1、 采矿学课程设计说明书(准备方式：采区布置 煤层倾角： 生产能力：150 万 t )班级：采矿 04-4姓名：张源班级序号：27学号：01040117 指导老师：万志军完成时间：2007 年 7 月 7 日目 录绪论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 采区内的再划分7第三节 确定采区内准备巷道布置及生产系统9第四节 采区中部甩车场线路设计12第二章 采煤工艺设计19第一节 采煤工艺方式的确定19第二节 工作面合理长度的确定24第三节 采煤工作面循环作业图表的编制25小结26序论一、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
2、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 3000 米，倾斜长度 1100 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，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
3、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 12(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 16三、课程设计内容1、采区或带区巷道布置设计；2、采区中部甩车场线路设计或带区下部平车场(绕道线路和装车站线路)线路设计；设计采(带)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 6.9 K1 煤层，=1.30t/m3-4.20
4、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-4.60薄层泥质细砂岩，稳定 3.20灰色细砂岩，中硬、稳定2.20K3 煤层，煤质中硬，=1.30t/m3。3.20灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度6080Mps。24.68灰色中、细砂岩互层四、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。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
5、t/a2采区的工业储量、设计可采储量(1)采区的工业储量Zg=HL(m1+m2+m3) (公式 1-1) 式中： Zg- 采区工业储量，万 t；H- 采区倾斜长度，1100m；L- 采区走向长度，3000m；- 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=11003000(6.9+3.0+2.2)1.3=5190.9 万 t/aZg1=110030006.91.3=2960.10 万 tZg2=110030003.01.3=1287.00 万 tZg3=110030002
6、.21.3=943.80 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=30230006.91.3+152(1100-302)6.91.3=189.45 万 tPm2=30230003.01.3+152(1100-302)3.01.3=82.37 万 t Pm3=30230002.21.3+152(1100-302)2.21.3=60.40 万 t P- 上下两端永久煤柱损失量，左
7、右两边永久煤柱损失量，万 t；ZK1=( Zg1-p1) C 1=(2960.10-189.45)0.75=2077.99 万 tZK2=( Zg2-p2) C 2=(1287.00-82.37)0.80=963.70 万 tZK3=( Zg3-p3) C 3=(943.80-60.40)0.80=706.72 万 t(3)采区服务年限T= ZK/AK (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/AK=2077.99 万 t/(150 万 t 1.3)=10.66a
8、 T2= ZK2/AK=963.70 万 t/(150 万 t 1.3)=4.92aT3= ZK3/AK=706.72 万 t/(150 万 t 1.3)=3.62a T= T1+ T2 +T3 = 19.2a ，取 20 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： C-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=(Zg1-p1)/Zg1=(11003000-30230003-152(1100-302)6.91.3)/110030006.9
9、1.3=93.60% 75%满足要求2、对于 K2 中厚煤层：C2=(Zg3-p3)/Zg3 -(公式 1-5)式中：C-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 Zg34% ；C2=(Zg2-p2)/Zg2=(11003000-3023000-152(1100-302)3.01.3/ 110030003.01.3=93.60% 80%满足要求2、对于 K3 中厚煤层：C3=(Zg3-p3)/Zg3 -(公式 1-5)式中： C-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
10、，取 Zg34% ；C3=(Zg3-p3)/Zg3=(11003000-3023000-152(1100-302)2.21.3/ 110030002.21.3=93.60% 80%满足要求 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，上部留 30m 防水煤柱，下部留 30m 护巷煤柱，故其煤层倾向共有：1100-60=1040m 的长度，走向长度 3000-30=2970m。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，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 1
11、80250m，巷道宽度为 4m4.5m,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 5 个区段，采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱，取 5 米，两区段间留有较大煤柱，取 30 米。故工作面长度为： =(1100-302-54-104.5)/5=195 m2、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-S 0)/(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
12、用综采，故 l 0取 5(m)。N=(1100-302)/(195+10) =5.07，取 5.3、工作面生产能力Qr = A/T1.1 -(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/T1.1 =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,
13、5 个区段工作面接替顺序，采用下行开采顺序K1 工作面接替顺序图区段 1 区段 2 区段 3 区段 4 区段 5 图.1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区段 2区段 3区段 4区段 5(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1057.39m 。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
14、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
15、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:
16、巷道硐室掘进费用表 1-1 方案一方案二方案工程名称单价(元)工程量费用(万元)单价(元)工程量 费用(万元)上 15 1 20 1284 1100 169.49山(m)78 .211008.31.2=304联络巷(m)11521.254.42430.09- - -合计238.39- - 169.49巷道及硐室维护费表 1-2 方案一方案二方案工单价工程费用单价工程费用程名称(元)量 (万元)(元)量 (万元)上山(m)401.2110020105901.2110020238.39联络巷(m)801.254.4242041.79-合计146.79-238.39井巷辅助费表 1-3 方案一方案二
17、方案工程名称单价(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)9511.254.4242024.84-合计24.84-费用汇总表表 1-4 方案总费用方案一 方案二掘进(万元) 238.39 169.49维护(万元) 146.79 238.39井巷辅助费(万元)24.84 0合计(万元) 410.02 397.59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。两者费用相差不超过 6%，经济上认为两者相同。综上所述，选择双岩
18、巷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
19、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。4确定通风布置系统采区内上、下区段相邻工作面交替期间同时生产时的通风系统如图 2 所示。图 2第四节 采区中部车场线路设计该采区开采近距离煤层群，轨道上山布置在煤层底板岩石中，倾角为 16。向区段石门甩车。轨道上山和区段石门均铺设 600mm 轨距的线路，轨形为15kg/m，采用 1t 矿车单钩提升，每钩提升 3 个矿车，要求甩车场存车线设双轨高低道。斜面线路布置采用一次回转方式。计算步骤如下：1、采区中部车场线路设计草图图 3(一)斜面线路联结系统各参数计算1道岔选择及角度计算由于是辅助提升，两组道岔均
20、选取 DK615412(左)道岔。道岔参数斜面线路一次回转角 = ；斜面线路二次回转角一次回转角 的水平投影角 为：=式中 为轨道上山的倾角， = 。二次回转角 的水平投影 为：=一次伪倾斜角 为：=二次伪倾斜角 为： 2斜面平行线路连接点各参数本设计采用中间人行道，线路中心距 =1900mm。为简化计算，斜面联结点线路中心距取与 相同值。斜面联结点曲线半径取 ，这样：(二)竖曲线相对位置取高道平均坡度 取低道平均坡度 取低道竖曲线半径 暂定高道竖曲线半径 高道竖曲线各参数： 低道竖曲线各参数： 2最大高低差 H由于是辅助提升，储车线按 3 钩车考虑，每钩车提 1t 矿车 3 辆，故高低道储车
21、线长度不小于 3 3 2=18mm。起坡点间距暂设为零，则H=18000 11+180009=360这里的存车线长度及起坡点间距都是为了计算最大高低差 H 而暂定的，该两个暂定值将以计算结果为准。3竖曲线的相对位置两竖曲线上端点的斜面距离 为：=2357.52两竖曲线下端点(起坡点)的水平距离 为：有计算结果看出， (Mmax+0.2)，满足要求。支架的最小结构高度为 1.6mMmin (0.2 50.35)，满足要求。校核强度由 P=（24）式中： -煤容重M-采高，m。-煤层倾角 ，度。一般取上限，P= 支架工作阻力 3126 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。
22、 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 195 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：3300.60066.91951.30.93=193.25 (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
23、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180250m，所以选择的工作面的长度为 195 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 1100 米，除去煤柱宽及巷道宽 125 米，剩余 975 米，把每个工作面长度定为 195 米，975195=5， 正好为 5
24、 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1、工作面布置图、循环作业图、劳动组织表、技术经济指标表(见图纸)。2、有关工种及出勤人数，可参照教学例题和现场经验酌情安排(见图纸)。工作面劳动组织表序号 工种 早班 中班 夜班 合计1 班长 1 1 1 32 采煤机司机 3 3 3 93 输送机司机 3 3 4 1
25、04 转载机司机 1 1 3 55 胶 带 输 送 机 司 机 1 1 1 36 放煤工 2 2 2 67 端头维护工 2 2 2 68 跟班电工 3 3 2 89 运料工 4 4101 泵站工 1 1 1 311 跟 班 机 修 工 2 2 5 912 技 术 员 1 1 1 313 送饭工 1 1 1 3合 计 21 21 31 73工作面主要技术经济指标序号 项目 单位 数量1 煤层厚度 m 6.92 煤层倾角 163 采放比 1：1.654 日产量 t 4545.455 循环进尺 m 0.6006 平均日推进度 m 2.797 回采率 0.938 采煤机 台 19 液压支架 架 130
26、10 端头支架 架 611 刮板输送机 部 212 破碎机 台 113 转载机 部 114 胶带输送机 部 215 日循环数 个 616 生产方式 两采一准17 出勤人数 人 7918 回采工效 t/工 57.5419 截齿消耗 个/万 t 2020 乳化液消耗 Kg/万 t 18021 油脂消耗 Kg/万 t 703、设计图纸的内容(附图)本设计绘制两张大图(零号图纸)(1)、采煤工作面层次图(1：50)应包括回采巷道剖面图(1：50)，最大与最小控顶距剖面图；(2)、采区巷道布置平面图和(1：2000)剖面图(1:2000)设计图纸四周各留20mm 的边框线，右下角留出标题栏。小 结参考文献1、徐永圻，采矿学 徐州：中国矿业大学，19992、陶驰东，采掘机械 北京：煤炭工业出版社，19913、采矿设计手册编委会，采矿手册(第四卷)，北京：冶金工业出版社，19904、张荣立.何国伟.李铎采矿工程设计手册.北京：煤炭工业出版社，2003
