河南理工大学采矿课程设计
采矿学课程设计
设计题目: 采矿学课程设计
助学院校: 河南理工大学
自考助学专业: 采矿工程专业 姓 名: 自考助学学号: 成 绩: 指导教师签名:
河南理工大学成人高等教育
2O14 年 月 日
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设计题目二
目录
第一章 井田地质特征、矿井储量及年产量 ............................................................... 3 第一节 井田地质特征 ............................................................................................. 3 第二节 矿井范围及储量 ......................................................................................... 4 第三节 矿井年产量及服务年限 ........................................................................... 6 第二章 矿井开拓 ........................................................................................................... 8 第一节 井田内划分 ................................................................................................. 8 第二节 开拓方案的选定 ......................................................................................... 9 第三节 开采顺序 ...................................................................................................12 第三章 采煤方法 .........................................................................................................12 第一节 选择确定采煤方法 ...................................................................................12 第二节 采区巷道布置 ...........................................................................................13 第三节 回采工艺
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第一章 井田地质特征、矿井储量及年产量
第一节 井田地质特征
煤层埋藏特征:煤层厚度m1=2.0m m2=1.8m;煤层倾角α=6°,表土层厚50m,地面标高+150m,m1煤层顶板为砂岩,底板为泥质岩,m2煤层顶板为泥质岩,底板为石灰岩;井田内煤层埋藏稳定,无大地质构造。矿井开采技术条件:矿井正常涌水量Q正=300m3/h;矿井最大涌水量Q大=400m3/h;矿井相对瓦斯涌出量q=9m3/d·t;无自然发火倾向;煤尘无爆炸性。 表1-1 煤层及顶底岩性特征
序 煤层 号 名称 倾 角 煤层 平均 厚度 容重 3 硬度 (f) 2.5~3.5 2.5~3.5
煤层 生产率 (t/m2) 围 岩 性 质 备 注 (m) (t/m) 顶板 底板 1 m1 6° 2 1.4 砂岩 泥质岩 石灰岩 2 m2 6° 1.8 1.4 泥质岩 3
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第二节 矿井范围及储量
⑴ 井田范围:井田走向6500m,倾斜长度1700m。井田内煤层面积:Sm1 =井田走向×
倾斜长度=6500×1700=11050000 m2。井田面积:S=Sm1cos6°=11050000 ×0.995=10994750m2 ⑵ 矿井地质储量:Q1=S×M×γ=11050000 ×2×1.4=3094万吨
⑶ Q2= S×M×γ=11050000×4.8×1.4=7425.6万吨
⑷ Q=Q1+Q2=3094+7425.6=10519.6万吨
式中: Q---- 矿井地质储量,万吨; S---- 煤层的面积,m2; M---- 煤层厚度, m; γ---- 煤的容重,1.40t/m3;
假设不考虑:暂不能利用储量和远景储量,则地质储量即为矿井工业储量,Q= Zc. ⑶矿井设计储量:
矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱(地质资料中井田无较大构造,故断层煤柱损失量暂不计算),防水煤柱,井田境界煤柱和已有的地面构筑物、构筑物所需留设的煤柱等永久性煤柱损失后的储量。
井田境界煤柱损失,可按设计矿井一侧,可按20m留设,在边境处留设20m煤柱作为永久煤柱损失。
P=20×2×6500×2×1.4+20×2×6500×4.8×1.4+20×2×(6000-20×2)×2×1.4+20×2×(6000-20×2)×4.8×1.4=360.2368万吨 工业场地留设煤柱:
表1-2 矿井工业场地占地指标 井型与设计能力(Mt/a) 2.40-3.00 1.20-1.80 0.45-0.90 0.09-0.30 占有面积指标(公顷/10万吨) 0.7-0.8 0.9-1 1.2-1.3 1.5 4
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备注:占地面积指标中小型井取大值,大型井取小值
工业场地占地面积=设计年产能力×占地面积指标 设计生产能力120万吨/年,则工业占地面积: S=120×0.9=10.8公顷 =108000 m2
假设工业场地为长方形,则长边为360m,短边为300m,根据作图法可求出煤柱的占地面积,再乘以煤层厚度,容重即可求出煤柱损失量。
(P工业场地)m1煤柱损失量=[(490+542)×683/2] ×2×1.4=98.752万吨
m2煤柱损失量=[(497+549)×692/2] ×4.8×1.4=243.4535万吨 m=m1+m2=98.7520+243.4535=342.2055万吨 ⑷设计可采储量:Z设=Zc-p
式中:Z设---- 矿井设计储量, 万吨;
Zc---- 工业储量,万吨; p---- 永久煤柱损失量,万吨;
C---- 采区采出率,厚煤层可取75%,中厚煤层取80%,薄煤层85%。本设计条件下取80%。
Z设=(Zc-p)×C=(14280-360.2368) ×0.8=11135.811万吨
表1-3 矿井可采储量计算
永久煤柱损失(万t) 煤层 名称 设计 储量 (万吨) 工业场地 断层 煤柱 采区 境界 合计 采煤方法损失 m1 m2 11135.811 342.2055 145.28 487.486 10648.325 矿井设计可采储量(万吨) 5
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第三节 矿井年产量及服务年限
根据煤层赋存情况和矿井可采储量,遵照矿井设计规范规定,将矿井生产能力确定为150万吨/年。 T= Z设/A×K
式中: T---- 矿井服务年限,a; A---- 矿井生产能力,万吨; Z设---- 设计可采储量,万吨;
K----储量备用系数,矿井设计一般取1.4。 T= Z设/A×K=10648.325/(150×1.4)=51a
按设计规范规定,井型为1.2-1.8Mt/a矿井的服务年限不少于50年,该矿井满足规范规定的年限,所以该矿井初步确定年生产能力为1.5Mt/a。
一、保证年产量的月采采区数和工作面数。 1、保证年产量的月采工作面数和采区数
采区的生产能力应根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采区内工作面接替关系等因素确定,当采用综合机械化采煤时,采区生产力一般为0.6~1.0Mt/a,;采用普采时,采区生产力为0.4~0.8Mt/a,爆破落煤时,采区生产能力为0.2~0.6Mt/a;
表2-1 各类矿井正常生产采区个数
矿井设计生产能力(Mt/a) 2.4,3.0 1.5,1.8 0.9,1.2 0.6
2、矿井达到设计生产量时采煤工作面个数 ⑴确定达到生产量时工作面总线长:
=11050000 ×0.9/(6.8×1.4×924×0.95)=161m 式中: B—— 采煤工作面总线长,m;
同采采区个数/个 3~4 2~3 2 1~2 6
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A—— 矿井设计年产量,Mt/a;
X——回采出煤率,可取0.9;
—— 回采煤层总厚度,m;
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——煤层容重,t/m;
K2——工作面采出率,n=2时,取0.95; L——年工作面推进度
L=330×n×I×φ=330×7×0.5×0.8=924m 式中:330——矿井年工作日;
n——日循环进度个数,个;
I——循环进度,机采面采煤面截深,m; φ——正规循环系数,取0.8—1。
⑵确定回采工作面个数:
N=B×n/l=161×(1/250)=1.077 ;取整数为1,故同采工作面为1个。
式中:N——回采工作面个数,个; n——回采煤层数,个;、 B——采煤工作面总线长,m; l——采区工作面长度,m。 ⑶采区工作面配置:
采区内回采工作面个数应根据煤层赋存特征,所确定的采煤工艺所确定,同时以符合合理的开采顺序,保证安全生产,提高工作面单产为原则,采区内同时生产的综采工作面宜为一个,采区内同时生产的普采工作面宜为一个,不应超过两个。
⑷矿井产量的验算
根据所配置同采工作面的具体条件,验算投产初期矿井生产量,验算公式如下:
式中:An——矿井同采工作面产量总各,万吨
Mi——第i号工作面采高,m; Li——第i号工作面年推进度,m; Ii——第i号工作面长,m;
γi——第i号工作面煤的容重,t/m3; Ki——回采工作面条件,m;
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n——同采工作面数,个
An=2×2×250×924×1.4×0.95=139.32万吨
计算结果加上全矿掘进煤之和大于矿井设计年产量,但不超过1.15A,故符合要求,确定同采工作面为一个,工作面长为250m。
第二章 矿井开拓
第一节 井田内划分
二、确定区段斜长和区段数目:
合理的区段数,是指能保证采区区生产和接替的区段数。由于是在保证工作面长度合理的前提下划分区段,所以区段数目从另一个侧面反映了对阶段斜长的要求。为了合理集中生产,减少矿井的同时生产的采区个数,采区的生产能力一般较大,要保证采区内工作面的正常接替,区段数目多一些是比较有利的。区段斜长等于采煤工作面长度加区段平巷和护巷煤柱的宽度。
采区斜长确定后,根据已确定的采区斜长,减去采区范围内应留设的其它倾斜方向的煤柱后,除以区段斜长,得到区段数目,如为整数,可按此整数划分区段,如得到的区段数不为整数,则应在合理的工作长度范围内对工作面长度加以调整,或调整其它方面参数,使区段数为一整数,多煤层联合布置采区,区段化分以主要煤层为标准,兼顾其它煤层。
三、阶段划分,阶段斜长,水平数目,位置及服务年限
⑴井田划分为阶段时,阶段要有合理斜长,以利于运输、通风、巷道维护、上山采用运输机时,辅助运输一般采用一段单钩串山提升,绞车滚筒直径一般不大于1.6m,根据绞车的缠绳量,阶段斜长一般不超过800m,对煤层赋存条件好,生产能力较大的采用滚筒直径2.0m绞车,有效提升距离可达900余米,根据以上分析,阶段垂高一般不按下列范围确定,缓斜、倾斜阶段垂高为150~250m,急斜煤层100~150m,倾角16°及以下煤层,瓦斯含量低,涌水量小时,应采用上、下山开采相结合的方式。
采区走向长度可参考下列数值确定,采区工作面单翼布置时,走向长度一般不小于1000m,双翼布置时一般不小于2000m,高档普采的双翼采区,其走向长度一般为1000~1500m,炮采工作面,双翼走向长度一般为800~1000m。
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采区内要有合理的区段数目,以保证采区的正常生产和工作面接替,在我国目前条件下,缓斜煤层可按3~5个区段选取,倾斜和急斜煤层不少于2~3个区段。
开采水平数目、位置应根据煤层赋存条件,阶段的划分,生产技术水平和水平接替等因素综合考虑,一般应注意以下几点:
① 要保证第一水平有足够的服务年限,其服务年限不应小于下表规定:
表2-3 第一水平服务年限表 矿井设计生产能力(Mt/a) 6.0及以上 3.0~5.0 1.2~2.4 0.45~0.9
②在开采水平以上的上山斜长过大,用一阶段开采技术上有困难,安全上不可靠,或由于地质构造和煤层产状变化而使井田局部区域用某一开采水平有困难时,不考虑设计辅助水平。
③为解决下山采区排水、通风和辅助提升,对某些涌水量大或阶段斜长较长的下山采区,亦可考虑辅助水平。
根据上述所分析,该矿井可分为2个阶段,划分为10个采区,采区内划分4个区段,具体采区划分如下图:
图2-1
缓斜煤层 35 30 25 20 第一水平设计服务年限 倾斜煤层 20 15 急斜煤层 15 15 第二节 开拓方案的选定
一、确定井田开拓方式的原则
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首先考虑井田开拓要解决的问题:1、井筒形式、数目及配置,合理选择井筒及工业场地的位置;2、合理地确定开采水平数目和位置;3、布置大巷及井底车场;4、确定矿井开采程序,做好开采水平的接替;5、进行矿井开拓延深、深部开拓及技术改造;
⑴井筒形式的选择:
如煤层赋存于较高的山岭、丘陵和沟谷地区,上山部分的煤量大致满足同类井型的水平服务年限要求时,应优先考虑采用平硐开拓,当平硐以上煤层垂高或斜长过大时,可采用阶梯式平硐开拓,一般应优先考虑垂直走向或斜长平硐开拓;当受地形条件限制时,也可采用走向平硐开拓,但要注意单翼生产的特点,适当确定井型。
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方式,采用不同提升方式的斜井,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25°~30°,但斜井垂高不超过300m,胶带运输机提升时,则不大于16°。
立井开拓的适用条件较广,当不受地形条件限制时,大多不采用,尤其是在埋藏较深,表土层厚,水文地质条件比较复杂,井筒需要特殊凿井施工法时,一般均采用立井开拓,多水平开拓的急斜煤层,也常采用立井开拓。
根据井田特点,综合地面布置,当采用单一井硐形式不能满足通风安全、辅助提升等不同要求,或在技术上不合理时,也可采用综合开拓方式。
⑵井筒位置的选择:
应满足第一水平的开采,缩短贯通距离,减少井巷工程量,在一般情况下,井筒位置应选择在井田中央或最小货运载点上,但遇到特殊情况,可视具体条件而定。
2、风井布置根据合理的通风系统选定,一般根据以下原则:
⑴采用中央并列式系统时,在设计中必须规定井田附近安全出口,当矿井发生灾害时,井田一翼走向长度不能保证人员安全撤出时,必须形成井田境界附近的安全出口。
⑵采用中央并列式通风系统时,主副井设在中央,风井设在井田上部边界中。 ⑶采用对角式通风时,风井设在井田两翼的上部。
⑷采用分区式通风系统时,至副井设在井田中央,条件合适时,也可采用采区上山直透地面作为风井。
确定风井及其配置时,应因地制宜,灵活运用,例如在浅部开采,表土层不厚,开凿小风井并不困难时,开采第一水平时可采用中央边界式通风,开采第二水平时再改为其它通风系统。
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3、运输大巷和总回风巷的布置及与煤层间的联系方式: ⑴运输大巷的布置与煤层间的联系:
确定运输大巷的布置及其与煤层的联系时,一般应遵循以下原则:
①开采煤层群时,根据煤层数目、煤层间距,可采用分层运输大巷石门的布置方式,集中运输大巷采区石门的布置方式或分组集中运输大巷主要石门的布置方式,根据某些矿区的实际经验,煤层间距小于50m时,一般不采用集中运输大巷的布置方式,要用分组集中运输大巷布置方式,分组间距一般应大于70m。
②有些煤层的层间距较大,但煤层受断层切割,或者赋存条件不稳定,只有局部地段可采,而且储量较小,不宜单独设置运输大巷,可根据具体情况与其它邻近层划为一组布置大巷,对瓦斯量较大或有突然涌水危险的煤层,在技术和安全上有必要时,可考虑分别划成煤组单独布置大巷。
③主要运输大巷主要一般布置在煤组底板岩石中。
④岩石运输大巷应布置在坚硬、稳定、厚度较大的岩层中,如砂岩,石灰岩和砂质页岩等。运输大巷应距煤层有一定距离,以避免支承压力的不利影响,这个距离一般为20~30m。
⑤个别情况下,煤层底部岩层水文地质条件复杂,煤组内煤岩均较松软,维护困难,不将运输大巷布置在煤层顶板岩层中,此时必须根据开采后岩层垮落范围,留设护巷安全煤柱。
⑵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,布置方式同运输大巷基本相同,当井田上部标高不一致时,总回风巷可按不同标高分段设置,但分段不宜过多,当井田上部冲击层厚,含水丰富,留有防水煤柱时,总分巷可以布置在防水煤柱中。
4、煤层群分组:为了合理开发煤炭,多煤层开采时,应首先考虑煤层群分组,煤组一般根据以下原则划分。
⑴将层间距近的煤层划分为一组,但要注意各煤层的倾角、厚度,顶底板岩性的一致性,以及地质构造方面的情况,以利于开采。
⑵对不同煤种和煤质,根据国家需要和个人需求,可考虑分别划组,以便分采分用,保证煤质。
⑶对有涌水或突水的煤层或层间距较大的煤层,可以考虑单独布置。
⑷对瓦斯涌出量很大,有煤与瓦斯突出危险的煤层,应划分为一组联合布置巷道,以便采取开采相应的措施。
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5、选择确定车场形式:
选择井底车场形式时,考虑下列几点:
⑴对于开采缓斜和倾斜煤层的立井和穿岩斜井,当井筒距运输大巷较近可采用卧式或环形车场或梭式车场,井筒距大巷较远时可采用主井式环形车场或尽头式车场。井筒距大巷适中,井筒出车方向与大巷斜交,且距离不太远时,可采用环形或斜式车场。
对多水平开拓的矿井,主副井的相对位置、提升方位角、井下出车方向等是固定的,各水平的井底车场要适合这些共同要求。
⑵井底车场的形式应与矿井井型相适应,大、中型矿井可采用环形式或折返式车场,年产1.2Mt以上的矿井,可采用增设主井复线的环形车场,大巷用底卸式矿车运煤时,一般采用折返式车场,大巷用皮带运输机运输时,可采用环形或折返式车场。
⑶选择井底车场的形式还应考虑地面出车方向的限制,为此有时要求采用斜式环形车场,如果井下需风量较大,要求增加巷道断面,可采用立式环形车场,或大断面的折返车场。
第三节 开采顺序
在井田范围内,采区的开采顺序一般采用前进式,从中央开始,向井田两翼的推进方式,如采用上、下山开采时,上山阶段可采用前进式,下山阶段可采用后退式。
区段的开采顺序一般是采用下行式开采,即先采上区段,然后依次开采下区段,但在特殊情况下,也可考虑上行式开采顺序。
第三章 采煤方法
第一节 选择确定采煤方法
为了选择合理的采煤方法,必须详细研究煤层的赋存条件和地质特征,并参考《采矿工程设计手册》或指导老师的实际经验。
在此基础上,可参照下列各点选择采煤方法:
1、采用走向长壁采煤法,一般采用全部冒落法处理采空区,但直接顶为坚硬难冒落的岩层,或受其它条件限制时,可采用充填法或刀柱法处理采空区。
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2、对于煤层赋存稳定,顶、底板条件较好的中厚煤层,大型矿井一般综合机械化的采煤工艺方式,对中型矿井,煤层赋存较稳定,地质构造不太复杂的工作面,以及不适于综采的大型矿井工作面,可以用高档普采和机采采煤工艺,对小型矿井或受其它条件限制不适于机采的工作面,可选用炮采采煤工艺。
3、对缓斜倾斜厚煤层,一般采用倾斜分层下行跨落法走向长壁采煤法,分层厚度根据选用的支架类型确定,一般为1.6235m,煤层厚度4.5~5.5m时,应尽可能一次采全高。
由上分析:根据煤层厚度、煤层硬度、煤层倾角、煤层结构、顶板条件、地质构造、自然发火、瓦斯及水文地质条件等,可采用单一走向长壁采煤法石门盘区集中平巷准备方式,处理采空区顶板冒落法,由于地质条件并不复杂,又没有大的地质构造,所以选用综合机械化的采煤工艺。
第二节 采区巷道布置
一、采区走向长度。单翼布置采区,每翼长度1500m。 二、区段斜长及区段数目:
该井田划分为为二个阶段,阶段斜长为1000m、1000m,区段划分如第二章所述。 三、区段巷道煤柱尺寸:
为了保护采区内各种煤层巷道,处于良好的状态,目前常留设一定尺寸的煤柱,轨道上山、运输上山、通风上山、机轨合一大巷,保护煤柱尺寸为20m。
四、采区上山位置的选择: 1、煤层上山
采区上山沿煤层布置时,掘进容易、费用低、速度快,联络巷道工程少,生产系统简单。 2、岩石上山
对单一厚煤层采区和联合准备采区,在煤层上山维护条件困难的情况下,目前多将上山布置在煤层底板岩层中,其技术经济效果比较显著。巷道围岩较坚硬,同时上山离开了煤层一段距离,减少了受采动影响。
3、上山的层位与坡度
采区上山的倾角,一般与煤层倾角一致,当煤层沿倾向有变化时,为便于使用,应使上山尽可能保持适当的固定的坡度。
5、采区上山数目及其相对位置
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采区上山至少要有两条,即一条运输上山,一条轨道上山。随着生产的发展,常常需要增加上山数目,例如:⑴生产能力大的厚煤层采区,或煤层辟集中联合准备采区;⑵生产能力较大、瓦斯涌出量也很大的采区,特别是下山采区;⑶运输上山和轨道上山均布置在底板岩层中,需要探清煤层情况,或为提前掘进其他采区巷道的采区。
增设的上山一般专做通风用,也可兼做行人和辅助提升用。增设的上山特别是服务期不长的上山,多沿煤层布置,以便减少掘进费用,并起到探清煤层情况的作用。根据煤层赋存条件,本设计采用多水平上山开采,上山选择两岩一煤布置。沿煤层底板开掘两条上山,上山在倾斜方向距离煤层25m,斜长700m,沿煤层顶板布置一条通风上山在煤层中,其中轨道上山采用串车提升,运输上山采用大倾角胶带机。五、区段平巷布置:采用三巷布置,其中沿煤层顶板布置的排放瓦斯巷相对回风平巷内错10—15m。在平巷里布置变电站、配电站、泵站、转载机等。六、联络巷道布置:`采区上山与区段集中平巷用溜煤眼相联系。七、采区车场形式选择:采区上部车场为顺向平车场,中部为甩车场,下部为顶板绕道式车场。采区上部平车场线路的特点是设置反向竖曲线,上山经反向竖曲线变平,然后设置平台,在平台上进行调运工作。根据轨道上山、绞车房及回风巷道的相对位置决定。采区中部车场一般为甩车场。由于是单翼采区和轨道上山布置在煤层底板岩层内,采区中部车场采用石门甩车场。八、采区主要断面支护方式:
机轨合一大巷采用锚喷支护,轨道上山采用砌碹支护,绕道及煤仓、绞车房、变电所等采用工字钢支护成砌碹支护。
二、采区的各个系统:
1、采区的运输系统:回采工作面→分层运输平巷→溜煤眼→运输集中巷→区段煤仓→盘区石门→大巷→主井井底煤仓→装载硐室→箕斗→地面。2、材料设备运输系统:井下所需材料设备由副井→井底车场→运输大巷→轨道上山→轨道集中巷→回风运料斜巷→各层回风平巷→工作面。3、通风系统:新鲜风流→副井→大巷→盘区石门→进风巷→运输集中巷→进风行人斜巷→分层超前运输平巷→工作面→分层回风平巷→回风运料斜巷→轨道集中巷→轨道上山→盘区回风大巷→风井→地面。
第三节 回采工艺
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回采工艺是人们根据回采工作面煤层的赋存条件,运用某种技术装备进行的生产方式,
在回采工作面进行破煤、装煤、运煤、支架及处理采空区等各种工艺。
回采工艺选择的原则:
a 尽可能使用机械化采煤,达到工作面高产高效。 b 劳动安全条件好。 c 煤炭损失少,回采率高。 d 材料消耗少,成本低。
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