采矿学课程设计.doc

煤矿开采学课程设计 韩少斌120080201116目 录序 论1第一章采区巷道布置3第一节 采区储量与服务年限3第二节采区内的再划分4第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统6第四节采区中部甩车场线路设计9第二章采煤工艺设计10第一节 采煤工艺方式的确定10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18参考文献19序 论一、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、准备方式等得内涵有一个基本了解2、通过课程设计，培养学生的动手能力，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等进行初步的锻炼。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课程设计条件采区概况位置上部标高-450m，下部标高-600m走向长度自量倾斜长度自量大巷位置运输大巷和回风巷均布置B1煤层底板岩石中，标高分别为-600和-450运输方式煤炭采用皮带运输，材料及设备用矿产运输井底车场环形车场瓦斯等级相对涌出量5m3/吨日通风方式中央分列式煤层赋存条件可采煤层数倾角厚度层间距及厚度煤岩性质厚度m页岩12煤层B18砂页岩131自量见右表地质构造断层褶曲火成岩侵入无走向有起伏无其它设计任务确定采区生产能力为90万吨/年的采煤方法2、设计题目的煤层条件（1）设计题目的煤层倾角条件煤层倾角条件：煤层平均倾角为7（2）设计题目的煤层倾向长度煤层倾向长度：煤层倾向长度为1460m（3）设计题目的煤层走向长度煤层走向长度：煤层走向长度为2560m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设计采(带)区综合柱状图柱 状厚度（m）岩 性 描 述12.0页岩8.0B1煤层，=1.30t/m313.0砂质页岩第一章 采区巷道布置第一节 区储量与服务年限1、采区生产能力选定采区生产能力选定为90万t/a2、采区的工业储量、设计可采储量 (1)采区的工业储量 Zg=HLm (公式1-1) 式中： Zg- 采区工业储量，万t； H- 采区倾斜长度，1460m； L- 采区走向长度，2560m； - 煤的容重 ，1.30t/m3； m- B1煤层煤的厚度，为8.0mZg=1460256081.30=3887.1万t(2)采区设计可采储量 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- 采区煤柱损失量，万t；C- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%（说明：采区煤柱包括区段煤柱、采区上下边界煤柱、采区两侧边界煤柱及维护上山煤柱。由于B1煤层为厚煤层，因此C值取0.75）Pk=2350141.38521025601.381440101.3829014401.38= 389.064万tZk=( Zg-P1)C1=(3887.1-389.064) 0.75=2623.527万t(3)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，万t； ZK- 设计可采储量，万t； K-储量备用系数，取1.3。T1= Zk1/(AK)=2623.527/(901.3)=22.42a取T=23a(4)验算采区采出率采区采出率 C=(Zg-P)/Zg (公式1-4)式中： C-采区采出率，% Zg - 采区的工业储量，万t P - 采区的煤柱损失量，万t B1煤层：C=（ZgPk）Zg=(3887.1-389.064)3887.1=90.0% 75% (符合国家对采区采出率的要求。)第二节 采区内的再划分1、确定工作面长度由已知条件知：该采区边界各有10m的边界煤柱，上部和下部各留10m的护巷煤柱，故剩余倾斜长度为：146040=1420m。采区划分为6个区段，采煤工艺选取较先进的综合机械化采煤。一般而言，综采工作面长度为180250m，巷道宽度为4m4.5m,本采区选取4.0m，采区生产能力为90万t/a，煤层B1采用倾斜分层走向长壁下行垮落采煤法，B1煤层分两层开采，一个工作面即可满足生产要求。故工作面长度为：L=（146020-964.014）7=190m2、确定采区内区段数目回采工作面是沿倾斜方向布置，沿走向推进。工作面数目：N=(L-S0)/(l+l0) (公式1-5)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4.0(m)。 N=(1460-20)/(190+24.0) =7.2，取73、工作面生产能力工作面日生产能力：Qr = A(T1.1) （公式16）式中： Qr 工作面生产能力，tdA采区生产能力，ta T每年正常工作日，300dQr = A(T1.1)=900000(3001.1) =2727.27 td4、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序生产能力为90万t/a,且工作面生产能力为2727.27td。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，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。工作面布置（双翼布置）图如下图所示： B1煤层1111111211211122121112121221122213111312132113221411141214211422151115121521152216111612162116221711171217211722工作面接替顺序：由于煤层顶板为页岩，又采用顶分层开采，故在顶分层回采时向采空区内注水或灌浆，经过46个月，即可形成再生顶板，又由于一个工作面回采时间为一年，故采用左右交替，左边开采，右边准备；采区内自上而下开采，先采完上区段，后开采下区段；煤层间自上而下开采，先采一分层，后采二分层，最终达到高产高效。工作面接替顺序如下表所示：1111111211211122121112121221122213111312132113221411141214211422151115121521152216111612162116221711171217211722（说明：以上箭头指向表示工作面接替顺序。）第三节 确定采区内准备巷道布置及生产系统1、根据所选题目条件，完善开拓巷道由于在厚煤层中巷道维护比较困难，且服务年限长得巷道，将运输大巷和回风大巷都布置在底板岩层中。采区运输上山、轨道上山和区段运输集中平巷也布置在底板岩层中，并用联络石门和溜煤眼与各分层平巷联系。2、确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较按采区上山数目、位置的不同提出两个方案：方案一：在B1煤层中开掘一条轨道上山，在距B1煤层10m处的底板岩层中开掘一条运输上山，即一煤一岩上山，如下图所示方案二：在B1煤层底板岩层中开掘轨道上山和运输上山，距煤层底板10m，两者沿走向相距20m，即双岩上山(1)两种方案在经济上比较掘进费用表： 方案 工程方案 方案一方案二单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）岩石上山（m）157814401.2=1728272.678414401.22=3456545.3568煤层上山（m）128414401.2=1728221.875200甩入石门(元/m)11520000合计494.5536545.3568维护费用表：方案工程名称方案一方案二单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）岩石上山（m）40.0000 144016=2304092.161440216=46080 184.32煤层上山（m）90.0000 144016=2304092.16 00甩入石门(元/m)80.0000 0.0000 0.0000 0.0000 0.0000 合计184.32184.32辅助费用表：方案工程名称方案一方案二单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）甩入石门(元/m)951.00 0.00 0.00 0.00 0.00 合计2.97 0.00 费用总汇表： 方案费用项目方案一方案二掘进费用494.5536545.3568维护费用184.32184.32费用总计678.8736729.6858百分率100%107%（说明：由于其它各项费用基本相同，所以不进行比较。）可得出双煤上山的费用是一煤一岩上山的1.07倍，在费用上多出7%，即一煤一岩上山在经济上比较占优势。（2） 两种方案在技术上比较采区方案技术比较表方案项目第一方案 一煤一岩上山方案第二方案 双岩上山方案1、掘进工程量工程量小工程量大2、工程难度较容易困难，一是岩巷施工；二是巷道联接复杂3、通风距离长较长 每区段增加了通风距离4、管理环节管理环节多，一是溜煤眼多；二是漏风点多管理环节多，一是溜煤眼多；二是漏风点多5、巷道维护维护工程量少，维护费用低一条煤层上山，维护工程量较大，费用较高6、支架回收无法回收煤层上山可以回收重复利用7、工程期岩石上山掘进速度慢，工程期较长岩石上山掘进速度慢，工程期较长 当采用双岩上山布置，运输上山为岩巷，较容易维护，虽然其掘进速度慢，不利于早投产，但是B1为厚煤层，煤层底板又为砂页岩，采区可采年限为23年，故将上山布置在岩层中较好。当采用一煤一岩上山布置时，由于B1煤层为厚煤层，中等稳定顶板，但采区开采年限长，对巷道的维护不容易，故不采用一煤一岩上山。而且两个方案的总费用基本相同。综合经济和技术比较，最终决定将采区上山布置在B1煤层底板中，即采用双岩上山，两条上山间距为20m，距煤层底板15m，上山两侧各留30m的保护煤柱。3、确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置根据煤层储存条件可知，B1煤层厚8m，为厚煤层，瓦斯相对涌出量为5m3/吨日，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，易于维护。工作面走向推进长度为1225m左右，采用单巷布置，且一个工作面就可以达到设计生产能力的要求。综合考虑，回采巷道布置方式采用单巷沿空掘巷。4、在采区巷道布置平面内，工作面布置及推进到的位置应以达到采区设计产量为准该采区采用双翼开采，在采区两侧各留10m煤柱，开始布置工作面，进行推进。由于采区上山布置在B1煤层底板中，在离上山30m处停采，留30m煤柱保护采区上山，两条上山之间间隔20m。5、采区内上、下区段工作面交替期间同时生产时的通风系统图采区内上下区段工作面交替期间同时生产时的通风系统图如下图所示6、采区上、下部车场选型采区上部车场选用单向甩车场；采区下部车场选用大巷装车卧式绕道式下部车场。第四节 采区中部甩车场线路设计该采区开采近距离煤层，倾角为7，围岩为砂质页岩，属于中等稳定岩层，但巷道开掘后围岩的稳定状态只能维持几天，围岩条件较差。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，甩车场存车线设单轨道。斜面线路布置采用二次回转方式。该选型适用于提升量小，用作辅助运输，围岩条件差的采区。这种方式的优缺点是交叉点短，工程量小，易于维护；提升牵引角大，不利于操车，调车时间长，推车劳动量大。第二章 采煤工艺设计第一节 采煤工艺方式的确定1、选B1煤层的第一层进行采煤工艺设计，布置采煤工作面由于B1煤层厚8m，选用分层开采相对于综采放顶煤方法回采率高，并且不会超出采区设计年产量，故分两层开采，每层4m，煤质中硬，采用综合机械化采煤一次采全高。工作面回采工艺流程为：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。2、综采工作面的设备选用国产设备。由于设备资料来源的原因，选用国产综采设备。各设备技术参数(1)采煤机MG500/1330-WD（西安煤机厂）采高2.34.5m适应倾角30截深800mm滚筒直径2.0m牵引方式交流变频调速无链双驱动电牵引牵引力927550kN牵引速度010.3517.18mmin滚筒中心距8180mm机面高度1615mm(2)液压支架 ZY8600-24/50D型式双柱掩护式支撑高度2.45.0m宽度1.661.86m煤层厚度厚煤层初撑力6413KN工作阻力8600kN支架中心距1750mm支护强度1.0061.066Mpa适应煤层倾角15(3)工作面刮板输送机 SGZ764500（张家口煤机厂）出厂长度200m运输能力1100th链速1.21m中部槽规格1500764222mm刮板链型式中双链与采煤机配套牵引方式无链(4)刮板转载机 SZB830180（张家口煤机厂）出厂长度37.8m运输能力1200ta中部槽规格1500830222mm刮板间距516mm速度1.46ms(5)破碎机 PCM132（张家口煤机厂）破碎能力1200th(6)胶带输送机 SSJ1000M（西北煤机厂）输送长度2000m输送量800 th带速2.5 ms(7)高压开关柜 KBZ4501140Y3、采煤与装煤(1)确定采煤工艺、截深及日进刀数采用综合机械化采煤，采煤机落煤和装煤。依据选取的设计生产能力确定工作面每天的推进度为：（公式21）式中：V采煤工作面每天的推进度，md Qr采煤工作面日生产能力, tdL采煤工作面的长度，mM采煤工作面的采高（取一煤层厚度4m）煤的容重，t/m3C工作面的采出率（由于一煤层为中厚煤层，因此C值取0.95） 则：V=2727.27/（19041.30.95）=2.91m因选用的采煤机截深为800mm，若每日推进4刀，共推进0.84=3.2m，可满足每天至少推进2.91m的要求。(2)确定进刀方式为了合理利用工作时间，提高工作效率，采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，并采用及时支护。进刀深度800。采煤机进刀示意图如图所示，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(如图a所示)；b、调换滚位置，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(如图b所示)；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(如图c所示)；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(如图d所示)4、运煤(1)支架选型采用液压支架支护，选择工作面支架的型号为：ZY8600-24/50D，为双柱掩护式支架。(2)移架方式由于B1煤层上方有12m的页岩，顶板不稳定，所以选用单架依次顺序移架方式。依次顺序移架方式:采煤机割煤后，支架沿采煤机牵引方向依次前移，移动步距等于截深，支架移成一条直线。这种方式操作简单，容易保证支护质量。(3)支护方式由于B1煤层煤质中硬，为防止片帮和冒顶，所以选用及时支护方式，选用ZY8600-24/50D双柱掩护式支架。(4)工作面支架需要量工作面支架的需要量 （公式22）式中：工作面支架数目（取整数）L工作面长度，me架中心间距（ZY8600-24/50D型支架e值取1.75m）=（190+2*4）/1.75 取=113(5)端头支架 由于B1煤层倾角较小，故用工作面液压支架支护端头，但在机头机尾处要滞后于工作面一个截深。(6)超前支护方式和距离超前支护方式采用单体支柱和金属铰接顶梁支护。由于压力峰值点距煤壁前方10m左右，所以超前支护距离选20m。(7)校核支架高度与强度在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构高度比最大采煤高度大200mm左右，即：Hmax=Mmax0.2，m1=5.0-4.00.2m，满足要求；最小结构高度应比最小采煤高度小250350mm，即：Hmin=Mmin（0.250.35），m2=2.4-1.70.250.35m，满足要求；强度校验：P=(68)9.8SMcos （公式23）式中：S支架支护的顶板面积，m2顶板岩石密度，tm3 M采高，m 煤层倾角，P=89.85.6781.421.34cos7=3262KN8600KN经校核，支架高度与强度均符合要求。5、处理采空区采用全部垮落法。第二节 工作面合理长度的验证1从煤层地质条件考虑该采区内煤层的地质条件较好，无断层，走向有起伏，煤层倾角为7，煤层厚度8m，顶底板较稳定，瓦斯涌出量相对涌出量为5m/吨，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，分两层开采，所以布置190米的工作面比较合适。2从工作面生产能力考虑 工作面的设计生产能力为90万吨/年。正规循环每天进4刀，采煤机滚筒截深为800mm，所以一煤层的工作面实际年生产能力为： 3000.8441901.30.95=90.1056(万吨)能够满足设计生产能力的要求，一个工作面生产就能够满足设计生产能力的要求，并且考虑到其他各个方面对生产的影响，工作面的长度确定的合理。3从运输设备及管理水平角度考虑采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200米刮板输送机能够利用国内先进的技术，能够与时俱进的跟上技术的发展。由于现在提倡管理人员的知识化、年轻化，所以工作面长度为190米左右在管理上是毫无问题的。4从顶板管理及通风能力考虑该采区的顶板稳定，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190米较合适。另外，工作面的瓦斯涌出量较低，通风问题能够解决。5从巷道布置角度考虑 由于采区倾斜方向长为1460米，除去煤柱宽及巷道宽130米，剩余1330米，把每个工作面长度定为190米，1330/190=7，为7个区段。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的密切 ，直接影响生产效率，所以根据条件，以高产量、高效率为原则选择合理的工作面长度。合理的工作面以生产成本低，经济效益高为目标。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。 第三节 采煤工作面循环作业图表的编制1、工作面布置图（设计图纸中）、循环作业图（设计图纸中）、劳动组织表（表21）、技术经济指标表（表22）2、工种及出勤人数的安排，如下表（表21）所示：工作面劳动组织表（表21）序号工种早班中班夜班合计1班长22262采煤机司机33283输送机司机11134转载机司机11135皮带机司机11136移架工33177推溜工22268超前维护工663159跟班电工221510运料工4411安全质量员111312跟班机修工225913送饭工1113合计25252575工作面（针对一煤层）主要经济技术指标（表22）序号项目单位数量1煤层厚度m42煤层倾角73平均采高m44采煤机台15液压支架（端头支架采用中间支架）架1136刮板输送机部17破碎机台18转载机部19胶带输送机部110循环进尺m0.811日产量t2727.2712生产方式两采一准13出勤人数人7514回采工效t工36.3615截齿消耗个万t2016乳化液消耗Kg万t18017油脂消耗Kg万t7018日循环数个4六、设计图纸的内容本设计绘制两张大图（零号图纸）1、采煤工作面层次图（1：100）应包括回采巷道剖面图（1：50），最大与最小控顶距剖面图；2、采区巷道布置平面图（1：3000）和剖