采矿课程设计.docx
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采矿课程设计
前言
一、目的
1、初步应用《采煤学》课程所学的知识，通过课程设计加深对《采煤学》课程的理解。
2、培养采矿工程专业学生的动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。
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打基础。
煤矿开采设计是矿井施工前的一项重要工作,煤矿生产系统是否能够达到预期目的,直接取决于矿井开采设计的合理程度。
《煤矿开采学》课程设计是我们学习完该课程后,进行的一项实践教学内容,是课程体系的主要组成部分.通过课程设计加深对《煤矿开采学》和其他相关知识的理解,综合应用理论知识解决实际问题,培养我们的设计、绘图、计算等综合能力,以便为下学期的毕业设计打下坚实的基础。
此课程设计主要是根据已知条件,设计矿井的开拓方式、采煤方法、采煤工艺等。
设计中要求严格遵守和认真贯彻《煤炭工业设计政策》、《煤矿安全规程》、《煤矿工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策，综合分析评价各种可行方案,并选择一种最优的方案。
设计题目如下：
井田境界：
井田走向长度8000m,，倾斜长度2600m。
煤层埋藏特征：
煤层厚度m1=3.9m,m2=2.8m，煤层倾角α=6，
层间距H=50；煤层埋藏稳定，井田无较大构造；地面标高+500
煤的容重γ1=γ2=1.35t/m3开采技术条件：
矿井正常涌水量Q正=150m3/h矿井相对瓦斯涌出量q=12m3/·t;煤有自然性，煤尘有爆炸性。
第一章井田地质特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
井田范围内煤层厚度m1=3.9m,m2=2.8m，煤层倾角α=6°，层间距H=50表土层厚30带深度10m;m1煤层顶板为砂质页岩，底板为砂岩,煤层埋藏稳定。
二、井田内主要地质构造:
井田无较大构造。
三、煤层技术指标
煤层容重γ1=γ2=1.35t/m3。
四、煤层开采技术条件:
矿井正常涌水量Q正=150m3/h；矿井最大涌水量Q大=300m3/h；矿井相对瓦斯涌出量q=12m3/d·t;煤尘有爆炸性，煤有自燃性,。
五，煤层顶、底板岩性详见表1-1
表1-1煤层顶、底板岩性表
序
号
煤层
名称
倾角
（°）
煤层
厚度
（m）
层间
距（m）
容重
（t/m3）
硬度
（f）
煤层
生产率
（t/m2）
围岩
性质
备
注
顶板
底板
1
m1
6
3.9
50
1.35
2~3
5.27
砂质页岩
砂岩
2
m2
6
2.8
50
1.35
2~3
3.78
砂岩
粉砂岩
第二节井田范围及储量
一、井田煤炭赋存情况（井田范围）
井田范围内，沿走向长8000m,倾向长2600m,井田内煤层面积为20.8km2,井田面积为19.89km2。
二、矿井储量
1、矿井工业储量
矿井工业储量是指在井田范围内，经过地质堪探煤层厚度和质量均合乎开采要求，地质构造比较清楚，目前即可供利用的可列入平衡表内的储量。
矿井工业储量是地质资源量中探明的资源量331和控制的资源量332，经分类得出的经济的基础储量111b和112b、边际经济的基础储量2M11和2M22，连同地质资源量中推断的资源量333的大部分，归类为矿井工业资源储量。
计算方式如下：
ZC=hAγ
式中h—煤层厚度，m;
A—煤层面积，m2;
γ—煤层容重，t/m3
（1）m1煤层矿井工业储量为
ZCM1=h1Aγ1
=3.9×2.08×107×1.35
=10951（万吨）
（2）m2煤层的矿井工业储量为
ZCM2=h2Aγ2
=2.8×2.08×107×1.35
=7862（万吨）
总工业储量为ZC=ZCM1+ZCM2
=10951+78602
=18813（万吨）
2、矿井设计储量
矿井设计储量是指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，建筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失后的储量。
其中,井田境界煤柱损失，可按设计矿井一侧，按20m留设。
煤层露头一侧风化带深度10m,所以应再留设煤柱20-10=10m。
矿井设计储量ZS=ZC－P
式中ZS—矿井设计储量，万吨
ZC—工业储量
P—永久煤柱损失量
（1）对m1煤层：
井田境界煤柱损失
P1=8000×（20+10）×3.9×1.35+（2600－30）×20×2×3.9×1.35=180.5（万吨）
ZS1=ZCM1－P1=10951-180.5=10770.5（万吨）
（2）对m2煤层：
井田境界煤柱损失
P2=8000×（20+10）×2.8×1.35+（2600－30）×20×2×2.8×1.35=129.5（万吨）
ZS2=ZCM2－P2=7862-129.5=7732.5（万吨）
井田境界煤柱损失P=P1+P2=180.5+129.5=310（万吨）
矿井设计储量ZS=ZS1+ZS2=10770.5+7732.5=18503（万吨）
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
表1-2矿井工业场地占地指标
井型与设计能力（万吨/年）
占有面积指标（公顷/10万吨）
240~300
0.7~0.8
120~180
0.9~1
45~90
1.2~1.3
9~30
1.5
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×占标面积地指
设计生产能力180万吨/年，则工业广场占地面积为
S=18×0.9=16.2（公顷）=0.162km2
假设工业场地为长方形，长为500m,宽为324m，按照《建筑物、水体及主要巷道煤柱留设与压煤开采规程》，用垂直断面法计算工业场地煤柱损失如下：
通过上图可算得工业场地煤柱损失
P3=331（万吨）P4=238（万吨）
设计可采储量Zk=（ZS-P）*C
Zk—设计可采储量，万吨
Zs—设计储量，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Cm2=75%Cm=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。
可采储量的详细计算结果如表1-3
表1-3矿井可采储量计算表
煤层
名称
工业
储量
（万吨）
煤柱损失（万吨）
矿井设计储量（万吨）
矿井设计可采储量（万吨）
断层
井田境界
工业场地
合计
m1
10951
0
180.5
331
511.5
10770.5
7829.6
m2
7862
0
129.5
238
367.5
7732.5
5995.6
合计
18813
0
310
569
879
18503
13825.2
第三节矿井年产量及服务年限
一、矿井工作制度
矿井工作日为330天，采用三八制作业，边采煤边准备，每天净提升时间为16小时。
二、矿井年产量及服务年限
全矿井可采储量为，考虑采用1.4的备用系数，矿井设计生产能力为50年
矿井服务年限T=ZK/A·K
式中ZK—可采储量，万吨
A—年产量，万吨
K—备用系数，取K=1.4
T—服务年限，年
按上式算得服务年限T=13825.2/150*1,4=65年
矿井生产能力主要是根据可采储量，煤层赋存条件，开采技术条件，技术装备和管理水平以及国家需煤情况而定。
井田可采储量是基础，煤层赋存条件是关键。
本煤田煤层埋藏稳定，无大的地质构造，储量大，建设一个年产150万吨，完全满足国家要求的服务年限，因此，根据本井田的条件，设计150年的矿井是可行的。
计算结果与矿井井型和服务年限表对照知T>50，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
70
60
3.00～5.00Mt/a
60
50
1.20～2.40Mt/a
50
40
中型
0.45～0.90Mt/a
40
30
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%
第二章井田开拓
第一节井田内划分
一、保证年产量的同采采区数和工作面数及区段斜长及数目
1、保证年常量的同采工作面数和采区数
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0.6~1.0Mt/a；采用普通机械化采煤时，采区生产能力为0.4～0.8Mt/a，爆破落煤时，采区生产能力一般为 ０.２～０.６Mt/a．各类矿井正常生产的采区个数一般按表２－１规定
表２－１ 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）
２.４、3.0
2～３
１.５、１.８
２～３
１.２及以下
１～２
２、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/∑m·γ·L·k3
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
γ—煤层容重，t/m3
k3—工作面采出率，97%，95%或93%
L—年推进度，L=330·n·I·Φ
式中n—日循环数，个
330—矿井年工作日，天
I—循环进度，m
Φ—正规循环系数，0.8~1
按上述计算B=150×104×0.9/（3.9+2.8）×1.35×1188×0.95
=132.46m
其中，L=330×5×0.8×0.9×=1188m满足《设计规范》的要求
日循环取5个，循环进度为0.8m,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180m,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180m较为合理。
表2-2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
150~240
普采
120~180
炮采
100~150
缓斜薄煤层
综采
120~150
普采
100~120
炮采
80~100
（2）确定同采工作面个数
N=B·n/l
式中N—同采工作面个数，个
B—工作面总线长，m
n—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=132.46×2/180=1.48
取整数即同采工作面个数可取为2个才能满足生产要求。
3、区段斜长和区段数目
本设计煤层采用走向长壁采煤法，采用无煤柱护巷技术。
井田划分阶段时，阶段要有合理的斜长。
该设计煤层倾角为6°，上山采用皮带输送机；由于辅助提升一般采用单钩串车提升，绞车滚筒直径一般不大于1.6m,根据绞车的缠绳量，阶段斜长一般不超过800m,对煤层赋存条件好，生产能力较大的采用滚筒直径2.0m的绞车，有效提升距离可达900m,综合经济效益和设计规范，将阶段倾斜长初步定为900m.
倾角大于6°的煤层，瓦斯含量较大，涌水量较大时，不易采用上、下山开采相结合的方式，故本矿可设置上山开采，矿井阶段数目设为3个。
其中第一阶段斜长900m,第二阶段斜长900m,第三阶段斜长为800m。
二、水平数目、位置、高度及服务年限
该矿井划分为3个水平，每一阶段为一个水平，其阶段（水平）的位置
根据井田条件和设计规范有关规定，本井田可划为3个水平，设3个阶段，第一、二、三阶段斜长分别为900m、900m、800m,阶段内用采区式进行准备，并采用后退式开采顺序。
第二节开拓方案的选定
由于煤层倾角近水平，埋藏较深，不宜采用斜井开拓，如果直接开凿斜井，其长度为17780m，岩石开凿量很大，且通风路线长，通风阻力大，排水运输，巷道维护费用很大，并且需留较大的保护煤柱，造成资源的极大浪费，也不具备平硐开拓的条件。
根据煤层的埋藏条件，本矿井宜采用立井多水上山开拓，暗斜井延深的开拓方式。
由于矿井范围较大，通风路线长，因此考虑在采区边界设置专门的回风井，采取中央边界式通风方式。
井筒沿走向布置在储量的中心，即在矿井走向的中央。
沿倾斜方向，立井掘至-340平直接延深立井至-550暗斜井延深至第三水平。
这种井筒位置的布置方式，可使石门的岩石工程量最小，矿井运输、提升、维护、排水费用较低，在经济上是有利的。
立井采用圆形井。
共四个井筒：
主立井、副立井，边界风井。
主井设箕斗，副井设罐笼，两个井筒装备梯子间作为安全出口。
风井安设轴流式风机两台。
根据井田条件和有关设计规范有关规定，本井田在前面已划为3个水平，阶段内采用采区式进行准备，每个阶段分8个走向长为1978m的采区，在井田每一翼布置一个生产采区，采用后退式开采顺序。
本矿有两层煤，本次设计的两煤层之间间距为50距离较大，易采用集中，为减少煤柱损失和保证大巷的维护条件。
开拓后期采用暗斜井延深井筒无需打乱正常的生产环节，斜井运输能力大，其中井筒、井底车场、主石门及总回风大巷等均布置于坚硬岩石层中。
第三节开采顺序
一、井田开采顺序
井田的开采顺序根据在井田内采区的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。
第三章采煤方法
第一节采煤方法的确定
井田范围内煤层厚度m1=3.9m，m2=2.8m;煤层倾角α=6°，层间距50m,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，采用单一走向长璧垮落采煤法。
地质条件较简单，采用综合机械化采煤工艺。
第二节采区巷道布置
一、采区基本情况参数
1、采区走向长度
本设计中第一阶段有8个采区，采区走向长度1978m,倾向长度900m。
2、区段斜长及区段数目
矿井第一阶段阶段斜长900m，每个阶段分为5个区段，区段长度为180m.
3、区段巷道煤柱尺寸
为了保护采区内各种煤层巷道处于良好状态，目前常留设一定尺寸的煤柱。
轨道上山、运输上山、机轨合一大巷保护煤柱尺寸均为20m.
4、采区上山位置的确定：
该矿井设计中两煤层采用采区联合准备方式，考虑到在煤层中开掘上山，由于上山巷道服务年限一般较长，在维护时比较困难。
同时在开采第二水平时，一般将会把上山巷道作为回风巷，受到采动影响时会使煤体松软破碎，该设计中煤层具有自燃性，长期暴露在空气中会造成火灾隐患。
因此将上山巷道布置在底板较为坚硬的岩层中。
根据矿井设计相关规范和设计中的已知条件，采用一条轨道上山，一条运输上山。
矿井的相对瓦斯涌出量较小，同采工作面个数不多，通风系统简单，采区通风阻力不大，因此不需单独的回风上山，利用运输上山兼做回风上山。
轨道上山距m2煤层的法线距离为10m，运输上山距m2煤层的法线距离为15m，两条上山之间的水平距离为20m。
5、区段平巷的布置
采用无煤柱护巷技术，采用工字钢+锚杆+锚网联合支护。
6、联络巷道的布置
采区联络巷道有区段集中巷与区段平巷之间的联络及采区上山与区段之间的联络巷道，区段集中巷与区段平巷之间联系方式，m1煤层区段平巷水平布置时，采用石门联络。
.
7、
（1）.采区中部车场：
采区采用两翼同时开采，轨道上山运输量较大，因此采用甩入绕道的甩车场，具有甩车时间短，操作劳动强度小，提升能力大的优点。
采区中部车场
二、生产系统
（1）运煤系统
工作面→区段运输平巷→区段运输集中平巷→运输上山→机轨合一大巷→主井井底煤仓→→箕斗→地面。
（2）材料运输系统
井下所用材料、设备由副井→井底车场→石门一大巷→轨道上山→区段轨道集中平巷→联络巷→区段轨道平巷→工作面。
矸石的运输方向与运料方向相反
（3）通风系统
新鲜风流经副井→石门→机轨合一大巷→运输上山→区段运输集中平巷→联络巷→区段运输平巷→工作面→区段轨道平巷→联络巷→区段轨道集中平巷→回风石门→回风井
第三节采煤工艺
二、采煤工作面有关参数
本次设计煤层分层同采，布置上下两个工作面。
回采工作面长180m,循环进度为0.8m,日进度为4.0m,一次采全高。
工作面生产能力180万吨/年。
三、工作面采装及设备选型
工作面采用后退式开采方法，采用BC480/22/42型支撑掩护式液压支架、MXA—300/45双滚筒采煤机、SGZ-764/264型可弯曲刮板输送机、SZZ-764/132型转载机的综合机械化采煤工作面。
四、割煤及进刀方式
m1及m2煤层赋存比较稳定，煤层倾角较缓，顶底板比较稳定，采用端部进刀，往返一次割两刀的方式割煤。
工作面循环作业图标的编制
（1）织循环作业并编制循环图表
①循环作业：
工作面实行“三八”作业制，两班半割煤，半班检修。
采煤机双向割煤，追机作业；上行、下行均割煤，往返一次进两刀，采煤机的截深为0.8m，所以最终确定本工作面采用双向割煤的多循环方式，每一循环进尺为0.8m。
五、采煤方法
由于本次设计中m1厚煤层，m2为中厚煤层，故采用一次采全高的采煤方式，其技术措施如下：
1、降低初采高度，以后再沿走向和倾向方向调至全高，由于受支护条件的限制，确定初采高度3.0m,待直接顶初次垮落后，沿走向方向逐渐加大到正常采高。
沿倾向方向则在直接顶初次垮落前，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,在直接顶垮落后，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
煤壁片帮甚至架前漏顶是大采高采煤的突出问题，控制措施如下：
（1）采煤机割煤后，及时擦顶移架，当片帮严重时，可将第一段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，并已第二段护帮板支撑煤壁，采煤机通过前收起。
（2）加快工作面推进度
（3）用快硬膨胀水泥、尼龙绳、锚杆加固煤壁
3、支架的放倒、防滑措施
支架高度大，当工作面倾角偏大时，支架倾倒，下滑的机率增加，可采取如下措施：
（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，防止咬架和倾倒
（3）中间增设防倒、防滑千斤顶，防止支架倾倒和下滑
4、端头支护及超前支护
（1）上、下端头的巷道末端采用从柱切顶与挡矸
（2）由于刮板输送机的机头、机尾有变速箱，使排头、排尾的支架落后于中间支架一个步距，为防止端头空顶漏矸，当采煤机割煤后，排头、排尾各三架，采用伸缩梁或掩护帮板做临时支护，待移输送机后再移架，使工作面梁端保持一致。
（3）加强超前支护，超前支护距离为20m,采用单体液压支柱配合铰接顶梁支护，回风平巷平行巷道设两排，运输平巷设三排，均为一梁二柱。
第四节灾害预防
本矿井属高瓦斯矿井，矿井开采的m1、m2煤层煤尘具有爆炸性，煤层属于自燃煤层，矿井水文地质条件简单，煤层顶板较稳定，为了保证矿井安全生产，生产过程中要严格遵守《煤矿安全规程》等有关法律法规和制度，采取确实有效的安全技术措施，预防灾害事故的发生。
一、防止煤炭自燃
1、开没工作面投产和通风系统形成后，构筑好防火门墙，并储备足够数量的封闭防火门的材料。
2、采空区、突出和冒落孔洞等空隙采取预防性灌浆或全部充填、喷阻化剂、注惰性气体、均压等措施，防止自燃发火。
3、在老空区，煤及半煤岩等温度异常的，自燃发火区进行爆破作业时，测试孔内温度高温或有明火的炮孔要采取灭火降温。
4、集中大巷和总回风巷必须砌碹或锚喷，碹后的空隙和冒落处，必须用不可燃性材料密实。
二、预防煤尘危害
本矿井具有爆炸性，防治煤尘一是采取降尘措施，改善作业环境，防止和减少尘肺病的发生，二是采取防爆、隔爆措施，防止煤尘爆炸，其主要措施有：
（1）建立完善的防尘供水系统，主要地点均敷设供水管路。
（2）掘进工作面采用湿式钻眼，冲洗井壁巷帮，水泡泥、爆破喷雾、装岩、煤洒水和净化风流等综合防尘措施。
（3）工作面回风巷安设净化水幕。
（4）所有输送机、转截点，卸截点都安设喷雾装置。
（5）设置隔爆水棚。
三、预防瓦斯灾害
预防瓦斯灾害事故主要从加强矿井通风和瓦斯检查，防止瓦斯积聚和杜绝瓦斯引燃火源两方面着手。
1、预防瓦斯积聚
（1）矿井设置专门通风管理机构，配备规定数量的专职瓦斯检查员和通风员，建立行之有效的规章制度，加强通风瓦斯管理工作。
（2）采掘工作面及井下其他用风地点，必须供给足够的风量，每旬进行一次矿井全面测风量，根据实际需要随时测风，生产地区发生变化要及时调整通风系统，确保素有用风地点风量充足。
（3）加强对主要风机和局部风机和维护管理，确保风机正常连续运转，禁止任意停开风机，保证正常通风。
（4）严格按照《煤矿安全规程》规定认真检查井下各地点的瓦斯，严禁孔班漏检。
（5）建立完善的矿井监控系统，保证系统正常运行，采掘工作面等地点安设甲烷传感器，实施瓦斯连续监控。
（6）注意控风风门不得随意敞开，禁止两道风门同时打开。
（7）在采掘工作面悬挂便携式瓦斯检测报警仪，掘进工作面安装风电闭锁装置，实行风电闭锁。
2、防止瓦斯引爆火源
（1）井下选用防爆电气设备，并经常维修检查。
（2）井下电缆选用阻燃电缆。
（3）井下爆破使用煤矿安全炸药和许用雷管。
（4）井下不准带电作业。
（5）井下不得从事电、气焊工作。
（6）井下电气设备设置防雷电、接地、过流、漏电保护装置。
四、井下火灾的预防措施
（1）有机电硐室均用不可燃材料支护，并按照规程设防火门。
（2）机电硐室及井下易着火地点配灭火器等灭火器材，主要机电硐室，机械设备运转处应派专人值班。
（3）井下电缆选用阻燃的，选用抗静电阻燃风筒，胶带输送机选用阻燃胶带。
（4）矿井设地面消防水池和井下消防管路系统，井下消防管路系统应每隔一百米设置支管和阀门，在带式输送机巷道中每个五十米设置支管和阀门。
（5）装置一氧化碳传感器和温度传感器。
（6）设置反风装置。
（7）加强对职工的安全培训。
五、预防顶板灾害
1、合理布置采煤工作面和巷道，防止应力集中，选择合理的支护参数及支护方式，新掘巷道进行锚网支护。
2、采煤工作面遇顶板松软或破碎时，过断层、老空、过煤柱及托尾顶开采，初次放顶及收尾时，制定专项安全措施。
3、采煤工作面上、下安全口要加强支护，安全出口以外10m范围内要超前支护。
4、采掘工作面要及时有效的支护，严禁空顶作业。
六、防止突水
1、雨季及雨季前加强地面观察。
2、坚持“有疑必探，先探后采”原则，加强防水工作。
3、及时清理水仓，使水仓有足够容水量。
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