采煤工作面巷道设计方案毕业论文.doc

淮南职业技术学院煤矿开采专业毕业设计采煤工作面巷道设计方案毕业论文目 录第一章 工作面概况及地质特征3第一节 工作面概况3第二节 工作面地质构造及水文地质3第三节 煤层赋存条件4第四节 储量计算5第二章 回采工艺6第一节 回采工艺概述6第二节 回采工艺设计6第三章 工作面巷道设计17第一节 巷道布置方案说明17第二节 巷道布置方案比较18第三节 工作面巷道20第四章 工作面生产系统20第一节 提升、运输系统20第二节 通防与监控系统24第三节 采区防尘及注水系统29第四节 防火系统30第五节 排水系统37第六节 供电系统38第七节 压风系统53第八节 监测监控系统54第九节 通讯与照明系统55第五章 安全技术措施56第一节 顶板管理56第二节 防治水58第三节 爆破管理59第四节 矿井防尘措施64第五节 井下防灭火67第六节 瓦斯防治措施68第七节 六大系统安全保障系统74第八节 运输管理75第九节 机电管理83第十节 其它管理86第六章 技术经济指标88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125450-7小XF99正断层310601-5小XF94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（%）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0.49m3/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1.00.52.55-870-801.2830.225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3455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/ m2282282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m14.53、电动机功率验算：F最大牵引力= N矸（Gz+ G煤）（sin+ f1cos）+ P绳L（sin+ f2cos）=2(610+1800) （0.2588+0.020.9659）+0.54971（0.2588+0.20.9659） =1358kgf=13308NN实F最大牵引力V/(1000)=133080.4/(10000.85)=6.3KW备用功率系数达到要求。结论：回采工作面JD-1型调度绞车能提升2辆矿车。满足要求六、提升运输安全设施1、安设种类：挡车棍、卧闸、手拉吊梁、挡车门、声光报警器、声光信号器、信号峒室。2、安设位置要求(1)上部车场变坡点以里0.5-1米安设一个卧闸，再向里一列车长度安一挡车棍，变坡点以下一列车距离安设手拉吊梁，间距要求同上。(2)斜巷长度超过50米,坡度超过5度时,必须在底车场起坡点或施工地点以上10-15米,安设一道挡车门。(3)斜巷拨门口5米范围内明显位置安设一组行车声光报警器。(4)安设绞车的车场必须按规定施工合格的信号峒室，绞车必须使用单独信号，上下车场信号必须固定在信号峒室内。信号峒室内严禁堆放任何杂物。 3、安全设施标准(1)挡车棍：应采用直径100mm，长度不小于0.7m的液压支柱柱芯制作，其插入底板套筒内的深度不小于0.4m，轨面以上不小于0.3m。挡车棍底盘采用厚度为10mm，长度0.4m宽0.4m的钢板制作，中间割120mm的o型圈并焊接下长0.4m上长0.05m的5寸钢管，在底盘的四个角用4条螺丝和两根11#矿工字钢连接牢固，用压板螺丝将工字钢固定在轨道上；(2)卧闸：应采用15kg/m轨道，厚度不小于20mm，长0.4m宽0.2m的钢板及直径不小于40mm的圆钢制作并焊接到一起，并用包箍、压板、螺丝将其连接到轨道上，安装要牢固。卧闸顶端距轨面高度不低于180mm；(3)吊梁：a、吊梁本体要采用11#矿工字钢制作，其长度为巷道高度的1.3-1.4倍，吊梁与镢子横销的连接槽孔要加工成长300mm，宽50mm的滑槽。吊梁前端快速吊梁要用长度不小于15m，不大于20m，手动吊梁不小于10m，不大于15m，直径不小于6mm，中间无接头的细钢丝绳与吊梁脱挂钩或坠砣相连接，钢丝绳端头插接时不小于3个捻距，如用绳卡固定不少于2个绳卡。吊梁要安装在巷道中轨道的中心线上；b、吊梁采用双镢子固定，镢子要锻打成直径40mm，并经自然温度冷却，全长不小于0.7m。镢子打入岩体的深度不小于0.5m，与顶板上山方向夹角为70-80度，镢子外露长度距销孔中心不得超过100mm，两根镢子的中心线间距为200-300mm，镢子与吊梁要采用直径不小于40mm的螺栓或圆柱销连接，并加装防脱装置（即开口销）。镢子和吊梁上的销孔必须是正规钻孔。顶板破碎时，要采用11#矿工字钢向巷道两帮掏槽深度不小于300mm进行固定横梁。吊梁与横梁的连接采用新的40型溜子链环连接。架棚巷道吊梁和镢子横销的连接，可采用新的40型溜子链环连接牢固；c、悬挂打杆的吊梁架的固定要牢固，且与轨道平行，位于轨道中心线的上方，打杆用直径不小于25mm的圆钢，打杆下端头距轨面的垂直距离为1.05m，打杆中心线偏离轨道中心线不得超过50mm；d、吊梁脱钩装置的挂钩必须光滑平整，不能有突起或毛刺，其角度为85度-90度之间。(4)安全门：采用11#矿工字钢制作，其长度为巷道高度的1.2-1.3倍，两侧工字钢的上头紧贴镢子面用包箍及螺丝固定牢固，镢子插入岩体的深度不得小于0.5m，挡车横梁用11#矿工字钢制作，一头用4分钢丝绳及不少于2个绳卡固定在安全门的一侧。第二节 通防与监控系统一、通风设施安设位置及质量要求：1、安设位置：本面施工范围内联络巷较多，安设好风门，保证正常供风。2、质量要求：通过风门时，要随手关好，严禁两道风门同时打开。爱护通风设施，严禁任意损坏，经常检查风门启闭，保证工作面风量充足。通风设施前后5m范围内禁止堆放物料，更不准当仓库使用。二、风量计算1、基本参数（1）工作面面长115m （左、右工作面合计长度）（2）采高3.0米（最高采高）（3）最大断面宽度4.3米（4）最小断面宽度3.3米（5）平均断面宽度3.8米（6）工作面环境温度18.0C （7）每班最多工作人数人：30（8）采煤方法：炮采 2、计算：（1） 按气象条件计算需要风量Qcf=6070%VcfScfKchKcl=600.7111.41.21.0=575m3/min式中: Vcf-采煤工作面的风速,按采煤工作面进风流的温度从表中选:1m/s；Scf-工作面平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面平均值计算，m2；Kch -采煤工作面采高调整系数，查表得1.2；Kcl -采煤工作面长度调整系数，查表得1；70%有效通风断面系数；60为单位换算产生的系数。（2）按瓦斯绝对涌出量计算需风量：根据煤矿安全规程136条规定：按回采工作面风流中瓦斯浓度不超过1%要求计算。Qcf=100qcgKcg=1000.091.5=13.5 m3/min式中：Qcf采煤工作面需要风量，m3/min qcg采煤工作面回风流平均平均绝对瓦斯涌出量，取0.09 m3/min kcg采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.5100回采工作面风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。（3）按二氧化碳涌出量计算需风量：Qcf=67qccKcc=670.181.5=18.09 m3/min式中：qcc采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，取0.18 m3/min；Kcc瓦斯涌出不均衡系数，取1.567按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。（4）按炸药量计算：本面按二级煤矿许用炸药Qcf10Acf1011.25即112.5 m3/min式中：Acf采煤工作面一次爆破所用的最大炸药量，11.25kg。10每千克二级煤矿许用炸药需风量，10 m3/min（5）按回采工作面同时工作最作业多人数计算需要风量：Qcf4Ncf式中：Ncf采煤工作面同时工作的最多人数，30人 4每人需风量，m3/min（每人供风不小于4 m3/min）（5）按风速进行验算：a)验算最小风量： Qcf600.25Scb Scb=lcbhcf70%式中：Scb 采煤工作面最大控顶有效断面积；lcb采煤工作面最大控顶距，4.3米；hcf采面实际采高；0.25采煤工作面允许的最小风速；70%有效通风断面系数。即最小风量154.3370%=136 m3/minb）验算最大风量： Qcf604Scs Scs =lcshcf70%式中：Scs采煤工作面最小控顶有效断面积Lcs采煤工作面最大控顶距Hcf采面采高4采煤工作面允许的最大风速，70%有效通风断面系数；即最大风量2403.3370%=1663 m3/min风量校验：1365751663。（6）该工作面为对拉工作面，工作面风量计算结果包括中间巷满足最小风速风量：Q中间巷=600.25S=81 m3/min风速验算符合要求，根据以上计算，确定采煤工作面实际需要风量为656m3/min。三、通风路线：本工作面采用轨道巷进风、运输风回风的通风方式进风路线:主井东翼运输大巷东翼集中轨道巷辅助轨道巷轨道巷工作面。回风路线：工作面回风巷辅助运输巷东翼集中运输巷东总回风巷风井地面。附图：通风系统图四、防治瓦斯：1、瓦斯检查：(1)工作面设瓦斯检查员巡回检查,每隔35小时检查一次,每班至少检查两次。(2)区队长下井时必须携带便携式甲烷报警仪,对分管范围内的甲烷进行不间断的监测,如有报警现象(甲烷报警点为0.8%)必须进行处理.(3)放炮员下井担任爆破工作时,必须携带便携式甲烷报警仪,在爆破地点每次爆破时进行一炮三检,并做好记录.(4)机电流动电工下井担负机电维修工作时,必须携带甲烷报警仪,在检修地点20米范围内检查甲烷气体浓度,有报警现象时,不得通电或检修.(5)工作面需测定瓦斯的地点有：进风流（指轨道巷至工作面煤壁线以外的风流）。工作面风流（指距煤壁、顶、底板各20cm和以采空区切顶线为界空间的风流）。回风隅角（指工作面回风侧最后一架棚向上1m处）。工作面回风流（指距工作面10m以外的回风巷内不与其他风流汇合的一段风流）。必须按规定分别在工作面回风巷及上隅角设置瓦斯检查点，瓦斯检查点设在工作面回风出口以外10m处、工作面上隅角。瓦斯检查牌板应设