8104工作面设计说明书.docx
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8104工作面设计说明书
第一章工作面地质概况
1.工作面编号及位置
编号:
8#层301盘区8104工作面
位置:
8104工作面为301盘区首采工作面,南为切眼与矿井边界相距20米,北部为301盘区回风巷,东西两侧为实体煤,上覆5#层为采空区。
2、工作面参数
8104工作面2104运输顺槽长度460m,5104运输顺槽长度440m,平均长度450m,可采长度为380m、工作面长度100m。
3、工作面地表及上部煤层开采情况
该工作面对应地面为山地。
上覆4#、5#煤层,其中4#煤层已采空,5#层大部分已采空,4#与5#层间距为33.17米,5#与8#层间距为35.65米,距地表285m。
4、煤层情况
从301盘区轨道巷揭露煤层看,煤层呈单一层状结构,该煤层最薄1.5米,最厚7.2米,平均4.35米,煤层倾角0-12。
,容重1.35T/m3。
煤层有少量夹石,但不发育。
6、地质构造情况
根据已掌握的地质资料看,工作面无大的地质构造,对回采没有较大影响。
7、顶底板岩性
伪顶:
为炭质泥岩,厚度0.6m;直接顶:
灰色砂岩及砂砾岩,厚度4.23m;老顶:
石英粗砂岩夹砾石,厚度16.85m;直接底:
深灰色砂岩和粉砂岩,厚度7.19m;老底:
灰褐色砂岩,厚度2~6米,分布也比较稳定,局部渐变为粗砂岩太原群基底。
8、水文地质情况
本区防治水工作应遵循“有疑必探,先探后掘”的方针,坚持在预测积水区内探放水。
开拓、掘进过程中应配备管路、水泵等设备。
遇有同层小窑破坏区,在警戒区内实行先探后掘。
采前探放所有可能积水区积水,排除上覆5#层采空区积水(两巷掘进时配备4吋管路和水泵做好排水工作)。
9、瓦斯、煤尘、发火期
现开5#煤层,根据历年的瓦斯登记鉴定批复,为底瓦斯矿井,由于没有8#煤层瓦斯涌出量参数,相邻的虎龙沟煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为0.69m3/t,相对瓦斯涌出量为1.09m3/t,为低瓦斯矿井,所以该工作面暂定为低瓦斯工作面,煤尘具有爆炸性,自燃发火期为18个月。
10、工作面工业储量、可采储量
8#煤层地质储量400万吨,井田内共有6个钻孔,其中F2断层北部4个钻孔,煤厚0.18-0.7米,为不可采,F2断层南部2个钻孔,煤厚1.50-7.20米,后又补3个探孔,煤厚2.1-4.32米,平均厚度3.4米,所以8#可采煤量全部集中F2断层南部,该区地质储量为228万吨,可采储量182万吨。
301盘区8104首采工作面储量:
工业储量=设计走向长度×倾向长度×煤层平均厚度×煤的视密度
=380×96×4.35×1.35
=214229吨
可采储量=工业储量×采出率
=214229×95%
=203517吨
11、成面工期
成面前期做好主井、1120大巷铺皮带和配巷维修铺轨,地面副井井口安设绞车等工作,掘出部分盘区巷道及首采面顺槽巷道,总井巷工程量为1583米,工期5.5个月,预计2009年9月首采面圈出。
(详见井巷工程量、工期及预算表)
第二章巷道布置与断面规格
一、巷道布置形式与掘进方式
根据掌握的地质情况,在8#层F2断层以南布置301盘区,该区域煤层变化较大为1.5米—7.2米,平均4.35米,考虑到采区回采率,盘区内布置一综采放顶煤工作面。
8#层301盘区8104工作面设计为倾向长壁后退式综合机械化采煤工作面,采用双巷布置形式,两条顺槽均沿8#层煤层倾向布置,沿煤层顶板掘进;工作面切眼沿8#层煤层走向布置,沿煤层底板掘进。
二、巷道形状及断面规格
头尾两巷及工作面切眼均为矩形断面,断面规格设计以ZF4600/19/30型液压支架及其配套设备为依据。
2104巷(头巷)为机轨合一巷,用于停放列车、铺设皮带兼进风,断面规格为(宽×高)4.2m×2.8m,净断面积11.76m2。
5104巷(尾巷)为轨道巷,用于运料兼回风,断面规格为(宽×高)3.5m×2.8m,净断面积9.8m2。
工作面切眼垂直于2104与5104巷布置,断面规格为(宽×高)6.0m×2.8m,净断面积16.8m2。
三、巷道支护材料及支护形式
1、支护材料
采用树脂、金属锚杆、混凝土托板、锚索、铁托板、菱形金属网支护巷道。
2、支护形式
2104巷采用锚杆、锚索联合支护,锚杆排间距为0.9m×1.0m,锚杆规格为Ø18×2.0m;锚索排间距为2.0m×4.0m,三花布置,长度5.0m;巷帮采用锚杆金属网进行支护,锚杆排间距为1.0m×1.5m,锚杆规格为Ø18×1.7m,金属网规格为10m×1.7m。
5104巷采用锚杆、锚索联合支护,锚杆排间距为0.9m×1.0m,锚杆规格为Ø18×2.0m;锚索排间距为1.5m×4.0m,三花布置,长度5.0m;巷帮采用锚杆金属网进行支护,锚杆排间距为1.0m×1.5m,锚杆规格为Ø18×1.7m,金属网规格为10m×1.7m。
工作面切眼采用锚杆、锚索联合支护,锚杆排间距为1.0m×1.0m,锚杆规格为Ø18×2.0m;锚索排间距为2.0m×5.0m,长度6.0m。
四、煤柱尺寸
工作面顺槽与相邻工作面煤柱为20m,工作面切眼与井田边界煤柱为20m,与盘区回风巷间的停采煤柱为20m。
五、硐室
机电硐室位于301盘区皮带巷与301盘区回风巷之间。
第三章采煤方法及采煤工艺
一、采煤方法
1、采煤方法的选择
8#301盘区煤层厚度1.50—7.2米,平均4.35米,煤层呈单斜结构,瓦斯的绝对涌出量为0.69m3/min,为低瓦斯矿井,煤层自然发火期为18个月。
采用走向长璧后退式采煤,并采用自然垮落法结合人工强制放顶管理采空区顶板。
8#301盘区可布置6个综采工作面,工作面长度100米,工作面走向2970米,共计可采出煤量140万吨。
(总可采走向长2550米,平均采高4.35米,煤容重1.35,工作面回采率0.95)。
工作面采用双巷布置,一条为进风皮带机轨合一顺槽,一条为回风顺槽。
2、机电设备选型及其主要技术特征
工作面设备配置表
电压
等级
变压器
设备名称
规格型号
工作电动机
总容量(KW)
安装台数
工作台数
使用功率KW
单列
合计
1140V
KBSGZY
-1000/6/1.2
采煤机
MG-300/700AWD
300×2
+40×2+7.5
1/1
687.5
812.5
泵站
WRB-200/31.5
125
1/1
125
KBSGZY
-630/6/1.2
刮板机
SGZ-764/264
132×2
1/1
264
631
破碎机
PCM-110
110
1/1
110
转载机
SZZ-764/132
132
1/1
132
泵站
WRB-200/31.5
125
1/1
125
支架:
含端头
ZF4600/19/30
70
660V
KBSGZY
-315/6/0.69
顺槽皮带
DSP-1063
125
1/1
125
204
拉紧绞车
4
1/0
0
回柱车
SDJ-20
22
2/1
22
小水泵
5.5
1/1
5.5
照明
1
2/2
2
绞车
JD-11.4
11.4
2/0
0
绞车
JD-25
25
4/2
50
(1)、采煤机
型号:
MG-300/700AWD采高:
1800-3600mm
截深:
630mm最大牵引速度:
0-6.4/7.9m/min
滚筒直径:
1.8m滚筒转速:
38.25r.p.m
摇臂摆角:
-21.80,40.80
机身高度:
1487mm卧底量:
305mm
(2)、液压支架使用ZF4600/19/30式支架架,其技术特征为:
型号:
ZF4600/19/30支架型式:
放顶煤支撑掩护式
支架高度:
最低1900mm;最高3000mm
支架中心距:
1500mm支架宽度:
1465mm
(3)、刮板输送机使用SGZ764/264型一部,其技术特征为:
输送量:
700t/h,电机型号:
KBY550-132
启动器:
DQZBH-300/1140采煤机牵引方式:
链条
(4)、转载机使用SZZ-764/132型一部,其技术特征为:
输送量:
700t/h,电机型号:
YSB550-132
爬坡角度:
100爬坡长度:
8.5m
(5)、破碎机使用PCM-110型一台,其技术特征为:
破碎能力:
1000t/h,电机型号:
YSB-110
启动器:
DQZBH-200/1140最大输入块度:
700×700mm
(6)、胶带输送机使用DSP-1063型可伸缩皮带机一部,其技术特征为:
输送量:
630t/h,电机型号:
GDSB-125
传动滚筒直径:
630㎜储带长度:
50-60m
(7)、乳化液泵站
型号:
WRB-200/31.5数量:
2台其技术特征为:
电机功率:
125/160KW工作液:
5%乳化油的中性水混合液
二、采煤工艺
根据所选的支架支护高度和采煤机采高等因素,确定该工作面平均采高4.35m。
1、采煤机的截割方式
采煤机割煤采用双向割煤法,前滚筒(以采煤机行走方向为前)割顶煤、后滚筒割底煤。
2、循环方式
工作面采用正规循环作业方式,采煤机进刀采用在工作面头、尾割三角煤的斜切进刀方式,其工艺过程为:
头尾部斜切进刀→正常割煤→移架→移溜。
3、工作制度及劳动组织
该工作面采用“三八制”作业方式,两班生产一班检修,日生产时间为12小时。
该工作面采用岗位工种追机作业,现场交接班,机械电气设备定期检修。
劳动组织图表(见附表1)
序
号
工种
每班人数
早
二
三
合计
1
班组长
2
2
2
6
2
采煤机司机
2
2
2
6
3
液压支架工
4
4
4
12
4
开溜工
2
2
4
5
溜子检修工
1
4
1
6
6
电工
1
3
1
5
7
泵站工
1
2
1
4
8
上下端头维护工
5
5
10
9
专职注油工
1
1
1
3
10
合计
19
18
19
56/0.72=78
第四部分生产能力及可采期
8104工作面年工作日按330天计算,采用“三八制”正规循环作业,我矿综采队组班开机率50%,取8104工作面班开机率为50%,采煤机双向割煤,循环进度D=0.63m,工作面长度L=100m,平均采高m=4.35m,实体煤容重R=1.35t/m3。
1、循环作业时间
t循=L/Vg+2L1/Vg+t1+tf
=96/3+2×30/3+10+1
=63min
上式中:
L—工作面倾向长度
L1-采煤机斜切进刀长度
Vg—采煤机正常割煤时的平均速度,取3m/min
t1—采煤机在尾部花费的最短辅助时间,取10min
tf—采煤机翻转挡煤板换向时间,取1min
2、每日有效割煤时间
T=(24-8)×50×k
=16×50×50%
=400(min)
上式中:
k—采煤机每班开机率,取50%。
3、每日循环个数
N=T/t循
=400/63
=6.3个
4、循环产量
A=L×M×D×R×C
=96×4.35×0.6×1.35×0.95
=321吨
上式中:
D—采煤机截深,0.6m
C—工作面回采率,取95%
5、小时生产能力
QQ小=60×M×D×R×C×V
=60×4.35×0.6×1..35×0.95×6
=1205吨
可知采煤机每小时生产能力为1205T,SGZ764/264型刮板输送机的输送量为T/h,则割煤与运输能力相匹配。
6、每米产量
Q米=L×M×R×C=96×4.35×1.35×0.95=535吨
7、日生产能力
Q日=N×A=6×321=1926吨
8、年生产能力
Q年=a×Q日=300×1926=57.7万吨
上式中:
a—年设计生产天数,取300天
9、可采期
综采可采储量Q采=380×96×4.35×1.35×0.95=203517吨
可采期=综采可采储量/日生产能力=203517÷1926=105天
第五部分生产系统及设备选型
1、运输系统
(1)运煤:
该工作面为8#层301盘区首采工作面,
8104工作面→2104巷→301盘区皮带巷→1#煤仓→301集中皮带巷→1120皮带巷→主井→地面。
(2)运料:
地面→材料副斜井→配巷→301集中轨道巷→5104巷→8104工作面。
2、通风系统
(1)进风:
地面→主、副斜井→1120、配巷→301集中轨道巷→301盘区轨道巷→2104巷→8104工作面。
(2)回风:
8104工作面→5104巷→301盘区回风巷→8#回风绕道→总回风巷→风井→地面。
3、排水、洒水、配液、压风系统
在工作面头巷铺设压风、洒水、排水、软水管路各一趟,长度各为440米。
其中压风、软水和排水管路管径2寸,供打放顶钻孔的风动机械、配制乳化液和排水用;洒水管径4寸,供煤体注水、洒水以及采煤机等的冷却和内外喷雾用;洒水管每隔50米安装一组三通阀门。
在工作面尾巷铺设压风/洒水/排水管路各一趟,长度为440米,管径均为2寸,两巷的洒水、压风、软水、排水管路与盘区轨道巷内的总管连接。
供水管路验算如下:
在忽略对其它地点的供水情况下,地面水池对8104工作面的供水能力为:
8104工作面所需软水主要为:
采煤机喷雾和冷却用水:
219L/min
转载机冷却和喷雾用水:
20L/min
皮带转载点洒水:
15L/min
煤体注水:
40L/min
其它用水:
30L/min
总计:
324L/min=5.4L/s
φ4寸管路供水量为39.6m3/h=11L/s>5.4L/s,满足要求
(1)排水系统:
8104工作面/2104巷/5104巷积水→2104巷/5104巷排水管→301盘区轨道巷排水管→中央水仓→主井→地面静压水池。
(2)洒水系统:
地面静压水池→主井洒水管→301盘区轨道巷洒水管→2104巷/5104巷洒水管→8104工作面。
(3)配液系统:
地面泵房→主井软水管→301盘区轨道巷软水管→2104巷/5104巷软水管→8104工作面。
(4)压风系统:
地面压风房→主井风管→301盘区轨道巷风管→2104巷/5104巷压风管。
4、通讯系统
①在顺槽皮带头和工作面运输机头各安装电话机一部,供井上、下联系用。
②沿皮带巷每50米,工作面每15米设一个通信、信号点,同时还应设有一个闭锁键,这些设备都应便于维修、移动。
③工作面的通信、信号装置,除能通话(扩音电话)外,还应有呼叫信号、起动预报信号和事故报警信号,这些信号在声音上要有所区别。
闭锁键能及时可靠地使运输设备停机,以保证安全。
④要保证通信、信号设备不间断工作,甚至在停电情况下,还可以进行通话。
因此要备有一定量的蓄电池电源。
5、供电系统
该方案需要供电系统整体改造,包括地面变电所、井下中央变电所、盘区变电所。
(1)地面变电所改造
新裕矿地面变电所高压开关柜需全部更新,共需13面GG-A型高压柜(详见供电图)
(2)坑底变电所改造
增设200KV·A移变一台。
(3)8#层变电所
8#层设盘区变电所,5#层和8#层均由8#层变电所配电。
新增BGP40-6高开9台。
315KV·A移变2台。
(4)电缆。
入井电缆选取MYJV22-3×95(详见附表:
新裕矿入井高压电缆校验说明书),电压6000V。
供综采队高压电缆选取MYPTJ-3×50(详见附表:
新裕矿供综采队高压电缆校验说明书),电压6000V。
编号
型号
备注
采煤机电缆
UCPQ-3X70
1140
387.5
215
199.71
合格
刮板机电缆
UPQ-1140-3X50
1140
132
173
78.65
合格
绞车电缆
UPQ-3X25
660
25
113
31.24
合格
矿井增容:
矿井布置放顶煤工作面后,负荷总功率∑Pe=3025KW,考虑负荷集中,Kx选0.7,需容量:
Kx∑Pe=2117.5KV·A,目前为1300KV·A还需增容817.5KV·A。
6、照明系统
在皮带头安装一台照明信号综合保护,供皮带巷照明用,皮带巷每25米装一照明灯;在转载机头安装一台照明信号综合保护,供工作面照明用;工作面每隔2架支架装一具照明灯,照明灯必须用隔爆型灯具。
第六部分主要经济技术指标
经济技术指标表
序号
项目
单位
指标
序号
项目
单位
指标
1
工作面长度
米
100
12
回采率
%
95%
2
可采走向长度
米
380
13
可采期
天
105
3
煤层总厚
米
1.5-7.2
14
截齿消耗
个/kg
2
4
采高
米
4.35
15
齿轮油消耗
kg/kt
20
5
煤层倾角
度
0~12
16
液压油消耗
kg/kt
20
6
循环进度
米
0.60
17
乳化油消耗
kg/kt
40
7
循环产量
吨
321
18
8
日循环个数
个
6
19
9
日产量
吨
1926
20
10
日出勤人数
人
78
21
11
效率
吨/人·日
24.6
22
第七部分顶板管理
1、支架选型
根据煤厚1.5m-7.2m,平均4.35m,及本盘区顶板岩性,本工作面选用ZF4600/19/30型支架维护顶板,用自然垮落法结合人工强制放顶处理采空区顶板。
本工作面倾向长度100m,支架中心距1.5m,根据三机配套及顺槽宽度,工作面安装70架支架(其中6架端头支架),工作面最大控顶距mm,最小控顶距mm,最小端面距mm,最大端面距mm。
2、液压支架工作阻力校核
3、顶板管理
(1)矿压监测
为了掌握工作面顶板活动规律,了解支架的支护质量,研究支架与顶板的适应性,改善顶板管理,工作面要进行矿压监测。
监测内容:
常规三量(顶底板移近量、活柱下缩量、支架载荷)以及统计观测。
全工作面划分成三个测区,5条测线。
测区编号工作面从头至尾为1、2、3五个测区;其中,1、3测区各布置1条测线,2测区布置3条测线。
(2)、观测的方法:
a.支护阻力的观测:
工作面采用尤洛卡综采压力自动记录仪自动记录观测数据,每天早班采集液压支架的阻力数据。
两顺槽巷单体柱的支护阻力由人工用阻力观测仪进行观测,每班观测二次,间隙4小时,或者采用尤洛卡单体连续记录仪进行观测。
b.顶底板移近量及移近速度:
用顶底板移近仪进行观测移近量,每天三个班进行观测,每隔4小时观察一次,做好记录。
顶板下沉:
用顶板下沉仪进行观察,每班观察二次,间隔4小时。
c.常规观察:
采高:
每天早班每条测线人工用钢卷尺进行实测。
进度:
开采前从开切眼往外到盘区皮带巷,在两顺槽巷按10米一个点进行标记,每天早班用皮尺测出推进度。
支护面积:
每个测区测一组数据,其宽度为测区内煤壁距支架掩护梁的距离,测出三个数据,取平均值,其长度为10个支架的宽度,用皮尺每隔5天在早班测量一次。
支护强度:
根据测出的支护面积,及支架工作阻力,计算支护强度。
两顺槽巷的超前支护距离:
用皮尺实测,每天早班测量一次。
顶板破碎度的观测:
人工在每天检修班进行统计观测。
用2米长的钢卷尺每隔3--5架取一个架测读a、b、c、d、h数据,方向从头测到尾,将数据填入统计表。
顶板破碎统计表
工作面月日距开切眼米
测点位置(架号)
采高(米)
顶梁第一接顶点至梁端距a(mm)
梁端至煤壁距离b(mm)
煤壁片邦深度c(mm)
顶板冒落宽度d(mm)
顶板冒落高度h(mm)
备注
说明:
计算a、b、c、d、h日平均值:
计算无支护宽度S:
S=a+b+c;
全工作面顶板破碎日平均值E(%):
E=d/s%
(3)、观测资料的整理分析:
工作面支护阻力:
每天将采集数据,用计算机整理分析;其它所观测的资料数据人工整理分析,将分析的结果每天报有关领导及单位。
4、顶板管理技术措施
(1)、两顺槽巷及切巷防顶板安全技术措施
①.两顺槽巷及切巷支护严格按照巷道设计说明规格要求进行支护。
②.对顶板破碎的地方进行特殊支护(如顶板上网进行加固,架设工字钢棚)。
③.保证两顺槽巷及切巷支护的质量和数量,进行锚固力拉拔试验。
④.保证两顺槽巷超前支护的质量和数量,单体液压支柱必须达到初撑力。
(2)、机道顶板防护安全生产技术措施
①.确保机道顶板平整。
②.支架接顶效果良好,充分发挥支架支撑效果。
③.超前移架及时支护因片帮较深而增加的空顶面积。
④.超前架设垂直煤壁的棚(梁),支护片帮后暴露的空顶区。
(3)、工作面内特殊地段到机道过渡段的顶板管理
由于两顺槽沿顶留底,掘巷高度2.8米,切眼沿底留顶,头、尾过渡段长度(4.35-2.8)÷8=11米,在过渡段特别强调采煤机司机要训练有素,操作得当,严格按规定割煤,放顶煤,坡度平缓避免突变台阶,保证支架顶梁接顶效果。
(4)、强制放顶安全技术措施
①.放顶工作必须在放顶领导组统一指挥下进行。
②.打眼时,必须按说明规定的深度、角度进行施工。
③.打眼时,按照《安全规程》的有关部分执行。
④.打工作面放顶孔时,打一组,先将支架向古塘方向推移一定距离,其距离能满足稳钻打孔及可,在其范围内支设单体液压支柱,来维护该区域内的顶板、煤壁,炮孔打好后,立即进行装药,装好药后将支架拉回到原处,不影响联放炮即可,再打下一组,直至打装完。
⑤.装药时,必须按照设计说明,将药装到指定的区段内,以防放顶时,损坏支架。
⑥.如装药时发生异常装不到预定的位置,就不得联放。
⑦.装药使用装药器,装药器的使用严格执行其操作规程的有关规定。
⑧.联炮前后要对其范围内有害气体进行检查,如发现有害气体超限,立即停止作业,进行处理,达到要求后,方可联炮。
⑨.初次放顶、步距放顶采用远距离放炮,放炮使用头、尾巷口的DW-350开关
⑩.放炮联线前,必须将头、尾巷口的DW-350开关断电,检查开关周围有害气体浓度符合要求后,进行验电,放电后方可进行联线工作。
.放炮前将工作面所有人员撤至盘区运料巷顶板完整的安全地点。
.放炮警戒,分别在顺槽巷口及运料巷风门处设岗拦人。
.炮拉响后,至少要等30分钟,由救护队人员分别从皮带巷口,运料巷口逐步向工作面检查有害气体的情况,只有在有害气体浓度符合《煤矿安全规程》有要求后,由救护队通知放顶领导组负责人,由放顶领导组负责人员进入工作面恢复生产。
(5)、矿压观测安全技术措施
①.人员观测时,一人观测顶板,一人观测数据。
②.顶底板基点设好后要记准初读数。
③.测读时,注意检查两次读数是否正常,异常时重新读数,或用邻近测点读数纠正。
④.交班时,要把本班最后一次读数留给下班,以使观测时查对。
(6)、防片帮安全技术措施
随采高的增大,片帮增多,采取以下
- 配套讲稿:
如PPT文件的首页显示word图标,表示该PPT已包含配套word讲稿。双击word图标可打开word文档。
- 特殊限制:
部分文档作品中含有的国旗、国徽等图片,仅作为作品整体效果示例展示,禁止商用。设计者仅对作品中独创性部分享有著作权。
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- 8104 工作面 设计 说明书