三采区设计
第一章 采区概况及地质特征
第一节 采区概况
一、 采区范围:
xxx 位于井田西翼+xxx水平,xxx 西边、北边、西南边为井田边界、东边为二采区xxxx 工作面采空区,xxx 走向长度2781米、倾向长度1250米、面积为2682814.505m ²、开采上限+742水平、下限+550水平。
二、 邻近采区开采情况:
xxx 东面为二采区,二采区走向长度为1300米,倾向长度为1200米,二采区目前已完成8201、8202、xxxx 、8204工作面的回采工作。
三、 地面位置及建筑物:
1、地面建筑、设施等:xxx 地面上方无建筑物。
2、地形(地貌、植被、地层出露情况等):地面主要为丘陵戈壁地貌,东西高、中间低,北高南低。地表主要为风积相砂层、冲洪积相砂砾石层、洪积相砂砾石层,地表被少量沙蒿等植被覆盖,植被稀少。
3、水系及地面积水范围:地表无常年性河流,只是在雨后及冰雪融化后东部冲沟中水流量较大,主要汇水区为北部山区
4、采掘影响及破坏程度:地面冲沟在雨后及冰雪融化后水流量较大,在回采过程中雨雪水可能从岩层裂隙渗入井下,增大工作面的涌水量,工作面可能会发生透水、突水事故。
四、 区内钻孔情况:
区内钻孔特征表
第二节 煤层赋存情况及顶底板特征
一、 煤层赋存情况:
x-x+x+x煤层处于侏罗系中统塔什店组第一段中部,以双层结构、三层结构为主,单层结构次之。自西向东由厚变薄,自北向南由厚变薄,属形状变化很小到中等的较稳定的全区可采煤层。
9-2煤层位于侏罗系中统塔什店组第一段下部,属于形状变化很大的不稳定的可采煤层。
煤层赋存情况表
煤层特征及工业指标表
二、 煤层顶底板特征:
根据钻孔揭露资料,xxx 主采煤层x-x+x+x煤层伪顶一般不发育。x-x+x+x号煤层直接顶、底板及老顶、底板均发育,顶、底板岩性均为泥岩、粉砂岩。
1、煤层顶、底板岩石物理力学性质
通过对测试结果的对比分析,现就各主要可采煤层顶、底板岩石物理力学特征分述如下:
x-x+x+x号煤层顶板砂岩类:自然块体密度2.50~2.66 g/cm3,自然含水率0.11~0.96%,饱和状态下单轴抗压强度平均5.1—14.8Mpa ,抗拉强度1.1~2.2Mpa ,软化系数0.17~0.23,显示其顶板为不稳定型顶板,遇水软化性强。
x-x+x+x号煤层底板砂岩类:自然块体密度2.54~2.60g/cm3,自然含水率0.10~1.02%,饱和状态下单轴抗压强度平均4.60~19.90Mpa ,饱和状态下抗剪强度1.1~1.7Mpa ,抗拉强度0.80~1.2Mpa ,软化系数0.10~0.45,显示其底板为不稳定型底板,遇水软化性强。
第三节 采区储量分析
分析计算采区及各煤层工业储量、可采储量等 。
采区储量汇总表
第四节 地质构造
分析采区范围内及其周围的构造分布情况,包括断层的产状、性质、揭露控制程度以及对开采的影响程度等。
一、采区地质构造主要特征及影响范围:塔什店复向斜由北向斜、背斜、南向斜组成。塔什店煤田二井田位于塔什店北向斜北翼,侏罗系中统,隐伏于F2逆断层上盘——下元界兴地塔格群推复之下。呈较缓的简单单斜构造。
二、工作面地质构造及对工作面掘进、回采的影响
在xxx 设计范围内三维地震资料显示,在xxx 内有7条断层,分别是
DF1、DF3、DF5、DF8、DF9、DF13、DF14。因此对掘进、回采会造成一定影响,在回采、掘进中加强顶板管理,确保施工作业安全。
断层特征表
第五节 水文地质
一、基本特征:按地下水赋存条件和水利特征,井田地下水划分为第四系松松岩类空隙水、第三系与中生界碎屑岩类裂隙空隙层和基岩裂隙水三种类型。
二、充水因素及威胁程度:塔什店二井田直接充水含水层以孔隙裂隙含水层为主,无常年地下水体,未来矿坑充水的主要水源为哈满沟沟谷地表洪流和第四系潜流以及含水层中的地下水和地层裂隙的远源补给。它们通过裂隙和大小断层进入巷道,但是由于含水层本身透水性差,加之补给水源贫乏,地下水以静储量为主,水量不大。井田水文地质条件简单,属二类一型。
三、涌水量预测及依据:地质报告预计最大涌水量269.8m /h,正常涌水量250.9m /h,矿坑涌水量预计采用水文地质比拟法和“大井法”计算;现我矿实际涌水量约230 m/h。
四、防治水建议及措施:副井西侧的防洪沟在雨后水量较大,因此建议对此沟做防洪坝及导洪防渗渠,防止洪水由开采后地裂缝流入井下。加强工作面的水情监测工作,必须严格执行预测预报,有疑必探,先探后掘的原则。做好对顶板含水层
3
3
3
的超前探放水工作,防止在回采过程中发生涌水事故。
第六节 其它地质因素
(瓦斯、煤尘、煤层自燃、地温、地压)
2010年瓦斯鉴定结果:瓦斯最大绝对涌出量为 0.59m3/min,相对涌出量为1.05m3/t; 二氧化碳最大绝对涌出量为0.8m3/min,相对涌出量为2.60m3/t。由于xxx 内有大小断层7条,推测xxx 不会有瓦斯集聚区域。
x-x+x+x煤层根据2008年7月22日在新疆煤炭科学研究所通风安全研究室在我矿8#煤层取样的鉴定结论为具有爆炸性,x-x+x+x煤层△T 〉15.50C ,着火点3650C ,属自燃煤层,具有自燃发火倾向。
井田内地热增温率为1.85C/100m,局部地段有高温异常区。 x-x+x+x号煤层顶板为粉砂岩、炭质泥岩、裂隙不发育属半坚硬岩石,煤层底板为炭质泥岩或泥岩遇水易软化,抗压强度低。 x-x+x+x号煤层有冲击地压危险性。
第二章 采区方案设计及方案比较
第一节 方案设计
xxx 轨道下山布置在+xxx水平,巷道长度1300米左右,坡度0-8°,皮带下山布置在+742水平,巷道长度1300米左右,坡度0-8°,轨道下山至矿井西翼井田边界走向长度2700米左右,倾向长度1250米,计划布置长度为130米的回采工作面9个。
方案一:xxx 所有工作面均按照276°30′0″的方位角向前掘
进,8304、8305、8306、8307掘进工作面掘进1700米左右后,以300°57′39″的方位角向前掘进直至井田边界。
掘进时由于8304、8305、8306、8307掘进工作面掘进至1700米左右时方位角改变,因此1700米后掘进时两顺槽需布置4台650皮带机,并且在轨道顺槽1700米左右布置一台局扇,才能满足掘进时的运输和通风需求。
回采时由于8304、8305、8306、8307掘进工作面掘进至1700米左右时方位角改变,因此皮带顺槽需再布置一台2*160千瓦的皮带机,轨道顺槽需再布置一台无极绳绞车,因为工作面较长,所以需要在轨道巷中间再布置一台移动变电站,以满足正常生产时的用电需求。
因为8304、8305、8306、8307回采工作面回采时不按一个方位角推进,所以回采到1700米左右时需要扇形回采,回采难度较大。
方案二:xxx 掘进工作面均以276°30′0″方位角向前掘进直至井田边界。
由于xxx 走向坡度在0-12°,所以掘进时工作面布置两台650皮带机能够满足原煤的运输,由于工作面较长,所以在轨道顺槽中间再布置一台局扇,才能满足掘进时的运输和通风需求。
由于xxx 走向坡度在0-12°,所以回采时轨道巷只需布置一台无极绳绞车,皮带巷布置一台2*200千瓦的皮带机,就能满足回采期间原煤和材料的运输需要,因为工作面较长,所以需要在轨道巷中间再布置一台移动变电站,以满足正常生产时的用电需求。
xxx 所有工作面均向一个方向推进,所以回采难度较底。
第二节 方案比较
方案一
设备投入:因为8304、8305、8306、8307回采工作面在1700米左右时巷道方位角改变,所以8304、8305、8306、8307回采工作面皮带顺槽需布置两条1m 皮带,轨道顺槽需布置两台绞车,由于目前矿上的设备无法满足运输需要,因此需要再购置一台无极绳绞车和一台2*160千瓦的皮带机,大约花费260万左右。
设备用电:由于需布置一台2*160千瓦的皮带机和一台2*200千瓦的皮带机,按一天工作16小时计算,每天需消耗电量11520度,按一年330天计算,每年需消耗电量3801600度,按一度电0.6元计算,则每年需支付电费228.096万元。
可回采储量:按工作面长130米,平均煤厚12.8米,容重1.29t/m³计算,xxx 所有工作面可回采原煤3759.485万吨,按原煤220元/吨计算,方案一能产生经济效益82.708亿元。
回采难度:由于8304、8305、8306、8307回采工作面回采至1700米左右时需要扇形开采,机尾进刀尺度不好掌握,因此开采难度较大。
方案二:
设备投入:由于xxx 走向坡度在0-12度左右,因此方案二回采工作面两顺槽需布置一台无极绳绞车和一台2*200千瓦的皮带机就能满足xxx 原煤和材料的运输问题。
设备用电:由于布置一台2*200千瓦的皮带机,按一天工作16小时计算,每天需消耗电量6400度,按一年330天计算,每年需消耗电量2112000度,按一度电0.6元计算,则每年需支付电费126.72万元。
可回采储量:按工作面长130米,平均煤厚12.8米,容重1.29t/m³计算,xxx 所有工作面可回采原煤3721.276万吨,按原煤220元/吨计算,方案二能产生经济效益81.868亿元。
回采难度:由于只向一个方向推进,因此回采难度底。
综合考虑:因为方案一8304、8305、8306、8307回采工作面大约能回采8年,所以8年间需要多支付电费891.008万元,加上需要购置一台无极绳绞车和一台2*160千瓦的皮带机,大约需要270万元,
方案一需要投入1161.008万元。由于方案一比方案二多产生原煤经济效益8600万元,因此生产科倾向与方案一。
第三章 采区巷道布置
第一节 采区巷道布置
一、采区准备巷道布置:
xxx 计划开拓三条下山,分别是轨道下山、皮带下山、xxx 回风下山,准备布置9个回采工作面,分别是8301、8302、8303、8304、8305、8306、8307、8308、8309回采工作面。
xxx 轨道下山布置在矿井+xxx水平,+xxx轨道下山掘进方位角为0°,巷道长度为1300米、坡度为0-5°。
皮带下山布置在矿井+742水平,+742皮带下山掘进方位角为0°,巷道长度为1300米、坡度为0-5°。
回风下山布置在+742水平,以0°方位角向前掘进至+550水平,巷道长度1300米、坡度为0-9°
xxx 首采工作面为8302回采工作面,8302工作面两顺槽为矩形断面,巷道掘进方位角为276°30′0″,两顺槽坡度为0-8°,切眼掘进方位角为6°30′0″,两顺槽平均长度为1150米,切眼长度为130米。
二、采煤工作面布置:
xxx 共布置9个回采工作面,所有工作面上下出口掘进方位角都为276°30′0″,相邻两个采面间留设5米的隔水煤柱。
第二节 巷道断面及支护
一、巷道断面:
xxx 回采工作面上下顺槽均为矩形断面,巷道宽3.5米、高2.8米、断面面积为9.8m ²,三条下山断面为半圆拱,巷道宽4米、高3.5米、断面面积为12.85m ²。
二、巷道支护方式:
轨道下山、皮带下山、回风下山采用锚网、钢筋托梁、锚索、喷射混凝土联合支护,回采工作面上下顺槽采用锚网、钢筋托梁、锚索联合支护。
永久支护材料及规格
采用锚网、钢筋托梁、锚索联合支护作为永久支护,支护材料为等强锚杆、冷拔丝网、钢筋托梁、锚索等,锚杆间排距为800mm ×800mm ,锚索间排距为2000mm ×2400mm ,锚索孔眼布置成五花眼形式。
顶锚杆选用5根Φ18mm ×2000mm 的等强锚杆加3.8m 长的钢筋托梁,锚杆间距为800mm ,排距为800mm ;顶部靠两帮的两个锚杆距帮150mm, 与顶板夹角55°;钢筋托梁采用Φ14mm 宽60mm 的两根热轧钢筋焊成;顶及两帮均选用Φ18mm ×2000mm 的等强锚杆,锚杆托盘规格为100mm ×100mm ×8mm 的碟型托盘。两帮均为4根,上边第一根锚杆距顶板150mm ,仰角 20°。两帮下边第一根锚杆距底板300mm , 俯角20°锚杆间距为800mm ,排距为800mm 。帮顶网均采用4#冷拔丝网,网孔规格为50mm ×50mm ,长×宽为3.8m ×1m 、3.0m ×1m 两种,
顶板用3.8m ×1m ,帮用3.0m ×1m 。网之间必须连接好(锚杆托板压实), 搭接长度不小于100mm ,用φ1.4mm 铁丝联网,联网排距不大于200mm 。
顶锚杆每根眼底安装2卷规格为ZK2335的树脂锚固剂药卷,帮锚杆每根眼底安装2卷规格为ZK2335的树脂锚固剂药卷;
锚索采用Φ17.8mm 钢绞线锚索,长度根据煤层厚度确定,以进入稳定的煤层顶板岩石1.5米为宜。最短长度不得小于9米。
锚索托盘选用规格为11#矿用工字钢长度不小于50㎝,托盘中心孔径只允许大于锚索直径2mm 。顶、帮锚杆锚固力不小于80KN ,扭力矩不小于100N.m ;锚索预紧力不小于100KN ,锚固力不小于120KN 。
钻眼钻杆必须选用Φ26mm 型,钻头选用Φ28mm 型。
对于断层破碎带、煤层松软区、地质构造变化带、地应力异常区、动压影响区等围岩支护条件复杂区域,必须采取加密锚杆和架棚等强化支护措施,巷道交叉点以及服务年限较长的巷道采取钢棚(11#工字钢)锚网喷等联合支护。
一、巷道施工
施工顺序:安全检查(顶板管理、找巷道底板、瓦斯、工程质量、探头位置等)→标定中线→ 综掘机切割、出煤→ 敲帮问顶→架设临时支护→顶锚杆眼施工(联顶网)→两帮锚杆施工(联帮网)→收尾整理工程质量。
施工工序:掘进机割出一排锚杆进度后,使截割头落地,闭锁截割部电机,断开掘进机上的电源和磁力启动器的隔离开关。操作人员
站在完好支护下,用不小于2.0m 长的长柄工具处理干净顶帮的活矸(煤),并进行敲帮问顶。确保无问题后,人员站在永久锚杆支护下,将预先联好的超前顶网解开,前移前探梁,并用前探梁托起一根钢筋托梁。前探梁上及时用木板梁维护顶板,按中心线调整好钢筋托梁,木板梁与前探梁用木楔子楔紧。穿前探梁时必须专人监护顶板及煤帮。顶板维护好后,开始打锚杆。
1、安装顶板锚杆:
⑴ 施工顶板锚杆眼:采用一台MYBZ-15液压锚杆钻机按钢筋托梁孔位由巷道两帮向中间施工锚杆锚索眼。巷道顶板锚杆眼总长2000mm 。由于顶锚杆设计2.0米长,为防止一次使用2.0米长钻杆打眼平稳性差,高度不够,可先用1.2米长的短钻杆先打1.2米深后,再换2.0米长钻杆打到设计深度。
⑵ 送树脂药卷:穿过钢筋托梁眼向锚杆眼内装入3卷规格为ZK2335的树脂药卷,用等强锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。
⑶ 搅拌锚固剂:用搅拌接头将钻机与锚杆连接好,然后升起钻机将锚杆接触眼底或预留好锚杆外露长度时,停止升钻机,搅拌25-40s 后停机。
⑷ 紧固锚杆:90-180s 后,将托板、螺帽按顺序上好,并用扳手将锚杆紧固好。必须确保扭力矩不小于100N.m 。
⑸ 及时将下一循环的顶网预先联好,并倒挂好。
2、安装帮锚杆:
⑴ 两帮连接金属网,将网按要求压在对应的前一排锚杆位置。
注意用扳手将锚杆紧固好。必须确保扭力矩不小于100N.m 。
⑵ 在两帮用煤电钻在设计位置施工巷道帮锚杆眼,方法同顶眼施工。
⑶ 送树脂药卷:向锚杆眼内装入2卷规格为ZK2335的树脂药卷,用等强锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。
⑷ 搅拌锚固剂:用搅拌接头将钻机与锚杆连接好,然后用钻机将锚杆接触眼底或预留好锚杆外露长度时,停止推钻机,搅拌25-40s 后停机。
⑸ 紧固锚杆:90-180 s后,将托板、螺帽按顺序上好,并用扳手将锚杆紧固好。
3、安装锚索:
⑴ 施工顶板眼:用锚索钻机按要求打好眼。
⑵ 送树脂药卷:向眼内装入6卷规格为ZK2335的树脂药卷,用钢绞线慢慢将树脂药卷推入孔底。
⑶ 搅拌锚固剂:用搅拌接头将钻机与钢绞线连接好,然后用钻机将钢绞线接触眼底或预留好钢绞线外露长度时,停止推钻机,搅拌25-40s 后停机。
⑷ 张紧锚索:10 min 后用张拉千斤顶张紧锚索,预紧力为100KN 。
第四章 采掘顺序及采煤办法
第一节 掘进顺序
xxx 掘进工作面采用跳采方式,一次最多布置一个采煤工作面和
两个掘进工作面。
第二节 回采顺序
回采顺序为8302工作面、8304工作面、8301工作面、8303工作面、8305工作面、8307工作面、8309工作面、8306工作面、8308工作面。
第三节 采煤方法
一、采煤方法:
倾斜长壁综合机械化放顶煤开采
回采工艺
1、落煤
采用MG200/530-W型采煤机割煤
1)割煤方式:双向割煤,前顶后底
2)进刀方式:端部斜切进刀
3)进刀设计: ① 当采煤机运行到工作面下端头时,停机,落下滚筒,此时上部支架已移,运输机已推;② 换向上行切入煤壁,下滚筒吃满刀为止;③ 推移采煤机以下运输机,移采煤机以下支架,采煤机下行至机头吃三角煤;④ 上行,正常割煤至机尾;⑤ 上端头进刀和下端头进刀相同(见图)
工作面端头斜切进刀示意图
2 装煤
借助采煤机螺旋滚筒与刮板机的铲煤板相结合,在采煤机与刮板机同时运行过程中自动完成装煤工作。
3 运煤
工作面选用SGZ730/320型输送机运煤
机巷采用SZZ730/160型转载机和一台DSJ1000/160×2-3.15胶带输送机运煤
4 移架
煤机割煤后坚持带压及时移架,移架工作由支架的推移千斤顶借助运输机来完成。
5 推移前部输送机(拉后部输送机)
推移前部输送机靠液压支架的推移千斤顶来完成,推移工作要安全迅速,并保证平直,推移刮板机与采煤机应保持12-15米的距离,弯曲段不小于15米;可自下而上,自上而下或从中间向两头推移刮板机,不准由两头向中间推移。
拉后部输送机是靠移后溜千斤顶,移后溜千斤顶是双作用液压缸,它的作用是拉动支架后部输送机,缸体通过十字头与底座一侧连接,活塞杆通过十字头及链环与后部输送机溜槽相连接。拉移方式及要求与移前部输送机相同。
6 放顶煤
放煤步距1.2米,即采用两刀一放。
第五章 采区生产能力及服务年限
第一节 采区生产能力
采煤工作面单产
采煤工作面单产按下式计算:
A= L L 1 M γC
式中A —工作面日产量,t/d;
L —工作面长度,m ;
L 1—工作面日进度,m/d;
M —采高,放顶煤开采时为每次采放总厚度,m ;
γ—煤的视密度,t/m3;
C —工作面回采率,薄煤层取0.97,中厚煤层取0.95,厚煤层取0.93 ;
回采工作面日产量,A=130m*4m/d*12.8m*1.29t/m³*0.93
A=7985.2t/d
第三节 采区服务年限
采区服务年限按下式计算:
T=10000ZC/A
式中T —采区服务年限,a ;
Z —采区可采储量,万t ;
C —采区回采率,%; 薄煤层不低于85%,中厚煤层不低于80% ,厚煤层不低于75%;
T=10000*4525.4万吨*0.75/7985.2/330d=12.9a
第六章 采区通风与安全
第一节 通风系统
一、矿井采用中央并列式通风,主斜井、副斜井进风,回风斜井回风,总进风量为21m 3/S。矿井现有2台型号为BD K -6-№16型主扇,每台通风机配用YBFe-6型专用防爆电动机2台,电机功率为37KW ,电压为380V 。井下掘进工作面选用的局扇型号为JBT51-2型(5.5KW )。
1、新鲜风流→副井→+xxx车场→+xxx大巷→+xxx轨道下山→xxx 工作面进风顺槽→回采工作面→xxx 工作面回风顺槽→+742皮带下山→通风联络巷→xxx 回风下山→+742总回风巷→斜风井→地面(主扇排出污风)
2、新鲜风流→主皮带斜井→+xxx清煤斜巷→+xxx大巷→+xxx轨道下山→xxx 工作面进风顺槽→回采工作面→xxx 工作面回风顺槽→+742皮带下山→通风联络巷→xxx 回风下山→+742总回风巷→斜
风井→地面(主扇排出污风)
3、1、新鲜风流→副井→+xxx车场→+xxx大巷→+xxx轨道下山→通风联络巷1、新鲜风流→副井→+xxx车场→+xxx大巷→+xxx轨道下山→+742皮带下山→通风联络巷→xxx 回风下山→+742总回风巷→斜风井→地面(主扇排出污风)
第二节 采区供风量及负压计算
根据实际情况看,xxx 不会同时布置两个工作面,所以xxx 风量计算仅考虑采煤工作面和掘进工作面的需风量。
一、采煤工作面需要风量计算
1)按瓦斯涌出量计算
Q w =100×Q gw ×K gw
式中:Q w ——采煤工作面需要风量,m 3/min
Qgw ——采煤工作面瓦斯绝对涌出量,m 3/min。取0.59m ³/min K gw ——采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,它是该工作
面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。机采工作面取 K gw =1.2~
1.6。
Qw =100×Q gw ×K gw
=100×0.59×1.3
=76.7 m3/min
Qw =100×Q gw ×K gw
=100×0.59×1.6 =94.4 m3/min 2)按温度计算:
Q采=60×V×S×Kw =60×1×8×1.1 =528(m3/min ) 式中:
V----按工作面温度18℃~20℃时,工作面所需风速取0.8~1.0m/s,
S----采煤工作面的平均断面, s=8m2 Kw-----工作面长度系数 ,取1.1 3)按人数计算: 每人供风≮4(m 3/min): Q 采>4N (m 3/min) Q采>4×N
>4×55=220(m 3/min )
式中: N——采煤工作面最多人数,取55。 4)采煤工作面需风量的计算 Q 采=Q基本×K 采高×K 采面长×K 温
式中:Q 采——采煤工作面需要风量,m 3/min Q
基本
——不同采煤方式工作面所需的基本风量,m 3/min,工作
面控顶距(4.3~4.8米)×工作面实际采高(2.2~2.4米)×70%
×适宜风速(不小于1m/s)(由于巷道距离远、断面大,为了降低工作面的温度,及时吹散工作面的有毒有害气体,因此风速取1.3) K 采高————回采工作面采高调整系数,取1.5 K 采面长——回采工作面长度调整系数,取1.0 K 温——回采工作面温度调整系数,取1.0
Q 采1=60×4.3×2.2×70%×1.3×1.5×1×1=775(m3/min) Q 采2=60×4.8×2.4×70%×1.3×1.5×1×1=943.5(m3/min) Q 采=(775+943.5)/2=859.25(m3/min) 5)风速验算
按最低风速验算采煤工作面的最小风量: Q min =60×0.25×S
工作面最低风量:Qmin =15×S=15×8=120(m 3/min) 按最大风速验算采煤工作面的最大风量: Q max =60×4×S
工作面最大风量:Qmax =240×S=240×8=1920(m 3/min) 经过验算:Q min
由以上计算Q采=859.25m3/min=14.32(m 3/s ) 二、掘进工作面的需要风量
一、按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算:
Q 掘=100QCH4×K 掘=100×0.48(瓦斯等级鉴定)×1.7=81.6 m3/min Q 掘=100QCO2×K 掘=100×0.97(瓦斯等级鉴定)×1.7=164.9 m3/min 式中 QCH4——掘进工作面平均瓦斯(二氧化碳)涌出量,m 3/min
K掘——掘进工作面因瓦斯(二氧化碳)涌出量不均匀系数,机掘工作面取1.5—2.0;
二、按工作面同时工作最多人数计算: Q 掘=4n掘=4×25=100 m3/min
式中 n掘——掘进工作面同时工作的最多人数; 三、按照风速、温度计算掘进工作面需要风量 Q 掘=60×V 掘×S 掘×K 温 =60×0.25×9.8×1.4 =205.8
式中:V 掘——局部通风机供风巷道内最低允许风速,m/s; 岩巷V 掘≥0.15m/s,煤巷和半煤岩巷V 掘≥0.25m/s; S 掘max ——局部通风机供风巷道的最大净断面积(掘进工作面因出现断层、高冒、地质构造造成巷道断面积增大的除外) ,㎡;
K 温——局部通风机供风巷道空气温度调整系数(见表); 掘进工作面空气温度(℃)配风调整系数K 温
四、按风速进行验算:
煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风量应满足: 60×0.25S 掘<Q 掘<60×4S 掘=147<205.8<2352 式中 S掘——掘进工作面巷道过风断面积,9.8m 2。
205.8m 3/min的风量能满足工作面的风量要求,但是为工作面工作环境适宜,所以选用2×22KW 的对旋局扇进行供风。
第三节 避灾路线
1、当xxx 工作面发生火灾的避灾路线为:
工作面→回采工作面进风顺槽→+xxx轨道下山→+xxx大巷→+xxx车场→副井→地面 2、工作面发生水灾时的避灾路线为:
(1)工作面灾区→工作面进风顺槽→+xxx轨道下山→+xxx大巷→+xxx车场→副斜井→地面
(2)工作面灾区→工作面回风顺槽→742皮带下山→+742大巷→+742车场→副斜井→地面
3、当工作面发生冒顶时的避灾路线为:
1)、工作面→工作面进风顺槽→+xxx轨道下山→+xxx大巷→+xxx车场→副井→地面
2)、工作面→工作面回风顺槽→+742皮带下山→+742大巷→+742车场→副井→地面
4、当工作面发生瓦斯燃烧、爆炸或煤尘爆炸时的避灾路线为:
工作面人员立即趴倒,佩带好自救器,当冲击波过后从 工作面→工作面进风顺槽→+xxx轨道下山→xxx 大巷→xxx 车场→副
斜井→地面
第四节 安全监控系统
在+742车场干线扩展器P5000上引出两条干线电缆分别送达xxx 工作面回风巷和xxx 工作面进风巷。
在xxx 工作面进风巷串车处设馈电传感器7台,当工作面瓦斯超限时,断电器切断工作面前、后输送机、采煤机,工作面皮带巷巷道转载机、破碎机、皮带运输机以及工作面及回风巷照明和信号的电源;开停传感器7台,用于监控无极绳绞车及工作面前、后输送机、转载机、采煤机、破碎机、皮带机的运行状态。
+742车场设风门传感器2台,监测风门开闭状态。
在xxx 工作面回风巷距工作面0-10米处设甲烷传感器1台,用于监控工作面瓦斯浓度,当瓦斯浓度超限时,切断工作面及回风巷所有非本质安全型电源。距回风巷10-15米处设一氧化碳传感器1台,温度传感器1台。
第七章 采区排水系统
xxx 掘进工作面和采煤工作面在巷道低洼处,靠巷道上帮在低洼处掘容积为10 m 3临时水仓安置两台水泵、两趟Φ80mm 排水管路;一趟使用,一趟备用,掘进时,如果工作面下坡必须随着工作面布置一台水泵,排水管路直铺至+xxx水平车场排水沟。 排水路径:
轨道巷掘进时排水路径:轨道巷探水处→+xxx轨道下山排
水沟→+xxx车场排水沟+xxx主水仓→主水泵→副井→地面。
皮带巷掘进时排水路径:皮带巷探水处→+742皮带下山排
水沟→+742车场排水沟+xxx主水仓→主水泵→副井→地面
第八章 采区供电
一、设备选用 1、工作面选用
刮板输送机 SGZ730/320型 2台 采煤机 MG200/500-WD 型 1台 放顶煤液压支架 ZF5000/17/28 83台
放顶煤过渡支架 ZFG5400/18/28 6台 2、工作面运输巷选用
转载机 SZZ730/160 1台 破碎机 MCP-300 1台 带式输送机 DSJ1000/-2×160型 1台 乳化液泵 BRW200 2台 乳化液泵箱 RX315/25B 1台 喷雾泵站 WPZ320/6.3 1台 回柱绞车 JH-14型 2台 照明信号综保 ZBZ-4.0M 1台 煤电钻综保 ZBM-4.0M 1台 3、其他地点选用
回柱绞车 JH-20A 2台 水泵 2台 照明信号综保 ZBZ-4.0M 1台 二、电压等级
工作面的电源电压为10Kv ,来自1200m 以外的+xxx水平中央变电所。根据用电设备的容量与布置,采用660v 和1140v 两种电压等级供电,照明灯电压等级采用127v 。
三、工作面移动变电站与配电点位置的确定
移动变电站与配电点开关均装在进风巷内的移动列车上,可以随工作面的推进,每隔50-150m 在轨道上移动一次。
四、负荷统计及移动变电站选择 负荷统计表
根据供电系统拟定的原则,选择3台移动变电站,其容量分别决定。
1#移动变电站向顺槽皮带、回柱绞车、水泵等供电,其需用容量计算值为:
S b1=ΣP e .K x / cosφpj =552×0.73/0.7=576KVA 式中 Kx ——需用系数
K x =0.4+0.6×Pd/ΣP e
=0.4+0.6×320/552 =0.73
cosφpj ——加权平均功率因数,取cos φpj =0.7
选用一台KBSGZY-800/10/0.66型移动变电站,其额定容量为800KVA >S b1=576KVA,满足供电要求。
2#移动变电站向采煤机、转载机、破碎机、乳化液泵等供电,其需用容量计算值为:
S b1=ΣP e .K x / cosφpj =895×0.71/0.7=907KVA 式中 Kx ——需用系数
K x =0.4+0.6×Pd/ΣP e
=0.4+0.6×500/895 =0.71
cosφpj ——加权平均功率因数,取cos φpj =0.7
选用一台KBSGZY-800/10/1.14型移动变电站,满足供电要求。 3#移动变电站向前后溜、喷雾泵站、回柱绞车等供电,其需用容量计算值为:
S b1=ΣP e .K x / cosφpj =726×0.664/0.7=688.66KVA 式中 Kx ——需用系数
K x =0.4+0.6×Pd/ΣP e
=0.4+0.6×320/726 =0.664
cosφpj ——加权平均功率因数,取cos φpj =0.671
选用一台KBSGZY-800/10/1.14型移动变电站,其额定容量为800KVA >S b1=688.66VA,满足供电要求。
五、供电设备的选型与供电系统的拟定
根据供电设备选型的原则及所选设备的电动机型号规格,初步设计出附图所示的综采工作面的供电系统。
用电设备功率在75 kw以上且启动较为频繁的设备均选用KBZ-400/1140型馈电开关和QJZ-2*200/1140型磁力启动器,其余选用QC83-80型、QC83-120型。
六、电缆的选择
井下电缆全部采用铜芯电缆,固定设备选用交联聚氯乙烯内带铜芯铠装电缆,移动变电站电源进线选用矿用监视屏蔽电缆,采区低压电缆选用不延燃的橡套软电缆。本矿井井下高压10KV 电压,低压采用1140V 和660V ,综合保护127 V电压。电缆为MYP-660/1140.
七、接地保护
在各配电点及设备峒室,均设辅助或局部接地极,所有电气设备和保护装置(包括电缆的铠装、接地芯线)和局部接地装置都要同埋设在井下水泵房的镀锌钢板的主接地极连成一个总接地网。
接地网上任一保护接地点测得的接地电阻值不超过2Ω。
第九章 运输系统
一、 运输路线
1、采区运输(运煤)路线:
原煤——前溜(后溜)——转载机——1米皮带机——+742溜
煤眼-+xxx煤仓——+xxx皮带——主煤仓——主皮带——地面
2、采区辅助运输(运矸石、材料等)路线:
1、地面工业广场——副井—— +xxx车场—— xxx轨道巷 ——工作面
2、地面工业广场——副井—— +742车场—— xxx皮带巷 ——工作面
第十章 压风系统
利用地面注氮机房的配套的两台空压机给井下施工地点供风,一台使用,一台备用。
第十一章 防尘系统
地面水池→副斜井→+xxx 车场→+xxx 大巷→+xxx轨道下山→采掘工作面进风顺槽→采掘工作面;防尘管路每隔50m ,设置一个三通
地面水池→副斜井→+742车场→+742大巷→+742皮带下山→
采掘工作面回风顺槽;防尘管路每隔50m ,设置一个三通。
第十二章 供水系统
轨道巷掘进工作面:地面水池——供水管路——副井——+xxx车场
——工作面轨道巷 ——工作面
皮带巷掘进工作面:地面水池——供水管路——副井——+742车场
——工作面皮带巷 ——工作面
回采工作面:地面饮用水管路→副斜井→+xxx 车场→+xxx轨道下山→+回采工作面进风顺槽→乳化液泵站→采煤机喷雾泵站加压→工
作面采煤机。
第十三章 防火注氮灌浆系统
xxx 的防灭火工程重点是防止新生成的采空区内浮煤自燃的控制。结合我矿的防灭火能力确定防灭火手段为:以氮气防灭火、均压防灭火、灌浆防灭火为主,喷洒阻化剂防灭火,管风防火、两端头堵漏为辅的防灭火方法
㈠、氮气防灭火
1、注氮工艺:
A、防火注氮
开放式注氮:在xxx 回采轨道巷端头埋管,埋入采空区后方5~8米后才可注氮,预埋管随着工作面的推进而推进。
B、灭火注氮:
当工作面出现明火或自燃发火征兆时,用其它方法不能直接扑灭而又不得不封闭时,可利用氮气通过密闭向封闭区注入大量氮气,迅速使封闭区的氧含量降低,使火区熄灭。
灭火注氮时,N2纯度必须保证在97%以上,要保证注氮的连续性,
不能时注时停,根据以往经验,灭火注氮时间定为10天左右。
C、注氮时机选择
1)工作面过断层或其他地质条件,使工作面推进速度减慢时。 2)工作面出现故障,推进速度减慢时。
3)当预测到采空区气体出现异常或受到上部采空区有害气体侵袭时。
4)工作面临结束回收时。
2、注氮参数选择与注氮系统:
采用地面制氮站,利用集中输氮管路,对采区实施预防性注氮或对火区实施灭火注氮,将纯度为98%的氮气注入采空区或煤层自燃发
火区。
⑴、注氮参数选择与计算:
工作面日采出空间:(1250000×1.35)/(300×1.29)=4186m3 式中:1250000(吨)—矿井生产能力;
300—年生产日;
1.35—产量不均衡系数;
1.29—煤的容重。
日消耗氮气量:4186×1.1×1.3=5986m3
式中:1.1—漏风系数;1.3—安全系数。
采空区实际注氮时间8~14h/d
最大注氮量:5986/8=748m3/h
最小注氮量:5986/14=428/h
⑵、注氮设备选型
据上述计算结果,我矿选用PC1668制氮设备,其性能参数如下: 产气量:≥500m 3/h
氮气纯度:≥98%
⑶、工艺流程
地面制氮车间→集中输氮管(副井)→8302进风巷→工作面
3、注氮量计算
我矿是扩建矿井,架后埋管注氮是主要的注氮手段。
A = L×S ×M ×C ×K
= 130×3.6×10×1.29×75%
=5131.6( 吨)
式中:A —工作面日产量 单位:吨
L—工作面长度 取130米
S— 工作面日推进度 取3.6米
M—工作面回采段高 取10米
C—煤的容重 取1.29吨/立方米
K— 工作面回采率 85%
每天的体积:
V=5131/1.29=3978(m3)
式中:1.29为煤的容重
日耗氮气量:
Q=3978×1.1×1.29
=5644.7(m3)
式中:1.1为漏风系数
4、注氮效果监测:
注氮效果的好坏直接关系到井下能否正常安全工作及人身安全的问题,为了准确监测采空区注氮情况,了解采空区气体组成,有必要对采空区各种气体成份进行监测。
①、气体测定:应经常对采空区和工作面端头进行空气成分进行测定。
(1)瓦检员常规测定
(2)气体采样分析,一般每隔一天分析一次。
(3)利用安全监测系统对回风巷气体进行连续测定。
②、温度测定:对下列地点进行定期测温:
(1)工作面两端头,特别是回风测端头。
(2)对支架放煤口放出的煤体温度。
测温可用KSW数字型测温仪或水银温度计。
5、安全技术措施:
⑴、工作面注氮期间,必须保证工作面有充足的风量,要由救护队员负责,检查工作面回风流中的氧含量,防止氮气溢出伤人。
⑵、要定期对可能受影响的区域,邻近巷道进行气体检查,发现问题及时汇报处理,对重点区域要挂牌管理,防止氮气窒息事故发生。
⑶、注氮过程中,要有专人巡回检查注氮管路,防止管路漏气,发现问题及时处理。
⑷、注氮期间,工作面必须悬挂报警仪,专职瓦检员负责两端头的风障悬挂与瓦斯检查,如有异常情况立即通知停氮,气体检查后的汇报每班不少于2次。
⑸、注期间,工作面作业人员应随身携带压缩氧自救器,如发生停电停风或冒顶或氮气泄漏时,全体作业人员应立即迎新鲜风流退出或就近进入安全区。
(二)、黄泥灌浆防灭火
一、建立黄泥灌浆站
在副井原注氮房后、1号井风井口附近,各选一点建立黄泥灌浆站,地面用水泥摸平,做一扇型自流槽,自流槽必须有5°~6°的角度, 便于泥浆自流。槽口接∮133mm 的钢管,槽口安装10×10mm 的过滤网, 防止大块石头堵塞管道。
二、管道铺设
1)、副井注浆管路铺设
从自流槽口接∮133mm 的钢管按5°~6°铺设到人行通道与主副井连接处井筒的下方,与主副井井筒东侧安装的∮108mm 管路连接,(因井筒西侧管路多,位置小,所以注浆管路安在东侧),注浆管路在井筒内安装,必须固定牢固,离地30公分为好。注浆管路一直铺
设到原775车场,775水平装一个三通和阀门,一头到775运输石门, 一头从一轨下山到742水平, 管路一直铺设到742大巷8302回风巷口处,留个闸阀接口。
2)、风井口注浆管路铺设
从自流槽口接∮100mm 的塑料管按5°~6°从风井筒铺设到868水平,留个三通阀门,再铺设到1号井775大巷,在775大巷口留一个三通阀门,再铺设到1号井730水平,所有有密闭的巷道交叉口必须留三通阀门,方便接注浆管。
三、灌浆水源
在主副井口管道沟主排水管上、风井口排水管路上各选一合适点打一个洞,焊上2寸接头,并安装一个2寸阀门,在安装接头附近安装一台管道泵,然后通过现在的管道沟接到冲浆点,装一个开关,用高压管接到水枪上。
四、黄土的来源
在矿井东部有一座黄土山,可以用车把黄土运到黄泥灌浆点。
五、黄泥灌浆的使用
1)、冲浆
在泥浆水源上接一高压水枪头。高压水枪的射程必须在7米以上。用高压水枪对黄土进行搅拌,搅拌的泥浆通过自流,流入泥浆自流槽内,通过箅子进入灌浆管路。为防止堵管,必须有专人对自流槽口的大块石头进行清理,保证对井下泥浆的供应。
2)、灌浆
用75钻机在封闭墙上打钻孔(未留注浆管的密闭)。钻孔时应先测出空顶的高度,在下注浆套管,下套管的高度应是巷道的最高点,如果管子太高,人工推不上去,可以用钻向上顶,直接顶到头,然后退下50公分的管子为最佳。主要是方便注浆,然后开始封孔,封孔的位置是开孔钻头打的深度(1.5米~2米),也就是1.5米以上开始封孔,主要是防止煤层脱层、裂缝。当时封的孔不得注浆,等到第二天才能接上管子,并打开泥浆管路开关,打电话通知注浆站开始注浆。新接的管路都应在开始注浆前先注10~20分钟的清水进行冲洗后开始注浆。打浆30~40分钟后应打电话询问井下注浆情况,如果井下钻孔进浆没问题,可以加大水量,可达到每小时30到40立方米的流量,泥浆的含土量应控制在15%~20%以内,原因是管路长防止发生管路堵塞事故。一般情况下,一个注浆点可用一周的时间全部注满。一旦注浆满后,应立即停止注浆,一周后每天注1到2个小时,直到彻底注满为止。最后拆下中压内弹簧管,封好钻孔,准备下一个采空区的注浆工作。
3)排水
注浆完毕后,注浆的水就会通过煤壁溢出,流到巷道内。应及时挖水沟进行排水,或安装一台污水泵,排水管路用∮50mm 的钢管一直铺设到水仓,排入水仓。
六、注意事项
1)黄泥灌浆站要安装电话,方便与井下灌浆点联系。
2)每次注浆前、后,必须用清水冲洗管路30~40分钟。
3)井下水泵房停止抽水前一个小时,必须打电话通知注浆站,注浆站应停止注浆,用清水清洗注浆管路,防止注浆管路堵塞。
4)每天要保证黄泥灌浆站的黄土量,每天拉黄土不得少于10车。
5)注浆管路布置应尽量避免人多的巷道,防止注浆管路爆裂伤人。
6)注浆时, 严禁站在注浆点后方, 防止注浆管弹出伤人。
7)应安排专门看浆人员每班对灌浆点进行检查,并做记录,防止发生溃浆事故。
8)对注浆的采空区要在图纸上注明注浆量和位置,并存档。