采矿学课程设计.docx

1、采矿学课程设计煤矿开采 学校：中国矿业大学 * *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。设计题目 本次设计的内容是石圪节煤矿9号、10号煤层初步设计。是在石圪节煤矿井田概况和地质特征的基础上，结合搜集到的其它相关原始资料、运用所学知识、参考煤矿开采学、煤炭工业矿井设计规范、煤矿矿井开采设计手册等参考资料，在辅导老师深入浅出的精心指导下独立完成。在设计的过程中我受益非浅。第一章 井田境界与储量第

2、一节 井田境界本井田范围由以下9点坐标连线圈定：点号XY141278040322642412718403200034127324029338441299441293045413000402749764132454127500741434040272598416000402724094160004032230该井田北临漳村井田，西靠王庄井田，东部和南部都为人为边界。井田范围内走向基本呈南北方向，西低东高倾斜。南北走向约为5.0公里，东西倾斜宽约3.2公里，呈不规则长方形，井田面积约为15.6平方公里。第二节 地质储量的计算本设计煤层为9#及10#煤层。9#煤层平均厚3.15米，10#煤层平均厚2

3、.52米，容重为1.36吨/立方米。矿井地质储量是指矿井技术边界范围内的全部煤炭储量，包括能利用的储量和尚难利用的储量，是进行矿井设计和生产建设的依据。矿井储量可分为矿井地质储量、矿井工业储量和矿井可采储量。根据地质条件及开采情况，矿井开采期间储量计算及核实工作量尽可能小，并考虑到计算的自动化，储量计算采用地质块段法与算术平均法相结合的计算方法，计算公式是：Q=SMD式中：Q储量（吨）S块段面积（平方米）M块段平均厚度（米）D煤的容重（吨/立方米）其中 S=15.6平方公里 M=3.15+2.52=5.67米 D=1.36吨/立方米故9#及10#煤的地质储量Q=15.61005.671.36=

4、12029万吨第三节 可采储量的计算矿井可采储量按下式计算 ZK=（Z-P）C式中：ZK矿井可采储量，Kt； Z矿井工业储量，Kt； P永久煤柱损失量，Kt。永久煤柱损失约占工业储量的8%；C采区回采率，9#、10#煤层为中厚煤层，取0.8。其中ZK=12029万吨，P=120298%=962.32万吨，C=0.8。经计算，全矿井可采储量Z=（12029-962.32）0.8=8853.34万吨。第二章 矿井工作制度及生产能力第一节 矿井工作制度矿井设计年工作日为330d，每天三班作业，两班采煤，一班检修。边采边准，每天净提升时间为14h。第二节 矿井生产能力及服务年限综合考虑煤炭储量、煤层赋

5、存情况、地质构造、开采技术条件以及开发条件、市场需求等因素，结合本矿外部条件和国家产业技术政策，经过技术分析比较后，确定矿井生产能力为900kt/a。则矿井服务年限为：矿井服务年限按下式计算：T=Z/（AK）=8853.34/（901.4）=70.26a符合规范要求。第三章 井田开拓第一节 井田开拓方式的确定一 井田开拓方案概述根据该矿地面地形地质条件，考虑工业广场的选择，同时考虑井下的布局和矿井通风系统，本次资源开采设计提出如下两个开拓方案：方案一设计采用斜井、单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采。主副斜井及回风井位于井田中央，采用中央并列式通风。方案二设计采用主斜井、副立井、单水平、

6、上下山（带区式准备）、集中大巷开采。主斜井，副立井位于井田中央，两个回风井对称位于井田两侧，每个回风井服务几个采区，为分区式通风。将两方案各要素分别陈列对比如下。1、井筒的位置、形式、数目及矿井通风方式方案一 主副井位于井田中部，井筒形式为斜井，矿井通风系统为中央并列式。井筒参数为：主斜井:X=415125.814 Y=4029759.661 Z=990副斜井:X=415125.814 Y=4029714.661 Z=990回风井:X=414237.5 Y=4029735.883 Z=1040方案二主副井位于井田中部，井筒形式为斜井，矿井通风系统为分区式通风。井筒参数为：主井:X=415150

7、 Y=4029759 Z=990副井:X=414565 Y=4029739.661 Z=1010风井1:X=414237.5 Y=4031000 Z=1040风井2:X=414237.5 Y=4028500 Z=10402、水平划分及标高本矿井拟采煤层有9、10号层，其间距为20米左右。其倾角为2到3度，为近水平煤层。方案一设计采用斜井、单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采，水平标高为+800m。方案二设计采用主斜井、副立井、单水平、上下山（带区式准备）、集中大巷开采，水平标高为+800m。3、开采水平的布置方案一运输大巷、轨道大巷布置于10号层中，回风大巷布置于9号层中，运输大巷铺设胶

8、带输送机，担负煤炭的运输任务，轨道大巷铺设轨道，担负辅助运输任务。大巷均为煤巷，采用锚喷支护。方案二运输大巷、轨道大巷布置于10号煤层中，回风大巷布置于9号煤层中，运输大巷铺设胶带输送机。轨道大巷铺设轨道担负运煤和辅助运输任务。大巷均为煤巷，采用锚喷支护。4、采（盘）区划分及开采程序方案一根据煤层赋存状况和地质构造，本井田拟采用带区式准备方式。采区的开采顺序本着由近及远，先易后难的原则，并考虑初期工程量少、投产快的目的，先开采9号煤层的1采区，先采上煤层，再采下煤层。 方案二采用带区式准备方式。二 开拓方案的技术经济比较由以上对两方案的详细阐述，对两方案做技术经济比较表。两方案的技术比较见表3

9、，两方案的经济比较见表4。表3 开拓方案技术比较表方案一方案二 优点1、开拓巷道总的掘进工程、量较少；2、初期工程量小，投产早；3、副斜井运料系统简单。1、副立井提升能力大；2、立井通风,通风能力大，分区式通风，风路短，通风容易。缺点1、风路长，通风系统复杂，风流分配差；2、副斜井提升速度和能力小。1、开拓巷道总的掘进工程量较大；2、初期工程量大，投产晚；3、立井运料，系统复杂。表4 基建费用表方案一方案二工程量（米）单价（元/米）费用（万元）工程量（米）单价（元/米）费用（万元）主井井筒830+20105089.25825+20105088.73副井井筒770+5105081.375210+

10、5300061.50主要石门308002.4020580016.40井底车场559004.9520090018.0回风井220+5300067.5（220+5）23000135合计245.5319.6综上对两方案各要素的陈述和比较，可知方案一更经济、更合理、投产更早，故决定采用方案一。第二节 达到设计生产能力时工作面的配备移交生产和达到设计能力时的盘区数目、位置和工作面生产能力计算根据该矿煤层赋存情况和巷道布置，全井田划分为6个盘区，矿井移交生产和达到设计能力时为第一盘区生产。第一盘区位于井田中部,在一盘区9号煤层内布置一个倾斜长壁综采工作面生产，回采工作面采用两班采煤一班检修。全矿布置3个掘

11、进工作面,矿井设计总产量为回采产量和掘进产量之和。回采工作面生产能力按下列公式计算：Q采=LVoMrC式中：Q 工作面年产量， t/a； L 工作面长度， 190m；Vo工作面年推进度， 日进6刀，故日推进3.6米，则年推进1080 m； M工作面采高， 3.15m； r-煤的容重， 1.36t/m3C采煤工作面采出率， 取0.95则,Q采=19010803.151.360.95 =835.12（kt）掘进出煤按回采工作面产量10%考虑， 则,Q掘=835.1210%=83.512（kt/a）全矿井年产量为：Q=Q采Q掘=918.63（kt/a）满足矿井设计生产能力900kt/a的要求。第四章

12、 矿井基本巷道及建井计划 第一节 井筒、石门与大巷一 井筒数目及用途矿井移交生产至达到设计能力时，共开凿3个井筒，即主、副斜井、回风井。各井筒用途分述如下:1、主斜井：采用皮带运输，担负全矿主提升任务，并兼作安全出口。2、副斜井：采用串车提升，担任矿井辅助提升任务，并兼作进风井和安全出口。3、风井：兼作安全出口。列井筒特征见表如下：表5 井 筒 特 征 表井 筒 名 称主井副井风井井口坐标 (m)纬距X3962200.003962200.003964744.316经距Y19583150.0019583250.001958046.864标高(m)井口865.00870.001060.00井底33

13、5.00365.00280.00井筒倾角179090井筒方位角90井筒斜长(m)1812.76505780井筒净宽(m)4.57.05.0井筒净断面(m2)14.2538.4819.63井筒装备胶带输送机罐笼井筒用途主运输兼安全出口辅助运输，并兼作进风井和安全出口回风，并兼作安全出口根据选定的矿井开拓方案，运输大巷为皮带运输大巷，选用GX-2500/1200型胶带输送机，带宽1200mm，输送量500t/h，电动机功率75kW。辅助运输采用柴油机牵引1.0t系列胶套轮机车运输。其优点是：操作简单，便于管理。二 运输大巷及石门布置全井田划分为一生产水平，运输大巷、轨道大巷、回风大巷沿南北方向布置

14、，回风大巷、运输大巷、轨道大巷沿9+10#煤层布置；副井在到达轨道大巷水平时作煤门、井底车场与轨道大巷相连，运输大巷、运输顺槽、回风顺槽均采用锚杆支护。运输大巷运输采用皮带运输方式，运矸、运料采用轨道运输。 第二节 井底车场一 井底车场形式本矿副井为辅助运输井，至9+10#煤层布置平车场负责材料运输和行人。井底车场采用“刀”式井底车场，采用顶推式调车。车场巷道采用半圆拱断面，用料石砌碹。见井底车场平面布置图。二 井底硐室在主井井底布置有水泵房、水仓、中央变电所等主要硐室。井底车场巷道和主要硐室均采用半圆拱断面，锚喷支护。表6 井底车场巷道及硐室工程量表 序号巷道或硐室名称煤岩类别巷道长度（m）

15、支护方式断面积（m2）掘进体积（m3）铺轨长度（m）净掘进1中央变电所岩料石砌碹4002水泵房岩料石砌碹400303管子道岩料石砌碹300404水仓岩砼12002005井底煤仓岩砼200合计1602500270第三节 建井工作计划根据煤炭工业煤矿设计规定, 巷道掘进进度指标采用如下数值：斜井井筒基岩段：70m月；回风立井井筒基岩段：70m/月；岩巷：80m月；半煤岩锚喷巷道：250m/月；煤巷：400m/月；倾斜岩巷：100m/月；硐室300m3月本矿井施工工期为24个月，井巷工程与地面设施同步施工，同步建成。井巷工程施工进度详见矿井施工进度表。第五章 采煤方法 第一节 采煤方法的选择本煤矿设

16、计生产能力为900kt/a，为中型矿井。9、10号两层煤分别为3.15米、2.52米厚，相距20米，倾角3到6度，为近水平煤层。根据9、10号煤层赋存情况、开采技术条件和管理水平，本着投资少、见效快、安全性好和回采率高的原则，经技术比较后，确定采用倾斜长壁采煤方法。综合机械化采煤法是采煤工艺的重要发展方向，它具有高产、高效、安全、低耗以及劳动条件好、劳动强度小的优点。结合本井田煤层赋存及各条件，设计采用综合机械化采煤法。第二节 确定采（盘）区巷道布置和要素根据已确定的矿井井田开拓方案，可知井田为带区式划分。矿井首采区布置在一采区，划分8个条带，条带间留10m的保护煤柱。在首采区内大巷的一侧垂直

17、布置工作面的煤层运输顺槽和轨道顺槽，运输顺槽通过煤仓、进风行人斜巷与运输大巷相联，轨道顺槽通过运料斜巷与轨道大巷相联。由工作面生产能力的计算可知工作面长度为190m，工作面月推进度为90m。全矿井布置一个综采工作面即可达到生产能力。第三节 回采工艺及劳动组织一 回采工艺该煤矿井田地质条件较简单，无断层，煤层倾角较缓，9号煤层平均厚度为3.15m，10号煤层平均厚度为2.52m，顶、底板较稳定。根据煤层赋存情况和开采技术条件, 确定采用综合机械化回采工艺方式。回采工艺过程如下：（1）采煤机落煤采煤工作面使用双滚筒采煤机，其布置方式为：若面向工作面时，采煤机的右滚筒应为右螺旋，割煤时顺时针旋转；左

18、滚筒为左螺旋，割煤时逆时针旋转。采煤机运行时，其前端的滚筒沿顶板割煤，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。工作面割煤方式为往返一次割两刀，这种割煤方式效率高，适用于煤层赋存稳定、倾角较缓的综采面。采煤机的进刀方式为工作面端部斜切进刀，使用割三角煤进刀方法，其进刀过程为：当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤；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；再调换两个滚筒的上下位置，重新返回割煤至输送机机头处；将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换滚筒位置，返程正常割煤

19、。（2）移架液压支架的移架方式采用单架依次顺序式，支架沿采煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线，该方式操作简单，容易保证规格质量，操作安全，工作面环境好。（3）综采面工序配合方式综采面割煤、移架、推移输送机采用及时支护的配合方式，即：采煤机割煤后，支架依次立即前移、支护顶板，输送机随移架逐段移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护方式，推移输送机后在支夹底座前端与输送机之间要富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利于行人、运料和通风；若煤壁容易片帮时，可先于割煤进行移架，支护新暴露出来的顶板。（4）综采面端头作业综采面端头支护方式采用单体支柱加长梁组成的迈步抬棚，该方式适应性

20、强，有利于排头液压支架的稳定。二 设备选型（1）选择采煤机、刮板输送机类型由于10号煤层为中厚煤层，结合设计井型为90万t/a，经过比选、优化，决定采用MXA-300/4.5采煤机，采高为2.8-4.4m,截深0.6m适用于倾角小于15度煤质硬度为2-3的煤层。适用于本设计矿井。刮板输送机为SGW-250型，运输能力为150t/h,出厂长度200m链速0.8m/s，刮板间距500mm，电动机功率为223kw，电压660/380v。 （2）液压支架类型及数量液压支架采用BC480-22/45型支撑掩护式液压支架，支架高度为2.225-4.525m，支架间距1.5m，支架初撑力为4707KN，支架

21、工作阻力为5096KN,底板比压20 .58MP，泵站工作压力343MP，支护强度4.26MP-8.48MP。立柱为双伸缩式工作阻力为1274KN，初撑力为1176KN，数量为4。推移千斤顶行程为700mm，推力为178KN，拉力为452.5KN，数量为1。泵站压力为29.4MP，流量为100L/min。由于支架间距为1.5m，工作面长度为190m，故应需126架液压支架。 第四节 采（盘）区的准备与工作面接替本矿井设计年产量为90万吨，全矿井布置一个综采工作面，两个掘进工作面即可达到生产能力，详细见采区平面图。工作面运输顺槽和轨道顺槽均采用梯形断面、工字钢棚子支护,架间距1.0m，设计在距工

22、作面煤壁前方20m的范围内，采用单体支柱来加强支护。一 回采工作面回采方向与接替工作面回采顺序有后退式、前进式、往复式、旋转式等几种。回采顺序不同，区段平巷布置也不同。后退式是我国最常用的一种回采顺序，设计采用后退式回采。工作面接替方式有区段跳采接替和区段依次接替。设计采用工作面采用依次接替。二 采区及工作面回采率9号10号两层煤分别为3.15米、2.52米厚，属于中厚煤层。根据煤炭工业矿井设计规范，采区回采率为80，9号煤层工作面回采率为95，10号煤层工作面回采率为95。第六章 井下运输第一节 运输系统和运输方式的确定根据选定的矿井开拓方案，运输大巷为皮带运输大巷，选用DSP-1040/1

23、000型胶带输送机，带宽1000mm，输送量600t/h，电动机功率75kW。轨道大巷为材料运输巷，采用JD-11.4型调度绞车牵引1t固定式系列矿车作为辅助运输。各井巷钢轨类型：副斜井、轨道大巷、井底车场为24kg/m；工作面轨道顺槽为18kg/m。第二节 运输设备的选择一 矿车、材料车和人车1、矿车选型本矿生产能力为900kta，各类矿车均选用600mm轨距1t系列矿车即能满足要求。运矸采用1t固定式矿车，型号MG1.1-6A；材料运输选用1t材料车，型号MC1-6B；设备运输选用1t平板车，型号MP1-6A；斜井运人采用斜井人车，型号XRB15-6/6。2、矿车数量矿车数量根据煤炭工业设计规范的要求和该矿实际情况，各类矿车数量见表8。表8 各类矿车数量表 单位：辆矿车类型矿车型号矿车数量备 注1t固定式矿车MG1.1-6A301t材料车MG1.1-6B151t平板车MP1-6A8斜井人车XRB15-6/62