采矿学课程设计论文设计.docx
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采矿学课程设计论文设计
采矿学课程设计
第一章前言
第二章采区储量与生产能力
第一节采区储量
第二节生产能力与服务年限
第三章开拓方式简介
第一节井筒
第二节大巷
第四章采区准备方式
第一节上山布置与断面
第二节采区车场与硐室
第五章采煤方法
第一节采煤系统和回采巷道布置
第二节采煤工艺（含工作面循环作业图表）
第三节采煤工作面设备选型
第六章总结与分析
第一章前言
一、设计的目的
1、应用《采矿学》所学的知识，通过课程设计巩固和扩大所学理论知识并使之系统化。
2、培养运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高计算、绘图、查阅资料的基本技能。
3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸奠定基础。
二、矿井开采条件
1、二1煤层
二1煤层位于组下部，矿区围标高为-600～+300m，埋深约179～1080m。
上距砂锅窑砂岩一般为65.02m，下距L9石灰岩7.24m左右。
煤层厚度变化较大，厚0～16.26m，平均5.74m，为薄～特厚煤层。
二1煤层结构较简单，含1层夹矸，夹矸厚分别为0.14～0.05m，岩性为炭质泥岩。
二1煤层顶底板特征：
1）顶板：
二1煤层直接顶板以砂质泥岩为主，厚0～7.35m，平均1.93m，抗压强度58.5Mpa；老顶大占砂岩，以中粒砂岩为主，厚1.03～28.52m，平均14.82m，抗压强度44.6～103.5Mpa、抗拉强度4.83～5.23Mpa。
二1煤层顶板受滑动构造影响较大，顶板不稳定，不易管理。
2）底板：
二1煤层直接底板为砂质泥岩或条带状细砂岩，平均厚7.42m；局部直接底板为粉细砂岩、炭质泥岩及泥岩，采煤过程中，泥岩易遇水膨胀发生地鼓现象。
大部分直接顶板为砂质泥岩，间接顶板为大占砂岩，以中粒砂岩为主，有时可成为直接顶板，厚1.03～28.52m，平均14.82m。
大部分直接底板为砂质泥岩或条带状细粒岩，平均7.24m；间接底板为组L7～8石灰岩。
2、煤质
（1）、物理性质
二1煤层物理性质：
二1煤层以粉煤为主，为黑～灰黑色，玻璃光泽，粉状、鳞片状产出，强度很低，手捻即成为煤粉，易污手。
煤层中下部常有碎粒或块状煤分层，含有方解石或黄铁矿结核，其硬度大，不易破碎。
无烟煤视密度为1.38，真密度为1.48；贫煤视密度为1.32，真密度为1.45。
（2）、化学性质
发热量：
二1煤的发热量（Qgr.v.d）为27.43~32.53MJ/kg，平均30.03MJ/kg；浮煤发热量（Qgr.v.d）为33.75~34.41MJ/kg，平均33.99MJ/kg。
二1煤属低灰、特低硫、低磷煤，可磨性好，可作为喷吹用煤。
煤的可选性：
通过对邻区任岗煤矿、寨煤矿及矿区1601孔二1采样测试，矿区二1煤为中等可选煤。
3、矿井充水条件
（1）充水水源
本矿井的充水水源主要有：
大气降水、地下水。
①大气降水：
据矿井煤层开采近几年排水情况，雨季和枯水季节矿井涌水量几乎无变化。
因此对该煤矿开采影响很小。
只有当浅部煤层形成采空区后，顶板陷落后所形成的垂直裂隙与浅部基岩风化裂隙带沟通后，大气降水可通过第四系孔隙含水层，基岩风化裂隙带、冒裂带而充入坑道。
②地下水：
影响矿井煤层开采的地下水主要有顶板水、底板水、构造带水。
A、顶板水：
主要由二1煤层顶板的砂岩裂隙含水层组成，由于长期的矿井开采，局部地段的煤层顶板已经放顶，顶板的岩石破碎、透水性和流动性均显著增强，加之此类砂岩本身富水性弱，所以，常常随着巷道破顶或采面首次来压破坏而渗入采掘工作面。
本矿井在-150m水平以浅采煤时，主要水源为顶板水，矿井涌水量中顶板水量为58m3/h，总体对矿井的生产威胁不大。
B、底板水：
二1煤层的底板水为组灰岩含水层，尤其是上部灰岩含水层段相对富水性较强，且不均一，距离二1煤层平均10m，开采煤层如遇底板薄弱地段，产生突水是开采二1煤层的主要水害。
本矿井7.31突水事故已说明该水害的严重性。
（2）、矿井涌水量
目前当前开采水平时，矿井正常涌水量为130m3/h，最大涌水量为240m3/h。
4、其它开采技术条件
1、瓦斯
矿井相对瓦斯涌出量为5.64m3/t，二氧化碳相对涌出量为2.98m3/t，绝对瓦斯涌出量为4.37m3/min，二氧化碳绝对涌出量为2.31m3/min，属低瓦斯矿井。
矿区测得二1煤层钻孔煤芯样，CH4含量为0.09~8.58ml/gr，CH4成分为2.49~93.33﹪，由浅往深，CH4含量和成分逐渐增高。
2、煤尘
矿区二1煤以粉状煤为主，生产中煤尘一般较大。
二1煤煤样检验知，煤尘无爆炸危险性。
但开采过程中必须加强洒水防尘等综合防尘工作。
3、自燃
地质报告提供本矿煤层具有自燃发火倾向，自燃发火期为5－6个月。
4、地温
矿区二1煤层底板温度为20.2°C-22.5°C，随着二1煤层埋度增加，温度增高：
地温梯度1.6-2.3°C/100m，平均1.93°C/100m，小于3°C/100m，属地温正常区。
第二章采区储量与生产能力
第一节采区储量
一、采区划分
1.井田划分原则：
（1）井田围、储量、煤层赋存及开采条件要与矿井生产能力相适应；
（2）保证井田有合理的尺寸；（3）充分利用自然等条件划分井田；（4）合理规划矿井开采围，处理好相邻矿井之间的关系。
2.井田划分
一个井田的围相当大，其走向和倾向长度可达数千米，因此，必须，将井田划分为若干更小的部分，才能有规律地进行开采。
在井田围，沿煤层的倾向，按一定标高把煤层划分为若干个平行于走向的长条部分，每个长条部分称为一个阶段；在阶段围，沿走向把阶段划分为若干具有独立生产系统的块段，每一个块段称为采区。
二、工业储量
经划分后，采区呈不规则五边形，煤的密度1.45，面积726016m2。
煤层倾角4°～26º,平均18º，根据地面钻孔及井下溜煤眼揭露地质资料分析,该采区煤层厚度0～16.26ｍ，平均5.74ｍ。
储量计算公式：
Q=d.s.M/cos18°.
式中：
d----煤的容重
s----水平面积
M----煤的真厚度
Q=726016×1.46×5.74/0.95
=639.8万t
二、可采储量
储量计算公式:
ZK=（Q-p）×C
式中：
ZK----设计可采储量,万t；
Q----工业储量，万t；
C----采区采出率，厚煤层的采出率为75%以上，本设计取80%。
P----上下两端永久煤柱损失量，左右两边界永久煤柱损失量，万t；经初步计算煤柱损失量为43.7万t。
ZK1=ZK2=（Q-p1）×C1
=（639.8-43.7）×0.80
=476.88万t
储量计算结果表：
储量情况
采区投影面积（m2）
煤厚
（m）
密度
工业储量
（万t）
回采率
（％）
可采储量
（万t）
676384
5.74
1.46
639.8
80
476.88
第二节生产能力与服务年限
一、采区生产能力
煤层倾角4°～26º,平均18º，煤层倾角小，可采储量476.88万t，为此，采区设计一个回采工作面生产。
一个采面的生产能力为：
A0 =LV0MγC0
式中：
L——采煤工作面长度，m
V0——推进速度，m/a；
M——煤层厚度或采高，m；
γ——煤的密度，t/m3
C0——采煤工作面采出率，一般取0.93～0.97,薄煤层取高限,厚煤层取低限；此处取0.94。
采煤班每班进尺1.8m,采用三八制，一个班检修，两班分段采煤，一天工作面推进速度为3.6m,采煤工作面年推进速3.6m/d×300d×0.7=756m/a。
因此一个采面生产能力A0200×756×5.74×1.46×0.94=119万t/a。
采区生产能力为：
AB=nk2 （A0+k1）
式中：
n——采区同采的工作面个数，此处取1；
k1 ——采区掘进出煤，本设计取2.4万t左右；
k2——工作面之间出煤影响系数，n=1取1；
采区生产能力AB =1×1×（119+2.4）=121.4万t/a。
二、服务年限
采区服务年限的计算：
T=
=476.88/（121.4×1.4）
=2.8年
T---采区的服务年限；
Zk---采区的可采储量；
A---采区的生产能力；
K---采区储量备用系数一般取1.4.
故采区服务年限为2.8年。
第三章开拓方式简介
第一节井筒
本设计为斜井开拓，单水平上山开采，主斜井、副斜井均位于可采煤层的底板岩层中。
斜井达到+100m第一水平后，开掘井底车场。
主、副斜井位于采区东北部，风井位于采区东北方向。
主斜井方位角140°，倾角为26°，主井装备一部DTL100/15/450带式输送机运煤，担负全矿井运煤任务。
副斜井方位角140°，倾角为24°，装备一台2JT-2.5/20型提升机，双码提升，提升容为1t矿车，并装备液压驱动式猴车，担负全矿下料、提升矸石任务。
通风方式为中央边界式，主斜井和副斜井设在井田中央，主井作进风井，采区边界设回风井。
13上山采区开采仍利用现有的开拓系统，单水平上山开采，主、副井为斜井兼作矿井两个安全出口，回风井为矿井另一个安全出口。
第二节大巷
本设计布置三条主要大巷，运输大巷、轨道大巷、回风大巷。
由于煤层赋存不理想，三条大巷的服务年限较长，故而将它们均布置在煤层底板岩层，L7灰岩中，距离煤层底板15m以上，减小开采矿压影响。
三条大巷平行布置，回风上山位置高于运输和轨道大巷。
当斜井达到+100m后，开掘运输大巷和轨道大巷；当斜井达到+110m回风水平后，开掘回风大巷。
大巷采用半圆拱断面，考虑到其服务年限较长，采用钢筋砼或者砼砌碹支护，采用挂网锚喷支护；断面较大、岩层较弱时或交岔口等大断面处增加锚索，以加强支护。
若有淋水，应采取防水措施。
第四章采区准备方式
第一节上山布置与断面
一、13采区上山位置的选择
采区上山的位置，是布置在煤层中或底板岩层中的问题。
依据13采区煤层赋存条件，根据开拓部署，共布置三条采区上山，分别为轨道运输上山、皮带运输上山和回风上山。
回风上山沿二1煤层顶板布置，是为了进一步弄清地质构造和煤层情况。
一般先掘通风行人上山，为两条岩石上山导向。
回风上山支护形式以锚杆加“U”型钢支架支护。
轨道运输上山和胶带运输上山沿底板岩层掘进，支护形式锚杆加“U”型钢支架支护。
13采区轨道上山采用1t矿车运输，担负全矿井的矸石和材料运输任务。
矿车通过绞车提升，并设跑车防护装置。
运输上山采用胶带运输，从煤仓出来注意淋水防尘。
二、巷道断面布置和支护方式
1、硐室：
采用半圆拱断面，考虑到其服务年限较长，绞车房、变电所、及固定避难硐等主要硐室采用钢筋砼或者砼砌碹支护，一般硐室和巷道原则上采用挂网锚喷支护；断面较大、岩层较弱时或交岔口等大断面处增加锚索，以加强支护。
井下主要机电硐室采用砼砌碹支护，若有淋水，应采取防水措施。
2、采区上山：
通风行人上山煤巷段和运输上山岩巷段支护形式为锚杆加“U”型钢支护或锚网索加“U”型钢支护。
3、工作面平巷：
梯形断面，采用11#工字钢支护。
近年来，在大断面煤巷、开切眼采用锚网支护技术已取得成功并趋于成熟，也可采用锚网支护方式，当顶板不稳定或巷道跨度较大时增加锚索及钢带，以利于巷道的维护。
第二节采区车场与硐室
采区车场是采区上（下）山与区段平巷连接处的一组巷道和硐室。
采取车场按地点分有上部车场、中部车场和下部车场。
本设计中采区上部和中部车场为甩车场，下部车场按装车地点属于（底板）绕道装车式。
下部车场用于采区上山与运输大巷的联系；中部车场和上部车场用于轨道上山和煤层间的联系；工作面运输平巷与采区胶带运输上山之间采用溜煤眼联系，工作面出煤经溜煤眼到达运输上山。
采区的硐室主要有采区绞车房、变电所、胶带运输机机头和机尾硐室、煤仓硐室等。
第五章采煤方法
采煤方法就是采煤系统与采煤工艺的综合及其在时间和空间上的相互配和。
根据不同的矿山地质及技术条件，综合考虑高产、高效、材料消耗少，成本低、便于管理等因素，可有不同的采煤系统与采煤系统的配合，从而构成多种多样的的采煤方法。
我国煤层赋存条件多样，应根据具体情况，选择合适的采煤方法。
采区采用倾斜长壁走向放顶煤采煤法，一次采整层。
第一节采煤系统和回采巷道布置
一、工作面巷道布置：
13采区沿与大巷垂直方向布置三条上山，将采区分成6个区段，自上向下开采，采区布置一个工作面，回采工作面轨道、运输平巷均沿煤层布置。
回采工作面采用后退式回采方式。
工作面：
距采区边界保护煤柱处开切眼，直接垮落处理采空区，高位放顶煤开采，及时支护，上隅角采用导风板导风，用工作面液压支架支护端头，滞后工作面中间支架一个截深。
区段平巷：
区段运输巷和区段回风巷连接工作面位于煤层，下区段回风平巷置移动变电站、配电箱等，经联络巷与区段运输巷相连，区段运输巷置机、胶带输送机，区段平巷设液压安全绞车，下区段轨道平巷置变电站、液压泵站和配电点。
上下区段巷无煤柱护巷采用沿空留巷。
二、生产系统
1、材料运输系统
材料从地面—副斜井—井底车场—轨道大巷—下部车场—轨道上山—中部车场—上部车场—区段轨道平巷—工作面；
2、煤炭运输系统
工作面煤—运输平巷—溜煤眼—运输上山—采区煤仓—运输大巷—主斜井—地面；
3、通风系统
新鲜风从主、副斜井—井底车场—大巷—运输上山—下区段回风平巷—联络巷—区段运输平巷—工作面—区段回风平巷—回风上山—回风大巷—风井；
4、供电系统
地面变电所—中央变电所—井底车场—大巷—上山—移动变电站—工作面各用电点。
第二节采煤工艺（含工作面循环作业图表）
由于煤层的自然条件和采用的机械不同，完成回采工作各工序的方法也就不同，并且在进行的时间上、顺序上和空间上必须有规律地加以安排和配合，这种在采煤工作面按照一定顺序完成各项工序的方法以及配合，称为采煤工艺，在一定时间，按照一定的顺序完成各项工作的过程，称为采煤工艺过程。
一、综采面滚筒采煤机工作方式
当我们面向煤壁站在综采工作面时，采煤机的右滚筒为右螺旋，顺时针割煤，左滚筒左螺旋，逆时针割煤。
采煤机正常工作时，其前端的滚筒沿顶板割煤，后端滚筒沿底板割煤，这种布置方式司机操作安全，煤尘少，装煤效果好。
该采区工作面采煤机双向割煤，往返两刀，进刀方式采用斜切割三角煤进刀。
当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直；调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处；将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返回正常割煤。
二、综采面液压支架移架方式
该采区工作面移架方式为单架依次顺序式，又称单架连续式。
支架沿采煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线，该方式操作简单，容易保证规格质量，能适应不稳定顶板。
三、综采面工序配合方式
综采面割放煤、移架、推移输送机三个主要工序，按照不同顺序有及时支护和滞后支护，本采区工作面采用即时支护方式。
采煤机割放煤后，支架依次前移支护顶板，输送机随移架移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。
该支护方式，推移输送机后，在支架底座前端与输送机之间富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利于行人、运料和通风；若煤壁容易偏帮，先移架再割放煤。
四、初采和末采放煤工艺
该采区工作面推出切眼后，既做到即时放煤，不仅有效提高了煤炭的采出率，而且有利于顶板的管理。
放煤时，可提前10m左右停止放顶煤并铺设顶网，但应注意解决好两个方面的容：
一是使撤架空间处于稳定的顶板条件之下，即选择合理的停采线位置，保证采动影响不至于影响到上山的稳定；二是有效地防止后方矸石的窜入，即矸石应能够压住金属网。
五、放煤步距
在采煤工作面的推进方向上，两次放顶煤之间的推进距离称为循环放煤步距。
确定放煤步距的原则是：
应使放出围的顶煤能够充分破碎和松散，并做到提高采出率，降低含矸率。
确定放煤步距时，首先应保证放煤口上方能够充满已松散的顶煤。
若放煤步距太大，则上部的矸石首先进入放煤口，在采空区侧将留有较大的三角煤，放不出来；若步距太小，则后方矸石容易混入窗口，影响煤质，并容易误认为煤已放尽，停止放煤，造成上部顶煤的丢失。
放煤过程中不能保证既不混矸又不丢煤，合理的放煤步距只是把煤炭采出率和混矸率控制在一定围。
六、放煤方式
放煤方式不仅对工作面煤炭采出率、含矸率影响较大，同时还会影响到总煤放煤速度正规循环的完成以及工作面能否高产。
放煤方式主要包括放煤顺序和一次顶煤的放出量，并且由此组成不同的放煤方式。
该采区工作面采用多轮、分段、顺序、等量放煤。
将工作面分成3个段，段同时开启相邻两个放煤口，每次放出三分之一到二分之一的顶煤量，按顺序循环放煤，将该段的顶煤完全放完，然后再进行下一段的放煤，或是各段同时进行。
七、劳动组织
1、循环方式：
两班采煤，一班准备，一天一个循环，循环进尺3.6米。
2、作业方式
作业方式实行“三八制”，工作面回采前期实行“边采边放”的组织形式，实行“三八”工作制，二班生产，一班检修。
第三节采煤工作面设备选型
一、采煤机的的选型
采煤机是综采生产的中心设备，在综采设备选型中首先要选好采煤机。
国外制造的采煤机均成系列，选型的主要依据是煤层采高、煤层截割的难易程度、地质构造发育程度。
主要应确定的参数是采高、牵引速度、电机功率，这三个参数决定着采煤机的生产能力，其余参数均与这三个主要参数成一定比例关系。
工作面选取型号为4GM200的采煤机，具体参数如下：
技术特性
单位
数值
采高
m
1.4~3.0
截深
mm
630
滚筒直径
mm
1250
滚筒转速
r/min
41.5
牵引力
kN
250
牵引速度
m/min
0~6
牵引行式
液压—齿轮—销轨
电压
V
660或1140
机重
t
21
装机功率
kW
200
配套输送机
630系列
二、刮板输送机的选型
综采面刮板输送机选型应符合以下原则：
①输送机的机构尺寸应与所选采煤机有有严密配套关系，确保采煤机输送机为轨道往返运行割煤；
②机槽及其所属部件的强度应与所选采煤机的重量及运行特点相适应；
③运输能力与采煤机割煤能力相适应，保证采煤机与输送机二者都能充分发挥生产潜力；
④输送机结构尺寸与液压支架的结构尺寸配套合理。
工作面选择630系列刮板输送机，具体参数如下：
技术特性
单位
数值
设计长度
m
≤250
输送量
t/h
450
装机功率
kw
2×（75~200）
额定电压
V
660或1140
链速
m/s
0.9~1.1
链条直径
mm
26或30
中部槽规格
mm
1500或1250
卸载方式
端卸
三、液压支架的选型
液压支架选型必须考虑的主要地质和采矿条件是：
①直接顶稳定性类型；
②基本顶级别及相应矿压显现参数（初次和周期来压步距，来压时载荷，直接顶厚度等）；
③底板类别及其参数；
④截高、煤层厚度变化、煤层强度、煤层倾角；
⑤相关通风、行人、运输系统等。
液压支架的性能应达到：
有效支护顶板，能快速移架。
移架速度是液压支架生产能力的体现，但设备定型后，单架移架速度对采煤机牵引速度的适应性有限，一般是通过选择合理的移架方式而适应顶板特性和综采面生产能力的要求。
本设计选择型号为ZF2800/16/26的低位放顶煤液压支架，相关参数如下：
技术特征
单位
数值
支架工作阻力
kN
2800
支架支护高度
mm
1600—2600
支架中心距
mm
1500
支护强度
Mpa
0.5
对底板比压
Mpa
1.20
推移步距
Mm
600
运输尺寸
Mm
5200×1430×1600
重量
kg
11426
四、机的选型
机的生产能力一定要与工作面的生产能力相适应。
该设计选取630系列刮板机，具体参数如下：
技术特性
单位
数值
设计长度
m
50
输送量
t/h
500
装机功率
kw
75~110
额定电压
v
660或1140
刮板链速
m/s
1.1~1.4
链条规格
mm
26或30
中部槽型号
箱式或分体式
五、带式输送机的选型
收集资料选择DT75型固定式带式输送机，该系列输送机参数如下：
带式输送机的选型必须与机、刮板输送机的能力相匹配，且发挥最大的效用。
经塞选，最后确定槽型断面、1m/s带速、带宽1200mm、输送能力655t/h的DT75型固定式带式输送机。
第六章总结与分析
说起来，这次设计时间距离学完专业课程快有了一个学期，这么长的时间很少看专业书，说真话，很多东西都记不清了，需要不断的查资料翻课本，才能明白个差不多。
俗话说“温故而知新”，只有不断的学习总结才能掌握更多的东西。
经过近三周的设计，初步完成了采矿课程设计，期间查过不少资料，翻过N多次书，从最开始给定的主副斜井、井底车场等，仔细斟酌与分析，到后来的采区划分、生产能力、准备巷道、区段布置等都需要分析他们的空间位置关系，以及矿井主要系统是否完善与合理，再到采煤工作面的设计，包括采煤工艺、设备选型都需要不断的比较，最终确定出合理的方案。
其中巷道空间位置的分布直接影响到平面开拓图与剖面图的绘制，生产能力与区段划分、采煤机生产能力密不可分，还要注意到综采面设备的选型一定要相互匹配，要么是一系列的设备否则需要仔细计算才能确定。
在课程设计的这段时间，参考过一些图书与刊物，发现各个煤矿都有其自主性，煤矿的相关设计必须紧密结合本煤矿的自身情况，设计本身要经济、合理、安全。
通过该设计，发现很多以前学过的知识没能很好掌握，或者只是重点掌握了部分，像《通风安全学》、《井巷工程》、《矿山机械》、《矿山压力与岩层控制》这几本书没有与《采矿学》形成系统的框架，还需要以后不断的学习和联系。
同时，还掌握了几点画图的技巧，设计的步骤等。
另外，本煤矿一定要注意水害的防治。
分析矿井的地质构造，得出产生突水是开采二1煤层的主要水害的结论。
在划分采区时注意保护煤柱的大小一定要安全，时刻观察煤层底板水的分布情况，特别是断层、采区边界等地的地质条件，并且做好相关排水工作。
最后，通过本设计，自己觉得调高了很多，勉强达到了预期目标。
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