毕业设计6采煤方法永川孔祥清.docx

1、毕业设计6采煤方法 永川孔祥清6 采煤方法根据本矿井实际情况，设计选用走向长壁采煤法。采煤工作面采用后退式回采方式，工作面为“U”型通风方法；因为急倾斜煤层，采用正台阶30伪斜开采；放炮落煤、式作面自溜运输至工作面运输顺槽人工装车，沿区段运输巷运出；工作面采用单体液压支柱支护，三、四排控顶，沿水平方向分段布置密集支柱。6.1 采煤方法的合理性分析1、开采技术条件根据重庆市煤炭工业管理局文件（渝煤监管201259号）“关于永川区煤矿2011年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”，鉴定永川区洪水沟煤矿为瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量为0.44m3/min,相对瓦斯涌出量为9.18m3/t；2010年绝对瓦斯涌

2、出量为0.42m3/min,相对瓦斯涌出量为9.16m3/t；根据重庆市煤炭质量监督检查检验站2012年4月16日检测报告，外连煤层自燃倾向为二类（自燃），煤尘有爆炸危险；双连煤层自燃倾向为二类（自燃），煤尘有爆炸危险。矿井开采煤层为极薄煤层，煤层平均倾角49。煤层顶底板岩层以砂质页岩、粉砂质泥岩、细砂岩为主，稳定性较长差，顶板遇水易膨胀。开采必须进行全巷支护，防止垮塌、底鼓等不良现象。2、采煤方法的选择及合理性分析根据煤层的赋存情况及开采技术分析，同时考虑本地工人对采煤方法的技术熟练程度及矿井采掘运输装备水平及其发展趋势，为简化巷道布置及运煤、通风系统，减少巷道掘进和维护费用，设计选用走向长

3、壁采煤法。该采煤方法区段巷道为平巷，掘进较方便，有利于辅助运输、有利于行人及采区排水，工作面通风条件好，能很好地解决通风所带来的困难，回采连续性强，对煤层赋存条件适应性强，采煤工艺简单。采煤工作面采用后退式回采方式，工作面为“U”型通风方法；该通风方法可以减少采空区漏风量，提高通风量率。6.2 采煤工艺 1、落煤方式：设计采用煤电钻打眼放炮落煤。 2、装煤、运煤：采煤工作面采用人工攉煤、溜槽自溜运输煤炭，工作面运输平巷人力推车运输。3、工作面支护和顶板管理：设计DZ06-25/80型外注式单体液压支柱支护顶板。矿井采用局部充填法管理顶板，采煤工作面采用DZ06-25/80型外注式单体液压支柱支

4、护顶板，工作阻力250kN，最大支撑高度630mm，最小支撑高度450mm。采用“三四”控顶，柱、排距分别为1.0m和1.2m，最大控顶距3.2m，最小控顶距2.2m。设计采煤工作面的充填步距为2.4 m，用破底后采高不低于0.6m)。4、工作面循环作业：设计采煤工作面采用“三八”作业制，自采自准，采煤工作面每班进1.0m，循环进度1.0m，日循环个数3个，日推进度3.0m。5、采区、工作面的回采率：本矿井开采煤层属薄煤层，放炮落煤，采区回采率为85%，采煤工作面回采率为97%。6、采煤工作面回采方向：回采工作面采用区段后退式开采，采区内以提升上山为界，分两翼布置回采工作面。回采工作面的上下端

5、口应在运输巷、回风巷超前20m加强支护，可根据矿井的实际情况调整每架料之间的距，设计为1.0m，增加支架后为0.5m,且每架料之间采用固定拉杆进行固定,在工作面的上下端头有用密集支柱加强支护,设计柱支与之间的间距为500mm,长度不少于10m,在作业规程中必须制定工作面端头支护的安全措施，包括工作面端头的特殊支护方式。根据矿井开拓部署，矿井投产时布置2个炮采工作面和4个掘进工作面。设计结合煤层赋存条件、开采技术条件和管理技术水平考虑工作面设备的安全性，保证在安全生产的基础上稳产6.2.1 炮采工艺参数 6.2.1.1 回采工艺该工作面采用走向长壁后退式采煤法，由下往上采用爆破落煤，炮眼采用单排

6、眼布置，落煤沿底板自溜而下，区段平巷采用人力推车运输。 根据煤层厚度、顶板情况采用DZ06-25/80型外注式液压柱带帽点柱支护顶板，工作面采用见4回1留3 的顶板管理方法，最后一排为切顶密柱；支柱走向排距为0.61.0m，倾向柱距为1.0，倾向方向每隔3m设一沿走向方向密集支柱；最大控顶距为3.2m，最小控顶距为2.2m；采空区处理采用全部垮落法，人工回柱放顶；劳动组织为每小班1个循环，循环进度为0.61.0m。工作面循环特点：小班打眼装药后，由下而上放炮，待放炮结束后，由上往下出煤，出完煤后进行支护。 大倾角薄煤层工作面关键技术问题是由于工作面倾斜角大、煤层薄，给生产和安全带来了一系列问题

7、，经过探索，采取如下措施： 1、工作面采取“三防”和“一伪”的防跑、防滑、防矸石窜人措施。（1）支柱防跑:为防止支柱失效滑伤人，用一根长0.9米，直径9.5mm的油丝绳，绳子一头有挂钩，另一头油丝绳扣缠住支柱，沿倾斜向上挂在单体支柱手把体上，将相邻排柱相互联结起来，使其成为一个整体，防止支柱下滑伤人。（2）人员防滑:为方便工作面行人运料和作业方便，沿工作面倾斜方向每隔1.5米设防滑木方，随工作面推进而前移。（3）防矸石冲入工作面:工作面沿走向每30米，设一道木密柱条带（木柱直径）160mm，木柱间隙为200mm），只设不收，防止采空区顶板垮落时冲倒支柱。（4）一伪：工作面正台阶30伪斜布置，可

8、防止采空区矸窜入工作面，同时也能保证煤不下滑。 2、超前开联络眼。由于工作面倾角大，煤层薄，工作面的下出口容易堵住，造成工作面微风和人员上下困难，为解决这一问题，采取在工作面下出口超前工作面煤壁，沿走向每间隔15米开一缺口贯通煤壁，以确保人员上下需要和通风安全。 3、加设挡板，防飞石及物料伤人，实现分段作业。为了防止工作面飞石和物料下滑伤人，沿工作面倾斜每隔20米设一处挡板，挡板长2.5米，6.2.1.2 炮眼布置：炮眼布置如图6.1所示（图6.1 回采工作面炮眼布置图）6.2.1.3 爆破工艺1、本矿是薄煤层，结合本矿开采经验，采用单排眼布置方式，效果较好。2、爆炮眼与煤壁的水平夹角一般为5

9、080，软煤取小值、硬煤取大值。3、为了不崩倒支架，应使水平方向的最小抵抗线朝向两柱之间的空当。4、井下爆破员工作必须由专职爆破员担任，必须严格执行“一炮三检制”和“三人连锁制度”。5、工作面采用毫秒爆破，总延期时间不得超过130s，应全断面分三次起爆。6、爆破员必须把炸药、电雷管分别存放在专用爆炸材料箱内并加锁，严禁乱扔乱放，爆炸材料箱必须存放在顶板完好、支架完整且避开机械、电器设备地点。爆破时，必须将爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。7、从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线、硬拽管体，也不得手拉管体、硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉往前端脚线将电雷管抽出；抽出单个电雷管后，必

10、须将其脚线扭结成短路。8、装配引药时，必须遵守下列规定：（1）必须在顶板完整、支架完好、避开电气设备和导电体在爆破员作地点附近进行，严禁在爆破箱上装配起爆药卷。（2）电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。（3）电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替木棍扎眼，电雷管必须全部插入药卷内严禁将电雷管斜插在药卷中部或捆在药卷上。（4）装药前，首先清楚眼内的煤岩粉，再用炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，炮眼内各药卷必须密接。（5）炮眼必须用水炮泥、炮土封实，封泥长度不得小于0.5。9、装药前和爆破前有下列情况之一，严禁装药爆破：（1）采掘工作面的空顶距离不符合作业规程

11、规定，或者支架有损坏，或者三檐超过规定。(2)爆破地点附近20以内风流中瓦斯浓度达到1.0%。(3)在爆破地点20以内有未清楚的煤、矸，或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。(4)炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透采空区等情况。(5)采掘工作面风量不足。(6)有透水征兆（温度变冷、挂红挂汗，有水叫、雾气）。10、放炮前，班组长必须亲自布置专人在所有通往放炮地点道路上且距放炮地点100以外的安全地点进行警戒，警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。放炮地点为80外的放炮躲避硐内进行，放炮距离不小于80，且要避开放炮的直射方向。11、爆破母线和连接线应符合下列要求：（1）破母线和连接

12、线、雷管脚线和连接线、脚线之间的接头必须互相扭紧并悬挂，不得和导电体相接触；（2）爆破母线随用随挂，不得使用固定爆破母线；（3）爆破母线与电缆电线信号线线必须分挂在巷道两侧；（4）只准采用绝缘母线单回路爆破。（5）爆破前，爆破母线必须扭结成短路。12、井下爆破必须使用发爆器。13、爆破员必须最后离开工作面，并必须在安全警戒线以外安全地点起爆。14、发爆器的把手、钥匙必须由爆破员随身携带，严禁转交他人；不到爆破通电时，不得将把手或钥匙插入发爆器；爆破后，应立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线扭结成短路。15、爆破前，脚线连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破员进行。爆破母线连接脚线，检查线路和通电工

13、作，只准爆破员一人操作。爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方可下达放炮命令。爆破员接到命令后，必须先发出爆破信号，至少等5s，方可起爆。16、爆破后，待工作面的炮眼被吹散，上岗干部、爆破员、瓦斯员和班组长必须首先巡视爆破地点进行全面检查，如有危险情况，必须立即处理。17、通电拒爆时，爆破员必须先取下把手和钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路；使用延期电雷管时，至少要等15min，才可沿线路检查，找到拒爆原因。18、处理拒爆、残暴时，必须在班组长指导下进行，并应当班处理完毕；如果当班未能处理完毕，当班爆破员必须在现场向下一班爆破员交接清楚。处理拒爆时，必须遵守下列规定：（1）由于连线

14、不良造成拒爆，可重新连线起爆。（2）在距拒爆炮眼0.3m以外重打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。（3）严禁用镐刨或从炮眼中取原来放置的起爆药卷，或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药，严禁将炮眼残底继续加深，严禁用打眼方法往外掏，严禁用压风吹惧爆炮眼（残暴）。（4）处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破员必须详细检查炸落的煤矸，收集未爆的雷管。（5）在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。19、爆破员要严格执行火工品的领退制度，剩余的火工品要交回火药库。20、严禁放明炮、糊炮。21、炮眼必须装水泡泥。6.2.1.4 循环进尺: 8001000mm ；6.2.2 采掘设备的安全性

15、采煤工作面采用煤电钻打眼，溜槽自溜运输煤炭，DZ06-25/80型外注式单体液压支柱支护顶板。1、支柱的支护强度矿井采用局部充填法管理顶板，采煤工作面采用DZ06-25/80型外注式单体液压支柱支护顶板，工作阻力250kN，最大支撑高度630mm，最小支撑高度450mm。工作面支护密度计算：（1）支护强度计算：W=M.=80.62.80=13.44t/m2=131.71(kN/m2)式中 M8倍采高，m；直接顶岩石容重，t/m3;W支护强度，kN/m2。（2）查表得DZ06-25/80型外注式单体液压支柱工作阻力250kN/根，工作面支柱布置方式为单体液压支柱加木垫板支护顶板，支柱承载不均匀系

16、数取0.8, 支柱承载能力P按下式计算： P=2500.8=200 kN/根（3）工作面支护密度=W/P=131.71(kN/m2)/ 200（ kN/根）=0.66 根/ m2式中 支护密度，根/ m2。W支护强度，kN/m2。P支柱实际承载能力，kN/根（4）确定支柱排距根据工作面推进进度取排距1.0m；据此确定柱距R。R=1/（L）=1/（1.0 m0.66 根/ m2）=1.52m/根式中 R柱距，m；L排距，m；支护密度，根/ m2。根据以上计算结果，回采工作面按局部充填法管理顶板，工作面呈直线按俯斜方向布置，沿走向推进。采用分段水平密集支柱切顶、挡矸、隔离采空区与回采空间。沿煤层倾

17、斜方向每隔3m为一个分段，每个分段都沿走向设置一排长4.5m的密集支柱，上铺荆片或竹芭，支柱间距不超过0.3m。回采空间采用34排控顶，即见四回一。支柱随工作面推进，采煤班每班支护一排，排距1.0m、柱距.0m、循环进度1.0m。最大控顶距离3.2m，最小控顶距离2.2m。由于矿井所采煤层厚度均不足0.6m,设计采用卧底方式保证采高不低于0.6m。2、采掘设备的安全性根据矿井开拓部署，矿井投产时布置2个炮采工作面和4个掘进工作面。设计结合煤层赋存条件、开采技术条件和管理技术水平考虑工作面设备的安全性，保证在安全生产的基础上稳产。工作面主要设备的安全防护和事故预防如下：（1）单体液压支柱的安全使

18、用要求如下：初次来压时必须加强工作面的支护，加大支护密度，增设特殊支架（密集）。运送、安装和拆除单体液压支柱时，必须有安全措施，明确规定运送方式、安装质量、拆除工艺和控制顶板的措施。支柱间的煤、矸必须清理干净。所有支柱必须架设牢固，严禁在浮煤或浮矸上架设支柱。当碰倒或损坏、失效的支柱，必须立即恢复或更换。严格控制采高，严禁采高大于支柱的最大支护高度。工作面爆破时，必须有保护单体液压支柱和其它设备的安全措施。支柱支撑力应大于垮落带直接顶及部分老顶岩层的重量；支柱的初撑力应能保证直接顶与老顶之间不离层；采空区悬顶面积超过规定时应采取强制放顶措施，并防止冒落岩块冲撞损坏支柱。（2）其它安全措施采掘工

19、作面的移动式机器，每班工作结束和司机离开时，必须立即切断电源，并打开离合器。采掘工作面各种移动式采掘机械的橡套电缆，必须严加保护，避免水淋、撞击、挤压和炮崩。每班必须检查，发现损伤、及时处理。采掘工作面各种移动式采掘机械，在放炮时，必须移到安全地点。采掘工作面采掘机械移动前，必须切断电源。 6.3 顶板管理及冲击地压6.3.1 顶板灾害防治及装备6.3.1.1 影响矿山压力显现基本因素分析1、煤层顶底板岩性、类别及物理力学分析煤层顶底板岩层以砂质页岩、粉砂质泥岩、细砂岩为主，稳定性较长差，顶板遇水易膨胀。开采必须进行全巷支护，防止垮塌、底鼓等不良现象。2、断层与褶曲的影响该区大地构造位置处于扬

20、子陆块区（1）、上扬子陆块区（1）、川中前陆盆地（中生代）（1）、华蓥山碳酸盐岩台地（2）的花果山背斜南段西翼。矿山位于花果山背斜南段西翼，地层呈单斜层状产出，倾向310320,倾角4351，平均倾角49。矿区出露岩石裂隙发育主要有两组：裂隙产状12271，宽35mm,延伸510m,间距0.71.5m,铁质、泥质充填。裂隙产状24080，在都闭合，延伸12m,间距0.81.2m,无充填。区内未发现断层及次级褶皱。煤岩层均向北西呈单斜构造。地层产状稳定，矿山地质构造属简单类型。3、节理、裂隙发育情况：矿山煤层顶底板岩层裂隙、节理不发育，节理、裂隙对矿井开采的影响较小。4、煤层倾角：本矿煤层开采为

21、急倾斜煤层，煤层平均倾角49，煤层开采后工作面上部采空区垮落的矸石易下滑。5、采高、控顶距离等对矿山压力显现的影响煤层开采的平均厚度在0.64m和0.43m，为极薄煤层，本次设计采用卧底的方式，以保证每个采煤工作面的高度不低于0.6m，卧底产生的矸石用于充填采空区。煤层开采后形成的直接顶垮落带高度与采高成正比，采高较小则直接顶垮落带高度就小，对上覆岩层的破坏较小，工作面顶板支承压力显现就较小，要求工作面支架对直接顶的支撑力就不大。矿井开采急倾斜薄煤层，单体液压支柱支护顶板，工作面控顶距离越大，则支柱支撑直接顶板的范围就越大，支撑直接顶板岩石的重量就越大，要求工作面支柱对直接顶板的支撑力就越大。

22、因此，工作面必须有一个合理的控顶距离，以达到有效控制顶板的目的。6、开采深度的影响开采深度直接影响原岩应力的大小，同时也影响着开采后巷道或工作面周围岩层同支承压力。矿井开采深度对回采工作面顶板压力大小的影响不突出，因而对矿山压力显现的影响也不明显，尤其是对顶板下沉量的影响也不明显。6.3.1.2一般顶板冒落灾害的防治措施及装备顶板冒落事故是矿井中常见也是最容易发生的事故，在各类事故中占的比例较大，因此，预防顶板事故的发生，是矿井安全生产的重要任务之一。1、回采工作面支架选择：根据煤层赋存情况、顶底板岩性及矿井多年开采经验，采煤工作面用DZ06-25/80型外注式单体液压支柱加木垫板支护顶板。2

23、、回采工作面顶板管理方式选择回采工作面按局部充填法管理顶板，工作面呈直线按俯斜方向布置，沿走向推进。采用分段水平密集支柱切顶、挡矸、隔离采空区与回采空间。沿煤层倾斜方向每隔3m为一个分段，每个分段都沿走向设置一排长4.5m的密集支柱，上铺荆片或竹芭，支柱间距不超过0.3m。回采空间采用34排控顶，即见四回一。支柱随工作面推进，采煤班每班支护一排，排距1.0m、柱距.0m、循环进度1.0m。最大控顶距离3.2m，最小控顶距离2.2m。如下图组所示。（图6.2 采煤方法图）（图6.3 最大控顶距）（图6.4 最小控顶距）3、工作面运输巷、轨道巷及回风巷支护选择工作面运输巷及回风巷均布置在煤层中，采

24、用金属支架支护，以适应工作面回采巷道受采动影响围岩的移动规律，以及巷道服务时间短，便于回收等特征。6.3.1.3 单体液压支柱支护安全措施1、支柱时要两个人配合，一人将支柱支地实地上，并抓好支柱把手，扳动注液枪把升柱，前，先用注液枪冲洗阀嘴。另一人要查看顶板，扶好顶梁，防止顶梁掉下砸人。柱子升紧前，要把顶梁调正，使之垂直于煤壁，并保障接顶。2、支柱时，将朝向老空区。3、注液枪用完后，应挂在支柱把手上，禁止将注液枪抛在底板上，禁止用注液枪砸三用阀，防止注液枪管缠绕打结或被煤岩埋住。4、禁止使用失效或漏液的支柱，禁止用不正确的方法处理漏液的三用阀。5、支柱工用手抓支柱时，应使手心向上，防止升柱过程

25、中顶板掉小块矸石砸伤手背。6、支柱时必须达到规定的初撑力，才能停止注液。6.3.1.4 单体液压支柱回柱安全措施1、回柱前先检查周围顶板、支架是否完好，如有断梁、缺柱以及其它不安全因素时，必须先处理后方可回柱。2、回柱要两人配合，一人回柱、一人观察。回柱时必须在支架完好的安全地点进行工作，要清理好退路，打好护身支柱，并告知在附近作业的其他人员。3、当顶板来压和遇到其它险情时，要停止回柱，待处理后再回撤。4、大面积悬顶和顶板压力过大时，不得人工回柱，应用绞车远距离回柱，或用其它安全方式回撤。5、回柱要严格执行八在要领：一问（问顶），二松（松悬矸），三清（清后路），四支（支好作业规程规定的特殊支柱），五喊（喊附近人员注意），六回（回支柱、顶梁），七运（运出支柱、顶梁），八竖（回出的支柱、顶梁竖放）。6、单体注压支柱卸载时，必须使用卸载把手或专用工具远距离卸载；卸载时，必须由小到大逐步卸载，待顶板稳定支柱脱离顶梁时，方可快速卸载。7、单体注压支柱不准用绞车回柱，如出现死柱，可用卧底挑顶方法回出，并严禁放炮回出。8、回出的单体注压支柱要补升到切顶线排或立放在第二与第三排之间，对支柱要轻搬轻放，严禁乱抛、碰砸，以免损坏支柱。6.3.2 冲击地压 根据地质报告和矿井实际揭露情况，本矿进及邻近矿井均未发生过冲击地压，井田属于正常地压区。本设计暂不考虑冲击地压防治措施。