采礦學課程設計論文

1、 采礦學課程設計 目 錄第一章 前言 第二章 采區(qū)儲量與生產(chǎn)能力 第一節(jié) 采區(qū)儲量 第二節(jié) 生產(chǎn)能力與服務年限第三章 開拓方式簡介 第一節(jié) 井筒 第二節(jié) 大巷第四章 采區(qū)準備方式 第一節(jié) 上山布置與斷面 第二節(jié) 采區(qū)車場與硐室第五章 采煤方法 第一節(jié) 采煤系統(tǒng)和回采巷道布置 第二節(jié) 采煤工藝 (含工作面循環(huán)作業(yè)圖表) 第三節(jié) 采煤工作面設備選型第六章 總結與分析第一章 前言 一、設計的目的1、應用采礦學所學的知識，通過課程設計鞏固和擴大所學理論知識并使之系統(tǒng)化。2、培養(yǎng)運用所學理論知識解決實際問題的能力，提高計算、繪圖、查閱資料的基本技能。3、為畢業(yè)設計中編寫畢業(yè)設計說明書及繪制畢業(yè)設計圖紙奠

2、定基礎。二、礦井開采條件1、二1煤層二1煤層位于山西組下部，礦區(qū)范圍標高為-600+300m，埋深約1791080m。上距砂鍋窯砂巖一般為65.02m，下距L9石灰?guī)r7.24m左右。煤層厚度變化較大，厚016.26m，平均5.74m，為薄特厚煤層。二1煤層結構較簡單，含1層夾矸，夾矸厚分別為0.140.05m，巖性為炭質泥巖。二1煤層頂?shù)装逄卣鳎?）頂板：二1煤層直接頂板以砂質泥巖為主，厚07.35m，平均1.93m，抗壓強度58.5Mpa；老頂大占砂巖，以中粒砂巖為主，厚1.0328.52m，平均14.82m，抗壓強度44.6103.5Mpa、抗拉強度4.835.23Mpa。二1煤層頂板受滑

3、動構造影響較大，頂板不穩(wěn)定，不易管理。2）底板：二1煤層直接底板為砂質泥巖或條帶狀細砂巖，平均厚7.42m；局部直接底板為粉細砂巖、炭質泥巖及泥巖，采煤過程中，泥巖易遇水膨脹發(fā)生地鼓現(xiàn)象。大部分直接頂板為砂質泥巖，間接頂板為大占砂巖，以中粒砂巖為主，有時可成為直接頂板，厚1.0328.52m，平均14.82m。大部分直接底板為砂質泥巖或條帶狀細粒巖，平均7.24m；間接底板為太原組L78石灰?guī)r。2、煤質（1）、物理性質二1煤層物理性質：二1煤層以粉煤為主，為黑灰黑色，玻璃光澤，粉狀、鱗片狀產(chǎn)出，強度很低，手捻即成為煤粉，易污手。煤層中下部常有碎?；驂K狀煤分層，含有方解石或黃鐵礦結核，其硬度大，

4、不易破碎。無煙煤視密度為1.38，真密度為1.48；貧煤視密度為1.32，真密度為1.45。（2）、化學性質發(fā)熱量：二1煤的發(fā)熱量（Qgr.v.d）為27.4332.53MJ/kg，平均30.03MJ/kg；浮煤發(fā)熱量（Qgr.v.d）為33.7534.41MJ/kg，平均33.99MJ/kg。二1煤屬低灰、特低硫、低磷煤，可磨性好，可作為噴吹用煤。煤的可選性：通過對鄰區(qū)任崗煤礦、劉寨煤礦及礦區(qū)內1601孔二1采樣測試，礦區(qū)內二1煤為中等可選煤。3、礦井充水條件（1）充水水源本礦井的充水水源主要有：大氣降水、地下水。大氣降水：據(jù)礦井煤層開采近幾年排水情況，雨季和枯水季節(jié)礦井涌水量幾乎無變化。因

5、此對該煤礦開采影響很小。只有當淺部煤層形成采空區(qū)后，頂板陷落后所形成的垂直裂隙與淺部基巖風化裂隙帶溝通后，大氣降水可通過第四系孔隙含水層，基巖風化裂隙帶、冒裂帶而充入坑道。地下水：影響礦井煤層開采的地下水主要有頂板水、底板水、構造帶水。A、頂板水：主要由二1煤層頂板的砂巖裂隙含水層組成，由于長期的礦井開采，局部地段的煤層頂板已經(jīng)放頂，頂板的巖石破碎、透水性和流動性均顯著增強，加之此類砂巖本身富水性弱，所以，常常隨著巷道破頂或采面首次來壓破壞而滲入采掘工作面。本礦井在-150m水平以淺采煤時，主要水源為頂板水，礦井涌水量中頂板水量為58m3/h，總體對礦井的生產(chǎn)威脅不大。B、底板水：二1煤層的底

6、板水為太原組灰?guī)r含水層，尤其是上部灰?guī)r含水層段相對富水性較強，且不均一，距離二1煤層平均10m，開采煤層如遇底板薄弱地段，產(chǎn)生突水是開采二1煤層的主要水害。本礦井7.31突水事故已說明該水害的嚴重性。（2）、礦井涌水量目前當前開采水平時，礦井正常涌水量為130 m3/h，最大涌水量為240 m3/h。4、其它開采技術條件1、瓦斯礦井相對瓦斯涌出量為5.64m3/t，二氧化碳相對涌出量為2.98m3/t，絕對瓦斯涌出量為4.37m3/min，二氧化碳絕對涌出量為2.31m3/min，屬低瓦斯礦井。礦區(qū)內測得二1煤層鉆孔煤芯樣，CH4含量為0.098.58ml/gr，CH4成分為2.4993.33

7、，由淺往深，CH4含量和成分逐漸增高。2、煤塵礦區(qū)內二1煤以粉狀煤為主，生產(chǎn)中煤塵一般較大。二1煤煤樣檢驗知，煤塵無爆炸危險性。但開采過程中必須加強灑水防塵等綜合防塵工作。3、自燃地質報告提供本礦煤層具有自燃發(fā)火傾向，自燃發(fā)火期為56個月。4、地溫礦區(qū)內二1煤層底板溫度為20.2°C-22.5°C，隨著二1煤層埋度增加，溫度增高：地溫梯度1.6-2.3°C/100m，平均1.93°C/100m，小于3°C/100m，屬地溫正常區(qū)。第二章 采區(qū)儲量與生產(chǎn)能力第一節(jié) 采區(qū)儲量一、 采區(qū)劃分1.井田劃分原則：（1）井田范圍、儲量、煤層賦存及開采條件要

8、與礦井生產(chǎn)能力相適應；（2）保證井田有合理的尺寸；（3）充分利用自然等條件劃分井田；（4）合理規(guī)劃礦井開采范圍，處理好相鄰礦井之間的關系。2.井田內劃分 一個井田的范圍相當大，其走向和傾向長度可達數(shù)千米，因此，必須，將井田劃分為若干更小的部分，才能有規(guī)律地進行開采。 在井田范圍內，沿煤層的傾向，按一定標高把煤層劃分為若干個平行于走向的長條部分，每個長條部分稱為一個階段；在階段范圍內，沿走向把階段劃分為若干具有獨立生產(chǎn)系統(tǒng)的塊段，每一個塊段稱為采區(qū)。二、 工業(yè)儲量經(jīng)劃分后，采區(qū)呈不規(guī)則五邊形，煤的密度1.45，面積726016m2。煤層傾角4°26 º,平均18º，

9、根據(jù)地面鉆孔及井下溜煤眼揭露地質資料分析,該采區(qū)煤層厚度016.26，平均5.74。儲量計算公式：Q=d.s.M/cos18°. 式中： d-煤的容重 s-水平面積 M-煤的真厚度 Q=726016×1.46×5.74/0.95=639.8萬t二、可采儲量儲量計算公式: ZK=(Q-p)×C   式中：ZK- 設計可采儲量, 萬t；     Q- 工業(yè)儲量，萬t；C- 采區(qū)采出率，厚煤層的采出率為75%以上，本設計取80%。P- 上下兩端永久煤柱損失量，左右兩邊界永久煤柱損失量，萬t；

10、 經(jīng)初步計算煤柱損失量為43.7萬t。ZK1= ZK2= (Q-p1)× C1=(639.8-43.7)×0.80=476.88萬t儲量計算結果表：儲量情況采區(qū)投影面積（m2）煤厚（m）密度工業(yè)儲量（萬t）回采率（）可采儲量（萬t）6763845.741.46639.880476.88第二節(jié) 生產(chǎn)能力與服務年限一、采區(qū)生產(chǎn)能力煤層傾角4°26 º,平均18º，煤層傾角小，可采儲量476.88萬t，為此，采區(qū)設計一個回采工作面生產(chǎn)。一個采面的生產(chǎn)能力為：A0  =LV0MC0式中：L采煤工作面長度，m V0推進速度，m/a；M煤層厚度或

11、采高，m；煤的密度，t/m3    C0采煤工作面采出率，一般取0.930.97,薄煤層取高限,厚煤層取低限；此處取0.94。采煤班每班進尺1.8m,采用三八制，一個班檢修，兩班分段采煤，一天工作面推進速度為3.6m,采煤工作面年推進速3.6m/d×300d×0.7=756m/a。因此一個采面生產(chǎn)能力A0 200×756×5.74×1.46×0.94=119萬t/a。采區(qū)生產(chǎn)能力為：AB = n k2  （A0+ k1）式中： n采區(qū)內同采的工作面?zhèn)€數(shù)，此處取1； k1

12、60;采區(qū)掘進出煤，本設計取2.4萬t 左右；k2工作面之間出煤影響系數(shù)，n=1取1；采區(qū)生產(chǎn)能力 AB  =1×1×（119+2.4）=121.4萬t/a。二、服務年限采區(qū)服務年限的計算：T= =476.88/（121.4×1.4） =2.8年T-采區(qū)的服務年限；Zk-采區(qū)的可采儲量；A-采區(qū)的生產(chǎn)能力；K-采區(qū)儲量備用系數(shù)一般取1.4.故采區(qū)服務年限為2.8年。第三章 開拓方式簡介第一節(jié) 井筒本設計為斜井開拓，單水平上山開采，主斜井、副斜井均位于可采煤層的底板巖層中。斜井達到+100m第一水平后，開掘井底車場。主、副斜井位于采區(qū)東北部，風井位于采區(qū)東

13、北方向。主斜井方位角140°，傾角為26°，主井裝備一部DTL100/15/450帶式輸送機運煤，擔負全礦井運煤任務。副斜井方位角140°，傾角為24°，裝備一臺2JT-2.5/20型提升機，雙碼提升，提升容為1t礦車，并裝備液壓驅動式猴車，擔負全礦下料、提升矸石任務。通風方式為中央邊界式，主斜井和副斜井設在井田中央，主井作進風井，采區(qū)邊界設回風井。13上山采區(qū)開采仍利用現(xiàn)有的開拓系統(tǒng)，單水平上山開采，主、副井為斜井兼作礦井兩個安全出口，回風井為礦井另一個安全出口。第二節(jié) 大巷本設計布置三條主要大巷，運輸大巷、軌道大巷、回風大巷。由于煤層賦存不理想，三條

14、大巷的服務年限較長，故而將它們均布置在煤層底板巖層，L7灰?guī)r中，距離煤層底板15m以上，減小開采礦壓影響。三條大巷平行布置，回風上山位置高于運輸和軌道大巷。當斜井達到+100m后，開掘運輸大巷和軌道大巷；當斜井達到+110m回風水平后，開掘回風大巷。大巷采用半圓拱斷面，考慮到其服務年限較長，采用鋼筋砼或者砼砌碹支護，采用掛網(wǎng)錨噴支護；斷面較大、巖層較弱時或交岔口等大斷面處增加錨索，以加強支護。若有淋水，應采取防水措施。第四章 采區(qū)準備方式第一節(jié) 上山布置與斷面一、13采區(qū)上山位置的選擇采區(qū)上山的位置，是布置在煤層中或底板巖層中的問題。依據(jù)13采區(qū)煤層賦存條件，根據(jù)開拓部署，共布置三條采區(qū)上山，

15、分別為軌道運輸上山、皮帶運輸上山和回風上山?；仫L上山沿二1煤層頂板布置，是為了進一步弄清地質構造和煤層情況。一般先掘通風行人上山，為兩條巖石上山導向?；仫L上山支護形式以錨桿加“U”型鋼支架支護。軌道運輸上山和膠帶運輸上山沿底板巖層掘進，支護形式錨桿加“U”型鋼支架支護。13采區(qū)軌道上山采用1t礦車運輸，擔負全礦井的矸石和材料運輸任務。礦車通過絞車提升，并設跑車防護裝置。運輸上山采用膠帶運輸，從煤倉出來注意淋水防塵。二、巷道斷面布置和支護方式1、硐室：采用半圓拱斷面，考慮到其服務年限較長，絞車房、變電所、及固定避難硐等主要硐室采用鋼筋砼或者砼砌碹支護，一般硐室和巷道原則上采用掛網(wǎng)錨噴支護；斷面較

16、大、巖層較弱時或交岔口等大斷面處增加錨索，以加強支護。井下主要機電硐室采用砼砌碹支護，若有淋水，應采取防水措施。2、采區(qū)上山：通風行人上山煤巷段和運輸上山巖巷段支護形式為錨桿加“U”型鋼支護或錨網(wǎng)索加“U”型鋼支護。3、工作面平巷：梯形斷面，采用11#工字鋼支護。近年來，在大斷面煤巷、開切眼采用錨網(wǎng)支護技術已取得成功并趨于成熟，也可采用錨網(wǎng)支護方式，當頂板不穩(wěn)定或巷道跨度較大時增加錨索及鋼帶，以利于巷道的維護。第二節(jié) 采區(qū)車場與硐室采區(qū)車場是采區(qū)上（下）山與區(qū)段平巷連接處的一組巷道和硐室。采取車場按地點分有上部車場、中部車場和下部車場。本設計中采區(qū)上部和中部車場為甩車場，下部車場按裝車地點屬于

17、（底板）繞道裝車式。下部車場用于采區(qū)上山與運輸大巷的聯(lián)系；中部車場和上部車場用于軌道上山和煤層間的聯(lián)系；工作面運輸平巷與采區(qū)膠帶運輸上山之間采用溜煤眼聯(lián)系，工作面出煤經(jīng)溜煤眼到達運輸上山。采區(qū)內的硐室主要有采區(qū)絞車房、變電所、膠帶運輸機機頭和機尾硐室、煤倉硐室等。第五章 采煤方法采煤方法就是采煤系統(tǒng)與采煤工藝的綜合及其在時間和空間上的相互配和。根據(jù)不同的礦山地質及技術條件，綜合考慮高產(chǎn)、高效、材料消耗少，成本低、便于管理等因素，可有不同的采煤系統(tǒng)與采煤系統(tǒng)的配合，從而構成多種多樣的的采煤方法。我國煤層賦存條件多樣，應根據(jù)具體情況，選擇合適的采煤方法。采區(qū)采用傾斜長壁走向放頂煤采煤法，一次采整層

18、。第一節(jié) 采煤系統(tǒng)和回采巷道布置一、工作面巷道布置：13采區(qū)沿與大巷垂直方向布置三條上山，將采區(qū)分成6個區(qū)段，自上向下開采，采區(qū)布置一個工作面，回采工作面軌道、運輸平巷均沿煤層布置?；夭晒ぷ髅娌捎煤笸耸交夭煞绞?。工作面：距采區(qū)邊界保護煤柱處開切眼，直接垮落處理采空區(qū)，高位放頂煤開采，及時支護，上隅角采用導風板導風，用工作面液壓支架支護端頭，滯后工作面中間支架一個截深。區(qū)段平巷：區(qū)段運輸巷和區(qū)段回風巷連接工作面位于煤層內，下區(qū)段回風平巷內置移動變電站、配電箱等，經(jīng)聯(lián)絡巷與區(qū)段運輸巷相連，區(qū)段運輸巷內置轉載機、膠帶輸送機，區(qū)段平巷設液壓安全絞車，下區(qū)段軌道平巷置變電站、液壓泵站和配電點。上下區(qū)段巷

19、無煤柱護巷采用沿空留巷。二、生產(chǎn)系統(tǒng)1、材料運輸系統(tǒng)材料從地面副斜井井底車場軌道大巷下部車場軌道上山中部車場上部車場區(qū)段軌道平巷工作面；2、煤炭運輸系統(tǒng)工作面煤運輸平巷溜煤眼運輸上山采區(qū)煤倉運輸大巷主斜井地面；3、通風系統(tǒng)新鮮風從主、副斜井井底車場大巷運輸上山下區(qū)段回風平巷聯(lián)絡巷區(qū)段運輸平巷工作面區(qū)段回風平巷回風上山回風大巷風井；4、供電系統(tǒng)地面變電所中央變電所井底車場大巷上山移動變電站工作面各用電點。第二節(jié) 采煤工藝 (含工作面循環(huán)作業(yè)圖表)由于煤層的自然條件和采用的機械不同，完成回采工作各工序的方法也就不同，并且在進行的時間上、順序上和空間上必須有規(guī)律地加以安排和配合，這種在采煤工作面內按

20、照一定順序完成各項工序的方法以及配合，稱為采煤工藝，在一定時間內，按照一定的順序完成各項工作的過程，稱為采煤工藝過程。一、綜采面滾筒采煤機工作方式 當我們面向煤壁站在綜采工作面時，采煤機的右滾筒為右螺旋，順時針割煤，左滾筒左螺旋，逆時針割煤。采煤機正常工作時，其前端的滾筒沿頂板割煤，后端滾筒沿底板割煤，這種布置方式司機操作安全，煤塵少，裝煤效果好。該采區(qū)工作面采煤機雙向割煤，往返兩刀，進刀方式采用斜切割三角煤進刀。當采煤機割至工作面端頭時，其后的輸送機槽已移近煤壁，采煤機機身處尚留有一段下部煤；調換滾筒位置，前滾筒降下、后滾筒升起并沿輸送機彎曲段反向割入煤壁，直至輸送機直線段為止，然后將輸送機

21、移直；調換兩個滾筒上下位置，重新返回割煤至輸送機機頭處；將三角煤割掉，煤壁割直后，再次調換上下滾筒，返回正常割煤。 二、綜采面液壓支架移架方式該采區(qū)工作面移架方式為單架依次順序式，又稱單架連續(xù)式。支架沿采煤機牽引方向依次前移，移動步距等于截深，支架移成一條直線，該方式操作簡單，容易保證規(guī)格質量，能適應不穩(wěn)定頂板。 三、綜采面工序配合方式綜采面割放煤、移架、推移輸送機三個主要工序，按照不同順序有及時支護和滯后支護，本采區(qū)工作面采用即時支護方式。采煤機割放煤后，支架依次前移支護頂板，輸送機隨移架移向煤壁，推移步距等于采煤機截深。該支護方式，推移輸送機后，在支架底座前端與輸送機之間富裕一個截深的寬度

22、，工作空間大，有利于行人、運料和通風；若煤壁容易偏幫，先移架再割放煤。四、初采和末采放煤工藝該采區(qū)工作面推出切眼后，既做到即時放煤，不僅有效提高了煤炭的采出率，而且有利于頂板的管理。放煤時，可提前10m左右停止放頂煤并鋪設頂網(wǎng)，但應注意解決好兩個方面的內容：一是使撤架空間處于穩(wěn)定的頂板條件之下，即選擇合理的停采線位置，保證采動影響不至于影響到上山的穩(wěn)定；二是有效地防止后方矸石的竄入，即矸石應能夠壓住金屬網(wǎng)。五、放煤步距在采煤工作面的推進方向上，兩次放頂煤之間的推進距離稱為循環(huán)放煤步距。確定放煤步距的原則是：應使放出范圍內的頂煤能夠充分破碎和松散，并做到提高采出率，降低含矸率。確定放煤步距時，首

23、先應保證放煤口上方能夠充滿已松散的頂煤。若放煤步距太大，則上部的矸石首先進入放煤口，在采空區(qū)側將留有較大的三角煤，放不出來；若步距太小，則后方矸石容易混入窗口，影響煤質，并容易誤認為煤已放盡，停止放煤，造成上部頂煤的丟失。放煤過程中不能保證既不混矸又不丟煤，合理的放煤步距只是把煤炭采出率和混矸率控制在一定范圍內。六、放煤方式放煤方式不僅對工作面煤炭采出率、含矸率影響較大，同時還會影響到總煤放煤速度正規(guī)循環(huán)的完成以及工作面能否高產(chǎn)。放煤方式主要包括放煤順序和一次頂煤的放出量，并且由此組成不同的放煤方式。該采區(qū)工作面采用多輪、分段、順序、等量放煤。將工作面分成3個段，段內同時開啟相鄰兩個放煤口，每

24、次放出三分之一到二分之一的頂煤量，按順序循環(huán)放煤，將該段的頂煤完全放完，然后再進行下一段的放煤，或是各段同時進行。七、 勞動組織1、循環(huán)方式：兩班采煤，一班準備，一天一個循環(huán)，循環(huán)進尺3.6米。2、作業(yè)方式作業(yè)方式實行“三八制”，工作面回采前期實行“邊采邊放”的組織形式，實行“三八”工作制，二班生產(chǎn)，一班檢修。第三節(jié) 采煤工作面設備選型一、采煤機的的選型采煤機是綜采生產(chǎn)的中心設備，在綜采設備選型中首先要選好采煤機。國內外制造的采煤機均成系列，選型的主要依據(jù)是煤層采高、煤層截割的難易程度、地質構造發(fā)育程度。主要應確定的參數(shù)是采高、牽引速度、電機功率，這三個參數(shù)決定著采煤機的生產(chǎn)能力，其余參數(shù)均與

25、這三個主要參數(shù)成一定比例關系。工作面選取型號為4GM200的采煤機，具體參數(shù)如下：技術特性單位數(shù)值采高m1.43.0截深mm630滾筒直徑mm1250滾筒轉速r/min41.5牽引力kN250牽引速度m/min06牽引行式液壓齒輪銷軌電壓V660或1140機重t21裝機功率kW200配套輸送機630系列二、刮板輸送機的選型綜采面刮板輸送機選型應符合以下原則：輸送機的機構尺寸應與所選采煤機有有嚴密配套關系，確保采煤機輸送機為軌道往返運行割煤；機槽及其所屬部件的強度應與所選采煤機的重量及運行特點相適應；運輸能力與采煤機割煤能力相適應，保證采煤機與輸送機二者都能充分發(fā)揮生產(chǎn)潛力；輸送機結構尺寸與液壓

26、支架的結構尺寸配套合理。工作面選擇630系列刮板輸送機，具體參數(shù)如下：技術特性單位數(shù)值設計長度m250輸送量t/h450裝機功率kw2×（75200）額定電壓V660或1140鏈速m/s0.91.1鏈條直徑mm26或30中部槽規(guī)格mm1500或1250卸載方式端卸三、液壓支架的選型液壓支架選型必須考慮的主要地質和采礦條件是：直接頂穩(wěn)定性類型；基本頂級別及相應礦壓顯現(xiàn)參數(shù)（初次和周期來壓步距，來壓時載荷，直接頂厚度等）；底板類別及其參數(shù)；截高、煤層厚度變化、煤層強度、煤層傾角；相關通風、行人、運輸系統(tǒng)等。液壓支架的性能應達到：有效支護頂板，能快速移架。移架速度是液壓支架生產(chǎn)能力的體現(xiàn)，

27、但設備定型后，單架移架速度對采煤機牽引速度的適應性有限，一般是通過選擇合理的移架方式而適應頂板特性和綜采面生產(chǎn)能力的要求。本設計選擇型號為ZF2800/16/26的低位放頂煤液壓支架，相關參數(shù)如下：技術特征單位數(shù)值支架工作阻力kN2800支架支護高度mm16002600支架中心距mm1500支護強度Mpa0.5對底板比壓Mpa1.20推移步距Mm600運輸尺寸Mm5200×1430×1600重量kg11426四、轉載機的選型轉載機的生產(chǎn)能力一定要與工作面的生產(chǎn)能力相適應。該設計選取630系列刮板轉載機，具體參數(shù)如下：技術特性單位數(shù)值設計長度m50輸送量t/h500裝機功率kw75110額定電壓v6