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煤矿开采学》课程设计题目: 某矿+350水平321采区设计学号:姓名:系 另【J:专业班级:指导教师:完成时间:毕节学院教务处制.采区概况32采1区位于+35水0平打锣弯背斜西翼,南3至号勘探线,北至5号勘探线,上限至标高 ,下限至标高 ,地面标高~,走向长左右,倾向长,斜面积万。采区地质地1层本井田基本为一隐伏井田仅,在东部沿羊叉河两岸金鸡岩附近长兴组和龙潭组中上部地层呈天窗出煤系地层出露长约km,其余均为三叠系地层覆盖。最新地层为下三叠系系嘉陵江组、第四系残坡沉积物、冲积物仅零星分布于地形凹陷及河谷两岸。井田地层由老到新分述如下:1、二叠系下统茅口组F(m),厚度揭露不全。灰、棕灰、浅灰色厚层、巨厚层粉晶至细晶灰岩;生物碎屑灰岩,顶部5〜8m含较多方解石脉及少量燧石结核。2、二叠系上统龙潭组耳1),厚80.78〜66.23m,平均73.20m为碎屑岩、泥质岩、碳酸盐岩及有机岩组成。具水平、波状、砂纹及潮汐层理等沉积构造富,含黄铁矿、菱铁矿晶粒和结核及动植、物化石。根据岩性组成特点和含煤情况的差异,整个煤系岩性可分三部分下部:由铝质泥岩至t9煤层底,厚约6m,为灰色中厚层细砂岩、粉砂岩;深灰、灰黑色泥岩;灰岩、泥质灰岩及浅灰、棕灰色铝质泥岩和煤层组成。含局部可采M]]煤层和不可采的]°、叫2煤层。此段有透镜状、席状砂体发育,砂体占整个层段厚4度0%的。中部:由M9煤层底至标志层(B4)底,厚约15m,为深灰、灰黑、灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩及煤层组成,上部夹有一层灰岩或泥质灰岩(3),平均厚1.21m。含可采的6(M63XM7(M73、M8煤3 6 6-3 7 7-3 8层,属主要含煤层段。煤层厚度占整个层段厚度的0%。上部:由标志囲(B4)至煤系顶界,厚约2m。为灰、深灰、灰黑色泥岩、砂质泥岩、灰岩、泥灰岩、泥质灰岩组成,夹粉砂岩或细砂岩,仅含不可采的15煤层,此段碳酸盐岩占整个层段厚度约50%。3、 二叠系上统长兴组(c),总厚48.47m,共分两段。长兴组一段P2c1),厚24.85〜18.33m,平均21.51m深灰、灰黑色中厚至厚层灰岩;生物碎屑灰岩及泥质灰岩,具浓沥青味,上部含少量燧石结核;下部夹1〜2层深灰、黑灰色钙质泥岩、砂质泥岩,0.3厚0〜0.50m。长兴组二段p2c2),厚29.93〜24.65m,平均26.96m,浅灰、灰色厚层、巨厚层灰岩、生物碎屑灰岩。顶部有层0.05〜0.10m绿灰色粘土岩,具缝合线构造,具沥青味。4、 三叠系下统玉龙山组10),总厚128.89m共分三段。玉龙山组一段(yl),厚44.21〜34.62m,平均38.77m>灰绿、灰色薄层、中厚层泥灰岩及钙质泥岩。水平层理发育,顶部为1.50m具有方解石脉充填“呈龙须状”的钙质泥岩,稳定发育于全矿区底;部由数层厚度0.05〜0.15m绿灰色水云母粘土岩夹薄层灰岩组成,厚)〜1.00m,是具有二叠系与三叠系化石混生的过渡带。玉龙山组二段(y2),厚63.88〜45.27m,平均54.28m。为灰色中厚层状粉晶石灰岩、泥质石灰岩,显水平层理,夹泥质条带,具少量方解石脉。玉龙山组三段(y3),厚44.28〜30.57m,平均35.84m顶部为灰色中厚层状鲕状灰岩厚4〜5m,中、下部为绿灰色厚层状泥质灰岩夹灰色灰岩。5、 三叠系下统飞仙关组T(f),总厚183.51m,共分两段。飞仙关组一段Tf1),厚128.6(〜109.44m,平均120.42m紫红色钙质泥岩夹浅灰色薄层灰岩,具泥质条带,水平层理发育。底部为紫红、灰绿、灰色钙质泥岩、泥灰岩及泥质灰岩互层8厂9m。飞仙关组二段(f2),厚76.92〜50.02m,平均63.09m灰绿、紫红色泥岩及钙质泥岩,夹浅灰色灰岩条带;底部为灰色中厚层状灰岩,厚1.0〜2.0m。6、 三叠系下统嘉陵江组T(),总厚728.17m,共分六段。嘉陵江组一段口1),厚74.46〜52.23m,平均66.32m深灰、灰、浅灰色厚层至中厚层状灰岩及鲕状灰岩,底部为绿灰色泥灰岩及泥质灰岩,厚4〜5m。嘉陵江组二段(j2),厚46.85〜33.19m,平均39.24m灰、浅灰色厚层至中厚层状灰岩及鲕状灰岩,底部为灰色泥灰岩及泥质灰岩。嘉陵江组三段(j3),厚38.41〜29.47m,平均35.03m暗紫色钙质泥岩及泥岩夹,灰色薄层至厚层灰岩泥,质灰岩数层啊水,平层理发育,底部为绿灰色中厚层状泥灰岩。嘉陵江组四段(j4),厚34.46〜27.18m,平均29.97m灰色中厚层灰岩,夹泥质灰岩及泥质条带,顶部为薄层灰岩及钙质泥岩。嘉陵江组五段叩5),厚168.61m灰、深灰色中厚层状及薄层状灰岩,夹泥质条带及鲕状灰岩。嘉陵江组六段口6),厚389.00m灰、浅棕灰色厚层状灰岩,白云质灰岩及白云岩夹,巨厚层状岩溶角砾状灰岩下,部为浅棕灰色白云质角砾状灰岩和白云质灰岩。7、 三叠系中统雷口坡组(L),分布于井田外围,地质图内出露厚度不全。岩性为浅灰、深灰色薄层至厚层状白云质灰岩,生物碎屑灰岩及钙质白云岩,夹黄绿色钙质泥岩,底部为深灰、黄绿色水云母粘土岩(俗称绿豆岩。)打通一煤矿井田地层综合柱状图见3-图2-1。

地2质构造主要特征及影响范围本采区位于打锣湾背斜的西翼,采区受打锣湾背斜构造控制,采区为单斜构造。2构造情况褶曲:打锣湾背斜为东缓西陡的不对称褶曲。东翼倾鳩。,西翼倾角0 °,其轴面倾向南东,倾角。°,向北近于对称。走向北5 。东左右。背斜轴部以。〜。的倾伏角由南西向北东方向逐渐倾伏。打锣湾背斜为本采区的主要构造形态,控制全部采区。断层:采面内大断层不发育局,部小断层发育断,层走向北3°0〜4°0西,倾向南西,倾角。〜0落差〜 ,以逆断层为主。岩溶:采区内中部岩溶发育,破坏煤层完整,顶底板均被破坏,影响带内小构造发育,落差〜 。煤层特征1煤层本区含煤地层为二叠系上统龙潭组,属海陆过渡带沉积6,6〜厚80m,平均73m。与上覆长兴组为整合接触;与下伏茅口组假整合接触。由灰至深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及少量细砂岩、岩泥、灰石灰岩和铝质泥岩组成,含煤10〜12层。其中全井田可采和局部可采煤层各两层MI煤层为局部可采,、MQ煤层全区可采煤系含煤总厚.01〜6 11 7 89.88m,平均7.58m,可采总園.45m,含煤系数为5.5〜13%,平均10.2%;煤层为无烟煤,牌号为/Y3。M6、M7、M8煤层位于煤系中部,其层间678距分别为5.8m6.7m,为近距离煤层群M“煤层位于下部,型煤层118层间距为21讥龙潭组的岩性岩相及厚度均较稳定各可采煤层分述如下:M6煤层:局部可采,位于煤系中上部,煤层总厚〜1.25m,平6均0.74m,属薄煤层含夹矸0〜1层,局部两层夹矸总厚).03〜0.24m,平均0.11m>井田内大面积不可采,煤层平均灰分35%,属中〜高灰煤。煤层稳定性为不稳定型。主要开采区+域为m水平以上南盘区。煤层容重1.65。M7煤层:位于煤系中上部,在羊叉河金鸡岩附近有煤层露头出露,分布范围甚小。煤层总厚5〜1.73m,平均1.1m;属薄煤层,结构一般单一但在+350m以上南区西部煤层中部夹一层厚.1〜0.6m的泥岩夹矸。该层厚度较稳定,除个别钻孔不可采外,其余基本全区可采。煤层灰分为22.64%,属中〜高灰煤。煤层稳定性属较稳定型。目前是全区可采,煤层容重1.55。M8煤层:为本井田最主要可采煤层,位于煤系中部。煤层总8厚0.57〜4.43m,平均厚度3.5m,属中厚煤层。结构为简单〜较简单,夹矸一般位于上部,厚0.03〜0.9m,平均0.29m。煤层下分层厚度一般为上分层的6〜9倍,形成两层煤夹一层夹矸的三层夹矸结构。煤层灰分平均为20.66%,属低〜中灰煤。煤层稳定性属稳定型煤层。煤层容重1.35,煤层平均倾角2°。叫]煤层:位于煤系下部,煤层总厚〜1.19m,平均0.76m,属薄煤层。煤层一般厚度介于可采和临界可采之间。煤层灰分33平.3均2%,属富〜高灰煤。煤层稳定性属不稳定型。由于煤层灰分较高,目前矿井尚未开采。煤层容重1.62。表 采区煤层顶底板特征煤层类别岩石名称厚度()主要岩性特征顶板伪顶泥岩含植物根叶化石,吸水性强直接顶泥岩上为深灰色泥岩下为灰色钙质泥岩含黄铁矿团块老泥岩、上为深灰色泥岩中为泥质灰岩下为灰

顶灰岩黑色硅质薄层灰岩底板直接底泥岩、砂岩为灰色泥岩灰白色细砂岩含黄铁矿晶粒老底砂岩、铝土上为中厚层状细砂岩中为中砂岩下为灰白色铝土,富含黄铁矿结核区内变化情况在采区内有两处分岔带,带宽 ,厚度最后达到,对采掘有一定的影响。2、煤质根据无烟煤变质阶段煤化指梯化程度属Hl变质阶段各煤层工业分类均属无烟煤三号WY3)井田内各可采煤层属中〜富灰煤,原煤灰份:根据钻孔资煤,层最低,平均为0.66%;煤层最高,平均为3.32%;M63、M73煤层TOC\o"1-5"\h\zll 6-3 7-3分别为27.35%22.64%据矿井资料M8煤层为19.07%,M63、M73煤8 6-3 7-3层介于19.86〜24.08%间。全硫含量73煤层最低,平均为.73%,7-3 11煤层最高,平均为.33%,M8、M63煤层分别为5.18%6.32%,属富〜8 63高硫煤。原煤发热量Qb,d)除叫]煤层为23.42MJ/Kg外,其余各煤层平均都在25.22MJ/kg以上,属中高发热量煤。精煤挥发份d(af)小于10%,可燃基氢Hdaf)含量均大于%,固定碳平均在6.22〜

70.63%间,原煤磷pad)含量甚微,除73煤层小于).01%,属特低磷7-3煤外,其余各煤层含量0K12〜0.021%间,属低磷煤。各煤层主要工业指标见3表2-3。表2各煤层工业指标统计表煤层编号工 业 分 析 (%)MadAdVdFCadSdt,dM6-3煤层最小1.0620.848.3850.983.24最大2.9838.9111.3770.338.82平均1.6827.359.7362.926.32叫一3煤层最小0.9817.347.9757.531.70最大2.4233.1511.9173.949.21平均1.6822.649.0868.283.73叫煤层最小1.0213.717.5661.461.29最大2.6129.3310.5478.3312.61平均1.6620.668.7180.645.18M]]煤层最小0.7820.708.7240.051.96最大2.1848.5413.2170.4917.65平均1.4333.3210.4656.227.33开3采.技术条件(一)水文地质条件1、地形地貌特征矿区位于四川盆地东南缘与贵州高原接壤的过渡地就带区,域而言,地势东南高西北低。区内因受羊叉河的切割,风化、溶蚀和剥蚀作用,形成局部的自西向东倾斜的地貌景内。最高点位于矿区南端由嘉陵江组成局部的自西向东倾斜的地貌景内。最高点位于矿区南端由嘉陵江组五段和六段灰岩组成大山顶和硝坑顶,海拔高程0m左右,最低处为矿区东部羊叉河的切割带,海拔高程为.34m左右可视为本区的最低侵蚀基准面矿区相对高程为23.66m矿区属侵蚀剥蚀及岩溶低山〜低丘地貌类型2、含隔水层井田内主要含水层为石灰岩岩溶裂隙含水层,自下而上共有四层,即茅口组石灰岩、长兴组石灰岩、玉龙山组石灰岩、嘉陵江组石灰岩。茅口组石灰岩:为龙潭煤组的底板含水层,上*煤层5.5m,M8煤层29mo茅口石灰岩在井田内未出1岩性为灰色浅灰色块状石灰岩,性脆质纯,含沥青质,与下伏栖霞石灰岩为连续沉积38全厚本层在东面各井田1头部分,岩溶异常发育,落水洞浅溶洞极多,暗河屡见不鲜,但在侵蚀基准面以下则很少见。本层地下水呈承压状态,水位南高北低。由于本井田地下水排泄条件差,含水层深埋在当地侵蚀基准面以下,地下水循环不畅,因而含水微弱。长兴组石灰岩:包括龙潭组顶部m石灰岩夹泥岩在内。此层为龙潭组顶板含水层,在井田东侧之羊叉河谷两岸出露,出露面积2。一般呈悬崖陡壁,不利于大气降水的补给。长兴组分为两段。一段为灰黑色生物碎屑石灰岩,含泥质,2厚51m,地层岩溶化程度差,含水性弱;二段为深灰色块状石灰岩,含少量燧石结核26.®m®头部分裂隙、溶洞及沿层面的小孔洞十分发育本。层地下水位南高北低鱼,跳背斜轴部为地下水分水岭由,于羊叉河切割本层露头而过因,而羊叉河成为本层地下水主要排泄区。含水性不强。玉龙山组石灰岩:本层直接覆盖于长兴组石灰岩之上,出露在羊叉河两岸及白香沟、羊石坎溪之下游,出露面积m,多成陡峭的悬崖地形。根据岩性及含水性特征,将本层分为两段。一段为灰绿色泥灰岩浅钙质泥岩,厚38.77m,为隔水层;二段为灰色石灰岩夹泥质石灰岩,中上部夹暗紫红色钙质泥岩,顶部有两层鲕状石灰岩,.厚m地表岩溶较发育,主要发育在顶部,以溶洞为主。含水性中等。嘉陵江组石灰岩:本层直接覆盖于飞仙关组石灰岩之上,总厚为728.17m出露面积L6.96km。根据岩性分为六段,三段以暗紫红色钙质泥岩为主夹薄层泥灰岩及石灰岩,3103m,为隔水层;其下之一、二段及其上之四、五、六段均以石灰岩、泥质石灰岩、白云质石灰岩为主。溶洞、落水洞相当发育,呈岩溶洼地及溶蚀残丘地形,在麻柳河两岸则往往形成绝壁。属强含水层。3、充水因素(1) 开采对矿井充水的影响经过30余年的开采,矿井充水条件发生较大变化:本矿茅口巷掘进时,基本无大型水患发生,由于茅口灰岩富水不均,有时揭穿封闭型岩溶时,茅口灰岩水直接溃入矿井成,为矿井充水源之一由。于该层深埋地下,补给条件差,地下水运动缓慢,其含水性弱。工作面回采初期,当导水裂隙带到达长兴组地层时,其含水水源必然往下渗透补给采空区,形成采空区来水。由于岩层含水性弱,矿井涌水量小。随着采空面积增大,地表裂隙加剧发育,大气降水被其吸收,补给含水层,再越流补给采空区大。气降水间接地成为矿井充水水源,造成矿井涌水量增大。M8煤层的开采降落漏斗进一步扩大加剧了地表裂隙的发育规模,8开采区域上方地表水漏失补给含水层再越流补给采造空成区矿井涌水量的进一步增大。(2) 地表水对矿井充水的影响羊叉河在井田东缘流过,并切割长兴组石灰岩及龙潭组上部岩层。由于已在沿河地带留下宽DO〜400m的河床及危岩煤柱,因此羊叉河对矿井充水无甚影响。麻柳河斜贯井田西缘本井田范围内流经长度为35km地表流经嘉陵江组石灰岩地段,有数处形成时隐时现的暗河。一般六月份流量较大,约23.825m/s;三月流量较小,迦066m/s。河床底部至#煤层的垂高为+474m^+662m其相对位置主要分布在煤底板标高0〜-200m区间。根据《矿井(补充勘探)地质报告》提供的计算数据6#,煤将层作为保护层开采时导水裂隙带高度为7.64m,开采8#煤层时导水裂隙带(包括冒落带高度为74.53m照此计算主采层8#煤层开采后导水裂隙对地表不会造成影响。根据唐山煤科院编制的《松藻煤电公司打通一矿麻柳河安全开采可行性研究报告,》嘉陵江组一、二段和以上层段岩溶水对矿井充水基本无影响,而嘉陵江组上面的麻柳河地表水体的水对矿井充水亦无所影以响,麻柳河下不留煤柱开采是可行但的河,床下遇到导水断层或采动后有可能导水的断层必须留设断层防水煤柱。由于本井田地层较平缓,岩层倾角0°为〜13°,现开采区域煤层平均埋深约300m。6#、7#煤层开采后,地表已出现大量裂隙,特别是主采层8#煤层开采后,更加剧了地表裂隙的发育规模。据观测,地表最大下沉值达3-5m,裂隙宽度为.2〜4.5m不等。导致地表水通过采动裂隙直接补给采空区,造成矿井涌水量增大。4、矿井涌水量矿井已开采35年之久,矿井涌水量观测资料较完备。据打通一矿已开采多年积累了大量的水文地质资料,结合矿山生产实际选用地灾评估报告采用水文地质比拟法计算±0米水平涌水量(公式为:q=q空),其结论是矿井的±0米水平正常涌水量为iF-S459m3/h,最大涌水量为873m3/h。可作为扩界后的参考。(二)矿井瓦斯瓦斯:据测定资料,本矿可采及局部可采煤层的平均瓦斯含量分别为:M煤层14.58n3/t,M煤层18.59m3/t,M煤层17.85m3/t,M煤层TOC\o"1-5"\h\z6 7 8 1117.35m3/t。自然瓦斯成分中H的平均含量煤层为97.33%, 煤4 6 7层为97.69%,M。煤层为98.54%, 煤层为79.07%M、Mo煤层为瓦8 11 7 8斯突出煤层,矿井投产以来多次发生煤与瓦斯的动力现象,且多发生在M7煤层。矿井最大突出强度为08,涌出瓦斯量7206m3o故本矿井属有煤与瓦斯突出的矿井。矿井瓦斯等级为煤与瓦斯突出矿2井00,3年~2005年矿井瓦斯等级见表3-2-4表3矿井瓦斯等级情况年矿井瓦斯绝对涌出量(m3/min)矿井瓦斯相对涌出量(m3/t)矿井瓦斯等级矿井二氧化碳绝对涌出量(m3/min)矿井二氧化碳相对涌出量(m3/t)矿井二氧化碳等级2003年11266瓦斯突出1.360.75低二氧化碳2004年13067瓦斯突出1.430.74低二氧化碳2005年15267瓦斯突出1.530.67低二氧化碳以上数据为鉴定月数据(三)煤尘爆炸、煤的自燃、地温煤尘爆炸:根据煤尘爆炸鉴定资料,、M7、M8煤层爆炸指数Vr678分别为21.19、11.9211.55,均有煤层爆炸危险。煤的自燃根据矿井测试资料m6、m7、m8煤层鉴定为II类,属不6 7 8易自燃煤层。地温:据钻孔简易测温资料表明,该地变温带深度米左右。恒温带深度受地形、海拔标高及其它因素影响)在120米,温度19.7〜20.5C,平均温度淞0°C,略高于当地年平均气温.9°C。增温带深度在120米以下,通过计算该区地温梯度为〜2.2°C/100m,属地温正常区,未发现地温异常但。由于地温随深度增加将会逐渐升预高计,在标高+170米水平和0米水平,地温将超过《煤矿安全规程》所规定的,在生产过程应采取降温措施,确保工人正常生产。采区方案设计1采区巷道布置方案|—两级提升上山、煤层专用回风巷运输大巷布置在煤层底板的茅口灰岩中,距煤层真厚主干系统由三条上山组成:轨道上山(采用两级提升,坡度2均°5)为,布置在茅口灰岩中;一条煤层回风上山布,置在煤层内和采用反井钻机施工的倾斜溜煤眼(坡度在6°0以上),近真倾斜布置与56采9区主干系统相接,布置成双翼采区,两翼长度不等长采区主干系统以北工作面走向长约125,0以南工作面走向长约125;0采区以北分成4个区段,每个区段垂高约 ,倾斜长度—o采区以南分成个区段,区段垂高约 ,倾斜长度一 之间。相邻区段上下巷道之间净岩柱。 工作面回风直接通过其回风石门回入运输大巷,其它工作面回风通过煤层专用回风上山5到69机2巷进风石门回入56运9输大巷,进入56总5回风巷内。方案II——伪斜轨道上山,岩层专用回风巷,分区段石门。运输大巷布置在煤层底板的茅口灰岩中,距煤层真厚由三条上山组成:轨道上山(采用一级提升,坡度2为°7),伪斜布置在茅口灰岩中、一条回风上山(布置在岩层内)和采用反井钻机施工的倾斜溜煤眼(坡度在6°0以上),与56采9区主干系统相接,布置成双翼采,两区翼不等长,采区主干系统以北工作面走向长约 ,以南工作面走向长约;采区以北分成个区段每个区段垂高约 ,倾斜长度— 。采区以南分成个区段,区段垂高约 ,倾斜长度一之间。相邻区段上下巷道之间净岩柱。 工作面回风直接通过其回风石门回入56运9输大巷,其它工作面回风通过回风眼进入岩石专用回风上山回到装车站,经运输大巷进入总回风巷内。方案比较(见表、表)通过对以上三个方案进行比较:方案山掘进工期少,布置在分岔带附近将减少搬家次数有,利于提高单产等优点经。过组织公司专业技术人员充分讨论后确定推荐方案山为该采区的实施方案。

.通风方面通风设施最多,通风管理复杂。通风设施较多,通风管理一般。•巷道维护难度:煤巷较多,维护量较大石门及下煤眼条数多,维护量大•掘进工期工期短工期长采.区生产能力及服务年限.采1区生产能力XXXXXXXXX4-)X.00.X08.X917.X06X30.X96X52.X17.X4?万式中 采区内同时生产工作面个魏个;月正规循环率,;工作面回采率,;TOC\o"1-5"\h\z掘进出煤率, ;日循环个数?个;循环进度,?;工作面倾斜长度,;^7"o' .采冋, ;煤容重,;年生产天数,取天。表 采区方案经济比较表方案比较项目方案1方案II

上山轨道上山(包括上下车:及绞车房:方量()掘进单价场回风上山:方量()掘进单价采区下煤、回风立(斜眼(① 5长度()掘进单价)项费用合计(万元)2其他巷道轨道上山甩道及平石门:方量()掘进单价石门(抬高、运输及工,面回风石门:)方量()掘进单价作其它:方量()掘进单价项费用合计(万元)项合计(万元)4.采2区服务年限X?() ()式中——采区服务年限; 工作面年生产能力;——备用系数;采区巷道布置及采掘关系采1区巷道布置推荐方案采区巷道布置见《采区设计方I》。采掘关系5.2推.进1安排先掘32运1输大巷到位后,掘进32轨1道上山、进风石门、甩道及其平石门、运输石门、煤仓、回风上山及其回风立眼,再3掘2进溜1煤斜眼、321机1巷、321风1巷下煤斜巷、321抬1高机巷,最后掘进其它巷道。在回采321工1作面时,再掘321工2作面巷道。5.2回.采2顺序工作面-工作面-工作面-工作面采煤方法及回采工艺采煤方法该采区工作面采煤方法均采用走向长壁综合机械化开采。回2采工艺型采煤机切割落煤。6.2落.煤1方式型采煤机切割落煤。工作面落煤方式采用6.2装.煤2采煤机割煤时,螺旋滚筒自动装入工作面刮板运输机上。6.2运.煤3煤炭装入工作面溜子内经,机巷的转载皮带运入溜煤眼最,后进入煤仓。6.2顶.板4管理及支护6.2采.煤4工.作1面顶板管理:采用全部垮落法管理顶板。工作面支护:采用 型和 型掩护支架支护,两巷超前支护为:距工作面内为双排单体液压支柱,内为单排单体液压支柱,支柱上配铰接顶梁或挑板支护。掘进工作面裸体巷道不支护。煤层巷道内,当顶板正常采时用,锚杆配菱形金属网支护;当顶板不正常(如断层、裂隙、煤层松软及揭煤石门)采用金属支架支护。在掘进工作面必须严格按照公司要求使用好前探梁或者内注式单体液压支柱作临时支护。6.2劳.动5力组织和循环作业方式6.2劳.动5力.组1织采取专业工种和综合工种相结合的劳动力组织形式来组织生产。6.2循.环5作.业2方式采用“三.八”制作业方式,实行“两采一准”组织生产,日6循个环,日进度 。工作面装备

液压支架:型/和1型-掩液压支架:型/和1型-掩1护4支/架3。6其它设备见表四。表6321工1作面设备主要技术特征7采.区生产系统运1输系统7.1装.煤1系统工作面煤炭一机巷一下煤眼一煤仓一运输大巷一主平硐一地面煤仓。7.1运.料2系统地面主平硐大巷轨道上山f石门f机、风巷f工作面。运矸系统磧头f机、风巷f轨道上山f大巷f西石门f轨道上山f轨道上山f大巷f矸石山。通风系统通风方式掘进工作面的通风方式为局扇压入式通风面;为U型后退式通风。通风系统掘进工作面新风由地面f主平硐f大巷f石门f机、风巷f掘进工作面。采煤工作面新风由地面f主平硐f大巷f轨道上山或下段进风石门)f甩道f机巷f工作面f风巷f回风石门或专用回风上山及回风立眼f大巷f总回风巷。风量计算()采煤工作面所需风量计算

按采煤工作面同时工作的最多人数计算式中 采一采煤工作面实际需要风量,;——采煤工作面同时工作的最多人数,人。按工作面瓦斯涌出量计算TOC\o"1-5"\h\z采10监K 100兰€1.4 ()采C采通1%式中采—采煤工作面实际需要风量,;—工作面绝对瓦斯涌出量 ;采通一采煤工作面的通风系数。主要包括沼气涌出不均衡和备用风量等,一般可取。根据实际取为。按工作面温度计算采 采采xx ()式中 采—采煤工作面实际需要风量,;采—采煤工作面风速,根据采煤工作面空气温度选取;采一采煤工作面的平均断面积,。经计算为 。风速验算按最低风速验算:采-采-(7-)5。采区共布置一个(7-)5。采区共布置一个根据计算,确定采煤工作面配风量8为4采煤工作面。(2)掘进工作面所需风量

按掘进工作面同时工作人数计算式中掘掘进工作面实际需要风量,;—掘进工作面同时工作的最多人数,人。按掘进工作面瓦斯涌出量计算掘100红K 100€08€2.0掘C 掘通 1%式中掘掘进工作面实际需要风量,;—掘进工作面绝对瓦斯涌出,量0掘通—掘进工作面的通风系数主。要包括沼气涌出不均衡和备用风量等。一般可取1.5。-根2据.实0际取为2.。按炸药消耗量计算式中掘掘进工作面实际需要风量,;掘进工作面一次爆破炸药消耗量,每 炸药爆破后需要供给的风量,(按风速验算岩巷掘进工作面:掘'掘' 掘煤巷及半煤巷掘进工作面:X5掘'掘' 掘X5-掘'X根据以上计算结果,确定每个掘进工作面配风2量7为TOC\o"1-5"\h\z区共布置两个掘进工作面,共配风量为 。(3)采区变电所需风量变按经验取为 。()采区总供风量采总(Y 采Y 掘Y 变)X 备(7-)11=(840+55)0X1+.620=137/4m0inm式中 采总——采区总风量, ;采总Z采一采煤工作面实际需要风量的总和,;Z掘——掘进工作面实际需要风量的总和,;Z变

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