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煤矿开采设计论文汇总
淮南职业技术学院
煤矿开采专业
毕业论文
题目：
采煤工作面设计
系部采矿工程系
班级开采《四》班
学号1002151
姓名王洋
指导老师汪老师
2013年04月24日
第一章工作面概况及地质特征
第一节工作面概况
一、工作面位置及范围
丁集煤矿位于淮南市西北，潘谢矿区中部，凤台县境内，阜淮线及矿区铁路专用线经过矿井南部，工业广场紧邻省道凤蒙公路，地理位置优越，交通方便。
井田东西长14.75公里，南北宽11公里。
共有可采煤层9层，煤层赋存稳定。
井田地质储量12.79亿吨，可采储量6.4亿吨。
煤层属中灰、中高挥发份、中高发热量，为特低硫、特低磷、富油的气煤和1/3焦煤，可供动力、炼焦配煤和化工之用。
工作面与XF10断层之间，具体位置及井上下关系如下表一所示：
工作面位置及井上下关系表表一
水平名称
-140水平
采区名称
回采采区
地面标高
+85～+87m
井下标高
-250~-315m
地面的相对位置
地面地表大部为农田，地势平坦，一条普通公路南北方向和一条生产小路东西方向纵横交叉穿行。
除地面有淮南矿业集团公司丁集煤矿运销专用铁路通过外，无其它建筑物及重要水体存在。
井下位置及与相邻关系
本工作面走向方向位于巷道工作面采空区和回采工作面之间，倾向方向位于辅助轨道巷和运输巷之间；
***工作面将于2011年5月回采完毕，回采工作面2007年9月回采完毕。
巷道工作面和回采工作面为未采动区。
走向长度
107m
倾斜长度
286m
面积
30572m2
第二节工作面地质构造及水文地质
一、断层情况以及对回采的影响
地质
构造
情况
本工作面沿煤层倾向仰采，在切眼掘进过程中揭露XF99断层，落差5米，由于断层落差大于煤厚，回采采用划分为两工作面的方法过断层，随着工作面的推采该断层逐渐逐渐减小，分别在运输巷点前S10点前18米处和联络巷进行了实际揭露；工作面北部靠近XF10断层，掘进过程中未发现有次生构造存在，除此之外，在回风巷和运输巷共揭露段3条，因落差比较小，对回采影响不大。
断层名称
断层性质
倾向°
倾角°
落差（m）
对回采影响
XF10
正断层
125
45
0-7
小
XF99
正断层
310
60
1--5
小
XF94
正断层
300
40
0.8
小
XF95
正断层
305
50
0.5
小
XF99
正断层
270
40
2.4
小
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
气煤
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
=107×1×2.8×1.35×0.95×330
=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
0.5
2.5
5-8
70-80
1.2
83
0.225
中眼
1.0
1.5
1.5
0
70-80
1.2
83
0.3
底眼
1.0
2.55
0.45
10-15
70-80
1.2
83
0.45
（4）、装药量:
项目
单位
顶眼
中眼
底眼
合计
循环炮眼数
个
115
115
115
345
每孔装药量
千克
0.225
0.30
0.30
0.825
循环用量
千克
25.875
34.5
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
项目
单位
数量
说明
1
打眼工具
型号
MZ-15手提式煤电钻
台数
台
2
2
炮眼特征
平均深度
米
1.2
采用五花眼
3
火药
炸药种类
2﹟煤矿许用乳化炸药
每孔装药量
千克/孔
0.275（平均）
循环用量
千克
45
4
雷管
种类
毫秒延期电雷管
循环用量
个
345
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
米
≥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
起爆顺序
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
序号
项目
单位
同煤层实测
本面选取或
预计
1
顶底
板条
件
直接顶厚度
m
3.5
6—8m
老顶厚度
m
18.5
10—15m
直接底厚度
m
3.4
0.3—3.0m
2
直接顶初次垮落步距
m
16±3
15±3
3
初
次
来
压
来压步距
m
35±3
30±3
最大平均支护强度
kN/m2
282
282
最大平均顶底移近量
mm
166
166
来压程度
明显
明显
4
周
期
来
压
来压步距
m
13.00±2
13.00±2
最大平均支护强度
kN/m2
282
282
最大平均顶底移近量
mm
166
166
来压程度
显现不大
显现不大
5
平
时
最大平均支护强度
kN/m2
191
191
最大平均顶底移近量
mm
100
100
6
直接顶悬顶情况
m
<1
<1
7
底板容许比压
MPa
8.3
8.3
8
直接顶类型
类
二
二
9
老顶级别
级
二
二
10
巷道超前影响范围
m
20
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
=4×9.81×2.8×2.7=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
=0.99×0.95×0.9×0.9×1.0×250
=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
6.30
最小
5.30
4.30
5.30
初压后
最大
5.30
4.30
5.30
最小
4.30
3.30
4.30
排距
1.00
柱距
0.6
放顶步距
1.00
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
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