采矿学-综放盘区设计.doc

1、采矿学课程设计大纲设计题目的条件（1）某矿第一开采水平上山阶段某采区自上而下开采Kl、K2和K3煤层，煤层厚度、煤层间距及顶底板岩性见综合柱状图。该采区走向长度2100m，区内各煤层埋藏平稳，埋深较深浅，地质构造简单，无断层，K1煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2，K2和K3煤层属中硬煤层，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。设计矿井的地面标高为+30m，煤层露头为-30m。第一开采水平为该采区服务的一条运输大巷布置在K3煤层底板下方25m处的稳定岩层中。（2）设计题目的煤层倾角条件2煤层平均倾角为16，阶段倾斜长度1000m。 设计采区产量150万t/a.第一章采区巷道布置第一节采区储量与服务年限1.1.1采区工业储量采区工业储量为：Q=SM=210000012.11.30= 3303.3万吨；S采区面积，m2；M煤厚，m；容重， tm3；1.1.2采区煤柱损失：P1=（2252100+302950+225950+5151990）1.306.9=334.1万吨；P2=（2252100+202950+225950+5151990）1.303.0= 137.4万吨；P3=（2252100+202950+225950+5151990）1.302.2= 100.8万吨；注：P1为K1煤层保护煤柱；P2为K2煤层保护煤柱；P3 为K3煤层保护煤柱1.1.3采区生产能力本采区为一个工作面生产。1）工作面的生产能力工作面生产能力由式11计算：A0=LV0MC0 11式中：L工作面长度，m； M煤层厚度，m； V0工作面年推进长度，m/年； 煤层容重，tm3； C0放顶煤工作面回采率，取c0.75。则 A0=15015846.91.300.75=159.8万吨/年2）采区生产能力 采区生产能力由式12计算：AB= k1 k2 A0i 12式中：AB采区生产能力； k1采区掘进出煤系数，取为1.1；k2工作面之间出煤影响系数，由于同采的工作面个数为1，故k2=1； A0i工作面生产能力；则 AB=1.11159.8=175万吨/年。故采区将能满足矿井产量要求。1.1.4采区的可采储量采区的可采储量Z按下式计算：Z=(Q-P) C 13式中：Q采区工业储量； P各种永久煤柱的储量之和， P=334.1+137.4+100.8=572.3万吨；C 采区回采率，厚煤层不低于0.75；中厚煤层不低于0.80；薄煤层不低于0.85；本矿取0.8。则Z=(Q-P) C=（3303.3-572.3）0.8=2184.8（万吨）由此可得本采区的可采储量为2184.8万吨。采区的服务年限的计算：T = Z/(AK) 14式中：T采区设计服务年限，年； Z采区可采储量，2184.8万吨； A采区设计生产能力，150万吨/年； K储量备用系数，取1.4；由14式得：T=2184.8/(1501.4)=10. 4年；1.1.5采区采出率以下面公式计算采区采出率： 15采区开采过程中的煤柱损失主要有：工作面落煤损失，约占3%7%，这里取为5%；采区煤柱损失。则采区采出率= =78%第二节采区内的再划分1.2.1回采工作面长度的确定影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、机械装备及技术特征、巷道布置。该采区的煤层特征如煤层柱状图所示，其煤层赋存条件好，地质条件简单。该矿井设计为综合机械化程度高的现代化矿井，要求工作面有较大生产能力，故选用较长的采煤工作面。一般综采面的长度范围为150200m，本设计选择工作面的长度为150m。1.2.2确定区段斜长和区段数目采区倾斜长度为1000m，采区工作面长度定为150m，区段平巷采a单巷布置，在回采下区段时，留15m煤柱。区段上下平巷的宽度约为4.5m，因此，区段斜长为174m，对该数进行调整，取为180m。采区区段数为5个。1.2.3采区内工作面的接替顺序采区内工作面的接替顺序为左右两翼跳采接替，区段接替采用由上往下依次接替。第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统1.3.1采区形式采用综合机械化采煤法的采区，要求有一定的走向长度，采区走向长度，采用双翼采区布置，每翼走向长度，已满足综合机械化工作面走向长度的要求，故采区形式采用双翼采区布置形式。1.3.3煤柱尺寸的确定采区内的煤柱主要是采区边界煤柱、采区上山保护煤柱以及水平大巷保护煤柱。为防止采空区矸石的冒落，采区两边各留设25m的采区边界煤柱。水平运输大巷布置在距K3煤层底板25m下的稳定砂岩岩石中。采区上山布置在岩层中，由于上山使用时间长，上山每侧各留设30m的上山保护煤柱。采区内地质构造情况简单，无断层、褶皱、陷落柱及其它影响回采的复杂地质构造，所以采区内不留设此类煤柱。区段平巷采用留15m煤柱。采区煤柱留设方法见表11。表11 采区煤柱尺寸煤柱上山保护煤柱采区边界煤柱区段护巷煤柱宽度（m）30225151.3.4采区上山根据采区煤层赋存稳定、采区地质构造简单的条件，采区上山可以提出三种布置方案。第一方案：采区上山联合布置。在距 煤层 的底板岩层中布置两条上山，上山位于采区走向中央，通过石门与煤层联系。两条上山间距20 。第二方案：采区上山联合布置。在 煤层中布置两条上山，间距20 ，上山位于采区走向中央。第三方案：采区上山联合布置。其中一条布置在采区中央的煤层中；另一条布置在 煤层底板岩层中，距 煤层10 。煤层上山为输送机上山，岩层上山为轨道上山。1.3.5 联络巷道由于本采区采用上山联合布置，在联络巷道的布置上，采用区段石门溜煤眼结合的联系方式。第一方案中的溜煤眼分煤层设置，即、煤层均在本煤层的区段运煤平巷中设溜煤眼与采区运输上山联系。第二、三方案中输送机上山均布置在煤层中，故仅煤层区段运输平巷用溜煤眼与运输上山联系。各方案的轨道上山均用石门与煤层区段轨道平巷相联系。各方案采区巷道布置图见图1-1、图1-2、图1-3。根据已提出的方案及方案比较的原则，三个方案中相同的部分可不参加比较，故区段巷道布置方案不参加比较，仅就采区上山及联络巷道进行比较。方案的技术比较见表1-2。由比较可看出，第三方案实际为第一、二两个方案结合的结果，较第一、二方案并无明显的特点，故该方案不参加经济比较。方案的经济见表1-3和表1-4。通过经济技术比较可以看出，第二方案虽具有经济上相对较省（初期投资少4%，总投资少10%左右）的特点，但较后期巷道维护费用高及工作组织复杂，由于k3煤层底板岩层稳定岩巷易于维护且通风阻力小巷道断面大等情况的优点。故选用第一方案。1.3.7采区上山布置为了减少上山的维护费用，因此将上山布置在k3煤层底板岩石中。由于该采区开采3层煤联合布置采区，瓦斯涌出量不大，煤层赋存情况已基本探明，故确定采区上山的数目为二条，即一条运输上山，一条轨道上山。轨道上山距煤层底板15m，运输上山距煤层底板20m，两上山水平距离为20m。采区上山布置如图1-4所示。上山巷道断面设计见图1-5、1-6。图1-4采区上山的布置采区图15采区轨道上山图16采区运输上山1.3.8区段平巷的布置该采区开采单一厚煤层，煤层厚度为6.9m，将区段平巷布置在煤层中。为达到设计产量，尽量集中生产，区段依次接替。由于采区的涌水量不大，煤层赋存稳定，且煤层采用综采放顶煤开采，工作面需等长布置，因此区段平巷采用单巷布置。区段平巷均采用矩形断面，锚网支护。1.3.9采区车场选型设计1）采区上部车场形式选择由于该采区煤层倾角为16，为缓倾斜煤层，绞车房距总回风巷的距离较近，故采区上部车场选用双道变坡顺向平车场。其优点是车辆运行顺当，凋车方便，回风巷短，通过能力大；缺点是车场巷道断面大，不宜维护。轨道上山以水平的巷道与区段回风平巷相连，绞车房布置在与回风巷同一水平的岩石中。采区上部车场如图17所示：2）采区中部车场选择本采区生产能力大，煤层倾角为16，轨道上山布置在距煤层底板15m的岩石中，故选用中部车场的形式为双道起坡不设高低道甩入石门的中部甩车场，其斜面线采用一次回转方式。该车场特点是提升牵引角小，钢丝绳磨损小，操车方便，斜面线路短，有利于减少提升时间，但交岔点长，对开凿维护不利。采区中部车场如图18所示。 图18 采区中部车场3）采区下部车场由于该采区煤层倾角为16，上山通常提前下扎，并在大巷底板变平，底板围岩条件较好，因此选用大巷装车顶板绕道式下部车场。其优点是车场布置紧凑，工程量省，调车方便，但绕道出口交岔点距装车站近，线路布置困难，绕道维护条件较差。其车场见图19所示。图19 采区下部车场1.3.10 采区通风采区内上、下区段，相邻工作面交替期间同时生产时的通风系统如图110所示：图110 通风系统示意图设计第二章 采煤工艺方式第一节 采煤工艺方式的确定本采区可采煤层的特征如下表所示：根据可采煤层的特征表，该煤层群为倾角为16的缓倾斜厚煤层，在采区范围内，煤层结构单一，赋存稳定。综合考虑分层综采采煤法和综采放顶煤采煤法的优缺点，决定选用走向长壁全部垮落一次采全高综采放顶煤采煤法。2.1.1回采工作面长度的确定影响工作面长度的因素有煤层赋存条件、地质构造影响、煤层中瓦斯的涌出量及其防治措施、采区通风的条件及存在问题、机械装备及技术特征、巷道布置等。该采区的煤层特征如上表21所示，其煤层赋存条件好，地质条件简单，无大的地质构造影响，煤层走向起伏不明显，瓦斯含量相对较低，通风条件良好，工作面生产能力大 。该矿井设计为综合机械化程度高的现代化矿井，要求工作面有较大生产能力，故选用较长的采煤工作面。一般综采面的长度范围为150200m，本设计选择工作面的长度为150m。2.1.2工作面的推进方向和推进度由于后退式的工作面和巷道的维护条件好，工作面的推进方向确定为后退式。综放工作面的连续推进长度一般不宜小于8001000m。另外，考虑到工作面搬迁次数及煤损随工作面推进距离增大而减少，结合矿井设计生产能力和所选用滚筒采煤机技术参数，可得出综放工作面的推进度为： V0=C。XT式中：V。工作面推进度；C。滚筒截深；X日循环刀数；T年工作日；V0=0.86330=1584 m/a2.1.3综放工作面的设备选型及配套1）工作面配套设备的选择综采工作面的采煤机、刮板输送机和自移式支架在几何尺寸、生产能力和服务时间方面配套是实现工作面高产高效的前提。综采工作面内的主要装备要在狭小的空间内正常运转，做到互不影响，互为依存。采煤机应能够割至最高采高，又能割至底板。工作面生产能力取决于采煤机的落煤能力，而工作面输送机、液压支架、平巷中的转载机、破碎机和可伸缩胶带输送机等设备的能力都要大于采煤机的生产能力，通常按富裕20考虑。为发挥综采设备的优势，保证工作面高产，工作面输送机的运输能力要大于采煤机的落煤能力，液压支架的移架速度要大于采煤机的运行速度。其设备设备选型及配套应遵循以下原则：（1）液压支架应能适应煤层厚度的变化和顶板的下沉，要在最大采高或煤厚时支得起并有一定富裕，在最小采高或煤厚时卸得掉。（2）采煤机选型的原则、适合特定的煤层地质条件，采煤机的采高、截深、功率、牵引方式等选取合理，有较大的适用范围。、满足工作面生产能力要求，采煤机实际生产能力大于工作面设计生产能力。、采煤机性能好，可靠性高，各种保护功能完善。、采煤机的选型应与矿井设计生产能力相适应。（3）、刮板输送机的选型原则、刮板输送机的输送能力要大于或等于采煤机或刨煤机的生产能力。、刮板输送机的溜槽长度要与液压支架的宽度相匹配。、刮板输送机的溜槽与液压支架的推移千斤顶的连接装置和配合间隙要匹配。工作面的关键参数见表22：表22工作面关键参数表工作面长度(m)煤厚(m)煤层结构所需支架类型1506.9简单，无夹矸支撑掩护式根据工作面的关键参数，查综采综掘高档普采设备类型配套图集,选用配套编号ZC140ZZPF33的配套设备。三机标准型号见表23；ZZPF4800/17/33型液压支架主要技术特征见表24；MXA-300/3.5D型采煤机主要技术特征见表25；SGZ764/500型刮板输送机主要技术特征见表26；表23三机标准型号表液压支架采煤机刮板输送机ZZPF4800/17/33MXA-300/3.5DSGZ764/5002）液压支架的校核（1）支架工作阻力校核工作面顶板为级顶板，根据放顶煤开采技术与放顶煤液压支架一节说明，工作面阻力可按支撑顶煤和跨落带岩重计算，并乘以一个动压系数，见式2-1。P=KLa(rhLZ+r1ih1i L1Ki)cosa 21式中： K动压系数，一般取1.5-2.0，此处取1.8；La支架宽度，1.5m/架；r放煤平均容重，1.45KN/m3；h放煤厚度，4.2m；LZ顶煤跨落步距，6.2m；r1i跨落带中第I层老顶分层容重，18 KN/m3；h1i跨落带中第I层老顶分层及附加岩层厚度，7m；L1Ki跨落带中第I层老顶分层的岩块长度，12m；a煤层倾角，16。带入数据得：P =1.51.5(1.4546.2+18712) cos16 =3351.90KN根据ZZPF4800/17/33型放顶煤支架的特性表可知，工作阻力为4800KN。经演算，工作面阻力P不大于支架额定工作阻力的80%，符合控顶设计对支架工作阻力的要求。（2）支架初撑力校核对于老顶来压强烈的工作面，支架的初撑力应适当加大，约为额定工作面阻力的75%为宜。则 P0=75%3351.90=2513.90（kN/架） 由液压支架技术特征表可知，所选支架初撑力为3958KN，符合控顶设计对支架初撑力的要求。（3）支架的结构参数校核支架的结构参数，主要是取定支架的最大最小高度，一般确定支架高度按式2-3与式2-4计算。Hmin=Mmin-S2-a 23Hmax=Mmax-S1 24式中： Mmin、Mmax与煤层相应的最小最大采高，m；Hmin、Hmax支架的最小最大结构高度，m；S2掩护式支架的顶梁尾端最大下沉量其值为：S2=dMmaxR2 ；d顶板级别系数，取0.025；R2支架后柱或掩护式支架的顶梁尾端到煤壁距离，m；S1前柱处的最小下沉量，即移架后还未形成循环下沉量以前前柱处顶板下沉量，其值为：S1 = dM minR1；R1前柱到煤壁的距离，m；A支架在前移时的可缩余量，本设计取0.05m；将有关的数据代入式2-3与式2-4得（由于工作面采用放顶煤开采，割煤高度为2.7m，因此，Mmax、 Mmin均为2.7m）：S1 =0.0252.71.972=0.133mS2=0.0252.72.722=0.187 mHmin=2.7-0.197-0.05=2.463 mHmax=2.7-0.133=2.567 m据上述可知，支架高度范围在Mmin 、Mmax之间，可见支架的高度符合控顶设计的要求。3）采煤机的工作方式 采煤机主要技术特征见表25所示。 (1)工作方式由于采区内煤层赋存稳定，倾角较缓，所以采用采煤机双向割煤，追机作业；前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤；在工作面端头斜切进刀，上行下行均割煤，往返一次进两刀；采煤机过后先移架后推移刮板输送机。两工序分别滞后采煤机后滚筒510m和1015m。(2) 进刀方式采煤机采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，其进刀过程见图21所示。进刀过程如下：a. 当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处沿留有一段下部煤（见图2-1a）；b. 调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直（见图2-1b）；c. 再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至输送机机头处（见图2-1c）；d. 将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤（见图6-1d）。该采煤机适用条件为：a. 顶板较为稳定；b. 回风及运输顺槽有足够宽度，工作面刮板输送机的机头与机尾伸向顺槽内，能保证采煤机往返斜切时，其前滚筒能割透顺槽内侧煤壁。优点：a. 采煤机切入煤壁的阻力小；b. 操作简单，容易实现。缺点：a. 工作面两端空顶距离长，控顶面积大，不利于顶板管理；b. 采煤机往返斜切距离长，故辅助时间较长。6.1.5工作面端头支护综放工作面和综采工作面端头支护方式基本上相同，主要有以下三种：1）单体支柱加长梁组成迈步抬棚，与普采面的该方式端头支护相同。该方式适应性强，有利于排头液压支架的稳定，但支设麻烦，费工费时。2）自移式端头支架。移动速度快，但对平巷条件实用性差。3）用工作面液压支架支护端头，适应于煤层能够倾角较小的综采面，通常在机头（尾）处要滞后与工作面中间支架一个截深。根据支架选型要求，本设计选用ZTF650019/32型端头支架，其主要技术特征见表28所示。第二节 采煤工作面循环作业图表的编制2.2.1组织循环作业并编制循环图表（1）循环作业工作面实行“四六”作业制，即三班采煤一班检修。采煤机双向割煤，追机作业；上行、下行均割煤，往返一次进两刀，由所选采煤机的技术特征表可知，采煤机的截深为0.8m，所以最终确定本工作面采用双向割煤的多循环方式，每一循环进尺为0.8m。（2）循环产量的确定工作面原煤日产计算公式为：V。= nxd 25A。=LXdmrC。 26式中：L - 回采工作面长度，150m； V。工作面进度， m/a；m 煤层厚度， 6.9m； r煤的容量， 1.30t/m3； C。回采工作面回产率，取0.80； X每天循环进刀数， 取6刀； D截深， 0.8m；把以上参数代入6-5，6-6两式得； V。=33060.8=1584 m/a； A。=15060.86.91.300.80 =5166.72t（2）正规循环作业图表采矿学课程设计2.2.2劳动组织(1）作业方式由于每天进6刀，为了使采煤班的作业均衡，同时把机械设备检修作为一个班，这样作业方式可确定为三班采煤，一班准备的四六工作制（循环作业图表布局图）。(2）工序安排综采面割煤、移架、推移输送机三个主要工序，按照不同工序有以下两种搭配方式，即及时支护方式和滞后支护方式。及时支护方式采煤机割煤后，支架依次或者分组随机立即前移，支护顶板，输送机随移架移向煤壁，推移步距等于采煤机截深。这种支护方式，推移输送机后，在支架底座前端与输送机之间富裕一个截深的宽度，工作空间大，有利益行人运料和通风；若煤壁容易片帮时，可先于割煤进行移架，支护新暴露出来的顶板。但这种支护方式增大了工作面控顶宽度，不利于控制顶板。滞后支护式割煤后输送机实现逐段移向煤壁，支架随输送机前移，二者移动步距相同。这种配合方式在底座前端和机械之间没有一个截深富裕量，比较适应周期压力大及直接顶稳定性好的顶板，但直接顶稳定性差的顶板适应性差。为了克服该缺点，在某些综采面支架装有护帮板，前筒筒割过后将护帮板伸开，护住直接顶，随后推移输送机，移架。由于本设计中煤层顶板属沙泥岩，属于中等稳定顶板，为防止假冒顶板事故发生，必须采用先移支架后移输送机的“及时支护”方式。2.2.3综放工艺（1）放煤步距放煤步距的大小与顶煤的厚度有关：顶煤厚度较小时，通常以一采一放较为合理；顶煤厚度较大时，则放煤步距应适当增大，可采用两采一放或三采一放。结合该煤层顶板的冒落和运动特点，本矿井放煤步距选用两采一放。在本设计中综放面每班进2刀放一次是能够实现的。因此，回采工作面作业过程如下：割煤移架推前溜拉后溜割煤移架推前溜放煤拉后溜（2）采放比该煤层割煤高度为2.7m，则采放比为：2.7：（6.92.7）=1：1.5（3）放煤方式根据我国综放面的普遍放煤方式，本矿采用多轮顺序低位放煤。（4）工艺要求 割煤：割煤方式为双向割煤，端头自开缺口斜切进刀，螺旋滚筒自动装煤，斜切进刀长度不小于30m，截深0.8m。割煤时煤机速度要适宜，且必须保证顶底板平整，煤壁齐直。不得出现割底留伞檐现象，工作面采高应控制在2.70.1m。 移架：采用及时移架支护方式，移架滞后煤机后滚筒3-9m，追机作业，并及时伸出伸缩前梁打出护帮板，需要时可于煤机机身处移架或拉超前支护，移架步距为0.8m。 推前溜：在移架后顺序推移前部运输机，滞后移架1015m左右，其弯曲段长度不得小于30m，推移步距为0.8m，推前溜时必须依顺序进行，严