采矿工程课程设计说明书Word文档格式.docx
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200，剖面图1：
50），其中附工作面循环作业图表、工作面技术经济指标表及工人出勤表；
二、课程设计的基本要求
1.加深对采矿工程专业所学理论的认识和理解，提高对就业岗位的感性认识；
2.使学生在课程设计过程中，独立完成教学要求，提高设计工作能力；
3.使学生能熟练采区设计内容级步骤，提高和培养学生文字编写、绘图、计算和分析问题、解决问题的能力。
第二章采区开采范围及地质情况
一.采区的位置及开采范围
本采区位于河北某矿4采区（二水平），走向长度2125m，倾向长度1150m/cos13°
=1185m。
煤层面积2518125m2.
二.采区地质
1、地质构造：
本井田储量丰富、地质构造中等，井田为单斜构造，以断裂构造为主。
矿井地质构造简单。
地层走向为34º
，倾向向东南倾斜，倾角10º
—15º
。
其特点是断层少，褶曲起伏变化较小，对开采影响不大；
对矿井开采，尤其是初期开采影响很小。
2、煤层
本井田共有3个煤层，煤层总厚17.44m，含煤系数为8.7%。
不稳定的煤层为10、11、12号煤层，详见可采煤层特征表。
表1
含煤地层
煤层编号
可采厚度（m）
最小-最大
平均
煤层结构
煤层间距（m）
顶板岩性
底板岩性
稳定性
侏罗系
10#
1.84-2.48
2.08
较简单
7.19-12.23
8.40
细砂岩、粉砂岩
细砂岩
不稳定
11#
1.60-2.49
1.81
粉细砂岩、砂质泥岩
粉砂岩、细砂岩
53.50-77.00
63.83
12#
2.80-4.23
3.5
粉砂岩、砂质泥岩
粉砂岩、泥岩
各可采煤层顶底板岩性各煤层相差不大，煤层顶板一般为粉砂岩和细砂岩，底板为砂质泥岩、粉砂岩。
三.开采技术条件
经地质分析及预测，12#煤瓦斯涌出量小于1m3/t，煤层最大瓦斯涌出量2m3/t，为低瓦斯矿井。
经鉴定本矿井为低瓦斯矿井，12#煤瓦斯绝对涌出量4.0m3/min。
根据地质报告提供的资料，煤尘无爆炸危险性，自燃倾向等级为三类不易自燃煤层。
根据70个钻孔井温测量结果分析，本井田地温梯度在距地表深度1100m以上为1.49～2.81℃/100m，低于或接近正常地温梯度（3℃/100m）；
仅在距地表深度1100～1200m之间地温度为3.1℃/100m，略高于正常地温梯度。
因此，本井田属于正常地温梯度区。
各煤层的顶底板岩性多为砂岩、泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，顶板易于冒落，属中等条件的顶板管理方法。
井田内基本无小窑开采，现开采与基建的小井都在井田浅部以外。
本矿井属水文地质条件简单的矿井，绝大部分煤层位于奥灰水位以上，仅深部很少部分受奥灰水影响。
本矿井开采的不利因素主要是瓦斯涌出量大，需采取抽放措施，对将来开采有一定影响。
四、水文地质特征
（一）、含水层
本矿井自奥陶系灰岩至第四系冲积层共划分为7个含水层，自上而下分别为第四系卵石层、二迭系石盒子组砂岩、山西组大煤顶板砂岩、太原群野青灰岩、伏青灰岩、大青灰岩及奥陶系灰岩含水层，分述如下：
（1）第四系卵石层含水层
卵石层厚度6.45～94m，一般50～60m，总的趋向南、北厚，中部及西部薄，间夹3～4层粘性土透镜体，卵石层一般为粘土所胶结，富水性较弱，单位涌水量为1.784～3.883L/m.s。
（2）二迭系石盒子组砂岩含水层
本含水层可分为石盒子组三段砂岩和石盒子组一、二段砂岩两组。
石盒子组三段砂岩为灰白色中、粗粒砂岩，硅质及泥质胶结，底部为粗粒砂岩，含小砾石，厚度较稳定，一般在40m左右，漏水孔多分布在此层。
为一富水性弱的含水层。
石盒子组一、二段砂岩为灰绿色及深灰色中、细粒砂岩，分布有2~4层。
大多为回采塌陷后，下部砂岩将参于矿坑充水。
（3）山西组2号煤顶板砂岩含水层
本含水层为2号煤层直接或间接顶板，层位不稳定，厚度变化较大，厚0～19m，一般6～8m。
为富水性弱的承压裂隙水含水层。
（4）野青灰岩含水层
野青灰岩厚度0～2.78m，一般厚0.8～1.1m。
砂岩以浅灰色细、中粒砂岩为主，在井田南北部厚，中部厚度变薄，本层为富水性弱的溶洞裂隙承压含水层。
（5）伏青灰岩含水层
本层厚度0～4.49m，一般厚度2.5～3.5m，厚度稳定。
该层透水性较差。
为一富水性中等的裂隙水含水层，单位涌水量为0.0345L/m.s。
（6）大青灰岩含水层
本层厚度0.6～8.54m，一般厚度5～6m，厚度变化较大，裂隙发育。
为一富水性中等的裂隙水含层，单位涌水量为0.0699L/m.s。
（7）奥陶系灰岩含水层
本层钻孔揭露厚度0.4～160.53m，一般厚度5～15m。
在钻孔揭露的六、七、八段中，七段富水性强，灰岩岩溶裂隙发育极不均均，呈多层状，垂向变化大，水平较稳定。
八段岩溶裂隙发育，但多被铝土充填。
六段为相对隔水层。
本层为富水性强的裂隙水含水层，单位涌水量为1.65L/m.s。
（二）矿床充水条件
本井田煤层埋藏较深，覆盖层厚，水文地质条件相对简单。
本区初期开采上部煤层时，水文地质类型属于坚硬裂隙岩层为主的水文地质条件中等的矿床；
当开采下三层煤时，则为以裂隙岩溶岩层为主的水文地质条件复杂的矿床。
（3）矿井涌水量
井田内含水层自下而上有奥灰强含水层，厚度大，富水性较强；
大青灰岩含水层厚度5~6m，为较强含水层；
伏青灰岩含水层厚度3.5m左右，为较强含水层；
野青灰岩含水层含水性差，一般不含水；
山西组砂岩含水层厚7.0m左右，含水性弱到中等；
上石盒子组细砂岩以上含水层厚度大于100m，虽含水性不强，但静储量比较大；
第四系砂砾石层最厚94m，一般50~60m，富水性较强。
矿井正常涌水量200m³
/h。
最大320m3/h
综合上述分析，本矿井开采技术条件是良好的。
第三章采区工业和可采储量
一.采区工业和可采储量计算
1.10#煤采区储量计算
10#煤采区工业储量计算：
Q1=S1M1r
=2518125×
2.08×
1.4
=733.3（万吨）
式中：
Q1——地质储量和工业储量
S1——采区面积
M1——煤层厚度
r——煤的容重
10#采区可采储量计算
煤柱损失：
采区边界留设5米边界煤柱，断层靠近采区侧留10米断层保护煤柱。
（边界周长为4885米，断层长度为F2=362.5米）
经计算煤柱损失为：
4885×
5×
1.4+362.5×
10×
1.4=81681t
Z1=（Q1-P1）×
c
=（733.3-8.2）×
0.8
=580（万吨）
P1——保护工业场地、井筒、井田边界、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱损失量；
C——采区采出率
2、11#煤层储量计算：
11#煤的工业储量计算：
Q2=S2M2r
=2518125×
1.81×
=638（万吨）
11#煤采区可采储量计算
两条上山间留20米煤柱，上山一侧各留20米保护煤柱；
1.4+72.5×
1.4+60×
1185×
1.4=243897t
Z2=（Q2-P2）×
=（638-24.4）×
0.8
=490.88（万吨）
3、12#煤层储量计算
12#煤层工业储量计算：
Q3=S3M3r
3.5×
=1233.8（万吨）
12#煤采区可采储量计算
采区边界留设5米边界煤柱，两条上山间留20米煤柱，上山一侧各留20米保护煤柱；
断层靠近采区侧留10米断层保护煤柱。
（边界周长为4885米，倾斜长度为1185米；
断层长度为F2=362.5米）
1.4+1185×
60×
1.4=471625t
Z3=（Q3-P3）×
=（1233.8-47.2）×
=949.3（万吨）
4、采区可采储量
Z=Z1+Z2+Z3
=580+490.9+949.3
=2020.2（万吨）
第四章采区巷道布置
一、采区设计方案比较
方案一：
煤层群采用采区集中上山的一种联合准备方式，在12#煤层中布置两条中央集中上山，三层煤共用一组上山，但不共用区段集中平巷。
优缺点：
集中轨道与集中运输巷同标高布置，有利于巷道间的联系，有利于掘进施工，有利于设备，材料运送和方便行人。
巷道布置系统完善可靠，生产灵活性大，可多工作面同时生产，生产集中，增产潜力大。
服务年限长的采区上山及区段集中巷道布置在较稳定坚硬的底板岩石中，较好地克服了矿山压力大，巷道维护困难的问题，实现了沿空掘巷，跨上山开采，减少了煤层自燃的危险。
但是岩巷掘进困难，费用高速度慢。
但是由于煤层层间距过大，石门数量多，岩石工程量大，施工慢，耗费高。
方案二：
10#煤层和11#煤层采用煤层群联合布置，12#煤层采用单独布置，即分别在11#煤层和12#煤层底板下采用双岩石区段集中巷（同一标高）采区巷道布置，该采区为联合集中布置的双翼采区，两条岩石上山位于走向中央。
方案三：
采用煤层群分组集中采区联合准备，10#煤层和11#煤层为B组，两条上山布置在11#煤层中，12#煤层为A组，在12#煤层中单独布置两条煤层上山。
采区石门贯穿各煤层。
主要技术经济比较：
由于11#煤层和12#煤层间距较大，所以采用分组集中采区联合准备布置方式（方案三）减少了石门工程量。
石门基本上都是布置在岩石中，掘进困难，费用高，速度慢；
减少石门掘进费用，减少掘进时间；
采区上山沿煤层布置时，掘进容易、费用低、速度快，联络巷道工程量少，生产系统较简单。
通风距离短，管理环节少。
其主要问题是煤层上山受工作面采动影响较大，生产期间上山的维护比较困难。
改进支护，加大煤柱尺寸可以改善上山维护，但会增加一定的煤炭损失。
此采区为稳定煤层，瓦斯涌出量小，宜采用煤层上山布置。
综上所述：
根据本采区的条件，方案三最为合理。
二、采区车场：
1、采区上部车场：
采用逆向平车场的形式。
2、采区中部车场：
采用甩车场。
3、采区下部车场：
根据给定条件，本采区采用大巷装车式采区下部车场。
装车站设计：
大巷采用皮带运输。
（2）辅助提升车场设计
本采区采用顶板绕道，绕道车场起坡后跨越大巷，由于煤层倾角为12到15度，为减少下部车场工程量，轨道上山提前下扎△β角，使起坡角达25度。
运输大巷距上山落平点较近，围岩条件较好，存车线长，故绕道采用卧式顶板绕道。
调车方便，但工程量较大。
下部平车场双道起坡斜面线路计算：
斜面线路采用DC615-3-12道岔，α=18°
26’06”,a=2077mm,b=2723mm.
车场双道中心线间距为S=1300mm。
连接半径取R=12000mm。
对称道岔线路连接长度：
L=a+
=5973
竖曲线半径为：
RG=15m（高道竖曲线半径）；
RD=12m（低到竖曲线半径）。
高道坡度iG取11‰
低道坡度iD取9‰
下部平车场双道起坡斜面线路计算图：
起坡位置的确定
大巷中心线至起坡点水平距离：
L1=
=38.34m
式中：
h2——运输大巷轨面至轨道上山轨面垂直距离，根据经验，取h2=15m；
RD——竖曲线半径，RD=12m；
θ——上山变坡后的坡度，θ=25°
；
βD——竖曲线转角。
βD=25°
轨道上山边坡点段长度：
L2=
=49.12m
h1——运输大巷中心线轨面水平至轨道上山变坡前轨面延长线的垂直距离；
h1=18m；
β——煤层倾角；
其他符号同前。
绕道线路设计：
弯道计算：
如图中：
R1、R3取12000，弯道部分轨道中心距仍为1300.
则：
R2=13300α1、α3均为90°
K1=
=18850
K2=
=20892
c1——插入直线段，应该大于一个矿车长度（竖曲线低道起坡点至曲线终点），一般取2∽3m；
这里取3m。
d=（Le+n×
Lm）-c1-LAB-K1
=（4.5m+30×
2m）-3m-0.8m-18.85m=41.85m
绕道线路设计图如下：
N2道岔设计：
采用单开道岔，选用DK618-4-12道岔，α=14°
15’，a=3472，b=3328,联接曲线半径为12m。
单开道岔平行线路的联接长度：
L5=a+Scot
=9338
C2值计算，因列车已进入车场，列车速度v控制为1.5m/s，R=12000，
C2≥SB+（100～300）
=1675～3925
故取c2=4000
N3道岔连接点轮廓尺寸n、m值计算：
选用DK618-4-12道岔，α=14°
15’，a=3472，b=3328,联接曲线半径为R4=15000。
回转角β=δ-α=90°
-α=75°
45’。
道岔计算图如下：
T=R4tan
=11700
d=bsinα=832;
M=d+R4cosα=15370;
H=M-R4cosδ=15370
n=
15370
m=a+（b+T）
=3472+（3328+11700）×
0.97=18049
绕道车场开口位置确定：
X=LB+m-X1
X1——运输机上山中心线至轨道上山轨道中心线间距；
X1=23000；
LB=Lg+R3+R1+
=d+l5+c2+R3+R1+
=41850+9338+4000+12000+12000+650
=79838；
故X=79838+18049-23000=74887
L3值:
根据大巷断面得知:
e=850
L3=R1+C+L1-e-n-R3=12000+3000+37535-850-15357-12000=24328
按L3≥SB+2（100-300）（100SqV2）条件检查
列车运行速度控制在2m/s,得：
L3≥3500～10150
故24382≥10150符合要求
采煤方法及回采工艺
一、采煤方法：
本采区可采煤层共分为三层，结合前述的煤层地质特征，本采区采用单一走向长臂跨落采煤法。
二、采煤工艺：
（1）适于采用综采工艺的条件
就目前煤矿地下开采技术发展趋势看，趋向于综采工艺的发展方向，它具有高产、高效、安全，低耗以及劳动条件好，劳动强度小优点。
但是综采设备价格昂贵，综采生产优势的发展有赖于全矿井良好的生产系统，较好的煤层赋存条件以及较高的操作和管理水平。
根据我国综采生产的经验和目前的技术水平，综采适用于以下条件：
煤层地质条件好，构造少，上综采后能很快获得高产，高效，某些地质条件特殊，但上综采后仍有把握取得较好的经济效益。
（2）适合普采工艺的条件
普采设备价格便宜，一套普采设备的投资只相当于一套综采设备的四分之一。
普采对地质变化的适应性比综采强，工作面搬迁容易。
对推进距离短，形状不规则，小断层和褶曲较发育的工作面，综采的优势难以发挥，而采用普采则可以取得较好的效果。
与综采相比，普采操作技术较易掌握，组织生产比较容易。
因此，普采是我国中小型矿井发展采煤机械化的重点。
综上，根据我矿具体情况，地质条件好，煤层倾角小，宜采用综采工艺。
三、采煤工作面作业规程的编制
本采区全部采用综合机械化采煤，采用三班制，每班8小时，综采生产割煤和移架平行作业，无须单独回柱放顶时间，因此准备班工作量较小，主要是检修设备、更换易损零部件、前移转载机、缩短输送机胶带、回收运输和回风巷支架、平巷超前支护等工作。
在条件差的综采面，加固煤壁、扶正支架、整理工作面端头等工作也在准备班进行。
但这些工作量可以平行进行，一般用半个班可以完成，另半个班可以进行采煤作业。
因此本采区采用“两班半采煤，半班准备”
如下图：
工作面劳动组织表：
序号
工种
一班
二班
三班
合计
1
工长
3
2
机组司机
8
支架工
4
10
转溜司机
5
溜子维护
6
转载机维护
7
皮带及溜子司机
皮带及溜子维护
9
乳化泵司机
端头维护
17
11
机电维护工
12
小计
30
64
13
区管
共4人
第六章采区生产能力及服务年限
一．区段参数的确定
根据本采区实际情况，本采区倾斜长度为1185m，区段数目确定为5个，采煤面斜长确定为210m，区段平巷留设保护煤柱宽度为15m，区段平巷设计断面为梯形断面，宽2.5m，高2.2m。
则区段斜长为：
210+15+2*2.5=230m。
二.采区生产能力计算
采区分东西两翼，两翼实行同采，即两个工作面同时开采。
10#煤层
1、日产量计算
A=2NLSMrC
=2×
7×
210×
0.6×
1.4×
0.95
=4833t
N——采煤机日进刀数；
L——工作面长度；
S——截深；
M——采高；
r——煤的容重；
C——煤的采出率。
2、年产量计算
A
=300A
=300×
4833=1449900（吨）
3、生产能力计算
A10=K1K2∑A
=0.95×
1.1×
1449900
=1515145t
A10——采区生产能力；
t/a
K1——工作面产量不均衡系数，采区内同采两个工作面，取0.95；
采区内同采三个工作面，取0.9.
K2——采区内掘进出煤系数；
取1.1
∑A——采区内同时回采工作面年产量之和。
11#煤层
=4246t
4246=1273800（吨）
A11=K1K2∑A
1273800
=1331121t
A11——采区生产能力；
12#煤层
=8211t
8211=2463300（吨）
A12=K1K2∑A
2463300
=2574148t
A12——采区生产能力；
三、采区生产能力：
采区生产能力=
四、采区服务年限：
采区服务年限＝
＝
=12年
第七章采区巷道断面设计
一、巷道断面选择原则
我国煤矿井下使用的断面形状，按其构成的轮廓可分为折线形和曲线形两大类，前者如矩形、梯形、不规则型；
后者如半圆拱形、圆弧拱形、三心拱形、马蹄形、椭圆形和圆形等。
巷道断面形状的选择，主要应考虑巷道所处的位置及穿过围岩性质；
巷道的用途及其服务年限；
选用的支架材料和支护方式；
巷道的掘进方法和采用的掘进设备因素。
一般情况下，作用在巷道上的地压大小和方向，在选择巷道断面形状时起主要作用。
当顶压和测压均不大时，可选用梯形或矩形断面；
当顶压较大，侧压较小时，则应选用诸如马蹄形、椭圆形或者圆形等断面。
巷道的用途及所需的服务年限也是考虑选择巷道断面形状的不可或缺的因素。
服务年限长达几十年的开拓巷道，采用砖石混凝土和锚喷支护的各种拱形断面较为有利；
服务年限十几年的准备巷道以往多采用梯形断面，现在采用锚喷支护和拱形断面日益增多；
服务年限短的回采巷道因受采动影响，须采用具有可缩性金属支架的梯形断面。
二、A组煤巷道断面设计
根据巷道断面选择原则，由于各可采煤层顶底板岩性各煤层相差不大，煤层顶板一般为粉砂岩和细砂岩，底板为砂质泥岩、粉砂岩。
属于中等稳定顶板（Ⅱ类顶板）。
本采区两条采区上山均沿煤层布置，巷道两边均留有保护煤柱护巷，因此受才动影响不大，服务年限长，故采用半圆拱形断面。
区段平巷布置在煤层中，所受顶压和侧压都不大，且服务年限短，采用梯形断面，支护方式采用锚梁网支护。
石门都是布置在岩石中，采用半圆拱形断面。
支护方式均采用锚喷支护。
各巷道断面设计参数及断面图如下：
1、采区输送机上山巷道断面图及参数：
表7-1：
围岩类别
断面/m2
设计掘进尺寸
喷射厚度/mm
净周长/m
净
设计
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