金晶煤矿采区设计 精品.docx

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金晶煤矿采区设计精品

云南能源职业技术学院

毕业设计说明书

专业煤矿开采技术

班级采矿082

姓名方程

指导教师纪安

完成时间2011.6.1

云南能源学院采矿（通风）毕业设计（论文）任务书

专业年级采矿082学生姓名方程

任务下达日期：

2011年5月2日

设计（论文）日期：

2011年5月2日至2011年6月1日

设计（论文）题目：

采区设计

设计（论文）主要内容和要求：

教研室主任签字：

指导教师签字：

云南能源职学院毕业设计（论文）指导教师评阅书

指导教师评语

序号

项目

评价及意见

1

基础理论及基本技能的掌握

2

独立解决实际问题的能力

3

研究内容的理论依据和技术方法

4

取得的主要成果及创新点

5

工作态度及工作量

6

总体评价及建议成绩

7

是否同意答辩

成绩：

指导教师签字：

年月日

云南能源学院毕业设计（论文）答辩及综合成绩

答辩情况

提出问题

回答问题

正确

基本正确

有一般性错误

有原则性错误

没有

回答

答辩委员会评语及建议成绩

答辩委员会主任签字：

年月日

学院领导小组综合评定成绩

学院领导小组负责人：

年月日

第一章采区概况

第一节矿井概况

一、矿区范围

由14个拐点控制，面积2.3km²,开采标高+1750m—+1500m（垂深250m）。

拐点

X

Y

拐点

X

Y

矿1

2828982.00

35435902.00

矿8

28226886.00

35436612.00

矿2

2828990.00

35436391.00

矿9

2826922.00

35436284.00

矿3

2828576.00

35436404.00

矿10

2827083.00

35436274.00

矿4

2828406.00

35436322.00

矿11

2827204.00

35436092.00

矿5

2828148.00

35436433.00

矿12

2827582.00

35436154.00

矿6

2827652.00

35436476.00

矿13

2828106.00

35435975.00

矿7

2827360.00

35436612.00

矿14

2828610.00

35435900.00

矿区面积

2.3km²

开采深度

+1750m—+1500m

二、地理及交通位置

矿区位于云南省东部，富源县城南东方向，直距20KM处，行政区划隶属富源县大河镇铜厂村所辖，地理坐标：

东经104°21′44″——104°22′09″；

北纬25°32′50″——25°33′59″

矿区有简易公路连接富源至罗平公路，里程10KM，富源至曲靖73KM，交通尚属方便。

见交通位置图

三、地形地貌及河流

金晶煤矿一号井北起那当槽村，南止小扒沟，西为铜厂坝、高尚田，东止F1断层。

地形北西及东部高，南西及中部低。

最高点为矿区北西角山顶，海拔标高1888.39米，最低点低于矿区南西部的铜厂河中，海拔标高1712.59米，属构造剥蚀、侵蚀低-中山区地貌

矿井中部为铜厂河，自北向南径流，为常年不干的水系，因该区对水文工作研究程度较低，其流量不清，资料欠缺。

四、气象及地震

该矿区属北亚热带高原季风气候的过渡类型，春暖秋凉，冬寒夏温，冬春季干燥多风，夏季多雨湿润。

年最高气温34.5℃，最低气温-11℃，年平均气温13.7℃，最热为7月（平均气温为19.8℃），最冷为1月（平均气温5.7℃）。

每年12月至次年3月为霜冻期，偶有降雪现象，6-10月为雨季，每年12月至次年3月为霜冻期，2-3月为风季，最大风速15M/S，一般3-6m/s，多为东南风，年均降雨量890—1100mm，最大可达1565.2mm，大都集中在5-9月，约占全年降雨量的80-90％。

矿区灾害性有霜冻、干旱、洪涝、低温等。

3-4月为风季（即干季），多西南风，年平均风速2.7-4.4m/s，年最大风速23m/s，年蒸发量1676.-2287.6mm。

平均空气绝对湿度11.6-12.5毫米，年平均气压814.10-815.00mm。

矿区内地震烈度为7度区，无破坏性地震发生的记录。

根据国家标准《标准50011-2001》抗震设计规范，矿区按7度地震区设防。

五、矿区经济

区内居民以汉族为主，杂居回族、苗族及彝族。

主要从事农业生产，农产品以玉米、小麦为主，次为豆类等。

区内乡镇企业有小煤矿、炼焦厂、采石厂等。

区内通信方便，对当地经济发展有一定促进作用。

第二节地质特征

一、地层

区域出露地层主要有：

第四系、三叠系、二叠系、石灰系，其中三叠系、二叠系分布最广，其余均为零星分布。

矿区内地层自上而下为：

第四系、三叠系下统飞仙关组、卡以头组，二叠系上统长兴组及峨眉山玄武岩组,各地层特征分述如下：

（一）、第四系

为洪积、冲积、残坡积和耕植土所组成，多为松散岩块、碎石土、砂、及粘性土堆积组成，分布于河流两侧、山坡表层及表层及地形低洼处，厚度0-10m。

（二）、三叠系下统

1、飞仙关组

本区未进一步划分，岩性为紫红、紫灰色中厚层状粉砂岩、细砂石夹泥岩及少量灰绿色砂岩，砂岩中发育水平层理，下部见较多蠕虫状，散粒状方解石晶粒，为与下伏T1k分界得标志，出露于矿区东部及中南部，地厚平均＞50.00m，与下伏地呈整合接触。

2、卡以头组

岩性为黄绿色，灰绿色薄至中厚层状粉砂石、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，上部夹紫红色薄至中厚层状粉砂质泥岩，含少量叶肢介进瓣鳃类化石，底部为一层厚0.1—0.2m的钙质粉砂岩，风化后呈“荞糕状”，为与下伏长兴组标志层，零星出露于矿区北部、中部及东部，地层厚115.00m与下伏长兴组煤系呈整合接触。

（三）、二叠系上统

1、长兴组

上至煤系地层顶界，下至M7煤层顶板，地层厚度79m，含煤层（线）10层，含可采煤层二层M3、M5。

岩性主要为灰色薄至中厚层状粉砂质岩、泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩、菱铁质粉砂岩，零星出露于矿区北西部、中部及南部，与下伏地层呈整合接触。

2、龙潭组

主要出露于矿区西部，平均厚度150M，由一套灰色薄至中厚层状粉砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩、菱铁质粉砂岩组成，为矿区主要的含煤地层，由上而下分为两个岩性地段：

（1）、龙潭组第二段

上至M7煤层顶板，下至M16煤层顶板，地层平均厚度约78M，主要岩性为灰色薄至中厚层状粉砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩、菱铁质粉砂岩组成，矿井控制地层厚度74M。

在74M地层厚度中，含可采煤层5层，即M7、M9、M11、M13、M15煤层，可采煤层厚度8.7M。

（2）、龙潭组第二段

上至M16煤层顶板，下到玄武岩顶界，地层平均厚度约72M，因无工程控制含煤性不清，根据周边及邻区资料对比，深部可能还有5层可采煤层（M16、M16+1、M17、M17+1、M19、）有待于今后生产证实。

本段主要岩性为灰色薄至中厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩、细砂夹薄层菱铁岩、粉砂质、泥质及煤层，下部夹凝灰质泥岩，与下伏P2B呈假整合接触。

3、峨眉山玄武岩组

区内地表未露，岩性主要为深绿-灰色致密块状玄武岩夹杂凝灰岩，具气孔、杏仁状构造，柱状节理。

厚度＞25.00M。

二、地质构造

矿区大地构造位置处于杨子准地台，滇东台褶带，曲靖台褶束,富源凹。

红花槽-恩乐-小磨光断裂与落水洞断裂之间。

采区主体结构线形态呈近南北向展布，为一倾向近东的单鞋构造，地层走向大致与构造线平行展布（NNE向），地层倾角25°~40°，一般30°，属缓倾斜岩层，含煤地层沿走向、倾向变化小，可采煤层厚度基本稳定，属薄至中厚煤层。

采区内断裂构造发育，共发现大断层3条，各断层特征分述如下：

F1正断层：

分布于矿区北西角上，走向北东，倾向北东，倾向南东，倾角69°，断层落差大于10m，对煤层有一定影响。

F2逆断层：

位于矿区东部边缘，走向近于南北，倾向东，倾角61°落差＞800m。

对矿权内煤层无影响。

F3正断层：

分布于矿区北东角上，走向北西，倾向北东，倾角71°，断距＞20M,对矿权内煤层无影响。

矿区内构造地形属中等偏简单类型。

三、煤层

含煤底层为二叠系上统长兴组及龙潭组

1、二叠系长兴组

上至煤系顶部，下至M7煤层顶板，含煤10层，煤层厚4.64m，含煤系数5.87％。

可采煤层层位稳定。

2、二叠系龙潭组第二段

上至M7煤层顶板，下至M16煤层顶板，地层厚约78m，矿井目前仅控制到M15煤层底板，从M15底板至该段顶部的M7煤层顶板之间的74m中，含可采煤层5层，即M7、M9、M11、M13、M15煤层，

可采煤层厚度11.40m,可采煤层层位稳定。

3、二叠系上统龙潭组第一段

上至M16煤层顶板，下至峨眉山玄武岩组,地层平均厚度约72m,由于本区煤系地层在地表风氧化强烈，且第四系掩盖大，又因无工程控制，含煤性不清，根据周边及邻区资料对比，深部可能还有5层可采煤层（M16、M16﹢1、M17、M17﹢1、M19）

第三节采区境界及资源/储量

一、资源量核实境界

根据国土资源厅划定的矿区范围，矿井由以下14个拐点坐标圈定。

本采区由6个拐点组成。

东西宽994.78m，南北长1646.08m，面积为0.804km²。

最高开采标高为+1750m，最低开采标高为+1500m。

采区拐点坐标见表

拐点

X

Y

拐点

X

Y

矿1

2828982.00

35435902.00

矿2

2828990.00

35436391.00

矿3

2828576.00

35436404.00

矿4

2828406.00

35436322.00

矿13

2828106.00

35435975.00

矿14

2828610.00

35435900.00

二、资源量估算指标

1、煤层可采平均厚度：

=1.3M

2、原煤最高灰分（Ad）=40％；

3、原煤全硫（St、d）＜3％

三、计算方法及参数

1、采用水平投影地质地段法，利用1:

5000地形地质图为基准，根据剖面作出1：

50000煤层资源量估算底板等高线平面，并在该平面图上划分地段和计算各地段平面积，再按煤层倾角改算的斜面积估算各地段资源量。

2、据该区生产矿井采掘破坏情况，进行该区的资源储量核实，最后计算出该区的资源储量。

首先核实计算该区保有资源/储量，然后以原探明资源/储量与保有资源/储量之差

3、体重值

四、资源量

1、保有资源/储量估算

煤矿采区资源储量核实面积0.804km²。

通过对矿区范围资源储量核实，共有保有资源/储量600.54万t

2、矿井开采储量

根据《煤炭工业小型矿井设计规范》关于储量计算的标准和要求，煤层断层两侧、井田边界、井巷两侧煤柱按规定留设。

经过计算，采区保有资源/储量：

600.54万t,工业资源/储量：

389.68万t,可采储量：

80万t。

第四节采区生产能力及服务年限

一、采区生产能力

根据选择的采煤工艺、开采技术条件与地质条件。

设计采区生产能力为15万吨/年，首采第一区段M7煤层的两个工作面即110701工作面与110702工作面。

二、采区服务年限

本区保有资源储量共计600.54万吨，工业资源储量共计389.68万吨，可采储量80万吨。

按公式：

T=Zk/AK

式中：

T—服务年限，a

Zk—采区可采储量，取80万t

A—采区设计生产能力，取15万t/a

K—储量备用系数。

取，1.5

T=Zk/AK=800000/（150000×1.5）=3.5a

根据本采区实际情况K取1.5。

计算得T=3.5a满足采区服务年限要求。

第二章采区准备方式及参数

第一节采区准备方式的确定

本区地质条件煤层倾角一般15°―17°左右，为倾斜薄及中厚煤层。

煤层结构均较简单，煤层厚度比较稳定,矿井工程地质条件属中等类型。

矿井属高瓦斯矿井，煤层自燃性属自燃，煤尘有爆炸性危险，地温正常，水文地质条件总体为简单类型，总体开采地质条件较好，设计井型15万吨/年。

开采方法主要为爆破落煤方式，全部垮落法处理采空区。

第二节采区参数

采区主要开采M7煤层，采区走向长度为1500m、采区倾向长度为504m。

总共布置2个走向长壁式回采工作面，工作面平均长度为75m，采区110701工作面平均推进长度为528m，采区110702工作面平均推进长度为528m。

第三节采区巷道布置

在已有开拓巷道的基础上从采区下部车场布置两条上山，一条沿煤运输上山，一条沿岩轨道上山。

设计布置两个回采工作面和两个掘进工作面满足矿井9万t/a的生产能力。

在1525运输大巷，沿M7煤层内设计标高开掘M7运输上山与采区回风巷贯通。

在采区车场设计标高沿岩掘进轨道上山与绞车硐室贯通。

第四节井巷工程

一、巷道断面和支护形式

根据巷道围岩类别和服务年限，运输上山、轨道上山、采区回风巷、采区变电硐室、运输石门、回风石门等因断面大、服务时间长，设计采用半圆拱断面、锚喷或粗料石砌碹支护；其余准备、回采巷道采用梯形或矩形断面、金属支架支护。

二、巷道掘进进度指标

根据《煤炭工业小型矿井设计规范》规定，巷道掘进速度指标为：

钻爆法掘进工作面：

煤平巷：

200m/月煤斜巷：

160/月半煤岩平巷：

150m/月半煤岩斜巷：

120m/月岩石平巷：

100m/月岩石斜巷：

60m/月。

根据巷道掘进进度指标及巷道顶底板岩性，掘进工艺采用岩石电钻YD-2A打眼。

矿用3类炸药及MFB50型发爆器放炮。

放炮落岩，人工装岩，串车运岩，临时支护配合永久支护的方式掘进。

配FDIINO5/11型对旋轴流式局部通风机，为掘进迎头通风。

（1107采区井巷工程见表3-4-1）

1107采区井巷工程表

序号

巷道名称

断面形式

支护方式

断面尺寸面积（m2）

巷道长度

（m）

净

掘进

1

运输上山

半圆拱

砌碹

6.98

8

519

2

轨道上山

半圆拱

锚喷

6.98

8

530

3

采区回风巷

半圆拱

锚喷

4.9

5.2

350

5

运输大巷

半圆拱

锚喷

8.6

9

350

6

回采工作面回风巷

梯形

金属支架

4.5

5

700

7

回采工作面运输巷

梯形

金属支架

4.5

5

682

第三章采煤方法

第一节回采巷道布置

一、采区准备巷道布置

在已有开拓巷道的基础上从采区煤仓开口掘进倾角为16°的运输上山，从采区车场变破点开口掘进倾角为16°的轨道上山，从采区绞车硐室开口掘进采区回风巷。

再沿M7煤层南北两翼掘进工作面运输巷。

当区段回风巷与运输巷掘进至指定位置后便可开切眼围出回采工作面。

二、采区回采巷道布置

轨道上山送至设计标高后掘进轨道石门贯穿M7煤层后分别沿煤层向采区两翼掘进110701、110702工作面回风巷。

工作面回风巷掘进至设计位置后掘进回风石门贯通采区回风巷。

110701工作面回风巷，长度为578米，110702工作面回风巷长度为600米。

当运输上山送至设计标高后，再沿两煤层南北两翼掘进工作面运输巷。

110701工作面运输巷长度为578米与110702工作面运输长度为600。

三、首采区段工程量

岩巷总长200m，煤巷总长3534m。

第二节采煤方法

一、采煤系统

1、运煤系统

回采工作面采落的煤（刮板输送机）→区段运输巷（皮带输送机）→运输上山（16°倾角胶带运输机）→采区煤仓（自溜）→1525运输大巷→主井（16°串车）→地表选煤场。

2、运料系统

副井→1525运输大巷→采区下部车场→轨道上山→采区上部车场→回采工作面。

副井→+1525运输大巷→采区下部车场→轨道上山→采区中部车场→掘进工作面。

3、运矸系统

回采工作面→采区上部车场→轨道上山→采区下部车场→1525运输大巷→副井→地面矸石场。

掘进工作面→采区中部车场→轨道上山→采区下部车场→1525运输大巷→副井→地面矸石场。

（详见采区运输系统图）。

4、通风系统

副井→1525运输大巷→采区下部车场→轨道上山→采区中部车场→回风巷→回采工作面→回风巷→采区回风巷→风井→地面。

（详见采区通风系统图）。

二、采煤工艺

根据开采煤层的地质构造、煤层赋存条件、开采技术条件及矿井设计生产能力，本矿井回采工作面设计采用炮采工艺，后退式开采。

瞬发电雷管单排眼爆破落煤，人工配合挡煤板装煤，铁皮溜槽板配合刮板输送机运煤。

交接顶梁配合单体液压支柱支护、全部垮落法处理采空区。

劳动组织为混合工种“三八制”“两采一准”。

详见附图（炮采工作面布置图）

第三节回采工艺设计

一、采煤工作面参数的确定

工作面年推进度

采煤工作面按正规循环作业，矿井工作制度为“三八制”，两班生产，一班检修、准备。

设计采煤工作面每班爆破落煤一次，落煤进度1.0m，每天1个循环，循环进度2.0m，年工作日330d，正规循环率80%，则工作面年推进度为：

2.0×1.0×330×0.80=528m

矿井达到设计能力时的投产采区数为1个，首采工作面2个。

设计采煤工作面生产能力按下式计算：

A=l×m×L×γ×C

式中：

A—采煤工作面生产能力，kt/a；

l—采煤工作面长度，75m；

m—采煤工作面采高，M7煤层为1.3m；

L—采煤工作面年推进度，528m/a；

γ—煤层容重值，M7煤层为1.4t/m3；

C—采煤工作面回采率，97%，

经计算，M7煤层两回采工作面生产能力为130.49kt/a。

在加上两个掘进工作面出煤能保证年产15万吨的设计要求。

二、采煤工作面装备的确定

本矿井达产时，采煤工作面按炮采工艺装备。

工作面年生产能力约65.2kt，日产量约197t，每班产量约98t。

工作面设计采用PDZA12型外注式单体液压支柱和HDJA-1000铰接顶梁配套支护顶板，配用BJO242-4型刮板输送机。

打眼设备选用ZMS-12A型湿式煤电钻。

备注：

回采工作面支护参数的确定见下章“顶板管理”

第四章顶板管理

第一节支护设计

顶板支护采用外注式单体液压支柱及金属绞接顶梁，其支柱及设备选型如下：

一、支架阻力计算

采用估算法计算支柱的工作阻力，单位面积支柱承受的荷载按6倍采高的岩柱重量估算，即：

P=6×9.8γM

式中:

P—工作面支护强度，KPa；

γ—顶板岩石的容重，2.5t/m3；

M—采高，m；

P=6×9.8×2.5×（1.1—1.5）

=162—221kN

二、计算支护密度

煤层选用PDZA12型外注式单体液压支柱，配合HDJA-100型金属铰接顶梁支护。

工作面支柱密度n按下式计算：

n=P/（η·Rt）

式中：

n―支护密度，根/m2;

P—工作面支护强度，KN/m2;

η―支柱额定工作阻力实际利用系数，取0.80；

Rt―支柱额定工作阻力，KN/根;

则煤层工作面支护密度为：

n=（162—211）/（0.8x250）=0.81―1.055根/m2;

三、工作面排距b和柱距a的确定

根据选定的工作面顶板管理方式——“三、五排控顶”，确定排距b=1.0m，则柱距a值计算如下：

a=1/nb

式中：

a—柱距，m

n—工作面支护密度，根/m2；

b—排距，m；

则煤层工作面柱距为：

a=1/（0.81—1.055）Х1=（1.2―0.94）m，取1m;

由上面的计算，确定工作面排距为1m，柱距为1m，最大控顶距5.2m，最小控顶距3.2m，放顶距1m。

四、工作面所需支柱、顶梁数量

N=LN[（L/a）+1]

N—工作面所需支柱数量

LN—最大控顶距时的支柱排数，LN=5

L—工作面长度，L=75m

a—柱距，a=1m

N=355根

考虑工作面临时支护，加强支护与备用量的工作面支柱增加15%，顶梁增加4%，所以工作面配备支柱410根，顶梁配备370根。

采煤工作面回采时，各工序按《煤矿安全规程》、《操作规程》进行。

第二节顶板管理

因本区采用“三八制”“两采一准”的劳动组织形式所以工作面顶板管理为“三五排柱管理。

本采区主要开采M7煤层。

煤顶板均为泥岩、粉砂质泥岩。

根据上水平开采情况分析直接顶为中等稳定顶板、基本顶为来压不明显型。

针对此类顶板，管理方法有以下几项：

一、加强对顶板的观测

在掘进和回采工作面应有专人观察顶板变化情况，如发现掉渣局部冒落，应及时通知工人注意隐蔽，不要站在空顶范围较大的地方作业。

并及时处理浮煤、浮矸。

严格执“行敲邦问顶”制度。

二、严格实施超前加强支护与回采工作面特种支护

回采工作面运输巷与回风巷必须超前工作面20m进行加强支护，增大支护密度。

回采工作面特种支护必须按回采作业规程的要求严格执行。

三、回采工作面与掘进工作面必须及时支护

回采工作面每次落煤后和掘进工作面每次爆破后必须及时架设临时支护，尽可能减小空顶距离。

出现突水，来压等预兆时必须及时撤离人员。

四、回采工作面液压支柱初撑力必须符合设计要求

在回采工作面升柱时每根液压支柱的初撑力不得小于90KN。

发现液压支柱有损坏或初撑力不能达到要求时必须及时跟换。

五、认真做好顶板来压步距记录

每次基本顶来压时必须认真记录，以便指导下区段或下水平开采。

根据对来压数据的分析能确定工作面加强支护的时间、与特种支护的设计参数。

六、回采工作面顶板具体管理

1、工作面选用PDZA12型单体液压支柱和兀型钢顶梁支护顶板，煤层倾角16°-18°，倾角每6°-8°支柱上仰1°，支柱迎山角为1°-3°，使用编织网作假顶，柱脚必须穿靴，防止底板光滑而滑倒支柱底必须有柱窝。

2、工作面采用“三五排”控顶，最大控顶距5.2m,最小控顶距3.2m,放顶距2.0m,支柱排距1.0m,柱距1.0m。

3、工作面煤壁不得留有伞檐，顶梁末端靠在煤壁内0.2m，并有梁窝，有片帮的地方必须使用半圆木背实，防止大量片帮。

4、对顶板冒落而不实的部分必须使用坑木及时架木垛，预防顶板大面积垮落而压塌支柱。

七、掘进工作面顶板具体管理

1、临时支护必须掏柱窝，挂网。

2、跟换永久支护时，必须从内到外依次跟换。

跟换时应有专人观察顶板。

3、永久支护必须按照设计要求，保值保量完成。

4、出现突出预兆时必须立即撤离人员。

第五章采区通风设计

第一节采区瓦斯涌出量预测

一、瓦斯涌出量计算

瓦斯涌出量计算

（1）采煤工作面瓦斯涌出量qf按下式计算：

qf＝qb+qn

式中：

qb——开采层瓦斯涌出量，m3/t；

qn——邻近层瓦斯涌出量，m3/t；

（2）开采层瓦斯涌出量qb按下式计算：

式中：

m—开采层厚度，1.3m；

M—工作面采高，1.5m；

K1—围岩瓦斯涌出系数，取1.3；

K2—工作面丢煤系数，取工作面回采率的倒数；

K3—采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出系数，

K3＝

；

L—工作面长度；

h—掘进巷道预排等值宽度，焦煤取12.5m；

W0—本煤层瓦斯含量，m³/t；由于K3煤层开采后对下面邻近煤层有卸压释放，因此计算下煤层瓦斯涌出量时应按卸压后的煤层瓦斯含量计算，W0i=