《采矿学》课程设计模板

1、中国矿业大学应用技术学院采矿工程2008级采矿学课程设计采矿学课程设计 指导教师： 班级： 姓名： 学号： 日期：序论1 设计目的 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。2 设计题目1、设计题目的一般条件某矿第一开采水平上山某采(带)区自下而上开采K1、K2和 K3煤层，煤层厚度、层间距及顶底板岩性见综合柱状图。该采(带)区走向长度3600米，倾斜长度1100米，采(带)区内各煤层埋藏平稳，地质构造简

2、单，无断层，K1和 K2煤层属简单结构煤层，硬度系数 f=2，各煤层瓦斯涌出量较低,，涌水量也较小。设计矿井的地面标高为+30米，煤层露头为-30米。第一开采水平为该采(带)区服务的一条运输大巷布置在K3煤层底板下方25米处的稳定岩层中，为满足该采(带)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。2、设计题目的煤层倾角条件(1)设计题目的煤层倾角条件1煤层倾角条件1：煤层平均倾角为12(2)设计题目的煤层倾角条件2煤层倾角条件2：煤层平均倾角为163 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

3、工艺设计及编制循环图表。4 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。设计者之间可以讨论、借鉴，但不得相互抄袭，疑难问题可与指导教师共同研究解决。本课程设计要求方案进行技术分析与经济比较。岩 柱厚度（m）岩 性 描 述8.60灰色泥质页岩，砂页岩互层-8.40泥质细砂岩，碳质页岩互层-0.20碳质页岩，松软3.5K1煤层，=1.30t/m34.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬-7.80灰色砂质泥岩0.20.5K2煤层-4.60薄层泥质细砂岩，稳定3.20灰色细砂岩，中硬、稳定2.50K3煤层，煤质中硬，

4、=1.30t/m3。3.50灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度6080Mps。24.68灰色中、细砂岩互层一 采区巷道布置根据课程分配，本设计在遵循原有设计条件下选择采区巷道布置，煤层平均倾角为16，生产能力为120万t/a。1. 采区储量与服务年限1.1采区生产能力选定 根据课程要求，本设计选用采区巷道布置，设计生产能力为120万t/a。1.2采区工业储量、设计可采储量计算1.2.1采区工业储量 由 式中： - 采区工业储量，万t；- 采区倾斜长度，1100m；- 采区走向长度，3600m；- 煤的容重，1.30t/m3；- K1煤层煤的厚度，为3.5m；- K2煤层煤的厚度，为0.20.5m；-

5、 K3煤层煤的厚度，为2.50m；可得：Zg=11003600(3.5+0.3+2.5)1.3=3243.24万t/aZg1=110036003.51.3=1801.8万tZg2=110036000.41.3=205.9万 tZg3=110036002.51.3=1287万t1.2.2采区设计可采储量式中： - 采区设计可采储量，万t；- 断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建（构）筑物煤柱等永久煤柱损失量之和；- 工业场地和主要井巷煤柱损失量之和；- 采区采出率，厚煤层不少于75%，中厚煤层不少于80%，薄煤层不少于85%,对于本设计,因本设计只考虑单一采区的可采储量，且煤层赋存条件简单，

6、可忽略影响，工业场地煤柱也可不计，因此只计算中煤柱部分，包括上部、左右两侧边界煤柱损失量和下部大巷煤柱损失量以及上（下）山煤柱,由采矿学中采区煤柱尺寸的留设规定，当地质条件稳定时，采区边界煤柱取10m，缓斜煤层中大巷煤柱取30m，上下山间留设20m煤柱，上（下）山一侧留30m煤柱。可采储量：Zk=(3600-30-30-10-10-20)21.3(3.5+0.3+2.5)(1100-10-10-154)510=2923.83万吨。1.3 采区服务年限 式中： - 采区服务年限，a； 采区设计可采储量，2923.83万t；- 采区设计生产能力, 120万t；-矿井储量备用系数，取1.33 T=（

7、1.3）=18.7年 所以 ，采区服务年限取18.7年。1.4验算采区采出率 （公式1-1）式中： 采区采出率，% ； 煤层的工业储量，万t ； 开采损失，包括采区内留设的各种煤柱损失及工作面采煤过程中的落煤损失，万t 。（1）对于K1中厚煤层，P包括采区内留设的各种煤柱损失P1及工作面煤过程中的落煤损失：对于K1厚煤层: C1=(Zg1-p1)/Zg1 -(公式1-4)式中： C-采区采出率，% ； Zg1 - K1煤层的工业储量，万t ； p1 - K1煤层的永久煤柱损失，万t ，取Zg16% ； C1=(Zg1-p1)/Zg1 ZKZg=0.95=0.850.80满足要求。满足要求。(2

8、) 对于薄煤层，包括采区内留设的各种煤柱损失及工作面采煤过程中的落煤损失：、满足要求。(3) 对于中厚煤层，包括采区内留设的各种煤柱损失及工作面采煤过程中的落煤损失：满足要求。2. 采区内的再划分2.1 确定采区工作面长度和区段数该煤层组上部、左右两边界各留10m的采区边界煤柱，下部留30m护巷煤柱，从而其煤层倾向长度共有：1100-30-10=1060m，走向长度3600-20=3580m。又各煤层埋藏平稳,地质构造简单，无断层,煤层附存条件较好，瓦斯涌出量较低,涌水量也小,自然发火倾向较弱,且现代采煤工作面长度有加长趋势，故采煤工艺选取较先进的综合机械化放顶煤采煤方法。一般而言，考虑到设备

9、选型及技术方面的因素,综采放顶煤工作面长度为180250m，巷道宽度为4m5m,本采区开掘巷道宽度为5m，且采区生产能力为120万t/a，中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求。理论和实践证明，沿空掘巷有利于巷道维护，减少区段煤柱损失。考虑到题目条件瓦斯涌出量不大、煤层埋藏稳定，本设计最终选定5个区段，采用单巷布置与掘进、沿空掘巷方式,巷道间留5米宽的挡矸、阻水或隔离采空区有害气体的隔离煤柱。则采煤工作面长度为： 式中：工作面长度，m； 区段平巷宽度，4m； 区段煤柱宽度，15m；区段数目，10个； L=（10-10-10-154-425）105=195米。2.2工作面生产能力 式中：-采区生

10、产能力，120万t/a ； -工作面生产能力，t /天； -每a正常工作日，取330天。故： Qr=/(3301.1)=3305吨2.3确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序目前，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，采用提高工作面单产，用一个工作面的产量来保证整个矿井的设计生产能力，故为适应现阶段煤炭行业的指导规范，本采区设计一个采煤工作面。其工作面接替顺序见下表：对于K1煤层：1101停采线80m110211031104110511061107110811091110K1煤层工作面接替顺序：11011102110311041105

11、11061107110811091110对于K2煤层：2101停采线80m210221032104210521062107210821092110K2煤层工作面接替顺序：2101210221032104210521062107210821092110对于K3煤层：3101停采线80m310231033104310531063107310831093110K1煤层工作面接替顺序：1101110211031104110511061107110811091110注：箭头表示回采工作面的接替顺序。3. 确定采区准备巷道布置及生产系统3.1完善采区所需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

12、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。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,直接顶较厚且易跨落。同时为减少煤柱损失，提高采出率，降低巷道维护费用，采用沿空掘巷的方式。因此采用工作面布置图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。确定采区巷道布置系统，采区内有三层煤，采用联合布置，每一层都布置5个工作面，根据相关情况初步制定以下三个方案进行比较：3.3上山方案的提出方案一：双岩石上山将两条上山都

13、布置在K3煤层底板岩石中，其中运输上山布置在距离底板15m处，轨道上山布置在运输上山上方5m，即距离K3煤层10m处。使其分别联结两翼的区段，平巷不交叉，石门联系各煤层，如图1-1所示。图1-1 方案一示意图方案二：双煤层上山K3煤层为中厚煤层，煤质中硬，顶板条件较好，易于维护，将两条上山都布置在K3煤层中，各煤层间用石门联络，如图1-2所示。图1-2 方案二示意图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5m处，轨道上山布置在K3煤层中，石门联系各煤层，如图1-3所示。图1-3 方案三示意图3.4方案间技术经济比较表1-1 掘进费用表方案工程

14、名称方案一方案二方案三单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）岩石上山（元/m）157811001.22 416.60.000.0011001.2208.3煤层上山（元/m）12840.000.0011001.22338.97611001.2169.5采区煤仓(元/m3)1441.23.1442/415/0.961516.90.000.001.23.1442/45/0.96155.65岩石平巷(元/m)11521.210/0.276525.040.000.000.000.00合计458.54（万元）338.976（万元）383.45（万元）表1-2 维护费用表方案工程名称方案

15、一方案二方案三单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）岩石上山（元/年m）40336016215.040.000.00168016107.52煤层上山（元/年m）900.000.00336016483.84168016241.92岩石平巷(元/m)80217.41627.80.000.000.000.00合计242.84（万元）483.84（万元）349.44（万元）表1-3 辅助费用表方案工程名称方案一方案二方案三单价工程量费用（万元）工程量费用（万元）工程量费用（万元）煤仓(元/m3)9511176.3111.860.000.00392.137.29岩石平巷(元/m)95

16、1217.420.670.000.000.000.00合计132.53（万元）37.29（万元）表1-4 费用总汇表（万元） 方 案费用项目方案一方案二方案三掘进费用458.54338.976383.45维护费用242.84483.84349.44辅助费用132.530.0037.29费用总计833.91822.816770.18百分率108.27%106.83%100%3.5上山方案选择综上所述，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不长，双煤上山的管理比较容易，掘进速度快，有利于迅速达产，故选择方案二，即双煤上山的煤层群联合布置的准备方式。表1-5 三种方案比较方案一方

17、案二方案三优 点：两条上山均布置在岩石中，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，增加掘进成本3.6采区内上、下区段交替时期通风系统在采区巷道布置平面图内，工作面布置和推进的位置应以达到采区设计产量及安全为准。工作面推进到距回风大巷30米处的位置，即为避开采掘超前影响所留设的30m护巷。第一区段和第二区段同时生产时的通风系统如图1-1所示，即在采区上山附近，第二区段工作面的回风平巷中设风门，隔开第一区段工

18、作面的进风，在中部车场附近开掘回风斜巷与运输上山相通，第二区段工作面的污风由回风平巷经运输上山进入回风井。3.7采区上、下部车场选型(1)考虑到采区上部采用顺向平车场具有车辆运行顺当、调车方便、通过能力大等优点,因此采用顺向平车场。(2)由于运输大巷距阶段运输大巷25m，采区生产能力大，故下部车场可选择大巷装车式下部车场，又因煤层倾角较大，选择顶底板绕道式车场。4. 采区中部甩车场线路设计设计条件为：大巷（双轨）、采区轨道上山（单轨）、区段石门（单轨）均为600mm轨距，轨道上山作辅助提升时，一次提一吨矿车三个。4.1斜面线路联接系统各参数计算4.1.1道岔选择及角度换算由于是辅助运输提升，故

19、道岔均选择DK615-4-12(左)道岔。道岔参数为，, 。已知斜面线路二次回转角，可求得，一次回转角的水平投影角： (为轨道上山倾角16)二次回转角的水平投影角： (为轨道上山倾角16)一次伪倾斜角：二次伪倾斜角为了使计算直观简便，做出车场线路布置草图如图1-5所示：图1-5车场线路布置草图4.1.2计算斜面平行线路联接点各参数图169 斜面平行线路联接设计采用中间人行道，线路中心距定为1800mm。为简化，斜面联接点线路中心距取与同值。斜面联接点曲线半径取为9000mm。则有：4.1.3计算斜面非平行线路联接点各参数 代入数据可得4.2确定竖曲线的相对位置4.2.1 竖曲线各参数计算取高道

20、的平均坡度，;取低道的平均坡度，;取低道竖曲线半径;暂定高道竖曲线半径。竖曲线各参数可按公式（20-9）（20-12）计算。由于两竖曲线均在二次伪斜角上起坡，公式中应以代入。高道竖曲线各参数计算：低道竖曲线各参数计算：4.2.2最大高低差H的计算辅助提升时，储车线长度按2钩车长度考虑，每钩车提1吨矿车3辆，故高、低道储车线长度各不小于。现暂取12m，起坡点间距暂设为零，按公式（20-6）： 暂定储车线长度及起坡点间距是为了计算高低差。该二暂定数值以后以计算结果为准。4.2.3竖曲线的相对位置L1及L2值计算按公式计算得： 代入数据计算得，计算得 负值表明低道起坡点超前于高道起坡点。其间距基本满

21、足要求，说明前面所取为20m为合适。4.3高、低道储车线各参数计算4.3.1闭合点O的位置计算设低道的高差为，则 式中，解上二式得4.3.2计算储车线长度高道储车线长度为11000;低道储车线长度为11000+1205=12205。由于储车线处于曲线段，低道处于外曲线，外曲线与内曲线弧长之差为。则低道储车线总长度为12205+1915=14120，但具有自动滚行的长度仍为12205，线段长度1915应为平坡，并位于闭合点之前。4.3.3平曲线各参数计算取平曲线内半径平曲线外半径平曲线转角 4.3.4计算储车线直线段长度d为低道储车线总长，等于14151;为平、竖曲线间插入段，取2000mm即为

22、在平曲线终止后，接709mm的直线段，然后接储车线第三道岔的平行线路联接点。4.3.5计算储车线单开道岔平行线路联接点长度 储车线道岔选为DK615-4-12,参数同前。则4.4甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度计算4.4.1总平面轮廓线尺寸m2、n2计算代入数值计算可得：，4.4.2 纵断面线路的各点标高计算设第二道岔岔心的标高2点标高3点标高；4点标高5点标高；6点标高；7点标高验算标高是否闭合。1点与7点高差为：代入数值计算得计算结果与7点标高相同，故标高闭合，计算无误差。二 采煤工艺设计1. 采煤工艺方式的确定1.1采煤工艺选择选取第一煤层，既K1煤层为对象，进行采煤工艺设计。由于K1煤层

23、厚度为3.5米，属于厚煤层，硬度系数f=2，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，进行综采开采。综采有利于合理集中生产，实现高产高效，效率高，具有显著的经济效益； 巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量；工作面搬家次数少。采煤工艺：工作面利用双滚筒采煤机破煤、装煤，刮板输送机运煤，液压支架进行支护，其上下端头用端头支架进行支护，并在上下顺槽中加强支护。1.1.1确定落煤方式 采用综合机械化双滚筒采煤机直接落煤装煤。1.1.2确定截深 式中：L-日推进度，m/天； A0-工作面设计生产能力，t/天 ； L1-工作面长度，m； h1-采煤机割煤高度，m -工作面采

24、出率，对于厚煤层取0.8; -煤的容重，t/m3;代入数据可得:L=(3305/1953.50.81.3)=4.8m 选择滚筒截深800mm，日进六刀，采用“四六制”，三采一准备的工作制度。1.1.3确定进刀方式进刀方式：采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式。进刀长度30 m，进刀深度0.8 m。采煤机进刀示意图如图2-1所示，进刀过程如下：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)；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)；再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至输

25、送机机头处(如图c所示)； 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)。图2-1 采煤机进刀方式图1.2综采工作面的设备选型 工作面选型的主要依据：表2-1 煤层赋存条件煤层厚度倾角硬度瓦斯浓度矿井生产能力3.5m162低120万t/a根据工作面的关键参数，查综采综掘高档普采设备类型配套图集选用编号为ZC137ZFS32L的配套设备，见表2-2。表2-2 工作面主要设备采煤机刮板输送机工作面液压支架MG300-WSGZ764/400ZFS4000/15/32L1.2.1采煤机的技术特征采煤机技术特征见表2-3：表 2-3 采煤机主要技术特征项目单位技术特征型号MG

26、300-W采高m2.13.7适应媒质硬度F=13煤层倾角35截深mm800滚筒直径m1.8牵引方式无链牵引力KN404牵引速度m/s06链条规格销轮齿轨滚筒中心距mm8389机面高度mm1600卧底量mm316电动机型号YSKBC300/300功率KW300台数台1电压VV1140冷却方式电机牵引、截割、摇臂均水冷喷雾灭尘方式内外喷雾控顶距mm2445最小不可拆卸件尺寸mm326012751039总重T40设计单位上海煤研院生产厂家鸡西煤机厂1.2.2刮板输送机选型刮板输送机选型原则：刮板输送机的输送能力应大于采煤机的最大生产能力，一般取1.22.5倍；牵引方式要跟采煤机相配套。根据以上原则，

27、选用SGZ-764/400型前部刮板输送机，其技术特征见表2-4：1.2.3支架选型及布置 表2.4 刮板输送机SGZ-764/400型主要技术特征项目单位技术特征设计长度m205出厂长度m150运输能力t/h900链速m/s1.1电动机型号YBRYSS100/200-8/4功率KW200电压V1480减速器速比1：27.635布置方式平行布置中部槽规格（长宽高）mm1500764222圆环链规格mm2692-c圆环链破断负荷KN1107.4刮板链形式准双边链刮板间距mm920与采煤机配套牵引方式无链总重t170.8生产厂家张家口厂回采工作面支护采用液压支架支护，根据工作面顶底板岩性及煤层厚度

28、、采高等条件，选用成套设备中的ZFS4000/15/32L型液压支架和BY540-13.5/33.5型端头支架。由于端头支架中心距1.5m，巷道宽度4.5m，考虑到巷道两帮变形，则上下两端各需端头支架数量为3架，即需要3架端头支架。工作面所需支架数量为： N2=197/1.5=131.3 架取N2=131架，即工作面所需液压之间数量为131架。则一个工作面共需要液压支架的数量为：N=N1+N2=4+131=135架。支架技术特征见表2-6。表2-5 液压支架主要技术特征见表项目单位技术特征标准型号ZFS4000/15/32L形式支撑掩护式单输送机支架高度m1.55-3.7宽度m1.431.6中

29、心距m1.5初撑力KN3694工作阻力KN4064支护强度MPa0.7对底板比压MPa1.43适应煤层倾角25供液泵压MPa29.4运输尺寸（长宽高）m51.431. 55重量t15.9设计单位沈阳煤研所制造厂家平阳机械厂1.2.4液压支架的校核（1）支架工作阻力校核结合经验和本设计实际情况，工作面液压支架支护强度按工作面最大采高的8倍进行计算，上覆岩层所需的支护强度按下式计算：FkHRgS 式中： k采高的倍数，这里取8；H工作面采高，3.5m； R顶板岩石容重，这里取2.35 t/m3；S支架的支护的面积，取7.15m3； F计算工作阻力，kN。F83.52.359.87.151000=

30、3425.0216 kN1.33.519560.8=4258.8吨Qr=3305吨采区设计生产为120万t/a，工作面日产量大于工作面设计日产量，能满足采区的产量要求。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205m的刮板输送机能满足工作面的运输要求。同时考虑到当前采矿界管理人员知识化、专业化、年轻化，所以工作面长度为195m在管理上是没有问题的。2.4顶板管理及通风 该采区顶板较稳定，一刀一放，采用及时支护，可有效控制顶板冒落等不安全因素，采用全部垮落发处理采空区，如长距离顶板不垮落，可采用人工强制放顶的方法处理顶板问题。考虑到本工作面的瓦斯涌出量较低，195m长的工作面通风问题能够解决。2.5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。所以根据条件，以高产量、高效率为原则，以尽量加快工作面的