上山西煤柱工作面工程设计最终Word格式.doc
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,与11运输上山上部贯通。
其位置详见巷道设计布置图。
进回风巷设计支护均为2.5m×
2.5m工字钢梯形单棚支护,棚距(中—中)0.6m,用塑料网、椽子打顶帮。
其断面规格为上净宽2.2m,下净宽3.3m,净高2.2m,净断面6.05m2。
见掘进施工断面图。
总工程量282m,预计施工工期1.3个月。
2、煤层赋存特性
(1)、煤层赋存条件
本区所采二1煤层位于山西组下部,从11采区采掘资料分析,所采二1煤层结构简单,但局部变化较大,煤厚2~6m,平均4.5m,总体趋势西厚东薄,南厚北薄,全区可采,煤层倾角5~18°
。
(2)、瓦斯
根据嵩阳三公司2010年9月份对盛华矿的瓦斯鉴定,绝对瓦斯涌出量1.88m3/min,相对瓦斯涌出量5.21m3/t。
11上山西煤柱工作面位于二1煤层浅部,两边均已回采,预计上下副巷煤层瓦斯含量偏底,绝对涌出量0.1m3/min。
(3)、煤尘爆炸性
煤炭科学研究总院重庆分院2004年9月16日关于盛华实业有限公司二1煤《煤尘爆炸性鉴定报告》,所采二1煤层煤尘具有爆炸性。
2009年瓦斯鉴定上级批复煤尘爆炸指数14.9%。
(4)、煤炭自燃倾向等级
煤炭科学研究总院重庆分院2004年9月24日关于盛华实业有限公司二1煤《煤炭自燃倾向等级鉴定报告表》,为Ⅲ级不易自燃煤层。
3、煤层顶底板情况
1)、煤层顶板岩性
本区二1煤层直接顶板,一般为黑色泥岩和砂质泥岩,平均厚度7.15m,抗压强度为31~61Mpa,属弱~中等强度;
老顶为灰白色,含白云母较多的细~中粒石英砂岩,俗称大占砂岩,平均厚度13.04m,抗压强度一般为69~84Mpa,属中等强度。
该矿井二1煤层顶板岩体属中等完整(Ⅲ级),质量较差(Ⅸ级)的顶板。
2)、煤层底板岩性:
本区二1煤层伪底为泥岩和炭质泥岩,遇水易软化、膨胀、变形,不易管理;
直接底为炭质泥岩,厚2.5—5m,f=1—2。
老底为砂岩,厚9—12m,f=4—5,底板岩体属中等完整(Ⅲ级),质量较差(Ⅸ级)的底板。
由底板岩性和实际揭露资料看,底板硬度系数偏低,且泥岩一旦遇水强度进一步变低。
当受到的压强超过其本身抵抗强度时,就会发生蠕变,造成巷道变形,维护量增大和维护困难。
4、采面储量及服务年限
11上山西煤柱工作面设计平均走向长187m,平均倾斜宽20m,可采面积为3740m2,煤层平均厚度4.5m。
地质储量:
187×
20×
4.5×
1.4=2.36万t。
可采储量:
1.4×
0.85=2万t。
工作面服务年限:
工作面生产能力为1.35万t/月,服务年限为1.48个月。
5、地质构造
1)、地质概况
该区地面标高+245.1m~+260.4m,为大平矿井田浅部北边缘。
区域内煤层平均厚度4.5m。
该设计掘进区域均在原弋湾村煤柱内,无其它构造等异常情况,无地表水体,掘进时涌水主要来自地表渗水,根据11上山煤柱面、11021、11041、11061等工作面采掘情况看,预计掘进时正常涌水量为0.5m3/h,最大涌水量为1.0m3/h,回采期间正常涌水量为1.5m3/h,最大涌水量为3m3/h。
2)、构造、地质条件(特征)
本区位于大冶向斜段北翼浅部,整体构造形态为一走向近东西80~260°
,倾向南170°
单斜构造,地层倾角15°
区内没有发现滑动构造及岩浆岩活动。
6、水文地质条件及涌水量
该工作面位于原弋湾村东部煤柱内,根据已采工作面揭露情况看,该区无地质构造,水文地质条件简单,掘进时期涌水主要表现为局部滴水和煤层底板渗水,水源主要来自地表渗水,预计回采时正常涌水量1.5m3/h,最大涌水量3.0m3/h。
该区上部距地表较近,地面标高+245.1m~+260.4m,为大平矿井田浅部北边缘,无其它积水、水体及构造等异常情况。
11上山煤柱工作面涌水量依据公式
Q预/Q知=S预/S知
式中Q预—预计工作面涌水量m3/h
Q知—已知工作面(11051)正常涌水量2.87m3/h
S预—预计工作面的面积3800m3
S知—已知道的工作面面积3740m3
Q预=2.87×
3800/3740=1.5m3/h
经计算预计工作面正常涌水量1.5m3/h,最大涌水量3m3/h。
7、开采技术条件
嵩阳三公司2010年9月组织矿井瓦斯等级鉴定结果,我矿瓦斯绝对涌出量为1.88m3/min、相对涌出量为5.21m3/t,二氧化碳绝对涌出量为1.01m3/min、相对涌出量为5.21m3/t,为低瓦斯矿井。
11煤柱位于上山中部,两边均已回采,瓦斯含量相对较小,预计掘进和回采时涌出量为0.1m3/min。
本区无地压、地温等灾害。
8、工作面通风
设计该工作面采用U型通风方式,风流路线为:
副井→西大巷→11上山西煤柱进风巷→切巷→11上山西煤柱回风巷→11皮带上山→上仓巷→主井→地面
二、采区概况
1、储量及服务年限
经计算11上山西煤柱工作面地质储量2.36万吨,可采储量2万吨,工作面生产能力1.8万吨/月,服务年限1.11月。
2、瓦斯涌出量及涌水量
3、构造
本区所采二1煤层赋存于山西组下部,从11采区采掘资料分析,所采二1煤层结构简单,但局部变化较大,煤厚2~6m,平均4.5m,总体趋势西厚东薄,南厚北薄,全区可采,煤层倾角5~18°
4、设计工程量及工期
11上山西煤柱工作面总工程量282m,预计施工工期1.3个月。
5、目前矿井各生产系统情况
1)、提升运输系统
主井提升装备一对2.0吨非标准箕斗,提升机为2JTP-1.6型双滚筒绞车,配套电机功率132KW,电压380V,担负全矿井提煤任务。
副井提升装备一对1.0吨非标准罐笼,安装一台2JTP-1.6型双滚筒绞车,配套电机功率80KW,电压380V,担负全矿井提矸、升降人员及下放材料和设备等任务。
提升矸石使用1吨非标准矿车。
井下煤炭运输:
工作面及回风巷安装SGB-40T刮板运输机,运输上山及上仓皮带巷安装SSJ-65/30型运输皮带。
掘进工作面使用SGD-17型刮板运输机。
井下物料运输:
地面→副井→西大巷→11上山西煤柱工作面进风巷→工作面。
2)、通风系统
通风系统为中央并列式,通风方式为抽出式,副井进风,主井回风。
安装有二台FBCZ-6-№18/75KW型轴流通风机,单台风机配套电机75KW,风量35m3/s,H=500Pa左右。
局部通风采用YBT-11(22)型风机,风量240m3/min。
局部通风机实现“三专加两专”供电,实现“双风机、自动倒台、两闭锁”,备用局部与运行局扇能力相同。
3)、供电系统
矿井双回路电源供电,双回路供电线路引自弋湾变电站6KV母线,采用两台S9-M500/66/0.4KV500KVA变压器向主、副井、风机房及井下等供电,井下变电所选用两台KBSG-500/6/0.69矿用隔爆型干式变压器、一台KBSZ-200/6/0.69矿用隔爆型干式变压器,选用15台KBZ-400A、3台KBZ-630A低压真空馈电开关分别向上仓运输机、轨道上山绞车、采掘工作面等设备供电。
安装一台BZX-4照明综合保护,供井下照明用。
4)、井下排水系统
主排水系统采用一级排水,在副井底建立有内外环水仓、泵房,选用MD85-45×
4型离心水泵三台,一用一备一检修,配YB250S-2型75KW防爆电机,采掘工作面选用BOW16-2.2型风泵或BQW50-15(50-9.2)电泵排水。
5)、安全监测监控系统
监测监控系统为KJ95N,由地面中心站、井上下监测监控分站和各类矿用传感器构成。
地面中心站配两台主机,实现独立供电。
现井下分站6台,地面1台,对矿井主扇负压、温度、井下风速、负压、一氧、沼气、风门开关、风机开停、馈电状态等进行监测监控。
采掘工作面全部安装有甲烷传感器、瓦斯电和风电闭锁装置。
甲烷传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围符合《安全规程》规定,测风站设有风速传感器,局扇设有开停传感器,主要风门设有风门开关传感器(见通风监测系统图)。
6)、压风系统
利用地面二台空压机YF-10空压机,排气量均为10m3/min,排气压力0.8MPa,一台工作,一台备用
压风管路主管采用φ76×
4mm焊接钢管,沿副井及轨道上山敷设。
11上山西煤柱工作面进回风巷支管路采用φ50×
4mm焊接钢管。
附图:
工作面井上下对照图T—1、工作面岩层综合柱状图T—2、工作面顺槽及切巷煤层预想剖面图T—3、煤层等厚线图T—4、底板等高线及储量计算图T—5。
第二章工作面巷道布置及支护形式的选择
工作面顶板支护设计
1、巷道布置
,开口位置标高+172.2m,坐标X=3813843,Y=38432981,坡度+13°
11上山西煤柱工作面切巷从进风巷上端开口,开口位置标高+210.2m,坐标X=3813843,Y=38432981,以方位72°
2、顶板管理
1)工作面上下巷及切巷支护
设计工作面进、回风巷采用矿工钢支护,,切巷采用DZ22—30/100型单体柱配合2.4m长π型钢梁对棚支护,液压系统采用BRW125/31.5型乳化液泵,液压系统通过Φ43管路供给工作面,液压泵安装在副井底东大巷。
2)工作面支护设计
(1)、采面支护形式
①、采面支护高度:
工作面采用DZ22-30/100型单体柱配合2.4m长“π”型钢梁、矩形支护。
“π”型钢成对使用二梁五柱。
考虑其最大和最小支撑高度,工作面支护高度确定为1.8m。
②、排距:
1m(误差±
100mm)。
③、棚距:
0.6m(误差±
50mm)。
④、工作面迎山距确定:
A、采煤工作面每节巷道坡度由验收员在现场提前测定,同时根据测定的坡度现场标定每节迎山值的大小。
B、当班挂节采煤工应根据验收员已标定的迎山值进行站柱。
C、迎山值的测定:
测单体柱柱帽的垂线(垂线1米处)与单体柱的水平距离。
D、附迎山值明细表。
(2)、支护强度设计
①、已采工作面矿压观测结果
根据已采采煤工作面观测结果分析,预计该工作面直接顶初次跨落步距为7-8m,老顶初次跨落步距为18-20m,老顶的周期来压步距为10-15m。
②、顶板结构:
顶煤--直接顶--老顶。
迎山值明细表
工作面倾角
迎山角
迎山值
备注
5º
~10º
1º
30′
105mm
实际操作过程中迎山值左右偏差不得超过35mm。
11º
~15º
2º
195mm
16º
~20º
3º
270mm
21º
~25º
4º
345mm
26º
~30º
435mm
31º
~35º
520mm
(3)、采面控制设计
工作面的顶板控制从支、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。
Ⅰ直接顶初次跨落期间的合理支护强度P1
P1=MzYzLz/(2Lk)
式中:
Mz----直接顶厚度3.48m
Yz----直接顶平均容重2.0t/m3
Lz----直接顶初次跨落步距8m
Lk----最小控顶距2.4m
则P1=(3.48×
2×
8)/(2×
2.4)=11.6t/m2
Ⅱ老顶初次来压期间合理支护强度P2
P2=A+MeYeCo/(4×
Kt×
Lk)
A----直接顶作用力
A=MeYeL/Lk
Me----老顶厚度11.6m
Ye----老顶平均容重2.0t/m3
L----最大控顶距3.4m
Co----老顶初次来压步距20m
Kt----岩重分配系数,受直接顶厚度与采高之比N控制
N=3.48÷
1.8=1.93
Kt取2
则:
A=(11.6×
3.4)÷
2.4=32.87t/m2
P2=25.2+(11.6×
20)÷
(4×
2.4)=49.37t/m2
Ⅲ顶板周期来压期间的合理支护强度P3
P3=A+McYcC/(4KtLk)
C----周期来压步距取15m
则P3=25.2+(11.6×
150)÷
2.4)=43.33t/m2
取三个周期最大支护强度,则合理支护强度为:
P=49.37t/m2
Ⅳ工作面支护密度G(根/㎡)
G=P/(Fn)
F----支柱工作阻力30t/根
n----支柱工作阻力利用系数0.85
P----最大支护强度49.37t/m2
实际支护密度:
Gs=5÷
(0.6×
3.4)=2.5根/m2
Gs>
G,可知工作面支护强度可满足要求。
②护
护顶:
工作面所选荆芭规格为:
长1000mm,宽800mm,椽子为:
长800mm,直径40mm以上,根据工作面棚距可以保证护顶。
护底:
工作面遇水或底板特别松软时采用穿鞋护底的方法。
③稳
P初=hr(cosa+sina/f)/G实
h----复合岩层厚度3.48m
r----复合岩层密度2.0t/m³
ª
a----煤层倾角10°
G实----支护密度2.5根/m2
f----软硬岩层之间摩擦系数取0.5
P初=3.48×
2.0×
(cos10°
+sin10°
÷
0.5)÷
2.5
=4.32t/m2
根据所用单体液压支柱规格,换算初撑力为:
33.9kN
经计算可知该工作面支柱初撑力必须保持33.9kN以上,根据集团公司下发的《郑煤集团公司炮采管理规定》取中排支柱初撑力为55kN,煤墙及老塘柱初撑力为30kN。
3)、采煤工作面上、下安全出口支护设计
(1)、机头安全出口:
长2.4m,宽1m,高1.8m。
在安全出口内布置4对4.0m的“π”型钢梁,其架设棚距、拔梁方式与工作面相同,最大控顶距为5m,最小控顶距为4m,此处至少保证一梁四柱(详见工作面支架布置示意图T-3)。
(2)、机尾安全出口:
在安全出口内布置4对3.5m的“π”型钢梁,其架设棚距、拔梁方式与工作面相同,最大控顶距为4.5m,最小控顶距为3.5m,此处至少保证一梁四柱。
上下安全出口各设一对一梁四柱的抬口棚。
4)、采煤工作面超前支护设计
在工作面上、下付巷两侧自工作面煤墙向外用1m交接顶梁配合2.5m单体柱架设超前棚,其中靠工作面一侧架设20m,另一侧架设10m。
安全出口处超前支护不得打断,超前支架梁头接梁头,楔子打紧,超前支架一梁一柱,保证支柱完整无缺,初撑力不低于50KN,高度不低于1.6m,宽度不小于2.0m。
运输巷应留有0.7m宽的人行道。
正常作业中,超前支护必须与上下尾巷打齐,不得提前回收。
工作面巷道布置图T—6
进、回风巷、切巷剖面图T—7
第三章工作面生产系统
11上山西煤柱工作面各生产系统简要叙述如下:
一、运输系统
1、运煤系统
11上山西煤柱工作面(溜子)—11西煤柱回风巷(溜子)—回风巷(皮带)—皮带上山(皮带)—上仓巷(皮带)—主井—平地(皮带)煤场。
见运输系统图T-5
2、运料系统
设备、平地料场—副井—西大巷—11上山西煤柱工作面进风巷—11上山西煤柱工作面。
二、通风系统
1、通风方式及通风系统
矿井通风方式为中央并列式,通风方法为机械抽出式。
新鲜风流由副井进入井下,经西大巷进入11西煤柱面进风巷到采煤工作面,乏风经工作面及回风巷回入皮带上山、上仓巷再经主井排至地面。
2、风量计算
根据《煤矿安全规程》第103条规定,矿井需要的风量按下列要求分别计算,并选取其中的最大值:
1、掘进工作面需要风量
(1)按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×
q掘×
KCH4=100×
0.1×
1.2=12m3/min
q掘—掘进工作面瓦斯绝对涌出量0.1m3/min
KCH4—瓦斯涌出不均衡通风系数,系数取1.2
(2)按局部通风机吸风量计算
Q掘=Qi×
I×
Kf=200×
1×
1.2=240m3/min
Qi—掘进面局部通风机额定风量YBT-11,200m3/min
I—同时运转的通风机台数,I=1
Kf—防止局部通风机吸循环风的风量备用系数取1.2
(3)按同时作业人数计算
Q掘=4N=4×
20=80m3/min
N—掘进工作面同时工作最多人数,取20人
(4)按风速进行验算
15S<
Q掘<
240S
S—掘进工作面净断面积,6.1m2
验算15×
6.1<
240<
240×
6.1
掘进工作面需要风量取最大值240m3/min,两个掘进工作面需风量2×
240m3/min=480m3/min。
2、采煤工作面需要风量
(1)按工作面瓦斯涌出量计算
Q采=100×
q采×
KCH4=100×
1.5=15m3/min
Q采—采煤工作面需要风量,m3/min
q采—采煤回风巷风流中瓦斯绝对涌出量0.1m3/min
KCH4—采面瓦斯涌出不均衡通风系数取K=1.5
(2)按工作面温度选择适宜风速计算
Q采=60×
V采×
S采=60×
1.25×
5.22=392m3/min,取450m3/min
V采—采煤工作面适宜风速,m/s
工作面温度15~25°
,V采=1.25m/s,K温=1.0
S采—工作面平均断面积m2
S采=(3.4+2.4)÷
1.8=5.22m2
Q采=4N=4×
50=200m3/min
N—工作面同时工作最多人数取50人
15S<
Q采<
240Sm3/min
S—工作面平均断面积5.22m2
Q采max=400m3/min
15×
5.22<
400<
5.22
经
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