大三上采矿课程设计.docx
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大三上采矿课程设计
采
矿
课
程
设
计
学院：
万方科技学院
专业班级：
安全10-4班
姓名：
唐楠楠
学号：
1016201020
指导老师：
顾明/刘晓
目录
前言1
第一章井田地质特征矿井储量及年产量3
第一节井田地质特征3
第二节井田范围及储量4
第三节矿井年产量及服务年限9
第二章井田开拓10
第一节井田内划分10
第二节开拓方案的选定14
第三节开采顺序16
第三章采煤方法19
第一节采煤方法的确定19
第二节采区巷道布置19
第三节采煤工艺25
第四节灾害预防28
参考文献32
结束语33
前言
采矿课程设计也是矿山安全工程专业实践教学环节的重要一环；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;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;也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。
题目一
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=17°，
层间距H=10m;表土层厚度30m,风化带深度10m;m1顶板为砂质页岩，底板为砂岩；m2煤层顶板为砂岩，底板为粉砂岩；煤层埋藏稳定，井田无较大构造；地面标高+220m.
煤的容重γ1=γ2=1.35t/m3,煤质中硬，坚固性系数f=2~3
矿井开采技术条件：
矿井正常涌水量Q正=200m3/h;
矿井最大涌水量Q大=300m3/h,矿井相对瓦斯涌出量q=7.5m3/d·t;煤有自然性，自然发火期11个月，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=17°，层间距H=10m,表土层厚30m;风化带深度10m;m1煤层顶板为砂质页岩，底板为砂岩；m2煤层顶板为砂岩，底板为粉砂岩，地面标高+220m,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。
煤质中硬，坚固性系数f=2~3。
四、煤层开采技术条件：
矿井正常涌水量Q正=200m3/h；矿井最大涌水量Q大=300m3/h；矿井相对瓦斯涌出量q=7.5m3/d·t;煤尘有爆炸性，煤有自燃性,煤层自然发火期11个月。
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
17
3.9
10
1.35
2~3
5.27
砂质页岩
砂岩
自燃发火期11个月
2
m2
17
2.8
10
1.35
2~3
3.78
砂岩
粉砂岩
自燃发火期11个月
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。
计算方式如下：
Zg=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
Zg1=h1Aγ1
=3.9×2.08×107×1.35
=10951（万吨）
（2）m2煤层的矿井工业储量为
Zg2=h2Aγ2
=2.8×2.08×107×1.35
=7862（万吨）
总工业储量为Zg=Zg1+Zg2
=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。
15m
30m
30m
图1-1采区留煤柱示意图15m
（1）对m1煤层：
井田境界煤柱损失
P1=8000×（20+10）×2×3.9×1.35+（2600－30×2）×15×2×3.9×1.35=292.8（万吨）
ZS1=Zg1－P1=10951-292.8=10658.2（万吨）
（2）对m2煤层：
井田境界煤柱损失
P2=8000×（20+10）×2×2.8×1.35+（2600－30×2）×15×2×2.8×1.35=210.2（万吨）
ZS2=Zg2－P2=7862-129.5=7732.5（万吨）
井田境界煤柱损失P=P1+P2=292.8+210.2=503（万吨）
矿井设计储量ZS=ZS1+ZS2=10658.2+7651.8=18310（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:
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，对于安全工程初次设计时可暂时按工业储量的5%~7%记入，初算矿井可采储量。
工业场地损失：
P3m1=Zg1×7%=10951×7%=766.7（万吨）
P3m2=Zg2×7%=7862×7%=550.3（万吨）
工业场地损失：
P3=P3m1+P3m2=766.7+550.3=1317（万吨）
设计可采储量Zk=（ZS－P3）C
Zk—设计可采储量，万吨
ZS—矿井设计储量，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Cm1=75%，Cm2=80%。
（1）m1煤层矿井工业储量为
Zk1=（ZS1－P3m1）Cm1=（10658.2－766.7）×75%=7418.6（万吨）
（2）m2煤层矿井工业储量为
Zk2=（ZS2－P3m2）Cm2=（7651.8－550.3）×80%=5681.2（万吨）
矿井设计可采储量为
Zk=Zk1+Zk2=7418.6+5681.2=13099.8（万吨）
本井田风化带的厚度为10m，可以做防水煤柱，故无需留设防水煤柱。
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
292.8
766.7
1059.5
10658.2
7418.6
m2
7862
0
210.2
550.3
760.5
7651.8
5681.2
合计
18813
0
503
1317
1820
18310
13099.8
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180万吨/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=13099.8/180×1.4=52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180万吨的矿井，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180万吨/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（Mt/a）
新建矿井服务年限（a）
扩建矿井服务年限（a）
大型
6.0及以上
70
60
3.0～5.0
60
50
1.20～2.40
50
40
中型
0.45～0.90
40
30
小型
0.30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=180×104×0.9/（3.9+2.8）×1.35×1188×0.95
=159m
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=159×2/180=1.77
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17°，上山采用大倾角皮带输送机；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16°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）的位置为：
第一水平：
+220～-70m,阶段垂高260m，服务年限25年
第二水平：
-70～-340m,阶段垂高260m，服务年限25年
第三水平：
-340～-570m,阶段垂高230m，服务年限22年
其中水平服务年限T=ZK/A×K
式中T—采区服务年限
A—矿井年设计产量，取180万吨
K—储量备用系数，取1.4
T1=870×7920×（3.9+2.8）×1.35×10-4/180×1.4=25a
T2=900×7920×（3.9+2.8）×1.35×10-4/180×1.4=25a
T3=770×7920×（3.9+2.8）×1.35×10-4/180×1.4=22a
采区长度L=（8000-15×2-25×2）/4=1980m
设计中初步确定采用双翼采区，故每个阶段的每层煤可设4个双翼采区，则每个阶段可设8个双翼采区。
三、阶段内的布置方式及参数
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，每阶段分8个走向长为1980m的双翼采区，在井田每翼布置一个生产采区，并采用后退式开采顺序。
第二节开拓方案的选定
1、由于煤层倾角较缓，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平集中开拓方式。
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，立井掘至第三水平即直接延深立井至-340m。
再通过大巷与采区上山联系。
立井采用圆形井。
共三个井筒：
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。
本矿有两层煤，本次设计的两煤层之间间距为10m，距离较小，易采用集中大巷布置，为减少煤柱损失和保证大巷的维护条件，将大巷布置在m2煤层底板粉砂岩中，距m2煤层垂距为20m，大巷采用机轨合一巷，两条上山沿煤层走向距离为20m，轨道上山位于运输上山偏下方。
开拓方式图如下：
图2-1立井多水平上山式开拓
1—机轨合一大巷2—岩石回风大巷3—采区下部车场;
4—运输上山5—轨道上山6—采区上部车场7—甩车场
8—区段回风石门9—轨道集中平巷10—运输集中平巷
11—联络斜巷12—溜煤眼13—回风小石门
14—上层运输平巷15—上层回风平巷16—采区变电所
17—绞车房18—区段溜煤眼19—采区煤仓
2、确定采区内准备巷道布置和生产系统
（1）完善开拓巷道
为了缩短采区准备时间并提高经济效益，根据所给地质条件，在第一开采水平中，把为该采区服务的运输大巷和回风大巷均布置在m2煤层底板下方20m的稳定岩层中。
（2）确定巷道布置系统
首先确定回采巷道布置方式，由于地质构造简单，无断层,煤层赋存条件好，涌水量较小，瓦斯涌出量较小，无自然发火倾向,直接顶较厚且易跨落。
同时为减少煤柱损失，提高采出率，降低巷道维护费用，采用沿空掘巷的方式。
因此采用工作面布置图所示工作面接替顺序，就能弥补沿空掘巷时工作面接替复杂的缺点。
（3）采区布置方案分析比较
确定采区巷道布置系统，采区内有两层煤，采用联合布置，每一层都布置4个工作面，根据相关情况初步制定以下三个方案进行比较（仅以m2煤层为例说明）：
方案一：
双岩石上山
将两条上山都布置在m2煤层底板岩石中，其中运输上山布置在距离底板20m处，轨道上山布置在运输上山上方5m，即距离m2煤层15m处。
如图1-3：
方案二：
双煤层上山
将两条上山都布置在m2煤层中。
如图1-4：
方案三：
一岩一煤上山
将两条上山分别布置在m2煤层的底板和煤层中，运输上山布置在距离m2底板5m处，轨道上山布置在m2煤层中。
如图1-5：
表2-3技术比较表
方案一
方案二
方案三
优点：
两条上山均布置在岩石中，巷道稳定，受采掘干扰较小，且维护容易
两条上山均布置在同一煤层中，降低了出矸量，提高了煤炭的生产率，掘进容易
兼有方案一和二的优点，维护较容易
缺点
岩石工程量大，掘进费用高，工期长
维护困难，受采掘影响较大
增加了岩石工程量，降低了生产率，增加了掘进成本
综上技术综合比较所述：
故选择方案一，即双岩石上山的煤层群联合布置的准备方式，其示意图如图2-2。
3、由于采用胶带输送机运煤，煤炭经输送机直接送入煤仓，井底车场只担负辅助运输任务，故车场形式和线路结构可以简化。
采用带有机车绕道的单环形车场。
因而线路布置简单，坡度调整方便，工程量也较小。
其运煤系统是：
左翼和右翼出的煤以胶带输送机汇集到中央煤仓后，再经上仓胶带斜巷翻入主井井底煤仓，集中后由主井箕斗装载出井。
该矿井底车场实际只担负辅助提升任务。
主井运煤采用“胶带上仓方式”，主井井底只掘至井底车场水平，煤仓及装载硐室均高于车场水平之上，清理井底洒煤直接在车场水平的主井井底清理通道进行。
井底车场平面图如下图所示：
第三节开采顺序
一、井田开采顺序
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，每个阶段分上下8个走向长为1980m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。
即从井田中央开始，向井田两翼推进的方式。
本井田以井筒位置可分为两大区，对m1煤层左翼从右向左依次为1101、1102采区，右翼从左向右依次为1201、1202采区；m2煤层左翼从右向左依次为2101、2102采区，右翼从左向右依次为2201、2202采区。
煤层组与组间开采顺序原则上采用下行式。
但本设计中考虑到出煤量，尽可能高效率采出，满足生产要求，故采用双层同采。
由于煤层间距较近，考虑到地压的影响，在开采时m2煤层应滞后于m1煤层三四个月进行生产。
以第一水平为例其开采顺序如下：
m1
1102
1101
停采线
1201
1202
m2
2102
2101
50m
2201
2202
水平间先采第一水平然后依次开采第二、三水平。
二、投产采区的数目和位置
根据井田的开采顺序，煤层组与组间的开采顺序，水平的开采顺序，决定在1101采区设首采工作面，其下面是2101采区，工作面长为180m,走向长度1980m,配一个备用工作面，一个掘进工作面。
根据所配置的同采工作面的具体条件，用以下验算公式验算投产初期矿井年产量：
式中：
—矿井同采工作面产量总和，
=180万吨
—第i号工作面采高，m1=3.9m,m2=2.8
—第i号工作面长，
=180m
—第i号工作面年推进度，m/a；
—第i号工作面煤的容重，
=1.35t/m3
—同采工作面数,n=2
Ki—第i号工作面采出率，薄煤层97%、中厚煤层95%、厚煤层93%,此处Ki=0.95
矿井同采工作面产量总和：
An=
=（3.9+2.8）×180×1188×1.35×0.95
=184万吨<1.15A=207万吨
其中A：
设计生产能力
通过验算可知此设计满足年生产能力。
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=17°，层间距10m,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1980m,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，区段斜长为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，自然发火期为11个月，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。
两条上山均采用锚杆+锚索联合支护，采区上山布置及上山巷道断面设计如下图所示。
图3－1采区上山布置图
轨道上山采用串车提升，运输上山铺设大倾角胶带输送机。
运输上山、轨道上山的位置在每个阶段的中部。
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。
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7、采区车场形式选择
（1）.采区上部车场：
煤层联合布置采区，且有采区回风石门与各煤层回风巷及总回风巷相联系，选用逆向平车场，具有调车方面，安全，通过
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