应用科学技术改进采矿方法创效益Word文档格式.docx
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煤炭企业应加快开发利用步伐，走以煤为本，综合开发，多矿种经营的路子。
1.2.3煤矿开采新技术应用
煤炭工业是国民经济的基础工业，它为许多重要工业部门提供原料和能源。
近年来，我国煤炭工业发展取得了显著的效果，综采、综放技术，普采、炮采工艺有了极大地改进。
立井施工中，一些矿区装备使用了大型绞车、提升机、井架钻架，深孔光面爆破，大型抓岩机，锚喷和滑模筑壁等机械化作业线，岩巷施工方面，以钻装锚机为主体的作业线，以凿岩台车、侧卸装载机为主的作业线已广泛采用，全断面掘进机正在积极推进中，深孔光爆、锚喷支护、激光指向等特色机械化施工工艺已取得了很好的效果，此外，施工管理技术方面也得到了不断改进和提高。
1.2.4环境问题
1.对土地资源的破坏和占用煤炭开采对土地资源的破坏损害，井工开采以地表塌陷和矸石山压占为主，而露天开采则以直接挖损和外排土场压占为主。
2.对水资源的破坏和污染煤炭开采过程中，进行的人为疏干排水和采动形成的导水裂隙对煤系含水层的自然疏干，破坏了地下水资源.同时开采还可能污染地下水资源.
3.对大气环境的污染主要来自矿井排出的煤层瓦斯和煤矿矸石山的自燃。
第2章采煤工艺与掘进工艺
（工作面背景介绍）
参考文献广元市小溪沟煤业公司3914回采工作面及+370东集中运输巷作业规程
2.1回采工作面位置及井上下关系
附表1-1-1工作面位置及井上下关系表
水平名称
矿井延伸水平
采区名称
+430采区
地面标高
+800m～+620m
井下标高
+430m+490m
地面相对位置
小溪沟西侧灯盏窝一带，地表坡度大，植被覆盖较好，无建、构筑物。
掘进施工对地表无影响。
回采对地面
设施的影响
该工作面在回采范围内无人工建、构筑物，且采深较大，回采对地表基本无影响。
井下位置与
四邻关系
矿井东邻葡萄石煤矿，该矿曾越界进入我矿登记开采范围进行采掘活动，在本矿+490水平九煤半煤巷掘进施工中探到其采空区，布置回采工作面时留有20米以上的保护煤柱。
2.2回采工作面参数及煤层情况
附表1-2-23914（K9）工作面参数表
走向长度（m）
730
倾斜长度（m）
95
面积（m2）
69350
附表1-3-3工作面煤层情况表
煤层厚度（m）
0.8—1.4
结构
式（m）
O.90
容重（t/m3）
1.4
煤层
硬度
中等
煤种
SM
倾角（°
）
38-40
稳定
程度
较稳定
煤层情况描述
9—1煤层，有2—3个煤分层，夹矸为3—15cm厚的粗砂岩，煤性硬，回采过程中易片帮；
爆破效果不佳时人工剥离（清帮）难度较大，容易形成伞檐和造成煤壁不直。
附表1-4-4煤层顶底板情况表
煤
层
顶
底
板
情
况
顶板名称
岩石名称
厚度m
特征
基本顶
细砂岩
2—6
直接顶
粗砂岩
大于1
较稳定，支柱回撤后易大块冒落
伪顶
0.3—0.8
脆性、易断裂，伪顶与直接顶间层理清晰，间或夹煤线，随煤壁推进极易冒落。
直接底
砂页岩
0.1—0.4
为复合岩层，稳定性差
老底
2.5—5
岩性稳定
2.3地质构造及其对开采的影响
该回采区内无大型褶曲构造，根据+550采区和+490采区回采揭露情况推测，可能出现小范围走向或倾向褶曲，对工作面生产无严重影响。
2.4回采工艺
2.4.1爆破落煤，上下端头采用爆破落煤，打眼放炮人工攉煤，炮采段按1.2m间距支设贴帮柱。
打眼方法：
炮眼采用双排眼布置，眼深1.0米，眼距0.9米，采用矿用水胶炸药，每孔装药量0.3kg。
爆破操作严格执行“以炮三检”和“三人连锁放炮”制。
每次放炮前，进行煤层注水工作，钻孔布置在煤层中间硕板以下1.0m处，俯角15度，根据爆破落煤长度每6m布置一个注水孔。
表六炮眼特征表
名称
距离（m）
位置
角度
眼深（m）
利用率（%）
装药量（kg/孔）
炮眼数量（个）
距顶（m）
距底（m）
仰俯（°
水平
（°
顶眼
0.9
0.6
1.6
仰5°
85
1.0
80
0.30
底眼
0.4
俯5°
表七爆破说明书
序号
项目
单位
数量
说明
1
打眼工具
型号ZMS-60
风煤钻
台数
2
上下平巷各一台
炮眼特征
循环眼数
个
25
循环炮眼总长度
m
3
炸药
炸药种类
ф27
矿用水胶炸药
每孔装药量
Kg/孔
0.3
循环用量
Kg
7.5
吨耗
Kg/t
0.0196
4
雷管
种类
毫秒延期电雷管1—5#
个/t
0.065
5
封泥
炮泥
≮0.5
粘土炮泥
水炮泥
封泥长度
封满封实
6
起爆
联线方法
串联联线
2.4.2人工装煤机车运煤，一般装车4人，各站在矿车四角，一手握锹200毫米处，一手握锹把后端，全身用力，均匀地将锹插入底子薄板把锹装满，要看准将煤装入车内，要精力集中注意左右，前后周围人的安全，特别是在装满时防止煤块滚落伤人。
煤矸不能超车沿。
进入工作面时检查车道和作业地点的顶板，片邦等隐患。
在装运煤时要适量不准超载，在重车下坡时打好刹车掩，以免滑车挤伤人。
有两人同时在一个工作面运输时要做到空车让实车，确保工作面的煤按时运出地面。
2.4.3采空区处理，采用全部垮落法和煤柱支撑法，用回柱绞车回撤支柱，回柱按由上而下、采空区侧向煤壁方向的顺序进行，并应遵守安全规程的各项规定，以保证回柱放顶工作的安全。
2.5全岩掘进施工
表9巷道断面图
表10巷道炮眼布置图
2.5.1钻眼爆破，爆破后巷道断面和轮廓应符合设计要求，对顶、帮围岩的震动和破坏小，有利顶板管理，崩落的煤、岩块不打倒支架，块度均匀便于装运，炮眼利用率高，所消耗的雷管和炸药量要少。
2.5.2通风与降温，风量规定，①爆破后15分钟能把工作面的炮烟排出；
②按掘进工作面同时工作得最多人数计算，每人每分钟的新鲜空气量不应小于4m。
；
③风速不得小于0.15m／s；
④混合式通风系统的压入式通风机，必须在炮烟全部排出工作面后方可停止运转。
综合防尘降温技术有，湿式钻眼、喷雾洒水、冲洗井壁巷帮、使用水炮泥、加强通风排尘、加强个人防护等。
第3章顶板控制及支护形式
3.1顶板支护设计
3.1.1工作面的支护设计
1、根据支架的型号及允许的端面距，结合本工作面实际情况，确定本工作面最小控顶距为3.975m，最大控顶距为4.575m，落煤进度0.90m，放顶步距0.90m，全部陷落法处理采空区。
采用经验公式计算工作面支护强度
pt=9.81hγk=9.81×
1.1×
2.5×
8=215.82kN／m2
式中：
pt——工作面合理的支护强度，kN／m2；
h——根据+430采区K9煤层地质资料，3914工作面平均采高为1.1m；
γ——顶板岩石重力密度，t／m3；
K——工作面支柱应该支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般取4—8，根据具体情况合理选取，本工作面计算时取8。
2、根据工作面的煤层顶底板的情况、煤层情况、采高及支架情况，选取ZY2400／6.5／13型支架。
按提供的支架最小工作阻力2400KN计算该支架的最小支护强度为：
最小支护强度=
=
=365.73（kN/m2）
根据以上计算结果可知该种支架的最小支护强度为365.73kN／m2，大于工作面的顶板的来压强度215.82kN／m2。
，因此ZY2400／6.5／13型支架完全能有效支护工作面的顶板。
3.2支护设备及数量
工作面采用ZY2400／6.5／13型支架支护顶板，支架沿走向布置，液压支架中心距1.5m。
工作面平均长度为125m，所需支架为81架（按实际安装距离1.5m计算）。
3.3支护设备配套设备及规格
1、木挑方规格：
长×
宽×
厚=0.90m×
（0.10～0.15）mx（0.05～0.08）m
2、木挑板规格：
厚=0.40m×
0.09m×
（0.03～0.05）m
3、木支柱规格：
宽。
厚：
1.0m×
0.15m×
0.10m
4、在机、风巷距工作面上下出口50m范围内备用不小于0.5m2的木支柱、木挑方。
5、在风巷距工作面上出口50m范围内备用50根单体液压支柱。
3.4全岩巷支护
3.1.1巷道围岩的力学性质，由于巷道围岩的单向抗压强度使用普遍且易测得，因此选取巷道围岩综合抗压强度б围反映围岩的力学性质，б围是巷道顶板强度、底板强度及两帮强度的综合反映，它们的组合作用由权重系数来体现。
围岩的综合强度指标由下式确定：
之所以这样选取主要是考虑到当巷道顶底板，两帮确定不同时围岩综合确定的取值。
3.1.2施工与支护技术，一次支护，巷道开挖后立即打锚杆挂网（锚杆为ф14×
1700mm快硬水泥金属锚杆，问排距800×
800mm，钢筋网规格为2000×
100mm、由ф6.5mm钢筋焊成、网孔100×
100mm）。
根据围岩稳定性可挂单层或双层网，必须挂全网，网间压茬不少于100mm，并要每200mm逐点连接，使整个支护成为一个整体；
喷浆必须及时，可两掘一喷，也可一掘一喷，；
有时为避免打锚杆时岩石见水冒落，可采用喷后再锚的方式，挂网和锚杆的质量是关键。
遇断层、节理等地质构造带时采用二次加强支护，即增加喷浆厚度，增加喷浆料得附着力减少回弹以及避免巷道来压时顶板脱落。
第4章运输系统及劳动组织
4.1回采工作面运输
4.1.1运煤设备及装、转载方式，回采工作面运输系统是煤矿井下最繁忙。
最复杂、也是最主要的生产系统之一。
此系统的工作好坏，即系统的可靠性大小直接影响矿井其他生产系统的运行情况、矿井的产量和各项经济技术指标的好坏。
要使回采工作面运输系统畅通无阻，必需实行煤流运行全过程的可靠性管理。
放炮落煤，溜槽自溜煤出工作面，矿车人工装煤，集中到桥式转载机、破碎机和回采半煤巷、集中运输巷提升出井口。
4.1.2巷道变形，此工作面跨采对底板运输巷道的影响明显，超前影响距离10～20m，影响峰值位于回采工作面后30～40m附近；
在回采工作面后60～70m，巷道变形速度趋于正常。
4.2掘进工作面运输，采用人工打眼、放炮落矸、扒装机装矸、电瓶机车牵引普通矿车运矸。
4.3机电运输安全，加强特殊工种的用工制度管理煤矿机运工种对技术的要求较高，其各岗位工种必须由思想端正、技术过硬的工人来担任，特殊工种人员要严格考核发证，持证上岗。
加强安全工作力度，向管理要安全实践证明，要抓好安全工作，离不开有效的监督，必须强化监督制约机制，充分发挥现场安监人员的作用；
同时，必须坚持行之有效的安全管理制度，特别是要建立和完善各级领导和业务部门的安全生产责任制和工人的岗位责任制，明确每个人的安全职责。
制定出切实可行的大型机电设备安装验收管理制度，进一步规范机电运输设备安装验收管理制度，对于机电运输设备安装、维护、检修和验收等环节的管理和监督必须加强，强化业务保安部门的管理职能，避免机电运输设备事故的发生。
4.4劳动组织优化，
4.4.1按核定的生产能力合理安排全年生产计划和劳动定员；
坚持正规循环作业，做到均衡生产；
按规定安排主要采掘设备、提升运输设备检修，严禁挤占设备检修时间进行生产作业；
严禁两班交叉作业；
除带班人员、要害岗位人员必须在现场交接班以外，严禁其他人员在采、掘作业现场交接班。
4.4.2优化劳动组织和人力资源配置。
煤矿企业优化劳动组织合理安排队、组编制，减少管理层次，减少工作环节，逐步实行四班六小时工作制，用三班进行生产，一班进行检修。
4.4.3推行井下人员管理监测系统。
煤矿企业应利用先进技术和装备，加强入井人员考勤，逐步推进井下人员管理监测系统，及时准确掌握入井人数和入井人员的工作区域。
将煤矿井下人员管理监测系统纳入煤炭行业管理、煤矿安全监管信息管理网络系统。
第5章通风与安全
5.1回采工作面通风
5.1.1通风方式及方法，3914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。
在回风川页槽和尾巷每隔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3914尾巷利用采外配风，选用2×
22Kw对旋局扇通风，风机位置在3914尾巷进风联巷调节窗外，风筒直径800mm，风筒出口距尾巷掌头必须小于5米。
5.1.2配风量计算
1、按工作面瓦斯涌出量计算，根据以往工作面回采经验，因此3914工作面风排瓦斯绝对涌出量为0.7m3/min。
Q采回=q回ch4/1.0％×
K回ch4=4.5/1.0％×
1.6=720m3/min
Q采尾=q尾ch4/2.5％×
K尾ch4=7.45/2.5％×
1.6=480m3/min
Q采=Q采回+Q采尾=1200m3/min（含采外配风300m3/min）
通过工作面的风量为：
1200-300=900m3/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
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。
3、按工作面人数计算
Q采=4N=4×
60=240m3/min
4——每人所供给风量不得少于4m3／min；
N——采煤工作面同时工作最多人数。
4、配风量的确定及风量分配：
5.2掘进通风
采用压入式通风：
局部通风机安设在距掘进巷道口10米以外的进风侧。
利用局部通风机使新鲜风流通过风筒压入掘进工作面，工作面的污浊风流沿掘进巷道排出。
爆破后，新鲜风流从风筒出来时形成一股射流，这股射流逐渐扩大进入充满炮烟的掘进工作面，在射流体周围的炮烟，借紊流扩散作用向其内部掺混，并向前流动，当射流向前流动时，其风速逐渐减少，到一定距离后即改变流向推移炮烟向掘进巷道口排出。
炮烟沿掘进巷道排出时，由于被拉长和紊流扩散作用，巷道中的空气稀释炮烟，使有害气体的浓度逐渐降低。
此外，由于风筒漏风和巷道中的淋水（溶解炮烟中氮氢化合物），也可使有害气体的浓度逐渐降低。
风流从风筒出口到其转向点的距离，叫有效射程。
在有效射程之外，将出现涡流停滞区炮烟不能在射流作用下有效地掺混和带走，因此，为了使压入式通风的风流有效地排出工作面的炮烟，风筒出口距工作面的距离不得超过风筒出口射流的有效射程。
5.3通风注意事项
井巷风量要合理，因摩擦阻力与风量的平方成正比，因此在通风设计和技术管理过程中，不能随意增大风量。
各用风地点的风量在保证安全生产要求的条件下，应尽量减小。
掘进初期用局部通风机通风时，要对风量加以控制。
及时调节主要通风机的工况，减少矿井富裕总风量。
避免巷道内风量过于集中，要尽可能使矿井的总进风早分风，总回风晚汇合。
保证有足够大的井巷断面。
选用断面周长较小的井巷。
减少巷道长度。
5.4矿井通风安全控制
隐患治理分析必须是连续和系统的，必须贯穿于“一通三防”的整个过程；
要对瓦斯浓度变化、粉尘飞扬和堆积状态、烟雾蒸汽征兆、风流稳定情况等进行动态检测和分析，重点是对测点的密度、监测的强度、各参数的危险值、测试人员的责任、处理及汇报程序有一个明确的规定；
加强对硬环境的监测，确保设备设施的灵敏可靠及工作场所的适宜。
5.5通风安全管理
安全与生产、效益是密不可分的。
安全是企业生产的前提，生产是效益的保障。
实践证明，只有安全搞好了，才是最大的效益，安全工作做不好，出了事故，企业和个人都将受到损失，严重影响煤矿效益，只有首先搞好好安全工作，才能保证更好地生产，因此要注意文申论述的安全因素，确保煤矿安全稳定发展。
5.6矿井通风系统评价综合指标kq的计算
根据有关规定，利用上述kq计算式，可推算出矿井通风系统评价综合指标的定值。
2，3％的标准定值计算
2，3，1矿井有效风量率
P效=（矿井有效风量总和／矿井总进风量）×
100％
按要求p效大于85％，故计算时取0.85。
2，3，2矿井总进风比
K进=矿井实际总进风量／矿井实际需要进风量
矿井实际需要进风量=矿井计算风量／085，Ks应大于1，计算时取1。
2，3，3矿井总回风比
K回=矿井总回风量／矿井主要通风机工作风量
式中，矿井总回风量是指主要通风机风硐内测定的风量：
矿井主要通风机工作风量是主要通风机效率特性曲线最佳点所对应的工况风量。
K回一般都小于1，计算时取0.9。
第6章采煤掘进工作面灾害事故的总体防治
我国煤矿生产的发展与煤矿安全技术的进步密不可分，煤矿安全技术进展不断支持着煤矿生产技术的进步和生产水平的提高，如煤与瓦斯突出预测预报技术、瓦斯煤尘爆炸动态预警技术、突水预测预报技术、隐蔽火源探测技术等安全生产新技术新难题，须针对矿井自身条件进行改进再创新。
6.1瓦斯防治
6.1.1“瓦斯不治，矿无宁日”，治理好瓦斯对煤矿就是效益，对职工就是最大的福利，就是隐形奖金。
在治理瓦斯工作中必须做到高素质、严管理、舍投入、强技术、抓思想、重抽采、多利用。
通风系统必须独立、可靠、稳定，采掘工作面确保有足够的新鲜风流，瓦斯才能不聚积、不超限，瓦斯事故才会被扼杀在萌芽状态。
6.1.2杜绝明火火源，建立严格的检身制度，杜绝非生产需要的火源，如井下严禁吸烟，携带如火柴、打火机等点火物品入井，明火照明等。
对生产中无法避免的高温热源，可以采用专门的措施来眼见控制，像只准许使用特制的矿用安全炸药和电器设备，加强井下火区的管理，禁止井下拆开矿灯等。
6.1.3加强瓦斯浓度的检查，可以专门配备瓦斯检查工作人员坚强检查，可以每隔几十分钟检查一次；
或者装备瓦斯在线自动检测系统，可得到工作点瓦斯浓度的实时连续变化情况。
一旦瓦斯浓度达到0.4％，则暂时停工，并采取措施，直至达到要求，才能复工。
6.1.4建立完善的监测监控系统、管理系统，利用先进的技术手段，通过先进的网络，建成集数据、语音、视频于一体的综合信息网络平台，加强监督检查，强化操作培训，统一规范管理，健全责任制，实现全局联网。
全面加强企业管理，责任明确。
要健全本煤矿的瓦斯治理工作责任制体制，成立瓦斯治理组织机构，切实做到不折腾；
保证瓦斯治理规划、目标、措施的制定和实施情况，细化安全责任，加强对干部和职工的培训。
更新观念，开展走出去战略。
通过走出去参观、学习、培训，参加文化交流，组织本部门有关人员尽可能参加各种会议，引进先进的瓦斯治理的理念、技术，结合本矿的实际，大胆应用并创新。
6.2顶板事故的防治
6.2.1这类事故的后果往往造成较大人员伤亡和经济损失，严重威胁矿井安全生产。
矿井回采工作面顶板事故发生的原因，一是对采矿工作面的顶底板情况及其活动规律了解不清；
二是缺乏针对性防治措施。
6.2.2顶板事故的形成原因
顶板事故形成与地质构造、顶板性质、支架支撑情况、推进速度、操作程度和生产现场管理都有直接关系。
由于局部空帮、空顶或支护不当、不及时支护，由于矿山压力过大，主由于支护密度不够，支护可缩量小，顶板沉降不均衡，采空区顶板垮落不好，悬顸面积大，回柱操作顺序不合理，工作面支护质量不好，支架密度不够，以及管理上的原因，违章作业，不坚持敲帮问顶、空顶作业等均会导致冒顶。
6.2.3、采煤工作面顶板事故防治
6.2.3.1老顶来压时压垮型冒顶预防措施
①合理设计采煤工作面支护，使支护具有足够的支撑力和可缩量，当老顶来压比较强烈时，要选用可缩量较大的支柱，有时要选用具有大流量安全阀的支柱，并加强后排支柱的支撑强度。
②要进行顶板断层情况的预测预报。
遇到平行于工作面的断层
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