王猛采矿课程设计Word格式文档下载.docx
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3.2工作面合理长度的验证-19-
3.2.1从煤层地质条件考虑-19-
3.2.2从工作面生产能力考虑-19-
3.2.3从运输设备及管理水平角度考虑-19-
3.2.4从顶板管理及通风能力考虑-19-
3.2.5从巷道布置角度考虑-19-
3.2.6经济合理的工作面-19-
3.3采煤工作面循环作业图表的编制-20-
4课程设计总结-21-
1序论
1.1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。
1.2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3000m，倾斜长度1100m，采（带）区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，K1煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2，K2和K3煤层属中硬煤层，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。
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（带）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（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16°
1.3课程设计内容
1、带区巷道布置设计；
2、带区中部甩车场线路设计或下部平车场（绕道线路和装车站线路）线路设计。
3、采煤工艺设计及编制循环图表
1.4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。
附表1：
设计带区综合柱状图
1.5设计说明书内容
本人此次课程设计在遵循原有设计条件下选择带区准备方式进行设计，煤层平均倾角为12°
生产能力为90万t/a。
2带区巷道布置
2.1带区储量与服务年限
2.1.2带区计算的工业储量、设计可采储量
带区计算的工业储量、设计可采储量分别为:
（1）带区工业储量
由下式
（公式2-1）
式中：
Zg——带区工业储量，万t；
H——带区倾斜长度，1100m；
L——区走向长度，3000m；
γ——煤的容重，1.30t/m3；
m1——K1煤层煤的厚度，为6.9m；
m2——K2煤层煤的厚度，为3.0m；
m3——K3煤层煤的厚度，为2.20m；
（2）设计可采储量
（公式2-2）
ZK——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——带区采出率，厚煤层取75%，中厚煤层取80%，薄煤层取85%，这里C1=0.75,C2=C3=0.80。
（P包括上下两端永久煤柱损失量和左右两边永久煤柱损失量,万t）
2.1.3带区服务年限
（公式2-3）
T——带区服务年限，a；
A——带区生产能力，90万t/a
ZK——设计可采储量；
K——储量备用系数，取1.3；
2.1.4验算带区采出率
（公式2-4）
1、对于K1厚煤层:
C1——带区采出率，%；
Zg1——K1煤层的工业储量，万t；
P1——K1煤层的永久煤柱损失，万t
2、对于K2中厚煤层：
C2——带区采出率，%；
Zg2——K2煤层的工业储量，万t；
P2——K2煤层的永久煤柱损失，万t
3、对于K3中厚煤层：
C3——带区采出率，%；
Zg3——K3煤层的工业储量，万t；
P3——K3煤层的永久煤柱损失，万t
故满足要求。
2.2带区内的再划分
2.2.1确定工作面长度
该煤层组左右两边界各留10m的边界煤柱，上部留10m边界煤柱，下部距停采线留有100m的煤柱，由于各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，K1煤层较厚，其厚度大于一次采全高的最大高度，所以采用综采放顶煤方法开采。
一般而言，综放工作面的长度不应小于80m，开拓巷道宽度一般为4m～5m,带区开拓巷道宽度为5m，且带区生产能力为90万t/a，一个厚煤层或中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，将带区划分为四个大的分带,四大分带间留取20m的煤柱，每个大的分带再分别划分为7个小分带,最后将整个带区划分为28个分带，采用沿空掘巷方式,沿空掘巷一般不留煤柱或只留3～5m宽的隔离煤柱，此设计中巷道间留取5m煤柱。
故工作面长度为：
2.2.2确定带区内工作面数目
回采工作面沿倾向布置，沿走向推进，采用倾斜长壁放顶煤采煤法开采。
工作面数目：
L——煤层走向长度（m）；
S0——带区边界煤柱宽度（m）；
L——作面长度（m）；
l0——回采巷道宽度，因采用综采采煤法，故l0取5m。
则：
即带区工作面数目为28。
2.2.3工作面生产能力
A——带区生产能力，90万t/a；
Qr——工作面生产能力，万t；
T——每年正常工作日，330天。
故：
2.2.4确定带区内同采工作面数及工作面接替顺序
生产能力为90万t/a,且工作面生产能力为2479.34t。
目前开采准备系统的发展方向是高产高效生产集中化，采用提高工作面单产，以一个工作面产量保证带区产量，所以定为带区内一个工作面生产。
各煤层采用跳采方式开采,28个分带工作面接替顺序如下:
K1煤层工作面接替示意图
1101
1102
1103
1104
1105
1106
1107
1108
1109
1110
1111
1112
1113
1114
1
3
5
7
9
11
13
2
4
6
8
10
12
14
1115
1116
1117
1118
1119
1120
1121
1122
1123
1124
1125
1126
1127
1128
15
17
19
21
23
25
27
16
18
20
22
24
26
28
对于K1布置一个综放工作面便可以满足生产设计的要求。
K1煤层接替顺序为：
1101→1108→1102→1109→1103→1110→1104→1111→1105→1112→1106→1113→1107→1114→1115→1122→1116→1123→1117→1124→1118→1125→1119→1126→1120→1127→1121→1128
K2煤层工作面接替示意图
2101
2102
2103
2104
2105
2106
2107
2108
2109
2110
2111
2112
2113
2114
2115
2116
2117
2118
2119
2120
2121
2122
2123
2124
2125
2126
2127
2128
K2煤层工作面接替顺序：
2101→2108→2102→2109→2103→2110→2104→2111→2105→2112→2106→2113→2107→2114→2115→2122→2116→2123→2117→2124→2118→2125→2119→2126→2120→2127→2121→2128
K3煤层工作面接替示意图
3101
3102
3103
3104
3105
3106
3107
3108
3109
3110
3111
3112
3113
3114
3115
3116
3117
3118
3119
3120
3121
3122
3123
3124
3125
3126
3127
3128
K3煤层工作面接替顺序：
3101→3108→3102→3109→3103→3110→3104→3111→3105→3112→3106→3113→3107→3114→3115→3122→3116→3123→3117→3124→3118→3125→3119→3126→3120→3127→3121→3128
（说明：
以上箭头方向表示工作面推进先后。
）
2.3确定带区内准备巷道布置及生产系统
2.3.1完善开拓巷道
为了缩短带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，把为该带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
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。
2.3.3带区布置方案分析比较
确定带区巷道布置系统，带区内有三层煤，每一层都布置28个工作面，根据相关情况初步制定以下两个方案进行比较：
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。
通风系统为：
新风从运输大巷→进风行人斜巷→煤层运输平巷→分带运输斜巷→采煤工作面→分带运料斜巷→回风运料斜巷→回风大巷。
该方案的特点是，每个分带都布置了煤仓，所以管理较复杂，煤仓和联络斜巷工程量大，但有利于通风和工作面的接替。
方案二：
带区联合布置
将带区分成四个大分带，每一大分带由7个小分带组成。
运输大巷通过进风行人斜巷进入上部煤层，在上部煤层布置两条煤层集中平巷，一条煤层运输集中平巷，一条煤层回风集中平巷。
整个带区布置四个煤仓直通运输大巷。
新风从运输大巷→进风行人斜巷→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→煤层回风集中平巷→回风石门→回风运料斜巷→回风大巷。
该方案简化了运输系统，仅布置了两个煤仓和两对联络巷，减少了煤仓和联络斜巷的施工量，使运煤、运料集中处理，符合集中化生产理念，但出现了因带区内通风线路长短不同而造成通风协调困难的问题，同时还增加煤巷的维护量，增大了煤柱损失。
经济技术比较：
巷道及硐室掘进费用
表1-1
方案
方案一
方案二
工程名称
单价（元）
工程量（m）
费用
（万元）
进风行人斜巷
1578
146.2×
28＝4093.6
645.97
4=584.8
92.28
回风运料斜巷
1578
4＝584.8
煤仓
144
3.14×
4×
50×
28＝17584
253.21
4＝2512
36.17
集中平巷
831
2980×
2＝5960
495.28
合计
1545.15
716.01
巷道及硐室维护费用
表1-2
服务年限
费用（万元）
40
17.13
28=4093.6
280.49
40.07
10.07
30
28=1400
71.94
4=200
10.28
160
2=5960
1633.52
632.92
1693.94
生产经营费
表1-3
1164
476.50
68.07
1164
951
28＝1400
133.14
4＝200
19.02
1086.14
155.16
费用汇总表
表1-4
总费用
掘进（万元）
1545.15
716.01
维护（万元）
632.92
辅助（万元）
1086.14
155.16
合计（万元）
3264.21
2565.11
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，选择方案二更优越一些。
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、带区巷道剖面图，以K1煤层为例。
2.3.4确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置
回采巷道布置方式：
采用单巷留小煤柱（5m）沿空掘巷掘进方式。
分析：
已知带区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，同时，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。
因此有利于综采放顶煤作业，可以充分发挥综放高产高效的优势。
同时，为减小煤柱损失，提高采出率，综合考虑各种因素，采用单巷沿空掘巷掘进方式。
这种方式掘出的巷道正处在应力降低区，既好维护又提高了采出率。
说明：
在带区巷道布置平面图内，工作面布置和推进的位置以达到带区设计产量及安全为准。
工作面推进到距集中回风大巷50m处的位置，即为避开采掘超前影响所留设的50m护巷煤柱处。
2.3.5确定通风布置系统
各煤层通风系统为：
2.4采区下部车场线路设计
该带区开采近距离煤层群，倾角为12°
。
铺设600mm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道。
斜面线路布置采用一次回转方式。
2.4.1下部车场线路设计图
车场线路=直线段线路+联接点线路（圆曲线）
在线路设计中，1.0t和1.5t标准矿车R取12m或者15m。
双轨线路中心距对于1.0t矿车直线部分为1100mm。
曲线部分为1300mm。
取道岔参数d=3340mm，b=3500mm，
=14°
02′10〞
a，b——道岔外形尺寸
——辙叉角
R——曲线半径
L——连接长度
m——系统连接斜长
c——连接系统参数
S——线路中心距
求得：
2.4.2车场线路
2.4.3单开道岔平行线路连接
2.4.4纵面线路的竖曲线连接和坡度
A：
竖曲线上端
B：
平面与斜面交点
C：
竖曲线下端
R1：
竖曲线半径
′平面线路与斜面线路的夹角，即竖曲线转角
纵面线路中的竖曲线：
线路有斜面过渡到平面时，为了避免线路由折现忽然拐到直线上，斜面线路和曲面线路之间需设竖曲线连接使车辆运行平稳可靠，竖曲线半径对线路工程和运行影响较大，竖曲线R1对于1.0t矿车取9m，12m，15m，而竖曲线转角由设计者自定，选为20°
竖曲线切线
曲线段弧长
式中R1——竖曲线半径
′——竖曲线转角
存车线长度
A′——平曲线起点至绞车房外壁距离，一般取10～30m
A——过巷安全距离5～10m
B——钩车串长，三节矿车3×
2000mm
Lk——单开道岔平行线路连接尺寸
d——反向曲线段之间插入的直线段，取0.15m
则
3采煤工艺设计
3.1采煤工艺方式的确定
由于K1煤层厚度为6.9m，属厚煤层，硬度系数f=2，其地质构造简单，无断层，所以选用综采放顶煤采煤工艺。
综采放顶煤工作面“三八”制作业形式，即出煤班工作时间为8h、8h、3h，准备停机检修5h。
采煤机截深为0.6m，采用一刀一放，放煤步距为0.6m。
采煤机割煤高度为2.8m，放煤高度平均为4.1m，采放比为1：
1.46。
工作面回采工艺流程为：
采煤机割煤→移架→推移刮板输送机→放顶煤→拉移后输送机。
3.1.3采煤与装煤
（1）落煤方式与采煤机的选择
采用综采放顶煤采煤，双滚筒采煤机直接落煤和装煤。
依据带区的设计生产能力确定工作面每天的推进度为：
3.84m
选择采煤机的滚筒截深为0.6m，每天正规循环推进7刀，每个循环0.6m，可实现每天至少推进4.2m的推进度。
根据煤层的实际情况，经查《采矿设计手册》，选用采煤机为：
采煤机的型号MG2×
300-W
采高2.1～3.6m
适应煤层硬度1～3
适用煤层倾角α≤35°
截深630mm
滚筒直径1.6m
牵引方式液压无链
牵引力440KN
牵引速度0～6m/min
链条规格销轮齿轨
滚筒中心距8389mm
机面高度1600mm
卧底量316mm
电机型号YSKBC-300/300
电机功率2×
300kw
电压1140v
控顶距2445mm
总质量40t
制造厂鸡西煤矿机械厂
（2）进刀方式：
为了合理利用工作时间，提高效率，采用端部斜切割三角煤进刀方式，双向割煤，如图所示。
（3）采放比=1：
1.46
（4）放煤步距：
割一刀放一次顶煤，放顶步距0.6m。
（5）放煤方式：
为了提高工作面产量和加快放煤速度，可采用单轮间隔放煤，以便于增加出煤点和多口放煤。
3.1.4运煤
（1）采煤工作面采用可弯曲刮板输送机运煤，运输平巷采用转载机和胶带运输机运煤。
以设备选用配套原则为基础并结合采煤工作面采煤能力具体情况，从《采矿设计手册》选用如下设备：
a.工作面可弯曲刮板输送机
型号SGZ—750/320
适用条件缓斜2.8～4.5m
出厂长度200m
运输能力400吨/h
刮板链形式双中心链
电动机型号DSB—90
电机功率320kw
电机电压1140V
总质量115t
制造厂西北煤机厂
b.转载机
型号MBC27C
出厂长度40m
运输能力（最大）11t/min
输送机槽宽686mm
输送机链速1.52m/s
行走速度16.76～19.8m/min
工作电压660V
电动机型号YSB—160
电机功率30kw
制造厂西北厂
（2）以设备选用配套原则为基础并结合采煤工作面采煤能力具体情况，工作面采用自移式式液压支架支护，从《采矿设计手册》选用如下型号液压支架：
支架型号ZZP4000/14/30
适用煤层倾角α≤25°
支撑高度1.4～3.0m
工作阻力4064kN
初撑力3694kN
操作方式邻架
支架中心距1500mm
支护强度0.7MPa
支架移架步距800mm
对地板最大比压1.43MPa
泵站工作压力29.4MPa
安全阀开启压力32.3MPa
外形尺寸2898mm×
1420mm×
450mm
支架重量16t
生产厂平阳机械厂
（3）移架方式
由于采用及时支护方式，而且工作面每天推进7刀，顺序移架方式移架速度快，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，故选择顺
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