12219综采工作面采煤工艺设计Word文档下载推荐.docx
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Z=S×
L×
M×
R×
K
式中:
Z——工作面可采储量,万t
S——工作面倾斜长度,m
L——工作面走向长度,m
M——煤层厚度,m
R——煤层容重,t/m3
K——工作面回采率,%
该工作面煤层为中厚煤层,工作面回采率为95%,则可采储量为:
122×
(679-20)×
1.5×
1.45×
95%=16.61万t
1.3.3煤层产状
12219上工作面范围内煤层走向232°
~240°
、倾向323°
~330°
、倾角6~24°
。
1.3.4煤层物理特性
12219上工作面煤层属于较稳定煤层,煤层一般不含矸,局部夹矸0~1层,岩性为泥岩、砂质泥岩。
其下距C19煤层0~3m,平均1.5m。
C19上煤层一般为灰黑色、金属光泽、水平层理、层状结构、阶梯状构造、外生裂隙较发育,其坚固性系数(f)为1~6,部分区域与C19煤层层间距变薄,对本工作面回采无较大影响,但对回采C19煤层时有一定影响。
1.3.5煤种、煤质
煤层情况详见表2。
表2煤层情况表
煤层厚度(m)
1.5
结构形式
层状结构
容重(t/m3)
1.45
煤层硬度f
1~2
煤种
无烟煤
倾角(°
)
15
稳定程度
较稳定
煤层情况描述
C19上煤层属于半亮型3#无烟煤,属于低中灰煤、高热值煤。
1.4煤层顶底板
1.4.1煤层顶底板
煤层顶底板情况见表3。
表3煤层顶底板情况表
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
老顶
粉砂质泥岩、泥岩
1.2~2.8
灰色、薄层状粉砂粒砂质泥岩、泥岩。
2.50
直接顶
砂质泥岩、泥岩
0.4~1.3
灰黑色砂质泥岩、灰色泥岩,含颗粒状黄铁矿及菱铁矿结核。
0.85
直接底
泥岩
0~3.4
浅灰色泥岩,泥质结构,不显层理。
1.65
1.4.2工作面地层综合柱状图
(工作面综合柱状图)见:
附图一。
1.5地质构造
1.5.1断层
12219上工作面断层较多,主要有7条断层,f1断层为逆断层,在12219上机巷231m处,产状40°
∠40°
,H=4~6m,走向长约183m,预计对工作面回采的影响大。
f2断层为正断层,在12219上机巷410m,产状49°
∠51°
,H=1.3m,走向长约100m,预计对工作面回采的影响较小。
f3断层为正断层,在12219上机巷430m处,产状75°
∠34°
,H=1.8m,走向长约59m,由于断层面较为平整,断层破碎带较小,预计对工作面回采的影响较小。
f4断层为正断层,在12219上机巷555m处,产状60°
∠60°
,H=1.2m,走向长约94m,预计对工作面回采的影响较小。
f5断层为正断层,在12219上风巷520m处,产状226°
∠26°
,H=1m,预计对工作面回采的影响较小。
f6为断层带,均为正断层,在12219上风巷582m处,产状29~39°
∠59~84°
,H=3~5m,预计对工作面回采的影响大。
f7为断层带,均为正断层,在12219上切眼23m处,产状26~43°
∠16~84°
,H=4~6m,预计对工作面回采的影响大。
(见表4)。
1.5.2褶曲
12219上工作面切眼段受构造影响,煤层反倾,其倾向为130°
,倾角45°
,对工作面影响较大。
表4地质构造情况表
编号
构造
名称
性质
走向
(°
倾向
倾角
落差
(m)
对回采工作
面的影响
f1
断层
逆断层
40
310
4~6
大
f2
正断层
49
319
51
1.3
较小
f3
75
345
34
1.8
f4
60
330
1.2
f5
226
136
26
1
f6
断层带
29~39
299~309
59~84
3~5
f7
26~43
296~323
16~84
1.6水文地质
1.6.1主要水源及含水层
12219上工作面位于二叠系煤系地层中部,煤系地层为良好的隔水层,无涌水水源,局部区域有少量砂岩裂隙水,涌水表现形式为滴、淋水,对工作面无影响。
1.6.2井下水分析
12219上工作面区域内无老窑、采空区积水影响。
1.6.3涌水量
无涌水。
1.7瓦斯情况
1.7.1工作面及周边瓦斯地质情况
该工作面瓦斯分带不明显,经过充分预抽,大部分瓦斯被运移和逸散掉,但有部分仍保存在煤层中。
相对瓦斯涌出量为20m3/t·
d。
具有煤与瓦斯突出的倾向性。
1.7.2瓦斯涌出量
12219上工作面相对瓦斯含量为17.09m³
/t,已抽瓦斯9.41m³
/t,残余瓦斯量为7.68m3/t,该面日产量按907吨计算,则绝对瓦斯涌出量qCH4为:
qCH4=907×
7.68/(24×
60)=4.83(m3/min)
1.7.3瓦斯及二氧化碳影响程度预计
由于C19上煤层属于突出煤层,预计该工作面瓦斯对本工作面回采影响较大。
1.8影响回采的其它因素
1.8.1煤尘爆炸指数
根据中煤科工集团重庆设计研究院报告,该工作面无煤尘爆炸危险。
1.8.2煤层自燃发火性
根据中煤科工集团重庆设计研究院报告,C19上煤层无自燃发火倾向。
1.8.3地温影响分析
根据根据地质精查报告,该工作面地温在19°
左右,对回采无较大影响。
1.8.4冲击地压和应力集中区
12219上工作面无冲击地压,应力集中区主要位于断层带附近,对回采有一定影响。
1.8.5其它有毒有害气体
12219上工作面无其他有毒气体。
1.8.6地质部门建议
1)12219上工作面主采C19上煤层,其下部有C19煤层,其层间距在0~3m左右,建议在回采时每隔一星期在工作面布置一组探眼,以探明C19煤层赋存情况。
2)该工作面回采中揭露断层影响时须及时通知地测部门。
2.采煤方法
2.1巷道布置
2.1.1巷道位置及用途
巷道布置方式:
工作面机、风巷、切眼、瓦斯尾巷均沿C19上煤层顶板按中线施工布置,其中机、风巷、瓦斯尾巷沿煤层走向布置,切眼沿煤层倾斜布置,顶抽巷在风巷挂口沿工作面倾斜+38°
布置。
机巷用于安设皮带运输机,在工作面开采时输送煤炭至煤仓,同时沿空留巷为12419上工作面风巷;
风巷用于运输设备和回风;
切眼用于安设刮板运输机、割煤机和液压支架,顶抽巷用于抽放工作面上覆C13、C14、C15和本煤层回采后卸压瓦斯。
2.1.2支护断面
机、风巷和瓦斯尾巷均为异形断面,机巷宽为4.2m、中高2.8m,风巷宽为3.5m,中高2.8m,瓦斯尾巷宽为3.2m、中高2.8m,切眼为矩形断面,切眼宽为6m、高2m,机巷、风巷、瓦斯尾巷采用锚网索支护。
2.1.3瓦斯抽放巷布置
12219上工作面在风巷每隔80m施工一条顶抽巷。
(12219上工作面抽采系统图)见:
附图十
2.1.4工作面及巷道布置平面图
(12219上工作面巷道平面布置图和剖面图)见:
附图二。
2.2采煤方法及采煤工艺
2.2.1采煤方法
根据回采地质说明书中采煤工作面煤层赋存条件和顶、底板岩性,决定采用走向长壁后退式采煤法,全部垮落法管理顶板,(12219上工作面采场布置图)见:
附图三。
2.2.2采煤工艺
1)采煤工艺
工作面采用综合机械化采煤,MG-200/456/WD1型采煤机落煤,滚筒和刮板运输机铲煤板联合机械装煤,SGZ-764/320型刮板运输机运煤,ZY2800-09/21型液压支架支护顶板。
2)采高与循环进度
根据采面煤层赋存条件,沿煤层顶板进行回采,确定最大采高为1.9m。
循环方式为“多刀循环作业”,每个生产班割煤3刀,每刀进尺0.6m,则圆班完成6个循环,进尺3.6m。
3)割煤方式
利用MG-200/456/WD1型双滚筒采煤机组端部斜切进刀,进刀长度为20m,深度为600mm,机组未割煤时牵引速度0m/min—10m/min,割煤时牵引速度0m/min—6m/min,遇构造或顶板破碎地段,牵引速度不得大于4m/min;
操作割煤机的人员站位,距上、下滚筒不小于5m,(12219上工作面采煤机进刀示意图)见:
附图四。
工作面采用SGZ-764/320型可弯曲刮板运输机运煤,机巷采用SZZ764/160桥式转载机和DSJ63-100/63/2×
75可伸缩皮带运输。
2.2.3控顶方式
1)采用ZY2800-09/21型液压支架控制顶板,相邻支架中心距为1.5m,最大控顶距5.4m,最小控顶距4.8m,放顶步距为0.6m。
2)泵站压力31.5MPa,在设计采高状态下,液压支架的初撑力为1907~2198KN,额定工作阻力为2446~2819KN。
3)移架方式:
采用本架操作,滞后于机组后滚筒15m~20m逐架进行移架。
2.2.4工作面开设超前缺口
1)工作面上下超前缺口的处理方式
工作面上、下出口原则上不设超前缺口,但只要工作面机头、机尾用机组割不穿或上、下出口通风断面不足时就必须设超前缺口,炮眼采用“五花眼”布置,缺口斜长为1.5m,高度为工作面采高,走向长度保持超前煤壁不小于3.6m。
缺口采用单体支柱配铰接顶梁沿倾向支护,柱距为1.0m。
12219上工作面炮眼布置图,见:
附图五
2)爆破作业方式为
(1)采用风钻或电钻打眼,间距0.4~0.6m,深度1.5m,炮眼与煤壁呈80°
的夹角。
(2)每眼装填150~300g煤矿许用Ⅲ级乳胶炸药,使用1#~5#毫秒雷管正向起爆,每眼装填一条水炮泥,黄泥充填长度≮600mm。
(3)选用一台MFB-200型启爆器,串联进行爆破。
(4)爆破说明书
炮眼
炮眼深度
炮眼长度
眼距
炮眼角度(°
装药量
雷管消耗
水炮
泥数
(个)
封泥
长度
爆破
顺序
联线
方式
水平
坚直
条/眼
小计
(kg)
雷管
段别
数量
(发)
左
右
仰
零
俯
掏槽眼
4、5
1.55
90
2
0.8
4
0.5
串联
辅助眼
1-3
6-8
1.50
88
6
12
合计
12.1
2.0
8
16
4.0
(5)采用绝缘铜芯线作为放炮母线,接头必须使用正规的接线盒,严禁出现明接头。
(6)施工超前缺口时,启爆点和岗哨△1设在122中部车场起爆硐室内;
岗哨△2设在121这部车场风门外10m处。
搜岗路线:
岗哨△1及起爆点:
作业处→12219上工作面→12219上机巷→122回风石门(122轨道石门)→122中部车场→△1处;
△2搜岗路线:
作业处→12219上风巷(12219上尾巷)→121轨道石门→121中部车场→△2处。
(7)放炮前,采用皮带、楠竹跳板等对爆破点及附近20m范围内支架的各类油缸、液压元件、供液管路、行走电缆、监测、通讯等缆线进行妥善保护。
(8)放炮后及时对超前缺口进行支护。
(9)放炮后,通过工作面运输系统将煤炭运出地面。
2.2.5工作面生产能力和服务年限
1)工作面正规循环生产能力
用下列公式进行工作面正规循环生产能力的计算。
W=LShrc=122×
0.6×
0.95=151t
W——工作面正规循环生产能力,t;
L——工作面平均长度,122m;
S——工作面循环进尺,0.6m;
h——工作面设计采高,1.5m;
r——煤的容重,1.45t/m3;
c——工作面回采率,0.95%。
2)工作面服务时间
工作面的回采时间=可采储量/设计月产量
=16610÷
(906×
25)
=7.33月
开采、结束时间:
该工作面预计2013年1月初投产,2013年7月下旬回采结束,开采期为7.33个月
2.3设备配置
2.3.1(12219上采煤工作面设备布置平面图)见:
附图六。
3.顶板控制
3.1顶板支护设计
3.1.1采煤工作面的支护设计
1)12219上工作面支护强度P的确定:
P=9.8KSγMcosα=9.8×
6×
(1.5×
3.9)×
2.5×
cos15°
=1246KN
P—支架承受荷载,KN;
9.8—1千克力,N;
K—支架承受的荷载的采高的倍数,6;
S—支架支护的顶板面积,m2;
γ—顶板岩石容重,2.5t/m3;
M—采高,m;
α—煤层倾角,º
2)ZY2800-09/21型液压支架参数:
工作阻力:
2446~2819KN;
初撑力:
1907~2198KN;
支架强度:
0.41~0.48MPa;
泵站压力:
31.5MPa;
3)支架选型的验算:
P<工作阻力
即:
1245kN<2446KN;
故所选用ZY2800-09/21型液压支架符合要求。
3.1.2支护设备、材料选型
1)根据上述计算,决定选用ZY2800-09/21型液压支架控制顶板,超前支护采用内径100mm的单体液压支柱、3mπ型梁作支护材料。
2)基本支架数:
122÷
1.5=81架。
(因机巷沿空留巷故少安设1架支架)共计80架。
3)备用材料:
单体液压支柱60根,木料100根(采用直径≮150mm的圆木或直径≮200mm的半圆木),楠竹跳板400块,π梁、铰接顶梁各30根。
3.1.3支护配套设备。
工作面采用2台BRM-125/31.5C乳化液泵供液,泵站位于122回风石门风门以里100m处,乳化液采用φ32mm高压管铺设至工作面供液。
3.2工作面顶板控制
3.2.1正常工作时期顶板支护方式:
1)工作面采用ZY2800-09/21型液压支架控制顶板,相邻支架中心距为1.5m,最大控顶距5.4m,最小控顶距为4.8m,放顶步距为0.6m;
机头预留支架段采用L=3400mmπ梁、L=1200mm铰接梁架设“三对六梁”、“一梁二柱”、“一梁一柱”和密集支柱联合支护顶板。
2)泵站压力为31.5MPa,液压支架初撑力为1907~2198KN,额定工作阻力为2446~2819KN。
3)工作面采场要做到“三直一平、两畅通”,即支架、溜子、煤壁三直,工作面底板平,工作面机风两巷的出口要畅通。
4)移架方式
采用本架操作,滞后于机组后滚筒15m-20m逐架进行移架。
(12219上工作面采场平面、剖面图)见:
附图三
3.2.2特殊时期顶板支护方式
1)工作面初采及初次来压的顶板控制:
(1)加强顶板动态监控,一旦发现有来压征兆,必须及时撤出工作面的所有作业人员至安全地点。
(2)加强对供液系统的检查、维护,确保供液压力不低于30MPa,支架初撑力达到1907-2819KN,单体支柱初撑力不小于90KN。
(3)强化对支架立柱及安全阀的检修,确保顶板压力超过支架额定承载能力时,支架能够自动降架卸载,以防止支架活柱受损。
(4)初放期间,及时调整支架立柱,保证活柱伸缩量≮300mm,以防止出现“死架”现象。
2)过断层及顶板破碎时的顶板控制
(1)采面过断层或顶板破碎时,割煤后及时跟机拉架护顶,确保端面距≤340mm,且前端接顶严实,以防止发生端面冒顶事故。
(2)采面过断层薄化带时,采用挑顶或卧底的方式使采高不低于1.5m,保证支架活柱伸缩量≮300mm,以防出现“死架”。
(3)强化对机、风巷超前单体支柱初撑力的管理,确保初撑阻力不小于90KN。
(4)当采面液压支架底座陷底,移架时先在支架顶梁下支设1~2根长度适宜的单体支柱,再缓慢降架将底座适度上提,且在底座前端用坑木垫底,最后将支架前移到位,并升架支撑顶板。
3)周期来压及过巷
(1)在工作面推进过程中如遇周期来压,则在周期来压期间对机、风巷采用单体液压支柱配π型梁或者铰接梁进行加固支护。
(2)工作面过风巷顶抽巷顶板管理(另行补充专项措施)。
4)工作面末采的顶板管理(另行补充专项措施)。
3.3机巷、风巷及端头顶板支护
3.3.1工作面机巷、风巷超前支护
1)风巷从采面煤壁线往外0~10m段,采用π型梁配单体液压支柱沿走向架设双排“一梁三柱”抬棚支护;
从采面煤壁线往外10~20m段,采用π型梁配单体液压支柱沿走向架设单排“一梁三柱”抬棚支护,单体液压支柱按1.0m柱距布置。
2)机巷从采面煤壁线往外0~20m段,采用单体液压支柱配L=2800mm的11#工字钢,沿巷道走向方向按照800mm的排距沿倾向架设“一梁二柱”抬棚支护,所有的支柱必须打在一条直线上;
支柱与砌墙之间采用排材进行背接。
3)机巷架设的“一梁二柱”抬棚支护推进50m后,根据现场实际情况,如果巷道压力不大,可以对抬棚支护由里向外逐架回撤,要求回撤的抬棚距砌墙施工距离不得小于50m,如机巷沿空留巷段压力显现明显,届时另行补充加固支护措施。
3.3.2工作面上下端安全出口的支护、管理
1)上端头支护:
采用单体液压支柱配L=3.4mπ型梁沿风巷走向架设一梁三柱抬棚支护,排距800mm。
2)下端头支护:
工作面下口从煤壁起采用单体液压支柱配L=3400mm的π梁沿机巷走向架设“三对六梁”抬棚支护,每对工字钢间距200mm,错距600mm,每对工字钢排距750mm,如遇顶板破碎,必须采用跳板或木料背接严实。
3)上下端安全出口高度不低于1.8m,人行侧宽度不低于0.7m。
4)风巷护巷支护滞后于工作面放顶线的距离不得大于1.5m。
5)机巷沿空留巷,混泥土砌墙施工未完成时,支护材料不可回撤,遇到顶板破碎地区,需用π梁配液压支柱加强支护。
6)风巷支护体回撤,当顶板压力小,且完整可靠时,采用人工回撤风巷的支护材料,使用单体支柱配40T链子时,必须将链子用螺栓扣紧稳固后(扣链位置根据现场定),在远距离(安全点处)进行注液操作;
当顶板压力大或顶板破碎松软时,必须采用回柱绞车进行回撤。
3.3.3支护材料的使用数量和存放管理
1)ZY2800-09/21型液压支架80架。
2)内径100mm单体液压支柱120根。
内径100mm单体液压支柱60根,木料300根(采用直径≮150mm的圆木或直径≮200mm的半圆木),楠竹跳板300块,备用材料堆放在距工作面上下出口100m处,堆放整齐并挂牌备用。
(12219上工作面、机巷、风巷及端头支护示意图)见附图七。
3.4沿空留巷
12219上机巷采用规格为500mm×
200mm×
200mm混凝土块施工沿空留巷墙体,按照测量施放中线牵线砌墙,砌墙宽度为500mm、砌墙高度为接顶,砌墙迎山角为15°
,各混凝土块间采用水泥砂浆错缝砌筑,要求混凝土块接顶、接底严实,保证施工后,巷道净中宽为3000mm;
混凝土砌墙与巷道接顶处采用木楔子背接。
3.5矿压观测
3.5.1矿压观测内容
观测支架的初撑力、工作阻力。
3.5.2矿压观测方法
1)在工作面每架支架立柱上设置一个压力表。
2)工作面每天观测一次观测线处支架的矿压数据。
3)观测数据必须每周做一次曲线图表并组织认真分析后,上报公司相关部门。
4)观测数据必须真实可靠,不得弄虚作假,并将其填入班评估《采面顶板压力观测表》,数据必须清楚。
5)矿压观测发现矿压有异常变化时,必须立即汇报队和调度室,队技术员立即到现场查明原因,制定处理措施进行处理,有重大问题时必须立即通知相关科室技术负责人、副总以上领导到现场察看,制定相应措施进行处理。
4.生产系统
4.1运输
4.1.1运输设备及运输方式
1)运煤设备及装载方式
工作面采用SGZ-764/320刮板运输机进行运煤,机巷布置一台SZZ764/160型桥式转载机进行装载,通过DSJ63-100/63/2×
75带式输送机进行运煤。
2)辅助运输设备及运输方式
机巷材料运输通过矿车运送至皮带尾再人工转运至工作面,风巷材料通过SQ-80无极绳绞车运输至工作面。
4.1.2工作面刮板运输机采用推溜油缸推移至煤壁,桥式转载机采用桥式转载机自移装置推移,机巷皮带运输机采用20T回柱绞车迁移皮带尾架。
4.1.3选矸点设置及矸石的运输
选矸点设置在工作面溜子机头,所选矸石充填采空区,多余矸石集中堆放,采用矿车装运出地面。
4.1.4运煤路线
工作面刮板运输机→12219上机巷→122运输石门→122运输平巷→12采区运输上山→12采区煤仓→+435m运输大巷→+435m矿井煤仓→出煤平硐→地面煤仓。
4.1.5辅助运输路线
地面→+435大巷→12采区轨道上山下车场→12轨道上山→轨道斜井下车场→轨道斜井→121轨道石门→12219上风巷→12219上工作面。
(12219上工作面运输系统示意图)见附图八。
4.2“一通三防”与安全监控
4.2.1通风方式
12219上工作面为“U+L”型通风方式,一进两回(机巷进风,风巷和尾巷回风)。
1)风量计算
(1)按瓦斯涌出量计算:
/t,残余瓦斯量为7.68m3/t,该面日产量按907吨计算,则绝对瓦斯涌出量Qg为:
Qg=907×
7.68/(36×
60)=3.22(m3/min)
工作面回风流中CH4浓度按1.0%进行管理,工作面所需风量Q为
Q=100qk
q-----回采工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min
k-----工作面瓦斯涌出
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