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1、-目 录1 前言11.1 设计目的11.2 设计过程11.3矿井的开采条件11.3.1 二1煤层1煤质2矿井充水条件2其它开采技术条件32 采区储量与生产能力42.1采区储量42.1.1 井田围42.1.2 采区工业储量42.1.3 采区设计储量42.1.4 采区可采储量42.2 生产能力与效劳年限5矿井工作制度5采区年产量及效劳年限53 开拓式简介73.1井筒73.1.1 井硐形式、数目及其配置73.2大巷8运输大巷、轨道大巷和总回风巷的布置及与煤层间的联系式84 采区准备式94.1 下山布置与断面9下山的数目94.1.2 下山的布置形式94.1.3 采区下山的巷道断面图104.2 采区车场
2、与硐室10采取车场104.2.2 采区下山与区段巷道之间的联络巷道布置11采区硐室布置115 采煤法135.1采区生产系统13采区巷道布置平面图135.1.2 区段巷道布置145.2采煤工艺14割煤及进刀式145.2.2 工作面的推进向155.2.3 综采工作面的设备选型及配套15工作面循环作业图标的编制17劳动组织186 平安技术措施206.1瓦斯管理措施206.2煤尘的防治206.3防火216.4防水217 总结与分析228 参考文献23. z.-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、矿井通风平安、矿山压力与控制等课程，以及
3、通过生产实习之后进展的。其目的是稳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、查阅资料的根本技能，为毕业设计奠定根底。设计中要认真贯彻煤炭工业技术政策、煤矿平安规程、煤炭工业矿井设计规以及制定的其它有关煤炭工业的针政策。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到达较高水平。1.2 设计过程 首先划出井田边界，计算出采区储量，确定开采式，设计生产能力以及计算出效劳年限；确定出已给定的井筒和大巷的坐落的标高，采取准备式中的下山布置与断面及下山进入煤层的法；采取车场与硐室。确定采煤法，选择合理的回采巷
4、道的布置，采煤工艺，采煤工作面的设备的选型。1.3矿井的开采条件二1煤层二1煤层位于组下部，矿区围标高为+75-875m，埋深约1791080m。上距砂锅窑砂岩一般为65.02m，下距L9灰岩7.24m左右。煤层厚度变化较大，厚016.26m，平均5.74m，为薄特厚煤层。二1煤层构造较简单，含1层夹矸，夹矸厚分别为0.140.05m，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07.35m，平均1.93m，抗压强度58.5Mpa；老顶大占砂岩，以中粒砂岩为主，厚1.0328.52m，平均14.82m，抗压强度44.6103.5Mpa、抗拉强度4.835.23
5、Mpa。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。大局部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1.0328.52m，平均14.82m。大局部直接底板为砂质泥岩或条带状细粒岩，平均7.24m；间接底板为组L78灰岩。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，含有解或黄铁矿结核，其硬度
6、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27.4332.53MJ/kg，平均30.03MJ/kg；浮煤发热量Qgr.v.d为33.7534.41MJ/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、寨煤矿及矿区1601二1采样测试，矿区二1煤为中等可选煤。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。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。
7、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隙含水层，基岩风化裂隙带、冒裂带而充入坑道。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煤层的底板水为组灰岩含水层，尤其是上
8、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130 m3/h，最大涌水量为240 m3/h。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。矿区测得二1煤层钻煤芯样，CH4含量为0.098.58ml/gr，CH4成分为2.4993.33，由浅往深，CH4含量和成分逐渐增高。2、煤尘
9、矿区二1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56个月。4、地温矿区二1煤层底板温度为20.2C-22.5C，随着二1煤层埋度增加，温度增高：地温梯度1.6-2.3C/100m，平均1.93C/100m，小于3C/100m，属地温正常区。. z.-2 采区储量与生产能力2.1采区储量 井田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限。由保护煤柱线确定采区面积为646866.9310m2。 采区工业储量由采区的钻布置图中的钻信
10、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 QAM/cos式中： Q采区的煤量，万t； A 采区的面积，m2；M煤层的厚度，m；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；煤层的倾角，；计算可采区的煤量：QAM/cos646866.931051.35/cos17456.6Mt 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。 在中的采区工业储量是按照煤柱保护
11、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。 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式和准备式确定后才能确定，现在仅按照工业储量的57%计算，即456.60.0522.83万吨。 采区设计可采储量 Z(ZsP)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；地小煤矿不低于0.7。 计算可得采区可采储量：Zk(ZsP)C (456.6-22.83)0.85368.7Mt煤层名称
12、采区工业储量(Mt)采区设计储量(Mt)采区可采储量(Mt)二1456.6456.6368.72.2 生产能力与效劳年限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采区年产量及效劳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效劳年限时，可先试取1个矿井设计生产能力比方0.90 Mt/a，然后按下式计算矿井效劳年限：式中： T 矿井设计效劳年限，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=1.31.5。计算可得采区设
13、计效劳年限：=368.7/90*1.4=2.93a. z.-3 开拓式简介3.1井筒 井硐形式、数目及其配置.1 井硐形式、数目确实定.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式。采用不同提升式的斜井，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2530。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
14、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。由以上表达，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。原煤从主井安装的胶带输送机运至地面，掘进巷道所出的矸井下所需的之物料，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。.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。.1.3 井筒位置的选择主副斜
15、井应首先满足第一水平的开采、缩短贯穿距离，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大巷运输大巷、轨道大巷和总回风巷的布置及与煤层间的联系式.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、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-14
16、0m水平。.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根本一样。该设计回风大巷亦布置在煤层底板中，在-135m水平上。. z.-4 采区准备式4.1 下山布置与断面下山的数目下根据矿井设计相关规和设计中的条件，考虑到在煤层中开掘下山，由于下山巷道效劳年限一般较长，在维护时比较困难。,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5-6个月，长期暴露在空气中会造成火灾隐患。故将下山巷道布置在底板较为坚硬的岩层中。但为了近一步弄清地质构造和煤层赋存情况，在煤层中增设一条通风行人下山。它一般式先掘进煤层下山，为了两条岩下山导向。下山布
17、置形式采用两岩一煤下山布置。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下山，利用轨道下山兼做回风下山。在生产中，煤层下山用做通风行人通风行人下山，两条岩下山分别用做轨道回风轨道下山和运输煤炭运输下山。 下山的布置形式轨道下山距二1煤层的法线距离为10m，运输下山距二1煤层的法线距离为15m，两条下山之间的水平距离为20m。两条下山均采用锚喷支护，采区下山巷道断面设计如以下图所示。图4-1 采区下山布置图 采区下山的巷道断面图图42 采区轨道下山巷道断面设计图图43 采区运输下山巷道断面设计图4.2 采区车场与硐室采取车场采区上部车场形式的选
18、择由于煤层倾角为17，为缓倾斜煤层，绞车房距总回风巷的距离较近，故采区上部车场选用逆向平车场。其优点是车辆运行顺当，凋车便，回风巷短，通过能力大；缺点是车场巷道断面大，不宜维护。图4-4 采区上部车场采区中部车场图4-5 采区中部车场 采区下山与区段巷道之间的联络巷道布置采区下山与区段巷道之间的联系式主要根据运输需要确定，一般轨道下山与区段轨道巷之间采用逆向甩车场联系，而运输下山与区段运输巷之间，采用溜煤立眼的联系式。采区硐室布置.1绞车房应选择在围岩稳定，无淋水，矿压小和容易维护的地点；在满足施工机械安装和提升运输要求前提下，应尽量靠近变坡点，以减少工程量。采用三角架进展安装。绞车房的高度一
19、般在34m。断面形状和支护设计为半圆型，采用砌碹支护，工作面辅助运输采用绞车牵引。.2 变电所采区变电所是采区供电的枢纽，故合理确实定采区变电所位置及尺寸是保证采区正常生产，减少工程费用的重要措施。根据该矿井设计中采区的布置式和相关技术规，将变电所设在两条下山中间，采用砌碹支护. z.-5 采煤法5.1采区生产系统采区巷道布置平面图采区巷道布置平面图如以下图。图5-1 采区巷道布置平面图1 运输系统 从采煤工作面10破落下来的煤炭，经区段运输平巷11、溜煤眼17，运至采区运输下山7，由大巷1运至井底。2 运料排矸系统 材料设备则由轨道大巷2，经轨道下山8，采区上部车场至采轨道平巷区段回风巷9至
20、工作面。3通风系统新鲜风流有运输大巷1至通风行人下山下山5，至区段运输平巷11，冲洗工作面后由区段回风平巷9，经轨道下山8，至回风大巷2排出。4排水系统 采煤工作面涌水经由区段运输平巷11、运输下山8、到下山水仓，然后经采区轨道下山9至水平轨道大巷2等巷道一侧的水沟，自流到井底车场。 区段巷道布置该采区开采单一厚煤层，煤层厚度为5m，将区段平巷布置在煤层中。为到达设计产量，尽量集中生产，区段依次接替。由于采区的涌水量不大，煤层赋存稳定，且煤层采用综合机械化开采，工作面需等长布置。保证较高的采出率，减少煤炭资源的损失，实行目前比较成熟的区段无煤柱护巷技术，采用沿空留巷的技术措施，从而防止了因留设
21、煤柱而引起的距离矿压现象，增加了区段巷道的维护本钱。因此区段平巷采用单巷布置，区段平巷断面均采用梯形断面形式。一条布置刮板输送机，负责运输工作面落煤，兼作进风巷；一条布置900mm标准轨道，负责辅助运输、行人通道及回风巷，两条巷道均采用工字钢支护巷道。区段巷道断面设计简图如以下图。 图5-2 区段巷道断面设计简图5.2采煤工艺割煤及进刀式煤层赋存稳定,煤层倾角较缓,顶底板较稳定，故采穿梭割煤往返割两刀；进刀式采用中部斜切进刀法.工作面的推进向由于后退式的工作面和巷道的维护条件好，工作面的推进向确定为后退式。综采工作面的设备选型及配套1工作面配套设备的选择综采工作面的采煤机、刮板输送机和自移式支
22、架在几尺寸、生产能力和效劳时间面配套是实现工作面高产高效的前提。综采工作面的主要装备要在狭小的空间正常运转，做到互不影响，互为依存。采煤机应能够割至最高采高，又能割至底板。工作面生产能力取决于采煤机的落煤能力，而工作面输送机、液压支架、平巷中的机、破碎机和可伸缩胶带输送机等设备的能力都要大于采煤机的生产能力，通常按富裕20考虑。为发挥综采设备的优势，保证工作面高产，工作面输送机的运输能力要大于采煤机的落煤能力，液压支架的移架速度要大于采煤机的运行速度。其设备选型及配套应遵循以下原则：液压支架应能适应煤层厚度的变化和顶板的下沉，要在最大采高或煤厚时支得起并有一定富裕，在最小采高或煤厚时卸得掉。采
23、煤机选型的原则、适合特定的煤层地质条件，采煤机的采高、截深、功率、牵引式等选取合理，有较大的适用围。、满足工作面生产能力要求，采煤机实际生产能力大于工作面设计生产能力。、采煤机性能好，可靠性高，各种保护功能完善。、采煤机的选型应与矿井设计生产能力相适应。刮板输送机的选型原则、刮板输送机的输送能力要大于或等于采煤机或刨煤机的生产能力。、刮板输送机的溜槽长度要与液压支架的宽度相匹配。、刮板输送机的溜槽与液压支架的推移千斤顶的连接装置和配合间隙要匹配。工作面的关键参数见表51：表51工作面关键参数表工作面长度(m)煤厚(m)煤层构造所需支架类型5简单掩护式根据工作面的关键参数，查高产高效综合机械化采
24、煤技术装备,选用配套设备。三机配套型号见表51；表5-1三机标准型号表液压支架采煤机刮板输送机BC480-22/42型掩护式支架，高2.53.5m,中心距1.5m，工作阻力3600kN，支护强度0.72MPa，对底板比压1.31-2.35MPa，降一移一升一循环时间35s，泵压31.5MPa，重19.8tM*A-300/45型，采高2.5-5m，适应煤层f=2-4,滚筒直径2m，无链牵引，牵引力为400kN,功率300kW，重48.3tSGZ-764/264，出厂长度为180m，运输能力900t/h,链速0.93m/s,功率为2*160kW图 5-3 工作面布置图工作面循环作业图标的编制1织循
25、环作业并编制循环图表循环作业工作面实行三八作业制。采煤机双向割煤，追机作业；上行、下行均割煤，往返一次进两刀，由所选采煤机的技术特征表可知，采煤机的截深为0.8m，所以最终确定本工作面采用双向割煤的多循环式，每一循环进尺为0.8m。正规循环作业图表 图5-4 综采工作面循环作业图表劳动组织.1作业式由于每天进6刀，为了使采煤班的作业均衡，同时把机械设备检修作为一个班，这样作业式可确定为两班半生产，半班准备的工作制。.2工序安排综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，按照不同工序有以下两种搭配式，即及时支护式和滞后支护式。及时支护式采煤机割煤后，支架依次或者分组随机立即前移，支护顶板，输送机随
26、移架移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护式，推移输送机后，在支架底座前端与输送机之间富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利益行人运料和通风；假设煤壁容易片帮时，可先于割煤进展移架，支护新暴露出来的顶板。但这种支护式增大了工作面控顶宽度，不利于控制顶板。滞后支护式割煤后输送机实现逐段移向煤壁，支架随输送机前移，二者移动步距一样。这种配合式在底座前端和机械之间没有一个截深富裕量，比较适应期压力大及直接顶稳定性好的顶板，但直接顶稳定性差的顶板适应性差。为了抑制该缺点，在*些综采面支架装有护帮板，前筒筒割过后将护帮板伸开，护住直接顶，随后推移输送机，移架。. z.-6 平安技术措施6.1瓦斯管理措
27、施1格执行平安技术操作规程第四章第一节和煤矿平安规程第142146及150、154、155条的有关规定；2设专职瓦斯员对工作面每班巡回检查不得少于两次，发现问题及时汇报处理。建立瓦斯的个体巡回检测和连续检测的双重监测系统，可靠预防和控制瓦斯事故的发生；3在采煤工作煤以及与其相互连接的上下顺槽设置CH4报警仪，监测风流中CH4含量，并将信息即使传递到地面控制室，在主要工作地点设置CH4断电仪；4格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新风流；5按井下在册人员配备隔离式自救器；6按规程规定设置反风装置，风机能在规定时间反转反风，并到达规定风量；7禁在工作面两道再掘超过3m的峒室；8采后按规
28、定时间回收、密闭、注浆。6.2煤尘的防治1掘进机与采煤机都必须配备有效可靠的降尘装置，掘进头局扇要设防尘器；2利用环境平安监测系统，及时测定风流中的风尘浓度；3建立防尘、洒水、降尘系统，对煤流各点必须经常喷雾洒水；4对于容易积存煤尘之处，应定期进展清扫和冲洗；5溜煤眼应保持一定的存煤，不得放空，防止溜煤眼进风；6所有运输机道和回风道必须设置隔爆水棚；7采掘工作面的工人应按规定佩带防尘帽和防尘口罩。6.3防火1实行无煤柱沿空掘巷开采，尽量少丢煤，去除煤层自燃发火根源；2完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风。每个面回采完毕，要将其两顺槽就近连通并及时加以密闭，使采空区处于均压
29、状态；3对各工作面及采空区进展束管监测、电子计算机检控，即时掌握自燃征候和情况，及时采取有效措施；4煤层大巷要搞好壁后充填和喷射混凝土封闭煤层，防止煤层的风化、氧化和自燃。5井下设置完备的消防洒水系统，存放足够的消防器材。6.4防水1在采区建立和生产过程中，至始至终要认真进展水文地质工作，切实掌握水文情况；2开采下组煤时，应进一步摸清水文情况及其对开采的影响，并制定专门防水措施. z.-7 总结与分析本次永安煤矿12下山采区可采设计可以说是毕业设计的前奏，采矿工程课程设计是采矿工程专业全部教学进程中的一个重要环节。作为对大学生在学校的一次综合性的知识技能考察，它主要是考察学生这四年来对根底知识
30、及其专业知识的掌握情况，使学生学会自我思考、自行设计。在设计过程中，把所学的理论知识与实践经历综合起来应用。这样到达了对理论知识温故而知新的作用，同时也学到了一些实际生产过程中的经历。设计的过程就是一个不断认识和学习的过程。在本次设计过程中，我认真学习了煤炭平安规程、煤炭工业矿井设计规以及其它开展煤炭工业的针政策，积极采用切实可行高产高效的先进技术与工艺，力争自己的设计成果到达较高水平。采矿工程毕业设计以实践教学大纲及指导书为依据，格按照平安规程的要求，运用技术语言，对矿井开拓，准备，及各生产系统进展了初步设计。由于能力有限，设计中难免有失误之处，敬请审阅教师斧正。. z.-8 参考文献1理工大学能源学院采矿工程教研室.采矿工程专业实践教学大纲及指导书.：20072永圻.煤矿开采学.：中国矿业大学，20213荣立、国纬、铎.采矿工设计手册.：煤炭工业，20034平五、鸣高.矿山压力及岩层控制.：中国矿业大学，20035国枢.通风平安学.：中国矿业大学， 1995 6车树成、荣伟.煤矿地质学.：中国矿业大学， 19967郭文兵、柴华彬.煤矿开采损害与保护.：煤炭工业，20218宋宏伟.井巷工程.：煤炭工业， 19969宝富 采矿Auto CAD 中国矿业大学 202110戴绍诚、世文、芬等.高产高效综合机械化采煤技术装备上.：煤炭工业，1998. z.
