回采工作面通风系统设计2011
回采工作面调风方案安全技术措施怎么写 (精华1篇)
回采工作面调风方案安全技术措施怎么写(精华1篇)回采工作面调风方案安全技术措施怎么写1一、工程概况1501切眼掘进工作面将与1501回风巷贯通,通风系统调整为1501运输巷进风→1501切眼→1501回风巷→1501回风斜巷→一采区回风巷→风井。
(附图)二、措施为了保证调整工作的顺利进行,成立工作小组,组长由总工程师担任,副组长由机电工程师、机电矿长、安全矿长、生产矿长担任,通防科、机电科、调度室相关人员及通风队人员为小组成员。
组长:祝俊江(总工程师)副组长:叶斌( 机电工程师)、王希峰(机电矿长)、陈作(安全矿长)、郭电海(生产矿长)小组成员:通防科、机电科、调度室相关人员及通风队人员三、工作安排1、系统调整前准备工作1)、系统调整前作好调整系统所需的仪器仪表检查工作,如风表等,提前完善工作面各地点通风设施,检查通风设施的完好性等。
通风科测风人员对主斜井和主斜井、副硐、一采区轨道下山、1501运输巷和回风巷、1502运输巷和回风巷、总回风巷等地用风进行一次测风。
2)、贯通前在1501运输巷回风斜巷处准备搭建临时板墙所需材料,包括木柱,风筒布、钉子、木条等。
3、由当班瓦斯员负责检查切眼、运输巷、回风巷的瓦斯浓度,低于1%时,方可实施贯通作业。
4、贯通后,由瓦斯员协助当班掘进班长撤出运输巷、回风巷所有工作人员,并于运输巷、回风巷巷道口设置栅栏,悬挂警示牌板,禁止与调整风流无关人员入内。
5、贯通后,停止运输巷、回风巷局扇运转。
6、在1501运输巷与1501运输巷回风斜巷之间搭建临时板墙。
要求该1501回风巷内有进风100m3/min左右,防止1501回风斜巷至一采区回风上山之间形成无风段(该巷道将作1801运输巷回风绕道,绕道形成后再进行密闭施工和撤出1501运输巷的防突风门)。
2、系统调整工作安排1)、1501切眼完全贯通前在1501运输巷与回风斜巷交汇处设置好临时板墙,好回风斜巷板墙处通风风量。
综采工作面通风设计
综采工作面通风设计一、工作面概况(1)****回采工作面相应地表南段位于老猫顶西侧山坡,北段位于茶叶沟上端。
地表地势南高北低,高程971~1132米,盖山厚441~492米。
地表大部分为原岩裸露,零星分布着黄土覆盖层。
地表无建筑物,北部有林地。
(2)井下:****回采工作面位于2118工作面采空区西侧40米,南邻矿界,西部为未采区,北与12#煤的采区轨道巷相接。
工作面与下部15#煤层8122工作面采空区水平投影位置相距65米。
工程自北向南推进,南北延伸长980米。
二、通风方式及方法****工作面采用“U+L”全负压通风。
即:运输顺槽作为进风巷,回风顺槽作为回风巷,尾巷作为专用排瓦斯巷。
在回风顺槽和尾巷每隔30米布置一个联络巷,平时封闭,当工作面推进到联络巷附近时,把密闭拆开,调节回风、尾巷的风量,解决上隅角瓦斯。
另外****尾巷利用采外配风,选用2×22KW对旋局扇通风,风机位置在****尾巷进风联巷调节窗外,风筒直径800 mm,风筒出口距尾巷掌头必须小于5米。
三、配风量计算1、按工作面瓦斯涌出量计算(考虑抽放因素)2008年瓦斯等级鉴定12#煤瓦斯相对涌出量在43.04m3/t,回采时按日产量2000t计算,瓦斯绝对涌出量为59.78 m3/min,根据以往工作面回采经验,工作面抽放率在80%以上,因此****工作面风排瓦斯绝对涌出量为11.95m3/min。
Q采回=q回ch4/1.0%×K回ch4=4.5/1.0%×1.6=720m3/minQ采尾= q尾ch4/2.5%×K尾ch4=7.45/2.5%×1.6=480m3/minQ采=Q采回+Q采尾=1200m3/min(含采外配风300 m3/min)通过工作面的风量为:1200-300=900 m3/min。
其中: Q采——采煤工作面所需风量m3/min;q回ch4、q尾ch4——采煤工作面回风、尾巷瓦斯绝对涌出量m3/min;(取2008年瓦斯等级鉴定值计算得);K回ch4、K尾ch4——瓦斯涌出不均衡系数,取1.6;2、按工作面温度与风速计算Q采=60V采S采=60×2×6.06=727m3/min其中:Q采——采煤工作面所需风量m3/min;V采——工作面良好气候条件下的风速m/s;S采——工作面断面 6.06m2。
采区设计(矿井通风系统)课程设计任务书(doc 6页)
采区设计(矿井通风系统)课程设计任务书1、设计依据给定矿井开拓系统和某一采区区域范围及煤层地板等高线图,矿井概况及生产情况,以及采区生产能力(产量)、瓦斯涌出量等条件,进行采区巷道布置及采区通风系统设计。
设计题目及资料来源由具体指导老师确定。
2、设计内容1)采区设计:采区巷道布置(采区上下山、主要进回风、运输巷道),回采巷道布置,回采工作面布置,明确巷道之间的联接关系;简单进行采煤方法、回采工艺设计;2)采区(或矿井)通风系统设计:采区通风系统确定(要有相应的通风构筑物)、用风地点风量计算与分配(采用由内向外四算一校核的方法),计算采区巷道通风阻力。
进行简单的矿井通风系统设计(通风机选型和工况点分析)。
3)安全工程设计【推荐选作】:瓦斯抽采设计、防灭火灌浆设计、注氮气设计、阻化剂设计等。
3、设计要求完成采区通风系统设计说明书一份,采区巷道布置图,矿井(采区)通风系统图、网络图。
(说明书和图纸格式按照学校毕业设计要求的格式完成)4、提交材料采区设计及通风系统设计说明书,采区巷道布置图,矿井(采区)通风系统图、通风网络图。
(包括草稿、电子文档)5、指导要求设计主要分为两个内容:采区巷道布置和矿井(采区)通风设计。
本着今后实施“课程设计进行简单矿井通风设计,毕业设计进行有针对性的老矿井改造通风设计和侧重安全系统设计,加强学生能力培养”的教学计划改革探索,也为适应当前煤矿集约化开采体系的需求,使学生尽早熟悉矿井通风设计的方法,及时消化《矿井通风与空气调节》课中的矿井通风设计内容,本次设计可根据学生情况可适当要求进行简单的矿井通风系统设计(通风机选型和工况点分析);在制定设计题目时,原始CAD图纸给出水平大巷、井底车场及主要硐室等矿井开拓布置条件,灵活指定采区不同条件(尺寸不同、位置不同、煤层厚度不同或生产能力不同等),让学生分别选取,做到学生每人不重复。
6、课程设计的时间安排安全科学与工程学院安全工程08级课程设计进程安排计划(共5周)。
综采工作面通风设计
8337回采工作面通风设计总工程师:通风区长:审核:编制:二O一二年二月二十七日8337回采工作面通风设计一、概况:8337回采工作面位于8#层303盘区,进风顺槽分别为2337巷,回风顺槽为5337巷,两巷均长为730米,倾向长度为73米,工作面由北向南推进采煤。
二、通风系统风量计算机采工作面风量计算:(一)、风量计算1、按CH4(CO2)涌出量计算:(1)Q采= 100 ×q采×k CH4 =100×0.43×1.6=68.8m3/min。
(2)Q采=67×q采×k CO2 =100×0.56×1.6=89.6m3/min。
Q采——采煤工作面的实际需风量, m3/min。
q采——工作面回风巷风流中瓦斯(或二氧化碳)的平均绝对涌出量,m3/min。
k——工作面瓦斯涌出不均衡通风系数,取1.6。
炮采工作面风量计算:2、按气温、风速等劳动气象参数计算Q采 = 60×V采×S采= 60×1×(5.6+7.2)×1.3/2=499(m3/min)式中:V采采煤工作风速,m/s;S采采煤工作面平均断面积,m2。
3、按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量:Q = 4×N×K=4×30=120(m3/min)式中: 4—每人每分钟供风标准N—工作面同时工作的最多人数,取30人4、按炸药量计算:Q采=25A=25×10=250m3/min Q掘>25A式中:A——回采工作面进行爆破的最大炸药量,取10kg;5、按风速验算(1)按最低风速验算,工作面的最小风量(2)按最高风速验算,工作面的最大风量60×0.25S<Q采<60×4S式中:S—工作面平均断面积m2得:136.5<Q采<2184根据以上计算, Q最大 =499m3/min故满足要求,在实际过程中配风550m3/min。
回采工作面通风系统优化方案分析
瓦斯 时煤 矿 五 大灾 害之 首 , 瓦 斯 灾 害事 故 是煤 矿 企 业 中 危 害最 大, 死 亡 比例 最 高 的重 大事 故 。回采工 作 面 上 隅角 往往 因顶 板坚 硬 、 机 尾支 架 前 移后 顶 板 不 能及 时 冒 落 , 导致 机 尾 处 经 常 留有 较 大 面积 的悬顶 , 造 成空 间 瓦斯 积 聚 , 当悬 顶 冒落 或 老塘 冒落 时 , 积 聚 区 瓦斯 被 吹 出就 会 造成 上 隅 角 的 瓦斯 超 限 ,严 重 威 胁工 作 面 的 安 全生 产 。 回采 工作 面 上 隅角 瓦 斯 治理 是 一 个持 久 的课题 , 煤 矿通 风 工 作 者均 有 研究 。 1矿 井基 本 情 况 据2 0 1 2年矿 井 瓦 斯 等级 鉴 定 ,王 台铺 煤 矿综 采 工 作 面 瓦斯 绝 对 涌 出量 为 3 . 2 4 m3 / m i n , 矿 井生产能力为 2 1 0万 吨 / 年, 综 采 工 作 面 年生产能力为 1 2 0万吨, X V号煤层为 中厚煤层 , 矿井采用 中央并列 式 抽放 式 通 风方 式 。 经过 5 0多年 煤 炭 开采 , 前 辈通 风 工 作人 员 在 开 展 日常矿 井 通风 工 作 和 瓦斯 防 治 工作 中 , 总结 出 了能有 效 防 治 回采 工 作 面上 隅 角 瓦斯 的 通 风系 统 一 “ 两进一回” 通风系统。 但 山西 省新 通 三 防 ”安 全质 量 标 准化 标 准 规 定 : “ 回采 工作 面采 空 区 禁止 通 风” , 原有“ 两进一回” 通 风 系统 不 再适 用 于 综 采工 作 面 。 因此 , 需 要 探 索 出一 套 既 能符 合 新标 准 , 又 能 有 效 治理 回采 工 作 面上 隅 角 瓦斯 的通 风 系统 。 2原 有 通风 系 统 简介 原有“ 两进一回” 通 风 系 统 布局 现 状 : 主要 进 风 风流 由主 进风 顺 槽到工作面后 , 经 回风 横 1 1 I 至 回 风顺 槽 ; 辅 助 进风 经 上 隅角 直 接 回 至 回风 顺 槽 , 可 以有 效 地 治理 上 隅 角 的 瓦斯 。前 辈 通风 工 作 者经 过 多年地探索 , 形 成 了 回采 工 作 面通 风 系统 固定 模 式 : 采 煤 队组 在 工 作 面 即将 推 过 的 辅助 回风 巷 设置 木 垛 , 木垛间距为 l m, 木 垛 距煤 帮 的保 持 一 定 距 离 , 当工 作 面 推 过 后 , 其 回风 通 道 不 受顶 板 冒落 缩 小 通 风断 面 ; 形 成 通 风 横J l 』 间距 固定 为 8 0 m, 保 障有 效 回风通 道 ; 定 时 调 节 主要 进 风 和辅 助 进风 的风量 之 比。 3 改造 方 案 王 台铺 煤矿 通 风 工作 人 员 为 了寻 求 既 能有 效 治 理 上 隅 角瓦 斯 , 又 符合 新 质 量标 准 化 标 准 的 回采 工作 面 通 风方 案 , 王 台铺 煤 矿通 风 工 作人 员 经 过 多方 面 的 调研 , 并 在 本 矿 井进 行 试 验 , 结 合试 验结 果 , 本 人提 出 了三种 回采 工作 面上 隅角 瓦 斯治 理 方案 : 方案一 : 采用“ u ” 型通 风 系统 , 并 布 置 配套 的上 隅角 高 位 抽放 系 统, 且 实施 班 班 强 制 放顶 措 施 。早 在 2 0 1 1 年本 矿 井 并 已在 X V 2 3 1 2 回采 工作 面试 验 了“ u ” 型通 风 系 统 治 理 上 隅 角 瓦 斯 的通 风 方 案 , 但 单 纯 的 采用 “ u ” 型 通 风 系统 无 法 有 效 地 治 理 上 隅 角 瓦斯 , 试 验期 间 上隅角瓦斯保持与 0 . 7 5 %一 1 . 2 %之间 , 当老塘顶板局部垮落 时, 将采 空 区 积 存 的 瓦斯 吹 出 , 导致上隅角瓦斯一度高达 2 . 2 %, 因此 , 单 纯 地“ u ” 型 通风 系 统无 法 有 效地 治 理 上 隅角 瓦斯 。 根 据 调 研 结 果 ,部分 矿井 采 用 高 位 抽 放 ,在 工 作 面 回风 巷 每 8 0 m施工一钻场硐室 , 对 工 作 面 上 隅 角 施 工 抽放 钻孔 ; 同时 工 作 面 采 用 全 部垮 落法 管 理 顶 板 : 为 保证 两 端 头 落 山垮 落 充 分 , 采 取 回取 两巷顶板锚 杆托盘 、 钢带措施 ; 老 山顶 板 垮 落 仍 不 充 分 ( >2  ̄  ̄ 5 m 2 ) 时, 工 作 面 的顶 板实 施 强 制爆 破 放顶 措 施 , 以确保 落 山充 分 垮 落 。 方案二 : 仍 然采用“ 两进一回” 通风系统 , 根据新标准规定 , 在原 有 木垛 体 上 钉上 板 , 并 实 施 喷浆 处 理 , 使 回风 通 道 与 采 空 区有 效 隔 开, 从 而避 免 采 空 区通 风 。 方案三 : 改进“ U + L ” 型 通 风 系统 , 回风通 道 改进 为负 压风 筒 。在 X V 2 3 1 2回采 工 作 面试 验 了“ u ” 型 通风 系 统后 , 王 台铺煤 矿 通 风工 作 者 组织 了试 验 了 “ U + L ” 型 通风 系 统 , 即在 采 过 的 回风 横 川设 置调 节 风窗, 以控制采空区的回风量 , 试验结果证 明, 工作面按照回采作业 规程 计 算 配 风 , 只要 采 空 区保 持 回风 ( 9 0 1 2 0 m 3 / m i n ) , 上 隅角 便不 回 出 现瓦 斯 积 聚现 象 。 由于 本 方案 不 能 消 除 采空 区通 风 隐 患 , 需 要 对 本方 案 进 行 改进 。 鉴 于 采 空 区 回风 量 控 制在 9 0 ~ 1 2 0 m 3 / m i n即 能 有效 治 理 上 隅 角 瓦斯 , 因此 , 将2 根直径为 l O O m m 的伸 缩 性硬 质 胶 管 一 端 固定 在 最
煤矿通风设计和供风标准
煤矿2011年度矿井通风设计和供风标准富源县补木戛煤矿一号井通风科2011年8月矿长(签字):总工(签字):编制人(签字):卜大勇编制日期: 2011 年 8 月 20日上级审批意见:第一章矿井基本情况第一节矿井开采情况矿井采用斜井开拓,现布臵有4个井筒,分别为主斜井、副井、2号风井、3号风井。
主斜井担负进风、运输、行人,副井担负回风、避灾;2号风井主要为进风,3号风井主要用于回风。
矿井现有一水平,+1727m水平为生产水平,布臵有一个生产采区,布臵有5掘进工作面(三水平运输巷、210912进风巷、210912回风巷掘进工作面),采用风镐掘进,三水平运输巷锚喷支护、21912进风巷、210912回风巷、13煤四平巷、13煤五平巷使用木支护。
第二节矿井通风概况矿井采用混合式通风,机械全风压抽出式通风方法,。
主斜井、2号风井进风井,副井、3号风井为进风井。
掘进工作面、水泵硐室采用独立通风。
矿井现装备4台轴流式抽风机,2台工作,2 台备用,副井型号为FBC NO10型,功率为22KW;风量范围:575~950 m3/min,风压范围:350~1500pa;3号风井型号为FBC NO16功率75KWX2;风量范围1698~3768 m3/min,风压范围为702~2650 pa;矿井总进风3168 m3/min,总回风3351 m3/min。
采煤面采用全负压通风,掘进采用压入式;第三节瓦斯、煤尘、自燃发火倾向2010年瓦斯鉴定结果为高瓦斯矿井,相对涌出量为46.72立方米/吨,绝对瓦斯涌出量12.94立方米/分;煤层自燃发火倾向性为一类,即容易自燃;煤尘无爆炸性.第二章矿井风量计算(一).采面工作面风量计算∑Q采=∑Q采i+∑Q备i = m3/min式中Q采i采煤工作实际需风量,单位m3/min式中Q备i备用采煤工作实际需风量,单位m3/min (1).按最多人数计算:Q=4NK=4×17×1.35=91.8 m3/minN-工作面最多人数17人K-风量备用系数,取1.35(2).按工作面温度计算Q=60VSK=60 ×0.8×7.2×1=345.6 m3/minV-采面适宜风速,查表取0.8S-采面平均断面积=7.2 m3K-工作面长度风量调整系数,查表取1.0(3) .按炸药使用量计算Q=25A回采煤工艺中不采用爆破落煤。
11C11回采工作面作业规程(伪斜)1
桐梓县铭安煤矿回采工作面作业规程编号:2011采03号工作面名称:11C11回采工作面编制人:朱允来施工负责人:总工程师:主管矿(井)长:批准日期:年月日执行日期:年月日目录目录 (2)会审意见 (4)第一章概况 (6)第一节工作面位置及井上下关系 (6)第二节煤层 (7)第三节煤层顶底板 (8)第四节地质构造 (9)第五节水文地质 (11)第六节影响回采的其他因素 (12)第七节储量及服务年限 (13)第二章采煤方法 (14)第一节巷道布置 (14)第二节采煤工艺 (15)第三节设备配置 (19)第三章顶板控制 (20)第一节支护设计 (20)第二节工作面顶板控制 (22)一、正常工作时期顶板支护方式 (22)二、回柱放顶方法及回柱工艺 (23)第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制 (23)一、工作面端头支护和平巷超前支护 (23)二、运输巷、回风巷支架的回撤 (24)三、备用支护材料数量及存放地点 (24)第四节矿压观测 (25)第四章生产系统 (27)第一节运输 (27)一、运输设备及运输方式 (27)二、运煤路线 (27)第二节“一通三防”与安全监控 (28)一、通风设施设置 (28)二、工作面实际需要风量的计算 (28)三、瓦斯防治 (29)四、综合防尘系统 (30)五、防治煤层自燃发火技术措施 (31)第三节排水 (31)第四节供电 (32)一、供电简述 (32)二、机电设备的安装与验收 (32)第五节通信照明 (32)第五章劳动组织和主要技术经济指标 (32)第一节劳动组织 (32)第二节作业循环 (33)第三节主要技术经济指标 (34)第六章煤质管理 (35)第七章安全技术措施 (35)第一节一般规定 (35)第二节顶板 (36)一.工作面顶板支护安全技术措施 (36)二.防止片帮、冒顶安全技术措施 (36)三.支护材料的质量要求和措施 (37)四.回柱放顶安全技术措施 (38)五.运输巷、回风巷回收支柱的安全技术措施 (38)六.初次放顶的安全技术措施 (39)七.过断层时安全技术措施 (39)八.收尾放顶的安全技术措施 (39)九、特殊支架及要求 (39)十、上下安全出口支护及超前支护要求 (40)十一、初次来压和周期来压加强支护措施 (40)十二、支护用品有关管理要求 (40)十三、回柱放顶及支回关系 (41)第三节防治水 (41)第四节爆破 (42)一、放炮员的职责和相互监督的措施 (42)二、爆破安全技术措施 (43)第五节“一通三防”与安全监控 (44)一、通风安全技术措施 (44)二、综合防尘措施 (44)三、综合防灭火措施 (45)四、预防瓦斯和安全监测措施 (45)第六节运输 (46)一、机车运输安全措施 (46)二、辅助运输安全措施 (46)第七节机电 (46)一、机电设备安全技术措施 (46)二、风煤钻管理安全技术措施 (47)三、乳化液泵安全措施 (47)四、电气设备防爆措施 (47)第八节其他 (48)一、文明生产要求 (48)二、工作面结束后安全技术措施 (48)第八章灾害应急措施及避灾路线 (49)一、工作面大面积来压或冒顶预防措施 (49)二、火灾事故预防措施 (49)三、水灾预防措施 (49)会审意见姓名职务意见签名矿长月日朱允来总工月日何耀学生产矿长月日贺永东机电负责人月日安全矿长月日贺永东调度主任月日会审意见月日一、存在主要问题二、处理意见第一章概况第一节工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系见表1。
回采工作面偏Y型通风系统巷道布置的改进
上 隅 角通 风 问题 是 比较有 利 的。通 过 对偏 Y型通 风 系统巷 道 布 置 的 改进 ,在 不增 加 回 采 工作 面 顺槽 数量 的条件 下 ,增 大 了回采工作 面的通风 能 力 ,进 一 步 改善 了回 采 工作 面 上 隅 角通 风状 况 , 为 回采 工作 面增产创 造 了有利 的条件 。
进 可靠 ,不但 要 求 单 机 设 备 要 先 进 、可 靠 ,各设 备 之 间的 合 理 匹配 也 非 常 重 要 。针 对梅 花 井
徐天 彬 ,
(.西 安 科 技 大 学 能源 学 院 ,陕 西 西 安 1 705 ; 10 4
2 .神华 宁夏煤业集 团 梅花井煤矿 ,宁夏 灵武
70 1 ) 54 1
摘
要 :综 采工 作 面 落煤 、装 煤 、运煤 、 支护 等 生 产过 程是 一 个 系统 工程 ,整 个 系统 的 先
21 0 0年 第 4期
煤
炭
工
程
回采工 作 面偏 Y 型 通风 系统 巷 道 布 置 的改 进
张兆 庚
( 中煤 国际工程设计研究 总院 ( 北京华宇工程有 限公 司) ,北京 1 10  ̄ 2)
摘
要 :高 瓦斯 矿 井回采 工作 面通 风 管理 的 重 点 区域是 上 隅 角,而 偏 Y 型通 风 系统 对 解 决
收 稿 日期 :2 0 1 —2 09— 1 3
作者简介 :张兆庚 (9 0一) 16 ,男 ,辽宁黑 山人 ,教授级高级工程师 ,18 94年毕业于阜新矿业学 院 ,现主要从 事煤矿设
计工作。
煤
炭
工
程
2 1 第 4期 00年
特 大 型 矿 井 超 长 综 采 面 设 备 选 型 从 该 矿 区多 年生 产 实践 看 ,
关于采用110工法采煤工作面通风系统设计的规定
关于采用110工法采煤工作面通风系统设计的相关规定
随着110工法采煤工艺在公司各矿井推广应用,为规范工作面的通风系统,避免发生末采工作面与接替工作面出现串联通风的重大隐患,需对采用110工法采煤工作面的通风系统设计进行规范,特作如下规定:
一、沿空留巷巷道不作为接替工作面的皮带运输系统情况下:
1、110工法采煤工作面在设计时,需提前在接替工作面外段设置一条回风绕道,回风绕道开口位置布置在110工法采煤工作面运输顺槽距停采线约30米范围内(实际开口位置可根据现场情况作调整)并与采区回风大巷贯通,用于解决末采工作面末采与接替工作面试生产期间的通风系统,确保两工作面在接替期间形成各自的独立通风系统,110工法正常生产时期,该巷道封闭管理。
2、采用110工法采煤工作面在正常回采期间,工作面的通风系统可以采用“两进一回”通风系统二、通风系统四或“一进二回”通风系统三。
3、采用110工法采煤工作面在与下一个工作面接替期间(末采工作面末采与接替工作面试生产期),工作面需各自形成独立的通风系统,末工作面通风系统为沿空留巷前段进风,回风顺槽回风;接替工作面通风系统为接替工作面运输顺槽进风,沿空留巷巷道、回风绕道回风(如通风系统一)。
通风系统调整:
(1)末采工作面运输顺槽与沿空留巷巷道之间建筑二道永久风门(或密闭墙)。
(2)拆除回风绕道密闭。
形成独立的通风系统。
二、沿空留巷巷道作为接替工作面的皮带运输系统情况下:可采用一进二回的通风系统(通风方式三),形成各自工作面独立回风系统。
附:通风方式一、通风方式二、通风方式三、通风方式四。
矿井通风与安全课程设计
中国矿业大学采矿091班矿井通风与安全课程设计中国矿业大学2011-6-30采矿091班:谷金成目录第一章设计依据 (1)第二章矿井及采区通风系统 (2)第三章矿井风量计算与分配 (3)第四章、矿井通风阻力计算 (8)第五章矿井通风设备选型 (12)采矿091班第一章设计依据一、矿井概况矿井位于平原地区,井田长7200米,双翼开采,每翼长3600米。
设计年产量60万吨,矿井第一水平服务年限为23年。
矿井采用竖井主要石门开拓,在煤层底板开围岩平巷,其开拓系统如图1,已拟定采用两翼对角式通风,在NO7,NO8两区中央上部边界开回风井,其采区划分见图2。
采区巷道布置见图3,每个采区共有上层工作面2个,下层工作面2个,工作日产量均为500吨,全矿同时有4个工作面生产即能满足要求。
备用工作面2个。
井下同时工作的最多人数为380人。
该矿为单一煤层,煤层厚4m,倾角25°,低瓦斯矿井,相对瓦斯涌出量为3.06m3 /t,煤尘有爆炸危险性。
二、巷道尺寸及支护情况第二章矿井及采区通风系统一、矿井通风方式:对角式。
二、矿井通风方法:抽出式。
第一节采区通风系统一、采区进回风上山的选择上(下)山至少要有两条;对生产能力大的采区可有3条或4条上山。
1、轨道上山进风,运输机上山回风2、运输机上山进风、轨道上山回风比较:轨道上山进风,新鲜风流不受煤炭释放的瓦斯、煤尘污染及放热影响,输送机上山进风,运输过程中所释放的瓦斯,可使进风流的瓦斯和煤尘浓度增大,影响工作面的安全卫生条件。
综上所述,采用运输机上山进风、轨道上山回风二、采煤工作面进、回风巷的布置采煤工作面采用U型通风,用运输巷进风,回风巷回风,这样布置有利于在回风巷中布置轨道,在运输巷中铺设动力电缆,这样布置符合《煤矿安全规程》中的回风巷中不能布置动力电缆的规定。
二、采煤工作面上行风与下行风上行风与下行风是指进风流方向与采煤工作面的关系而言。
当采煤工作面进风巷道水平低于回风巷时,采煤工作面的风流沿倾斜向上流动,称上行通风,否则是下行通风。
回采工作面均压通风安全技术及应急对策
回采工作面均压通风安全技术及应急对策摘要:生产矿井的综放工作面在回采过程中,随着采空区顶板垮落,本煤层采空区及上覆采空区内CO等有害气体大量溢出,造成工作面、回风隅角氧气浓度低,有害气体超限,造成人员缺氧、中毒。
回采工作面采用均压通风安全技术,可以对常规通风方式中所面临的问题进行有效地解决,给工人们提供一个安全、稳定的工作环境,进而确保了回采期间的安全性。
在综放工作面采用均压安全通风技术措施,既可确保综放作业的平稳进行,又可确保综放作业的安全性。
在这种情况下,文章就回采工作面均压通风技术以及均压期间的应急处置对策进行了简单分析和探讨。
引言:为了提升回采工作面均压通风技术应用的效果,既要注意加强均压通风适用性,又要注意加强均压通风的实用性,使均压通风能够最大限度地发挥它的优点和作用。
这就要求煤矿企业要主动掌握我国目前煤炭生产领域的发展状况和行业的总体形势,在确定行业的有关规范和具体发展需求的前提下,要主动地进行通风技术的研究和推广,并且要进行设备的改进和更新,使用现代化的设备,从而确保矿井通风工作的顺利进行。
1回采工作面均压通风安全技术概述1.1均压通风应用意义目前,我国煤炭企业在进行矿山开采时,采用的主要是机械抽出式,回采面经常采用 U型通风,胶带巷进风,回风巷回风,后推式的次序进行。
然而,在回采实践中,在负压通风条件下,采空区的空气泄漏量大,造成了上隅角有害气体升高,同时,随着采空区顶板垮落,采空区有害气体的涌出也会造成氧浓度的下降,这不但会威胁到工人的安全,也会妨碍矿井的正常生产,严重时还会引发安全事故,所以,在回采中,必须采取有效措施,使采空区与工作面之间的气压保持恒定,防止回采中有害气体泄漏。
1.2均压通风技术系统启用条件均压通风是通过对风量、风压和风流方向的控制,平衡调节回采空间和采空区的风压,减少采空区的漏风,改善工作面两巷的瓦斯及有害气体,从而达到有效预防和治理瓦斯目的。
在矿井通风中,如果采用的通风方法不合理,极易造成采空区与采面上的风压不平衡,造成瓦斯自采空区溢流,造成瓦斯超限,严重影响矿井的开采。
回采工作面均压通风技术研究
回采工作面均压通风技术研究摘要:开区均压和闭区均压是煤矿井下实施均压技术的两种类型。
开区均压一般建立在生产工作面,通过实施通风调节减少采场漏风,抑制煤的自燃,防止一氧化碳等有毒有害气体涌入工作面。
对已封闭区域进行均压就是所谓的闭区均压,它有效防治了封闭区域的煤自燃,并联风路与调节风门联合均压及连通管均压等是常用的闭区均压技术措施。
开区均压系统有多种形式,其基本原理是在工作面进、回风巷内安设局扇、风门、调节风门等装置,提高工作面空气的绝对压力,以减少或平衡采煤工作面与采空区之间的风压差。
关键词:均压通风、开采区域、封闭区域一、均压通风原理开区均压和闭区均压是煤矿井下实施均压技术的两种类型。
开区均压一般建立在生产工作面,通过实施通风调节减少采场漏风,抑制煤的自燃,防止一氧化碳等有毒有害气体涌入工作面。
对已封闭区域进行均压就是所谓的闭区均压,它有效防治了封闭区域的煤自燃,并联风路与调节风门联合均压及连通管均压等是常用的闭区均压技术措施。
开区均压系统有多种形式,其基本原理是在工作面进、回风巷内安设局扇、风门、调节风门等装置,提高工作面空气的绝对压力,以减少或平衡采煤工作面与采空区之间的风压差;或使工作面的风压略高于采空区内风压。
二、开区均压开区均压系统有多种形式,其基本原理是在工作面进、回风巷内安设局扇、风门、调节风门等装置,提高工作面空气的绝对压力,以减少或平衡采煤工作面与采空区之间的风压差;或使工作面的风压略高于采空区内风压。
开区均压系统包括调节风窗均压、局部通风机均压、调节风窗与局部通风机联合均压三种。
(1)调节风窗调压原理调节风窗调压通常适用于采场内部形成的并联漏风网络。
通过在工作面回风巷安设调节风窗增大其风路风流压力,从而减小采场漏风压差阻断有毒有害气体涌入工作面。
安设调节风窗后改变了本分支和相邻分支的压力分布,使工作面巷道风流风阻增加风量减少。
其本质是通过改变需调压风路的压力分布达到增阻减风的目的,因而调压风窗改造采场通风系统达到防灭火效果是以本风路风量可以减少为前提而应用的。
110101回采工作面设计
目录第一章概况 ......................................... - 10 -一、工作面位置及井上下关系......................... - 10 -二、煤层 ........................................ - 10 -三、煤层顶底板 ..................................... - 11 -四、地质构造 ....................................... - 11 -五、水文地质 ....................................... - 11 -六、影响回采的其他因素.............................. - 12 -七、储量及服务年限.................................. - 12 - 第二章采煤方法 ..................................... - 13 -一、巷道布置 ....................................... - 13 -二、采煤工艺 ....................................... - 14 -三、工作面正规循环生产能力: ......................... - 18 -四、提高回采率的措施:.............................. - 19 -五、提高煤质措施:.................................. - 19 -六、采高控制措施:.................................. - 20 -七、其它注意事项:.................................. - 20 - 第三章顶板控制 ...................................... - 20 -一、支架选型 ....................................... - 20 -二、乳化液泵站 ..................................... - 23 -三、正常时期的顶板支护形式:........................ - 24 -四、工作面特殊时期的顶板控制:...................... - 24 -五、初次放顶 ....................................... - 25 -六、正常放顶 ....................................... - 25 -七、运输顺槽、回风顺槽超前支护:.................... - 25 -八、工作面端头支护.................................. - 27 -九、工作面支护质量及顶板动态监测:.................. - 28 -十、现场管理措施:.................................. - 28 - 第四章“一通三防”与安全监控......................... - 29 -一、通风设施: .......................... 错误!未定义书签。
通风能力核定说明书
第一章概述第一节核定工作的简要过程根据中华人民共和国安全生产行业标准AQ1056-2008《煤矿通风能力核定标准》及《煤矿安全规程》(2011版)第104条“矿井每年安排采掘作业计划时必须核定矿井生产和通风能力,必须按实际供风量核定矿井产量,严禁超通风能力生产”的要求,落实“以风定产”的煤矿瓦斯治理措施,加强煤矿通风管理,指导煤矿科学组织生产,规范煤矿生产行为,有效促进煤矿提高通风装备水平,改善安全生产条件,受山西东辉集团邓家庄煤业有限公司委托,我院于2011年5月25日—2011年6月25日对山西东辉集团邓家庄煤业有限公司通风能力进行了核定。
接受矿井通风能力核定委托后,我院按通风能力核定工作要求,组织具有核定资质的核定人员收集相关支持性文件、编制收集资料清单,制定现场调查表,为现场调查做准备;同时按规定要求组建了核定小组,核定人员针对矿井的实际情况,逐项收集资料,填写现场情况表,分析现场存在的问题,并提出整改建议,转入室内工作后,核定小组根据收集的资料进行归纳整理,按《煤矿通风能力核定标准》的要求编写了本报告。
第二节核定依据的主要法律、法规、规范和技术标准1、《煤矿安全规程》(2011版);2、中华人民共和国安全生产行业标准AQ1056-2008《煤矿通风能力核定标准》;3、中华人民共和国安全生产行业标准AQ1028-2006《煤矿井工开采通风技术条件》;4、《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215-2005);5、矿井有关监测检验报告;6、《煤矿生产能力核定与管理指南》;7、MT/T440-2008《矿井通风阻力测定方法》;8、《煤炭法》、《矿产资源法》、《安全生产法》、《矿山安全法》等有关法律、法规。
第三节最终确定的煤矿核定通风能力根据国家煤矿通风能力核定的有关规定,按照矿方提供的有关资料,山西东辉集团邓家庄煤业有限公司通风能力为156.8万吨/年。
第二章矿井基本概况第一节矿井概况山西东辉集团邓家庄煤业有限公司位于山西河东煤田中部,行政区划属柳林县孟门镇管辖;矿区距柳林县城2 0 k m,距成家庄5 k m,有沥青公路与成家庄相连,成家庄到柳林有三级公路相连,之后有3 0 7国道、柳林——太原高速公路直通汾阳、陕西,交通运输条件便利。
采区通风设计
采区通风设计一、通风系统一采区通风利用集中轨道上山、集中运输上山两巷进风,集中回风上山回风,三条上山都可以行人。
回采工作面采用U型通风方式,掘进工作面局部通风机接风筒压入式通风,风流路线如下:6#煤层:新鲜风流:副斜井、行人斜井 6#煤运输大巷、轨道大巷6#煤运输、轨道下山工作面运输顺槽回采工作面污风:回采工作面回风顺槽 6#煤回风上山上组煤回风大巷回风立井9+10#煤层:新鲜风流:主斜井、副斜井、行人井一采区集中运输上山、一采区集中回风上山工作面运输顺槽回采工作面污风:回采工作面工作面回风顺槽一采区集中回风上山下组煤回风大巷回风立井二、采区风量确定(1)按瓦斯涌出量计算Q采=100Kg其中:Q:回采工作面实际需要风量m3/ming:回采工作面的绝对瓦斯涌出量m3/minK:回采工作面通风系数,取1.2-1.6,此处取1.6根据《矿井瓦斯涌出量预测报告》和6#煤、9+10#煤的产量,6#煤回采工作面绝对瓦斯涌出量为0.57m3/min。
9+10#煤回采工作面绝对瓦斯涌出量为5.90m3/min例:Q采(6#)=100×0.57×1.6=91.2m3/minQ采(9+10)=100×5.90×1.6=944m3/min(2)按工作面人数计算Q=4N根据《初步设计》中回采6#煤时工作面同时工作人数为20人,9+10#煤采煤工作面同时工作人数为23人。
则:Q采(6#)=4×20=80m3/minQ采(9+10)=4×23=92m3/min(3)按工作面气候条件计算采煤工作面应有良好的气候条件,它的气温与风速要符合《规程》规定的对应关系。
Q采=60V采S采K采式中:V采:采煤工作面适宜风速m3/min,6#取1.1,9+10取1.3 S采:采煤工作面平均有效断面积,m2,按最大和最小控顶有效断面平均值计算。
K采=Kc.KgKc:工作面采长调整系数 6#取1.0 9+10#取1.1Kg:工作面采高调整系数 6#取1.1 9+10#取1.56#煤:Q采=60×1.1×4.09×1.0=276.54m3/min9+10: Q采=60×1.5×9.24×1.2×1.1×70%=768m3/min根据此上几种情况计算取最大值。
回采工作面设计
山西太行王家峪村煤业有限公司150113采面设计总概况:本矿采1501采区,采区内150110工作面、150111工作面均采完。
150112工作面开采50%未完,150113工作面刚布置完毕,其它工作面未曾布置,现就150113综采面进行设计。
第一章工作面概况一、采煤工作面位置及开采范围1、位置1013综采工作面是南翼采区第13个综采工作面。
地面位置:工作面四邻关系,工作面南为原井田边界,东为西头村保安煤柱,北为1501采区总回风巷,西邻1012工作面(普采未完)。
2、开采范围1013综采工作面走向长度660米,可采长度620米,切眼长度85米,工作面停采线距北翼胶带上山40米。
第二章地质概况一、煤层赋存情况1、上石炭统太原组(C3t)赋予井田深部,地表无出露,岩性主要为深灰—灰黑色泥岩、砂质泥岩间夹灰色砂岩、石灰岩及煤层。
石灰岩主要有三层,即K2、K3和K4石灰岩,含煤5—10层,全组厚度80.54—106.10m,平均93.62m。
15#煤层位于太原组(C3t)底部,为主要可采煤层,煤层厚度2.8~3.10m,平均2.9m。
煤层结构简单,含1—2层薄层夹矸厚度0.02—0.30m。
煤层顶板为泥岩,底板为泥岩,粉砂岩。
二、围岩的性质及其对采煤的影响1、煤层顶底板情况顶板:据临近巷道掘进及采掘资料,15#煤层直接顶为泥岩,稳定性好,属半坚硬岩石;平均厚度6.7m,上部为14#、K2、K3、K4石灰岩,局部有炭质泥岩伪顶。
底板:直接底为泥岩,属半坚硬岩石。
(附工作面综合柱状图)三、地质构造及水文地质情况150113掘进过程中资料,预测范围内地质构造简单,未出现断层、无碳柱等地质构造,但工作面内部未进行打探,还需进一步做地质调查工作。
根据地质报告资料,15#煤层发育有灰色石灰岩、K2、K3、K4石灰岩、5—7层中粗粒砂岩等含水层,岩石富水性较弱,岩性细腻致密,具有良好的隔水性能,因此,预测该工作面在回采过程中预顶板含水层向工作面充水不会太大,预测最大涌水量为30m³/min正常涌出量为610 m³/h。
1152回采工作面作业规程
青山镇青山煤矿1152工作面回采作业规程编制人:吉家山时间:2011年3月2日安全矿长:时间:2011年3月日生产矿长:时间:2011年3月日防突矿长:时间:2011年3月日机电矿长: 时间:2011年3月日技术负责:时间:2011年3月日矿长:时间:2011年3月日目录第一章概况 (3)第二章采煤方法、回采工艺及工程质量要求 (5)第三章机电运输 (8)第四章通风、监控、防灭火、防尘、供液、通讯 (9)第五章劳动组织、循环图表及主要经济技术指标 (13)第六章主要安全技术措施 (16)第七章避灾路线 (25)附图...............................................第一章概况一、工作面概况1、位置和范围:该煤矿位于銅沛矿区东段贾汪井田61~63线之间,地层走向NE40度SW,倾向NW,倾角20度左右,为一单斜构造。
矿井内发育有金盘仑断层和大成坪断层。
1152工作面位于本矿+180水平南翼第一个回采工作面,工作面左右尚未开采,风巷标+205水平,机巷标高+186水平,走向长400米,倾向长100米,煤层倾角平均12度左右,面积约40000m²。
工作面东偏40度为至本工作面风巷,西偏40度为至本工作面机巷,北偏40度为工作面采空区,南偏40度为工作面尚未开采的煤层,工作面采用采区前进,区段内后退长壁式开采方式。
2、地质情况:(1)、煤层情况:五煤层为黑色至灰黑色,半暗至半亮型煤层,厚度在1.0~1.67米,平均1.26米,特低硫,属于有煤和瓦斯突出煤层,无煤尘爆炸危险,无煤层自燃发火倾向。
(2)、煤层顶底板情况顶板:伪顶为炭质泥岩,厚0~0.3米,直接顶为砂质泥岩、粉砂岩,薄、中厚层状,一般为1~2米,老顶为石英砂岩、细砂岩、灰色,薄至中厚层状。
底板:直接底板为砂质泥岩,薄、中厚层状,深灰色含菱铁矿结核,夹薄层细砂岩,显示绉纹层理,吸水后产生轻度底鼓现象。
关于矿山开采中的通风设计
关于矿山开采中的通风设计摘要随着国民经济的发展,以及矿山资源的日趋短缺,呈现在我们面前的问题越来越严重,由于一些地区对矿产资源的无限制开发,近些年来,矿难事故时有发生。
本文结合某矿山开采过程中的所进行的专项治理活动的具体情况,重点讲述了开采中的通风设计,同时也提出了相应的开采技术和管理措施。
关键词矿井通风;通风设计;采矿工艺中图分类号td72 文献标识码a 文章编号1674-6708(2011)50-0123-02某矿业采矿场针对季节特点开展了井下粉尘专项治理活动,取得较好效果,井下作业现场粉尘浓度明显降低,井下粉尘合格率达66.7%,同比增加了两个百分点。
专项治理中,采矿场以今年新划分的井下责任区域为单位,展开责任区域防尘设施、扬尘情况自查自改工作,突出整治运矿通道、倒矿溜井降尘设施,按照降尘装置损坏当班必须修复、无降尘装置严禁作业的原则,提升作业粉尘防护水平;并对所有产尘高的出矿迎头增设辅助降尘水管,加强粉尘源头控制。
与此同时,在出矿作业迎头等产尘区域关联进路巷道,添设通风设备,增加通风流量,改善局部通风不畅现场。
该场安全环保室总体负责对各责任区落实综合防尘治理措施情况的检查、验证和考核,确保井下扬尘得到有效控制。
1 通风井的布置某矿山已经具有4个不同的坑口,进风井分别设在浅部斜井和深部斜井,长叶坑口与大河滩坑口属于回风井。
这4个坑口相对运输和人们活动都比较频繁,大河滩坑口、浅部的斜井、长叶坑口和一些井巷、地表沟通及采空区,漏风是很难受到阻止的,所以在风流的控制上比较麻烦,加上一些中段巷道由于常年受到地压的破坏漏风也相对比较严重。
经技术人员的论证和现场勘查,设计出一套新鲜风的流动路程:大河滩坑口、浅部的斜井和深部的斜井三个通风井流出矿井,长叶坑口作为通风井的回风井。
当新风流进所有的矿井的中段位置之后,就会向两边分送,在具体的需风段地区,容易形成高风压,不但风量相对较足,风质也比较好,当清洗完了整个工作面之后就会经过边界的回风天井流进具体的中段位置,然后逐一汇集到长叶坑口的多级盲斜井之后就会顺利地排出。
工作面通风系统调整方案及措施
山西金晖万峰煤矿有限公司工作面通风系统调整方案及措施工作面名称:回采工作面编制单位:瓦斯治理科编制日期:年月日会审意见:会审人员签字:采一区:年月日抽放区:年月日调度室:年月日通风区:年月日瓦治科:年月日机电科:年月日安监科:年月日通风矿长:年月日生产矿长:年月日总工程师:年月日一、概述工作面目前采用“两进一回”通风方式,胶带运输巷和轨道运输巷进风,专用回风尾巷回风。
根据月日专家组对工作面瓦斯治理会诊意见,为使采面形成正规的通风系统,增加工作面通风可靠性、稳定性,经研究决定将工作面通风系统调整为一进两回“”型通风系统。
工作面通风线路为:副井→井底车场→二采轨道下山→胶带巷→工作面→尾巷联络巷、轨道巷→尾巷、轨道巷→二采回风巷→风井→地面。
二、调风方法及步骤、由开拓区负责将轨道巷内的局部通风机移到轨道巷偏口内,接风筒至第九联络巷(正在施工)。
、通风区将第四联络巷临时挡风墙改为永久密闭墙,联络巷密闭采用两道,一道为料石墙建在尾巷侧,一道为加气块墙建在轨道巷侧。
将第五联络巷临时风门改为永久调节风门,墙体材料靠近尾巷侧为料石,轨道巷侧为加气块。
、局部风量调节,工作面由目前³减至³,工作面由目前³减至³、由目前减至³,使胶带巷进风量达到³以上。
、以上工作就绪并且采面推过第八联络巷后,方可进行工作面通风系统调整。
调整步骤:首先打开轨道巷回风口调节风门的风门,再利用轨道巷偏口处调节风门对偏口的进风量进行调节,将偏口进风量调节到³左右(满足两台局部通风机配风量要求);调节第五联络巷调节风门通风量,使轨道巷的回风一部分进入尾巷。
然后全面测定工作面各处的风量,并根据测定结果利用上述三处调节风门进一步调整风量。
经过调节最终使风量符合以下要求:()胶带巷进风量不小于³;()尾巷联络巷回风量不小于³;轨道巷回风量³;()第五联络巷风量不小于³;()轨道巷偏口进风量不超过³。
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邻近层
上邻近层
下邻近层
1#煤
5#煤
6#煤
7#煤
平均厚度
0.1
0.38
0.34
0.48
至3#煤层距离
13.0
17.0
26.29
31.69
排放率%
90
40
23
18
根据以上公式和邻近层赋存情况计算,开采3#煤层工作面,邻近层瓦斯涌出量为:q2=1.73 m3/t
二、邻近层瓦斯涌出量预测
其计算公式为:q2= . .ηi
式中:
q2--邻近层瓦斯涌出量,m3/t;
mi—第i个邻近层厚度,m,见下表;
W0i—第i个邻近层原始瓦斯含量,见下表;
Wci—第i个邻近层残存瓦斯含量,取6.37 m3/t;
ηi--第i个邻近层瓦斯排放率,见下表;
M–工作面采高,m,3.1m;
3#煤层瓦斯残存含量
6.37m3/t(平均值)
第二节回采工作面瓦斯涌出量预测
一、开采煤层瓦斯涌出量预测
其计算公式为:
q1=k1k2k3kf(W0-WC)
式中:
q1--开采层相对瓦斯涌出量,m3/t;
k1—围岩瓦斯涌出系数,取值1.2;
k2—工作面丢煤瓦斯涌出系数,用回采率的倒数来计算,取1.11;
k3—采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数,k3=(L-2h)/L(L指工作面长度,m,3#煤取120m;h指巷道卫生预排等值宽度,m,h取12.0m;)
三、回采工作面瓦斯涌出量预测
计算公式为:q采=q1+q2
式中:
q采—回采工作面相对瓦斯涌出量,m3/t;
q1–开采层相对瓦斯涌出量,m3/t;
q2—邻近层相对瓦斯涌出量,m3/t;
开采3#煤层工作面:q采=22.8+1.73=24.53 m3/t
矿井布置一个综采工作面,生产能力按600kt/a,年工作日按国家规定的330天计算。则工作面绝对瓦斯涌出量为:
上下端头支架与两巷超前架间距均不得超过0.3米。端头支护的前移、支设应在机头(尾)支架移架完成并达到初撑力后方可进行。
三、进回两巷超前支护
工作面上、下出口与进、回两巷连接处25米范围内使用DZ31.5/30/100型单体液压支柱配π型钢梁超前支护(在支设单体柱前必须将钢梁顶部用木料接实,防止钢梁变形),柱距0.8米,距工作面10米内一梁三柱支护。
试中:P—工作面上覆8倍采高岩石所需支护强度;
h—工作面采高,3.0m;
r—煤层顶板岩石容重,取2.7t/m3;
l控—工作面最大控顶距,4.1m;
b—支架支护宽度,1.25m;
g—重力换算单位,9.8m/s2
(2)强度验算:
本工作选用ZP4000/17/35型支撑掩护式液压支架额定工作阻力4000 kN >3255kN。根据以上计算,可满足回采工作面顶板支护要求。
底版为K7砂岩至3#煤之间的黑色泥岩,灰黑色粉砂岩。
平均厚6.12
2.56~3.62
第四节地质构造
本工作面所处区域无任何大的影响回采的断层,无岩柱。根据30401运输顺槽掘进时期掌握的地质资料,在掘进至615米和698米时,分别遇到简单的地质构造(石包),长度7-10米。在回采作业过程中,回采至该段时,要结合现场实际情况,制定回采工作面过地质构造专项措施。
根据《南凹寺煤业有限公司矿井瓦斯抽放初步设计》报告资料及河南理工大学2009年3月编制的《南凹寺煤业有限公司3号煤层瓦斯基本参数测定于瓦斯涌出量预测》报告资料。矿井瓦斯基本参数实测值及结果如下:
3#煤层瓦斯基本参数
项目
参数
煤层原始瓦斯压力
1.10-1.40Mpa
煤层原始瓦斯含量
19.02m3/t
煤层透气性系数
0.6518㎡/Mpa2.d
钻孔瓦斯流量衰减系数
0.0303d--1
百米钻孔瓦斯极限涌出量
4714.45m3
百米钻孔初始瓦斯涌出量
0.35m3/min.100m
3#煤的孔隙率
4.61-4.76%
3#煤瓦斯含量增长梯度
3.02m3/t/100m
瓦斯吸附常数
a=51.361-59.945 m3/t
b=1.116-1.159 Mpa-1
其中工作面本煤层瓦斯涌出量:
1.1×600000×22.8÷330÷1440=31.67 m3/min
第三节瓦斯抽放论证
一、回采工作面瓦斯抽放必要性分析
根据矿井的实际情况,回采工作面进、回风巷道断面10.0㎡,回采工作面需要的配风量已远远大于通过的最大配风量,但仍然不能把瓦斯降到规定限度以下,所以必须采取瓦斯抽放措施才能解决瓦斯问题。回采工作面瓦斯抽放必要性计算如下表。
支架支撑高度1.7~3.5 m,采煤机截深600 mm,移架步距600mm。最大控顶距L=4100mm,最小控顶距为L=3500mm。额定工作阻力(P=38.5MPa)4000KN/架,初撑力(P=31.5MPa)3208KN/架。
工作面装备一台MG160/375-WDI型电牵引采煤机,SGZ-630/220刮板输送机一部;运输顺槽(进风巷)装备一部SZB-730/75转载机、PLM1000破碎机,DSJ80/40/2*40带式输送机运输;工作面电气设备布置在进风巷中,回风巷中布置2台调度绞车运送物料。
二、机头、机尾和上下端头安全出口管理
工作面机头、机尾各使用3架过渡支架支护顶板。上下端头均采用“四对八架”的支护形式对端头空间顶板进行控制。当工作面支架移动导致上下端头空间变化时,可根据实际距离对上下端头的支护数量进行增减,但必须保证每对梁能错步支护,并有不小于0.7米的行人间距。端头支护距顺槽煤壁一侧空顶距离不得大于0.5米。
附图1:30401综采工作面位置及巷道布置平面图
第二节支护设计
一、支护强度计算:
1、矿压参数选择
参考同煤层30203综采工作面矿压观测资料,预计本工作面矿压参数。
同煤层矿压观测预计本工作面矿压参数参考表
序号
项目
单位
同煤层实测
本面预计
1
顶
底
板
直接顶厚度
m
5.4
5.4
基本顶厚度
m
21
21
直接底厚度
m
5-6
煤层爆炸指数
根据山西省煤炭工业局综合测试中心提供的《煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性鉴定检验报告》:煤尘爆炸火焰长度为0,无爆炸性;
煤层自燃倾向性
煤的吸氧量1.6018 cm3/g,自然倾向性等级Ⅲ,自燃倾向性为不易自燃。
地温危害
不涉及
第七节储量及服务年限
一、储量
工作面长度/m
126
工业储量/ t
369968
5
平时
最大平均支护强度
KN/㎡
500
500
最大平均顶底板移近量
mm
95
95
6
直接顶悬顶情况
m
2
2
7
直接顶类型
类
二
二
8
基本顶级别
级
二
二
9
巷道超前影响范围
m20Biblioteka 202、液压支架支护强度计算:
(1)根据矿压理论,工作面支架承受的最大压力为4-8倍采高的顶板岩石的重量,设计取8倍采高的顶板岩石重量计算:
P=8×h×r×l控×b×g=8×3.0×2.7×4.1×1.25×9.8=3255KN
“四对八架”一梁三柱错步支护:除在钢梁下距两端留足200mm外,均匀支设三根支柱,且每组架梁中心距为0.3米,错步步距0.6米,每组架的架中心距1.1米(不大于1.2米)。梁顶必须用勾木板均匀布置接顶,顶板破碎时密排布置接顶。
上下端头靠采空侧在每对支架间加支DZ31.5/30/100型单体液压柱切顶,柱间距不大于400mm,每根支柱均要坚持使用防倒装置(φ4.0的细钢丝绳做的防倒勾)。
进风巷距工作面10米内支设的中间一排超前单体支柱必须紧靠转载机挡板支设;回风巷在距工作面10米内的一梁三柱要均匀支设,超前支护的三排支柱均要成直线支设。
附图2:30401综采工作面、端头及两巷支护示意图。
四、顶板管理
采用走向长壁分层综采采煤法,采用全部垮落法处理顶板。
第三章瓦斯抽放条件
第一节3#煤层瓦斯基本参数
推进长度/m
675
综合采出率/%
95
视密度/(t.m3)
1.45
煤层生产能力/(t.m2)
4.35
可采面积/m2
85050
可采储量/ m2
351469
循环进度/m
0.6
日循环个数n/个
5
日生产能力/t
1644
可服务年限/月
7.5
第二章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
工作面布置有一条进风(运输)巷、一条回风巷和一条瓦斯尾巷,切眼长126m。工作面进风(运输)巷、回风巷和瓦斯尾巷均为走向布置。工作面进风(运输)巷长度750米。使用11#工字钢支护,巷道断面为上宽3.5米,下口宽3.8米,净高2.7米;回风巷长度686米,使用矿用11#工字钢支护,巷道断面为上口宽2.6米,下口宽3.0米,净高2.4米。瓦斯尾巷长度735米,使用矿用11#工字钢支护,巷道断面规格均为上口宽2.1米,下口宽2.6米,净高2.2米。
5-6
2
直接顶初次垮落步距
m
15.6
14
3
初次来压
来压步距
M
35
32
最大平均支护强度
KN/㎡
700
700
最大平均顶底板移近量
mm
155
155
来压显现程度
来压不明显
来压不明显
4
周期来压