河南理工大学采矿工程课程设计永安煤矿12下山采区开采设计说明书.docx

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河南理工大学采矿工程课程设计永安煤矿12下山采区开采设计说明书

采矿工程课程设计

《永安煤矿12下山采区开采设计说明书》

学院:

能源科学与工程学院

班级：

采矿工程08-1班

姓名：

学号：

指导教师：

李东印

1前言

1.1设计目的

采矿课程设计是采矿工程专业实践教学环节的重要一环。

它是学生学过《井巷工程》、《采矿学》、《矿井通风安全》、《矿山压力与控制》等课程，以及通过生产实习之后进行的。

其目的是巩固和扩大所学理论知识并使之系统化，培养学生运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高学生计算、绘图、查阅资料的基本技能，为毕业设计奠定基础。

设计中要认真贯彻《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。

设计力争做到分析论证清楚、证据确凿，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。

1.2设计过程

首先划出井田边界，计算出采区储量，确定开采方式，设计生产能力以及计算出服务年限；确定出已给定的井筒和大巷的坐落的标高，采取准备方式中的下山布置与断面及下山进入煤层的方法；采取车场与硐室。

确定采煤方法，选择合理的回采巷道的布置，采煤工艺，采煤工作面的设备的选型。

1.3矿井的开采条件

1.3.1二1煤层

二1煤层位于山西组下部，矿区范围标高为+75～-875m，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；间接底板为太原组L7～8石灰岩。

1.3.2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、刘寨煤矿及矿区内1601孔二1采样测试，矿区内二1煤为中等可选煤。

1.3.3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煤层的底板水为太原组灰岩含水层，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。

1.3.4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。

矿区内测得二1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

矿区内二1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

矿区内二1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。

2采区储量与生产能力

2.1采区储量

2.1.1井田范围

采区边界和边界煤柱如采区巷道布置图上所示。

距采区边界20米处取得保护煤柱边界线。

由保护煤柱线确定采区面积为646866.9310m2。

2.1.2采区工业储量

由采区的钻孔布置图中的钻孔信息可得煤层的平均厚度为（3.98+6.5+5.5+4.7+4.22）/5=4.98m，故取平均煤层厚度为5m。

由图上等高线可求知煤层的平均倾角约为17°。

故由公式Q＝AMγ/cosα

式中：

Q──采区的煤量，万t；

A──采区的面积，m2；

M──煤层的厚度，m；

γ──煤的容重，t/m3（根据此煤层的无烟煤的视密度为1.38，贫煤的视密度为1.32，此处煤层的密度取值为1.35）；

α──煤层的倾角，；

计算可采区的煤量：

Q＝AMγ/cosα

＝646866.9310×5×1.35/cos17°

＝456.6Mt

2.1.3采区设计储量

由于该井田中无大的构造，则断层煤柱可忽略，同时已有的地面建筑物、构筑物需要留设得保护煤柱也忽略。

在2.1.2中的采区工业储量是按照煤柱保护线计算出来的，故采取设计的设计储量和工业储量和认为是相等的，为456.6Mt。

2.1.4采区可采储量

由于主要巷道及上、下山的保护煤柱煤量的具体值在开拓方式和准备方式确定后才能确定，现在仅按照工业储量的5～7%计算，即456.6×0.05＝22.83万吨。

采区设计可采储量Z＝（Zs－P）×C

式中：

Zk──矿井设计可采储量,Mt；

Zs──矿井设计储量，Mt；

P──矿井工业场地保护煤柱、主要巷道及上、下山保护煤柱量，Mt；

C──采区采出率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.8；薄煤层不低于0.85；地方小煤矿不低于0.7。

计算可得采区可采储量：

Zk＝（Zs－P）×C

＝（456.6-22.83）×0.85

＝368.7Mt

煤层

名称

采区工业储量（Mt）

采区设计储量（Mt）

采区可采储量（Mt）

二1

456.6

456.6

368.7

2.2生产能力与服务年限

2.2.1矿井工作制度

“技术政策”第14条规定：

“矿井设计能力按年工作日300d，每天提升14h”计算。

每天3班作业，每班工作8小时。

综采工作面可采用每日4班作业，每班工作6小时。

2.2.2采区年产量及服务年限

课程设计一般为新建井，分析确定矿井设计生产能力和设计服务年限时，可先试取1个矿井设计生产能力（比如0.90Mt/a），然后按下式计算矿井服务年限：

式中：

T──矿井设计服务年限，a；

Zk──矿井设计可采储量，Mt；

A──矿井设计生产能力，Mt/a；

K──储量备用系数，K=1.3～1.5。

计算可得采区设计服务年限：

=368.7/（90*1.4）

=2.93a

3开拓方式简介

3.1井筒

3.1.1井硐形式、数目及其配置

3.1.1.1井硐形式、数目的确定

3.1.1.1.1井筒形式的选择

对于赋存较浅、表土不厚、水文地质情况简单、井筒不需要特殊施工的缓斜和倾斜煤层，一般可采用斜井开拓方式。

采用不同提升方式的斜井，其井筒倾角一般规定如下：

串车提升时，井筒倾角不大于25°；箕斗提升时为25～30°。

但斜井垂高不超过300m，胶带输送机提升时，则不大于16°。

斜井开拓井筒掘进技术和施工设备比较简单，掘进速度快，初期投资大。

地面工业建筑，井筒装备，井底车场及硐室都相对简单，井筒延伸施工方便，对生产干扰少。

尤其是主提升采用胶带运输的倾角的增加，胶带输送机运输连续，运输系统简单的优势更加明显，选用斜井井筒也成为新建矿井的首选。

由以上叙述，本采区采用斜井开拓，主副斜井井筒倾角为15°，主斜井中采用胶带输送机提升，副斜井采用轨道串车提升，风井井筒采用立井井筒。

原煤从主井内安装的胶带输送机运至地面，掘进巷道所出的矸石井下所需的之物料，设备则由副井轨道串车提升和下放，主副斜井同时又均承担进风任务，污风经回风大巷由立井风井井筒排出。

3.1.1.1.2井筒数目

采用斜井开拓时，一般只开凿一对提升井筒（主、副井）。

在技术经济上合理时，也可开凿两个以上的提升井筒。

本采取设计采用一对提升井筒（主、副斜井），承担运输任务，一个回风立井承担回风任务。

3.1.1.1.3井筒位置的选择

主副斜井应首先满足第一水平的开采、缩短贯通距离，减少井巷工程量。

风井布置应根据选定的通风系统合理确定。

本采区主副斜井均掘至-140m水平后落平，再在该水平开拓运输大巷和轨道大巷。

立井风井掘进至-135m水平落平，而后掘进回风大巷。

3.2大巷

3.2.1运输大巷、轨道大巷和总回风巷的布置及与煤层间的联系方式

3.2.1.1运输大巷、轨道大巷的布置与煤层间的联系：

选择运输大巷的位置时，主要考虑两个因素：

一是大巷所在岩层的岩性，二是大巷至煤层的距离。

运输大巷应布置在坚硬、稳定、厚度较大的岩层中，如砂岩、石灰岩和砂质页岩等。

运输大巷应距煤层有一定距离，以避开支承压力的不利影响。

该设计运输大巷和轨道大巷均布置在煤层底板岩层中，在-140m水平。

3.2.1.2总回风巷的布置及其与煤层的联系

当矿井通风系统要求设置总回风巷时，其布置原则同运输大巷基本相同。

该设计回风大巷亦布置在煤层底板中，在-135m水平上。