己1513330采面设计说明书.docx
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己1513330采面设计说明书
己15—13330综采工作面巷道布置及瓦斯综合治理
设计说明书
集团矿
2008年4月11日
第一章工作面概况及危险源分析
第一节工作面概况
一、采面概况
采面位于己三扩大采区东翼下部,西起采区上山,东至9勘探线东200m处,南邻正在回采的己15-13310采面,北部尚未开发。
采面设计走向长1300m,南北倾斜宽186.5m,采高3.1m,可采储量93.6万吨。
该采面标高-460~-570m,地面标高+74~+76m,埋深534~645m。
二、煤层赋存情况
开采煤层属半光亮型焦煤。
根据己三扩大轨道上山和己15—13310采面机巷揭露的资料看,煤层厚度较稳定,在2.2~3.5m之间,平均3.1m。
煤层倾角东缓西陡,倾角10°~18°,平均11°。
采面走向上呈里高外低,属俯采,俯角2°左右。
三、地质构造
从目前周围地质资料揭露看,采面区域地质构造较简单。
己15—13310机巷在掘进过程中共揭露大小断层5条,其中落差最大0.3米,最小0.2米。
预计己15—13330采面不会有较大的地质构造出现。
四、顶底板岩性
煤层直接顶为砂质泥岩,厚约7.0米;老顶为浅灰色中粒砂岩;直接底为5~8米厚的砂质泥岩。
五、水文
该采面水文地质条件较简单,煤层顶板中粗粒砂岩,含水层厚13米左右,砂岩裂隙较发育,富水程度较低,由于上部采面的回采,煤层顶板砂岩含水层多被疏放或疏干,在掘进过程中煤层顶板会有短时的滴淋水现象,一般不会造成大的水害威胁。
该采面正常涌水量2~3m3/h,最大涌水量为5m3/h。
己15-13330采面开采深度-460~-570m,最低开采深度-570m,10’-6孔水文观测孔水位-310m,本采面属带压开采,承压水头值2.6Mpa。
(带压开采可行性分析详见第四章第三节)
六、瓦斯
己15—13330工作面瓦斯压力1.5~2.0MPa,瓦斯含量20~22m3/t。
己三扩大采区突出危险区在-450~-550,根据突出危险等级划分,该工作面按突出危险管理。
七、地表
地面无高大建筑物及设施;地面水体主要有老湛河及水塘。
第二节危险源分析及采掘工艺、采面生产能力确定
一、危险源分析
1、顶板
煤层直接顶为砂质泥岩,属II类顶板,中等稳定;老顶为浅灰色中粒砂岩属II类顶板。
2、水害
该采面水文地质条件较简单,煤层顶板中粗粒砂岩,含水层厚13米左右,砂岩裂隙较发育,富水程度较低。
由于上部采面的回采,煤层顶板砂岩含水层多被疏放或疏干,在掘进过程中煤层顶板会有短时的滴淋水现象,一般不会造成大的水害威胁。
3、煤层自燃
采面煤层为自燃煤层,自燃发火期4—6个月,需采取防灭火措施。
4、瓦斯
工作面瓦斯压力1.5~2.0MPa,瓦斯含量20~22m3/t。
己三扩大采区突出危险区在-450~-550,根据突出危险等级划分,该工作面按突出危险管理。
5、煤尘
煤尘爆炸指数25.47—26.78%,具有爆炸危险性。
二、采掘工艺
(一)回采工艺
工作面由于地质构造简单,煤层赋存较稳定。
为实现高产高效,按综采工作面布置,一次采全高。
1、落煤:
选用MG200/475-W型双滚筒采煤机落煤、装煤,双向割煤。
额定能力900t/h。
2、装煤:
采用煤机滚筒的螺旋叶片配合运输机的铲煤板进行装煤。
3、运煤:
工作面采用SGZ—764/500型刮板运输机运煤,额定能力1000t/h。
运输机道采用SZZ—764/200转载机运煤,额定能力1000t/h。
4、支架选型:
选用ZY5600-20/40型掩护式液压支架。
5、工作面支护形式:
液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列,中心距1.5m,伸出前梁及掩护梁的侧护板,保持架间无间隙,前梁端面距不超过340mm。
6、端头支护:
上下端头使用长3.6mπ型长钢梁,长钢梁间距0.2m,成对间距0.7m,一梁三柱,交替迈步前移,移动步距0.6m。
7、顶板管理:
采用全部陷落法。
(二)掘进工艺
新开巷道均采用炮掘。
三、采面生产能力确定
Q=L×D×m×γ×C=178×3.6×3.1×1.31×0.95≈2500(t/d)
式中:
Q-------------工作面日生产能力,t/d
L-------------工作面长度m,取178
D------------工作面日推进度m,取3.6
m-------------煤层平均采高m,取3.1
γ------------煤的容重t/m3,取1.31
C-------------工作面回采率,中厚煤层取0.95。
工作面日生产能力为2500t/d。
第二章工作面工程
第一节工作面巷道布置
工作面按走向长壁布置,采面布置四条巷道:
从上至下依次为风巷、高位抽排巷、机巷高位预抽巷、机巷。
机、风两巷沿己15煤层布置,机巷按"机轨合一"布置。
高位巷布置在己15煤层顶板10m处的岩层中。
第二节巷道断面支护
巷道断面及支护:
(1)机巷:
按"机轨合一"考虑,断面规格宽×高=4.3×3.0m,支护选用锚网索联合支护。
顶板锚杆采用φ20×2400mm高强锚杆,间排距650×700mm,两帮采用φ20×2000mm等强锚杆,间排距700×700mm。
锚索规格φ15.6×8000mm,呈121布置,间排距2600×2100mm。
(2)风巷:
断面规格宽×高=4.0×3.0m,支护选用锚网索联合支护。
锚索呈121布置。
顶板锚杆采用φ20×2400mm高强锚杆,间排距650×700mm,两帮采用φ20×2000mm等强锚杆,间排距700×700mm。
锚索规格φ15.6×8000mm,呈121布置,间排距2100×2100mm。
(3)高抽巷、机巷高位预抽巷:
半圆拱断面,规格宽×高=3.0×2.5m,支护选用锚网支护。
锚杆为φ20×2000mm等强锚杆,间排距700×700mm。
(4)切眼小断面同风巷。
支护参数详见断面图。
巷道顶板破碎时,要挑掉复合顶。
帮顶网要搭接牢靠,不留三角煤。
机巷支护断面示意图
风巷、切眼支护断面示意图
高位巷支护断面示意图
第三章工作面各生产系统
第一节主运输系统
一、主运输设备
工作面:
刮板输送机1部,型号SGZ—764/500;
机巷:
转载机1部,型号:
SZZ—764/200;带式输送机1部,型号:
SSMB1000/2×132+1×132;
己三扩大皮带下山:
带式输送机3部,型号SPJ-1000。
二、出煤系统
回采工作面→己15—13330机巷→己三扩大皮带上山→己三中部运输平巷→己三采区煤仓。
详见生产系统示意图。
第二节辅助运输系统
辅助运输主要采用JD-11.4型调度绞车和JD-25型调度绞车对拉,相邻绞车分别靠巷道两帮布置,中对中相错10m。
绞车窝尺吋必须保证绞车安装后有1.2m2的操作空间;绞车最突出部位与巷帮的距离不小于250mm,与轨道不小于500mm。
辅助运输系统:
己三大巷→己三轨道上山三片→己三扩大上部运输平巷→己三扩大轨道上山→风巷片盘→己15—13330风巷→采面。
详见生产系统示意图。
生产系统示意图
第三节通风系统
掘进工作面配风量720m3/min,回采期间采煤工作面配风量2200m3/min,具体计算如下:
一、掘进工作面风机选型
1、己15-13330机巷、风巷
1)按瓦斯涌出量计算:
Q掘=100QgK=100×2.08×2=416m3/min
式中:
Q掘—采面需风量,m3/min;
K—瓦斯涌出不均匀系数,1.5~2.0,取2;
Qg—瓦斯绝对涌出量(日单进按5m),m3/min;
Qg=q×T日/540
=13.3×84.495/540
=2.08m3/min
式中:
T日-日出煤量(按日单进5m计),t/日;
T日=5×4.3×3.0×1.31
=84.495t/日
2)按最大炸药用量计算:
Q掘=(7.37~25)×A=25×4.9=122.5m3/min
式中:
A—一次最大炸药用量,4.9Kg;
3)按同时工作最多人数计算:
Qc=4N=4×30=120m3/min
式中:
N-掘进工作面同时工作最多人数,按30人计算。
4)、按风速验算:
15S掘<Q掘<240S掘
193.5<Q掘<3096
式中:
S掘—巷道掘进断面;
因为Qmin<Q掘<Qmax,所以掘进工作面配风量416m3/min符合规定。
考虑风筒10%的漏风率,故选用2×30KW对旋式主副风机供风,Q吸>=458m3/min。
2、己15-13330高抽巷、机巷预抽巷
1)、按瓦斯涌出量计算:
Q掘=100QgK=100×0.48×2=96m3/min
式中:
Q掘—采面需风量,m3/min;
K—瓦斯涌出不均匀系数,1.5~2.0,取2;
Qg—瓦斯绝对涌出量(日单进按5m),m3/min;
2)、按最大炸药用量计算:
Q掘=(7.37~25)×A=25×10=250m3/min
式中:
A—一次最大炸药用量,4.9Kg;
3)、按同时工作最多人数计算:
Qc=4N=4×30=120m3/min
式中:
N-掘进工作面同时工作最多人数,按30人计算。
4)、按风速验算:
15S掘<Q掘<240S掘
193.5<Q掘<3096
式中:
S掘—巷道掘进断面;
因为Qmin<Q掘<Qmax,所以掘进工作面配风量250m3/min符合规定。
考虑风筒10%的漏风率,故选用2×15KW对旋式主副风机供风,Q吸>=275m3/min。
二、采煤工作面风量计算:
1、按瓦斯涌出量计算:
Qc=100QgK=100×(15.82-8)×1.3=1016m3/min
式中:
Qc—采面需风量,m3/min;
K—瓦斯涌出不均匀系数,1.2~1.8,取1.3;
Qg—瓦斯绝对涌出量(采面日推进按4m);
Qg=(13.3-2.24)×3.6×4×(183-40)/1440=15.82m3/min;
8—各种抽放量总和,m3/min;
2、按劳动气象条件计算:
Qc=Qk×Kt×Kh×K1=330×1.36×2.16×1.1=1066m3/min
式中:
Qk—基本风量,一般取330
Kt—工作面温度系数,Kt=at-b,工作面温度在20~26℃时,a=0.1,b=1.24,t取26℃,Kt=0.1×26-1.24=1.36
Kh—采高系数,Kh=C×H×ψ=1.0×3.6×0.6=2.16
式中:
C—支护方式系数,综采取1.0
M—采高,取3.6m
ψ—采面有效支护断面系数,掩护式支架0.55~0.6,取0.6。
K1—采面走向长系数,1000m以上时,取1.1~1.4
3、按同时工作最多人数计算:
Qc=4N=4×60=240m3/min
式中:
N-工作面同时工作最多人数,按60人计算。
根据以上三种计算,取最大值,工作面风量确定为1016m3/min。
4、按风速验算:
Qmax=4×60Smin×K=4×60×3.6×3.64×0.75=2358m3/min
Qmin=1/4×60Smax×K=0.25×60×3.6×4.24×0.75=172m3/min
式中:
Smax、Smin为最大、最小有效通风面积K-有效断面积系数取0.75
因为Qmax>Qc>Qmin故符合规定
三、通风系统路线
(一)、掘进通风:
1、机巷:
新风:
己三扩大轨道上山→己15-13330机巷口(局扇)→机巷→工作面。
乏风:
工作面→己15—13330机巷→己三扩大专用回风上山→己三扩大总回风巷→己三人行、己三皮带上山→己三新总回、己三老总回→地面。
2、高抽巷:
新风:
己三扩大轨道上山→己15-13330风巷口(局扇)→高抽巷出煤道→高抽巷→工作面。
乏风:
工作面→己15—13330高抽巷→高抽巷出煤道→己三扩大专用回风上山→己三扩大总回风巷→己三人行、己三皮带上山→己三新总回、己三老总回→地面。
3、风巷:
新风:
己三扩大轨道上山→己15-13330风巷口(局扇)→风巷→工作面。
乏风:
工作面→己15—13330风巷→己15—13330风巷回风道→己三扩大专用回风上山→己三扩大总回风巷→己三人行、己三皮带上山→己三新总回、己三老总回→地面。
4、己15-13330机巷高位预抽巷
新风:
己三扩大轨道上山→己15-13330机巷高位预抽巷设备道(局扇)→己15-13330机巷高位预抽巷→工作面。
乏风:
工作面→己15—13330机巷高位预抽巷→己15—13330机巷高位预抽巷回风道→己三扩大专用回风上山→己三扩大总回风巷→己三人行、己三皮带上山→己三新总回、己三老总回→地面。
详见掘进期间通风系统示意图。
掘进期间通风系统示意图
(二)回采时通风
新风:
己三扩大轨道上山→己15-13330机巷设备道→机巷→工作面。
乏风:
工作面→己15—13330风巷→己15—13330风巷回风道→己三扩大专用回风上山→己三扩大总回风巷→己三人行、己三皮带上山→己三新总回、己三老总回→地面。
详见回采期间通风系统示意图。
回采期间通风系统示意图
第四节供电系统
一、掘进期间供电系统(详见掘进期间供电系统图)
二、回采期间供电系统(详见回采期间供电系统图)
第五节供水及综合防尘系统
一、供水系统
1、采面主要用水点
(1)机风巷净化水雾、洒水灭尘Q1=1000L/h
(2)泵站用水量Q2=100L/h
(3)转载点、架间喷雾Q3=3000L/h
(4)煤机冷却、喷雾Q4=19200L/h
(5)输送机冷却水Q5=12000L/h
Q=(Q1+Q2+Q3+Q4+Q5)·K=35300×1.2=42360L/h=42.36m3/h
式中:
K—水量备用系数取1.2
2、供水管径
Dp=√4Q/(π×3600Vp)=√4×42.36/(3.14×3600×2)=0.0866m=86.6mm
式中:
VP—水速,取2m/s
故在风机巷各铺设一趟4吋供水管道,掘进期间一次铺设到位。
二、综合防尘系统
防尘管路利用供水管路,每50m安设一个三通阀门。
掘进及回采期间,各转载点要设喷雾;风、机巷各安设两道净化水幕,距工作面60~200m处安设隔爆水棚。
采面每隔10架设一个洒水喷头。
采煤机按规定安设内外喷雾。
个人佩戴防尘口罩。
第六节排水系统
采面总体呈里高外低,俯角约2°,掘进及回采期间工作面没有积水。
己15-13310采面(自流)-→己三扩大采区水仓-→己三扩大轨道上山-→己三扩大上部运输巷-→己三轨道上山-→己三大巷-→一水平中央水仓-→地面。
第七节通讯系统
泵站列车、输送机机头、转载机机头、机尾分别设置电铃、信号装置。
小绞车运输设置声光信号装置。
工作面刮板输送机安设信号的间距不超过15米。
按照《煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出防治细则》及《煤矿安全规程》第213条、第478条之规定,须安设电话地点:
1、机巷转载机头;
2、风巷切眼往外100m处;
3、瓦斯抽放泵站;
4、机巷外口;
5、乳化液泵站。
第八节监测监控系统
一、瓦斯检测
1、掘进期间
风巷上掘进机,司机必须佩戴便携式甲烷监测报警仪。
巷道在掘进期间需安设两个甲烷传感器,报警值为0.8%,断电值为0.8%其具体位置分别位于:
(1)距掘进工作面≤5m处;
(2)巷道回风口以里10~20m处。
2、回采期间
采煤机司机必须佩戴便携式甲烷监测报警仪。
己15—13330采面回采期间,共需要安设5个甲烷传感器,报警值均为0.8%,断电值均为0.8%,其具体位置分别是:
(1)己15—13330风巷里口(距回采工作面10~15m);
(2)己15—13330风巷外段(风巷回风道以里约10~20m);
(3)己15—13330采面(距上出口15m);
(4)己15—13330机巷(距采面5~10m);
机巷、采面、风巷所有高、低压电源必须由一个变压器引出,若2个甲烷传感器中有一个超限,都必须切断所有电源。
二、顶板监测
掘进期间,风机巷原则上每隔30~50m布设一个顶板离层观测仪、一个巷道帮顶位移观测站。
及时掌握巷道压力变化、巷道变形情况,以便调整支护参数或合理确定二次支护时间。
回采期间,采用KBJ-2004B型液压支架监测系统,一次布置五个点,分段检测,在支架的上、下立柱高压腔用φ10mm高压管与分机进行连接,收集立柱的瞬时工作阻力数据。
第九节压风自救系统
一、压风自救的安装与调试与管理
一、压风自救风量和风压要求:
风压不小于0.4MPa,风量不低于
Q=K1K2∑总q自=1.2*1.2*15*0.1=2.16m3/min≥Q源
K1、K2为漏风系数与备用系数
二、压风自救管选择
压风自救管选用2寸无缝钢管,对破损的压风管必须更换或进行相应的处理,保证不漏气。
三、压风自救站设置
1、掘进期间:
每隔50米安装一组压风自救,个数不少于5个,最后一组压风自救距掌子头25—40米,个数不少于15个,压风自救安装在支护良好且无杂物处,安装高度距离巷道底板1.6—1.8米。
2、回采期间:
(1)机巷安装一组压风自救,安装位置机巷切眼外100m处,个数25个。
(2)风巷
在切眼往外25~40m处安装一组压风自救,个数20个,
在回风口以里5m处安装一组压风自救,个数5个。
在风巷每组绞车处安装两个压风自救。
四、压风管路线路
1、机巷
轨道上山→机巷片盘→机巷;
2、风巷
轨道上山→风巷片盘→风巷。
五、压风自救管理
施工单位指定专人对压风管路进行检查,确保管路不漏气及压风自救完好,并及时移动压风自救,保证压风自救与掘进工作面保持合适的距离,要对气水分离器进行及时的放水和排油,保证管路的畅通和风流的清洁。
第十节防灭火系统
该采面煤层为自燃煤层,煤尘爆炸指数25.47—26.78%,自燃发火期4—6个月,需采取防灭火措施。
一、采空区注浆
1、日注浆量
QJ=(Qt+QS)M=(572.6+3149.3)*0.93=3461.4
式中:
QJ-日注浆量,m3;
Qs-日注浆水量,m3;
Qt-日注浆土量,m3;
M-泥浆制成率;
QS=KSQtδ=1.1*572.6*5=3149.3
式中:
KS-水量备用系数,m3;
Qs-日注浆水量,m3;
δ-浆水比的倒数;
Qt=KmlHC=0.25*3.6*3.6*186*0.95=572.6
式中:
K-注浆系数;m-煤层采高,m;l-日推进度,m;H-采面倾斜长度,m;G-回采系数。
2、设备选择
按照每天一个班注浆,则小时注浆量:
QJ2=3461.4/8=432.7
实际工作流速
V=4QJ2/(3600*3.14*d2)=4*432.7/(3600*3.14*0.0892)=1.72m/s>临界流速
土水比1:
5的轻亚粘土的临界流速为1.18m/s
故注浆设备采用东风井注浆系统:
东风井地面注浆站→东风井井筒→己三老总回→己三人行→己三上部运输平巷→己三扩大轨道上山→己15-13330风巷设备道→己15—13330风巷→采空区。
注浆主管路规格为4吋钢管,风巷设备道及风巷为2吋钢管,采空区2吋白胶管。
每天一班注浆,随采随注。
注浆管埋入采空区20-30米,放顶后即注。
第十一节采面液压系统
1、泵站开关列车设置在工作面机巷车场(车场距采面下出口不大于300m),不影响机巷正常通风、行人等,泵站列车放置地点保证支护完好。
2、乳化液泵站采用RW400/31.5X4A-F乳化液泵配XR-WS2500乳化液箱向采面供液。
3、乳化液泵站向采面敷设供液管(φ32mm)、回液管路(φ50mm)各一趟,在采面下端头供、回液管路分别安设一个三通分别向采面液压支架和乳化液钻机供、回液。
在供、回液管路的采面上、下端头和采面中间各设置一个截止阀以备检修和急用。
第十二节采面照明系统
按照规程第473条规定,在采面、机巷转载点、机头硐室设固定照明,其中采面照明灯间距不得大于15m。
灯具选用KBb-60型防爆萤光灯。
第四章专项设计
第一节防突设计
己15-13330采面开采深度-460~-570m,最低开采深度-570m,己15—13330工作面瓦斯压力1.5~2.0MPa,瓦斯含量20~22m3/t。
煤层厚度较稳定,在2.2~3.5m之间,平均3.1m。
煤层倾角东缓西陡,倾角10°~18°,平均11°。
己三扩大采区突出危险区在-450m水平以下,根据突出危险等级划分,该工作面按突出危险进行装备管理。
一.工作面掘进期间防突措施:
A.己15—13330风巷
风巷在掘进期间沿空送巷,按突出威胁工作面管理,采取连续预测的防突管理方案。
每5m预测一次,预测孔深7m,预测不超允许进尺5m。
B.己15—13330机巷
1)直接执行防突措施
①孔数:
36个,分3排布置,每排12个;
②孔径:
φ89mm;
③孔深:
15m;
④控制范围:
措施孔终孔控制到巷道上帮8m,下帮6m;
⑤措施孔执行完毕,进行煤体注水,注水封孔深度不小于2米,注水效果以邻孔出水或煤壁渗水为止。
2)效果检验
措施孔打完、注水满足要求后,尽量在巷道软分层中布置布置三个孔径为42mm、孔深为7m的效检孔,一个布置在断面中间,平行于巷道方向,另两个布置时各距帮0.5m,控制到巷道轮廓线外3m。
在2m、4m、7m处测试q值或Cq值,秤出每米钻屑量。
测试步骤和要求为:
瓦斯涌出初速度及Cq预测(检验)步骤:
1)尽量在巷道软分层中布置打孔径为42mm的测试孔,钻进速度控制在1m/min;
2)当测试孔深达到2m、4m、7m位置时,迅速拔出麻花钻杆,用专用封孔器封孔,封孔后测量室长度为0.5米,钻孔内封孔胶囊的压力达0.2Mpa;
3)在测试杆末端接上一煤气表,测量1min内煤气表转过的数值即为该钻孔瓦斯用处初速度q值;
4)从麻花钻杆打到2米到测试工序完成的时间间隔不超过2min,将第1分钟测定的读数(流量值)作为钻孔瓦斯涌出初速度q1,之后测定第2、3、4、5分钟的读数,Cq=q5/q1。
以后每钻到4米、7米重复上述操作一次,同时测定其钻屑量。
钻屑量测定
钻孔打至1米以后,收集钻杆每打1米所排的煤粉,用弹簧称称出每米钻孔所排的煤粉质量,即为所测的钻屑量,每一预测孔的每米最大钻屑量即位该预测孔钻屑量。
临界值及判断
qmax<3.5(L/min)Smax<5.0(Kg/m)无危险
qmax=3.5~4.0(L/min)Smax<5.0(Kg/m)Cq>0.62无危险
qmax=3.5~4.0(L/min)Smax<5.0(Kg/m)Cq<0.62危险
qmax=3.5~4.0(L/min)Smax>5.0(Kg/m)危险
qmax>4.0(L/min)Smax>5.0(Kg/m)危险
一次循环进行两次效检,第一次效检不超允许进尺3米,第二次效检不超允许进尺2米。
若第一次效检超标,补打一排、12个15米深、孔径89mm的措施孔,并进行煤体注水,直至再次效检不超。
若第二次效检超标,必须重新执行防突措施。
3)巷帮卸压孔
在机巷掘进期间,在巷道两帮紧跟掌子头每两米布置一个卸压孔,卸压孔深度8m,孔径89mm,平行与煤层顶板布置。
4)前探孔
为避免掘进期间突然出现的地质构造,消除瓦斯
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