工作面设计说明书.docx
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工作面设计说明书
第一章工作面简况
第一节工作面简况
地面位置:
14031工作面对应地表为前柿杭村。
井下位置:
14031工作面东为14011工作面采空区,南为Fz14断层保护煤柱,西为14扩大区运输巷,北为14采区轨道下山。
该工作面地面标高+311.5m~+315.7m,工作面标高+81m~+113m。
该工作面主采二1煤层,走向长330m,倾斜长100m,面积33000㎡;煤层倾角5°~16°,平均倾角10°;煤层厚度0~4.6m,平均煤厚2.2m。
工业储量8.02万吨,可采储量6.85万吨。
14031工作面沿倾斜方向布置,后退式俯斜开采,全部垮落法管理顶板。
14031工作面主采二1煤层,煤呈灰黑色,粉末状,半亮型,原生构造受滑动构造的影响而遭受破坏,层理不清,滑面及磨擦镜面发育,强度较低,煤层结构简单且煤层赋存较稳定,但煤厚两极值变化大,工作面下部煤层较上部煤层厚。
根据本矿14011工作面回采及14031工作面掘进情况分析,该工作面顶板砂岩含水层含水性较强,对工作面回采有较大影响。
预计回采时局部会出现顶板淋水现象,正常涌水量为3m³/h,最大涌水量为10m³/h。
因此,工作面在回采期间必须加强顶板和两巷水路管理,确保巷道在掘进、回采期间水路畅通,加强水情观测,根据需要及时进行探放水。
14031工作面设计工程量:
上副巷308m,下副巷利用原14扩大区前期回风巷,切巷113m;设计总工程量:
420m。
工作面设计可采长度300m,切巷平均长度97m。
14031工作面上下副巷为拱形断面,采用U25型钢可缩性支架支护,支架间距600mm<中-中)。
瓦斯含量以通风科提供的依据(瓦斯绝对涌出量平均1.2m³/min>为准。
因此,14031工作面按无突出危险采煤工作面进行管理。
第二节采区简况
14采区为双翼下山采区,位于尤氏井田的西部,该采区下部以后告F4断层为界,上部以二1煤+157m等高线为界,沿煤层走向布置走向长壁工作面。
14采区的二1煤层赋存比较稳定,煤层倾角平均8°,煤层平均厚度2.75m左右。
煤层构造比较简单,未见夹矸,水文地质勘探类型为二类二型,即以顶板裂隙孔隙水充水为主的水文地质条件中等的矿床类型。
根据煤层赋存条件,考虑该矿生产实践和管理水平,设计采用走向长壁后退式采煤法,炮采采煤工艺,全部垮落法管理顶板。
14采区运煤路线为:
工作面落煤经工作面刮板运输机→运输顺槽刮板输送机、胶带输送机→运输下山胶带输送机→上仓皮带斜巷→主井煤仓→箕斗装载硐室→主井箕斗→地面。
14采区通风路线为:
新鲜风流自主井<部分来自副井)→运输大巷→运输下山→运输顺槽→工作面→轨道顺槽→轨道下山→采区回风巷→回风大巷→风井→地面。
14采区排水路线为:
工作面出水→运输顺槽→采区下山→自流至采区水仓→采区泵房水泵→采区轨道下山排水管→排至运输大巷→自流至井底水仓→井底泵房主排水泵→排至地面进行处理。
14采区避火<避瓦斯爆炸)路线为:
工作面→运输顺槽→运输下山→运输大巷→副井<或主井安全出口)→地面。
14采区避水路线为:
工作面→轨道顺槽→中部车场→轨道下山<或运输下山)→运输大巷<或回风大巷)→副井<或主井、风井安全出口)→地面。
14采区共布置6个工作面,工作面平均长度为120m,采区工作面接替顺序为:
14021工作面→14011工作面→14061工作面→14031工作面→14051工作面→14071工作面。
14采区炮采工作面的生产能力:
A=采高×工作面长度×年推进度×容重×工作面采出率
=2.75m×120m×660m×1.35×0.95=27.933万t/a
第二章巷道布置方式及支护形式选择、支护设计
第一节巷道布置及支护形式选择
14031工作面掘进巷道包括上副巷、切巷。
14031上副巷以200º方位角掘进,下副巷利用原14扩大区回风巷,在掘进过程中根据实际地质情况进行调整。
14031工作面采用原有DZ22型单体液压支柱配合ADC-2240型л型钢梁支护顶板,人工回柱放顶。
上副巷、下副巷及进回风联巷及绕巷支护形式为拱形断面,支护材料为U25型钢,棚距600mm<中—中)。
14031工作面停采线位于14采区轨道下山40m处。
第二节工作面支护设计
1、顶板管理方法
采用全部垮落法处理采空区。
2、控顶距与放顶步距
该工作面最大控顶距3.6m,最小控顶距2.8m,放顶步距0.8m。
3、特殊支护
上、下副巷超前支护总长度20m。
超前替棚采用2.5m单体柱配合3mπ型钢梁替棚,替棚长度不少于10m;替棚段使用1m的铰接梁配合单体柱打双抬棚;其外10m采用2.5m单体柱配合3m长直径不少于200mm的坑木打单抬棚。
4、顶板支护设计
⑴相邻工作面矿压观测结果:
根据相邻工作面观测结果分析,该工作面直接顶初次跨落步距为1m,老顶初次垮落步距为8~15m,老顶的周期来压步距为8~12m。
顶板结构:
顶煤----直接顶----老顶
⑵采场控制设计
①直接顶初次跨落期间
直接顶初次跨落期间要把直接顶安全地切在采空区,在此期间支架至少应承担起直接顶初次垮落步距一半的重量,合理的支护强度为:
P1=MALAYA/2L小=(13.4×1×2.5>/<2×2.8)=5.98t/㎡
式中:
P1----支架支护强度t/㎡
MA----直接顶厚度13.4m
YA----直接顶平均容重2.5t/m³
LA----直接顶初次垮落步距1m
L小----最小控顶距2.8m
②老顶初次来压期间
要求支架在不被压死的情况下,P2能承担起老顶重量的1/4及全部直接顶的作用力。
P2=A+MBYBCB/4ktL小
式中A----直接顶作用力t/m²
A=MzYzL/L小
Mz----直接顶垮落厚度4.2m
Yz----直接顶平均容重2.5t/m³
L----最大控顶距3.6m
L小---最小控顶距2.8m
A=<4.2×2.5×3.6)/2.8=13.5t/m²
式中:
P2----支架支护强度t/㎡
MB----老顶厚度9.2m
YB----老顶容重2.5t/m³
CB----老顶初次来压步距8m
kt----岩重分配系数2.1
L小---最小控顶距2.8m
Kt----岩重分配系数,直接顶厚度与采高之比N
N=4.2/2=2.1Kt取2.1
P2=13.5+(9.2×2.5×8>/4×2.1×2.8=21.3t/㎡
③顶板周期来压期间
在此期间,要求支架承担起直接顶,并能承担部分老顶的作用力,以减缓老顶的来压速度,合理的支护强度为:
P3=A+MCYCCC/4ktL小
式中:
则P3=13.5+(9.2×2.5×15>/(4×2.1×2.8>=28.1t/m²
取以上最大值,合理的支护强度应为:
P=P3=28.1t/㎡
④、工作面支护密度G(根/m²>
G=P/Fn
式中:
F----支柱工作阻力40t/根
n----支柱工作阻力利用系数0.85
P----最大支护强度取28.1t/m²
则G=P/Fn=28.1/(40×0.85>=0.83根/m²
实际支护密度为:
Gs=4/<1X4)=1根/m²
Gs>G,工作面支护强度可满足安全生产需要。
⑶采场支护
①护帮顶:
根据炮采放顶煤工艺要求,顶板、煤壁、采空区实行全封闭管理,保证不漏顶、不片帮、不窜矸。
②护底:
采煤工作面保证支护质量的前提条件是支柱不钻底,因此要求支柱对底板的压强小于底板比压。
⑷支架稳定分析
要求支架具有抵抗来自层面方向推力的能力,为防止复合顶板推垮冒顶事故的发生,须提高支柱的初撑力,控制复合顶板的初期离层,增大软硬岩层间的摩擦力。
P初=hr 式中: P初----支柱初撑力KN/根 h-----构造顶板厚度6.3m r-----构造顶板密度2.5t/m³ α-----煤层倾角12° G实----支护密度1根/㎡ f------软硬岩层之间摩擦系数取0.5 则: P初=[6.3×2.5×(cos12°+sin12°/0.5>]/1 =21.96t/根=215kN/根 工作面实际支护密度为1根/㎡,则P初=21.96t/根=215kN/根。 故: 根据《郑煤集团生字[2003]第8号》文件规定,单体柱初撑力保证在55KN以上足以防止推垮型冒顶事故的发生。 第三章工作面生产系统 第一节通风系统 1、通风线路 ⑴新鲜风流: 主井<部分来自副井)→运输大巷→14采区运输下山→14031上副巷→工作面。 ⑵污风流: 工作面→14031下副巷→14采区轨道下山→回风大巷→风井→地面。 2、工作面风量计算 ⑴按采面同时工作最多人数计算 Q人=4N=4×40=160(m³/min> 式中: 4—以人为单位的供风标准m³/min N—工作面同时工作的最多人数,按40人计算。 ⑵按最大装药量计算 Q药=25A=25×(2×0.15+4×0.30>=67.5(m³/min> 式中: A—采面一次放炮的最大炸药消耗量Kg ⑶按良好的气候条件计算 Q良=60Vmb=60×0.6×1.8×3.0=194.4(m³/min> 式中: V—工作面适宜风速取0.6m/s m—工作面有效采高取1.8m b—工作面最大控顶距有效宽度取3.0m ⑷按瓦斯涌出量计算 QE=Q沼×K/c=1.5×1.2/0.01=225(m³/min> 式中: Q沼—瓦斯绝对涌出量,平均1.2m³/min K—瓦斯涌出不均衡系数,取1.5 C—工作面瓦斯最高允许浓度,取0.01 取以上四项中最大值为该面的风量,则 Q=QE=225m³/min。 按集团公司有关要求,工作面风量取450m³/min ⑸风速验算 V=Q/S=450/(4×60>=1.875(m/s> 经验算风速符合《煤矿安全规程》规定。 根据以上计算14031工作面风量配备450m³/min,符合<<煤矿安全规程>>和集团公司有关规定,14031工作面回采期间可根据实际情况随时调配风量。 第二节运输系统 煤炭运输路线: 工作面→14031下副巷→运输联巷→14采区运输下山→上仓皮带斜巷→主井煤仓→箕斗装载硐室→主井箕斗→地面。 材料运输路线;副井→井底车场→运输大巷→14采区上部车场→14采区轨道下山→14031上副巷→工作面。 第三节供电系统 由主井中央变电所敷设二条380V供电线路,一条至下副巷供给工作面17型溜子、下副巷40T型溜子等;一条至下副巷供一部650型皮带等。 1、电缆选择 低压负荷线选用MY-0.663×70+1×25矿用橡套电缆,各点的电缆长度及截面、短路电流计算如下表: 短路点 电缆 两相短路电流 两相短路电流实际值 截面(m㎡> 长度 d1 70 300 2931.92 2945.14 d2 70 120 2660.08 2632.96 2、短路电流计算 K9#开关: 型号: BKD19-400电压660V; 所带设备有: 运输顺槽30KW皮带配用QBZ-80开关、40T溜子40KW配用QBZ-80开关、17KW溜子配用QBZ-80开关; ⑴各开关额定电流计算: I1=30×1.15=34.5AI2=40×1.15=46A I3=17×1.15=19.55A ⑵各启动开关的整定依次为: 40A、50A、22A ⑶此开关的过流整定计算: ΣIe=34.5×6+46+19.55=272.55A 272.55÷400=0.68 过流保护整定值取0.7档,即为400×0.7=280A ⑷此开关的短路保护整定计算: Id=8Ie=8×300A=2400A动作时间: 瞬动 ⑸校验灵敏度系数: 计算此开关最远端的最小两相短路电流 电缆的换算长度为420M,查表得5368A, = =12.78≥1.5 满足灵敏度要求。 第四节防尘洒水系统 1、洒水系统 平地静压水→主井→14采区轨道下山→14031工作面上、下副巷各洒水点及水幕。 2、综合防尘设施的配备与安装 ⑴工作面输送机机头处及各转载点,安装喷雾装置,保证正常开机喷雾。 ⑵上、下副巷按规定安装防尘管路及附属装置。 ⑶在上、下副巷距工作面安全出口50m范围内安装防尘水幕,在距工作面60-200m范围内,安设隔爆水袋长度不小于20M,水量不小于200L/㎡。 ⑷放炮使用水炮泥封孔。 ⑸在上、下副巷及工作面内采用浅孔动压注水。 第五节防排水系统 14013下副巷布置临时水仓,水仓容积80m³;下副巷敷设4寸排水管路和电缆,安装好开关,水仓安设两台QY40-16型水泵,单台排水能力40m³/h。 采煤工作面涌水自流至工作面下副巷水仓,经水泵、水管及时排至14采区水仓。 14采区泵房安设3台MD155-30×5型水泵,单台排水能力155m³/h,14采区水仓容积480m³,3台水泵运行正常。 排水路线: 工作面出水点→下副巷临时水仓→经水泵、水管排出至14采区水仓→14采区轨道下山、运输大巷排水管→主水仓→主井底车场、主井排水管→平地。 第六节爆破说明 1、炮眼布置及特征: 炮眼布置采用三花眼。 2、爆破器材: 该工作面采用ZQS-65/25手持式气动钻机配合1m的大麻花钻杆打眼,眼深0.8m,同排眼间距为1m,所用雷管为1-5段毫秒延期电雷管,最后一段延期时间不超过130毫秒,用MFB--100型起爆器起爆。 3、联线方式: 串联。 4、起爆长度: 根据工作面情况一般不超过5m。 5、超爆顺序: 按腰眼2~5段,底眼1~4段,依次起爆。 6、炮眼药量要根据工作面顶底板、煤质及地质构造情况由当班队长或按措施适当增减。 局部煤质较硬时适当增加药量,顶板破碎及煤质松软时,要减少装药量,减少腰眼个数或不要腰眼。 第四章工作面生产能力 14031工作面生产能力计算: 1、工作面日产量: Ar=R×B×L×H×P×N 式中: Ar—工作面生产能力,万t/a; R—循环进度,0.8m B—日循环个数,取3个 L—工作面平均宽度,100m H—煤层平均厚度,2.2m; P—煤层容重: 1.35t/m³; N—工作面煤层回采率,95%; 则工作面日产量为: Ar=0.8×3×100×1.8×1.35×95%=554(t> 2、工作面月度生产天数按30天,则工作面月生产能力为: A=Ar×30×K 式中: Ar—工作面日产量, K—正规循环率,85% A=554×30×85% =14127 则14031工作面设计生产能力为1.41万t/月。 第五章采煤工艺及设备选型 第一节采煤工艺 1、回采工艺过程 检修——打眼注水——打眼爆破——移架采煤——放顶煤——移刮板运输机——交接班 2、落煤 采用爆破落煤与手镐落煤相结合的方法。 3、装煤 采用爆破自装和人工装煤相结合的方法。 4、悬移支架移架过程 炮后护顶<前探梁超前护顶)——收回前探梁——提起四根立柱——前移顶梁及四柱——落四柱支撑顶梁——移托梁 5、移架操作顺序 ⑴放炮后伸出前探梁超前护顶,在前探梁掩护下采煤工手工落煤墙煤,刷出0.8m的移架步距宽度。 ⑵操作手柄提起前四根支柱,使柱跟脱离底板100mm。 ⑶伸出移架千斤顶活塞,推动顶梁带动四根立柱同时向前移动0.8m。 ⑷顶梁移到位后,操作手柄落下四根支柱,使顶梁与顶板严密接以保证达到初撑力。 ⑸待刮板运输机移过后,移架千斤顶活塞收回,使托梁整体前移0.8m,恢复到炮前位置。 ⑹将各操作手把扳到“零”位。 6、放顶煤 ⑴根据刮板输送机运输能力,工作面可分为2-4个作业段同时放顶煤作业,同时作业数不得超过5个,作业段之间间隔距离应大于20m。 ⑵放顶煤顺序: 由机尾向机头方向<由上而下)依次顺序进行。 每个作业段每次只准1架放顶煤,不准2架<及多架)同时放顶煤。 ⑶防煤口的位置在刮板输送机上方0.3~0.5m处,开口间距1.1m。 ⑷工作面由上而下每个作业段采用“单轮、顺序”放顶法。 当顶煤厚度过大时,应适当调整采用“两轮等量、顺序”放煤法。 第一轮次放煤量为顶煤总量的1/2,然后挡门。 待工作面放煤口全部放完一遍后,再按第一轮次放煤方法,进行第二轮次放煤,直到把顶煤放净为止。 ⑸待移刮板输送机后,清净老塘侧浮煤。 7、移刮板运输机 待当班采煤段老塘煤放完,攉煤工把浮煤清干净后,开始整体移当班采煤段刮板运输机,移刮板运输机宽度0.8m,刮板运输机弯度不超过40。 第二节设备选型 1、根据工作面要求,切巷选用SGD320/17B型刮板机1部,配用1台17kw电机,其运输能力为40t/h,按工作面最高峰出煤量计算工作面设备运输能力为: Q=2.2×60×1.35×85%×80%/6=20.2T/h 设计切巷刮板机运输能力为40T/h,远大于20.2T/h,故满足采面运输要求。 2、下副巷和运输联巷选用SGB620/40T型刮板机各1部,配用1台40kw电机,其运输能力为150t/h,远大于20.2T/h和切巷刮板机运输能力40T/h,故满足采面运输要求。 3、下副巷选用650型胶带输送机1部,配用1台30kw电机。 胶带输送能力: 输送量200t/h,速度1.3m/s,输送机倾角160,胶带为SSJ-650型,带宽650mm。 电机选用YB315MJ-4隔爆型三相异步电动机,功率30KW。 Q=KB2VrC(T/a> 式中: K——货载断面积系数,因是槽形辊,堆积角为300,则K=358 B——胶带宽度B=0.65m
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