采区课程设计说明书.doc

采矿学课程设计说明书 目 录前 言第一章 井田地质特征、矿井储量及年产量. 1第一节 井田地质特征. 1第二节 矿井储量及年产量. 21.2.1 井田境界. 61.2.2矿井年产量及服务年限. 8第二章 井田开拓. 10第一节 井田内划分. 16第二节 开拓方案. 19第三节节 开采顺序. 16第三章 采煤方法. 32第一节 采煤方法的确定. 32第二节 采区巷道布置. 32第三节 采煤工艺设计. 38第一章 井田地质特征、矿井储量及服务年产量第一节 井田地质特征煤层厚m=6.0m ，煤层倾角a=19，顶板泥质页岩，底板为砂岩；表土层厚60m，地面标高+100m；煤层埋藏稳定，井田内无大的构造。煤的容重=1.3t/m?，煤质中硬偏软，坚固性系数 f=1.52.5煤矿开采技术条件 ：矿井正常涌水量200m?/h，矿井最大涌水量330m?/h。瓦斯相对涌出量q=12.5m?/dt；煤尘无爆炸性，无自然发火倾向。井田境界：井田走向长度6500m，倾斜长度2700m。设计可采煤层特征表 表1-1-1煤层名称煤层厚度（m）煤质坚固性系数f倾角(a?)围岩性质容重(t/m3)顶板底板M161.52.519泥质页岩砂岩1.30第二节 矿井储量、年产量及服务年限2.1 井田境界井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、地貌等因素，进行技术分析后确定。一般以下列情况为界：、以大断层、褶曲、和煤层露头、老窖采空区为界；、以山谷、河流、铁路、较大的城镇建筑物的保护煤柱为界；、以相邻矿井井田境界煤柱为界；、人为划分井田。设计该矿井田境界为：井田走向长度6500m，倾斜长度2700m。井田面积约为17.6k，并且在井田范围内煤层埋藏稳定，没有大的地质构造，单层煤结构，结构简单，采用人为划分井田边界即可。2.2 井田储量2.2.1矿井工业储量及可采储量矿井工业储量是勘探（精查）地质报告提供的“能利用储量”中的A、B、C三级储量之和，本井田M1煤层赋存稳定，结构简单，平均厚度为6m。煤层倾角a=19。采区生产能力选定为120万吨/年采区的工业储量、设计可采储量矿井高级储量比例 表1-2-1地质开采条件简单中等复杂储量级别比例（%）大型中型小型大型中型小型中型小型井田A+B级储量占总储量的比例4035253540202515第一水平内A+B级储量占本水平储量的比例70604060503040不做具体规定第一水平内A级储量占本水平储量的比例4030153020不做具体规定不要求矿井可采储量计算表 表1-2-2煤层名称工业储量（A+B+C）(万t)矿井设计储量（万t）矿井可采储量（万t）永久煤柱损失设计储量设计煤柱损失可采储量断层煤柱境界煤柱其他煤柱工业场地煤柱井下巷道煤柱M113689036601332343018310689工业广场保护煤柱设计参数表 表1-2-3 煤层倾角（?） 煤厚（m）埋深（m）（?）（?）（?）（?）146.09045636963(1)矿井的工业储量Zg=HL(M1) (公式1-1) 式中： Zg- 采区工业储量，万t；H- 采区倾斜长度，2700m；L- 采区走向长度，6500m；- 煤的容重 ，1.30t/m?；M1- 煤的厚度为6.0米；Zg=270065006.01.3=13689万t(2)矿井设计储量 矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失后的储量。Zc= Zg-P (公式1-2)式中： Zc- 设计可采储量, 万t；Zg- 工业储量，万t；P- 永久煤柱损失量，万t；P=30265006.01.3+152(2700-302)6.01.3=365.98万tP- 上下两端永久煤柱损失量，左右两边永久煤柱损失量，万t；Zc=Zg-P =13689-365.98=13323.02万t（3）、矿井设计可采储量矿井设计可采储量是矿井设计储量减去工业场地保护煤柱，矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱量后乘以采区采出率的储量。工业场地保护煤柱的计算矿井工业场地占地指标 表1-2-4井型与设计能力（万吨/年）占有面积指标（公顷/10万吨）2403000.70.81201800.9145901.21.39301.5备注：占地面积指标中、小型井取大值，大型井取小值工地场地占地面积=设计生产能力占地指标面积设计生产能力180万吨/年，则工业广场占地面S=180.9=16.2（公顷）=0.162KM2假设工业场地为长方形，则长宽比例为4：1，即长为800m,宽为203m，按照建筑物、水体及主要巷道煤柱留设与压煤开采规程，用垂线法计算工业场地煤柱损失如下：图 落通过上图可算得工业场地煤柱损失P3=715(万吨) 设计可采储量 Zk =（MP）CZk 设计可采储量，万吨M 工业储量， 万吨P 永久煤柱损失量，万吨C 采区采出率，厚煤层取75%，中厚煤层取80%，薄煤层取85%，本设计可取cm1=80%由于工业场地、矿井井下主要巷道等煤柱损失与井田开拓方式、采煤方法有关，其煤柱损失量在开拓方式、采煤方法确定后才能确定，为便于利用矿井可采储量初步确定矿井井型，上述永久煤柱损失与工业场地、井下主要巷道煤柱损失等，可暂时按工业储量的5%7%记入，初算矿井可采储量。本井田风化带的厚度为10m,可以做防水煤柱，故无需留设防水煤柱可采储量的详细计算结果如表1-3表1-2-5 矿井可采储量计算表煤层名称工业储量（A+B+C）(万t)矿井设计储量（万t）矿井可采储量（万t）永久煤柱损失设计储量设计煤柱损失可采储量断层煤柱境界煤柱其他损失工业场地煤柱井下巷道煤柱M11368903660133237151839940(3)采区服务年限T= ZK/AK (公式1-3)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，9940万t；K-储量备用系数，取1.3。T= ZK/AK=9940万t/(120万t 1.3)=63.72a计算结果与矿井井型和服务年限表对照知T50，故本设计满足要求表1-4 矿井井型和服务年限表井型矿井设计生产能力(Mt/a)新矿井服务年限(a)改扩建后矿井服务年限(a)大型6.0Mt/a及以上70603.005.00Mt/a60501.202.40Mt/a5040中型0.450.90Mt/a4030小型0.30Mt/a及以下由各省煤炭厅(局)自定由各省煤炭厅(局)自定备注：改扩建矿井的服务年限不应低于同类型新建矿井的50%(4)、验算采区采出率1、对于M1厚煤层:C = (Zg-P)/Zg (公式1-4)式中： C-采区采出率，% ；Zg - M1煤层的工业储量，万t ；p - M1煤层的永久煤柱损失，万t ，取Zg6% ； C= ( Zg-p )/ Zg=(13689-365.98)/13689=97.3380 满足要求第二章 井田开拓第一节 井田内划分2.1.1、井田内划分及开采水平数目及位置由于本井田的倾向长度较大，所以根据阶段要有合理的斜长和阶段垂高，将井田划分为两个阶段，井田设置一个水平，阶段斜长都在1300m左右，阶段垂高在420m左右，符合设计要求。由于本井田煤层倾角为19?，瓦斯含量低，涌水量小，采用单水平上、下山开采。阶段内沿走向没有大的地质构造变化，整个井田的I、II阶段沿走向划分为三个采区，每个采区的走向长度在2000m以上，符合设计规范。2.1.2、确定开采水平由于井田沿倾向比较长采取用单一水平，分阶段上下山式开采方式，如下图所示：采用立井提升，井筒位于井田中央，主副井中央并列式布置。沿倾向平均分开，水平大巷两侧留有保安煤柱各35m，采区式布置，沿走向后退式回采工作面。2.1.3.确定工作面长度采区的生产能力应根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采区内工作面阶梯关系等因素确定，当采用综合机械化采煤时，采区生产能力一般为0.61.0Mt/a；采用普通机械化采煤时，采区生产能力为0.40.8 Mt/a，爆破落煤时，采区生产能力一般为.Mt/a各类矿井正常生产的采区个数一般按表规定表矿井同时生产的采区数矿井设计生产能力（Mt/a）采区个数（个）.、3.02.、.及以下矿井达到设计产量时采煤工作面个数（1） 达到设计产量时工作面总数长B= AX / mLk3式中 B 采煤工作面总线长 ，m；A 矿井设计年产量 ， t/a ；X 回采出煤率 ， 可取0.9；m 同采煤层总厚度 ，m 煤层容重 ，t/m3k3 工作面采出率 ，97%，95%或93%L 年推进度 ， L=330nI式中 n 日循环数 ，个330 矿井年工作日 ，天I 循环进度 ，m 正规循环系数 ，0.81按上述计算 B = 1201040.9 / 6.01.301069.20.95= 136.3m其中，L=33060.60.9=1069.2m 满足设计规范的要求日循环取6个，循环进度为0.6m, 正规循环系数取0.9根据表2-2采煤工作面长度的选取要求，取工作面长度为150m,由题中给出条件相对瓦斯涌出量验算工作面长度，亦满足要求，故设计工作面长度为150m较为合理。采煤工作面长度的选取表煤层采煤工艺工作面长度（m）缓斜中厚及厚煤层综采150240普采120180炮采100150缓斜薄煤层综采120150普采100120炮采801002.1.4确定同采工作面个数N = Bn / l式中 N 同采工作面个数，个B 工作面总线长， mn 同采煤层数，个l 采煤工作面长度，m将相关数据代入求得 N = 136.31 / 150 =0.91即同采工作面个数可取为1个即能满足生产要求2.1.6、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序生产能力为180万t/a,且工作面生产能力为4958.68t。目前开采准备系统的发展方向是高产高效生产集中化，采用提高工作面单产，采用“一采两准”的方式，即以一个采煤工作面保证采区产量，两个准备工作面为工作面接替做准备，保证矿井生产的连续性。则M1煤层在上下山的5个区段工作面接替顺序为：在上山，采用下行开采顺序，自上而下逐一开采；在下山，采用自下而上的后退式开采顺序，逐一向上开采。第二节 开拓方案2.2.1完善开拓巷道为了减少煤柱损失提高采出率，利于灭灾并提高经济效益，根据所给地质条件及采矿工程设计规划，在本开采水平中，把为该采区服务的运输大巷和回风大巷均布置在煤层底板下方25m的稳定岩层中.2.2.2确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置首先确定回采巷道布置方式，由于地质构造简单，煤层赋存条件好，涌水量较小，瓦斯涌出量较小，直接顶较厚且易跨落。同时为减少煤柱损失，提高采出率，降低巷道维护费用，采用沿空掘巷的方式。因此采用工作面布置 如图1 所示工作面接替顺序，就能弥补沿空掘巷时工作面接替复杂的缺点。 回采巷道布置方式.：单巷沿空掘巷掘进方式。分析：已知采区内煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，同时，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。因此有利于综合机械化作业，可以充分发挥综采高产高效的优势。同时，为减小煤柱损失，提高采出率。综合考虑各种因素，采用单巷沿空掘巷掘进方式。这种方式掘出的巷道正处在应力降低区，即好维护又提高了采出率，有取代沿空留巷的趋势。说明：在采区巷道布置平面图内，工作面布置和推进的位置应以达到采区设计产量及安全为准。工作面推进到距回风大巷35米处的位置，即为避开采掘超前影响所留设的35m护巷。2.2.3. 确定通风布置系统针对本矿井瓦斯、自燃发火都不严重的情况，采用中央并列式是较合理安全通风方式。 采区内上、下区段相邻工作面交替期间同时生产时的通风系统如图：图2.2.1 交替工作面通风系统图新风从运输大行运输上山区段行人斜巷采煤工作面下巷采煤工作面采煤工作面上巷区段回风巷回风大巷2.2.4.采区车场形式选择A，采区上部车场采区上部车场采用甩车场，见采区上部车场示意图422。图222 采区上部车场示意图1-运输上山 2-轨道上山 3-绕道 4-甩车道5-绞车房 6-平车场 7-风窗 B、采区中部车场中部车场调车方式：由轨道上山提升上来的矿车，通过甩车道进入两边轨道平巷。见采区中部车场示意图423。1-运输上山 2-轨道上山 3-甩车道 4-绕道 5-区段轨道平巷图223 采区中部车场示意图C.采区下部车场采区下部车场由采区装车站和辅助提升下部车场组合而成，根据装车的地点不同采区下部车场可分为大巷装车、绕道装车和石门装车式。本设计采用大巷装车式车场（顶板绕道形式）。见采区上部车场示意图424。1轨道上山 2运输上山 3-绕道 4水平运输大巷 5采区煤仓图224 采区下部车场示意图第三节 开采顺序安全规程规定：突出矿井、高瓦斯矿井、低瓦斯矿井高瓦斯区域的采煤工作面不得采用前进式采煤方法。本设计矿井为低瓦斯矿井，故可以采用前进式开采顺序，即从井田中央开始，向井田的两翼开采。设计采用走向长壁采煤法，综合机械化采煤，井田被划分为一个水平， 两个阶段，采用单水平上、下山开采，先开采上山，再采下山，上、下山均采用后退开采。2.3.1保证年产量的同采采区数和工作面数采区的生产能力应根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采取内工作面接替关系等因素确定。、矿井达到设计产量的回采工作面个数a. 确定达到设计产量时工作面总线长：式中：B回采工作面总线长, m；A矿井设计年产量, t/a；X回采出煤率，可取0.9；m同采煤层总厚度, m；煤层容重,t/m3；K3工作面采出率，放顶煤取0.8；L年推进度，L330nI；330矿井年工作日，天；n日循环数；I循环进度，m；循环系数，0.81；由此：L=33060.60.85=1009.8m|B=(18000000.9)/（61.31009.80.8）=257.1mb、确定同采工作面个数（取整数）式中：N同采工作面数，个；B工作面总线长，m；n同采煤层数；L回采工作面长度，m；由此:N=257.1/250=1故确定一个工作面，工作面长取250m。、采区工作面配置采区内同采工作面数目应根据煤层赋存特征，所确定的回采工艺等确定，同时还应符合合理的开采顺序，保证安全生产提高工作面单产为原则。采区内同时生产的综采工作面宜为一个面；普采工作面宜为两个面，不应超过三个面。因此，在满足矿井服务年限的条件下，设计采区工作面只需布置一个综采工作面。、矿井产量的验算根据所配置同采工作面的具体条件，验算投产初期矿井年产量，按如下公式验算:式中：矿井同采工作面产量总和，万t；第i号工作面采高，6.0m；第i号工作面长，250m；第i号工作面年推进度，1009.8m /a；第i号工作面煤的容重，1.30t/m3；K3工作面采出率，取0.8。由此：=6.02501009.81.300.8 =157.53万t掘进煤量按矿井年产量的10%计算：18010%=18万t计算结果 加上全矿井掘进煤之和应大于矿井设计产量A，没有超过1.15A，符合设计要求。第三章 采 煤 方 法第一节 采煤方法的确定该井田煤层赋存较稳定，平均厚度6.0m，煤层倾角平均在19。矿井正常涌水量200 m3/h，最大涌水量330m?/h。同时煤层无自燃发火倾向，煤尘无爆炸危险性。矿井相对瓦斯量为12.5m3/t。煤层顶板泥质页岩易垮落，底板为砂岩中等稳定。井田内无较大构造，根据我国当前技术情况，以及满足设计年产量，采用走向长璧采煤法，处理采空区用自然垮落法。地质条件较简单，采用机械化放顶煤采煤工艺。第二节 采区巷道布置3.2 采区巷道布置及生产系统布置采区巷道是为了把回采工作面与主要开拓巷道联系起来。构成运输、通风、动力供应、材料供应等系统。保证工作面联续不断的生产。本节内容以设计首采区为例。3.2.1采区走向长度的确定由于把整个矿井沿倾向划分为两个阶段，阶段内在划分为沿走向划分为三个采区，由于井田走向总长为6500m，所以每个采区沿走向长度为2000m左右3.2.2确定区段斜长及区段数目根据工作面长度250m，运输、回风平巷宽度各5m，。区段间不留保护煤柱，采用沿空掘巷。采区开采顺序先开采采区的北翼，上山阶段采用后退式。采区走向长度2166m，倾斜长度1350m。区段斜长等于采煤工作面长度加区段平巷的宽度，即区段斜长260m。首采区的区段数目为10个区段，左、右每翼各5个区段。在计算过程中得到的区段数目不是整数，可在合理的工作面长度范围内对工作面长度加以调整。3.2.3采区上山的布置本矿井涌水量较小，属于低瓦斯矿井。采区上山布置在煤层中，轨道上山和运输上山沿走向间距25m，两侧各留30m的煤柱。在垂直走向方向上，运输上山沿煤层底板布置，轨道上山沿煤层顶板布置。见采区上山布置示意图321。图321 采区上山布置示意图3.2.4 工作面合理长度的验证1从煤层地质条件考虑该采区内的可采煤层的地质条件较好，无断层，煤层倾角为19，煤层厚度适中，顶底板较稳定，瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，所以布置250米的工作面比较合适。2从工作面生产能力考虑工作面的设计生产能力为180万吨/年。正规循环每天进六刀，采煤机滚筒截深为600mm，所以煤层的工作面实际年生产能力为：3300.60066.02501.30.97=224.71 (万吨)能够满足设计生产能力的要求，一个工作面生产就能够满足设计生产能力的要求，并且考虑到其他各个方面对生产的影响，工作面的长度确定的合理。3从运输设备及管理水平角度考虑采区生产选用的设备均为国内先进的的生产设备,工作面选用的200米刮板输送机能够利用国内先进的技术，能够与时俱进的跟上技术的发展。 由于现在提倡管理人员的知识化、年轻化，所以工作面长度为250米在管理上是毫无问题的。4从顶板管理及通风能力考虑该采区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综采工作面的长度一般在180250m，所以选择的工作面的长度为250米较合适。另外，工作面的瓦斯涌出量较低，通风问题能够解决。5. 经济合理的工作面工作面的长度与地质因素及技术因素的关系十分的密切 ，直接影响生产效率，所以根据条件，以高产量、高效率为原则选择合理的工作面长度。合理的工作面以生产成本低，经济效益高为目标。尽量加快工作面的推进速度，减少巷道的维护时间，降低回采总成本，使设备、资源得到最高利用。 第三节 采煤工艺设计3.3.1、设置采煤工艺在确定采煤方法及回采工艺的类型的基础上，对首采区首先投产工作面回采工艺设计，回采工艺设计主要包括机械设备选型、确定作业方式、确定支护方式和采空区处理方法、绘制机械配备平剖面图、编制循环图表及工作面技术经济指标表。由于该煤层厚度为6.0m，属于厚煤层，硬度系数f=1.52.5，结构简单，无断层，故可用综合机械化采煤工艺，放顶煤采煤法。综采放顶煤工作面“三八”制作业形式，即两班采煤，一班准备。采煤机截深为0.6m，割两刀放一次顶煤，放煤步距为1.2m。采煤机割煤高度为2.0m放煤高度平均为4.0m，采放比为1：2。工作面断面均为梯形，工字钢支护，端头支护采用PDZ（掩护式）型支架支护。工作面回采工艺流程为：采煤机向上割煤、移架采煤机向下装煤推移刮板输送机斜切进刀推移刮板输送机。放顶煤和割煤交叉作业，同时进行。3.3.2综采配套设备选型综采工作面的设备选用国产设备采煤机参数表 表4-3-1型 号采 高截 深倾 角滚筒直径功 率MXP240W1.35-2.84m0.6m251400mm200kW刮板输送机参数表 表4-3-2 型 号长 度 运输能力刮板链速链条形式SGD630/180250m480吨/h0.93双链液压支架参数表 表4-3-3型号支撑高度中心距工作阻力初撑力适应倾角ZFS3200/16/281.62.8m1.5m3126kN2488 kN203.3.3、采煤与装煤(1)落煤方式与采煤机的选择采用综合机械化采煤，双滚筒采煤机直接落煤和装煤。依据采区的设计生产能力确定工作面每天的推进度为：选择采煤机的滚筒截深为600mm，每天正规循环推进六刀，每个循环0.600m，可满足每天至少推进2.55米的要求。根据煤层的实际情况，经查采矿设计手册，选用采煤机。采煤机的型号为： MXP240W采高 1.352.84m适应煤层硬度 13煤层倾角 25截深 600mm滚筒直径 1.4m卧底量 140 mm牵引方式 液压无链牵引力 196KN牵引速度 07.5 m/min滚筒中心距 6120 mm电机功率 2100kw总质量 15吨(2)进刀方式： 为了合理利用工作时间，提高效率。采用端头斜切割三角煤进刀方式，双向割煤。(3)采放比=1：2煤矿安全规程规定，采放比大于1：3的严禁用放顶煤方式开采。因此，本工作面采用1：2的采放比，采出2米，放出4米的顶煤。(4)放顶步距：割两刀放一次顶煤，放顶步距0.62=1.2m。据采矿工程设计手册，一般情况下，当采用小截深(0.50.6m)时，割两刀放一次顶煤，放煤步距为2倍的采煤机截深。(5)放煤方式：单轮顺序放煤。这种方式工艺简单，便于工人掌握，且在煤层不太厚（(Mmax+0.2)，满足要求。支架的最小结构高度为1.6mMmin(0.2 50.35)，满足要求。校核强度 由P=（24）MCos a。式中： -煤容重，t/m?M-采高，m。a-煤层倾角，度。一般取上限，P= 590KN支架工作阻力3126 KN， 满足要求。3.3.5、处理采空区一般采用全部跨落法处理采空区。 第四节 采煤工作面循环作业图表的编制1、工作面布置图、循环作业图、劳动组织表、技术经济指标表 (见图纸)。2、有关工种及出勤人数，可参照教学例题和现场经验酌情安排(见图纸)。工作面劳动组织表序号工种早班中班夜班合计1班长11132采煤机司机33393输送机司机334104转载机司机11355胶带输送机司机11136放煤工33397端头维护工22268跟班电工33289运料工44101泵站工111311跟班机修工225912技术员111313送饭工11