煤矿采区课程设计报告.docx
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煤矿采区课程设计报告
一、设计题目
课程设计条件
采
区
概
况
位置
某矿东翼二采区，西部以一采区为界，东部以三采区为界
走向长度
自量，倾斜长度自量
大巷位置
回风大巷及运输分别设在+50M和-250M标高
运输方式
大巷采用3吨底卸式，架线电机车牵引14个
井底车场
环形车场
瓦斯等级
相对涌出量5m3/吨日
矿井通风方式
对角式
地表特征
柱状图
煤层赋
存条件
可采煤层数
倾角
厚度
煤岩性质
柱状
厚度m
砂岩
15
砂页岩
2
2#煤
4
砂页岩
12
3#煤
3.5
粗砂岩
20
4#煤
2.5
中砂岩
10
自量
C24m
C33.5m
C42.5m
地质
构造
断层
褶曲
火成岩侵入
无
走向有起伏
其他
发火期
2~3个月
设计
任务
确定采区生产能力为90万/年的采煤方法。
二、设计图纸的内容
本设计绘制两张大图（零号图纸）
1、采煤工作面层面图（1：
4000），剖面图（1:
4000），
2、工作面巷道布置平面图（1：
300）和剖面图。
设计图纸上、下、右各留10mm边框线，左边留25mm边框线，右下角留出标题栏。
第一章采区巷道布置
第一节采区储量与服务年限
1、设计生产能力90万t/年。
2、采区工业储量、设计可采储计算
（1）采区工业储量
Zg=H×L×（m1+m2）×γ（公式1-1）
式中：
Zg----采区工业储量，万t；
H----采区倾斜长度，1040m；
L----采区走向长度，2780m；
γ----煤的容重，1.50t/m3；
m1----煤层煤的厚度，为4米；
m2----煤层煤的厚度，为3.5米；
m3----煤层煤的厚度，为2米
Zg1=1040×2780×4.0×1.5=1734.72万t
Zg2=1040×2780×3.5×1.5=1517.88万t
Zg3=1040×2780×2.5×1.5=1084.2万t
Zg=1040×2780×（2.5+3.5+4）×1.5=4336.8万t
（2）设计可采储量
ZK=（Zg-p）×C
式中：
ZK----设计可采储量,万t；
Zg----工业储量，万t；
p----永久煤柱损失量，万t；
C----采区采出率，厚煤层取75%，中厚煤取80%，薄煤层85%。
P1=15×2×2780×4×1.5+15×2×（1040-15×2）×4×1.5=82.36万t
P2=15×2×2780×3.5×1.5+15×2×（1040-30）×3.5×1.5=73.8万t
P3=15×2×2780×2.5×1.5+15×2×（1040-30）×2.5×1.5=52.74万t
Z1=（Zg1-p1）×C=（1734.72-82.36）×0.75=1238.82万t
Z2=（Zg2-p2）×C=（1517.88-73.8）×0.8=1155.3万t
Z3=（Zg3-p3）×C=（1084.2-52.74）×0.8=825.17万t
ZK=Z1+Z2+Z3=1238.82+1155.3+825.17=3219.29万t
（3）采区服务年限
T=ZK/（A×K）（公式1-3）
式中：
T----采区服务年限，a;
A----生产能力，90万t；
ZK----设计可采储量；
K----储量备用系数，取1.3。
T=ZK/（A×K）=3219.29/（90×1.3）=27.52a
取T=28年。
（4）验算采区采出率
采区采出率
C=（Zg-P）/Zg（公式1-4）
式中：
C-----采区采出率，%
Zg----采区的工业储量，万t
P----采区的煤柱损失量，万t
1煤层：
C1=（Zg1－P1）／Zg1=（1734.12-82.36）／1734.12=95.2%>75%
2煤层：
C2=（Zg2－P2）／Zg2=（1517.88-73.8）／1517.88=95.1%>75%
2煤层：
C3=（Zg3－P3）／Zg3=（1084.2-52.74）／1084.2=95.1%>75%
则1#、2#、3#均满足采区回采要求。
（符合国家对采区采出率的要求。
）
第二节采区内的再划分
1、确定工作面长度
由已知条件知：
该煤层左右边界各有15m的边界煤柱，上部、下部留15m护巷煤柱，故其煤层倾向共有：
1040-30=1010m的长度，走向长度2780-30=2750m。
地质构造简单，煤层附存条件较好，瓦斯涌出量小。
且现代工作面长度有加长趋势，且采煤工艺选取的是较先进的综采。
又知，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90万t/a，一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求，采用双巷布置,巷道间留煤墙，取5米，如图1-2：
取区段平巷的宽度为4.5m，留5m煤墙，则采煤工作面长度为：
L1=（b-2×q-（（2×L2+p）×n-p））/n（公式1-5）
式中：
L1——工作面长度，m；
L2——区段平巷宽度，m；
b——采区倾向长度，m；
q——采区上下边界预留煤柱宽度，m；
P——护巷煤柱宽度，m；
n——区段数目，个；
L1=（1040-2×15-（（2×4.5+5）×5）-5）/5=181m，取L=180
2、工作面生产能力
Qr=A/（T×1.1）（公式1-6）
式中：
A----采区生产能力，90万t/a；
Qr----工作面生产能力，t/天；
T----每a正常工作日，330天。
故：
Qr=A/（T×1.1）=90/（330×1.1）=2479.3t
目前，煤炭企业生产系统向高产高效集中化生产的方向发展，新建大型化矿井均朝“一矿一井一面”的设计思想改革，采用提高工作面单产，用一个工作面的产量来保证整个矿井的设计生产能力，故为适应现阶段煤炭行业的知道规范，本采区设计一个采煤工作面。
其工作面接替顺序如下表：
对于1#煤层：
1102
停
采
线
40m
1101
1104
1103
1106
1105
1108
1107
1110
1109
1#煤层工作面接替顺序：
1101→1102→1103→1104→1105→1106→1107→1108→1109→1110
对于2#煤层：
2102
停
采
线
40m
2101
2104
2103
2106
2105
2108
2107
2110
2109
2#煤层工作面接替顺序：
2101→2102→2103→2104→2105→2106→2107→2108→2109→2110
对于3#煤层：
3102
停
采
线
40m
3101
3104
3103
3106
3105
3108
3107
3110
3109
3#煤层工作面接替顺序：
3101→3102→3103→3104→3105→3106→3107→3108→3109→3110
注：
箭头表示回采工作面的接替顺序。
第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统
一、根据所选题目条件，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1#煤层中上部边界+50处开掘一条阶段回风大巷。
第一开采水平为该采区服务的一条运输大巷，布置在3#煤层底板下方-250的稳定岩层中。
二、确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较
确定采区巷道布置系统，采区内有三层煤，采用联合布置，每一层都布置5个工作面，根据相关情况初步制定以下三个方案进行比较。
方案一：
（一）.煤层上山
方案一示意图
1.优缺点
煤层上山掘进容易，费用低，速度快，联络巷道工程量少，生产系统简单并可补充勘探资料。
但是巷道维护困难，成本高。
2.适用条件
（1）、开采薄或中厚煤层的采区，采区服务年限短；
（2）、开采分层数少的厚煤层，煤层顶底板岩石比较稳固、煤质中硬以上；
（3）、煤层群联合准备的采区，下部有维护条件好的薄及中厚煤层。
方案二：
（一）.岩石上山
1.优缺点
岩石上山布置在煤层底板岩层中，掘进速度慢，准备时间长，受煤层倾角变化和走向断层影响小，维护条件好，维护成本低。
2.适用条件
服务年限长的采区。
上山条数的确定
采区上山至少要有两条，即一条运输上山，一条轨道上山。
当采区生产能力较大、瓦斯涌出量较大、下山采区、后煤层采区以及煤层群联合布置时，常增加一条通风上山，并兼作行人和辅助提升之用。
本采区采用2条上山。
上山间的相互关系
采区上山之间在层面上需要保持一定间距。
当采用两条岩石上山布置时，其间距一般取20～25m；采用三条岩石上山布置时，其间距缩小到10～15m。
采区上山可以在同一层位的煤岩层中，也可以根据需要，在层位上保持一定的高差。
上山的用途
上山布置在岩层中，分别为轨道上山、运输上山。
轨道上山是用于运输采区的材料、工作人员、设备、矸石、铺设管路和电缆线以及铺设轨道，主要担负采区辅助运输工作，常在轨道上山的上部布置绞车房，同时还作为采区的进风巷道，新鲜空气从轨道上山分别向采区各地方供给；在轨道上山内可以修水沟，起由工作面，经区段运输平巷流下来的矿水的引流的作用。
运输上山主要是用于运输煤炭。
综上所述，确定本采区的上山布置在煤层底板岩层中，采用双岩布置上山，上山间距为20m。
分别为为轨道上山、运输上山。
三、采区巷道的形式
我国煤矿井下使用的巷道断面形状，按其结构的轮廓线可以分为两种：
折线型：
矩形、梯形、不规则形；
曲线型：
直墙拱形（如三心拱形、半圆拱形、圆弧拱形）以及封闭拱形、椭圆形、圆形等。
见图3-1巷道断面形状。
图3-1巷道断面形状
1、影响巷道断面选择的因素
1、作用在巷道上的地压大小和方向在选择巷道断面形状时起主要作用。
2、巷道用途和服务年限也是选择巷道断面形状不可缺少的重要因素。
3、矿区的支架材料和习惯使用的支护方式，也直接影响巷道断面形状的选择；
4、掘进方法和掘进设备对于巷道断面形状的选择也有一定影响。
5、需要风量大的矿井，选择通风阻力小的断面和支护方式，有利于安全和具有经济效益。
综上所述，采区上山的断面形状选择拱形巷道，其宽取4m，墙高取1.8m。
因此采区上山的总净高度为3.8m，以保证能满足运输能力、通风和行人的要求。
采区平巷（区段运输平巷和区段回风平巷）也是拱形巷道，借以缓和地应力对巷道的影响。
（巷道断面图如下）
采区上山断面图
区段回风平巷断面图
在采区中，上山布置在煤层底板相对较稳定岩层中，围岩比较稳定，可以采用锚网联合支护。
其余的巷道也可用同样支护方式支护，必要或局部需要时，还可使用一些加强支护。
2、采区巷道掘进顺序
注释：
在上表中，步骤二轨道上山、运输上山应当同时掘进，以减少贯通的时间。
步骤四中，应先掘进运输和回风石门，然后一组掘进区段平巷（区段运输平巷或区段回风平巷皆可），一组掘进溜煤眼。
第四节确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置
1、根据煤层储存条件可知，1#煤层厚4m，2#煤层厚3.5m，为厚煤层和中厚煤层，瓦斯含量较低，涌水量也较小，易于维护。
采用双巷布置，且一个工作面就可以达到设计生产能力的要求。
该采区有三层煤，采用采区多煤层集中上山联合布置的准备方式。
煤层与上山间通过石门及采区上部甩车场联系。
区段平巷采用双巷布置，设在煤层中，上区段的进风平巷在采煤后，作为下区段的回风平巷，平巷与上山之间以石门连接。
2、在采区巷道布置平面内，工作面布置及推进到的位置应以达到采区设计产量为准。
该采区采用双翼开采，在采区两侧各留15m煤柱，开始布置工作面，进行推进。
在采区巷道布置中，工作面布置及推进到的位置应以达到采区设计产量安全为准，工作面应推进到距上山20m处停采线位置处，即为避开采掘影响对上山的影响而留设的20m护巷煤柱处。
第五节采区上、中、下部车场选型
一）、采区车场形式
采区车场是采区上（下）山与运输大巷、回风大巷或区段平巷联结处的一组巷道和硐室的总称，是采区巷道布置系统中的重要组成部分。
采区车场的巷道包括甩车道、存车线及一些联络巷道，硐室主要有煤仓、绞车房、变电所和采区水仓等。
1、采区上部车场
采区上部车场是采区上山与采区上部区段回风平巷之间的一组联络巷道和硐室。
基本形式有平车场、甩车场和转盘式车场。
1）.采区上部平车场
采区上部平车场是将采区绞车房布置在阶段回风水平，采区轨道上山以一段水平巷道与区段回风平巷（或石门）联结，并在这条水平巷道内布置车场调车线和存车线。
2）.采区上部甩车场
采区上部甩车场是将采区绞车房布置在阶段回风水平以上的位置，绞车将矿车沿轨道上山提至甩车道标高以上，然后经甩车道下甩入上部区段回风平巷。
甩车场可以在平巷中设置存车线和调车线。
按甩车方向可分为单向甩车场和双向甩车场。
3）.转盘车场
采区上部转盘车场就是将上山轨道以一段水平巷道与区段回风平巷联结，并在水平巷道与区段回风平巷或回风大巷的交叉处设置转盘，矿车从轨道上山提到上部平台之后，经转盘将矿车直接转向平巷。
这种形式的上部车场，巷道工程量省，调车简单，但体力劳动强度大，车场通过能力小。
适合在小型煤矿或生产能力小的采区应用。
2、采区中部车场
联结采区上山和区段下部平巷的一组巷道称为采区中部车场。
采区中部车场一般为甩车场，无极绳运输时可采用平车场。
，一个采区由于巷道布置、区段划分不同，一般要设置多个中部车场。
中部车场按甩入地点不同，分为平巷式、石门式和绕道式三种。
1）.绕道式中部车场
在采区某个区段下部，甩车道线路由上山斜面进入与平巷同一平面后，经顶板绕道到达上山的两翼巷道，即为绕道式中部车场。
2）.平巷式中部车场
薄及中厚煤层采区，一般可将轨道上山布置在煤层中，这时可在采区各区段下部，利用甩车道将上山提上来的矿车直接甩入区段平巷，并在平巷中设置存车线，这就是所谓的甩入平巷式中部车场。
3）.石门式中部车场
煤层群联合布置采区，由于区段石门较长，若在其中能布置车场存车线和调车线，可以从采区轨道上山用甩车道直接将矿车甩入石门，即为石门式中部车场。
3、采区下部车场
采区下部车场是采区上山与阶段运输大巷相联结的一组巷道和硐室的总称。
采区下部车场通常设置有装车站、绕道、辅助提升车场和煤仓等。
根据装车站的地点不同，分为大巷装车式、石门装车式和绕道装车式三种形式；按轨道上山的绕道位置不同，分为顶板绕道式和底板绕道式两种。
1）.大巷装车式下部车场
采区煤仓的煤炭直接在大巷由采区煤仓装入矿车或输送机。
辅助运输由轨道上山，通过顶板绕道或底板绕道与大巷联接。
当上山坡度大于12º，上山起坡点落在大巷顶板，且顶板围岩条件较好时，可采用顶板绕道式下部车场。
当上山坡度小于12º，上山通常提前下扎，并在大巷底板逐步变平，围岩条件较好，可采用底板绕道式下部车场。
大巷装车式下部车场的优点是，调车方便，线路布置紧凑，工程量少。
但巷道维护量大，影响大巷通过能力。
2）.石门装车式下部车场
煤层群联和布置的采区，通常具有较长的采区石门。
在布置下部车场时，可在下部采区石门内布置装车站，利用绕道将轨道上山同采区石门相连接。
采区石门装车站下部车场的优点是，车场工程量较小，调车方便，通过能力大，装车站和轨道上山下部车场都远离运输大巷，不影响大巷的正常运输。
通常应用在煤层群联合布置的采区中。
3）.绕道装车式下部车场
在运输大巷的一侧，开掘与大巷向平行的绕道作为采区下部装车站，运输上山通过煤仓与绕道联系。
在大巷另一侧布置材料车场甩车道和绕道，轨道上山则通过材料车场甩车道和绕道与大巷相联。
绕道装车式下部车场的优点是，装车站装煤对大巷的运输通过能力没有影响。
主要缺点是工程量大，调车时间较长，适用于采区石门短，不宜布置装车站或者是产量高的大型矿井的采区。
根据上述分析，从矿井经济及有关因素等方面考虑，采区上部车场采用平车场。
中部车场为甩车场，用甩入石门形式；下部车场采用顶板绕道、大巷装车式下部车场。
（其简图如下图：
）
采区上部平车场采区中部甩车场大巷装车式下部车场
第二章采煤工艺设计
第一节采煤工艺方式的确定
1、选第一个煤层，即1煤层,进行采煤工艺设计，布置采煤工作面
在该采区中，煤的工业储量为4336.8万吨，可采储量为3219.29万吨。
如果用炮采，生产能力低，可能不满足矿井生产能力，回采率低，煤炭资源损失大。
落煤方式是靠爆破落煤，落下的煤一部分是爆破装煤，另一部分是靠工人装煤。
因此，工人劳动强度大，且服务年限过长，但对地质条件适应性强的特点。
工作面的支护设备是金属摩擦支柱和木支护，斜撑、木垛、双排柱、丛柱，导致存在安全问题。
如果采用普通机械化采煤，用机械化方法破煤、装煤、输送机运煤和单体支柱支护顶板及斜撑、木垛、双排柱、丛柱等支护顶板。
生产能力过小和服务年限过大，只适用于中小型矿井，对于大型矿井，生产不能满足要求，而且对于矿井来说不经济。
如果采用综合机械化采煤法采煤，工作面是用机械方法破煤和装煤、输送机运煤和自移式液压支架支护顶板，大大地降低了工人劳动强度，采区回采率高，移架速度快，能够及时支撑顶板，工作面的液压支架与刮板输送机通过千斤顶连接，移动时互为支点，相互推移。
生产能力大，适用于大型矿井。
但要求煤层的走向长度比较长，埋藏比较稳定，顶底板相对平整的煤层。
因此采用综合机械化采煤，一次采全高。
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。
由于设备资料来源的原因，选用国产综采设备。
各设备技术参数
（1）采煤机MG400/985-WD
采高
2.1～4.0m
适应倾角
≤30°
截深
600mm
滚筒直径
2.0m
牵引方式
交流变频调速无链双驱动电牵引
牵引力
927～550kN
牵引速度
0～7.12～8.69
滚筒中心距
8180mm
机面高度
1615mm
（2）液压支架BY3600-25/50
型式
掩护式
支撑高度
2.5～5m
外形尺寸
6.02×1.43m
煤层厚度
3～4.8m
初撑力
3092KN
工作阻力
3600kN
支架中心距
1500mm
支护强度
0.61～0.73Mpa
适应煤层倾角
＜25°
（3）工作面刮板输送机SGZ－764／500（张家口煤机厂）
出厂长度
200m
运输能力
1100t／h
链速
1.21m
中部槽规格
1500×764×222mm
刮板链型式
中双链
与采煤机配套牵引方式
无链
（4）刮板转载机SZB－830／180（张家口煤机厂）
出厂长度
37.8m
运输能力
1200t／a
中部槽规格
1500×830×222mm
刮板间距
516mm
速度
1.46m／s
（5）破碎机PCM132（张家口煤机厂）
破碎能力
1200t／h
（6）胶带输送机SSJ1000／M（西北煤机厂）
输送长度
2000m
输送量
800t／h
带速
2.5m／s
3、采煤与装煤
（1）确定采煤工艺、截深及日进刀数
采用综合机械化采煤，采煤机落煤和装煤。
依据选取的设计生产能力确定工作面每天的推进度为：
（公式2—1）
式中：
V——采煤工作面每天的推进度，m／d
Qr——采煤工作面日生产能力,t／d
L——采煤工作面的长度，m
M——采煤工作面的采高（取4-1煤层厚度4.0m）
γ——煤的容重，t/m3
C——工作面的采出率（由于4-1煤层为厚煤层，因此C值取0.95）
则：
v=2479.3/（180×4.0×1.5×0.95）=2.42m/d
因选用的采煤机截深为600mm，若每日推进四刀，共推进0.6×4=2.4m，可满足每天至少推进2.42m的要求。
（2）确定进刀方式
为了合理利用工作时间，提高工作效率，采用割三角煤工作面端部斜切进刀方式，并采用及时支护。
进刀深度0.6m。
采煤机进刀示意图如图所示，进刀过程如下：
a、当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处沿留有一段下部煤（如图a所示）；
b、调换滚位置，前滚筒降下、后滚筒升起、并沿输送机弯曲段返向割入煤壁，直至输送机直线段为止。
然后将输送机移直（如图b所示）；
c、再调换两个滚筒上、下位置，重新返回割煤至输送机机头处（如图c所示）；
d、将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上、下滚筒，返程正常割煤（如图d所示）
4、运煤
（1）支架选型
采用液压支架支护，选择工作面支架的型号为：
BY3600-25/50，为掩护式支架。
（2）移架方式
由于1#煤层上方有2m的砂页岩，再上面是15m的砂岩，所以选用依次顺序移架方式。
依次顺序移架方式:
采煤机割煤后依次顺序逐架前移。
这种方式操作简单，容易保证支护质量。
（3）支护方式
由于1#煤层上部为砂页岩，为防止片帮和冒顶，所以选用及时支护方式，选用BY3600-25/50掩护式支架。
（4）工作面支架需要量
工作面支架的需要量
（公式2—2）
式中：
μ——工作面支架数目（取整数）
L——工作面长度，m
e——架中心间距（BY3600-25/50型支架e值取1.5m）
μ=180/e=120取μ=120
（5）端头支架
由于巷道宽度为4.5m，选用宽度为2.1m型号为PDZ的端头支架两台架，即两端共有4架。
（6）超前支护方式和距离
超前支护方式采用单体支柱和金属铰接顶梁支护。
由于压力峰值点距煤壁前方10m左右，所以超前支护距离选20m。
（7）校核支架高度与强度
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煤高度大200mm左右，即：
Hmax=Mmax＋0.2，m
△1=5-4.2≥0.2m，满足要求；
经校核，支架高度与强度均符合要求。
5、处理采空区
采用全部垮落法。
第二节采区硐室
采区主要硐室有绞车房，煤仓。
1.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，本采区采用平车场，该绞车房宽度为2.5m，高4m，长6m。
2.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。
式中Q—煤仓容量t
—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1.5t/m3
——采区采出率0.94
——工作面采出率0.95
n采区内同时生产的工作面数目
所以Q=5+（180*2.5
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