采矿工程毕业设计（论文）鹤煤三矿矿井采区初步设计1

二、顶板管理及采空区处理采用全部垮落法处理采空区顶板简单可靠、费用少。1放顶距及控顶距的确定：顶板管理受移架方式的影响，一般来说，单架依次顺序移架虽然速度慢，但卸压截面积小，顶板下沉量比后两种小的多，但同时移架的个数不宜大于3，以防顶板恶化。随着采煤工作面不断向前推进，顶板悬露面积越来越大为了工作面的安全和正常生产，就需要及时对采空区进行处理。由于顶板特征、煤层厚度和保护地表的特殊要求等条件不同，采空区有多种处理方法，但最常用的是全部垮落法。全部垮落法，通常适用于直接顶易于垮落，或具有中等稳定性的顶板。其方法是，当工作面从开切眼推进一定距离后，主动撤除采煤工作空间以外的支架，使直接顶自然垮落。以后随着工作面推进，每隔一定距离就按预定计划回柱放顶。这样，不仅可以及时减少工作面的控顶面积，而且由于顶板垮落后破碎岩石体积膨胀而充填采空区，从而减轻工作面压力和防止对工作面产生不良影响。其主要工序是配合工作面推进定期进行回柱放顶工作。当工作面推进一次或二次之后，工作空间达到允许的最大宽度，即最大控顶距，应及时移架，使工作空间只保留回采工作所需要的最小宽度，即最小控顶距。如果不放顶，工作面继续向前推进，就会使顶板悬露过宽而顶板压力过大、占用支架和顶梁过多。采用全部垮落法处理采空区简单可靠、费用少，所以，凡是条件合适时均应尽可能采用这种方法。我国开采薄及中厚煤层和大部分厚煤层时，几乎都采用全部垮落法。选择移架方式不仅要考虑移架速度，还要考虑对顶板管理的影响。一般说来，单架依次顺序移架虽然速度慢，但卸截面积小，顶板下沉量比后两种小得多，适于稳定性差的顶板。即使顶板稳定性好，采用后两种移架方式时，同时前移的支架数N也不宜大于3，以防顶板情况恶化。采煤机割煤后，支架依次或分组随机立即前移、支护顶板，输送机随移架逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护方式，推移输送机后，在支架底座前端与输送机之间要富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利于行人、运料和通风；若煤壁容易片帮时，可先于割煤进行移架，支护新暴露出来的顶板。但这种支护方式增大了工作面控顶宽度，不利于控制顶板。为此，有的综采设备，其支架和输送机采用插底式和半插底式配合方式。插底式支架在前移时，将底座前段插入输送机机槽下方，推移输送机后，底座前端与机槽相接，控顶减少了一个截深的宽度，适用于稳定性差的顶板。但是，其过风断面小，行人运料不便，同时增加机槽高度，不利于装煤。为克服插底式装煤困难的缺点，又研制了半插底式机槽向煤壁倾斜割煤后输送机首先逐段移向煤壁，支架随输送机前移，二者移动步距相同。这种配合方式在底座前端和机槽之间没有一个截深富裕量，比较能适应周期压力大及直接顶稳定性好的顶板，但对直接顶稳定性差的顶板适应性差。为了克服该缺点，在某些综采面支架装有护帮板，前滚筒割过后将护帮板伸平，护住直接顶，随后推移输送机，移架。无论是及时支护或滞后支护式，均由设备的结构尺寸决定，使用中不能随意改动。第三节综采工艺㈠综采面平巷相对位置与端头作业综采面平巷布置有利于设备运转和维护，有利于煤流在端头处转载和采煤机实现无人工切口端部进刀，并便于人员进出和材料运送，为端头顶板支护创造良好条件。平巷卧底掘进、工作面输送机机头与机槽坡度一致，机头与转载机机尾有合理搭接高度，为输送机提供了良好运转条件。当采煤机牵引至终点位置时，端部无须开人工切口。平巷下帮有足够宽度供人员通过。可见综采面平巷卧底掘进有利于端头管理。根据不同的设备结构尺寸和矿山压力作用，运输平巷净宽为4～5m时，可满足端头管理的要求，回风平巷宽度则可适当窄些。综合机械化采煤工艺一般均采用双滚筒采煤机，不开切口进刀。当我们面向煤壁站在综采工作面时，通常采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左滚筒应为左螺旋，割煤时逆时针旋转。采煤机正常工作时，一般其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤。这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。在某些特殊条件下，例如煤层中部含硬夹矸时，可使用采煤机的右滚筒为左螺旋，逆时针旋转；左滚筒则为右螺旋，顺时针旋转。运行中，前滚筒割底煤，后滚筒割顶煤，在下部采空的情况下，中部硬夹矸易被后滚筒破落下来。有一些型号的薄煤层采煤机滚筒与机体在一条轴线上，前滚筒割出底煤以便机体通过，因此也采用“前底后顶”式布置。有时，过地质构造也需要采用“前底后顶”式，后滚筒割顶煤后，立即移支架，以防顶煤或碎矸垮落。（2）往返一次割一刀，即单向割煤，工作面中间或端部进刀。该方式适用于：顶板稳定性差的综采面；煤层倾角大、不能自上而下移架，或输送机易下滑、只能自下而上推移的综采面；采高大而滚筒直径小、采煤机不能一次采全高的综采面；采煤机装煤效果差、需单独牵引装煤行程的综采面；割煤时产生煤尘多、降尘效果差，移架工不能在采煤机的回风平巷一端工作的综采面。综采面中部斜切进刀，其特点是输送机弯曲段在工作面中部，操作过程为：①采煤机割煤至工作面左端；②空牵引至工作面中部，并沿输送机弯曲段斜切进刀，继续割煤至工作面右端；③移直输送机，采煤机空牵引至工作面中部；④采煤机自工作面中部开始割煤至工作面左端，工作面右半段输送机移近煤壁，恢复初始状态。端部斜切进刀时，工作面端头作业时间较长，采煤机要长时间等待推移机头和移端头支架，影响有效割煤时间。而采用中部斜切进刀方式可以提高开机率，它适用于：较短的综采面，采煤机具有较高的空牵引速度；工作面端头空间狭小，不便于采煤机在端头停留并维修保养；采煤机装煤效果较差的综采面。但是采用该方式，工作面工程规格质量不易保证我国采用较多的移架方式有三种：①单架依次顺序式，又称单架连续式，，支架沿采煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线，该方式操作简单，容易保证规格质量，能适应不稳定顶板，应用比较多；②分组间隔交错式，该方式移架速度快，适用于顶板较稳定的高产综采面；③成组整体依次顺序式，该方式按顺序每次移一组，每组二、三架，一般由大流量电液阀成组控制，适用煤层地质条件好、采煤机快速牵引割煤的日产万吨综采面。我国采用较多的分段式移架属于依次顺序式移架速度取决于泵站流量及阀组和管路的乳化液通过能力、支架所处状态及操作方便程度、人员操作技术水平等因素。而当这些因素相同时，决定移架速度的关键因素则是移架方式。支架的移架速度Vz(m/min)可用下式表示：式中Vz——移架速度，m/min；Lz——一架支架的宽度，m；tz——移设一架支架或一组支架的总时间，min；tz=te+Ntd；te——移设一架支架的操作调整时间，min；td——移设一架支架的供液时间，min；N——采用分组间隔交错式和成组整体依次顺序式移架方式时，表示同时移动的架数；分段依次顺序移架时，表示所分段数。实测表明，移架中操作调整时间约占移架总时间的60%～70%。当泵站流量不变时，同时前移的支架数增加到N，供液时间也相应增加，但调整操作时间te仍等于单架的调整操作时间，由于te远大于td，故移架速度可加快。若同时前移的支架数增加到N，泵站流量也增加到N倍，则多架支架同时前移时的供液时间也没有增加，故可使移架速度进一步提高。兖州矿务局南屯矿综采面采用分段移架，同时移架的段数与乳化液泵站开动的台数相一致，大大加快了移架速度，并保证了支架移架后的额定初撑力，这是该矿综采面单产实现高产的关键技术措施之一。（三）顶板管理受移架方式的影响。选择移架方式不仅要考虑移架速度，还要考虑对顶板管理的影响。一般说来，单架依次顺序移架虽然速度慢，但卸截面积小，顶板下沉量比后两种小得多，适于稳定性差的顶板。即使顶板稳定性好，采用后两种移架方式时，同时前移的支架数N也不宜大于3，以防顶板情况恶化。由于顶板状况多变，还要依照以下具体情况考虑移架方式：①依次顺序移架，在采煤机工作范围内移架，虽可防止伪顶垮落，但割煤和移架同时进行，悬顶面积剧增，下沉速度加快，有可能出现顶板失控。这种情况下，采煤和移架要保持合理距离。②在某些特定顶板条件下，尽管设备和顶板条件完全相同，依次顺序式移架需要经过较长时间支架才能达到额定工作阻力，而分组间隔交错式移架则能较快地达到额定工作阻力，矿压显现比前者缓和③与单向、双向割煤相适应的单向、双向移架，对顶板管理效果影响很大。单向移架时，先移的支架先达到额定工作阻力，支架阻力沿煤壁方向分布大致相同，有利于顶板管理；双向移架时，工作面端部支架短时间内两次移动，长时间处于初撑状态，不利于顶板管理④全卸载与带载移架对顶板管理影响较大。不卸载或部分卸载移架时，有利于控制顶板，应尽量采用。⑤采用分段依次顺序式移架时，由于段与段之间的接合部位在时间与空间上交叉，导致顶板下沉量叠加，容易造成顶板破碎、煤壁片帮和倒架。第四节生产技术管理采煤工作面生产技术管理是矿井生产管理中的主要组成部分。它主要包括采煤工作面的组织管理、技术管理、质量管理和安全管理。是矿井安全生产和实现高产、高效的基本保障。一采煤工作面的循环作业采煤工作面正规循环率的规定，一般情况下，日进单循环和双循环作业的不低于80%，日进三循环以上的不低于75%。本采煤工作面采用多循环作业。本工作面采用“四六制”工作制度，三采一准的作业形式。（4）工序安排⑥上下出口超前支护①割煤↗→②进刀→③割煤→④移架→⑤推移输送机分段综合作业能较好的发挥工人的基本特长，是一种比较合理的劳动组织形式。在工作组内相互协调配合，有利于工作面的生产管理。其使用条件与分段作业基本相同（4）主要技术经济指标：工作面的各种材料消耗指标和消耗量，工作面的采出率、产量、效率，吨煤直接成本等。附图：1循环作业图；2劳动组织表；3技术经济指标表；4采煤工作面常用符号表第五节工作面设备工作面设备主要有采煤机、支架、刮板输送机、转载机、胶带输送机、移动变电站，乳化液泵站、磁力启动器、馈电开关、信号综合保护装置、调度绞车、回柱绞车等。工作面机电设备配备一览表 项目设备名称设备型号数量备注采煤机1最大采高液压支架BC480-22/42104工作阻力4800kN刮板输送机SGZ-764/2641最大运输能力700t/h转载机SZZ-730/1601功率为132kw胶带输送机DSP-1080/40602移动变电站630KVA1乳化液泵站WRB-200/31151多用途车5支架搬运车4装载车2人员输送车FMTV3第六章采区生产系统第一节采区运输采区运输（煤、矸石、材料、人员）采区运输系统、采区各环节的运输方式、运输设备（附运输系统）第二节采区通风系统采区通风系统采区通风系统、采区总供风量、裁决工作面硐室的需风量、计算采区负压及登积孔、通风网络结算、风量分配、风速验算；选择与配置通风设备和构筑物。采区通风设计应满足以下要求：(1)将足够的新鲜空气有效地送到菜区工作场所，保证生产和创造良好的工作条件。（2）通风系统简单、风流稳定、易于管理，具有抗灾能力；（3）发生事故时，风流易于控制，人员便于撤出；（4）有符合规定的井下安全与环境监测系统或检测措施；（5）系统的基建投资省、营运费用低、综合经济效益好。（一）拟定采区通风系统采用抽出式中央分列式通风系统通风。因为它适用于倾角较小，埋藏较浅，瓦斯突出煤自然比较严重的矿井，安全性好通风阻力较小，对于瓦斯自燃发火的管理有利。由于工作面的倾角＞12°故采用上行通风。（二）计算和分配采区总风量1计算采煤工作面的风量①按人数计算：Q采=4NK=161mN------采区同时工作的最多人数；35人。4-------每人每分钟供风标准；K------赋予系数，取1.2；Q采----采煤工作面需风量②按瓦斯涌出量计算：设工作面每分钟瓦斯涌出量QCH4≤1%=3360m3③按采煤工作面需风量计算：Q采=60=2160m3-----采煤工作面适宜的风速，1.5～/s；------采煤工作面平均有效断面积，按最大和最小控顶距有效断面的平均值计算，取8m2--------采煤工作面长度风量系数，取1.1。④按风速验算：按最低风速验算采煤工作面的最小风量；Q采>60*0.25*S采=240m按最高风速验算采煤工作面的最大风量6<60*4*S采=3840m32掘进工作面风量计算：可取经验数据=200m3/min3硐室风量计算：可取经验数据=100m3/min4其它巷道需风量计算（1）按瓦斯涌出量计算：Q其它=133Q其它K=798m3（2）按最低风速验算Q其它=60*0.15*10.4=m3/min4采区总风量：=m3/minK------漏风系数，取1.2。㈢矿井通风阻力的计算：1计算采区负压和等积孔由于该采区的服务年限为8.9年，所以设计矿井通风只需设计达产后的风量，即分段计算如下各种巷道的摩檫阻力用下式计算：h摩598采区的摩檫总阻力为Pa采区的通风总阻力：PaA＞2通风容易，符合设计要求。㈣选择采区的通风设备=m3/min=35600m3/min电机功率P电=P/η㈤概算采区通风费用①通风电费：A=39万②仪器仪表费：B根据经验取2万。③通风设施维护费：根据经验取1.5万。④通风区工人工资：取12万。⑤其他费用：大概为3万。通风成本约为1.74元/t。附通风系统图第三节采区供电采区供电系统、采区变电所控制设备采煤工作面和掘进工作面的电缆及采区照明。本节可以不需要再作说明。压风系统采区使用的风动设备可依据鹤壁三矿的第五节防尘注浆系统采区喷雾洒水和注浆地点、主要供水管路和注浆管路系统。（附喷雾防尘系统）第六节采区排水采区涌水情况，采区排水系统，水泵及水仓、选择水泵型号及台数，选择管道直径。该采区的涌水量为2m3第七章采区施工设计一车场线路设计的有关要求：二有关技术规定：7)甩车场排水，可在低道起坡点处水沟最低点向上(下)山侧开凿泄水孔洞或预埋泄水管道已知煤层倾角为19°，输送机上山和轨道上山均开在岩层内，输送机中心线与轨道上山线路中心线间距为20m；大巷距煤层的垂直距离为20m，绕道为顶板卧式布置。大巷内的线路采用600mm轨距，18Kg／m钢轨，每列车有3t矿车30个，轨道上山采用15Kg／m钢轨，一钩车牵引矿车2—首先布置草图，采用顶板绕道线路布置图。式中B为大巷宽度取4000mm，行人斜巷取30°。㈢交叉点设计主巷双轨单人行道净宽4360mm的巷道，支巷净宽2760mm，的巷道；采用ZK10-9/250架线式电机车运输，道岔为DK918-4-15单开道岔，要求巷道转角为δ=45°，弯道半径R=15000mm。道岔点穿过中硬岩石，选用锚喷支护半圆拱形断面。基本参数：B1=B2=4360；b1=b2=1080；B3=2760；b3=1680。各断面拱壁的厚度：T1=T2=T3=d1=d2=d3=100mm；TTM=dTM=150mm；单开道岔DK918-4-15的参数：a=14°15′；a=3710mm；b=4690mm。⑴平面尺寸的计算按双轨道岔交叉点计算公式计算。=4563mm。=15692mm。=32°13′=11984mm。=1471mm。=7195mm.=7344mm.所以I=11813mm。=13455mm。=13284mm。=171mm。从道岔起的弯道转角为：=30°45′。弯道的长度：=8046mm。⑵中间断面尺寸计算：I-I断面自底板起的墙高为1900mm；在TN断面处的墙高为1300mm，所以每米墙高的降低值为：=50mm。TN、TM断面处的墙高为1300mm，应根据要求按的计算公式进行验算。该例能满足要求，计算从略。⑶计算工程量、材料消耗量及绘制交叉点施工图本交叉点所讲方法进行工程量及材料消耗量计算，所的数值列于表中。主要工程量及材料消耗量表顺序计算段断面/长度/m体积/材料消耗量/净掘进基础净掘进基础墙拱基础充填柱断面柱墩1a-b2b-c-d3c-f4d-e5合计在开拓、准备及生产过程中，应严格认真贯彻执行党的“安全第一、预防为主”的生产方针，遵照《煤矿安全规程》规定施工，积极做好防治水、火、瓦斯、煤尘、顶板等各项安全工作，确保安全生产。（一）发生火灾时1、任何人发现井下火灾时，应视火情性质、灾区通风和瓦斯情况情况，立即采取一切可能的方法直接灭火，控制火势，并迅速报告矿调度室。矿调度室在接到井下火灾报告后，应立即按灾害预防和处理计划通知有关人员组织抢救灾区人员和实施灭火工作，矿值班调度和在现场的区、队、班组长应依照灾害预防和处理计划的规定，将所有可能受火灾威胁地区中的人员撤离，并组织人员灭火，应首先切断其电源，在切断电源前，只准用不导电灭火器材进行灭火。2、抢救人员和灭火过程中，必须指定专人检查瓦房斯、一扭送化炭、煤尘，其他有豁气体和风向，风量的变化，还必须采取措施防止瓦房斯、煤尘爆炸和和员中毒的安全措施。当现场人员发现烟雾或明火后，要按《煤矿安全规程》第244条的规定去做，如果火势不大，应立即扑灭。如果火势很猛，范围较大，现场人员无法扑灭时，或其它地区发生火灾蔓延到本工作区域时，应首先报告井下调度室，请求救护队摇动救，然后要进行自救，组织避灾，撤离危险区域，撤离时要按下述方法去做。3、每个人都要佩带好自救器，然后有组织地向火焰燃烧的相反方向撤退。对位于发生地点进风侧的应迎着风流退出全部开于回风侧的人员，已佩带自救器的可顺风流退出，但应尽量利用其它平行通道（如石门、支路等）较快地绕过火区到达新鲜风流安全地点中去。4、如果巷道已经充满烟雾，也绝对不可惊慌失措施，不能乱跑，而应冷静地辨认，判断发生火灾的地区和风流方向，然后俯身摸着铁路路或铁管，有秩序地撤离灾区。5、如果烟雾太大迷失方向，或撤退路线因冒顶等原因已经无法通过，以及佩带自救器在有效时间内不能到达安全地点时，要尽快在附近找一峒室或独头巷道及风门之间暂避难，如峒室有门应将门关闭。用独头巷道做临时避难峒室时，可充分利用现场一切材料设备（如溜槽、风筒、木料、泥等）