第三章 采区巷道布置设计
第三章采区巷道布置设计
3-1 采区下山布置
3-1.1方案选择
根据二水平所在位置及地质情况，经过矿井多次研究提出两种方案：
方案I：在五2±0大巷距西下山150米处向下布置两条下山300米，然后采用片盘式布置，向西前进式回采至井田边界，斜巷采用双钩串车提升，大巷采用夹线式电机车运输，总回巷布置在五2±0大巷煤柱中。此方案的优点是：初期工程量小，工期短，投资少，见效快，可以探明深部煤层赋存情况。缺点是：煤柱损失大，回采率低，巷道维护费用大，采掘不能形成独立的通风系统，需采用串联通风，在向前推进时，遇地质变化带时改造困难，造成采掘接替紧张。
方案Ⅱ：采用采区式布置
即将该水平划分四个采区：东一三采区、西二四采区，二采区在距五
200米处布置两条下山，落差至－200米水平，采区走向长2西下山
1200米，倾斜长700米，四采区在距五2西下山1500米处布置两条下山落差至－200米水平，然后由下向上布置采面进行回采，斜巷采用皮带运输。
此方案优点：生产系统比较完善、简单、合理，采区生产能力大，采掘相对独立，便于管理，斜巷运输人员少，运输能力大。
缺点：初期工程量大，工期长，下部资料不详，直接落底风险性大，每个采区都要布置一个独立的生产系统。
根据两种方案比较，由于现矿井采掘接替比较宽松，初选第二种方案，其首采区为二采区，本次设计即为二采区设计。
3-1.2 采区下山
根据采区地质情况及采面布置情况，该采区布置两条下山，布置在采区中间即距五2西下山200m处，两条下山均沿煤层底板布置在煤层中，一条运输下山作采区运输、进风用；另一条轨道下山，作采区行人、回风、运料用，两条下山间距40m。
采区下山采用锚喷支护，设计断面9.0m2，巷道形状采用圆弧供形。
3-1.3采区车场
在采区上部充分利用一水平±0大巷车场，在轨道平台设计一顺向平车场，采区中部、下部设计为甩车场。
3-1.4采区总回风巷
布置在煤层中，距五±0大巷以下110m处，开口于轨道下山，向东与东下山贯通。
3-1.5 区段平巷布置
为了减少煤柱损失，提高煤炭回收率，设计采用沿空掘巷方式布置采面机风巷，采用单巷布置，根据五2煤层顶底板岩性，设计机风巷沿走向布置在煤层中，距采空区边缘2-5m。
3-1.6 采区硐室
采区变电所：在轨道下山与运输下山之间距五±0大巷250m处700米处布置分别采区变电所，变电所长度40米，锚喷支护，断面
10.5m2。
煤仓：在距运输下山以东70m处五2±0大巷设计一个采区煤仓。煤仓容积80m3，采用混凝土浇筑。
水仓：在采区下部设计水仓泵房，水仓容积按10小时正常涌水量计算，容积为1000m3，采用砌碹支护，断面6.4m2，泵房按安装5台排水泵设计，长度35米，采用砌碹支护，断面13m2。
绞车房：在轨道下山上部与±0大巷交叉口处设计绞车房，绞车房设计按安装1.6m进行设计，长度10米，采用砌碹支护，断面18m2。
3-5 采区主要生产系统
3-5.1、采区通风系统
采区通风采用一进一回，既由采区皮带下山作为进风巷送往各采掘、硐室等用风地点后，进入采区轨道回风下山，然后进入采区总回风巷。
采区风量设计
该采区所采五2煤为低瓦斯煤层，瓦斯相对涌出量为4.1m3／t，采区内布置一个采煤工作面，两个掘进工作面，三个独立通风的机电硐室，根据各工作地点所需风量，确定采区总进风量。
1、采煤工作面所需风量
①按工作面同时工作最多人数计算：
Q采＝4N＝4×60＝240m3／min
②按一次爆破的最大炸药量计算：
Q采＝25A＝25×5＝125m3／min
③按瓦斯涌出量计算：
Q采＝100qK＝100×0.9×1.5＝135m3／min
根据计算：采煤工作面风量Q采取250m3／min
按风速效验0.25≤V≤4 （m／s）
V小＝ Q/S ＝ 250/4 =62.5m3／min=1.04m／s
V大＝ Q/S ＝250/3 ＝83.3m3／min＝1.4m／s
根据效验符合规程要求，为此采面风量Q采为250m3 ／min 上述公式中：
N－采煤工作面同时工作最多人数人
A－工作面一次爆破的最大炸药用量 kg
q－瓦斯绝对涌出量 m3／min
K－风量备用条数取1.5
2、掘进工作面所需风量：
①按工作面同时工作最多人数计算：
Q掘＝4N＝4×8＝32m3／min
②按一次爆破炸药量计算：
Q掘＝25A＝25×4＝100m3／min
③按瓦斯涌出量计算：
Q掘＝100qK＝100×0.1×1.5＝15m3／min
④按局部吸风机实际吸风量计算：
Q掘＝Q通I＝200×1＝200m3／min
式中：
Q通——局部通风机实际吸风量，掘进工作面采用DKJ65－5.6型局扇，其吸风量为200m3／min。
I ——一个掘进工作面同时工作的通风机台数
根据计算掘进工作面风量Q掘＝200m3／min
按风速效验：0.25≤V≤4 （m／s）
V= Q/S = 200/7.5 =26.7m3／min=0.44m／s
根据计算符合规程要求，掘进工作面风量：Q掘=200m3／min。
3、硐室风量：
该采区共有独立通风硐室三个，一个变电所，一个泵房，一个绞车房，一个消防材料库根据经验数值，每个硐室所需风量为 60m3／min。
4、采区总进风量：
Q＝Q采＋2Q掘＋4Q硐
＝250＋2×200＋4×60
＝890m3／min
四、采掘工作面及硐室通风
采煤工作面采用机巷进风、风巷回风的全负压通风，通风路线：五2±0大巷→运输下山→机巷→采面→风巷→轨道下山→采区总回风巷
掘进工作面采用局部压入式通风，回风直接进入回风下山，通风路线：运输下山→掘进工作面→轨道下山→采区总回风巷采区硐室均设在进风流中，风量由调节风门控制。
（附通风系统示意图）
五、局部通风设备的选择：
根据计算掘进工作面配风200m3／min，选用DKJ65－5.6型局部通风机，电机功率2×15KW。
六、通风设施及构筑物
采区通风设施主要有双向风门、调节风门、风桥等。设计在轨道上部车场、下山联络巷均设双向风门，在采区变电所、车房、水泵房等硐室的回风道处均设调节风门。在采面回风巷与皮带下山交叉处设
置风桥。
3-5.2运输系统
3-5.2.1运煤系统
采面→机巷→五2二水平运输下山→合车上山→合车平巷→煤仓→五2±0大巷→五2西下山→五2169大巷→北山主井→地面
3-5.2.2运料系统
南山主井→南山主石门→五2169大巷→五2西下山→五2二水平轨道下山→采面风巷→采面
3-5.2.2、工作面运输设备的选择：
采区煤层倾角160，为缓倾斜煤层，工作面采用刮板运输机，工作方式为打眼放炮落煤，选用40TX可弯曲刮板输送机一部（配用电机40KW）
3-5.2.3机巷运输设备的选择
采面机巷长2000m，采用选用40TX可弯曲刮板输送机一部长60m，SPJ－650型皮带机两部，每部长450m。
技术特征：运输能力200t／h 带速2.0m/s 出厂长度120m，刮板链：节距800mm，链速0.64m／s，刮板间距640mm，破断拉力≥216KN，电动机型号BJQO 71－4型，功率22KW，电压660V；中部槽尺寸：2500×610×264，生产厂家：南京煤机厂。
3-5.2.4运输下山设备选择
倾角16 ，运输距离720m，选用SD－44X型皮带机2部。
技术特征：运输能力200t/h；运输长度150~450m；带速1.6m/s；带宽650mm；适用倾角4－18 ；配用电机型号JDSB－22型；电机功率22KW，电压660V；机头外型尺寸：4900×1622×1348
3-5.2.5轨道设备选型
倾角16 ，运距532m。
选用18kg轨道，轨距600mm。
选用JTB1.2×1.2－24型单滚筒绞车。
技术特征：滚筒直径1.2m，滚筒宽度1.2m；最大静张力29.4KN；钢丝绳直径20mm，绳速1.84或2.5m/s；传动比20；电机功率130KW，绳容量810m；外型尺寸1300×2540×2500，重庆矿山机器厂。
3-5.3、排水系统
基本数据：根据矿井五2±0采区涌水情况，推断下山采区的正常涌水量30m3/h，最大涌水量为70m3/h，矿井水的PH值7－8，采区开口标高±0m，泵房底板标高－300m，垂深300m。
（一）水泵的选型计算
1、正常涌水量时水泵必须的排水能力
Q B＝24QH╱20＝36m3 /h
Q——正常涌水量 30m3 /h
《规程》规定，煤矿主要排水设备必须有工作、备用和检修的水泵，其中工作水泵的总能力在20小时内排出矿井24小时的正常涌水量。
2、最大涌水量时水泵必须的排水能力
Q B＝24Q/20max =27×70/20 =84m3 /h
3、水泵扬程的估算
H =K（Hp＋Hx）
H －排水高度 200m
Hp －吸水高度取3.5m
K－管路损失系数，倾角在14－20 之间，取1.32
K =1.32×(200+3.5)＝268.62
4、水泵的型式、级数及总台数的确定
根据Q 、H 及矿井水的PH＞5，从设备手册中选取水泵型号D85－45×7
其性能参数：流量：85m／s，扬程：315m，电机功率：125KW，型号YB315S－2。
按规程要求选用3套D85－45×7型水泵。
（二）管路的选择计算
1、排水管趟数的确定：
根据《规程》规定，必须有工作和备用的水管，工作和备用水泵的总能力应能配合工作和备用水泵在20小时内排出24小时的最大涌水量，按此原则，排水管路确定敷设两趟，任意一台泵可以用任意一趟排水管路。
2、管材的选择
一般情况，当压力大于10kg/cm 时，选用焊接钢管或无缝钢管，排水压力大于10kg/cm 时，选用无缝钢管，该采区最大压力为20kg/cm ，因此选用无缝钢管。
3、管径的计算
排水管与吸水管中的经济流速，一般
V =1.5－2.2m/s
V =0.8－1.5m/s
所选水泵的额定流量为：85m 3/h
排水管路内径最小值：116mm
吸水管内径最小值：=142mm
查手册选排水管外径φ139mm，壁厚7mm，内径(φ125mm)；
吸水管外径φ164mm，壁厚7mm，内径(φ150mm)。
泵房、水仓及排水管路的敷设
（三）、水仓
水仓应具有主仓和副仓，以便轮换清理。
水仓总容量按《规程》要求不小于4小时采区正常涌水量，本设计按6小时正常涌水量计算：
V＝6×30＝180m
主仓设计30m，副仓20m，共50m。
水仓断面：S＝V/L＝180/50＝3.6m
选取水仓断面为4.0m 。
（1）、泵房
1、泵房尺寸的计算
泵房长度：L=n z l i +A(n b+1)
n －泵房内水泵台数 l －水泵基础台的长度3m
A－基础台之间的距离取2m
L=3×3+2(3+1)=17m
泵房宽度：B=b j+b k+bc
b －水泵基础台宽度1.0m
b －水泵基础台边到轨道侧墙壁侧的距离1.5m
b －水泵基础台到近壁侧的距离取0.5m
则B＝1.0+1.5+0.5＝3m
泵房高度：根据水泵高度及排水管路架设，泵房设计高度2.6m。
3、泵房主要附属设计：
泵房内的电缆采用明设，40＃扁铁做成电缆钩，悬挂高度不低于1.6m。泵房内设有运输轨道。
每台泵上方有5吨的工字钢起重梁。
每台泵有单独的吸水小井，直径1.2m，深4m，并低于水仓底板1m，水井盖板选用2mm厚的钢板。
3-5.4、供电系统
一、采面供电选择
1、采面负荷量
采面SGW－40型刮板机一部，40KW
机巷SGD－20B型刮板机二部，22×2＝44KW
皮带机二部，30×2＝60KW
综合保护一台，信号综合保护一台，2×2.5＝5
斜巷皮带二部，40×2＝80KW
合车皮带一部，22KW
调度绞车一部，11KW
2、电缆选择
整个采面选择两趟电缆供电，一趟供采面机巷，供电距离800m。
负荷量：40＋44＋60＋5＝149KW
采区电压等级660V，每千瓦按1.2安个电流计算
容许电流：149×1.2＝178.8安
根据计算选择70mm 的主蕊线截面橡套电缆，其长期容许电流为215
安，型号U－1000
线路的电压损失：
电阻R＝0.267×800/1000 =0.214Ω
电压损失△u=PR/U=149×0.214×1000 =48.3V 电压损失低于63V，可以使用。
第二趟线路供皮带下山、合车、轨道绞车
供电距离600m
负荷量：80＋22＋11＝113KW
电压等级660V，每千瓦按1.2安个电流计算
容许电流113×1.2=135.6A
根据计算选择50mm 的橡套电缆，其长期容许电流173安。型号：U
－1000
电阻R＝0.38×600/1000 =0.228Ω
电压损失△u x=PR/U =113×0.228×1000=39V 低于63V，可以使用。
3、变压器的选择
采面负荷：149＋113＝262KVA
选用一台315KVA变压器
选用DB －66型隔爆配电开关
二、掘进泵房供电
1、负荷总计：
11千瓦风机两台：11×2＝22KW
2.5千瓦煤电钻两台：2.5×2＝5KW
125千瓦水泵1台：125KW
22＋5＋125＝152KW
2、电缆选择
第一趟掘进用电缆的选择
负荷量：27KW
满负荷时允许电流：27×1.2＝32.4KW
根据计算，选用35m 的U－1000橡套电缆600m。
R＝600×0.552／1000＝0.331
电压损失：△U=PR/U= 27×0.331×1000 =13.5V
电压损失低于63V，可以选用。
第二趟泵房用电缆的选择
负荷量：125KW
充许电流：125×1.2＝150KW
根据计算，选用50m 的橡套电缆300米，型号U－1000
电阻：R＝300×0.38／1000＝0.114
电压损失：△Ux ＝PR/U ＝150×0.114×1000 ＝25.8V 低于63V，可以选用。
3、变压器的选择
负荷总量：125＋27＝152KVA
选用KST－180／6变压器一台。
二、采区变电所
1、位置
设计在两条下山之间，距±0大巷500m处与两条下山连通。
2、变电所布置要求
⑴设有外开的防火铁门，门高2m，宽1.8m，门上装设便于调节的通
风孔，门内加设外开的铁栅栏门。
⑵硐室内设置两台以上灭火器和2立方以上来灭火砂。
⑶变电所内地面标高比该连接处下山底板高出0.5m。
⑷变电所内电缆采用明设，用扁铁做成五个位置的电缆钩，悬挂高度不低于1.6m。
⑸变电所内设置变压器两台，高压配电开关两台，350开关4台，漏电继电器2台。
3、变电所尺寸设计计算
根据《规程》规定，硐室内设备与墙壁之间应留0.5m以上的通道，各种设备相互之间应留0.8m以上的通道，根据变电所内设备布置情况，设计变电所长度18m，宽度2.6m，高2.4m，采用砌碹支护。
3-6 采区开采顺序
采区开采顺序采用左右跳采采，先西翼，后东翼，首采工作面为：22040；接替采面依次为：22020→22150→22160→22130→22140→22110→22120→22090→22100→22070→22080→22050→22060→22030采煤工作面。
[]煤矿开采学课程设计指导书安全工程专业
《矿井开米》课程设计 设计指导书 河南理工大学安全科学与工程学院 2013年1月 说明 一、本设计为采区设计，本大纲参照一般实际采区设计，说明书编制章节的顺序，结合教学要求进行编制，仅供本次课程设计作为内容提要和说明书章节编制顺序参考用。 二、当煤层倾角为近水平时，“采区”名称可称为“盘区”或“带区”（倾斜长壁法）
刖言 一、目的 1、初步应用《矿井开采》课程所学的知识，通过课程设计加深对《矿井开采》课程的理解。 2、培养安全工程专业学生的动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。 3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸打基础。 二、设计题目 老师给你们的题目。 三、设计内容 第一章米区地质特征 第一节采区概况 采区位置、境界、开采范围，与邻近采区关系，与地面关系、采区内煤系产状，可采层厚度等。第二节地质情况及可采煤层情况 采区地质构造、开采煤层特征（厚度、倾角、煤质、夹石、层间距、顶底板岩石特征等）、瓦斯、煤尘、煤的自燃性，井上下及采区水文地质条件，上部及浅部开采情况等。 第三节米区储量 说明：本节可以采用列表的形式 米区储量计算表
第二章采区生产能力及服务年限 第一节采区生产能力的确定 采区生产能力根据地质条件、煤层生产能力、机械化程度和采区工作面接替关系等因素确定，当用综采时，一般为80?120万t/a ;高档时，一般为50?90万t/a ;普机时（包括高档）一般为40?75万t/a ;炮采时，一般为10?50万t/a。第二节采区服务年限 为了保证采区均衡生产，采取服务年限应在3?5年以上比较合理。 第三章采区巷道布置 第一节采区巷道布置方案的选择 一、采区上（下）山的位置、数目和用途，采区联合形式； 二、区段平巷的布置方式（有无煤柱护巷、数目、位置、是否设集中巷及集 中位置等）； 三、煤层间、厚煤层分层间的联系方式； 四、采区上、中、下部车场型式选择。 第二节采区生产系统综述 运煤、运料及徘矸、通风、行人、动力供应（包括电力和压风）排水、等系统 第三节采区回采工作面配备和生产能力验算 一、计算回米工作面产量； 二、确定采区内同时回采工作面数目；
采区巷道方案设计
采区巷道方案设计 一、采区设计的内容 （一）采区设计说明书 （1）采区位置、境界、开采范围及与邻近采区的关系；可采煤层埋藏的最大垂深，有无小煤窑和采空区积水；与邻近采区有无压茬关系（2）采区所采煤层的走向、倾斜、倾角及其变化规律、煤层厚度、层数、层间距离、夹矸层厚度及其分布，顶底板的岩石性质及其厚度等赋存情况及煤质。瓦斯涌出情况及其变化规律，瓦斯涌出量及确定依据；煤尘爆炸性，煤层自然发火性及其发火期；地温情况等。水文地质：井上、下水文地质条件；含水层、隔水层特征及发育情况变化规律；矿井突水情况、静止水位和含水层水位变化；断层导水性；现生产区域正常及最大涌水量，邻近采区周围小煤窑涌水和积水情况等。煤层及其顶底板的物理、力学性质等。 （3）确定采区生产能力，计算采区储量（工业储量、可采储量）和高级储量所占的比例，计算采区服务年限并确定同时生产的工作面数目。 （4）确定采区准备方式。区段和工作面划分、开采顺序，采掘工作面安排及其生产系统（包括运煤、运料、通风、供电、排水、压气、充填和灌浆等）的确定。当有几个不同的采区巷道准备方案可供选择时，应该进行技术经济分析比较，择优选用。 （5）选择采煤方法和采掘工作面的机械装备。 （6）进行采区所需机电设备的选型计算，确定所需设备型号及数量，
区信号、通讯与照明等。 （7）洒水、掘进供水、压气和灌浆等管道的选择及其布置。 （8）采区风量的计算与分配。 （9）安全技术及组织措施：对预防水、火、瓦斯、煤尘、穿过较大断 层等地质复杂地区提出原则意见，指导编制采煤与掘进工作面作业 规程编制，并在施工中加以贯彻落实。 （10）计算采区巷道掘进工程量。 （11）编制采区设计的主要技术经济指标：采区走向长度和倾斜长度、区段数目、可采煤层数目及煤层总厚度、煤层倾角、煤的容重、 采煤方法、主采煤层顶板管理方法、采区工业储量和可采储量、 机械化程度、采区生产能力、采区服务年限、采区采出率和掘进 率、巷道总工程量、投产前的工程量。 （二）采区设计图纸 设计图纸一般包括：地质柱状图、采区井上下对照图、煤层
采区巷道布置设计
采区巷道布置设计 说明书 专业班级： 学生姓名： 学生学号： 指导教师： 设计时间：2014.10.20～2012.10.26 设计成绩： 工程技术学院
呼伦贝尔学院工程技术学院 采区巷道布置设计课程设计任务书姓名：专业：采矿工程班级： 指导教师：职称： 教授高级工程师 课程设计题目： 已知技术参数和设计要求： 根据大雁矿务局第三矿煤矿北二采区的地表条件、地质构造、煤层赋存状态等资料对该采区进行模拟设计。 北二采区走向长度3000m，倾向长度1200m，倾角7°-12°,平均倾角11°，北二采区设计生产能力为5Mt/a。本设计为一矿一井一面生产。开采标高为+350-+121m。 所需仪器设备：尺子、图版等绘图工具 成果验收形式：说明书手稿、打印稿及电子版 参考文献： 《煤矿安全规程》、《煤炭工业设计规范》、《煤炭开采设计》、 《采矿学》、《矿山机械》、《煤矿电工学》、《矿山压力极其控制》、 《采矿工程师手册》 时间 安排 指导教师：教研室主任： 年月日
工程技术学院 采区巷道布置 课程设计成绩评定表 专业： 采矿工程 班级： 学号姓名： 年 月 日 课题名称 大雁第三矿煤矿北二采区采区巷道布置设计 设计任务与要求 见《采区巷道布置设计》教学大纲 指导教师评语 建议成绩： 指导教师： 课程小组评定 评定成绩： 课程负责人：
前言 巷道是连接一个矿井地面与地下的交通要道，它担负着全矿井的运输，行人，通风等所有重大任务，是一个矿井的根本。学完《井巷工程》，《矿井通风与安全》，《采矿学》等课程后，我们对于巷道有一个初步的认识，为了增加我们的感性认识，加强动手能力，紧密理论与实际的联系而进行的这次课程设计，并以此来培养学生运用所学知识处理生产所遇的实际问题的能力，培养学生正确的思维方式和工程技术人员应具备的基本技能。 本次设计是根据老师给我们的大雁三矿北二采区的资料为基础而进行的。通过本次设计我们将完成以下任务：采取概况，采区巷道布置方案选择，采区生产系统，采区主要经济技术指标等。通过此次实习，我们应该掌握采区巷道布置设计的初步方法。本次设计是在参考了《井巷工程》《矿井通风与安全》《采矿学》《煤矿安全规程》等资料设计而成，由于受水平和时间限制，本次设计有很多不足之处，恳请老师指正。
最新采区及采掘工作面防突设计编制题纲资料
一、采区防突专项设计 （一）采区瓦斯地质概况 1. 地质构造及煤层赋存情况 煤层赋存条件及其稳定性、煤的结构类型及工业分析、煤的坚固性系数、煤层围岩性质及厚度、水平（采区）煤层（附综合柱状图说明）、可采储量、地质构造类型及特征、断层与火成岩分布、水文地质情况。 2. 瓦斯赋存情况 分煤层瓦斯含量及瓦斯成分、瓦斯压力、瓦斯放散初速度等原始参数、钻孔穿过煤层时的瓦斯涌出动力现象、邻近区域瓦斯地质情况。 （二）采区设计说明 1. 采区巷道布置 2. 采区供电、运输、行人等生产系统 3. 煤层开采顺序、采煤工艺、工作面接替顺序等 （三）通风系统说明 通风系统必须独立可靠。 （四）防突设施（设备）设置 （五）防突设计 1. 区域综合防突设计 （1）区域预测情况 说明区域预测（开拓前预测）的方法、临界值及区域划分结果等。 （2）区域防突措施 ①开采保护层 保护层的选择、沿走向及倾斜的保护范围及抽采被保护层瓦斯的方式等。 ②预抽煤层瓦斯 预抽煤层瓦斯的方式选择、钻孔控制范围、钻孔参数设计、封孔要求等。
（3）确定区域效果检验的方法 开采保护层、预抽煤层瓦斯的效果检验方法的选取，临界值的确定，检验区域内钻孔分布设计。 （4）确定区域验证的方法 石门揭煤、煤巷掘进工作面和采煤工作面进行区域验证的方法的选取及临界值的确定。 2. 局部综合防突设计 （1）确定工作面预测方法 采用的临界值、最小预测超前距等。 （2）工作面防突措施工程设计 石门和立井、斜井揭穿突出煤层的专项防突设计、煤巷掘进和采煤工作面的专项防突设计。 （3）确定工作面效果检验方法石门及其他揭煤工作面、煤巷掘进工作面、采煤工作面防突措施效果检验方法的选取及钻孔的布置及临界值的确定。 （4）安全防护措施 采区避难所设置、反向风门、挡栏、远距离爆破措施、压风自救系统等。 3. 首采面防突工程量 主要通风系统、瓦斯治理巷道工程量，各类钻孔工程量等。 （六）监控系统、传感器设置 （七）抽采系统设计（抽采系统、瓦斯计量安设） （八）附图 1. 瓦斯地质图 2. 采区巷道布置平、剖面图 标明瓦斯治理巷道，并要反映钻场、钻孔布置参数等。
矿山压力与岩层控制的课程设计
目录 摘要 (3) 1 课程设计的目的 (3) 2 对采场矿山压力影响因素的探讨 (3) 2.1 生产条件对采场矿山压力的影响 (4) 2.2 生产工艺过程对顶板下沉速度上的影响 (4) 2.3工作面推进速度对矿山压力的影响 (4) 2.4 开采深度对矿山压力的影响 (4) 2.5 支护材料及顶板管理方法对矿山压力的影响 (5) 3 矿山压力的各种控制措施 (5) 3.1 支架和围岩的相互关系 (5) 3.2 巷道矿压控制方法及原理 (6) 3.3 冲击地压压及其控制 (6) 4 结论 (6) 参考文献 (7)
正文 摘要：通过对采场矿山压力呈现规律的研究,总结了对采场矿山压力的6种影响因素:自然条件的影响、开采深度的影响、生产条件对采场矿山压力的影响、工作面推进速度的影响、支护材料及顶板管理方法对矿山压力的影响、采空区处理方式对采场压力产生的影响。掌握对采场矿山压力的影响因素,对控制顶板具有非常大的意义。介绍了对采场矿山压力假说的探讨,提出了对软顶板、厚煤层顶板管理的建议。 关键词：矿山压力控制研究 1课程设计的目的 《矿山压力与岩层控制课程设计》是安全专业主干的课程的一个重要事件环节。通过课程设计使学生了解和掌握矿山压力与岩层控制的研究方法，加深对课程知识的理解，为以后得毕业设计及矿压理论研究奠定基础，使学生具备运用该方法解决安全工程实际问题的能力。 2 对采场矿山压力的影响 2.1 生产条件对采场矿山压力的影响 采面矿山压力与采高控顶距的关系。直接顶下沉量应符合或接近于岩层整体移动曲线。由于L远大于S0,因此岩层移动曲线可近似于直线,控顶距为R处的顶板下沉量SR与岩层最终下沉关系值为:SR/R=S0/L,因此: SR = S0/L×R,SR=1/L×[(kp -kp’)/ (kp -1)]×m×R,令:1/L×[(kp -kp’)/ (kp -1)]=η,则S=ηmR。因此,
潘一矿采区巷道布置设计
潘一矿采区巷道布置设计 第1章采区概况 潘一矿是淮南矿业集团主力矿井之一，1983年投产，设计生产能力3.0M t/a，经过技术改造，2005年核定生产能力4.0M t/a，矿井可采和局部可采煤层13层。其中13—1煤层是矿井目前的主采煤层，平均厚度4.5米。煤层结构复杂，顶底版一般为泥岩或沙子泥岩，遇水易泥化。矿井投产以来，先后采用普通综采和综采放顶煤工艺开采13—1煤层 。由于普通综采采高较低，13—1煤层不能一次采全高，开采效率低，难以实现高产高效，综采放顶煤开采虽然可以一次采全高，但煤炭灰分较大，不能适应煤炭市场需求，且放顶煤开采影响工作面推进进度，制约生产能力的提高，另外综采放顶煤开采采空区留有余 第一节煤系及煤层 石炭、二叠系为本区煤系地层，共有可采煤层14层，总厚度为27.67m。自上而下分别为1、3、4-1、4-2、5-2、6-1、7-1、8、11-2、13-1、16-1、16-2、17-1及18煤，其中13-1煤层为本采区主要可采煤层。 第二节采取内地质构造 该采取根据地质勘探和邻近采区揭露的资料看，无较大的断层和明显的褶曲构造，对井下开采无明显的影响，构造尚属简单。 第三节煤层要素及顶底板特征 所开采的C组13-1煤层：平均厚度4.49m，煤的密度为1.34t/ m3。为较稳定煤层，无夹矸，煤质中硬，结构简单，高瓦斯。 顶底板特征见下表： 顶板名称岩石名称厚度 （m） 岩性特征 伪顶页岩0.15灰黑色，多植物化石，局 部赋存
直接顶粉砂岩 2 - 4粉粒砂岩，不稳定 基本顶中细砂岩 6 - 10灰-灰白色细砂岩粒，较厚 第四节采煤方法和采煤工艺及劳动组织 根据煤层赋存条件，在13-1煤层中，本采区采用后退式走向长壁一次采全高综合机械化采煤方法回采。初放期间采高为3m以内，正常回采期间为3.5-4.5m.工作面最大控顶距3.5m，最小控顶距2.3m,面积为13.5m2,三角煤根据情况采用炮采或丢弃方式处理。工作面总体沿走向推进。 采煤工艺及劳动组织见下表： 工艺流程斜切进刀→打三角煤→割煤→移架→推溜→斜切 进刀 进刀方式端头斜切进刀，双向割煤，煤机往返一次进两刀 劳动组织采用“三八”制作业，中班检修，早、夜班生产 第2章采区及巷道布置 第1节采区形式及工作面划分 根据采区的走向长度和产量要求及采区的基本情况，将采区设计 为采取上山在后面（即井底车场一侧）的单翼开采形式。将采区五个区段，每个工作面推进长度为1500m,区段斜长为180m,护巷煤柱宽为15m。 第2节采区车场形式及采区上下山布置 根据采区的基本情况和生产需求，采区的井底车场采用立井折返式井底车场，上部和中部均采用单甩顶板绕道式车场，下部车场为顶板绕道式下部车场。井底车场设在采区东部。
采区巷道布置方案比较
采区巷道布置方案 一、采区位置、边界及范围 石壕矿四采区位于陇海铁路以南区域，采区北部边界以陇海铁路煤柱为界，东、西及南部边界为矿井边界。该区域走向NW～SE，倾向NE，走向长1.3～2.4km，倾斜宽0.55～1.85km，面积为2.3119km2。 二、采区储量及服务年限 根据二1煤层底板等高线及资源储量估算图，经统计：四采区可采储量为：781.5万吨。采区生产能力按60万吨/年，服务年限为9.3年。 三、采区巷道布置方案及比较 根据郑州设计院2011年11月编制的《河南大有能源股份有限公司石壕煤矿南风井工程初步设计》，四采区按单翼采区进行布置，将采区上、下山巷道布置在陇海铁路南侧煤柱线内，以减少煤柱损失。 +200m水平南翼轨道运输大巷与四采区回风巷（直接与南翼回风井相连）向南延伸进入铁路以南区域后，四采区即分为上下山开采，本设计考虑先采上山部分，后采下山部分。采区上、下山巷道分别按二条考虑，即轨道上、下山和皮带上、下山。设计考虑便于回采巷道与准备巷道连接，并根据矿方实际生产经验，将采区轨道上、下山布置在煤层底板距煤层15m的岩层中或布置在煤层顶板距煤层5～10m 的大占砂岩中，作辅助提升和回风巷；皮带下山沿二1煤层顶板布置在二1煤层中，作主提升和进风巷。采区中部设置一条胶带运输大巷，布置在二1煤层底板距煤层约20m的岩层中，并通过二采区胶带下山延伸段、二采区集中运煤巷与主井底煤仓相连。
综合考虑上述因素，结合石壕矿四采区所处位置以及目前矿井实际生产情况，本设计筛选出三个采区巷道布置方案，现分述如下：方案一（轨道下山分段，沿底布置）： 设计综合考虑采区运输、通风需要、准备巷道与回采巷道的联接关系，将四采区轨道上山布置在北侧并布置在煤层底板中，皮带下山布置在南侧并布置在煤层中。 四采区下山部分分为两段施工，在+80m水平设置辅助水平，并布置一个中部水仓、泵房，四采区轨道下山上、下段均布置在北侧并布置在煤层底板中，皮带下山上、下段均布置在南侧并布置在煤层中，其连接处与胶带运输大巷之间设置一个采区缓冲煤仓。 轨道下山上段通过上部车场与-200轨道大巷相连，通过回风联络巷与四采区回巷相连。皮带下山上段的上部与四采区皮带上山连通，下部通过采区煤仓与胶带运输大巷连通；皮带下山下段亦通过采区煤仓与胶带运输大巷连通。 在四采区最下部再布置一个下部水仓、泵房。采区变电所、采区避难硐室均布置在四采区下山的上部车场附近。 方案二（轨道下山分段，沿顶布置）： 四采区轨道、皮带上山布置同方案一，四采区轨道、皮带下山布置的位置也同方案一，轨道下山上、下段布置在煤层顶板距煤层5～10m的大占砂岩中。 方案三（轨道、皮带下山不分段，沿底布置）： 四采区轨道、皮带上山布置同方案一，四采区下山部分不分段，采区轨道、皮带下山直通采区下部边界附近，在采区下部布置一个水仓、泵房。采区皮带下山中部通过煤仓与胶带运输大巷连通，并布置一个采区中部车场将胶带运输大巷与轨道下山连通。采区皮带下山需
矿井开采课程设计—终结版
《矿井开采》课程设计 说 明 书 姓名： 班级： 学号：
目录 前言 第一章采区巷道布置 第一节采区储量与服务年限 第二节采区内的再划 第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统第二章采煤工艺设计 第一节采煤工艺方式的确定 第二节工作面合理长度的确定 第三节采煤工作面循环作业图表的编制 附表
前言 一、目的 1、初步应用《矿井开采》课程所学的知识，通过课程设计加深对《矿井开采》课程的理解。 2、培养安全工程专业学生的动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。 3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸打基础。 二、设计题目 设计条件： 井田境界：采区倾斜长度2800m；采区走向长度1060m； 采区境界：采区倾斜长度700m；采区走向长度1060m； 8号煤层：煤层厚0.55-2.60m，平均1.39m。顶板为砂质泥岩，底板以砂质泥岩为主，地面标高+1210m~1480m；煤层埋藏稳定。（柱状图中的84煤层）煤的容重γ=1.5t/m3。煤质中硬偏软，坚固性系数f=1.0～2.5。 =200m3/h。矿井最大涌水量Q大=4矿井开采技术条件：矿井正常涌水量Q 正 30m3/h。瓦斯相对涌出量q=12.5m3/d·t；煤尘有爆炸性，无自然发火倾向。84号煤为低灰-高灰、特低硫-高硫贫煤，生产能力30万吨 三、课程设计内容
第一章采区巷道布置 第一节区储量与服务年限 1、采区生产能力选定为30万t/a 2、采区的工业储量、设计可采储量 (1) 采区的工业储量 Z g=H×L×m× γ ………………………………………(公式1-1) 式中：Z g---- 采区工业储量，万t；H---- 采区倾斜长度，700m； L---- 采区走向长度，1060m；γ---- 煤的容重，1.50t/m3； m---- 煤层煤的厚度，为1.39米； Z g=700×1060×1.39×1.50=154.7万t (2) 设计可采储量 Z K=(Z g-p)×C ……………………………………………………(公式1-2)式中：Z K---- 设计可采储量, 万t； Z g---- 工业储量，万t； p---- 永久煤柱损失量，万t； C---- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。本设计条件下取80%。 P=30×2×1060×1.39×1.50+15×2×(700-30×2)×1.39×1.50=13.53万t P---- 上下两端永久煤柱损失量，左右两边永久煤柱损失量，万t； Z K=( Z g-p)×C=(154.7-13.53)×0.8=112.94万t (3)采区服务年限 T= Z K/A×K …………………………………………………………(公式1-3)式中：T---- 采区服务年限，a; A---- 采区生产能力，30万t； Z K---- 设计可采储量，112.94万t；
3 采煤方法及采区巷道布置
3 采煤方法及采区巷道布置 3.1 煤层地质特征 3.1.1 煤层赋存情况 采区内主要可采煤层为二叠系下统山西组二1煤和石炭系上统太原组一1煤。二1煤厚0～9.38m之间，平均厚度为2.70m。煤层倾角平均17°，煤层赋存稳定。一1煤厚0～4.41m之间，平均厚度为2.46m，煤层倾角与二1煤相近，煤层结构简单。 3.1.2 煤质与地质情况 1、煤质分析 采区内一 1 煤为中灰、低挥发分、高硫分、低磷分、高热值、中等软化温度灰、呈小块状及碎粒状的贫煤。二1煤为中灰、低挥发分、特低硫、低磷分、特高热值、较高软化温度灰、粉状贫煤。煤的抗碎强度特低，可磨性指数属易磨煤，CO2反应性较弱，高热稳定性，结渣性中等。 2、煤层顶底板 ①二1煤：煤层直接顶以中-细粒结构的大占砂岩为主，煤层底板以砂质泥岩和泥岩为主，局部含夹矸。 ②一1煤：煤层直接顶以砂质泥岩和泥岩为主，煤层底板以砂质泥岩、泥岩和石灰岩为主，煤层位稳定，结构简单，偶含1～2层夹矸。 3、水文地质 本区内水文地质条件尚属简单，主要充水因素有：二1顶板砂岩和断层破碎带裂隙淋水、一1石灰岩岩溶裂隙承压水和大气降水。全井田的正常涌水量465.46m3/h，最大涌水量为805.25m3/h。 3.1.2 煤层瓦斯、自燃、发火特征 ①一 1 煤层只有一个孔取到瓦斯样，瓦斯资料没有或较少，勘探报告没有评 述。二 1 煤层瓦斯含量0.093～17.391 m3/t2daf，平均5.354 m3/t2daf。 ②本区二 1煤火焰长度为5mm，加岩粉量为10%，二 1 煤层的煤尘具有爆炸性。 一 1 煤未做煤尘爆炸性试验，根据邻区郜城井田试验结果：加岩粉50～55％，火 焰长度达25～30mm，一 1 煤层的煤尘具有爆炸性。 ③一 1煤自燃倾向等级属不自燃－易自燃，二 1 煤属不易自燃。 3.2 采区巷道布置及生产系统 3.2.1采区及首采区划分 根据矿井煤层及地质分布，本井田设计单水平开采，共划分为四个采区，其中二1煤上下山各一采区，一1煤上下各一采区。矿井首采区位于二1煤上山采
采区巷道布置.
5 采区巷道布置及回采工艺 本设计开采8煤层，前期采用中央并列式。根据整个矿井的地质情况，以及为了通风安全，前期，在靠近工业广场的附近布置工作面。后期采用两翼对角式通风，工作面再向井田边界方向布置。为了矿井达产，在南翼布置带区，在北翼布置采区。本设计主要进行采区的巷道布置，以及采区回采工艺的设计。 5.1 煤层的地质特征 本井田位于淮南煤田南部的阜凤与舜耕山逆冲断层之间，含煤地层总体构造形态为一走向北西、倾向北东、倾角一般在20°左右且局部有倒转现象的单斜构造。 本设计以整个矿井的煤为基础，而本设计主要开采8煤，采区的设计以8煤层为基础，巷道的布置也是用来开采8煤层。 5.1.1 煤层情况 8煤层：厚度2.43～17.66m，平均4.94m，下距7煤4.30m，可采系数100%，变异系数47%，为主要可采煤层，但厚度变化特征十分显著，井线以西大片地段厚度极为稳定，一般变化在3.50～4.00m之间，变异系数23%；井线以东厚度显著增大，一般变化在6～10m之间，变异系数56%，因此，全区8煤层变异数偏大，但仍以稳定为主。煤厚变化见图5-22，煤层结构简单～较复杂，一层夹矸率31%，二层夹矸率29%，其岩性为泥岩、炭质泥岩，煤层顶板砂岩及砂页岩互层，底板泥岩、砂质泥岩，属稳定煤层。 8煤层顶板及其上部岩层为一植物化石带，主要为羊齿、瓣轮叶、斜羽叶等，而以椭圆斜羽叶及栉羊齿富集为其特征。 5.1.2 煤层瓦斯含量 本井田部分主要可采煤层瓦斯含量最大值介于8.40～17.85m3/t之间，且甲烷成分一般在80%左右，由此表明本井田深部主要位于瓦斯带。总体来看，本井田同一煤层的瓦斯含量除有随深度增加而增高的趋势以外，还可能在局部形成瓦斯富集带，8煤层为富瓦斯煤层。 5.1.3 煤尘爆炸性和煤的自燃倾向 本井田各可采煤层均有煤尘爆炸危险，浅部煤尘爆炸指数30%～35%。各可采煤层均有自然发火倾向，发火期一般为3～6个月。 5.1.4 地温 根据九龙岗矿长观孔资料，本井田所在地区的恒温带深度为自地表向下垂深30m，相应的温度为16.8℃。 本井田地温梯度介于0.75～2.07℃/hm之间，其中东部高于西部，属地温正常区。总体来看，本井田地温具有深高浅低和东南略高于西北的变化特点。
采区设计(矿井通风系统)课程设计任务书(doc 6页)
采区设计（矿井通风系统）课程设计任务书 1、设计依据 给定矿井开拓系统和某一采区区域范围及煤层地板等高线图，矿井概况及生产情况，以及采区生产能力（产量）、瓦斯涌出量等条件，进行采区巷道布置及采区通风系统设计。 设计题目及资料来源 由具体指导老师确定。 2、设计内容 1）采区设计：采区巷道布置（采区上下山、主要进回风、运输巷道），回采巷道布置，回采工作面布置，明确巷道之间的联接关系；简单进行采煤方法、回采工艺设计； 2）采区（或矿井）通风系统设计：采区通风系统确定（要有相应的通风构筑物）、用风地点风量计算与分配（采用由内向外四算一校核的方法），计算采区巷道通风阻力。进行简单的矿井通风系统设计（通风机选型和工况点分析）。 3）安全工程设计【推荐选作】：瓦斯抽采设计、防灭火灌浆设计、注氮气设计、阻化剂设计等。 3、设计要求 完成采区通风系统设计说明书一份，采区巷道布置图，矿井（采区）通风系统图、网络图。（说明书和图纸格式按照学校毕业设计要求的格式完成） 4、提交材料 采区设计及通风系统设计说明书，采区巷道布置图，矿井（采区）通风系统图、通风网络图。（包括草稿、电子文档） 5、指导要求 设计主要分为两个内容：采区巷道布置和矿井（采区）通风设计。 本着今后实施“课程设计进行简单矿井通风设计，毕业设计进行有针对性的老矿井改造通风设计和侧重安全系统设计，加强学生能力培养”的教学计划改革探索，也为适应当前煤矿集约化开采体系的需求，使学生尽早熟悉矿井通风设计的方法，及时消化《矿井通风与空气调节》课中的矿井通风设计内容，本次设计可根据学生情况可适当要求进行简单的矿井通风系统设计（通风机选型和工况点分析）； 在制定设计题目时，原始CAD图纸给出水平大巷、井底车场及主要硐室等矿井开拓布置
采矿学课程设计
采矿学 课程设计说明书 设计题目: 助学院校: 自考助学专业: 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 2O 年月日
前言 采矿课程设计是采矿工程专业教学环节的重要一环。它是学生学过《井巷工程》、《采矿学》、《矿井通风安全》等课程，以及通过生产实习之后进行的。其目的是巩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、查阅资料的基本技能，为毕业设计奠定基础。 采矿课程设计是属于教学性设计，设计题目由指导教师拟定。学生应根据设计题目按照本大纲的要求，在规定的时间内认真、独立地完成计算、绘图、编写说明书等全部工作。 设计中要认真贯彻《煤炭工业技术政策》、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策。设计力争作到分析论证清楚、论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计成果达到较高水平。
目录 1 井田地质特征、矿井储量及设计生产能力 (1) 1.1 井田地质特征 (1) 1.1.1地层 (1) 1.1.2 构造 (2) 1.2 井田范围及储量 (3) 1.2.1 井田境界 (3) 1.2.2 井田储量 (4) 1.2.3 矿井的工业储量 (4) 1.2.4 矿井设计储量 (5) 1.2.5 矿井设计可采储量 (6) 1.3 矿井年储量及服务年限 (8) 1.3.1矿井工业制度 (8) 1.3.2矿井服务年限 (8) 2 井田开拓 (9) 2.1 井田内划分 (9) 2.2 开拓方案的选定 (9) 2.3方案经济比较 (10) 确定方案 (13) 3 采煤方法 (15) 3.1 选择确定采煤方法 (15) 3.2 采区巷道布置 (15) 3.2.1采区主要参数的确定 (15) 3.2.2煤柱尺寸 (16) 3.2.3采区上下山的布置 (16) 3.2.4回采巷道的布置 (16) 3.2.5联络巷的布置 (16) 3.2.6采区车场形式的选择 (16) 3.2.7采区硐室 (18) 3.2.8采区千吨掘进率、采区掘进出煤率及采区回采率 (18) 3.3 回采工艺 (19) 3.1.1综采工作面的主要设备 (20) 3.2.2工作面循环方式和循环作业图表的编制 (21) 参考文献 (24)
第三章 采区巷道布置设计
第三章采区巷道布置设计 3-1 采区下山布置 3-1.1方案选择 根据二水平所在位置及地质情况，经过矿井多次研究提出两种方案： 方案I：在五2±0大巷距西下山150米处向下布置两条下山300米，然后采用片盘式布置，向西前进式回采至井田边界，斜巷采用双钩串车提升，大巷采用夹线式电机车运输，总回巷布置在五2±0大巷煤柱中。此方案的优点是：初期工程量小，工期短，投资少，见效快，可以探明深部煤层赋存情况。缺点是：煤柱损失大，回采率低，巷道维护费用大，采掘不能形成独立的通风系统，需采用串联通风，在向前推进时，遇地质变化带时改造困难，造成采掘接替紧张。 方案Ⅱ：采用采区式布置 即将该水平划分四个采区：东一三采区、西二四采区，二采区在距五 200米处布置两条下山，落差至－200米水平，采区走向长2西下山 1200米，倾斜长700米，四采区在距五2西下山1500米处布置两条下山落差至－200米水平，然后由下向上布置采面进行回采，斜巷采用皮带运输。 此方案优点：生产系统比较完善、简单、合理，采区生产能力大，采掘相对独立，便于管理，斜巷运输人员少，运输能力大。 缺点：初期工程量大，工期长，下部资料不详，直接落底风险性大，每个采区都要布置一个独立的生产系统。
根据两种方案比较，由于现矿井采掘接替比较宽松，初选第二种方案，其首采区为二采区，本次设计即为二采区设计。 3-1.2 采区下山 根据采区地质情况及采面布置情况，该采区布置两条下山，布置在采区中间即距五2西下山200m处，两条下山均沿煤层底板布置在煤层中，一条运输下山作采区运输、进风用；另一条轨道下山，作采区行人、回风、运料用，两条下山间距40m。 采区下山采用锚喷支护，设计断面9.0m2，巷道形状采用圆弧供形。 3-1.3采区车场 在采区上部充分利用一水平±0大巷车场，在轨道平台设计一顺向平车场，采区中部、下部设计为甩车场。 3-1.4采区总回风巷 布置在煤层中，距五±0大巷以下110m处，开口于轨道下山，向东与东下山贯通。 3-1.5 区段平巷布置 为了减少煤柱损失，提高煤炭回收率，设计采用沿空掘巷方式布置采面机风巷，采用单巷布置，根据五2煤层顶底板岩性，设计机风巷沿走向布置在煤层中，距采空区边缘2-5m。 3-1.6 采区硐室 采区变电所：在轨道下山与运输下山之间距五±0大巷250m处700米处布置分别采区变电所，变电所长度40米，锚喷支护，断面
采区的巷道布置以及采煤工艺的设计项目计划书
采区的巷道布置以及采煤工艺的设计计划书 第一章 采（盘）区或带区巷道布置 第一节 采（盘）区或带区概况 第二节 采（盘）区或带区储量与服务年限 1. 采区（盘区）或带区生产能力， 150万吨/年 2.采区的工业储量,设计可采储量 γ???=M L H Z c 式中： C Z ——采区工业储量，万t ； H ——采区倾斜长度，1150m ； L ——采区走向长度，2400m ； M ——煤的厚度，M 1=3.5m ，M 2=6.0m ； γ——煤的容重，1.30t/m 3； 1c Z =1150×2400×3.5×1.3=1255.8万t 2c Z =1150×2400×6.0×1.3=2152.8万t C Z =1c Z +2c Z =1255.8+2152.8=3408.6万t C P Z Z c k ?-=)( 式中： k Z ——设计可采储量, 万t ； C Z ——工业储量，万t ； P ——永久煤柱损失量，万t ； C ——采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。 分别取左右边界煤柱各5m ，上部防水煤柱与下部护巷煤柱各30m ，中部留60m 停采线煤柱，则
对于3#煤层:%75%12.998.2152/)884.188.2152(/)(2222>=-=-=c c Z P Z C 则2#、3#均满足采区回采要求。
第三节 采区或带区内的再划分 一、确定工作面长度 煤层左右边界各有20m 的边界煤柱，上部留30m 防水煤柱，下部留30m 护巷煤柱。因为该矿地质构造简单，煤层附存条件较好，瓦斯涌出量小，另外现代工作面长度有加长趋势，且采煤工艺选取的是较先进的综采。结合我国实际情况以及考虑到设备选型及技术方面的因素，综采工作面长度一般为150～240m ，巷道宽度为4m ～4.5m,本采区选取4.5m ，且采区生产能力为150万t/a ，一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求。采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱，取5米。 采煤工作面长度为： n n L n P q H L /]2)1(2[21??--?-?-= 式中：1L ——工作面长度，m ； 2L ——区段平巷宽度，m ； H ——采区倾向长度，m ； q ——采区上下边界预留煤柱宽度，m ； P ——护巷煤柱宽度，m ； n ——区段数目，个； 1L =[1150-2×30-5×(n-1)-4.5?2?n]/n ∈(150,240) 因为4.3 采矿课程设计 学院： 专业班级： 姓名： 学号： 指导老师： 前言 第一章井田地质特征 目录 矿井储量及年产量5 第一节第二节第三节井田地质特征 井田范围及储量 矿井年产量及服务年限 5 6 10 第二章井田开拓12 第一节第二节第三节井田内划分 开拓方案的选定 开采顺序 12 15 23 第三章采煤方法26 第一节 第二节 第三节 第四节结束语 参考文献采煤方法的确定 采区巷道布置 回采工艺 灾害预防 26 27 31 34 37 38 前 言 采矿课程设计是采矿工程专业学习的重要一环，它是继我们学过《井巷工 程》、《采矿学》、《矿井通风与安全》等课程，以及通过生产实习之后进行的，其 目的是巩固和扩大我们所学理论知识并使之系统化，培养我们运用所学理论知识 解决实际问题的能力，提高我们计算，绘图，查阅资料的基本技能，为毕业设计 奠定基础。 依照老师精心设计的题目，按照大纲的要求进行，要求我们在规定的时间 内独立完成计算，绘图及编写说明书等全部工作。 煤层开采设计是煤炭开采重要环节，而煤矿开采技术根据煤层赋存条件的 不同有很大差异。开采方式不对会造成煤炭的极大浪费，甚至会造成伤亡事故的 发生。在 21 世纪，能源极为重要的时代，要适应蓬勃发展的社会经济，就必须 优化开采技术，体现绿色开采和可持续发展策略，而合理的开采设计则能有效减 少煤炭损失，将赋存在地下的煤炭高速度，高效率的回采出，满足祖国经济建设 对能源的需求。 设计中要求严格遵守和认真贯彻《煤炭工业设计政策》、《煤矿安全规程》、 《煤矿工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策，设计 力争做到分析论证清楚，论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自 己的设计达到较高水平，但由于本人水平有限，难免有疏漏和错误之处，敬请老 师指正。 设计题目如下： 井田境界：井田走向长度 8000m,，倾斜长度 2600m 。 煤层埋藏特征：煤层厚度 m 1=3.9m, m 2=2.8m ，煤层倾角α=17°， 层间距 H=10m;表土层厚度 30m,风化带深度 10m; m 1 顶板为砂质页岩，底板为砂 岩；m 2 煤层顶板为砂岩，底板为粉砂岩；煤层埋藏稳定，井田无较大构造；地 面标高+220m. 煤的容重γ1=γ2=1.35t/m ,煤质中硬，坚固性系数 f =2~3 矿井开采技术条件：矿井正常涌水量 Q 正=200 m /h; 矿井最大涌水量 Q 大=300 m /h, 矿井相对瓦斯涌出量 q=7.5 m /d·t;煤有自然性，自 然发火期 11 个月，煤尘有爆炸性。 3 3 3 3 采区巷道布置及生产系统毕业设计 目录 第一章矿区概述及井田地质特征..................................... 1 第一节矿区概述 ................................................ .. 1 第二节井田地质特征 . (2) 第三节煤层特征 ................................................ .. 5 第二章井田境界和储量.. (10) 第一节井田境界 ................................................. 10 第二节矿井工业储量 (10) 第三节矿井可采储量 (12) 第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 ...................... 13 第一节矿井工作制度 (13) 第二节矿井设计生产能力及服务年限 ............................... 13 第四章井田开拓 ................................................ .. 14 第一节井田开拓的基本问题 ....................................... 14 第二节矿井基本巷道 (19) 第五章准备方式———采区巷道布置 ................................ 29 第一节煤层的地质特征.. (29) 第二节采区巷道布置及生产系统 ................................... 30 第三节采区车场选型设计 ......................................... 32 第六章采煤方法 ................................................ .. 36 第一节采煤工艺方式 (36) 第二节回采巷道布置 (42) 第七章井下运 矿井通风与安全课程设计 设计人:周桐 学号:3 指导老师:郭金明 前言 《矿井通风》设计就是学完《矿井通风》课程后进行,就是学生理论联系实际的重要实践教学环节,就是对学生进行的一次综合性专业设计训练。通过课程设计使学生获得以下几个方面能力,为毕业设计打下基础。 1、进一步巩固与加深我们所学矿井通风理论知识,培养我们设计计算、工程绘图、计算机应用、文献查阅、运用标准与规范、报告撰写等基本技能。 2、培养学生实践动手能力及独立分析与解决工程实际的能力。 3、培养学生创新意识、严肃认真的治学态度与理论联系实际的工作作风。 依照老师精心设计的题目,按照大纲的要求进行,要求我们在规定的时间内独立完成计算,绘图及编写说明书等全部工作。 设计中要求严格遵守与认真贯彻《煤炭工业设计政策》、《煤矿安全规程》、《煤矿工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策,设计力争做到分析论证清楚,论据确凿,并积极采用切实可行的先进技术,力争使自己的设计达到较高水平,但由于本人水平有限,难免有疏漏与错误之处,敬请老师指正。 (一)矿井基本概况 1、煤层地质概况单一煤层,倾角25°,煤层厚4m,相对瓦斯涌出量为13m3/t,煤尘有爆炸危险。 2、井田范围设计第一水平深度240m,走向长度7200m,双翼开采,每翼长3600m。 3、矿井生产任务设计年产量为0、6Mt,矿井第一水平服务年限为23a。 4、矿井开拓与开采用竖井主要石门开拓,在底板开围岩平巷,其开拓系统如图1-1所示。拟采用两翼对角式通风,在7、8两采区中央上部边界开回风井,其采区划分见图1-2。采区巷道布置见图1-3。全矿井有2个采区同时生产,分上、下分层开采,共有4个采煤工作面,1个备用工作面。为准备采煤有4条煤巷掘进,采用4台局部通风机通风,不与采煤工作面串联。井下同时工作的最多人数为380人。回采工作面最多人数为38人,温度t=20℃,瓦斯绝对涌出量为3、2m3/min,放炮破煤,一次爆破最大炸药量为2、4kg。有1个大型火药库,独立回风。 附表1-1 井巷尺寸及其支护情况 区段井巷名称井巷特征及支护情况 巷长 m 断面积m2 1~2 副井两个罐笼,有梯子间,风井直径D=5m 240 对综采放顶煤工作面回采率的讨论 摘要：综采放顶煤工作面回采率一直是制约我国综放开采进一步发展的问题之一。本文论述了我国综放开采回采率现状，研究了综放开采顶煤损失构成和形成机理，系统地分析了综放回采工作面的煤炭损失，并在此基础上，从采煤工艺、设备等方面提出了提高综放回采工作面回收率的有效技术途径及管理方法，以及回采率的计算。 关键字：放顶煤回采率损失量措施 一、引言 我国于1982年引进综采放顶煤工艺技术以来，取得了较大的经济效益。经过20年来的不断探索、研究和试验，我国综放开采技术得到了长足的进步，每年综放开采的煤炭产量已占全国重点国有煤矿年产量的1/5~1/4。无疑，综放开采为我国厚煤层尤其是特厚煤层的开采开创了一条新路子，成为我国开采厚煤层最有效、经济效益最好的手段，使我国厚煤层开采技术和经济指标居于世界领先水平。 现在我国已经充分掌握这种针对厚煤层的采煤方法。综采放顶煤技术在我国得到了迅速发展，但是综放技术中的瓦斯、煤尘工作面自燃发火及顶煤回收率等问题是制约综放开采技术发展的重要因素。然而统计资料表明，仍有一些矿井综放回采工作面的回采率较低，有的还不到50%，造成了一定数量的煤炭资源损失。采煤方法的改革是技术进步的表现，是实现集中生产、高产高效的根本保证。但回采率问题是综放开采工艺必须研究解决的最为重要的问题之一，研究分析综 放开采的煤炭损失的构成，计算回采率以及寻求提高回采率的途径。 二、放顶煤工作面回采率的计算 采区和工作面回采率，是综采放顶煤的一项重要技术经济指标，也是评价综合机械化放顶煤开采成功与否的重要尺度。在综采放顶煤工作面，其实际的开采高度一般难以通过实测确定。由于计算参数难以准确测量，采出煤量的准确性也就是很差。因此，在无法测出实际采高和采出煤量时，采用改正后的统计产量来代替计算产量是比较切合实际的计算方法。 1． 综采放顶煤工作面回采率的计算 （1）工作面可采储量（Q s ，t ）： s Q abM γ= 式中 a ——工作面走向实测长度（不包括切眼），m ； b ——工作面实测长度（不包括上、下巷道宽度），m ； M ——工作面实测平均厚度，m ； γ——煤的容重，t/m 3。 （2）工作面采出煤量的计算 放顶煤综采工作面的实际采出煤量，在不能测算实际采出 煤量时，可以采用统计产量代替，但需要进行水分、灰分和矸石量改正。 实际采出煤量（Q 1，t ）： ()34212615310011100y y y Q Q y y y y ??--=-- ?--??采矿课程设计
采区巷道布置及生产系统毕业设计
矿井通风与安全课程设计
采矿工程本科毕业设计对综采放顶煤工作面回采率的讨论.doc