采(盘)区设计说明书

辽源职业技术学院项目设计说明书项目任务：舒兰七矿北一采区巷道方案设计班级：高采0932专业：煤矿开采技术姓名：殷建超指导人：郭力2010年12月28日辽源职业技术学院课程设计任务书1. 设计题目：舒兰七矿北一采区巷道方案设计2. 学生提交设计期限：自 2010年11月19日开始至2010年 12月30日完成3. 设计所用原始资料：1)基本条件该采区位于该矿第一水平，开采2号煤层。

采区上以—140为界，以—380为界，左以F10断层为界，右以断层为界。

采区走向长2500m，倾斜长2000m，煤层走向为东西走向，煤层平均厚度3m，倾角平均7°左右，煤的密度为1.5t/m³采区瓦斯相对涌出量15 m³/t，采区正常涌水量为120 m³/h，煤层自然发货期6个月，煤尘具有爆炸性，煤质中硬。

地面无需保护地物，邻近采空区对本采区开采无影响，井底车场位于采区左侧，水平运输大巷在笨采区走向中部距煤层底板20m的岩层中。

煤层顶板: 无伪顶，直接顶为厚8.0m的细砂岩，基本顶为厚11m的石灰岩。

煤层底板为中砂岩。

2）基础图纸采区煤层底板等高线图；煤层综合柱状图3）采区设计年产量为1.5Mt/a4 设计的主要内容：采区储量与生产能力，采区巷道布置方案比较。

5 图标目录：1) 储量计算表;2）采区主要巷道断面及支护形式表;3）方案技术比较表;4) 采区巷道布置平.剖面图；目录第1章采区地质概况 (1)第2章采区储量与生产能力 (2)第一节，采区储量 (2)第2节，采区生产能力及服务年限 (10)第3章采区巷道布置 (14)第4章采区巷道布置方案的技术比较 (16)第一章采区地质概括1，采区概括该采区位于该矿第一水平，开采2号煤层，采区上以—140为界，下已—380为界，左已F10断层为界，右以F11断层为界。

采区走向2500米，倾斜长2000米，（已是煤层实际倾斜长）煤层走向为东西走向。

煤层的平均厚度3米，倾角平均为7°左右，煤的密度为1.5t/m³，采区瓦斯相对涌出量15 m³ /t，采区正常涌水量为120 M³/h，煤层自燃发火期为6个月，煤尘具有爆炸性，煤质中硬。

地面无需保护地物，邻近采空区对本采区开采无影响，井底车场位于采区左侧，水平运输大巷在本采区走向中部煤层底板20米的岩石中。

2 采区煤层及其顶底板特征煤层自然发货期6个月，煤层顶板 无伪顶，直接顶为厚8.0m的细砂岩，基本顶厚度为11m厚度的石灰岩。

煤层底板为砂页岩。

3采区瓦斯.相对涌水量.煤质采区瓦斯相对涌出量15M³/t，采区正常涌水量为120 M³/h，煤层自然发货期6个月，煤尘具有爆炸性，煤质中硬。

第二章采区储量与生产能力第一节，采区储量采区工业储量及可采量，确定设计损失量由采区地质资料得知，煤层走向长2500m，倾斜长度2000m，煤的密度为1.5t/m³由上述设计方案可算出煤炭的工业储量.损失量和可采储量。

方案Ⅰ 采用走向长壁采煤法方案Ⅰ 的工业储量计算式中Zg=L×Cp×m×r=2250——采区工业储量，单位 万tL ——采区倾斜长度，2000m——采区走向长度，2500mm ——采区煤的厚度，3.0mr ——煤的密度， 1.5t/ M³方案Ⅰ的损失量根据《煤矿安全规程》和《煤炭工业设计设计规范》等有关规定：采区左右边界各留10m保护煤柱，采区上下边界各留15m保护煤柱，护巷煤柱：采区上下水平间距为20m，两条山下山的护巷煤柱左右各至停采线30m。

区段煤柱为10m。

由以上数据可算出煤炭的损失量和采区采出率并判断是否符合相关规定从而得知方案在技术上是否可行。

（1） 采区右边界损失量=L×m× Cb×r=27万t式中 ——方案Ⅰ采区左右边界损失量，单位万t L ——采区倾斜长度，2000mm ——煤层煤的厚度，3.0mCp——煤柱尺寸，30mr ——煤的密度，1.5t/m³（2） 采区上边界损失量Pc=Lz×Cb×m×r=33.75式中 ——方案Ⅰ采区上下边界损失量，单位万t ——采区走向长度，2500mm——煤层煤的厚度，3.0mCp——煤柱尺寸，30m（3）采区护巷煤柱损失量①采区上下山采区护巷煤柱损失量=L×m×Cb×r=54式中——方案Ⅰ采区护巷煤柱损失量，单位万tL ——采区倾斜长度，2000mm ——煤层煤的厚度，3.0mCb——煤柱尺寸，60mr ——煤的密度，1.5t/m³2 采区区段护巷道煤柱损失量Pg=4×L×m×Cp×r=45L——采区走向长度，2500mm ——煤层煤的厚度，3.0mCp——区段煤柱尺寸，10mr ——煤的密度，1.5t/m³（4）方案Ⅰ煤炭损失总量P=Py+Pc+Ps+Pq=27+33.5+54+45=159.5P总1——方案Ⅰ煤炭损失总量，Py——采区上下边界损失量，27万tPc——采区左右边界损失量，33.75万t Ps——采区护巷煤柱损失量，54万tPg——采区上下山采区护巷煤柱损失量,45万t方案Ⅰ的采区可采储量计算Zk=Zg-Pe=2090.25万t式中 Zk——方案Ⅰ设计可采储量；2090.25万t Zg ——工业储量；2250万tPe——采区煤炭总损失量；159.5万t由上述数据可算出方案Ⅰ的采区采出率C=Zk/Ze×100%=92.9%式中 Zk——方案Ⅰ设计开采储量，2090.25万tZe——工业储量，2050万tC——方案Ⅰ采区采出率。

根据《煤炭工业设计规范》；《煤矿安全规程》等有关规定，采区采出率，薄煤层不低于85%,中煤层不低于80%，厚煤层不低于75%。

因此方案Ⅰ是可行的方案方案Ⅱ选用倾斜长壁采煤法Zg=L×Lz×m×r/cos7°=2250式中 ——采区工业储量，单位 万tL ——采区倾斜长度，2000m——采区走向长度，2500mm ——采区煤的厚度，3.0mr ——煤的密度， 1.5t/ M³方案Ⅱ 的损失量采区左右边界断层10m煤柱，上边界各留10m，下边界停采线距采区边界70m：相邻分带间保护煤柱为10m.由上述数据可算出煤炭的损失量和采区采出率并判断是否符合相关规定从而得知方案级数上是否可行。

（1）采区左右边界损失量Py=L×m×r×2×C/cos7°=9.06式中 Py——方案Ⅰ采区左右边界损失量，单位万tL ——采区倾斜长度，2000mm ——煤层煤的厚度，3.0mC——煤柱尺寸，10mr ——煤的密度，1.5t/m³（2）采区上下边界损失量Pr=L×（m+M）×Lz×2×r/cos7 °=145万t式中 Pr——方案Ⅱ采区上下边界损失量，单位万t L——采区走向长度，2000mM——煤层煤的厚度，3.0mr ——煤的密度，1.5t/m³Lz----煤柱尺寸，10米m——停采线边界的距离，70m（3）采区相邻分带间保护煤柱损失量Pc=Lz×m×C×r/cos7°=11.3万t式中 Pc——方案Ⅱ采区区段护巷煤柱损失量，单位万t Lz——采区走向长度，2500mm ——煤层煤的厚度，3.0mr ——煤的密度，1.5t/m³C——相邻分带间保护煤柱尺寸，10m（4） 方案Ⅱ的煤炭损失总量P=Py+Pr+Pc=165.36万t式中 P——方案Ⅱ采区煤炭总损失量，单位万tPy——方案Ⅱ采区左右边界损失量，9.06万tPr——方案Ⅱ采区上下边界损失量，145万tPc——方案Ⅱ采区区段护巷煤柱损失量，11.3万t方案Ⅱ的采区可采储量C=Ze-Zg=2084.64万t式中 C——方案Ⅱ设计开采储量，单位万tZe——工业储量，2250万tZg——方案Ⅱ采区区段护巷煤柱损失量，165.36万t由上述数据可算出方案Ⅱ的采区采出率C=Zk/Ze×100%= 92.6%式中 ——方案Ⅱ设计可采储量2084.64万t——工业储量，2250万t——方案Ⅱ采区采出率根据《煤炭工业设计规范》；《煤矿安全规程》等有关规定，采区采出率，薄煤层不低于85%，中厚煤层不低于80%，厚煤层不低于75%。

因此方案Ⅱ是可行方案储量计算表表1方案名称2号煤层方案Ⅰ 2号煤层方案Ⅱ工业储量 2250万t 2250万t煤炭损失量 159.5万t 165.36万t采区采出率 92.9% 92.6%设计可采储量 2090.25万t 2084.64万t第二节，采区生产能力及服务年限（1）方案Ⅰ采用走向长壁采煤法。

1. 采区生产能力一个工作面日产量计算6式中 A——工作面日生产能力L——方案Ⅰ工作面长度，150ml——工作面日推进量，3.6m/dm——工作面采高，3.0mr ——煤的密度，1.50t/m³C——工作面回采率，95%一年按330个工作日计算则年产量A=L×l×m×r×330×95%=76.18万t2. 计算采区采出能力A1= ∑Ai×K1×K2=189×1.1×95%=159.21万t式中 A1——方案Ⅰ采区生产能力∑——采区内同时生产的工作面能力之和K1——产量不均衡系数，两个同时生产可取0.95，三个工作面同时生产时去0.9.K2——掘进出煤率，一般可取1.1。

采区生产能力为159.21万t3,服务年限采区服务年限计算T=Zg/A×K=14年式中 Zg——采区可采储量Z——方案Ⅰ可采储量A ——采区生产能力K ——工作面回采率采区服务年限14.6 年（2） 方案Ⅱ采用倾斜长壁采煤法1. 采区生产能力一个工作面日产量计算6式中 ——工作面日生产能力L——工作面长度，150ml——工作面日推进量，3.6m/dm——工作面采高，3.0mr ——煤的密度，1.5t/m³C——工作面回采率，95%一年按330个工作日计算则年产量A=L×l×m×r×C=76.18万t2. 计算采区采出能力A1= ∑Ai×K1×K2=189×1.1×95%=159.21万t式中 A1——方案Ⅰ采区生产能力∑——采区内同时生产的工作面能力之和K1——产量不均衡系数，两个同时生产可取0.95，三个工作面同时生产时去0.9.K2——掘进出煤率，一般可取1.1。