采矿学课程设计-于佳宏.doc

1、矿业工程系煤矿开采学课程设计说明书课程名称：煤矿开采学姓 名：于佳宏学 号：120120201140班 级：12 级采矿二班指导教师：张晓光- 1 -目录.序 论2第一章采区巷道布置3第一节 采区储量与服务年限3第二节采区内的再划分5第三节确定采区内准备巷道布置及生产系统6第四节采区中部甩车场线路设计9第二章采煤工艺设计11第一节 采煤工艺方式的确定18- 2 -第二节工作面合理长度的确定15第三节采煤工作面循环作业图表的编制17小 结21参考文献22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。- 3 -2、培养采矿工程专业学生的动手能力，对编写采矿

2、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本采区为某矿第一水平某采区，如图所示。其中二采区已采，六采区未采。采区上部标高-50m，下部标高-350m。煤层均为中煤层。煤层埋藏稳定，构造简单，煤质中硬，自然发火期为 3-12 个月。采区走向平均长度 2020m，倾斜平均长度为 1020m，倾角平均为 17。区内共有两层煤，区内地质构造简单，为单斜构造，无断层和褶曲。采区内无大的含水层和地下水，开采条件较好。运输大巷布置在-350m 标高，回风大巷布置在-50m 标高，如图所示。采区生产能力

3、自定。2.煤层特征底板稳定。区内涌水较小，煤层埋藏稳定，构造简单。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采区内赋存的煤层为 m1 和 m2 煤层，均属于厚煤层。煤层无瓦斯突出，顶瓦斯矿井。煤层具体特征如下柱状图所示：- 4 -煤层柱状图(题目四 采区斜长 1020 米； 走向长度 2020 米，煤层倾角为 17)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；3、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

4、识，每个人独立完成一份课程设计。- 5 -第一章 采区巷道布置第一节 采区储量与服务年限1、矿井设计生产能力储量丰富，煤层储存稳定，顶底板条件好，倾角小，厚度变化不大，开采条件简单，技术装备先进，经济效益好，煤质为优质气煤，交通运输便利，市场需求量大，易建大型矿井。确定矿井设计生产能力为 150t/a。2、采区的工业储量、设计可采储量(1)采区的工业储量Zg=HL(m4+m5) (公式 1-1) 式中： Zg- 采区工业储量，万 t；H- 采区倾斜长度，1020m；L- 采区走向长度，2020m；- 煤的容重 ，1.30t/m3；M1- K1 煤层煤的厚度，为 3.7 米；M2- K2 煤层煤

5、的厚度，为 3.5 米；Zg1=1020*2020*3.7*1.3=991 万 tZg2=1020*2020*3.5*1.3=937.5 万 tZg=1020*2020*1.3*（3.7+3.5）=1928.5 万 t(2)采区设计可采储量 Zk=(Zg-P)C (公式 1-2)式中： Zk- 采区设计可采储量, 万 t；Zg- 采区工业储量， 万 t；P- 采区煤柱损失量，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 75%。永久煤柱损失量（断层、阶段、边界等煤柱损失量） ；Pm1=40*2*2020*3.7*1.3+15*2*（1020-3

6、0*2）*3.7*1.3=91.58 万 tPm2=40*2*2020*3.5*1.3+15*2*（1020-30*2）*3.5*1.3=75.89 万 t- 6 -Pmn（mn-煤层编号）- 各煤层永久煤柱损失量(上下两端或左右两边永久煤柱损失量)万 t；设计可采储量ZK1=( Zg1-pm1) C1=（991-91.58）*0.75=674.57 万 t ZK2=( Zg2-pm2) C2=（937.5-75.89）*0.75=646.2 万 t 采区储量计算表煤层编号投影面积（m 2）倾角（度）实际面积（m 2） cos1煤厚（m）容重（t/m 3）工业储量（万t）煤层采区回采率（%）可

7、采储量（万t）备注M1 17 3.7 1.45 991 75 674.57M2 17 3.5 1.50 937.5 75 646.2合计（1）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，万 t；ZK- 设计可采储量，万 t；K-储量备用系数，取 1.3。各煤层开采年限： T1= ZK1/AK=674.57 万 t/(150t1.3)=5.77a T2= ZK2/AK=646.2 万 t/(150t1.3)=5.52a 采区服务年限：T= T1+ T2 =11.29a ，取 11 年。（2）验算采区采出率 对于 m1，m2 厚煤层: C1=(Z

8、g1-pm1)/Zg1 -(公式 1-4) 式中：C1-采区采出率，% ； Zg1 - m1 煤层的工业储量，万 t ； pm1 -m1 煤层的永久煤柱损失，万 t ，取 Zg16% ； C1=(Zg1-pm1)/Zg1=（991-91.58）/991= 90.76% 75%满足要求C2=(Zg2-pm2)/Zg2=（937.5-75.89）/937.5=91.9% 75%满足要求 第二节 采区内的再划分1、确定工作面长度以确定工作面长度为 200m2、确定采区内区段数- 7 -确定采区内区段数为 4 段3、工作面生产能力工作面日生产能力：Qr = A(T1.1 ) （公式 16）式中： Qr

9、 工作面生产能力，tdA采区生产能力，ta T每年正常工作日，330dQr = A(T1.1)=900000(3301.1) =2479.34t/d4、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序生产能力为 150t/a,且工作面生产能力为 2479.34td。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。工作面布置（双翼布置）图如下图所示： M1 煤层 M2 煤层1401 1402 1501 15021403 1404 1503 15041405 1406 1505 15061407 1408 1507 1508工作

10、面接替顺序：左右交替，左边开采，右边准备；采区内自上而下开采，先采完上区段，后开采下区段；煤层间自上而下开采，先采 M1 煤层后采 M2 煤层最终达到高产高效。工作面接替顺序如下表所示：1401140214031404140514061407140815011502150315041505150615071508（说明：以上箭头指向表示工作面接替顺序。 ）第三节 确定采区内准备巷道布置及生产系统1、根据所选题目条件，完善开拓巷道- 8 -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，-50 标高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

11、巷，布置在-350 标高处2、确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较按采区上山数目、位置的不同提出两个方案：方案一：在 M1 煤层中开掘一条轨道上山，在距 M1 煤层 10m 处的底板岩层中开掘一条运输上山，即一煤一岩上山，如下图所示方案二：在 M1 煤层中开掘两条上山（轨道上山与运输上山） ，即双煤上山，如下图所示(1)两种方案在经济上比较 工程量表：序号工程名称 单位 数量 工程量 计算式1 轨道上山 巷道宽 4m 1.5=自巷道底板算起的墙高2 掘进=1020m 100m 124.848 11750.4 12.24*1020=124.848- 9 -3 半圆拱断面积11.92 S=4*(

12、0.37*4+1.5)=11.924 树脂药卷锚杆架设20*2000mm100 根 156.06 （12.24*1020/0.8)/1005 树脂锚杆制作20*2000mm100 根 156.06 （12.24*1020/0.8）*1.02/1006 喷射混凝土墙100m 4.59 2*1.5*0.15*1020/1007 喷射混凝土拱100m 9.968 1.57（4+0.15）*0.15*1020/1008 钢筋网制作铺设t 56.92 （1.57*4+2*1.5）*1020*6.39/1000（6.39KG/）费用表：工程名称 数量 工程量 煤绗单价 岩巷单价 煤巷费用 岩巷费用掘进=1

13、020m 117.50411750.45006 12399 58.82 145.68半圆拱断面积12.24树脂药卷锚杆架设20*2000mm146.88 2869 2869 42.14 42.14树脂锚杆制作20*2000mm149.81 4230 4230 63.36 63.36- 10 -喷射混凝土墙4.32 61171 61171 26,42 26.42喷射混凝土拱9.382 70446 70446 67.03 67.03钢筋网制作铺设56.92 2540 2540 14.45 14.45比较方案一 方案二544.44 601100% 110.8%（说明：由于其它各项费用基本相同，所以不

14、进行比较。 ）可得出双煤上山的费用是一煤一岩上山的 1.10 倍，在费用上多出 10%，即一煤一岩上山在经济上比较占优势。（2） 两种方案在技术上比较采区方案技术比较表方案项目第一方案 一煤一岩上山方案第二方案 双煤上山方案1、掘进工程量 工程量大比第二 方案多掘石门 工程量小2、工程难度 困难 较容易3、通风距离 较长 每区段增加 了通风距离 短- 11 -4、管理环节 多 少5、巷道维护一条煤层上山，维护工程量较大，费用较高维护工程量大，维护费用高6、工程期岩石上山掘进速度慢，工程期较长双煤上山掘进快，投产快当采用双煤上山布置时，由于最下部的 M1 煤层为维护条件较好的中厚煤层，煤质中硬，

15、且顶部为稳定的灰色粉砂岩，所以上山布置在 M1 煤层中，维护相对容易，且上山掘进速度快，可实现早投产。如果采用一煤一岩上山布置，虽运输上山为岩巷，较容易维护，但其掘进速度慢，不利于早投产，且工作量大。而且两个方案的总费用相差不大。综合经济和技术比较，最终决定将采区上山布置在 m1 煤层中，即采用双煤上山，两条上山间距为 20m，上山两侧各留 15m 的保护煤柱。3、确定工作面回采巷道布置方式及工作面推进终点位置根据煤层储存条件可知，m1 煤层厚 3.7m，m2 煤层厚 3.5m，都为厚煤层，瓦斯含量较低，煤层埋藏稳定，构造简单，煤质中硬，自然发火期为 3-12 个月。工作面走向推进长度为 20

16、20m 左右，采用单巷布置，且一个工作面就可以达到设计生产能力的要求。综合考虑，回采巷道布置方式采用单巷沿空掘巷。4、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。由于采区上山布置在 m1 煤层中，在离上山 20m 处停采，留 20m 煤柱保护采区上山，两条上山中间留 20m 的保护煤柱。m1、m2 煤层相距 21m 左右，由于相距较近，因此两层煤所留煤柱相同，工作面布置及推进到的位置也一样。5、采区内上、下区段工作面交替期间同时生产时的通风系统图采区内上下区段工作面交替期间同时生产时的通风系统

17、图如下图所示6、采区上、下部车场选型- 12 -采区上部车场选用单向甩车场；采区下部车场选用大巷装车顶板绕道式下部车场。- 13 -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 M1 煤层,进行采煤工艺设计，布置采煤工作面由于 M1 煤层厚 3.7m，煤质中硬，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 MG300AW（鸡西煤机厂）采高 1.53.0m适应倾角 35截深 630mm滚筒

18、直径 1.6m控顶距 1500mm牵引方式 交流变频调速无链双驱动电牵引牵引力 360kN牵引速度 0-6mmin滚筒中心距 8934mm机面高度 1200mm(2)液压支架 FJ4*457-1.64/3.5（重庆庆阳机械厂）型式 支撑掩护式支撑高度 1643.5m宽度 1.421.59m煤层厚度 中厚煤层初撑力 3721KN工作阻力 4479kN支架中心距 1500mm- 14 -支护强度 0.83Mpa适应煤层倾角 18泵站工作压力 30Mpa(3)工作面刮板输送机 SGZ800/1050（张家口煤机厂）出厂长度 220m运输能力 500th链速 1.07m中部槽规格 1500764222

19、mm刮板链型式 中双链与采煤机配套牵引方式 无链(4)破碎机 PEM1000*650（张家口煤机厂）破碎能力 600th(5)胶带输送机 S-100/260（西北煤机厂）（6）端头支架：PDZ(7)高压开关柜 KBZ4501140Y(8)转载机 :SZB-730/75(张家口煤机厂)输送长度 25m输送量 630 th带速 2.5 ms（9）液压泵站：XRBZB80/353、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 21）CMLQrV输送长度 1000m输送量 700 th带速 2.5 ms公称压力

20、 35mpa- 15 -式中：V采煤工作面每天的推进度，mdQr采煤工作面日生产能力, tdL采煤工作面的长度，mM采煤工作面的采高（取 M1 煤层厚度 3.7m）煤的容重，t/m 3C工作面的采出率（由于 K3煤层为中厚煤层，因此 C 值取0.95） 则：V=2479.34/（2020*3.7*1.3*0.95）=2.71m/d因选用的采煤机截深为 630mm，若每日推进六刀，共推进 0.638=4.8m，可满足每天至少推进 3.62m 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 0.63m。采煤机进刀示意图如图

21、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) A21211 A-A-(a)(b)(c)(d)A214、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：FJ4*457-1.64/3.5，为支- 16 -撑掩护式支架。(2)移架方

22、式由于 m1 煤层上方有 20m 左右的粉砂岩，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 m1 煤层煤质中硬，为防止片帮和冒顶，所以选用及时支护方式，选用FJ4*457-1.64/3.5 支撑掩护式支架。(4)工作面支架需要量工作面支架的需要量（公式 2eL2）式中：工作面支架数目（取整数）L工作面长度，me架中心间距（FJ4*457-1.64/3.5 型支架 e 值取 1.5m）= 220/1.5=146.7 取 =146(5)端头支架由于巷道宽度为 4m，选用宽度为 2m 型号为 PDZ 的端头支架两台

23、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 25m。(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=Mmax0.2m- 17 -1=3.5-2.70.2m，满足要求；最小结构高度应比最小采煤高度小 250350mm，即：Hmin=Mmin（0.250.35）m2=1.85-1.60.250.35m，满足要求；强度校验：P=(68)9.8SMcos （公式 23）式中：S支架支护的顶板面积，m 2顶板岩石密度，tm 3M采

24、高，m 煤层倾角，P=89.85.6781.421.32.5cos17=1675KN4000KN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 工作面合理长度的验证1从煤层地质条件考虑该采区内两个煤层的地质条件较好，无断层，煤层倾角为 12，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 220 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 吨/年。正规循环每天进六刀，采煤机滚筒截深为 630mm，所以 M1 煤层的工作面实际年生产能力为：3000.63822201.30.95=82.1(万吨)- 18

25、-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 220 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 米左右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 220 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

26、考虑分为 4 个区段比较合理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（设计图纸中） 、循环作业图（设计图纸中） 、劳动组织表（表 21） 、技术经济指标表（表 22）2、工种及出勤人数的安排，如下表（表 21）所示：工作面劳动组织表（表 21）序号 工种 早班 中班 夜班 合计1 班长 2 2 2 6

27、2 采煤机司机 3 3 2 83 输送机司机 1 1 1 3- 19 -4 转载机司机 1 1 1 35 皮带机司机 1 1 1 36 移架工 3 3 1 77 推溜工 2 2 2 68 超前维护工 6 6 3 159 跟班电工 2 2 1 510 运料工 4 411 安全质量员 1 1 1 312 跟班机修工 2 2 5 913 送饭工 1 1 1 3合计 25 25 25 75- 20 -工作面（针对 K3 煤层）主要经济技术指标（表 22）序号 项目 单位 数量1 煤层厚度 m 22 煤层倾角 12/m1234578691023415678920134204608102140618020

28、- 21 -3 平均采高 m 24 采煤机 台 15 液压支架 架 1466 端头支架 架 47 刮板输送机 部 18 破碎机 台 19 转载机 部 110 胶带输送机 部 211 循环进尺 m 1.012 日产量 t 1969.713 生产方式 两采一准14 出勤人数 人 7515 回采工效 t工 26.2516 截齿消耗 个万 t 2017 乳化液消耗 Kg万 t 18018 油脂消耗 Kg万 t 7019 日循环数 个 8六、设计图纸的内容本设计绘制两张大图（零号图纸）1、采煤工作面层次图（1：200）应包括回采巷道剖面图（1：50） ，最大与最小控顶距剖面图；2、 区巷道布置平面图（1

29、：2500）和剖面图(1:2500)。- 22 -小结：本次课程设计的主要内容是采区的巷道布置以及采煤工艺的设计，它到底想要传授给我们些什么知识？或者说我究竟从这个设计中学到了什么？我的想法很简单，无非是想增加一些专业知识。我不是很聪明，也没有自己想象中的那么勤奋，但是，事实上，我觉得我得到的远远比预想的要多。通过这次设计，我不仅对采区的设计有了更进一步的认识与了解，进一步巩固和加深了课程理论知识，更重要的，是获得了一种新的思考与解决问题的方法。如果能切实应用到生产生活中，不可否认，这是多么让人兴奋的一件事。本次课程设计虽然结束了，但是对于我们来说，未来的路还很长，还需要付出百倍的努力。我希望并坚信，我们能走的更好！- 23 -参考文献参考文献：1、徐永圻， 采矿学 ，徐州：中国矿业大学出版社，2003。2、徐永圻， 煤矿开采学 （修订本） ，徐州：中国矿业大学出版社，2009。3、李锋，刘志毅， 现代采掘机械 （修订本） ，北京：煤炭工业出版社，2011。4、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 。5、采矿设计手册编委会， 采矿手册 ，北京：冶金工业出版社，1990。6、武同振等， 综采综掘高档普采设备选型配套图集 ，徐州，中国矿业大学歘出版社，1993。7、 煤矿安全规程 ，北京：煤炭工业出版社，2011。- 24 -