采区设计Word格式.docx
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为12#煤层至24#煤层顶板,由中粒、细粒砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成,厚90-125米,平均厚度100米。
含煤15—23层,其中可采和局部可采煤层11层,结构复杂,煤层厚度、煤层层间距变化大。
(3)龙潭组下段(P3l1):
为24#煤层至煤系底部,由细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成。
厚37-57米,平均厚度47米。
含簿煤层6—18层,结构复杂,煤层簿且不稳定,煤层层间距小,含硫高,仅24#煤层为局部可采煤层。
2、三叠系下统
(1)飞仙关组(T1f):
未见顶,厚度大于200米
①绿色岩层(T1f1):
为灰绿色细砂岩、粉砂岩、薄层砂质泥岩、泥岩组成,下部富含动植物化石及星散状黄铁矿,平均厚度132米。
②紫色岩层(T1f2):
多由紫色泥岩、砂岩、泥质粉砂岩等组成,平均厚度大于200米。
3、第四系(Q):
该地层主要为坡、残积物,多分布在地形低洼地带,岩性为亚粘土及含碎石亚粘土,厚度0-15米左右。
2、构造
新起点煤矿位于盘关亦资孔向斜西翼北段,为一倾向30度到130度的单一构造,地层倾角30度至43度,平均40度。
矿区内发育F13正断层,现分述如下:
F13断层:
位于矿界南西,走向北东南西向,长约400米,南西延伸至矿界外,倾向北西,倾角60-70度,一般65度,断距落差约7-10米,为平移正断层。
综上,该矿区地质构造复杂程度中等。
第三章采区布置
一.采区布置
1.根据本矿井的地质情况,煤层顶板主要为泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩、或粉砂质泥岩,底板为泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩、或粉砂质泥岩,顶底板均较稳定,巷道容易维护。
2.本设计在充分调查矿井原有巷道布置形式的情况下,考虑巷道服务时间较短,将采区巷道均布置在煤层中。
3.设计投产的工作面在M3煤层中,位于矿井的南翼,矿井采用分组联合开采,接替工作面掘进巷道布置在M3煤层的西翼。
4.采区巷道布置详见开拓方式平、剖面图(附图2)。
根据煤层较厚,赋存稳定,接替紧张等的特点,设计考虑为运输巷、回风巷掘进,为提高煤炭回收率,运输巷、上区段回风巷间距应视煤层、顶板条件尽量缩小,保持在15m以内。
正常生产时期布置两个掘进头,分别安装局扇、煤电钻、岩石电钻、探水钻机。
煤巷掘进的煤与矸石分装分运。
5.矿井采用中央并列抽出式通风。
掘进工作面配备局扇通风,采掘工作面采取独立通风。
6.回采工作面接替采用下行式。
二.矿井建设条件及服务年限
一).资源条件
1)井田内总资源量401.0万t,设计资源/资源量为162.23万t,适合建设小型矿井。
2)井田可采煤层层数多,可采厚度大。
全井田可采煤层8层,可采总厚度18.89m。
二).地质条件及开采技术条件
1)构造复杂程度
2)煤层稳定程度
井田内煤层属稳定煤层。
3)地质开采条件复杂程度
井田内煤层顶板为泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩,底板为粉砂岩,煤层倾角40°
左右。
矿井为煤与瓦斯突出矿井,煤尘有爆炸危险性,煤层有自燃发火倾向性。
第四章 采煤方法、采区数目及工作面生产能力
一、采煤方法的确定
根据《煤矿安全规程》的要求及开采煤层倾角较大(40°
),煤层较厚,顶板为泥质粉砂岩、粉砂岩,较易垮落的特点,设计确定采用走向长壁式采煤方法,钻爆法落煤,一次采全高。
二、工作面支护及顶板管理
设计布置走向长壁工作面,后退式回采,沿走向推进。
10301首采工作面长65m,煤层平均厚度1.8m,采用DW22-30/100单体液压支柱、HDJA-1000型金属铰接顶梁支护。
支柱排距1.0m,柱距0.7m,“三、四”排控顶方式,最大控顶距4.2m,最小控顶距3.2m,全部跨落法管理顶板。
直接顶不稳定时,投产后视顶板情况,可加强顶板支护,老顶坚硬难冒时可采取强制放顶措施,若底板吸水后易膨胀,支护时可在支柱底部加垫板,防止支护插入底板。
三、工作面机械设备配备及运输方式
回采工作面配备GMZ-12型煤电钻2台,溜槽运输,上、下巷JH-8型回柱绞车一台。
工作面实行煤电钻打眼,爆破落煤,人工支柱,人工攉煤,机械回柱放顶的正规生产。
原煤自溜至运输机巷后采用刮板运输机转载至运输巷胶带运输机外运。
工作面实行“四、六”作业制,三班生产、一班准备,回柱放顶在准备班进行的作业方式。
回采工作面设备配备见表4-2-1。
表4-2-1 回采工作面主要设备配备表
四、支护密度验算
支护密度验算如下:
支护的强度:
P=(4~8)Mγ=5×
1.80×
2.30=20.7t/m2
式中 M-平均采高,为1.8m;
γ-项板岩石容重,2.30t/m3,按5倍取值。
工作面长65m,因此采场最大面积S=65×
4.2=252m2,所设支柱数n=(65/0.7)×
4=343根,则支护密度为343/252=1.36根/m2,DW22-30/100型外注式单体液压支柱,每根的额定承载能力为30t(初撑力为75~100kN),考虑相关因素的影响,使支撑能力减小,承载能力考虑0.9的系数,则每根支柱的承载能力为30×
0.9=27.0t。
则支柱实际提供的支护强度为1.36×
27.0=36.73t/m2,而支护所需要的支护强度为35.65t/m2,因此所设计工作面的支护密度能满足支护采场顶板的要求。
五、采区数目及工作面生产能力
1.运输路线
运煤路线:
工作面(溜槽)→运输巷(刮板运输机转载,胶带输送机运输)→运输石门(胶带输送机)→煤仓→主斜井(胶带输送机运输)→地面工业广场储煤仓。
运料路线:
地面→副平硐(蓄电池机车)→上部车场→轨道下山(绞车)→区段回风石门→采面回风巷(调度绞车)→各工作面用料地点。
2.采区数目及工作面生产能力
本矿井年生产能力为15万t,以一个采区一个工作面达到生产能力,首采M3煤层,工作面编号10301,长度65m,平均采高1.8m,工作面回采率95%,年推进度900m。
则工作面年生产能力为:
Q=N·
L·
M·
·
B·
γ·
C
=1×
(65×
1.8×
900×
1.4×
0.95)
=14.0万t
式中 N-同时生产的工作面个数,个;
L-工作面长度,m;
M-开采煤层厚度,m;
B-年推进度,m;
γ-煤炭容重,1.4t/m3;
C-工作面煤炭回采率。
掘进煤量按回采面产量的10%计:
14.0×
10%=1.4万t/a,则矿井的生产能力为:
14.0+1.4=15.4万t/a。
满足设计能力要求。
3.采区矸石及辅助运输
掘进矸石经掘进巷、轨道石门、轨道下山、副平硐运出地面。
第五章 巷道掘进
一、巷道断面及支护形式
根据各类巷道的不同用途,满足运输、管线敷设、通风、行人安全的要求,确定其断面形式及大小,根据服务年限及围岩岩性,决定其支护方式。
主斜井:
全岩净断面5.8m2,掘进断面6.5m2,半圆拱形巷道,巷道为全矿井服务。
服务年限较长,在开口地段,采用砌碹支护,其余地段,全部采用锚喷或锚网喷支护。
副平硐、回风平硐:
全岩净断面5.8m2,掘进断面6.5m2,拱形巷道,巷道为全矿井服务。
服务年限较长,在井筒开口地段,采用砌碹支护,其余地段,全部采用锚喷或锚网喷支护。
二、掘进工作面数目
本矿井移交生产时共配备两个掘进工作面,保证回采工作面的正常接替。
移交生产时布置10302运输巷和10302回风巷两个掘进头。
三、工作面机械设备配备
正常生产时,配备两个掘进工作面,每个掘进工作面配用1台岩石电钻,2台电煤钻,1台局扇。
掘进工作面设备配备见表4-3-1。
表4-3-1 掘进工作面机械设备配备表
探放水设施:
配备TXU-75A型探水钻4台,两台工作,两台备用(一个采面和两个掘进头共用)。
第六章通风系统
一、矿井通风系统和通风方式
1.通风系统和通风方式
根据矿井开拓方式,矿井通风系统为中央并列式、通风方法为抽出式。
2.通风线路
通风线路为:
新鲜风流从主斜井(副平硐)→10301采面运输石门→10301采面运输巷→10301采面→10301采面回风巷→10301采面回风石门→回风下山→总回风巷→回风平硐→引风道→地面。
掘进工作面采用局部通风机通风。
根据本矿井的开拓布置,上煤组仅两个区段,上煤组的通风容易和困难时期的标高悬殊小,所以统一按困难时期配风。
二、矿井风量、负压、等积孔计算
(一)矿井风量计算及分配
(1)按最大班下井人数计算
Q=4×
N×
K
其中:
4――每人需风量;
N――最大班下井人数,50人;
K――风量备用系数,取1.25;
计算得:
50×
1.25
=250m3/min=4.17m3/s
(2)按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量计算
1)采煤工作面风量计算
①按绝对瓦斯涌出量计算
采煤工作面的绝对瓦斯涌出量按下式计算:
q绝=q相T/1440=27.59×
455/1440=8.72m3/min
式中:
q绝————绝对瓦斯涌出量m3/min
q相————矿井相对瓦斯涌出量m3/t
T————采煤工作面日产量(t/d),
根据以上计算,为安全起见,该矿采煤工作面绝对瓦斯涌出量按8.72m3/min计算。
根据设计本矿瓦斯抽放,抽放率为35%,采面抽放瓦斯纯量3.05m3/min,则采面风排瓦斯量为5.67m3/min。
采煤工作面按风排瓦斯量计算风量的公式为:
Q=100q绝k=100×
5.67×
1.4=794m3/min=13.3m3/s
式中:
q绝————采煤工作面风排瓦斯量,
K————瓦斯涌出不均衡系数,取1.4
②按最大班出勤人数计算
Q=4N
=4×
30=120m3/min=2.0m3/s
N——工作面最大班出勤人数
③按炸药使用量计算
Q采=25Ac
式中Ac:
采煤工作面采煤工作面一次使用最大炸药量,取8kg;
故Q采=25×
8=200(m3/min)=3.33(m3/s)
④按工作面温度计算
Q采=Vc·
Sc·
Ki
=1.0×
5.76×
0.9=7.78m3/s
Vc——工作面风速,参照临近矿井,工作面温度20℃,取1.5m/s
Sc——工作面平均断面,按平均断面,采高1.8m,计算5.76m2
Ki:
工作面长度系数,取0.9。
根据以上计算的最大值,采面取13.3m3/s,即794m3/min。
按风速验算
Qmin=15S大
=15×
7.56
=113.4m3/min
=1.89m3/s
Qmax=240S小
=240×
5.76
=1382.4m3/min
=23.04m3/s
S大——工作面最大断面积
S小——工作面最小断面积
综合上述计算,回采工作面按Q采=13.3m3/s配风满足要求。
2)掘进工作面风量计算
掘进工作面按绝对瓦斯涌出量计算风量的公式为:
0.446×
2.0=89.2m3/min=1.49m3/s
q绝————每个掘进工作面绝对瓦斯涌出量,
K————瓦斯涌出不均衡系数,取2.0
②按最大炸药消耗量计算
Q=25A=25×
6
=150m3/min=2.5m3/s
A——掘进工作面最大炸药消耗量,kg。
②按工作面最大班出勤人数计算
Q=4N=4×
10
=40m3/min=0.67m3/s
N——掘进工作最大班出勤人数,取10人
③按局部通风机实际风量计算
掘进工作面采用BKJ66-11№5.6型局部通风机压入式供风,其风量为4.8~5.5m3/s。
考虑风筒漏风及风机吸入风量以及风机吸风口到巷道回风口之间巷道内保持最低风速所需风量,掘进工作面吸风口处必须达到按以下计算配风。
Q掘3=QfIKf
式中 Qf-掘进工作面局部通风机额定风量,取Qf=5.5m3/s;
I-掘进工作面同时运转局部通风机台数,取1台;
Kf-为防止局扇吸循环风的风量备用系数,取1.34。
故 Q掘3=5.5×
1×
1.34=7.37m3/s
取:
Q掘=7.5(m3/s)
3)硐室风量计算
按硐室中运行机电设备发热量进行计算:
Q硐=(3600×
ΣW×
θ)/(ρ×
CP×
60×
Δt)
=(3600×
45×
0.02)/(1.2×
1.0×
1.0)
=45m3/min=0.75m3/s
Q硐——机电硐室供风量(m3/min)
3600——热功当量,1KW·
h=3600kJ
ΣW——机电硐室中运转的电动机总功率,kw
θ——机电硐室发热系数,取0.02
ρ——空气密度,一般可取1.2kg/m3
CP——空气的定压气热,一般可1.000KJ/kg·
Δt——机电硐室进回风巷的温度差,取1.0℃
本矿有一个绞车房,根据上述计算,取Q硐=1.5m3/s
(3)分别法,按各需风地点实际需风量计算
矿井风量:
Q=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它)×
K矿
ΣQ采——采煤工作面所需风量之和;
ΣQ掘——掘进作面所需风量之和;
ΣQ硐——各独立供风硐室所需风量之和;
ΣQ其它——其它行人和维护巷道所需风时之和,按(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐)的5%计算,则:
ΣQ其它=(13.3+7.5×
2+1.0×
1.5)×
5%=1.5m3/s;
K矿————矿井通风系数(包括矿井内部漏风和配风不均匀系数),取1.25。
Q=(ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ其它)×
=(13.3+7.5×
2+1.5+1.5)×
1.25=39.2m3/s
所以,矿井总风量按Q=40m3/s配风。
(二)、矿井风量分配及风速校核
矿井总风量Q=40m3/s。
∑Q采=16m3/s,∑Q掘1=7.5m3/s,∑Q掘2=7.5m3/s,∑Q硐=2m3/s,∑Q其它=7m3/s
(三)、负压计算
根据矿井开拓布置,本矿井通风容易时期为矿井回采M4煤层第一区段工作面,通风困难时期即为M4煤层第二区段工作面。
容易时期通风线路为:
新鲜风流从主斜井(副平硐)→10401采面运输石门→10401采面运输巷→10401采面→10401采面回风巷→10401采面回风石门→回风下山→总回风巷→回风平硐→引风道→地面。
困难时期通风线路为:
新鲜风流从主斜井(副平硐)→10403采面运输石门→10303采面运输巷→10403采面→10403采面回风巷→10403采面回风石门→回风下山→总回风巷→回风平硐→引风道→地面。
根据各用风地点风量分配及服务范围,矿井总风量按40.0m3/s考虑,经计算通风容易时期、困难时期主扇风机负压分别为528.3Pa、796.5Pa。
负压计算详见矿井通风容易时期阻力计算表5-2-1、通风困难时期阻力计算表5-2-2。
4.等积孔计算及通风难易程度评价
A1=
=(1.189×
40)÷
(528.3)0.5=2.07m2
A2=
(796.5)0.5=1.68m2
式中 A1、A2-矿井通风容易、困难时期等积孔,m2;
Q-矿井风量,m3;
hmin、hmax-矿井风压,Pa。
表5-2-1 矿井通风容易时期阻力计算表
表5-2-2 矿井通风困难时期阻力计算表
从上述计算看出,在通风容易时期矿井通风阻力等级为小阻力矿井,困难时期矿井通风阻力等级为中等阻力矿井,为此,应加强矿井的通风设施的管理,特别是设置风门和密闭,减少漏风,合理配风,同时加强对通风巷道的维修工作。
第三节 通风设施、降低风阻措施
一、通风设施
为保证采、掘工作面的风量,并使风流按规定方向流动,在风流流动线路中设置有风门等构筑物,设计选用普通风门,风门设置应满足以下技术要求:
1.避免在弯道和急倾斜巷道中设置风门。
2.风门的前后5m内支架完好,门墙厚不小于0.45m,四周掏槽深0.2~0.3m。
3.结构严密,漏风少,向关门方向倾斜80°
~85°
。
4.风门应迎风流开启,行机车巷道,两门间距应大于一列车长度。
5.风门要求设置两道以上。
需要调节井下风量的地点需安设调节风门,其技术要求可参照风门要求,开采突出煤层时,工作面回风侧不应设置风门。
对于废弃的老巷和采空区实施密闭,其基本要求:
1.密闭墙的两帮、顶、底需掏槽,槽深在煤中不得小于1m,岩石中不得小于0.5m。
2.用不燃性材料建筑,墙无裂缝、无漏风。
3.墙内外5m内支架良好。
为了防止爆炸性气体爆炸时冲击主要通风机,保证通风机装置不被损坏,高压气流流过防爆门自动关闭,在回风井口处设置防爆门,防爆门至井筒内引风道的开口位置长10~15m,防爆门每6个月检查维修一次。
主要和备用通风机的2条引风道与回风井之间的夹角为30°
~45°
安全出口采用两道双向风门。
二、防止漏风措施
风门等通风构筑物应设在围岩坚固、地压稳定地段,并加强管理,经常检查、维修。
采空区必须及时封闭。
必须随采煤工作面的推进逐个封闭通至采空区的连通巷道。
采区开采结束后45天内,必须在所有与已采区相连通的巷道中设置防火墙,全部封闭采区。
采掘工作面的进风和回风不得经过采空区或冒顶区。
无煤柱开采沿空送巷和沿空留巷时,应采取防止从巷道两帮和顶部向采空区漏风的措施。
矿井在同一煤层、同翼、同一采区相邻正在开采的采煤工作面沿空送巷时,采掘工作面严禁同时作业。
三、降低风阻措施
1.砌碹巷道应尽可能光滑,力求使巷道光滑平整,以降低风阻。
2.在容易产生局部阻力的地点,应尽量减少局部阻力系数。
巷道连接处应作成斜线或圆弧形:
巷道转弯处应尽量避免直角转弯或小于90°
转弯,并将转弯处内、外侧按斜线或圆弧形施工,必要时应设置导风板。
3.在日常通风管理中,应尽量避免在主要巷道停放矿车、堆放杂物,巷道应随时修复,保证完整及足够的有效通风断面,以利风流畅通。
第四节 掘进通风及硐室通风
一、掘进通风
本矿有2个掘进工作面,即11202运输巷和11202回风巷两个掘进头,掘进头各配备两台型号为BKJ66-11№5.6型局部通风机和风筒组成一体进行通风,风机将新鲜风经风筒压送到掘进工作面,工作方式为压入式。
局部通风机和启动装置均安装在离掘进巷道中10m外的进风侧,为了能有效的排出炮烟,风筒出口到掘进工作面的距离LP应不超过风流从风筒出口到转向点的距离即有效射程LR=(4~5)
确定(S为掘进巷道净断面积)。
局部通风机的使用必须注意以下几点:
1.掘进巷道贯通在相距20m前,必须停止一个工作面作业,做好调控通风系统的准备工作。
贯通时,必须派专人在现场统一指挥,停止的工作面必须保持正常通风,设置栅栏及警标,经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度。
瓦斯浓度超限时必须立即处理。
掘进的工作面每次爆破前,必须派专人和瓦斯检查工到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度,瓦斯浓度超限时,必须先停止掘进工作面的工作,然后处理瓦斯,只有在2个工作面及其回风流中的瓦斯浓度都在1%以下时,掘进的工作面方可爆破作业。
每次爆破前,2个工作面入口必须有专人警戒。
贯通后,必须停止采区内的一切工作,立即调整通风系统,风流稳定后,方可恢复工作。
2.煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷的掘进通风方式应采用压入式,不得采用抽出式,如果采用混合式,必须制定安全措施,长距离掘进由于阻力加大,会出现通风困难,可采用两台同型号、同功率局部通风机串联,以增加风压克服阻力,保证风量供给。
3.局部通风机必须由指定人员负责管理,保证正常运转.压入式局部通风机和启动装置,必须安装在进风巷道中,距掘进巷道回风口不得小于10m;
全风压供给该处的风量必须大于局部扇风机的吸风量,掘进中的煤巷和半煤岩巷中最低风速为0.25m3/s,最高风速为4m3/s。
4.必须采用抗静电、阻燃风筒。
风筒口到掘进工作面的距离以及混合式通风的局部通风机和风筒的安设,应在作业规程中明确规定。
5.掘进工作面的局部通风机应采用“双风机,双电源”,并实现自动切换。
“三专”(专用变压器、专用开关、专用线路)供电;
也可采用装有选择性漏电保护装置的供电线路供电,但每天应有专人检查1次,保证局部通风机可靠运转。
6.严禁3台以上(含3台)的局部通风机同时向1个掘进工作面供风。
不得使用1台局部通风机同时向2个作业的掘进工