柱,支柱要迎山有力,依次进行,直至将本段全部支护好,此时采面最大控顶距为3.2m。
D、破、装、运煤
①落煤:
采用爆破落煤与手镐落煤相结合的方法。
②装煤:
采用爆破自装和人工攉煤相结合的方法。
③运煤:
工作面下溜的煤至2344机巷,机巷采用17型溜子运煤至2344小煤斗,采用1吨矿车装煤,2.5吨小机车牵引8个重车至23-203车场。
E、放顶
①放顶顺序:
由下而上。
②放顶时必须挂好挡矸帘,严防窜矸至工作面。
③密集:
放顶时,在每架空之间的切顶线处采用单体配铰接梁加一排打好密集。
2.2.3顶板支护设计
(1)顶板管理方法
采用全部垮落法处理采空区。
(2)控顶距与放顶步距
该工作面初采时最大控顶距4.0m,即工作面采成五排四空,初次放顶步距为1.6米;即放成”三排二空”,正常回采时最大控顶距为3.2米,最小控顶距2.4m,放顶步距0.8m。
详见附图。
(3)特殊支护
①上安全出口超前支护:
长3.0m,宽1.6m,高1.6m。
最大控顶距为4.8m,最小控顶距为4.0m,其间距为0.6m,支柱下必须沿煤层倾向加放地梁,支柱初撑力不低于90KN。
②下安全出口超前支护:
长4.0m,宽1.6m,高1.6m。
最大控顶距为4.8m,最小控顶距为4.0m,其间距为0.6m,支柱下必须沿煤层倾向加放地梁,支柱初撑力不低于90KN。
③风、机两巷超前支护:
在进、回风巷工字钢架棚段自工作面煤壁用1m铰接梁向外打不少于20m的超前支护,其中靠工作面的10m打成双排,另外10m打成单排。
安全出口处超前支护全部连锁,保证支柱完整无缺,初撑力达50KN以上,高度不低于1.6m,宽度不低于1.8m。
运输机巷应留有0.7m宽的人行道。
(4)风、机巷放顶
风、机巷随采随回,风巷尾巷应与放顶线回齐。
保证柱梁100%回收,回收尾巷后放顶时,使用挡矸帘挡严蔽实,防止窜矸伤人。
(5)风、机两巷替棚
工作面进回风巷超前替棚不少于20m,替棚时使用2.2m的坑木架套棚,替棚后每够一付栌长时必须要抬双边楼加固,严防柱倒伤人,并使用竹芭将顶、帮打严背实,替棚后巷高不低于1.6m,巷宽不低于1.8m,替棚子棚距为0.5m,回撤的工字钢支架必须要及时运出整齐码放在回风石门和2344外机石门。
(6)基本支架设计
①采面支护高度:
该工作面采用DZ20--30/100型单体液压支柱配合0.8m长铰接顶梁齐梁式正悬臂支护。
支柱初撑力不得小于90KN,老塘侧支柱必须要打好密集,密集支柱支撑力也应不低于90KN。
考虑其最大和最小支撑高度,工作面支护高度确定为1.6米。
②排距:
0.8m,误差±100mm。
③柱距:
0.6m,误差±50mm。
(7)顶板支护设计
①本工作面直接顶为厚度1.14~4.93米的砂质泥岩,直接底为厚度为0~4.71米的泥岩及砂质泥岩,老顶为厚9.01~13.35米的细中粒砂岩,根据地质资料测出底板比压为4.5MPa,根据邻近工作面观测结果分析,该工作面直接顶随采随垮;老顶初次跨落步距为25m左右,老顶的周期来压步距为8—15m。
②顶板结构:
煤—伪顶--直接顶—老顶
③采面控制设计:
工作面的顶板控制从支、护、稳三方面考虑。
支
从直接顶初次跨落,老顶初次来压,周期来压进行计算,取其最大值。
A、直接顶初次跨落期间的支护强度
P1=MZ.YZ.LZ/2LK
式中:
P1—支柱的支护强度.t/m2
MZ—直接顶厚度.取4.93m
YZ—直接顶平均容重.1.8t/m3
LZ—直接顶初次跨落步距.5.0m
LK—最小控顶距.2.4m
则P1=9.24T/m2
B、老顶初次来压期间的支护强度
P2=[P1+(ME×RE×C01)]/(2KT×LK)
=[9.24+(9.81×2.1×25)]/(2×4×2.4)
=15.039t/m2
式中:
P2---支柱的支护强度.t/m2
ME---老顶厚度.平均9.81m
RE---老顶平均容重.2.1t
Co1---老顶的周期来压步距.为25m
KT----岩重分配系数.取4
P1----直接顶的作用力.
C、周期来压期间的支护强度为
P3=[P1+(ME×RE×C02)]/(KT×LK)
=[9.24+(9.81×2.1×25)]/(4×2.4)
=43.02t/m2
式中:
P3----支柱的支护强度t/m2
ME----老顶的厚度.取9.81m
RE----老顶的平均容重.为2.1t/m3
C02----老顶的周期来压步距.25m
KT----岩重的分配系数为4
采面的支护强度取三个时期的最大值,则合理的支护强度为43.02t/m2
D、支护密度计算
柱距
L柱=[P0/(L排×P1)]×K
=[30/(0.8×55.96)]×0.9
=0.6m
式中:
L柱----柱距
P0----支柱的实际额定工作阻力.为30t
L排----排距
P1----采场的支护强度.
K-----采场的支护不均匀系数.取0.9
根据计算采面的柱距,取0.6m,满足生产需要。
E、工作面支护密度:
n=5/(L柱×L排)
最大密度:
n=5/(0.6×2.4)=3根/m2
最小密度:
n=5/(0.6×3.4)=2根/m2
平均密度:
(3+2)/2=2.5根/m2
F、支柱的实际工作阻力
P01=P1/n/K
=9.24/2.5/0.8
=4.62t
实际工作阻力小于支柱的额定阻力。
护:
a、护顶:
工作面所选高分子材料编织网规格为:
长4000mm,宽850mm,荆把子为:
长1500mm,直径40mm以上,保证采场支架能控制住工作面空间的顶板,使之不漏顶不冒落。
b、护底:
保证工作面工程质量、支柱不钻底不下滑是前提和基础,因此,支柱必须要加放地梁护底,地梁呈倾向铺设,规格:
采用直径为16cm圆木对开边木,长度为2米,地梁与地梁必须要对接好。
稳:
要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力,防止冒顶事故发生。
P初=(hyLI)/0.9=(1.8×1.37×3.2×0.6)/0.9
=5.26吨/根=51.55KN/根
P初——支柱初撑力,吨/根
H——煤厚,1.8米
Y——1.37吨/米3
L——工作面的最大控顶距,3.2米
I——工作面柱距,0.6米
经计算,工作面支柱的初撑力必须保持在50KN以上,才能有效的支撑顶板,防止冒顶事故。
考虑备用系数.故本工作面支柱的初撑力必须要保证在90KN以上.
(8)基本支架选型
①单体支柱选型:
经过对顶板的支撑力计算该工作面采用DZ20--30/100型单体液压支柱配合0.8m长铰接顶梁齐梁式正悬臂支护。
支柱初撑力不得小于90KN,老塘侧支柱必须要打好密集,密集支柱支撑力也应不低于90KN。
考虑其最大和最小支撑高度,工作面支护高度确定为1.6米。
②排距:
0.8m,误差±100mm。
③柱距:
0.6m。
误差±50mm。
(9)采空区处理
采用全部垮落法处理顶板,如果采空区的悬顶面积超过2×5m2时要强制放顶,在强制放顶时,要遵守以下规定:
①打眼时,工作面严禁进行任何形式的作业。
②爆破时,所有人员必须撤到23集中放炮硐室内。
③严禁作业人员进入老塘打眼装药。
④爆破时,必须有二人警戒把守,以保证安全。
⑤打眼和装药前,要对支柱二次注液,保证初撑力在90KN以上,必须在老塘处打好密集支柱加强支护。
(10)爆破设计
采用人工打眼,毫秒爆破落煤,炮眼布置形式为三花眼,眼深m,眼距0.8m,炮眼与煤壁切线有8—10°的下扎角,详见炮眼布置图及爆破说明书。
爆破说明书
炮眼
深度
炮眼角度
装药量(Kg)
雷管(个)
启爆顺序
备注
水平
垂直
循环进度0.8m,炮眼利用率90%
1.0
800
+100
0.2
1
2
1.0
800
-100
0.2
1
1
3机电运输
3.1供电
23变电所→23行人下山→2344外机巷→工作面
(详见供电系统图)
电器设备配备情况表
设备名称
型 号
台数
功率
安装地点
电溜子
SGB-320∕17B
7
17KW
2344机巷
电煤钻
MSZ-1.2
1
1.2KW
2344工作面
综保
ZZ8L-2.5Ⅳ
1
2.5KVA
2344机巷
电溜子开关
QBZ-80
7
2344外机巷
磁力启动开关
QBZ-200
1
液压泵附近
总开关
KB29-200
1
2344外机巷石门
3.2运输
3.2.1运煤
2344工作面→2344外机巷→2344外块段工作面煤斗→23-203车场→23轨道上山→23-125上车场→23-125西大巷→-125主石门→主井底→地面→煤仓
3.2.2运料系统
付井→-125运输大巷→23-125上车场→23轨道下山→23-158车场→2344外风巷→工作面
4生产系统
4.1通风系统
4.1.1风量计算
(1)按瓦斯绝对涌出量计算
①Q=100kq(4-1)
式中:
K——瓦斯涌出不均衡系数取1.5
q——瓦斯绝对涌出量取2.45m3/min
则:
Q=100kq=100×1.5×2.45=370(m3/min)
4.1.2按工作面同时工作的最多人数计算
Q=4NK(4-2)
式中:
N——工作面最多人数,取15人。
K——修正系数,取1.2。
则:
Q=4NK=4×15×1.2=72m3/min
4.1.3按炸药消耗量计算
Q=500.A/T(4-3)
式中:
A——一次放炮所需的最大炸药量12kg。
500----每公斤炸药爆破后稀释炮烟所需的新风量为500m3/min
T-----爆破后稀释炮烟的通风时间,min,采用出班炮,取60min
则:
Q=500×12/60=100m3/min
4.1.4按工作面进风风流温度计算
Q采=60V.S.K(4-5)
式中;V-----采煤工作面风速m/s工作面进风流温度取18度,风速取0.8M/S
S-----采煤工作面平均有效断面,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,m2,本工作面取4.4m2
K-----工作面长度系数,本工作面长度为54米,工作面长度风量系数取0.9
Q采=60×0.8×4.4×0.9=190m3/min
4.1.5根据以上计算,2344采煤工作面风量取为370m3/min,可满足需要。
4.1.6风速验算
(1)按工作面允许最低风速验算
Q≥60×0.25S(4-6)
式中:
Vd——工作面允许最低风速
S——工作面断面积,取5.12m2
则:
Q≥60×0.25S=76.8m3/min
(2)按工作面允许最高风速验算
Q≤60×4S(4-7)
式中:
S——工作面平均断面积取5.04m2
则:
Q≤60×4S=1210m3/min
经计算和风速效验可知:
本工作面最大风量为370m3/min符合规定要求,即可满足生产需要。
根据实际情况,由通风部门适当调整。
4.2排水系统
4.2.12344外块段工作面防排水系统为
①工作面投产前,要在风、机巷安装好排水管,保证水流畅通,采煤队要每班派专人负责观察水流情况,发现异常立即汇报。
②工作面在回采过程中出现顶板或底板水时,采煤队应立即采取用彩条布挡水措施,即从工作面用彩条布挡水沿老塘处流至机巷水槽处,让水流经预埋水管流出,防止水乱流影响生产。
③工作面老顶塌落出水后,根据生产需要,不定期在工作面老塘侧下水管引水,将水直接引到机巷水沟中。
4.3防灭火、防尘系统
4.3.1防灭火系统
(1)防灭火注水管路系统
付井→-125运输大巷→23行人下山→23-158车场→2344风巷→工作面
付井→-125运输大巷→23行人下山→23-203车场→2344机巷→工作面
(2)防火注浆系统
西风井注浆池→西风井→13行人上山→13-125车场→23-125车场→23行人下山→23-158车场→2344风巷→工作面
(3)防灭火管理制度
①井下各种电器要消灭失爆现象,杜绝各种火源,防止火灾发生。
②井下供电必须做到“三无”、“四有”;井下所用棉纱等易燃物品要放入加盖的铁桶内带到地面进行处理。
③设备加强检修,减少自身磨擦,当温度超限时停止运行。
(4)防止煤炭自燃管理制度
①进、回风巷回收严格按《作业规程》规定执行,不得留长尾巴,以防风流进入采空区。
②按规定开展火灾预测预报工作,定期测定有害气体成份与工作面温度,消除工作面高温点。
③班班将老塘浮煤清净,尽量减少丢顶底煤现象,尽可能减少遗留的老塘煤。
④保持工作面正规循环率和推进度。
⑤严禁超越停采线回采,回采结束15天内,要及时在进、回风巷各打上一道永久密闭。
⑥加强进回风巷检查工作,发现进回风巷及采面顶空和空洞时,及时用短坑木或其它杂物背实。
⑦生产过程中若遇老空区要采取向老空区注水、注黄泥浆、封闭等措施,防止出现高温点。
⑧风巷尾巷封闭严实,机巷尾巷用挡风帘挡好或者打好牢固的袋子密闭,防止向采空区串风造成老空区浮煤自然。
4.3.2防尘系统
(1)综合防尘供水系统
付井→-125运输大巷→23行人下山→23-158车场→2344风巷→工作面
付井→-125运输大巷→23行人下山→23-203车场→2344机巷→工作面
(2)综合防尘设施的配备与安装
①工作面输送机机头处及各转载点,安装喷雾装置,保证正常开机喷雾。
②进、回风巷按规定安装防尘管路及附属装置。
③在进、回风巷距工作面50m内安装防尘水幕,在工作面风、机巷石门见煤点处各安装防爆水袋30个。
④在风巷水管上安装水针,放炮使用水炮泥封孔用。
4.4瓦斯监测系统
在工作面回风巷安装两台传感器,分站位于新鲜风流中,其中一台安装在距工作面上出口5--10m以内,报警点1%,断电点1%,瓦斯浓度达到1%时能自动切断工作面全部非本质安全型电器设备电源。
另一台安装在距工作面回风巷口10—15m处,报警点、断电点1%,复电点均在1%以下,断电范围:
工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备,瓦斯监控系统出现故障时,必须及时处理。
处理故障时,要加强人工检查瓦斯,消除瓦斯积聚现象。
上隅角悬挂好便携仪,每班班长必须随身携带便携仪,以便随时检查瓦斯。
在距2344外风巷回风口10米处安装风速传感器一台,CO传感器一台,CO传感器报警浓度为24PPm
在运输机巷安装两台瓦斯传感器,一台安装在小绞车上山,另一台安装在距切眼上山5米处。
4.5瓦斯抽放系统
4.5.1机巷内沿煤层倾向布置了11个瓦斯抽放钻场,预抽本工作面煤层瓦斯。
抽放系统:
2344工作面机巷抽放钻场→机巷3寸铁管→23行人下山高负压主管→-125大巷高负压主管→地面抽放泵站
4.5.2风巷内布置高位抽放巷,用来抽采工作面回采时顶板垮落邻近层瓦斯。
抽放系统:
2344高位抽放巷→2344高抽巷3寸PU管→23-158行人横川低负压抽放支管→23行人下山低负压抽放主管→-125低负压抽放主管地面抽放泵站。
5劳动组织及循环作业
5.1劳动组织
5.1.1劳动组织形式
全天采用“三八”制作业形式。
5.1.2劳动力组织配备表
劳动组织表
序号
工种
人数
合计
早班
中班
晚班
1
采煤工
4
4
4
12
2
打眼装药工
2
2
2
6
3
机修工
1
1
1
3
4
溜子司机
2
2
2
6
5
电机车司机
1
1
1
3
6
采煤班长
1
1
1
3
7
跟班队长
1
1
1
3
8
小班合计
12
12
12
36
5.2循环作业图
主要经济指标
名称
单位
数量
名称
单位
数量
工作面
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