采矿工程毕业设计

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1、采矿工程设计学 校：辽宁工程技术大学 学 院：资环学院 专业班级：通风 091姓 名：吕银鹏目录第一章：课程设计大纲 第二章：采区开采范围及地质情况 第三章：采区工业和可采储量 第四章：采区巷道布置 第五章：采煤方法及回采工艺 第六章：采区生产能力及服务年限 第七章：采区巷道断面设计 第八章：采区主要经济技术指标第九章：安全措施第一章 课程设计大纲一、实践课程的性质、目的与任务 采矿工程专业课程设计是采矿工程专业学生一项实践性的教学环节。是在“矿山压力及其控 制”、“井巷工程”、“采煤方法”、“矿井设计”等课程的理论教学和生产实习的基础上，通过 采区设计把理论知识融会贯通于实践的综合性的教学过

2、程。通过采区设计要达到下列目的：1. 系统地灵活运用和巩固所学的理论知识；2. 掌握采区开采设计的步骤和方法；3. 提高和培养学生文字编写、绘图、计算和分析问题、解决问题的能力。 本课程设计的主要任务是：1编写采区设计说明书一份（3050页）；2. 设计图纸部分： 采区巷道布置平、剖面图（平面图1： 2000,剖面图1： 1000）； 工作面布置图（平面图1： 100或1： 200，剖面图1： 100或1： 50），其中附工作面循环 作业图表、工作面技术经济指标表及工人出勤表；二、课程设计的基本要求1. 加深对采矿工程专业所学理论的认识和理解，提高对就业岗位的感性认识；2使学生在课程设计过程中

3、，独立完成教学要求，提高设计工作能力；3使学生能熟练采区设计内容级步骤，提高和培养学生文字编写、绘图、计算和分析问题、 解决问题的能力。第二章 采区开采范围及地质情况一. 采区的位置及开采范围本采区位于河北某矿4采区（二水平），走向长度2125m，倾向长度1150m/cos13 =1185m。 煤层面积 m2.二. 采区地质1 、地质构造： 本井田储量丰富、地质构造中等，井田为单斜构造，以断裂构造为主。矿井地质构造简单 地层走向为34 ，倾向向东南倾斜，倾角1015。其特点是断层少，褶曲起伏变化较小， 对开采影响不大；对矿井开采，尤其是初期开采影响很小。2、煤层本井田共有3个煤层，煤层总厚17

4、.44m,含煤系数为8.7%。不稳定的煤层为10、11、12 号煤层，详见可采煤层特征表。表1含煤地 层煤层 编号可采厚度（m）最小-最大 平均煤层结构煤层间距（m） 最小-最大 平均顶板岩性底板岩性稳定性侏罗系10#1.84-2.482.08较简单7.19-12.238.40细砂岩、粉砂岩细砂岩不稳定11#1.60-2.491.81较简单粉细砂岩、砂 质泥岩粉砂岩、细 砂岩不稳定53.50-77.0063.8312#2.80-4.233.5较简单粉砂岩、砂质 泥岩粉砂岩、泥岩不稳定各可采煤层顶底板岩性各煤层相差不大，煤层顶板一般为粉砂岩和细砂岩，底板为砂质泥岩、 粉砂岩。三. 开采技术条件经

5、地质分析及预测，12#煤瓦斯涌出量小于lm3/t，煤层最大瓦斯涌出量2m3/t,为低瓦斯 矿井。经鉴定本矿井为低瓦斯矿井，12#煤瓦斯绝对涌出量4.0 m3/min。根据地质报告提供的资料，煤尘无爆炸危险性，自燃倾向等级为三类不易自燃煤层。根据70个钻孔井温测量结果分析，本井田地温梯度在距地表深度1100m以上为1.492.81C /100m,低于或接近正常地温梯度(3C/100m)；仅在距地表深度11001200m之间地温度 为3.1C/100m，略高于正常地温梯度。因此，本井田属于正常地温梯度区。各煤层的顶底板岩性多为砂岩、泥岩、砂质泥岩和粉砂岩，顶板易于冒落，属中等条件的顶 板管理方法。

6、井田内基本无小窑开采，现开采与基建的小井都在井田浅部以外。 本矿井属水文地质条件简单的矿井，绝大部分煤层位于奥灰水位以上，仅深部很少部分受奥 灰水影响。本矿井开采的不利因素主要是瓦斯涌出量大，需采取抽放措施，对将来开采有一定影响。 (二)矿床充水条件本井田煤层埋藏较深，覆盖层厚，水文地质条件相对简单。本区初期开采上部煤层时，水文 地质类型属于坚硬裂隙岩层为主的水文地质条件中等的矿床；当开采下三层煤时，则为以裂 隙岩溶岩层为主的水文地质条件复杂的矿床。(3)矿井涌水量 井田内含水层自下而上有奥灰强含水层，厚度大，富水性较强；大青灰岩含水层厚度 56m， 为较强含水层；伏青灰岩含水层厚度 3.5m

7、 左右，为较强含水层；野青灰岩含水层含水性差， 一般不含水；山西组砂岩含水层厚7.0m左右，含水性弱到中等；上石盒子组细砂岩以上含 水层厚度大于100m，虽含水性不强，但静储量比较大；第四系砂砾石层最厚94m， 一般 5060m,富水性较强。矿井正常涌水量200m3/h。最大320m3/h 综合上述分析，本矿井开采技术条件是良好的。第三章 采区工业和可采储量一. 采区工业和可采储量计算1. 10#煤采区储量计算10#煤采区工业储量计算：Q1 = S1M1r=X 2.08X1.4= 733.3（万吨 ）式中： Q1 地质储量和工业储量S1 采区面积M1 煤层厚度r 煤的容重10#采区可采储量计算

8、煤柱损失：采区边界留设 5 米边界煤柱，断层靠近采区侧留10 米断层保护煤柱。（边界周长为 4885 米， 断层长度为 F2=362.5 米）经计算煤柱损失为：4885X5X2.08X 1.4+362.5X10X2.08X 1.4=81681tZ1 = （Q1-P1）Xc= （733.3-8.2）X 0.8= 580（万吨）式中： P1 保护工业场地、井筒、井田边界、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱 损失量；C 采区采出率2、11#煤层储量计算：11#煤的工业储量计算： Q2=S2 M2 r=X1.81X1.4=638（万吨）11#煤采区可采储量计算煤柱损失：采区边界留设5米边界煤柱，断层靠

9、近采区侧留1 0米断层保护煤柱。两条上山间留20米煤柱，上山一侧各留20米保护煤柱；（边界周长为4885米，断层长度为F2=362.5米） 经计算煤柱损失为： 4885X5X1.81X1.4+72.5X10X1.81X1.4+60X1185X1.81X1.4=t Z2 =（ Q2-P2）X c=（638-24.4）X 0.8=490.88（万吨）3、12#煤层储量计算12#煤层工业储量计算： Q3=S3 M3 r=X3.5X1.4=1233.8（万吨）12#煤采区可采储量计算煤柱损失： 采区边界留设5米边界煤柱，两条上山间留20米煤柱，上山一侧各留20米保护煤柱；断层 靠近采区侧留10米断层保

10、护煤柱。（边界周长为4885米，倾斜长度为1185米；断层长度为F2=362.5 米）经计算煤柱损失为： 4885X5X3.5X1.4+1185X60X3.5X1.4+72.5X10X3.5X1.4=tZ3 =（ Q3-P3）X c=（1233.8-47.2）X0.8=949.3（万吨）4、采区可采储量Z=Z1+Z2+Z3=580+490.9+949.3=2020.2（万吨）第四章 采区巷道布置一、采区设计方案比较煤层群采用采区集中上山的一种联合准备方式，在12#煤层中布置两条中央集中上山，三层 煤共用一组上山，但不共用区段集中平巷。优缺点： 集中轨道与集中运输巷同标高布置，有利于巷道间的联系

11、，有利于掘进施工，有利于设备， 材料运送和方便行人。巷道布置系统完善可靠，生产灵活性大，可多工作面同时生产，生产 集中，增产潜力大。服务年限长的采区上山及区段集中巷道布置在较稳定坚硬的底板岩石中， 较好地克服了矿山压力大，巷道维护困难的问题，实现了沿空掘巷，跨上山开采，减少了煤层自燃的危险。但是岩巷掘进困难，费用高速度慢。但是由于煤层层间距过大，石门数量多， 岩石工程量大，施工慢，耗费高。采用煤层群分组集中采区联合准备，10#煤层和 11#煤层为 B 组，两条上山布置在 11#煤层中，12#煤层为A组，在12#煤层中单独布置两条煤层上山。采区石门贯穿各煤层。 主要技术经济比较：由于11#煤层和

12、 12#煤层间距较大，所以采用分组集中采区联合准备布置方式（方案三）减 少了石门工程量。石门基本上都是布置在岩石中，掘进困难，费用高，速度慢；减少石门掘 进费用，减少掘进时间；采区上山沿煤层布置时，掘进容易、费用低、速度快，联络巷道工 程量少，生产系统较简单。通风距离短，管理环节少。其主要问题是煤层上山受工作面采动 影响较大，生产期间上山的维护比较困难。改进支护，加大煤柱尺寸可以改善上山维护，但 会增加一定的煤炭损失。此采区为稳定煤层，瓦斯涌出量小，宜采用煤层上山布置。 综上所述：根据本采区的条件，方案三最为合理。二、采区车场：1、采区上部车场： 采用逆向平车场的形式。2、采区中部车场：采用甩

13、车场。3、采区下部车场：根据给定条件，本采区采用大巷装车式采区下部车场。 装车站设计：大巷采用皮带运输。（2）辅助提升车场设计 本采区采用顶板绕道，绕道车场起坡后跨越大巷，由于煤层倾角为12到15度，为减少下部 车场工程量，轨道上山提前下扎角，使起坡角达25度。运输大巷距上山落平点较近， 围岩条件较好，存车线长，故绕道采用卧式顶板绕道。调车方便，但工程量较大。 下部平车场双道起坡斜面线路计算：斜面线路采用 DC615-3-12 道岔，a =18 2606”, a=2077mm,b=2723mm.车场双道中心线间距为S=1300mm。连接半径取R=12000mm。对称道岔线路连接长度：S aac

14、otRtgL=a+ 224 =5973竖曲线半径为：RG=15m （高道竖曲线半径）；RD=12m （低到竖曲线半径）。高道坡度iG取11%。低道坡度iD取9%下部平车场双道起坡斜面线路计算图Dl2319L起坡点位置计算图1大巷；2绕道；3煤层底板；4变坡后的轨道上山；5大巷中心线大巷中心线至起坡点水平距离：h2Li=sineB+ R tan D2=38.34m式中：h2运输大巷轨面至轨道上山轨面垂直距离，根据经验，取h2=15m；RD竖曲线半径，RD=12m；0上山变坡后的坡度，e=25；BD竖曲线转角BD=25。轨道上山边坡点段长度：BL + R tan d)1D2sin Bsin (0 B)=49.12m式中：hi 运输大巷中心线轨面水平至轨道上山变坡前轨面延长线的垂直距离; h1=18m；B煤层倾角；其他符号同前。绕道线路设计：弯道计算：如图中：R1、R3取12000，弯道部分轨道中心距仍为1300.则：R2=13300 a1、a3 均为 90。Rna 12000 x 3.1416 x 90。i =K1= 180。180。=18850Rna13300 x 3.1416 x 90。c K2= 180。