2303首采工作面開采設計方案(三)-資料下載頁

　　

【正文】 產班推進一個循環（）；（2）。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。一、回采工藝回采工藝流程2303綜放工作面回采工藝流程為：采煤機割煤→移液壓支架支護頂板→采煤機返回清煤→推移前部刮板輸送機（拉后部刮板機）→采煤機割煤→移液壓支架支護頂板→采煤機返回清煤→推移前部刮板輸送機→放頂煤→拉后部刮板機為一個循環全過程。采煤機割煤設計2303綜放工作面采用端部斜切進刀單向割煤的方式，斜切進刀段長度25m。采煤機下行重刀割煤，滯后采煤機右滾筒3～5架的位置隨機移架直至下端頭。采煤機上行清理浮煤，滯后15m（10架支架）推移刮板輸送機。采煤機往返一次工作面推進一個截深。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。采煤機割煤至下端頭后，左滾筒下降，采煤機上行清理浮煤。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。 采煤機割煤質量要求：1)嚴格控制割煤高度，，最低采高設置的目的是使支架后部有足夠的過煤空間并保證支架的過人空間；2)控制機組牽引速度，防止壓溜、涌煤事故發生，保持割煤過程中的頂底平整；3)只能在放盡頂煤的條件下，才能進行采煤機割煤。采煤機割過后，必須及時移架，其作用除防止架前冒頂、片幫外，支架的卸壓前移和再支撐作用，將會造成頂煤的壓裂、壓碎，為后部放頂煤創造條件；4)為保證實現工作面“二刀一放”并完成日循環進刀數，當采放工序不平衡時，可通過及時調整采煤機的割煤速度或采取增加放煤口數等措施，實現采放平行作業；5)在采煤機割煤時，必須嚴格按照采煤機安全操作規程的要求進行操作。移架（1）移架工藝由于工作面前后輸送機采用機頭平行布置方式，因而在工作面上、下端頭各設3架過渡支架，而過渡支架不能做到及時支護，即采煤機割煤后，過渡架必須在前部輸送機機頭推移后才能移架，因而造成工作面的基本支架和過渡架不能順序前移，使得移架工序變得復雜，現將移架順序描述如下（采煤機端部斜切進刀單向割煤）：1）采煤機斜切進刀割透煤壁反向時，將1～3號過渡支架的護幫板挑起；采煤機反向完成割底煤進入正常割煤，滯后采煤機后滾筒3～5架，順序將基本架移一個步距，移架時應先收護幫板；直到工作面下端最后一架基本架。當采煤機后滾筒到達36架時，即將前部輸送機機尾推向煤壁（應保證3架同時推），為下一個割煤循環斜切進刀做準備。2）機尾推移后，將工作面上端過渡架（52～54架）移一個步距，移架的順序為：先移554架，后移52架；3）與此同時，當采煤機進入正常割煤時，前部輸送機已經全長自下而上（或自上而下）推向煤壁，待前部輸送機機頭推向煤壁后，順序將機頭處3架過渡支架（1～3支架）向前移一個步距，移架的順序為：先移3架，后移1架。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。即在采煤機正常割煤的情況下，滯后采煤機前滾筒1～2架先將支架的護幫板挑起，臨時支護頂板，等滯后采煤機后滾筒3～5時再進行移架。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)。（2）移架質量要求1)必須嚴格按移架安全操作規程進行移架，其移架的程序是：收縮支架后部尾梁→伸出支架后部插板→降支架立柱→以前輸送機為支點，→升起支架立柱，并在升柱手把位置保持幾秒鐘使支架達到額定的初撐力；2) 為保證拉架時不致將前部輸送機后拉，在移架時，應將鄰架的推移千斤頂手把打在推溜位置；3) 當煤壁片幫較深或頂板碎破時，應在采煤機前滾筒割煤后及時移架或挑起護幫板；4) 在移架時，必須使工作面支架保持成一條直線，其直線誤差在177。50mm以內。推前部輸送機（1）推前部輸送機工序推移前部輸送機分兩個階段進行：1）在采煤機從工作面另一端反向跑空刀清浮煤到達工作面斜切進刀段以前，前部輸送機尾必須推向煤壁。即在采煤機完成斜切進刀反向割底煤后進入正常割煤，其后滾筒到達36架時，即將前部輸送機機尾推向煤壁（應保證3架同時推）；2）在采煤機進行端部斜切進刀時，將前部輸送機按順序自36支架處斜切進刀段開始，包括機尾全部推向煤壁。（2）推前部輸送機質量要求1)，并與煤壁平行成一直線，其直線誤差應在177。30mm以內。2)為了減少輸送機在彎曲段的磨損，提高其壽命，在推輸送機時，必須保持采煤機之后的彎曲段長度不得小于15m。3)推輸送機必須單方向進行，嚴禁從兩頭向中間進行。4)為防止卡死輸送機，停機時嚴禁推溜，由于采用單向割煤，移機頭、機尾時不需停機作業。5)為了保證在推輸送機時操作順利，不致發生飄底，啃底現象，在推輸送機時，應同時使用3個千斤頂一起推。6)在完成推移輸送機后，必須及時清掃散落在電纜槽內、輸送機與液壓支架之間等處的浮煤，并把浮煤和矸石一起裝入輸送機內。（3）順槽運輸設備的移設轉載機的移設在后部輸送機前移后，由轉載機自移機構帶動前移。第四節　端頭支護《煤礦安全規程》規定：采煤工作面必須保持至少2個暢通的安全出口，一個通到回風巷道，另一個通到進風巷道。一、工作面端頭支護，、。根據工作面已訂購設備，工作面配套有ZFG4400/17/30型過渡支架，工作面上下端頭分別設過渡液壓支架3架。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。另外為加強端頭支護，工作面機頭支護還需沿轉載機機尾兩側，一梁四柱，嚴禁出現懸臂梁。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。50mm，隨工作面推進交替邁步前移，邁移步距1200177。100mm，單體支柱柱距大于600mm。如果端頭頂板破碎，π型梁上用半圓木背頂。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。，一梁四柱，嚴禁出現懸臂梁。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。50mm，隨工作面推進交替邁步前移，邁移步距1200177。100mm。靠近支架的一根棚梁距離支架邊沿不得大于500mm，生產過程中根據端頭頂板剩余寬度增設對棚數量，保證對棚間相鄰的兩根棚梁間距不大于800mm。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。二、上、下端頭超前支護距離根據《礦山壓力與巖層控制》一文闡述的觀點，煤柱在采空區至采煤體一側分布為破裂區、塑性區、彈性區和原始應力區，放頂煤與綜采工作面開采相比，在頂板以及煤層條件、力學性質相同的情況下，綜放開采的支承壓力分布范圍更大，峰值點前移。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。根據本礦區煤層開采條件以及其他類似礦井超前實際支護經驗，同時，考慮到初次來壓強度較大，相應支護距離要長，按照實際操作的經驗，設計工作面上、下端頭取超前支護距離為20m。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。超前支護方式為：，（）；超前支護長度不得小于20m。回采期間當軌道順槽巷道壓力較大時，可延長超前支護距離，必要時可采取加密支護，在每根鉸接梁下方架設兩根單體支柱，單體支柱均勻布置。工作面軌道順槽2303軌道順槽超前支護架設兩排走向聯鎖棚，沿工作面走向布置，一梁一柱。超前支護長度不小于20m。回采期間當軌道順槽巷道壓力較大時，可延長超前支護距離，必要時可采取加密支護，在每根鉸接梁下方架設兩根單體支柱，單體支柱均勻布置。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。第七章 主要生產系統第一節 運輸系統一、采煤工作面主運輸系統工作面運輸系統綜放工作面內鋪設有前刮板輸送機與后刮板輸送機，運輸順槽中鋪設有轉載機、破碎機及可伸縮膠帶輸送機。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。運輸系統主要設備（1）刮板輸送機：前、后刮板輸送機均選用SGZ630/2160型，運輸能力450t/h；（2）破碎機型號為PLM500，破碎能力500t/h；（3）轉載機型號為SZZ630/110型橋式轉載機，運輸能力600t/h；（4）順槽可伸縮膠帶輸送機礦井現有2303工作面膠帶順槽內安設有1部SSJ1000/2160型可伸縮膠帶輸送機，傾角0176。主要技術特征：運量：Q＝500t/h；帶寬：B＝800mm；帶速：V＝；機長：L＝1100m；電機功率：2160kW；經核算。二、采煤工作面輔助運輸系統工作面輔助運輸系統礦井現有的輔助運輸采用絞車配合礦車，可以滿足機電設備、貨物等運輸任務。（1）材料及設備運輸材料及設備入井采用在工業場地地面裝車，運輸路線：經副斜井→井底車場→23號煤采區軌道下山→2303軌道順槽→2303回采工作面。（2）矸石運輸本礦井井下巷道均沿煤層布置，23煤層為厚煤層，巷道完全位于煤層中，掘進出矸較少，可能出矸的地點為部分聯絡巷及車場等。矸石由采區掘進工作面裝車，經軌道運輸路線提出地面。主要輔助運輸設備材料、設備運輸均選用SQ80/75WY型無極繩絞車 、JSDB10雙速絞車配合平板車、礦車等。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。～20176。設計本礦井通風系統為中央并列式，通風方式為機械抽出式，主、副斜井進風，回風斜井回風。主斜井、副斜井、回風井均位于工業場地內。主斜井、副斜井兩個井筒兼進風，服務于全礦井；采用一個專用回風斜井回風，服務于整個礦井。回風斜井傾角25176。，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。通風機附近設有10kV變電所，電源引自地面副井變電所，以雙回路電纜供電，其中一回工作，一回備用。通風設施由風道、配電間、風機平臺等組成。風機自帶碟形風門。礦井總風量為40m3/s，其中：主斜井進風10m3/s，副斜井進風30 m3/s。 Pa。，通風難易程度均屬容易。風機型號：FBCDZ/№24，一臺工作，互為備用，通風機主軸轉速590r/min，風量范圍30～105m3/s，風壓范圍300～1700Pa。每臺通風機配套電動機功率290kW。當井下需要反風時，通過風機反轉返風。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》。風量分配礦井風量分配是按照用風地點所需風量進行分配，首先按照各回采工作面、掘進工作面、硐室等需風量對其進行風量分配，然后從礦井總風量中減去各回采面、掘進面、硐室用風量，余下的風量按一定比例分配到其它用風地點，用于維護巷道和保證行人安全，滿足礦井生產需要。二、工作面通風系統通風方式設計2303回采工作面利用礦井主通風機采用全負壓通風，由軌道順槽進風，膠帶順槽回風，工作面通風系統為U型。2303工作面設有獨立的進、回風系統，工作面回采完畢后，采空區必須及時封閉。通風系統線路新鮮風流線路為：新鮮風由副斜井→二采區軌道下山→2303軌道順槽→2303工作面。乏風風流線路為：乏風由2303膠帶順槽→二采區回風下山→回風斜井→風硐排出地面。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。①按瓦斯涌出量計算Q采=100qK采通式中：Q采—采煤面實際需風量，m3／min；q—采煤工作面絕對瓦斯涌出量和絕對二氧化碳涌出量，m3／min；根據礦井瓦斯鑒定結果，：絕對瓦斯涌出量q=（900000/330）/（2460）=K采通—工作面因瓦斯涌出量不均勻的備用風量系數。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。Q基本=6070%=K采高—回采工作面采高調整系數，； K采面長—回采工作面長度調整系數，；K溫—回采工作面溫度與對應風速調整系數，根據井下工作面溫度在23～26℃之間。Q采==③按工作面溫度選擇適宜的風速進行計算Q采 =60V采S采 式中：Q采—采煤工作面需要風量，m3/min；V采—采煤工作面風速，根據井下工作面溫度在23～26℃之間，；S采—采煤工作面的平均斷面積， 。Q采 =60=792m3/min=④按采煤工作面人數計算Q采=4N式中：Q采—采煤工作面需要風量，m3/min；N—采煤面同時工作的最多人數，52人。Q采=450=208m3／min=⑤按風速進行驗算60S采≤Q采≤604S采式中：Q采—采煤工作面需要風量，m3/min；S采一采煤面平均斷面積。60≤Q采≤604132m3/min≤Q采≤2112m3/min≤Q采≤根據上述計算取最大值，采煤工作面需風量為18m3/s。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。礦井備用電源引自35kV達達木圖變電站，線