E2E+610B1+2槽综采设计.docx
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E2E+610B1+2槽综采设计
苇湖梁煤矿+610水平东二石门
东翼B1+2煤层综采放顶煤工作面设计
采煤设计:
麻勇
通风设计:
宋丹
机电设计:
胡建波
机电副总:
雷建新
通风副总:
李大芳
总工:
王建
矿长:
陈德峰
苇湖梁煤矿
二00四年八月三十日
目录
第一部分采煤设计
第一节:
采区概况及煤层地质特征
第二节:
采煤方法
第三节:
回采工艺
第四节:
“三机”选型
第五节:
工作面辅助生产设备和供电设备
第六节:
工作面巷道布置
第七节:
生产系统
第八节:
主要技术经济指标
第九节:
矿压观测
第十节:
E2E+610B1+2综放工作面初次放顶方案及安全技术措施
第二部分通风设计
第一节:
概况
第二节:
均压目的
第三节:
防灭火设计
第四节:
防尘设计
第五节安全措施
第三部分供电设计
第一节:
运输巷供电
第二节:
工作面串车供电
第一部分采煤设计
第一节采区概况及煤层地质特征
一、采区概况
本采区设计开采苇湖梁煤矿东二石门东翼B1+2煤层,西界采至距东二石门煤柱,其东界采至距东三石门45米,由+670水平分三层采至+610水平。
采区走向长度:
565米
煤层水平厚度:
32.9米,真厚度28.62米,其中B1煤层真厚度15.50米,B2煤层真厚度12.25米,B1+2中间分别夹有0.09米、0.78米两层夹矸。
采区垂直高度:
56米,其分三层,第一分层17米、第二分层17米、第三分层为22米。
该采区煤层+635水平以上综采已回采完毕,以北B4+5煤层东二东+635水平综采正在回采,东二东+610水平B4+5煤层尚未回采,B1+2煤层位于东二石门以东600米范围内,东二石门以东600米+635水平以上为采空区。
二、煤层顶板、底板情况
名称
分类
岩石名称
厚度
岩性特征
顶板
老顶
泥岩、砂质泥岩
22.55m
灰色,层理发育、较硬
直接顶
泥岩、炭质泥岩
3.62m
灰色、节理发育
伪顶
底板
直接底
泥岩、砂质泥岩
3.98m
灰色,节理发育
老底
泥岩、砂质泥岩
10m
灰色层理明显,节理发育
三、煤层地质构造情况
B1+2属急倾斜煤层,煤层呈简单单斜构造,倾角60°~66°,煤层走向略有变化。
该区内地层除受南北强烈挤压应力的作用而使地层发生急倾斜外,并有一断层横穿该煤层,B1未揭露,B2断层位于+610水平东二东306米处。
该断层为逆断层,走向北东69°,倾向南西331°,倾角80°,错距为3.8米,由于B1+2煤层厚度大,受勘探手段及精度的制约,很难判断其内部是否还存在小的构造变化。
因此,在回采过程中如发现异常,请及时通知有关单位,以便妥善处理。
四、水文地质、采空区积水、灌浆情况
该煤层为弱含水煤层,水文地质条件简单,该煤层水的威胁主要来自雨雪洪水及灌浆水。
2003年7月通风科在+635水平分层石门B1+2处灌浆360立方米。
该煤层在回采前应先探明上部采空区积水情况,坚持“有疑必探,先探后采”的原则。
特别在初放前必须进行探放水,发现水文地质异常及时汇报解决。
五、煤质
该煤层为特厚煤层,其空间形态比较稳定,煤层节理发育,结构复杂,夹多层泥岩、炭质泥岩、。
含高硫化氢气体。
煤层变化较小,工业牌号为弱粘结煤,良好的动力用煤。
化学成分如下:
M
A
V
Q
FC
S
Y
工业牌号
1.44
20.58
38.21
58.14
82.14
0.93
6~13
弱粘
六、瓦斯、煤尘爆炸性
据历年测定,该煤层属低瓦斯煤层煤尘挥发份大于28%,煤层具有煤尘爆炸危险性。
七、煤层自燃发火情况
煤层具有自燃倾向性,属易燃煤层,自燃发火期为3-6个月。
八、用途
煤炭主要用于动力用煤。
第二节采煤方法
我矿B1+2煤层属急倾斜特厚煤层,根据我矿120万吨改扩建设计,我矿在东二采区东翼+656水平、+635水平、东一采区+628水平、+610水平、+592水平东、西翼应用综采放顶采煤法开采了B1+2煤层,并取得了较好的效果。
在技术上,经济上可行,因此确定采用综采放顶煤法开采东二东+610B1+2煤层。
工作面巷道“U”型布置,采用水平分层综采放顶煤法进行回采。
第三节回采工艺
一、回采工艺
采用水平分层综采放顶方式。
采、支、装、运一体化,区内后退式回采。
二、工艺过程
⒈推移前部运输机:
进刀前将采煤机行至前部刮板输送机机尾,推溜方式采用首次先机头后机尾的顺序,第二次则先机尾后机头的顺序,推移步距为采煤机截深(最大0.6m)。
⒉进刀:
采用直接进刀方式,采煤机至前溜机尾,将滚筒摇至顶刀位置,开动采煤机直接割顶刀。
⒊割煤、装煤:
采煤机从前部刮板输送机机尾割顶刀行至前部刮板输送机机头后停机,将滚筒反向摇至底刀位置,从前溜机头向机尾方向割底刀,并利用采煤机滚筒螺旋叶片自行装煤(机头、机尾人工辅助清煤),要求割煤割满刀(0.6m)。
⒋运煤:
采煤机切割的松散煤体及人工放煤利用前、后部刮板输送机运至转载溜再转给顺槽皮带运出工作面。
⒌移架:
采用单架依次顺序移架方式,操作方法采用追机作业方法。
要求采煤机从前部刮板输送机机尾向机头割顶刀时,滞后采煤机3m(两台支架)及时打开支架片帮梁支护顶板和煤壁,采煤机从前部刮板输送机机头向机尾割底刀时,滞后采煤机3m(两台支架),收回片帮梁前移支架,步距为采煤机截深。
⒍放顶煤:
生产班组进刀两次后开始放顶煤,放煤步距为1.2米,放煤方式采用由底板向顶板方向多轮间隔顺序放煤,每轮放煤量不宜过大,时间不超过5分钟为宜,放煤口出现矸石时应停止放煤,检修班放煤同上。
⒎生产检修:
要求对工作面设备进行常规班检和周检,达到综采设备完好要求。
⒏爆破松动顶煤:
本工作面机采高度2.5米,放顶煤高度11.5米。
仅靠支架反复支撑不能完全破碎顶煤,必须采用必要措
施松动破碎顶煤,本工作面采用两台岩石钻打孔(直径100mm)装满药爆破松动顶煤,采面孔位布置见附图1。
三、顶板管理:
全部垮落法
⒈工作面最大控顶距:
4.45米,最小控顶距:
3.85米。
⒉煤壁支护:
采煤机割顶刀时,滞后采煤机2架(3m)及时打开防片帮梁、支护煤壁、防止片帮、不能正常移架时片帮打开到水平位置,支护移架前的端面距空间,防止漏顶。
⒊工作面端头支护:
本工作面在运输巷端头,端头支架配合,采用“两对四梁”进行支护。
当煤层厚度变大时,南墙形成端头,每增加0.7米增加一对梁,采用4.5米长箱型梁配2.8米单体液压支柱支护。
⒋超前支护:
B1、B2煤层顺槽设计为锚网支护,为减轻两顺槽受工作面超前采动压力的影响,在超前工作面20米范围内支护采用“一”字梁配单体液压支柱进行加强支护,单排10米,双排10米,近工作面10米为双排。
第四节“三机”选型
根据煤层赋存条件及急倾斜特厚煤层水平分层综采放顶煤采煤工艺对综采“三机”要求选型如下:
⒈采煤机:
MGD-150型短壁采煤机
主要参数:
采高2-2.8M
适应煤层倾角〈25
机面高度1612mm
摇臂摆角270
滚筒直径1600mm
截深600mm
卧底量360mm
最大牵引力200KN
牵引速度0-6M/min
电机功率150kv
适应电压660/1140v
牵引方式无链牵引(销轮齿轨式)
⒉前部刮板输送机:
SGD-730/90型
主要参数:
输出能力500t/h
链速0.92m/s
功率90KW
长度80m
中部槽规格1500×730×220
水平弯度±1度
垂直弯度±3度
圆环链规格26×92(中双链)
破断负荷7850KN
适应电压660/1140V
⒊液压支架:
ZFSB2800/16/28型液压支架,
主要参数:
支架高度1.6-2.8m
初撑力2380KN(29.6Mpa)
工作阻力2800KN(34.8Mpa)
中心距1500mm
支护强度0.47Mpa
对底比压1.17Mpa
适应煤层倾角≤15度
放煤口尺寸1400×(0-850)mm
重量11.37t
⒋后部、转载运输机选用SGB-620/40型,
主要参数如下:
长度60m
输出能力150t/h
刮板链速0.86m/s
电机功率40KW
刮板链规格16×64mm
刮板链重量18.8kg/m
中部槽尺寸1500×620×180mm
⒌单体液压支柱:
(100根)型号:
DZ-28
主要参数:
最大高度2.8m
最小高度2.0m
工作行程800mm
工作阻力25kn
支柱重量64kg
⒍顺槽皮带:
(1台)型号:
SJ-80
主要参数:
带宽800mm
运输能力400t/h
带速2m/s
第五节工作面辅助生产设备和供电设备
一、工作面辅助生产设备
⒈乳化液泵XRB2B(2台)
⒉乳化液泵箱XRXTA(1台)
⒊岩石电钻(2台)
⒋回柱绞车JM-14(2台)
二、工作面供电设备
⒈移动变压器KSGZY500KVA
⒉综合保护ZZGL-2.5A
⒊照明变压器KSJ-410.5
⒋采煤机用磁力起动器DQEBH-300/600
前部溜用磁力起动器DZBH-200/1140
后部溜用磁力起动器BQD10-120/660
乳化泵、喷雾泵磁力起动器BQD10-120/660
回柱绞车磁力起动器QC83-80N
顺槽皮带用磁力起动器DQZBH-300/600
⒌各种动力信号电缆及设备配套。
第六节工作面巷道布置
一、采区巷道布置
根据矿井120万吨改扩建设计,在+670水平、+610水平分别布置垂直煤层走向的东二回风石门及运输石门,现都已施工完毕投入生产使用。
二、工作面巷道布置
⒈轨道、运输巷:
分别沿煤层顶底板以同向布置工作面顺槽,运输、轨道巷为锚网支护。
SB1=SB2=7.20平方米,距东一分层石门35米、290米分别有垂直煤层方向的煤门联络两顺槽,顶板顺槽用于运输巷兼回风巷,底板顺槽用于轨道巷兼做进风巷。
⒉开切巷及安装硐室:
在开切线位置垂直B1、B2两巷布置开切巷,梯形断面金属支架支护。
S毛=19.08m2,S净=16.14m2,在开切巷以东11米B1巷中布置安装硐室,矩形断面,金属梁钢腿支架支护,S毛=16.7m2,S净=13.96m2。
⒊通风眼:
本工作面利用东一一组上山进风,B1巷作进风巷,B2巷作回风巷,在第一道煤门巷中有一对+592至+610的通风眼作回风眼。
⒋工作面巷道布置图见图2。
通+635回风眼(梯子眼)B2运输巷
610工分
层作
石面
门B1轨道巷
第七节生产系统
一、材料运输系统
地面→新副斜井→+550运输大巷→+550至+610东二下山→+610水平分层石门→+610B1巷→用料地点
材料回收路线与上述相反。
二、运煤系统
工作面→+610水平B2运输巷→+610东二一组煤仓→+558皮带运输机石门→东二集中煤仓→+550底板运输巷皮带→+550集中煤仓→皮带斜井→地面。
三、通风系统
地面→新副斜井→+550水平皮带大巷和配风巷→+550水平东二轨道石门→+550至+610水平上山→+610分层石门→B1煤层进风巷→工作面→乏风→+610水平B2回风巷→+610至+635回风小眼→+670东二南回风石门→+670底板回风巷→回风井→地面
四、排水系统
工作面→+610水平B1轨道巷(水沟外流或用潜水泵排出)→+610分层石门→+610至+550下山→+550东二轨道石门→+550配风巷→+550井底水仓→用水泵排至地面。
五、供电系统
⒈工作面
地面变电所→(6000V)→+550井下集中变电所(6000V)→+550东一石门变电所(6000V)→工作面B1巷移动变电站(660V)→工作面用电设备
⒉B2槽运输设备
地面变电所(6000V)→+550中央变电所(6600/1140)→+550东一石门变电所(1140/660V)→+610B2巷运输设备。
第八节主要技术经济指标
一、劳动组织
⒈劳动组织:
采用“三八”作业制,边采边准。
⒉劳动定员:
74人,直接工69人。
⒊循环方式:
单循环方式,详见正规循环图表。
二、技术经济指标
⒈储量、回采率计算:
⑴地质储量Q地
Q地=L×B×H×P
=565×28.62×22×1.3
≈46.247(万吨)
式中:
L-工作面走向长565米
B-煤层平均厚度28.62米
H-分层阶段高度22米
P-煤体容重1.3t/m3
⑵损失量计算
a、石门煤柱损失量Q石
Q石=L石×B×H×P
=40×28.62×22×1.3
≈3.274(万吨)
式中:
L石-石门煤柱走向长35米
b、工作面机采损失量Q机
Q机=(L-L石-L边)×B×M×P×(1-C1)
=(565-40)×28.62×2.5×1.3×(1-94%)
≈0.293(万吨)
式中:
M-机采高度2.5米
C1-工作面机采回采率94%
c、工作顶煤损失量Q放
Q放=(L-L石-L边)×B×(H-M)×P×(1-C2)
=(565-40)×28.62×(22-2.5)×1.3×(1-75%)
≈9.522(万吨)
式中:
C2-顶煤回收率75%
余同前
⑶可采储量计算Q可
Q可=Q地-Q石-Q边-Q机-Q放
=46.247-3.274-0.293-9.522=33.158(万吨)
⑷采区回采率C
C=Q可/Q地×100%
=33.158/46.247×100%
=71.7%
⑸工作面回采率P
P=Q可/Q-Q石-Q边×100%
=33.158/(46.247-3.274)×100%
=77.2%
⒉工作面日产、月产
⑴循环产量Qz
Qz=B×M×F×P×C1+B×(H-M)×F×P×C2
=28.62×2.5×1.2×1.3×94%+28.62×(22-2.5)×1.2×1.3×75%=758(吨)
式中:
F=放煤步距1.2米
余同前
⑵工作面日产Q日
Q日=Qz×2=1516(吨)
⑶工作面月产Q月
Q月=Q日×t×k=1516×22×80%=2.668万吨
式中:
t-月生产天数
k-正规循环率
⒊采区生产能力、服务年限
⑴采区生产能力A
A=Q月×12=2.668×12=32(万吨)
⑵服务年限T
T=Q可/Q月=33.158/2.668=12.4(月)
⒋工效
⑴直接工工效=Q日/直接工×87%
=1516/69×87%=19.11(吨/工)
⑵全员工效=Q日/全员工×87%
=1516/75×87%
=17.58(吨/工)
⒌主要技术经济指标表
劳动组织表
工种
早
中
夜
合计
工长
1
1
1
3
采煤机司机
2
2
2
6
支架工
2
2
2
6
放煤工
2
2
2
6
打孔工
4
4
转载溜司机
1
1
1
3
皮带司机
1
1
1
3
破碎大块工
1
1
1
3
端头支护工
6
6
12
泵工
1
1
1
3
清煤工
3
3
3
9
小班维修工电工
1
1
1
3
大班维修工
8
8
采区办公室
6
合计
27
21
21
75
采煤工作面主要技术经济指标汇总表
序号
技术经济指标
单位
数量
备注
1
工作面走向长
米
565
2
煤层水平平均厚度
米
28.62
3
地质储量
万吨
46.247
4
可采储量
万吨
33.158
5
采区回采率
%
71.7
6
工作面回采率
%
77.2
7
机采高度
米
2.5
8
放顶煤高度
米
19.5
9
放煤步距
米
1.2
10
循环进尺
米
2.4
11
正规循环率
%
80
12
工作面日产
吨
1516
13
工作面月产
万吨
2.668
14
生产能力
万吨
32
15
服务年限
月
12.4
16
直接工效
吨/人
19.11
17
全员工效
吨/人
17.58
18
采区定员
人
75
第九节矿压观测
综采工作面建立矿压观测系统,通过观测工作面支护质量,进行矿压预报,以有效防止周期来压造成的危害。
一、矿压三量内容
⒈工作面支架,单体三量观测(初撑力,工作阻力,活立柱)。
⒉合理的顶板控制方法:
⑴破碎度统计;⑵顶梁仰角。
⒊工作面前方巷道位移。
二、工作面前方巷道位移规律。
⒈顶板破碎度统计
⑴参见图3测量参数a、b、c、d、h(冒高h大于100mm的地方可统计)升井后,计算各参数平均值,最后利用回归分析求得线性E=A+BS(S-1)方程为冒落灵敏度。
⑵观测方法:
每日测一次,观测范围为1#、5#、9#、13#支架
⒉工作面三量观测
⑴利用测力计(表)检测2#、7#、12#支架压力以及检测端头单体压力,目的为检测支柱初撑力、工作阻力是否达到要求,升井后数据汇总,求出支护质量合格率
⑵观测方法:
移架前后观测及移端头支架前后观测。
⒊工作面前方巷道位移观测。
在两巷内设测站,安装测杆,每班观测测杆读数计算出巷道顶板位移量。
⒋工作面测站布置图。
矿压观测测点布置示意图
20米20米20米
N
S
20米20米20米
第十节东二东+610B1+2综放工作面
初次放顶方案及安全技术措施
一工作面概况
工作面设计开采范围+610水平东二石门东翼B1+2煤层,走向长565米,阶段高22米,煤层水平厚度32.9米,真厚度28.62米,中间分别夹有0.09米、0.78米两层夹矸。
工作面机采高度2.5米,放顶高度19.5米,煤层倾角60°—66°,开切巷走向长7米,工作面长29米,煤层顶底板节理较育,工作面对应煤层+635水平以上综采已回采完毕,以北B4+5煤层东二东+635水平综采正在回采,东二东+610水平B4+5煤层尚未回采,B1+2煤层位于东二石门以东600米范围,东二石门以东600米+635水平以上为采空区。
二放顶方法:
沿工作面煤层倾向岩石电钻打孔,正向松动爆破放顶。
三放顶长度:
按工作面走向包括开切巷13.5米。
四放顶顺序:
岩石电钻打孔,正向长孔爆破,从底向顶,由东向西。
五放顶步骤:
为更好地完成初放工作,决定在液压支架就位前在开切巷内布2排放顶孔,第一排布置在距开切巷东面煤壁1.5米处,第二排距第一排3米处,步孔间距2.5米。
当工作面液压支架,运输设备,供电,供液,供水等设施安装完毕,所有采煤,通风系统完善,工作面设备试运转良好后,先将第一排孔放掉,然后随着推进用¢100的岩石电钻在工作面支架前梁依次每隔3.0米布置放顶孔。
六放顶孔装药量及长度
放顶装药量及封泥表
放顶名称
孔垂高
(米)
孔长
(米)
装药长度
(米)
孔数
(个)
装药量
雷管
封泥
每孔
总量
kg
每孔
总量
长度m
第一排孔
18
20
16
12
106
1272
4
48
3
第二排孔
18
20
16
12
106
1272
4
48
3
第三排孔
18
20
16
10
106
1060
4
40
3
第四排孔
18
20
16
9
106
954
4
36
3
合计
43
4558
172
七放顶安全技术措施
1成立放顶领导小组,全面负责放顶工作。
2井下所有作业人员必须佩戴压缩氧自救器。
3放顶前对放顶区域及其附近打探孔,探明上部水、火、浆、瓦斯等情况,在无水、火、浆瓦斯的情况下放顶,否则不准放顶。
4工作面北端头严禁放煤,对有漏冒顶现象的地点,严格做好防漏、堵漏、刹顶工作
5放炮前加强工作面端头支护,确保放顶的安全可靠。
6严格执行“一炮三检”制和“三人联锁”制,未处理好前禁止工作面放炮,放炮后洒水降尘。
7工作面放顶炮前,全体人员必须撤到进风巷,撤人距离不小于150米。
8安瓦员,干部要跟班盯岗检查把关。
9初放期间,必须抓好工作面质量标准化工作,严格做到三直两平,保证两巷畅通无阻。
10初放期间,工作面放顶要控制,保证架子上部留有不少于5米的煤垫层。
11工作面支架管路各元件必须完好,若有损坏必须更换检修,保证支架有足够的初撑力和工作阻力。
12发生灾害时,跟班干部,工长立即组织全部人员按如下避灾路线撤退:
(1)发生瓦斯与火灾时:
工作面人员→+610分层石门→+550至+610东二一组下山→+550运输大巷→+550主副斜井→地面
(2)发生水浆灾害时:
工作面人员→+610水平B2安全出口(梯子眼)或+610分层石门→+610至+670东二一组上山→+670东二南石门→+670底板大巷→集中石门→+670井底车场→新副斜井→地面
第二部分通风设计
+610东二东B1+2综采工作面通风、防灭火
防尘及瓦斯设计
第一节概况
该工作面位于+579E1E,采煤方法为综合机械化放顶煤。
煤层自燃发火期3至6个月,工作面相对瓦斯涌出量为0.33m3/t,预计生产时间9至10个月。
该工作面上部+592B1+2E,2003年8月底全部回采完毕,未发火。
该工作面为负压通风系统,新鲜风流由+550东一一组材料上山进入+579分层石门,通过B1进风巷冲洗工作面,乏风经B2回风眼至+592B2,经上风眼至+614B2回风巷,通过B2回风眼排至+628分层石门,经+670东一一组材料上山,由+670东一南回风石门经+670东二底版大巷排至风井。
第二节通风设计
⒈风量计算:
⑴按瓦斯或二氧化碳绝对涌出量QCH4(或QCO2)
QCH4=100×QCH4×K=100×0.16×1.5
=24m3/min
QCO2=100QCO2×K=100×0.65×1.5
=97.5m3/min
⑵按工作面温度与风速的关系:
根据实测,工作面温度为16℃,适宜风速为0.65m/s,工作面通风净断面积为7m2
则Qr=60rs=60×0.65×7=273m3/min
⑶按工作面同时工作的最多人数:
QN=4N=4×40=160m3/min
取Q=max{QCH4,QCO2,Qr,QN}=273m3/min
2.风速验算
(1)此时工作面风速为0.65M/S,0.25M/S﹤0.65M/S﹤4M/S
(2)进风巷净断面积为5.73m2,风速为0.79M/S﹤6M/S
(3)回风巷为2个∮800孔,风速为3.53M/S﹤6M/S
(4)所以,根据以上数据表明进、回风巷,工作面风速全部符合《煤矿安全规程》的规定。
第三节防灭火设计
〈一〉均压防灭火
1.目的
通过均压防
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- 关 键 词:
- E2E 610 B1 槽综采 设计