采矿学课程设计

1、采矿工程系煤矿开采学 课程设计说明书 课程名称：煤矿开采学 姓名：学号：班级：指导教师：序 论2 第一章采区巷道布置 4 第一节 采区储量与服务年限 4 第二节采区内的再划分 5 第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统 7 第四节采区中部甩车场线路设计 11 第二章采煤工艺设计 18 第一节采煤工艺方式的确定 18 第二节工作面合理长度的确定 22 第三节采煤工作面循环作业图表的编制 23 小 结25 参考文献 26序论一、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

2、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本采区南以 F4断层为界， 北以相邻采区煤柱为界， 上部标高 -50m 以上为风 化带煤柱，下部边界为水平煤柱。采区走向长度 2100m，倾斜平均长度 960m,倾角平均为 12。采区共有两层 煤，区内地质构造简单，为单斜构造，无断层和褶曲。采区内无大的含水层和地 下水，开采条件较好。运输和回风石门标高分别是 -250m 和-50m。采区生产能力自定。2. 煤层特征本采区内赋存 4，5号两层煤， 4号煤层和 5号煤层均为中厚煤层。煤层埋 藏稳定，构造简单，煤质中硬，自然发火期为 3-12 个

3、月。煤岩爆炸指数为 34-70。 煤层瓦斯含量小，采区所属矿井为低瓦斯矿井。煤层特征表序号煤厚（ m）顶底板岩性层间距（ m）倾角（）稳定 性最大最小一般顶板底板最大最小一般42.21.82粉砂岩粉砂岩24182012稳定52.72.32.5粉砂岩粉砂岩12稳定三、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。第一章 采区巷道布置第一节 区储量与服务

4、年限1、采区生产能力选定 根据要求采区上部煤柱为 10m下部煤柱留 10m，故剩余倾斜长度为：960-20=940mN=940/220+4*2=4.1取分 4 个区段采煤工艺选取综合机械化采煤，工作面长度取 220m。 采区生产能力 A 0 =LV0MrC0取第四层先生产A 0 =220*1200*2*1.3*0.95=65.2 65 万吨 /a 2、采区的工业储量、设计可采储量(1) 采区的工业储量Zg=H L (m4+m5) ( 公式 1-1)式中： Zg采区工业储量，万 t ；H采区倾斜长度， 960m；L采区走向长度， 2100m；- 煤的容重 ， 1.30t/m3 ；M4 K1 煤层

5、煤的厚度，为 2 米；M5 K3 煤层煤的厚度，为 2.50 米；Zg=960*2100*1.3* (2+2.5)=1179.3 万吨(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 K4、K5 煤层都为中厚煤层，因此 C值取 0.8 )PK4=2*20*3*940*1.3+15*2*940*1.3+2*

6、30*940*1.3+2055*10*2*2*1.3=36.3 万吨 PK5=2.5*20*3*940*1.3+15*2.5*940*1.3+2055*10*2*2.5*1.3+2.5*30*940*1.3=45.4 P=PK4+PK5=36.3+45.4=81.7 万吨ZK=(1179.3-81.7)*0.8=878 万吨(3) 采区服务年限T= Zk/(A K)( 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 tK储量备用系数，取 1.3T =878/65*1.3=10.3a 取 11 年(4) 验算采区采出率采区采出率C=(Zg-P)/Zg

7、( 公式 1-4) 式中： C 采区采出率， %Zg 采区的工业储量，万 tP 采区的煤柱损失量，万 tC= ( 1179.3-81.7 ) /1179.7=0.930.8( 符合国家对采区采出率的要求。 )第二节 采区内的再划分1、确定工作面长度以确定工作面长度为 220m2、确定采区内区段数确定采区内区段数为 4 段3、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， t dA采区生产能力， t aT每年正常工作日， 300dQr = A (T1.1)=650000(3001.1) =1969.7 t d4、确定采区内同采工作面数及工作面

8、接替顺序生产能力为 65万t/a, 且工作面生产能力为 1969.7t d。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：K4煤层K5煤层1401140215011502140314043303150414051406330515061407140815071508工作面接替顺序：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 K4 煤层后采 K5 煤层 最终达到高产高效。工作面接替顺序如下表所示：140114

9、02140314041405140614071408150115021503 15041505150615071508(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， -50 标高开掘一条阶段回风大巷。第一开采水平为该采 区服务的一条运输大巷，布置在 -250 标高处 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 K4 煤层中开掘一条轨道上山，在距 K4 煤层 10m处的底板岩层中 开

10、掘一条运输上山，即一煤一岩上山，如下图所示方案二：在 K4 煤层中开掘两条上山(轨道上山与运输上山) ，即双煤上山， 如下图所示(1) 两种方案在经济上比较工程量表：序号工程名称单位数量工程量计算式1轨道上山巷道宽 4m 1.5= 自巷道底板算起的墙高2掘进 =960m100m3117.50411750.412.24*960=11750.43半圆拱断面积12.24S=4*(0.39*4+1.5)=12.244树脂药卷锚 杆架设 20*2000mm100根146.88(12.24*960/0.8)/1005树脂锚杆制 作 20*2000mm100根149.81(12.24*960/0.8 ) *

11、1.02/1006喷射混凝土墙100m34.322*1.5*0.15*960/1007喷射混凝土100m39.3821.57 (4+0.15 )*0.15*960/100拱8钢筋网制作铺设t56.92(1.57*4+2*1.5 ) *960*6.39/1000(6.39KG/ )费用表：工程名称数量工程量煤绗单价岩巷单价煤巷费用岩巷费用掘进 =960m117.50411750.450061239958.82145.68半圆拱断面积12.24树脂药卷锚 杆架设 20*2000mm146.882869286942.1442.14树脂锚杆制 作 20*2000mm149.814230423063.3

12、663.36喷射混凝土墙4.32611716117126,4226.42喷射混凝土 拱9.382704467044667.0367.03钢筋网制作铺设56.922540254014.4514.45比较方案一方案二544.44601100%110.8%（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 1.10 倍，在费用上多出 10%，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 双煤上山方案1、掘进工程量工程量大比第二 方案多掘石门工程量小2、工程难度困难较容易3、通

13、风距离较长 每区段增加 了通风距离短4、管理环节多少5、巷道维护一条煤层上山，维 护工程量较大，费 用较高维护工程量大，维 护费用高7、工程期岩石上山掘进速 度慢，工程期较长双煤上山掘进快， 投产快当采用双煤上山布置时， 由于最下部的 K4 煤层为维护条件较好的中厚煤层， 煤质中硬，且顶部为稳定的灰色粉砂岩，所以上山布置在 K4 煤层中，维护相对 容易，且上山掘进速度快，可实现早投产。如果采用一煤一岩上山布置，虽运输上山为岩巷， 较容易维护，但其掘进速 度慢，不利于早投产，且工作量大。而且两个方案的总费用相差不大。综合经济和技术比较， 最终决定将采区上山布置在 K4 煤层中，即采用双煤上 山，

14、两条上山间距为 20m，上山两侧各留 20m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， K4 煤层厚 2m，K5煤层厚 2.5m，都为中厚煤层，瓦 斯含量较低，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 993m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 15m 煤柱，因左侧有大断层故多留 15m煤柱，开始布置工作面，进行推进。由于采区上山布置在 K4 煤层

15、中，在离 上山 20m处停采，留 20m煤柱保护采区上山，两条上山中间留 20m的保护煤柱。 K1、K3 煤层相距 20m左右，由于相距较近，因此两层煤所留煤柱相同，工作面 布置及推进到的位置也一样。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顶板绕道式下部 车场。第二章 采煤工艺设计第一节 采煤工艺方式的确定1、选第一个煤层，即 K4煤层, 进行采煤工艺设计，布置采煤工作面 由于 K4煤层厚 2m，煤质中硬，因此采用综合机械化采煤，一次采全高

16、。 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 MG300A(W鸡西煤机厂)采高1.5 3.0m适应倾角35截深630mm滚筒直径1.6m控顶距1500mm牵引方式交流变频调速无链双驱动电牵引牵引力360kN牵引速度0-6mmin滚筒中心距8934mm机面高度1200mm（2） 液压支架 FJ4*457-1.64/3.5 （重庆庆阳机械厂）型式支撑掩护式支撑高度164 3.5m宽度1.42 1.59m煤层厚度中厚煤层初撑力3721KN

17、工作阻力4479kN支架中心距1500mm支护强度0.83Mpa适应煤层倾角18泵站工作压力30Mpa（3） 工作面刮板输送机 SGZ800/1050（张家口煤机厂）出厂长度220m运输能力500t h链速1.07m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破碎能力600t h（4） 破碎机 PEM1000*650（张家口煤机厂） 破碎能力600t h（5） 胶带输送机 S-100/260 （西北煤机厂）（6）端头输送长度1000m支架： PDZ(7) 高输送量700 t h压开关柜 KBZ450 带速2.5 m s1140Y（8） 转载机 :SZB-730/7

18、5（ 张家口煤机厂 ）输送长度25m输送量630 t h带速2.5 m s9）液压泵站： XRBZB80/353、采煤与装煤（1） 确定采煤工公称压力35mpa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）QrL?M ? ?C式中： V采煤工作面每天的推进度， mdQr 采煤工作面日生产能力 , t dL采煤工作面的长度， mM采煤工作面的采高（取 K4 煤层厚度 2m） 煤的容重， t/m 3C工作面的采出率（由于 K3煤层为中厚煤层，因此 C值取 0.95 ） 则：V=1969.7/220*2*1.3*0.95=3.6

19、2m/d因选用的采煤机截深为 630mm，若每日推进八刀， 共推进 0.63 8=4.8m，可 满足每天至少推进 3.62m 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 0.63m。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

20、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： FJ4*457-1.64/3.5 ，为支撑 掩护式支架。(2) 移架方式由于 K4 煤层上方有 20m左右的粉砂岩，所以选用依次顺序移架方式。依次顺序移架方式 : 采煤机割煤后依次顺序逐架前移。这种方式操作简单， 容易保证支护质量。(3) 支护方式由于 K4 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 FJ4*457-1.64/3.5 支撑掩护式支架。(4) 工作面支架需要量工作面支架的需要量公式

21、 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( FJ4*457-1.64/3.5 型支架 e 值取 1.5m)= 220/1.5 取 =146(5) 端头支架由于巷道宽度为 4m，选用宽度为 2m型号为 PDZ的端头支架两台架，即两端 共有 4 架。(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 25m。（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=3.5-2.7 0.2m，满足要求；最小结

22、构高度应比最小采煤高度小 250 350mm，即：Hmin=Mmin（ 0.25 0.35），m2=1.85-1.6 0.25 0.35m，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， t m3M采高， m煤层倾角，P=89.85.678 1.421.32.5cos12=1675KN4000KN 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两个煤层的地质条件较好，无断层，煤层倾角为 12，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，

23、涌水量也较小，所以 布置 220 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 65万吨/ 年。正规循环每天进八刀， 采煤机滚筒截 深为 630mm，所以 K4 煤层的工作面实际年生产能力为：300 0.63822201.3 0.95=82.1（ 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220 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200 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 180 250m，所以选择的工作面的长度为 220