矿井开采课程设计.docx
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矿井开采课程设计
煤矿开采学课程设计
第四个题目
题目：
井田境界：
井田走向长度10000m，倾斜长度2600m。
煤层埋藏特征：
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。
煤层倾角α=15°。
层间距H=50m，地面标高为+200m。
表土冲积层厚70m，井田内煤层埋藏稳定，埋深最小为400m；无大地质构造。
γ=1.4t/m3。
·
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Q大=480m3/h；相对瓦斯涌出量q=6m3/d·t。
煤尘有爆炸性，煤层自然发火期为11.5个月。
要求：
（1）确定矿井的年产量及服务年限；（要求有计算过程）
（2）分析确定水平、阶段数目以及矿井开拓方式，并画出矿井开拓方式剖面示意图，标明主要巷道；
（3）分析确定阶段内的布置方式及参数：
采区、分段和分带；
（4）分析确定下列主要问题：
采区上山道数目、位置，区段平巷的布置方式，采区上、中、下车场型式；
（5）分析确定指定煤层的采煤方法；
（6）采用的通风方式，并画出通风方式平面图，标明主要巷道。
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
=1.45t/m3
煤质比较坚硬，坚固性系数f=2.5~4
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
1
M1
15．
4.7
50
1.45
2.5~4
6.8
沙质页岩
砂岩
2
M2
15.
3.5
50
1.45
2.5~4
5.0
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=10000×2600=2600万㎡；井田面积：
S=S1×COS15°=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×γ×（M1+M2）=2600×10000×（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
γ----煤的容重
m1煤层工业储量
Z1=2600×10000×4.7×1.45=17719万t
m2煤层工业储量
Z2=2600×10000×3.5×1.45=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=2×20×2600×4.7×1.45+20×（10000-2×20）×4.7×1.45=207万t
M2煤层边界煤柱
P2=2×20×2600×3.5×1.45+20×（10000-2×20）×3.5×1.45=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=24×0.7=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，γ为容重，m1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=AMγ/cosa=97×10000×4.7×1.45/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=Q1+Q2=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0.8
M1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
M1
17719
684.4
0
207
891.4
5431.9
11546.8
17512
M2
13195
492.4
0
154
646.6
4066.3
8611.6
13041
合计
30914
1177
0
361
1538
10498.2
20158.4
30553
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/A×K
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/A×K=11682.8÷（120×1.4）=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.γ.LK3
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，取0.9
∑m---同采煤层的总厚度，m
γ----煤层容重，t/m3
L-----年推进度；
L=330.n.I.φ=330×7×0.6×0.8=1108.8m
式中：
330-----矿井年工作日，天
n-------日循环数，个
I-------循环进度，m
φ------正规循环系数，0.8-1
则B=2400000×0.9/8.2×1.45×1108.8×0.95=173m
二、确定回采工作面个数
N=Bn/l=173×2/208=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/A×K
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=27a>25a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
项目
方案1
方案2
初期
主井井筒/m
420+20
420+20
副井井筒/m
420+5
420+5
井底车场/m
1000
1000
主石门/m
270
270
运输大巷/m
1700
1700
后期
主井井筒/m
300
850
副井井筒/m
300
850
井底车场/m
1000
1000
主石门/m
255
125
运输大巷/m
1700
1700
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
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
440
5000
220
440
5000
220
副井井筒
425
5000
212.5
425
5000
212.5
井底车场
1000
3500
350
1000
3500
350
主石门
270
2000
54
270
2000
54
运输大巷
1700
1500
25.5
1700
1500
25.5
小计
862
862
后
期
主井井筒
300
5000
150
850
3000
255
副井井筒
300
5000
150
850
3000
255
井底车场
1000
3500
350
1000
3500
350
主石门
255
2000
51
2000
运输大巷
1700
1500
25.5
1700
1500
25.5
小计
726.5
885.5
共计
1588.5
1747.5
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
746.2
0.381
284.3
22.7
0.381
8.6
立井提升
斜井提升
三水平
648.9
0.85
552.1
730.8
0.85
621.2
合计
835.5
629.8
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
1588.5
100
1747.5
110.01
生产经营费
835.5
132.66
629.8
100
总费用
2424
101.96
2377.3
100
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。
图2—1：
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，
四、矿井生产能力验算
An=
=（4.7+3.5）×208×1108.8×1.45×0.95=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An＜240×1.15=276
符合要求。
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4.5～5.5m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3—1。
表3—1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
10
11
860
2
轨道上山
煤
砌碹
10
11
860
3
上順槽
煤
梯形棚
9
9.9
960
4
下順槽
煤
梯形棚
9
9.9
960
5
开切眼
煤
液压支架
9
9.9
208
合计
3848
1、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
=3848∕5183165=0.74m∕kt
3、采区采出率=采区总出煤量∕采区工业煤量*100％
=5183165∕55055963=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15—20m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
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