煤矿开采设计论文汇总Word文档格式.docx
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正断层
125
45
0-7
小
XF99
310
60
1--5
XF94
300
40
0.8
XF95
305
50
0.5
270
2.4
本区域内无陷落柱和火成岩侵入现象。
二、水文地质情况
影响回采的主要含水层为3煤层顶板中砂岩,根据相邻***工作面回采揭露表明,3煤层顶板中砂岩垂直裂隙发育,其内部静储量裂隙水会以淋水形式流入巷道,又由于本工作面靠近井田内断层XF10,受其影响,裂隙将会相对发育,因此,对正常回采将会产生一定影响.预计正常涌水量1.5-2m3/h,最大涌水量4m3/h,工区应备齐备足相应排水管路及设备,并要保证其能正常运转,以免巷道积水,影响生产。
预计正常涌水量为1.5-2m3/h,最大涌水量为4m3/h。
第三节煤层赋存条件
一、煤层情况
工作面开采煤层为31层煤,该煤层为稳定的主要可采煤层,煤层厚度2.5-3.0米之间,具体情况如表所示。
煤层情况表表二
煤层厚度(m)
2.5-3.0
煤层结构
复杂
煤层倾角(度)
8-14°
11°
2.8
10°
开采煤层
3煤层
煤种
气煤
稳定程度
稳定
煤层情况描述
该面3煤层为稳定的主要可采煤层,下部发育砂质粘土岩夹矸0.1-0.8m,属复杂结构型煤层,煤层黑色质纯,具玻璃光泽,具参差状断口。
煤层厚度2.5~3.0米之间,平均2.8米,变异系数23.1%,可采性指数1.0。
煤层工业牌号为气煤,煤质稳定,属低硫煤。
容重为1.35t/m3,硬度系数f在2-3之间。
工作面煤质特征表三
煤质特征
M(%)
A(%)
S(%)
P(%)
MJ/KG
容重
t/m3
牌号
0.64-2.74
8.25-22.93
0.73
0.0039
28.60-33.6
1.35
二、煤层顶底板情况
表四
顶、底板名称
岩石名称
厚度(平均)
特征
老顶
中砂岩
18.5m
灰白色,含石英,钙质胶结,局部采直裂隙发育,结构致密坚硬。
直接顶
细-中砂岩
3.5m
成分以石英为主,长石次之,泥质胶结,呈深灰色,局部含煤线。
伪顶
粘土岩
0.4m-0.8m
为一层砂质粘土岩局部存在。
直接底
粉砂岩
3.4m
上部为浅灰色粘土质,具滑感,往下渐为粉砂岩,富含植物茎化石印痕。
附图:
工作面煤岩层综合柱状图
三、影响回采的其它地质情况:
瓦斯
相对涌出量1.46m3/t,绝对涌出量0.49m3/min,属低瓦斯煤层
CO2
相对涌出量2.93m3/t,绝对涌出量0.99m3/min,属低CO2煤层
煤尘
煤尘爆炸指数38.49%,具有爆炸可能性
地温
工作区温度18°
C-20°
C,地温梯度2°
C/100m
自燃
煤层有自燃发火倾向,发火期为6-12个月
本工作面无冲击地压危险和应力集中区。
第四节储量计算
一、工作面储量参数
表五
走向长(m)
倾向长(m)
面积(m2)
厚度(m)
工业储量(t)
回采率
回采储量(t)
107
286
30572
2.8
115562
95%
109784
二、服务年限
工作面设计产量:
Q=L×
D×
M×
γ×
C×
330
=107×
1×
2.8×
1.35×
0.95×
=126798t
式中:
L——工作面长度,m;
D——工作面日推进度,m/天;
M——工作面采高,m;
γ——煤炭容重,1.35t/m3;
C——工作面回采率,中厚煤层取95%。
工作面的服务年限=可采储量/工作面设计产量=109784/126798=0.87年,
即10.4个月。
第二章回采工艺
第一节回采工艺概述
根据煤层赋存、工作面巷道布置方式及我矿现有技术装备,工作面确定采用倾向长壁后退式采煤方法,采用炮采工艺沿煤层顶底板回采。
一次采全高,全部垮落法管理顶板。
根据我矿现有支护材料,确定将采高严格控制在3.00米以内,当采高超过此规定时采取留设底煤的方法,采取相应措施,保证支柱达到初撑力,确保支护强度。
正式回采前,先调整切眼内两排顶梁,支柱、顶梁、均按规程要求调整柱、排距,上齐贴邦柱。
对拉工作面生产时,先组织左工作面生产,超前右工作面1米。
工作面初压前,控顶方式采用“见五回一”;
正常推采时,控顶方式采用“见四回一”。
生产工艺流程:
遵循:
爆破落煤→挂梁串顶、支临时柱子→出煤、改贴帮柱→移刮板输送机→支正规柱子→回柱放顶。
附:
工作面正规循环作业图标
第二节回采工艺设计
一、落煤、装煤、运煤
由于产量较低,工作面采用爆破落煤;
回采期间右工作面使用SGB-40T刮板输送机运煤,左工作面使用SGB-150C刮板输送机运煤,左、右工作面循环进度1m。
爆破落下的煤借助自重进入工作面刮板输送机,余煤由人工装入输送机外运。
1、设备验算:
工作面产量126798t/年,即每天出煤384.2t,取1.5的运输不均衡系数,
(1)、工作面刮板输送机:
以每班净运输时间为5小时计算,工作面运输机运输能力Q运应达到:
Q运×
5×
3≥384.2×
1.5
即Q运≥38.42t/h
(2)、顺槽输送机运输机运输能力Q运应大于工作面刮板输送机运输能力。
(3)、SGB-40T刮板输送机运输能力为150t/h,SGB-150C刮板输送机运输能力为250t/h,均可满足工作面生产运输需要。
2、左、右工作面上、下缺口及整个采面采用打眼爆破的方法进行落煤,爆破要求如下:
(1)、使用MZ-15煤电钻侧式供水钻杆,湿式打眼,严禁干打眼,炮眼布置为五花眼,串联联线,正向装药,水炮泥与黄泥封孔,用炮棍捣实,封泥长度不少于0.5米,串联正向爆破。
放炮母线使用双线单回路,爆破材料用二级煤矿许用乳化炸药与毫秒延期电雷管(总延期时间不得超过130ms),由专职爆破工采用FD100D煤矿用电容式发爆器起爆。
响炮顺序由溜尾向溜头方向放炮。
工作面采用分组装药、分次爆破的方法,但一组装药,必须一次起爆,正常情况下,连续放炮长度最多不超过15米,顶板破碎或有特殊地质构造时分段放炮(即扒开心),每段一次2米,一次起爆的最大炸药消耗量为11.25kg。
(2)、炮眼采用五花眼布置
(3)、炮眼特征表表六
名称
距离(m)
位置
角度
眼深(米)
利用率(%)
装药量(kg/孔)
距顶(m)
距底(m)
仰俯(度)
水平(度)
上眼
1.0
2.5
5-8
70-80
1.2
83
0.225
中眼
0.3
底眼
2.55
0.45
10-15
(4)、装药量:
项目
单位
顶眼
合计
循环炮眼数
个
115
345
每孔装药量
千克
0.30
0.825
循环用量
25.875
34.5
94.875
消耗定额
千克/万吨
构造影响系数为1.1
2168
(5)、爆破说明书表七
序号
数量
说明
1
打眼工具
型号
MZ-15手提式煤电钻
台数
台
2
炮眼特征
平均深度
米
采用五花眼
3
火药
炸药种类
2﹟煤矿许用乳化炸药
千克/孔
0.275(平均)
4
雷管
种类
毫秒延期电雷管
5
装药方式
分组装药
6
封泥
炮泥
黄土炮泥
水炮泥
个/孔
每孔不少于1块
封泥长度
≥0.5米
填满封实
7
起爆
联线方式
串联联线
起爆顺序
顺序起爆
正向爆破
(6)、炸药的规格及性能:
(1)使用二级煤矿许用乳化炸药。
(2)规格:
药卷直径:
30mm;
药卷长:
180mm,药卷质量:
0.15kg。
(7)、雷管的规格:
使用煤矿许用毫秒延期电雷管,最后一段的延期时间不得超过130ms;
脚线长度:
2m。
二、支护设计
工作面支护使用DZ31.5-25/100型与DZ25-30/100型单体液压支柱配合HDJA-1000型金属铰接顶梁进行支护,放炮后及时挂梁,顶梁带圆销子端朝向煤壁子,顶板完整时,每路顶梁间用三根串杆背顶,相互搭接不能少于150毫米。
顶板破碎时用板棚、串杆配合笆片背顶,遇顶板破碎难以维护时配合编织网护顶。
然后用合格的扁销子夹紧顶梁,大锤紧牢,顶梁相互平行,并垂直于煤壁,两肩压实,铰接好、梁头齐。
挂梁工必须在有效支架掩护下操作,严禁空顶作业。
1、单体支柱的支护设计
(1)、参考我矿多年来回采3煤层矿压观测资料,选择本工作面矿压参数。
预计工作面矿压参数参考表表八
单位
同煤层实测
本面选取或
预计
顶底
板条
件
直接顶厚度
m
3.5
6—8m
老顶厚度
18.5
10—15m
直接底厚度
3.4
0.3—3.0m
直接顶初次垮落步距
16±
15±
初
次
来
压
来压步距
35±
30±
最大平均支护强度
kN/m2
282
最大平均顶底移近量
mm
166
来压程度
明显
周
期
13.00±
kN/m2
显现不大
平
时
191
100
直接顶悬顶情况
<
底板容许比压
MPa
8.3
8
直接顶类型
类
二
9
老顶级别
级
10
巷道超前影响范围
20
(2)、合理支护强度的计算:
采用经验公式计算
Pt=4×
9.81×
h×
r
=4×
2.7=296.6KN/m2
式中:
Pt—工作面合理支护强度(KN/m2)
4-本面选取4倍采高的直接顶压力
h——采高(m)
r——顶板岩石容重(t/m3),取.2.7
选取“预计工作面矿压参数参考表”中最大平均支护强度为282KN/m2,工作面支护强度为296.6KN/m2,选取上述两项中最大值296.6KN/m2,
支柱实际支撑能力计算
Rt=Kg×
Kz×
Kb×
Kh×
Ka×
R
=0.99×
0.9×
1.0×
250
=190(KN/棵)
Rt------支柱的实际支撑能力KN/棵
Kg-------工作系数液压支柱取0.99
Kz-------增阻系数液压支柱取0.95
Kb-------不均匀系数液压支柱取0.90
Kh-------采高系数大于1.4m取0.90
Ka-------倾角系数取1.0
R--------额定工作阻力DZ31.5-250/100mm支柱取:
250KN
工作面合理的支护密度计算
N=Pt/Rt=296.6/190=1.56(棵/m2)
合理的支护密度,排距a为1m,柱距b=1/aN=1/1.56=0.64(m)
取柱距:
0.6米。
柱距偏差不超过:
0.6m±
0.1m。
控顶方式及支护参数:
(1)控顶方式:
初采期间采用“见五回一”;
正常推进时采用“见四回一”的控顶方式。
(2)支护参数:
表九单位(m)
范围
溜头
工作面内
溜尾
控
顶
距
初压前
最大
6.30
5.30
最小
4.30
初压后
3.30
排距
1.00
柱距
0.6
放顶步距
柱鞋直径的计算:
φ≥20
=170.8mm
Rt--支柱的实际支撑能力190KN/棵
Q---底板容许比压,8.3Mpa
根据计算需要在支柱下加垫直径为170.8mm的铁鞋,结合我矿现有支护材料情况,选用直径为250mm的铁鞋,当底板松软、支柱有钻底现象时,则需要在铁鞋下加垫木鞋,确保钻底量不超过100mm。
三、乳化液泵站
1、泵站选型、数量:
乳化泵选用BEW-80/20一台,备用同种型号的乳化泵一台,一台正常使用,一台备用。
2、泵站设置位置:
泵站设置在进风巷距工作面100~150m之间的峒室内或开宽位置,不准影响行人和运料。
3、泵站使用规定:
①要保证泵站压力不低于18MPa,乳化液配比2-3%。
要加强泵站的维修及供液管路的维修,杜绝系统的窜漏液,现场使用自动配比器,使用糖量计检查配比液浓度。
②乳化液泵要有专人看管,开动时按操作规程操作。
③泵站设备与轨道的安全距离不低于0.5米。
④泵站压力调整要求:
泵的卸载阀整定值为20MPa,严禁随意调整安全阀整定值。
四、工作面顶板管理
1、正常工作时期顶板支护方式
根据本工作面顶板特征,直接顶为细-中砂岩,根据相邻已回采***工作面的情况观察,直接顶岩石冒落后能充满采空区,大部分顶板随回柱随冒落,故采用三~四排控顶,“见四回一”的控顶方式控制顶板,全部垮落法管理顶板。
若面后局部悬顶面积超过(2×
5)m2时,必须采取人工强制放顶。
工作面使用外注式单体液压支柱,配合金属铰接顶梁支护,沿推进方向以正悬臂齐梁齐柱直线式支护顶板。
升柱使用注液枪,注液枪每10米安设一支,顶梁前悬700mm,后悬300mm接顶平稳,机头、机尾上下缺口分别使用六路双销顶梁特殊支护。
工作面采用阻燃塑料编织网作背顶材料时,规格以及使用方法如下:
(1)、塑料网的规格:
长×
宽=6.0m×
1.15m和长×
宽=3.0m×
1.15m两种菱形网,孔径均为50mm×
50mm。
(2)、使用方法:
①塑料网在顶梁之上沿工作面走向铺设,顶梁前端预留0.3m宽的网边,以便于下一循环联网,塑料网随工作面回柱放顶自行下落。
②工作面整修期间,放炮前,将塑料网与上排塑料网联好,悬挂在机道内,并将塑料网挂好,严禁妨碍采煤机通过。
放炮后,将塑料网展开、伸平,及时挂梁,塑料网的上、下两端头要随挂梁随联好。
联网的要求:
各网边连接要严密,对接联好,联网使用塑料网带,眼眼穿过,隔一个眼打一个扣,塑料网带要拉紧,打扣要实。
③根据现场情况,塑料网可重叠使用,但不准剪开。
④下出口下帮塑料网下垂长度不少于0.5m。
⑤特殊情况需临时挂塑料网时,每片塑料网联接点不少于5个。
⑥顶板破碎时塑料网之下每个顶梁档内,用板棚或串杆均匀背顶,以防塑料网下垂及便于下一个循环联网。
(3)、使用时注意事项:
①为保证铺网质量,顶板铺网要严密,所有的塑料网连接要牢固。
②回柱前要先检查塑料网是否损坏,如有损坏,要及时补网后再回柱放顶,补网质量达不到要求,不准进行回柱放顶及采煤工作。
③联网要2~3人协同操作,并注意观察周围顶板、煤壁、支架等情况,发现问题及时处理。
工作面输送机、采煤机必须停止运转。
④塑料网搭接处尽量避开顶梁,以利于联网,分段回柱处要尽量避开网头,以免损坏塑料网。
⑤当因工作面地质条件变化需要预挂顶梁时,可根据需要使用长度3.0m的塑料网或重叠使用。
⑥当局部顶板发生冒落时,先维护好顶板,然后再挂塑料网。
⑦每次回柱放顶前,必须清净放顶范围内的杂物及大块矸石。
2、正常推采时期特殊支护形式为:
(1)、临时支柱
工作面放炮后及时挂梁支设临时柱,间距为一架棚支设一棵,柱爪要全部卡在顶梁的牙槽内,支设牢固有力,临时支柱必须棵棵拴绳,防止倒柱伤人。
(2)、贴帮柱的支设:
当机道内的炭接近出净时,用打替柱子的方式将临时柱逐棵改到煤壁处,柱底紧靠煤壁,柱爪卡在顶梁前端4个牙槽内为贴帮柱,升紧打牢。
升柱时先挂牢防倒套子再升柱,严防倒柱。
端面距超过0.3米时支设带帽点柱(柱帽:
0.4米×
0.2米×
0.08米)。
(3)、密集支柱的支设方法及质量标准:
沿工作面放顶线排支设单排密集支柱,即在靠切顶排相邻两正规柱之间,加支一棵点柱并排成一条直线。
支密集和回密集同时进行,支密集超前回柱点2棵。
密集支柱支在相邻两正规支柱的中间,迎山有力,并与空茬排正规支柱支在同一直线上。
架设密集支柱时,如果顶板有裂隙,要躲开裂隙打在靠工作面的一侧,软底或煤底时,必须垫好铁鞋或木鞋。
密集支柱应支设在放顶线正规支柱防倒绳外靠老空侧。
(4)、切柱的支设
①在靠放顶线排顶梁下架架支设切柱,柱顶紧靠正规柱,不垫铁鞋支设,柱脚间距0.3—0.4米,升紧打牢。
②支护要求:
迎山有力,支设牢固,支设时最低初撑力不得低于50KN。
(5)、对柱的支设
在工作面超压区域段人行道老空侧,紧靠支有正规支柱的顶梁下垫铁鞋支设,支柱迎山有力,支设牢固,且留有不少于0.7米的人行道。
(6)、丛柱的支设
①支设方法:
在工作面放顶线排连续3架顶梁下各加支两棵支柱。
三棵支柱要均匀布置,柱脚间距0.3米,单排布置。
②支设要求:
每棵支柱迎山有力,保证丛柱四面见线,垫铁鞋支设,初撑力达到90KN以上,间距7米一组,每组九宫柱用细钢丝绳防倒。
3、回柱放顶及与其他工序平行作业的安全距离
回柱放顶拖后支齐正规处的距离不小于15米,分段回柱间距不小于15米。
当支护工序与其他工序发生脱节时,支护工有权要求暂停或减缓其他工序,优先进行支护。
4、特殊时期的顶板管理
(1)、初次来压的支护要求:
初压前,工作面采用“见五回一”的控顶方式。
贴帮柱、临时支柱均在第一刀起支设。
由切眼开始,推采5米时,将放顶线一排隔一棵支设一棵切柱,推采7米时将放顶线一排支齐切柱。
推采8米时,放顶线第二排柱子隔一架支设一棵切柱,放顶线排增设密集支柱和单排丛柱,丛柱间距为14米,溜头(尾)各设一组,推采10米时,增设双排丛柱,间距为7米,呈三角形排列。
推进10米时沿工作面放顶线每8米打一棵木质信号柱,并呈三角排列。
信号柱规格:
直径不大于80mm,中间应砍有不少于1/2的缺口。
顶板管理人员、测压员及时测压分析,掌握工作面来压情况,并随时观测信号柱变化情况,当信号柱发生来压信号明显时立即汇报当班跟班区长,并迅速组织人员撤到安全地点,待顶板垮落后,方可进入施工地点进行作业。
左右工作面自切眼推采前在煤壁侧平行煤壁打一排放顶眼,眼距1.2米,眼深不低于1.6米。
工作面推进10m,直接顶冒落高度达不到采高的1.5倍,倾斜长度超过工作面长度的三分之一时,必须进行人工强制放顶。
若悬顶未能放落或冒落后的顶板不能充实采空区时,并视现场情况适当加密支护。
每向前推进一米采取强制放顶一次,直至顶板垮落充实采空区。
(2)、初压过后及周期来压期间的顶板管理
初压过后由公司生产系统领导小组成员现场调查研究,安全无隐患后,由技术部下达通知后方可将控顶方式改为“见四回一”,将双排丛柱改为单排,间距为7米,切柱只保留放顶线一排,其它不变工作面进行正常推采。
回采时悬顶沿倾向达到2m,走向达到5m,必须采取加强支护措施,在人行道靠空茬侧正规柱梁下加支对柱,仍不冒落要实行人工强制放顶。
根据本矿回采经验,3煤层基本顶周期压力对回采影响不大,周期来压期间的顶板管理同正常回采。
(3)、工作面初采与末采的支护要求
工作面在回采前,开好上下缺口(3.5×
1)m,使用六路双销顶梁支护顶板,然后将溜子移至靠工作面煤壁一侧,再挂上两排顶梁支设两排正规支柱。
在挂梁支柱后,方可将原来的棚梁回出,进行推采。
工作面在推至停采线前,若煤壁与停采线不能互相平行,要先将工作面调正。
至停采线时,将支护空间缩小到三排支柱。
即推过最后一刀后,不再移置溜子,挂梁后支齐贴帮柱,支柱的卸载阀要朝向便于回收的方向,最后清扫浮煤,加固采面支护,清理上下出口,保持完好畅通,其高度不低于1.6米。
拆运输机,最后回采面支架。
工作面停采时要编制停采措施,加强顶板管理。
(4)过断层及顶板破碎时的顶板管理
在顶板破碎、断层等构造处作业或处理冒顶、伞檐等情况时,必须设专人监护观察顶板与支护,若有异常,先处理后再作业。
若采面压力大、顶板破碎或遇有特殊构造时,溜子移进度达0.5米,必须每节溜槽支设一棵临时支柱,必要时架架支设临时支柱。
工作面遇到断层、破碎带要多打眼,少装药,保证顶板完整。
工作面推采遇到倾斜断层时,采用放炮起底的方法推过,放炮要放小炮,起底的岩石必须全