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    矿井采煤工作面设计说明书.docx

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    矿井采煤工作面设计说明书.docx

    1、矿井采煤工作面设计说明书一、概况1.工作面范围及四邻采掘情况该工作面位于西三下山采区,北邻2621(3)工作面(2004年8月回采完毕),南到-615m等高线,西起2631(3)出煤斜巷,东至F4正断层。西北方2622(3)高普面即将收作(预计2005年1月)。其下部西翼为11槽2662(1)工作面(预计2005年1月回采)。对应地表为架河北干渠、泥河堤、杨家瓦房、塌陷区。该面设计走向长850m,倾斜宽194m,面积164900m2,可采储量93.2万吨。2. 煤层情况该面13-1煤层受F4、Fy9正断层影响,煤层产状变化较大,13-1煤层产状为:195227810,13-1煤厚4.04.51

    2、m。13-2与13-1煤层间距0.582.68m,层间距变化较大,13-2煤厚0.51.34m。5. 水文地质情况该面主要充水水源为2621(3)老空区积水及顶板砂岩裂隙水,2621(3)老空区积水最大水头高度为14m,最大积水量:Q=44200m3。预计最大涌水量:50m3/h,正常涌水量:5m3/h。6. 其它13-1煤层瓦斯自然含量为811m3/t,煤层具有爆炸危险性,爆炸指数为3740%;煤层具有自燃发火性,发火期为36个月;地温2930,地压一般。二、工作面巷道布置及支护设计1.工作面巷道布置在西三下山采区,我矿采用高抽巷及本煤层消突等瓦斯综合治理方法已经成功回采了2622(3)、2

    3、621(3)两个综放面。根据矿井生产接替安排,2631(3)将作为1541(3)的接替工作面,预计于06年4月开始回采,12月收作。该面将采用同样的开采方式。2004年我矿在2322(3)综放面开展了上风巷外错式布置实验研究,并取得了成功,为类似条件下的巷道布置和煤炭开采积累了经验。为充分应用这一研究成果,并拓展研究的内涵和应用范围,我们将继续在2631(3)综放面开展上风巷外错式布置实验研究,将2631(3)上风巷布置在上阶段2621(3)采空区,并研究不同地质条件下的防火、防水及瓦斯综合治理技术。上风巷:在2621(3)下顺槽出煤斜巷内,距离b51测点9m处作为上风巷开窝中,这样上风巷与2

    4、621(3)下顺槽净煤垛为2m,实际外错距离为9m(以巷中计),然后按136方位向东施工862.1m至切眼位置。下顺槽:先在西三西煤下上距离Wm10测点57m处开窝,按120方位向东施工73m联巷,并施工出煤斜巷,然后改向按136方位向东施工850m至切眼位置。为防止瓦斯突出,在下顺槽掘进施工过程中,每隔40m施工一对帮部钻场,用于预抽瓦斯,钻场规格4.0m2m,锚网支护。切眼:设计长度191.2m(平距),方位48,距离F4正断层20m。出煤斜巷:在西三皮带机下山内,距离16P24点34.9m(平距)处开窝,按19530方位,1630倾角向煤层方向施工79.4m与下顺槽贯通。高抽巷:在262

    5、1(3)下顺槽外口开窝,按2621(3)出煤斜巷相同方位向前施工,距b51点5m处开始按25上坡施工24m斜巷变平,变平后施工8.2m平巷,在距离变平点1.2m处改向按136方位、7上坡施工75m预计可见15煤层,然后沿15煤层、按136方位施工730m(平距),再按15下坡施工35m停。这样高抽巷与2631(3)上风巷平距为27m,与2621(3)下顺槽平距20 m;与13-2煤层顶板法距平均22m,停头位置与切眼法距11m。2. 巷道支护与断面选择上风巷为外错式布置,沿2621(3)采空区掘进,预计顶板破碎,巷道压力较小,因而采用4#U型钢棚支护;下顺槽和切眼均为煤层实体掘进,根据地质资料

    6、和已揭露巷道现场情况,煤层顶板较稳定,宜用锚梁网支护。 上风巷巷道断面及支护:上风巷主要用途是回采进料和回风,断面规格为4.333.0m,掘进断面为12.6 m2,净断面为10.9m2,其中外 口30m车场采用5#U型钢棚支护,断面规格为5.033.2m,掘进断面为14.9 m2,净断面为13.2m2。 下顺槽巷道断面及锚杆支护初步设计:下顺槽主要用途是回采运煤和进风,巷道断面规格设计为4.62.8m(中高),净断面为11.88m2,可满足生产要求。 顶板支护顶板支护结构:锚索+锚杆+12#槽钢梁+金属网。根据该区域13-1煤层顶板结构,其直接顶为泥岩、13-2煤及砂质泥岩,其中 13-1与1

    7、3-2之间夹矸平均厚0.8m,由西往东夹矸逐渐变薄,13-2平均厚0.9m,砂质泥岩厚08.5m,老顶为细砂岩,平均厚度5.4m。因此初步设计掘进跟13-2顶板,锚索长度取4.4m,锚杆长度取2.5m,根据实际观测情况再行调整。巷道断面内共布置4根锚索,2根锚杆,安装时,槽钢梁压紧金属网,锚杆、锚索穿过槽钢梁中孔眼。 巷帮支护巷帮支护结构:锚杆+钢筋梯子梁+金属网。巷道上、下帮各布置4根锚杆,锚杆规格为直径长度=202500mm,锚杆间排距,上帮:800800mm,下帮:700800mm,矩形布置。安装时,钢筋梯子梁垂直巷道顶底板,并压紧金属网,锚杆压紧梯子梁。 支护主要技术参数断面形状:矩形

    8、巷道掘进断面:宽高=4.8m2.8 m(中高)=13.44 m2(掘)= 12.42m2(净)顶板锚索:15.244400mm顶板锚杆:202500mm锚索锚固长度:1600mm锚索间排距:850800mm巷帮锚杆:202500mm锚杆锚固长度:800mm锚杆间排距:顶板:4250800mm;上帮:800800mm;下帮:700800mm顶板槽钢梁:12#槽钢,长度4600mm;托板:平托板1409010钢板巷帮梯子梁:16mm圆钢焊接,长宽=280060mm;托板:废旧U棚钢板顶板金属网:长宽=5000950mm,采用10#铁丝编织,网孔为5050mm菱形。巷帮金属网:长宽=3000950m

    9、m,采用10#铁丝编织,网孔为5050mm菱形。锚索锚固力:200kN锚杆锚固力:100kN锚杆破断力:150kN树脂锚固剂粘结强度:4MPa锚索安装预紧力:100kN锚杆安装扭矩:250Nm、切眼:切眼采用锚梁网索支护,顶板布置3根锚杆,1根锚索,两帮均打4根锚杆,参数如下:巷道断面:宽高=3.22.8 m=8.96 m2(掘)=8.10 m2(净)锚杆:202000 mm;锚索:15.244400 mm,沿巷中交错布置;锚杆间排距:顶板900800m、巷帮800800m;锚杆药卷:Z2350(每孔2根),锚索药卷:Z2350(每孔4根);顶板用12#槽钢梁长:3.0m ,托板:平托板140

    10、9010钢板;巷帮用梯子梁长2.6m;托板:废旧U棚钢板;顶板金属网:长宽=3400950mm,采用10#铁丝编制,网孔为5050mm菱形;巷帮金属网:2900950mm,采用10#铁丝编制,网孔为5050mm菱形;锚杆孔深:2000mm;锚索孔深:4200mm;锚杆锚固长度:800mm;锚索锚固长度:1600mm;顶板锚杆锚固力:100 KN锚索锚固力:200KN;巷帮锚杆锚固力:80KN。、运煤斜巷:运煤斜巷作用是出煤和进风,为岩层巷道,巷道断面为4.0m3.2m的半圆拱,掘进断面11.8m2,净断面10.8m2。采用锚网支护:锚杆规格:202000mm,间排距:700700mm;10#铁

    11、丝网,规格按实际需要定;锚杆孔深:2000mm;锚杆锚固长度:800mm;锚杆锚固力:120 KN、高抽巷:高抽作用是抽放- 回采工作面瓦斯,为岩层巷道,巷道断面为2.6m2.6m的半圆拱,掘进断面6.0m2,净断面5.4m2。采用锚网支护:锚杆规格:161600mm,间排距:700700mm;10#铁丝网,规格按实际需要定;锚杆孔深:1600mm;锚杆锚固长度:800mm;锚杆锚固力:120 KN三、工作面生产能力1. 采煤方法:区内后退式走向长壁放顶煤全部跨落综合机械化采煤法。2. 工作制度;工作面年工作日为350天。工作制度为“三八”作业制,即两班采煤一班准备。3. 生产能力:本工作面设

    12、计平均采高4.3m,工作面斜长194m,按每天7个循环,循环进尺0.6m,正规循环率0.85,工作面回采率0.8。则,工作面的生产能力为:A=35070.64.31941.420.850.8=1184090 (t/a)工作面月推进度为:L月=70.6300.85=107m服务年限:T=850/107=7.9 (月)四、工作面生产系统1. 运煤系统:工作面出煤2631(3)下顺槽出煤斜巷西三13-1底板皮带机下山西三煤仓西三大巷西二大巷井底车场东卸煤坑主井。2. 运料系统:地面副井井底车场西二大巷西三大巷西三13-1底板轨道下山第二中部车场2622(3)下顺槽联巷 2631(3)上风巷工作面。3

    13、.通风系统: 掘进工作面局部通风系统及通风方式2631(3)上风巷及切眼:新鲜风:地面主、副井井底车场西二大巷西三大巷西三13-1底板皮带机下山2621(3)出煤斜巷局扇2631(3)上风巷掘进工作面;乏风:掘进工作面2631(3)上风巷西三13-1西煤下山西三风桥西翼-530m总回风巷(或西三13-1西煤下山西三13-1东煤下山西三西二13-1底板回风大巷西二轨道上山西二回风石门)西二-380m总回风巷中央风井。2631(3)下顺槽:新鲜风:地面主、副井井底车场西二大巷西三大巷西三13-1底板皮带机下山出煤斜巷2631(3)下顺槽掘进工作面;乏风:掘进工作面2631(3)下顺槽西三13-1西

    14、煤下山西三风桥西翼-530m总回风巷(或西三13-1西煤下山西三13-1东煤下山西三西二13-1底板回风大巷西二轨道上山西二回风石门)西二-380m总回风巷中央风井。掘进工作面的通风方式为压入式通风。 回采工作面通风系统及通风方式新鲜风:地面主、副井井底车场西二大巷西三大巷西三13-1底板皮带机下山2631(3)运煤斜巷2631(3)下顺槽工作面;乏风:工作面2631(3)上风巷西三13-1西煤下山西三风桥西翼-530m总回风巷(或西三13-1西煤下山西三13-1东煤下山西三西二13-1底板回风大巷西二轨道上山西二回风石门)西二-380m总回风巷中央风井。2631(3)回采工作面采用后退式U型

    15、上行通风方式。五.局部通风设计(一)工作面风量计算1、按瓦斯涌出量计算:Q采=100q通(1-K抽放率)C=10026(1-0.6)0.8=1300m3/min2、按工作面温度计算:Q采=60V采S采=60min2.0s/min9.2 m 2=1104m3/min3、按人数计算:Q采=4N=4130=520m3/min4、按风速验算:15S采Q采240S采159.8Q采2409.8147Q采 2352 m3/min从以上计算可以看出,该工作面回采期间需风量为1300m3/min。(二)掘进期间风量计算1上风巷及切眼需风量计算:(1)掘进工作面需要风量计算 按瓦斯涌出量计算Q1=100q瓦掘K掘

    16、通(1-K抽放率)=1002.81.5(1-0.4)=252m3/min 按最多人数计算:Q2=4N=430=120 m3/min 按风速验算:15SQ240S163.5 m3/minQ2616 m3/min根据以上计算,2631(3)上风巷及切眼局部通风设计迎头需风量为252m3/min。(2)局扇选型: Qf=Qq=2521.3=328m3 /min 局扇风压的确定:根据有关资料,当风筒直径为800mm,节长为10m时,风筒的摩擦系数=0.002Ns2/m4,Rj=1.96Ns2/m8,b=1.3,=1.2kg/m3;R=LU/S3 +nRj +b/(2s2)=0.00210803.140

    17、.8/0.5023+1081.96+1.3*1.2/(2*0.5022 )=257.67Ns2/m8H=R*Q*Qf+hr6500=257.67Q121.3/3600+1.2Q12 /(20.5023600)Q1=264m3 /min252m3 /min经以上计算可以看出,2631(3)上风巷及切眼在掘进期间可选用一台KDF型功率为230kw的局扇与=800mm的风筒向迎头供风。2 下风巷需风量计算(1)掘进工作面需要风量计算 按瓦斯涌出量计算Q1=100q瓦掘K掘通(1-K抽放率)=10031.5(1-0.4)=270m3/min 按最多人数计算:Q2=4N=430=120 m3/min 按

    18、风速验算:15SQ240S164m3/minQ2623 m3/min根据以上计算,2631(3)下风巷局部通风设计迎头需风量为270m3/min。(2)局扇选型: Qf=Qq=2701.3=351m3 /min 局扇风压的确定:根据有关资料,当风筒直径为800mm,节长为10m时,风筒的摩擦系数=0.002Ns2/m4,Rj=1.96Ns2/m8,b=1.3,=1.2kg/m3;R=LU/S3 +nRj +b/(2s2)=0.00212003.140.8/0.5023+1201.96+1.3*1.2/(2*0.5022 )=285.95Ns2/m8H=R*Q*Qf+hr6500=285.95Q

    19、121.3/3600+1.2Q12 /(20.502&time s;3600)Q1=251m3 /min3240=285.95Q221.3/3600+1.2Q22 /(20.5023600)Q2=177m3 /minQ1+ Q2=428 m3 /min 270m3 /min经以上计算可以看出,2631(3)下风巷在掘进期间可选用一台KDF型功率为230kw的局扇与=800mm的风筒和一台2BKJ62-2型功率为28kw的局扇与=800mm的风筒共同向迎头供风。六、工作面瓦斯综合治理设计根据该面的瓦斯涌出资料分析,其瓦斯涌出主要来源于13-1本煤层,瓦斯含量为811m3/t,由于该面将用综采放顶

    20、煤开采,预计在回采期间其绝对瓦斯涌出量将达到2327m3/min。为了有效的防治该面在回采过程中瓦斯对安全生产的威胁,决定在该面采用施工顶板高位瓦斯抽放巷、顺层钻孔抽放等瓦斯综合治理措施。、抽放方法的实施1、高抽巷瓦斯抽放 高抽巷层位的选择我矿实际探测冒落带、裂隙带发育最大高度与采高的关系式:H冒max=(35)M=(35)5=1525m根据2631(3)工作面顶板岩性及冒落带发育高度以及有关顶板钻孔抽放资料,结合13-1煤层走向变化情况,决定高抽巷布置在距13-2煤层顶板向上平均为28m的层位中。 高抽巷的施工在2622(3)下顺槽提料斜巷上口开窝,按22530方位,0倾角向南施工17m的平

    21、巷;再在距“二52”测点12m处改向按115方位、19倾角施工40m斜巷;然后改向按13545方位、3下坡向东施工903m平巷,再按15下坡施工36m斜巷停头。这样高抽巷与2631(3)上风巷平距为20m,与13-2煤层顶板法距平均28m,停头位置与切眼法距10m。高抽巷外口斜巷段的支护方式为5#U型棚;平巷段的支护方式为锚网支护,锚网断面规格为2.6m2.6m;里口斜巷段的支护方式为锚网支护,断面规格为2.6m2.6m。这样高抽巷与2631(3)上风巷的垂直距离平均为28m,水平距离平均为20m,布置在冒落带的上部、裂隙带的下部。2、顺层钻孔瓦斯抽放: 顺层钻孔的施工从切眼开始80m为第一预

    22、抽区(工作面预抽区),在工作面开切眼沿走向方向施工顺层长钻孔,钻孔间距3m,孔深80m,上、下两侧由于受风巷和机巷的卸压作用,在距上、下风巷15m的范围内可以不布置钻孔,因此共设计钻孔55个;在2631(3)上、下风巷距工作面开切眼80300m(走向长220m)为第二预抽区(密钻孔预抽区),分别从上、下风巷沿工作面倾向方向,各施工55个抽放钻孔,钻孔间距4m,其中上风巷孔深100m,下风巷孔深100m;在2631(3)上、下风巷距工作面开切眼300600m(走向长300m)为第三预抽区,分别从上、下风巷沿工作面倾向方向,各施工60个抽放钻孔,钻孔间距5m,其中上风巷孔深100m,下风巷孔深10

    23、0m;在2631(3)上、下风巷距工作面开切眼600m停采线(走向长220m)为第四预抽区,分别从上、下风巷沿工作面倾向方向,各施工37个抽放钻孔,钻孔间距6m,其中上风巷孔深100m,下风巷孔深100m。 顺层钻孔的封孔在2631(3)工作面第一预抽区的顺层瓦斯抽放钻孔中,采用聚氨酯进行封孔。封孔时每孔下2吋的抗静电硬质塑料管8m作为孔内套管,封孔深度为4m;在2631(3)工作面上下风巷第二、三、四预抽区的顺层瓦斯抽放钻孔中,采用KFB注浆泵配合水泥砂浆进行封孔。封孔时每孔下2吋的抗静电硬质塑料管8m作为孔内套管,封孔深度为6m。 抽放系统的建立:根据我矿现有的瓦斯抽放系统状况,决定263

    24、1(3)工作面瓦斯抽放系统采用地面抽放与井下抽放系统互为切换的形式。具体为利用两台2BE1-303型移动瓦斯抽放泵抽放,并与地面永久抽放系统中央风井系统两台2BEF72型瓦斯抽放泵互为切换进行抽放。1、抽放管路的选型预计该面在回采期间其绝对瓦斯涌出量将达到2327m3/min,瓦斯抽放率按60%计算,则该面的瓦斯抽放量为1416m3/min。抽放瓦斯浓度按30%计算,则抽放系统混合气体流量为46.753.3m3/min,取混合气体流量为53m3/min ,则管路直径D为:D = 0.1457 (Q/U)1/2= 0.1457 (53/15)1/2=0.27m式中:D抽放管路内径,mmQ混合气体

    25、流量,m3/minU气体流速,取15m/s根据以上计算,考虑到增加高抽巷的瓦斯抽放量及有利于瓦斯抽放系统的切换,2631(3)高抽巷抽放选用一路直径300mm的抽放管路,2631(3)上、下风巷顺层钻孔抽放各选用一路直径200mm的抽放管路。2、抽放管路的铺设在2631(3)上、下风巷各安设一路直径200mm 的瓦斯管,管路每隔20m拨一个4英寸的三通;在2631(3)高抽巷安设一路直径300mm的焊接管,管路接至高抽巷平巷段向里10m,并且抽放口周围5m必须架设木垛,管路抽放孔要吊在高抽巷的巷道顶板处,管路接好后,在高抽巷外口砌筑封闭墙,封闭墙墙垛用瓦石砌筑,墙垛厚度不得小于800mm,墙四

    26、周要掏槽,并要使帮、顶接实,墙面要抹平不漏风。2631(3)上、下风巷直径200mm的抽放管路在2622(3)下顺槽联巷与西三13槽西煤下山交岔处与直径300mm的抽放干管合茬,直径300mm的抽放干管经西三西煤下山接至西三大巷抽放泵站与两台2BE1303型瓦斯泵合茬,出气端两路直径250mm管路接至西三风桥下口,建立2631(3)工作面高抽巷及顺层钻孔瓦斯抽放系统,泵站进气端管路连接方式采用与永久系统互为切换的方式。所有瓦斯抽放管路在安设时必须吊挂平直,接头严密不漏气,高度起伏变化处必须设置放水三通。七、工作面防突设计根据顺层钻孔抽放情况,当钻孔控制区域煤层瓦斯预抽率达到30%以上后,并经论

    27、证为无突出危险区域时,方可认为达到了区域性消除煤层突出危险的目的。但该区域在回采时应对采面连续进行不少于两个循环的检验性工作面突出预测。1、突出危险性预测该工作面突出危险性预测方法采用钻孔钻屑指标法和瓦斯涌出初速度法。具体方法为:沿采煤工作面每隔1015 m布置一个预测钻孔(工作面上、下出口段15m除外),预测孔平行于工作面推进方向,直径为42 mm,孔深为10 m,预测孔每打1 m由防突员测定一次每米钻屑量,每打2m由防突员测定一次钻孔瓦斯涌出初速度。工作面预测循环为:工作面开工即开始进行预测,预测超前距为2m,推进8m后再进行一次预测,以后每推进50m再连续进行不少于两个循环的检验性工作面

    28、突出预测。如出现构造或瓦斯涌出异常,应加强预测。突出临界值指标按照细则表12、13为:Smax=6 kg/m, qmax=4L/min,当工作面预测指标SSmax或qqmax时,确定本工作面有突出危险性,必须采取防治突出措施,否则工作面预测为无突出危险工作面。2、工作面防突措施当工作面预测为突出危险工作面时,必须采取防突措施,具体为施工本煤层走向卸压钻孔,即沿工作面走向方向、每隔2m施工75mm、孔深12m的卸压排放钻孔,经排放后再进行效果检验。3、工作面防突措施效果检验该工作面采取防突措施后必须进行效果检验,检验超前距为2 m,经检验有效后方可进行回采,其效果检验方法同预测方法。工作面经检验

    29、有效后可进尺8m,若有突出危险时,严禁回采,必须重新采取防突措施,直至检验有效为止。4、工作面回采期间安全防护措施 必须在本面建立独立可靠的通风系统,并确保系统稳定可靠。 按该面通风系统要求分别安设并维护好正反向风门,确保发生突出时逆流瓦斯不至于进入新鲜风流中去,风门的施工质量必须符合质量标准化要求。 工作面回采期间必须保证该面进回风系统的通风断面,确保该面通风系统畅通无阻,否则必须停止回采,组织人员进行修护。 工作面正常回采期间,必须在上、下顺槽距工作面每隔100m左右地点施工一个避难硐室,硐室的位置应随工作面的推进向后挪移,硐室设置必须符合下列要求。 该面回采时必须每小班安设一名责任心强、经验丰富且具有防突专业知识的专职测气员,随时检查该面瓦斯,发现异常及有突出预兆时,及时断


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