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煤矿开采技术专业毕业设计
第一章采煤工作面概况及地质情况
第一节工作面概况
1:
工作面位置及井上下关系
水平名称一水平采区名称Ⅰ4地面标高28.16井下标高314.4398.9地面相对位置工广西南约1.6。
井下位置及与四邻关系本工作面上部为1005里工作面采空区,下部为107工作面采空区,东为Ⅰ4采区边界与1004、1006、1008工作面采空区相邻,西以Ⅰ4F1为界与1003工作面采空区及1001外工作面(未回采)相邻。
回采对地面设施的影响地面主要为农田和水沟,回采对地面设施无大影响。
走向长度m153~160倾斜长度m284~329面积m247275
155305
第二节煤层情况
工作面煤层情况见表2:
工作面煤层情况表
开采煤层10煤煤层厚度m1.5~5.25煤层倾角/(○)13~162.9114
煤层结构单一结构直接顶硬度5煤类
基本顶硬度5
可采指数%100变异系数%16.69稳定程度稳定
煤层情况描述工作面煤层稳定,煤层结构简单,为单一结构,煤层厚度1.5~4.0m,平均厚度2.91m。
本工作面煤层顶板为泥岩,易冒落,回采过程中要加强顶板管理。
第三节煤层顶底板情况
工作面煤层顶底板情况见表3:
工作面煤层顶底板情况
类别岩石名称厚度m岩性描述
老顶
直接顶泥岩2.8~4.26深灰色,致密,稍含植物化石碎片。
3.52
直接底泥岩7.63~12.58深灰色,质纯,致密,含少量植物根部化石及黄铁矿薄膜,含少量铝质。
9.92
老底
附图1:
1001工作面地层综合柱状图。
1001煤岩综合柱状图(1:
200)
第四节地质构造
一、断层情况及其对回采的影响
工作面内部地质构造简单,掘进施工过程中只在切眼揭露2条断层,落差分别为0.7m、1.1m,对回采有较小影响;另外Ⅰ4F1断层,该断层落差5~23m,掘进施工过程中未揭露,对回采无影响;风巷下段掘进施工过程中揭露火成岩区,在预计回采收作线已外,对回采无影响。
表4主要断层情况表
断层名称走向
(°)倾向(°)倾角(°)性质落差(m)对回采的影响
Ⅰ4F1200°110°90°正5~23m对工作面回采无影响。
F193°103°70°正0.7切2点,对回采有较小影响。
F259°349°70°正1.1切6点前16m,对回采有较小影响。
二、褶曲情况及其对回采的影响
工作面内无大的褶曲。
三、其它因素对回采的影响(陷落柱、火成岩等)
工作面回采范围内无陷落柱和火成岩。
工作面地质条件
第五节水文地质
一、含水层(顶部和底部)分析
井田范围内,太原组中部普遍含有三层石灰岩。
即K2、K3、K4,厚分别为:
K2平均厚度5.00m,K3平均厚度4.13m,K4平均厚度4.25m。
K2、K3灰岩质纯,K4灰岩局部含泥质,节理发育,并有溶蚀现象、裂隙发育,据义棠偏店普查资料三层石灰岩岩溶裂隙均较发育,尤以K2石灰岩更为明显,一般探至该层位时消耗水量显著增加或全部漏失,最大达13m3。
一般也达3-7m3,水位一般在12--200m,最深达318.23m,以石灰岩各单位涌出量为0.0006-1.695L,渗透系数为0.004—6.918m,富水性较强为本区主要含水地层之一,1001工作面水文地质条件简单。
二、其它水源的分析
本采面防尘用水及排放乳化液可能造成局部积水,但对回采无影响。
工作面在回采过程中局部有顶板淋水,断层裂隙发育带皆干燥无水。
第六节影响回采的其它因素
一、回采的其它地质情况见表五。
二、冲击地压和应力集中区
预计局部的应力集中对正常回采影响不大。
影响回采的其它地质情况表表五
瓦斯
低瓦斯矿井,四层煤瓦斯绝对涌出量10m3。
2
低2矿井,四层煤2相对涌出量1.07立方米/吨,.
煤尘爆炸指数
煤尘具有爆炸性,有爆炸危险性。
地温危害
无
冲击地压危害
无
第二章采煤方法和回采工艺
第一节采煤方法的选择
1、采煤方法及确定依据
⑴采煤方法:
1001工作面采用倾斜长壁综合机械化一次采全高俯采采煤法。
优点:
有利于防止煤壁片帮和架头漏顶事故的发生,工作面不易积聚瓦斯,有利于通风安全;有利于顶板管理等。
其缺点是,一、工作面俯采开采,采煤机割煤时,采煤机机身和滚筒受其重力沿倾斜方向的分力作用,加剧了导向滑靴和行驶滑靴的磨损,严重时造成采煤机掉道,不利于采煤机的稳定性;二、采煤机割煤时易啃底,装煤效率低;三、工作面输送机运行时,中部槽和刮板向煤壁侧偏移,降低了输送机的运输能力,同时,也易磨损中部溜槽、刮板及链条,应加强定期检修,发现问题及时更换。
⑵确定依据:
根据煤层赋存情况、采区及工作面巷道布置方式、回采工艺形式、现有技术、装备及管理水平等因素,决定采用综采。
2、工作面推进方式
工作面沿倾向后退式俯采回采。
3、采高确定
本工作面煤层厚度1.5~4m,选择的支架型号为4600-13/28,高度可调范围1.3~2.8m,煤机适应采高在1.8~4.05m。
要求1001工作面正常回采期间,采高最大不大于2.6m,机头和机尾采高不低于2.2m,其它地点采高最小不低于2.0m。
如果煤厚大于2.6m要选择跟顶丢底回采;当煤层变薄时,采高不得小于2.0m。
第二节巷道布置
一、1001运输巷
1001运输长度1510m,采用29U型棚支护,净高×净宽=3810×3000,双塘材、双笆片腰帮,双塘材、笆片、塑网过顶。
巷道断面为10.0m2。
巷道用途:
工作面进风、出煤。
二、1001回风巷
1001回风巷长度1510m,采用29U型棚支护,净高×净宽=3330×2590,双塘材、双笆片腰帮,双塘材、笆片、塑网过顶。
巷道断面为7.4m2。
巷道用途:
工作面回风、进料、行人用。
三、1001工作面切眼:
切眼长度157.2m,采用矿用11#工字钢支护,采用双塘材、双笆片腰帮,双塘材、笆片、金属网过顶。
切眼施工:
先施工导峒,后刷大成型,刷大侧为面向工作面侧;刷大时,采用矿用11#工字钢(长度为3600)作梁、2800工字钢作腿支护。
刷大时,所架设的工字钢梁与导峒所架设的工字钢梁搭茬600,搭茬交叉位置打走向挑棚,一梁三柱,挑棚梁采用厚度不小于160、长度2400的方木;腿子采用直径不小于160的圆木。
用途:
工作面出煤用。
附图2:
1001工作面平面图:
1001阶段巷道剖面图:
第三节回采工艺
一、工艺流程:
割煤→移架→推输送机→割煤(第二刀)
其中,中部支架操作程序一般为割煤-移架-推输送机;排头支架操作程序一般为割煤-推输送机-移架,要配合中部支架推运输机机头和机尾。
二、落煤方式:
1、割煤方式
⑴工作面采用煤机双向往返割煤落煤。
⑵上、下端头出现单体棚时,采用人工爆破落煤(爆破图表另附)。
2、进刀与割煤方法
⑴进刀方式:
采用端头割三角煤斜切进刀方式。
⑵割煤方法:
采煤机沿工作面自上而下割煤,要求追机及时支护顶板,移架距离滞后采煤机滚筒3~5m,推溜要滞后10~15m。
煤机到机头后,在机头进行进刀割三角煤,然后自下而上割煤、移架、推车、周而复始。
3、进刀过程:
⑴、煤机下行割到下端头,然后升上滚筒降下滚筒,煤机上行。
(图A)
⑵、煤机沿链板机弯曲段斜切进入煤壁,当煤机全部进入工作面直线后,把工作面链板机推至成直线。
(图B)
⑶、随后煤机升下滚筒降上滚筒,煤机下行割三角煤。
(图C)
⑷、煤机再次上行,并再次推移运输机头,即完成煤机端头斜切进刀自开缺口过程。
(图D)
4、煤机运行至上端头时,其进刀方式和下端头类同。
不再叙述。
5、附"进刀方式示意图"
三、装运煤:
1、装煤:
煤机割煤的同时,自行将煤装到运输机上,余煤由铲煤板随移溜铲到运输机上。
2、运煤:
采用以下设备运煤:
设备名称规格型号单位数量主要技术参数备注
刮板运输机764/630部1刮板链速:
1.1m,输送量:
900,总装机功率:
630。
工作面车157m
刮板运输机80660V部1输送能力150。
100m机巷
胶带输送机40660V部2电压:
660V功率:
110
带速2m。
输送量400。
240m机巷200m运斜490m岩集四、工作面支护及采空区处理
第四节设备配备
一、工作面主要机电设备及技术特征表
设备名称规格型号单位数量主要技术参数备注
支架4600-13/28架103
采煤机300/700/3.3台1总装机功率700
刮板运输机764/2*315/3.3部1中部槽外宽764157m工作面车
煤电钻1.2台1风巷一台备用
乳化泵315/31.5/660V台2流量400L两泵一箱
移动变电站1600-6/3.3台16:
高压,3.3:
低压
500-6/0.69台1
开关3002台3400/0.69台2200/660V台3
皮带机40660V台2输送带长度400m,带速2m。
刮板输送机80660V部1机巷
二、工作面设备配置的生产能力及问题分析
1、工作面生产能力分析
⑴、循环生产能力为:
155×0.6×2.60×1.40=338.5吨。
⑵、一个小班生产能力为:
155×0.6×2.60×1.40×2=677吨。
⑶、圆班最大生产能力为:
155×0.6×2.60×1.40×5=1692吨。
2、问题分析
1001工作面刮板运输机生产能力900,皮带机生产能力400,机巷刮板输送机的运输能力为150,煤机的最大牵引速度为8m,考虑到其它影响因素,影响系数取0.2,则煤机的每小时最大割煤量为:
8×60×0.6×2.6×1.4×0.8=838.7t。
所以必须*煤机的割煤速度,煤量要控制在150以下,这样影响了单产的进一步提高,工作面俯采度数大也将*单产的提高。
工作面在正常生产时,导向滑靴、中部溜槽、刮板及链条易磨损,应加强定期检修,发现问题及时更换,运输机的刮板、螺丝容易松动,必须在使用中随时注意检查维护。
在回采过程中,机巷的设备随回采前移,在移动过程中要注意对设备的保护,另外要安专人对巷道进行检查,对于宽度不够的地方要及时进行整改,避免影响工作面正常推采。
第三章顶板控制
第一节支护设计
一、液压支架支护强度校验
1、按经验法计算支护强度
⑴、根据采高及上覆岩层碎胀系数计算跨落带高度:
∑
(1)=0∑∑
(1)=2.6/(1.3-1)=8.7m;
式中:
采高2.6(m)
上覆岩层第i分层厚度(m)
上覆岩层第i分层岩石碎胀系数取1.3跨落带高度(m)
⑵、根据跨落带高度计算支护强度:
γα
=8.7×25×15°
=210.12
式中:
工作面支护强度,2上覆岩层跨落带高度8.7m
γ顶板岩石容重,3。
一般可取253
α工作面煤层倾角14°
2、参考同一煤层矿压观测资料所得最大平均支护强度。
参考面为103工作面。
参考工作面矿压观测与本面矿压预计表
序号项目单位参考面实测本面预计
1顶底板直接顶厚度m3.493.52
基本顶厚度
直接底厚度m9.329.922直接顶初次跨落步距m2~42~43初次来压来压步距m11~1511~15
最大平均支护强度2500500
最大平均顶底板移近量180180
来压显现程度明显明显
4周期来压来压步距m7~107~10
最大平均支护强度2240240
最大平均顶底板移近量110110
来压显现程度明显明显
5
平时最大平均支护强度2200200
最大平均顶底板移近量90906直接顶悬顶情况m227底板允许比压2.42.48直接顶类型类ⅡⅡ
9基本*别级
10机巷道超前影响范围m15~3015~30
风m15~3015~303、选择本工作面支护强度
参照工作面的初次来压时的实测最大支护强度为:
5002,根据以上两个支护强度(、),选取其中最大值作为本工作面的设计支护强度,即5002(0.5)。
而4600-13/28型液压支架支护强度为0.73~0.77,说明此支架完全能满足对该顶板的支护要求。
4、支护设备的选择
工作面及上下端头使用4600-13/28型支架,上下安全出口采用1000型限位铰接顶梁配合25/100型单体支柱组成的基本支架加强支护。
三、液压支架适应性分析:
将工作面条件与所选液压支架适应性条件进行对比,分析支架适应性。
工作面条件与支架适应条件对比表:
项目工作面条件支架适应条件
采高2.0~2.6m1.3~2.8
倾角13~16°(平均14°)<20°
煤厚1.5~4.0m(平均2.91m)1.5~2.8m
煤层硬度一般硬~中硬
底板比压2.41.05
支护强度0.50.73~0.77
顶板种类泥岩中等稳定顶板
从上表比较可以看出:
1001工作面采用4600-13/28型综采支架能适应此工作面要求。
工作面在回采过程中进行观察,并记录数据,以备下个工作面选择其它支架。
四、乳化液泵站:
1、泵站选型
乳化液泵型号为315/31.5型,数量为2台,乳化液箱1台(即两泵一箱);输液管路选用Φ32高压胶管,耐压34以上。
支架主回液管路为¢38胶管。
2、泵站位置
泵站安设在745联巷内。
3、泵站使用规定
包括泵站压力调整要求、乳化液配制方式、乳化液浓度及检查方式等:
工作面乳化液泵站设司机管理,乳化液司机必须熟悉乳化液泵的性能和构造原理,具备保养、处理故障的基本技能,经过培训,考试合格,取得操作资格证后,方可上岗操作。
泵站司机必须遵守下列规定:
⑴、泵站司机要严格执行操作规程及交*制度,必须配带乳化液浓度测试仪,每班检查乳化液浓度不少于2次,且认真填写乳化液浓度检查记录。
⑵、发现泵站开关、电动机、按钮、接线盒等电气设备无法避开淋水时,必须妥善遮盖。
⑶、电动机及开关地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止运转,切断电源,撤出人员,进行处理。
⑷、泵压不低于30,乳化液浓度为35%,保证配液用水清洁。
泵站周围不得有积水、杂物,要有安全责任制和操作要求牌板。
⑸、修理、更换主要供液管路时必须关闭主管路截止阀,不得在井下拆检各种压力控制元件,严禁带压更换液压件。
⑹、严禁擅自打开卸载阀、安全阀、蓄能阀等部件的铅封和调整部件的动作压力。
⑺、在正常情况下,严禁关闭泵站的回液截止阀。
⑻、供液管路设专人管理维护,管路要吊挂整齐,保证供液、回液畅通。
要按以下要求进行定期检查、检修,并作好记录:
①、每班擦洗一次油物、赃物;过滤器按一定方向每班旋转1~2次;检测两次乳化液浓度。
②、每天检查一次过滤器网芯。
③、每10天清洗一次过滤器。
④、每旬清洗一次乳化液箱,以防止杂质注入缸体,降低支柱性能。
⑼、操作时发现有异味、温度(泵、液)超过规定、压力表指示压力不正常,乳化液浓度、液面高度不符合规定,控制阀失效、失控,过滤器损坏或被堵不能过滤及供液管路破裂、脱开时,应立即停泵处理。
⑽、开泵前必须发出开泵信号;停泵检修时,要先发出信号,切断电源,断开隔离开关后方可检修。
⑾、无论是停泵还是开泵的工作期间,泵站司机均不得脱离岗位。
⑿、停泵后要把各控制阀打到非工作位置,勤檫开关、电动机、泵体和乳化液箱上的粉尘。
⒀、按规定程序开、停泵,停泵后要卸载,不得重载起动泵,严禁开空泵。
⒁、在现场向*司机详细交待本班设备运转情况、出现的故障、存在的问题,按规定填写乳化液泵站工作日志。
第二节控顶方法
一、工作面支架主要技术特征:
项目内容
支架架型4600-13/28
支撑高度(m)1.3~2.8m
支架宽度(m)1.42~1.590m
支架中心距(m)1.5
初撑力()3570
额定工作阻力()4600
支护强度()0.73~0.77
对底板比压()1.05
泵站压力()29
支架重量(t)13.36t
二、工作面支护及采空区处理
1、移架操作方式:
采用本架操作。
2、移架方式:
采用追机顺序移架。
(具体操作方法见第八章第二节)
3、推溜方式:
推溜滞后煤机3~5架进行,移溜时弯曲段长度>12m。
推溜步距保持在600,移溜后要使运输机成直线,其偏差不超过±50。
4、采空区处理:
采空区采取自行跨落法处理。
出现单体棚段时采用人工回柱放顶。
上下隅角采用人工充填的方式填实。
5、两巷支架的回撤:
两巷采用抹帽管理顶板,老塘采用人工回柱。
三、端头支护方法:
工作面端头采用4600-13/28型支架支护。
(具体见第八章第二节中上下端头支护方法)。
四、特殊支架
工作面上(下)端头出现单体棚段时,在距切顶线的位置各打一排走向挑棚加强支护顶板;工作面煤壁片帮或发生端面冒顶时,采用人工使棚超前支护管理。
(具体操作方法见第八章第二节)
五、两巷及超前管理方法
具体管理办法见第八章第八节中两巷超前管理方法。
六、顶板管理参数
项目阶段控顶距(m)初撑力()放顶步距(m)端面距()底板比压()最大最小支架
支护4.173.4735700.6≤3402.4如果端头出现单体棚时支护上端头5上端头4≮701.2≤300下端6下端头5
七、支护质量要求:
(见第八章第二节中支护质量要求)
八、平剖面布置图(1:
100)
第三节矿压观测
1、矿压观测内容
矿压观测内容包括日常支架、支柱支护质量动态监测、巷道变形离层观测、顶板活动规律分析、两巷超前压力观测、端面距和采高等。
工作面在"四个阶段"实施针对性监控。
初放期间强化监控、正常期间抽测监控、异常地段重点监控。
2、矿压观测方法
⑴、工作面回采前采区技术员要编制工作面矿压设计。
⑵、本工作面矿压监控应不少于21条线,上、下端头各设一条测线,其它监控线每5架一条,每条测线支架上、下立柱各安设一块测压表。
上、下端头及两巷抹帽棚的单体支柱要求棵棵监测,班班监控。
⑶、测压表管理及测压工作由专职测压人员负责。
测压员要对支架压力、支柱压力、支护质量和顶板动态进行监控,不得空班、漏检,不得弄虚作假。
⑷、泵站必须保持良好的工作状态。
泵压调定在30以上,支架的初撑力不小于24。
工作面单体液压支柱的初撑力不低于70棵,两巷单体液压支柱的初撑力不低于70棵,背帮柱初撑力不低于40棵,对达不到要求的要及时补液整改。
⑸、由各班工长负责对当班的矿压观测情况进行全面检查验收,并由跟班干部和安监人员签字后及时送生产管理部采煤矿压组。
⑹、生产管理部采煤矿压组要及时对监测资料进行分析、处理并打印成监控图表报送到采煤副总和生产单位。
生产单位值班人员要对出现的问题予以解决。
⑺、原始资料、计算机处理结果的图表和班队的评估要三符合,并将每月的资料装订成册,存档备查。
要求存档资料必须具有原始性、完整性、准确性、指导性和针对性。
第四章一通三防
第一节通风系统
一、工作面风量计算:
1.按气象条件计算
60×70%××××
=60×70%×1.5×7.3×1.1×1.2
=607
式中:
采煤工作面的风速,按采煤工作面进风流中的温度从表1中选取,;
采煤工作面的平均有效断面积,按最大和最小控顶有效断面的平均值计算,m2;
采煤工作面采高调整系数,具体取值见表2;
采煤工作面长度调整系数,具体取值见表3;
70有效通风断面系数;
60-为单位换算产生的系数。
表1采煤工作面进风流气温与对应风速
采煤工作面进风流气温℃采煤工作面风速201.020~231.0~1.523~261.5~1.8
表2采煤工作面采高调整系数
采高m2.02.0~2.52.5及放顶煤面
系数1.01.11.2
表3采煤工作面长度调整系数
采煤工作面长度m长度风量调整系数150.815~800.8~0.980~1201.0120~1501.1150~1801.21801.30~1.402.按照瓦斯涌出量计算
100××
=100×2.5×1.6
=400
式中:
采煤工作面回风巷风流中平均瓦斯绝对涌出量,m3。
预计平均瓦斯绝对涌出量为2.5m3;
采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产期间连续观测一个月,日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值,取1.6;
100-按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1.0%的换算系数。
3.按照二氧化碳涌出量计算
67××
=67×2.0×1.5
=201
式中:
采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量,预计平均绝对二氧化碳涌出量为2.0m3;
采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,正常生产期间连续观测一个月,日最大绝对二氧化碳涌出量与月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值,取1.5;
67-按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。
4.按公司规定计算
≥5005.初次选择
根据以上风量计算,1001工作面风量初次选择607m3。
6.风速验算
⑴按工作人员数量验算:
≥4607≥4×112=448
式中:
工作面同时工作的最多人数,取112人;
4-每人需风量,m3。
⑵按风速进行验算
①验算最小风量:
≥60×0.25××70%
607≥60×0.25×8.7=131
②验算最大风量:
≤60×4.0××70%
607≤60×4.0×5.8=1392
③综合机械化采煤工作面,在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后,验算最大风量:
≤60×5.0607≤60×5.0×5.3=1590
式中:
采煤工作面最大控顶有效断面积,m2;
采煤工作面最大控顶距,m;
采煤工作面实际采高,m;
采煤工作面最小控顶有效断面积,m2;
采煤工作面最小控顶距,m;
0.25-采煤工作面允许的最小风速,;
70有效通风断面系数;
4.0-采煤工作面允许的最大风速,;
5.0-采煤工作面允许的最大风速,。
7.风量确定
根据以上风量计算及风量验算,1001工作面风量最后确定在607m3。
二、1001工作面通风系统
二)通风路线
新风:
地面—主斜井—-轨道暗斜井—二水平车场—-集中轨道巷—1001运输顺槽—-1001工作面。
乏风:
1001工作面—1001回风顺槽—集中回风顺槽—回风立井—地面。
附图:
通风系统图。
二、防治瓦斯
1、瓦斯检查
工作面设瓦斯检查员巡回检查,每隔3-5小时检查一次,每班不少于2次检查工作面的瓦斯、二氧化碳、温度等情况,当工作面风流中瓦斯浓度达到或超过1.0%或二氧化碳浓度达到或超过1.5%时,必须停止工作,撤出所有人员,查明原因,采取措施进行处理。
瓦斯检查点分别设在:
回风隅角及距工作面煤壁线1050m处的回风顺槽风流中。
瓦斯检查牌板应设置在回风巷中距工作面50m附近,检查结果要及时填写,并及时汇报。
2、安全监测系统
一、瓦斯监控系统设计
1、监控系统的设备与设施
临涣煤电公司采用重庆煤科院公司90安全监控系统;分站型号为9016型,瓦斯传感器型号为9701A,断电器型号为3K,传感器型号为500(B),温度传感器型号为6。
2、监控系统的设置
1001风巷与1001机巷各安装一个断电器。
T1、T2、T0断电范围均为1001工作面及回风流内全部非本质安全型电气设备。
3、监控系统
⑴监控系统敷设路线:
采区变电所→集中轨道巷→1001回风巷风门→T2瓦斯传感器(传感器、温度传感器)→1001回风巷→T1瓦斯传感器、T0瓦斯传感器。
⑵T0报警浓度≥0.8%,断电浓度≥1.5%,复电浓度<1.0%;
T1报警浓度≥0.8%,断电浓度≥1.5%,复电浓度<1.0%;
T2报警浓度≥0.8%,断电浓度≥1.0%,复电浓度<1.0%。
T0、T1、T2断电范围均为1001
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