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1.沿空留巷的巷旁支护技术 目前,国内外在应用沿空留巷时,绝大多数都要设置巷旁支护。巷旁支护的作用是利用巷旁支护的高阻力去支撑冒落带边缘的顶板载荷,从而分担和减轻巷内支架的受载;当直接顶比较坚硬或顶板有周期性来压时,利用巷旁支护切断该处顶板,从而避免顶板沿巷道煤壁出断裂,同时利用它承受直接顶板冒落或周期冒落时所产生的动载荷;利用可缩量较小的巷旁支护去限制巷道与采空区交界处的顶板下沉量,避免巷内支架产生严重变形;利用巷旁支护去隔离或密闭采空区。当然,希望巷旁支护能同时起到上述四个方面的作用,但实际上由于所采用的巷旁支护材料和支护形式的不同,并不是所有的巷旁支护都能起到上述各方面的作用。而且根据矿山地质条件的不同,也并不要求巷旁支护在所有情况下都具有上述各方面的作用。巷旁支护的种类很多,按其力学特征可分为刚性的,有限可缩量的和大可缩量的。国内外应用较广的巷旁支护有木垛、密集支柱、矸石带、料石砌垛、人造砌块、硬石膏充填和水材料充填等。木垛巷旁支护我国过去巷旁支护应用较广,其形式一般是单排木垛。现在为降低坑木消耗,使用越来越少。木垛作为巷旁支护的优点是:支撑面积大,稳定性好,用以挡矸比较有效;架设比较灵活、方便,劳动量少;后期支撑能力大。其缺点是:木材消耗量大,随煤层厚度加大此缺点更为突出;从力学性质来看,木垛属于晚支撑支架,承载过程中载荷增长速度很慢,且早期支撑能力太低,因而不能起到早期减少顶板下沉的作用;木垛的可缩量大,通常可以压缩到只有原始高度的40%一50%因而不能起到切断采空区顶板的作用,相反,常使脆性顶板沿巷道煤壁产生断裂现象,从而加大了巷道支架所受载荷;木垛属于宽幅巷旁支护类型,它使巷道控顶宽度加大,从而增加了巷内支架上的载荷,国外在应用沿空留巷时曾采用双排木垛作为巷旁支护,但效果并不理想。密集支柱巷旁支护由于应用木垛护巷存在一系列缺点,故在许多情况下,采用了密集支护作为巷旁支护。所谓密集支护作为巷旁支护是指随工作面推过之后,在采空区边缘新架设的密集支柱。密集支柱属于刚性支护类型。与木垛相比,其优点是可缩量小,早支撑性能好,可进行切顶,架设工作量小等。木材密集支柱的缺点是木材消耗量大,并且一般不能回收复用;当顶板或地板较软时,密集支柱易于顶地板造成卸载,因而失去支撑和切顶作用;密集支柱的稳定性较差,在受到采空区冒落矸石的冲击时容易倾倒,同时,由于沿空巷道两帮下沉不均,通常靠采空区一侧顶板的下沉量大于煤体一侧,巷道顶板产生倾斜,故也会使密集支柱倾倒而失去支撑作用;密集支柱的工作性能常受到架设质量的影响,尤其当采高较大时,密集支柱不仅不易架设,而且也不稳定。可见。用木材密集支柱作为巷旁支护可以起到承载、切顶和隔离采空区碎研石的作用。它适宜在顶板岩石为中等稳定以上,顶板属于脆性,采高在2一以下的薄及中厚煤层中使用。矸石带、料石垛巷旁支护矸石带巷旁支护是国内外普遍采用的方式,我国在开采厚度为以下的层时大量应用。矸石带作为沿空留巷的巷旁支护,具有节省支护材料,隔离采区,承载面积大。稳定性较好等优点。其缺点是砌矸石带的工作量大,工人体劳动繁重。从力学特性来看,矸石带属于宽幅、大可缩量和晚支撑的支撑物。于空隙大,压缩量达40%,虽然压实后支撑能力可以提高,但这时顶板己大量沉并失去稳定性,而且矸石带较宽,又增加了顶板的悬伸宽度。因此,除了韧大的缓慢下沉顶板之外,对于脆性顶板,这种顶板悬伸可能造成顶板沿煤壁断裂,并造成巷内支架上载荷增加。料石垛巷旁支护高强度有限可缩量特性,属于早支撑类型,实现了切顶卸载,巷道变形量小,支架完整。但由于料石垛内外两侧受力不均,故可能使石垛在载过程中出现各种形式的变形和破坏。1..4人造砌块巷旁支护人造砌块作为巷旁支护,是为了节约木材、克服木垛可缩量和承载晚等缺而发展起来的。近二十年来,这种巷旁支护形式在国外有相当的发展,国内也一定应用。这种支护形式的优点是材料来源广,价格低廉;构件的刚性大,承快,压缩20%就达到最大载荷。我国中国矿业大学北京研究生部研制的水泥、渣、锯末“三合一”砌块在阳泉及平顶山矿务局使用效果良好。巷旁泵充填支护技术巷旁泵充填支护是巷旁支护技术的一次革命,它克服了上述巷旁支护方法在的支撑阻力不够、可缩性能不匹配、运输量大、劳动强调高等缺点。巷旁泵充填技术包括硬石膏风力输送充填技术和高水材料泵充填技术。德国的硬石膏充填材料主要由硬石膏和普通硅酸盐水泥组成,充填料水固比为一左右,其工作原理是将配好的充填干料以压风为动力,通过充填泵和管道将干料输送到充填点,然后与水混合注入构筑好的模板内,连续充填构筑成密封墙。2.沿空留巷巷旁支护技术分析按力学特性可将巷旁支护分为刚性、有限可缩量、大可缩量几种。传统的巷旁支护有木垛、密集支柱、研石带、混凝土砌块等.①木垛巷旁支护的优点是稳定性好、架设劳动强度小;缺点是增阻速度慢、可缩量大、支护阻力小、巷道控顶宽度大、留巷效果差,不能密闭采空区、木材消耗量大,适用于薄及中厚煤层.。②密集支柱巷旁支护与木垛相比,其优点是可缩量小、早期支撑性能好、巷道控顶宽度小、切顶效果较好;缺点是可缩量小、支护阻力小、稳定性差,不能密闭采空区、木材消耗量大,适用于脆性顶板、中等稳定的薄及中厚煤层.③矸石带巷旁支护的优点节省支护材料、稳定性较好;缺点是研石带的可缩量大、前期支护阻力小、顶板下沉量大,构筑研石带的劳动强度大,密闭采空区效果较差,适用于顶板韧性较大的薄煤层.④混凝土砌块巷旁支护的优点是前期支护阻力大、增阻速度快、切顶效果好;缺点是可缩量较小、成本较高、构筑巷旁支护的劳动强度大,密闭采空区效果较好,适用于顶板中等稳定的薄及中厚、中硬以上的煤层.传统的巷旁支护存在支护阻力、可缩性等力学性能与沿空留巷围岩变形不相适应、密闭性能差和机械化程度低等缺点,不利于巷道维护和防止采空区漏风与自燃发火,所以长期以来我国沿空留巷基本上只是应用在条件较好的薄及中厚煤层,条件困难或厚煤层中难以发展,多采用沿空掘巷.3沿空留巷带支护设计由沿空留巷围岩变化规律、支架工作阻力变化规律以及载荷构成分析可见,沿空留巷支护只有在适应围岩变形规律的基础上控制围岩变形,因此对支架有一定的要求。为了适应沿空留巷条件下“支架一围岩”相互作用的特点,支架不仅要有足够的工作阻力,而且要有与围岩移近量相适的可缩量。根据统计,沿空留巷的支架工作阻力应大于巷道上方4倍采高的冒落带岩层重量。支架结构的可缩量,对于围岩中等稳定条件一般可为400一600~,对于分层开采的下部各分层应达到600一800~。加上临时加强支柱,较快的增阻速度,使支架可缩稳定、具有与巷道围岩共同作用过程中仍能保持支架本身的工作特性。同时,沿空留巷支护必须具有较好的封闭性,既能保证对顶板、两帮的支护和控制,又能很好地隔绝采空区和预留的巷道,最大限度降低采空区瓦斯或其他有害气体、采空区积水进入预留巷道,隔绝空气进入采空区,降低采空区煤层自燃现象。4.我国沿空留巷技术存在问题到目前为止,我国在沿空留巷技术的应用方面进行了许多的探索,积累了丰富的经验,从薄煤层到厚煤层,从缓倾斜煤层到急倾斜煤层,都已有沿空留巷的成功经验。但是,由于我国煤矿地质条件多样,沿空留巷围岩控制机理研究复杂、巷旁支护技术还不十分完善,在沿空留巷技术研究与应用中仍存在着不足之处,使得一些矿井在应用沿空留巷技术中没有取得预期的效果,并限制了沿空留巷技术在我国更广泛的推广。目前在支护设计思路、巷内支护、巷旁支护及理论研究方面还存在一定问题。①支护设计思路问题以往采用沿空留巷技术,支护设计思路不合理,大多将工作面回采前的巷道掘进与回采后的留巷相互独立,没有统筹考虑,没有将沿空留巷视为一项系统工程,如在对需要保留的巷道掘进前,进行巷道支护形式选择和支护参数设计时,没有预先考虑后期沿空留巷技术的需要,从而导致沿空留巷后巷内支护体强度不能满足两次采动影响的要求、巷内支护与巷旁支护不匹配,使留巷效果达不到预期目标,甚至失败。②巷内支护问题1)大量理论研究和生产实践表明,如何提高巷道围岩强度,并正确选择合适的巷内支护方式是保证所留巷道在留巷后巷道稳定的关键。随着综采、综放采煤技术的发展,工作面采高逐渐加大,由于工作面一次采出的煤层厚度增大,上覆岩层活动程度及波及的范围相应增加,回采巷道压力随采高的增加而增加,以及己采区和工作面采动引起的支承压力的叠加作用,使巷道围岩应力增加,使得工作面超前支承压力影响距离加大,矿压显现剧烈,沿空留巷的顶板下沉量随开采厚度增加而增大,在工作面前方附近,巷道断面收缩率较大,若不采取合理的巷内支护方式将所留巷道的变形控制在一定的范围内,则很难保证所留巷道在下区段回采时能正常使用。以前国内沿空留巷巷内支护多采用金属支架,属被动支护,即使加大型钢重量、减小棚距仍难以维护所留巷道的稳定,因此有必要采用一种能主动提供支护阻力的巷内支护方式。2)巷内与巷旁支护方式选型和参数的选择上不够合理,造成巷内与巷旁支护不能共同维护沿空留巷的稳定。随着沿空留巷技术在中厚煤层和综合放顶煤中的应用,随着留巷断面的不断扩大,巷道围岩变形量增加、巷道维护越来越困难,原来所用的金属支架型钢重量不断增加,棚距日益减小,留巷支护费用和维护费用显著增加,而且施工、运输更加困难和复杂,同时由于金属支架属于被动支护,支护的可靠度不高,即使加大重量、减小棚距仍难以维护条件困难的留巷。③巷旁支护问题l)巷旁支护作为沿空留巷的一个技术难点,在我国一直没有得到很好地解决。传统的巷旁支护存在支护阻力、可缩性等力学性能与沿空留巷围岩变形不相适应、密闭性能差和机械化程度低等缺点,不利于巷道维护和防止采空区漏风与自燃发火。所以,长期以来我国沿空留巷基本上只是应用在条件较好的薄及中厚煤层,条件困难或厚煤层中采用这种方式留巷成功率不高,大部分留巷需要翻修方可复用。传统的巷旁支护方式只适用于中厚以下煤层的低瓦斯矿井和无自然发火倾向的煤层。高水速凝材料与高水灰渣材料巷旁充填、硬石膏等风力充填,都需要建立一套较为复杂的充填系统,而且充填设备性能不佳、充填材料成本较高。2)在薄煤层进行沿空留巷,巷旁支护阻力一般较小,甚至有时不需要进行巷旁支护;但随着采高的增大,巷旁支护阻力必然大大增加。但不论是传统的木垛巷旁支护还是最新的高水材料巷旁充填支护,它们都属于被动支护,只有当顶板垮落压在支护体上时,它们才会对顶板施加支护阻力,而不是在顶板垮落之前就主动对顶板施加支护阻力。而巷旁支护的初始阻力对顶板支护有着十分重要的作用。因此有必要寻求一种能主动提供支护阻力的巷旁支护方式,增加巷旁支护的初始阻力。④沿空留巷理论研究问题l)在巷旁煤体对沿空留巷顶板稳定的作用方面研究还不够。己往建立的沿空留巷力学模型,一般只考虑顶板岩层同支架之间的相互作用关系,把巷旁煤体仅作为刚性支座来考虑。然而,煤体的不同力学性质同样对留巷顶板岩层的稳定起着重要的作用。所以有必要对沿空留巷顶板岩层控制规律进行深入研究,在研究沿空留巷“支护—围岩”相互机理时,应更深入地研究煤体与沿空留巷顶板以及支护的相互作用,不仅应考虑顶板、支护间的关系,而且更要考虑煤体与顶板岩层及支护三者间的关系。2)沿空留巷与一般的回采巷道不同,其巷道的一侧帮为煤体,另一侧帮为巷旁支护体,属大变形围岩,同时,还必须承受掘进和两次强烈的采动产生的叠加应力的影响,矿压显现剧烈,它是一项极其复杂的工程技术,但到目前为止,对沿空留巷围岩控制机理研究不够深入,对沿空留巷所处的应力环境及其矿压显现规律掌握不够,构建的沿空留巷受力模型还不完善,还没有一套行之有效的沿空留巷支护参数设计方法,不能很好的指导沿空留巷工程实践,从而带来以下两种后果:一是因缺乏理论上的正确指导,在沿空留巷支护设计时,认为安全系数越高越好,造成不必要的经济损失;二是在沿空留巷设计时,常因巷内支护和巷旁支护参数选择不合理而导致留巷失败,影响正常生产和煤矿安全,并造成重大的经济损失。5沿空掘巷特点由于沿空巷道的矿压显现与一般的实体煤中掘进的回采巷道不一样,在本区段工作面回采后,由于顶板冒落及上覆岩层的移动,围岩应力将发生重新分布,相邻区段所形成的固定支承压力和本区段工作面超前支承压力叠加,其巷道围岩变形破坏严重、变形量大。尽管采用了加大支护刚度等一系列措施,但巷道维护仍然十分困难,严重影响着矿井的安全生产。90年代以前中厚煤层沿空掘巷多采用金属支架维护,包括矿用工字钢梯形棚支架和U型钢拱形可缩支架维护,90年代以后随着高强锚杆支护技术的发展,中等稳定程度以上的综采煤层巷道普遍采用锚杆支护,沿空掘巷锚杆支护也取得了成功。6沿空掘巷支护类型矿用工字钢梯形棚支护矿用工字钢梯形棚支护有着支护形式简单、操作方便、取材简单、支护适应性强等特点。矿用工字钢梯形棚支护有其自身的优点,但也有其自身的不足。采用工字钢梯形棚支护时,由于支架与围岩接触不好,初期处于空松状态,支架被动等劲,随着煤体变形逐渐与支架接触,支架才与围岩相互作用。初期围岩受约束力很小,软弱煤体松动范围变大,煤体承载较低,造成支架载荷较大,由于沿空巷道围岩变形特征的特殊性,在掘进期间基本能满足巷道支护的要求,但巷道施工时工人劳动强度大,巷道推进缓慢,管理较为复杂。在回采期间采用工字钢梯形支架支护时,由于老顶回转变形较大,破坏后的煤体挤向巷道空间,棚腿变形急剧加大,弯曲、折断较多,巷道有效断面迅速减小,支架变形严重,稳定性差,极易发生垮棚、冒顶、堵人等事故。当巷道位移量较大时、需要维修,同时过大的变形使支护系统的整体安全性得不到根本保障。同时在回采期间替棚工作量较大,安全隐患增多,并且由于沿空巷道变形量大,支架产生严重变形,工字钢的复用率极低,造成支护成本加大。型棚支护U型棚解决了梯形工钢稳定性差、不能适应围岩的大变形的特点,其适用范围较矿用工字钢梯形棚的大。但U型棚有也其自己的缺点:当采用U型棚支护时,由于围岩的应力大、蠕变速度不均而使得支架构件局部承载,常常出现支架顶梁弯曲、棚腿扭折、卡缆崩裂等现象,使支架失去承载能力,折损比较严重,巷道维修工程量较大。随着矿井机械化程度的提高,采用U型棚支护的回采巷道不能满足机械化开采快速推进的要求,特别是沿空掘巷的支护问题更加突出,成为制约工作面高产、高效的瓶颈。.锚杆支护煤巷锚杆支护是我国煤矿自综采之后的第二次支护技术革命。自1996年以来,质量上有了显著提高,数量上有了迅猛发展。通常使用的锚杆支护属于“主动”支护,在锚杆安装后及时对围岩提供支护阻力,而且随着围岩的变形,支护阻力不断增加,因而能够及时、有效地强化围岩强度,防止围岩早期离层和控制围岩变形,从而保持围岩的稳定。由于沿空巷道在回采期间变形量大,从支护与围岩运动统一的角度及支护与围岩的相互作用关系出发,寻求防止支架因局部承载而遭受破坏、减少巷道维修工程量的沿空巷道支护方法是及待解决的研究课题。随着锚杆支护理论和技术的发展,锚杆支护在沿空掘巷中的成功运用,为推动窄煤柱沿空掘巷的应用起到了重要作用。锚杆支护与传统的棚式支护相比,具有显著的技术、经济优越性。其主要表现在::锚杆支护充分利用巷道围岩的自承能力将载荷体变为承载体,为主动支护,而一般棚式支护属被动支护;与棚式支护相比,锚杆支护更有利于改善巷道的维护状况,保持巷道围岩的长期稳定,在相同生产地质条件下,锚杆支护的巷道围岩变形量通常要比棚式支护减少一半以上;锚杆支护还可以节约大量钢材,减少材料辅助运输和减轻工人劳动强度,还有利于快速掘进;锚杆支护的巷道能适应大变形要求,在巷道服务期间,基本不需要维修就能保证巷道的正常使用;在使用机械化程度较高的回采工作面,锚杆支护巷道减少了棚式支护巷道的替棚工作量,有利于回采工作面的安全、快速推进。7沿空掘巷支护技术在沿空巷道支护中,合理的支护形式对巷道围岩控制起着重要的作用,支护体与围岩相互作用的理论研究成果证明:支护强度是控制巷道围岩剧烈变形的关键因素,只有在支护强度大于时,才能有效控制巷道的剧烈变形,而这是现有的单一支护形式所不能达到的。即使是U型钢支架,在支架受力不均匀的情况下,支架支护强度也只能达到一,不仅难以控制巷道的剧烈变形,而且在掘进期间会影响巷道的掘进速度,在采动影响期间,会造成支架的大量损坏,给支架回收工作带来困难。由此可见,仅仅依赖巷道支架本身的支护能力,很难控制巷道的剧烈变形,必须充分发挥巷道围岩自身的承载能力。实践证明,锚杆支护作为一种主动支护形式,对于改善巷道围岩结构特性,提高围岩自承能力方面具有独特的优势,并且成本低,在世界上的主要产煤国家中得到了广泛的应用。掘进期间锚杆支护技术分析锚杆支护与传统的棚式支护相比,锚杆支护充分利用巷道围岩的自承能力将载荷体变为承载体,为主动支护,而一般棚式支护属被动支护,与棚式支护相比,锚杆支护更有利于改善巷道的维护状况,保持巷道围岩的长期稳定,且能适应大变形。当回采巷道采用小煤柱沿空掘巷时,要保证巷道支护系统具有良好的支护性能,由于窄煤柱沿空掘巷围岩变形剧烈程度与巷道围岩介质属性和上覆岩体结构关系很大,而巷道上覆岩体结构的载荷变化和结构的运动方式决定了巷道在回采期间大变形的必然性,这就要求巷道支护形式能够适应大的围岩变形,实现支护系统的高强可缩,具有这样特征的支护形式只有锚杆支护系统才能满足这些要求。传统的悬吊理论、组合梁理论、组合拱理论等锚杆支护理论是根据处于弹性状态的完整岩体提出的,而且适用于特定的条件。对于围岩处于峰后强度和残余强度的破裂岩体,上述理论不能解释锚杆支护的作用机理。近期国内外一些学者研究了锚杆支护对岩石处于峰后的状态下的力学性质的改善和锚杆支护参数的改变对围岩稳定状态的影响,研究表明:(l)锚杆支护巷道围岩强度强化理论认为,破碎岩体中布置的锚杆强化了岩体的内聚力、内摩擦角、残余内聚力、残余内摩擦角和极限强度、残余强度,而且这些参数随锚杆支护强度的提高而增加,极限强度、残余强度提高到一定程度就能保持围岩稳定。(2)围岩强度强化理论是发展高(超高)强度锚杆的理论依据,锚杆初锚力和支护强度对保持围岩的稳定性具有极其的重要性。锚索的作用是控制锚固区外部较高处的离层和防止巷道顶板两角的剪切破坏。(3)不同的锚杆布置参数所形成的锚固体的力学性态有较大的不同,短而密的锚杆群支护所加固的板,受剪而呈现高阻,表现出围岩变形较小而应力较大,也就是说支护体的刚度较大;长而稀的锚杆群支护所加固的板,易产生弯拉型失稳破坏,表现出围岩变形较大而应力较小,也就是说刚度较小(柔性)。从锚固体的围岩受力特征看出,破裂岩体的极限强度和残余强度随支护阻力的增加而不断强化,达到一定程度就能保持围岩的稳定。从图中还可以看出,在支护阻力为O的情况,即围岩的残余强度很低,不利于沿空巷道围岩的控制,采用架棚支护就属于这种情况;当采用锚杆支护时,属于主动支护,在支护初期可以结围岩施加一定的预紧力,从图中可以看出,当支护阻力在时,围岩的残余强度增加数倍,这就是锚杆支护设计、支护参数研究的沿空巷道围岩控制技术综合分析基本依据。但当地质条件较差时,不能保证锚杆支护有良好的锚固性能时,要采用架U型棚或采用复合支护。回采期间支护技术分析由于沿空巷道围岩变形特征的特殊性,由前面沿空巷道围岩结构和围岩的稳定性分析表明:沿空巷道在掘进期间围岩变形不太明显,围岩相对较稳定,但在回采期间,巷道的变形量较掘进期间大得多,实际工程实践中变形量数以米计,多数沿空巷道在回采期间破坏,要进行卧底、撕帮等维修后才能正常使用。分析其主要原因是巷道超前加强支护范围过短、支护强度过低,对煤柱没有采取加固措施。1.合理加强支护范围合理的超前加强支护对保持沿空巷道围岩稳定性有着重要的作用,一般煤矿都是凭借实体煤巷道超前加强支护的范围来类比确定超前加强支护范围,超前支护的范围为20-30m不等,在巷道遭到支承压力影响破坏后才进行维护、加强支护,所以造成沿空巷道维护难度大、维护成本高、制约回采工作面的安全生产。沿空巷道上覆岩层结构决定了本区段超前支承压力对其影响较敏感,主要是因为受采动影响,上覆岩层在支承压力作用下由静止状态变为运动状态,煤柱本来呈塑性状态,其承载能力较低,在超前支承压力作用下,表现出大的位移,甚至整体向巷道内移。造成煤柱向巷道内整体移动的其它原因还有超前加强支护的范围过小、加强支护强度过低、锚杆布置不合理(许多矿井都是沿煤层布置)。因此沿空巷道超前加强支护范围要和支承压力影响范围一致,确定合理的超前加强支护范围采用理论计算并辅以计算机数值模拟同时进行研究确定。2.加强支护形式选择大多数矿井沿空巷道的超前加强支护形式主要采用单体液压支护配合金属顶梁加设走向棚,然而煤柱变形和顶板下沉量仍然较大,从而在有些矿井认为沿空巷道只有进行撕帮、卧底等维修才能正常使用。主要原因是没有认清沿空巷道在回采期间的围岩的变形特征。沿空巷道在回采期间,其上覆岩层在支承压力作用下由静止变为运动状态,大结构发生回转变形,而巷道围岩小结构变形与大结构变形不同步,锚索的支护强度不够。同时由于煤柱在支承压力作用下变得更加破碎,承载能力进一步降低,表现出向巷道内大的位移。因此要从根本上解决沿空巷道超前加强支护的问题,必须充分利用巷道围岩的自身承载作用,在超前工作面支承压力影响范围内补打锚索,补强顶板锚固范围的围岩,使其与上覆岩层锚固成一整体,同时在巷道内补架采用单体液压支柱的加强棚。同时在沿空侧煤帮沿倾斜向上方向顶板补打帮锚索,增加煤柱的围压,以限制煤柱向巷道内位移,充分利用煤体的强度支撑顶板。

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pisces850318

前 言通风是关系到煤矿生产安全的重要环节。确保通风系统的稳定可靠,要做到随矿井生产变化即时进行通风系统改造与协调,严格控制串联通风,强化局部通风管理,杜绝局部通风机无计划断电,做到通风系统正规合理、可靠、稳定.矿井通风设计是整个矿井设计内容的重要组成部分,是保证安全生产的重要环节。因此,必须周密考虑,精心设计,力求实现预期效果。第一章 矿井通风设计的内容与要求矿井通风设计的基本任务是建立一个安全可靠、技术先进经济的矿井通风系统。矿井通风设计分为新建或扩建矿井通风设计。对于新建矿井的通风设计,既要考虑当前的需要,又要考虑长远发展的可能。对于改建或扩建矿井的通风设计,必须对矿井原有的生产与通风情况做出详细的调查,分析通风存在的问题,考虑矿井生产的特点和发展规划,充分利用原有的井巷与通风设备,在原有基础上提出更完善、更切合实际的通风设计。无论新建、改建或扩建矿井的通风设计,都必须贯彻党的技术经济政策,遵照国家颁布的矿山安全规程、技术规程、设计规范和有关的规定。矿井通风设计一般分为两个时期,即基建时期与生产时期,分别进行设计计算。第一节 矿井基建时期的通风矿井基建时期的通风指建井过程中掘进井巷时的通风,即开凿井筒(或平硐)、井底车场、井下硐室、第一水平的运输巷道和通风巷道时的通风。此时期多用局部通风机对独头巷道进行局部通风。当两个井筒贯通后,主要通风机安装完毕,便可用主要通风机对已开凿的井巷实行全压通风,从而可缩短其余井巷与硐室掘进时局部通风的距离。第二节 矿井生产时期的通风矿井生产时期的通风是指矿井投产后,包括全矿开拓、采准和采煤工作面以及其他井巷的通风。这时期的通风设计,根据矿井生产年限的长短,又可分为两种情况:(1)矿井服务年限不长时(大约15至20年),只做一次通风设计。矿井达产后通风阻力最小时为矿井通风容易时期;矿井通风阻力最大时为困难时期。依据这两个时期的生产情况进行设计计算,并选出对此两个时期的通风皆为适宜的通风设备。(2)矿井服务年限较长时,考虑到通风机设备选型,矿井所需风量和风压的变化等因素,又需分为两个时期进行通风设计。第一水平为第一期,对该时期内通风容易和困难两种情况详细地进行设计计算。第二期的通风设计只做一般的原则规划,但对矿井通风系统,应根据矿井整个生产时期的技术经济因素,作出全面的考虑,以使确定的通风系统既可适应现实生产的要求,又能照顾长远的生产发展与变化情况。矿井通风设计所需要的基础资料如下:矿井地形地质图;矿岩游离二氧化硅(矽)、硫、放射性物质及瓦斯和有害气体的含量;煤岩自然发火倾向性;煤尘爆炸性;矿区气候条件,包括年最高、最低、平均气温、地温、地热增深率及常年主导风向等;矿岩容重、块度、松散系数、含泥量及粘结性;矿区有无老窑旧巷及其所在地点和存在情形;矿井年产量、服务年限、开拓系统、回采顺序、开采方法;产量分配和作业布置,同时作业的工作面数及备用工作面个数;同时开动的各种型号的凿岩机台数及其分布;同时爆破的最多炸药量;同时工作的最多人数等。第三节 矿井通风设计的内容(1)确定矿井通风系统(2)矿井通风计算和风量分配(3)矿井通风阻力计算(4)选择通风设备(5)概算矿井通风费用此外,根据不同地区或矿井的特殊条件,还需警醒矿井空气温度调节的计算(具体内容见第八章)第四节 矿井通风设计的要求(1)将足够的新鲜空气有效地送到井下工作场所,保证生产和创造良好的劳动条件;(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)有符合规定的井下环境及安全检测系统或检测措施;(5)通风系统的基建投资省,营运费用低,综合经济效益好。第二章 优选矿井通风系统第一节 矿井通风系统的要求(1)每一矿井必须有完整的独立通风系统。(2)进风井口应按全年风向频率,必须布置在不受粉尘、煤尘、灰尘、有害气体和高温气体侵入的地方。(3)箕斗提升井或装有胶带运送机的井筒不应兼做进风井,如果兼做进风井使用,必须采取措施,满足安全的需要。(4)多风机通风系统,在满足风量按需分配的前提下,各主要通风机的工作风压应接近,当通风机之间的风压相差较大时,应减小共用风路的风压,使其不超过任何一个通风机风压的30%。(5)每一个生产水平和每一采区,都必须布置回风巷,实行分区通风。(6)井下爆破材料库必须有单独的新鲜风流,回风风流必须直接引入矿井的总回风巷或主要回风巷中。(7)井下充电室必须用单独的新鲜风流通风,回风风流应引入回风巷。第二节 确定矿井通风系统根据矿井瓦斯涌出量、矿井设计生产能力、煤层赋存条件、表土层厚度、井田面积、地温、煤层自燃倾向性及兼顾中后期生产需要等条件,提出多个技术上可行的方案,通过优化或技术经济比较后确定矿井通风系统。矿井通风系统应具有较强的抗灾能力,当井下一旦发生灾害性事故后所选择的通风系统能将灾害控制在最小范围,并能迅速恢复正常生产。第三章 矿井风量计算第一节 矿井风量计算原则矿井需风量,按下列要求分别计算,并采取其中最大值。(1) 按井下同时工作最多人数计算,每人每分钟共计风量不得少于4m³;(2) 按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。第二节 矿井需风量的计算1.采煤工作面需风量的计算采煤工作面的风量应该按下列因素分别计算,取得最大值。1) 按瓦斯涌出量计算Qwi=100 Qgwi Kgwi式中 Qwi——第i个采煤工作面需要风量,m³/minQgwi——第i个采煤工作面瓦斯绝对涌出量,m³/minKgwi——第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,它是该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值和平均值之比。生产矿井可根据各个工作面正常生产条件时,至少进行5昼夜的观测,得出5个比值,取其最大值。通常机采工作面取Kgwi=~;炮采工作面取Kgwi=~;水采工作面取Kgwi=~。2) 按工作面进风流温度计算采煤工作面应有良好的气候条件。其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算。其气温与风速应符合表7-4-1的要求。表7-4-1 采煤工作面空气温度与风速对应表采煤工作面进风流气温/℃ 采煤工作面风速/m•s-1<1515~1818~2020~2323~26 ~~~~采煤工作面的需要风量计算:Qwi=60 Vwi Swi Kwi式中 Vwi——第i个采煤工作面的风速,按其进风流温度从表7-4-1中选取,m/s;Swi——第i个采煤工作面有效通风断面,取最大和最小控顶时有效断面的平均值,m2Kwi——第i个工作面的长度系数,可按表7-4-2选取。表7-4-2 采煤工作面长度风量系数表采煤工作面长度/m 工作面长度风量系数Kwi<1550~8080~120120~150150~180>180 ) 按使用炸药量计算Qwi=25×Awi式中 25——每使用1kg炸药的供风量,m3/min;Awi——第i个工作面一次爆破使用的最大炸药量,kg;4) 按工作人员数量计算Qwi=4×nwi式中 4——每人每分钟应供给的最低风量,m3/min;nwi——第i个采煤工作面同时工作的最多人数,个。5) 按风速进行验算按最低风速验算各个采煤工作面的最小风量:Qwi≥60××Swi按最高风速验算各个采煤工作面的最大风量:Qwi≤60××Swi采煤工作面有串联通风时,按其中一个最大需风量计算。备用工作面也按上述要求,并满足瓦斯、二氧化碳、风流温度和风速等规定计算需风量,且不得低于其回采时需风量的50%。2.掘进工作面需风量的计算煤巷、半煤岩和岩巷掘进工作面的风量,应按下列因素分别计算,取其最大值。1) 按瓦斯涌出量计算Qhi=100×Qghi×Kghi式中 Qhi——第i个掘进工作面的需风量,m3/min;Qghi——第i个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量,m3/min;Kghi——第i个掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数,一般可取~。2) 按炸药量计算Qhi=25×Ahi式中 25——使用1kg炸药的供风量,m3/min;Ahi——第i个掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量,kg。3) 按局部通风机吸风量计算Qhi= ∑Qhfi×Khfi式中 ∑Qhfi——第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。各种通风机的额定风量可按表7-4-3选取。Khfi——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一般取~。进风巷道中无瓦斯涌出时取,有瓦斯涌出时去。表7-4-3 各种局部通风机的额定风量风机型号 额定风量/ m3•min-1JBT-51()JBT-52(11KW)JBT-61(14KW)JBT-62(28KW) 04)按工作人员数量计算Qhi=4×nhi式中nhi ——第i个掘进工作面同时工作的最多人数,人。5)按风速进行验算按最小风速验算,各个岩巷绝境工作面最小风量:Qhi≥ 60××Shi各个煤巷或半煤巷掘进工作面的最小风量:Qhi≥ 60××Sdi按最高风速验算,各个掘进工作面的最大风量:Qhi≤ 60×4×Shi式中Shi——第i个掘进工作面巷道的净断面积,m2。3.硐室需风量计算各个独立通风硐室的供风量,应根据不同类型的硐室分别进行计算:1) 机电硐室发热量大的机电硐室,按硐室中运行的机电设备发热量分别进行计算:Qri= 3600×∑N×θρ×Cp×60×Δt式中Qhi——第i个机电硐室的需风量,m3/min;∑N—机电硐室中运转的电动机(变压器)总功率,kw;θ—机电硐室的发热系数,可根据实际考察由机电硐室内机械设备运转时的实际热量转换为相当于电器设备容量做无用功的系数确定,也可按表7-4-4选取;ρ—空气密度,一般取 m3;Cp—空气的定压比热,一般可取1kJ/(kg•K);Δt—机电硐室进、回风流的温度差,℃。表7-4-4机电硐室发热系数(θ)表机电硐室名称 发热系数空气压缩机房 水泵房 变电所、绞车房 采区变电所及变电硐室,可按经验值确定需风量:Qri=60~80 m3/min2) 爆破材料库Qri=4×V/60式中 V—库房容积,m3但大型爆破材料库不得小于100 m3/min,中小型爆破材料库不得小于60 m3/min。3) 充电硐室按其回风流中氢气浓度小于计算Qri=200×qrhi式中qrhi ——第i个充电硐室在充电时产生的氢气量,m3/min。4.其他用风巷道的需风量计算机各个其他巷道的需风量,应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算,采用其最大值。1) 按瓦斯涌出量计算Qoi=133×Qgoi×kgoi式中Qgoi——第i个其他用风巷道的瓦斯绝对涌出量,m3/min;koi ——第i个其他用风巷道瓦斯涌出不均匀的风量备用系数,一般可取kgoi=) 按最低风速验算Qoi≥ 60××Soi式中Soi——第i个其他井巷净断面积,m2。5.矿井总风量计算矿井的总进风量,应按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算:Qm=(∑Qwt+∑Qht+∑Qrt+∑Qot)×km式中∑Qwt—— 采煤工作面和备用工作面所需风量之和,m3/min;∑Qht—— 掘进工作面所需风量之和,m3/min;∑Qrt—— 硐室所需风量之和,m3/min;∑Qot—— 其他用风地点所需风量之和,m3/min。km—— 矿井通风(包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素)系数,可取。第四章 矿井通风总阻力计算第一节 矿井通风总阻力计算原则(1)矿井通风总阻力,不应超过2940pa。(2)矿井井巷的局部阻力,新建矿井(包括扩建矿井独立通风的扩建区)宜按井巷摩擦阻力的10%计算,扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算。第二节 矿井通风总阻力计算矿井通风总阻力是指风流由进风井口起,到回风井口止,沿一条通路(风流路线)各个分支的摩擦阻力和局部阻力的总和,简称矿井总阻力,用hm表示。对于有两台或多台主要通风机工作的矿井,矿井通风阻力应按每台主要通风机所服务的系统分别计算。在主要通风机的服务年限内,随着采煤工作面及采区接替的变化,通风系统的总阻力也将因之变化。为了使主要通风机在整个服务期限都能满足需要,而且主要通风机有较高的运转效率,需要按照开拓开采布局和采掘工作面接替安排,对主要通风机服务期内不同时期的系统总阻力的变化进行分析,当根据风量和巷道参数(断面、长度等)直接判定出最大总阻力路线时,可按该路线的阻力计算矿井总阻力,当不能直接判定时,应选几条可能最大的路线进行计算比较,然后确定该时期的矿井总阻力。在矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期。通风系统总阻力最大时称为通风困难时期。对于通风容易和困难时期,要分别画出通风系统图。按照采掘工作面及硐室的需要分配风量,再由各段风路的阻力计算矿井总压力。为便于计算和查验,可用表7-4-5的格式,沿着通风容易和困难时期的风流路线,依次计算各段摩擦阻力hft,然后分别计算得出容易和困难时期的总摩擦阻力hfe和hfd,再乘以(扩建矿井乘以)后,得两个时期的矿井总压力hme和hmd。通风容易时期总阻力 hme=(~)hfe通风困难时期总阻力 hmd=(~)hfd上面两式中hf按下式计算:hf= hfi式中 hfi= Qi2第五章 矿井通风设备的选择第一节 矿井通风设备是指主要通风机和电动机。(1) 矿井必须装设两套同等能力的主通风设备,其中一套做备用。(2) 选择通风设备应满足第一开采水平各个时期工况变化,并使通风设备长期高效率运行。当工况变化较大时,根据矿井分期时间及节能情况,应分期选择电动机。(3) 通风机能力应留有一定的余量,轴流式通风机在最大设计负压和风量时,轮叶运转角度应比允许范围小5°;离心式通风机的选型设计转速不宜大于允许最高转速的90%。(4) 进、出风井井口的高差在150m以上,或进、出风井井口标高相同,但井深400m以上时,宜计算矿井的自然风压。第二节 主要通风机的选择(1)计算通风机风量Qf由于外部漏风(即井口防爆门及主要通风机附近的反风门等处的漏风),风机风量Qf大于矿井风量QmQf=k Qm式中 Qf—— 主要通风机的工作风量,m3/s;Qm——矿井需风量,m3/s;K——漏风损失系数,风井不做提升用时取,箕斗井做回风用时取;回风并兼做升降人员时取。(2)计算通风机风压通风机全压Htd和矿井自然风压HN共同作用克服矿井通风系统的总阻力hm、通风机附属装置(风硐和扩散器)的阻力hd及扩散器出口动能损失Hvd。当自然风压与通风机风压作用相同时取“-”;自然风压与通风机负压作用反向时取“+”。根据提供的通风机性能曲线,由下式求出通风机风压:Htd=hm+hd+Hvd±HN通产离心式通风机提供的大多是全压曲线,而轴流式通风机提供的大多是静压曲线。因此,对抽出式通风矿井:离心式通风机:容易时期 Htd min=hm+hd+Hvd±HN困难时期 Htd max=hm+hd+Hvd±HN表7-4-5 矿井通风阻力计算表时期 节点序号 巷道名称 支护形式 a/Ns2m-4 L/M U/M S/m2 S3/s6 R/Ns2m-8 Q/m3s-1 Q2/m6s-2 hfi/pa V/ms-1容易时期hfi=∑hfi= pa困难时期hfi=∑hfi= pa轴流式通风机:容易时期 Htd min=hm+hd-HN困难时期 Htd max=hm+hd+HN通风容易时期为使自然风压与通风机风压作用相同时,通风机有较高的效率,故从通风系统阻力中减去自然风压HN;通风困难时期,为使自然风压与通风机风压作用反向时,通风机能力满足,故通风系统阻力中加上自然风压HN。(3)初选通风机根据计算的矿井通风容易时期通风机的Qf、Hsd min(或Htd max)和矿井通风困难时期通风机的Qf、Hsd max(或Htd max)在通风机特性曲线上,选出满足矿井通风要求的通风机。(4)求通风机的实际工况点因为根据Qf、Hsd max(或Htd max)和Qf、Hsd min(或Htd max)确定的工况点,即设计工况点不一点恰好在所选择通风机的特性曲线上,必须根据通风机的工作阻力,确定其实际工况点。1) 计算通风机的工作风阻用静压特性曲线时:Ssd min=Ssd max=用全压特性曲线时:RTd min=STd max=2)确定通风机的实际工况点在通风机特性曲线图中做通风机工作风阻曲线,与风压曲线的交点即为实际工况点。(5) 确定通风机的型号和转速根据各台通风机的工况参数(Qf、Hsd、η、N)对初选的通风机进行技术、经济和安全性比较,最后确定满足矿井通风要求,技术先进、效率高和运转费用低的通风机的型号和转速。(6)电动机选择1)通风机输入功率按通风容易及困难时期,分别计算通风机所需输入功率Nmin、Nmax。Nmin= Qf Hsd min/1000ηs Nmax= Qf Hsd max/1000ηs或Nmin= Qf Htd min/1000ηt Nmax= Qf Htd max/1000ηt式中ηt、ηs分别为通风机全压效率和静压效率;2)电动机的台数和种类当Nmin≥时,可选一台电动机,电动机功率为Ne=Nmax•ke/(ηeηtr)当Nmin<时,可选两台电动机,其功率分别为初期 Nemin= •ke/(ηeηtr)后期按Ne=Nmax•ke/(ηeηtr)计算。式中 ke——电动机容量备用系数,ke=~ηe——电动机效率,ηe=~(大型电动机取较高值)ηtr——传动效率,电动机与通风机直联时ηtr=1,皮带传动时ηtr=。电动机功率在400~500kw以上时,宜选用同步电动机。其优点是在低负荷运转时,可用来改善电网功率因数,使矿井经济用电;缺点是这种电动机的购置和安装费较高。第六章 概算矿井通风费用吨煤通风成本是通风设计和管理的重要经济指标。统计分析成本的构成,则是探求降低成本提高经济效益不可少的基础资料。吨煤通风成本主要包括下列费用:1. 电费(W1)吨煤的通风电费为主要通风机年耗电费及井下辅助通风机、局部通风机电费之和除以年产量,可用如下公式计算:W1=(E+EA)×D/T式中 E——主要通风机年耗电量,设计中用下式计算:通风容易时期和困难时期共选一台电动机时,E=8760(Nemin+ Nemax)/(keηvηw)选两台电动机时E=4380(Nemin+ Nemax)/(keηvηw)式中 D——电价,元/kw•hT——矿井年产量,t;EA——局部通风机和辅助通风机的年耗电量;ηv——变压器效率,可取ηw——电缆输电效率,取决于电缆长度和每米电缆损耗,在~范围内选取。2. 设备折旧费通风设备的折旧费与设备数量、成本及服务年限有关可用表7-4-6计算。吨煤的通风设备折旧费W2为W2=(G1+G2)/T表7-4-6通风成本计算表序号设备名称计算单位数量 总成本总计 服务年限 基本投资折旧费 大修理折旧费备注单位成本 设备费 运输及安装费3. 材料消耗费用包括各种通风构筑物的材料费,通风机和电动机润滑油料费,防尘等设施费用。每吨煤的通风材料消耗费W3为:W3=C/T式中 C——材料消耗总费用,元/a。4. 通风工作人员工资费用矿井通风工作人员,每年工资总额为A(元),则一吨煤的工资费用W4为W4= A/T5. 专为通风服务的井巷工程折旧费和维护费折算至吨煤的费用为W5。6.每吨煤的通风仪表的购置费和维修费用W6矿井每采一吨煤的通风总费用W为W= W1 +W2+ W3+ W4+ W5+ W6矿井结束语三年的学习已近尾声,我通过三年来的系统学习,使我掌握了坚实的基础理论和系统的专门知识,也使我的业务水平有了很大的提高,而着一切,都是归功于辽源职业技术学院的各位老师的深切教诲与热情鼓励.在即将毕业之际,我要感谢三年来的所有教育我,关心我的老师们,是他们在我学习期间给了我最有力的帮助和鼓励,使我能顺利的完成学业,对此,我表示衷心地感谢!本课题是我在我的导师刘温暖教授的悉心指导下完成的.半年多来,刘教授多次询问课题进程,帮助我开拓研究思路.刘教授以其严谨求实的治学态度,高度的敬业精神,孜孜以求的工作作风和大胆创新的进去精神给我树立了榜样.在此向刘教授致以诚挚的谢意和崇高的敬意。参考文献(1)矿井通风与安全 作者: 何廷山 2009(2)煤矿开采技术专业及专业群教材 作者 喻晓峰 刘其志

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