河南理工大学采矿设计.docx

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河南理工大学采矿设计

采

矿

课

程

设

计

姓名：

郝肖锋

学号：

321002010304

班级:

采矿本10-3

指导老师：

李东印

目录

第一章 前言-3-

第一节矿井主要开采条件-3-

第二章采区储量、年产量及服务年限-6-

第一节采区储量-6-

第二节、采区服务年限-7-

第三章 井田开拓-8-

第一节 井田内划分-8-

第二节开拓方案-10-

第四章采区准备方式-11-

第一节上山布置方式-11-

第二节采区车场-11-

第五章采煤方法-13-

第一节采区巷道布置及生产系统-13-

第二节 采煤工艺设计-14-

附图-18-

课程设计总结-19-

参考文献-20-

第一章 前言

第一节矿井主要开采条件

一、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。

二、煤质

1、物理性质

1、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。

3、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。

三、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。

矿井涌水量

2、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、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，煤尘无爆炸危险性防。

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。

第二章采区储量、年产量及服务年限

第一节采区储量

井田境界应根据地质构造、储量、水文、煤层赋存情况、开采技术条件、地貌等因素，进行技术分析后确定。

一般以下列情况为界：

①、以大断层、褶曲、和煤层露头、老窖采空区为界；

②、以山谷、河流、铁路、较大的城镇建筑物的保护煤柱为界；

③、以相邻矿井井田境界煤柱为界；

④、人为划分井田。

一、采区的工业储量

Zg=H×L×（M1）×γ

=609×1000×5.74×1.45

=506.9万t

式中：

 Zg----采区工业储量，万t；

      H----采区倾斜长度，850m；

     L----走向长度，1000m；

      γ----煤的容重，1.45t/m3；

     M1----煤的厚度为5.74米；

二、采区设计储量  

 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、构筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失后的储量。

Zc=Hc×N×Lc×（M1）×γ=152.3×4×410×2×5.74×1.45

=415.8万t

 式中：

  Zc----设计可采储量,万t；

 H----工作面倾斜长度，152.3m；

     L----采区走向长度，410m；

      γ----煤的容重，1.45t/m3；

     M1----煤的厚度为5.74米；

N----单翼工作面数量

三、采区设计可采储量

采区设计可采储量是采区设计储量减去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。

设计可采储量：

Zk=Zc×C

=415.8×80%

=332.64万t

Zk —设计可采储量，万吨

Zc—采区设计储量，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c=80%

  由于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，井下主要巷道煤柱损失等，可暂时按工业储量的5%~7%记入，初算采区可采储量。

第二节、采区服务年限

一、采区服务年限

T=ZK/A×K                         式中：

T----采区服务年限，a;

   A----采区生产能力，220万t；

   ZK----设计可采储量，332.64万t；

    K----储量备用系数，取1.3。

T=ZK/A×K

=332.64万t/（180万t×1.3）

=1.4a

二、验算采区采出率

C=Zc/Zg                       

式中：

C-----采区采出率，%；

  Zg-----M1煤层的工业储量，万t；

C=Zc/Zg

=415.8/506.9=82％>80％  满足要求

第三章 井田开拓

第一节 井田内划分

一、井田内划分及开采水平数目及位置

由于本井田的倾向长度较小，所以根据阶段要有合理的斜长和阶段垂高，将井田划分为一个阶段，井田设置一个水平，阶段斜长都在609m左右，阶段垂高在103m左右，符合设计要求。

由于本井田煤层倾角为10°，瓦斯含量低，涌水量小，采用单水平上山开采。

阶段内沿走向没有大的地质构造变化，整个井田的阶段沿走向划分每个采区的走向长度在820m，符合设计规范。

二、确定开采水平

由于井田沿倾向比较长采取用单一水平，分阶段下山式开采方式，采用斜井提升。

水平大巷两侧留有保安煤柱各30m，采区式布置，沿走向后退式回采工作面。

三.确定工作面长度

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

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）

2.1、2.4

3～4

1.5、1.8

2～3

1.2及以下

1～2

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 — 采煤工作面总长度，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，85%，80%或75%

L — 年推进度，   

L=300·n·I·Φ

式中 n—日循环数，个

300—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=180×104×0.9/5.74×1.45×1458×0.80

                 =152m

其中，L=300×9×0.6×0.9=1458m 满足《设计规范》的要求

日循环取9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200m,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200m较为合理。

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

四、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=178×1/200=0.89

即同采工作面个数可取为1个即能满足生产要求

五、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序

生产能力为180万t/a,且工作面生产能力为204.8万t/a。

目前开采准备系统的发展方向是高产高效生产集中化，采用提高工作面单产，采用“三采一准”的方式，即以一个采煤工作面保证采区产量，两个准备工作面为工作面接替做准备，保证矿井生产的连续性。

在上山的4个区段工作面接替顺序为：

采用下行开采顺序，自上而下逐一开采。

第二节开拓方案

一．完善开拓巷道

为了减少煤柱损失提高采出率，利于灭灾并提高经济效益，根据所给地质条件及采矿工程设计规划，在本开采水平中，把为该采区服务的运输大巷、轨道大巷和回风大巷均布置在煤层底板下方15m的稳定岩层中.

二．确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置

首先确定回采巷道布置方式，由于地质构造简单，煤层赋存条件好，涌水量较小，瓦斯涌出量较小，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。

回采巷道布置方式.：

单巷沿空掘巷掘进方式。

分析：

已知采区内煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，同时，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。

因此有利于综合机械化作业，可以充分发挥综采高产高效的优势。

同时，为减小煤柱损失，提高采出率。

综合考虑各种因素，采用单巷沿空掘巷掘进方式。

这种方式掘出的巷道正处在应力降低区，即好维护又提高了采出率，有取代沿空留巷的趋势。

说明：

在采区巷道布置平面图内，工作面布置和推进的位置应以达到采区设计产量及安全为准。

工作面推进到距回风大巷30米处的位置，即为避开采掘超前影响所留设的30m护巷。

三、确定通风布置系统

针对本矿井瓦斯、自燃发火都不严重的情况，采用主副斜井进风为合理安全通风方式。

第三节开采顺序

 《安全规程》规定：

突出矿井、高瓦斯矿井、低瓦斯矿井高瓦斯区域的采煤工作面不得采用前进式采煤方法。

本设计矿井为低瓦斯矿井，故可以采用前进式开采顺序，即从井田中央开始，向井田的两翼开采。

设计采用走向长壁采煤法，综合机械化采煤，采用后退式开采。

一、采区工作面配置

采区内同采工作面数目应根据煤层赋存特征，所确定的回采工艺等确定，同时还应符合合理的开采顺序，保证安全生产提高工作面单产为原则。

采区内同时生产的综采工作面宜为一个面；普采工作面宜为两个面，不应超过三个面。

因此，在满足矿井服务年限的条件下，设计采区工作面只需布置一个综采工作面。

第四章采区准备方式

第一节下山布置方式

一、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。

二、下山的布置

根据煤层顶底板的地质特征，二1煤层顶板受滑动构造影响较大，顶板不稳定，不易管理，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。

二1煤层的顶底板均是不稳定岩层，不易管理，采区下山需要为采区服务一定的年限，所以采区回风下山、轨道下山和运输下山均布置在岩层中。

三、下山间的位置关系

回风下山、轨道下山和运输下山沿走向间距25m，两侧各留30m的煤柱。

第二节采区车场

一、采区车场形式选择

1、采区上部车场

采区上部车场采用甩车场

2、采区中部车场

采区中部车场调车方式：

由轨道上山提升上来的矿车，通过甩车道进入轨道平巷。

3、采区下部车场

采区下部车场由采区装车站和辅助提升下部车场组合而成，根据装车的地点不同采区下部车场可分为大巷装车、绕道装车和石门装车式。

本设计采用大巷装车式车场（底板绕道形式）。

第五章采煤方法

第一节采区巷道布置及生产系统

一、煤层构造

该井田煤层赋存较稳定，平均厚度5.74m，煤层倾角平均在9°。

矿井正常涌水量130m3/h，最大涌水量240m3/h。

同时煤层有自燃发火倾向，煤尘无爆炸危险性。

矿井相对瓦斯量为5.64m3/t。

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，采用走向长璧采煤法，处理采空区用自然垮落法。

地质条件较简单，采用综合机械化采煤工艺。

二、采区巷道布置及生产系统

布置采区巷道是为了把回采工作面与主要开拓巷道联系起来。

构成运输、通风、动力供应、材料供应等系统。

保证工作面联续不断的生产。

本节内容以设计首采区为例。

三、采区走向长度的确定

采区沿走向长度为1000m左右

四、确定区段斜长及区段数目

根据工作面长度152m，运输、回风平巷宽度各5m，。

区段间不留保护煤柱，采用沿空掘巷。

采区开采顺序先开采采区的北翼，采用后退式。

采区走向长度1000m，倾斜长度609m。

区段斜长等于采煤工作面长度加区段平巷的宽度，即区段斜长200m。

首采区的区段数目为8个区段，左、右每翼各4个区段。

在计算过程中得到的区段数目不是整数，可在合理的工作面长度范围内对工作面长度加以调整。

五、工作面合理长度的验证

1、从煤层地质条件考虑

该采区内的可采煤层的地质条件较好，无断层，煤层倾角为10°，煤层厚度适中，顶底板较不稳定，瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，所以布置152米的工作面比较合适。

2、从工作面生产能力考虑

工作面的设计生产能力为180万吨/年。

正规循环每天进六刀，采煤机滚筒截深为600mm，所以煤层的工作面实际年生产能力为：

    300×0.60×9×5.74×180×1.45×0.91=220.8（万吨）

一个工作面生产就能够满足设计生产能力的要求，并且考虑到其他各个方面对生产的影响，工作面的长度确定的合理。

3、从运输设备及管理水平角度考虑

采区生产选用的设备均为国内先进的生产设备,工作面选用的200米刮板输送机能够利用国内先进的技术，能够与时俱进的跟上技术的发展。

由于现在提倡管理人员的知识化、年轻化，所以工作面长度为200米在管理上是毫无问题的。

4、从顶板管理及通风能力考虑

该采区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综采放顶煤工作面的长度一般在150~240m，所以选择的工作面的长度为200m合适。

另外，工作面的瓦斯涌出量较低，通风问题能够解决。

5、经济合理的工作面

   工作面的长度与地质因素及技术因素的关系十分的密切，直接影响生产效率，所以根据条件，以高产量、高效率为原则选择合理的工作面长度。

合理的工作面以生产成本低，经济效益高为目标。

尽量加快工作面的推进速度，减少巷道的维护时间，降低回采总成本，使设备、资源得到最高利用。

第二节 采煤工艺设计

一、设置采煤工艺

在确定采煤方法及回采工艺的类型的基础上，对首采区首先投产工作面回采工艺设计，回采工艺设计主要包括机械设备选型、确定作业方式、确定支护方式和采空区处理方法、绘制机械配备平剖面图、编制循环图表及工作面技术经济指标表。

由于该煤层厚度为5.74m，属于厚煤层，结构简单，无断层，故可用综合机械化采煤工艺，放顶煤采煤法。

综采工作面“四六”制作业形式，即三班采煤，一班准备。

采煤机截深为0.6m，采煤机割煤高度为5.7m。

工作面断面均为梯形，支撑掩护式综采支护，端头支护采用ZZ5（掩护式）型支架支护。

二、采煤机的工作方式和进刀方式

a.工作方式：

综采工作面采煤机为双滚筒，采煤机正常工作时，前端滚筒沿顶板割煤，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。

b.进刀方式：

综采工作面的进刀方式为工作面端部斜切进刀，并且为割三角煤。

其过程如下：

①当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机已移近煤壁，采煤机身处尚留下一段下部煤［图（a）］；

②调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止，然后将输送机移直［图（b）］；

③再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处［图（c）］；

④将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤［图（d）］。

c.割煤方式：

该工作面采用MG-160/375-W型采煤机沿工作面单向割煤，返空刀收煤。

工作面端部割三角煤斜切进刀方式

（a）起始（b）斜切并移直输送机（c）割三角煤（d）开始正常割煤

1-综采工作面双滚筒采煤机2-刮板输送机

d.采煤机滚筒螺旋选择：

采煤机采用向背旋转，即右滚筒右旋（顺时针），左滚筒左旋（逆时针），此时右滚筒采用右螺旋，左滚筒采用左螺旋。

工作面回采工艺流程为：

采煤机向上割煤、移架→采煤机向下装煤→推移刮板输送机→斜切进刀→推移刮板输送机。

三、采煤与装煤

1、落煤方式与采煤机的选择

采用综合机械化采煤，双滚筒采煤机直接落煤和装煤。

依据采区的设计生产能力确定工作面每天的推进度为：

选择采煤机的滚筒截深为600mm，每天正规循环推进九刀，每个循环0.60m，可满足每天至少推进4.55米的要求。

根据煤层的实际情况，经查《采矿设计手册》，选用采煤机。

采煤机的型号为：

   MG450/1040-QWD

采高           3.5～5.8m

适应煤层硬度     1～3

煤层倾角        α≤15°（35°）

截深            600mm

滚筒直径         2.5/3m

卧底量          326mm

牵引方式        液压无链

牵引力          196KN

牵引速度        0～8.69m/min

滚筒中心距       7790mm

电机功率         2×450kw

总质量           62吨

四、运煤

1、工作面采用可弯曲刮板输送机运煤，运输平巷采用转载机和胶带运输机运煤。

以下设备选用配套原则为基础并结合采煤工作面采煤能力具体情况，从《采矿设计手册》中选用如下设备：

2、工作面可弯曲刮板输送机型号：

SGZ—764/264

适用条件：

  缓斜2.8~5.9m综采工作面

出厂长度：

  250米

运输能力：

  480吨/h

刮板链形式：

双边链

电动机型号：

DSB—120

电机功率：

  2×120kw

电机电压：

  1140V

总质量      17.31吨

3、转载机型号       SZZ—764/160

适用条件：

   中厚煤层

出厂长度：

   40米

运输能力：

   700吨/h

刮板链形式：

 中双链

电动机型号：

 KBY—160

电机功率：

   160kw

电机电压：

   1140V

总质量：

     32.6吨

五、移架方式

由于采用及时支护方式，而且工作面每天推进九刀，所以选择顺序移架方式。

顺序式移架速度快，能满足采煤机快速牵引的需要，适用于顶板比较稳定的高产工作面。

六、支护方式：

工作面采用自移式液压支架支护

支架型号    ZY5800/26/60

              支撑高度      2.6—6.0m

              工作阻力      4800KN

              初撑力        3848KN

              支架中心距    1500mm

              支护强度       0.78-0.8Mpa

              移架步距      600mm

              支架重量      17.9吨

              生产厂      郑州煤机厂

七、工作面的支架需求量:

由n=L/E

式中：

     N——工作面支架数目，取整数；

                L——工作面长度