综采工作面设计.docx
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综采工作面设计
窗体顶端
窗体底端
窗体顶端
窗体底端
第一章概况
第一节工作面位置及井上下关系
煤层名称
3煤
水平名称
采区名称
首采区
工作面
名称
1301工作面
地面标高
(m)
+41.0
工作面
标高(m)
-468~-594
地面位置
该面位于工业广场东北70~1600m,从小屯村下穿过,开切眼位于小屯村以北650米。
地面除小屯村外全部为农田,无其它建筑,在工作面正上方偏西80米有一排水沟,别无河流水体。
井下位置
及四邻采
掘关系
该工作面是矿井的首采面,井下位于首采区胶带机下山以北,倾斜上方相距200~285米的实炭区是F21支2断层,落差是0~40米的F13断层,倾斜下方为实炭区。
回采对地面设施的影响
该工作面回采后地面沉降将会对小屯村民房造成不同程度的斑裂,特别是处于沉盆地拐点附近及老旧民房损坏程度会较大。
全部回采后地表下沉量将达到1米以上。
由于该工作面是矿井首采面,没有岩移资料,对地面设施的影响程度预计不准确。
走向长
(m)
1750
倾斜长
(m)
150
储量
(万吨)
53.14
回采长度(m)
1175
回采面积(m2)
176250
。
工作面位置及井上下关系表
表1
第二节煤层
本工作面设计开采煤层为3上层煤,通过地质资料分析和现场巷道、切眼掘进证实,该工作面范围内,煤层赋存稳定,煤厚变化不大,煤层平均厚度为7.2m,煤层以亮煤为主,少量镜煤和暗煤,玻璃光泽,煤岩类型为半亮、半暗型煤。
具体情况如表二所示。
煤层情况表表2
煤层总厚(m)
1.7~3.6
煤层结构
煤层倾角(度)
8-11
2.3
9.5
开采煤层
3上
硬度
3
煤种
气煤
稳定程度
稳定
煤层情况描述
该面煤3为气煤,总煤厚6.2~8.2m,平均7.2m,分上、下分层开采,上分层设计采高为3.6m,煤层结构复杂,中下部含一层炭质泥岩夹矸,平均厚约1.8m,煤层倾角在8~11°之间,平均10°,煤层普式硬度系数f=1.8。
煤3为低灰至中灰、特低硫、特低磷、高挥发份及发热量,富油、中等粘结性的气煤。
第三节煤层顶底板
煤层顶底板表表3
附图一:
3111工作面地层综合柱状图(1:
500)
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
特征
基本顶
粗、细砂岩
8.6
浅灰~灰白色,以石英长石为主,钙质胶结。
直接顶
粉砂岩
4.25
深灰色,上部含少量泥质成份。
伪顶
直接底
泥岩
1.1
灰色,泥质结构,块状,含少量植物碎片化石。
老底
粉砂岩细砂岩
7.5
深灰色,含丰富的植物根化石,具磨擦镜面,含大量泥质条带。
第四节地质构造
一、断层情况以及对回采影响:
该面煤岩层基本构造形态为一小背斜(张庄背斜),背斜西翼走向105°,倾向15°,煤岩层倾角平均10°;背斜东翼走向168°,倾向78°,煤岩层倾角平均10°;根据巷道的实际揭露资料,工作面内构造比较简单,除面北部的
巷道揭露断层情况表表4
DF12和西部的F29断层外,只在工作面切眼上部揭露一条落差1m的正断层f1,对工作面的正常回采影响不大,另根据物探资料,在工作面中部有一条落差0~3m的正断层,对工作面的正常回采有一定的影响,在回采过程中预计还会揭露个别小断层。
巷道揭露及物探探明的断层情况详见下表:
构造名称
走向(°)
倾向(°)
倾角(°)
性质
落差(m)
对回采的影响程度
F29
72~78
162~168
70
正断层
0~14
有较大影响
DF12
115~117
25~27
75
正断层
0~8
有影响
DF8
141
51
60
正断层
0~3
有影响
f1
59
149
60
正断层
1.0
影响不大
f2
82
172
65
正断层
1.0
影响不大
f3
67
157
65
正断层
2.6
影响不大
二、褶曲情况及对回采影响
根据现有地质资料,本面基本上无褶曲影响。
三、其它因素对回采影响
根据现场工作面掘进巷道实际观察,工作面没有陷落柱和火成岩侵入。
附图二:
1、3111工作面煤层底板等高线平面图(1:
1000)
2、3111工作面皮带顺槽下帮、轨道顺槽上帮、切眼西帮巷道素描图(1:
500)
第五节水文地质情况
一、含水层分析
影响回采的含水层主要有3煤顶、底板砂岩裂隙含水层和3煤底板三灰岩溶裂隙含水层。
1、3煤顶、底板砂岩裂隙含水层
根据副井实测资料,3煤顶板砂岩含水层累计厚度为29.1m,分为两段:
第一段位于3煤以上4.6m,厚度为15.6m;第二段位于煤3以上26.15m,厚度为8.9m。
3煤底板砂岩含水层厚36.18m。
根据地质报告资料,单位涌水量0.0227~0.0483L/s.m,富水性弱,另据3115面顶板音频电透视资料,顶板砂岩50m范围内裂隙水有富水性不均一的特点,3115面回采前顶板砂岩水单孔水量1~9.6m3/h,回采期间未出现顶板砂岩水涌水现象,-750m水平以上顶板砂岩水基本疏干,在3115面中部施工2个顶板砂岩放水孔,单孔水量均小于1.5m3/h。
水压4.0MPa,3煤顶板砂岩水单孔涌水量0.5m3/h。
计算-750m水平以下顶板砂岩水水量如下:
1.366K(2S-M)M-h2
Q=-------------------------------=1822m3/d=76m3/h
LgR/r
上式中各参数取值如下:
K=0.05544m/d;S=400m;M=36m;
h=0;r=√F/3.14=√18800/3.14=77(m);
R=10SK+r=10×400×0.05544+77=1018.8(m)
2.三灰含水层
三灰含水层厚度3.2~7.35m,平均6.25m,上距3煤51.13m,属岩溶裂隙含水层,据精查地质报告,单位涌水量q=0.0121~0.1338L/s.m,经钻探证实,三灰含水层具有水压高(最高水压6.7MPa)、富水性弱且不均一的特点,一采区内三灰单孔水量为1~25m3/h,易疏干。
3115面回采期间三灰未有出水现象。
该面施工的三灰观测孔单孔水量2.5m3/h,水压4.5MPa。
三灰“突水系数”计算:
Ts=P/(M-Cp)=0.135MPa/m
上式中各参数取值如下:
P=5.54MPa;M=51.13m;Cp=10m;
二、其它水源分析
工作面东侧250m为F10断层,落差大于180m,3煤顶底板砂岩含水层及三灰与F10断层下盘十下灰及奥灰含水层间距缩小有对口的可能。
根据精查地质报告中L4-11、L4-12钻孔抽水试验资料,在浅部为含水微弱的阻水断层。
该面切眼距F10断层250m,远大于100m的防水煤柱,F10断层不会对该面的回采造成影响。
三、涌水量
该面正常涌水量为钻孔放水及生产用水计10m3/h,最大涌水量为顶板砂岩水、三灰水及生产用水之和为116m3/h。
第六节影响回采的其他因素
一、影响回采的其它地质情况
影响回采的地质情况表表5
瓦斯
0.871m3/t,属低瓦斯煤层。
CO2
0.140m3/t
煤尘爆炸指数
具有爆炸危险性,煤尘爆炸指数无资料
煤的自燃倾向性
易自燃,发火期为3-6月。
地温危害
无资料。
冲击地压危害
无资料。
二、冲击地压和应力集中区:
1.由于目前尚无可靠地压资料,要注意初压、周压及回采期间加强工作面及两巷支护管理,特别是构造发育地段。
2.该工作面回采过程中应做好探煤厚工作。
3.该面位于张庄村、方道沟、王庄、赵庙、郝垓村保护煤柱内,建议做好村庄搬迁工作;并在该面推采期间搞好地表沉降观测,发现情况及时汇报有关部门。
第七节储量及服务年限
一、储量
工业储量:
559418t回采率:
95%
可采储量:
531447t
二、采煤工作面服务年限
工作面服务年限=可采推进长度/月设计推进长度
=1175/(3×0.8×30)=16.4个月
第二章采煤方法
第一节巷道布置
一、采区设计、采区巷道布置概况
一采区是梁宝寺煤矿建井投产第一个采区,该一采区位于工业场地西南,采区东西走向长3.6KM,南北倾斜宽约2.4KM,面积8.64KM2,含煤1层,煤层倾角2O~12O,一般10O以下,煤层厚度1.07~5.94M,采区地质储量2441.4万吨,工业储量1548.6万吨,可采储量1161.4万吨,采区东翼构造较复杂,西翼构造稍简单,采区地面村庄11个,采区3上煤层以中厚为主,局部较薄,断层走向以东西为主,宽缓褶曲发育,适宜综采生产。
根据采区煤层赋存特点及构造特征,采区巷道布置采用走向长壁采煤法的采区巷道系统布置。
沿采区中部布置一组(三条)上山,分别为轨道、胶带运输机及专用回风上山。
上山间距35m,上山两侧各留70m煤柱,考虑到辅助运输要求,轨道上山沿3煤层底板布置,胶带运输上山及回风上山沿煤层布置。
沿走向布置工作面顺槽,顺槽与上山之间采用中部车场、联络斜巷等方式联络。
二、工作面轨道顺槽、运输顺槽:
3111工作面轨道顺槽(进风巷)、皮带顺槽(回风巷)均沿走向布置、沿煤层顶板掘进;两巷均采用锚杆配合锚索支护方式,矩形断面,两巷净宽均为4m,净高均为3m,巷道净断面积12.0m2。
顶部锚杆采用ф18螺纹钢树脂锚杆长度2100mm,间排距为0.8m×0.8m,帮部锚杆间排距为0.8m×0.85m,顶板每间隔2.5m打一组锚索,排距1.2m,锚索采用ф15.4钢绞线锚索,长度6000mm,锚固剂采用Z2350型锚固剂。
皮带顺槽巷道局部遇断层破碎带等地质构造处在缩小锚杆间排距同时又间套工字钢架棚支护提高支护强度。
两巷使用钢筋体采用12#钢筋加工,钢筋网采用ф6mm钢筋冷拔焊接加工而成经纬网,规格2300×900mm和1600×900mm两种,网孔规格为80×80mm。
3111工作面轨顺巷道内布置有ф108防尘管路一趟,该巷用于工作面进风和运料。
并在距工作面80m处巷道下帮靠工作面侧设置移动变电站、泵站列车等设备。
皮带顺槽内布置有ф108防尘管路、注浆管路一趟及束管监测管路等管线,巷道用于工作面回风和运煤,配备设备有转载机、胶带运输机等。
轨道顺槽以北位置掘进一条为生产期间专用的泄水巷道,以排放砂岩含水层涌水满足生产需要。
三、采煤面切眼
切眼位于轨道顺槽、运输顺槽最低部,沿煤层顶板推进,初掘时为矩形断面,与两顺槽施工断面、支护型式相同,刷大部分宽3m、锚网配合锚索支护。
切眼净宽7m,净高3m,断面积21㎡。
四、联络巷
联络巷为全岩施工,见煤后穿煤层施工,找煤层顶板后沿煤层顶板施工,采用拱形锚喷及梯形工字钢棚支护,架棚距500mm,上净宽2960mm,下净宽4100mm,净高3000mm,净断面积10.6m2,两帮及顶部采用ф6mm钢筋网护顶帮,其规格500×720mm,网孔规格为80×70mm。
五、峒室及其它巷道布置
在该面切眼中部布置采煤机组装峒室,深1.5m,长15m,高2.8m,采用锚杆配合锚索支护顶板,其锚杆、锚索间排距与切眼施工方法形式相同。
附图三:
工作面位置及巷道布置图:
第二节采煤工艺
一、采煤工艺
该工作面采用走向长壁采煤法。
使用双滚筒采煤机割煤,采高3.6m,后退式回采,全部垮落法管理顶板,,割煤深度0.8m,循环进尺0.8m。
采煤机上(下)行割煤,追机移架,即割煤→移架→中部斜切进刀→推移运输机。
二、采煤方法:
1、采煤机进刀方式:
本工作面采用中部斜切进刀。
操作过程为:
①采煤机割煤至工作面左端头时,②其后输送机移至煤壁,反向割煤至工作面右端,③移直输送机,④采煤机自工作面中部开始割煤至工作面左端,工作面右半端输送机移近煤壁,恢复初始状态。
附图四:
采煤机进刀方式示意图。
2、采煤机正常切割:
采煤机正常割煤长度60m,割煤速度3.1m/min,采用前滚筒在上部,后滚筒在下部的方式。
3、落、装、运煤方式:
本面采用MGTY400/930-3.3D型双滚筒电牵引采煤机割煤。
割煤前沿工作面方向联好塑料网,并将网吊起。
割煤时采煤机滚筒配合工作面运输机前移装煤,运输机运煤至转载机和胶带运输机。
4、移架、推移运输机
移架:
采用及时拉架方式,追机作业,正常情况下,移架滞后采煤机后滚筒不超过6架;顶板破碎及片帮时可及时拉架或将伸缩梁伸出及采取拉超前架方法来控制顶板,拉架步距0.8,并按照先移架、后移运输机的顺序进行。
推移运输机:
移架后顺序推移运输机,自端部每次进刀后向上(下)割炭、跟机推移运输机,推移运输机滞后采煤机后滚筒12-15架,其中弯曲段长度不得小于20m,弯曲段要均匀过渡,推移运输机步距0.8m。
三、工作面正规循环生产能力
Q循环=LSMRC=95×0.8×3.6×1.40×95%=363.0t
其中:
Q1循环-每个循环产量,t;
L-工作面长度,取95m;
S-工作面每刀截深,0.8m;
M-采高,m,取3.6m;
R-煤的容重,t/m3,取1.40t/m3;
C-工作面回采率,%,取95%
1、工作面日产量:
日产量=Q循环×9=363×9=3267t
根据工作面长度及本矿生产实际,工作面铺网按每班3个循环组织生产,每日9个循环。
2、工作面月产量
月产量=30×3267=98010t
第三节设备配置
一、采煤机
选用MG300/700AWD1型交流电牵引采煤机一部。
主要技术参数:
截深:
800mm采高:
1600-3200mm
牵引速度:
0-7.7-12.8m/min适应角度:
<40○
总装机功率:
678.5KW截割电机功率为:
2×300KW
额定电压:
1140V冷却方式:
水冷
截割速度:
3.1m/min滚筒直径:
1600mm
二、液压支架的主要技术特征
基本液压支架:
型号:
ZY400/15/32型支架支撑高度:
1500-3200mm
工作阻力:
4000KN移架步距:
800mm
初撑力:
3090KN
三、运输设备
1、工作面刮板运输机:
一部
型号:
SZG800/800型中双链刮板输送机链速:
1.31m/s
电机功率:
2×400KW中部槽尺寸:
1500×800×310mm
运输能力:
1500t/h电压:
1140V
冷却方式:
水冷
2、转载机:
一部
型号:
SZZ800/250型中双链转载机链速:
1.54m/s
电机功率:
250KW运输能力:
1800t/h电压:
1140V
冷却方式:
水冷长度:
40m
3、破碎机:
一部
型号:
PLM2000型电压1140V破碎能力:
1800t/h
电机功率:
160KW
4、顺槽皮带机:
1部
型号:
SDJ-120/150/3×250S带宽:
1.2m
带速:
3.15m/s电机功率:
250KW×2
运输能力:
1500t/h电压:
1140V
5、辅助运输设备选用1.5吨矿车和车盘,牵引设备其3部绞车主要技术参数见下表:
表6
型号
牵引力(KN)
绳径
(mm)
容绳量(m)
绳长
(m)
坡度
(°)
提升
重量
绞车固定
JDHB-20A
200/31
ф24
406
300
4
18
地锚加四压两趄
JDHB-20A
200/31
ф26
224
300
20
18
地锚加四压两趄
SQ-1200/75B
80
ф22
1000
950×2
10
18
地锚加四压两趄
附图五:
3111工作面设备布置示意图
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、液压支架所需支护强度计算:
1、用估算法确定:
P=MR/(K-1)×N×9.8×10-3
=3.8×2.7/(1.3-1)×2.2×9.8×10-3=0.74(MPa)
式中:
P-支架支护强度
M-最大采高,取3.8m
R-煤层顶板岩石容重,取2.7t/m3
K-顶板岩石碎胀系数,取1.3
N-考虑老顶周期来压不均衡的安全系数,取2.2,
2、按经验公式计算:
P=A·M·R×9.8×10-3=8×3.8×2.7×9.8×10-3=0.804(MPa)
式中:
A-顶板岩柱相遇采高的倍数,取8。
3、选择工作面支护强度:
0.74MPa<0.804MPa因此工作面支护强度应大于0.804MPa
4、支护设备选择
3111综采工作面选用基本架ZZ6200/17/38型支架59组,上下两端头各配置3组ZZG6200/23/35型端头支架。
全面共计65组支架,从上端头至下端头一次编号1-65号支架。
根据以上计算结果,结合煤层采高,综采面选用ZZ6200/17/38型支撑掩护式液压支架符合本工作面支护要求。
预计工作面矿压参数参考表表7
序号
项目
单位
同煤层实测
本面选取或预计
1
顶底板条件
直接顶厚度
m
4.25
4.25
老顶厚度
m
8.6
8.6
直接底厚度
m
1.1
1.1
2
直接顶初次跨落步距
m
24
24
3
初次来压
来压步距
m
24-27
24-27
最大平均支护强度
KN/m2
682.8
682.8
最大平均顶底移近量
mm
150
150
来压程度
明显
明显
4
周末来压
来压步距
m
13
13
最大平均支护强度
KN/m2
682.8
682.8
最大平均顶底移近量
mm
100
100
来压程度
明显
明显
5
平时
最大平均支护强度
KN/m2
最大平均顶底移近量
mm
50
50
6
直接顶悬顶情况
m
<1
<1
7
底板容许比压
MPa
8
直接顶类型
类
二类二级
二类二级
9
老顶级别
级
V
V
10
巷道超前影响范围
m
15~20
15~20
工作面条件与支架适应条件对照表表八
工作面条件
支架适应条件
采高
3.6
1.7-3.8M
倾角
〈11
0-15°
煤厚
5.94
2.2-3.6M
煤硬度
2-3
最大4.0
底板比压
支护强度
顶板种类
二、乳化液泵站
〈一〉泵站及管路选型、数量
乳化泵选用型号为BRW-315/31.5两台乳化液箱规格型号为RX-2500型装备两泵箱。
喷雾泵选用BPW315-10型两台,清水箱型号为SX-2500型,装备两泵一箱,输液管路选用高压胶管,耐压45MPa以上。
主要技术参数如下:
(1)乳化泵:
型号:
BRW-315/31.5公称流量:
315L/min
公称压力:
31.5MPa电机功率:
200KW
(2)喷雾泵:
型号:
BPW315.10公称流量:
315L/min
公称压力:
10MPa电机功率:
75KW
〈二〉、泵站设备位置:
泵站列车安设在3111轨道顺槽下帮距离采煤面50-80m的位置。
〈三〉、泵站使用规定:
要保证泵站压力不小于30MPa,乳化液浓度3%-5%,要加强支架与泵站的维修,杜绝系统窜漏夜。
第二节工作面顶板管理
本工作面顶板管理采用全部垮落法。
本工作面配置59组ZZ6200/17/38型支撑掩护式液压支架,两端头各配置3组ZZG6200/23/35型支撑掩护式液压支架,共65组支架,对工作面实行全支护法管理。
一、正常工作时期顶板支护方式:
采用追机移架的方法对顶板进行及时支护,在采煤机割煤后,先移支架,后移运输机,即:
割煤→移架→中部进刀(牵机)→自端头顺移运输机。
正常情况下,采用及时移架少降快移一次到位的方式移架,正常移架滞后采煤机后滚筒3~5架,不超过6架,端面距不大于340mm。
顶板破碎及过断层时,要紧跟采煤机前滚筒带压移架或超前移架控制顶板即:
当发现片帮严重时,不等采煤机割煤就进行移架,再进行其它操作,工艺为:
移架→割煤→进刀(牵机)→自端头顺移运输机。
在移架后,若遇面前片帮要及时伸出伸缩梁护顶,减小端面空顶。
移架顺序为:
1、采煤机向下(上)端正常割煤时,滞后采煤机后滚筒3-5架移架,(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。
2、采煤机割煤并移架后,及时将支架的伸缩梁伸出护顶。
3、采煤机进刀向上(下)正常割煤时,自下(上)而上(下)滞后采煤机后滚筒3-5架移架,(顶板破碎时可紧跟前滚筒移架)。
4、在采煤机割煤时,超前采煤机前滚筒3架将护帮板收回,并滞后采煤机后滚筒3架,顺序将护帮板挑起。
5、机头、机尾处三架端头架的移架顺序为:
先移2﹟架(64﹟架)后移1﹟架(65﹟架),再移3﹟架(63﹟架)。
支护要求:
1、工作面应达到动态的质量标准化要求,确保“三直、二平、一净、二畅通”的质量要求。
2、采煤机割煤后,要及时移架,移架与采煤机后滚筒的距离一般不超过10m,防止长时间空顶。
3、工作面支架中心距保持1500±100mm,支架歪斜不超过±5○,架间距不超过200mm,支架与运输机保持垂直,偏差小于5○,垂直顶底板支撑,拉线移架,支架直线性偏差不得超过±50mm。
4、泵站压力不小于30MPa,支架系统压力不低于24MPa,前梁及顶梁接顶严密,受力状态良好,当支架上顶板冒高超过300mm时,应用木料接顶。
5、相邻支架不得有明显错茬(不超过顶梁侧护板高的2/3),支架不挤、不咬、不歪。
6、基本支架活柱伸出量最大不超过1.9m,其支架活柱伸出量最小不低于0.5m,端头支架活柱伸缩量最大不超过1.0m,其支架活柱伸缩量最小均不低于0.5m。
7、工作面液压支架实行编号管理。
二、特殊时期的顶板管理
〈一〉、来压及停采前的顶板管理:
根据3115面经验数据预计该面初来压步距24-27m,周期来压步距为12-13m,为此应做好以下工作:
1、初采时,必须做好矿压预测预报工作,由矿压部门在轨道、运输顺槽挂牌标明来压位置,来压前注意观察现场顶帮变化,及时加强支护。
2、工作面支架液压系统要有足够的压力(不低于24MPa),泵站系统压力不得低于30MPa,乳化液浓度在3-5%范围内,超前支护支柱初撑力不低于50KN。
3、支架支护状态良好,系统不渗不漏,安全阀满足要求。
4、按正规循环作业,尽量加快推进速度,尽可能的减小来压对回采的影响,面前出现地质构造要配合板棚背顶控制顶板,严格控制采高,工作面运输机及时调整顺坡,避免支架超高或压死。
5、来压时要带压操作及时拉超前架,正确使用好伸缩梁、护帮板,对顶板及时支护。
6、若出现片帮应及时伸出支架伸缩梁,用好护帮板,缩小面前空顶。
7、拉架时要做到少降快拉或擦顶移架。
8、加强工作面来压期间矿压预报观测,发现工作面两巷顶板破碎压力大时,提前采取措施配合倾斜板梁加强支护,超前支护增加支护长度及密度
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