煤矿开采学课程设计Word格式文档下载.docx
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柱
状
--------------------------------------------------------
·
。
厚度（m）
8.4
18
3.0
30
25
15
岩
性
描
述
细砂岩
砂岩，坚硬
1#煤层
γ=1.40t/m3
灰色砂岩
2#煤层层,γ=1.40t/m3
灰色细砂岩，中硬、稳
定
灰色粗砂岩、坚硬
某矿第一开采水平上山某采（带）区自下而上开采
1#煤层和
2#煤层，煤层厚度、层间距及顶
底板岩性见以上综合柱状图
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
1#煤层底版下方
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。
第二章
采区地质概况
叙述采区范围内煤层赋存条件、煤层走向、倾向、倾角、煤层数目、煤质、煤的自燃性、瓦
斯等级、顶底板岩石厚度、岩性、采区地质构造、水文地质条件等，计算采区储量。
煤层地下开采
近水平煤层〈8°
缓斜煤层8～25°
中斜煤层25～45°
急斜煤层〉45°
所给条件煤层倾角为
因此为缓斜煤层，
薄煤层〈1.3m
中厚煤层1.3～3.5m
厚煤层>
3.5m
所给条件煤层厚度
3m
因此为中厚煤层。
瓦斯等级划分为三级：
低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量
10m3/t
以下；
高瓦斯矿井，相对瓦斯
涌出量
以上；
煤与瓦斯突出矿井，指在采掘过程中发生过煤与瓦斯突出的矿井。
CH4
1.83ml/g
即平均在
1.83m3/t,最高是
5.21m3/t,所以为低瓦斯矿井。
该煤层赋存在地下
400m，煤层倾角为
，为低瓦斯矿井，煤质为无烟煤，颜色为钢灰色，
条痕为深黑～灰黑色，似金属光泽，硬度和密度在煤中最大。
挥发分低，固定碳高，燃点高，
不易自燃，火力耐久。
采（带）区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层；
2#煤层属简单结构煤层，
硬度系数
f=4，1#煤层和
2#煤层属于硬煤层，各煤层瓦斯涌出量也较小。
1.确定采区走向长度
因为井田走向无大的地质变化,采区走向长度应从技术上可能和经济上有利的原则来确定。
区段平巷布置在煤层底板的硬砂岩中，巷道容易维护，采区走向长度可以适当加长。
煤层平
均倾角为
，为缓斜煤层，开采条件较好，采掘机械化程度高，采区集中巷采用皮带运
输机，生产能力较大的采区其走向长度为
1000～1500，综采工作面单面布置时，走向长度
一般不小于
1000m。
双面布置时，走向长度不小于
2000m。
普采双面布置一般为
1200～
1500m。
因为采区走向长度为
2000m，综采工作面双面布置，走向长度设计为2000m。
该煤
层左右边界各有
15m
的边界煤柱，上部留
30m
防水煤柱，下部留
护巷煤柱，故其煤层
倾向共有：
1000-60=940m
的长度，走向长度
1500-15×
2=1470m。
2.确定区段斜长和区段数目、回采工作面长度
采区倾斜长度为
940m，走向长度为
1470m。
采区划分为
个区段，每个区段倾斜长度为
235m，
区段斜长内一般设置一个走向长壁采煤工作面，因此区段斜长就等于采煤工作面长度加上区
段平巷宽度和护巷煤柱的宽度，护巷煤柱宽度根据矿山压力的大小和所采取的护巷方法分别
为
0～15m
厚煤层有煤柱护巷时区段煤柱宽度可达
20m。
护巷煤柱宽度取
15m。
一般而言，考虑到设备选型及技术方面的因素综采工作面长度为
180～250m，巷道宽度为
4m～4.5m,本采区选取
4.5m，且采区生产能力为
150
万
t/a，一个中厚煤层的一个工作面便
可以满足生产要求，最终选定
个区段，采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱，取
米，
两区段间留有较大煤柱，取
30
故工作面长度为：
L
=（1000-30×
2-5×
4-8×
4.5）/4=220m
工作面合理长度的验证
①从煤层地质条件考虑
该采区内的三层可采煤层的地质条件较好，无断层，煤层倾角为
，煤层厚度适中，顶
底板较稳定，瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小，所以布置220
米的工作
面比较合适。
②从工作面生产能力考虑
工作面的设计生产能力为
万吨/年。
正规循环每天进六刀，采煤机滚筒截深为
600mm，
所以
1#煤层的工作面实际年生产能力为：
330×
0.6×
3×
220×
1.4×
0.95=156.4
（万吨）
能够满足设计生产能力的要求，一个工作面生产就能够满足设计生产能力的要求，并且考虑
到其他各个方面对生产的影响，工作面的长度确定的合理。
③从运输设备及管理水平角度考虑
采区生产选用的设备均为国内先进的的生产设备，工作面选用的
250
米刮板输送机能够利用
国内先进的技术，能够与时俱进的跟上技术的发展。
由于现在提倡管理人员的知识化、年轻化，所以工作面长度为
220
米在管理上是毫无问题的。
④从顶板管理及通风能力考虑
该采区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综采工作面的长度一般在
180~250m，所以
选择的工作面的长度为
米较合适。
另外，工作面的瓦斯涌出量较低，通风问题能够解决。
⑤从巷道布置角度考虑
由于采区倾斜方向长为
1000
米，除去煤柱宽及巷道宽
116
米，剩余
884
米，把每个工作
面长度定为
米，884÷
220=4，正好为
工作面。
⑥
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。
3、确定采区内工作面数目
回采工作面是沿倾斜方向布置，沿走向推进，采用走向长壁法开采。
工作面数目：
N=（L-S0）/（l+l0）
式中：
-----
煤层倾斜方向长度（m）；
S0
----
采区边界煤柱宽度（m）；
l
工作面长度（m）；
l0
回采巷道宽度，因采用综采，故
取
5（m）。
N=（1000-30×
2）/（220+10）
=
4.08，取
.
4、采区的工业储量、设计可采储量
（1）
采区的工业储量
Zg=H×
L×
（m1+m2）×
γ
Zg----
采区工业储量，万
t；
H----
采区倾斜长度，940m；
L----
采区走向长度，1470m；
γ----
煤的容重
，1.40t/m3；
m1----
1#煤层煤的厚度，为
3.0
米；
m2----
2#煤层煤的厚度，为
Zg=1000×
1500×
（3.0+3.0）×
1.4=1260
t/a
Zg1=Zg2=1000×
3.0×
1.4=630
t
（2）
设计可采储量
ZK=（Zg-p）×
C
ZK----
设计可采储量,
工业储量，万
p----
永久煤柱损失量，万
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%。
Pm1=
Pm2=
30×
2×
1.4+15×
（1000-30×
2）×
1.4=48.8
P----
上下两端永久煤柱损失量，左右两边界永久煤柱损失量，万
该煤层左右边界各有
护巷煤柱。
ZK1=
ZK2=
（
Zg1-p1）×
C1=（630-48.8）×
0.80=464.96
5、验算采区采出率
对于
1#、2＃厚煤层:
C1=C2=（Zg1-p1）/Zg1
C1-----采区采出率，%
；
Zg1
1#煤层的工业储量，万
t
p1
1#煤层的永久煤柱损失，万
，取
Zg1×
6%
C1=（Zg1-p1）/Zg1
=（630-48.8）/630=
92.25%
>
80%满足要求。
第三章
采区生产能力和服务年限
采区生产能力和服务年限、采区内同采的工作面个数、工作面配产情况与接续情况，编制采
区内回采工作面接替图表、掘进工作面接替图表、回采工作面正规循环作业图表。
1、采区生产能力
采区生产能力的基础是采面的生产能力，而采面的产量取决于煤层厚度、工作面长度、及推
进速度。
一个采面的产量
A0（万
t）可由下式计算
A0
=LV0MγC0
式中
L——采煤工作面长度，m；
V0——推进速度，m/a；
M——煤层厚度或采高，m；
γ——煤的密度，t/m3
C0
——采煤工作面采出率，一般取
0.93～0.97,薄煤层取高限,厚煤层取低限；
此处取
0.95。
采煤工作面年推进速度综采面可达
1080～1200m
或以上。
此处取
1200m/a。
采煤机截深取
0.6m,一天截
刀，采用四六制一个班截
刀。
一天工作面推进速度为
5.4m,采煤工作面年推
进速
5.4m/d×
330d=1782m/a。
因此一个采面生产能力
=220×
1782×
t。
采区生产能力
AB
=k1k2
A0i
n
采区内同采的工作面个数，此处取
2；
k1
采区掘进出煤系数，取
1.1
左右；
k2
工作面之间出煤影响系数，n=1
1，n=2
时取
0.95,n=3
0.9。
=1.1×
1×
156.4=172
2、采区服务年限
T=
ZK/（A×
K）
T----
采区服务年限，a;
A----
采区生产能力，
172
设计可采储量，929.9
K----储量备用系数，取
1.3。
T1=
ZK1/（A×
K）=464.96
t/（172
×
1.3）=2.07a
T2=
ZK2/（A×
1.3）=2.07a；
T1+
T2
=4.14a。
所以采区的服务年限为
4.14
年。
采区内同采的工作面个数为
1。
3、确定采区内同采工作面数
生产能力为
t/a,且工作面生产能力为
5212t/a。
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采区产量，所以定为采区内一
个工作面生产
第四章
采煤方法
选择各煤层采煤方法，确定回采工艺方式、工作面支护形式、支护设备、采煤机和运输类型。
1．采煤方法的确定
单一走向长壁采煤法主要用于缓斜、倾斜薄及中厚煤层或缓斜
3.5～5.0m
厚煤层,其采煤系统
比较简单。
所给条件煤层厚
3m，倾角
为缓斜中厚煤层，所以选用单一走向长壁采煤法。
地质构造简单，煤层赋存条件较好，瓦斯涌出量小。
且现代工作面长度有加长趋势，因此采
煤工艺选取的是较先进的综采。
2.采煤工艺方式的确定
（1）选第一煤层，即
1#煤层为对象设置采煤工艺。
由于
1#煤层厚度为
3m，属于中厚煤层，硬度系数
f=4，结构简单，无断层，故可用综合机
械化采煤工艺。
综采放顶煤工作面“四六”制作业形式，即三班采煤，一班准备。
采煤机截
深为
0.6m。
采煤机割煤高度为
3m。
工作面回采工艺流程为：
采煤机向上割煤、移架→采煤机向下装煤→推移刮板输送机→斜切
进刀→推移刮板输送机。
（2）综采工作面的设备选用国产设备。
（3）采煤与装煤
①落煤方式与采煤机的选择
采用综合机械化采煤，双滚筒采煤机直接落煤和装煤。
依据采区的设计生产能力确定工作面
每天的推进度为
5.4m。
选择采煤机的滚筒截深为
600mm，每天正规循环推进
刀，每个循环
0.6m，可满足每天至
少推进
5.4m
的要求。
，
根据煤层的实际情况，煤层厚度为
3m，工作面长度为
220m，采高
3m，工作面推进速度
1782m/a。
经查《采矿设计手册》
选用
MGT375/750
采煤机。
型采煤机的采高
范围
1.8～3.5m,截深为
②工作面采用自移式液压支架支护
③移架方式
由于采用及时支护方式，而且工作面每天推进
刀，所以选择顺序移架方式。
顺序式移架速度快，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。
④支护方式：
1#煤层
f
4，选用及时支护。
⑤工作面的支架需求量:
由
/
E
N
——工作面支架数目，取整数；
——
工作面长度，m；
E
架中心距；
n=
220/1.5=146（架）
⑥端头支架
由于巷道宽度为
5m，而架宽为
1.43～1.59
m，因此选
架，上下两端共需
架。
另两架空
间用单体支架金属铰接顶梁支护。
支撑高度：
1.6～3.8。
⑦超前支护方式和距离
由于采用综采开采，支撑压力分布范围为
20～30
米，峰值点距煤壁前方
5-15m,所以超前支
护的距离为
20
选用单体支柱和金属铰接顶梁支护。
铰接顶梁的长度为
1000mm。
⑧校核支架的强度和高度
校核高度
经查《采矿设计手册》得到：
在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构高度比最大采高大
200mm
左右。
即：
Hmax
Mmax+0.2
最小结构高度应比最小的采高小
250—350mm。
Hmin=
Mmin-（0.2
5～
0.35）m
已知选用的
ZY3400/16/35
支撑掩护式支架的最大结构高度为
3.5m>
（Mmax+0.2），满足要
求。
支架的最小结构高度为
1.8m<
Mmin
-
（0.2
5～0.35），满足要求。
校核强度
q=K×
M×
ρ×
g×
10-6
q——
支护强度，Mpa；
K
——作用于支架上的顶板岩石厚度系数，取
6；
M
采高，m；
ρ
岩石密度，取
2.5×
103Kg/m3;
g——
10N/Kg。
q=6×
103×
10×
10-6=0.45Mpa
Q=q×
F×
103KN
F——为支架支护面积，F
5.725×
1.450
8.30m2
Q=0.45×
8.30×
103=3735
KN
P
Q
η
支架的工作阻力，KN；
支架的有效工作阻力，KN；
η
支架的支撑效率，取
80%
P=3735÷
0.8=4688.75
KN
<
支架工作阻力
6000
KN，
满足要求。
3、处理采空区
采用全部跨落法处理采空区。
第五章
工作面开采顺序
将采区划分为四个区段，每个区段倾斜长度为
235m，一次采一个工作面，。
以
1#煤层为例,4
个区段工作面接替顺序，采用下行开采顺序
1#工作面接替顺序图
区段
1
2
3
4
001
002
图.1
1#布置一个综放工作面便可以满足生产设计的要求。
1234
1#煤层：
K1
煤层：
（001-002）→区段
（001-002）
→区段
5（001-002）
）
（说明：
以上箭头表示方向为工作面推进顺序。
3．确定工作面回采巷道布置方式及工作面
推进终点位置
第六章采区巷道布置
回采巷道布置方式.：
单巷沿空掘巷掘进方式。
分析：
已知采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。
因此有利于综合机械化作业，可以充分发挥棕采高产高
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，即好维护又提高了采出率，有取代沿空留
巷的趋势。
说明：
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
米处的位置，即为避开采掘超前影响所留设的
护巷。
1．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
2#煤层底板
下方
25m
的稳定岩层中，两巷水平间距相距
1457.39m
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，煤层赋存条件好，涌水量较小，瓦斯
涌出量较小，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
层煤，每一层都布置
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：
两条岩石上山
在距
2#煤层底板
处岩石中布置两条岩石上山，一条为运输上山，另一条为轨道上山，
两上山层位有一定差距，使其分别联结两翼的区段;
平巷不交叉；
石门联系各煤层。
通风路
线：
新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车场→轨道上山→中部甩车场→区段轨道
集中平巷→区段联络巷道→区段运输平巷→工作面→区段回风平巷→回风石门→阶段回风
大巷。
该方案的特点是：
岩石工程量大，掘进费用高，联络石门长，但维护条件好，维护费
用低，有利于通风，运输能力大。
方案二：
一煤一岩上山
处岩石中布置一条岩石运输上山，在
2#煤层中布置另一条轨道上山，
通风路线：
新风从阶段运输大巷→采区主石门→采区下部车场→轨道上山
→中部甩车场→区段轨道集中平巷→区段联络巷道→区段运输平巷→工作面→区段回风平
巷→回风石门→阶段回风大巷。
节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工
程量，但轨道上山不易维护，维护费用高，需要保护煤柱。
论证回采巷道布置方式的合理性：
岩石工程量达，掘进费用高，联络石门长，但维护条件好，维护费用低，有利于通
风，运输能力大
节省了一条岩石上山，相对减少了岩石工程量，但轨道上山不易维护，维护费用高，
需要保护煤柱。
而且又由于煤层较硬，相对来说，轨道上山维护容易一些，费用相对会少。
这种布置方式适用于产量不大，服务年限不太长的采区。
综上所述，选择一煤一岩上山采区联合布置方式，巷道布置情况见巷道布置图、采区巷道平
面图、剖面图，以
1#煤层为例。
轨道上山布置在最下一层煤为维护条件较好的薄及中厚煤
层当中，运输上山布置在底板岩石中。
采区服务年限为4
年，不太长，产量也不大。
因此此
方案比较合理。
如下图所示：
第七章
采区生产系统
列表说明采区设备主要参数
1．生产系统
单一煤层走向巷道布置图
（1）运煤系统
在运输上山和运输巷内均铺设有刮板输送机。
其运煤路线为：
工作面运出的煤，经运输
巷、运输上山到采区煤仓上口，通过采区煤仓在采区运输石门装车外运。
最后一个区段工作面运出的煤，则有区段运输巷至运输上山，在运输上山铺设一台短刮板输
送机，向上运至煤仓上口。
（2）运料排矸系统
运料排矸采用
600mm
轨距的矿车和平板车。
物料自下部车场
3，经轨道上山到上部车场
6，
然后经回风巷
10
送至采煤工作面。
区段回风巷
8，8＇和运输巷
9，9
＇所需的物料，自轨
道上山
经中部车场
7，7＇送人。
掘进巷道时所出的煤和矸石，利用矿车从各平巷运出经轨道上山运至下部车场。
（3）通风系统
采煤工作面所需的新鲜风流，从采区运输石门进入，经下部车场、轨道上山、中
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