采区方案设计文档格式.docx
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920+1544=2464t,月产量为:
2464*25=61600t,年产量为:
61600*10=61.6万t。
采区日产量2464t,月产6.16万吨,年产61.6万吨,服务年限4.6年。
第三节、采区巷道布置
一、采区形式。
采用综合机械化采煤法的采区,要求有一定的走向长度,采区上部走向长度1200m,下部走向长度1250m,平均走向长度1230m,采区采用双翼采区布置,每翼走向长度600m,已满足综合机械化采煤工作面走向长度的要求,故采区形式采用双翼采区布置形式。
二、采区上山。
根据采区煤层赋存稳定,采区地质构造简单的条件,而采区上山在区段垂高大于50m的情况下要布置三条上山,即增加一条人行上山,采区上山可提出两种方案。
第一种方案:
采区上山联合布置,在距m2煤层12m的底板岩层中布置两条上山,运输上山和人车上山合一布置,两条上山相距20m,上山位于采区走向中央。
每区段还布置一条集中运输平巷。
第二方案:
三条上山都布置在距m2煤层20m的底板岩石中。
三条上山相距20m,三条上山均位于采区走向中央,但不布置区段集中运输平巷。
三、区段巷道,因m1及m2煤层均为薄、中厚煤层,可以一次采全高,根据本采区的条件,决定在开采上层煤时使用沿空留巷,使上区段的运输平巷做下区段的回风平巷,而在下一层煤中留5m小煤柱沿空送巷,区段巷道单巷布置方式。
四、联络巷道。
由于采用采区上山联合布置,在联络巷道的布置上,采用区段石门——溜煤眼结合的联系方式,第一方案的溜煤眼分煤层设置,即m1、m2煤层均在本煤层的区段运煤平巷中设溜煤眼与采区运输上山联系;
第二方案中m1、m2联系也用石门和溜煤眼结合的方式连接。
各方案的轨道上山均用石门与煤层区段平巷联系。
行人上山用平巷或斜巷与轨道和运输上山联系。
各方案采区巷道布置图如下:
第一方案:
第四节、方案比较
根据已提出的方案及方案比较的原则,两个方案中相同的部分可以不做比较,故区段巷道不参加比较,仅就采区上山及联络巷道进行比较!
方案的技术比较见下表:
采区方案技术比较表:
项目方案
第一方案
第二方案
1、掘进工程量
工程量较大。
除上山外还有集中运输平巷。
工程量小一点,有三条上山,没集中运输平巷。
2、工程难度
困难,都为岩石巷道
3、通风距离
通风距离短,没有容易和困难时期。
通风距离长,通风线路为先长后短。
4、管理环节
管理简单
管理相对难些
5、巷道维护
巷道维护容易
6、支架回收
回收率高些
回收率稍低
7、工程期
工程期长,但投产快
工程期长,投产相对晚些
采区方案经济比较表:
1.上山
长度/m
掘进单价/元*m-2
费用/元
两条上山
560*2
394.4
441728.0
三条上山
560*3
662592.0
2.联络巷
(1)石门
单价/元m-2
单条上山费用/元
总费用
(2)
两煤层间23.5m,上山到m2煤层44m,
79866.0
159732.0
(2)溜煤眼(R=2m)
体积/m3
单价/元*m-3
每区段费用/元
总费用(三组)
252
45.53
11473.5
34420.7
4.维护巷道
单价/元*m-1
维护时间/a
费用/元
560*2+67.5*2
3.62
4.6
21352.6
560*3+67.5*2
4.6
30880.4
采区方案经济比较总汇:
项目方案
1.初期投资/元
(包括上山、石门、溜煤眼个
635880.7
856744.7
初期投资比较/﹪
100.0
134.7
2.总费用/元
(1)总投资:
(2)总费用:
(扣除可回收部分后的费用)
657233.3
654640.3
887625.1
884075.1
总费用比较/﹪
100
135.04
第五节、正式方案
在比较方案过后,一方案比二方案更好一些,所以最终选择第一方案。
第一方案运输和人车布置在同一巷道中,巷道断面大,便于掘进,这样减少了一条巷道,通风网路也简单了。
第一方案有区段集中运输平巷,可以用来对m2煤层进行穿层预抽,对开采m2时瓦斯压力降低很多!
而抽出来的瓦斯还可以民用或瓦斯发电。
所以第一方案优于第二方案!
第六节、采煤、掘进接替表
一、采煤工作面接替表
二、采区掘进接替表:
巷道施工工艺
1、巷道施工方法及作业方式
(1)、巷道施工方式:
采用7655型风锤打眼放炮掘进,用手镐、撬棍剔刷成巷,人工撮煤(矸)。
施工m2运输巷时,严禁动用风镐。
(2)作业方式:
采用“三八制”平行作业;
(3)施工工艺流程:
检查该巷道沿途安全——打眼——吹眼内煤粉——装药联线——放炮——撮煤——打锚杆眼——洗眼——上锚杆——铺网锁紧(临时固定)——加垫板上螺帽(锁紧钢筋梯和锚网)——支护质量检查。
2、施工前准备
(1)、坚持敲帮问顶制度,进班时,由班组长及安全员对该巷道进行全面的检查,确认该巷道无危险时,方可允许工作人员进入工作面。
3、进入工作面,首先由班组长组织人员延腰线,检查风水管路是否完好,到位。
(1)、工作面采用7655型风锤三台,二台工作、一台备用(附断面炮眼布置图)。
(2)、工作面采用KB——100型放炮器。
(3)、使用煤矿许用乳化炸药和1——3段延期毫秒电雷管。
(4)、全断面一次放炮成巷。
(5)、采取正向起爆(附爆破参数表)。
4、瞎炮处理方法及安全注意事项:
处理瞎炮必须在班组长直接指导下进行,并应当班处理完毕,处理瞎炮时,应做到以下几点:
(1)、由于联线不良造成的瞎炮,可重新联线起爆。
(2)、确认是由雷管或炸药原因,在距瞎炮0.3m处另打平行于瞎炮眼的新炮眼,重新装药起爆。
(3)、严禁用手镐或直接从炮眼中拉出药卷或雷管。
(4)、处理瞎炮后,放炮员必须详细检查炸落的煤矸,收集未爆雷管。
(5)、处理瞎炮时,严禁在该地点进行同处理瞎炮无关的事。
(6)、处理瞎炮时,原有的站岗地点不撤岗。
5、通风
(1)、巷道掘进采用压入式通风方式:
采用11KW局部通风机供风,供风量为200m³
/min,而工作面实际80m³
/min就能满足要求。
(2)、风筒直径400mm,局部通风机安装在进风流20m以外的安全不隐患的地方。
(3)、巷道供风必须实行“三专二闭锁”,并定期检查。
(4)、风筒口距工作面碛头距离不得超过5m。
6、巷道采用15Kg钢轨,轨距600mm,掘进时由施工队钉临时路,随掘进延长而延长。
7、支护
(1)、巷道断面为梯形断面,断面规格:
巷道中净高2.4m,断面内必须见顶板;
巷道净宽2.6m。
(2)、端面内支护采用锚杆、钢筋梯、锚网支护(附巷道端面图)。
8、防尘
(1)、个人配戴防尘口罩,坚持湿式打眼,放炮时碛头附近3——5m范围内用喷雾防尘装置及放炮后洒水防尘。
(2)、炮眼封堵坚技术安全措施持使用水炮泥和黄泥。
撮煤时坚持先洒水防尘,后开工作业。
第七节、采煤方法
对于m1、m2煤层都设计采用综合机械化采煤!
有工作面支护的机械化,产煤量才能保证。
工作面的破煤、装煤、运煤、移输送机、支液压支架等主要工序全部实现机械化,大幅度的降低工人的劳动强度,提高了单产及安全性。
M1煤层工作面的设备配备:
设备名称
规格参数
单位
数量
主要技术参数
安装位置
刨煤机
Bh26/2*75
台
1
功率2*75/kw、生产能力250/t*h-1
工作面
运输机
SGB-630-150C
运输能力250/t*h-1、功率2*75
液压支架
zz2800/07/18
120
工作阻力2177~2779/kn、支护强度0.45~0.57mpa
油泵
XRB2B
套
2
额定流量80L/min、电动机功率55kw
工作面进风巷
移动变电站
KSGZY-630/6/1.14
采区变电所
矿用变压器
KS9-630/6/0.69
M2煤层工作面的设备配备:
采煤机
MDY-150
功率150/kw、生产能力585/t*h-1
SGZ-730-263W
输送能力600/t*h-1、电机功率2*132/kw
ZZ3000/12/28
工作阻力3000KN、支护强度0.65mpa
XRB2B
第八节、安全措施
一、防止冒顶措施
1、严格执行敲帮问顶制度,进班时,由班组长检查工作面内巷道的安全,在确认无安全隐患时,方可允许工作人员进入工作面工作。
2、施工时如发现工作面内有安全隐患,班组长应立即组织人员处理。
在处理过程中要做到“不安全不生产,隐患未排除不生产,”的要求。
每放炮一次,及时洒水撮煤,及时支护,防止顶板暴露时间过长而跨落。
如遇顶板破碎,必须打临时支护,严禁空顶作业。
3、煤层松软时,应适当的减少装药量。
防止顶板冒落或煤壁片帮。
4、在巷道施工中,必须按腰线摸煤层顶板走,严禁留顶煤。
特殊情况如遇断层除外(措施另编)。
2、施工锚眼时,如遇顶板破碎时,必须进行临时加固后,方可进行锚眼施工。
施工中必须按照措施执行,即孔距0.8m、孔深1.9m,其孔深不得超±
50mm,孔距不得超过±
150mm。
其施工锚眼角度应根据顶板和煤壁的铅垂面而施工。
具体由技术员在现场指导。
3、施工锚眼时,严禁留顶煤,必须在见顶板的情况下施工.在施工过程中必须时刻注意顶板变化情况,如遇顶板离层或掉渣时,必须停止打眼,采取加固措施稳定顶板后,方可恢复工作。
4、锚杆和锚网时,必须派专人观察顶板情况,在顶板完好安全的情况下施工。
施工时严禁材料行人等堵塞退路。
二防止瓦斯积聚措施
1、工作面设专职瓦检员,随时进行瓦斯检查,当工作面风流中瓦斯浓度达到1.5%时,或回风流中瓦斯浓度超过1.0%时,立即停止作业,撤出人员至新鲜风流中,待处理好后方可作业。
2、不得随意停启局部通风机,风筒必须吊挂平直、无脱节、破口,以保证碛头有足够的风量、风速。
碛头悬挂便携式瓦检报警仪一台。
3、风筒出风口距碛头的距离不得超过5m,防止碛头涌出的瓦斯不能被吹散而引起瓦斯积聚。
4、因停电停风原因而引起的瓦斯积聚,必须经排放瓦斯后方可施工。
5、巷道有跨塌高冒处应及时封闭严密,以防止瓦斯积聚。
6、坚持用好瓦斯监控装置,通风管理部门要严格按规定校验,并加强日常检查维修工作,保证灵敏可靠。
三、防止突出措施
在开采时,在集中运输平巷先进行穿层预抽,降低瓦斯浓度,解放煤层瓦斯压力。
在运输巷中每隔30m一个布置一个瓦斯抽放机。
本工作面已在被保护范围,本着安全生产的原则,施工前进行瓦斯效果检验,效果检验孔深10,孔径42mm,沿断面垂直布置4个孔。
有效卸压半径0.5m以上。
在每项指标都不超的情况下,掘进6m,每次余有效孔深4m,从新进行效果检验。
5、防尘措施
1、坚持湿式打眼,坚持使用水炮泥,撮煤矸前先进行洒水降尘,施工人员应佩带防尘口罩。
2、在碛头后40——50m范围内安设洒水喷雾装置。
撮煤矸、放炮大,必须开启喷雾。
3、定期对巷道进行冲洗,防止粉尘积聚。
6、防灭火措施
1、炮眼内的煤粉必须清除干净,不得使用变质炸药。
2、坚持使用水炮泥和黄泥充填满炮眼,不得使用可燃性材料作充填物。
3、巷道内的浮煤及时清理,定期冲洗巷道,防止粉尘积聚。
4、炮眼深0.6m以下严禁装药。
未装药的富于孔应用黄泥封堵满。
四、防止水措施
本工作面不采取专门的防止水措施。
但掘进过程中,若发现有水灾预兆时,必须先探后掘,有疑必探的探放水原则。
五、锚杆支护措施
1、施工锚眼时,锚眼的角度严格按照措施及施工断面锚杆布置图施工,其孔距为0.8m,孔深1.9m,其偏差不得超过±
150mm。
在巷道中央每隔3m施工一个深5.5m的锚索锚孔。
2、锚眼打好后,应先将孔内的粉尘清洗干净,在锚杆的前端装两节树脂由锚杆顶至锚孔的顶端,再旋转锚杆,使树脂受到破坏,慢慢的旋转锚杆3——5min,使树脂充分的受到破坏而迅速的疑固。
3、待锚杆稳固后,铺设锚网,锚网下面铺设钢筋梯,每根锚杆上面戴一木垫,以增大于顶板的接触面。
再在木垫下面上螺冒。
上螺冒时必须要等锚杆的疑固时间在10min以上。
铺设锚网时,锚网的接头尽量处于锚杆处。
4、上锚杆时,锚杆上的木垫一定要于顶板接触严实,严禁锚杆上的木垫与顶板或煤壁有空隙。
5、锚杆疑固时间在30min以后,方可用扳手紧锚螺,并每隔3用拉力计抽查一根锚杆的受力是否达到设计的要求,在测试的过程中,拉力计上的数字达到要求以后,就不要再用力去测试,以免损坏锚杆的受力面。
六、放炮技术安全措施
1、严格执行“一炮三检制”,当放炮地点附近20m范围内瓦斯浓度达到1%时,严禁装药放炮。
2、施工过程中,全断面实行大串连,与次起爆成巷,严禁分次装药、连线、放炮。
3、严格按照爆破说明书装药,雷管对号入座,采用正向爆破。
4、施工中有时会与采煤工作面形成串连通风,为了减少对采煤工作面安全威胁。
施工队每班放出班炮。
5、工作面放炮严格按照《煤矿安全规程》有关规定进行,若出现瞎炮时,按《煤矿安全规程》第342条规定执行。
6、放炮前由班组长负责组织人员设岗,严禁漏岗。
7、放炮时,放炮员要做放炮示警;
放炮后,待炮烟吹散后,方可进入碛头。
进入碛前首先观察瓦斯监测分站显示的瓦斯浓度情况,若出现异常,严禁如内,并向调度室汇报。
七、其他技术安全措施头
1、M2煤层为突出煤层,工作严禁使用风镐。
2、工作面碛头至轨面距离约1.4——2.0m。
3、煤矸实行分装分运,严峻煤矸混装。
八、避灾路线
1、冒顶或透水灾害;
工作面--—回风平巷----总回风巷
2、瓦斯灾害;
工作面——压风自救器装置----运输平巷----人车斜巷-----运输大巷。