K3煤层--河南工程学院《煤矿开采学》课程设计-教学煤矿矿井采区设计

河南工程学院煤矿开采学课程设计 教学煤矿矿井采区设计学生姓名： 学 院： 安全工程学院 专业班级： 专业课程： 煤矿开采学 指导教师： 2017 年 12 月 27 日教师评语 成 绩： 指导教师（职称）： 日 期： 课程任务要求教学煤矿第一开采水平上山某采区综合柱状图见图1，煤层厚度、层间距及顶底板岩性不同。该采区走向长度3000m，倾斜长度1100m，采区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，煤层属简单结构煤层，硬度系数 f=2-3，各煤层瓦斯涌出量也较小。设计矿井的地面标高为+30m，煤层露头为-30m。K3煤层倾角为8。第一开采水平为该采区服务的一条运输大巷布置在煤层底版下方的稳定岩层中（灰色中、细砂岩互层，厚度24.68m），为满足该采区生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，对采区内K3煤层开采的设计。课程设计的主要内容：1.储量计算，采区生产能力确定及采区服务年限；2.区段的划分，工作面长度的确定，区段的接替；3.采区准备巷道的布置及生产系统（不同方案的技术经济比较）；4.上部车场、中部车场及下部车场的确定；5.采煤工艺设计（工艺过程，工作制度，作业循环图表等）6.采区准备巷道平面图及剖面图的绘制设计要求：1. 在规定的时间内认真、独立地完成计算、绘图、编写说明书等全部工作。作到分析论证清楚、论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使设计成果达到较高水平。2. 要通过计算确定的，必须有必要的计算步骤和过程。要参照有关规范和经验确定的，请说明确定理由。设计参照依据：煤矿安全规程、煤矿矿井采矿设计手册、煤矿开采学、煤炭矿井制图规范等 3.说明书用稿纸手写或者打印，要求字迹工整，内容完整，表格要用统一编号和表头。图纸绘制用CAD，绘图比例用1：5000，打印输出比例为1：1，纸型为A1。图纸格式要求参照示例；线型、线宽及图例，参照采矿设计手册采矿制图部分要求。4.提交的设计成果包括：设计说明书及有关图纸采区综合柱状图序 号岩 柱厚度（m）岩 性 描 述18.60灰色泥质页岩，砂页岩互层2-8.40泥质细砂岩，碳质页岩互层3-0.20碳质页岩，松软46.9灰色细砂岩，中硬、稳定54.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬6-7.80灰色砂质泥岩73.0灰色细砂岩，中硬、稳定8-4.60薄层泥质细砂岩，稳定93.20灰色细砂岩，中硬、稳定102.20K3煤层，煤质中硬，密度1.50t/m311。3.20灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度6080Mps12。24.68灰色中、细砂岩互层目 录第一章 采区概况及地形特征1第二章 采区巷道布置22.1.1采区生产能力选定为50万t/a。22.1.2采区的工业储量、设计可采储量。22.3.1确定工作面长度及采区区段数目32.2.3确定工作面数目42.3.1完善开拓巷道52.3.2确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较52.3.3确定工作面回采巷道布置方式82.3.4工作面推进位置的确定82.3.5确定通风布置系统82.3.6采区车场选型8第三章 采煤工艺设计93.1.1选取K3煤层为对象，进行采煤工艺设计。93.1.2综采工作面的设备。93.1.3 采煤与装煤93.1.4 综采工作面主要设备参数103.1.5 运煤123.2.1 煤层地质条件133.2.2 工作面生产能力133.2.3 运输设备133.2.4 经济合理的工作面长度133.3.1循环作业图表143.3.2劳动组织表14课程设计总结15参考文献16第一章 采区概况及地形特征一、采区概况教学煤矿第一开采水平上山某采区综合柱状图见图1，煤层厚度、层间距及顶底板岩性不同。该采区走向长度3000m，倾斜长度1100m，采区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，煤层属简单结构煤层，硬度系数 f=2-3，各煤层瓦斯涌出量也较小。设计矿井的地面标高为+30m，煤层露头为-30m。K3煤层倾角为8。二、地质特征表1-1 设计采区综合柱状图序 号岩 柱厚度（m）岩 性 描 述18.60灰色泥质页岩，砂页岩互层2-8.40泥质细砂岩，碳质页岩互层3-0.20碳质页岩，松软46.9灰色细砂岩，中硬、稳定54.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬6-7.80灰色砂质泥岩73.0灰色细砂岩，中硬、稳定8-4.60薄层泥质细砂岩，稳定93.20灰色细砂岩，中硬、稳定102.20K3煤层，煤质中硬，密度1.50t/m311。3.20灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度6080Mps12。24.68灰色中、细砂岩互层第二章采区巷道布置一、采区储量与服务年限2.1.1采区生产能力选定为50万t/a。2.1.2采区的工业储量、设计可采储量。(1)采区的工业储量： （2-1）式中：采区工业储量，万t；采区倾斜长度，1100m；采区走向长度，3000m；煤的厚度，M=2.20m；煤的容重，=1.50t/m； =110030002.21.5=1089万t (2)设计可采储量： （2-2） 式中： 设计可采储量，万t； 工业储量，万t； 永久煤柱损失量，万t； 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。分别取左右边界永久煤柱各10m，上边界永久煤柱10m，下部护巷煤柱30m，上山保护煤柱80m，则：=万t（-）=(1089-58.08)80%=824.736万t(3)采区服务年限： （2-3）式中： 采区服务年限，a； 采区生产能力，50万t； 设计可采储量，万t； 储量备用系数，取1.4。取T=12年(4)验算采区回采率： （2-4）式中： 采区回采率，% ； 煤层的工业储量，万t ； 煤层的永久煤柱损失，万t； 对于K3煤层: =(1089-58.08-10897%)/1089=87.7%80%二、采区内的再划分2.3.1确定工作面长度及采区区段数目煤层左右边界各有10m的边界煤柱，上山保护煤柱60m，上部留10m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱。因为该矿地质构造简单，煤层附存条件较好，瓦斯涌出量小，采煤工艺K3煤层选取的是综采。结合我国实际情况以及考虑到设备选型及技术方面的因素，巷道宽度为4m4.5m,本采区选取4.5m，且采区生产能力为50万t/a，采用沿空掘巷，区段间留保护煤柱6.25m。采煤工作面长度为： （2-5） 式中： 采区倾向长度，m；工作面长度，m；上部边界煤柱，m；区段煤柱，m； 回采巷道宽度，m； 护巷煤柱宽度，m； 区段数目，5个； =则=200m。2.3.2确定工作面生产能力：工作面年产量： （2-6） 式中： 工作面生产能力，万； 采煤工作面长度；200m； 工作面年推进度，； 放顶煤工作面采放高度，3.0m； 煤的密度，1.4；工作面采出率，综放面的采区率平均达到81%83%，取81%。于是：工作面日产量： Qr = A/T （2-7）式中： A采区生产能力，50万t/a ； Qr工作面生产能力，t /d； T每年正常工作日，330d。故： Qr = A/T =500000/330 =1515.15 t/d.2.2.3确定工作面数目 （2-8）式中： 工作面数目，个；采区倾向长度，m；边界煤柱宽度，m；工作面长度，m；区段回采巷道宽度，m；带入数值得，取5，所以工作面数目为5个。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，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。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。3101310232013202330133023401340235013502图2-1 K3煤层接替顺序图K3煤层接替顺序：3101、31023201、32023301、33023401、34023501、3502注：箭头表示回采工作面的接替顺序。三、确定采区内准备巷道布置和生产系统2.3.1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。2.3.2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，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。K3煤层直接顶较厚且稳定。同时为减少煤柱损失，提高采出率，降低巷道维护费用等，采用沿空掘巷的方式。因此采用工作面布置图（见下文）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。根据相关情况初步制定以下两个采区上山布置方案进行比较：方案一：两条岩石上山将两条上山都布置在K3煤层底板岩石中，轨道上山布置在距离底板10m处，运输上山布置在距离底板15m处，两上山分别联结两翼的区段，平巷不交叉。其布置特点为，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。 方案二：两条煤层上山将两条上山都布置在K3煤层中。特点：节省两条岩石上山，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。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10m处，轨道上山布置在K3煤层中。特点：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。技术经济比较：表2-1掘进费用表方案工程名称单价方案一方案二方案三工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）岩石上山（m）2139.1564.720.000.0011001.2=1320282.36煤层上山（m）1778.50.000.00469.5311001.2=1320234.77硐室(元/m3)155.7117.770.000.005.93平巷(元/m)1033.644.560.000.000.000.00合计627.05469.53523.06表 2-2 维护费用表方案工程名称单价方案一方案二方案三工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）岩石上山（m）40264012=31680126.720.000.00132012=1584063.36煤层上山（m）900.000.00264012=31680285.12132012=15840142.56平巷(元/m)80431.1212=517.44.140.000.000.000.00合计130.86285.12205.92表 2-3 辅助费用表 方案工程名称单价方案一方案二方案三工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）硐室(元/m3)9511141.5108.550.000.00380.5036.19平巷(元/m)951431.1240.990.000.000.000.00合计149.540.0036.19表 2-4 费用总汇表 方 案费用项目方案一方案二方案三掘进费用627.05469.53523.06维护费用130.86285.12205.92辅助费用149.540.0036.19费用总计907.45754.65765.17百分率120.25%100%101.39%表 2-5 技术经济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所述，方案一、方案二在技术可行，经济上有利，又考虑到采区服务年限不长，一岩一煤上山的管理比较容易，综合各方因素故选择方案三，即双煤上山的煤层群联合布置的准备方式其示意图如图所示，巷道布置情况见采区巷道平面图、剖面图。2.3.3确定工作面回采巷道布置方式 由于采区内煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。结合综放面特点，故采用双沿空掘巷掘进方式。但由于巷道断面较大，要求采用强度较高的支护材料。2.3.4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合理位置处，即为避开采掘超前影响而留设的护巷煤柱。2.3.5确定通风布置系统采区通风路线:新鲜风流从阶段运输大巷采区主石门采区下部车厂轨道上山中部甩车场区段运输平巷采煤工作面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。2.3.6采区车场选型(1)考虑到采用采区上部平车场有车辆运行顺当、调车方便等优点，确定采用上部平车场。(2)采区中部车场采用石门甩车形式，甩车场斜面线路布置方式采用斜面线路一次回转方式，双道起坡。(3)由于采区生产能力大，故下部车场可选择大巷装车式下部车场，装车站采用折返式调车。辅助提升下部车厂采用顶板绕道式。第三章 采煤工艺设计一、采煤工艺方式的确定3.1.1选取K3煤层为对象，进行采煤工艺设计。由于K3煤层厚度为2.2米，属于中厚煤层，硬度系数f=2-3，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。3.1.2综采工作面的设备。表3-1国产主要设备序号名称型号数量1采煤机MG200/490-W12前刮板输送机后刮板输送机SGZ-764/3200SGZ-630/220113放顶煤液压支架ZFS4400/16/281373.1.3 采煤与装煤(一)确定落煤方式 采用综合机械化开采，双滚筒采煤机直接落煤装煤。(二)确定截深 （3-1）式中： 日推进度，m/天； 工作面设计生产能力，t/天 ； 工作面长度，m； 煤层高度，m； 顶煤放出率。取0.81； 煤得容重。t/;将数据带入可得： m选择滚筒截深800mm,日进4刀,采用“三八工作制”，即两采一准的工作制度。(三)确定进刀方式为提高煤炭采出率，选取端部割三角煤斜切进刀方式，如图所示：图3-1 进刀方式示意图3.1.4 综采工作面主要设备参数 工作面选型的依据如下：煤层厚度倾角硬度瓦斯浓度矿井生产能力2.282-3低50万t/a表3-2 刮板输送机参数刮板输送机型号SGZ-630/220电动机型号YSB160适用条件缓斜综采工作面电机功率 2160kw出厂长度 150米电机电压 1140V运输能力700吨/h总质量 170.8吨刮板链形式双边链制造厂 张家口厂表3-3 采煤机参数转载机型号 MG200/490-W电动机型号YSKBC300/300适用条件中厚煤层电机功率490kw截深800mm电机电压1140V采高1.9-3.8m总质量41吨适应煤质硬度 F4制造厂鸡西煤机厂(二)工作面顶板采用液压支架支护由于端头支架中心距2.2m，液压支架中心距1.5m，巷道宽度1.5m，考虑到变形的因素，则上下两端各需端头支架为两架。既需要4架端头支架，工作面所需支架数量为：，即架。表3-4 液压支架参数型号ZFS4400/16/28中心距1500mm型式支撑掩护式外形尺寸447014301600mm放煤形式低位放煤支护强度0.8020.829Mpa运煤方式双输送机运输适应煤层倾角25高度1.6-2.8m供液泵压31.4Mpa工作阻力4315 kN支架重量13.5t初撑力3922 kN设计单位北京开采研究所3.1.5 运煤(1)确定移架及推溜方式 由于顶煤较强，煤层f=2-3，应选用滞后支护。如移架过程中顶板破碎或片帮严重及时拉过超前架并打出护帮板，推溜采用单向依次推溜与移架相配合。(2)确定控顶距离 截深0.8m，端面距200mm，支架顶梁长度3250mm，最小控顶距3250mm，最大4250mm。(3)确定端头支架根据工作面条件，选用工作面液压支架支护端头。型号为ZZ4800/20/30型中置式。(4)确定超前支护方式和距离顺槽超前支护布置形式采用钢带下套打单体支柱，每排三根支护，打柱范围从工作面煤壁开始算起，保证每班超前支护距离不小于30m。 (5)支架高度与强度校核1、支架工作阻力校核结合经验以及实际情况，上覆岩所需支护强度按下式计算： （3-2）式中： k-采高的倍数，8； H-工作面采高，2.3m； R-顶煤与顶板岩石密度，2.35 m； S-支架的支护面积，6.39 m； F-计算工作阻力，kN； F=可得，工作面阻力p不大于ZFS4400/16/28型支架额定工作阻力。2、支架初撑力校核支架的初撑力约为额定工作阻力的75%， 则 由表可知，液压支架初撑力为3922kN，符合条件3支架高度校核： 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2.8m，采高为2.2m，则有 1=2.8-2.2=600mm200mm，满足要求； 2=2.0-1.6=400mm200mm，满足要求；故所选支架高度满足工作要求。(6)采空区处理一般采用全部跨落法处理采空区。二、工作面合理长度确定3.2.1 煤层地质条件 该采区上山阶段煤层埋藏稳定，硬度系数f=2，倾角为8，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150200m。3.2.2 工作面生产能力 工作面设计设计设计生产能力为50万t/年，正规循环采用每天进4刀。每刀进800mm，一个工作面就可满足采区设计生产力要求。 （所乘1.1为掘进出煤系数） （3-3） 式中：工作面长度，取200m；工作面日推进长度，=40.8=3.2m；采高，放顶煤时为每次采放总厚度，取2.2m；煤层容重，取1.5t/m3；工作面回采率, 取0.81；工作面日产量， t/d。=1515.15t设计年产量50万t符合要求。3.2.3 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。3.2.4 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。三 采煤工作面循环作