采矿工程课程设计报告书.docx
《采矿工程课程设计报告书.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《采矿工程课程设计报告书.docx（23页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
采矿工程课程设计报告书
河南理工大学
《煤矿开采学》课程设计说明书
姓名：
学号：
学院：
能源科学与工程学院
班级：
采矿工程
指导教师：
职称：
副教授
前言
采矿课程设计是采矿工程专业学习的重要一环，它是继我们学过《井巷工程》、《采矿学》、《矿井通风与安全》等课程，以及通过生产实习之后进行的，其目的是巩固和扩大我们所学理论知识并使其系统化，培养我们运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高我们计算，绘图，查阅资料的基本技能，为毕业设计奠定基础。
依照老师精心设计的题目，按照大纲的要求进行，要求我们在规定的时间独立完成计算，绘图及编写说明书等全部工作。
煤层开采设计是煤炭开采重要环节，而煤矿开采技术根据煤层赋存条件的不同有很大差异。
开采方式不对会造成煤炭的极大浪费，甚至会造成伤亡事故的发生。
在21世纪，能源极为重要的时代，要适应蓬勃发展的社会经济，就必须优化开采技术，体现绿色开采和可持续发展策略，而合理的开采设计则能有效减少煤炭损失，将赋存在地下的煤炭高速度，高效率的回采出，满足祖国经济建设对能源的需求。
设计中要求严格遵守和认真贯彻《煤矿安全规程》、《煤矿工业矿井设计规》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策，设计力争做到分析论证清楚，计算精准，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计达到较高水平，但由于本人水平有限，难免有疏漏和错误之处，敬请老师指正。
2.3.3确定回采巷道布置方式.........................................................................7
2.3.4上下区段工作面交替生产的通风系统…………………………….....7
2.3.5采区上、下部车场的选型……………………………………………..7
第1章绪论
采矿课程设计是采矿工程专业学习的重要环节。
这次设计任务，煤层地质构造条件理想，我所在的组的设计任务是煤层平均倾角为20度，年生产能力为90万吨。
在设计过程中，我充分利用《采矿学》上所学知识，结合煤层构造实际情况，认真精确计算为原则，从技术和经济上着手，设计了一套在技术上可行，在经济上优越的采区设计方案。
由于自己能力有限，理解不够深刻，难免会出现错误，希望老师加以一定的帮助与更正。
以下是具体设计题目的条件。
1.设计题目的一般条件：
某矿第一开采水平上山阶段某采区开采K1煤层，煤层平均厚度3.5m，顶底板岩性如下表所示。
该采区走向长度2500m，倾斜长度980m，采区各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，K1煤层属简单结构煤层，硬度系数f=0.3，该采区K1煤层具备突出危险性，瓦斯含量为12m³/t。
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K3煤层底板下方25m处的稳定岩层中，为满足该采区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
煤层平均倾角为20度。
3.设计采区煤层及顶底板情况如下表1-1
厚度（m）
岩性描述
4.60
薄层泥质细砂岩，稳定
3.20
灰色细砂岩，中硬、稳定
0.3
碳质页岩，松软
3.5
K1煤层，煤质中硬，γ=1.30t/m³
3.20
灰白色粗砂岩、坚硬
24.68
灰色中、细砂岩互层
表1-1设计采区煤层及顶底板情况
第2章采区巷道布置
2.1采区储量与服务年限
2.1.1采区工业储量、设计可采储量的计算
确定采区生产能力：
采区生产能力是采区准备方式中重要参数，它不仅对准备巷道布置有较大影响，而且是采煤方法和生产系统等经济技术合理性的集中反应，确定采区生产能力的依据：
（1）采区生产能力与煤层赋存条件及地质条件相适应。
（2）采区生产能力与采区的合理的同采数目相适应。
（3）采取生产能力与采区储量相适应，以保证采区平衡生产的稳产期。
综上所述，采区生产能力定为90万吨/年。
①采区工业储量
Zg=H×L×m×γ（式2-1）
式中：
Zg----采区工业储量，万t；
H----采区倾斜长度，980m；
L----采区走向长度，2500m；
m----煤层的厚度，3.5m；
γ----煤的容重，γ=1.30t/m³；
Zg=980×2500×3.5×1.3=1114.75万t。
②采区设计可采储量：
矿井可采储量（Z）是矿井设计的可以采出的储量，故Z=（Zg-P）×C（式2-2）
式中：
Z----设计可采储量,万t；
Zg----工业储量，万t；
P----永久煤柱损失量，万t；
C----采区采出率，厚煤层不低于0.75，中厚煤层不低于0.8，薄煤层不低于0.8。
此处取0.8。
P=（2500×10×2+980×10×2）×3.5×1.3+80×960×3.5×1.3
=66.7万吨。
Z=（Zg-P）×C=（1114.75-66.7）×0.8=838.4万吨。
2.1.2服务年限计算与采区采出率的验算
①当矿井生产能力A一定时，可以计算出设计服务年限T。
T=Z／（A×K）（式2-3）
式中K———矿井储量备用系数，矿井设计一般取1.3。
T=Z／（A×K）=838.4／（90×1.3）=7.2年
②验算采区采出率。
采区采出率=采区实际采出量/采区工业储量×100%
采区采出率=（1114.75-66.7）／1114.75=94%>80%
符合规定。
2.2采区的再划分
2.2.1确定采煤工作面长度
合理的工作面长度能为工作面高产高效创造条件，在一定围增加工作面长度能获得较高产量并提高效率，降低成本，同时加大工作面长度，可以相对减少区段数目，减少巷道掘进量。
根据本采区煤层的基本条件，该煤层倾向长度有980米，且采煤工艺选取的是综采工艺，单一走向长壁采煤法，一次采全高。
由《采煤学》知：
综采工作面长度为150～240m，巷道宽度为4～5m，本设计选取5m，且生产能力为90万吨，最终选取4个区段，区段煤柱选10m，故工作面长度为：
L1={L-2×q-【（2×L2+p）×n-p】}/n
式中：
L1——工作面长度，m；
L2——区段平巷宽度，m；
L——采区倾向长度，m；
q——采区上下边界预留煤柱宽度，m；
P——护巷煤柱宽度，m；
n——区段数目，个；
L1={980-2×10-【（2×5+10）×4-10】}/4=222.5
取5的整数倍，所以取220米。
2.2.2确定采区的区段数目
4个。
2.2.3确定工作面生产能力
采区生产能力的基础是采煤工作面生产能力，而采煤工作面的产量取决于煤层厚度、工作面长度及推进度。
工作面日生产能力:
Qr=A/T
式中Qr——工作面日生产能力，t/d;
A——采区生产能力，t/a；
T——年工作日，330d。
所以Qr=A/T=900000/330=2727.27t/d。
2.2.4确定采区同采工作面数目及工作面接替顺序
本设计生产能力90万t/a，且工作面生产能力2727.27t/d。
采用单面达产，以实现高产高效集中化生产，满足矿井的生产需求。
采区工作面布置（双翼布置）如表2-1：
1101
停
采
线
80m
1102
1103
1104
1105
1106
1107
1108
表2-1煤层的区段划分
工作面接替顺序：
1101---1102---1103---1104---1105---1106---1107---1108
2.3确定采区准备巷道布置和生产系统
2.3.1完善采区开拓巷道布置
运输大巷布置在K3煤层底板下方25m处的稳定岩层中，回风大巷布置在煤层底板下方25米的岩层中，通过回风石门与工作面相连。
2.3.2采区巷道布置系统方案的分析比较；
就上山数目、位置提出布置方案，并进行技术分析与经济比较。
因为该煤层为高瓦斯，所以布置三条上山用来满足运输、行人和通风的要求。
下面列出两条可行性方案进行比较：
方案一：
三条岩石上山，将三条上山都布置在层底板岩石中，上山位于采区走向中央，通过石门与煤层相连，其中轨道上山布置在距离底板10m处，运输上山布置在下煤层15m处。
方案二：
一条煤层上山、两条岩石上山，将回风上山布置在煤层的煤层底板中，其中轨道上山布置距离底板10m处，运输上山布置在下煤层15m处。
⑴两种方案经济性比较
表2-2巷道掘进费单位：
万元
方案
工程名称
方案一
方案二
单价
工程量
费用
（万元）
工程量
费用
（万元）
岩石上山（m）
1578
960×3=2880
454.46
960×2=1920
302.98
煤层上山（m）
1284
0
0
960
123.26
岩石平巷（元/m）
1152
2×10／sin20°×4=233.9
26.95
0
0
合计
481.41
426.24
表2-3维护费用表单位：
万元
方案
工程名称
方案一
方案二
单价
工程量
费用
（万元）
工程量
费用
（万元）
岩石上山（m）
40×6.7
2880
77.18
1920
51.46
煤层上山（m）
90×6.7
0.00
0.00
960
57.89
岩石平巷（元/m）
80×6.7
233.9
12.54
0
0
合计
89.72
109.35
表2-4辅助费用表单位：
万元
方案
工程名称
方案一
方案二
单价
工程量
费用
（万元）
工程量
费用
（万元）
岩石上山
1164
2880
335.23
1920
223.49
煤层上山
1164
0
0
960
111.74
岩石平巷
1065
233.9
24.56
0
0
合计
359.79
335.23
方案一：
合计费用：
481.41+89.72+359.79=930.92万元
方案二：
合计费用：
426.24+109.35+335.23=870.82万元
⑵两种方案技术性比较
表2-5技术方案比较
方案一
方案二
优点：
三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
节省了一条岩石上山，减少了掘进费用
缺点
岩石工程量大，掘进费用高，工期长
回风上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。
从以上对比中可以看出，两岩一煤上山所需费用较少，在经济上更为合理，沿煤层掘进具有超前探煤的作用，再加上现在我国煤巷支护技术有了很大的提高，完全可以满足煤层上山的需要，综合考虑以上因素，确定的在岩层里布置两条上山。
即：
选两条岩石上山、一条煤层上山方式布置生产系统。
2.3.3确定回采巷道布置方式
回采巷道布置方式.：
沿空掘巷方式。
分析：
已知采区各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，煤层具备突出危险性，瓦斯含量为12m³/t。
可采用沿空掘巷开采。
说明：
在采区巷道布置平面图，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20米处的位置时停止，即为避开采掘超前影响所留设的20m护巷。
2.3.4上下区段工作面交替生产的通风系统，如图2-1。
图2-1区段接替期间同时生产时通风系统
2.3.5采区上、下部车场的选型
①采用上部平车场，车辆运行顺当，调车方便。
②采区下部车场选用大巷装车顶板绕道式车场，调车方便，线路布置紧凑，工程量小。
2.4采区中部甩车场线路设计
一、轨距
大巷（双轨），采区轨道上山（单轨），区段石门（单轨）均选用600mm轨距。
二、轨道上山作辅助提升，一次提升一吨矿车3个，设备型号
轨型：
15kg/m
三、中部车场设计
第二节斜面线路联接系统各参数计算
①道岔选择及角度换算。
由于是辅助提升，两组道均选用DK615-4-12（右）道岔。
岔道参数：
α1=α2=14°15′，a1=a2=3340mm，b1=b2=3500mm（以下非经注明，长度单位均为mm）
斜面线路一次回转角α1=14°15′；
斜面线路二次回转角δ=α1+α2=28°30′。
一次回转角α1的水平投影角α1’为：
α1’=arctan（tanα1/cosβ）=arctan（tan14°15’/cos20°）=14°33’18”（20°为轨道上山倾角）。
二次回转角δ的水平投影角δ’为：
δ’=arctan（tan（α1+α2）/cosβ）=arctan（tan28°30’/cos20°）=29°02’03”（20°为轨道上山倾角）。
一次伪斜角β’为：
β’=arcsin（cosα1sinβ）=arcsin（cos14°15’×sin20°）=11°37’32”
二次伪斜角β”为：
β”=arcsin（（α1+α2）sinβ）=arcsin（cos28°30’×sin20°）=10°31’41”
②计算斜面平行线路联接点各参数。
图2-2斜面平行线路联接
设计采用中间人行道，线路中心距S定为1800。
为简化，斜面联接点线路
中心距取与S同值。
斜面联接点曲线半径取9000，则
B=S•cotα2=1800×cot14°15’=7088mm
T1=Rtan0.5α2=9000×tan（0.5×14°15’）=1125mm
L=B+T1=7088+1125=8213mm
m=S/sinα2=1800/sin14°15’=7313mm
（2）确定竖曲线的相对位置
①竖曲线各参数计算。
取高道平均坡度iG=11‰，γG=arctaniG=37’49”；
取低道平均坡度iD=9‰，γD=arctaniD=30’56”；
取低道竖曲线半径iD=9000；
暂定高道竖曲线半径iG=20000。
高道竖曲线各参数计算：
βG=β”－γG=10º31’41”－37’49”=9º53’52”
hG=RG（cosγG－cosβ”）=20000（cos37’49”－cos10º31’41”）=336
lG=RG（sinβ”－sinγG）=20000（sin10º31’41”－sin37’49”）=3434
TG=RGtan0.5βG=20000×tan（0.5×9º53’52”）=1732
KPG=RGβGº/57.3=20000×9.9/57.3=3455
同理可求得低道各参数：
βD=11º02’37”、hD=151、lD=1723、TD=867、KPD=1734mm
②最大高低差ΔH的计算。
辅助提升时，存车线长度按2钩车长度考虑，每钩车提一吨矿车3辆，故高、低道存车线不于2×2×3=12m。
现暂取12m，起坡点间距暂设为零，则：
ΔH=12000×11‰+12000×9‰=132+108=240mm。
暂定存车线长度及起点间距是为了计算高低差ΔH，该二暂定值将以计算为准。
③竖曲线相对位置的确定。
负号表明低道起坡点超前于高道起坡点。
其间距基本满足要求，说明前面所取RG为20m合适。
（3）高、低道存车线各参数计算
①闭合点O的位置计算，如下图所示。
设低道的高差为x，则
tanγD=（x－Δx）/LhG=0.009
tanγG=（H－Δx）/LhG=0.011
式中Δx=L2iD=388×9‰=3.5，解上二式得
（x－3.5）/0.009=（249－x）/0.011
x=110
LhG=（110－3.5）/0.009=11833mm
②计算存车线长度。
高道存车线长度为11833。
低道存车线长度11833+388=12211（自动滚行段）。
由于低道处于外曲线，故低道存车线总长度为12221+ΔkP=14136。
③平曲线各参数计算。
平曲线半径R=9000
平曲线外半径R外=9000+1800=10800
平风线转角θ=90º－29º02’03”=60º57’57”
Kp=R（90º－δ’）/57.3=9000×60.97º/57.3=9576
Kp外=R外（90º－δ’）/57.3=10800×60.97º/57.3=11491
ΔKp=Kp外－Kp=11491－9576=1915
T=Rtan（（90º－δ’）/2）=9000×tan（60º57’57”/2）=5298
T外=R外tan（（90º－δ’）/2）=10800×tan（60º57’57”/2）=6357
④计算存车线直线段长度d。
d=LhD－C1－Kp外
LhD为低道存车线总长，等于14316
C1平、竖曲线间插入段，取2000
d=14316－2000－11491=645
即在平曲线终止后接645mm的直线段，然后接存车线第三道岔的平行线路联接点。
⑤计算存车线单开道岔平行线路联结点长度Lk存车线道岔选用ZDK615-4-12，参数同前。
则：
Lk=a+B+T1=3340+7088+1125=11533
（4）甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度计算。
纵断面线路的各点标高计算。
设第二道岔岔心O”的标高h
=±0
2点标高h
=－（L－L1）sinβ”=－（8213－1346）sin10°31’41”=－1255
3点标高h
=－h――h
=－1255－336=－1591
4点标高h
=－h
－130=－1721（LhG•iG）=11833×0.011=330）
5点标高h
=h
=－1721
6点标高h
=h
－110=－1831（LhD•iD）=12221×0.009=110）
7点标高h
=－h
+hD=－1831+151=－1680
验算标高是否闭合。
1点与7点高差h
－
为：
h
－
=－（msinβ’+T1sinβ”）=－（7313×sin11°37’32”+1125×sin10°31’41”）=－1680
计算结果与7点标高相同，故标高闭合，计算无误差。
设
及
’相对标高为±0.000m
点标高为：
h2=－AOsinγDcosγD=－34800×sin34’23”×cos34’23”=－0.346m
点标高为：
h3=h2－TDsinγD+TDsinθ=－0.346－2.×sin34’23”+2.×sin25°
=0.497
、
'’标高为：
h4=h4'’=h3+lCDsinθ=0.497+2.186sin×sin25°=1.687m
'’标高为：
h2'’=h4'’（TGsinθ+TGsinγD）=1.687－（3.262×sin25°+3.262×27'’0"”
=0.28m
以高道计算
'’：
h2'’=BOsinγGcosγG=35×sin27'’0"”×cos27'’0"”=0.28m
高低道闭合无误。
第3章采煤工艺设计
3.1采煤工艺方式的确定
1、采煤工艺
本设计采区的煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，属简单结构煤层，煤厚3.5米，采用综采，一次采全高。
可以实现高采、高效、安全、低耗、且劳动条件好，劳动强度较小。
主要工序：
割煤—→移架—→推移输送机
2、设备选型
选用国产设备见表3-1
序号
名称
型号
数量
1
采煤机
MG300/690-W
1
2
刮板输送机
SGZ764/400
1
3
液压支架
ZZS6000-17/37
147
4
端头支架
PDZ（掩护式）
6
5
刮板机
SZZ-764/132,
1
6
胶带输送机
SSS1000/2×160
1
表3-1设备型号资料表
3、采煤与装煤
①落煤方式：
机械落煤
②确定截深：
e=Qr/（L1×d×r×C）
e--------采煤工作面日进尺，米；
Qr-------工作面日生产能力；
L1-------工作面长度；
d-------煤层厚度；
C-------工作面采出率，%；取0.95。
e=Qr/（L1×d×r×C）
=2727.27/（220×3.5×1.3×0.95）=2.87米
所以选择滚筒截深800mm,日进四刀,采用“三八制”，两采一准备的工作制度。
则工作面日进尺0.8×4=3.2米。
③进刀方式：
采区割三角煤端部斜切进刀方式，往返一次进两刀。
根据煤层的实际情况，选用采煤机型号为MG300∕690-W，其各项参数如表3-2。
型号
MG300∕690-W
采高
1.8m～4.2m
适应硬度
0～3
煤层倾角
≤40°
截深
800mm
滚筒直径
1.8m
卧底量
314mm
牵引方式
液压无链
牵引力
45KN
牵引速度
0～6.6m∕min
电压
1140V
电机功率
2×345KW
总质量
41吨
设计单位
鸡西煤矿机械集团
表3-2采煤机主要参数
割三角煤方法进刀过程如图3-1：
图3-1割三角煤进刀方式
①采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚留有一段下部煤，如图3-1（a）。
②调换滚筒位置，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段反向割入煤壁，直至输送机直线段为止。
然后将输送机送机移直，如图3-1（b）。
③再调换两个滚筒上下位置，重新返回割煤至输送机机头处，如图3-1（c）。
④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3-1（d）。
4、运煤
使用刮板输送机、机、破碎机、胶带输送机运煤。
工作面可弯曲刮板输送机型号：
SGD—630/180，其各项参数如表3-3
型号
SGD—630∕180
适用条件
缓斜2.8~4.5综采面
出厂长度
200米
运输能力
400吨/h
刮板链形式
双边链
电动机型号
DSB—90
电机功率
2×90kw
电机电压
1140V
总质量
117.31吨
制造厂
厂、西北一厂、厂
表3-3刮板输送机主要参数
5、工作面顶板支护
液压支架型号：
ZZ400/18/38；端头支架型号：
T1C5480-22/42
移架方式：
顺序移架；支护方式：
为防止片帮和冒
升级会员 