煤矿开采学煤矿开采学课程设计说明书.doc

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1、采矿工程系煤矿开采学课程设计说明书目 录绪 论 2第一章 采区巷道布置 4 第一节 采区储量与服务年限 4 第二节 采区内的再划分 6 第三节 确定采区内准备巷道及布置系统 8 第四节 采区中部甩车场 11第二章 采煤工艺设计 11第一节 采煤工艺方式的确定 11第二节 工作面合理长度的确定 15第三节 采煤工作面循环作业图表的编制 16小 结18绪论一、课程设计的目的及基本要求1.目的（1） 通过课程设计，使学生进一步消化和理解煤矿开采学所讲授的基本理论知识，对现代化矿井的采煤方法、准备方式等的内涵有一个基本了解。（2）通过课程设计，培养学生动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设计说明书及

2、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。2.任务（1）完成一个采区（采盘）或带区巷道布置设计。（2）完成一个才没工作面的采煤工艺设计及编制循环图表。（3）完成采区中部车场线路设计。3.基本要求（1）学生按设计大纲要求，按设计指导小组下达的设计任务书所给定的煤层赋存条件等，综合应用煤矿开采学所学的基本知识，进行采区（盘区）或带区巷道布置及采煤方法等设计。每位学生必须独立完成规定的课程设计的全部内容。（2）为完成设计任务，使每位学生在各方面都得到锻炼和提高，设计中提倡设计者之间相互讨论、借鉴和参考，但严格禁止相互抄袭。疑难问题可与指导教师共同研究解决

3、，但最终决策必须由学生自己独立进行。（3）本课程设计要对设计方案进行技术分析与经济比较。二、设计题目1.采区概况：该设计采区为某矿的一个采区，该采区沿走向位于两个采区之间，其一侧以断层为界，一侧以未开采的采区边界线为界。走向长度2400m（自量），倾斜长度1150m（自量）。回风大巷和运输大巷均布置在采区下部，风别为-350,和-650水平。大巷运输采用3吨底卸式矿车，折返式井底车场。相对瓦斯涌出量5.2m3/吨日，矿井通风采用中央并列式。地表标高-50m。 2.煤层赋存条件：可采煤层2层，煤层倾角15.1(自量)，厚度柱状图如下：柱状图煤岩性质柱状厚度M砂页岩152#煤3.5页岩63#煤6砂

4、岩6 3.设计任务：确定采区生产能力为150万吨/年的采煤方法。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 式中： 采区工业储量，万t； 采区倾斜长度，1150m； 采区走向长度，2400m； 煤的厚度，M1=3.5m，M2=6.0m； 煤的容重，1.30t/m；=115024003.51.3=1255.8万t=115024006.01.3=2152.8万t=+=1255.8+2152.8=3408.6万t 式中： 设计可采储量, 万t； 工业储量，万t；

5、永久煤柱损失量，万t； 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=23301.33.545+24003021.33.5+1090521.33.5+1090601.33.5=121.4395万t=2400302+(1150-302)(202+50)6.01.3=18.884万tZk1=(Zc1-P1)C1=(1255.8-11.016)80%=955.8272万tZk2=(Zc2-P2)C2=(2152.8-18.884)75%=1600.437万tZk= Zk1 + Zk2 =955.

6、8272+1600.437=2556.2642万t 3.采（盘）区或带区的服务年限 式中： 采区服务年限，a; 采区生产能力，150万t； 设计可采储量，2556.2642万t； 储量备用系数，取1.4； a。取T=13年 4.验算采区回采率 式中： 采区回采率，% ； 煤层的工业储量，万t ； 煤层的永久煤柱损失，万t； 对于2#煤层: 对于3#煤层: 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

7、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150240m，巷道宽度为4m4.5m,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： 式中：工作面长度，m；区段平巷宽度，m；采区倾向长度，m； 采区上下边界预留煤柱宽度，m； 护巷煤柱宽度，m； 区段数目，个； =1150-230-5(n-1)-4.52n/n(150,240)因为4.3n6.7，取n=5，则=205m。二、确定采区内的区段数目或带区内的分带数目三、确定采煤工作面

8、生产能力Qr = A/(T1.1)式中A采区生产能力，150万t/a ； Qr工作面生产能力，t /天； T每年正常工作日，330天。则： Qr = A/（T1.1） =1500000/(3301.1) = 4132.23t四、确定采（盘）区或带区内同采工作面数目及工作面接替顺序 式中 工作面数目，个；采区倾向长度，m；边界煤柱宽度，m；工作面长度，m；区段回采巷道宽度，m；带入数值得，取5，所以工作面数目为5个。目前，煤炭企业生产系统向高产高效集中化生产的方向发展，新建大型化矿井均朝“一矿一井一面”的设计思想改革，提高工作面单产，用一个工作面的产量来保证整个矿井的设计生产能力。为适应现阶段煤

9、炭行业的指导规范，本采区设计一个采煤工作面。其工作面接替顺序为左右两翼跳采方式。工作面接替顺序图对于2#煤层：1101停采线50m110211031104110511061107110811091110K1煤层工作面接替顺序：1101110211031104110511061107110811091110对于3#煤层：2101停采线50m210221032104210521062107210821092110K2煤层工作面接替顺序：2101210221032104210521062107210821092110对于K3煤层：3101停采线60m3102310331043105310631073

10、10831093110K3煤层工作面接替顺序：3101310231033104310531063107310831093110注：箭头表示回采工作面的接替顺序。第四节 确定采（盘）区或带区内准备巷道布置及生产系统一、根据设计题目条件，完善开拓巷道为了缩短采区准备时间并提高经济效益，根据所给地质条件，在第一开采水平中，把为该采区服务的运输大巷和回风大巷均布置在3#煤层底板下方15m的稳定岩层中。二、确定采（盘）区或带区巷道布置系统布置方案分析比较 首先确定回采巷道布置方式，由于地质构造简单，无断层,煤层赋存条件好，瓦斯涌出量较小，无自然发火倾向,2#煤层直接顶为砂页岩，3#煤层直接顶为较厚的页岩

11、。同时为减少煤柱损失，提高采出率，降低巷道维护费用等，采用沿空掘巷的方式。因此采用工作面布置图（见下文）所示工作面接替顺序，就能弥补沿空掘巷时工作面接替复杂的缺点。根据相关情况初步制定以下两个采区上山布置方案进行比较： 方案一：两条岩石上山 将两条上山都布置在3#煤层底板岩石中，轨道上山布置在距离底板10m处，运输上山布置在距离底板15m处，两上山分别联结两翼的区段，平巷不交叉。其布置特点为，岩石工程量大，掘进费用高，联络石门长。但维护条件好，维护费用低，有利于通风，运输能力大。 -方案二：一岩一煤上山 将两条上山分别布置在3#煤层的底板和煤层中，运输上山布置在距离3#底板10m处，轨道上山布

12、置在3#煤层中。这样节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量。但轨道上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。 技术经济比较： 掘进费用表工程名称方案方案一方案二单价(元)工程量费用(万元)单价(元)工程量费用(万元)上山(m)157811002416.61578128411001100208.3169.49联络巷(m)115220411.06115220411.06合计2730427.66388.85 维护费用表工程名称方案方案一方案二单价(元)工程量费用(万元)单价(元)工程量费用(万元)上山(m)401100222232.324090110022110022116.16261.36联络巷(

13、m)802042216.90802042216.90合计249.22394.42维护费用表工程名称方案方案一方案二单价(元)工程量费用(万元)单价(元)工程量费用(万元)上山(m)401100222232.324090110022110022116.16261.36联络巷(m)802042216.90802042216.90合计249.22394.42费用汇总表 总费用方案方案一方案二掘进(万元)427.66388.85维护(万元)249.22394.42井巷辅助费(万元)50.252.97合计(万元)727.13786.24两者费用相差不大，经济上认为两者相同。综合其他因素，选择双岩巷上山采

14、区联合布置方式，巷道布置情况见采区巷道平面图、剖面图。三、确定工作面回采巷道布置方式 由于采区内煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，各煤层瓦斯涌出量较低。结合综放面特点，故采用双沿空掘巷掘进方式。但由于巷道断面较大，要求采用强度较高的支护材料。四、工作面推进位置的确定在采区布置平面图内、工作面布置及推进到的位置应以达到采区设计生产能力为准，工作面应推进到距上山20m停采线位置处，即为避开采掘超前影响而留设的护巷煤柱处。五、带区内相邻两工作面交替期间同时生产的通风系统 采区通风路线: 新风从阶段运输大巷采区主石门采区下部车厂轨道上山中部甩车场区段运输平巷采煤工作面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷

15、。六、采区上部和下部车场选型(1)考虑到采用采区上部平车场有车辆运行顺当、调车方便等优点，确定采用上部平车场。(2)由于采区生产能力大，故下部车场选用大巷装车式下部车场，装车站采用折返式调车。辅助提升下部车厂采用底板绕道式。第五节 采区中部甩车场线路设计一、大巷（双轨），采区轨道上山（单轨），区段石门（单轨），均为 600 mm 轨距。二、轨道上山作辅助提升时，一次提升一吨矿车3个。三、中部车场线路平面图四、采区装车站及材料上山布置。第二章 采煤工艺设计第一节 采煤工艺方式的确定一、采煤工艺选取选取3#煤层为对象，进行采煤工艺设计。由于3#煤层厚度为6米，属于厚煤层，结构简单，无断层，瓦斯涌出

16、量较低，故可用综合机械化采煤工艺，进行综采放顶煤开采。二、综采工作面的设备选用国产设备。三、采煤与装煤（一）确定落煤方式 采用综合机械化放顶煤开采，双滚筒采煤机直接落煤装煤。（二）确定截深 式中： 日推进度，m/天； 工作面设计生产能力，t/天 ； 工作面长度，m； 采煤机割煤高度，m； 放煤高度，m； 顶煤放出率,取0.8； 工作面采出率,对于厚煤层取0.93； 煤的容重,t/;而 A0 =A/(3301.1)=1500000/363=4132.23 t/天 将数据带入可得:m 选择滚筒截深600mm,日进6刀,采用“四六工作制”，即三采一准的工作制度。(三)确定进刀方式 为提高煤炭采出率，

17、选取端部斜切进刀方式，如图所示：(四)采放比：割煤高度为2.0，则采放比为2.0(6.0-2.0)=12。(五)确定放顶步距 为使放出范围内得顶煤能充分破碎松散，提高采出率，降低含矸率，此工作面放顶步距选用“两采一放”，即割两刀放一次顶煤。据采矿工程设计手册，一般情况下，当采用小截深(0.50.6m)时，割两刀放一次顶煤，放煤步距为2倍的采煤机截深，则放顶步距0.62=1.2m。(六)确定放煤方式 选用单轮，间隔，多口放煤。实践证明，这种方式丢煤少，混矸少，又易于实高产高效，是一种较好的放煤方式。四、运煤(一)工作面采用可弯曲刮板输送机运煤，运输大巷采用3吨底卸式矿车运煤。刮板输送机参数刮板输

18、送机型号SGB-630/150C电动机型号DSB90适用条件倾缓斜工作面电机功率 290kw出厂长度 200米电机电压 1140V运输能力250吨/h总质量 117.31吨刮板链形式双边链制造厂 郑煤机装载机参数转载机型号 SZZ1200电动机型号YSB160适用条件中厚煤层电机功率300kw出厂长度50电机电压1200V运输能力1200吨/h总质量27吨刮板链形式 中双链制造厂郑煤机五、支护（一）液压支架参数型号ZFS4400/16/28中心距1500mm型式支撑掩护式外形尺寸447014301600mm放煤形式低位放煤支护强度0.8020.829Mpa运煤方式双输送机运输适应煤层倾角25高

19、度1.6-2.8m供液泵压31.4Mpa工作阻力4315 kN支架重量13.5t初撑力3922 kN设计单位北京开采研究所（二）支护方式 由于顶煤厚度较小，选用及时支护。（三）移架方式 因为此采区顶板不稳定，所以选用单架依次顺序式的移架方式。这种方式容易保证移架和支护质量，操作简单，但是移架得速度慢，适用于顶板不稳定的采煤工作面。（四）确定端头支架 根据工作面条件，选用工作面液压支架支护端头。（五）确定超前支护方式和距离 由于采用综采开采，支撑压力分布范围为2030米，峰值点距煤壁前方 5-15m,所以超前支护的距离为20米。选用单体支柱和金属铰接顶梁支护。铰接顶梁的长度为1000mm。（六）

20、支架高度与强度校核 1.高度校核： 在实际使用中，一般所选用的支架的最大结构高度比采高大200mm，最小高度比最小采高小200300mm。 已知所选用得支架ZFS4400/16/28的最大结构高度为2.8m，采高为2.0m，则有 1=2.8-2.0=800mm200mm，满足要求； 2=2.0-1.6=400mm200mm，满足要求； 故所选支架高度满足工作要求。 2.强度校核： 强度校核公式如下： P=kh110-2 式中：P顶板对支架的作用力，MPa； k顶板高度系数，一般取48，取k=6； h1工作面采高，m； 岩石密度, kg/m3； 将各参数值代入则有： P=62.02.510-2

21、=0.30Mpa由于 0.30Mpa0.5 Mpa(支护强度)，因此支架选型满足工作要求。(八)确定工作面支架的数量 由于端头支架中心距1.5m，巷道宽度4.5m，则所需端头支架数量为： N1=4.52/1.5=6 架；即需要6架端头支架。工作面所需支架数量为： N2=205/1.5=136.67 架,取N2=137架；则一个工作面共需要液压支架的数量为： N=N1+N2=6+137=143架。(九)采空区处理 一般采用全部跨落法处理采空区。第二节 工作面合理长度确定一、煤层地质条件 该采区上山阶段煤层埋藏稳定，地质构造简单，无断层煤层瓦斯涌出量低，2#和3#煤层属简单结构煤层。一般综采工作面

22、取150240m，由于采区的地质条件好，故工作面可适当取长一些，约200m。二、工作面生产能力 工作面设计生产能力为150万吨/年，正规循环采用每天进6刀，两采一放。每刀进600mm，一个工作面就可满足采区设计生产力要求。三、运输设备及管理水平 采区工作面生产所选用的设备均为国内先进的生产设备，工作面选用200m的刮板输送机能满足工作面的运输要求。四、顶板管理及通风能力该采区顶板较稳定，两采一放，采用及时支护，可有效控制顶板冒落等不安全因素，采用全部垮落发处理采空区，如长距离顶板不垮落，可采用人工强制放顶的方法处理顶板问题。另外，工作面的瓦斯涌出量较低，通风问题能够解决。五、经济合理的工作面长

23、度 工作面的合理长度、地质因素和技术因素的关系十分密切，直接影响工作面的生产效率，现在煤矿都向 “一矿一井一面”的高产高效集中化方向发展，一个工作面就可满足采区，甚至是一个矿井的设计生产能力需要。合理的工作面长度不仅生产成本低，而且易管理，可以加快工作面的推进速度，减少巷道的维护时间，降低回采成本，以达到最优的技术经济效益。第三节 采煤工作面循环作业图表的编制一、工作面布置层面图(见图纸)、循环作业图表二、劳动组织表序 号工 种夜班早班中班检修班合 计1班长222282采煤机司机222393输送机司机111144转载机司机111145胶带机司机2226126移架工222287端头工444416

24、8超前支护工4440129跟班电工1112510安全质量员1111411跟班机修工22251112放煤工2220613泵站工1112514送饭工11114合 计26262630108三、技术经济指标表序 号项 目单 位数 量备 注1煤层厚度m6.02煤层倾角15.13平均采高m6.04采煤机台15液压支架架1376端头支架架67刮板输送机部18破碎机台19转载机部110胶带输送机部111循环进尺m0.612日产量t3305.7913生产方式三采一准备（四六制）14出勤人数人10815回采工效t/工50.516日循环数个617采出率80%小结 自从期末考试提前到了课程设计之前，我就没在早上7:0

25、0之前起床过。但是，这并没有降低我对煤矿开采学课程设计所付出的的热情与努力。当然，这也离不开孙强老师的谆谆教导与循循善诱，在这短短的时间里，孙老师以其独特的方式、独到的见解，为我们展现了一个全新的世界。本次课程设计的主要内容是采区的巷道布置以及采煤工艺的设计，它到底想要传授给我们些什么知识？或者说我究竟从这个设计中学到了什么？我的想法很简单，无非是想增加一些专业知识。我不是很聪明，也没有自己想象中的那么勤奋，但是，事实上，我觉得我得到的远远比预想的要多。通过这次设计，我不仅对采区的设计有了更进一步的认识与了解，进一步巩固和加深了课程理论知识，更重要的，是获得了一种新的思考与解决问题的方法。如果能切实应用到生产生活中，不可否认，这是多么让人兴奋的一件事。 本次课程设计虽然结束了，但是对于我们来说，未来的路还很长，还需要付出百倍的努力。我希望并坚信，我们能走的更好！参考文献：1. 煤矿开采学（修订本），徐永圻，中国矿业大学出版社，1999.82. 中国采煤方法，陈炎光，徐永圻，中国矿业大学出版社，1991.83. 中国采煤方法图集，徐永圻，中国矿业大学出版社，1990中国采煤学，张先尘，钱鸣高，煤炭工业出版社，2003.8 .4.17