煤矿开采学课程设计.docVIP

河南工程学院论文目录设计任务说明书 4第一章 采区巷道布置 第一节 采区储量和服务年限 6第二节 采区内的再划分 8第三节 确定采区内准备巷道布置和生产系统 10第四节 采区中部甩车场设计 14第二章 采煤工艺设计第一节 采煤工艺方式的确定 15第二节 工作面合理长度的验算 19第三节 采煤工作面循环作业图标的编制 21总结 23参考文献 24设计任务说明书一、目的 1、初步应用煤矿开采学课程所学的知识，通过课程设计，加深对煤矿开采学课程的理解。2、培养采矿工程专业学生动手能力，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（下例为假想矿井）某矿第一开采水平上山阶段某采（带）区自下而上开采Kl、K2和K3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，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（带）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，为满足该采（带）区产系统所需的其余开拓巷道可根据采煤方法不同由设计者自行决定。 2、设计题目的煤层倾角条件 设计题目的煤层倾角条件：煤层平均倾角为12 煤层平均倾角为25三、课程设计的基本要求通过对本课程设计的完成，学生应达到以下要求：1. 巩固和加深对煤矿开采学课程基本知识和基本理论的理解，提高综合运用知识的能力。2. 培养调查研究、查阅文献资料的能力。3. 在撰写课程设计说明书过程中，培养科技论文的写作能力。4. 培养独立思考和独立解决问题的能力。设计采区综合柱状图：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 6.9 K1煤层，=1.30tm3 4.20 灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬 - 7.80 灰色砂质泥岩 3.0 K2煤层，=1.30tm3 - 4.60 薄层泥质细砂岩，稳定 .。 3.20 灰色细砂岩，中硬、稳定 2.20K3煤层，煤质中硬,=1.30tm3 。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 第一章采区巷道布置第一节采区储量和服务年限1、带区生产能力选定为120万t/a、煤层倾角为25。2、带区计算的工业储量、设计可采储量分别为：（1）、带区工业储量由 Zg=HL(m1+m2+m3) (公式1-1) 式中： Zg- 带区工业储量，万t； H- 带区倾斜长度，1100m； L- 带区走向长度，3000m； - 煤的容重，1.30t/m3； m1- K1煤层煤的厚度，为6.9m；m2- K2煤层煤的厚度，为3.0m；m3- K3煤层煤的厚度，为2.20m；Zg1=110030006.91.3=2960.10万tZg2=110030003.01.3=1287.00万tZg3=110030002.21.3=943.80万tZg=11003000（6.9+3.0+2.2）1.3=5190.9万t/a10m30m10m60m30m图1-1 采区预留煤柱示意图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- 带区回采率，厚煤层取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%，这里C 1=0.75, C2= C 3=0.80。P1 = 30 2 3000 6:9 1:3 + 10 2 (1100 30 2) 6:9 1:3 = 180.12万吨P2 = 30 2 3000 3:0 1:3 + 10 2 (1100 30 2) 3:0 1:3 = 78.31万吨P3 = 30 2 3000 2:2 1:3 + 10 2 (1100 30 2) 2:2 1:3 = 54.34万吨(P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，万吨)Zk1 = (Zg1 P1) C1 = (2960.10 180.12) 0:75 = 2084.99Zk2 = (Zg2 P2) C2 = (1287.00 78.31) 0:80 = 966.95Zk3 = (Zg3 P3) C3 = (943.80 54.34) 0:80 = 711.57Zk = Zk1 + Zk2 + Zk3 =2084.99 + 966.95 + 711.57 = 3763.512万吨计算带区服务年限T = Zk=(A K) 100%注：式中 T为采区服务年限，年A为采区生产能力Zk设计可采储量K储量备用系数，取1.3T1 = Zk1=(A K) = 2084:99万吨=(120万吨 1:3) = 13.365年T2 = Zk2=(A K) = 966:95万吨=(120万吨 1:3) = 6.198年T3 = Zk3=(A K) = 711:57万吨=(120万吨 1:3)= 4.561年T = T1 + T2 + T3 =24.112年取24年。煤矿开采年限是24年。验算采区采出率对于K1厚煤层：C1 = (Zg1 - p1)=Zg1注：式中：C为采区回采率,%Zg1为K1煤层的工业储量，万吨；p1为K1煤层的永久煤柱损失，万吨，取Zg1 6%;C1 = C1 = (Zg1 - p1)/Zg1 = 2960.10 -（30 2 3000 6:9 1:3 + 10 2 (1100 - 30 2) 6:9 1:3）/2960.10 = 89%75%对于K2厚煤层：注：式中：C为采区回采率%; Zg2为K2煤层的工业储量，万吨；P2为K2煤层的永久煤柱损失，万吨，取Zg2 4%;C2 = (Zg2 - P2)/Zg2 = 1287.00 -30 2 3000 3:0 1:3 + 10 2 (1100 - 30 2) 3:0 1:3/1287.00 = 92.1%80%对于K3厚煤层：注：式中：C为采区回采率，%;Zg3为K3煤层的工业储量，万吨；P3为K3煤层的永久煤柱损失，万吨，取Zg3 4%。C3 = (Zg3 - P3)/Zg3 = 943.8 - 30 2 3000 2:2 1:3 + 10 2 (1100 - 30 2) 2:2 1:3/943.8 = 90.3%80%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：1100-60=1040m的长度，走向长度3000-102=2980m。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，一个中厚煤层工作面就能满足生产要求。将整个煤层中间留有60米宽的的煤柱，煤柱两侧非别划分5个区段，共10个工作面. 采用双巷布置方式，巷道间留取5m较小煤柱。故工作面长度为：L1=(b-2q-(2L2+p) n-p)/n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；L1=(1100-230-(24.5+5) 5 + 5)/5 = 193米2、采区内有三层煤，采用联合布置，煤层共划分五个区段，每一层都布置5个工作面。3、工作面生产能力Qr = A/(T1.1) 注：式中：A-采区生产能力，120万t/a ； Qr -工作面生产能力，t /天； T-每a正常工作日，330天。故： Qr = A/（T1.1） =120/(3301.1) =3305.8t生产能力为120万吨/年，且工作面生产能力为3305.8吨。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。又因为采区采用倾斜分层走向长壁完全垮落采煤法，共分为上下两个分层，其工作面接替顺序如下表：表11对于K1煤层的第一分层：1111停采线60米111211131114111511161117111811191110K1煤层一分层工作面接替顺序：1111111211131114111511161117111811191110表12K1煤层的第二分层：1121停采线60米112211231124112511261127112811291120K1煤层第二分层工作面接替顺序：1121112211231124112511261127112811291120表13对于K2煤层：1201停采线60米120212031204120512061207120812091210K2煤层工作面接替顺序：1201120212031204120512061207120812091210表14对于K3煤层：1301停采线60米130213031304130513061307130813091310K3煤层工作面接替顺序：1301130213031304130513061307130813091310注：箭头表示回采工作面的接替顺序。第三节确定采区内准备巷道布置和生产系统1、确定采区内准备巷道布置和生产系统（1）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K3煤层底板下方25m的稳定岩层中。（2）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,直接顶较薄且易跨落。同时为减少煤柱损失，提高设备安装拆卸效率，降低巷道掘进、维护费用，双巷布置方式。当采用工作面布置图所示工作面接替顺序，工作面接替简单。（3） 采区布置方案分析比较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（一岩一煤上山布置、双岩上山布置、双煤上山布置）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1-3：图12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1-3：图13 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1-5：图14 方案四示意图技术经济比较：表1-5 掘进费用表方案工程名称单价方案一(双岩)方案二(双煤)方案三(一岩一煤)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）157811002 347.160.000.001100173.581煤层上山（m）12480.000.0011002=274.561100137.28集中岩石平巷（m）1152594.668.790.000.000.000.00煤仓(m3)1443.144215= 753.610.853.144215= 753.610.853.144215= 753.610.85合计466.9285.41321.71表1-6 辅助费用表方案工程名称方案一方案二方案三单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）煤仓(元/m3)951703.666.91703.666.91703.666.91集中岩石平巷(元/m)951549.656.540.000.000.000.00合计123.4566.9166.91表1-7 维护费用表方案工程名称方案一方案二方案三单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）岩石上山（m）40220024=52800211.20.000.00110024=26400105.6煤层上山（m）900.000.00220024=52800475.2110024=26400237.6煤仓(元/m3)30753.624=18808.650.6753.624=1688650.6753.624=1688650.6集中岩石平巷(元/m)80549.624=1139191.120.000.000.000.00合计363525.8393.8表1-8 费用总汇表 方 案费用项目方案一方案二方案三掘进费用466.9285.41321.71辅助费用123.4566.9166.91维护费用363525.8393.2费用总计953.35878.11781.87百分率121.9%112.3%100%表1-9 技术比较表方案一方案二方案三优 点：两条上山均布置在岩石中，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：方案一、方案二经济投入过大，排除该方案。余下方案一和方案三经济上差的不多，但是方案三初期投资少，生产经营费也要略低，早期可以掘进出煤，前期就有经济效益。综合比较故选择方案三，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1-4。（4）巷道布置方式及工作面推进位置的确定：回采巷道布置方式.采用双巷布置方式。分析：已知带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。同时有利于掘金通风和安全。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30m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30m护巷煤柱处。（5）确定通风布置系统通风系统采用中央边界式通风。各煤层通风系统为：新风从运输大巷轨道上山煤层运输集中平巷区段运输平巷采煤工作面区段回风平巷煤层回风集中平巷回风石门回风大巷。（6）采区上部和下部车场选型： (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。第四节 采区中部甩车场设计上部车场选型：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。 上部车场选型： 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。 中部车场的选型该采区开采近距离煤层群，倾角为25。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。斜面线路布置采用双道起坡，二次回转方式。第二章 采煤工艺设计第一节 采煤工艺方式的确定1、选取第一煤层，既K1煤层第一分层为对象，进行采煤工艺设计。由于K1煤层厚度为6.9米，属于厚煤层，硬度系数f=2，结构简单，无断层，瓦斯涌出量较低，涌水量也较少，对K1煤层分两层开采，利用支架机械化铺设金属顶网，并进行注水，注浆形成加固人工假顶。煤层采高为3.45米，故可用综合机械化采煤工艺，进行倾斜分层走向长壁下行完全垮落采煤法开采。K2煤层厚度为3.0m，K3煤层厚度为2.2m，属中厚煤层，其地质构造简单，无断层，所以均选用综合机械化采煤工艺，一次采全高。2、综采工作面的设备均选用国产设备且为配套设备。其中采采煤机的型号：MG300/690W，刮板输送机型号：SGZ764/400，装载机型号：SZZ764/132，支护设备为：端头支架为：PDZ（掩护式），最大高度3.8m,最小高度为：3.6m。工作面支架为支撑掩护式铺网液压支架支护，最大支护高度为3.8m、最小高度为1.7m，可以用一套支架对三层煤进行支护。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。依据带区的设计生产能力确定工作面每天的推进度为：选择采煤机的滚筒截深为630mm，每天正规循环推进7刀，每个循环0.63m，可实现每天至少推进5.04m的推进度。根据煤层的实际情况，经查采矿设计手册，选用采煤机为：采煤机的型号：MG300/690W采高 1.8m4.2m适应煤层硬度 f3适用煤层倾角 40截深 630mm滚筒直径 1.8m牵引方式 液压无链牵引力 45KN牵引速度 06.6 m/min卧底量 314mm电机功率 2345kw电压 1140v总质量 45吨制造厂 山西太原煤矿机械集团有限公司（2）进刀方式： 为了合理利用工作时间，提高效率。采用割三角煤的端头斜切进刀双向割煤方式。整天安排8个正规循环，夜班从00点到08点完成3个循环，早班从8点到下午4点完成3个循环，中班从4点到12点完成2个循环，其余时间进行检修工作时间。4、运煤(1)采煤工作面采用可弯曲刮板输送机运煤，运输平巷采用转载机和胶带运输机运煤。 以设备选用配套原则为基础并结合采煤工作面采煤能力具体情况，从采矿设计手册选用如下设备：1工作面可弯曲刮板输送机型号： SGZ764/400外形尺寸（长宽高） 1500mm764mm222mm适用条件： 缓斜2.0-4.2m综采工作面设计长度： 200m运输能力： 800吨/h刮板链形式： 中双链链速： 1.1m/s电机功率： 2200kw电机电压： 1140V总质量 115吨断链荷载 1140KN制造厂 张家口煤矿机械集团有限公司 2转载机 型号： SZZ764/132外形尺寸（长宽高）1500mm764mm222mm适用条件： 中厚煤层，顺槽转载试用倾角： 25出厂长度： 41.2 m运输能力： 1100吨/h刮板链形式： 中双链链速： 1.3 m/s电动机型号： KBY550132电机功率： 2132 kw电机电压： 1140 V总质量： 32吨制造厂： 山东矿机集团 （2）以设备选用配套原则为基础并结合采煤工作面采煤能力具体情况，工作面采用支撑掩护式铺网液压支架支护，从采矿设计手册选用如下设备：支架型号 ZZ5200/195/42外形尺寸（长宽） 6200mm1400mm支撑高度 1.7 m4.2 m中心距 1.5 m工作阻力 5200 KN初撑力 4364 KN支架中心距 1500 mm 支护强度 0.89 Mpa支架移架步距 9001100 mm支架重量 16.5吨生产厂 北京煤矿机械厂 （3）移架方式由于采用及时支护方式，而且工作面每天推进8刀，故选择顺序移架方式进行移架。顺序移架方式移架速度快，能满足采煤机快速牵引的需要，适用于顶板比较稳定的高产工作面。（4）支护方式：由于K1煤层属中硬煤层，顶板有8.4m厚的砂质泥岩，采高为3.45m，为防止片帮和冒顶，选用及时支护方式进行支护。（5）工作面的支架需求量:由n = L / E注：式中： n 工作面支架数目，取整数； L 工作面长度，m； E 架中心距； 得： n= （193+5+5）/1.5=135.33，取135架。(6)端头支架由于巷道宽4.5m，而架宽为1.5m，因此选3架，左右两端共需6架。从采矿设计手册选用如下设备：端头支架型号：PDZ（掩护式）外形尺寸（长宽高） 5925mm1450mm1700mm适用条件： 倾角30的中厚煤层支撑高度： 1.63.8工作阻力： 9000 KN初撑力： 7070 KN支护强度： 0.51 Mpa 制造厂： 郑州煤机厂(7)超前支护方式和距离由于采用综采工艺开采，支撑压力分布范围为2030m，峰值点距煤壁前方 5-15m,所以超前支护的距离为20m。选用单体支柱和金属铰接顶梁支护。 (8）校核支架的强度和高度 校核高度 经查采矿设计手册得到： 在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构高度比最大采高大200mm左右，即： Hmax = Mmax+0.2m；最小结构高度应比最小的采高小200300mm，即：Hmin= Mmin-(0.2 0.3)m。 已知选用的 ZZ520017/37 支撑掩护式液压支架的最大结构高度为4.2m（3.0+0.2）m，满足要求。支架的最小结构高度为1.95m2.2-0.2 5m，满足要求。校核强度由q=K M g10-6 式中： q 支护强度，Mpa；K 作用于支架上的顶板岩石厚度系数，取6；M 采高，m； 岩石密度，取 2.5103Kg/m3;g 取10N/Kg。 q=63.02.51031010-6=0.4635Mpa 由Q=qF 1030KN 式中： F为支架支护面积，F = 6.201.40 = 8.68 m2 Q=0.46358.681030=4143KN由P = Q / 式中： P 支架的工作阻力，KN； Q 支架的有效工作阻力，KN； 支架的支撑效率，取80% P=41430.8=5179.84 KN 支架工作阻力5200 KN,满足要求。 5、处理采空区 采用全部跨落法处理采空区。 第二节 工作面合理长度的验算1从煤层地质条件考虑该带区内的两层可采煤层的地质条件较好，无断层，煤层平均倾角为25，煤层厚度适中，顶底板较稳定，瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，所以布置193m的工作面是合适的。2从工作面生产能力考虑 工作面的设计生产能力为120万t/a。正规循环每天进8刀，采煤机滚筒截深为630mm，所以K2煤层的工作面实际a生产能力为：0.633.451931.30.957330=119.67万t；此工作面还有一支炮采队，进行煤柱回收，还有掘进出煤，总煤炭产量能达到120万吨，满足设计生产能力的要求。同时考虑到其他各个方面对生产的影响，确定的工作面长度也较合理。3从运输设备及管理水平角度考虑带区生产选用的设备均为国内先进的的生产设备，工作面选用的200m刮板输送机，200m的转载机，区段运输平巷采用皮带运输机运输，利用国内先进技术，能够与时俱进的跟上技术的发展。同时当前采矿界管理人员知识化、专业化、年轻化，所以工作面长度为193m在管理上是没有问题的。4从顶板管理及通风能力考虑该带区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综采工作面的长度一般在180250m，所以选择的工作面的长度为193m较合适。另外，工作面的瓦斯涌出量较低，通风系统采用中央边界式通风，通风问题能够解决。5从巷道布置角度考虑 由于带区走向长为1100m，除去煤柱宽及巷道宽60（4.52+5）5-5=135m，剩余965m，把每个工作面长度定为193m，2740193=5，正好可以布置5个采煤工作面。6. 经济合理的工作面工作面的长度与地质因素及技术因素的关系十分密切 ，直接影响生产效率，合理的工作面以生产成本低，经济效益高为目标。所以根据条件，以高产量、高效率为原则，以尽量加快工作面的推进速度，减少巷道的维护时间，降低回采总成本，使设备、资源得到最高利用为指导，选择193m的工作面长度是合理的。7、 工作面安全技术措施。由于工作面倾角25，容易发生采煤机下滑，支架发生倾倒现象。采取相应的技术措施如下：1、针对输送机下滑采取的措施 (1)在回采时,将工作面调成伪倾斜,并使工作面略有仰斜,使下平巷比上平巷超前3132m,使输送机的上移量和下移量相抵消。 (2)推移输送机方式:要从工作面下端开始移输送机,在移输送机时,不能同时松开机头和机尾的锚固装置,移完后应立即锚固,并且要在机头(尾)架底梁上用单体液压支柱加强锚固。 (3)要防止煤、矸等进入底槽,以减小底链运行的阻力。 (4)紧刮板输送机链条时,应尽量在机尾,这时机尾应打压柱。2为防止支架的下滑、失稳采取的措施 (1)支架的防倒、防滑的着眼点是控制好排头支架。把工作面的液压支架分成10组,每组的头3架作为排头架。排头架利用防倒千斤顶的拉力实现防倒,千斤顶与液压支架用圆环链和马镫连接。当工作面正常推进时,防倒千斤顶连接在排头架的第一架和上方第三架的四连杆上,可防止支架的歪倒。