采煤设计.docx

1、采煤设计1 绪论 1 设计目的（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。2 设计题目 四川达竹煤电集团铁山南煤矿-112采区设计(1).设计参数采区生产能力：45万吨/a设计标高：-100+100 可采煤层参数煤层编号倾角（）最小厚度（m）最大厚度（m）平均厚度（m）K212634（30）2.03.02.5K222634（30）2.43.02.8两煤层间距：5.0m矿井瓦斯等级：高瓦斯矿井(2)、设计

2、资料：除以上给定的参数外，其余地质资料以实习矿井资料为准。(3)、回采工艺设计煤层：K22(5)、设计人：陈代鹏(6)、设计指导教师：夏彬伟(7)：设计时间：2011.12.232010.1.6 2 采区地质特征、储量及服务年限 2.1 采区地质特征 2.1.1 矿井基本情况铁山南井田开拓方式为主平峒暗斜井联合布置，主平硐井筒贯穿铁山背斜东西翼煤层群。延深水平是通过主、副暗斜井和回风斜井井筒形成行人、通风、运输等系统。矿井分东翼、西翼。东翼井筒包括+300主平峒和桐子湾平硐、+100主副暗斜井、-100主副暗斜井、广山河回风井等；西翼井筒包括主平峒、+300水平主副暗斜井、0水平主暗斜井、与大

3、兴厂风机房相连的回风井（名称不详）等1.2生产水平运输大巷、回风大巷设置情况：每个水平有独立的进风大巷和回风大巷，其大巷均布置在煤层底板25m的稳定岩层中。矿井东翼：运输大巷包括-100水平南大巷和-100水平北大巷， 回风大巷包括+300水平南回风大巷和+300水平北回风大巷矿井西翼：运输大巷包括0水平大巷，回风大巷包括+300水平回风大巷提升系统：矿井提升系统分东翼、西翼提升系统。东翼提升系统现为两级绞车提升系统和胶带输送机运煤系统。一级绞车提升系统为东翼+100m水平至东翼+300m水平。二级绞车提升系统为东翼-100m水平至东翼+100m水平。东翼胶带输送机运煤系统为东翼-100m水平

4、至东翼+300m水平。西翼提升系统现为一级绞车提升系统。+300m水平延伸主暗斜井采用2JK2/30型绞车、22kg/m钢轨、600mm轨距、1t“U”型矿车，双钩串车提升，承担西翼+300m水平以下的原煤、矸石及材料提升任务。排水系统：矿井的排水系统分东翼、西翼排水系统。东翼排水系统分两级排水。一级排水为东翼-100m水平至+100m水平。东翼-100m水平正常涌水量2235m3/d，最大涌水量3924m3/d，配备三台150D309型水泵（160KW电机），两趟245mm管径的管路排水。二级排水为东翼+100m水平至+300m水平。东翼+100m水平矿井正常涌水量为3900m3/d，最大涌

5、水量为6885m3/d。配备三台200D436型水泵（300KW电机），两趟219mm管径的管路排水。西翼排水系统分一级排水，西翼 0m水平矿井正常涌水量为682m3/d，最大涌水量为1996m3/d。配备三台200D439型水泵（440KW电机），两趟219mm管径的管路排水。东翼+100m水平水泵房安装有三台200D436型水泵（配用电机为：JR138-4型300KW电机），从100水平至+300水平为敷设有两趟219mm管径的管路排水，东翼+100m水平有主、副两个水仓，每个水仓容积为1500米3。东翼-100m水平水泵房安装有三台150D308型水泵（配用电机为：Y315L1-4型16

6、0KW），从东翼-100m水平至东翼+100m水平为敷设有两趟245mm管径的管路排水，东翼-100m水平有主、副两个水仓，每个水仓容积2415米3。西翼排水系统分一级排水，西翼 0m水平泵房安装有三台200D439型水泵（配用电机为：JR148-4型440KW电机），从西翼 0m水平至西翼+300m水平敷设有两趟219mm管径的管路排水，西翼 0水平有主、副两个水仓，每个水仓容积1400米3。西翼+300m水平采取水沟自然排水。供电系统：矿井供电为双回路供电。矿井电源来自达竹煤电（集团）公司渡市选煤发电厂。电压等级10kV，供电线路长0.48km，其供电线路采用电力电缆，型号为YJLV22-

7、3*120mm2，引至地面变电所。矿井主变采用两台S9-2500/10/6kV变压器2台,1台工作1台备用,工作变压器供井下生产用电。矿井主扇通风机以10KV架空线路供电。 矿井井下以6kV电压等级线路分别向东翼、西翼井下中央变电所供电。分别有两回供电线路。东翼采用YJV22-ZR-95交联电缆双回路供至该翼各水平井下中央变电所，井下中央变电所分别以6kV电压等级线路供采区变电所，采区变电所以660V电压等级向各采掘工作面供电。西翼采用YJV22-ZR-50交联电缆双回路供至该翼各水平井下中央变电所。井下中央变电所分别以6kV电压等级线路供采区变电所，采区变电所以660V电压等级向各采掘工作面

8、供电。井下局部通风机采用“三专”电源。40kW以上电动机采用真空开关控制；采区变电所采用高压真空隔爆开关，保护齐全。地面供电系统采用10KV电压等级线路供电。矿井主要变压器容量为2500KVA；矿井设备装机容量为：8212kw；矿井运行设备总容量为4106kw；矿井实际用电容量为3500kw，矿井有功功率3500kw；功率因素cos=0.9；东翼最大用电负荷为2390kw，西翼最大用电负荷为1640kw。2008年矿井综合电耗为36.03kwh/吨，2008年原煤电耗29.23kW/t。地面生产系统：东翼井下原煤经胶带输送机运输至东翼+300m水平煤仓后，由ZK10-6/550型架线式直流电机

9、车牵引列车运输进入地面工业广场翻车机翻车，2010年年底，新作的专用胶带运输巷投入使用后，井下所有煤炭将经过胶带运输机运至TD62-650型胶带输送机401#、402#进入达竹煤电（集团）渡市选煤发电厂贮煤仓。西翼井下原煤经西翼+300m主暗斜井提升至+300m水平后，由ZK10-6/550型架线式直流电机车牵引列车运输进入地面工业广场翻车机翻车，2010年年底，新作的专用胶带运输巷投入使用后，井下所有煤炭将经过胶带运输机运至TD62-650型胶带输送机401#、402#进入达竹煤电（集团）渡市选煤发电厂贮煤仓。通风系统：矿井通风方式为混合式，通风方法为抽出式。矿井区域内无酷署严寒，雨量充沛，

10、气候温和，属亚热带型气候。矿区地震为6度区，为不设防区。东翼主要通风机反转反风，西翼主要通风机反风道反风，东、西翼风机供电均为双电源、双回路供电。主平硐、桐子湾风井进风，广山河、大兴厂风井回风。矿井东翼主要通风机是重庆天巨承公司生产的BDK-6-18隔爆对旋轴流式主通风机，主通风机额定功率2*90KW，叶片角度34，东翼总进风量3360m3/min，总回风风量3620m3/min，负压为1500Pa，等级孔1.86m2，风机效率73.2%。矿井西翼主要通风机是重庆兴达通风机厂生产的4-68-12.5C隔爆离心式主通风机，主通风机机额定功率75KW，西翼总进风量1570m3/min，总回风风量1

11、685m3/min，负压为1220Pa，等级孔0.96m2，风机效率68%。矿井有效风量率为95.12%。矿井东翼通风系统：+300主平峒和桐子湾平硐新风经过+300上部车场,通过+100主暗斜井和副暗斜井和-100主暗斜井和副暗斜井进入-100水平南大巷和-100水平北大巷，对-211采区、-212采区、-111采区供风，回风风流经过采区回风上山进入采区回风巷，采区回风进入+300水平南大巷和+300水平北大巷,再经过+300水平集中车场，由广山河回风井抽出地面。矿井西翼通风系统：主平峒进新风通过+300水平主、副暗斜井和0水平主暗斜井到0水平，对401采区供风，其中+200水平的部分风量通

12、过401轨道上山进入401采区，回风风流经过采区回风上山进入采区回风巷，采区回风经+200回风上山，进入+300水平回风大巷，由大兴厂风机房抽出地面。监控系统: 矿井安装KJ73N型安全监控系统一套，地面中心站设在公司调度室，中心站配服务器1台，工作主机2台（备用1台），主机接有LQ-1600K打印机、UPS不间断电源和KJ73N型数据传输接口装置。系统主传输线采用光缆传输，井下信息由分站传输至光端机，光端机通过光缆传输至地面中心站主机，该系统安装井下分站15个，断电器17台，按煤矿安全规程设置了甲烷、一氧化碳、风门开闭、设备开停、风速、烟雾、断电馈电、负压、温度、液位等传感器，地面设监控室，

13、通过监控系统将对矿井井下各作业地点的瓦斯浓度、对主要通风机、局部通风机、风门、电器设施设备等的运行状态以及瓦斯电闭锁、风电闭锁等进行有效监控2.1.2 设计采区的位置、范围 -112采区位于井田东翼F3断层下盘，采区上与112采区毗邻，南以112采区水闸门隔水煤柱向下延深为界，北界位于1号勘探线以南约100米，全长1500米。运输水平为-100水平，回风水平为+100水平，垂高200米。2.1.3 设计采区周边煤炭资源情况以及开采情况相邻采区有111采区、-111采区、-121采区、-112采区、-122采区。相邻采区留设隔离煤柱40米或以大断层隔离，现生产采区为-111采区，上部112采区、

14、南部-111采区开采揭露，采区内地质构造、煤层变化基本查清，储量可靠。2.1.4 采区地质构造-112采区内一带为单斜构造。煤岩层走向1832，倾向108122，倾角4251，平均45，走向上成一宽松弧形，较稳定，变化不大。采区中未发现中型以上的断裂构造。采区开采煤层位于地下潜水面以下，总的看来，含水空间不发育，涌水量弱，除主要含水层水性强外，基本上无构造涌水。煤层上覆各含水层无水力联系，地表无积水，下伏含水层在煤层以下对开采无影响。地表降水渗透对采区有一定的影响。水文地质条件较为简单。采用类比法预测采区涌水量。最小涌水量：957.94m3/d；一般涌水量：1388.38m3/d；最大涌水量：

15、2563.65m3/d。2.1.5 开采煤层条件煤层间距：25.0m；煤层倾角： 21、22煤层倾角均为2632，平均为30，容重1.35t/m3，详见下表序号煤层名称倾角（）煤层平均厚度（m）层间距（m）容重(t/m3)围 岩性 质121煤层302.505.01.3522煤层局部可采， 21煤层为主要可采煤层，含植物化石。两煤层属须家河组第六段第二带（T6-2xj），以厚层的细、中粒砂岩、砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩和煤层等组成。222煤层302.805.01.352.1.6煤层顶底板特征 22煤层直接底板为砂质泥岩，与21煤层间距3.55.5米。21煤层的全套顶板就是22煤层的全套底板岩石。

16、22煤层顶板属厚层状中粒石英砂岩（T6-33xj），含大量黑色矿物，质地坚硬，f值大于8。整个顶板与煤层呈冲刷接触，局部呈凹凸不平，致使煤层局部变薄，煤层上面局部地段有一层0.200.80米的砂质泥岩，大多呈薄壳状出现，易于剥落，给煤层开采带来一定困难。21煤层顶板为砂质泥岩23米，局部过渡粉砂岩至细粒砂岩。其上一层12米之细粒砂岩或中粒砂岩。再上即为2米左右的砂质泥泥岩，也就是22煤层的直接底板。21煤层底为1.53米的砂质泥岩、泥岩底部0.40.7米夹大量煤屑、煤条带和煤线。故此21煤层底板松弛，粘结性不好，开采时难于管理。其下16煤层（锡皮）厚0.200.35米。16煤层直接底板为23米

17、的泥岩。再下即为灰白色厚层状中粒石英砂岩（T6-13xj），平均厚40.564.23米。采区内两煤层顶板均较好，比较稳定，22煤层属类型顶板，21煤层属类型顶板。 煤岩层特征表 煤层特征2221层位T6-23xjT6-23xj厚度(米)2.403.002.003.00夹矸泥岩砂质泥岩结构简单结构复杂结构顶板中粒石英砂岩砂质泥岩底板砂质泥岩泥岩层间距（米）5.02.1.7设计煤层的其他特征22煤层局部可采，从钻孔资料及上部112采区开采情况看，3号勘探线以北430米为0.4米最低可采厚度线，以北变薄至不可采。基本属单一煤层。厚度在0.400.64米。平均0.50米。含夹矸12层，厚00.10米。

18、夹矸岩性为砂质泥岩，有时夹矸过渡至炭质泥岩或高炭质泥岩，大部地段没有夹矸，为单一煤层，煤层煤质较好，呈团块状结构，属半亮型煤和亮型煤。21煤层上距22煤层3.55.5米，21煤层全采区可采，属稳定煤层，厚度在1.011.50米之间，平均1.26米。本煤层为复合煤层，含一层夹矸，矸石为泥岩、砂质泥岩，厚0.10.30米，平均0.25米，属半亮型煤。22、21煤层均属低硫、低磷、低灰中灰的1/3JM，粘结性能良好。属易选中等可选。精煤回收率高（54%），为优质的炼焦配煤。借鉴-111采区实测和铁山南2009年瓦斯等级鉴定报告资料，CH4一般为0.120.1%，CO2一般为0.040.2%。22、2

19、1煤尘均具有爆炸可能性和，爆炸指数为34.78%34.91%。煤层自燃发火倾向为三类，为不易自燃煤层 2.2 采区储量及服务年限2.2.1、采区的生产能力采区生产能力选定为45万t/a2.2.2采区工业储量由公式Zg=H*S*( m1+ m2+ m3)*r (公式1-1) 式中 Zg- 采区工业储量，万t H- 采区倾斜长度，400m S- 采区走向长度，1500m r- 煤的容重 ，1.35t/m mi- 第i层煤的厚度，2.5+2.8=5.3 Zg=400*1500*5.3*1.35 =429.3(万t）2.2.3.设计可采储量 设计可采储量 Zk=（Zg-p）*C (公式1-2)式中：Z

20、k- 设计可采储量, 万tZg- 工业储量 ，429.3万tp- 永久煤柱损失，万tC- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%.m1和m2为中厚煤层 说明：p可取其为工业储量的10%来计算。 即 即 Zk=(429.3-429.3*10%)*80%=309.1万t 2.2.4.采区服务年限 由 T= Zk/（A*k） (公式1-3)式中：T 采区服务年限，a;A 采区生产能力，45万t；Zk 设计可采储量，218.6万tK 储量备用系数，取1.4T=309.1 /(45*1.4) =4.9 a2.2.5 验算采区采出率a. 对于k1中厚煤层： C=(Zg1-p1)/Zg

21、1 (公式1-4) C 采区采出率，% ； Zg1 k1煤层的工业储量，万t ；p1 k1煤层的永久煤柱损失，万t ； 说明：采区边界保护煤柱取15m，区段煤柱10m，上山保护煤柱30m。 Zg1=400*1500*2.8*1.35=226.8万t p1=（15*2*370+15*2*1500+10*1470+360*30）2.81.35 =30.84万tC=(Zg1-p1)/Zg1=（226.8-30.84）/226.8=86.4%80% 满足要求b. 对于K2中厚煤层：C=(Zg2-p2)/Zg2 (公式1-5) C 采区采出率，% ； Zg2 k2煤层的工业储量，万t ； P2 k2煤层

22、的永久煤柱损失，万t ；说明： K2煤层与K1煤层相同。Zg2=400*1500*2.5*1.35=202.5万tP2=（15*2*370+15*2*1500+10*1470+360*30）2.81.3 5=27.54万tC=(Zg3-p3)/Zg3=（202.5-27.54）/202.5=86.4% 80% 满足要求 3 采区巷道布置3.1 采区内的再划分3.1.1. 确定工作面长 由已知条件知：该煤层倾向共有：400m的长度。且采煤工艺选取的是先进的综采，单一长壁综合机械化采煤，由采矿工程设计手册得知，综采工作面长度一般为150m220m，巷道宽度为4m4.5m,本题目选取4.5m，且采区

23、生产能力为45万t/a，一个中厚煤层的一个区段便可以满足生产要求，最终选定2个区段，区段煤柱选为10m，采区边界煤柱取15m,故工作面长度为： L=(400-15*2-10-4.5*4）/2=171(m)取5m的整数倍，所以取L=170m3.1.2. 确定工作面生产能力采区生产能力的基础是采煤工作面的生产能力，采煤工作面的生产能力取决于煤层厚度、工作面长度和推进度。一个采煤工作面的生产能力可由下式计算： A0= L采*V0* m* C (公式1-5) 式中：A0 工作面生产能力，万t/a ; L采工作面长度；m， V0 工作面推进度.综采面年推进度可达10002000m，取1000m。煤容重，

24、1.35t/m3C工作面采出率，一般为0.930.97，取0.93 A0= L采*V0* m* C=170*1200*2.8*1.35*0.93=71.7万t3.1.3确定采区内工作面数目及接替顺序由于采区生产能力为45万t/a,且工作面生产能力为万t,对于K1煤层布置一个工作面便基本可满足生产要求（由于所选采煤机截深为630mm，进刀数n=71.7/（2.8*0.63*170*330*0.93*1.35）*10000=5.77所以一天共进6刀，故工作面生产能力为：0.63*6*170*2.8*1.35*0.93*330=74.5万t），对于K2，煤层可采取一个工作面回采，也能满足生产要求。3

25、.1.4回采顺序如：表1.1所示：表1.1 回采顺序表1010210101102021020110104101031020410203k1 煤层K2 煤层对于k1 煤层，其厚度为2.8m,布置一个综采工作面便可以满足生产要求。对于2.5m的K2煤层布置一个综采工作面也可以满足生产要求。K1煤层开采顺序：10102101011010410103K2煤层开采顺序：10201102021020310204说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序。采用后退式开采。3.1.5 采区工作制度 采用“四六“制，即三班采煤，一班检修。3.2 确定采区准备巷道布置及生产系统3.2.1确定采区内准备巷道布置根据题目

26、所选条件，完善采区所需的开拓巷道及准备巷道。还需三条上山。3.2.2布置上山数目、位置及进行方案关于技术经济比较： 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-100开采水平中，把为该采区服务的运输大巷布置在21号煤层底板下方14m的稳定岩层中，回风布置在+100水平。该矿井属于高瓦斯矿井，应布置三条上山，一条轨道上山，一条运输上山，一条回风上山。增设的上山专做通风用，也可兼做行人和辅助提升（临时）用。根据三条上山的布置方法，共有两种方案供选择。方案一：三条岩石上山在距212煤层底板10m处岩石中布置一条岩石上山轨道上山，为了运输方便，将运输上山

27、布置在轨道上山下方层位4m处，且在轨道上山同层位布置回风上山，三条上山沿煤层走向相距15m。石门联系各煤层，回风上山直达采区回风大巷。通风路线为，新风从采区运输大巷采区下部车场轨道上山中部车场区段轨道平巷联络巷区段运输平巷采煤工作面；污风由采煤工作面区段回风平巷回风石门回风大巷。该方案的特点是：岩石工程量大，掘进费用高，联络石门长，但维护条件好，维护费用低，有利于通风。方案二：两岩一煤上山在距21煤层底板10m处岩石中布置一条岩石轨道上山，石门联系各煤层；回风上山是由区段石门从煤层开掘直达采取回风大巷。该方案的特点是：节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，但回风上山不易维护，维护费用高，需

28、要保护煤柱。比较：第一种方案不需要留设保安煤柱，岩层稳定性好，支护简单，维护费用低，但巷道开拓没有煤巷简单，费用大。第二种方案一跳巷道布置在煤层中，开凿费用少，维护费用高，且对于高瓦斯煤层，维护不易，通风不易。相较而言第一种方案对于此，高瓦斯煤层更适用。3.2.3.可行性方案选择巷道以及硐室的掘进费用 方案 项目方案一(万元)方案二(万元)岩石上山(283-40)*1578*2=76.7 （283-40）*1578*3=115.1煤层上山(283-40)*1284=31.10回风石门44.8/sin450*1152=7.344.8/sin450*1152=7.3区段石门29.8/sin450*

29、1152=4.9 29.8/sin450*1152=4.9变电所(2.25*4+2.5*4+/4*42)*144=0.4886(2.25*4+2.5*4+/4*42)*144=0.4886绞车房(2.75*3.5+/4*42)*162=0.3593(2.75*3.5+/4*42)*162=0.3593采区煤仓/4*82*32*144=29.6616/4*82*32*144=29.6616总费用150.6157.8巷道以及硐室的维护费用 方案 项目方案一(万元)方案二(万元)岩石上山(283-40)*30*11*2=16.1（283-40）*30*3*11=24.6煤层上山(283-40)*90

30、*11=24.60回风石门44.8/sin45*80*29.76=15.083944.8/sin45*80*29.76=15.0839区段石门29.76*29.8/sin45*80=10.033529.76*29.8/sin45*80=10.0335变电所62*30*29.76=5.535362*30*29.76=5.5353采区煤仓1.2*2824*0.6*0.381=0.07741.2*2824*0.6*0.381=0.0774总费用71.4355.33 方案一的总费用：222.03万元 方案二的总费用：213.13万元从如上的经济比较中，可以看出三岩上山所需的总费用要比一煤两岩上山所需的总费用要少，因此在经济上更加合理，双岩上山维护费用少且无需留煤柱。综合考虑以上因素，可采用在K2煤层下