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二1-11030采面设计说明

二1-11030采煤工作面

设计说明书

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平禹四矿

二00六年七月十日

目录

第一章采煤工作面概况 ------------------------------------6 第一节工作面位置及井上下关系----------------------------6

第二节煤层—--------—-—-—-—------------------------7

第三节工作面地质条件-—-—-—------------------------8

第四节地质构造------—-—-—-—------------------------9

第五节水文地质------—-—-—-—-----------------------10

第二章采煤方法—--------—-—-—-—---------------------12 第一节采面巷道布置----—-—-—-—---------------------12

第二节采煤工艺--------—-—-—-—---------------------13 第三章顶板管理—————————————————————14 第一节支护设计————————————————————14

第二节顶板管理————————————————————17

第四章生产系统————-----------------———--------—21 第一节运输—————————————————————21

第二节通风系统————————————————————21

第三节安全监控系统—————————————————24

第四节综合防尘系统—————————————————25

第五节防灭火系统——————————————————26

第六节防治水及排水系统———————————————27

第七节供电--------------———------------—--—28

第八节液压系统和供水系统---———------------—--—28 第九节压风系统--------------———------------—--—28

第十节通讯系统--------------———------------—--—28

第十一节抽放系统--------------———------------—--—28 第五章劳动组织和主要技术经济指标—-----------------—— 29第一节劳动组织 --------------———------------— 29

第二节主要技术经济指标---------———------------——30

第六章煤质管理—-----------------———------------—— 31 第七章安全技术措施--------------------------------------32 第一节一般规定----------------------——-------------32 第二节爆破管理--------------------------------------32 第三节采煤工艺管理----------------------------------37 第四节采面注水---------------------------------------44 第五节机电、运输管理--------------------------------46

第六节其它安全技术措施------------------------------- 50 第八章避灾路线-----------------------------------—---- 55

第一章采煤工作面概况

第一节工作面位置及井上下关系

二1-11030采面设计说明

第二节煤层

二1-11030采面设计说明

第三节工作面地质条件

二1-11030采面设计说明

第四节地质构造

二1-11030采面设计说明

第五节水文地质

一、底板含水层

1、寒武系白云质灰岩含水层,上距二1煤层底板约76m,为二1煤层底板间接充水含水层,为富水性较弱的岩容——裂隙承压水。

2、太原群下段灰岩含水层,包括L6-L1灰岩,上距煤层底板约40m,是二1煤层底板间接充水、含水层,最大厚度58.75m,最小8.33m,多在11m左右,属富水性弱的岩溶——裂隙承压水。

3、太原群上段灰岩含水层,包括L11-7灰岩,其中L7和L9灰岩岩性比较稳定,L9灰上距煤层底板15m,为二1煤底板直接充水含水层。

二、顶板含水层

顶板砂岩含水层是由砂锅窑砂岩和距煤层顶板的直接充、含水层,厚度20.55-57.34m,岩性为细粒砂岩至含砾粗砂岩;其组合厚度较大,一般40m左右,裂隙发育不均匀,同时地下水的补给来源不足,故为弱含水的裂隙承压水;该层地下水直接汇入坑道,是决定矿井涌水量的主要因素。

三、F1断层的导水性和防水煤柱

该工作面上部为F1正断层,为勘探期间所揭露断层,该断层因为断距300~400米,延伸长度40千米以上,实际生产中揭露过该断层。在生产过程中不能麻痹大意,应采取相应的措施防范于未然,为此,该工作面上部边界留设防水煤柱50米。

四、工作面水的主要来源

依据投产以来实际水文地质分析,及对此邻近矿区梁北矿井实际揭露情况,底板含水层对采掘生产不会造成太大的影响,但顶板砂岩含水层对

采掘生产会造成相当大的不利因素。2002年9月,对西区12140采面、东区11090采面及东区11100切眼涌水取样并经郑州煤田地质勘院水文工程研究院化验,认定为顶板砂岩水。

因此,尤其在采煤工作面生产过程中,随着顶板的跨落,顶板砂锅窑砂岩涌水会对采面生产系统造成相当大的不利因素。

第二章采煤方法

第一节采面巷道布置

一、工作面运输巷及切眼

1、支护形式:运输巷、回风巷均为沿煤层顶板掘进,设计长度740m,采用梯形工字钢棚支护,棚距0.5m;

2、巷道断面:净口2.4m,净高2.2m,梁长2.6m,两帮腿长2.6m;两帮腿蹬劲0.25m/m。掘进断面为7.6m2,净断面积为6.5m2。

3、巷道用途:主要用于工作面的进、回风、运输、行人等,并且满足安全生产的需要。

二、采面巷道布置平面图(见附图)

第二节采煤工艺

一、采煤工艺流程

打眼→装药→爆破→挂梁(临时支护)→攉煤→移溜→补正规柱→回柱→放顶

二、落煤工艺

1、落煤

爆破落煤,煤电钻打眼,安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药爆破,毫秒电雷管引爆。打眼时,原则上参照爆破作业图表进行操作,但必须视具体情况适当选择爆破参数。

采面在推进过程中,采煤高度2.2米,炮眼布置采用三花眼形式排列,即顶眼间距2.0米,底眼间距1.0米,顶眼距顶0.8米,距底眼1.0米,底眼距底0.4米(见爆破作业图表)。如遇煤体干燥或煤墙片邦严重,煤

层厚度变薄时,可依据实际情况,适当减少炮眼数目或不打眼。

装药时,必须先将炮眼内的煤粉掏挖干净,采取正向装药,正向爆破,炮眼装药数量详见爆破作业图表。装药时,先用炮棍将药卷轻轻推进炮眼,使其紧密相连,然后依次采用水炮泥、粘土炮泥封孔。粘土炮泥封孔长度不准小于炮眼深度的二分之一,炮眼深度少于0.6米时,不准装药放炮。装药后,将雷管脚线扭结成短路,塞在炮眼口处。

放炮联线方式采用串联连线,放炮时采用拉炮器拉炮,放炮母线采用小电缆,放炮后,放炮母线应及时回收,防止损坏。

2、装煤

采取人工装煤,并辅以爆破自装。

3、运煤

机械运煤,采面及机巷铺设溜子、皮带。

二、工作面支护及采空区处理

(一)、采面支护

1、支护形式:采用DZ-25型外注式单体液压支柱配3.0米∏型钢梁支护;两梁五柱对棚支护。柱距0.6米,排距1.2米,柱子必须升紧升牢,支柱支设应垂直于顶底板,迎山有劲,迎山角3~5度,工作面支柱必须全承载。

2、支护质量

(1)、工作面必须做到“三直”:即煤壁、支柱、溜子各成一条直线。“两平”:煤墙采平、溜子移平,“两净”:浮煤清净、支架回净;“三畅通”:工作面行人巷畅通;上、下安全出口畅通。

(2)、工作面支柱都必须升紧升牢,迎山有劲,其初撑力不准少于90KN(11.46Mpa),支架必须架正摆牢,严禁架斜。

(3)、采面∏型钢梁上下端头成一条直线,顶梁垂直煤壁架设,两梁头高低一致,严禁出现“高射炮”现象。

(4)、溜子的铺设符合“平、直、稳、正、牢”的要求。

(5)、上下安全出口及风机巷高度在回采过程中必须保证不得低于1.8米,且巷内严禁堆放杂物,保证通风、行人的要求。

(6)、随着采面的推进,风机巷支架必须及时回撤,上风巷支架与放顶线回齐,机巷支架落后放顶线不得超过1.0米。

(7)、机巷平溜子必须及时掐接,保证机巷支架能够及时回撤。

(8)、支柱钻底量大于100mm时要穿柱靴,初撑力达到90KN,不足的要进行二次补柱液。

(9)、临时支柱的位置应不妨碍架设基本支柱,基本支柱未架设好不准回撤临时支柱。

(10)、支柱打设成一直线,排距1200mm,柱距600mm,偏差均不超过±100mm;支柱必须采用防倒装置进行连锁,防止柱倒伤人;端面距不大于300mm;新裸露的顶板要及时支护。

(11)、工作面棚棚采用川杆、荆笆严密闭帮背顶,川杆间距不大于200mm。

(12)、采煤工作面严禁使用折损的金属顶梁和失效的单体液压支柱。

(13)、在同一采煤工作面中,不得使用不同类型和不同性能的支柱。

(二)、采空区处理

工作面采空区采用全部垮落法处理,局部悬顶≥(2×5)m2,必须采取特殊措施或强制放顶。

三、工作面正规循环生产能力

W=L·S·h·r·c=160×1.2×2.2×1.41×0.95=566(t)式中 W——正规循环生产能力,t;

L——工作面长度,m;

S——正规循环推进长度,m;

h——采高,m;

r——煤的视密度,t∕m3;

c——工作面采出率,%;

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、采面支护设计

1、支柱高度的确定

计算支柱最大、最小高度

Lmax=Mmax-b

Lmin=Mmin-S-b-a

式中Lmax、Lmin—支柱的最大、最小高度mm

Mmax—工作面最大采高mm

Mmin—工作面最小采高mm

b—顶梁厚度100mm

S—顶板在最大控顶距处的平均最大下沉量mm

a—回柱时必要的卸载高度,一般为30~50mm

第一步:确定顶板下沉量,由于无邻近工作面顶板下沉量数据借鉴,故采用估算法

S=∩MR

式中:∩为0.04~0.05,取0.04;M为采高2.2m;R为3.2m,

S=0.05×2.2×3.2=0.352m

第二步:确定支柱规格

Lmax=Mmax-b=2500-100=2400mm

Lmin=Mmin-S-b-a=2000-352-100-50=1498mm

第三步:查表,选用DZ-25型外注式单体液压支柱,其最大高度为2500mm,最小高度为1700mm,工作行程为800mm,工作阻力为250KN,初撑力为118KN,额定工作压力31.8 Mpa,底座面积109cm2,顶梁使用п型钢梁。

2、顶板压力估算

(1)4倍采高顶板岩性分析

据工作经验知,工作面支柱单位面积所受到的矿压是顶板岩层单位面积4~8倍采高岩体重量,根据采面综合柱状图知:顶板泥岩2.0m,容重18KN/m3,砂岩厚10m,容重26KN/m3,加权平均采顶板岩体容重为:R=(2×18﹢10×26)∕(2﹢10)=24.67KN/m3

(2)、顶板压力估算

P=4MR=4×2.2×24.67=217KN/m2

式中:P—工作面内每平方米的顶板载荷

M—煤层采高 2.2米

R—顶板岩石平均容重 KN/m3

Q=PS=217×0.00785=1.7KN

式中: Q—单体柱所承载顶板载荷

S—支柱的底面积109cm2;柱筒直径为100mm

3、支护密度设计

支护密度的确定就是确定支柱的排距和柱距,排距定为1200mm,由此按下列步骤确定柱距:

L柱=P0/(K×L排×P)

式中:P0—表示支柱平均工作阻力为14t

即为 137.2KN

K—表示修正系数炮采取1.2

L柱=137.2/(1.2×1.2×217)

=0.439m

根据地质资料,本采面下段顶板有较厚的泥岩,顶板破碎易冒落,很难维护,因此,需要加大支护密度,缩小柱距,根据以往经验可取0.6m,

上下偏差0.1m,故柱距(中—中)0.5±0.1m,排距1.2±0.1m,支柱迎山角3~5度。托伪顶开采时必须使用荆芭、川杆严密闭帮背顶,顶梁垂直煤壁,由于煤层底板较软,应穿柱靴,规格为200mm×200mm。

(2)、确定支护密度

h=1/(L排×L柱)

=1.7棵/m2

式中:h—支护密度棵/m2

根据以上计算,工作面支护采用单体柱配∏型钢梁两梁五柱对棚支护,齐梁直线式布置。

二、泵站管理及要求

1、泵站压力不小于18Mpa,乳化液配比浓度达2%~3%,有配比和检测手段;且泵站周围不得有积水、杂物。

2、泵站司机持证上岗,严格执行操作规程及交接班制度,必须佩戴乳化液浓度计且认真填写乳化液浓度检查记录。

3、液压管路无“跑、冒、滴、漏”现象,密封圈和油管损坏后及时更换。

4、泵站压力有检修工调定,其他人员不得调整,正常情况下只准开一台泵,另一台备用,若有损坏及时修复。

第二节工作面顶板管理

一、顶板管理及控顶距

⑴、采煤方法:沿顶走向长壁后退全部跨落法,炮采。

⑵、支护形式:单体液压支柱配∏型钢梁,两梁五柱对棚支护。

⑶、控顶距

正常采煤时,最大控顶距为4.2米,最小控顶距3.0米,放顶步距

1.2米。

初采初放时,最大控顶距为5.2米,最小控顶距4.2米,放顶步距

1.2米。

二、顶板状况及对生产的影响

采面顶板局部较破碎,易出现采空区大面积冒落,初次来压时间长,周期来压不稳定,对生产将产生较大的影响。

三、两巷顶板管理

工作面两巷压力较大,均为工字钢支护。风、机巷在工字钢支护的前提下,架设走向托棚加强动压区超前支护,长度距煤壁线50米,超前50米打双排,其中走向托棚支护形式为单体柱配∏型钢梁。风、机巷高度不低于1.8米。

四、特殊地点顶板管理

在工作面上下安全出口处,沿机巷上帮,风巷下帮各打一对长 4.0米的∏型钢梁棚架,一梁四柱单体柱支护,该对抬棚托住机巷支架上帮梁头及风巷支架下帮梁头,两根长梁随工作面的推进而交替迈步前移,步距1.2米,该对长梁分别距工作面上头及下头第一架棚间距不超过0.5米,此外,采面在推进过程中,必须经常及时地对上下安全出口进行维护,及时清理浮煤及杂物,保证上下安全出口净高在1.8米以上。

工作面上下安全出口及机头必须采用4对8架∏型钢梁(4米长梁)支护,并按正常采高做出,超前工作面1.2米,一梁四柱,柱距0.6米,支护方式仍为交替迈步棚。

五、顶板管理技术措施

1、采面采用单体液压支柱和∏型梁支护,齐梁直线柱布置。

2、采面执行全载荷支护。所有闲置支柱全部打在采面最后一排(或煤墙侧)。

3、顶板破碎(或煤顶)、局部掉顶及局部压力大及煤墙片帮严重地段,应提前蹿梁或打设倾向抬棚,用木料、荆芭、小棍、川杆等材料刹实蒙严,并在煤墙打贴帮柱。

4、放炮落煤时,应依据拉小炮、拉震动炮的原则进行。放炮后及时认梁,梁端接顶,打上临时柱。

5、支柱初撑力不小于90KN,迎山有力,不准连续出现3根以上柱子迎山角或退山角过大。

6、采面初次放顶时,必须架设木垛、托棚等特殊支架。木垛间距(中一中)10m,顶板破碎或压力大时,可适当缩小木垛的间距,特殊支架在未经允许情况下不得私自拆除。

7、采面技术员负责观测顶板的动态压力状况,并及时返馈到队值班人员,队值班人员应当天处理,并签字后送回到生产科。

8、加强对机头、机尾处的顶板管理、安全管理,保证达到足够的支护强度。

9、采面还要经常备用不少于采面支柱10%的备用支柱、梁100根,不少于采面推进一行所需的荆芭1000片、川杆500根、坑木30根、串楔200根,在上风巷材料库内码放整齐且有标志牌,并不得影响行人及通风。

10、采面在初次放顶期间,执行专项的初采初放安全技术措施。

第四章生产系统

第一节运输系统

一、运输设备及运输方式

工作面用40T刮板运输机运输,运输巷经40T刮板运输机转载至胶带

输送机运煤。运输巷输送机与I采区皮带上山通过带式输送机直接搭接,

通过I采区皮带直接将煤运输到I采区煤仓。

二、运煤路线

11030采煤工作面→11030机巷→Ⅰ采区运输上山→Ⅰ采区煤仓→-270东大巷→主井煤仓→地面

三、运料、行人路线

副井→零大巷→-20石门→暗斜→-270东大巷→东大巷联络巷上

山→Ⅰ采区运输上山→11030风巷→11030采煤工作面

第二节通风系统

一、风量计算依据

(一)风量计算:

(1)按瓦斯涌出量计算

Q采=100×q采×K通=100×2×1.8=360(m3/min)

式中:Q采:采煤工作面所需风量,m3/min

q采:采煤工作面瓦斯绝对涌出量,m3/min

K通:采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数,通常炮采1.4~

2.0,取1.8

(2)按二氧化碳涌出量计算

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