采矿学__鲁恒琦

1课程设计设计题目（实训项目）助学院校自考助学专业姓名自考助学学号成绩指导教师签名河南理工大学成人高等教育2O年月日2目录序论1采区巷道布置11采区储量与服务年限111、采区生产能力的选定112、计算采区的工业储量、设计可采储量113采区服务年限114验算采区采出率12采区内的再划分121确定采煤工作面长度122确定采区内的区段数目123工作面生产能力124确定采区同采工作面数目及接替顺序13确定采区内准备巷道布置和生产系统131完善采区所需的开拓巷道132确定巷道布置系统133确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置134确定通风系统135采区上、下部车场选型14采区中部甩车场线路设计141斜面线路联接系统参数计算142确定竖曲线相对位置143高、低道存车线参数确定144甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度145绘制甩车场平面图和坡度图2采煤工艺设计2采煤工艺设计21采煤工艺方式的确定211确定落煤方式212确定截深3213确定进刀方式214确定放煤步距215确定放煤方式216工作面设备选型217确定移架方式218确定支护方式219确定端头支架2110确定超前支护方式与距离2111支架高度与强度校核2112确定工作面支架的数量2113采空区处理22工作面合理长度确定221煤层地质条件222工作面生产能力223运输设备及管理水平224顶板管理225经济合理的工作面长度23采煤工作面循环作业图表的编制231循环作业图表232劳动组织表233技术经济指标表3课程设计总结参考文献4序论一、设计目的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井田境界井田走向长度6500M，煤层倾斜长1700M；煤层埋藏特征煤层厚M60M；煤层倾角19；顶板泥质页岩，底板为砂岩；表土层厚60M,地面标高100M；煤层埋藏稳定，井田内无大的构造，煤的容重13T/M3。矿井开采技术条件矿井正常涌水量Q正200M3/H。矿井最大涌水量Q大330M3/H。相对瓦斯涌出量Q125M3/DT；煤尘无爆炸性，煤层无自然发火倾向柱状厚度（M）岩性描述860灰色泥质页岩，砂页岩互层840泥质细砂岩，碳质页岩互层020碳质页岩，松软690煤层，1K30/TM5420灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬780灰色砂质泥岩300煤层，2K310/TM460薄层泥质细砂岩，稳定320灰色细砂岩，中硬、稳定220煤层，煤质中硬，3K310/TM。320灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度68MPA。2468灰色中、细砂岩互层图1设计采（带）区综合柱状图三、课程设计内容1、采区或带区巷道布置设计；2、采区中部甩车场线路设计或下部平车场（绕道线路和装车站线路）线路设计；3、采煤工艺设计及编制循环图表。四、进行方式学生按设计大纲要求，任选设计题目条件中的煤层倾角条件1或煤层倾角条件2，综合应用采矿学所学知识，每个人独立完成一份课程设计。设计者之间可以讨论、借鉴，但不得相互抄袭，疑难问题可与指导教师共同研究解决。本课程设计要求方案进行技术分析与经济比较。五、设计说明书内容本人此次课程设计在遵循原有设计条件下选择采区准备方式进行设计，煤层平均倾角为16，生产能力为90万。/TA61采区巷道布置11采区储量与服务年限111、采区生产能力的选定采区生产能力选定为90万。/TA112、计算采区的工业储量、设计可采储量（1）采区工业储量（公式1）123GZHLM式中采区工业储量，万T；G采区倾斜长度，1100M；采区走向长度，3000M；L煤的密度，130；3/TM煤层煤的厚度，为69M；1M1K煤层煤的厚度，为30M；22煤层煤的厚度，为22M。33万T106901260GZ万T287万T334G万T10690213059Z（2）设计可采储量（公式2）KGZPC7式中设计可采储量，万T；KZ工业储量，万T；G永久煤柱损失量，万T；根据设计题目中的条件，包括采区PP边界煤柱的损失，上、下山煤柱损失和区段煤柱损失，即上下端头永久煤柱，取30M和左右边界永久煤柱，取15M。采区采出率，厚煤层取75，中厚煤层取80，薄煤层C85，这里，。1752380C万T1302690153269013845P万T27万T33200万T119601845729KGZPC万T22763万T330KG万T124801KZZ113采区服务年限公式3KZTA式中采区服务年限，年；采区生产能力，90万T；A设计可采储量；KZ储量备用系数，取14。年12079164KTA年235Z8年370625194KZTA年123114验算采区采出率（公式4）10GZPC式中采区采出率，；C煤层的工业储量，万T；GZ开采损失，包括采区内留设的各种煤柱损失及工作面采煤过程中P的落煤损失，万T。1对于厚煤层1K10GZPC式中煤层采区采出率，；1C1煤层的工业储量，万T；GZK煤层开采损失，包括采区内留设的各种煤柱损失及工作面采1P1煤过程中的落煤损失，万T。10GZPC满足要求2对于中厚煤层2K210GZPC式中煤层采区采出率，；2C2煤层的工业储量，万T；GZK9煤层开采损失，包括采区内留设的各种煤柱损失及工作面采2P2K煤过程中的落煤损失，万T。210GZPC满足要求3对于中厚煤层3K310GZPC式中煤层采区采出率，；3C3煤层的工业储量，万T；GZK煤层开采损失，包括采区内留设的各种煤柱损失及工作面采3P3煤过程中的落煤损失，万T。310GZPC满足要求12采区内的再划分121确定采煤工作面长度由已知条件知该煤层左右边界各有15M的边界煤柱，上部留30M防水煤柱，下部留30M护巷煤柱，故其煤层倾向共有1100601040M的长度，走向长度3000302970M。地质构造简单，煤层附存条件较好，瓦斯涌出量小。且现代工作面长度有加长趋势，且采煤工艺选取的是较先进的综采。又知，一般而言，考虑到设备选型及技术方面的因素综采工作面长度为180250M，巷道宽度为4M45M,本采区选取45M，且采区生产能力为180万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，如图1210图12采区工作面划分示意图取区段平巷的宽度为45M，留5M小煤墙，则采煤工作面长度为L1B2Q2L2PNP/N公式15式中L1工作面长度，M；L2区段平巷宽度，M；B采区倾向长度，M；Q采区上下边界预留煤柱宽度，M；P护巷煤柱宽度，M；N区段数目，个；L11100230455545/51976M122确定采区内的区段数目回采工作面是沿倾斜方向布置，沿走向推进，采用走向长壁法开采。工作面数目公式1400NLS式中L煤层倾斜方向长度M；S0采区边界煤柱宽度M；L工作面长度M；L0回采巷道宽度，因采用综采，故L0取5M。N1100302/19510507，取5。11123工作面生产能力采区生产能力的基础是采煤工作面的生产能力，采煤工作面的生产能力取决于煤层厚度、工作面长度和推进度。一个采煤工作面的生产能力可由下式计算A0L采V0MC公式15式中A0工作面生产能力，万T/AL采工作面长度；M，V0工作面推进度综采面年推进度可达10002000M，取1200M。煤容重，T/M3C工作面采出率，一般为093097，取093A0L采V0MC150120069130931502万T124确定采区同采工作面数目及接替顺序目前，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，采用提高工作面单产，用一个工作面的产量来保证整个矿井的设计生产能力，故为适应现阶段煤炭行业的知道规范，本采区设计一个采煤工作面。其工作面接替顺序如下表对于K1煤层110111021103110411051106110711081109停采线60M1110K1煤层工作面接替顺序1101110211031104110511061107110811091110对于K2煤层21012102210321042105停采线21061221072108210960M2110K2煤层工作面接替顺序2101210221032104210521062107210821092110对于K3煤层310131023103310431053106310731083109停采线60M3110K1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。13确定采区内准备巷道布置和生产系统131完善采区所需的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K3煤层底板下方25M的稳定岩层中。132确定巷道布置系统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，涌水量较小，瓦斯涌出量较小，无自然发火倾向,直接顶较厚且易跨落。同时为减少煤柱损失，提高采出率，降低巷道维护费用，采用沿空掘巷的方式。因此采用工作面布置图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。确定采区巷道布置系统，采区内有三层煤，采用联合布置，每一层都布置5个工作面，根据相关情况初步制定以下三个方案进行比较由于K1,K2煤层在我的设计中相同，所以仅以K3煤层为例说明方案一双岩石上山13将两条上山都布置在K3煤层底板岩石中，其中运输上山布置在距离底板15M处，轨道上山布置在运输上山上方5M，即距离K3煤层10M处。如图13图13方案一示意图方案二双煤层上山将两条上山都布置在K3煤层中。如图14图14方案二示意图方案三一岩一煤上山将两条上山分别布置在K3煤层的底板和煤层中，运输上山布置在距离K3底板5M处，轨道上山布置在K3煤层中。如图1514图15方案三示意图技术经济比较表16掘进费用表方案一方案二方案三方案工程名称单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）岩石上山（M）157811001222640416600000011001213202083煤层上山（M）1248000000110012226403389761100121320169488煤仓元/M3144123144215/09245489350670500000012314425/092451631796235甩入石门元/M11521210/027654348501000000000000合计537233897641028815表16维护费用表方案一方案二方案三方案工程名称单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）岩石上山（M）402640164224016896000000132016211208448煤层上山（M）9000000026401642240380161320162112019008煤仓元/M3809361614976119800000031216249619968甩入石门元/M8043481669568557000000000000合计2366438016294528表16辅助费用表方案一方案二方案三方案工程名称单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）煤仓元/M395143484135000000312297甩入石门元/M95193689000000000000合计5025297表16费用总汇表方案费用项目方案一方案二方案三16掘进费用5372338976410288维护费用2366438016294528辅助费用5025000297费用总计82409719136675736百分率1219510642100表17技术比较表方案一方案二方案三优点两条上山均布置在演示中，巷道稳定，受采掘干扰较小，且维护容易两条上山均布置在同一煤层中，降低了出矸量，提高了煤炭的生产率，掘进容易兼有方案一和二的优点，维护较容易缺点岩石工程量大，掘进费用高，工期长维护困难，受采掘影响较大增加了岩石工程量，降低了生产率，增加了掘进成本综上技术经济比较所述故选择方案三，即一煤一岩上山的煤层群联合布置的准备方式，其示意图如图15。工作面推进位置的确定在采区巷道布置中，工作面布置及推进到的位置应以达到采区设计产量安全为准，工作面应推进到距上山20M处停采线位置处，即为避开采掘影响对上山的影响而留设的20M护巷煤柱处。133确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置回采巷道布置方式单巷沿空掘巷掘进方式。分析已知采区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，同时，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。因此有利于综合机械化作业，可以充分发挥棕采高产高效的优势。同时，为减小煤柱损失，提高采17出率。综合考虑各种因素，采用单巷沿空掘巷掘进方式。这种方式掘出的巷道正处在应力降低区，即好维护又提高了采出率，有取代沿空留巷的趋势。说明在采区巷道布置平面图内，工作面布置和推进的位置应以达到采区设计产量及安全为准。工作面推进到距回风大巷30米处的位置，即为避开采掘超前影响所留设的30M护巷。134确定通风系统135采区上、下部车场选型1考虑到采用采用采区上部车场有车辆运行顺当、调车方便等优点和有通风不良，有下行风的缺点，确定采用上部平车场。2由于运输大巷距阶段运输大巷25M，采区生产能力大，故下部车场可选择大巷装车式下部车场。14采区中部甩车场线路设计141斜面线路联接系统参数计算该采区开采近距离煤层群，倾角为16。铺设600MM轨距的线路，轨形为15KG/M，采用1T矿车单钩提升，每钩提升3个矿车，甩车场存车线设双轨道。斜面线路布置采用二次回转方式。1道岔选择及角度换算由于是辅助提升故道岔均选择DK615412左道岔。道岔参数为11415，A1A23340,B1B23500。斜面线路一次回转角11415斜面线路二次回转角12141514152830一次回转角的水平投影角1ARCTANTAN1/COS144758为轨道上山倾角16二次回转角的水平投影角ARCTANTAN/COS291734为轨道上山倾角16一次伪倾斜角ARCSINSINCOS1ARCSINSIN16COS141515294218二次伪倾斜角ARCSINSINCOSARCSINSIN16COS283015416为了使计算直观简便，做出车场线路布置草图如图18（2斜面平行线路联接点参数确定如图19KTCNALBBMS图19斜面平行线路联接本设计采用中间人行道，线路中心距S1900MM，为简化计算，斜面联接点距中心距与线路中心距相同，曲线半径取R9000MM，则各参数计算如下图18中部甩车场线路计算草图图18中部甩车场线路计算草图L06A1RKKA2B15DCTA3RKTLK2M14238719BSCOT1900COT14157481MMMS/SIN1900/SIN14157719MMTRTAN/29000TAN1415/21125MMNMT771911256594MMCNB659435003094MMLABT33407481112511946MM142确定竖曲线相对位置竖曲线相对参数高道平均坡度IA11,RGARCTANIA3749低道平均坡度ID9,RDARCTANID3056低道竖曲线半径RD9000MM取高道竖曲线半径RG20000MM高道竖曲线参数GRG1529423749145153HGRGCOSRGCOS20000COS3749COMLGRGSINSINRG20000SIN152942SIN3749512308MMTGRGTANG/220000TAN145153/2260903MMKGRGG/573518838MM低道竖曲线参数DRD15294230561638HDRDCOSRDCOS9000COS3056COMLDRDSINSINRD9000SIN152942SIN3056248537MMTDRDTAND/29000TAN1638/2126571MMKDRDD/573251475MM最大高低差H由于是辅助提升，储车线长度按三钩计算，每钩提1T矿车3辆，故高低道储车线长度不小于33218M，起坡点间距设为零，则有H1800011180009360MM20竖曲线的相对位置L1TLSINMSINHGHDH235883MM两竖曲线下端点起坡点的水平距离为L2，则有L2L1COSLDLG235883COS15294224853751230836461MM负值表示低道起坡点超前与高道起坡点，其间距满足要求，说明S选取2000MM合适。143高、低道存车线参数确定闭合点O的位置计算如图110MNC1BRSKTLBAT图110闭合点联接设高差为X，则TANRDXX/LHG0009TANRGHX/LHG0011XL2ID3646100093281MM将X带入则可得X16380MM，LHG1783593MM5平曲线参数确定取曲线外半径R19000MM取曲线内半径R2900019007100MM曲线转角14475821K1R1/5739000144758/573232452MMK2R2/5737100144758/573183379MMKK1K223245218337949073MMT1R1TAN/2116885MMT2R2TAN/292209MM6存车线长度高道存车线长度为LHG1783593MM；低道存车线长度LHDLHGL21783593364611820054MM；存车线处于曲线段处，高道存车线处于外曲线，外曲线和内曲线得弧长之差为KK1K223245218337949073MM则有低道存车线得总长度为LLHGK1783593490731832666MM具有自动下滑得长度为1783593MM，平破长度为49073MM，应在闭合点之前。存车线直线段长度DDLHDC1K2182005420001833791436675MM在平曲线终止后接1436675MM得直线段，然后接存车线第三道岔得平行线路联接点。存车线单开道岔平行线路连接点长度LK存车线单开道岔DK615412，。则LKABT33407481112511946MM144甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度M2ACOSBLAL1TDCOSCOSTDC1T1COST1DLK3340COS16350086063340235883126571COS152942COS144758126571200092209COS144758922091436625119465226207MMH2BLAL1TDCOSSINTDC1T1SINS35003340235883126571COS152942SIN144758126571200092209SIN144758190022766397MM8线路各点标高设低道起坡点标高10；提车线21HD32675MM52LL1SIN326758606235883SIN152942325605MM车线31H0360360MM43HG36072571108571MM54MSINT1SIN1085717719SIN14161125152942325605MM由计算结果可以看出提车线得5标高点与甩车线得5标高点相同，故标高闭合，满足设计要求。轨起点65BASIN32560535003340SIM76ASIN511013340SIN16603073MM车线81LHDID0182005400091638MM9816380MM145绘制甩车场平面图和坡度图23145A340MR9K25T168A2340R71K89T1M9566714609910479684045图111采区中部车场平面图EAC“OTK3H倾0B345图112车场坡度图242采煤工艺设计21采煤工艺方式的确定选取第一煤层，既K1煤层为对象，进行采煤工艺设计。由于K1煤层厚度为69米，属于厚煤层，硬度系数F2，结构简单，无断层，瓦斯涌出量较低，涌水量也较少，故可用综合机械化采煤工艺，进行综采放顶煤开采。211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。212确定截深10L210HA公式21式中L日推进度，M/天；A0工作面设计生产能力，T/天；L1工作面长度，M；H1采煤机割煤高度，M；H2放煤高度，M；顶煤放出率,取08工作面采出率,对于厚煤层取093煤得容重,T/M3将数据带入可得1039034621975L353M选择滚筒截深800MM,日进六刀,采用“四六制”，三采一准备的工作制度。25213确定进刀方式为提高煤炭采出率，选取端部斜切进刀不留三角煤的进刀方式，如图113。A2121AAABCD214确定放煤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，此工作面放煤步距选用“两刀一放”。215确定放煤方式选用依次顺序放煤方式，放煤和移架速度快216工作面设备选型序号设备名称数量型号备注1采煤机1MG300W2液压支架137ZFS4400/18/283刮板输送机2SCEC730/4004转载机1SZZ764/1325破碎机1PEM10006506胶带运输机1SSJ1200/3200M267喷雾站1XP250/558端头支架6ZFS4800/20/309乳化液泵站1XRBB80/35D10磁力启动器111配电箱液压支架各参数如下序号参数类型参数值序号参数类型参数值1型号ZFS4400/16/288中心距1500MM2型式支撑掩护式9外形尺寸447014301600MM3放煤形式低位放煤10支护强度08020829MPA4运煤方式双输送机运输11适应煤层倾角255高度1628M12供液泵压314MPA6工作阻力4315KN13支架重量135T7初撑力3922KN14设计单位北京开采研究所217确定移架方式因为此采区顶板条件好，结构稳定，所以选用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，适用与顶板稳定性好的采煤工作面。218确定支护方式此工作面采用及时支护方式，采煤机割煤后，先移架后推溜，防止冒顶和片帮。219确定端头支架根据工作面条件，选择得端头支架为ZFS4800/20/30。其各项参数如下序号参数类型参数值序号参数类型参数值1型号ZFS4800/20/308中心距1500MM2型式支撑掩护式9外形尺寸457014202030MM3放煤形式开天窗10支护强度087MPA274运煤方式双输送机运输11适应煤层倾角255高度203298M12供液泵压315MPA6工作阻力4704KN13支架重量1557T7初撑力3920KN14设计单位北京煤机厂2110确定超前支护方式与距离超前支护采用金属铰接顶梁支护，超前工作面25米。2111支架高度与强度校核高度校核在实际使用中，一般所选用的支架得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28M，采高为26M，则有12826200MM200MM，满足要求；21816200MM200MM，满足要求；故所选支架高度满足工作要求。强度校核强度校核公式如下PKH1103GA/公式22式中P顶板对支架得作用力，KN；K顶板高度系数，一般取48，此采区顶板结构稳定，可取K6；H1工作面采高，M；岩石密度,KG/M3；A液压支架的有效作用面积，M2；压力有效作用系数，此处取08；将各参数值代入则有P626251031015514103/0837586KN由于37586KN4225KN支架工作阻力，因此支架选型满足工作要求。282112确定工作面支架的数量由于端头支架中心距15M，巷道宽度45M，则所需端头支架数量为N1452/156架即需要6架端头支架。工作面所需支架数量为N21976/151317架取N2131架，即工作面所需液压之间数量为131架。则一个工作面共需要液压支架的数量为NN1N26137137架2113采空区处理采用全部垮落法处理采空区，如果较长距离顶板不垮落，则采用强制放顶处理采空区。22工作面合理长度确定221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，K1煤层属简单结构煤层，硬度系数F2；K2和K3煤层属中硬煤层，个煤层瓦斯涌出量低，无自然发火倾向，涌水量小，一般综采工作面取180200M，由于采区的地质条件好，故工作面可适当取长一些，约200M。222工作面生产能力工作面设计设计设计生产能力为180万T/年，正规循环采用每天进6刀，两刀一放。每刀进800MM，一个工作面就可满足采区设计生产力要求。223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29机能满足工作面的运输要求。224顶板管理该采区顶板较稳定，两刀一放，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。225经济合理的工作面长度工作面的合理长度与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。23采煤工作面循环作业图表的编制231循环作业图表如大图工作面布置层面图所示。232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22261