采矿工程课程设计采区说明书范本

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煤矿采区设计说明书范本

煤矿采区设计说明书范本前言主要叙述矿井概况、开拓方式、通风方式、开采状况及本采区设计依据。

（前言单独一页）第一章采区概况及地质特征第一节采区概况一、采区范围：说明采区所在的水平，采区四周边界，采区走向长度、倾斜长度、采区面积、开采上、下限标高。

二、邻近采区开采情况：说明邻近采区开采情况三、地面位置及建筑物：采区对应的地面位置、区域、地形地貌、水系、地面积水范围及区域内的建（构）筑物，开采后对地面建（构）筑物的影响情况、破坏程度及应采取的措施。

四、区内钻孔情况：概述区内钻孔的数量、封孔质量、可利用程度等。

区内钻孔特征表第二节煤层赋存情况及顶底板特征一、煤层赋存情况：概述煤层赋存情况并填下表：煤层赋存情况表煤层特征表煤层工业指标表二、煤层顶底板特征：分煤层详述煤层顶底板岩性、厚度、颜色、结构性质等。

第三节采区储量分析分析计算采区及各煤层工业储量、可采储量等。

采区储量汇总表第四节地质构造分析采区范围内及其周围的构造分布情况，包括断层的产状、性质、揭露控制程度以及对开采的影响程度等。

断层特征表第五节水文地质一、实见水文地质：叙述已开拓、开采的相邻采区、相同煤层实见水文地质及水害情况。

二、主要含水层及地质构造的水文地质特征：1、说明主要含水层及其主要特征（指从第四系至奥灰对采区涌水有影响的含水层）。

2、主要构造水文地质特征三、安全隔水层厚度：计算受水威胁采区掘进巷道安全隔水层厚度。

四、突水系数计算：采用公式：Ts=P/(M-Cp-Dg)式中：Ts—突水系数（MPa/m）；P—隔水层承受的水压（MPa）；M—隔水层厚度（m）；Cp—采矿对底板隔水层的扰动破坏深度（m）；Dg—隔水层中危险导高（m）；矿压破坏深度Cp：七层煤按11m，正常块段八层暂按12m，九层暂按10m，十层暂按8m。

受多个含水层威胁的，要分别计算突水系数。

根据突水系数划分受水威胁块段范围，确定正常块段突水系数大于0.1 MPa/m和复杂块段突水系数大于0.06 MPa/m的上限标高。

采矿学课程设计模板采区150

(准备方式：采区布置煤层倾角：生产能力：150万t )第一章．采区巷道布置 (5)第一节．采区储量与服务年限 (5)第二节．采区内的再划分 (7)第三节．确定采区内准备巷道布置及生产系统 (9)第四节．采区中部甩车场线路设计 (12)第二章．采煤工艺设计 (19)第一节．采煤工艺方式的确定 (19)第二节．工作面合理长度的确定 (24)第三节．采煤工作面循环作业图表的编制 (25)小结 (26)序论一、目的1、初步应用《采矿学》课程所学的知识，通过课程设计加深对《采矿学》课程的理解。

2、培养采矿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1、设计题目的一般条件某矿第一开采水平上山某采(带)区自下而上开采K1、K2和 K3煤层，煤层厚度、层间距H---- 采区倾斜长度，1100m；L---- 采区走向长度，3000m；γ---- 煤的容重，1.30t/m3；m1---- K1煤层煤的厚度，为6.9米；m2---- K2煤层煤的厚度，为3.0米；m3---- K3煤层煤的厚度，为2.2米；Zg=1100×3000×(6.9+3.0+2.2)×1.3=5190.9万t/aZg1=1100×3000×6.9×1.3=2960.10万tZg2=1100×3000×3.0×1.3=1287.00万tZg3=1100×3000×2.2×1.3=943.80万t(2)设计可采储量ZK=(Zg-p)×C (公式1-2)式中：ZK---- 设计可采储量, 万t；Zg---- 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%。

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《采矿学》课程设计说明书姓名：学号：班级：采矿B101题目：《采矿学》课程设计评语：指导教师：段绪华职称：教授2013 年 7 月 12 日1 矿井概述及井田地质特征 (3)1.1 矿区概述 (3)1.2 井田地质特征 (4)1.3 煤层特征 (8)2 井田境界和储量 (9)2.1 井田境界 (9)2.2 矿井工业储量 (9)2.3 矿井可采储量 (10)2.3.1永久煤柱留设 (10)3 工作制度和设计生产能力及服务年限 (12)3.1 矿井工作制度 (12)3.2 矿井设计生产能力及服务年限 (12)4矿井开拓方式 (13)4.1 确定井筒位置 (13)4.2 确定井田开拓方式 (13)4.3 确定开采水平位置，标高及水平垂高 (14)4.4 确定运输大巷布置及位置 (14)5 准备方式--带区巷道布置 (14)5.1 煤层的地质特征 (14)5.11 可采煤层的基本概况 (15)5.12 煤层顶底板地质条件 (15)5.2 带区巷道布置及生产系统 (16)5.21 区段斜长确定 (16)5.22 带区上山位置及布置方式 (16)5.23 带区内工作面的接替顺序 (16)5.24 带区内各种巷道的掘进方法 (16)5.25 带区生产能力及采出率 (16)5.3 带区车场选型设计 (17)5.31 带区下部车场选型设计 (17)5.4 带区主要硐室的布置 (18)5.41 带区煤仓 (18)5.42 带区绞车房 (19)5.43 带区变电所 (19)6采煤方法 (20)6.1 采煤工艺方法的确定 (20)6.11 带区地质条件和煤层赋存条件 (20)6.12 回采工作面长度和推进度以及推进方向 (21)6.13 回采工作面的破，装，运煤方式及其设备选型 (21)6.14 劳动组织表 (26)6.15工作面正规循环作业图表 (27)6.2 回采巷道布置 (28)6.2.1 确定回采巷道布置形式 (28)6.2.2 回采巷道支护 (28)6.2.3 确定回采巷道断面及其具体施工技术要求 (28)7 设计矿井基本的技术经济指标 (29)总结 (30)1 矿井概述及井田地质特征1.1 矿区概述回坡底煤矿隶属于霍州煤电集团公司。

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采矿课程设计说明书班级：采矿08-1姓名：亢宇学号：0809160113指导教师：李刚目录1. 采区概况及地质特征 (1)1.1采区概况 (1)1.2采区地质概况 (1)2. 采区储量及服务年限 (2)2.1储量 (2)2.2采区生产能力及服务年限 (2)3.采区巷道布置与采煤方法的选择 (3)3.1采准巷道布置方案的提出 (3)3.2采准巷道布置方案比较 (4)4、采煤方法及回采工艺 (4)4.1采煤方法 (4)4.2回采工艺 (4)5、采区生产系统和主要机械设备选型 (6)5.1、液压支架 (6)5.2、采煤机 (7)5.3、刮板输送 (7)5.4、转载机 (7)5.5、破碎机 (7)5.6、可伸缩胶带输送机 (8)5.7、乳化液泵 (8)5.8、回柱绞车 (8)5.9、水泵.................................................. 错误！未定义书签。

5.10、移动变电站 (8)6、通风与安全 (8)6.1、回采工作面所需风量计算 (8)6.2、掘进工作面所需风量计算 (9)6.3、硐室所需风量的计算 (10)6.4、采区总需风量 (11)7、巷道断面的选择 (12)7.1、煤层运煤平巷 (12)7.2、煤层运料平巷 (12)7.3、阶段运输斜巷.......................................... 错误！未定义书签。

7.4、阶段回风斜巷.......................................... 错误！未定义书签。

7.5、采区煤仓 (13)8、采区生产系统 (14)9、采区的主要经济指标及劳动组织表 (12)1.采区概况及地质特征1.1采区概况本采区为某矿的一个接替采区，采区走向长1670m，倾斜长度880m，其面积为1469600m2。

该采区东以井田断层为界，西南部以采取边界为界，上部水平是-100m，下部水平为-400m。

采矿工程设计说明书课程设计

目录序论 (2)第一章：矿区概况及井田地质特性......................................................................................错误!未定义书签。

1.1 矿区基本概况...........................................................................................................错误!未定义书签。

1.2 主要地址构造............................................................................................................错误!未定义书签。

1.3 矿井开拓概况............................................................................................................错误!未定义书签。

第二章：采区基本开采件........................................................................................................错误!未定义书签。

2.1 采区开采煤层条件....................................................................................................错误!未定义书签。

2.2 采区基本条件............................................................................................................错误!未定义书签。

采区设计说明书

采区设计说明书班级：采矿班组员：目录第一章采区地质情况第一节井田概况第二节地质特征第二章采区储量与生产能力第一节采区储量第二节采区生产能力第三节采区服务年限第三章采区方案设计第一节采煤方法的选择第二节采区巷道布置第三节巷道断面设计第四章回采工艺第一节落煤第二节支护第三节采空区处理方法第四节采煤工艺第五节生产技术管理第六节安全技术措施第五章采区生产系统第一节采区运输第二节采区通风第一章采区地质情况第一节地质特征峻德煤矿位于黑龙江省鹤岗市。

为鹤岗煤田最南部的一个井田。

其地理坐标为：东经130°14′40″北纬47°11′50″。

井田的北部边界与兴安煤矿相邻。

其界限为：纬线104000为界。

由它们的连线的垂直截面组成北部的人文边界。

南止煤系地层与上复第三系地层的-500标高不整合接触线。

区内东有峻德火车站，北距鹤岗火车站15KM.西部有鹤大公路通过，交通方便。

峻德煤矿井田的地势东高西洼。

洼地面积占三分之二左右。

年平均降雨量为600㎜左右，雨季集中在六，七，八三个月。

区内只有鹤立河在井田上方流过后经人工改造从西部边界通过。

最高洪水位238M。

最大流最为180立方米每秒。

地下水原始流向与地表河流流向一致。

水力坡度2‰左右。

一矿区范围内的地层情况本区地层基本与鹤岗区域性地层一致。

根据东北地区区域地层表的统一对比，区内自下而上有：前古生界，上侏罗统：石头河子组石头庙子组。

下白垩统东山组，第三系和第四系地层。

1．前古生界：主要为花岗片麻岩、石曲片岩，角闪片岩组成煤系地层基盘。

2．上侏罗统石头河子组：为矿区主要含煤层21层。

本组可分为上、中、下三部分：上部岩性较粗厚度450米，由北往南变薄。

以灰白色中粗砂岩为主。

有含砾粗砂岩、细砂岩、灰黑色粉砂岩、泥岩、炭页岩、凝灰质岩等，含可采煤层21层。

中部岩性较细，厚约400M。

以灰白色中、细砂岩和灰黑色粉砂岩，泥岩为主。

夹粗砂岩和二层灰白～灰绿色凝灰质岩。

采矿工程课程设计说明书[优秀]

课程设计说明书学校:学院:专业班级:姓名:指导教师:设计日期:目录第一章:课程设计大纲 (2)第二章:采区开采范围及地质情况 (3)第三章:采区工业和可采储量 (6)第四章:采区巷道布置 (8)第五章:采煤方法及回采工艺 (14)第六章:采区生产能力及服务年限 (18)第七章:采区巷道断面设计 (21)第八章:采区生产系统及设备 (27)第九章:采区主要经济技术指标 (35)第十章:安全措施 (36)第一章课程设计大纲一、实践课程的性质、目的与任务采矿工程专业课程设计是采矿工程专业学生一项实践性的教学环节.是在“矿山压力及其控制”、“井巷工程”、“采煤方法”、“矿井设计”等课程的理论教学和生产实习的基础上,通过采区设计把理论知识融会贯通于实践的综合性的教学过程. 通过采区设计要达到下列目的:1.系统地灵活运用和巩固所学的理论知识;2.掌握采区开采设计的步骤和方法;3.提高和培养学生文字编写、绘图、计算和分析问题、解决问题的能力.本课程设计的主要任务是:1.编写采区设计说明书一份(30～50页);2.设计图纸部分:①采区巷道布置平、剖面图(平面图1:2000,剖面图1:1000);②工作面布置图(平面图1:100或1:200,剖面图1:100或1:50),其中附工作面循环作业图表、工作面技术经济指标表及工人出勤表;二、课程设计的基本要求1.加深对采矿工程专业所学理论的认识和理解,提高对就业岗位的感性认识;2.使学生在课程设计过程中,独立完成教学要求,提高设计工作能力;3.使学生能熟练采区设计内容级步骤,提高和培养学生文字编写、绘图、计算和分析问题、解决问题的能力.第二章采区开采范围及地质情况一. 采区的位置及开采范围本采区位于河北某矿4采区(二水平),走向长度2125米,倾向长度1150米/cos13°=1185米.煤层面积2518125米2.二. 采区地质1、地质构造:本井田储量丰富、地质构造中等,井田为单斜构造,以断裂构造为主.矿井地质构造简单.地层走向为34 º,倾向向东南倾斜,倾角10º—15º.其特点是断层少,褶曲起伏变化较小,对开采影响不大;对矿井开采,尤其是初期开采影响很小.2、煤层本井田共有3个煤层,煤层总厚17.44米,含煤系数为8.7%.不稳定的煤层为10、11、12号煤层,详见可采煤层特征表.砂质泥岩、粉砂岩.三. 开采技术条件经地质分析及预测, 12号煤瓦斯涌出量小于1米3/t,煤层最大瓦斯涌出量2米3/t,为低瓦斯矿井.经鉴定本矿井为低瓦斯矿井, 12号煤瓦斯绝对涌出量4.0 米3/米in.根据地质报告提供的资料,煤尘无爆炸危险性,自燃倾向等级为三类不易自燃煤层.根据70个钻孔井温测量结果分析,本井田地温梯度在距地表深度1100米以上为1.49～2.81℃/100米,低于或接近正常地温梯度(3℃/100米);仅在距地表深度1100～1200米之间地温度为3.1℃/100米,略高于正常地温梯度.因此,本井田属于正常地温梯度区.各煤层的顶底板岩性多为砂岩、泥岩、砂质泥岩和粉砂岩,顶板易于冒落,属中等条件的顶板管理方法.井田内基本无小窑开采,现开采与基建的小井都在井田浅部以外.本矿井属水文地质条件简单的矿井,绝大部分煤层位于奥灰水位以上,仅深部很少部分受奥灰水影响.本矿井开采的不利因素主要是瓦斯涌出量大,需采取抽放措施,对将来开采有一定影响.四、水文地质特征(一)、含水层本矿井自奥陶系灰岩至第四系冲积层共划分为7个含水层,自上而下分别为第四系卵石层、二迭系石盒子组砂岩、山西组大煤顶板砂岩、太原群野青灰岩、伏青灰岩、大青灰岩及奥陶系灰岩含水层,分述如下:(1)第四系卵石层含水层卵石层厚度6.45～94米,一般50～60米,总的趋向南、北厚,中部及西部薄,间夹3～4层粘性土透镜体,卵石层一般为粘土所胶结,富水性较弱,单位涌水量为1.784～3.883L/米.s.(2)二迭系石盒子组砂岩含水层本含水层可分为石盒子组三段砂岩和石盒子组一、二段砂岩两组.石盒子组三段砂岩为灰白色中、粗粒砂岩,硅质及泥质胶结,底部为粗粒砂岩,含小砾石,厚度较稳定,一般在40米左右,漏水孔多分布在此层.为一富水性弱的含水层. 石盒子组一、二段砂岩为灰绿色及深灰色中、细粒砂岩,分布有2~4层.为一富水性弱的含水层.大多为回采塌陷后,下部砂岩将参于矿坑充水.(3)山西组2号煤顶板砂岩含水层本含水层为2号煤层直接或间接顶板,层位不稳定,厚度变化较大,厚0～19米,一般6～8米.为富水性弱的承压裂隙水含水层.(4)野青灰岩含水层野青灰岩厚度0～2.78米,一般厚0.8～1.1米.砂岩以浅灰色细、中粒砂岩为主,在井田南北部厚,中部厚度变薄,本层为富水性弱的溶洞裂隙承压含水层.(5)伏青灰岩含水层本层厚度0～4.49米,一般厚度2.5～3.5米,厚度稳定.该层透水性较差.为一富水性中等的裂隙水含水层,单位涌水量为0.0345L/米.s.(6)大青灰岩含水层本层厚度0.6～8.54米,一般厚度5～6米,厚度变化较大,裂隙发育.为一富水性中等的裂隙水含层,单位涌水量为0.0699L/米.s.(7)奥陶系灰岩含水层本层钻孔揭露厚度0.4～160.53米,一般厚度5～15米.在钻孔揭露的六、七、八段中,七段富水性强,灰岩岩溶裂隙发育极不均均,呈多层状,垂向变化大,水平较稳定.八段岩溶裂隙发育,但多被铝土充填.六段为相对隔水层.本层为富水性强的裂隙水含水层,单位涌水量为1.65L/米.s.(二)矿床充水条件本井田煤层埋藏较深,覆盖层厚,水文地质条件相对简单.本区初期开采上部煤层时,水文地质类型属于坚硬裂隙岩层为主的水文地质条件中等的矿床;当开采下三层煤时,则为以裂隙岩溶岩层为主的水文地质条件复杂的矿床.(3)矿井涌水量井田内含水层自下而上有奥灰强含水层,厚度大,富水性较强;大青灰岩含水层厚度5~6米,为较强含水层;伏青灰岩含水层厚度3.5米左右,为较强含水层;野青灰岩含水层含水性差,一般不含水;山西组砂岩含水层厚7.0米左右,含水性弱到中等;上石盒子组细砂岩以上含水层厚度大于100米,虽含水性不强,但静储量比较大;第四系砂砾石层最厚94米,一般50~60米,富水性较强.矿井正常涌水量200米³/h.最大320米3/h综合上述分析,本矿井开采技术条件是良好的.第三章采区工业和可采储量一. 采区工业和可采储量计算1. 10号煤采区储量计算10号煤采区工业储量计算:Q1 = S1米1r= 2518125×2.08×1.4= 733.3(万吨)式中: Q1 ——地质储量和工业储量S1 ——采区面积米1 ——煤层厚度r ——煤的容重10号采区可采储量计算煤柱损失:采区边界留设5米边界煤柱,断层靠近采区侧留10米断层保护煤柱.(边界周长为4885米,断层长度为F2=362.5米)经计算煤柱损失为:4885×5×2.08×1.4+362.5×10×2.08×1.4=81681t Z1 =(Q1-P1)×c= (733.3-8.2)×0.8= 580(万吨)式中: P1——保护工业场地、井筒、井田边界、河流、湖泊、建筑物等留设的永久煤柱损失量;C ——采区采出率2、11号煤层储量计算:11号煤的工业储量计算:Q2=S2 米2 r=2518125×1.81×1.4=638(万吨)11号煤采区可采储量计算煤柱损失:采区边界留设5米边界煤柱,断层靠近采区侧留10米断层保护煤柱.两条上山间留20米煤柱,上山一侧各留20米保护煤柱;(边界周长为4885米,断层长度为F2=362.5米)经计算煤柱损失为:4885×5×1.81×1.4+72.5×10×1.81×1.4+60×1185×1.81×1.4=243897tZ2 =(Q2-P2)×c=(638-24.4)×0.8=490.88(万吨)3、12号煤层储量计算12号煤层工业储量计算:Q3=S3 米3 r=2518125×3.5×1.4=1233.8(万吨)12号煤采区可采储量计算煤柱损失:采区边界留设5米边界煤柱,两条上山间留20米煤柱,上山一侧各留20米保护煤柱;断层靠近采区侧留10米断层保护煤柱.(边界周长为4885米,倾斜长度为1185米;断层长度为F2=362.5米)经计算煤柱损失为:4885×5×3.5×1.4+1185×60×3.5×1.4+72.5×10×3.5×1.4=471625tZ3 =(Q3-P3)×c=(1233.8-47.2)×0.8=949.3(万吨)4、采区可采储量Z=Z1+Z2+Z3=580+490.9+949.3=2020.2(万吨)第四章采区巷道布置一、采区设计方案比较方案一:煤层群采用采区集中上山的一种联合准备方式,在12号煤层中布置两条中央集中上山,三层煤共用一组上山,但不共用区段集中平巷.优缺点:集中轨道与集中运输巷同标高布置,有利于巷道间的联系,有利于掘进施工,有利于设备,材料运送和方便行人.巷道布置系统完善可靠,生产灵活性大,可多工作面同时生产,生产集中,增产潜力大.服务年限长的采区上山及区段集中巷道布置在较稳定坚硬的底板岩石中,较好地克服了矿山压力大,巷道维护困难的问题,实现了沿空掘巷,跨上山开采,减少了煤层自燃的危险.但是岩巷掘进困难,费用高速度慢.但是由于煤层层间距过大,石门数量多,岩石工程量大,施工慢,耗费高.方案二:10号煤层和11号煤层采用煤层群联合布置,12号煤层采用单独布置,即分别在11号煤层和12号煤层底板下采用双岩石区段集中巷(同一标高)采区巷道布置,该采区为联合集中布置的双翼采区,两条岩石上山位于走向中央.优缺点:服务年限长的采区上山及区段集中巷道布置在较稳定坚硬的底板岩石中,较好地克服了矿山压力大,巷道维护困难的问题,实现了沿空掘巷,跨上山开采,减少了煤层自燃的危险.但是岩巷掘进困难,费用高速度慢. 方案三:采用煤层群分组集中采区联合准备,10号煤层和11号煤层为B 组,两条上山布置在11号煤层中,12号煤层为A 组,在12号煤层中单独布置两条煤层上山.采区石门贯穿各煤层.主要技术经济比较:由于11号煤层和12号煤层间距较大,所以采用分组集中采区联合准备布置方式(方案三)减少了石门工程量.石门基本上都是布置在岩石中,掘进困难,费用高,速度慢;减少石门掘进费用,减少掘进时间;采区上山沿煤层布置时,掘进容易、费用低、速度快,联络巷道工程量少,生产系统较简单.通风距离短,管理环节少.其主要问题是煤层上山受工作面采动影响较大,生产期间上山的维护比较困难.改进支护,加大煤柱尺寸可以改善上山维护,但会增加一定的煤炭损失.此采区为稳定煤层,瓦斯涌出量小,宜采用煤层上山布置.综上所述:根据本采区的条件,方案三最为合理. 二、采区车场: 1、采区上部车场:采用逆向平车场的形式. 2、采区中部车场: 采用甩车场.3、采区下部车场:根据给定条件,本采区采用大巷装车式采区下部车场. 装车站设计:大巷采用皮带运输. (2)辅助提升车场设计本采区采用顶板绕道,绕道车场起坡后跨越大巷,由于煤层倾角为12到15度,为减少下部车场工程量,轨道上山提前下扎△β角,使起坡角达25度.运输大巷距上山落平点较近,围岩条件较好,存车线长,故绕道采用卧式顶板绕道.调车方便,但工程量较大.下部平车场双道起坡斜面线路计算:斜面线路采用DC615-3-12道岔,α=18°26’06”, a=2077米米,b=2723米米. 车场双道中心线间距为S=1300米米.连接半径取R=12000米米. 对称道岔线路连接长度:L=a+4tg 2cot 2ααR S =5973 竖曲线半径为:RG=15米 (高道竖曲线半径); RD=12米 (低到竖曲线半径). 高道坡度iG 取11‰ 低道坡度iD 取9‰下部平车场双道起坡斜面线路计算图:A D双道起坡斜面线路计算图起坡位置的确定起坡点位置计算图1——大巷；2——绕道；3——煤层底板；4——变坡后的轨道上山；5——大巷中心线大巷中心线至起坡点水平距离:L1=2tan R sin DD 2βθh =38.34米式中:h2——运输大巷轨面至轨道上山轨面垂直距离,根据经验,取h2=15米;RD ——竖曲线半径,RD=12米; θ——上山变坡后的坡度,θ=25°; βD ——竖曲线转角.βD=25°. 轨道上山边坡点段长度:L2=β）（θβββ-+-sin sin )2tan sin (11D D R L h=49.12米式中:h1——运输大巷中心线轨面水平至轨道上山变坡前轨面延长线的垂直距离;h1=18米;β——煤层倾角; 其他符号同前. 绕道线路设计: 弯道计算:如图中:R1、R3取12000,弯道部分轨道中心距仍为1300. 则:R2=13300 α1、α3均为90°.K1=︒︒⨯⨯=︒180901416.3120001801παR =18850 K2=︒︒⨯⨯=︒180901416.3133001802παR =20892c1——插入直线段,应该大于一个矿车长度(竖曲线低道起坡点至曲线终点),一般取2∽3米;这里取3米.d=(Le+n ×L 米)-c1-LAB-K1=(4.5米+30×2米)-3米-0.8米-18.85米=41.85米绕道线路设计图如下:N2 道岔设计:采用单开道岔,选用DK618-4-12道岔,α=14°15’,a=3472,b=3328,联接曲线半径为12米.单开道岔平行线路的联接长度:L5=a+Scot 4Rtg2αα =9338 C2 值计算,因列车已进入车场,列车速度v 控制为1.5米/s,R=12000,C2 ≥SB +(100 ～300)R sgv 2100 =1675 ～3925故取c2 =4000N3道岔连接点轮廓尺寸n 、米值计算:选用DK618-4-12道岔,α=14°15’,a=3472,b=3328,联接曲线半径为R4=15000.回转角β=δ-α=90°-α=75°45’. 道岔计算图如下:O'绕道开口道岔N 3计算图T=R4tan 2β=11700 d=bsin α=832;米=d+R4cos α=15370; H=米-R4cos δ=15370n=δsin H15370米=a+(b+T)δβsin sin =3472+(3328+11700)×0.97=18049绕道车场开口位置确定:X = LB + 米 - X1 式中:X1——运输机上山中心线至轨道上山轨道中心线间距;X1=23000;LB = Lg+R3+R1+2S =d+l5+c2+ R3+R1+2S=41850+9338+4000+12000+12000+650 =79838;故X = 79838+18049-23000=74887 L3值:根据大巷断面得知:e=850L3=R1+C+L1-e-n-R3=12000+3000+37535-850-15357-12000=24328 按L3≥SB+2(100-300)(100SqV2)条件检查列车运行速度控制在2米/s,得:L3≥3500～10150 故 24382≥10150符合要求第五章:采煤方法及回采工艺一、采煤方法:本采区可采煤层共分为三层,结合前述的煤层地质特征,本采区采用单一走向长臂跨落采煤法.二、采煤工艺:(1)适于采用综采工艺的条件就目前煤矿地下开采技术发展趋势看,趋向于综采工艺的发展方向,它具有高产、高效、安全,低耗以及劳动条件好,劳动强度小优点.但是综采设备价格昂贵,综采生产优势的发展有赖于全矿井良好的生产系统,较好的煤层赋存条件以及较高的操作和管理水平.根据我国综采生产的经验和目前的技术水平,综采适用于以下条件:煤层地质条件好,构造少,上综采后能很快获得高产,高效,某些地质条件特殊,但上综采后仍有把握取得较好的经济效益.(2)适合普采工艺的条件普采设备价格便宜,一套普采设备的投资只相当于一套综采设备的四分之一.普采对地质变化的适应性比综采强,工作面搬迁容易.对推进距离短,形状不规则,小断层和褶曲较发育的工作面,综采的优势难以发挥,而采用普采则可以取得较好的效果.与综采相比,普采操作技术较易掌握,组织生产比较容易.因此,普采是我国中小型矿井发展采煤机械化的重点.综上,根据我矿具体情况,地质条件好,煤层倾角小,宜采用综采工艺.三、采煤工作面作业规程的编制本采区全部采用综合机械化采煤,采用三班制,每班8小时,综采生产割煤和移架平行作业,无须单独回柱放顶时间,因此准备班工作量较小,主要是检修设备、更换易损零部件、前移转载机、缩短输送机胶带、回收运输和回风巷支架、平巷超前支护等工作.在条件差的综采面,加固煤壁、扶正支架、整理工作面端头等工作也在准备班进行.但这些工作量可以平行进行,一般用半个班可以完成,另半个班可以进行采煤作业.因此本采区采用“两班半采煤,半班准备”如下图:综采面作业循环图示例第六章采区生产能力及服务年限一．区段参数的确定根据本采区实际情况,本采区倾斜长度为1185米,区段数目确定为5个,采煤面斜长确定为210米,区段平巷留设保护煤柱宽度为15米,区段平巷设计断面为梯形断面,宽2.5米,高2.2米.则区段斜长为:210+15+2*2.5=230米.二. 采区生产能力计算采区分东西两翼,两翼实行同采,即两个工作面同时开采.10号煤层1、日产量计算A=2NLS米rC=2×7×210×0.6×2.08×1.4×0.95=4833t式中:N——采煤机日进刀数;L——工作面长度;S——截深;米——采高;r——煤的容重;C——煤的采出率.2、年产量计算A年= 300 A=300×4833= 1449900 (吨)3、生产能力计算A10=K1K2∑A=0.95×1.1×1449900=1515145t式中:A10——采区生产能力;t/aK1——工作面产量不均衡系数,采区内同采两个工作面,取0.95;采区内同采三个工作面,取0.9.K2——采区内掘进出煤系数;取1.1∑A——采区内同时回采工作面年产量之和.11号煤层1、日产量计算A=2NLS米rC=2×7×210×0.6×1.81×1.4×0.95=4246t式中:N——采煤机日进刀数;L——工作面长度;S——截深;米——采高;r——煤的容重;C——煤的采出率.2、年产量计算A年= 300 A=300×4246= 1273800(吨)3、生产能力计算A11=K1K2∑A=0.95×1.1×1273800=1331121t式中:A11——采区生产能力;t/aK1——工作面产量不均衡系数,采区内同采两个工作面,取0.95;采区内同采三个工作面,取0.9.K2——采区内掘进出煤系数;取1.1∑A ——采区内同时回采工作面年产量之和. 12号煤层1、日产量计算 A=2NLS 米rC=2×7×210×0.6×3.5×1.4×0.95 =8211t式中:N ——采煤机日进刀数; L ——工作面长度; S ——截深; 米——采高; r ——煤的容重; C ——煤的采出率. 2、年产量计算 A 年= 300 A=300×8211= 2463300 (吨) 3、生产能力计算 A12=K1K2∑A=0.95×1.1×2463300 =2574148t式中:A12——采区生产能力;t/aK1——工作面产量不均衡系数,采区内同采两个工作面,取0.95;采区内同采三个工作面,取0.9.K2——采区内掘进出煤系数;取1.1∑A ——采区内同时回采工作面年产量之和. 三、采区生产能力:采区生产能力=t A 14231332133112115151452A 1110=+=+四、采区服务年限:采区服务年限＝采区可采储量×采区回采率采区生产能力＝142313385.020202000⨯=12年第七章采区巷道断面设计一、巷道断面选择原则我国煤矿井下使用的断面形状,按其构成的轮廓可分为折线形和曲线形两大类,前者如矩形、梯形、不规则型;后者如半圆拱形、圆弧拱形、三心拱形、马蹄形、椭圆形和圆形等.巷道断面形状的选择,主要应考虑巷道所处的位置及穿过围岩性质;巷道的用途及其服务年限;选用的支架材料和支护方式;巷道的掘进方法和采用的掘进设备因素.一般情况下,作用在巷道上的地压大小和方向,在选择巷道断面形状时起主要作用.当顶压和测压均不大时,可选用梯形或矩形断面;当顶压较大,侧压较小时,则应选用诸如马蹄形、椭圆形或者圆形等断面.巷道的用途及所需的服务年限也是考虑选择巷道断面形状的不可或缺的因素.服务年限长达几十年的开拓巷道,采用砖石混凝土和锚喷支护的各种拱形断面较为有利;服务年限十几年的准备巷道以往多采用梯形断面,现在采用锚喷支护和拱形断面日益增多;服务年限短的回采巷道因受采动影响,须采用具有可缩性金属支架的梯形断面.二、A组煤巷道断面设计根据巷道断面选择原则,由于各可采煤层顶底板岩性各煤层相差不大,煤层顶板一般为粉砂岩和细砂岩,底板为砂质泥岩、粉砂岩.属于中等稳定顶板(Ⅱ类顶板).本采区两条采区上山均沿煤层布置,巷道两边均留有保护煤柱护巷,因此受才动影响不大,服务年限长,故采用半圆拱形断面.区段平巷布置在煤层中,所受顶压和侧压都不大,且服务年限短,采用梯形断面,支护方式采用锚梁网支护.石门都是布置在岩石中,采用半圆拱形断面.支护方式均采用锚喷支护.各巷道断面设计参数及断面图如下:1、采区输送机上山巷道断面图及参数:三、B组煤巷道断面设计根据巷道断面选择原则,由于各可采煤层顶底板岩性各煤层相差不大,煤层顶板一般为粉砂岩和细砂岩,底板为砂质泥岩、粉砂岩.属于中等稳定顶板(Ⅱ类顶板).本采区两条采区上山均沿煤层布置,巷道两边均留有保护煤柱护巷,因此受才动影响不大,服务年限长,故采用半圆拱形断面.区段平巷布置在煤层中,所受顶压和侧压都不大,且服务年限短,采用梯形断面,支护方式采用锚梁网支护.石门都是布置在岩石中,采用半圆拱形断面.支护方式均采用锚喷支护.1、采区胶带机上山和轨道上山断面同A组煤.2、区段平巷断面图及参数:第八章采区生产系统及设备一、采区生产系统:由于各煤层均采用综合机械化采煤,生产系统基本相同,因此根据综合机械化采煤生产系统的要求,各系统运作方式如下:(一)、运煤系统采煤工作面采出的煤经刮板输送机输送到区段运输平巷,在运输平巷里通过胶带输送机输送至(10号煤层至区段运输石门,然后通过溜煤眼进入运输上山)运输上山,然后通过运输上山输送至采区煤仓,然后机车通过运输大巷运至井底车场煤仓,最后通过箕斗运送至地面.(二)、通风系统采煤工作面所需的新鲜风流,从采区运输石门进入,经下部车场、轨道上山、中部车场,分成两翼经平巷、联络眼、运输巷到达工作面.从工作面出来的污风,经回风巷,右翼直接进入采区回风石门,左翼侧需经车场绕道进入采区回风石门.掘进工作面所需的风流,从轨道上山经中部车场分两翼送至平巷.在平巷内由局部通风机送往掘进工作面,污风流则从运输巷经运输上山回入采区回风石门.采区绞车房和变电所所需的新鲜风流是由轨道上山直接供给的.(三)、运料和排矸系统运料排矸采用600米米规矩的矿车和平板车.物料至下部车场经轨道上山到上部车场,然后经回风巷送至采煤工作面,区段回风巷和运输巷所需物料,自轨道上山经中部车场送入.掘进巷道时所出的煤和矸石,利用矿车从各平巷运出,经轨道上山运至下部车场.(四)、供电系统高压电缆由井底中央变电所,经大巷、采区运输石门、下部车场、运输上山至采区变电所.经降压后的低压电,由低压电缆分别引向回采和掘进工作面的附近的配电点以及上山输送机、绞车房等用电地点.(五)、压气和安全用水用电掘进岩巷时所用的压气,采掘工作面、平巷以及上山输送机转载点所需的防尘喷雾用水,分别由地面或井下压气机房和地面储水池以专用管路送至采区用气用水地点.二、采区设备:(一)10号煤层和11号煤层厚度及地质条件差不多,故选用相同设备.由于10号和11号煤层厚度在1.6～2.49米范围内,要求采煤机最大采高必须大于2.49米,最小采高必须小于1.6米;本采区煤层倾角在12°～15°,煤质硬度中等,因此采煤机选用米G300AW1.主要技术参数:时产量为360t/h,因此工作面刮板输送机选用SGD-630/180主要技术参数如下:工作面液压支架选用ZY2400/10/26技术参数如下:KSGZY-630/6;乳化液泵站米RB125/31.5;水泵ZBA-6.(二)对12号煤层:由于12号煤层厚度在2.8～4.23米范围内,要求采煤机最大采高必须大于4.23米,最小采高必须小于2.8米;本采区煤层倾角在12°～15°,煤质硬度中等,因此采煤机选用米XA-300/4.5具体参数如下:具体参数如下:主要技术参数如下:主要技术参数如下:主要技术参数如下:主要技术参数如下:(三)采区上山运输设备1、B组煤上山运输设备选型:上山胶带机选型:本采区同时开采工作面为两个,单个工作面高峰生产时产量约为: Q = 60vS米r = 60×3×0.6×2×1.4 = 302t/h,两个工作面同时生产高峰生产时产量为604t/h.要求输送机的小时最大输送量大于工作面高峰生产时的产量.因此上山胶带机选择SSJ1000/2×125 主要技术参数如下:A 组煤煤层平均厚度为3.5米,两条上山沿煤层布置,同时生产工作面个数为两个,单个工作面高峰生产时产量为:Q = 60vS 米r = 60×3×0.65×3.5×1.4 = 573t两个工作面同时生产时高峰产量为573×2=1146t.要求输送机的小时最大输送量大于工作面高峰生产时的产量.因此,上山胶带机选择SSJ1200/2×200 主要技术参数如下:第九章采区主要经济技术指标一、采区主要技术经济指标第十章安全措施一. 采区通风、防尘及瓦斯事故的防治1. 加强通风瓦斯检查,瓦斯检查员必须坚持进班在前,出班在后,时刻注意瓦斯变化情况,发现险情及时通知人员停止作业,及时撤出人员至安全地点,并向调度站汇报.2. 必须安装瓦斯传感器,规定报警浓度和断电浓度符合规程规定,断电范围为工作面、回风巷中所有电器设备.3. 严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度.瓦斯超限严禁作业.4. 严格执行“瓦斯、电闭锁”,严禁使用失爆的电器设备.5. 各装载点必须有撒水防尘装置,并设专人维护,保证正常使用.6. 放顶时,如果煤尘太大必须在工作面及放顶处撒水.二. 防顶板措施1. 加强现场管理,工作面做到“三直”、“一牢”,即煤壁直、支柱打直、切顶线放直;支柱要打牢(工作面所有单体液压支柱,投入使用前必须进行检查,对工作面。

采区课程设计说明书

课程设计课程名称：煤矿开采学学院：矿业学院专业：采矿工程姓名：学号：年级：任课教师：xxx年x 月 xx 日目录第一章采区地质特征 (2)§1采区概况 (2)§2地质情况及可采煤层情况 (3)§3采区储量：（列表） (7)§4资源量级别 (8)第二章采区生产能力及服务年限 (9)§1采区生产能力的确定 (9)§2采区服务年限 (10)第三章采煤方法选择及采区参数选择计算 (10)§1采煤方法选择 (10)§2采区（或盘区、分区）参数选择计算 (10)第四章采区巷道布置 (11)§1采区巷道布置方案的选择 (11)§2采区生产系统综述 (11)§3采区回采工作面配备和生产能力验算 (12)§4开采顺序 (12)§5采区准备工作及组织 (13)第五章回采工艺 (13)§1设计回采工作面概况 (13)§2回采工艺的确定 (13)§3循环方式、作业形式的选择及循环图表的编制 (15)第六章采区设计概算及工作面成本计算 (15)§1采区概算 (15)§2工作面直接成本 (17)§3采区主要技术经济指示表 (17)第一章采区地质特征§1 采区概况采区位于贵州黔北南部黔北镇、大山镇及忠义乡境内的黔北煤田内，采区北部以煤层露头为界，东面以井田边界为界，西面以F13断层为界。

本区含煤地层为上二叠统龙潭组(P2l)，属海陆交互相沉积，厚88～136m，一般厚110m，主要由细砂岩、粉砂岩、泥岩夹泥灰岩、菱铁质灰岩及煤层组成。

富含动、植物化石。

含煤12～15层，至上而下以1、2……15等命名。

煤层总厚10.5m，含煤率为5.9%，含可采煤层两层，可采煤层总厚8.8m，可采含煤率为3.6%。

根据岩性组合特征及含煤情况将煤组划分为上、下两段，上段含煤程度较高，含煤6～9层，其中9号为可采煤层，其余均为不可采煤层，其层位、厚度均不太稳定，时有尖灭现象，对比较困难；下段含煤层度较低，含煤3～5层。

采矿工程本课程设计说明书

××煤矿××采区设计说明书姓名：班级：指导老师：××××年××月摘要本采区为接替采区，采区走向长度为1550米，倾斜长730米，其面积为1131500米2。

该采区南北两侧分别以F1、F2断层为界，落差分别为20m和30m。

西至煤层露头，东至-300m标高。

地表标高+50m，表土层厚20m，含水不大。

煤层分化带深度30m。

本采区内共有三层煤，均采用走向长壁采煤法，采用综合机械化回采工艺。

回采工作面倾斜长度为200米，工作面日推进长度为6.0米。

采用三采一准的四六工作制度，一班割二刀煤。

经分析，各采区参数符合国家的各项规程，技术可行，经济效益显著。

目录1采区概况及地质特征 (1)1.1采区概况 (1)1.2 采区地质概况 (1)1.2.1 地质构造 (1)1.2.2 煤层 (2)1.2.3煤质及瓦斯情况 (2)1.2.4水文地质 (3)2采区储量及服务年限 (4)2.1储量 (4)2.2采区生产能力及服务年限 (4)2.2.1工作制度 (4)3采区巷道布置与采煤方法的选择 (6)3.1 采准巷道布置方案的提出 (6)3.2 采准巷道布置方案比较 (6)3.2.1技术比较 (6)3.2.2 经济比较 (7)4采煤方法及回采工艺 (9)4.1 采煤方法 (9)4.2 回采工艺 (9)4.2.1回采工艺的确定 (9)4.2.2 工艺顺序 (9)5采区生产系统和主要机械设备选型 (12)5.1 液压支架 (12)5.2 采煤机 (12)5.3 刮板输送 (13)5.4 转载机 (13)5.5 破碎机 (13)5.6 胶带输送机 (14)5.8 液压安全绞车 (14)5.9 液压泵 (14)5.10 移动变电站 (15)5.11 馈电开关 (15)5.12 磁力启动器 (15)5.13 喷雾泵 (15)5.14 端头支架 (15)6通风与安全 (16)6.1回采工作面所需风量计算 (16)6.2掘进工作面所需风量计算 (17)6.3 硐室所需风量的计算 (18)6.4 采区总需风量 (19)7巷道断面的选择 (20)7.1 区段运输平巷 (20)7.2 区段回风平巷 (21)8采区车场及硐室 (22)8.1 车场形式 (22)8.2 调车方式 (22)8.3 采区硐室 (22)8.3.1 变电所 (22)8.3.3 煤仓 (23)9采区生产系统 (25)9.1运输系统： (25)9.2通风系统： (25)9.3运料系统： (25)9.4排水系统： (25)9.5排矸系统： (25)10采区的主要经济指标及劳动组织表 (26)10.2 工作面劳动组织表 (27)10.3 主要技术经济指标 (28)11采区灾害防治 (29)11.1 采区火灾及煤层自然发火的防治措施 (29)11.2 预防煤尘爆炸措施 (29)11.3 预防瓦斯爆炸的措施 (29)12参考文献 (30)13致谢 (31)1采区概况及地质特征1.1采区概况图1.1 采区概况图本采区为大明矿的一个接替采区，采区走向长度为1550米，倾斜长730米，其面积为1131500米2。

采矿学课程设计说明书

1 矿井概况1.1矿井地形、地貌、地物及其对开采的影响斜沟井田位于山西省兴县县城以北50km处岚漪河两侧。

行政区划隶属于兴县魏家滩镇，局部位于保德县南河沟镇，项目业主为山西西山晋兴能源有限责任公司。

其地理坐标为：东经111°05′30″～111°08′33″，北纬38°32′40″～38°44′39″。

井田属吕梁山脉的西北端，山河交错，沟壑纵横，山川层叠，侵蚀冲刷剧烈，地势总体为南北高、中部低，最高点位于井田东南角寨则卯村西，海拔高程+1254.0m；最低点位于井田中东部的岚漪河谷地，海拔高程+924.0m，最大相对高差330.0m，区内大面积为第三、四系松散层所覆盖。

岢瓦铁路和县级公路从井田中部沿岚漪河通过，岢瓦铁路目前已基本建成，铁路装车站设在石吉塔沟口西侧附近的河滩地。

从节省投资，减少运营费用的角度出发，井口及工业场地选择应尽量靠近铁路装车站。

岚漪河上游有一座设计蓄水能力2400万m3的天古崖水库。

为文革期间所建，目前坝体已出现渗漏，水利部门定性为危库，矿井井口及工业场地选择需注意这一因素的影响。

1.2矿井开拓方式及主要井巷的布置形式矿井工业场地及井口布置在井田中部岢瓦铁路南侧的石吉塔沟内及沟口附近。

采用沟内外结合布置方式，场地标高+940.0～+992.0m。

根据工业场地附近煤层埋藏较浅的特点，井田采用斜井开拓方式。

矿井初期形成五条井筒，其中一、二号主斜井布置在石吉塔沟内400m处的坡地上，井口标高+980.0m，其中一号主斜井的方式掘至8号煤层+660m标高，一号主斜井倾角15°，斜长1236m，铺设带式输送机，通过煤仓与11采区带式输送机上山及8号煤带式输送机大巷相接。

二号主斜井掘进至13号煤层+585m标高，通过煤仓与21采区带式输送机上山及13号煤带式输送机大巷相接，二号主斜井倾角17°，斜长1351m，铺设胶带输送机。

采矿工程课程设计说明书

第一章采区地质概况1.1 煤层地质特征1.1.1带区位置及范围本次设计带区为西一带区，位于井田的西翼，本设计只对13-1煤层做地质论述：13-1煤层西起工广煤柱线，东到Fe7断层，北靠东翼轨道大巷。

1.1.2煤层赋存状况13-1煤层：煤厚1.33～8.18m，平均煤厚4.25m，可采指数为1，变异系数为26.4％，本区范围内属较稳定的中厚～厚煤层。

煤层结构简单，煤层走向变化范围为0～110°，倾向E～SW，倾角6～10°，平均倾角8°。

煤层顶底板特征见表1-1。

表1-1煤层类别岩石名称厚度(m) 主要岩性特征（含水性）13-1 伪顶炭质页岩0-1.16/0.5灰黑色，片状，松散易碎，不稳定，零星发育。

直接顶砂质泥岩0-10.13/4.26灰～深灰色，块状，含植物碎片化石，泥岩抗压强度20-50MPa，抗拉强度约1～2.5MPa，13-2煤局部发育。

老顶细砂岩～粗砂岩0-10.0/5.32灰～灰白色，以中细粒结构为主，钙泥质胶结，含裂隙水。

抗压强度一般40～60MPa，抗拉强度2.0～2.5MPa。

直接底砂质泥岩、泥岩及12煤0.6-6.96/3.6灰～褐灰色，富含植物根化石。

老底粉细砂岩及中砂岩0-11.4/5.6灰～灰白色，微波状层理，钙质胶结，含裂隙水。

1.1.3煤层顶底板1、13-1煤层顶底板（1）伪顶：岩性一般为炭质页岩或粘土岩，厚度一般0.2～0.6m，抗压强度小于5MPa。

伪顶发育不稳定，强度小，易离层冒落。

（2）直接顶：本区13-1煤层直接顶主要有两种组合形式，一种为泥岩或砂质泥岩与13-2煤层组成的复合顶板。

直接顶一般裂隙较发育，局部含植物化石碎片。

其抗压强度一般为20～50MPa，抗拉强度为1～2.5MPa，拟属Ⅰ类不稳定或Ⅱ类中等稳定顶板。

（3）老顶：老顶岩性一般为灰白色中粗粒砂岩，厚度较大，稳定性好，抗压强度为40～60MPa，抗拉强度2.0～2.5MPa，与直接顶呈冲刷接触类型的老顶，岩性一般为粉砂岩～中砂岩，抗压强度较直覆老顶低。

采矿工程专业课程设计---矿井采区设计

采矿工程专业课程设计---矿井采区设计课程设计——设计说明书题目: 宣二矿矿井采区设计专业: 采矿工程班级: **采矿3班学号: ****姓名: ***指导老师:****2013年1月目录第一章采区概况第二章采区地质2.1采区地质及水文地质2.2采区煤层特征2.3煤尘与瓦斯第三章采区生产能力及服务年限3.1采区储量3.2采区生产能力及采区服务年限3.3采区工作制度第四章采煤方法4.1 采煤方法的选择4.2 回采工艺的确定4.3 采煤机械的选用4.4 工作面参数及开采顺序第五章采区巷道布置第六章采区生产系统第七章巷道断面选择第八章采区下部车场第九章采区主要经济技术指标、第一章采区概况宣二矿井田大部分地区隶属宣化县顾家营镇所辖，部分位于张家口市下花园区辛庄子乡。

宣东井田交通方便，京包铁路由井田西南部通过，京张公路、宣大高速公路从井田中部通过，井田北部距东西向的宣(化)庞(家堡)铁路约3.5km。

其地理坐标为东径115º07′18″~115º11′16″,北纬 40º31′20″～40º34′52″。

其范围：西南以小煤矿（局部以9#煤层露头）和F40断层为界，西北及东北分别止于F2及F18断层，东以F22、F19、F34断层为界，东南止于F12断层南北长约8 Km，东西宽约5 Km，面积24.90Km2。

上图为采区交通图。

其开采范围为：西北以F2断层为界，南部以F5断层为界，东部以F14为界，东北以F18为界，南北长约4公里，东西宽约5公里，面积约为20.30平方公里。

第二章采区地质2.1 采区地质及水文地质本井田位于太行山拱断束东翼边缘的断阶上，西侧为上升的太行背斜主体，东侧紧靠下降的华北断拗带的边缘，正处在构造上升与下降间的过渡地带，所以区内构造以剪切断裂构造为主，褶皱表现轻微。

井田基本构造形态为一短轴向斜盆地和被断层复杂化了的平缓单斜层，地层产状总的趋势是：走向N20～50°E，倾向东南，倾角一般为5～25°，局部达40°。

煤矿采区设计说明书

煤矿采区设计说明书××县××煤矿采区设计说明书××单位二OO×年×月××县××煤矿采区设计工程编号：建设规模：××万t/a 设计单位(盖章)：设计单位负责人：项目负责人：××煤矿(盖章)：矿长：总工程师：二OO×年×月×日参与设计人员名单目录前言 (1)第一章矿井概况 (5)第一节概况 (5)第二节矿井现状 (6)第二章矿井地质 (8)第一节地层 (8)第二节地质构造 (8)第三节煤层、煤质 (9)第四节开采技术条件 (10)第三章采区生产能力及服务年限 (13)第一节水平采区划分 (13)第二节采区储量 (14)第三节生产能力及服务年限 (15)第四章采区布置 (16)第一节采区巷道布置 (16)第二节巷道掘进 (19)第三节采煤方法 (26)第五章通风与安全 (28)第一节概况 (28)第二节通风 (28)第三节通风设施及防止漏风、降低风阻措施 (37)第六章主要设备 (38)第一节提升设备 (38)第二节排水设备 (42)第三节通风设备 (43)第四节压风设备 (46)第七章采区供电 (48)第一节供电方式 (48)第二节电力负荷 (48)第三节采区供电 (50)第四节井下通讯 (50)第八章安全监测监控系统 (52)第九章安全技术措施 (54)第一节瓦斯灾害防治措施 (54)第二节综合防尘措施 (55)第三节消防火措施 (55)第四节水害防治措施 (56)第五节顶板事故防治措施 (56)第六节运输事故防治措施 (58)第七节提升事故防治措施 (59)第八节电气事故防治措施 (64)第九节井下安全监控系统及自救器配备 (65)第十节矿山救护 (66)第十章技术经济 (66)第一节建井工期 (66)第二节劳动定员及劳动生产率 (68)第三节建设投资估算 (70)第四节采区设计主要技术经济指标 (71)附录1、采矿许可证；2、煤炭生产许可证；3、煤矿生产能力复核证书；4、安全生产许可证；5、煤矿矿井瓦斯等级鉴定证书；6、煤层自燃倾向性鉴定报告；7、煤尘爆炸危险性鉴定报告。

煤矿开采学课程设计说明书

采矿工程专业煤矿开采学课程设计说明书目录一、带区巷道布置1、带区概况 (3)2、采区储量及服务年限 (3)3、带区的再划分 (6)4、确定采区内巷道布置 (8)5、确定工作面回采巷道布置方式及推进终点位置 (12)6、确定通风布置系统煤层通风系统 (12)7、带区车场路线设计 (13)二、采煤工艺设计1、采煤工艺方式的确定 (14)2、工作面主要机械设备 (15)3、采煤机工作方式 (16)4、工作面的支架方式 (17)5、超前支护方式和距离 (18)6、校核支架的强度和高度 (18)7、工作面合理长度的验证 (21)8、循环方式选择及循环图表的编制 (23)总结 (27)参考文献 (28)一、带区巷道布置1.1 带区概况本采区为某矿第二水平第四采区，其中二采区已采，六采区未采。

上部标高-150m，下部标高-300m。

本采区构造简单，单斜构造，煤层为厚煤层，煤层埋藏稳定，构造简单，煤质中硬，煤层厚度4.5m，煤的密度为1.35t/ m3，煤的密度为1.35t/ m3，自然发火期为3-12个月。

采区走向长度2020m，倾斜长度1200m,煤层倾角为7.5°，采区生产能力自定。

运输方式：大巷运煤采用胶带输送机，辅助运输采用1.5t固定式矿车，10t架线电机牵引。

瓦斯等级：瓦斯相对涌出量 5 m3/t，为低瓦斯矿井。

图1 煤层柱状图1.2 采区储量及服务年限1.采区工业储量Q L I M R20201200 4.5 1.351472.58t=⨯⨯⨯=⨯⨯⨯=工万式中： Q 工 —— 地质储量和工业储量L —— 带区煤层走向长，mI —— 带区倾斜长，1200mM —— 煤层厚度，mR —— 煤的容重 1.35t/m 32.采区煤柱损失：P =（40×1200+30×1980）×4.5×1.35=65.25万t ；3.采区可采储量：Q 采=（Q 工－P ）C=（1472.58－65.25）×0.97=1365.11万t式中： Q 采—采区可采储量，万tQ 工—采区工业储量，万tP —采区煤柱损失，万tC —厚煤层取0.974.采区采出率：采区采出率=（采区工业储量－煤柱损失量）÷采区工业储量η=（Q工－P）÷Q工=92.70%>75% 满足要求5.采区生产能力及服务年限：工作制度：本矿井设计工作日为330天，每天三班作业，其中两班生产，一班检修。

煤矿采区设计说明

XXX煤矿采区设计说明书目录第一章矿井基本概况 (1)一、交通位置 (1)二、矿区范围 (1)三、水文地质特征 (1)四、煤层顶底板 (7)五、瓦斯、煤尘、煤层的自燃倾向性、冲击地压及地温 (7)六、煤层赋存情况 (8)七、矿井储量 (9)八、地质构造情况 (10)第二章矿井新采区开拓情况 (11)一、矿山井筒及开采现状 (11)二、采区开采规划 (11)三、新采区各项指标规定 (12)四、采区及巷道布置 (12)五、采区及矿井运输 (12)第三章采区生产组织方案 (12)一、总体指导思想 (12)二、采煤方法和生产工艺的选择 (13)三、采高的确定 (13)四、采煤工艺 (13)五、安全管理技术措施 (14)第四章发生重大事故时的应急预案 (29)一、一般救灾原则、程序、方法： (29)二、灾害的汇报 (30)三、处理灾害的一般规定 (31)四、灾害事故的防范措施 (32)五、常见灾害预防措施 (33)六、发生灾害事故的处理方法和措施 (36)七、采掘工作面避灾路线说明 (39)采区设计说明书第一章矿井基本概况一、交通位置XXX煤矿位于富源县城东北方向，处于三井田南部外围，隶属村委会，始建于1983年，1984年11月投产。

地理坐标:东经104°21′16″～104°21′57″，北纬25°47′56″～25°48′17″。

距XXX 城直线距离为25公里，至XX 火车站37公里，至XX 电厂73公里，区域内通讯、交通十分方便。

二、矿区范围XX 煤矿矿井现有合法井口一对，主井开口标高2060米，设斜井穿揭各可采煤层，再沿各煤层掘煤层运输巷，开采时，按自上而下、由远而近的回采方法进行采掘。

矿区经近几年逐步揭露，煤层赋存条件较好，各煤层倾角均在8°～20°。

各煤层煤质特征属中灰～高灰煤，特低硫煤,中～高挥发分煤。

主井口坐标（西安80）为：X=2854775，Y=35435859，Z=2060；风井坐标为：X=2855115，Y=35435536，Z=2112。

采矿工程(露天)课程设计说明书

（1）开采台阶的划分
（2）采剥工程初始位置的确定
（3）采剥工程在水平方向的扩展方式
（4）采剥工程在垂直方向的降深方式
（5）工作帮的构成及工作帮坡角。
开采程序和生产工艺系统以及开拓运输方式有密切联系。它往往会影响生产工艺系统和开拓运输方式的的选择与确定。
5.2
5.2.1台阶高度
（1）挖掘设备作业规格和条件
（以IV断面为例）假设底板帮坡角为27°，并将已知数据输入软件得：
图2-1 slide软件数据输入
图2-2底帮帮坡角稳定性分析
假设满足安全要求。
假设顶板帮坡角为32°，并将已知数据输入软件得：
图2-3 slide软件数据输入
图2-4顶帮帮坡角稳定性分析
假设满足安全要求。
3
露天开采境界是技术上可能，经济上合理的露天开采范围或空间轮廓。
50Km/h
最大爬坡能力
29%
轮距
前轮2382mm
后轮2070mm
汽车容积
11.4m³
5
5.1
露天矿的开采程序是指在开采境界内，采剥工程在时间和空间上的发展变化方式，即采剥工程的初始位置、在水平方向的扩展方式、在垂直方向的降深方式，以及工作帮的构成特征等。在一般情况下，开采程序所需研究的主要内容有：
Q=47×1200×1.45×90÷10000=736万t
（2）计算境界内的服务年限
已知该矿设计生产能力为60万t，境界内储量为736万t，所以服务年限A为：
A=695÷60=13年
（3）安全储备系数Fs确定
根据估算的服务年限和边坡的性质，对照煤炭工业露天矿设计规范确定边坡安全储备系数，Fs应选择在1.2~1.3。
4.1.3
单斗挖掘机——汽车工艺的特点如前所述，结合本矿煤层硬度、倾角的特定条件，煤层开采推荐采用机动灵活的单斗挖掘机—汽车工艺。