《煤矿开采学》课程设计 120万ta厚煤层带区设计Word文档格式.docx
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4.20
灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬
----------
---
7.80
灰色砂质泥岩
3.0
K2煤层，γ=1.30t／m3
4.60
薄层泥质细砂岩，稳定
……………………….。
3.20
灰色细砂岩，中硬、稳定
2.20
K3煤层，煤质中硬,γ=1.30t／m3
。
灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60～80MPa
24.68
灰色中、细砂岩互层
第一章带区巷道布置
第一节带区储量与服务年限
1、带区的生产能力
带区生产能力选定为120万t/a
2、计算带区的工业储量、设计可采储量
1.带区工业储量
由公式Zg=H*S*mi*r（公式1-1）
式中Zg-----带区工业储量，万t
H------带区倾斜长度，1100m
S-------带区走向长度，3000m
m------煤的厚度，
Zg=1100*3000**1.3=2960.1（万t）
设计可采储量Zk=（Zg-p）*C（公式1-2）
式中：
Zk------设计可采储量,万t
Zg------工业储量，万t
p--------永久煤柱损失，万t（边界煤柱）
C---------带区采出率，厚煤层不低于75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。
此处厚煤层去75%
说明：
p为边界煤柱损失，包括上、下、左、右留下的煤柱
即为p=p1+p2–p3（公式1-3）
p1---------左右煤柱损失量之和
P2---------上部煤柱损失量
P3---------上面两个角重复煤柱的损失量之和
P=2*202*20*25*1.3*6.9=万t
Zk=（2960.1-）*75%=2140.7万t
3.带区服务年限
由T=Zk/（A*k）………（公式1-4）
T———带区服务年限，a;
A——带区生产能力，120万t；
Zk——设计可采储量，2140.7万t
K——
T=2140.7/（120*1.4）=a
4.验算带区采出率
a.对于k1厚煤层：
C=（Zg1-p）*C工作面/Zg1……（公式1-5）
C———带区采出率，%；
C工作面———工作面采出率，%；
厚煤层取93%
Zg1———带区煤层的工业储量，2960.1万t；
p———带区煤层的永久煤柱损失，万t；
C=（Zg1-p）*C工作面/Zg1
=（2960.1-）*93%/2960.1
=%>
75%满足要求
第二节带区内的再划分
1.确定工作面长
由已知条件知：
该煤层为倾斜长度1100m。
且采煤工艺选取的是较先进的综采，分层分采采煤法，由《采煤学》所学知识得知，综采工作面长度一般为120m—250m，巷道宽度为4m～5m,本题目选取5m，且带区生产能力为120万t/a，一个厚煤层的一个带区便可以满足生产要求，最终选定16个带区，带区边界煤柱左右均为20m,对拉工作面间采用即8对对拉工作面，依次之间留小煤柱4m，故工作面长度为：
L=（3000-2*20-4*7）/16=（m）
为方便采煤施工，工作面长度取为183m整数。
多余长度算入边界保护煤柱。
2.确定工作面生产能力
带区生产能力的基础是采煤工作面的生产能力，采煤工作面的生产能力取决于煤层厚度（采用分层分采上层采高为3m、下层采高为）工作面长度和推进度。
一个采煤工作面的生产能力可由下式计算：
A0=L采*V0*m*γ*C……（公式1-5）
式中：
A0————工作面生产能力，120万t/a;
L采————工作面长度；
183m，
V0————工作面推进度.
m----煤层厚度3m
γ——煤容重，t
/m3
C———0.97，厚煤层
V0=A0/（L采*m*γ*C）=1200000/（183*3*1.30*）=1808m
工作面推进度：
V0=0.63*N*300
所选采煤机截深为630mm即
N------------每个工作日进刀数
300----------一年300个工作日
故:
N=1808/（0.63*300）=刀实际每个工作日进刀为10刀
此时一个采煤工作面的生产能力：
A0=0.63*183*3*1.3*5*300=万t/a
对拉采煤工作面的生产能力：
A1=67.4*2
3．确定带区内工作面数目及接替顺序
由于带区生产能力为120万t/a,且对拉工作面生产能力为万t,对于K1煤层布置一个对拉工作面便可满足生产要求。
对于k1煤层，其厚度为,布置一个对拉工作面便可以满足生产要求。
K1煤层开采顺序：
1→2→3→4→5→6→7→8
说明：
以上箭头表示方向为工作面推进方向。
第三节确定带区开拓巷道布置及生产系统
1．确定带区内开拓巷道布置
根据题目所选条件，完善带区所需的开拓巷道。
运输大巷布置在k1煤层底板下方50m处的稳定岩层中。
2．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，自然发火倾向较弱。
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。
3．方案选择
方案一：
分带单独布置
每一个分带分别开斜巷进入上部煤层，每一个分带都布置一个煤仓直通运输大巷。
方案二：
带区联合布置
运输大巷通过材料斜巷进入上部煤层，在上部煤层布置运煤集中平巷，整个带区布置一个煤仓。
技术经济比较：
巷道硐室掘进费用
方案
方案一
方案二
工程名称
单价（元）
工程量（m）
费用（万元）
回风运料斜巷（m）
1578
152×
16=2432
2=304
进风行人斜巷（m）
94×
16=1504
2=188
煤仓（元/m3）
144
×
4^2×
25×
16/4=5024
2/4=628
集中平巷（元/m）
831
3600-10×
2=3580
合计
巷道硐室掘维护费用
16×
小计
16=6408
19.2240
集中平巷（m）
2×
2577×
生产经营费用
斜巷（m）
1164元/m
煤巷（m）
951元/m
16=400
2=50
费用汇总表
矿井费用名称
掘进（万元）
维护（万元）
生产（万元）
总计（万元）
方案一：
系统简单，通风容易，但生产调度管理复杂，煤仓太多，维护困难，装煤点多，管理复杂。
采用集中化生产，从根本上克服了方案一的缺点。
虽然方案二维护费用高，但从技术和管理等方面的综合分析，选择方案二更优越。
综上所述，选择带区联合布置方式，巷道布置情况见巷道布置图、带区巷道剖面4确定带区通风布置系统
各煤层通风系统为：
运输大巷→材料斜巷→煤层运输集中平巷→分带运输斜巷→采煤工作面→分带回风斜巷→回风大巷
第二章采煤工艺设计
第一节采煤工艺方式的确定
1.选第一煤层，即k1煤层为对象设置采煤工艺。
分采k1煤层第一分层厚度为3m，属于中硬煤层，故可用综合机械化采煤工艺。
下层煤采用放顶煤方式。
经查《采矿设计手册》得知：
根据煤层的实际情况，选用MG880WD采煤机，参数如下：
采高～3.7m
适应煤层硬度f=1～3
煤层倾角≤35°
截深630mm
滚筒直径1.6m
牵引式无链
牵引力532KN
牵引速度0～7m/min
滚筒中心距8180mm
机身高度1499mm
卧底量200mm
该滚筒采煤机由鸡西煤机厂制造。
2.采煤与装煤
落煤方式：
采用双滚筒采煤机直接落煤。
进刀方式：
斜切进刀，双向割煤。
截深：
采煤机截深选为630mm。
上下进刀长度：
20~25m。
3、运煤
运煤选用SGZ—764/500型可弯曲刮板输送机。
SGZ—764/500型可弯曲刮板输送机技术特征表：
型号
SGZ—764/500型
规格
性能
运输能力t/h
1100
设备高度m
200
传送速度m/s
刮
板
链
型式
双链
30*108t
破断负荷kn
1107
间距mm
1080
偶
合
器
介质
减速器速比
1：
308L
布置方式
平布
电
动
机
KBYD—680/250
功率
2*250*125
电压v
1140
4支护与处理采空区
k1煤层厚度，煤层结构简单，因此为减少煤柱损失，采用分层分采工艺。
为提高煤的冒放性和采出率，提高安全性与减少夹矸，上层煤采完后直接采用人工假顶，下层煤直接采用放顶煤开采，并考虑到矿压和煤层倾角较大时的支架稳定性，放顶煤支架选择低位双输送机
ZFS5200—17/32型，其技术特征如下表：
分类
初承力
KN
支护强度
Mpa
拉架力
外型长
m
重量
t
放煤方式
低位
双输
ZFS5200
—17/32
5200/4552
155/395
4046
18
插板式
无脊背
5、架中心距：
6、移架方式
有依次顺序、分组交错和成组整体顺序式三种。
且由于分组交错式，移架速度快，能满足采煤机快速牵引的需要，适用于顶板比较稳定的高产工作面。
故选用分组交错式。
7．支护方式
由于k1煤层f=2，为防止片帮和冒顶，因此选用及时支护。
8．端头支架
经查《采矿设计手册》得到：
PDZ端头支架（掩护式），支架参数如下：
支撑高度～
工作阻力9000KN
初撑力7070KN
支护强度0.51Mpa
该支架由郑州煤机厂制造。
9．超前支护方式和距离
由于采用综放开采，支撑压力分布范围大，峰值点距煤壁前方5-15m,分布范围10-30m，所以超前支护的距离为25m。
选用单体支柱和金属铰接顶梁支护。
铰接顶梁的长度为1200mm。
10．计算工作面的支架需求量
N=L*E
式中：
N————工作面支架数目，取整数；
L————工作面长度，m；
E————架中心距；
N=183/1.5=122（架）
端头支架：
由于巷道宽度为5m，而架宽为1.6m，因此选3架，即，两端共有6架。
11．处理采空区
一般采用全部跨落法处理。
第二节．工作面合理长度的验证
1、煤层地质条件
该带区内的两层可采煤层的地质条件对于布置高产高效工作面非常有利。
煤层厚度适中，倾角不大且顶底板稳定，无明显影响生产的地质构造，瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，便于布置较长的工作面进行回采。
2、工作面生产能力
工作面的设计生产能力为：
A0=L采*V0*m*γ*C=120万t。
A0：
工作面生产能力；
L采：
带区工作面长度；
C：
带区采出率；
γ：
煤层容量；
m：
煤层总厚度；
V0：
工作面推进度；
K1煤层的实际生产能力为：
A1=L*E*N*r*M=67.万t
A1：
K1工作面生产能力；
L：
K1工作面产度；
E：
架中心距；
N：
支柱和顶梁数量；
R：
煤的实体密度；
M：
煤层厚度。
A1与A0的差值在允许的范围内，可以达到生产要求，工作面的长度确定的合理。
3、运输设备及管理水平
带区生产选用的设备均为国内先进的的生产设备，能满足工作面的长度、产量和进度的要求，管理较高，有利于生产。
4、顶板管理及通风能力
该带区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综放工作面的长度一般在120~250m，所以选择的工作面的长度合适。
5、经济合理的工作面
工作面的长度与地质因素及技术因素的关系十分的密切，直接影响生产效率所以根据条件，以高产量、高效率为原则选择合理的工作面长度。
合理的工作面以生产成本低，经济效益高为目标。
尽量加快工作面的推进速度，减少巷道的维护时间，降低回采总成本，使设备、资源得到最高利用。
第三节采煤工作面循环作业图表的编制
1、正规循环作业图表
2、劳动组织表
工作面劳动组织表
序号
班数
工种
一
二
三
1
班长
2
6
采煤机司机
3
输送机司机
4
转载机司机
5
胶带机司机
移架工
9
7
放煤工
8
推（拉）溜工
超前维护工
10
电器修理工
11
运料工
12
安全质检员
13
清架工
14
送饭工
15
油泵工
16
检修工
23
33
79
项目
单位
数量
备注
煤层厚度
煤层倾角
°
采高
3.0
采煤机
台
液压支架
架
250
端头支架
刮板输送机
部
破碎机
转载机
胶带输送机
循环进尺
日产量
生产方式
二班半采半班准备
出勤人数
人
回采工效
t/工
57
截齿消耗
个/万t
20
17
乳化液消耗
Kg/万t
180
油脂消耗
70
19
日循环数
个
2.5
3、技术经济指标表
工作面技术经济指标表
小结
做完这次设计后我有种如释重负的感觉，收获很多，没做之前想得太过简单，以为只要把资料收集好就万事俱备了，具体操作时才知道自己错了，只有想法犹如纸上谈兵，根本解决不了实际问题。
想象和现实相差太远，做事不能太盲目，要深思熟虑。
毕业设计不仅是对所学知识的一种检验，而且也是对自己能力的一种提高。
通过这次毕业设计使我明白了自己原来知识还比较欠缺，自己要学习的东西还太多，通过这次毕业设计，我明白了学习是一个长期积累的过程，在以后的工作、生活中都应该不断的学习，努力提高自己知识和综合素质。
俗话说万事开头难，我相信经过这次的历练，我以后一定会做得更好，更出色。
让我感触最深的是知识一定要通过实践来体现。
一个人即使满腹经纶也需要一个平台来展示，我们正是通过作品展示了我们学习的价值。
这次设计虽然也有些不足之处，但我相信在以后的工作学习中我定会引以为戒，将不必要的失误消灭在萌芽中。
整体上来说我还是比较满意，没有出现什么大的失误，通过做设计，我对采矿流程也有了进一步的了解。
在设计过程中，通过查阅大量相关资料，与同学交流经验，使自己学到了不少知识，也经历了不少艰辛，获益匪浅。
在整个设计中我懂得了许多东西，培养了我独立工作的能力，树立了对自己工作能力的信心，同时也是对自己的进一步肯定。
相信会对今后的学习工作生活有非常重要的影响。
这次毕业设计使我充分体会到了在创造过程中探索的艰难和成功时的喜悦。
这次能顺利完成设计，特别要感谢老师的指导和同学的帮助。
参考文献
1、徐永圻、陈炎光《中国采煤方法》徐州：
中国矿业大学出版，1991
2、徐永圻《中国煤矿采煤方法图集》徐州：
中国矿业大学出版社，1990
3、张先尘、钱鸣高《中国采煤学》北京：
煤炭工业出版社，2003
4、徐永圻《采矿学》徐州：
中国矿业大学出版社，2003
5、陈郑正《采煤专业课程设计指导书》徐州：
中国矿业大学出版社，1998
6、钱鸣高、石平五《矿山压力及岩层控制》徐州：
中国矿业大学出版，2003
7、张荣立、何国纬、李绎《采矿工程设计手册》2003
8、汪理全《采矿学》课程设计大纲徐州：
中国矿业大学采矿工程系，2005
9、曹允伟《煤矿开采方法》北京：
煤炭工业出版社，2005
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