鹤煤六矿采面-赵振松.doc

东北大学继续教育学院毕业设计（论文）用纸目录1.概述11.1采煤工作面位置及开采范围11.1.1位置11.1.2开采范围11.2采煤工作面与相临已采采区的关系11.3采煤工作面与地面相对位置的关系22.地质概况32.1煤层赋存情况32.2围岩的性质及对采煤的影响32.3地质构造及水文地质情况42.3.1区域构造：42.3.2井田构造：42.3.3水文地质：62.4瓦斯、煤尘和自然发火情况82.4.1瓦斯地质82.4.2煤尘爆炸性：92.4.3煤层自燃倾向性：93回采工作面可采储量及可采期103.1可采储量计算：103.2可采期计算：104巷道布置与生产系统114.1巷道布置114.2生产系统114.2.1运输系统114.2.2排水系统124.2.3供电系统124.2.4通风防尘系统125采煤工艺145.1破煤145.1.1落煤：145.1.2截割方式：145.1.3进刀方式：145.2装煤155.3运煤155.4回采工作面支护165.5采空区的处理186生产技术管理196.1循环方式196.2作业方式196.3工序安排196.4劳动组织196.5循环图表206.6工作面主要技术经济指标216.7回采工作面采煤工艺217安全技术措施248.结论25参考文献26III摘要1813工作面为鹤壁六矿1水平8采区13工作面。工作面走向长550米，工作面斜长150米。煤层为三类不易自燃煤层，煤尘有爆炸性。回采工作面甲烷涌出量为8m3/min，经计算，工作面配风量为：960m3/min。回采工作面采用综采一次采全高，全部垮落法管理顶板。工作面支护方式为及时支护。本工作面采用的作业形式为：四六制作业，三班生产，一班检修。关键词：1813工作面；综采；四六制301.概述1.1采煤工作面位置及开采范围1.1.1位置本矿为单一煤层开采，工作面位于右翼第一采区，工作面编号为1813。1.1.2开采范围开采的上边界到煤层边界，下边界到下一工作面的运输平巷。采煤工作面从开切眼开始到距上山40米处停采。工作面沿走向推进，推进长度为550米。工作面长150米。1.2采煤工作面与相临已采采区的关系井下位置南部为1814采空区，北部为112采区未采掘区，西部为1810采空区。本采区与已采采区间有40米的保护煤柱。采空区内情况：采空区内无积水，瓦斯含量较高，对本工作面开采有一定的影响。1.3采煤工作面与地面相对位置的关系工作面地理位置位于汪流涧村东部村头正东100m。汪流涧水库东南260m。南部及东部为耕地，工作面正上部为耕地，且没有任何建筑物。2.地质概况2.1煤层赋存情况煤层走向总的构造形态为走向NNE、倾向SE，煤层倾角12。煤层无明显变化。该煤层为二1煤层，煤厚2.1米。经测定，本煤层瓦斯散至数高为1622，煤的坚固系数较低，为0.300.47，煤与瓦斯突出危险性指标科学k值5636，大于临界值15，属于煤与瓦斯突出煤层。2.2围岩的性质及对采煤的影响本煤层直接顶为泥质页岩，厚度为4.05m，节理发育易碎，老顶为砂质页岩，其厚度为5.20m，岩性坚硬。直接底为砂页岩，厚度为3m。图2.2.1工作面综合柱状图2.3地质构造及水文地质情况2.3.1区域构造：鹤壁煤田位于华北古板块南缘，太行构造区西部太行断隆带，构造形迹以断裂为主，伴有发育程度不同的褶皱，并有岩浆侵入的煤层及喷出岩。总的构造形态为走向NNE、倾向SE、倾角540的单斜构造。区域构造线展布方向以NE、NNE向为主，近SN向断层次之，煤田南部发育EW向构造，构造线多成雁行式、地垒、地堑构造相间出现。2.3.2井田构造：鹤煤六矿位于鹤壁煤田东部太行断窿的东缘，总体构造形态为地层走向近SN，倾向E，倾角038，一般为20左右的单斜构造。主要构造形迹为轴相向近EW、向E倾状的一系列宽缓背、向斜与煤矿中不仅SN、NE向小型背、向斜相复合和NE、NNE象征断层。褶曲：经煤层揭露和钻孔控制的褶曲有10条，向、背斜各5条。其中近东西向褶曲有4条，近南北向褶曲有3条，北东向褶曲有1条。在褶曲相交的部位形成构造盆地或鞍状构造。因褶曲宽缓对煤层厚度变化影响不大，所以对采区的划分影响也不大。断层：矿区内断裂较发育，共查明断层59条，其中落差大于100m的断层3条，50100m的断层3条，3050m的21条，510m的11条。另外，尚有落差小于5m的断层30余条。按其延伸方向可分为NNE、NE、NEE、NWW向四组。各组断层发育情况详见下表：表2.3.1各组断层发育情况表 落差方向100m100-50m50-30m30-10m10-5m合计NNE22.5o3152112NE22.5o-67.5o31214736NEE67.5o-90o3339NWW90o-112.5o22合计3420211159NNE向断层：NNE断层有12条，其落差最大，延伸距离长，为本区主要控煤构造。NE向断层：NE向断层有36条，其中10050m的断层3条，5130m的断层12条，对采区划分有一定影响。NEE向断层：NEE向断层有9条，为本区次要构造。NWW向断层：NWW向断层为本区次要构造，表现为数量少和规模小，对煤层破坏程度小。小断层：煤矿采掘过程中，发现落差较小（落差一般5m左右）。延展长度较短（延展长度一般100m左右）的小断裂较为发育，在已采掘的7.252面积内，小构造发育有90余条，分布密度为12.41条2。将对煤层开采有一定影响，煤矿采取设计和生产中应予足够重视。2.3.3水文地质：（一）井田水文地质条件1、地表水区内地势西高东低，为丘陵地貌，地表被第四系黄土和第三系粘土及砾石层覆盖。流经井田的河流有陈家河和寺弯河，发源于距井34的西部山区，流向由西向东注入卫河的支流汤河。两河流均属于季节性河流，旱季河床干枯，雨季陈家湾河最大洪流量702.4m3s，洪水位标高+134.3m；寺弯河最大洪流量702.4m3s，洪水位标高+134.3m；寺弯河最大洪流量322.5m3s，洪水位标高+137.6m。井田内河床基底为5080m第三纪粘土，阻水性能极佳，使得地表水与基岩地下水不发生水力联系，对河床开发无影响。2、含水层根据以往勘探资料（岩性、结构、富水性、赋存性特征等）及开采二1煤层以来的生产实践，将矿井范围内含水层划分五个，分述如下：中奥陶统灰岩含水层：位于二1煤层下102.39183.50m，矿区西部山区广泛出露，补给条件好。该层厚度大,补给充足，富水性强，水位高，是二1煤层底板威胁最大的间接充水水源。太原组下段L2灰岩含水层：位于二1煤层下83.9135.32m，厚度一般为58.5m，是二1煤层底板间接充水含水层。该层厚度小，补给条件一般岩溶裂隙发育中等，含岩溶裂隙承压水。太原组上段L8灰岩含水层：位于煤层下2035m，属二1煤层底板直接充水含水层。由于其厚度小，补给条件差，以静储量为主，本区揭露该层的钻孔，无一孔发生漏水，裂隙不发育，富水性较弱，含岩溶裂隙承压水。二1煤层上60米砂岩含水层：该层由二1煤层上60米范围内的中、粗粒砂岩组成，其中以S10为主。厚度1.528.6m，一般厚度8.4m。是二1煤层顶板直接充水含水层。其补给条件差，富水性很弱，一般与其它含水层无水力联系，采掘揭露时均为滴水或淋水，并很快自行干枯，因此对开采无影响。第三、四系含水层：包括第三系砾岩中裂隙水和第四系沙砾卵石层中裂隙水中的孔隙水。以接受大气降水补给为主，水量丰富，动态随季节变化。3、隔水层第三系底部粘土岩隔水层，分布广，厚度均匀，能有效阻隔第三系砾岩中裂隙水和第四系沙砾卵石层中裂隙潜水向下渗透。2.4瓦斯、煤尘和自然发火情况2.4.1瓦斯地质矿井瓦斯状况本矿从1964年，绝对瓦斯涌出量16.3245.95m3min，相对瓦斯涌出量为14.6429.43m3/t，矿井瓦斯等级为高沼矿井。1970年至2000年，绝对瓦斯涌出量为19.6361.82m3/t,相对瓦斯涌出量为12.5542.60m3/t，并先后发生9次煤与瓦斯突出和3次瓦斯爆炸事故，突出最大煤量为100t，突出最大瓦斯量9500m3，矿井瓦斯等级为煤与瓦斯突出矿井。瓦斯赋存与涌出规律通过对地勘钻孔瓦斯煤样及矿井瓦斯涌出资料综合分析，本矿井瓦斯富存规律大体可归纳如下几点：（1）矿井瓦斯涌出量和煤层瓦斯含量随煤层埋藏深度而增高；（2）分层开采时不同分层瓦斯涌出量变化较大；（3）地址构造对瓦斯赋存影响最为明显；由于煤矿煤化程度较高，煤层厚且相对稳定，煤层顶底岩性主要为砂质泥岩和泥岩，透气性差为煤储藏提供了良好的圈闭条件。经测定，二1煤层瓦斯散至数高为1622，煤的坚固系数较低，为0.300.47，煤与瓦斯突出危险性指标科学k值5636，大于临界值15，煤与瓦斯突出煤层。2.4.2煤尘爆炸性：根据通防科提供的二1煤煤尘爆炸性指数为15.91，煤尘具有爆炸性。2.4.3煤层自燃倾向性：煤层自燃倾向为三类不易自燃。3回采工作面可采储量及可采期3.1可采储量计算：可采储量计算：Q=LSMrC1式中：L回采工作面长度（米），S回采工作面走向长度（米），M采高（米），r煤层容重（吨米3）C工作面回采率。计算得：Q=1505502.11.420.98=241094.7t3.2可采期计算：可采期计算：T=ZAC式中：T采煤工作面可采期Z采煤工作面可采储量A工作面生产能力C工作面回采率T=ZAC=241094.7127400=1.89a4巷道布置与生产系统4.1巷道布置4.2生产系统4.2.1运输系统采区工作面区段运输平巷运输上山溜煤眼运输大巷井底车场主井地面4.2.2排水系统工作面采区上山轨道大巷井底车场副井4.2.3供电系统地面井底车场采区变电站用电地点4.2.4通风防尘系统风量的确定按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：Q采=100Q瓦K瓦=10081.2=960m3/min式中：Q瓦瓦斯（二氧化碳）绝对涌出量m3/minK瓦瓦斯（二氧化碳）不均匀系数取1.2按工作面气温与风速的关系计算Q=60V采S采K采=601.24.51.1=496m3/min式中：V采工作面最适宜风速m/sS采回采工作面平均断面积m2K采工作面长度风量系数取K=1.1按风速验算按最低风速验算：Q600.254.5=67.5m3/min按最高风速验算：Q6044.5=1080m3/min67.5m3/minQ采1080m3/min符合要求图4.2.1通风防尘系统图5采煤工艺5.1破煤采用滚筒采煤机破煤。5.1.1落煤：使用MXA-6004.5型双滚筒采煤机割底煤和支架摆动后尾梁，伸缩后插板放顶煤的综合落煤方式。5.1.2截割方式：本工作面采取双向割煤往返一次进两刀。5.1.3进刀方式：本工作面采取端头斜切进刀方式（附进刀方式示意图）进刀方式采用隔三角煤端部斜切进刀方式。图5.1.1进到方式示意图5.2装煤综采工作面的装煤方式：采煤机在割煤的同时，约有90%的煤靠挡煤板及螺旋叶片将煤推向输送机，完成装煤工序。其余少量浮煤由安装在输送机上的铲煤板在移输送机时铲入输送机内，或由人工清理。5.3运煤采煤工作面的运输方式采煤机割落的煤炭经刮板运输机运送，在刮板运输机机头由转载机转载机转至可伸缩带式运输机，再由可伸缩带式运输机运至上山。采煤工作面输送机的选择运输设备A、运输路线刮板运输机选型选用SGZ764/320型可弯曲中双链刮板运输机作为工作面刮板运输机。B.转载机选型选用SZZ764/132型转载机。C.可伸缩带式运输机选型选用SSJ1200/3200M型可伸缩带式运输机。运煤系统：采区工作面区段运输平巷运输上山溜煤眼运输大巷井底车场主井地面5.4回采工作面支护支护方式：1、回采工作面采用BC480-2242型支撑掩护式液压支架支护顶板，本工作面支架间间距为1.5米，支护方式为本架操作及时支护。支架强度计算：P1=8MR=82.11.42=24.024T/式中P1为需要支护强度M为平均采高2.1米R为煤容重1.42m3/tP=P1/K=24.0240.81=30.03T/式中：P为工作面需要支护强度K为载荷不均衡系数0.812、上、下巷端头支护上、下巷替棚：回采后，由于上、下巷采用供形支架支护，因此要从上、下安全出口向外替棚，棚距0.6米，保证替棚距离超前20米，替棚采用圆木（183500）配单体柱一梁两柱支护，支护扎角为75，两帮腿要求成一直线，并用防倒绳把柱腿拴在棚梁上，圆木梁上方要铺设彩条布，根据实际情况的需要，可在圆木上方沿走向备设圆木，保证接顶结实。老塘及时垒煤袋强，要打稳打牢。上、下巷断头支护上端头采用3.5米长的长工字钢梁配单体液压支柱一梁三柱支护，长工字钢梁成对使用，分别在前后溜机尾部架设两对四根抬棚，交替迈步前移，工作面机尾架与端头辅助抬棚间距不得超过0.6米，每超过0.6米，增加一对长工字钢梁抬棚。下端头采用5米长的滑移抬棚配辅助抬棚，成对使用，分别在前后溜机头处两帮架设三对辅助抬棚，迈步前移，前、后溜机头处上帮架设两根滑移抬棚，下帮架设三根滑移抬棚，工作面机头排头架与端头辅助抬棚间距不得超过0.6米，每超过0.6米，增加一对辅助抬棚。5.5采空区的处理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，就需要使用全部跨落法处理采空区。这样，不仅可以及时减少工作面的控顶面积，而且由于顶板跨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进行移架放顶工作。6生产技术管理6.1循环方式循环进度为0.6米，一昼夜循环三次。6.2作业方式四、六制作业，三班生产，一班检修。6.3工序安排采煤机割煤移架推移刮板运输机清理浮煤采煤机割煤6.4劳动组织拉架工、移溜工分段作业，放煤工专职放煤，端头工、司机、电工及检修工定岗包机专职作业，具体人员配备见表表6.4.1劳动组织表班次工种名称出勤人数合计生产一班生产二班生产三班检修班班长11114采煤机司机22228移架工444416巷道维修工333413胶带机司机11114转载机司机11114输送机司机11114泵站工11114运料工55油脂管理工11端头及巷道管理工333211清煤工2226