最新2744-4工作面设计开采说明书汇总

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2744-4工作面设计开

采说明书

承德隆泰矿业有限公司2744-4#工作面复采设计说明书

编制:生产技术科

编制日期:2012年6月

第一章工作面地质条件

第一节工作面位置

2744-4#采煤工作面位于2744轨道上山东翼,走向长150米,倾斜长50米,工作面地面标高+500~ +525米,工作面标高+295~ +315米。

1、地面位置:2744-4#回采工作面位于四道铁路煤柱南侧200米,地表多为耕地,荒坡,无水体。

2、井下位置及四邻采掘情况:2744-4#回采工作面位于2744轨道上山东翼,上部为2744-3#工作面。

3、回采对地面设施的影响:2744-4#工作面回采过程中对地面影响不大。

第二节地质概况

一、煤层简述:

本工作面设计开采为煤层结构较简单,煤层赋存总体为单斜构造,煤层倾角20°,煤层平均厚度4~10米,平均厚度5米,煤层结构为单一煤层,结构简单。

二、地质构造:

区内无陷落柱及岩浆岩发育。该工作面顶板较稳定,底板变化大,导致煤层厚度变化较大,由于本区域受南部F7断层影响,区域内存在小断层较多。

三、煤层储量:

2744-4#工作面走向长150m,倾斜长50m,面积为750㎡平均,平均煤厚为5m,煤层工业储量为10500T,回采率按75%,可采储量7875T。

四、水文:

本区域水文地质简单,没有含水层,由于是复采,并进行防火注浆,预计局部有少量注浆积水。

五、煤层顶底板岩性:

1、该区域由于是复采,原顶板受到破坏,现形成再生顶板。

2、煤层顶板为灰色粉砂岩,含植物叶片化石;底板为黑色粉砂岩,厚1.5-2米,较硬;老底为黑色粉砂岩,厚20-30米,坚硬,含根茎化石。煤层内有火成岩侵入。

六、煤质:

1、灰分含量:33%左右。

2、煤岩、黑色、硬度F=0.4—0.6。

3、容量:1.4T/m3。

4、品种:肥煤。

5、水分:6.5%。

6、发热量19.48mJ/kg。

七、瓦斯、煤尘、自然发火情况:

1、瓦斯:相对瓦斯涌出量1.5m3/T,一般为3.5m3/T。绝对瓦斯涌出量0.8~1.4m3/min,由于是复采大部分有害气体以释放,属低CH4,低CO2区域。

2、煤尘:具有爆炸性,爆炸指数为25%,在回采过程中应采取煤层注水,洒水除尘及清理浮煤等工作。

3、瓦斯突出与自然发火:根据我矿生产实际中,煤层无瓦斯突出现象,在回采过程中,应加强通风采取防瓦斯措施,防止局部瓦斯聚集浓度超高。该煤层无自然发火期18-24个月。

4、地温:在18C°~25C°平均22 C°,地温梯度1-2 C°

/100m,正常开采范围之内。

5、地压:无冲击地压影响。

第二章系统设计

第一节回采工序及顶板管理设计

一、回采方案的确定:

根据地质条件的分析,由于该工作面煤层赋存基本稳定,煤层厚度变化不大,但由于我矿压力较大,为了减少修护量,并且避免支架变形快影响正常的通风行人等,所以在掘进时工作面及切眼巷道均布置为沿煤层顶板施工,煤层厚度符合放煤条件时,再逐段逐茬进行下压至煤层底板,进行放顶煤回采。

依据《煤矿安全规程》第68条的规定,该工作面符合放顶煤开采的必要条件,可以采用放顶煤一次采全高爆破采煤法。

二、落煤方法与回采工艺的确定:

1、落煤方法:工作面煤层易冒落,因此,一般情况下,用手镐即可落煤,如果确遇硬煤或夹矸等可放小炮震动,放炮时炮眼布置,装药量和联线方式见炮眼布置图及爆破说明书。

每循环炸药、雷管消耗表4.每次环爆破最大炸药、雷管消耗表

2、回采工艺流程

安全检查→打眼→检查瓦斯→装药→检查瓦斯→放炮震动→检查瓦斯→移架采煤→放顶煤→移刮板运输机

主要工序要求如下:

3、装煤:采用爆破自装和人工装煤相结合的方法。

4、运煤:工作面采用SGW-17型刮板运输机运煤,运至采区煤仓,再由架线电机车运至主井翻笼。

5、工作面支护:

(1)、支护形式:采用ZH1600-16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架,每架四柱,正常生产时,支架中心距1000mm±20mm。

材料规格

顶板管理参数

整体顶梁炮采放顶煤支架工作面布置示意图

两巷超前支护

(2)、悬移支架移架过程

提起四根立柱→前移顶梁及四柱→落四柱支撑顶梁→移托梁

(3)、移架操作顺序

①操作手柄提起前四根支柱,使柱跟脱离底板100mm。

②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。

③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触约3-5秒,以保证达到初撑力。

④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

⑤将各操作手把扳到“零”位。

6、放顶煤:

(1)悬移液压支架前移过程中,部分顶煤从相邻两架支架侧护板处放出,剩余顶煤自悬移液压支架移过后从后挡矸板下放出。

(2)放顶煤顺序:由机尾向机头方向(由上而下)。

(3)移架时同时作业数不超过5个,并观察瓦斯和设备运行情况,防止瓦斯超限和压死刮板运输机。

(4)移架时老塘侧使用旧皮带或椽子挡门,防止煤或大块矸石窜入工作面。

(5)放顶煤时,必须两人操作,一人放煤,一人观山。

(6)放煤时,瓦检工要密切观察瓦斯变化情况,当上尾巷瓦斯达到0.7%时,必须立即挡门,停止放煤,严禁瓦斯超限。待瓦斯小

于0.5%后,才能继续放顶煤。

(7)待移刮板输送机后,清净机道浮煤,同时清净老塘侧手把以下浮煤。

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,开始整体移刮板运输机,移刮板运输机宽度为0.8m,刮板运输机弯度不得超过40。

三、顶板支护设计

(一)顶板管理方法

由于我矿顶板随采随落,采用全部自然垮落法处理采空区。

(二)控顶距与放顶步距

该工作面最大控顶距3.6m(机头处),最小控顶距3m,放顶步距0.8m。

(三)特殊支护

超前支护:在上、下巷内,自工作面煤墙向外用十字铰接梁配合单体柱打不少于10m的双排超前支护,10m单排超前支护。安全出口处超前支护全部连锁,保证支柱完整无缺,初撑力达90kN以上,高度不低于2.2m,巷道宽度不低于2.2m。运输巷应留有不小于0.8m宽的人行道。

(四)、采场控制设计

工作面的顶板控制设计从支、护、稳三方面考虑。

(1)、支

从直接顶初次跨落,老顶初次来压、周期来压进行计算,取其最大值。

①直接顶初次跨落期间的合理支护P1

P1=MzYzLz/(2Lk)

式中:Mz----直接顶厚度 2.94m

Yz----直接顶平均容重 2.0t/m3

Lz----直接顶初次垮落步距 7m

Lk----最小控顶距 3m

则P1=(2.94×2×7)/(2×3)=6.86t/m2

②老顶初次来压期间合理支护强度P2

P2=A+MeYeCo/(4×K t×L k)

式中A----直接顶作用力

A=MzYzL/L k

Mz----老顶垮落厚度 2.5m

Yz----老顶平均容重 2.0t/ m3

L----最大控顶距 3.6m

Co----老顶初次来压步距10m

Kt----岩重分配系数,受直接顶厚度与采高之比N控制

N=2.94/2.0=1.47 Kt取1.47

L k ----最小控顶距 3 m

则:A=(2.94×2×3.6)/3 =7.05t/m2

P2=7.05+(2.5×2×10)/(4×1.47×3)=9.88t/m2

③、顶板周期来压期间的合理支护强度P3

P3=A+MeYeC/(4×Kt×L k)

式中:C----周期来压步距取8m

则P3=7.05+(2×2×8)/(4×1.47×3)=8.86 t/m2

取三个时期最大支护强度,则合理支护强度为:

P=9.88t/m2

④、工作面支护密度G(根/米2)

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9.88t/m2

则G=P/Fn=9.88/(40×0.85)=0.28根/m2

实际支护密度为:

Gs=4/(1*3)=1.33根/m2

Gs> G,说明工作面支护强度可满足安全生产需要。

(2)、护

①护顶:工作面所选支架顶梁规格为:长3000mm,宽960mm,可以满足护顶要求。

②护底:该工作面支架底部采用Φ300mm的铁鞋护底,可满足支护要求。

(3)、稳

P初 =hr(cosα+sinα/f)/G实

式中:h-----复合岩层厚度 2.94m

r-----复合岩层密度 2.0t/m3

α-----煤层倾角 20°

G实------支护密度 1.33根/米2

f------软硬岩层之间摩擦系数取0.5

则:P初=[2.94×2.0×(cos20°+sin20°/0.5)]/1.33

=7.17t/m2

= 70.3kN

工作面实际支护密度为1.33根/㎡,则P初=7.17t /㎡=70.3kN/根。

第二节“一通三防”系统设计

一、风量计算

1、按瓦斯绝对涌出量计算

Q=100kq

式中:k-----瓦斯涌出不均衡系数取2

q-----瓦斯绝对涌出量取0.983m3/min

则:Q=100kq=100×2×0.983=196.6(m3/min)

2、按工作面同时工作的最多人数计算

Q=4n c

式中:n c ----工作面最多人数取25人

则Q=4n c =4×25=100m3/min

3、按炸药消耗量计算

Q=25A

式中:A----一次放炮所需的最大炸药量取15.75kg

则Q=10A=10×20.8=208m3/min

风速验算

按工作面允许最低风速

Q=60×V d ×S

式中:V d -----工作面允许最低风速取0.25m/s

S ----工作面断面积 6.6 ㎡

则:Q=60×0.25×6.6=99(m3/min)

按工作面允许最高风速验算

Q=60×Vg×S

式中:Vg-----工作面允许最高风速取4m/s

S ----工作面断面积 6.6 m2

则:Q=60×Vg× S =60×4×6.6=1584(m3/min)

经计算和风速校检可知:工作面配风量为208m3/min,即可满足生产需求,因此工作面风量确定为208m3/min,并根据瓦斯涌出量变化情况做适当调整。

二、通风线路

1、新鲜风流:副井→南巷→2744辅助提料上山→2744采区工作面进风巷→工作面

2、乏风风流:工作面→2744-4#工作面回风巷→2744通风上山→一水平东大巷→新风井→地面

三、瓦斯监测系统

1、在工作面安装瓦斯监控设备,分站位于2744辅助提料上山上端,回风巷安装三台高低浓度甲烷传感器,其中一台安装在工作面上上隅角、第二台安装在距工作面上出口5~10m处,报警点0.7%,断电点0.8%,瓦斯浓度达到1%,Co2浓度超过1.5%时能自动切断工作面及回风流中所有非本质安全型电器设备电源;第三台安装在距工作面上巷专回口10~15m处,报警点、断电点均为0.8%,复电点均在0.7%以下,断电范围:工作面及回风流中所有瓦斯浓度大于0.8%及的非本质安全型电气设备;

2、当瓦斯监控系统出现故障时,必须及时处理。处理故障时,要加强人工检查瓦斯,消除瓦斯积聚现象。上隅角悬挂好便携式甲烷监测仪,每班班长必须随身携带便携仪,以便随时检查瓦斯。

第三节防治水系统设计

根据该工作面水文地质情况,在进风巷留设移动泵坑。

1、采煤人员注意观察水量变化情况,发现异常立即汇报。

2、工作面在回采过程中出现顶板水时,采区应立即采取用编织袋装煤闸水措施,将水引到两巷水沟内,防止水流冲刷巷道,影响安全生产。

3、排水路线:

工作面→2744-4#进风巷→2744提料辅助上山→二水平东大巷水沟→二水平水仓→地面排出。

第三章安全技术措施

第一节工作面初采安全技术措施

1、初采初放期间,成立初采初放领导小组,在初采初放领导小组的领导下开展工作。

2、将工作面溜子按照标准化要求,安装好、并试运转,保证溜子运转正常。然后就地清落工作面溜子,高度不得低于2.2米,溜子清落好后,将其移到煤墙侧。

3、工作面面机头采用ZH1600/16/24Z型整体顶梁组合悬移液压支架3架,支架梁长3.6m,宽0.96m,紧挨悬移支架机头方向用单体液压支柱配合2对4mπ型钢梁作为抬口棚,托住下巷替换的矿工钢梁,摘除机头侧工字钢棚腿;工作面机尾采用整体顶梁组合悬移液压支架支护,支架梁长3.0m,宽0.96m,紧挨悬移支架机尾方向用单体液压支柱配合2对3.5mπ型钢梁作为抬口棚,托住上巷替换的矿工钢梁,摘除机尾侧工字钢棚腿,交接要实,不实处用木楔背实。

4、清理上、下巷杂物,整修不合格棚子,烂帮烂顶重新打好,开关摆放整齐,电缆吊挂合格。

5、巷道回撤下的工字钢,及时运到上、下巷20米超前支护以外宽敞处,码放整齐,严禁乱堆乱放,影响正常通风、行人。

6、在上、下巷内,工字钢段自工作面煤墙向外用1m十字铰接

顶梁配合单体柱打不少于10m的双排超前支护,10m单排超前支护。安全出口处超前支护全部连锁,保证支柱完整无缺,初撑力达90kN以上,确保上、下巷20米超前抬棚段,高度不低于2.2m,巷道宽度不低于2.2米。运输巷应留有不小于0.8m宽的人行道。

7、工作面溜子应运转正常,配件齐全,不得有缺件或飘链现象。

8、采煤过程中,加强工作面的工程质量管理,托梁连接要紧密,支柱要迎山有力,大顶未落前,严禁放煤。

9、放煤时要严格按照《2744-4#工作面回采作业规程》要求进行。

10、为防止上隅角瓦斯积聚,要求上尾巷与放顶线回齐,回收尾巷后放落顶煤,使用编织袋挡严;下巷尾巷可滞后2米回收,回收后使用编制袋挡严,下尾巷留巷地段,使用坑木打设一梁三柱抬棚加固,确保退路畅通。

11、初采期间,要备足防冒顶材料,严防冒顶事故的发生。

12、跟班矿领导及采煤队跟班队干,要密切注意工作面煤墙、支架及老塘侧的变化情况,发现问题应立即组织处理。

13、通风队要严格管理,加强对上隅角及上拐头瓦斯的检查工作。

14、安检员要严格检查监督执行。

第二节工作面收尾安全技术措施

1、工作面推到离停采线还有二排时,支架提前上挑沿顶回采。

2、工作面推倒停采线化置时,控顶距必须保持3.0米,即为最小控顶距,工作面浮煤清净。

3、工作面准备就绪,上下巷清理干净,为保证放顶期间退路畅通,工作面浮煤必须清净,在撤出工作面支架设备后,再把与工作面无关的电器设备,运输设备及其它设备回收干净。

4、回棚前,为保证工作的供风由机电队负责安装风机通风,风机必须安装在新鲜风流中,在回棚过程中,上下巷都应有风机供风,具体安装位置由通风区指定。

5、一切工作准备就绪后,开始回棚,回棚的卡口位置距下拐头30棚处,由该处向两头放顶,放顶时由里向外逐棚进行,所回钢梁及单体柱经清点,验收后,装车升井。

6、放顶过程中,为保证工作面正常通风,局扇应设专人管理,并派专职瓦斯检查员现场值班,风筒口距放顶地点大于5米,如发生停风或瓦斯超限,应立即停止放顶,并撤出所有人员,再作处理。

7、放顶过程中,要严格执行敲帮问顶制度,打密集柱,加强放顶区附近的支护,并设专人看护。

8、回棚时,要跟班长队指定两名素质好,技术过硬的人员担任回棚工作,并有一名有经验的老工人看顶,负责回棚期间的安全工作。

9、工作面顶放完后,再放上、下拐头,放至工作面煤墙齐后,再回撤上、下巷工字钢,直至闭墙位置。

10、支架回撤后,采区及时对上下巷砌筑永久性密闭墙。

第三节顶板管理安全技术措施

一、工作面支架安装要求

1、工作面支架安装时必须编制支架安装专项安全技术措施,并进行会审。

2、工作面支架安装时必须在厂家技术人员的指导下,严格按支架安装安全技术措施执行。

二、悬移液压支架使用操作安全技术措施

1、悬移液压支架操作人员必须经过专门培训,熟悉其性能、构造原理和液压控制系统,熟悉支架使用操作安全技术措施,能够按完好标准维护保养,熟悉顶板管理方法和工作面作业规程,经培训考试合格后方可上岗。

2、液压泵站压力设定20~31.5Mpa。

3、掌握好支架的合理高度:2.2米,当工作面实际采高不符合上述规定时,应采取措施后再移架,支架内各立柱伸出长度应一致,其活柱行程保证支架不被“压死”。

4、采煤放炮前要先升紧前排支柱,防止放炮将前柱崩脱,如果连续崩脱几架支柱,则支架自身架重及顶板压力将全部加力给托梁,切断托梁造成事故。

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