山西柳林鑫飞下山峁煤业采矿地下采煤毕业设计说明书.doc

内蒙古科技大学本科生课程设计说明书题 目： 采煤学课程设计学生姓名： 杨永亮学 号：1272101129专 业： 采矿工程 班 级： 采矿12-1 指导教师：郭灵飞评 阅 人：成 绩：目录第一章矿井概况一、矿井地形、地貌、地物及其对开采的影响。二、矿井开拓方式及主要井巷的布置形式。三、矿井通风方法、主扇工作方式及通风系统情况。四、矿井提升运输系统及主要设备配备情况。五、矿井工作制度。第二章开采技术条件一、采区的位置及与相邻采区的关系。二、构造构造形态，倾向，褶皱及断层，岩浆岩体侵入，地质构造类型。三、煤层煤层厚度、倾角、稳定性、结构。四、顶底板岩性顶底板岩石的物理力学性质、稳定性及坚固性。五、其它开采条件瓦斯含量、自燃发火性、煤尘爆炸危险性、水文地质条件。 第三章采煤方法的选择一、采煤方法的选择原则二、采煤方法的技术分析三、采煤方法的经济分析第四章采区巷道布置一、采区主要参数的确定二、采准巷道布置三、采区主要设备配备情况四、主要采准巷道断面设计五、采区生产系统六、绘制采区巷道布置图第一章 矿井概况一、矿井地形、地貌、地物及其对开采的影响。1.交通地理位置山西柳林鑫飞下山峁煤业有限公司位于山西省柳林县城北偏西直距约20km王家沟乡圪塔上村、延家峁村、任家山村、后备村一带，属柳林县王家沟乡管辖。井田地理坐标:东经1105215 1105411,北纬373614373731。井田位于柳林县城北20km处，紧靠柳林碛口公路，距孝柳铁路穆村站30km，距柳林结绳焉公路3km，交通运输条件便利。矿井交通位置详见图1-1-1。2.地形地貌井田地处晋西黄土高原，属吕梁山西侧的中低山区，黄土覆盖广泛，冲沟发育，地形起伏较大，地貌类型以侵蚀性黄土梁、峁为主，其次为黄土沟谷地貌中的冲沟，地势总体南高北低，地形最高点位于井田中东部山头，海拔1081.5m，最低点位于井田北部沟谷，海拔820.0m左右，最大相对高差261.5m。3.水系本区属黄河流域黄河水系，井田沟谷发育，无常年性水流，仅在雨季有洪水流出，并很快排干，季节性水流向西北汇入黄河。4.气象及地震情况井田地处晋西北黄土高原，为大陆性季风气候，暖温带半干旱地区，气温变化昼夜悬殊，四季分明，降水量有限，多呈干旱状态，冬春季多西北风，少雨雪，夏秋季雨量集中，有时出现暴雨洪水灾害。据柳林气象站资料，各气象要素特征如下：（1）、气温:年平均8.8 ，1月份最低，平均为-7.6 ，极端值达-24.8 ，7月份最高，平均为22.6 ，极端值达37，平均温差30.2 。一般气温降至0的时间为10月中旬，回升到0以上的时间是翌年4月中旬。（2）、降水量和蒸发量:历年平均降水量为519.3mm, 最大降水量在7月份,为1299mm , 最小在12月份,为3.6mm . 雨量集中在7、8、9三个月，占全年的63%。蒸发量平均值为2141.9mm , 最大在6月份，平均为362.3mm。（3）、风向及风速:风向多为西北，风速年平均2.5m/s,最大在3-5月份，风速平均3.1m/s，最大风速18 m/s。（4）、霜期、雪期和冻土期：初霜期在10月份上旬，终霜期在次年3月份，一次最大积雪厚度为14-30cm。 最早冻土期在11月26日，最晚解冻日为翌年4月1日，最大冻土深度111cm。据GB50011-2001建筑抗震设计规范，柳林县抗震设防烈度为度区，设计基本地震加速度值为0.05g。据历年记载，历史上发生过数次地震，其中以1101年，1555年最强烈；其次1918年及1965年较强烈。二、矿井开拓方式及主要井巷的布置形式。根据井田内8、9号煤层的赋存条件与地面地形特点，为合理开发全井田8、9号煤层，并最大限度的利用矿方已有的设施，1.本次设计提出以下两个开拓方案： 方案I：利用并刷大原任家山煤矿的主立井和副立井，做本次设计的副立井和回风立井。另在距原任家山煤矿主立井东北约150m左右处，新打一个主斜井，全井田采用一斜两立三个井筒开拓。主斜井落底于9号煤层，井筒净宽5.0m，斜长545m，倾角23，井筒内装备B=1000mm的胶带输送机及单钩串车，并设台阶、扶手，担负矿井提煤、进风及下大件的任务，是矿井的一个安全出口；副立井落底于9号煤层底板上，井筒净径由4.0m刷大到5.5m，垂深210m，井筒内装备双钩1t标准罐笼，设梯子间，担负矿井矸石、材料设备和人员等提升任务，兼做主要进风井和安全出口；回风立井净径由3.0m刷大至5.5m，落底于8号煤层，垂深181m，井筒内装备梯子间，担负矿井回风任务，兼做安全出口。根据主、副井井筒落底点标高，结合井田几何特征和煤层赋存状况，设计以一个水平联合布置，分层开采井田内的8、9号煤层，水平标高+690m。即将总回风巷布置于8号煤层，并分别在8、9号煤层中布置运输大巷和轨道大巷。设计主斜井落底于9号煤层，回风立井落底于8号煤层。副立井落底后设置9号煤层+690m水平井底车场。利用8号煤层与9号煤层的层间距，做一个井底煤仓。井底煤仓上口开口于8号煤层。过井底煤仓上口、沿正东正西方向在8号煤层和9号煤层重叠布置一组开拓巷道分别至井田西部边界煤柱线和井田东部边界煤柱线，当大巷掘进至井田东部煤柱线附近时，改为向北掘进，当大巷掘进至井田8号拐点处时，再改为向东掘进直至井田边界。每组开拓巷道设运输、轨道和回风三条巷道，相互平行，间距30m。其中，运输、轨道巷道分别沿8、9号煤层布置，回风巷道沿8号煤层布置。其中布置于8号煤层中的轨道大巷通过轨道石门与9号煤层+690m水平井底车场相接，回风大巷与回风立井直接沟通。矿井井下大巷主运输采用胶带输送机运输方式。大巷辅助运输方式选用连续牵引车牵引矿车运输。矿井采用中央并列式通风系统，主、副井筒进风，回风井回风。矿井采用机械抽出式通风方式。全井田共划分为两个采区，其中8号煤层划分为一个采区，9号煤层划分为一个采区。矿井首采区选择为8号煤层一采区。方案：利用并刷大原任家山煤矿的主立井和副立井，做本次设计的副立井和回风立井。另在距原任家山煤矿主立井东北约150m左右处，新打一个主立井，全井田采用三个立井开拓。主立井落底于9号煤层，井筒净直径5.5m，垂深202m，井筒内装备双钩箕斗，并设梯子间，担负矿井提煤、进风任务，是矿井的一个安全出口；副立井落底于9号煤层底板上，井筒净径由4.0m刷大到6.5m，垂深210m，井筒内装备双钩罐笼，设梯子间，担负矿井矸石、材料设备和人员等全部辅助提升任务，兼做主要进风井；回风立井净径由3.0m刷大至5.5m，落底于8号煤层，垂深181m，井筒内装备梯子间，担负矿井回风任务，兼做安全出口。根据主、副井井筒落底点标高，结合井田几何特征和煤层赋存状况，设计以一个水平联合布置分层开采井田内的8、9号煤层，水平标高+690m。即将总回风巷布置于8号煤层，运输大巷和轨道大巷均布置于9号煤层中。设计主立井落底于9号煤层，回风立井落底于8号煤层。副立井落底后设置9号煤层+690m水平井底车场。利用8号煤层与9号煤层的层间距，做一个井底煤仓。井底煤仓上口开口于8号煤层，过井底煤仓上口、沿正东正西方向布置一组开拓巷道分别至井田西部边界煤柱线和井田东部边界煤柱线，而当大巷掘进至井田东部煤柱线附近时，改为向北掘进，当大巷掘进至井田8号拐点处时，再改为向东掘进至井田边界。开拓巷道设运输、轨道和回风三条巷道，相互平行，间距30m。其中，运输、轨道巷道均沿9号煤层布置，回风巷道沿8号煤层布置。矿井井下大巷主运输采用胶带输送机运输方式。大巷辅助运输方式选用连续牵引车牵引矿车运输。矿井采用中央并列式通风系统，主、副井筒进风，回风井回风。矿井采用机械抽出式通风方式。全井田共划分为两个采区，其中8号煤层划分为一个采区，9号煤层划分为一个采区。矿井首采区选择为8号煤层一采区。2.各方案技术上的优缺点：方案：优点：（1）斜井下大件，较为方便。（2）主运输为胶带连续化运输，生产能力大。（3）斜井做安全出口，安全性较好。（4)斜井施工方便。缺点：（1）运煤和下大件在一个井筒内，相互有影响。（2）斜井留设保安煤柱较多。（3) 煤巷工程量较大。方案：优点：（1）主辅提升在两个井筒内进行，互不影响，提升效果较好。（2）立井留设保安煤柱较少。（3) 煤巷工程量较少。缺点：（1）立井下大件，较复杂。（2)主提升为立井箕斗提升，矿井的生产能力较斜井胶带输送机提升潜力不大。（3)立井做安全出口，安全性相对较差。（4)立井施工复杂。（5)每个工作面都得打溜煤眼和进风行人斜巷。3.矿井开拓方式的确定（1）从投资角度看，方案最省钱。（2）从技术和投资综合考虑，方案I较优，主要理由是：表面看方案比方案I较省钱，但由于方案节省的主要是在新掘的巷道上，而新掘巷道主要是煤巷，所以对矿井的投资影响不大。方案每一个工作面都得打溜煤眼和进风行人斜巷，无形当中工程量增大了，且不便于管理。方案I运输顺畅，运营费用较低。故本设计推荐方案。三、矿井通风方法、主扇工作方式及通风系统情况。矿井通风方式为中央并列式，采用机械风机抽出式通风。工作面采用单进、单回的U型通风系统。掘进工作面采用局部扇风机压入式独立通风。依据煤矿保安规程，采区变电所采用独立通风。其它硐室可采用新鲜风串联通风。四、矿井提升运输系统及主要设备配备情况。1.主斜井选用带式输送机：输送机：DTC100/25/2185大倾角钢丝绳芯带式输送机，带宽B=1000mm，带速V=2m/s，输送机长L=570m，倾角=23，运量Q=250t/h。双滚筒双电机驱动，驱动滚筒为1000mm的胶面滚筒。尾部车载重锤。输送带：钢丝绳芯阻燃抗静电胶带，B=1000mm，ST1600。电动机：YB355M-4电动机（380V，185KW） 2台减速器：M3PSF70+冷却风扇 i=40 2台偶合器：YOTCS560 2个制动器：BYWZ5-400/121 2个逆止器：DSN090 2个2.副立井采用双钩罐笼提升方式：提升矸石时选用MGC1.1-6A，1t固定车厢式矿车，一部2JK-2.51.2/31.5型双滚筒绞车一部2JK-2.51.2/31.5型双滚筒绞车。五、矿井工作制度。按煤炭工业矿井设计规范规定，矿井设计年工作日为330d，四六制，三班生产，一班准备，每天净提升时间为16h。第二章 开采技术条件一、采区的位置及与相邻采区的关系赋存太原组下部，上距8号煤层平均15.24m，煤层厚度1.55-3.50m，平均2.59m，含0-3层夹矸，井田内5个钻孔仅2个含1-2层夹矸，夹矸厚度为0.20-0.70m，岩性为泥岩或炭质泥岩，总体上井田内煤层结构简单到复杂，煤层发育稳定，属全井田稳定可采煤层。顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩，底板为细粒砂岩、泥岩。二、构造构造形态，倾向，褶皱及断层，岩浆岩体侵入，地质构造类型。1.井田构造、倾向本井田总体为一走向北北东、倾向北西西的单斜构造，倾角29。本井田内未发现断层及陷落柱。今后生产中应注意隐伏断层和陷落柱，以防透水事故的发生。2. 褶皱及断层本井田区域构造位置处于鄂尔多斯台坳之河东断凹，原三交勘探区东部。区域构造以褶曲为主，断裂较少。3. 岩浆岩体侵入井田内未发现有岩浆岩侵入现象。4. 地质构造类型综上所述，本井田构造属简单类型。三、煤层煤层厚度、倾角、稳定性、结构。1.煤层厚度1.55-3.50m，平均2.59m，含0-3层夹矸，井田内5个钻孔仅2个含1-2层夹矸，夹矸厚度为0.20-0.70m。2. 倾角、稳定性、结构本井田总体为一走向北北东、倾向北西西的单斜构造，倾角29。9号煤层发育稳定，属全井田稳定可采煤层。顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩，底板为细粒砂岩、泥岩。四、顶底板岩性顶底板岩石的物理力学性质、稳定性及坚固性。顶板岩性为泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩，底板为细粒砂岩、泥岩。本次在补3号孔采样进行力学试验结果，顶板抗压强度72.0-77.6MPa，平均为74.4MPa；抗拉强度4.0-4.45MPa，平均为4.3MPa；内摩擦角4039，凝聚力系数9.4。底板抗压强度为61.6-76.8MPa，平均为71.2MPa；抗拉强度3.2-4.1MPa，平均为3.6MPa；内摩擦角3427，凝聚力系数4.7。五、其它开采条件瓦斯含量、自燃发火性、煤尘爆炸危险性、水文地质条件。1. 瓦斯含量原山西柳林森泽煤业有限责任公司现开采9号煤层，根据吕煤安字2007665号关于对山西柳林陈家湾赵家庄煤业有限公司等45对矿井2007度瓦斯等和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复，矿井瓦斯绝对涌出量为0.53m3/min,二氧化碳绝对涌出量为0.67m3/min；瓦斯相对涌出量为2.80m3/t,二氧化碳最大涌量为3.54m3/t。矿井为低瓦斯矿井。根据上述资料，瓦斯对矿井建设和安全影响不大。但在实际生产中，必须注意工作面及采空区瓦斯的局部集聚和反常现象，采取严密的监测措施，确保生产建设安全。2. 自燃发火性根据本次补3号孔8、9号煤芯采样，2009年10月12日由山西省煤炭工业局综合测试中心检验结果：8号煤层吸氧量0.59cm3/g，自燃等级为，倾向性质为自燃。9号煤层吸氧量0.67cm3/g，自燃等级为，倾向性质为自燃。由上可知井田4号煤层为不易自燃煤层，8、9号煤层为自燃煤层。今后在开采8、9号煤层时，建议在今后工作中应做好巷道及采空区密闭工作，保证安全生产。3. 煤尘爆炸危险性根据2006年5月7日由国家及煤化工产品质量监督检验中心对本矿4号煤层爆炸性测试报告，其煤尘火焰长度300mm，加岩粉用量95%，煤层煤尘具有爆炸危险性。根据本次补3号孔8、9号煤芯采样，2009年10月12日由山西省煤炭工业局综合测试中心检验结果：8号煤层火焰长度80mm，抑制煤尘最低岩粉量65%，煤尘具有爆炸性。9号煤层火焰长度320mm，抑制煤尘最低岩粉量80%，煤尘具有爆炸性。由上可知井田4、8、9号可采煤层煤尘均有爆炸性。该矿应做好综合防尘工作，防止发生煤尘爆炸事故。因此，在生产中要做好煤尘爆炸的预防和隔爆措施，消除巷道积尘，在巷道撒布岩粉，洒水防尘，杜绝引爆火源，防患于未然。4. 水文地质条件井田内，4号煤层直接充水含水层为山西组砂岩裂隙含水层，8号和9号煤层直接充水含水层为太原组砂岩、灰岩裂隙含水层，各含水层富水性弱。4号煤层为裂隙充水矿床；8、9号煤层为岩溶充水矿床。综上所述，矿井无地表水体，各含水层补给主要为大气降水，地下水补给条件差，含水层之间水力联系差，但采空区有积水。按照煤矿防治水规程（国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局，2009.9.21）标准，矿井水文地质类型为中等类型。 第三章采煤方法的选择一、采煤方法的选择原则根据本井田的开采技术条件和国内外目前厚煤层采煤技术的现状，选择采煤方法主要考虑了以下原则。（1）与煤层赋存条件相适应，有利于提高工作面单产和矿井的稳产、增产，实现矿井生产的高度集中化，以达到矿井高产高效的目的。（2）依靠科技进步，采用国内外新技术、新工艺、新设备、新材料，大力提高采煤机械化水平。（3）简化采煤工艺，减少运输环节，降低巷道掘进率。（4）保证矿井安全生产，有效地防止煤层自然发火和其它灾害，为工人创造舒适的井下工作环境。（5）提高资源回收率，减少资源损失。二、采煤方法的技术分析回采工作面的煤层厚度平均是2.59m，属于中厚煤层，可以运用综采、炮采和普采：(1) 炮采主要是采用爆破落煤的方式，一般适应于地质条件复杂、断层多的煤层赋存条件，它的优点是适应性强，搬家灵活，缺点是爆破管理难度大，安全性差，有引发瓦斯爆炸等的隐患存在，还有就是产量不高，机械化程度不高，人工因素较大，属于逐步淘汰的一种工艺。 (2)普采一般是使用单体液压支柱配合采煤机进行回采，应用也相当广泛，在薄及中厚煤层中应用较多。优点是长壁式开采应用较好。缺点是产量拿综采比还是少了点，同时支护上管理也不如综采。如遇到复杂条件，搬家倒面难度相对较大一点。 (3)综采则是采煤机、液压支架、破碎机、乳化液泵、桥式转载机、移动变电站、皮带运输机等基本上机械化程度较高的一种采煤工艺。优点非常明显，安全性好，机械化程度高，产量大。缺点是搬家倒面费时费工，遇到复杂地质条件比如大断层比如变薄带就非常麻烦，还有就是对地质条件要求较高，原则上煤层赋存稳定，倾角一般在15度以下，最大不宜超过25度。三、采煤方法的经济分析1.矿井设计的主要技术经济指标（1）矿井设计生产能力：90万t/a，服务年限 11.6a。(2