2303首采工作面開采設計方案(三)(存儲版)

　　

【正文】 、破碎機和膠帶運輸機重新選型。根據放礦理論，礦石從采場內是按近似橢球體形狀流出來的，即原來所占的空間為一個旋轉的橢球體，在放礦過程中形成的橢球體叫放出橢球體，如圖421中1所示；停止擴展最終形成的橢球體為松動橢球體3；放礦后形成漏斗2和移動漏斗4。如果放煤步距合適，放煤口的煤充分破碎，則會形成較理想的橢球體，利用頂煤的放出。多輪、分段、順序、等量放煤工作面分成2～3段，段內同時開啟兩個放煤口，每次放1/3～1/2頂煤（等量），按順序循環放煤（多輪、順序），可一段段地放，也可多段同時放。在實踐過程中，想達到這樣的理想效果十分困難，一是橢球體的形成非常復雜，每架不可能相同，二是放煤量也很難相同，三是煤厚變化影響，使得放煤雖然混矸量減少，但放煤率下降很多，再就是放煤時間長，影響工作面的開機率，生產效率較低，也不適合本礦井。單輪順序放煤放煤時間短放煤低，單輪間隔放煤時間短放煤高，多輪順序放煤率高時間長，在生產過程中，需對這三種放煤方式進行比較，選出更合適放煤方法來，在高產高效的基礎上，更好地實現放煤率的提高。”，設計對三種情況的處理辦法如下：處理第一種破煤提拱的辦法主要是通過擺動支架的尾梁或掩護梁，一般情況下都能破壞成拱的破煤。二、設計工作面頂煤弱化方案根據煤層賦存特征及臨近礦井開采經驗，預計23～25號煤層冒放性較好，暫不設計專項頂煤弱化方案。P=（325）8=根據上述兩種方法計算。第二節　主要機電設備23～25號煤層以1個長壁式綜采放頂煤工作面、工作面日產量應在3453t左右，每班按凈出煤時間按4h計算，采用“三八”制作業方式，每天兩班生產，一班檢修。⑷采煤機所需牽引力據經驗統計，～1倍，=。Qh=106（）/[330（31）8] =＜450t/h；（3）結論：從以上計算結果，當工作面采用綜采放頂煤一次全高采煤方法時，前、。破碎機破碎機的能力應與轉載機的運輸能力相適應，現已訂購破碎機型號為PLM500。（三）其他設備除上述主要設備外，還配備有小水泵、絞車、TXU150型探水鉆機、設備列車、單體液壓支柱、注液槍等設備。M1V第三節　循環作業根據2303工作面煤層賦存條件，設計2303回采工作面采用二刀一放。采煤機清理浮煤至三角煤位置，右滾筒上升，開始割進刀三角煤。移架的動作為：收護幫板→降柱(保持一定壓力)→移架(擦頂移架)→升柱(保持初撐力)。3)推輸送機必須單方向進行，嚴禁從兩頭向中間進行。設計2303工作面上、下順槽均采用1架過渡支架兼作端頭支架支護。π型梁必須成對布置，且順著巷道方向交錯布置，每組對棚的兩根梁間距（棚梁中對中距離）不大于300mm，前后錯距600177。三、超前支護布置形式工作面膠帶順槽，沿工作面走向方向布置，一梁一柱。2303工作面原煤運輸線路為：2303工作面煤炭經前、后部刮板輸送機→轉載機→2303膠帶順槽膠帶輸送機→23號煤采區膠帶下山膠帶輸送機→機頭硐室煤倉→主斜井膠帶輸送機→地面。第二節　通風系統一、礦井通風系統礦井通風系統本礦井為瓦斯礦井，可采煤層傾角小于16176。通風設施由風道、配電間、風機平臺等組成。風機反風量能達到60%已上，時間控制在10min內，滿足《煤礦安全規程》。按瓦斯計算：Q采=100=／min=18m3／s②低瓦斯礦井采煤工作面按氣象條件確定需要風量Q采= Q基本K采高K采面長K溫式中：Q采—采煤工作面需要風量，m3/min；Q基本—采煤工作面所需的基本風量，m3/min；Q基本=60工作面控頂距工作面實際采高70%適宜風速（不小于1m/s）；工作面控頂距—根據工作面平均控頂距情況，；工作面實際采高— ； 適宜風速—根據井下工作面溫度在23～26℃之間。第三節　供電系統一、供電電源地面供電礦井主供電源引自35kV皮里青變電站，線路全長約8km，電壓等級為35kV，導線型號為LGJ95。三、采區需風量計算根據《煤礦安全規程》規定，2303工作面需要的風量應按下列要求分別計算，并選取其中的最大值。每臺通風機配套電動機功率290kW。斷面形狀為直墻半圓拱，井筒支護方式表土段采用混凝土砌筑，基巖段采用砌碹，巷道凈寬3200mm，井筒內無提升設備，設行人臺階為礦井的安全出口。矸石由采區掘進工作面裝車，經軌道運輸路線提出地面。現場實際生產過程中，可根據頂板壓力顯現情況，適當調整支護參數，當頂板壓力顯現較大時，采用一梁二柱，同時加長超前支護的距離。因此，煤柱峰值高點隨著采放煤厚度的變化也有變化，厚度越大，則應力峰值點的位置距采空區越遠。在工作面端頭放頂線位置加打帶帽切頂支柱，柱距凈寬不超過400mm。一、工作面端頭支護，、。30mm以內。過渡支架的移設是按上述移架順序在特定時間內完成的；而基本支架的移設是由采煤機的割煤位置控制的。采煤機割煤至上端頭后，右滾筒下降，左滾筒上升，沿刮板輸送機彎曲段切入煤壁，直到進入刮板輸送機直線段，開始正常割煤。為了避免煤礦超能力生產，2303回采工作面必須嚴格執行限產制度。C2工作面年推進度L2＝ndc式中：L2——工作面年推進度，m/a；n——日循進尺，；d——年工作日，330d/a；c——正規循環率。公稱流量250L/min，電動機功率160kW，兩泵一箱。參照一般綜放工作面三機配套經驗，轉載機的運量應為前、。工作面后部運輸機同時應滿足后部放煤量的要求。裝機功率由下式估算：P=QHw式中：P——裝機功率，kW；Q——采煤機生產率，；Hw——比能耗，～。為滿足支撐高度和工作阻力。按統計類比法計算綜放支架工作阻力據經驗統計，綜采放頂煤支架支護阻力與煤層采深、煤層強度成正比，與放頂煤高度成反比，根據經驗公式：P=k（1939++471f+155/Md）式中：P——支架承受的荷載，kN；k——支架安全系數，；H——煤層采深，250m；f——煤層普氏硬度系數，；Md——工作面放頂煤高度，23～～，按最小煤厚計算。同時，如果頂煤中出現大塊煤不是個別現象，則重新考慮進行專門的預爆破作業，以避免影響工作面各道工序的正常進行。根據《煤礦安全規程》第六十八條 “采用預裂爆破對堅硬頂板或者堅硬頂煤進行弱化處理時，應在工作面未采動區進行，并制定專門的安全技術措施。因此，針對對本礦井2303工作面設計長度，單輪間隔放煤方式比較合適。二、順序放煤順序放煤又分為單輪順序放煤和多輪順序放煤。四、工作面收尾長度為保證工作面安全收尾，防止頂板巖石對支架直接接觸形成沖擊，在工作面收尾前一般有一段距離不進行放頂煤，我國綜采放頂煤工作面收尾階段不進行放煤的距離為10～15m，根據周邊礦井井下工作面開采經驗，2303工作面收尾長度暫定為15m。由于放煤時松散碎煤有限，放出體前方的煤體破碎不充分，后方的采空區有垮落的矸石，橢球體長軸偏向采空區，部分煤暫時放不出來，為停滯區；部分煤放不出來，為死角區。第二節　放煤步距目前我國綜放工作面放煤工藝一般采用“一采一放”和“兩采一放”的放煤模式，放煤工藝與采煤機截深即一次拉移支架的距離有很大的關系，放煤步距過大會造成采出率的下降，過小則會造成含矸率的增高，合理的放煤工藝是保證工作面高產高效的重要一環。～5m的大型礦井。工作面主要巷道斷面特征表見表31。順槽內敷設動力、信號通訊等電纜，以及消防灑水管路、壓風管路、以及順槽水倉排水管路。2303工作面上、下順槽均布置在23～25號煤層當中，且2303軌運順槽沿煤層底板掘進，2303軌運順槽均與23～25號煤采區膠帶下山、軌道下山相通；2303運輸順槽23～25號煤采區膠帶下山、回風下山相通，并與23～25號煤采區軌道下山聯通。～20176。煤層直接頂板對頂煤的冒放性形成有利條件。對于比較軟的夾矸層，它成了煤層的弱面，而比較硬的夾矸則成了頂煤中的“骨架”，使頂煤強度增加，夾矸越硬、越厚，頂煤就越難冒放。影響頂煤冒放性的因素很多，主要與煤層賦存條件、煤及頂板的力學性質、煤層節理發育狀況及夾矸層特性等因素有關。～45176。第四節　綜采放頂煤開采技術條件分析由于放頂煤主要是利用礦山壓力破煤，因此，頂煤冒放性的難易程度是放頂煤成功與否的關鍵，影響頂煤冒放性的因素主要有煤層賦存深度、煤體的強度、裂隙發育程度、煤層結構、夾矸層位置和厚度、煤層的厚度以及頂板條件等。采區地質與可采儲量表 表24煤層保有資源儲量（萬t）保有工業儲量（萬t）永久煤柱損失（萬t）設計資源儲量（萬t）開采損失（萬t）可采儲量（萬t）2325號煤層二、礦井工作制度礦井年工作日為330d，井下每天三班作業，兩班生產，一班準備，每天凈提升時間為16h。基巖上山移動角γ=70176。第二節 采區生產能力及服務年限一、采區資源儲量保有地質資源儲量二采區工業資源/儲量＝（331）＋（332）＋（333）＝＋＋＝。六、煤層頂底板條件煤層頂、底板巖性特征22號煤層：頂板為粉砂巖、細砂巖，為半堅硬巖層，灰色粉砂巖為直接頂板，膠結致密，性脆，細砂巖頂板膠結好。 煤塵爆炸試驗成果表 表22 煤層編號工業分析（%）爆炸試驗爆炸性結論備 注水分灰份揮發份火焰長度cm巖粉量%22＞4008085有爆炸性23253004007585有爆炸性26＞4008590有爆炸性三、煤的自燃傾向性井田內可采煤層均取樣進行了煤層自燃試驗，經過化驗測試，各煤層屬易自燃煤層。m。②各含水層之間水力聯系第四系透水層和火燒區透水層，通過孔隙、裂隙接受大氣降水、雪融水入滲補給各自的含水層，同時補給含煤系地層，最終水位趨于一致。地表第四紀松散砂礫覆蓋層缺乏補給源，依賴大氣降水入滲，屬透水不含水的巖層。根據鉆孔簡易水位觀測，～，大部分燒變巖都位于水位之上，即大部分火燒區根據當地侵蝕水準面分為透水層和含水層，富水性差異較大，其主要受控于大氣降水及地理位置，在地形切割較深處排泄。海拔高程780980米，相對高差200米，沖溝南北向，切割深度1～3米。磷：原煤干燥基磷（Pd）%～%之間，屬低磷煤。各煤層煤巖組成均以亮煤暗煤組成，絲炭少量，宏觀煤巖類型為亮型及半亮型煤。三、煤層與煤質（一）煤層全區可采煤層3層，自上而下分別編號為223226號煤層，各可采煤層主要特征見表121。第四系上更新全新統洪沖積物（Q34apl）地層厚度0～25m，平均厚度12m。根據地表出露及鉆孔揭露情況，將地層由老至新分述如下：三疊系中上統郝家溝組（T3h）地層厚度650～780m，平均厚度700m。壓風管路接至各救生艙、采煤工作面及掘進頭等所有礦井采區避災路線上，并采取保護措施，防止災變破壞。%/、6300kVA有載調壓變壓器，正常情況下兩臺主變壓器分列運行。斜風井裝備FBCDZ№24型對旋軸流式風機2臺，功率290KW。46′47″，擔負礦井回風任務。傾角24176。四、通風系統礦井采用中央并列式通風系統，副斜井進風，主斜井輔助進風，斜風井回風。根據負荷統計，選用2臺SZ116300/35，35177。礦井壓風自救系統本礦井設計在井下建設有完善的壓風自救系統。下伏地層只在局部地段出露。巖性為一套淺灰厚層狀粉砂巖為主，夾粗砂巖、細砂巖薄層，含煤3～4層，其中主要可采煤層為223226號煤層（前人稱A煤組），全區穩定發育，此段地層主要特征為上部22號煤層以上為一套河流相、濱湖相沉積，巖性較粗，主要為中、粗砂巖，以下為一套沼澤相沉積，較平穩的沉積環境，巖性細膩，泥質粉砂巖為主，底部以一厚層狀灰白色中、細砂巖與下伏三疊系分界，呈整合接觸。井田構造總體上屬簡單構造。2232。⑸有害元素煤層有害元素主要包括硫、磷、氟、砷、氯等元素，分述如下：硫：原煤干基全硫（St,d）%～%之間，屬特低硫低硫煤。區內有基巖出露，大部為烘烤火燒。鉆孔在揭穿火燒區時，裂隙較為發育，沖洗液大量消耗，巖性松散。由上可知，煤礦下侏羅系各碎屑巖類含水組富水性均較微弱。距調查，在原主井以北周圍已形成有采空塌陷坑，從地表所形成的沖溝分析，地表水匯入坑內，即大氣降水通過塌陷坑直接補給含煤系地層，這就造成原采空區已成為“貯水庫”。礦井水文地質類型根據前面所述，礦區位于同一水文地質單元的補給逕流區，只有第四系沖洪積砂礫石孔隙含水層、平移斷層帶和火燒區富水性較強，但是主要分布于沖溝等局部地段，形不成大面積的地下強逕流場，而其余各含水層的富水性均相對較弱，爆炸性試驗測試成果見表22。根據現礦井日常涌水量觀測， m3/h。據鉆孔統計，主采煤層頂、底板RQD值都較低，易破碎，22煤層頂、底分別為56%、52%，2325煤層頂分別為52%、26煤層底板64%，為巖體完整性中等頂、底板。根據附近礦區的經驗數據，巖層移動角參數選取如下：表土層移動角φ=45176。可采儲量詳見表24。根據原小煤礦已開采工作面實際生產經驗以及周邊類似礦井生產經驗，設計2303工作面采用綜采放頂煤回采工藝可行。四、地質構造影響分析井田呈一南傾的單斜構造，北部較陡20176。頂煤的冒放性是指煤層頂部煤體在支承壓力作用下冒落和放出的難易程度，亦即頂煤冒落特性和放出特性的總和。煤層結構煤層夾矸對頂煤的冒放性影響比較復雜，其影響程度與夾矸的硬度、厚度、層數及賦存位置有關。綜上所述，井田內2