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1、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

2、/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

3、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125450-7小XF99正断层310601-5小X

4、F94正断层300400.8小XF95正断层305500.5小XF99正断层270402.4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4 m3/h。第三节 煤层赋存条

5、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）8-1411 2.810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2.53.0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1.35 t /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

6、（%）S（%）P（%）MJ/KG容重t/m3牌号0.64-2.748.25-22.930.730.003928.60-33.61.35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18.5 m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.m -0.8m为一层砂质粘土岩局部存在。直接底粉砂岩3.m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0.4

7、9m3/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18C-20C，地温梯度2C/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）107286305722.811556295%109784二、服务年限工作面设计产量：Q=LDMC330=10712.81.350.95330=126798t式中：L工作面长度，m；D工作面日推进

8、度，m/天；M工作面采高，m；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

9、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.

10、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53384.21.5即Q运38.42 t/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250 t/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

11、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1.00.52.55-870-801.2

12、830.225中眼1.01.51.5070-801.2830.3底眼1.02.550.4510-1570-801.2830.45(4)、装药量:项 目单位顶眼中眼底眼合计循环炮眼数个115115115345每孔装药量千克0.2250.300.300.825循环用量千克25.87534.534.594.875消耗定额千克/万吨构造影响系数为1.12168(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22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454雷管种类毫秒延期电雷管循环用量个3

13、455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：180 mm， 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

14、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m3.568m老顶厚度m18.51015m直接底厚度m3.40.33.0m2直接顶初次垮落步距m1631533初次来压来压步距m353303最大平均支护强度kN/ m22822

15、82最大平均顶底移近量mm166166来压程度明显明显4周期来压来压步距m13.00213.002最大平均支护强度kN/m2282282最大平均顶底移近量mm166166来压程度显现不大显现不大5平时最大平均支护强度kN/ m2191191最大平均顶底移近量mm1001006直接顶悬顶情况m117底板容许比压MPa8.38.38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m2020(2)、合理支护强度的计算：采用经验公式计算Pt=49.81hr=49.812.82.7=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

16、（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=KgKzKbKhKaR=0.990.950.90.91.0250=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0.99Kz-增阻系数 液压支柱取0.95Kb-不均匀系数 液压支柱取0.90Kh-采高系数 大于1.4m取0.90Ka-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=29

17、6.6/190=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：0.6m0.1m。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6.305.306.30最小5.304.305.30初压后最大5.304.305.30最小4.303.304.30排 距1.00柱 距0.6放顶步距1.00柱鞋直径的计算：20 =170.8mmRt-支柱的实际支撑能力 190KN/棵Q-底板容许比压，8.3Mpa

18、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 250 mm 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100 mm。三、乳化液泵站、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。、泵站设置位置：泵站设置在进风巷距工作面100150m之间的峒室内或开宽位置，不准影响行人和运料。、泵站使用规定：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。乳化液泵要有专人看管，开

19、动时按操作规程操作。泵站设备与轨道的安全距离不低于0.5米。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(25)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700 mm，后悬

20、300 mm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=6.0m1.15m 和 长宽=3.0m1.15m两种菱形网，孔径均为50mm50mm。(2)、使用方法：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。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

21、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。根据现场情况，塑料网可重叠使用，但不准剪开。下出口下帮塑料网下垂长度不少于0.5m。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。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：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。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。联网要23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。塑

22、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。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。当局部顶板发生冒落时，先维护好顶板，然后再挂塑料网。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

23、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0.30.4米

24、，升紧打牢。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。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

25、，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

26、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

27、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（3.51）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，

28、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