#煤矿开采学课程设计实例.docx
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#煤矿开采学课程设计实例
《煤矿开采学》课程设计
说
明
书
姓名：
班级：
采矿06
学号：
001060029
指导老师：
姚精明
二〇〇九年月日
绪论……………………………………………………………3
第一章采区巷道布置………………………………………5
第一节采区储量与服务年限……………………………………5
第二节采区内的再划……………………………………………7
第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统…………………9
第二章采煤工艺设计………………………………………12
第一节采煤工艺方式的确定……………………………………12
第二节工作面合理长度的确定…………………………………17
第三节采煤工作面循环作业图表的编制………………………18
附表………………………………………………………20
设计总结……………………………………………………22
绪论
一、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。
二、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2100米，倾斜长度1000米，采（带）区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，K1和K2煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2，K2和K3煤层属于中硬煤层，各煤层瓦斯涌出量也较小。
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K3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。
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8°，阶段倾斜长度1200m
（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°，阶段倾斜长度1000m
三、课程设计内容
1、采区或带区巷道布置设计；
2.采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：
设计采区综合柱状图
柱状
厚度（m）
岩性描述
8.60
灰色泥质页岩，砂页岩互层
------------------------------------------------------------------------------------------------------
8.40
泥质细砂岩，碳质页岩互层
------------------------------------------
0.20
碳质页岩，松软
6.90
K1煤层，γ=1.30t/m3
4.20
灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬
------------------------------------------------------------------------------------------------------
7.80
灰色砂质泥岩
3.0
K2煤层,γ=1.30t/m3
------------------------------------------
4.60
薄层泥质细砂岩，稳定
··················
3.20
灰色细砂岩，中硬、稳定
2.2
K3煤层，煤质中硬，γ=1.30t/m3
。
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。
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。
3.50
灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度60—80Mps
。
。
。
。
。
。
。
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。
。
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。
。
。
。
24.68
灰色中、细砂岩互层
第一章采区巷道布置
第一节区储量与服务年限
1、采区生产能力选定为150万t/a
2、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+m3）×γ………………………………………（公式1-1）
式中：
Zg----采区工业储量，万t；H----采区倾斜长度，1000m；
L----采区走向长度，2100m；γ----煤的容重，1.30t/m3；
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=1000×2100×（6.9+3.0+2.2）×1.3=3303.3万t/a
Zg1=1000×2100×6.9×1.3=1883.70万t
Zg2=1000×2100×3.0×1.3=819.00万t
Zg3=1000×2100×2.2×1.3=600.60万t
（2）设计可采储量
ZK=（Zg-p）×C……………………………………………………（公式1-2）
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，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。
本设计条件下取80%。
Pm1=30×2×2100×6.9×1.3+15×2×（1000-30×2）×6.9×1.3=138.32万t
Pm2=30×2×2100×3.0×1.3+15×2×（1000-30×2）×3.0×1.3=73.34万t
Pm3=30×2×2100×2.2×1.3+15×2×1000-30×2）×2.2×1.3=52.17万t
P----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）×C1=（1883.70-183.32）×0.75=1275.29万t
ZK2=（Zg2-p2）×C2=（819.00-73.34）×0.80=596.53万t
ZK3=（Zg3-p3）×C3=（600.60-52.17）×0.80=438.74万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----采区生产能力，150万t；
ZK----设计可采储量，2315.7万t；
K----储量备用系数，取1.3。
T1=ZK1/A×K=1275.29万t/（150万t×1.3）=6.54a
T2=ZK2/A×K=596.53万t/（150万t×1.3）=3.06a
T3=ZK3/A×K=438.74万t/（150万t×1.3）=2.25a
T=T1+T2+T3=11.85a，取12年。
（4）、验算采区采出率
1、对于K1厚煤层:
C1=（Zg1-p1）/Zg1-----（公式1-4）
式中：
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，取Zg1×6%；
C1=（Zg1-p1）/Zg1
=（1000×2100×6.9×1.3-（30×2×2100×6.9×1.3+15×2×（1000-30×2）×6.9×1.3））/1000×2100×6.9×1.3=92.66%>75%满足要求
2、对于K2中厚煤层：
C2=（Zg3-p3）/Zg3………………………………………………………（公式1-5）
式中：
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
=〔（1000×2100×3.0×1.3）-（30×2×2100×3.0×1.3+15×2×（1000-30×2）×3.0×1.3）〕/1000×2100×3.0×1.3=91.05%>80%满足要求
3、对于K3中厚煤层：
C3=（Zg3-p3）/Zg3………………………………………………………（公式1-5）
式中：
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Zg3×4%；
C3=（Zg3-p3）/Zg3
=（（1000×2100×2.2×1.3）-（30×2×2100×2.2×1.3+15×2×（1000-30×2）×2.2×1.3））/1000×2100×2.2×1.3=91.31%>80%满足要求
第二节采区内的再划
1、确定工作面长度
放顶煤工作面长度的确定应主要考虑顶煤破碎、顶煤放出和减少煤炭损失等三个因素的影响。
顶煤破碎主要取决于支承压力及顶板活动的作用，由工作面长度对支承压力及矿压显现的影响分析可知，工作面长度不得少于80m，但工作面长度大于200m以后，其变化趋于缓和。
合理的工作面长度应是在一个生产班内能将工作面内的顶煤全部放完。
据此原则，工作面长度可以用下列式表示：
L=n（T/t）Bη=175m
式中：
L--------工作面长度，m；
n--------同时放煤支架数；
T--------每班工作时间，min;
t---------每架支架放煤所需时间，min;
B-------支架宽度，m;
η-------每班工作时间利用率。
取：
n=2,B=1.5m,T·η=300min,t=5min
2、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）……………………………………（公式1-4）
式中：
L-----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l0取5（m）。
N=（1000-30×2）/（175+10）=5.08，取5.
3、工作面生产能力
Qr=A/T×1.1………………………………………………………（公式1-5）
式中：
A----采区生产能力，150万t/a；
Qr----工作面生产能力，万t；
T----每年正常工作日，330天。
故：
Qr=A/T×1.1=150/330×1.1=4132.23t
4、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序
生产能力为150万t/a,且工作面生产能力为4132.23t。
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。
以K1煤层为例,5个区段工作面接替顺序，采用下行开采顺序
区段1
001
002
区段2
001
002
区段3
001
002
区段4
001
002
区段5
001
002
图1K1工作面接替顺序图
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：
区段1（001-002）→区段2（001-002）→区段3（001-002）→区段4（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。
）
第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统
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K3煤层底板下方25m的稳定岩层中，两巷水平间距相距961.26m。
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1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3层煤，每一层都布置5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K3煤层底板15m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
在距K3煤层底板15m处岩石中布置一条岩石运输上山，在K3煤层中布置另一条轨道上山，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：
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。
经济技术比较：
表1-1巷道硐室掘进费用
方案
工程名称
方案一
方案二
单价
（元）
工程量
费用
（万元）
单价
（元）
工程量
费用
（万元）
上山（m）
1578
1.2×1000
189.36
1284
1.2×1000
154.08
联络巷（m）
1152
1.2×54.42×4
30.09
---
----
---
合计
2730
1461.22
219.45
----
----
154.08
表1-2巷道及硐室维护费
方案
工程名称
方案一
方案二
单价
（元）
工程量
费用
（万元）
单价
（元）
工程量
费用
（万元）
上山（m）
40
1.2×1000×20
96.00
90
1.2×1000×20
216.00
联络巷（m）
80
1.2×54.42×4×20
41.79
---
----
---
合计
120
29224.32
137.79
----
----
216.00
表1-3井巷辅助费
方案
工程
名称
方案一
方案二
单价
（元）
工程量
费用
（万元）
单价
（元）
工程量
费用
（万元）
上山（m）
---
----
----
---
---
---
联络巷（m）
951
1.2×54.42×4×20
24.84
---
----
---
合计
951
5224.32
24.84
----
----
----
表1-4费用汇总表
方案
总费用
方案一
方案二
掘进（万元）
219.45
154.08
维护（万元）
137.79
216.00
井巷辅助费（万元）
24.84
0
合计（万元）
382.08
370.08
方案一：
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
方案二：
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。
由此可见，一煤一岩上山不但节省了费用，而且具有超前探煤作用。
随着我国巷道锚喷技术的提高对煤巷的维护能够起到很好的效果，另外，本例中K3煤层顶地板效果比较好，易于维护，所以采用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K1煤层为例。
3．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.：
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30米处的位置，即为避开采掘超前影响所留设的30m护巷。
附采区巷道及设备布置平面、剖面图（比例1∶1000或1∶2000）。
第二章采煤工艺设计
第一节采煤工艺方式的确定
1、选第一煤层，即K1煤层为对象设置采煤工艺。
由于K1煤层厚度为6.9m，属于厚煤层，硬度系数f=2，结构简单，无断层，故可用综合机械化采煤工艺，放顶煤采煤法。
综采放顶煤工作面“三八”制作业形式，即两班采煤，一班准备。
采煤机截深为0.6m，割两刀放一次顶煤，放煤步距为1.2m。
采煤机割煤高度为2.6m放煤高度平均为4.3m，采放比为1：
1.65。
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。
放顶煤河割煤交叉作业，同时进行。
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：
选择采煤机的滚筒截深为600mm，每天正规循环推进六刀，每个循环0.600m，可满足每天至少推进2.90米的要求。
根据煤层的实际情况，经查《采矿设计手册》，选用采煤机。
采煤机的型号为：
MXP—240W
采高1.35～2.84m
适应煤层硬度1～3
煤层倾角α≤25°
截深600mm
滚筒直径1.4m
卧底量140mm
牵引方式液压无链
牵引力196KN
牵引速度0～7.5m/min
滚筒中心距6120mm
电机功率2×100kw
总质量15吨
制造厂西安煤矿机械厂
（2）进刀方式：
为了合理利用工作时间，提高效率。
采用端头斜切割三角煤进刀方式，双向割煤。
（3）采放比=1:
1.65
（4）放顶步距：
割两刀放一次顶煤，放顶步距0.6×2=1.2m。
据《采矿工程设计手册》，一般情况下，当采用小截深（0.5～0.6m）时，割两刀放一次顶煤，放煤步距为2倍的采煤机截深。
（5）放煤方式：
单轮、间隔、多口放煤。
这种方式工艺简单，便于工人掌握，并可在实践中逐步提高采出率。
4、运煤
（1）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。
工作面可弯曲刮板输送机型号：
SGD—630/180
适用条件：
缓斜2.8~4.5m综采工作面
出厂长度：
200米
运输能力：
400吨/h
刮板链形式：
双边链
电动机型号：
DSB—90
电机功率：
2×90kw
电机电压：
1140V
总质量117.31吨
制造厂张家口厂、西北一厂、昆明厂
2转载机型号SZD—730/160
适用条件：
中厚煤层
出厂长度：
～40米
运输能力：
700吨/h
刮板链形式：
中双链
电动机型号：
YSB—160
电机功率：
160kw
电机电压：
1140V
总质量：
25.6吨
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，工作面采用支撑掩护式液压支架支护，从《采矿设计手册》选用如下设备：
支架型号ZZS6000-17/37
外形尺寸（长×宽×高）5725mm×1450mm×1700mm
支撑高度1.7～3.7m
工作阻力6000KN
初撑力5105KN
支架中心距1500mm
支护强度0.81～0.91Mpa
支架移架步距900～1100mm
支架重量19吨
生产厂重庆庆江机械厂
（3）移架方式
由于采用及时支护方式，而且工作面每天推进6刀，故选择顺序移架方式进行移架。
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。
（4）支护方式：
由于K2煤层属中硬煤层，顶板有7.8m厚的灰色砂质泥岩，采高为3.0m，为防止片帮和冒顶，选用及时支护方式进行支护。
（5）工作面的支架需求量:
由n=L/E
式中：
n——工作面支架数目，取整数；
L——工作面长度，m；
E——架中心距；
得：
n=（175+5+5）/1.5=122.33，取123架。
（6）端头支架
由于巷道宽4.5m，而架宽为1.5m，因此选3架，左右两端共需6架。
从《采矿设计手册》选用如下设备：
端头支架型号：
PDZ（掩护式）
外形尺寸（长×宽×高）5925mm×1450mm×1700mm
适用条件：
倾角α≤30°的中厚煤层
支撑高度：
1.6～3.8
工作阻力：
9000KN
初撑力：
7070KN
支护强度：
0.51Mpa
制造厂：
郑州煤机厂
（7）超前支护方式和距离
由于采用综采工艺开采，支撑压力分布范围为20～30m，峰值点距煤壁前方5-15m,所以超前支护的距离为20m。
选用单体支柱和金属铰接顶梁支护。
（8）校核支架的强度和高度
①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+0.2m；最小结构高度应比最小的采高小250—350mm，即：
Hmin=Mmin-（0.25～0.35）m
已知选用的ZZS6000—17/37支撑掩护式液压支架的最大结构高度为3.7m>（3.0+0.2）m，满足要求。
支架的最小结构高度为1.7m<2.2-（0.25～0.35）m，满足要求。
②校核强度
由q=K×M×ρ×g×10-6
式中：
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——取10N/Kg。
q=6×3.0×2.5×103×10×10-6=0.45Mpa
由Q=q×F×103KN
式中：
F——为支架支护面积，F=5.725×1.450=8.30m2
Q=0.45×8.30×103=3735KN
由P=Q/η
式中：
P——支架的工作阻力，KN；
Q——支架的有效工作阻力，KN；
η——支架的支撑效率，取80%
P=3735÷0.8=4688.75KN<支架工作阻力6000KN，满足要求。
5、处理采空区
一般采用全部跨落法处理采空区。
第二节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
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