1、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4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4采区边界与1004、1006、1008工作面采空区相邻，西以4F1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m 153160倾斜长度m 284329面积m2 47275155 305第二节煤层情况工作面煤层情况见表2：
2、工作面煤层情况表开采煤层10煤煤层厚度m 1.55.25煤层倾角/()1316 2.91 14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1.54.0m，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2.84.26深灰色,致密,稍含植物化石碎片。3.52直接底泥岩7.6312.58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.
3、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4F1断层,该断层落差523m，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4F1 20011090正523m对工作面回采无影响。F 19310370正0.7切2点，对回采有较小影响。F 25934970正1.1切6点前16
4、m,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13 m3。一般也达3-7 m3,水位一般在12-20
5、0m，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0.0046.918m，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
6、， 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
7、检修，发现问题及时更换。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1.54m，选择的支架型号为4600-13/28,高度可调范围1.32.8m，煤机适应采高在1.84.05m。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
8、净宽=38103000，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=33302590，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
9、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、割煤方式工作面采用煤机双向往返割煤落煤。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、进刀与割煤方法进刀方式：采用端头割三角煤斜切进刀方式。割煤方法：采煤机沿工作
10、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35m，推溜要滞后1015m。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：、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)、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)、随后煤机升下滚筒降上滚筒，煤机下行割三角煤。(图C)、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
11、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
12、/3.3部1中部槽外宽764 157m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1 6：高压，3.3：低压500-6/0.69台1开关3002台3 400/0.69台2 200/660V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、循环生产能力为：1550.62.601.40=338.5吨。、一个小班生产能力为：1550.62.601.402=677吨。、圆班最大生产能力为：1550.62.601.405=169
13、2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：8600.62.61.40.8=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
14、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、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)、根据跨落带高度计算支护强度：=8.72515=210.12式中：工作面支护强度，2 上覆岩层跨落带高度8.7m顶板岩石容重，3。一般可取253工作面煤层倾角142、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
15、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m 3.49 3.52基本顶厚度直接底厚度m 9.32 9.92 2直接顶初次跨落步距m 24 24 3初次来压来压步距m 1115 1115最大平均支护强度2 500 500最大平均顶底板移近量 180 180来压显现程度明显明显4周期来压来压步距m 710 710最大平均支护强度2 240 240最大平均顶底板移近量 110 110来压显现程度明显明显5平时最大平均支护强度2 200 200最大平均顶底板移近量 90 90 6直接顶悬顶情况m 22 7底板允许比压 2.4 2.4 8直接顶类型类9基本*别级10机巷道超前影响范围m
16、 1530 1530风m 1530 1530 3、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0.730.77，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
17、件支架适应条件采高2.02.6m 1.32.8倾角1316(平均14)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
18、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4.17 3.47 3570 0.6340 2.4如果端头出现单体棚时支护上端头5上端头470 1.2300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。
19、2、矿压观测方法、工作面回采前采区技术员要编制工作面矿压设计。、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。、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。、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。、由各班工长负责对当班
20、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。、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。、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6070%=6070%1.57.31.11.2=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
21、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 20 1.0 2023 1.01.5 2326 1.51.8表2 采煤工作面采高调整系数采高m 2.0 2.02.5 2.5及放顶煤面系数 1.0 1.1 1.2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 15 0.8 1580 0.80.9 80120 1.0 120150 1.1 150180 1.2 180 1.301.40 2.按照瓦斯涌出量计
22、算100=1002.51.6=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=672.01.5=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
23、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500 5.初次选择根据以上风量计算，1001工作面风量初次选择607m3。6.风速验算按工作人员数量验算：4 6074112=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。按风速进行验算验算最小风量：600.25 70%607600.258.7=131验算最大风量：604.0 70%607604.05.8=1392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：605.0 607605.05.3=1590式中：采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；
24、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
25、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。T0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
