《煤矿开采学》课程设计说明书

1、.煤矿开采学课程设计说明书第一章 矿井开拓1 矿井的储量、生产能力、服务年限 一井田概况： 井田境界：上自风化带（30m），下至660m，左右均为人为界线，走向长约为8490m，地面标高+50m。 井田内有两个可采煤层，自上而下为K1、K2，煤层倾角为15°，各煤层厚度，间距及顶板情况见综合柱状图。 各煤层成层平稳，地质构造简单，无断层，K1煤层较软f=1.1，但粘顶，K2煤层属于中硬，f=1.8。各煤层煤的容重r=1.3t/m3，低瓦斯，煤层无自燃倾向，表土内有流沙。矿井正常涌水量150m3/h。 矿井设计生产能力已给出A=150万吨/a。二矿井工业储量、可采储量的计算公式： Zg

2、=S· M ·r S = L走向· L倾斜 L倾斜 =（660 -30）/sin15° Zk=(ZgZS) · C Zg：工业储量 Zk：可采储量 S：面积 M：煤层厚度 r：煤容重 C：回采率 Zs：永损储量，按工业储量的5%计算。三计算结果： 根据表中K1煤层厚度为2.2米属于中厚煤层，K2煤层厚度为米属于厚煤层。由于后煤层的采出率、不小于75%，所以K2煤层的采出率取78%，中厚煤层的采率不小于80%，所以K1煤层的采出率取82%。算得结果如下表：煤层 K1煤层 K2煤层 走向长度 8490m 8490m 倾斜长度630/sin15

3、76;=2434m630/sin15°=2434m 面积S S= 20664660m2S= 20664660m2 煤厚M M1= 2.2m M2= 6.9m 容重 r= 1.3t/m3r= 1.3t/m3体积工业储量 45462252m3 142586154m3 工业储量 Zg=59100927.6t Zg=185362000.2t 回采率 82% 78% 永损储量 Zs=2955046.38t Zs=9268100.01t 可采储量 Zk=46039622.6t Zk=137353242.15t四.服务年限验算： 根据公式： T=ZK/AK K：矿井储量备用系数，矿井设计一般取1.

4、31.5。这里取1.5。又A=150万吨/a。可算出服务年限：T= 81.5 年。A=150万吨/a属于大型矿井，根据大型矿井的服务年限要大于50年，所以此矿井的设计生产能力合理。2确定井筒形式、数目、位置及布置： 由于该井田地形平坦，不存在平硐开拓条件，表土内有流沙层斜井施工困难，所以，确定采用立井开拓（主井装备箕斗），并按流沙层较薄、井下生产费用费用较低的原则，确定井筒位于井田走向中部流沙层较薄处。 为避免采用箕斗井回风时封闭井塔等困难和减少穿越流沙层开凿风井的数目，决定采用中央分列式通风，回风井布置在井田上部边界的走向中部。 这样，井田需要开凿主立井、副立井和回风立井三个井筒。3确定阶段

5、数目、水平数目及位置：一. 阶段划分和开采水平设置：根据井田条件和煤炭工业矿井设计规范的有关规定，本井田可划分为34个阶段，设置23个水平。根据该矿井为低瓦斯矿井，且正常涌水量为150m3/h，不大。煤层倾角为15°，倾角较小，所以一个开采水平既可以服务上山阶段又可以服务于下山阶段。由于三水平比两水平的建井工程量大，而且多次延深井筒不利于生产的连续，在技术上也有诸多困难。为了减少水平建设工程量等问题。初步形成两个方案：三阶段、两水平（第一水平采一个上山再采一个下山，第二水平采一个上山）和四阶段、两水平（第一、第二水平均采一个上山和一个下山）。二. 阶段和开采水平参数：（1） 阶段斜长

6、 三阶段、两水平：第一阶段 885m 第二阶段 664m 第三阶段 885m 四阶段、两水平：第一阶段 885m 第二阶段 443m 第三阶段 663m 第四阶段 443m（2） 水平垂高 三阶段、两水平： 第一水平包括第一、第二阶段 （885664）×sin15°= 401m 第二水平包括第三阶段 885×sin15°= 229m 四阶段、两水平方案： 第一水平包括第一、第二阶段（885443）×sin15°= 334m 第二水平包括第三、第四阶段（663443）×sin15°= 286m（3） 水平实际出煤量三

7、阶段、两水平方案：第一水平 11670万t 第二水平 6668.8万t四阶段、两水平方案：第一水平 10003.3万t 第二水平 8336万t(4) 开采水平服务年限三阶段、两水平方案：第一水平 51.9a 第二水平 29.6a四阶段、两水平方案：第一水平 44.5a 第二水平 37a（4） 采区服务年限 开采水平内每翼一个采区生产，矿井由两个采区同时开采保证产量，考虑1a的产量递增和递减期。三阶段、两水平方案中采区服务年限：一水平一阶段的采区服务年限：（14.821）a一水平二阶段的采区服务年限：（11.121）a二水平的采区服务年限：（14.81）a四阶段、两水平方案中采区服务年限：一水平

8、一阶段的采区服务年限：（14.821）a一水平二阶段的采区服务年限：（7.421）a二水平三阶段的采区服务年限：（11.121）a二水平四阶段的采区服务年限：（7.421）a（5） 区段数目及区段斜长 三阶段、两水平方案：第一阶段划分为4个区段，区段斜长为 885/4 = 221.25m第二阶段划分为3个区段，区段斜长为 664/3 = 221.5m第三阶段划分为4个区段，区段斜长为 885/4 = 221.25m 四阶段、两水平方案：第一阶段划分为4个区段，区段斜长为 885/4 = 221.25m第二阶段划分为2个区段，区段斜长为 443/2 = 221.5m第三阶段划分为3个区段，区段斜

9、长为 663/3 = 221m第四阶段划分为2个区段，区段斜长为443/2 = 221.5m（6） 区段采出煤量 根据区段斜长都差不多，所以区段出煤量大致相同为 416.8万t4确定各水运输大巷及回风大巷布置：根据K1、K2煤层间距大约为20m，考虑到煤层间距较小，宜采用集中大巷布置。为减少煤柱损失和保证大巷维护条件，大巷布置在K2煤层底板下方垂距为30m的厚岩沙层内。上阶段的运输大巷留作下阶段的回风大巷。采区采用集中岩石上、下山联合准备，井田的中央采区上、下山布置在距K2煤层底板30m以下的砂岩层中，并在采后加以维护，留作下阶段的总回风通道及安全出口，其余采区上、下山位于距K2煤层底板约20

10、m的砂岩层中，并在采区采后报废。下面对两种阶段划分方案进行经济比较，以确定最佳方案。阶段主要参数表：划分阶段数目/个阶段斜长/m水平垂高/m水平实际出煤量/Mt服务年限/a水平 采区区段数目/个区段斜长/m区段出煤量/Mt备注3第一阶段885229401116.751.914.8214221.216.68一水平第二阶段66411511.1213221.316.68第三阶段88522922966.6929.614.814221.2516.68二水平4第一阶段88522934410044.514.8214221.2516.68一水平第二阶段4431157.4212221.516.68第三阶段663

11、17128683.363711.121322116.68二水平第四阶段4431157.4212221.516.68在下面的比较中三阶段、两水平的方案称方案1，四阶段、两水平的方案称方案2建井工程量期间项目方案1方案2初期主井井筒/m3092030920副井井筒/m30953095井底车场/m10001000主石门/m00运输大巷/m200200后期主井井筒/m401286副井井筒/m401286井底车场/m10001000主石门/m15501100运输大巷/m7500770075007700开拓方案1和2的生产经营工程量项目方案1项目方案2运输提升/万t·km工程量运输提升/万t&#

12、183;km工程量采区上山运输一区段 二区段 三区段2×1.2×1668×3×0.221=2654.122×1.2×1668×2×0.221=1769.412×1.2×1668×1×0.221=884.7采区上山运输一水平一区段 二区段 三区段二水平一区段 二区段1.2×1668×3×0.221=1327.061.2×1668×2×0.221=884.71.2×1668×1×0.221=

13、442.351.2×1668×2×0.221=884.71.2×1668×1×0.221=442.35采区下山运输 一区段 二区段 三区段1.2×1668×1×0.221=442.351.2×1668×2×0.221=884.71.2×1668×3×0.221=1327.05采区下山运输 一区段 二区段2×1.2×1668×1×0.221=884.72×1.2×1668×2&#

14、215;0.221=1769.4大巷及石门运输 一水平 二水平立井提升一水平二水平1.2×11670×2=280081.2×6668.8×3.55=284091.2×11670×0.309=4327.241.2×6668.8×0.71=5681.82大巷及石门运输 一水平 二水平立井提升一水平二水平1.2×10003.3×2=24007.91.2×8336×3.1=31009.91.2×10003.3×0.309=3709.221.2×8336&

15、#215;0.595=5951.9维护采区上山/万m·a维护采区下山/万m·a1.2×2×4×2×885×104×15.8=26.851.2×4×2×664×104×12.1=7.71维护采区上山/万m·a一水平二水平维护采区下山/万m·a1.2×4×2×885×104×15.8=13.421.2×4×2×663×104×12.1=7.71.2&#

16、215;2×4×2×443×8.42×104=7.2排水/万m3一水平二水平150×24×365×51.9×104=6819.66150×24×365×29.6×104=3889.44排水/万m3一水平二水平150×24×365×44.5×104=5847.3150×24×365×37×104=4861.8开拓方案1和2的基建费项目方案1方案2工程量/m单价/元m1费用/万元工程量/m单

17、价/元m-1费用/万元初期主井井筒副井井筒井底车场主石门运输大巷3293141000020046104220461042208861070866886802288.84282.51195.6033.363293141000020046104220461042208861070866866802288.84282.51195.6033.36小计538.75538.75后期主井井筒副井井筒井底车场主石门运输大巷401401100015501340046104558461045588661172866864365.54365.45203.8134.231157.7628628610001100134

18、0046104558461045588661172866864261.72261.72203.895.261157.76小计1774.731630.96共计（后期+初期）2313.482169.71开拓方案1和2的生产经营费项目方案1方案2工程量/m单价/元t1km-1费用/万元工程量/m单价/元t1km-1费用/万元运输提升费采区上山一区段二区段三区段四区段一区段二区段采区下山二区段三区段2654.121769.41884.7442.35442.35884.70.6880.6880.6880.6880.6880.6881.2×0.6881.2×0.6881826.0312

19、17.35608.67304.34365.2730.41327.06884.7442.35884.7442.35442.35884.70.6880.6880.6880.6880.6880.6881.2×0.6881.2×0.688913.02608.67304.34608.67304.34365.2730.4小计5051.993834.64大巷及石门一水平二水平28008284090.420.4211763.3611931.7824007.931009.90.420.4210083.3213024.16小计23695.1423107.48立井一水平二水平4327.24568

20、1.820.8620.9223730.085238.643709.225951.90.8620.9223197.355487.65小计8968.728685运提费合计37715.2735627.12维护采区上山费36.56401462.428.32401132.8排水费一水平二水平工程量/m单价/元m-3费用/万元工程量/m单价/元m-3费用/万元6819.663889.440.9301.346342.285211.855847.34861.80.9301.345437.996514.81小计11554.1311952.8合计50731.848712.72开拓方案1和3的费用汇总项目方案1方案

21、2费用/万元百分率/%费用/万元百分率/%初期建井费基建工程费（初期+后期）生产经营费5382313.4850731.81001071035382169.7148712.72100100100总费用53583.2810451420.43100根据对比结果可知，方案1和方案2的总费用基本相同，虽然基建费用方案1比方案2要略多一点。但是在方案2中一、二水平都有下山开采，而方案1中只有一个下山开采。由于下山开采的技术难度比上山开采的大，在通风和排水方面都不方便。所以综合考虑选择方案1.5确定阶段内的采区划分：由于本矿为大型矿井，利用综合机械化开采。受煤的水文地质赋存条件的影响，并根据煤矿生产规程中的

22、规定，双翼开采的综合机械化开采的采区走向长度一大于2000m为宜。确定把每个阶段沿走向划分为4个走向长2122.5m的采区采区内划分为24个区段，在井田每翼布置一个生产采区。6确定井底车场形式：为了简化线路结构，减少巷道开拓工程量、交叉点及弯道。决定采用折返式井底车场。为了使煤的运输和卸载简化，减少调车辅助时间，加快卸载速度，缩短矿车在井底车场内的运转时间，提高井底车场的通过能力，并减少运煤车辆，节约翻车设备及日常运转费用。采用底卸式矿车。由于第一水平的运输大巷距主井较近，可用梭式折返式车场。而第二水平的运输大巷距主井较远，需采用尽头式折返式车场。第二章 采区巷道布置1确定回采工作面长度及采区

23、斜长上的区段数目：根据区段斜长工作面长度区段煤柱区段上下平巷宽度。又根据规定区段护巷煤柱的宽度一般为020m,区段巷道的宽度一般为2.550m，综采工作面取大值。所以K1、K2煤层均取区段煤柱为12m，区段上下平巷宽度均取4.5m.由上一章中选择的方案1，可知区段斜长为221m，所以工作面长度221138200m。此长度满足，综采工作面的长度大于160m的要求，而且又是5的整数倍，所以合理。这样一水平一阶段每个采区划分为4个区段，二阶段每个采区划分为3个区段，二水平三阶段每个采区划分为4个区段，所有区段斜长均为221m，所有工作面长度均为200m。2确定采区巷道布置及生产系统：一 采区巷道系统

24、：采区巷道系统包括：采区上、中、下部车场，区段运输平巷、区段回风平巷，轨道上山、运输上山，联络巷等。由于K1、K2两煤层相距较近，所以采用集中上、下山和区段集中平巷联合准备方式开采，又应为K2煤层较厚，6.9m采用分层开采，沿倾斜分层3个厚度为2.3m的分层。为了减少煤柱损失在距K2煤层底板8m的岩层中布置区段集中平巷，这同时也可以解决上、下区段交替生产时的通风问题，具体布置系统见巷道布置平面图及剖面图。 采区内布置两个工作面，双翼开采，两翼开采是有一定的错距，避免两翼工作面同时靠近上、下山。二 上下区段交替生产时的通风线路图：三 上、下部车场选型：采区上部车场采用平车场，即采区轨道上山的上端

25、与阶段回风大巷之间用水平巷道连接，并在期间布置存车线和调车线，绞车房布置在岩石中，与阶段回风大巷标高相同。因为本矿采用集中上、下山和区段集中平巷联合布置，且有采区回风石门与各煤层及总回风巷相联系，所以采用逆向平车场。采区下部车场由装车站线和辅助运输下部车场线路组成。采用大巷装车式下部车场，辅助运输提升线路选用底板绕道式。3设计采区中部甩车场线路：一 设计要求：（1） 轨道上山及区段石门均铺设600mm轨距的单轨。（2） 车场处要设双轨作储车线。（3） 若轨道上山区段石门甩车，可采用“道岔道岔”系统，斜面线路一次回转方式。（4） 轨道上山作辅助提升时，一次提一吨矿车3个。（5） 按1：200比例

26、绘制平面图及坡度图作为插图。二 设计步骤：（1） 道岔选择及角度换算。 由于上下山处使用1t的矿车，所以采区中部车的钢轨型号选择15kg/m。又轨道上山及石门均铺设600mm轨距的单轨，所以道岔应选择ZDK615型。查道岔选型表得知可选择ZDK615412的道岔。即轨距600mm，轨型15kg/m，撤叉角为14°15，曲线半径为12m,为方便起见，分车、甩车、并线道岔均采用这一型号。从采矿设计手册得：1=2=3=14°15,a1=a2=a3=3340mm,b1=b2=b3=3500mm。（2） 道岔连接方式选择单开道岔平行线路连接。采矿设计手册中查得，设有中间人行道轨距=1

27、900mm,此时，C=2719mm，n=6219mm,L=12321mm, K=2985mm, R=12000mm, D=11185mmD为辅轨长度。（3） 选择竖曲线。 一次伪倾角 = sin1(sincos)=14.53° 一次回转角 = tg1tg/cos= 14.73° 斜面线路中 = 14°15，= 15° 竖曲线半径Rs取12000mm， 竖曲线弧长 K= Rs/57.3=3043mm, 竖曲线水平投影 ls=Rs· sin= 3011mm 为使过渡更加平稳，竖曲线与平面曲线之间设有2000mm的连接直线段。（4） 储车线。 根据要

28、求，一次提1t矿车3个，储车线长度应大于23串车长度，所以储车线长应大于69个矿车长度，查手册得1t矿车长L= 2000mm，所以储车线长度应大于1200018000mm，取储车线设计长度为18000mm，所以平面曲线在连接并线道岔前述应接10000mm的直线段作储车线作储车用。4回采工作面数目及工作面接替安排： 采区按双翼开采布置，一个区段内布置两个工作面，一区段K1煤层采完后再采二区段K1煤层，过渡时期的回采工作为K1煤层一区段快采完时，对K1煤层二区段布置工作面，这时上下两煤层的回采工作达到产量要求，当K1煤层采完后正式进入K2煤层回采，完成接替，具体布置参见采区巷道布置层面图及剖面图。

29、第三章 回采工艺及循环图表1确定回采工艺方式一 因为本矿设计生产能力为，年产150万吨，为大型矿井，所以回采工艺走向长臂综合机械化开采。下面只针对采区的第一个投产回采工作面进行回采工艺和循环图表的设计。 综合K1煤层条件，煤质较软，粘顶，煤厚2.2米，成层平稳，地质构造简单，低瓦斯，煤层无自燃倾向等，选取国产综采设备。 顶板压力的计算，用经验估算法 K1煤层厚度 M=2.2m，平均岩石容重取= 2.5t/m3 顶板压力 P= 48mg = 8.817.6×2.5×103Kg×10= 0.220.44Mpa 取0.4MPa配套编号配套设备及制造厂家如下表。配套编号配

30、套设备制造厂家EC88ZZ38ZZ4000/18/38液压支架 郑州MG300W采煤机鸡西厂SGZ730320刮板输送机西北厂下面针对采区的第一个投产回采工作面的回采工艺进行设计（1） 采装煤 MG300W 采煤机为双滚筒采煤机，截深600mm，所以采用双滚筒割煤，前滚筒割顶煤，后滚筒割底煤，铲煤板装煤，刮板输送机运煤至转载机再考皮带运输。 进到方式采用端部斜切进刀，因为此进刀方式适合于工作面较长，顶板稳定的工作面。 进刀过程如下图所示：进刀过程：（a）：当采煤机割至工作面端头时，其后方一定距离以外的输送机已移近煤壁，前后滚筒间尚留有一段低煤。（b）：调换滚筒位置，前滚筒降下，后滚筒升起，并沿输送机弯曲段返回割入煤壁，直至输送机直线段为止。然后将输送机移直。（c）：再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割三角煤至输送机机头处，机身处留有一段底煤。（d）：再次调换滚筒上下位置，采煤机上行，将机身下的底煤割掉，煤壁割直后上行正常割煤。（2） 端头布置方式：端头采用端头液压支架对其进行支护，