煤矿综采工作面掘进工作面方案设计说明书Word文件下载.docx
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,平均7°
。
3、工作面开采技术条件
(1)煤层顶底板条件
名称
岩石
名称
厚度
岩性特征
老顶
K2灰岩
4.7~10.2
7.2
深灰色,裂隙发育并被方解石脉充填,隐晶质结构,含大量海相生物碎屑化石,灰岩内夹一层厚度0.2-1.2m泥岩。
根据已采工作面类比,老顶划分为Ⅱ级,即周期来压明显。
直接顶
泥岩、15煤上、泥岩或中砂岩、14下煤、14煤
9.6~20.9
14
泥岩:
黑色,含大量植物碎屑化石,裂隙发育,局部含黄铁矿结核;
15煤上:
黑色,已亮煤、镜煤为主,呈粉末状;
中砂岩:
浅灰-灰白色,成分以石英为主,长石次之,泥质胶结,含大量暗色矿物,内夹煤线及泥质包裹体;
14下煤:
黑色,局部含有分层;
14煤:
黑色,玻璃光泽,层状或块状结构,厚度不稳定,局部含有分层。
根据岩性,直接顶划分为1类不稳定顶板。
伪顶
无
不发育。
直接底
铝质泥岩
2~6
4
铝质泥岩:
灰黑色,底部含植物化石,较软,遇水膨胀。
老底
砂质泥岩
6~13
11
砂质泥岩:
灰黑色,含有大量的植物化石,局部含细砂岩条带,偶含黄铁矿。
(2)瓦斯
2011年,xxxxxx公司委托煤炭科学研究总院对15#煤层进行鉴定,鉴定结果为xxxx任公司15#煤层为煤与瓦斯突出危险煤层,矿井为煤与瓦斯突出矿井。
2018年8月进行了瓦斯等级鉴定工作。
鉴定结果:
xxxx为煤与瓦斯突出矿井。
矿井绝对瓦斯涌出量:
1xx6m3/min,相对瓦斯涌出量:
xx.02m3/t,二氧化碳绝对涌出量为xx5m3/min,相对涌出量为2.48m3/t。
(3)煤自燃倾向性及煤尘爆炸性
自燃倾向性及煤尘爆炸性:
2018年11月,委托xxxx。
2018年10月,委xxxxx。
(4)地压
大地静力场型,在构造发育区应力集中
(5)地温
属于地温正常区,无地温热害。
(6)瓦斯地质
xxx切眼附近赋存DF23断层,该断层为正断层即开放性断层,一般有利于瓦斯释放;
xx进风顺槽、xxx底抽巷xx掘进过程中将揭露xxx6陷落柱,陷落柱周围煤层裂隙发育,原始煤体的瓦斯加强解析,由于陷落柱形成过程中,使陷落柱周围的煤、岩层因柱体向下塌陷,周围产生大量的张性节理,从而有利于煤层瓦斯向外运移排放。
同时,陷落柱的产生使地层压力降低,吸附在煤层基质微孔隙内表面的气很容易解析,即造成陷落柱内及其周围的瓦斯解析。
受其影响,陷落柱附近瓦斯含量偏低。
四、储量及“三下”压煤
工作面基础储量xx2万t,可采储量xxx7万t。
本工作面不涉及“三下”压煤开采。
第二节地质构造
主要地质构造
断层
走向
(°
)
倾向
倾角
性质
落差
对工作面的
影响程度
DF23
NE
SE
72
正
0-10
较小
陷落柱
编号
长轴
短轴
面积
(m2)
对掘进的
备注
YX16
347
160
29100
较大
物探资料解释(疑似陷落柱)
物探资料显示:
x风顺槽、x底抽巷、x切眼在掘进过程中将揭露YX16陷落柱,该陷落柱为疑似陷落柱,预计巷道揭露长度52-313m,对掘进影响较大;
另xx切眼附近赋存DF23断层,该断层为正断层,落差0-10m,对掘进有一定影响。
第三节水文地质及涌水量
一、水文地质条件
1、顶板含水层:
顶板充水含水层为15#煤层顶部的K2、K3石灰岩,属岩溶裂隙含水层。
厚度分别为7.17m、4.5m,距15煤层顶板平均为14m、30.75m。
补勘资料显示K2、K3石灰岩含水层富水性弱。
2、底板含水层:
为奥灰含水层,根据《矿井水患补充调查报告》提供依据,推算本工作面最高奥灰水位标高为+769m,本工作面最低标高+1075m,因此该工作面巷道掘进过程中不受奥灰水影响。
3、老空水:
工作面东为xxx工作面(正在回采),预计回采后积水量18000m3,在xxx回风顺槽掘进时编制专项探放水设计对其进行疏放;
本工作面南为xxx工作面,该工作面于201x年9月回采结束,预计积水量59476m3,积水上限标高1050m,本工作面最低点标高1075,且xxx工作面与xxx切眼之间留设40m采区保护煤柱,因此xxx工作面老空积水不会对xxx2工作面回采造成影响。
4、钻孔:
补8钻孔位于工作面中部,为地质孔,全孔用水泥砂浆封闭,封孔合格。
5、气象:
xxxx。
6、水害类型:
xxxxx为中等。
二、涌水量预计
参考已掘进巷道实际涌水量,利用比拟法预计该工作面巷道掘进时正常涌水量为1m3/h,最大涌水量5m3/h。
第三章巷道布置
第一节工作面巷道布置方式
一、工作面巷道布置概述
xxx综采工作面设计布置四条回采巷道,分别为x4进风顺槽xx回风顺槽、xxx底抽巷,进、回风顺槽沿xxx煤层顶板布置,高抽巷沿xx煤层顶板K3灰岩布置、与xx回风顺槽平距30m,xxx底抽巷以K1灰岩为底板布置、内错进风顺槽5m。
二、巷道布置方式及支护参数
1、xxx进风顺槽(NE25°
28′2″)
xxx4进风顺槽为机轨合一巷道,在六采轨道下山开门施工联络巷,形成工作面的进风、辅助运输系统,顺槽与六采皮带下山立交形成煤炭运输系统,掘进期间安装EBZxx型掘进机及DSJ120/180/4×
315胶带运输机。
顶板支护:
采用φ22×
2200mm锚杆(间排距700×
900mm),GDⅡ140/20Q/YZK034型T型钢带,8#镀锌铁丝菱形网,φ18×
10000mm锚索(间排距2800×
2700mm,三花布置)联合支护方式;
帮部支护:
采用φ20×
2000mm锚杆(间排距900×
900mm),φ10mm钢筋梯,钢塑复合网联合支护方式。
工作面进风顺槽沿15#煤层顶板掘进。
2、xxx回风顺槽(NE25°
xx回风顺槽通利用原xx2进风联络巷与六采轨道下山形成通风、运输系统。
掘进施工期间安装EBZ150型掘进机及SSJ800/2×
75胶带运输机通过与六采皮带下山胶带运输机立交、搭接形成掘进期间的煤炭运输系统,回采期间与六采回风下山相连形成工作面回风系统。
xxx回风顺槽为沿空(xxx工作面采空区)巷道,与xxx进风顺槽平距6m(净煤柱),采取加强支护措施,顶板支护:
800mm),GDⅡ140/20Q/YZK034型T型钢带,8#镀锌铁丝菱形网,φ18×
1600mm,三花布置)联合支护方式;
2200mm锚杆(间排距800×
800mm),φ18×
4000mm锚索(间排距1600×
2400mm),φ12mm钢筋梯,8#镀锌铁丝菱形网联合支护方式。
工作面回风顺槽沿15#煤层顶板掘进。
3、xxx高抽巷(NE25°
xxx高抽巷通过联络巷与六采轨道下山相连形成辅助运输系统,掘进期间安装EBZ260W型掘进机及SSJ800/2×
75胶带运输机,通过与六采皮带下山立交形成矸石运输系统,与xxxxx回风顺槽之间的平距为30m,与1xx#煤层顶板垂距距约30m,该巷道担负工作面临近层及采空区瓦斯抽放任务。
工作面高抽巷xxxx煤层顶板K3灰岩掘进,锚网支护。
4、6xx底抽巷(NE25°
xx底抽巷利用xxx进风联络巷与六采轨道下山通过联络巷相连形成辅助运输系统,掘进期间安装EBZ260H型岩石掘进机及SSJ800/2×
75胶带运输机,通过与六采皮带下山立交相连形成矸石运输系统,与xxx进风顺槽之间的平距为5m,与15#煤层底板垂距距约15m,该巷道担负xxx进风顺槽掘进前的瓦斯预抽消突任务。
工作面底抽巷原则以K1灰岩为底板掘进,锚杆、锚索、钢带、网片联合支护。
5、开切眼:
切眼位于距xxx工作面40m处(XY16陷落柱范围较大时,将切眼调整在陷落柱外边缘),开切眼分两次施工,首先施工4.5m宽导硐,然后进行切眼扩宽至8.6m,切眼内、外帮采用木锚杆进行支护,顶板部分用锚网索+钢带+单体联合支护,单体支柱采用一梁三柱。
工作面切眼沿15#煤层顶板掘进。
三、停采线位置
xx作面停采线位置为六采轨道下山巷道保护煤柱线(与六采回风下山平距80m)。
第二节巷道断面形状、几何参数及支护形式
巷道断面形状、几何参数及支护形式见表3-2。
表3-2巷道断面形状、几何参数及支护形式
巷道名称
进、回风
断面
形状
净宽
净高
净断面
支护形式
xx进风顺槽
进风
梯形
上4.5
下5.15
3.8
18
锚杆+锚索+梯形钢带(帮部钢筋梯)+金属网联合支护
煤巷
x回风顺槽
回风
矩形
4.5
x高抽巷
抽采
3.7
3.2
12
锚网支护
岩巷
xx底抽巷
3.5
锚杆+锚索+梯形钢带+金属网联合支护
6xxxx切眼
8.6
34.4
锚杆+锚索+梯形钢带+金属网+液压单体支柱联合支护
第四章采煤方法及主要装备
第一节采煤方法
一、采煤方法
xx工作面采用走向长壁综合机械化一次采全高采煤法,工作面自切眼后退式开采,全部垮落法管理顶板。
xxx4工作面回采的x#煤层厚度在3~5.7m,平均为x8m。
工作面严格沿顶底板回采,根据煤层厚度变化适时调整割煤高度。
二、采煤工艺
1、正规循环:
割煤→移架→推移刮板运输机。
2、割煤方式:
双向割煤,往返一次割两刀,端头斜切进刀,截深0.8m。
三、生产组织
工作面生产采取“三八制”作业,其中早班检修,中班及夜班生产。
四、生产能力及可采期
工作面每天按4个循环组织生产,每个循环进尺0.8m,割煤高度4.8m,日进尺3.2m,月工作日29天,回采率93%,月正规循环率90%,则:
循环产量:
180×
4.8×
0.8×
1.48×
93%=951(t)
日产量:
951×
4=3805(t)
月产量:
3805×
29×
90%=9.9(万t)
月进尺:
3.2×
90%=83.5(m)
可采期:
1336.5÷
83.5=16(月)
在实际生产中,根据现场条件和加强技术管理可增减正规循环个数,提高设备检修率并实现安全高效生产。
五、技术经济指标表
xxx工作面的主要经济技术参数详见表4-1。
表4-1xxx工作面主要经济技术指标
序号
名称
单位
指标
1
煤层
#
15
9
回采率
%
93
2
煤厚
m
4.8
10
循环率
90
3
割煤高度
日产量
t
3805
割煤步距
0.8
月产量
万t
9.9
5
煤层倾角
°
7
13
年产量
119
6
煤容重
t/m3
1.48
月进长度
m/d
83.5
工业储量
150.2
可采期
月
16
8
可采储量
139.7
作业制度
三八制
第二节主要设备
一、液压支架
本工作面中部采用ZZ9xxx型四柱支撑掩护式中间支架,过渡支架选用ZZG9400/24/48型四柱支撑掩护式支架。
1、中间支架
型式:
四柱支撑掩护式中间支架
型号:
ZZ9400/26/55
初撑力:
7752kN(P=31.5MPa)
工作阻力:
9400kN(P=38.2MPa)
支撑高度:
2600~5500mm
支撑宽度:
1650~1850mm
支护强度:
0.96~1.0MPa
中心距:
1750mm
底板前端比压:
1.2~2.2MPa
适应煤层倾角:
≤20°
自重:
~41000kg
2、过渡支架
ZZG9400/24/48
2400~4800mm
二、采煤机
型号:
MG750/1860-WD
采高范围:
3.2~5.4m
截深:
865mm
装机总功率:
1860kW
供电电源电压:
3300V
牵引速度:
0~12m/min
中部卧底量:
358mm
滚筒直径:
2500mm
三、刮板输送机
SGZ1000/2×
525
中部槽规格:
(长×
内宽×
高)1750×
1000×
350mm
链速:
1.3m/s
运输能力:
2500t/h
电机功率:
2×
525kW
电压等级:
四、转载机
SZZ-1200/525
1.86m/s
转载能力:
3500t/h
525kW
输煤槽内槽:
1200mm
五、破碎机
PCM250
破碎能力:
4000t/h
入料口粒度:
(长度不限)×
1200(宽)×
1180(高)mm
最大排出粒度:
300(250、200、150)mm
250kW
六、转载机迈步自移装置
ZY1100
自移液压缸最大推拉力(单缸):
986.5kN/631.3kN(推/拉)
推移液压缸行程:
1100mm
调高液压缸最大推拉力(单缸):
385.3kN/138.7kN(推/拉)
调高液压缸行程:
250㎜
外型尺寸(长×
宽×
高):
13830mm×
2260mm×
1305mm
七、皮带机尾自移装置
ZY2700/1200
推移液压缸最大推拉力(单缸):
631kN/385KN(推/拉)
2300mm/2700mm
4×
631kN/4×
385kN(推/拉)
水平液压缸最大推拉力(单缸):
260kN/260kN(推/拉)
200㎜
13460mm×
1830mm×
1075mm
八、胶带输送机
DSJ120/180/4×
315
带宽:
1800t/h
4×
315kW
1140V
带速:
3.15m/s
九、电磁除铁器
RCBDB-16T3
励磁功率:
4.6kW
额定电压:
660V
额定悬挂高度:
350mm
额定悬挂高度处磁场强度:
150mT
吸铁能力:
0.1~0.35kg
外形尺寸(长x宽x高):
Ф1235×
864mm
重量:
3750kg
十、液压卷带
JY1200/22
适用带宽(mm):
1200
夹带装置夹持力(kN):
50±
5%
抽送带最大扭矩(N.m):
8000
卷带最大扭矩(N.m):
可卷输送带长度(m):
≤100
液压泵站电机功率(kW):
22
电压等级(V):
660/1140
十一、乳化泵
BRW-500/31.5
315kW
公称流量:
500L/min
公称压力:
31.5MPa
泵箱:
RX500/25
十二、喷雾泵
BPW-516/16
160kW
516L/min
16MPa
十三、连续牵引车
型号
SQ-120/132B
电机功率
132kW
电压等级
660V
滚筒直径
1600mm
最大牵引力
120kN
绳速
0.8m/s~1.4m/s
适用倾角
≤18°
绞车体积
3234×
2660×
1931mm
数量
1部
使用地点
xxx进风顺槽
第五章主要生产系统
第一节煤炭运输系统
在进风顺槽胶带运输机储带仓之前安装除铁器,根据吸附杂物及时清理回收,防止进入煤流系统。
xxxx工作面刮板运输机→转载机→进x槽胶带运输机→六采皮带下山胶带运输机→1150皮带xxx→2#煤仓→集中xx胶带运输机→1#煤仓→主斜井胶带运输机→地面生产系统。
第二节辅助运输系统
一、运输方式
xxx进风顺槽采用无极绳绞车运输各类设备、材料,作为工作面辅助运输系统的主要运输路线;
xx回风顺槽采用气动单轨吊运输生产期间的各类轻型物料、配件。
二、辅助运输线
1、工作面进风顺槽:
副斜井→1150轨道大巷→六采轨道下山xx进风联络巷→xx风顺槽xxx工作面。
2、工作面回风顺槽:
副斜井→1150轨道大巷→六采轨道下山x回风联络巷→xxx回风顺槽→xxx4工作面。
三、综采设备安装路线
xx工作面使用xx工作面设备(回采结束),通过在xxx回风顺槽和xxx工作面停采线处施工联络巷,经xxx回风顺槽将支架、煤机等主要设备转运至xxx切眼。
第三节通风系统
一、风量计算
(一)瓦斯涌出量预测
1、煤层瓦斯涌出量预测方法
(1)
式中:
q——本煤层(包括围岩)相对瓦斯涌出量,m3/t;
——围岩瓦斯涌出系数,对于全部陷落法管理顶板的回采面,顶板岩性多为泥岩,局部为炭质泥岩、中粒砂岩,底板岩性多为灰色铝质泥岩,根据(AQ1018-2006),取
=1.2;
——工作面残煤瓦斯涌出系数,取值=1/工作面回采率,k2=1/η,η为工作面回采率,93%;
k3——准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数,采用长壁后退式回采时,系数k3按下式确定:
L——回采工作面长度,180m;
h——巷道预排瓦斯带宽度,m,设计巷道排放6个月以上,按照(AQ1018-2006)附录D中表D.1,取为14.2m;
m——煤层厚度,m,取值见表4-1;
M——煤层开采厚度,m,取值见表4-1;
W0——煤的原始瓦斯含量,m3/t,根据矿井瓦斯涌出量预测报告,取最大值14.02m3/t;
Wc——煤的残存瓦斯含量,m3/t,参照15号煤层取值,取为2.5286m3/t。
根据xxx工作面实际条件,可得式
(1)中各参数值,将各值代入式
(1),可得xxx采煤工作面开采煤层预抽后相对瓦斯涌出量如表5-1所示。
表5-1本煤层瓦斯涌出相对量计算表
L
(m3/t)
Wc
Q
全部
垮落法
依据
取值
1.2
回采率93%
1.08
巷道预排
等值宽度14.2m
0.842
180
14.02
2.5286
10.79
2、邻近煤层瓦斯涌出量计算
(2)
q——回采工作面邻近层瓦斯涌出量,m3/t;
Mi——第i个邻近层的煤厚,m,各邻近层的煤厚数据见表4-2;
m——开采煤层的开采厚度,m,取值见表4-3;
W0i——第i个邻近层的瓦斯含量,m3/t,各邻近层瓦斯含量无实测值,均按照15号煤层的瓦斯含量取值;
Wci——邻近层的残存瓦斯含量,m3/t,参照15号煤层取值,取为2.5286m3/t;
ni——第i个邻近层受采动影响的瓦斯排放率,%。
根据(AQ1018-2006)附录D.3相关内容,当采高小于4.5m时,按图5-1确定;
当采高大于4.5m时,Ki按下式计算:
ni=100-0.47hi/M-84.04hi/L
hi——第i邻近层与开采层垂直距离,m;
M——工作面采高,m;
L——工作面长度,m。
邻近层瓦斯涌出量计算结果见表5-3。
1——上邻近层;
2——缓倾斜煤层下邻近层;
3——倾斜、急倾斜煤层下邻近层
图5-1邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线
表5-2邻近层瓦斯涌出量计算表
工作面
煤层
瓦斯含量最大值/m3/t
残存瓦斯含量/m3/t
煤层厚度/m
与本煤层间距/m
排放率/%
相对瓦斯涌出量/m3/t
备
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