采矿工程毕业设计.docx

采矿工程毕业设计.docx

《采矿工程毕业设计.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《采矿工程毕业设计.docx（31页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。

采矿工程毕业设计

设计题目：

安陵煤矿31采区设计

前言III

摘要IV

附图图一——31采区煤层综合柱状图

图二——回采工作面支护布置示意图

图三——31采区通风系统

图四——31采区A-A线剖面图

图五——31采区方案二B-B线剖面图

图六——安陵煤矿-51线图

前言

本矿井设计是根据湘煤集团湘永煤业公司安陵煤矿的地质资料进行编写的。

设计中的一些重要数据和图表都是以安陵煤矿的地质资料、地形地质图、底板等高线图、综合柱状图等为依据，严格按照《采矿工程专业毕业设计教学大纲》的要求进行。

本设计是在本人的努力及指导老师的辅导下完成的，设计注重思想性、科学性、实践性，是老师的悉心辅导和个人努力的结果。

在设计过程中，严格按照《煤矿安全规程》和《设计规范》的要求进行设计，注重加强基本理论、基本方法、和基本技能方面的学习，尽量做到技术上优越、经济上合理、安全上可靠。

设计主要分为九大部分：

采区概况及采区地质特征、采区地质、工业和可采储量、采区生产能力及服务年限、采区巷道布置、采区参数及区段的划分、采区生产系统、采煤方法、采区准备方式、安全措施结论。

设计在内容上以设计原理和设计方法为主线，力求在阐明基础原理的基础上，密切结合矿井的实际情况，采用先进的开采方法进行开采。

由于本人学识水平有限，资料收集不全，本设计中错误和不足在所难免，在此恳请各位老师提出宝贵意见，进行批评指正。

并感谢对本次设计提出宝贵意见和帮助的老师及实习矿井广大工程技术人员！

2009年5月

摘要

本设计是以安陵煤矿31采区的地质资料为基础，在指导老师和矿里技术人员的精心指导下，严格按《煤矿安全规程》、《煤矿设计规范》要求设计。

本设计以理论联系实际，重点针对该矿井31采区的概述及采区地质、采区境界及储量、矿井工作制及井型服务年限、井田开拓、采煤方法、井下运输、采区提升、采区通风与安全、采区排水、动力供应及照明、采区主要技术经济等方面开展的，对同类矿山开采具有一定得指导意义。

「关键词」采煤方法、采煤工艺、运输、通风、排水。

第一章采区概况及采区地质特征

1.1采区概况：

31采区为安陵矿井27采区的延伸水平，即矿井东南翼第三水平延伸的第二个采区。

东南起于中央石门1线，西北止于51线，走向长约600m；上起-160m水平煤层底板等高线，下至-260m水平煤层底板等高线，倾向长约120~160m，平均147m，面积约84000㎡。

其上27采区内2165工作面正在开采。

本区对应地表主要为山地及农田，地面最低标高119.2m，最高标高239.8m，大部标高140m左右，开采最小垂深一般在270m以上，开采对地表影响较小。

1.2采区地质特征

1.2.1地层概况

区内含煤地层为二叠系上统龙潭组上段6、7煤组，现将其岩性从上到下分述如下:

（1）中粒砂岩：

浅灰~灰白色，薄~中厚层状，层理复杂，水平至缓波状层理为主，次为交错层理，斜交层理，成份以石英为主，含少量长石及其他暗色矿物，局部地段含较多绿泥石，层面含云母片。

平均40m

（2）粉砂岩：

灰~灰黑色，薄~中厚层状，水平~缓波状层理，含细沙岩条带。

层面见大量植物化石及碎屑碎片，局部见完整的大羽羊齿化石并夹煤屑和炭质包裹体，厚0~18m，平均2.0m。

（3）6煤：

黑色，块状，局部粉末状，半金属光泽，亮煤为主，暗煤次之，厚0-4.5m，平均1.42m。

（4）粉砂岩：

灰~灰黑色，薄~中厚层状，水平层理，夹细砂岩条带和菱铁矿条带，局部见完整的植物化石及碎片，厚0~2.5m，一般为1.2m。

（5）细中粒砂岩：

灰~灰白色，中厚层状，水平层理及断续缓波状层理，成分石英为主，次为长石，云母，暗色矿物，硅泥质胶结，层面偶带绿色，夹薄层粉砂岩，厚6.85-35m，平均30m。

（6）粉砂~砂质泥岩：

灰~深灰色，薄层状，波状~缓波状层理，夹薄层细砂岩条带及菱铁质条带，厚0~4m平均2.0m。

（7）细砂岩、粉砂岩互层:

细砂岩，灰~深灰色，薄~中厚层状，缓波状层理，成分石英为主，次为长石，硅泥质胶结;粉砂岩，灰~深灰色，薄层状，水平~缓波状层理，间夹细砂岩条带和菱铁质条带，厚23.4~46m，平均30m。

（8）粉砂岩或砂质泥岩：

深灰色~灰黑色，薄至中厚层状，水平~缓波状层理沿层面见植物化石碎片，厚0~5m，平均3.5m；

（9）7煤：

黑色，块状，局部粉末状，半金属光泽，亮煤为主，暗煤次之，含砂质包裹体。

煤层结构一般简单，局部复杂，煤厚平均在0～6.35m之间，平均煤厚1.1m，煤厚度变化很大，不稳定。

（10）粉砂岩或砂质泥岩：

灰色，薄层状，水平至缓波状层理，厚0.5~5m，平均为3.0m。

（11）细中粒砂岩：

灰~灰白色，中厚层状，水平至缓波状层理，成分石英为主，次为长石，云母，夹薄层粉砂岩，厚6.85-30m，平均20m。

1.2.2煤层概况：

本区内主含煤两层，即6、7煤层，其中6煤层为本区内主采煤层，7煤层为局部可采煤层且煤层结构较复杂，6煤层结构一般简单，局部复杂。

7从现27采区揭露情况看，6、7煤层只在11413线附近煤层赋存较好，而-51线与51线附近煤层赋存较差。

从钻孔揭露情况看，在31采区水平内除5002钻孔在标高-170.09m位置见7煤煤厚为5.32m1次外，已无其它钻孔在本区深部控制。

从现-160水平巷道揭露的情况看：

-160东南三石门见6煤二次，煤厚分别为2.0m、2.0m；见7煤一次，煤厚为0.6m。

-160东南三石门底板巷内见6煤二次，煤厚分别为2.0m、0.2m；见7煤三次，煤厚分别为5.0m，1.5m，1.5m。

在2963-3工作面一侧山内,见6煤煤厚点分别为1.6m、4.5m、3.0m；在2963-3底板巷内,见6煤三次，煤厚点分别为3.1m、3.0m、1.5m。

在29-160反石门内，见7煤四次，煤厚点分别为2.0m、0.3m、0.3m、0.2m。

6煤揭煤点8个,可采有7个点，不可采有1个点；7煤揭煤点7个,可采有4个点，不可采有3个点；

从现上水平27采区工作面采掘情况看：

2763-3工作面与2774-3工作面煤层赋存较好，从-80m水平已控制到-160m水平；2763-3工作面平均煤厚约2.0m，2774-3工作面平均煤厚约1.3m。

但2764-3工作面与27613工作面（27613工作面实为6煤）经探掘后煤层赋存较差，出现小范围不可采带。

从上述情况看，本采区6煤为可采煤层，7煤为局部可采煤层。

1.3构造

本区构造比较复杂，整个采区为单斜构造，被F1断层所切割，形成上下两盘煤，采区西翼在-50线附近被F5平推断层所切割，东翼在49线附近被F6断层所切割，并伴有F26、Fa、Fb逆断层切割，同时F2层间断层有时也切割煤层，形成不可采带,整个采区北部受区域性层间断层F2的切割。

现将各断层分叙如下：

（1）牛形层间断层F1:

系区域性层间大断层，一般表现为正断层造成地层缺失，被F26、F27断层切割；F1断层有时切割6、7煤层，在50线附近被F6断层切割后，使6、7煤层形成上下两盘；并且F1断层造成6、7煤层在-50线附近深部缺失。

（2）茶公头层间断层F2：

它与F1断层近于平行，东西纵贯全区，走向北西，局部转向北东，近于北倾。

倾角较地层倾角大。

（3）F5平推断层：

走向近于南北至西北，倾向东至北东，倾角70度，落差为50m至64m，在-80水平有井巷控制，5102、-5083、-5001钻孔控制。

（4）F6断层：

位于50线至49线附近，走向近于南北向，走向长约500m，倾向东，落差大于200m，在本区切割F1断层和切割6、7煤层。

（5）F26逆断层：

位于50线两侧，走向东西，长约150m，倾向北，倾角约65度，落差约130m，本区5086钻孔，-80巷道有一处揭露，切割F1断层。

（6）F27逆断层：

位于50线两侧，走向北西，长约160m，倾向北东，倾角70度，落差约90m。

本区5001、5085钻孔及-80巷道各有一处揭露，并切割F1断层。

（7）Fa逆断层：

位于F6断层上盘，被F6断层所割，走向近于南北向，倾向北东，落差约为50m，在-80水平有井巷控制。

（8）Fb逆断层：

位于F6断层上盘，被F6断层所割，走向近于南北向，倾向北西，落差约为30m，在-80水平与-160水平有井巷控制。

1.4水文及瓦斯：

（1）31采区水文情况:

水文从上部揭露的情况看，井田内岩层含水性弱，断层导水性较弱，一般仅见潮湿、滴水现象。

31采区涌水量预测：

用比拟法计算涌水量：

公式Q3=Q2×L3/L2

Q3：

31采区预测涌水量；Q2：

27采区涌水量；

L3：

31采区走向长度600m；L2：

27采区走向长度400m；

参数选用：

Q2：

实测27采区一般涌水量Q2：

15m3/h；

L3：

600m；L2：

400m。

计算结果：

Q3=Q2×L3/L2＝15×600/400＝22.5m3/h

31采区一般涌水量22.5m3/h。

最大涌水量为3Q3=3×22.5＝67.5m3/h。

预计本采区水文地质条件简单。

（2）31采区瓦斯涌出量情况：

本矿井为低沼气井，根据现已掘的27-260m水平瓦斯涌出量情况来看，27采区瓦斯涌出量小于0.2﹪，没有多大变化，预计在31采区延伸水平瓦斯涌出量也不会有大的增加，但在巷道揭露煤层时，必须要加强通风瓦斯检查管理。

该区6、7煤层为低灰、低硫高发热量优质无烟煤，煤层无自燃现象

1.5储量计算：

本次储量计算6煤层分三块，块段煤厚点取本采区范围内的钻孔见煤点厚度、巷道见煤点厚度及最低可采厚度的平均值，对特厚点如5003钻孔-95.58m见煤厚6.35m则取本块段钻孔煤厚点与本块段巷道煤厚点的平均值参与计算。

块段平面积是在电脑内的1：

1000煤层底板等高线图上直接查询求得，倾角采用块段内平均倾角。

容重采用原黄沙区段勘探报告资料6煤为1.5T/m3、7煤取1.49T/m3，储量计算结果见附表。

1.6存在的问题：

（1）本31采区地质说明书是根据现有27-160m水平揭露的地质情况所提供的，其深部已无钻孔资料控制，只能作为探采地质说明书。

建议在本区进行补勘后再延伸；或作两步延伸，边探边掘：

先延伸至-210m水平，并在-210m水平掘一探煤石门，探明本区构造后再延伸至-260m水平。

（2）F26断层下盘的6煤层是否已下至-260m水平还有待揭露，而F26断层下盘7煤层，局部有可采的可能，可布置一定工程量进行探掘。

（3）本区内Fa断层上盘的6、7煤层因无控制点，而49线钻孔又不理想，没有计算其6、7煤层储量，但可布置一定工程量进行探掘。

（4）采区北部F2断层切割6、7煤层有待进一步证实。

表131采区储量计算一览表

煤

层

号

块段号

平面

积㎡

倾角

（度）

斜面　积㎡

煤厚

（m）

容重（T/m3）

储量

（万吨）

可采储量

（万吨）

6

1

18362

46

26433

1.89

1.50

7.5

6.4

2

9189

48

13733

0.95

1.5

1.9

1.7

3

8766

47

12853

0.95

1.5

1.8

1.6

合计

11.2

9.4

第二章采区地质、工业和可采储量

2.1采区地质、工业和可采储量计算

2.1.1.采区地质、工业储量计算

Q地=Q工=L6.1l6.1M6.1γ6.1+L6.2l6.2M6.2γ6.2+L6.3l6.3M6.3γ6.3

=7.5+1.9+1.8

=11.2（万吨）

式中：

Q地——地质储量Q工——工业储量

L——采区煤层走向长600ml——采区倾斜长ml=

——煤层倾角为43°M——煤层厚度γ——煤的容重

2.1.2.采区可采储量计算

Q可采=L6.1l6.1M6.1r6.1c+L6.2l6.2M6.2r6.2+L6.3l6.3M6.3r6.3c

=7.5×0.85+1.9×0.85+1.8×0.85

=9.4（万吨）

式中：

因M=m故取值同上一样c取0.85

第三章采区生产能力及服务年限

31采区采用双翼布置，集中生产。

采区按倾斜划分为二个区段，分别为-160m～-200m，-200m～-260m，现主要开采-160m～-200m，-200～-260待勘后延伸。

整个采区按二个工作面同时生产，矿井年工作日为330天。

（1）采区年生产能力A=A日×年工作日=216.7×330=7.2万吨/年

式中：

A日=k×h×n×工作面长度×日推进度×采高×容重×工作面回采率

=0.8×1.1×2×60×0.8×1.8×1.5×0.95=216.7吨/日

k――工作面产量不均衡系数，取0.8

h――采区内掘进出煤系数，取1.1

n――采区内同时生产工作面个数，取2

（2）采区服务年限

采区服务年限=可采储量/年生产能力=9.4/7.2=1.3年

第四章采区巷道布置

4．1设计的原则和要求

（1）工程设计有利于采区在整个服务年限内的均衡生产；

（2）根据围岩性质和地质构造选择巷道位置，工程布置有利于巷道的支护与维护，保证巷道在整个服务年限内的完好可用性；

（3）合理充分地利用现有的巷道，在满足生产需要的前提下，做到总工程量尽可能小；

（4）工程布置有利于掘进和回采工作面的通风；

（5）由于-260m水平的开拓延期在2年以上，因此，本采区开采时，必须有独立的通风、排水、提升、行人系统。

4.2方案设计

4.2.1.采区巷道布置：

为了使采区巷道布置有利于掘进和回采，尽快地投入生产，减少初期投产工程量，缩短施工工期，根据地质构造，煤层赋存情况，结合本矿井现行生产情况，在技术上可行，安全上可靠，经济上合理的前提下，该采区设计为二个方案。

方案一：

31轨道上山（方位5°、倾角+30°）布置在采区的近中部，距六煤层的法线距离为30～40m的中、细粒砂岩的底板岩层中。

根据-160m东南底板大巷及–160m通风上山的位置,为使上下车场符合规程要求，同时有足够的储车能力，上部车场布置为逆向平车场，绞车房在-160m东南运输巷底板巷反石门左侧的位置。

通风上山布置在采区中部距轨道上山约15m的西边。

采区回风巷与-160m东南底板巷贯通。

中间区段在-200m水平，以方位9°15＇起平掘中部车场，然后以方位355°掘-200m区段石门穿过6煤层。

工作面煤巷布置：

区段石门见煤后，在区段石门两翼同时布置-200m沿煤运输大巷与-160m回风巷，-200m沿煤巷掘至采区边界布置切眼贯通-160m回风巷进入回采。

方案二：

31轨道上山（方位65°、倾角+30°）布置在距离6煤层法线距约35m的中、细粒砂岩中。

根据现-160m东南运输大巷及-200m揭煤位置,为使上下车场符合规程要求，同时有足够的储车能力，绞车房布置在-160m东南运输大巷底板右侧。

通风上山布置在距轨道上山法线距约20m处，贯通-160回风运输大巷。

在-200m标高处起平为中部车场（方位79°15＇），-200m区段石门以方位0°、坡度3‰穿过六煤层。

工作面煤巷布置：

区段石门见煤后，在区段石门两翼同时布置-200m沿煤运输大巷与-160m回风巷，-200m沿煤巷掘至采区边界布置切眼贯通-160m回风巷，构成工作面通风系统，然后从切眼开始进行后退回采。

4.3方案比较

方案一

方案二

优

点

1、生产区域集中，运输条件好。

2、充分利用现有-160m的工程。

3、上部车场为逆向平车场，节约了巷道。

4、后阶段的岩巷工程量少。

1、区域集中，运输条件好。

2、利用了-160m的工程。

3、区段通风便利，易于调整。

4、轨道上山岩性好，较易维护。

5、前阶段岩巷工程较方案一少。

6、有利于对-260布置探采工程

缺

点

1、绞车房位于7煤层中，轨道上山位于采空区以下，难以维护。

2、前期工程掘进工程多，制约以后工程接替。

3、-200接煤点近于采区西部，不利于形成双翼开采。

4、岩巷工程较方案二多。

1、后期工程区段石门较长。

2、绞车房绕道要经过一断层，较难维护。

结论：

由方案比较，从“经济上节省、技术上合理”考虑，方案二比方案一优越。

第五章采煤方法

31采区属倾斜煤层，煤层结构局部简单，根据煤层赋存情况和生产技术管理水平，机械化程度等情况的影响，采用单一走向长壁式采煤方法。

5.1开采要素

31采区沿倾斜为分二个区段，现主采-160～-200,-200～-260有待探煤后在进行准备开采。

-160～-200区段垂高40m，倾斜长度60m，-200～-260区段垂高60m，倾斜长度90m。

区段内两个双翼相向采煤工作面同时回采，工作面自两翼向中央推进，沿底板开掘采区溜煤眼、运料眼、行人眼及联络平巷。

接着在掘区段运输和回风平巷，并沿走向每隔40～60m掘一联络眼，当区段两平巷掘到采区边界后开切眼，构成系统后开始回采。

5.2采煤工艺

采煤工作面主要采用炮采为主手镐为辅落煤，人工攉煤溜入溜煤眼，由电瓶车拖运。

工作面用单体液压支柱配兀梁，采用“二梁五柱”齐梁错梁混合式，沿走向布置；排距0.8m，柱距0.7m，“见四回一”。

工作面最大控顶距为2.4m，最小控顶距为1.6m，密集支柱切顶，全部垮落法管理顶板；循环率85%，一大班一循环，边采边准，平均日循环进度为0.8m。

煤层赋存不稳定时，不宜使用单体液压支柱支护时，可采用圆木顶柱支护，但严禁使用木材顶柱与金属支柱混合使用。

上下安全出口不得低于1.6m，采面上下端头采用四对八梁支护，安全出口20m范围内必须超前加强支护。

采用回柱器或回柱绞车放顶。

回柱器安置于引巷离采煤工作面不少于10m的安全可靠地点。

5.3采面移溜方法

工作面支护好后移溜，先移机头，再移身和机尾。

机头、机尾可用液压柱推移，机身人工推移。

（1）顶板管理及采空区处理

顶板采用单体液压支柱配兀梁，2梁5柱，3排3空，工作面最大控顶距为2.4m，最小控顶距为1.6m，循环率为85%，一大班，先采后移柱，回柱放顶同时进行,切顶时需增设密集支柱，以利切顶和挡矸。

采空区采用全部垮落法管理顶板,回柱自下而上，采用调度绞车回柱。

（2）采区断层的处理：

采区遇断层的处理：

当采面后退式推近到断层时，断层上方采面采用保持倾斜方向不变，逐渐缩短采煤面长度，维护假机巷的方式进行采煤，与此同时，可沿断层另一侧顺着断层面方向掘补充斜风巷与上风巷连通，下采煤面采煤时亦按真倾斜推进，采煤面长度逐渐加长。

见下图。

（3）采面作业方式及循环方式

工作面采用三班采煤制，先采后移，移放同时；循环方式：

打眼、支护、出煤、移溜、回柱放顶。

采面正规循环作业表（其它两班同样）`

第六章采区参数及区段的划分

6.1采区倾斜长度计算

采区倾斜长：

l=

=

≈147

6.2.采煤面斜长的确定

（1）区段煤柱的确定

采区倾角43°，煤厚1.89m，顶板为属Ⅱ类中等稳定，区段煤柱可留11m。

（2）区段平巷（风巷、机巷和运巷）设计宽2.0m，高2.2m。

（3）采区最下部阶段隔水煤柱留设27m。

（4）采区煤层赋存不稳定，地质构造复杂，无大的断层，结合安陵矿实际情况，采煤面斜长设计为45m。

（5）采区边界煤柱留设10m，采区两边各留5m。

（6）采区上山煤柱留设20m。

6.3.区段斜长、标高及区段数目的确定：

（1）区段数目的确定：

采区斜长141m，结合湖南矿井的实际情况，采煤面斜长设计45m，采区划分为2个区段。

（2）区段斜长计算：

L斜长=L1+L2+2B=45+11+2×2=60m

式中L1——采煤面斜长mL2——区段煤柱宽mB——区段平巷宽m

（

3）各区段平巷标高计算：

第一区段风巷标高为+100,运巷标高:

H=L斜长×sin43°=60×sin43°=40.9m

h=-160-40.9=-200.9

所以第一区段运巷标高为-200.9，根据经验取-200。

下面标高计算同上。

第二区段运巷标高：

-241.8，取-260；。

第七章采区生产系统

绞车房安装一台JTB1.2×1-24型防爆提升机，配75KW电机，担负采区提升煤炭、矸石、下放设备、材料等提升任务。

提升能力为10.47万吨/年。

7.1运煤系统

工作面采落的煤，经溜槽→运输平巷→石门→-200m车场后经31轨道上山运到31上部车场→-160东南底板巷→-160m井底车场→主斜井到地面煤仓。

7.2运料及排矸系统

（1）运料（投产时）：

工作面需要的材料设备在地面经主斜井，至-160m井底车场，-160m东南底板巷、31轨道上山、采区车场、区段石门、运输平巷到工作面。

（2）排矸：

掘进时所出的矸石→运输平巷→区段石门→采区车场→31轨道上山→-160m东南底板巷→-160m井底车场经主斜井运到地面。

7.3通风系统：

矿井的通风系统为中央混合式，采区风量计算如下：

7.3.1采煤工作面供风量：

（1）按瓦斯涌出量计算：

Qw=100×Qgw×Kgw=100×0.25×1.6=40m3/min

式中：

Qgw―采煤工作面沼气绝对涌出量，参考相邻采区，取0.25m3/min；

Kgw―工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，炮采可取1.6。

Qw―采煤工作面所需风量。

（2）按工作面进风流温度计算：

Qw=60×uw×Sw×Kw产=60×0.8×3.6×0.9=155.52m3/min

式中：

uw―采煤工作面的风速，按其进风流温度取1m3/min

Sw―工作面有效通风断面，取最大控顶距和最小控顶距的平均

值，31采区最大，最小控顶距分别为2.4m、1.6m,采高1.8m，

取3.6m2

Kw―工作面的长度系数；取0.9

（3）接工作面人数：

Q=4Nw=4×15=60

式中：

Nw―采煤工作面最多人员，取15人；

4―每人每分钟应供给的最低风量为4m3/min。

（4）按风速进行验算：

按最低风速验算采煤工作面的最小风量：

Qw≥60×0.25×Sw≥54m3/min

按最高风速验算采煤工作面的最大风量：

Qw≤60×4×Sw≤864m3/min

即54m3/min≤Q采≤864m3/min

综上所述,采煤工作面Qw取160m3/min较合适。

∑Qwt=2×160=320m3/min

7.3.2掘进工作面供风量

（1）按瓦斯涌出量计算：

Qh=100×Qgh×Kgh=100×0.2×2=40m3/min

Qgh―掘进工作面瓦斯量，参考相邻采区取0.2m3/min。

Kgh―掘进工作面的瓦斯涌出不均匀和备用风量系数，取2。

（2）按掘进工作面人数计算：

Q掘=4N=4×10=40m3/min

式中：

N―掘进工作面最多人数，取10人。

（3）按局部通风机吸风量计算：

Qh=∑Qhf×Khf=200×1.2=240m3/min

∑Qhf―掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和，JBT-52（11KW）取200。

Khf―防止局部通风机吸循环风的风量系数，取1.2。