K1,K3煤层-煤采设计

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：课程设计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。K1煤层倾角为16°，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K1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28.40泥质细砂岩，碳质页岩互层30.20碳质页岩，松软46.9K1煤层，=1.30t/m354.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬67.80灰色砂质泥岩73.0灰色细砂岩，中硬、稳定84.60薄层泥质细砂岩，稳定9····································3.20灰色细砂岩，中硬、稳定102.20K3煤层，煤质中硬，=1.50t/m311。。。。。。。。。3.20灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60—80Mps12。。。。。。。。。24.68灰色中、细砂岩互层

目录TOC\o"1-2"\h\z\u第一章采区概况及地形特征 1一、采区概况 1二、地质特征 1第二章采区巷道布置 2一、采区储量与服务年限 2二、采区内的再划分 32.2.1确定工作面长度及采区区段数目 32.2.2确定工作面生产能力： 42.2.3确定工作面数目 5三、确定采区内准备巷道布置和生产系统 5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 9一、采煤工艺方式的确定 93.1.1选取K1煤层为对象进行采煤工艺设计 9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 12二、工作面合理长度确定 133.2.1煤层地质条件 133.2.2工作面生产能力 133.2.3运输设备 143.2.4顶板管理及通风能力 143.2.5经济合理的工作面 14三、采煤工作面循环作业图表的编制 153.3.1循环作业图表 153.3.2劳动组织表 15课程设计总结 16参考文献 17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。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）。K1煤层厚度为6.9m，倾角为16°，K3煤层厚度为2.2m，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28.40泥质细砂岩，碳质页岩互层30.20碳质页岩，松软46.9K1煤层，=1.30t/m354.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬67.80灰色砂质泥岩73.0灰色细砂岩，中硬、稳定84.60薄层泥质细砂岩，稳定9····································3.20灰色细砂岩，中硬、稳定102.20K3煤层，煤质中硬，=1.50t/m311。。。。。。。。。3.20灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60—80Mps12。。。。。。。。。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1、采区生产能力选定为120万t/a。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，M1=6.9m，M3=2.20m；——煤的容重，=1.30t/m³，=1.50t/m³；=1100×3000×6.9×1.3=2960.1万t=1100×3000×2.2×1.5=1089万t=+=2960.1万t+1089万t=4049.1万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30+30=60m，则：=183.71万t=67.58万t=(-)=(2960.1-183.71)75%=2082.29万t(-)=(1089-67.58)80%=817.14万t+2082.29+817.14=2889.43万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，120万t；——设计可采储量，万t；——储量备用系数，取1.4。取T=17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K1煤层:（-）/=(2960.1-183.71-2960.17%)/2960.1=86.8%>75%对于K3煤层:（-）/=(1089-67.58-1089)/1089=88.8%>80%则K1、K3均满足采区回采要求。二、采区内的再划分2.2.1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，另外现代工作面长度有加长趋势，采煤工艺K1煤层选取的是较先进的综放K3选择综采。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4m～4.5m,本采区选取4.5m，且采区生产能力为120万t/a，采用沿空掘巷，区段间留保护煤柱9.2m。一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求。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，6个；=则=160m。2.2.2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；160m；——工作面年推进度，；——放顶煤工作面采放高度，6.9m；——煤的密度，1.3；——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，120万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=1200000/330=3636.36t/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6，所以工作面数目为6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，为适应现阶段煤炭行业的知道规范，本采区设计两个采煤工作面。其工作面接替顺序为双翼跳采方式。其特点是采区上下山布置在采区中部，为采区两翼服务。110111021201120213011302140114021501150216011602图2-1K1煤层工作面接替顺序图K1煤层接替顺序：1101、1102→1301、1302→1501、1502→1201、1202→1401、1402→1601、1602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。煤层直接顶为碳质页岩，薄且易跨落，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，就能弥补沿空掘巷时工作面接替复杂的缺点。三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。技术经济比较：表SEQ表\*ARABIC2-1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）2139.1564.730.000.001100×1.2=1320282.37煤层上山（m）1778.50.000.00469.531100×1.2=1320234.77硐室(元/m3)155.7121.970.000.007.33平巷(元/m)1033.627.010.000.000.000.00合计613.71469.53524.46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）402640×17=44880179.520.000.001320×17=2244089.76煤层上山（m）900.000.002640×17=44880403.921320×17=22440201.96平巷(元/m)80261.23×17=4440.9135.530.000.000.000.00合计215.05403.92291.72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)9511411.15134.200.000.00470.3944.74平巷(元/m)951261.2324.850.000.000.000.00合计159.050.0044.74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613.71469.53524.46维护费用215.05403.92291.72辅助费用159.050.0044.74费用总计987.81873.45860.88百分率114.74%101.46%100%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，增加了掘进成本综合其他因素,方案二、方案三在技术可行，经济上有利，又考虑到采区服务年限较长，一岩一煤上山的管理比较容易，故选择方案三。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保护煤柱合适位置处，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选取煤层为对象，进行采煤工艺设计由于煤层厚度为6.9米，属于厚煤层，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。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ZFS4400/16/281203.1.3采煤与装煤1、确定落煤方式采用综合机械化放顶煤开采，双滚筒采煤机直接落煤装煤。2、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：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。日推进4×0.8=3.2m。3、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4、采放比：割煤高度为2.3，则采放比为2.3：（6.9-2.3）=1：2。5、确定放顶步距：为使放出范围内得顶煤能充分破碎松散，提高采出率，降低含矸率，此工作面放顶步距选用“一采一放”，即割一刀放一次顶煤。一般情况下放煤步距经验公式为：（3-2）h放煤口至煤层底板的垂高，选用低位放顶煤，取0.5m；H煤层厚度，m;M采煤机割煤高度，m；则：6、确定放煤方式结合煤层的赋存条件，煤层结构，顶底板岩性等。选用单轮间隔放煤。实践证明，这种方式扩大了放煤间隔，提高工作面产量和加快放煤速度，丢煤少，提高设备开机率，混矸少，又易于实高产高效，是一种较好的放煤方式。3.1.4综采工作面主要设备参数1、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6.916°2-3低120万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YSB—160适用条件缓斜综采工作面电机功率2×160kw出厂长度200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YSKBC—300/300适用条件中厚煤层电机功率490kw截深800mm电机电压1140V采高总质量41吨适应煤质硬度F≤4制造厂鸡西煤机厂2、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4470×1430×1600mm放煤形式低位放煤支护强度0.802—0.829Mpa运煤方式双输送机运输适应煤层倾角≤25°高度供液泵压31.4Mpa工作阻力4315kN支架重量13.5t初撑力3922kN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弱，煤层f=2-3，应选用及时支护。以防顶煤冒顶，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。表3-5端头支架参数型号ZZ4800/20/30中心距2200mm型式支撑掩护式外形尺寸5470×1930×2030mm放煤形式开天窗支护强度0.87Mpa运煤方式双输送机运输适应煤层倾角≤25°高度2.03-2.98m供液泵压31.5Mpa工作阻力4704kN支架重量15.57t初撑力3920kN设计单位北京煤机厂(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，生产随循环推进，将排头支架前回掉的单体支柱向前打，使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：（3-3）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，2.35m³；S支架的支护面积，6.39m³；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200～300mm。已知所选用得支架ZFS4400/16/28的最大结构高度为2.8m，采高为2.3m，则有△1=2.8-2.3=500mm≥200mm，满足要求；△2=2.0-1.6=400mm≥200mm，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，地质构造简单，无断层，K1煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2-3，倾角为16°；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150～200m，由于采区的地质条件好，可以适当增长工作面长度。3.2.2工作面生产能力工作面设计设计设计生产能力为120万t/年，正规循环采用每天进4刀，一采一放。每刀进800mm，一个工作面就可满足采区设计生产力要求。（3-4）式中：——工作面长度，取160m；——工作面日推进长度，=4×0.8=3.2；——采高，