《采矿设计》word版.doc

莂螃蚆膂蒅薅羄膂膄莈袀膁芇薄螆膀葿莇螂腿腿蚂蚈膈芁蒅羇膇莃蚀袃膇蒅蒃蝿芆膅虿蚅芅芇蒁羃芄莀蚇衿芃薂蒀袅节节螅螁衿莄薈蚇袈蒆螄羆袇膆薆袂袆芈螂螈羅莁薅蚄羄蒃莇肂羄芃薃羈羃莅蒆袄羂蒇蚁螀羁膇蒄蚆羀艿虿羅罿莁蒂袁肈蒄蚈螇肈膃蒁蚃肇莆蚆虿肆蒈蕿羈肅膈螄袄肄芀薇螀肃莂螃蚆膂蒅薅羄膂膄莈袀膁芇薄螆膀葿莇螂腿腿蚂蚈膈芁蒅羇膇莃蚀袃膇蒅蒃蝿芆膅虿蚅芅芇蒁羃芄莀蚇衿芃薂蒀袅节节螅螁衿莄薈蚇袈蒆螄羆袇膆薆袂袆芈螂螈羅莁薅蚄羄蒃莇肂羄芃薃羈羃莅蒆袄羂蒇蚁螀羁膇蒄蚆羀艿虿羅罿莁蒂袁肈蒄蚈螇肈膃蒁蚃肇莆蚆虿肆蒈蕿羈肅膈螄袄肄芀薇螀肃莂螃蚆膂蒅薅羄膂膄莈袀膁芇薄螆膀葿莇螂腿腿蚂蚈膈芁蒅羇膇莃蚀袃膇蒅蒃蝿芆膅虿蚅芅芇蒁羃芄莀蚇衿芃薂蒀袅节节螅螁衿莄薈蚇袈蒆螄羆袇膆薆袂袆芈螂螈羅莁薅蚄羄蒃莇肂羄芃薃羈羃莅蒆袄羂蒇蚁螀羁膇蒄蚆羀艿虿羅罿莁蒂袁肈蒄蚈螇肈膃蒁蚃肇莆蚆虿肆蒈蕿羈肅膈螄袄肄芀薇螀肃莂螃蚆膂蒅薅羄膂膄莈袀膁芇薄螆膀葿莇螂腿腿蚂蚈膈芁蒅羇膇莃蚀袃膇蒅蒃蝿 煤矿开采学课程设计 班级姓名：学号指导教师： 目录前言 1 第一章 井田地质特征，矿井储量及年产量 2第一节 井田地质特征 2第二节井田范围及范围 3第三节 矿井年产量及服务年限 7第二章 井田开拓 8第一节 井田内划分 8第二节 开拓方案的选定 10 第三节 开采顺序 14第三章 采煤方法 17第一节 选择确定采煤方法 17第二节 采区巷道布置 17第四节 采煤工艺 20第四章 结束语 28前言按照课程设计要求，我们进行了为其两周的煤矿开采学课程设计。煤矿开采方法课程设计是采矿专业学习重要的一环，通过课程设计，能够培养我们的动手能力、理论结合实践的能力；通过课程设计，能够运用理论知识解决实际生产中的技术问题，锻炼我们的解决问题能力，提高我们的技术水平；并大量的查找资料中，进一部巩固了专业知识，为以后的毕业设计、工作能力奠定了坚实的基础。此次设计认真贯彻煤炭工业技术政策、煤矿安全规程、煤炭工业矿井设计规范以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策，力争作到分析论证清楚、论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计成果达到较高水平。第一章 井田地质待征、矿井储量及年产量第一节 井田地质特征一、煤层埋藏条件煤层层数为两层，煤层倾角a=为15。煤层厚度m1=4.7m,其顶板为砂质页岩，底板为石灰岩; m2=3.5m，其顶板为石灰岩，底板为砂岩。层间距H=50m，地面标高+200m，表土层厚70m，m1、m2煤层的容重相同=1.45 t/m3煤质比较坚硬，坚固性系数f=2.54二、井田内主要地质构造井田内埋藏稳定，无大地质构造且构造简单。三、矿井开采技术条件矿井正常涌水量Q正=400m3/H；矿井最大涌水量Qm=480m3/H；矿井相对瓦斯涌出量Q=6m3/D*T；煤尘有爆炸性，自然发火期11.5个月。表1-1 煤层及顶板岩性特征 序号煤层名称倾角煤层厚度层间距（m）容重t/m3硬度f煤层生产率围岩性质顶板底板1M1154.7501.452.546.8沙质页岩砂岩2M215.3.5501.452.545.0石灰岩粉砂岩第二节 井田范围及储量一、 井田范围井田走向长度10000m,倾斜长度2600m；井田内煤层面积:S1=S2=走向长倾斜长=100002600=2600万；井田面积：S=S1COS15=2511万。二、 矿井工业储量 依据题目所给条件，该块煤田已经精查，均为A极储量Z= S1 （M1+M2）=260010000（4.7+3.5） 1.45=30914万t 式中：Z- 矿井工业储量，万t； H -煤层的倾斜长度 L-煤层走向长度M1m2-煤层厚度 - 煤的容重m1煤层工业储量Z1 =2600100004.7 1.45=17719万t m2煤层工业储量Z2 =2600100003.5 1.45=13195万t 三、矿井损失量井田边界煤柱 按照规程设计在井田边界留设20m煤柱作为永久煤柱损失M1煤层边界煤柱 P1 =22026004.71.45+20（10000-220）4.71.45=207万tM2煤层边界煤柱 P2 = 22026003.51.45+20（10000-220）3.51.45=154万t井田境界煤柱：P= P1+ P2=361万t四、矿井设计可采储量1,工业场地留设煤柱设计生产能力为240万t/a，查表可得工业场地占地面积S=240.7=16.8公顷，假设公冶长地位长方形，长宽比为80：21，则侧长边为800m，短边为210m，用垂直剖面法求煤柱的面积，则煤柱煤量为Q，Q=AMr/cosa式中：A为面积，a为倾角，M为煤层厚度，为容重，m 1为煤层的煤柱煤量由图可知m1煤层煤炭损失面积为97万m2，则煤炭含量为Q1=AM/cosa=97100004.71.45/cos15=684.4万吨同理可得m2煤层的煤炭损失量为492.6万吨所以工业广场煤炭损失量为Q=Q+Q=684.4+492.6=1177万吨2、矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱煤量根据井田开拓和采煤方法的确定，采区煤层巷道护巷煤柱尺寸：水平大巷留设30m，主要回风巷留设25m，采区上下山留设35m，区段平巷留设20m，采区边界留设10m。由于该井田划分了3个阶段和15个采区，所以通过计算m1煤保护煤柱煤量为1431.9万吨m2煤保护煤柱煤量为1066.3万吨，则矿井井下主要巷道及上下山保护煤柱煤量P井=2498.2万吨1、 矿井设计可采储量 矿井可采储量Z=(Zc-Q-P井)C=(30553-1177-2498.2) 0.75=20158.4万吨式中P井井下主要巷道和上下山保护煤柱的煤量，万t Q工业广场保护煤柱煤量，万t Zc矿井工业储量 C采区采出率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.8M1煤层可采储量Zk1=（ZC1-Q1- P井1）C=（17512-684.4-1431.9）0.75=11546.8万吨M2煤层可采储量Zk2=（ZC2-Q2- P井2）C=（13041-492.6-1066.3）0.75=8611.6万吨煤层名称工业储量万t煤柱损失（万t）采煤方法损失万t矿井设计可采储量万t矿井设计储量万t工业场地断层煤柱井田边界煤柱煤柱合计M117719684.40207891.45431.911546.817512M213195492.40154646.64066.38611.613041合计3091411770361153810498.220158.430553第三节 矿井年产量及服务年限一、矿井工作制度 全矿工作日数为330天，日工作班数四班，每班6小时，每日净提升时数16h。二、采区年产量及服务年限：T= ZK/AK 式中： T- 采区服务年限，a; A- 采区生产能力，120万t； ZK- 设计可采储量，11682.8万t； K-储量备用系数，取1.4。T= ZK/AK=11682.8（1201.4）=69a符合我国设计规范规定的大型矿井开采服务年限不低于50年的规定。第二章 井田开拓第一节 井田内划分一、工作面总线长的计算B=A.x/m.LK3式中：B-采煤工作面总线长，mA-矿井设计年产量，t/ax-回采出煤率，取0.9m-同采煤层的总厚度，m-煤层容重，t/ m3L-年推进度；L=330.n.I.=33070.60.8=1108.8m式中：330-矿井年工作日，天 n-日循环数，个 I-循环进度，m -正规循环系数，0.8-1则B=24000000.9/8.21.451108.80.95=173m二、确定回采工作面个数N=Bn/l=1732/208=2个式中N-回采工作面个数 n-回采煤层数 l-采煤工作面长保证年产量的工作面长度和个数，根据上述计算结果和实际条件，确定保证年产量的工作面长度208m，两个工作面三、区段斜长和数目 区段斜长为215m，区段数目等于采区斜长除以区段斜长，经计算区段数目为四个四、井田划分本井田阶段斜长860m和850m两种，其中第一阶段为860m，阶段数目为三个，本井田分为3个水平，分为-93，-313，-513水平第一水平服务年限：T= ZK/AK 式中： T- 采区服务年限，a; A- 采区生产能力，万t； ZK- 设计可采储量，万t； K-储量备用系数，取1.4。经计算得T=27a25a 符合要求。五、阶段布置方式：采用采区式布置，每个阶段分5个采区，每个采区长200米第二节 开拓方案的选定一、开拓方案技术比较由于本井田地形平坦,表土层较厚,所以确定采用立井开拓(立井设箕斗),并按井下生产费用较低的原则确定了井筒位于井田走向中部.考虑本井田涌水量较大,如使用下山开采在技术上困难较多,所以决定阶段内均采用上山开采并否定了单水平上下山的开拓方案.根据井田条件和设计规范有关规定,本井田划分三个水平;阶段内采用采区式进行准备,每个阶段按走向划分为5个走向长2000m的采区.在井田每翼布置一个生产采区,并采用采区前进式开采顺序.考虑到各煤层间距不大,宜采用集中大巷布置.减少减少煤柱损失和保证大巷维护条件,大巷设在m2煤层底板30m处的岩石中,上阶段运输大巷留作下阶段回风大巷使用.采区石门贯穿各煤层均独立布置采区上山,装车站和车场.根据前述各项决定,对本井田提出了两个在技术上可行的开拓方案,(如图2-1)方案一,方案二的区别在于是用暗立井延伸开拓还是暗斜井延伸开拓,两方案生产系统安全可靠.二.经济比较 两方案对比,第一方案需要多立井井筒和立井井底车场,并相应的增加了井筒的石门的运输,提升,排水费用,而第二个方案则多开暗斜井和暗斜井的上.下部车场,并相应增加了斜井的提升和排水费用. 方案一和方案二的建井工程量,生产经营工程量,基建费,生产经营费和经济比较汇总表,分别见表2-1,表2-5. 表2-1建井工程量项目方案1方案2初期主井井筒/m420+20420+20副井井筒/m420+5420+5井底车场/m 10001000主石门/m270270运输大巷/m17001700后期主井井筒/m300850副井井筒/m300850井底车场/m10001000主石门/m255125运输大巷/m17001700 表 2-2 生产经营工程量项目方案一项目方案二运输提升/万t*km工程量运输提升/万t*km工程量大巷及石门运输大巷及石门运输三水平1.2*675.8499*0.29=746.2三水平1.2*675.8944*0.228=227立井提升斜井提升三水平1.2*675.8944*0.8=648.9三水平1.2*889.0611*0.685=730.8表2-3基建费用方案 项目 方案一 方案二工程量/m单 价/元/m费 用/万元工程量/m单价/元/m费用/万元初期主井井筒44050002204405000220副井井筒4255000212.54255000212.5井底车场1000350035010003500350主石门270200054270200054运输大巷1700150025.51700150025.5小计862862后期主井井筒30050001508503000255副井井筒30050001508503000255井底车场1000350035010003500350主石门2552000512000运输大巷1700150025.51700150025.5小计726.5885.5共计1588.51747.5表2-4生产经营费项目方案一方案二工程量/万tkm单价/元/tkm费用/万元工程量/万tkm单价/元/tkm费用/万元大巷及石门三水平746.20.381284.322.70.3818.6立井提升斜井提升三水平648.90.85552.1730.80.85621.2合计835.5629.8表2-5费用汇总表方案项目方案1方案2费用/万元百分率%费用/万元百分率%基建工程量1588.51001747.5110.01生产经营费835.5132.66629.8100总费用2424101.962377.3100 三.综合比较 从前述技术经济比较来看,虽然方案一的生产费用略高于方案二,但是其基建投资费用则明显低于方案2,由于基建费用的计算误差一般比生产经营费的计算误差小得多.所以可以认为方案一相对优越,从开采水平接续来看,方案一延伸立井,对生产的影响小于方案二.综上所述，可认为：方案一和方案二在技术和经济方面不相上下，但方案一的基建投资较少，开拓延伸对生产的影响期略少一些。所以决定选用方案一，即矿井分为三个水平，分别是-93，-313，-513水平，每个水平只采用上山阶段；阶段内沿走向划分为5个采区（每个采区长2000m）。第三节 开采顺序一、井田走向方向的开采顺序 井田的开采顺序根据在井田范围内，采区的开采顺序一般采用前进式，即从井田中央开始，向井田两翼推进的方式。二、井田倾向的开采顺序煤层组与组间的开采顺序，原则上采用下行式，即先采m1煤层，然后依次开采m2煤层。水平间的开采顺序，采用下行式即先采一水平，然后依次开采二三水平。阶段间的开采顺序亦是如此。采区范围的煤层和区段的开采谁顺，采用下行式开采。三、投产采区的数目、位置M1m2煤层一水平靠近井筒的采区为投产采区。布置两个工作面。四、矿井生产能力验算An=（4.7+3.5）2081108.81.450.95=260万t式中：An矿井回采工作面产量总和，万t； 第i号工作面采高，m； 第i号工作面长，m；第i号工作面推进度，m/a；第i号工作面煤的容重，t/m3；工作面采出率，97%、95%或93%。因为An2401.15=276符合要求。图21：开拓方式平剖面图。1主井，2副井，3,3,3水平大巷，4回风大巷，5井底车场，6煤仓，7轨道上山，8运输上山，9采区上部车场，第三章 采煤方法第一节 选择确定采煤方法为了对各煤层选择合理的采煤方法，必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征，并参考实习矿井或矿区实际使用经验。在此基础上，可参照下列各点选择采煤方法：1、采用走向上壁采煤法，一般采用全部冒落法处理采空区，但直接顶为坚硬难冒落的岩层，或受其它条件限制时，可采用充填法或刀柱法处理采空区。2、对于煤层赋存稳定，顶、底板条件较好的中厚煤层，大型矿井一般综合机械化的采煤工艺方式，对中型矿井，煤层赋存较稳定，地质构造不太复杂的工作面，以及不适于综采的大型矿井工作面，可以用高档普采和机采采煤工艺，对小型矿井或受其它条件限制不适于机采的工作面，可选用炮采采煤工艺。3、对缓斜倾斜厚煤层，一般采用倾斜分层下行跨落法走向长壁采煤法，分层厚度根据选用的支架类型确定，一般为1.6235m，煤层厚度4.55.5m时，应尽可能一次采全高。本井田煤层倾角15，m1煤层厚4.7m，m2煤层厚3.5m，因此采用走向长壁采煤法，并一次采全高；本井田煤层赋存稳定，顶底板条件较好，矿井生产能力240万t/a，所以采用综合机械化的采煤工艺方式；采空区采用全部垮落法处理。第二节 采区巷道布置 布置采区巷道是为了把采取工作面，矿井主要开拓巷道联系起来，购成运输、通风、动力供应、材料供应等系统，保证工作面连续不段的生产。一、 采区主要参数及位置1、 采区上山道数目及位置根据有关规定和本井田的实际条件，在采区中部沿煤层底板开掘两条上山，两条上山相距25m，其中轨道上山采用串车提升，运输上山采用大倾角胶带运输机。2、 区段平巷的布置方式因煤层倾角15，所以各分层的区段平巷采用内错式布置，并且采用单巷布置，在平巷里布置变电站、配电站、转载机等。3、 采区车场形式根据在煤层群布置时回风石门较长，为了方便与回风石门联系，采区上部车场为顺向平车场，中部为绕道甩车场，采区下部车场采用底板绕到车场中立式。4、 采区主要巷道断面及支护方式机轨合一大巷采用锚喷支护，其断面面积为16，轨道上山采用砌碹支护，其断面面积10，区段平巷，采用梯形工字刚支护，其净断面面积为9.5、 采区硐室采区硐室主要有采区变电所，采区绞车房，支护方式采取砌碹支护。应布置在围岩稳定、无淋水、地压小、易维护的地点，应避免较大的地质构造，含水层的影响。二、 采区的各个系统1、 运输系统：回采工作面刮板输送机运输順槽皮带机运输上山机轨合一大巷主井井底煤仓装载硐室箕斗地面。2、 材料设备运输系统：井下所需材料设备由副井井底车场机轨合一大巷轨道上山回风順槽工作面.3、 通风系统：新鲜风流副井机轨合一大巷运输上山运输順槽工作面回风順槽回风石门集中回风大巷风井地面。4、 排水系统：回采工作面工作面上、下順槽或掘进工作面轨道上山机轨合一大巷主井底水仓经主排水泵排出矿井。三、 采区千吨掘进率、采区采出率、掘进出煤率 根据所设计的采区巷道布置，统计煤岩巷道总长度，详见表31。 表31 采区掘进巷道统计表序号巷 道名 称围 岩形 式支 护方 式巷道净断面（）巷 道长度（m）净掘1运输上山煤砌碹10118602轨道上山煤砌碹10118603上順槽煤梯形棚99.99604下順槽煤梯形棚99.99605开切眼煤液压支架99.9208合计38481、 采区总出煤量=（工作面采煤量+掘进出煤量）=215*960*8.2*1.45*2+960*9.9*1.45*8.2*2+208*9.9*8.2*1.45*2=5183165（t）2、 采区千吨掘进度=采区巷道掘进总长度采区总出煤量=38485183165=0.74mkt3、 采区采出率=采区总出煤量采区工业煤量*100=518316555055963=94.8第三节 采煤工艺一、 采煤工作面有关的参数本井田设计为煤层分层开采，各层布置一个综采工作面及可满足生产要求。工作面走向长960m,倾向长度215m，开切眼长度208m，采用一次采全高方式割煤，工作面倾角15，截深0.6m，日进度4.2m,分层工作面错距55m，M1分层工作面生产能力160万t，M2分层工作面生产能力为100万t。二 设备选型本设计工作面采用后退式开采方法。工作面装备以ZY-3200型掩护型支架为主的方案，配备MXA-300/4.5双滚筒采煤机，配备SGD-730/320可弯曲刮板运输机，运输順槽配以SGD-730/160型转载机，DSP-1080/1100型可伸缩胶带运输机，工作面端头架支护用QDZ-20/35型外注式单位液压支柱的综合采煤机械，详见3-2 表 3-2 采区机械配备表名称型号单位数量采煤机MXA-300/405台1掩护液压支架ZY3600/24/50架160刮板运输机SGD-730/320台 2转载机SGZ-730/160台2皮带运输机 DSP-1080/1000台 2回柱绞车JH2-14台4乳化液泵站MRB-125/320台8单体液压支柱LZ-25/110根350水泵ZBA-6台2探水钻HQ-150台4移动变电站KSGZY-630/6台2三、 割煤方式及进刀M1、M2煤层赋存稳定，煤层倾角较缓，顶底板较稳定故采用往返割两刀的割煤方式，进刀方式采用端部斜切进刀割三角煤。加作业循环图作四、 安全技术措施（一）、一次采全高的技术措施 1、降低初采高度，以后再沿走向和倾角方向调整至全高，由于受支护条件的限制，确定初采高度为3.0m，待直顶初次跨落后，沿走向方向逐渐加大到正常采高。沿倾斜方向则在直接顶初次跨落前，先将工作面两端7.5m范围内的采高由巷道高度渐增至3.5m,在直接顶初次跨落后，在工作面两端1520m范围内将采高渐增至正常采高。 2、控制煤壁片帮。煤壁片帮甚至超前漏顶是大采高采煤的突出问题，控制煤壁片帮的措施有： （1）采煤机割煤后及时擦顶移架，当片帮严重时，可将第一护帮板用千斤顶使其向上翻转，临时支护顶板，以减少端面距，并以第二段护帮支撑煤壁，采煤机通过前收起。 （2）加快工作面推进速度。 （3）用快硬膨胀水泥、尼龙绳、锚杆。 3、支架的放倒、防滑措施： （1）排头、排尾用顶梁千斤顶，底座和后座千斤顶锚固，组成锚固站，防止倒架。 （2）采用带压擦顶移架，以防止咬架和倾倒。 （3）中间增设放倒和防滑千斤顶，防止支架倾倒和下滑。 4、端头支护及超前支护 （1）上、下端头的巷道末端，采用丛柱切顶与挡矿。 （2）由于刮板运输机的机头，机尾有变速箱，使排头、排尾的支架落后于中间支架一个布距，为防止端头空顶漏矿，当采煤机割煤后排头、排尾各三架，采用伸缩梁或护帮板作临时支护，待移输送后再移架，使工作面梁端保持一致。 （3）加强超前支护，超前支护距离20m，采用单位液压支柱配合链接顶梁支护，回风平巷道设两排，运输平巷设三排，均为一梁二柱。（二）瓦斯预防 1、预防瓦斯积聚 （1）矿井设置专门通风管理机构，配备规定数量的专职瓦斯检查员和通风员，建立行之有效的规章制度，加强通风瓦斯管理工作。 （2）采掘工作面及井下其它用风地点必须供给足够的风量。每旬进行一次矿井全面测风量，根据实际需要随时测风，生产地区发生变化要及时调整通风系统，确保所有用风地点风量充足。 （3）加强对主要通风机和局部通风机的维护管理，确保风机正常连续运转，禁止任意停开风机，保证矿井正常通风。 （4）严格按照煤矿安全规程规定认真检查井下各点的瓦斯严禁空班漏检。5） 建立和完善矿井安全监控系统，保证系统正常运行，采掘工作面等地点安设甲烷传感器，实行瓦斯连续监测监控。（6） 发现瓦斯积聚超限，必须及时处理。排放瓦斯要严格按照煤矿安全规程有关规定执行。（7） 矿井通风系统要设置合理，安全可靠，禁止使用不符合煤矿安全规程的串联通风，扩散风，循环风，下行通风。（8） 井下各点通风设施必须设置安全可靠，并加维护；注意控风风门不得随意敞开，禁止两道风门同时打开。（9） 临时停风盲巷要打上栅栏，提示标语，禁止人员进入；长期停风盲巷要及时封闭。（10） 采掘工作面除安设甲烷传感器实行瓦斯监测监控和人工检测瓦斯外，还要悬挂便携式检测报警仪；掘进工作面还必须安装风电闭锁装置，实行风电闭锁。2、防止瓦斯引爆火源（1） 认真执行入井检身制度，防止人员携带烟草和点火物品入井。（2） 井下选用防爆电气设备，并经常检查维修，保持完好防爆。（3） 井下电缆选用阻燃电缆，电缆的敷设必须符合煤矿安全规程规定，并加强维护；禁止出现“鸡爪子”，“羊尾巴”、明接头。（4） 井下爆破必须使用煤矿安全炸药和许用雷管，爆破作业必须符合煤矿安全规程规定，严禁放糊炮，空心炮和使用动力电源起爆。(5) 井下不准带电作业，严禁拆开、击打、撞击矿灯，严禁使用灯泡和电炉取暖。（6）井下不得从事电、气焊工作，如果必须从事此项工作，必须制定专门措施。（7） 井下电气设备必须设置防雷电和过流接地，漏电保护装备（8） 防止出现摩擦，撞击火花等其他火源。（三）防止煤层自燃1、集中运输大巷和总回风巷必须砌碹或锚喷，砌碹后的空隙和冒落处必须用不燃性材料充填密实，或用无腐蚀性、无毒性的材料进行处理。2、采空区、突出和冒落孔洞等空隙采取预防性灌浆、