固态矿床课程设计.docx
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固态矿床课程设计
《煤矿开采学》课程设计
说
明
书
姓名：
班级：
09采矿
学号：
20097281
指导老师：
周翔
二〇一二12月
绪论
1、设计目的
《固体矿床开采设计》是在本专业学生已经学完《地质学基础》、《矿山测量》、《爆破及井巷工程》、《矿山压力及控制》、《固体矿床开采》和《矿井通风》等课程之后，在专业生产实习的基础上，运用所学的理论知识和生产实践，结合实习矿山地质资源条件和生产技术情况，进行的一次以采煤方法和采区巷道布置为主要内容的独立大作业。
其目地在于培养学生综合运用所学知识分析、解决工程实际问题的能力。
此外在本次课程设计过程中，还要培养学生树立正确的设计观点，学习掌握设计程序和方法，运用设计手册、设计规范、矿山安全规程、定额手册及绘制工程图和编写说明书的能力。
2、设计内容
设计题目
四川达竹煤电（集团）有限责任公司金刚煤矿120m水平3采区（600kt/a）设计
设计参数
采区生产能力：
450kt/a；
采区范围：
标高：
+120m～+330m；
煤层倾角：
23°～28°平均25º；
可采煤层参数：
煤层
编号
厚度（m）
平均值（m）
煤层
结构
顶底板
煤层
稳定性
煤层间距
（m）
顶板
底板
稳定性
内连
2.43～4.80
3.00
含矸石0～5层
粉砂岩
细砂岩
泥岩
粘土岩砂质泥岩
稳定
稳定
10.37～19.69
15.65
外连
1.55～2.63
1.90
简单
无夹矸
砂质泥岩
泥岩
粘土岩
稳定
稳定
煤炭容重：
γ1=γ2=1.35t/m3。
设计资料
以实习矿井生产资料为准。
回采工艺设计煤层
连煤层。
第一章矿井及采区地质特征、储量及服务年限
第一节矿井及采区的地质特征
1、矿井位置
四川达竹煤电（集团）有限责任公司金刚煤矿位于达县县城177°方向、直距约17km处，行政区划位于达县石板镇。
井田范围属于达县石板镇、景市镇、百节镇、斌郎镇、福善镇所辖。
地理坐标：
东经107°29′19″～107°31′59″,北纬30°00′34″～31°05′03″。
金刚煤矿有矿区公路西行5km至石板镇与210国道相接，由此再向北行20km至达州市城区，距位于井田西北的襄渝铁路达县火车站约35km。
达渝高速公路及襄渝铁路、成万铁路均途经达州市城区。
井田西侧有铜钵河流过，因下游建有金盘子水电站，蓄水颇丰，可以舟楫，交通较为方便。
2、矿井地形地貌
矿区井田位于中山背斜北段，低山地形地貌，地形总趋势为东高西低，坡度较缓，坡角约为140。
背斜构造，地层走向一般为北15°～24°且东陡（倾角为7°～74°）西缓（倾角为6°～54°），为一北北东的长条形低山，北高南低，山脊一般高程为700m，山顶较平。
最高高程为天耕梁802m，最低点为桐子湾河沟和杜家沟302m～304m，相对高差一般小于400m，最大达500m。
地貌与构造形态基本吻合，背斜轴部为山脊，两翼顺向冲沟发育。
属侵蚀构造类。
3、矿井地质特征
地层
矿区地表基本为第四纪冲积物所覆盖，厚薄不等，并广泛出露中下侏罗系自流井组，煤系地层为上三叠系须家河组，仅在井田南北“天窗式”出露，煤层露头少见，属隐伏煤田。
区内出露和钻孔揭露的地层，由老到新有三叠系须家河组（T3xj）、侏罗系自流井组（J1-2Z）和沙溪庙组（J3）
上三叠统须家河组（T3xj）：
在井田内因揭露不全，厚度不详。
柏林井田厚471-567m，一般520m，以假整合覆于中三叠统雷口坡组之上。
为三角洲-河流、湖泊沉积，按沉积环境分七段，一、三、五、七为含煤段，二、四、六为砂岩段。
主要由细-粗粒砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩夹薄层石灰岩和煤组成。
在泥岩和煤层的顶板中含丰富的植物化石。
中下侏罗统自流井组（Jl-2）：
以湖泊相沉积为主，与下伏岩层呈假整合冲刷接触。
厚640～839m，一般743m。
分为四段，即珍珠冲、东岳庙为第一段，二段为马安山，三段为大安寨，四段为凉高山。
底部为浅灰、灰白色细～中粒长石石英砂岩。
中侏罗统下沙溪庙组（J3）：
紫红泥岩、粉砂质泥岩与细～中粒砂岩互层，底部为灰色厚层状中粒长石石英砂岩，称“关口砂岩”，常耸立成峰，松林密布，易于识别。
与下伏地层假整合接触，厚度不详。
含煤地层
井田煤系地层为须家河组第五段（T3XJ5）、第七段（T3XJ7），为一套陆相河流环境沉积，厚约201～1041米。
主要含煤地层为第五段（T3XJ5）、第七段（T3XJ7）。
第五段（T3XJ5）：
俗称中煤组，厚84.09～128.61米，一般103.67米，其中砂岩类约34%，泥岩类约占64%，含煤率约2%。
第一带（T3XJ5-1）为灰、深灰色泥岩，泥质粉砂岩夹粉砂岩，含11、12煤层及煤线4～7层，本带厚20.16～56.77米，一般厚41.89米。
第三带（T3XJ5-3）为深灰色泥岩，泥质粉砂岩、泥质粉砂岩夹粉砂岩，含14煤层及煤线4～6层，本带厚3.46～34.50米，一般厚15.37米。
第七段（T3XJ7）：
俗称上煤组，厚75.83～152.52米，一般104.20米,其中砂岩类约占67.6%，泥质岩类约占28.9%，含煤率约3.5%。
第二带（T3XJ7-2）为井田主要含煤带，岩性为深灰、黑灰色岩、粉砂策泥岩夹泥策粉砂岩，含煤3～9层，主要煤层为外连、内连煤层，全区可采。
本带厚2.56～40.53米，一般15.71米。
4、煤层特征
采区内可采煤层共二层，由上而下为三叠系须家河组第七段（T3xj7），俗称上煤组，含外连煤层和内连煤层；须家河组第五段（T3xj5），俗称中煤组。
现分述如下：
外连煤层
位于须家河组第七段第一亚段（T3xj7-1）的上部，上距须家河组第七段第二亚段（T3xj7-2）砂岩0.04～12.61m，平均3.30m。
该煤层厚度较稳定，仅在矿区南部边界东西翼、东翼北端
（1）号勘探剖面线处、西翼F1断层以北及东翼（4）号勘探剖面线至原5号勘探剖面线之间，50m标高以下有零星不可采区外，其余全区基本可采。
煤层总厚度1.55～2.65m，平均1.90m。
煤层结构沿走向从北向南，无夹矸。
属较稳定煤层。
煤层顶、底板岩性均为泥岩及粉砂质泥岩。
内连煤层
位于须家河组第七段第一亚段（T3xj7-1）的中上部，上距外连煤层15.55～19.69m，平均15m。
煤层厚度基本稳定，仅原7号勘探线以南背斜轴部有一小块不可采外，其余全部可采。
煤层总厚度2.43～4.8m，平均3.0m。
煤层结构大部份为单一煤层，在F50断层以南背斜轴及东翼为复煤层，常含夹矸1层，少数为2～3层，西翼井筒附近极个别点含夹矸4层，夹矸单层厚0.05～0.80m，夹矸岩性大部份为泥岩，少许为炭质泥岩。
大部份夹矸厚度大于煤分层厚度，使煤层有益厚度变薄。
纯煤厚度0.15～1.42m，平均0.74m，其中东翼厚0.70～0.90m；西翼原10号勘探线以北厚0.70～1.30m。
以南变薄为0.40～0.50m。
有益煤厚0.40～1.16m，一般0.78m，煤层稳定系数为32.9%，属较稳定煤层，煤层顶板岩性为泥岩、粉砂质泥岩；底板岩性为泥质粉砂岩、粉砂岩及粉砂质泥岩。
图1煤层柱状图
5采区内可采煤层厚度及顶、底板条件
外连煤层：
该煤层在采区内全区可采，仅在井田以北被一古河流冲刷，有益厚度1.55—2.60m，一般1.90m。
全井田可采厚度1.84—2.2m,平均2.0m，，其中+120m水平煤层厚度为1.84—2.52m，平均2.03m。
煤厚变异系数为33%，属稳定煤层。
煤层结构为复合煤层，一般夹矸1～3层，厚0.01～0.45m，夹矸为炭质泥岩。
煤层的顶板为泥岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，局部地段为细～中粒砂岩，底板为深灰色泥岩或泥质粉砂岩。
内连煤层：
该煤层除井田以北因古河流冲刷无煤外，全井田均有分布.煤层厚度基本稳定，仅井田南部背斜轴CK9号孔附近一小块不可采。
煤层结构，一般为单一煤层，10号勘探线以南大部份为复合煤层，含矸一层为泥岩，砂质泥岩，东翼夹矸厚度0.07～0.67m,平均0.27m；西翼夹矸厚度0.20～0.65m，平均0.39m。
煤厚变异系数全井田为37.13%，其中+120米水平36.22%，属较稳定煤层。
煤层顶板常见为泥岩，粉砂质泥岩，底板为泥质粉砂岩，粉砂岩及粉砂质泥岩。
6煤层瓦斯情况、煤层爆炸性、煤层自燃性及涌水量
矿井瓦斯
根据矿井提供的地质报告和现场检测，矿井瓦斯主要来源于煤层和相邻岩层。
在生产过程中，瓦斯涌出形式为普通涌出，煤（岩）层瓦斯涌出情况较均衡、稳定，目前除已开采结束的112采区以外还未发现其它地点有瓦斯异常区和异常点，并无大的裂隙瓦斯涌出。
根据矿井在近几年瓦斯等级鉴定结果报告中显示，均属低瓦斯、高二氧化碳矿井。
煤尘
金刚煤矿目前开采的内、外连煤层无爆炸性。
煤炭自燃
矿井开采煤层均为特低硫、特低磷煤，煤层经煤科总院重庆研究院2003年12月30日鉴定，开采的所有煤层均为不易自燃煤层，
涌水量
现矿井最大涌水量12815m3/d，较小涌水量8158m3/d，一般涌水量9200m3/d。
第二节采区的储量及服务年限
1、采区的工业储量、设计可采储量
（1）采区的工业储量
Zg=H×L×（m1+m2）×γ………………………（公式1-1）
式中：
Zg----采区工业储量，万t；H----采区倾斜长度，497m；
L----采区走向长度，1500m；γ----煤的容重，1.35t/m³；
m1----内连煤层煤的厚度，为3.0米；
m2----外连煤层煤的厚度，为1.90米；
Zg=497×1500×（3.0+1.9）×1.35=493万t
Zg1=497×1500×3.0×1.35=302万t
Zg2=497×1500×1.90×1.35=191万t
（2）设计可采储量
ZK=Zg×C………………………………（公式1-2）
式中：
ZK----设计可采储量,万t；
Zg----工业储量，万t；
C----采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。
ZK1=Zg1×C1=302×0.8=242万t
ZK2=Zg2×C2=532×0.80=153万t
ZK= ZK1+ZK2=395万t
（3）采区服务年限
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，60万t/a；
ZK----设计可采储量;
K----储量备用系数，取1.3。
T=395/60/1.3=5.06a，取5年。
（4）验算采区采出率
1对于内连煤层
C=（Zg1-p1）/Zg1…………………………（公式1-4）
式中：
C———采区采出率，%；
Zg1———k1煤层的工业储量，万t；
p1———k1煤层的煤柱损失，万t；
说明：
区段煤柱9m,走向边界煤柱2x11m,倾向边界煤柱2x10m。
C=[493OKt-1500×11×2×1.35×3t-1500×9×1×1.35×3t-2×10（497-10×2-8×1）×1.35×3t]/493okt=96%>80%满足要求。
2外连煤层
外连和内连煤层一样为96%。
第二章采矿方法的选择
第一节采煤方法选择原则
采矿方法的选择，需根据现行的煤炭行业技术政策、规定，结合设计采区的具体地质情况和煤层特征，本着“安全上可靠，技术上先进，经济上合理”三原则，对设计采区所有开采煤层提出可行的采煤方法。
按照煤层厚度和倾角，并结合工艺水平和装备特点，我国目前地下开采实际采用的采煤方法主要有长壁垮落采煤法、放顶煤采煤法、急倾斜采煤法、充填采煤法、水力采煤法以及连续采煤机房柱式采煤法。
第二节采煤方法比较及选定
根据目前我国采煤方法的现状，主要为走向长壁采煤法和倾向长壁采煤法，充填采煤法、水力采煤法和房住式采煤法处于技术原因和回采率低的原因，很少采用。
放顶煤采煤法和分层采煤法只适用于厚煤层。
因此只比较走向长壁采煤法和倾向长壁采煤法。
方案一:
走向长壁采煤法。
方案二:
倾向长壁采煤法。
表2-1方案比较表
方案
比较类别
方案一
方案二
适用条件
顶板易于垮落的缓斜、倾向薄及中厚煤层。
主要适用于倾角在12°以下的煤层，当工作面采取有效措施后可应用于12°～17°煤层。
优缺点
巷道布置较复杂，投资大
巷道布置简单，投资小。
运输系统较复杂，设备费、运输费用较高。
运输系统简单，设备费、运输费用低。
通风线路长，风流方向转折变化多。
通风线路短，风流方向转折变化少。
掘进及辅助运输、行人较容易。
掘进及辅助运输、行人较困难。
优缺点
大巷装车点少
大巷装车点多
可以不用污风下行
有污风下行的问题
结合设计采区的具体设计条件：
煤层倾角：
23°～28°平均25º；
表2-2可采煤层参数
煤层
编号
厚度（m）
平均值（m）
煤层
结构
顶底板
煤层
稳定性
煤层间距
（m）
顶板
底板
稳定性
内连
2.43～4.80
3.00
含矸石0～5层
粉砂岩
细砂岩
泥岩
粘土岩砂质泥岩
稳定
稳定
10.37～19.69
15.65
外连
1.55～2.63
1.90
简单
无夹矸
砂质泥岩
泥岩
粘土岩
稳定
稳定
确定设计采区选用方案一（走向长壁采煤法）。
第三章采区巷道布置
第一节采区的布置方案
1、采区上山布置
（1）采区上山布置方案选择
由于所设计采区的煤层为低瓦斯无突出危险煤层，为了完善采区的准备巷道，还需要两条上山。
根据采区的具体设计条件，可提出两个可行的技术方案，为了得出最优的方案，需要做技术经济比较。
方案一：
布置两条岩石上山，上山位于距内连煤层底板10m。
采用集中上山联合准备方式。
上山倾角为25°，断面为半圆拱形；采区回风石门、区段运输石门以及区段轨道石门均采用半圆拱形巷道。
由于此岩层稳定，支护采用锚杆支护加喷射混凝土支护。
两上山上部通过上部车场与回风大巷连接，下部通过下部车场与+120水平大巷连接。
方案二：
布置两条煤层上山，上山位于内连煤层里。
采用集中上山联合准备方式。
上山倾角为25°，断面为半圆拱形；采区回风石门、区段运输石门以及区段轨道石门均采用半圆拱形巷道。
由于为煤层巷道，采用锚杆加金属网加喷射混凝土支护。
方案比较
表3-1采区方案技术比较
方案
项目
方案一
双煤上山方案
方案二
双岩上山方案
1.掘进工程量
工程量小
工程量大
2.工程难度
较容易
困难
3.煤柱损失
较大
小
4.受采动影响
较大
较小
5.巷道维护
煤层上山，梯形金属支架受采动影响大，维护工程量大，费用高
维护工程量少，维护费用低
6.运输能力
较小
大
7.工程期
煤层上山掘进快
岩石上山掘进速度较慢
表3-2采区方案经济比较（巷道掘进费用）
方案
工程名称
方案一
方案二
单价
（元/m）
工程量
（m）
费用
（元）
单价
（元/m）
工程量
（m）
费用
（元）
运输上山及轨道上山
1578
497×2=994
1568532
1292
497×2=994
1284248
采区回风石门
1152
（831）
60.7
7.1
75826.5
1152
37.0
42624
采区运输石门
（两条）
1152
（831）
60.7×2
7.1×2
151653
1152
37.0×2
85248
采区轨道石门
1152
（831）
60.7
7.1
75826.5
1152
37.0
42624
合计
18711838
1454744
表3-3采区方案经济比较（巷道维护费用）
方案
工程名称
方案一
方案二
服务年限
单价
（元/m·年）
工程量
（m）
费用
（元）
服务年限
单价
（元/m·年）
工程量
（m）
费用
（元）
运输上山及轨道上山
5
40
497×2=994
198800
5
90
497×2=994
447300
采区回风石门
5
40
（90）
60.7
7.1
15335
5
40
37.0
7400
采区运输石门
（两条）
5
40
（90）
60.7×2
7.1×2
30670
5
40
37.0×2
14800
采区轨道石门
5
40
（90）
60.7
7.1
15335
5
40
37.0
7400
合计
5
260140
5
476900
通过采区经济比较，两个方案的巷道掘进和维护费用分别为：
方案一为2131323元。
方案二为1931644元。
确定采区布置方案
通过上述方案比较，虽然从经济上方案二较节省，但从技术上考虑，方案一更好，特别是不用留上山保护煤柱，而且相比方案二工作面少搬家，少掘开切眼。
因此，选用方案一作为设计方案，即采用两条岩石上山布置。
2、采区车场布置
采区上部车场选择
由于该采区煤层倾角为25°，为倾斜煤层，绞车房距总回风巷的距离较近，故采区上部车场选用顺向平车场。
其优点是车辆运行顺当，调车方便，回风巷短，通过能力大。
采区上部车场常用的有甩车场和平车场，在这里我选择平车场。
平车场又有顺向和逆向等形式。
平车场和甩车场的选择主要根据绞车房的布置和维护条件。
在煤层群联合布置时，回风石门较长，为便于与回风石门联系多选用平车场，其他条件下可选用甩车场。
选用平车场时，当车场巷道直接与总回风道联系时可采用顺向平车场，如图
图3-1采区上部平车场
采区中部车场选择
本采区生产能力大，煤层倾角为25°，轨道上山布置在距煤层底板10m的岩石中，故选用中部车场的形式为单道起坡甩入石门的中部甩车场，其斜面线采用一次回转方式。
该车场特点是提升牵引角小，钢丝绳磨损小，操车方便，斜面线路短。
车场布置：
采区运输上山通过倾斜的单向甩车道到达区段石门与区段运输平巷相连。
如图
图3-2采区中部车场
采区下部车场选择
由于该采区煤层倾角为25°，上山倾角为30°>12°，上山通常提前下扎，并在大巷底板变平，底板围岩稳定，因此选用大巷装车顶板绕道式下部车场。
其优点是车场布置紧凑，工程量省，调车方便，但绕道出口交岔点距装车站近，线路布置困难，绕道维护条件较差。
采区下部车场如图
图3-3采区大巷装车顶板绕道式下部车场
3、采区硐室
采区煤仓
设置一定容量的煤仓能够保证采掘工作面正常生产。
采区煤仓分为井巷式煤仓和机械式水平煤仓。
其中，机械式水平煤仓可以拆装移设，安装使用安全可靠、经济，易于实现自动化监控，因此采用机械式水平煤仓，煤仓容量可参考表3-1-1进行选择。
煤仓容量与采区生产能力关系
采区生产能力/万t·a-1
30以下
30～50
45～60
60～100及以上
采区煤仓容量/t
50～100
100～150
150～300
300～500
根据采区生产能力和大巷运输能力，保证采区正常生产为原则，根据采煤机连续作业割煤的产量计算：
Q=（Ag-An）Tgkt…………………………（公式3-1）
式中Q——采区煤仓容量，t；
Ag——采区高峰生产能力，t/h；为平均产量的1.5～2.0倍；
An——装车通过能力，t/h；为平均产量的1.0～1.3倍；
Tg——采区高峰生产持续时间，机采取1.0～1.5h；
kt——不均衡系数，机采取1.15～1.2；
采区平均生产能力：
A=225×3×0.63×1.35×0.95×4/16=137t
采区煤仓容量：
Q=（137×2-137×1）×1.5×1.2=247t
参考相关规定，煤仓容量取300t。
其他硐室
绞车房
绞车房的位置选择在围岩稳定、易维护的地点，满足绞车房施工、安装和提升运输要求的前提下，应尽量靠近变坡点，以减少巷道施工量有利修护，因此布置在内连煤层底板中。
绞车房有2个安全出口，即钢丝绳通道及绞车房的风道。
断面设计成半圆拱形，用混凝土或者锚喷砌筑。
采区变电所
采区变电所应设在在岩层稳定、通风条件好的地方，并位于采区用电负荷中心，一般设在采取上山附近。
采区变电所呈“－”形布置，布置在内连煤层底板中。
硐室内一般不设电缆沟，电缆沿墙敷设，穿过密闭门处，需套管保护。
硐室与通道的连接处装设向外开的防火栅栏两用门。
第二节采区内的划分
1区段划分
影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械装备及技术特征、巷道布置。
该采区的煤层特征如煤层柱状图所示，其煤层赋存条件好，地质条件简单。
该矿井开采倾斜煤层，根据延深水平煤层赋存条件，采用走向长壁采煤法，综合机械化采煤，全部垮落法管理顶板。
根据矿井生产能力的需要及采区巷道布置，结合矿井的生产管理能力，考虑煤层分布的具体情况，综合机械化采煤回采工作面长为150m～250m，由已知条件知：
该采区倾斜长度497m，巷道宽度为4m，最终划定2个区段，故工作面长度为：
L=（497–4×4-9-2×11）/2=225m
2采区内区段巷道布置
为了缩短采区准备时间并提高经济效益，根据所给地质条件，在+120开采水平中，把为该采区服务的运输大巷和进回风巷均布置在内连煤层底板下方20m的稳定岩层中。
由于地质构造简单，煤层赋存条件好，涌水量较小，煤层没有自燃发火的危害，矿井开采中留采区区段煤柱，在煤层中掘区段运输平巷和回风平巷，区段平巷均采用拱形断面，巷道宽为4m，采用锚杆加金属网加工字钢进行支护。
3工作面生产能力
回采工作面生产能力
按下式计算：
Q=b·L·M·R·C…………………………（公式3-2）
式中Q——工作面年产量，万t/a；
b——工作面长度，225m；
L——工作面年推进度，内连煤层为800m；外连煤层为1200m；
M——工作面煤层平均厚度，3m；
R——煤的容重，1.35t/m³；
C——工作面回采率，按规范选取，中厚煤层取95%；
故:
内连煤层:
Q1＝225×830×3×1.35×95%＝71.9万t/a
外连煤层：
Q＝225×1200×1.9×1.35×95%＝65.8万t/a
采区生产能力
采区生产能力由工作面生产能力和掘进工作面生产能力组成。
掘进出煤量小，一般采区掘进出煤系数为1.1。
由有关规定：
一个采区内不宜有两个及两个以上综采工作面，内连煤层一个工作面生产能力为71.9万t/a，外连煤层一个工作面生产能力为65.8万t/a，即开采任一煤层时一个工作面都能满足采区设计生产能力。
确定采区工作面接替顺序
外连煤层回采顺序表
3101
3102
内连煤层回采顺序表
3201
3202
煤层开采顺序：
（3101）→（3102）→（3201）→（3202）
说明：
以上
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