煤矿开采学课程设计学士学位论文.docx
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煤矿开采学课程设计学士学位论文
1采区概况及地质特征
1.1采区概况
本采区为某矿第二水平第五采区，采区上部标高-150m，下部标高为-450m，其中三采区已采，七采区未采。
年产量为120万t/a
区内煤层埋藏稳定，构造简单，煤质中硬，自然发火期为6-12个月。
区内涌水较小，无大的含水层和地下水，开采条件好。
采区内有一层煤，煤层埋藏稳定，构造简单，属于厚煤层。
煤层无瓦斯突出，顶底板稳定。
煤岩爆炸指数为34%-70%。
煤层瓦斯含量小，采区所属矿井属于低瓦斯矿井。
区内地质构造简单，为单斜构造，无断层和褶曲。
煤层倾角约为21°，采区走向长为2180m，倾斜长度为830m。
运输大巷布置在-450水平，回风巷布置在-150水平。
2.采区储量及服务年限
2.1采区储量
2.1.1采区工业储量
Zg=2180
830
5
1.35=12213450t
2.1.2采区设计储量
Zs=Zg-P1（P1为永久煤柱损失）
P1包括井田境界煤柱、采区边界煤柱。
式中：
采区边界煤柱:
20×830×5×1.35=112050t
Zs=Zg-P1=12213450-112050=12101400t
2.1.3采区可采储量
Zk=（Zs-P2）
75%（P2为暂时煤柱损失）
P2包括上山保护煤柱、区段保护煤柱。
上山保护煤柱：
（830-40）
60
5
1.35=321135t
式中：
区段保护煤柱：
2180
30
5
1.35=441450t
Zk=（Zs-P2）
75%=［12101400-（321135+441450）］
75%=11338815
75%
=8504111.25t
2.1.4采区采出率
=
=11338815/12213450
100%=92.83%>75%
2.2采区生产能力及服务年限
工作制度：
根据《煤矿安全规程》设计的工作日为330天，采用“三八”工作制，其中两班生产，一班检修。
每班工作8小时，每日提升为16小时。
日产量：
Ao=1200000×1.35/330=4909t
日推进度：
L1=
Ao——工作面单产，T/dL——工作面长度，m
式中：
L1——日推进度，mM——采高，m
r——容重，t/m3c——工作面回采率，93%
所以：
L1=
=4909/180×5×1.35×0.93=4.4m
进刀数：
n=
=4.4/0.8＝5.5取6（n为采煤机滚筒截深）
月产量：
4909×27=132543t
采区服务年限：
P=Zk/A
Zk—采区可采储量，吨
式中：
A—采区平均年生产能力，吨/年
K—矿井储量备用系数，取1.35
P=8504111.25/（1200000×1.35）＝5.25
3.采区巷道位置与采煤方法的选择
3.1采区布置方案
上山布置可提出两种巷道布置方案：
1、双岩上山2、双煤上山
方案1：
采区上山布置。
在煤层中布置两条上山间距20m，上山位于采区走向中央。
上山布置在煤层中
方案2：
两条上山布置在煤层底板下部10m的岩石中，用石门与大巷相连，上部用石门与回风大巷相连，走向长壁单翼开采，上山巷道易维护，便于管理。
上山布置在岩巷中
3.2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）
工程量（m）
费用（万元）
回风运料斜巷（m）
1578
152×12=1824
287.82
进风行人斜巷（m）
1578
94×12=1128
177.9984
94×2=188
29.6664
煤仓元/m3
144
3.14×2^2×30
×12=4521.6
65.1110
3.14×2^2×30
×2=753.6
0.8518
集中平巷（元/m）
831
4×（2580-10×2）
=10240
850.944
合计
530.9294
891.4622
巷道硐室掘维护费用
方案
方案一
方案二
工程
名称
单价（元）
工程量
（m）
费用
（万元）
工程量
（m）
费用
（万元）
回风运料巷道（m）
40元/a.m
152×12×16.02
=29220.48
116.8819
152×16.02×2
=4870.08
19.48032
进风行人巷道（m）
40元/a.m
94×12×16.02
=18070.56
72.28224
94×16.02×2
=3011.76
12.04704
小计
189.16414
31.52736
煤仓
元/m3
30元/a.m
25×16.02×12
=4806
14.418
25×16.02×1
=400.5
1.2015
集中平巷（m）
160元/a.m
2560×16.02×4
=164044.8
2624.7168
合计
203.58214
2657.44566
生产经营费用
方案
方案一
方案二
工程名称
单价（元）
工程量（m）
费用（万元）
工程量（m）
费用（万元）
煤仓（m）
951元/m
30×12=360
34.236
30×2=60
5.706
合计
165.5622
27.5892
费用汇总表
矿井费用名称
方案一
方案二
掘进（万元）
530.9294
891.4622
维护（万元）
203.58214
2657.44566
生产（万元）
165.5622
27.5892
总计（万元）
900.07374
3576.49706
方案一特点：
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。
方案二特点：
工程量小，费用低廉，施工难度较低，便于管理于双岩上山的巷道维护工程量小，维护费用低廉，而双煤上山的梯形金属支架受采动影响较大，维护工程量大，故采用方案2。
4.采区形式、采区主要参数的确定
4.1采区设计方案
按照煤层倾角平均为21°，低瓦斯矿井、顶底板稳定，无大的含水层和地下水，根据煤层赋存条件，设计采用走向长壁采煤法。
4.2采区上（下）山数目、位置及用途
根据所给条件，采区采用两条上山，开掘在煤层底板岩层中。
一条运输上山作为采区的主运输，其内铺设皮带，运输采区工作面和掘进工作面的出煤。
一条轨道上山铺设轨道作为采区的辅助运输，运送矸石、设备、材料，兼做行人和进风。
4.3采区区段的划分
区段划分及走向长度
根据《煤矿设计手册》的规定，综合机械化采煤工作面的长度不宜小于160m。
根据采区的地质条件把工作面的合理长度规定为180m。
采区采用走向长壁后退式采煤法，采区倾向长度830m，上顺槽巷道宽为4m，高为3.5m，下顺槽巷道宽度为4m，高为3.5m，采区共分为6个区段。
计算如下：
采区走向长度2180m，倾向长度为830m。
2180-60-20=2100m，2000÷2=1000m（单翼推进长度），
830-80=750m，750÷4=187.5m，187.5-4-4=179.5m，（工作面长度）
179.5m工作面按一个支架宽度1.5m计算，需要120个支架，采高5m。
5.采区车场及硐室
5.1车场形式
采区轨道上山上部车场为逆向平车场，由于平车场摘挂钩安全，操作方便，本采区中部车场为甩车形式，下部车场辅助运输采用顶板绕道，主要运输采用大巷装车方式。
5.1.1上部车场
车场形式为平车场（与回风道在同一水平）。
由此，绞车提矿车到车场后摘钩，经道岔向由回风石门到达回风顺槽供给工作面用料。
上部车场：
逆向平车场
5.1.2下部车场
车场形式为绕道式装车，从上山来看，通过竖曲线落平后摘钩，沿车场的高道自动滑行到车场存车线。
由井底来车，则进入车场的低道，自动滑行道下部车场的地道存车线后，由绞车上提。
主运输采用大巷装车方式，运输大巷采用胶带机运输。
下部车场：
顶板绕道车场
5.2部分采区硐室
采区主要硐室有绞车房，煤仓，变电硐室用移动变电站代替。
1移动变电站
它是采区供电的枢纽，所以就设置在岩层稳定，无淋水，地压小及通风良好的地方，并要求位于采区用电负荷的中心。
本采区采用移动变电站，把电器设备组装在平车上，便于移动，以适应综采快速推进的需要，同时由10KV高压输送到综采工作面，缩短了低压电网供电的距离，因而减少了电压损失。
2绞车房
主要是根据绞车的型号及规格，基础尺寸，绞车房的服务年限和所处的围岩性质等进行设计，其位置选择在围岩稳定，无淋水的，地压小的易维护的地点，在满足施工，机械安装和提升运输要求的前提下，应在满足足够存车和安全距离的前提下，尽量靠近上山变坡点，以减少巷道工程量。
另外，它与临近巷道间应有足够的距离，所以采用平车场，该绞车房宽度为2.5m，高4m，长6m。
3煤仓
在采区煤仓的尺寸确定之前，首先可煤仓的容量进行确定：
按采煤机连续作业割一刀煤的产量计算。
Q=Q0+（L×m×b×r×c0×kt×n）式中Q—煤仓容量t
Q0---防空仓漏风留煤量，一般取5----10t
L—工作面长度，m
M—采高m
b—进刀深度
r—煤的容重1.35t/m3
Co——工作面采出率0.93
Kt——工作面采出率0.93
n采区内同时生产的工作面数目
所以Q=5+（179.5×5×0.8×1.35×0.93×0.93×1）=843t
由以上计算作为依据，选择煤仓容量为843t
目前煤仓圆形断面直径一般取2—5米以4—5米最佳。
煤仓过高易使煤压实而起拱，引起堵塞，一般不易超过32米，煤仓上口设铁箅子煤仓溜口与装车方向相同，闸门的形式为单扇闸门，开启方式为气动。
6.采区生产系统
6.1采准系统
自-450水平岩石运输大巷，开掘采区下部车场，从下部车场向上，距煤层底板法线10米分别开掘轨道上山和运输上山同，两条上山相距20，到采区上部边界后，以上部车场与采区回风石门连通，到达-150水平回风大巷最后掘开切眼，完成采准工作。
6.2通风系统
新鲜风流：
运输大巷—采区运输石门—采区下部车场—轨道上山—区段轨道石门—采区中部车场—下区段回风平巷—联络巷—区段运输平巷—工作面
乏风：
工作面—区段回风平巷—采区上部车场—回风石门—回风大巷
6.3运煤系统
采煤工作面—区段运输平巷—区段溜煤眼—运输上山—采区煤仓—运输大巷
6.4运料系统
运输大巷—采区运输石门—采区下部车场—轨道上山—采区上部车场—采区回风石门—区段回风平巷—工作面
7工作面主要机械设备选型
根据本设计采区的实际条件：
煤层厚度平均5米平均倾角210普氏系数1-3选择综采成套设备为MG800/2040—WD型电牵引双滚筒采煤机，功率为2040KW牵引速度10~16.m/min：
工作面刮板输送机选用SGZ1000/2
855型刮板输送机，功率2*700KW，链速0.95m/s综采工作面支架选择型号为ZY10000/27/56初撑力为7917KN
表一（采煤机型号表）
采煤机型号
MG800/2040-WD
机身长度m
8.89
采高m
2.7---5.6m
滚筒直径
2.5
截深mm
800
牵引速度m/min
10--16
牵引力KN
1250/785
截割功率KW
2×800
牵引形式
销排
总装机功率
2040
表二（刮板输送机型号表）
刮板机型号
SGZ1000/2×855
机头尺寸（长×宽）m²
2.6×1.9
运输能力T/小时
2000
链速m/s
1.25
铺设长度m
229
电机功率KW
2×700
电压V
3300
刮板机形式
中双链
表三（转载机型号表）
转载机型号
装机功率
输送能力
设计长度
SZZ-1000/525
2*700kw
3500t/h
60m
破碎机型号
功率
破碎能力
破碎粒度
PCM-250
250KW
3000
150-300mm
表四（破碎机型号表）
表五（胶带输送机型号表）
胶带输送机型号
功率
带宽
带速
输送能力
DSP-1200/125
250KW
1200mm
2.5m/s
3000t/h
表六（乳化液泵型号表）
乳化液泵型号
工作压力
功率
乳化液箱
泵站流量
LRB-400/31.5
31.5MPa
400KW
一台
400m3/min
表七（液压支架型号表）
液压支架类型
型号
高度（m）
宽度（m）
初撑力（KN）
工作阻力（KN）
支撑强度（MPa）
适应角度
布置方式
端头支架
ZY10000/27/56
2.7-5.6
1.65-1.85
7917
10000
1.172
＜25°
布置在机头
过渡支架
ZY10000/27/56A（B）
2.7-5.6
1.65-1.85
7917
10000
1.172
＜25°
A型机头1架，机尾4架，B型机头1架机尾1架
基本支架
ZY10000/27/56
2.7-5.6
1.65-1.85
7917
10000
1.172
＜25°
布置在其余位置
8.回采工艺及采煤机工作方式
回采工艺是人们根据回采工作面煤层的赋存条件,运用某种技术装备进行的生产方式,在回采工作面进行破煤、装煤、运煤、支架及处理采空区等各种工艺。
回采工艺选择的原则：
尽可能适用机械采煤，达到工作面高产高效。
劳动安全条件好，煤炭损失少，回采率高，材料消耗少，成本低。
8.1采区生产能力的核算
本采区采用一个工作面生产，采区工作面采用“三八制作业”即两班采煤，一班检修。
共6刀，采煤机截深800mm，一年按330天工作日，工作面连续推进长度1452m，本采区生产力180万吨/年。
采区实际生产能力计算公式：
=L×V×m×γ×
×
=120×1352×5.0×0.95×1.35
=104.03（万t/a）
—实际采区生产能力，万t/aL—工作面长度，m
式中：
V—工作面推进长度，m/a
—采煤工作面采出率，取0.95
—同时采煤工作面个数，取1m—煤层厚度，m
γ—煤的容重，取1.35t/m³
2、采区煤层的年掘进出煤能力估算：
=
×m×γ×d
=1500×3.2×1.35×5
=3.2（万t/a）
式中：
—年掘进巷道估算总长度，md—巷道宽度，m
m—煤层厚度，mγ—煤层容重，1.35t/m³
经过验算生产能力A1+A2＜A满足采区设计要求，经计算采区工作面生产能力104.03万吨/年，而巷道的掘进产煤量为3.2万吨/年，其采区的实际生产能力为107.05万吨/年，没有超出采区的生产能力的15%，合格。
8.2巷道断面要求
综采工作面运输平巷巷道净断面不宜小于12m2，回风平巷净断面不宜小于10m2，输送机上下山的净断面不宜小于12m2，运料、通风和行人上山的净断面不宜小于10m2。
该综采工作面运输平巷、回风平巷均采用梯形断面。
设计运输平巷巷道断面净宽为4m，净高为3.5m。
回风平巷巷道断面净宽为4m，净高为3.5m
8.3采煤机的割煤方式
其进刀过程如下：
（1）机组下行沿刮板输送机弯曲段斜切进入煤壁，直至达到截深，机组进入直线段，将刮板输送机推直。
（2）机组上行割三角煤。
（3）机组下行正常割煤，拉架距采煤机后滚筒3-5架。
（4）刮板输送机推向煤壁，弯曲段长度保持在15-18米，机组割通另一端后，重复
（1）方式。
a-起始
b-斜切进刀
c-推移刮板输送机
d-割三角煤
e-开始正常割煤
8.4工作面顶板管理
根据工作面煤层厚度顶板岩性等，采用全部跨落法管理顶板，确定使用ZY10000/27/56型掩护式液压支架管理顶板，最大控顶距6.049m，最小4.499m，顶板及时支护，支架采用成组整体依次顺序移动，适用于顶板较稳定的高产综采面。
端头支护和超前支护:
端头支护采用工作面支架，运输和回风用金属梯形棚，超前支护采用单体液压支柱支护。
8.5循环方式选择及循环图表的编制
循环方式是循环进度和昼夜循环总数。
工作面作业制度，循环方式、作业方式、工序安排及劳动组织最终反映在循环图表上，它包括循环作业图、劳动组织表、技术经济指标表等部分。
采煤工作面采用“三八”工作制，两班采煤一班准备，每班工作8小时，采煤班每班进3刀，检修班进行检修。
编制原则：
a、出勤的工种必须与循环表中的作业时间相对。
b、出勤工数必须按国家规定的人员配备，综采队不超过100人。
采场直接工人包括转载机以内工人，采区人员不在内。
c、采场直接工人包括转载机以内工人，采区人员不在内。
9.附表
序号
工种
一班
（人）
二班
（人）
三班
（人）
合计
1
班长
1
1
1
3
2
采煤班司机
1
1
1
3
3
支架工
5
5
3
13
4
运输及转载机司机
4
4
4
12
5
泵站司机
1
1
1
3
6
其他杂活
2
2
2
6
7
运料工
2
2
2
6
8
副班长
1
1
1
3
9
电工
1
1
2
4
10
钳工
1
1
2
4
11
普工
5
5
1
11
12
队干部
1
1
1
3
总计
25
25
21
71
工人出勤表
工作面主要设备表
序号
设备名称
型号
单位
数量
1
液压支架
ZY10000/27/56
架
116（端头支架4架，过渡支架7架基本支架105架）
2
采煤机
MG800/2040-WD
台
1
3
刮板输送机
SGZ1000/2
855
台
1
4
转载机
SZZ-1000/525
台
1
5
乳化液泵
LRB-400/31.5
台
3
6
移动变电站
KBSGZY-800/1140
台
1
7
移动变电站
KBSGZY-2000/3300
台
1
8
移动变电站
KBSGZY-2500/3300
台
1
9
胶带输送机
DSP-1200/125
台
1
10
破碎机
PCM-250
台
1
11
水泵
BQS-30
台
3
主要经济指标表
序号
指标名称
单位
指标
1
工作面倾角
（°）
21
2
工作面长度
m
179.5
3
工作面高度
m
5
4
截割深度
m
0.8
5
日进度
m/d
4.4
6
日产量
t/d
4909
7
月进度
m/月
118.8
8
月产量
t/月
132543
9
回采工效
t/日
4565.4
总结
此次设计的任务是年产120万吨的中型综采矿井，地质条件较简单，没有大的断层和褶皱，矿井的涌水量较低，属低瓦斯矿井，煤层倾角21°，在选择开采方法时，我选择了走向长臂采煤法，采区内布置一个工作面，因只有一层煤，且煤层厚度为5m,所以选用了国产综采机以及配套的由三一重工生产的支撑掩护式液压支架。
在设计过程中，图纸均采用手绘的方式，选用A0图纸。
其中综采工作面布置图纸的比例尺为1：
200，矿井采区剖面图的比例尺为1:
2500。
在绘制的时候，深刻地感觉到了自身在专业课方面和技术方面的不足，通过设计，自己对《煤矿开采学》、《井巷工程》有了更深一步的认识，了解到诸如盘曲形式、液压支架的选型、最大、最小控顶距的确定等相关专业课知识与技巧。
在以后的学习与工作过程中，这些知识都能给予自己很大的帮助，虽然在设计过程中遇到过很多问题，但在指导老师的相关指导下，这些困难都一一克服了，从中也学习到了不少知识。
由于时间有限，所以在编制和绘图过程中，可能会出现一些问题，但在今后的工作中会加以改进，尽量做到完美。
希望评阅老师能够指出并提出意见。
在设计的过程中，特别要感谢张晓光老师的指导与帮助。
2012年10月26日
参考文献
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煤炭工业出版社，2006
[8]宋宏伟《井巷工程》：
煤炭工业出版社，2010
[9]陈维健《矿山运输与提升设备》：
中国矿业大学出版社，2011
[10]李锋《现代采掘机械》：
煤炭工业出版社，2011
[11]钱鸣高《矿山压力与岩层控制》：
中国矿业大学出版社，2010
[12]李锦生《现代煤矿企业管理》：
中国矿业大学出版社，2007
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