工学矿井开采课程设计实例及设计格式Word文件下载.docx

1、 L- 采区走向长度，2100m； - 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=10002100（6.9+3.0+2.2）1.3=3303.3万t/aZg1=10006.91.3=1883.70万tZg2=10003.01.3=819.00万tZg3=10002.21.3=600.60万t （2） 设计可采储量ZK=（Zg-p）C （公式1-2）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- 采区采出率，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄

2、煤层85%。本设计条件下取80%。Pm1=3021.3+15（1000-302）1.3=138.32万tPm2=301.3=73.34万t Pm3=301000-301.3=52.17万tP- 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tZK2=（ Zg2-p2） C2=（819.00-73.34）0.80=596.53万tZK3=（ Zg3-p3） C3=（600.60-52.17）0.80=438.74万t（3）采区服务年限T= ZK/AK （公式1-3） T- 采区服务年限，a; A-

3、 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/AK=1275.29万t/（150万t 1.3）=6.54aT2= ZK2/AK=596.53万t/（150万t 1.3）=3.06aT3= ZK3/AK=438.74万t/（150万t 1.3）=2.25aT= 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） 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Zg16% ；C1

4、=（Zg1-p1）/Zg1=（10001.3-（301.3）/10001.3= 92.66% 75%满足要求2、对于K2中厚煤层：C2=（Zg3-p3）/Zg3 （公式1-5）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Zg24% ；C2=（Zg2-p2）/Zg2=（10001.3）-（301.3）/ 10001.3= 91.05% 80%满足要求3、对于K3中厚煤层：C3=（Zg3-p3）/Zg3 （公式1-5） 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Zg3C3 =（

5、Zg3-p3）/Zg3=（10001.3 =91.31% 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）B=175mL-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;-每班工作时间利用率。取

6、：n=2, B=1.5m, T=300min , t= 5min2、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）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=（1000-302）/（175+10） =5.08，取5.3、工作面生产能力Qr = A/T1.1 （公式1-5）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/T1.

7、1 =150/3301.1 =4132.23 t4、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1001002区段2区段3区段4区段5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

8、表示方向为工作面推进顺序。）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

9、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

10、门联系各煤层。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）上山（m）15781.21000189.361284154.08联络巷（m）115254.42430.09-合计27301461.22219.45表1-2 巷道及硐室维护费4010002096.0090216.0080441.7912029224.32137.79表1-3井巷辅助费工程名称95124.845224.32表1-4 费用汇总表总费用掘进（万元）维护（万元）井巷辅助费（万元）合计（万元）382

11、.08370.08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

12、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11000或12000）。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“

13、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

14、，经查采矿设计手册，选用采煤机。（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0.62=1.2m。据采矿工程设计手册，一般情况下，当采用小截深（0.50.6m）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：SGD630/180（2）以设备选用配套原则为基础并结合采煤工作面采煤能

15、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：（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 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

16、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）（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2030m，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250350mm，即：Hmin= Mmin-（0.2 50.35）m已知选用的 ZZS600017/37 支撑掩护式液压支架的最大结构高度为

17、3.7m（3.0+0.2）m，满足要求。支架的最小结构高度为1.7m2.2-（0.2 50.35）m，满足要求。校核强度由q=KMg10-6 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； 岩石密度，取 2.5103Kg/m3;g 取10N/Kg。q=62.51031010-6=0.45Mpa 由Q=qF103KN F为支架支护面积，F = 5.7251.450 = 8.30m2 Q=0.458.30103=3735 KN由P = Q / P 支架的工作阻力，KN； Q 支架的有效工作阻力，KN； 支架的支撑效率，取80% P=37350.8=4688.75

18、KN 支架工作阻力6000 KN，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，煤层倾角为16，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175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150万吨/年。正规循环每天进六刀，采煤机滚筒截深为600mm，所以K1煤层的工作面实际年生产能力为： 3300.60061751.30.93=173.43 （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

19、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200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200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150250m，所以选择的工作面的长度为175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125米，剩余875米，把每个工作面长度定为175米，875175=5，正好为5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。第三节 采煤工作面循环作业图表的编制