1、 采礦工程設計專業班級：通風091 目錄第一章：課程設計大綱第二章：采區開采范圍及地質情況第三章：采區工業和可采儲量第四章：采區巷道布置第五章：采煤方法及回采工藝第六章：采區生產能力及服務年限第七章：采區巷道斷面設計第八章：采區主要經濟技術指標第九章：安全措施第一章 課程設計大綱一、實踐課程的性質、目的與任務采礦工程專業課程設計是采礦工程專業學生一項實踐性的教學環節。是在“礦山壓力及其控制”、“井巷工程”、“采煤方法”、“礦井設計”等課程的理論教學和生產實習的基礎上，通過采區設計把理論知識融會貫通于實踐的綜合性的教學過程。通過采區設計要達到下列目的：1.系統地靈活運用和鞏固所學的理論知識；2.

2、掌握采區開采設計的步驟和方法；3.提高和培養學生文字編寫、繪圖、計算和分析問題、解決問題的能力。本課程設計的主要任務是：1.編寫采區設計說明書一份（3050頁）；2.設計圖紙部分：采區巷道布置平、剖面圖（平面圖1：2000，剖面圖1：1000）；工作面布置圖（平面圖1：100或1：200，剖面圖1：100或1：50），其中附工作面循環作業圖表、工作面技術經濟指標表及工人出勤表；二、課程設計的基本要求1.加深對采礦工程專業所學理論的認識和理解，提高對就業崗位的感性認識； 2.使學生在課程設計過程中，獨立完成教學要求，提高設計工作能力；3.使學生能熟練采區設計內容級步驟，提高和培養學生文字編寫、繪

3、圖、計算和分析問題、解決問題的能力。第二章 采區開采范圍及地質情況一. 采區的位置及開采范圍本采區位于河北某礦4采區（二水平），走向長度2125m，傾向長度1150m/cos13=1185m。煤層面積2518125m2.二. 采區地質 1、地質構造：本井田儲量豐富、地質構造中等，井田為單斜構造，以斷裂構造為主。礦井地質構造簡單。地層走向為34 ，傾向向東南傾斜，傾角1015。其特點是斷層少，褶曲起伏變化較小，對開采影響不大；對礦井開采，尤其是初期開采影響很小。2、煤層本井田共有3個煤層，煤層總厚17.44m，含煤系數為8.7%。不穩定的煤層為10、11、12號煤層，詳見可采煤層特征表。表1含煤

4、地層煤層編號可采厚度(m)最小-最大平均煤層結構煤層間距(m)最小-最大平均頂板巖性底板巖性穩定性侏羅系10# 1.84-2.482.08較簡單7.19-12.238.40細砂巖、粉砂巖細砂巖不穩定11# 1.60-2.491.81較簡單粉細砂巖、砂質泥巖粉砂巖、細砂巖不穩定53.50-77.0063.8312# 2.80-4.233.5較簡單粉砂巖、砂質泥巖粉砂巖、泥巖不穩定各可采煤層頂底板巖性各煤層相差不大，煤層頂板一般為粉砂巖和細砂巖，底板為砂質泥巖、粉砂巖。三. 開采技術條件經地質分析及預測， 12#煤瓦斯涌出量小于1m3/t，煤層最大瓦斯涌出量2m3/t，為低瓦斯礦井。經鑒定本礦井為

5、低瓦斯礦井， 12#煤瓦斯絕對涌出量4.0 m3/min。根據地質報告提供的資料，煤塵無爆炸危險性，自燃傾向等級為三類不易自燃煤層。根據70個鉆孔井溫測量結果分析，本井田地溫梯度在距地表深度1100m以上為1.492.81/100m，低于或接近正常地溫梯度（3/100m）；僅在距地表深度11001200m之間地溫度為3.1/100m，略高于正常地溫梯度。因此，本井田屬于正常地溫梯度區。各煤層的頂底板巖性多為砂巖、泥巖、砂質泥巖和粉砂巖，頂板易于冒落，屬中等條件的頂板管理方法。井田內基本無小窯開采，現開采與基建的小井都在井田淺部以外。本礦井屬水文地質條件簡單的礦井，絕大部分煤層位于奧灰水位以上，

6、僅深部很少部分受奧灰水影響。本礦井開采的不利因素主要是瓦斯涌出量大，需采取抽放措施，對將來開采有一定影響。（二）礦床充水條件本井田煤層埋藏較深，覆蓋層厚，水文地質條件相對簡單。本區初期開采上部煤層時，水文地質類型屬于堅硬裂隙巖層為主的水文地質條件中等的礦床；當開采下三層煤時，則為以裂隙巖溶巖層為主的水文地質條件復雜的礦床。（3）礦井涌水量井田內含水層自下而上有奧灰強含水層，厚度大，富水性較強；大青灰巖含水層厚度56m，為較強含水層；伏青灰巖含水層厚度3.5m左右，為較強含水層；野青灰巖含水層含水性差，一般不含水；山西組砂巖含水層厚7.0m左右，含水性弱到中等；上石盒子組細砂巖以上含水層厚度大于

7、100m，雖含水性不強，但靜儲量比較大；第四系砂礫石層最厚94m，一般5060m，富水性較強。礦井正常涌水量200m/h。最大320m3/h綜合上述分析，本礦井開采技術條件是良好的。第三章 采區工業和可采儲量一. 采區工業和可采儲量計算 1. 10#煤采區儲量計算10#煤采區工業儲量計算： q1 = s1m1r = 25181252.081.4 = 733.3(萬噸) 式中： q1 地質儲量和工業儲量s1 采區面積m1 煤層厚度 r 煤的容重 10#采區可采儲量計算煤柱損失：采區邊界留設5米邊界煤柱，斷層靠近采區側留10米斷層保護煤柱。（邊界周長為4885米，斷層長度為f2=362.5米）經計

8、算煤柱損失為：488552.081.4+362.5102.081.4=81681t z1 =（q1-p1）c = （733.3-8.2）0.8 = 580(萬噸) 式中： p1 保護工業場地、井筒、井田邊界、河流、湖泊、建筑物等留設的永久煤柱損失量；c 采區采出率2、11#煤層儲量計算：11#煤的工業儲量計算：q2=s2 m2 r =25181251.811.4 =638（萬噸）11#煤采區可采儲量計算煤柱損失：采區邊界留設5米邊界煤柱，斷層靠近采區側留10米斷層保護煤柱。兩條上山間留20米煤柱，上山一側各留20米保護煤柱；（邊界周長為4885米，斷層長度為f2=362.5米）經計算煤柱損失為

9、：488551.811.4+72.5101.811.4+6011851.811.4=243897tz2 =（q2-p2）c =（638-24.4）0.8 =490.88（萬噸）3、12#煤層儲量計算12#煤層工業儲量計算：q3=s3 m3 r =25181253.51.4 =1233.8（萬噸）12#煤采區可采儲量計算煤柱損失：采區邊界留設5米邊界煤柱，兩條上山間留20米煤柱，上山一側各留20米保護煤柱；斷層靠近采區側留10米斷層保護煤柱。（邊界周長為4885米，傾斜長度為1185米；斷層長度為f2=362.5米）經計算煤柱損失為：488553.51.4+1185603.51.4+72.510

10、3.51.4=471625tz3 =（q3-p3）c =（1233.8-47.2）0.8 =949.3（萬噸）4、采區可采儲量z=z1+z2+z3 =580+490.9+949.3 =2020.2(萬噸)第四章 采區巷道布置一、采區設計方案比較方案一：煤層群采用采區集中上山的一種聯合準備方式，在12#煤層中布置兩條中央集中上山，三層煤共用一組上山，但不共用區段集中平巷。優缺點：集中軌道與集中運輸巷同標高布置，有利于巷道間的聯系，有利于掘進施工，有利于設備，材料運送和方便行人。巷道布置系統完善可靠，生產靈活性大，可多工作面同時生產，生產集中，增產潛力大。服務年限長的采區上山及區段集中巷道布置在較

11、穩定堅硬的底板巖石中，較好地克服了礦山壓力大，巷道維護困難的問題，實現了沿空掘巷，跨上山開采，減少了煤層自燃的危險。但是巖巷掘進困難，費用高速度慢。但是由于煤層層間距過大，石門數量多，巖石工程量大，施工慢，耗費高。 方案二：采用煤層群分組集中采區聯合準備，10#煤層和11#煤層為b組，兩條上山布置在11#煤層中，12#煤層為a組，在12#煤層中單獨布置兩條煤層上山。采區石門貫穿各煤層。主要技術經濟比較：由于11#煤層和12#煤層間距較大，所以采用分組集中采區聯合準備布置方式（方案三）減少了石門工程量。石門基本上都是布置在巖石中，掘進困難，費用高，速度慢；減少石門掘進費用，減少掘進時間；采區上山

12、沿煤層布置時，掘進容易、費用低、速度快，聯絡巷道工程量少，生產系統較簡單。通風距離短，管理環節少。其主要問題是煤層上山受工作面采動影響較大，生產期間上山的維護比較困難。改進支護，加大煤柱尺寸可以改善上山維護，但會增加一定的煤炭損失。此采區為穩定煤層，瓦斯涌出量小，宜采用煤層上山布置。綜上所述：根據本采區的條件，方案三最為合理。二、采區車場：1、采區上部車場：采用逆向平車場的形式。2、采區中部車場：采用甩車場。3、采區下部車場： 根據給定條件，本采區采用大巷裝車式采區下部車場。 裝車站設計：大巷采用皮帶運輸。（2）輔助提升車場設計本采區采用頂板繞道，繞道車場起坡后跨越大巷，由于煤層傾角為12到1

13、5度，為減少下部車場工程量，軌道上山提前下扎角，使起坡角達25度。運輸大巷距上山落平點較近，圍巖條件較好，存車線長，故繞道采用臥式頂板繞道。調車方便，但工程量較大。下部平車場雙道起坡斜面線路計算：斜面線路采用dc615-3-12道岔，=182606”, a=2077mm,b=2723mm.車場雙道中心線間距為s=1300mm。連接半徑取r=12000mm。對稱道岔線路連接長度：l=a+=5973豎曲線半徑為：rg=15m （高道豎曲線半徑）；rd=12m （低到豎曲線半徑）。高道坡度ig取11低道坡度id取9下部平車場雙道起坡斜面線路計算圖：起坡位置的確定大巷中心線至起坡點水平距離： l1=

14、=38.34m式中： h2運輸大巷軌面至軌道上山軌面垂直距離，根據經驗，取h2=15m； rd豎曲線半徑，rd=12m； 上山變坡后的坡度，=25； d豎曲線轉角。d=25。軌道上山邊坡點段長度： l2= =49.12m式中： h1運輸大巷中心線軌面水平至軌道上山變坡前軌面延長線的垂直距離；h1=18m； 煤層傾角； 其他符號同前。繞道線路設計：彎道計算：如圖中：r1、r3取12000，彎道部分軌道中心距仍為1300.則：r2=13300 1、3均為90。k1=18850 k2=20892c1插入直線段，應該大于一個礦車長度（豎曲線低道起坡點至曲線終點），一般取23m；這里取3m。 d=（le

15、+nlm）-c1-lab-k1 =(4.5m+302m)-3m-0.8m-18.85m=41.85m道線路設：待添加的隱藏文字內容2第五章：采煤方法及回采工藝一、采煤方法：本采區可采煤層共分為三層，結合前述的煤層地質特征，本采區采用單一走向長臂跨落采煤法。二、采煤工藝：（1）適于采用綜采工藝的條件就目前煤礦地下開采技術發展趨勢看，趨向于綜采工藝的發展方向，它具有高產、高效、安全，低耗以及勞動條件好，勞動強度小優點。但是綜采設備價格昂貴，綜采生產優勢的發展有賴于全礦井良好的生產系統，較好的煤層賦存條件以及較高的操作和管理水平。根據我國綜采生產的經驗和目前的技術水平，綜采適用于以下條件：煤層地質條

16、件好，構造少，上綜采后能很快獲得高產，高效，某些地質條件特殊，但上綜采后仍有把握取得較好的經濟效益。（2）適合普采工藝的條件普采設備價格便宜，一套普采設備的投資只相當于一套綜采設備的四分之一。普采對地質變化的適應性比綜采強，工作面搬遷容易。對推進距離短，形狀不規則，小斷層和褶曲較發育的工作面，綜采的優勢難以發揮，而采用普采則可以取得較好的效果。與綜采相比，普采操作技術較易掌握，組織生產比較容易。因此，普采是我國中小型礦井發展采煤機械化的重點。綜上，根據我礦具體情況，地質條件好，煤層傾角小，宜采用綜采工藝。三、采煤工作面作業規程的編制本采區全部采用綜合機械化采煤，采用三班制，每班8小時，綜采生產

17、割煤和移架平行作業，無須單獨回柱放頂時間，因此準備班工作量較小，主要是檢修設備、更換易損零部件、前移轉載機、縮短輸送機膠帶、回收運輸和回風巷支架、平巷超前支護等工作。在條件差的綜采面，加固煤壁、扶正支架、整理工作面端頭等工作也在準備班進行。但這些工作量可以平行進行，一般用半個班可以完成，另半個班可以進行采煤作業。因此本采區采用“兩班半采煤，半班準備”如下圖：工作面勞動組織表：序號工種一班二班三班合計1工長11132機組司機33283支架工334104轉溜司機11135溜子維護226轉載機維護227皮帶及溜子司機22268皮帶及溜子維護669乳化泵司機111310端頭維護5571711機電維護工

18、112412小計1717306413區管共4人4第六章 采區生產能力及服務年限一區段參數的確定 根據本采區實際情況，本采區傾斜長度為1185m，區段數目確定為5個，采煤面斜長確定為210m，區段平巷留設保護煤柱寬度為15m，區段平巷設計斷面為梯形斷面，寬2.5m，高2.2m。則區段斜長為：210+15+2*2.5=230m。二. 采區生產能力計算采區分東西兩翼，兩翼實行同采，即兩個工作面同時開采。10#煤層1、日產量計算a=2nlsmrc=272100.62.081.40.95=4833t式中：n采煤機日進刀數； l工作面長度； s截深； m采高； r煤的容重； c煤的采出率。2、年產量計算

19、a= 300 a=3004833= 1449900 （噸） 3、生產能力計算 a10=k1k2a=0.951.11449900=1515145t式中：a10采區生產能力；t/a k1工作面產量不均衡系數，采區內同采兩個工作面，取0.95；采區內同采三個工作面，取0.9. k2采區內掘進出煤系數；取1.1 a采區內同時回采工作面年產量之和。11#煤層1、日產量計算a=2nlsmrc=272100.61.811.40.95=4246t式中：n采煤機日進刀數； l工作面長度； s截深； m采高； r煤的容重； c煤的采出率。2、年產量計算 a= 300 a=3004246= 1273800（噸） 3

20、、生產能力計算 a11=k1k2a=0.951.1127380 =1331121t式中：a11采區生產能力；t/a k1工作面產量不均衡系數，采區內同采兩個工作面，取0.95；采區內同采三個工作面，取0.9. k2采區內掘進出煤系數；取1.1 a采區內同時回采工作面年產量之和。12#煤層1、日產量計算a=2nlsmr=272100.63.51.40.95=8211t式中：n采煤機日進刀數； l工作面長度； s截深； m采高； r煤的容重； c煤的采出率。2、年產量計算 a= 300 a=3008211= 2463300 （噸） 3、生產能力計算 a12=k1k2a=0.951.12463300

21、=2574148t式中：a12采區生產能力；t/a k1工作面產量不均衡系數，采區內同采兩個工作面，取0.95；采區內同采三個工作面，取0.9. k2采區內掘進出煤系數；取1.1 a采區內同時回采工作面年產量之和。三、采區生產能力： 采區生產能力=四、采區服務年限：采區服務年限 =12年第七章 采區巷道斷面設計一、巷道斷面選擇原則我國煤礦井下使用的斷面形狀，按其構成的輪廓可分為折線形和曲線形兩大類，前者如矩形、梯形、不規則型；后者如半圓拱形、圓弧拱形、三心拱形、馬蹄形、橢圓形和圓形等。巷道斷面形狀的選擇，主要應考慮巷道所處的位置及穿過圍巖性質；巷道的用途及其服務年限；選用的支架材料和支護方式；

22、巷道的掘進方法和采用的掘進設備因素。一般情況下，作用在巷道上的地壓大小和方向，在選擇巷道斷面形狀時起主要作用。當頂壓和測壓均不大時，可選用梯形或矩形斷面；當頂壓較大，側壓較小時，則應選用諸如馬蹄形、橢圓形或者圓形等斷面。巷道的用途及所需的服務年限也是考慮選擇巷道斷面形狀的不可或缺的因素。服務年限長達幾十年的開拓巷道，采用磚石混凝土和錨噴支護的各種拱形斷面較為有利；服務年限十幾年的準備巷道以往多采用梯形斷面，現在采用錨噴支護和拱形斷面日益增多；服務年限短的回采巷道因受采動影響，須采用具有可縮性金屬支架的梯形斷面。二、a組煤巷道斷面設計根據巷道斷面選擇原則，由于各可采煤層頂底板巖性各煤層相差不大，

23、煤層頂板一般為粉砂巖和細砂巖，底板為砂質泥巖、粉砂巖。屬于中等穩定頂板（類頂板）。本采區兩條采區上山均沿煤層布置，巷道兩邊均留有保護煤柱護巷，因此受才動影響不大，服務年限長，故采用半圓拱形斷面。區段平巷布置在煤層中，所受頂壓和側壓都不大，且服務年限短，采用梯形斷面，支護方式采用錨梁網支護。石門都是布置在巖石中，采用半圓拱形斷面。支護方式均采用錨噴支護。各巷道斷面設計參數及斷面圖如下：1、采區輸送機上山巷道斷面圖及參數：表7-1：圍巖類別斷面/ m2設計掘進尺寸噴射厚度/mm凈周長/m凈設計掘進寬度/mm高度/mm14516.44740397012014.52、采區軌道上山巷道斷面圖及參數：表7

24、-2：圍巖類別斷面/ m2設計掘進尺寸噴射厚度/mm凈周長/m凈設計掘進寬度/mm高度/mm14516.44740397012014.53、區段平巷斷面圖及參數：表7-3：圍巖類別斷面/m2水溝斷面/ m2噴射厚度/mm凈周長/m凈設計掘進8.29.70.115011.7三、b組煤巷道斷面設計 根據巷道斷面選擇原則，由于各可采煤層頂底板巖性各煤層相差不大，煤層頂板一般為粉砂巖和細砂巖，底板為砂質泥巖、粉砂巖。屬于中等穩定頂板（類頂板）。本采區兩條采區上山均沿煤層布置，巷道兩邊均留有保護煤柱護巷，因此受才動影響不大，服務年限長，故采用半圓拱形斷面。區段平巷布置在煤層中，所受頂壓和側壓都不大，且服

25、務年限短，采用梯形斷面，支護方式采用錨梁網支護。石門都是布置在巖石中，采用半圓拱形斷面。支護方式均采用錨噴支護。1、采區膠帶機上山和軌道上山斷面同a組煤。2、區段平巷斷面圖及參數：表7-4：圍巖類別斷面/m2水溝斷面/ m2噴射厚度/mm凈周長/m凈設計掘進6.88.10.115010.9、主要運輸及回風石門斷面圖及參數：表7-5：圍巖類別斷面/ m2設計掘進尺寸噴射厚度/mm凈周長/m凈設計掘進寬度/mm高度/mm14516.44740397012014.5第八章 采區主要經濟技術指標一、采區主要技術經濟指標主要技術經濟指標表序號項目名稱單位指標數量備注1采區走向長度m21252傾向長度m11853區段數個54采煤方法走向長壁垮落法5煤厚m2.06、1.81、3.56傾角度12157容重m3/t1.48硬度/中硬9采煤面數個210采面斜長m21011上山運輸方式/膠帶機運輸12采區工業儲量萬t2605.113可采儲量萬t2020.214采區設計生產能