《采矿学课程设计》word版.docx

采矿学课程设计绪论一、 设计题目1、 设计题目的一般条件某矿第一开采水平上山阶段某采（带）区自下而上开采1、2和3煤层，煤层厚度、层间距及顶底板岩性见综合柱状图。该采（带）区走向长度3000m，倾斜长度1100m，采（带）区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，1煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2，2和3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（带）区服务的一条运输大巷布置在3煤层底板下方25m处的稳定岩层中，为满足该采（带）区生产系统所需的其余开拓巷道可根据采煤方法不同有设计者自行决定。2、 设计题目的煤层倾角条件煤层倾角条件：煤层平均倾角16设计采（带）区综合柱状图柱状厚度（m）岩性描述 8.60灰色泥质页岩，砂页岩互层 8.40泥质细砂岩，碳质页岩互层 0.20碳质页岩，松软6.91煤层，=1.30t/m3 4.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬 7.80灰色砂质泥岩3.02煤层，=1.30t/m3 4.60薄层泥质细砂岩，稳定.3.20灰色细砂岩，中硬、稳定2.203煤层，煤质中硬，=1.30t/m3。3.20灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度6080MPa。24.68灰色中、细砂岩互层二、 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带区下部平车场（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三、 设计说明书内容要求1、 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。2、 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。3、 本课程设计要求方案进行技术分析与经济比较。第一章 采（带）区巷道布置第一节 采区储量与服务年限1、 采区的生产能力定位120万t/a2、 采区的工业储量、设计可采储量（1）采区工业储量计算公式为：Zg=mL(h1+h2+h3) (公式1-1) 式中： Zg- 采区工业储量，万t； m- 采区倾斜长度，1100m； L- 采区走向长度，3000m； - 煤的容重 ，1.30t/m3；h1- K1煤层煤的厚度，为6.9米；h2- K2煤层煤的厚度，为3.0米；h3- K3煤层煤的厚度，为2.2米；K1煤层的工业储量为：Zg1=110030006.91.3=2960.10万tK2煤层的工业储量为：Zg2=110030003.01.3=1287.00万tK3煤层的工业储量为：Zg3=110030002.21.3=943.80万t所以采区的工业储量为：Zg = Zg1+ Zg2+ Zg3=11003000(6.9+3.0+2.2)1.3=5190.90万t（2）采区的设计可采储量计算公式为：Zk=(Zg-P)C (公式1-2)式中：Zk-采区设计可采储量, 万t； Zg-采区工业储量，万t； P -采区边界的永久煤柱损失量，包括上下两端永久煤柱损失量和左右两边永久煤柱损失量，万t；本设计中采区上下边界各留30m的保护煤柱，左右边界各留15m的保护煤柱；C- 采区采出率，厚煤层不小于75%，中厚煤层不小于80%，薄煤层不小于85%。各煤层的边界煤损为：P1=30230006.91.3+152(1100-302)6.91.3=189.45万tP2=30230003.01.3+152(1100-302)3.01.3=82.37万t P3=30230002.21.3+152(1100-302)2.21.3=60.40万t 各煤层的设计可采储量为：Zk1=( Zg1-p1) C1=(2960.10-189.45)0.75=2077.99万tZk2=( Zg2-p2) C2=(1287.00-82.37)0.80=963.70万tZk3=( Zg3-p3) C3=(943.80-60.40)0.85=750.89万t所以，采区的设计可采储量为：Zk = Zk1+ Zk2+ Zk3 =2077.99+963.70+750.89=3792.58万t3、采区服务年限T= Zk/AK (公式1-3) 式中： T- 采区服务年限，a; A- 采区生产能力，120万t； Zk- 设计可采储量，3792.58万t； K-储量备用系数，取1.3。所以本采区的服务年限为： T = Zk/AK =3792.58（1201.3）=24.3a取采区服务年限为25a。4、验算采区采出率 （公式1-4） 式中：n-区段数目，个； -煤的容重，t/m3; L1-工作面的长度，m; b1-区段单翼走向长度，m；h1-采煤机割煤高度，m；h2-放顶煤厚度，m；-放出系数，可取0.8；-工作面采出率，对于厚煤层，=0.93；对于中厚煤层，=0.95；对于薄煤层，=0.97；L2-区段平巷宽度，m；b2-区段平巷高，m；S-区段平巷双翼走向长度，m；Zg-采区工业储量，万t；m1煤层： =79.23%75%故m1煤层满足要求。m2煤层： =86.24%80% 故m2煤层满足要求。m3煤层： =86.05%80% 故m3煤层满足要求。综上所述： m1,m2,m3 均满足符合国家规程的采区采出率要求。第二节 采区内的再划分1、确定工作面长度由已知条件知：该采区左右边界各有15m的边界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱，故其沿煤层倾向的实际长度为1100-60=1040m，走向长度3000-30=2970m。且采区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，煤层赋存条件较好，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4m4.5m,本采区选取4.5m，且采区生产能力为120万t/a，一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，最终将采区沿倾向划分为5个区段，采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱，取5米，故工作面长度为： L=(1100-302-54-104.5)/5=195 m2、确定采区内工作面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。考虑到采区生产能力采用双翼采区准备方式，将采区上山布置在采区中间位置，因为共分为5个区段，所以单层煤的工作面数目为52=10个。3、工作面生产能力Qr = A/T1.1 -(公式1-5)式中： A-采区生产能力，120万t/a ； Qr -工作面生产能力，万t /天； T-每年正常工作日，330天。故： Qr = A/T1.1 =120/3301.1 =3305.78 t/天4、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序生产能力为120万t/a,且工作面生产能力为3305.78t/天。目前开采准备系统的发展方向是高产高效生产集中化，采用提高工作面单产和工作面推进长度，以一个工作面产量保证采区产量，所以定为采区内一个工作面生产。以K1煤层为例,10工作面接替顺序，采用下行开采顺序，对于K1布置一个综放工作面便可以满足生产设计的要求。K1煤层区段间工作面推进顺序为：区段1区段2区段3区段4区段5K1工作面接替顺序图表示如图.1区段160m停采范围区段2区段3区段4区段5图.1当上一个工作面进行回采时，隔一段时间后进行下一个工作面的准备。第三节 确定采区内准备巷道布置及生产系统1完善开拓巷道为了减少煤柱损失提高采出率，利于灭灾并提高经济效益，根据所给地质条件及采矿工程设计规划，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，两巷水平间距相距1057.39m 。2确定巷道布置系统及采区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，煤层赋存条件好，涌水量较小，瓦斯涌出量较小，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1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3层煤，每一层都布置10个工作面，由于煤层间距较小，因此采用煤层群采区联合布置准备方式，煤层共用采区上山。根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较：方案一：两条岩石上山在距K3煤层底板15m处岩石中布置两条岩石上山，一条为运输上山，另一条为轨道上山，两上山层位有一定差距，使其分别联结两翼的区段;平巷不交叉；石门联系各煤层。通风路线：新风从阶段运输大巷采区主石门采区下部车场轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平巷工作面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。该方案的特点是：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。方案二：一煤一岩上山在距K3煤层底板15m处岩石中布置一条岩石运输上山，在K3煤层中布置另一条轨道上山，石门联系各煤层。通风路线：新风从阶段运输大巷采区主石门采区下部车场轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平巷工作面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。该方案的特点是：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。分别对两方案进经济技术比较:（1）经济上：表1-1 巷道硐室掘进费用案方案工程方案一方案二单价(元)工程量费用(万元)单价(元)工程量费用(万元)上山(m)15781.21100208.3128411001.2169.49联络巷(m)11521.254.42430.09-合计238.39-169.49表1-2 巷道及硐室维护费方案工程方案一方案二单价(元)工程量费用(万元)单价(元)工程量费用(万元)上山(m)401.2110025132901.2110025297联络巷(m)801.254.4242552.24-合计184.24-297表1-3 井巷辅助费方案工程方案一方案二单价(元)工程量费用(万元)单价(元)工程量费用(万元)上山(m)-联络巷(m)9511.254.42424.84-合计24.84-表1-4费用汇总表方按案案总费用方案一方案二掘进(万元)238.39169.49维护(万元)184.24297井巷辅助费(万元)24.840合计(万元)448.47466.49经比较可知两者费用相差不超过6%，经济上认为两者相同。（2）技术上：方案一：岩石工程量达，掘进费用高，掘进速度慢，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：节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，但轨道上山受采动影响打不易维护，维护费用高，需留保护煤柱，煤损比较大。综上所述，选择双岩巷上山采区联合布置方式，巷道布置情况见巷道布置图、采区巷道平面图、剖面图，以K1煤层为例 。3 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，可以充分发挥综采高产高效的优势。同时，为减小煤柱损失，提高采出率。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。工作面推进到距上山30米处的位置，即为避开采掘超前影响所留设的30m护巷。4 确定通风布置系统采区内上、下区段相邻工作面交替期间同时生图 2产时的通风系统如图2所示。第四节 采区车场线路设计141. 采区上部车场选型本采区选用的采区上部车场为顺向平车场，轨道上山的绞车房布置在区段回风平巷水平。该车场的优点是车辆运行顺当，调车方便，回风巷短，通过能力较大；缺点是车场巷道断面大，但是通过采取特殊支护手段可以满足本矿井的正常生产需要。2.采区中部车场选型（1）线路选型该采区开采近距离煤层群，轨道上山布置在煤层底板岩石中，倾角为16。向区段石门甩车。轨道上山和区段石门均铺设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，要求甩车场存车线设双轨高低道。设计中部车场形式为斜面线路一次回转方式，这种车场布置提升牵引角小，钢丝绳磨损小；操车方便，生产安全可靠；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。适用于提升量大的车场，尤其适用于石门甩车场（甩入石门方向）。（2）轨道选型第一、第二道岔均选用DK615412单开道岔，其参数为=1415，a=3340，b=3500.存车线的平均坡度取高道，低道。3. 采区下部车场选型由于煤层倾角为16，起坡点落在大巷的顶板，且顶板围岩条件比较好，因此选用大巷装车顶板绕道式下部车场，其优点是调车方便，线路方便，线路布置紧凑，工程量省。但绕道维护量大，影响大巷通过能力。工作面生产的煤由运输上山运送到采区煤仓后，直接在运输大巷装车，由3t底卸式矿车运送至井底煤仓。第二章 采煤工艺设计第一节 采煤工艺方式的确定1、选第一煤层，即k1煤层为对象设置采煤工艺。由于k1煤层厚度为6.9m，属于厚煤层，硬度系数f=2，结构简单，无断层，故可用综合机械化采煤工艺，又煤层平均倾角16o，一次采全高，大型支架重心较高，易倾斜滑倒，需要采取很多防滑防倒措施，严重影响工作面开采进度，所以考虑采用放顶煤开采，采2.6m，放4.3m，采放比1：1.65。综采放顶煤工作面“三八”制作业形式，即两班采煤，一班准备。采煤机截深为0.6m，割两刀放一次顶煤，放煤步距为1.2m。工作面采用综合机械化放顶煤开采，选用双滚筒采煤机割煤，其回采工艺流程为：采煤机向上割煤、移架采煤机向下装煤推移刮板输送机斜切进刀推移刮板输送机。放顶煤和割煤交叉作业，同时进行。2、综采工作面的设备选用国产设备。液压支架的选型：液压支架的选型原则(1)液压支架的选型就是要确定支架类型(支撑式、掩护式、支撑掩护式)、支护阻力(初撑力和额定工作阻力)、支护强度与底板比压以及支架的结构参数(立柱数目、最大最小高度、顶梁和底座的尺寸及相对位置等)及阀组性能和操作方式等。(2)选型依据是矿井采区、综采工作面地质说明书。在选型之前,必须将所采工作面的煤层、顶底板及采区的地质条件全部查清。然后依据不同类级顶板选取架型。最后依据选型内容结合国内现有液压支架的主要技术性能直接选定架型及其参数所对应的支架型号。以顶板来压时支架的载荷作为设计支架工作阻力的基础，则有： 支架的支护强度：P=knM=9.786M0.21式中： P-支架的支护强度，KN; n-折算系数 k-安全系数，k=1.21.5； M-煤层全厚，m； -岩石体积力，取25kN/m3 所以 P=knM=9.786M0.21 =9.7686.90.2125 =353.8485 kN 已知支护强度，则必需的支架工作阻力可按下式计算： Qs=PMS 其中 S-液压支架中心距，一般为1.5m Qs =PMS =353.84856.91.5 =3662.33kPa即所选支架的工作阻力应大于3662.33kPa选用的液压支架型号为ZFSB4000/16/28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ZFSB4000/16/288中心距1500mm2型式支撑掩护式9外形尺寸500014301550mm3放煤形式低位放煤10支护强度0.61Mpa4运煤方式双输送机运输11适应煤层倾角255高度1.7-2.8m12供液泵压29.4Mpa6工作阻力4000 kN13支架重量16t7初撑力3196 kN14设计单位平阳机械厂3、采煤与装煤(1)落煤方式与采煤机的选择采用综合机械化采煤，双滚筒采煤机直接落煤和装煤。选择采煤机的滚筒截深为600mm由公式Qr=NLMBC式中 Qr -工作面生产能力，万t /天；L -工作面长度，m；N -机采工作面昼夜割煤刀数;M-采高，m；B -综采工作面截深，m；-煤的容重 ，1.30t/m3； C -工作面采出率 得：机采工作面昼夜割煤刀数为：N = Qr/LMBC =3305.78(1956.90.61.30.93) =3.394依据采区的设计生产能力确定工作面每天的进刀数为4刀，推进度为40.6=2.4m根据煤层的实际情况，经查采矿设计手册，选用采煤机。采煤机的型号为：MG300W1 采高 2.03.5m 适应煤层硬度 13 煤层倾角 35 截深 600mm滚筒直径 1.6、1.8、2.0m卧底量 286 mm 牵引方式 液压0无链 牵引力 44KN 牵引速度 06m/min 滚筒中心距 9990 mm电机功率 2300kw总质量 40.8吨制造厂 鸡西煤机厂(2)进刀方式： 为了合理利用工作时间，提高效率。采用端部斜切割三角煤进刀方式，双向割煤。(3)采放比=2.6：4.3=1：1.65(4)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，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。此工作面放煤步距选用“两刀一放”即割两刀底煤放一次顶煤，放顶步距0.62=1.2m。(5)放煤方式：单轮、间隔、多口放煤。这种方式工艺简单，便于工人掌握，并可在实践中逐步提高采出率。（6）选择刮板输送机选型原则：刮板输送机的输送能力应大于采煤机的最大生产能力,一般取1.2倍。要根据刮板链的质量情况确定链条数目,结合煤质硬度选择链子结构型式。应优先选用双电机双机头驱动方式。应优先选用短机头和短机尾。应满足采煤机的配合要求,如在机头机尾安装张紧、防滑装置,靠煤壁一侧设铲煤板,靠采空区一侧附设电缆槽等。在选型时要确定的刮板输送机的参数主要包括输送能力、电机功率和刮板链强度等。输送能力要大于采煤机生产能力并有一定备用能力。电机功率主要根据工作面倾角、铺设长度及输送量的大小等条件确定。刮板链的强度应按恶劣工况和满载工况进行验算。(7)确定端头支架 根据工作面条件，选择得端头支架为：ZFTZ5440/17/27。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ZFTZ5440/17/278中心距1.2m2型式支撑掩护式9防倒、防滑装置可配备3宽度2.02.17m10支护强度0.55Mpa4运煤方式双输送机运输11拉架力1058 kN5高度2.0-2.8m12推溜力13052kN6工作阻力53805440 kN13支架重量23.91t7初撑力35643864 kN14设计单位北京煤机厂 (8)工作面设备选型序号设备名称数量型号备注1采煤机1MG300W1截深6002液压支架130ZFS4000/16/283刮板输送机2SGW-2504转载机1SZZ-764/1325破碎机1PEM10006506胶带运输机1SSJ1200/3200M7喷雾站1XP250/558端头支架6ZFTZ5440/17/27中置式9乳化液泵站1XRB B-80/35.D10磁力启动器111配电箱(9)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。(10)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。 (11)确定超前支护方式与距离 超前支护采用金属铰接顶梁加单体液压支柱支护支护，超前工作面25米。(12)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200-300mm。 已知所选用得支架ZFS4000/16/28的最大结构高度为3.2m，采高为2.6m，则有 1=2.8-2.6=200mm200mm，满足要求； 2=1.7-1.5=200mm200mm，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： P=kh110-3gA/ (公式2-2) 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k=6； 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=0.8； 将各参数值代入则有： P=62.62.5103101.55.1410-3/0.8 =3758.6 kN由于3758.6 kN4000 kN(支架工作阻力)，因此支架选型满足工作要求。(13)确定工作面支架的数量由于巷道宽度为4.5m，而架宽为2.02.17 m，因此选2架，上下两端共需4架。另两架空间用单体支架金属铰接顶梁支护。支撑高度：1.63.0。工作面所需支架数量为： N2=195/1.5=130架取N2=130架则一个工作面共需要液压支架的数量为： N=N1+N2=4+130=134 架(14)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。第二节 工作面合理长度确定1、 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f=2；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180-200m，由于采区的地质条件好，故工作面可适当取长一些，约200m。2、 工作面生产能力 工作面设计设计设计生产 能力为120万t/年，正规循环采用每天进4刀，两刀一放。每刀进600mm，一个工作面就可满足采区设计生产力要求。3、 运输设备 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。4、 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。5、 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。第三节 采煤工作面循环作业图表的编制1、工作面布置图、循环作业图、劳动组织表、技术经济指标表(见图纸)。2、有关工种及出勤人数，可参照教学例题和现场经验酌情安排(见图纸)。工作面劳动组织表序号工种早班中班夜班合计1班长11132采煤机司机33393输送机司机334104转载机司机11355胶带输送机司机11136放煤工22267端头维护工22268跟班电工33289运料工44101泵站工111311跟班机修工225912技术员111313送饭工1113合计21213173工作面主要技术经济指标序号项目单位数量1煤层厚度m6.92煤层倾角163采放比1：1.654日产量t4545.455循环进尺m0.6006平均日推进度m2.797回采率0.938采煤机台19液压支架架13010端头支架架611刮板输送机部212破碎机台113转载机部114胶带输送机部215日循