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1、8203 工 作 面 设 计董 事 长: 矿 长: 编 制: 黄良文 金川矿业塔什店煤矿生产科二00九年八月目 录8203工作面设计方案4设计依据:9第一章 工作面地质条件10第一节 概况10第二节 地层及标志层12第三节 煤层赋存情况13第四节 煤层14第五节 煤层顶底板15第六节 地质构造(含陷落柱、岩浆岩等)及古河床冲刷等16第七节 水文地质18第八节 影响生产的其它地质因素18第二章工作面参数和巷道布置23第一节 工作面长度23第二节 工作面走向长度23第三节 工作面采放比的确定23第四节 巷道布置24第五节 工作面对接技术46第三章 生产工艺48第一节 采放比48第二节 工序组合48
2、第三节 放煤方法50第四章 顶板管理50第一节 矿压显现规律预计50第二节 工作面顶板管理方法52第三节 工作面上、下安全出口的顶板管理53第四节 顶煤初次垮落、老顶初次来压、周期来压及停采前的顶板管理55第五章 工作面生产系统57第一节 煤流运输系统57第二节 辅助运输系统57第三节 供电系统58第四节供水系统62第五节 排水系统62第六节 通讯照明系统68第七节安全监测系统69第八节 供压风系统69第九节 通风系统70第六章 设备选型与布置方式83第一节 支架选型83第二节 采煤机选型86第三节 前后刮板输送机选型87第四节 转载机选型89第五节 破碎机选型90第六节 顺槽带式输送机选型9
3、0第七节 移动变电站主要设备选型91第八节 设备布置94第七章 工作面生产能力、服务年限、劳动组织及主要技术经济指标95第一节 工作面生产能力和服务年限95第二节 作业方式96第三节 劳动组织图表96第四节 主要技术经济指标98第八章 避灾路线99第九章 工作面开采中应注意的问题100第十章 附件附图1008203工作面设计方案一、矿井开采现状分析我矿采用斜井单水平(+742水平)拓方式布置,深部以+550水平为界。我矿现开采+742水平以北区域, 8202工作面于2009年6月25日安装完毕,现已投入生产。根据2009年采掘计划安排,我矿开采西翼煤层,即将布置8203工作面,确保2010年工
4、作面正常接续。二、设计方案根据我矿采掘布置前期规划要求及西翼地质条件的实际情况,拟定8203工作面设计方案。煤层基本参数:煤层平均厚度11.5m,平均倾角912,回采率75%,容重1.29t/m3。8203掘进工作面顺槽按方位角0度布置。上、下顺槽开口都布置在+742水平,顺槽工作面倾向长度1001米。工作面采用下行通风顺槽净断面3.5m2.8m=9.8。1、8203轨道巷:在742水平2#交岔点以x0点为巷道的偏中心线,以x0(Y:15433300.084,X:4637528.632,H:743.300)点按照方位角0度,坡度912沿煤层底板掘进1001米。2、8203皮带巷:在742水平1
5、#交岔点向西67米处以S0(Y:15433167.586,X:4637444.782,H:743.439)点为巷道的偏中心线,以S0点按照方位角0度,按照方位角0度,沿煤层底板掘进1111米。3、开切巷:垂直两顺槽,中到中133.5米,布置89副液压支架 4、工业储量200万吨,按照75%回采率,60万吨/年计算,可服务30个月。 三、方案的确定8203工作面采用运输和串车巷分开布置,通风采用下行通风,技术运用较成熟,不需要增加设备,可充分发挥现有设备的能力,运输安装设备系统简单,减少巷道的工程量和维修量, 四、方案的可行性研究及设计原则的确定(一)、巷道布置根据工作面条件,本面采用下行通风方
6、式,巷道布置上采用机轨分开布置方式(即采用两条巷道断面相同的方式布置。),8203轨道巷为设备串车和进风巷,8203皮带巷为皮带运输巷和回风巷。(二)、掘进条件分析及施工顺序的确定在+742东西大巷各有一个煤仓,能满足两条巷道掘进时用,为确保掘进运输的合理性,在出碴方面尽可能采用胶带输送机和刮板机输送机的运输方式。施工顺序:上顺槽8203轨道巷(+742水平):机掘交叉点开口机掘无极绳绞车通风道机掘巷道至设计位置。 下顺槽8203皮带巷(+ 742水平):机掘+742掘开切巷。 (三)、设备选型因本设计工作面与我矿现在回的8202工作面技术条件类似,因此可利用现有的成套设备,不需要另行选型和购
7、置。设计依据:1、新疆156地质大队提供的库尔勒塔什店二井田精查最终地质报告2、黑龙江省煤田地质物探队三维地震勘探报告3、8203工作面地质说明书4、武汉设计院设计的塔什店煤矿初步设计说明书5、煤炭工业出版社煤矿矿井采矿设计手册6、煤炭工业出版社综采技术手册7、煤矿安全规程2009年版第一章 工作面地质条件第一节 概况一、位置及范围1、位置:位于中央采区西翼,水平标高+742米,8203处于侏罗系中统塔什店组8-2+3+4号煤层2、范围:顺槽倾向长平距平均1005米,工作面走向长平距130米,面积 130650m2。二、邻区情况1、地质及水文地质简述:主采煤层8-2+3+4煤层为缓倾斜煤层,煤
8、层靠近露头处厚度变化大,并且变薄,煤质较差,夹矸多。煤层直接顶板以粉砂岩、碳质泥岩、泥岩为主,属易冒落中等冒落的软弱中等坚硬的岩石类型,直接底板为泥岩、碳质泥岩,局部粉砂岩,抗压强度低遇水膨胀易软化。主要含水层为第四系松散岩类孔隙水、第三系与中生界碎屑岩类裂隙孔隙层间水和基岩裂隙水三种类型。2、采掘情况:8203为我矿二采区西侧工作面。受地质构造及煤层赋存条件的影响,两条顺槽的底板起伏、坡度变化较大,造成工作面长度产生变化,对工作面回采有一定的影响;由于煤层及顶板岩石较松软,给巷道掘进及工作面的支护带来困难。3、自然灾害及其他:煤层自燃发火期为26个月,煤尘具有爆炸性,采空区容易积水,架后在回
9、采过程中有可能发生突水事故。三、地面情况及受生产影响程度1、地面建筑、设施等:工作面回采地面上方无建(构)筑物。地面公路在8203采区的西面距8203采区50米) 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,加大工作面的涌水量,造成工作面透水、突水事故
10、。第二节 地层及标志层1、地层本区基岩均被第三、四系地层覆盖,由钻孔揭露区域主要发育地层为下元古界兴地塔格群,三叠系中上统小泉沟群,侏罗系下统哈满沟组和中统塔什店组和第三系、第四系地层。2、地质构造(含陷落柱、岩浆岩等)及古河床冲刷等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。3、煤层8-2+3+4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,自北向南由薄变厚,属形状变化很小到中等的较稳定的全区可采煤层煤层厚度、
11、倾角、结构、间距煤层名称煤 厚倾 角结 构层间距kmr稳定性8-2+3+4平均最小最大9.531.49-22.73米9度以双层、三层为主、单次之1.5米较稳定第三节 煤层赋存情况8-2+3+4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厚度、倾角、结构、间距煤层名称煤 厚倾 角结 构层间距kmr稳定性9-2平均最小最大1.81米0.54-3.55米 758度可分三层结构较复杂煤层19.02-34.80米
12、不稳定8-2+3+4平均最小最大11.88米5.78-19.82米09度以一层为主,时而分为两层 较稳定10-1平均最小最大1.61米0.33-2.13米 758度11.09-14.25米不稳定第四节 煤层物理特征煤层颜色光泽硬度容重煤岩类型10-1黑色沥表或油脂光泽1.29以光亮型和半光亮型为主,少量纯亮煤亚型,个别为暗煤型8-2+3+4黑色油脂光泽沥青光泽1.29半亮型和光亮型,少量为暗亮煤型和暗煤型9-2黑色油脂光泽工业指标煤层WAVFCSPQY工业牌号10-12.3316.2045.360.490.05141、42号长焰煤8-2+3+42.529.4346.440.490.04941、
13、42号长焰煤9-22.4316.8945.140.540.04041、42号长焰煤第五节 煤层顶底板第六节 地质构造(含陷落柱、岩浆岩等)及古河床冲刷等一、区域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、回采的影响在工作面范围内三维地震资料显示,此工作面不受断层的影响,因此对掘进、回采影响不太大,在回采、掘进中加强顶板管理,确保施工作业安全。第七节 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
14、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269.8m3/h,正常涌水量250.9m3/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265.5 m3/h。四、防治水建议及措施
15、:风井东侧的大冲沟在雨后水量较大,因此建议对此冲沟做防洪坝及导洪防渗渠,防止洪水通过堤坝进入生活区。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。做好对顶板含水层的超前探放水工作。第八节 影响生产的其它地质因素(瓦斯、煤尘、煤层自燃、地温、地压)2007年瓦斯鉴定结果:瓦斯最大绝对涌出量为0.56m3/min,相对涌出量为1.46m3/t; 二氧化碳最大绝对涌出量为1.12m3/min,相对涌出量为4.0m3/t。由于井田内大小断层不多,在局部地段可能有瓦斯富集带存在。8-2+3+4煤层煤尘爆炸性根据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
16、层取样的鉴定结论为具有爆炸性8-2+3+4煤层T15.50C,着火点3650C,属自燃煤层,具有自燃发火倾向(见自然倾向性鉴定报告)。自然倾向性鉴定报告序号煤层煤样编号煤的吸氧量cm3/g.干煤自然倾向性分类Vd容易自然自然不易自然18-2+3+40.44I级自然井田内地热增温率为1.850C/100m,没有高温异常区。8-2+3+4号煤层顶板为粉砂岩、炭质泥岩、裂隙较发育属半坚硬岩石,煤层底板为炭质泥岩或泥岩遇水易软化,抗压强度低。8-2+3+4号煤层没有冲击地压危险性。第二章 工作面参数和巷道布置 (见巷道和设备布置图)第一节 工作面长度根据工作面布置区域的煤层赋存状况,地质条件及我矿开采
17、技术、设备情况,工作面HD:130m。第二节 工作面走向长度根据该区域地质情况,工作面切眼走向HD:130米,巷道顺槽倾向长1005m。 第三节 工作面采放比的确定工作面采高除应满足通风行人的要求外,还应考虑设备投入和机道上方顶煤和煤壁的稳定性。综合考虑,确定工作面机采高度为2.6m。煤层平均厚度为11.5m。采放比为1:3.42,在合理范围内。第四节 巷道布置一、各种煤柱设计参考文献:1)根据我矿在西翼工作面布置的实际开采经验。2)放煤椭球体理论可确定放煤影响范围(即放煤椭球体短半径)最大为放煤高度的一半,按平均煤厚11.5m考虑,即为4.58m。二、巷道及硐室布置1、工作面下顺槽及配套硐室
18、和巷道8203皮带顺槽布置在+742水平,方位角0度,该巷道主要用途:回风、铺设顺槽皮带。2、工作面上顺槽及配套硐室和巷道根据设计方案,8203轨道顺槽布置在+742水平,方位角0度,上顺槽的主要用途:进风、辅助运输、行人。在8203轨道巷开口向北,在巷道的东面扩帮,无极绳绞车放在巷道的西帮。宽4.3米,高2.8米,作为无极绳绞车。3、开切巷切巷与上下顺槽垂直,方位角为270。三、支护设计支护方式(一、) 临时支护采用锚杆前探梁。每根前探梁分别用两道吊环固定在紧靠工作面的两排锚杆上,前探梁上用木板梁(3600mm200mm50mm)维护,木板梁两端伸出前探梁距帮不得大于小于200mm。前探梁用
19、直径89 mm,长3m以上的钢管,吊环用直径125mm;吊环用顶锚杆螺帽固定在顶锚杆上且螺帽必须拧满扣。见图: (二、)永久支护采用锚网、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。掘一排支一排,循环进尺0.8m,最大控顶距1.0m,最小控顶距0.2m,锚索距工作面不得大于20m。顶板破碎时,锚索要及时跟进到工作面。(三、)支护设计1、设计方法:根据我矿目前的情况,结合已施工巷道的经验数据,采用工程类比法合理选择该面锚杆支护参数,并采用计算法校核支护参数。2、8203轨道巷为矩形断面,宽高为3.5m2.8m,巷道净断面9.8m2。巷道采用锚网、钢筋托梁、
20、锚索联合支护 。锚杆间排距为800mm800mm,锚索间排距为2000mm2400mm,锚索孔眼布置成五花眼形式。3、8203皮带巷为矩形断面,宽高为3.5m2.8m,巷道净断面9.8m2。巷道采用锚网、钢筋托梁、锚索联合支护。锚杆间排距为800mm800mm,锚索间排距为2000mm2400mm,锚索孔眼布置成五花眼形式。顶锚杆选用5根18mm2000mm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14mm宽60mm的两根热轧钢筋焊成;顶及两帮均选用18mm2000mm的等强锚杆,带规格为100mm
21、100mm8mm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50mm50mm,长宽为3.8m1m、3.0m1m两种,顶板用3.8m1m,帮用3.0m1m。网之间必须连接好(锚杆托板压实),搭接长度不小于100mm,用1.4mm铁丝联网,联网排距不大于200mm。 6、顶锚杆每根眼底安装3卷规格为MSK2335的树脂锚固剂药卷,帮锚杆每根眼底安装2卷规格为MSK2335的树脂锚固剂药卷;7、锚索采用15.24mm钢绞线锚索,长度根据煤层厚度确定,以进入
22、稳定的煤层顶板岩石1.5m为宜。最短长度不得小于12m。8、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。9、钻眼钻杆必须选用26mm型,钻头选用28mm型。10、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、钢带、锚索等联合支护。(四、)采用计算法校核支护参数1、顶锚杆通过悬吊作用,帮锚杆通过加固帮体
23、作用,达到支护效果的条件,应满足:L L1 + L2 + L3式中 L - 锚杆总长度,m; L1 - 锚杆外露长度(顶锚杆取0.12m,帮锚杆取0.1m); L2 - 有效长度(顶锚杆取免压拱高b,帮锚杆取煤帮破碎深度c),m; L3 - 锚入岩层内深度(顶锚杆取0.8m,帮锚杆取0.6m),m。普氏免压拱高:b = B/2 + H.tan(45-帮/2)/f顶式中 B、H - 巷道掘进跨度和高度,B=3.5m,H=2.8 m; f顶 - 顶板岩石普氏系数,f顶取2.5; 帮- 两帮围岩的内摩擦角,帮取63.43b = 3500/2 + 2800tan(45-63.43/2)/2.5 = 1
24、043 mm C = 3000 tan(45-63.43/2) = 855 mm依据上述公式计算得出:顶锚杆长度1743 mm;帮锚杆长度1555mm,实际所选锚杆长度均大于计算长度,因此,实际所选锚杆长度符合要求。2、按锚杆所能悬吊的重量校核锚杆的排距:每根锚杆悬吊岩体重量 G = rL2a2,锚杆锚固力Q应能承担G的重量。为安全起见,再考虑安全系数K,取K = 2。实际Q(80 KN) 2 G(32.95 KN)反算锚杆间、排距 a = (Q / KrL2)0.5 = 1.554实际所选锚杆间排距均小于计算长度,因此,实际所选锚杆间排距符合要求。3、悬吊理论校核锚索间距:为防止巷道顶板发生
25、大面积整体跨落,用锚索将锚杆加固的组合梁整体悬吊于煤层顶板稳定岩层中,校核锚索间距,冒落方式按最严重的冒落高度大于锚杆长度的整体冒落考虑。此时,靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用,在忽略岩体粘结力和内摩察力的条件下,取垂直方向力的平衡,可用下式计算锚索间距。 L = n F2/BH- (2 F1sin)/ L1式中 L - 锚索排距,m; B - 巷道最大冒落宽度,取3.8m; H - 巷道冒落高度,按最严重冒落高度取2.0 m; - 岩石容重,26.7KN/m3; L1 - 锚杆排距,0.8m; F1 - 锚杆锚固力,80KN;F2 - 锚索极限承载力,取180KN;- 角锚杆与巷道顶
26、板的夹角,65;n - 锚索排数,取1。通过公式计算,锚索间距为8.2米,实际间排小于计算长度;且排数增加了,因此,实际所选锚杆间排距符合要求。(五、)质量标准1、巷道宽度:8203轨道巷和皮带巷净宽均为3500mm,净高度2800mm ; 2、锚杆:邦、顶锚杆均使用规格为18mm2000mm的等强锚杆,锚杆的托盘,杆体螺帽均不得松动,托盘必须紧贴岩面。3、锚杆间排距:8203轨道巷和皮带巷顶锚杆间排距为800800mm,允许误差100mm,帮锚杆间排距为800800mm,允许误差100mm;4、锚杆外露长度:露出螺帽50mm;5、锚杆角度:垂直于巷道的围岩,不得小于75。顶锚杆两侧的与顶板夹
27、角55,帮锚杆上部的一根仰角20,下部的一根俯角20;6、网搭接长度100mm,搭接牢固压茬良好;7、钢筋托梁逐排安设,并且必须压住网搭接处;8、锚索布置:按212五花眼型布置,9、锚索为15.24mm的钢绞线,长度根据煤层厚度确定,以进入稳定的煤层顶板岩石1.5为宜(最短不得小于12m),在施工过程中根据煤层的厚度随时调整锚索长度;10、锚索外露长度为300mm;11、锚索距工作面距离不得大于20m;12、每根顶锚杆眼必须安装3卷规格为MZK2335的树脂药卷,每根帮锚杆眼必须安装2卷规格为MZK2335的树脂药卷,每根锚索眼底必须安装6卷规格为MZK2335的树脂锚固剂药卷,严禁使用变质和
28、不合格的药卷;13、顶锚杆锚固力80KN,邦锚杆锚固力60KN,锚索预紧力100KN,锚索锚固力180KN;14、巷道严格按地测给定中心方向施工,严禁断面不够或超挖现象,若超挖300mm应及时补打锚杆。(六、) 支护工艺1、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。2、临时支护工艺、工序及要求: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
29、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。3、安装顶板锚杆: 施工顶板锚杆眼:采用煤电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。 送树脂药卷:穿过钢筋托梁眼向锚杆眼内装入3卷规格
30、为MZK2335的树脂药卷,用等强锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。 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。 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。 及时将下一循环的顶网预先联好,并倒挂好。4、安装帮锚杆: 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。 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。 送树脂药卷:向锚杆眼内装入2卷规格为MSK2335的树脂药卷,用等
31、强锚杆慢慢将树脂药卷推入孔底。 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。 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。5、安装锚索: 施工顶板眼:用锚索钻机按要求打好眼。 送树脂药卷:向眼内装入6卷规格为MSK2335的树脂药卷,用钢绞线慢慢将树脂药卷推入孔底。 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。 张紧锚索:10 min后用张拉千斤顶张紧锚索,预紧力为100KN。(七、) 矿压观测
32、1、观测对象:8203轨道巷掘进巷道。2、观测内容:巷道顶板离层量,顶底板移近量,两帮相对移近量,锚杆的拉拔力,锚索的预紧力及预应力。3、观测方法:巷道顶煤离层量,两帮相对移近量的观测:进入8203轨道巷后,即开始布置测站,测站间距100m。测站测点布置要求,在巷道两邦适当位置各找一点用线绳拉成一条直线(量出两点的距离,作好记录),然后分别在巷道顶第2根、第4根锚杆位置竖直量出锚杆端头至直线的距离,作好记录。靠工作面最近的测站每天观测一次,其余每星期观测一次。锚杆的拉拔力每300根锚杆作一组实验,使用ZY-20型锚杆拉力计;锚索的预紧力及预应力用YCD-180-1型预应力张紧器施工,每10根抽
33、检一根。四、巷道的断面与支护1、工作面上顺槽(8203轨道巷) 上顺 设计为3.5米2.8米(宽高)的矩形断面为轨道运输巷道 5、开切眼毛巷开切眼毛巷计断面为3米2.8米(宽高)的矩形断面,开切巷采用锚网钢筋梯子、锚索联合支护方式,顶锚杆间排距800mm800mm,选用18mm2000mm的等强螺纹锚杆;帮锚杆间排距800mm800mm,选用18mm2000mm的等强螺纹锚杆,扩巷时去掉。6、开切巷切眼设计断面为7米2.8米(宽高)的矩形断面。开切巷采用锚网钢筋梯子、锚索联合支护方式(详见施工图),交叉点配金属棚子联合支护,确保开切巷的支护强度,锚杆间排距800mm800mm,长度顶眼2米,(
34、直径18mm的等强螺纹锚杆)帮眼2米;锚索采用隔排布置,间排距800mm1600mm ,锚索长度以施工到稳定顶板岩石中1-2米为原则,根据平均煤厚锚索长度平均为12米。第三章 生产工艺第一节 采放比采煤方法:倾斜长壁综合机械化放顶煤开采 根据地质资料,煤层平均厚度为11.9m。前面已确定工作面机采高度为2.6m,因此经计算采放比为1:3.25,在合理范围内。第二节 工序组合一、作业循环:割煤-移架-推溜(拉后溜)-放顶煤二、回采工艺1、落煤采用MG200/500-QWD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: 当采煤机运行到工作面下端头时,停机,落下
35、滚筒,此时上部支架已移,运输机已推; 换向上行切入煤壁,下滚筒吃满刀为止; 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; 上行,正常割煤至机尾; 上端头进刀和下端头进刀相同(见图)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SGZ730/2002型输送机运煤机巷采用SZZ730/160型转载机和一台DSJ1000/1602-3.15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,
36、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。第三节 放煤方法初采支架推出切眼,顶煤一冒落就开始放煤。割煤放煤平行作业,即沿工作面全长一分为二,实行前半部放煤,后半部割煤,或前半部割煤,后半部放煤。采放比为1:3.25放煤步距1.2米,即采
37、用两刀一放。放煤工艺的要求:多轮放煤、顺序放煤、均匀放煤、大块破碎、见矸关门。第四章 顶板管理第一节 矿压显现规律预计根据我国对综放开采顶煤顶板活动规律的研究与应用,对我矿矿压显现规律预计如下:一、综放工作面支架载荷与采厚之间的关系综放工作面支架载荷不因采厚的增大而大幅度提高。1、直接顶随采随冒,支架应承担其重量,老顶岩层能形成“砌体梁”结构、“传递岩梁”结构,老顶回转通过不可压缩的直接顶对支架产生作用;2、老顶有周期性的回转、垮落,表现在工作面有周期性的矿压显现。二、综放工作面顶板来压及其结构特点1、综放开采工作面有明显周期来压;2、综放开采顶板下沉量增大,活柱下缩量增加;3、综放开采支架受
38、力一般前柱高于后柱,支架四连杆受力与普通综采有所不同;4、支护方式不同,支架的工作阻力不同,支架载荷不同,一般为P液压P单体P摩擦P木。这种现象实际反映了“硬支多载”的特性,从另一角度讲,支架的作用更重要的是维护工作面顶板(顶煤)暂时的完整性; 第二节 工作面顶板管理方法工作面采用采用ZF5000/17/28型基本液压支架78架和6组ZF5400/18/28型过渡液压支架支护顶板。为使支架有效地支撑顶板、护煤壁,防止冒顶事故及减少煤壁片帮,工作面液压系统必须完好可靠,泵站压力达到规定值,支架初撑力达到规定值,采取追机移架,并及时伸护帮板。控顶距:最大控顶距 4835mm最小控顶距 4235mm
39、放顶步距 1200mm采空区处理方法为移架后自行垮落第三节 工作面上、下安全出口的顶板管理一、下安全出口的顶板管理 在前后溜机头即1#支架和转载机之间的空间各用一对5米的箱型梁支护,一梁四柱,靠煤壁两根柱子,随着工作面往前推进,及时依次将梁往前移 转载机与下帮煤壁的空间,靠煤壁用1米的铰接梁,一梁一柱,在中间靠铰接梁加二根5米长的箱型加强梁,一梁四柱 转载机上部每隔1.5米横放一块大板担在转载机两边的梁上二、上安全出口的顶板管理 前溜机尾至上帮煤壁每米一对5米的箱型钢梁,一梁四柱,即0-1米,1对;0-2米,2对;0-3米,三对;0-4米,四对,依次类推 靠机尾在前溜与空区中间打一根5米的箱型
40、钢梁,一梁四柱,跨机尾打一根5米的箱型钢梁一梁四柱 随着工作面的推进及时移梁三、两巷超前支护用单体和1米的铰接梁,距煤壁10范围内打四排, 20米范围内打双排第四节 顶煤初次垮落、老顶初次来压、周期来压及停采前的顶板管理一、初放措施:1、加强初采初放期的现场管理工作,成立初采初放领导小组。2、领导小组成员必须跟班上岗,并同工人同上同下,领导和监督工作,有权制止任何人违章作业和违章指挥。3、班前会必须由队长或主管技术员对当班初采初放工作做具体详细的安排。4、加强采面矿压监测工作,技术员及时分析监测数据,掌握采面推进情况,并及时上图,做好初次来压的预报工作。5、初采初放期间,两巷超前及上下安全出口
41、的支护必须按照设计要求上齐并达到初撑力,验收员认真执行验收制度,不符合要求的,必须推倒重作。6、初采初放期间,通讯电话必须畅通。7、采煤机司机严格控制采高在2.5m左右,保证将顶底板割平,割煤时放慢速度,据采面顶板状况按要求开、停车,严禁盲目开机割煤,防止抽顶、冒顶事故发生。8、及时做好采面的甩斜工作,调整好采面伪斜角度,防止运输机上窜下滑。甩斜时严禁连续甩机尾,防止挤架。9、加强采面的质量验收工作,严格按质量标准进行施工、验收。10、支架工必须采取追机移架的方法移架,顶板破碎时,坚持配单体柱带压擦顶移架,一次移够一个步距,及时升架调架,保证支架升平,严防支架挤、咬、倒。11、煤壁片帮,支架工
42、必须及时拉超前架,片帮过宽,应及时做超前串棚,严防出现冒顶事故。12、拉架后,及时伸出伸缩和护帮板。13、以采面液压系统为重点,加强机电检修工作,杜绝液压系统跑、冒、滴、漏现象,确保泵站压力达到30MRa满足支架、单体柱支护顶板所需初撑力要求。14、初采初放期间,风巷必须备足足够的物料,满足抢险的需要。15、未尽事宜,按 煤矿安全规程和其它有关规定执行。二、周期来压时上下端头、液压支架、单体支架必须达到初撑力要求,上下端头长梁上方必须接实被牢,不得空顶,并架设木垛。杜绝液压系统跑、冒、滴、漏现象。三、停采前的顶板管理:工作面采用留顶煤,到停采线时,只割煤,不放顶煤。采用锚网、锚梁、等强锚杆、锚
43、索,架上铺设钢梁等措施控制顶板。该段顶板控制距离为12米。第五章 工作面生产系统第一节 煤流运输系统 第二节 辅助运输系统一、材料运输路线1、地面工业广场副井 +742车场 8203轨道巷 工作面2、地面工业广场副井 +742车场 8203皮带巷 工作面二、设备安装路线地面工业广场副井 +742车场 8203轨道巷 开切巷三、设备撤出路线工作面 8203轨道巷 +742车场副井地面工业广场第三节 供电系统 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/-2160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
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