煤矿开采学课程设计实例1Word格式.docx
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....
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，丫=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
三、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.米煤工艺设计及编制循环图表。
四、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》所学的知识，每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。
本课程设计要对设计方案进行技术分析与经济比较。
五、设计说明书内容
，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开掘工程量和维护费比较。
第一章采（带）区巷道布置
第一节采区储量与服务年限
一、采区的生产能力定为150万t/a,煤层平均倾角为16
（一）计算采区的工业储量、设计可采储量
1、采区生产能力选定为150万t/a
2、米区的工业储量、设计可米储量
（1）采区的工业储量
Zg=HXL^m什m2+m3）^丫（公式1-1）
式中：
Zg----采区工业储量，万t;
H----采区倾斜长度，1100m；
_一3
L----采区走向长度，3000m；
y---煤的容重,1.30t/m;
m1----K1煤层煤的厚度，为6.9米；
m2----K2煤层煤的厚度，为3.0米；
m3----K3煤层煤的厚度，为2.2米；
Zg=1100X3000>
（6.9+3.0+2.2）1.3=5190.9万t/a
K煤层工业储量：
乙1=1100X3000W.9X.3X1.30X10-4=2960.1万t
Zg2=1100X3000X3.0X1.30X10-4=1287万t
Zga=1100X3000X2.2X1.30X10-4=943.8万t
则矿井工业储量为:
Zg总=2960.1+1287+943.8=5190.9万t
（2）设计可米储量
ZK=（Zg-p）XC（公式1-2）
Zk—设计可米储量,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，厚煤层可取75%,中厚煤层取80%,薄煤层85%
本设计条件下取80%
采区上边界采用30m防水煤柱，下边界留30m保护煤柱。
左右边界留
15m边界煤柱
Pmi=30X2X3000>
6.9*3+15老01100-302）為.9*3=189.446万tPm2=30X2X3000>
3.0*3+15老01100-302）>
3.0*3=82.368万tPm3=30X2>
3000>
2.2*3+15>
2>
11000-302）>
2.21.3=60.403万tP----上下两端永久煤柱损失量，左右两边永久煤柱损失量，万t;
Zk1=（Zg1-P1）xC1=（2960.1-189.446）075=2077.991万tZk2=（Zg2-p2）XC2=（1287-82.368）0.80=963.706万tZk3=（Zg3-P3）>
C3=（943.8-60.403）0.80=706.718万t
则矿井设计可采储量：
ZK=2077.991+963.706+706.718=3748.415万t
（3）
（公式1-3）
采区服务年限
T=Zk/AXK
T----采区服务年限，a;
A----采区生产能力，150万t;
Zk----设计可采储量，3748.415万t；
K----储量备用系数，取1.4。
T=Zk/A*=3748.415万t/（150万tX1.3）=19.22a取19年。
（4）、验算采区采出率
1、对于K1厚煤层：
对于K煤层:
p1支柱=4X30X6.9X1.3=0.87
C1=（Zg1-p1-p支柱）/Zg1——（公式1-4）
C1-----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
Cl=（Zg1-pi）/Zg1
=（1100X3000>
6.9*3-（30>
2X3000>
6.9X.3+152^（1100-302）為.9>
1.3））/1100300>
6.91.3=93.6%>
75%满足要求
2、对于K2中厚煤层：
C2=（Zg3-p3）/Zg3（公式1-5）
C2----采区采出率，%；
Zg2----K2煤层的工业储量，万t；
P2----K2煤层的永久煤柱损失，万t，取Zg2>
4%；
C2=（Zg2-p2）/Zg2
=〔（1100^000>
3.01.3）-（30>
2$000>
3.01.3+152*（1100-30X
2）>
3.0X.3）〕/1100>
3000>
3.01.3=93.6%>
80%满足要求
3、对于K3中厚煤层：
C3=（Zg3-p3）/Zg3（公式1-5）
C3----采区采出率，%；
Zg3----K3煤层的工业储量，万t；
P3----K3煤层的永久煤柱损失，万t，取Zg3M%;
C3=（Zg3-p3）/Zg3
=〔（1100>
.2>
.3）-（30>
.3+15>
>
（1100-30>
.3）〕/1100>
2.2>
.3=93.6%>
第二节采区的再划分
一、确定工作面长度及采区区段数目
由已知条件知：
该煤层倾向共有：
1100m的长度。
且采煤工艺选取的是先进的综采，一次采全高放顶煤法，由《采煤学》所学知识得知，综放工作面长度一般为130m—190m巷道宽度为4m^4.5m,本题目选取4.5m,且采区生产能力为150万t/a，一个中厚煤层的一个区段便可以满足生产要求，最终选定5个区段，
区段煤柱选为25m,故工作面长度为：
L=（1100-30）/5-4.5>
2-25=180（m）
取5m的整数倍，所以取L=180m
二、确定工作面生产能力
采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、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：
Ao=L采xV）xmKYXC
A――工作面生产能力，万t/a;
L采工作面长度；
m,
Vo——工作面推进度.综采面年推进度可达1000-2000m取1100m
Y煤容重，t/m3
C――工作面采出率，一般为0.93—0.97，取0.93
A0=L采XV0XmxYxC=180x1100X6.9x1.3x0.93=165.17万t
三、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序
由于采区生产能力为150万t/a,且工作面生产能力为165.17万t,对于K煤层布置一个工作面便基本可满足生产要求（由于所选采煤机截深为800mm—天共
进6刀，故工作面生产能力为：
0.63x6x165.17x6.9x1.3x0.93x330=
171.74万t，而对于&
、K3煤层可采取两个工作面同时回采，以满足生产要求。
其具体回采顺序如：
表1.1所示：
表1.1回采顺序表
10102
10101
10202
10201
10302
10301
10104
10103
10204
10203
10304
10303
10106
10105
10206
10205
10306
10305
10108
10107
10208
10207
10308
10307
10110
10109
10210
10209
10310
10309
10112
10111
10212
10211
10312
10311
K1煤层
K?
煤层
K3煤层
对于K1煤层，其厚度为6.9m,布置一个综放工作面便可以满足生产要求。
对于3.0m的Kz煤层和2.2m的K3煤层采取两个工作面同时生产，以满足生产要求。
K1煤层开采顺序：
10102—10101—10104—10103—10106—10105—10108—
10107—10110^1010"
10112—10111
煤层开采顺序：
（10201，10203）—（10202，10204）—（10205，10207）（10206,10208）—（10209,10210）—（10211，10212）
K煤层开采顺序：
（10301，10303）—（10302，10304）—（10305，10307）（10306,10308）—（10309,10310）—（10311，10312）
说明：
以上箭头表示方向为工作面推进顺序，括号内为同采工作面。
第二节确定米区内准备巷道布置和生产系统
、完善开拓巷道
为了减少煤柱损失提高采出率，利于灭灾并提高经济效益，根据所给地质
条件及采矿工程设计规划，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，两巷水平间距相距
961.26mo
、确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较
1.确定米区内准备巷道布置
根据题目所选条件，完善采区所需的开拓巷道及准备巷道。
还需两条上山。
2•布置上山数目、位置及进行方案关于技术经济比较:
万案一一煤一岩上山布置，运输上山布置在ka煤层底板下10m处，轨道上山布
置在煤层中，如图一
万案一
两条岩石上山布置，两条上山均布置在k3以下的岩层中，如图
1
一T
图一
图二
3.可行性方案选择
巷道以及硐室的掘进费用
、、、万案项目、
（万元）
万案二
岩石上山
（1000-40）*1578=151.5
（1000-40）*1578*2=303
煤层上山
（1000-40）*1284=123.3
回风石门
44.8/sin160*1152=18.7671
区段石门
29.8/sin160*1152=12.4834
变电所
（2.25*4+2.5*4+n
2
/4*4）*144=0.4886
绞车房
（2.75*3.5+n
/4*4）*162=0.3593
采区煤仓
n/4*82*32*144=29.6616
总费用
334.5
364.
巷道以及硐室的维护费用
、、万案
项目\
s
（1000-40）*30*11=31.8
（1000-40）*30*2*1仁63.1
（1000-40）*90*11=95.1
44.8/sini6*80*29.76=38.7853
29.76*29.8/sini6*80=25.7992
62*30*29.76=5.5353
i.2*2824*0.6*0.38i=0.0774
i96.96
i32.97
方案一的总费用：
531.46万元
方案二的总费用：
496.97万元
从如上的经济比较中，可以看出双岩上山所需的总费用要比一煤一岩上山所需的总费用要少，因此在经济上更加合理，双岩上山维护费用少且无需留煤柱。
综合考虑以上因素，可采用在K3煤层下15m处集中布置两条岩石上山，。
即：
选中双岩上山方式布置生产系统。
4、确定工作面回采巷道布置方式.
Ki煤层为厚煤层，单独开采时，可满足生产要求，故先开采Ki煤层，Ki
煤层采完后，接着采K2，K3煤层。
考虑到Ki煤层生产能力较大，且矿井瓦斯涌岀量较低，为更好地进行工作面接替，减少煤柱损失，故采用沿空掘巷。
沿采空区留5m的护巷煤柱。
在采区巷道布置平面图内，工作面布置及推进的位置应以达到采区设计产量为准。
由于Ki、K2、K3煤层采取联合布置的开采方式，且岩体较稳定煤层上山易维护，故在Ki煤层两侧各留5m边界煤柱。
煤层适合综采一次采全高放顶煤。
K2、K3煤层一次采全高。
5、采区上、中、下部车场选型
采区上部车场选用单道顺向平车场；
采区下部车场选用大巷装车顶板绕道式，由于煤层倾角为i6。
，而且顶底板
围岩稳定，所以选用该形式的车场。
第四节采区中部车场或带区下部车场路线设计
i、采区中部车场
该采区开采近距离煤层群，轨道上山布置在底板岩石中，倾角为16°
向
区段石门甩车。
轨道上山和石门内均铺设600mn轨距的线路，轨形为15kg/m,
采用1t矿车单钩提升，每钩提升3个矿车，要求甩车场存车线设双轨高低道。
斜面线路布置采用一次回转方式。
第二章采煤工艺设计
第一节采煤工艺方式的确定
一、选取Ki煤层为对象，进行采煤工艺设计。
1、选第一煤层，即K1煤层为对象设置采煤工艺。
且K1煤层厚度为6.9m,属于中硬煤层，故可用综合机械化采煤一次采全高放顶煤工艺。
2、选用国产设备
经查《采矿设计手册》得知：
根据煤层的实际情况，选用MG880W采煤机,
参数如下:
米咼
1.8
〜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
〜7m/r
滚筒中心距
8180mm
机身高度
1499mm
卧底量200mm
该滚筒米煤机由鸡西煤机厂制造。
3、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，如图所示
21
（c）
（d）
3m放3.9m。
采放比：
由经验可知，采放比在1：
1-3之间为合理，故取采采放比为：
1：
1.3。
截深：
采煤机截深选为630mm
上下缺口长度：
20~25m
放煤步距：
由于顶煤厚度较大，则放煤步距采用两采一放。
放煤方式：
单轮、间隔、多口放煤。
（实践证明：
该方式丢煤少，混矸少,又易于实现高产高效，故采用。
）
4、运煤
运煤选用SG—764/500型可弯曲刮板输送机。
SG—764/500型可弯曲刮板输送机技术特征表：
型号
SG—764/500型
规格
运输能力t/h
1100
性能
设备高度m
200
传送速度m/s
1.21
刮
型式
双链
板
30*108t
链
破断负荷kn
1107
间距mm
1080
偶
合
介质
器
减速器速比
308L
布置方式
平布
电
KBY—680/250
动
功率
2*250*125
机
电压V
1140
5、支护与处理采空区
K1煤层厚度6.9m，煤层结构简单，因此为减少煤柱损失，采用综放回采工
艺。
为提高煤的冒放性和采出率，减少煤层，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
分
初承力
支
拉架力
外
重
类
KN
护强度
型长
量
煤方
Mpa
m
t
式
S5200-17/32型，其技术特征如下表:
放
低
ZFS520
5200/455
0.7
155/39
404
插
位
6
5
8
板式
双
——
无
输
17/32
脊背
6架中心距：
1.5m
7、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。
8、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。
9、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：
支撑咼度
1.6〜3.8
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。
10、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1200mm11、
计算工作面的支架需求量
N=LXE
N工作面支架数目，取整数；
l工作面长度，m
E架中心距；
N=160/1.5=107（架）
端头支架：
由于巷道宽度为4.5m,而架宽为1.6m，因此选3架，即，两端共有6架。
12、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确定
1、煤层地质条件
该采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XVOXmXyXC=157.2万t。
K1煤层的实际生产能力为：
A仁LXEXNXrXM=160万t
A1与AO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
采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
该采区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综放工作面的长度一般在130~190m所以选择的工作面的长度合适。
另外，工作面长度与通风无直接的关系，但对于瓦斯涌处量较低的K1、K2、K3煤层，工作面的风速可以适当的减小，通风能力可以降低一些。
5、巷道布置
由于K1、K2、K3煤层的赋存条件相同但开采技术不同，K1煤层的储量比K2、K3大，K1为主采煤层，K2、K3为辅助煤层，两者相互配合达到生产要求，尽量提高煤炭采出率，巷道布置尽量保持一致，可以适当变化。
&
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。
第三节米煤工作面循环作业图表的编制
劳动组织表
、、班
序号
数、\
~一
~二
-三
合计
工种'
、、
班长
采煤机司机
3
输送机司机
4
转载机司机
胶带机司机
移架工
9
泵站工
10
机电维修工
14
端头元好工
18
15
运料工
11
16
跟班队长
20
32
72
2•工作面主要经济技
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