1、河南工程学院煤矿开采学课程设计教学煤矿矿井采区设计学生姓名：学 院：安全工程学院专业班级：专业课程：煤矿开采学指导教师：2017 年 12 月 27 日教师评语成绩：指导教师（职称）：日期：课程设计要求教学煤矿第一开采水平上山某采区综合柱状图见图 1，煤层厚度、层间距及顶底板岩性不同。该采区走向长度 3000m，倾斜长度 1100m，采区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，煤层属简单结构煤层，硬度系数 f=2-3，各煤层瓦斯涌出量也较小。设计矿井的地面标高为+30m，煤层露头为 -30m。K 2 煤层倾角为 12，K 3 煤层倾角为 8。第一开采水平为该采区服务的一条运输大巷布置在煤层底版
2、下方的稳定岩层中（灰色中、细砂岩互层，厚度 24.68m） ，为满足该采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，对采区内 K2 煤层开采的设计。课程设计的主要内容：1.储量计算，采区生产能力确定及采区服务年限；2.区段的划分，工作面长度的确定，区段的接替；3.采区准备巷道的布置及生产系统（不同方案的技术经济比较） ；4.上部车场、中部车场及下部车场的确定；5.采煤工艺设计（工艺过程，工作制度，作业循环图表等） 6.采区准备巷道平面图及剖面图的绘制设计要求：1.在规定的时间内认真、独立地完成计算、绘图、编写说明书等全部工作。作到分析论证清楚、论据确凿，并积极采用切实可行的
3、先进技术，力争使设计成果达到较高水平。2.要通过计算确定的，必须有必要的计算步骤和过程。要参照有关规范和经验确定的，请说明确定理由。设计参照依据：煤矿安全规程 、 、 煤矿矿井采矿设计手册 、 煤矿开采学 、 煤炭矿井制图规范等 3.说明书用稿纸手写或者打印，要求字迹工整，内容完整，表格要用统一编号和表头。图纸绘制用 CAD，绘图比例用 1：5000，打印输出比例为 1：1，纸型为 A1。图纸格式要求参照示例；线型、线宽及图例，参照采矿设计手册采矿制图部分要求。4.提交的设计成果包括：设计说明书及有关图纸采区综合柱状图序 号 岩 柱 厚度（m）岩 性 描 述1 8.60 灰色泥质页岩，砂页岩互
4、层2 8.40 泥质细砂岩，碳质页岩互层3 0.20 碳质页岩，松软4 6.9 灰色细砂岩，中硬、稳定5 4.20 灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬6 7.80 灰色砂质泥岩7 3.0 K2 煤层，密度 1.40t/m38 4.60 薄层泥质细砂岩，稳定9 3.20 灰色细砂岩，中硬、稳定10 2.20 K3 煤层，煤质中硬，密度1.50t/m311 。3.20 灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度6080Mps12 。24.68 灰色中、细砂岩互层目录第一章采区概况及地形特征 1一、采区概况 1二、地质特征 1第二章采区巷道布置 2一、采区储量与服务年限 2二、采区内的再划分 32.2.1 确定工作面
5、长度及采区区段数目 32.2.2 确定工作面生产能力 4-2.2.3 确定工作面数 5三、确定采区内准备巷道布置和生产系统 52.3.1 完善开拓巷道 52.3.2 确定巷道布置系统及采区布置方案分析比较 52.3.3 确定工作面回采巷道布置方式 92.3.4 工作面推进位置的确定 92.3.5 确定通风布置系统 92.3.6 采区车场选型 9第三章采煤工艺设计 10一、采煤工艺方式的确定 103.1.1 选取 K2煤层为对象，进行采煤工艺设计。 103.1.2 综采工作面的设备。103.1.3 采煤与装煤 103.1.4 综采工作面主要设备参数 113.1.5 运煤 12二、工作面合理长度确
6、定 143.2.1 煤层地质条件 143.2.2 工作面生产能力 143.2.3 运输设备 143.2.4 顶板管理及通风能力 143.2.5 经济合理的工作面长度 15三、采煤工作面循环作业图表的编制 163.3.1 循环作业图表 163.3.2 劳动组织表 16课程设计总结 17参考文献 181第一章 采区概况及地形特征一、采区概况教学煤矿第一开采水平上山某采区综合柱状图见图 1，煤层厚度、层间距及顶底板岩性不同。该采区走向长度 3000m，倾斜长度 1100m，采区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，煤层属简单结构煤层，硬度系数 f=2-3，各煤层瓦斯涌出量也较小。设计矿井的地面标高
7、为+30m，煤层露头为 -30m。第一开采水平为该采区服务的一条运输大巷布置在煤层底版下方的稳定岩层中（灰色中、细砂岩互层，厚度 24.68m） 。 煤层厚度为 3.0m，倾角2K为 12，K 3 煤层厚度为 2.2m，倾角为 8。二、地质特征表 1-1 设计采区综合柱状图序 号 岩 柱 厚度（m）岩 性 描 述1 8.60 灰色泥质页岩，砂页岩互层2 8.40 泥质细砂岩，碳质页岩互层3 0.20 碳质页岩，松软4 6.9 灰色细砂岩，中硬、稳定5 4.20 灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬6 7.80 灰色砂质泥岩7 3.0 K2 煤层，密度 1.40t/m38 4.60 薄层泥质细砂岩，稳
8、定9 3.20 灰色细砂岩，中硬、稳定10 2.20 K3 煤层，煤质中硬，密度 1.50t/m311 。3.20 灰白色粗砂岩、坚硬、抗压强度 6080Mps12 。24.68 灰色中、细砂岩互层-2第二章 采区巷道布置一、采区储量与服务年限1、采区生产能力选定为 70 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： MLHZc（2-1）式中： C采区工业储量，万 t；采区倾斜长度，1100m；L采区走向长度，3000m；M煤的厚度， =3.0m，m 3 =2.2m；2煤的容重， =1.40t/m， =1.50t/m；1cZ=110030003.01.4=1386 万
9、t2=110030002.21.5=1089 万 t= 1c+ 2=1386 万 t+1089 万 t=2475 万 tz(2)设计可采储量： CPZck)(（2-2）式中： k设计可采储量，万 t；C工业储量，万 t；P永久煤柱损失量，万 t；采区采出率，厚煤层可取 75%，中厚煤层取 80%，薄煤层 85%。分别取左右边界永久煤柱各 10m，上边界永久煤柱 10m，下部边界煤柱 10m，上山保护煤柱 30+30=60m ，则：1P= 万 t49.61=0.31-01+064.103)+0( ）（）（2= 万 t385252）（）（=( 1cZ- ) =(1386-61.49) 80%=10
10、59.61 万 tzk13( 2cZ- P) =(1089-48.31) 80%=832.55 万 t=zk2+ 1059.61+832.55=1892.16 万 tk1=zk(3)采区服务年限： AKZTk（2-3）式中： 采区服务年限，a；采区生产能力，70 万 t；kZ设计可采储量，万 t；K储量备用系数，取 1.4。=zka3.194.70682取 T=19 年(4)验算采区回采率： ccZPC/)(（2-4）式中： 采区回采率，% ；c煤层的工业储量，万 t ；P煤层的永久煤柱损失，万 t； 对于 K2 煤层: C=（ cZ- P）/ c=(1386-61.49-1386 5%)/1
11、386=90.6%80%对于 K3 煤层: （ 2- ）/ 2=(1089-48.31-1089 )/1089=90.6%80%1 %5则 K2、 K3 均满足采区回采要求。二、采区内的再划分2.2.1 确定工作面长度及采区区段数目煤层左右边界各有 10m 的边界煤柱，上山保护煤柱 60m，上部留 10m 防水煤柱，下部留 10m 保护煤柱。因为该矿地质构造简单，煤层附存条件较好，瓦斯涌出量小，另外现代工作面长度有加长趋势，采煤工艺 K2 煤层选择综采。结合我国实际情况以及考虑到设备选型及技术方面的因素，巷道宽度为 4m4.5m,本采区选取 4m，且采区生产能力为 70 万t/a，区段间留保护
12、煤柱 10m。一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求。采煤工作面长度为：4（2-5）LL54321 +2-n+n=n）（式中： 采区倾向长度，m；1工作面长度，m；2L上部边界煤柱，m；区段煤柱，m；3回采巷道宽度，m；4下边界煤柱宽度，m；5n区段数目，5 个；1L= m20=51-42-104-1=n-2-)1(-L5432则 =200m。2.2.2 确定工作面生产能力：工作面年产量：（2-6） 0mALvMC式中： 工作面生产能力，万 ；0A/ta采煤工作面长度；200m；L工作面年推进度， ；v0.8431056/放顶煤工作面采放高度，3.0m；M煤的密度，1.4 ；3/tm工作面
13、采出率，综放面的采区率平均达到 81%83%，取 81%。C于是： atLvMcAm /85.71=.041.30562=0 万工作面日产量：Qr = A/T （2-7）式中： A采区生产能力，70 万 t/a ；Qr工作面生产能力，t /d；5T每年正常工作日，330d。故： Qr = A/T =700000/330 = 2121.21t/d.2.2.3 确定工作面数目 ： 20LSHN（2-8）式中： N工作面数目，个；H采区倾向长度，m；S边界煤柱宽度，m；L工作面长度，m；0区段回采巷道宽度，m；带入数值得， 2.5=4+201-=N取 5，所以工作面数目为 5 个。目前，煤炭企业生产
14、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，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。为适应现阶段煤炭行业的知道规范，本采区设计两个采煤工作面。其工作面接替顺序为双翼顺序开采方式。其特点是采区上下山布置在采区中部，为采区两翼服务。2101 21022201 22022301 23022401 24022501 2502图 2-1 K2 煤层工作面接替顺序图K2 煤层接替顺序：2101、21022201、22022301 、23022401、24022501、2502三、确定采区内准备巷道布置和生产系统2.3.1 完善开拓巷道为了
15、缩短采区准备时间并提高经济效益，根据所给地质条件，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。2.3.2 确定巷道布置系统 及采区布置方案分析比较6首先确定回采巷道布置方式，由于地质构造简单，无断层，煤层赋存条件好，涌水量较小，瓦斯涌出量较小，无自然发火倾向。K 2 煤层煤层 直接顶为灰色砂质泥岩，薄且易跨落，K3 煤层直接顶较厚且稳定。同时为减少煤柱损失，提高采出率，降低巷道维护费用等，采用沿空掘巷的方式。因此采用工作面布置图（见下文）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。根据相关情况初步制定以下两个采区上山布
16、置方案进行比较：方案一：两条岩石上山将两条上山都布置在 K3 煤层底板岩石中，轨道上山布置在距离底板 10m 处，运输上山布置在距离底板 15m 处，两上山分别联结两翼的区段，平巷不交叉。 其布置特点为，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：双煤层上山将两条上山都布置在 K3 煤层中，特点：节省两条岩石上山，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。方案三：一岩一煤上山将两条上山分别布置在 K3 煤层的底板和煤层中，运输上山布置在距离 K3 底板 10m 处，轨道上山布置在 K3 煤层中。特点：节省了一条岩石上山
17、，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。通过查阅资料和实际问题的解决，我们可以通过计算哪种方案更能达到最佳效果，来决定采用那种方案。技术经济比较：7表 2-1 掘进费用表方案一 方案二 方案三方案工程名称单价工程量费用（万元） 工程量费用（万元） 工程量费用（万元）岩石上山（m）213912640=.1564.73 0.00 0.00 1100 1320=.282.37煤层上山（m）1778.5 0.00 0.00 21.064469.531100 1320=.234.77硐室(元/m3)155.71 81.5=2cos/4.318.0 0.00 0.00 32.
18、85=1cos/4.6.0平巷(元/m)1033.6 47.28=51sin/0.29.82 0.00 0.00 0.00 0.00合计 622.55 469.53 523.14表 2-2 维护费用表方案一 方案二 方案三方案工程名称单价工程量费用（万元） 工程量费用（万元） 工程量费用（万元）岩石上山（m） 40264019=50160200.64 0.00 0.00132019=25080100.328煤层上山（m） 90 0.00 0.00264019=50160451.44132019=25080225.72平巷( 元/m) 80288.4719=5480.9343.85 0.00 0
19、.00 0.00 0.00合计 244.49 451.44 326.04表 2-3 辅助费用表方案一 方案二 方案三方案工程名称单价工程量费用（万元） 工程量费用（万元）工程量费用（万元）硐室( 元/m3) 951 1155.81 109.92 0.00 0.00 385.32 36.65平巷 (元/m) 951 288.47 27.43 0.00 0.00 0.00 0.00合计 137.35 0.00 36.65表 2-4 费用总汇表方 案费用项目方案一 方案二 方案三掘进费用 622.55 469.53 523.14维护费用 244.49 451.44 326.04辅助费用 137.35
20、 0.00 36.35费用总计 1004.39 920.95 886.2百分率 113.33% 103.92% 100%表 2-5 技术经济比较表方案一 方案二 方案三9优 点两条上山均布置在演示中，巷道稳定，受采掘干扰较小，且维护容易两条上山均布置在同一煤层中，降低了出矸量，提高了煤炭的生产率，掘进容易兼有方案一和二的优点，维护较容易缺 点岩石工程量大，掘进费用高，工期长维护困难，受采掘影响较大增加了岩石工程量，降低了生产率，增加了掘进成本综上所述，方案二、方案三在技术可行，经济上有利，又考虑到采区服务年限较长，的一岩一煤管理比较容易，故选择方案三，即一岩一煤上山的煤层群联合布置的准备方式。
21、2.3.3 确定工作面回采巷道布置方式由于采区内煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。结合综放面特点，故采用双沿空掘巷掘进方式。但由于巷道断面较大，要求采用强度较高的支护材料。2.3.4 工作面推进位置的确定在采区巷道布置中，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保护煤柱合适位置处，即为避开采掘超前影响而留设的护巷煤柱。2.3.5 确定通风布置系统采区通风路线:新鲜风流从阶段运输大巷采区主石门采区下部车厂轨道上山中部甩车场区段运输平巷采煤工作面区段回风平巷回风石门阶段回风大巷。2.3.6 采区车场选型(1)
22、考虑采用采区上部平车场有车辆运行顺当、调车方便等优点，确定采用上部平车场。(2)采区中部车场采用石门甩车形式，甩车场斜面线路布置方式采用斜面线路一次回转方式，双道起坡。(3)由于采区生产能力大，故下部车场可选择大巷装车式下部车场，装车站采用折返式调车。辅助提升下部车厂采用顶板绕道式。10第三章采煤工艺设计一、采煤工艺方式的确定3.1.1 选取 煤层为对象，进行采煤工艺设计。2K由于 煤层厚度为 3.0 米，属于厚煤层，硬度系数 f=2-3，结构简单，无断层，瓦斯涌出量较低，涌水量也较少，故可用综合机械化采煤工艺。3.1.2 综采工作面的设备。表 3-1 国产主要设备序号 名称 型号 数量1 采
23、煤机 MG200/490-W 12 前刮板输送机后刮板输送机SGZ-764/3200SGZ-630/220113 放顶煤液压支架 ZFS8800/17/35 1373.1.3 采煤与装煤1、确定落煤方式采用综合机械化开采，双滚筒采煤机直接落煤装煤。2、确定截深（3-1）hC=LA1011式中： L日推进度，m/天；0A工作面设计生产能力，t/天 ；1L工作面长度，m；煤层高度，m；h顶煤放出率。取 0.81；煤得容重。t/ 3;将数据带入可得：m12.3=40.8.3201=L选择滚筒截深 800mm,日进 4 刀,采用“三八工作制”，即两采一准的工作制度。3、确定进刀方式为提高煤炭采出率，选
24、取端部割三角煤斜切进刀方式，如图所示： A2121A-A-(a)(b)(c)(d)图 3-1 进刀方式示意图3.1.4 综采工作面主要设备参数1、工作面选型的依据如下：煤层厚度 倾角 硬度 瓦斯浓度 矿井生产能力3.0 12 2-3 低 70 万 t/a12表 3-2 刮板输送机参数刮板输送机型号SGZ-630/220 电动机型号 YSB160适用条件缓斜综采工作面电机功率 2160kw出厂长度 200 米 电机电压 1140V运输能力 700 吨/h 总质量 170.8 吨刮板链形式 双边链 制造厂 张家口厂表 3-3 采煤机参数2、工作面顶板采用液压支架支护由于端头支架中心距 2.2m，液
25、压支架中心距 1.5m，巷道宽度 1.5m，考虑到变形的因素，则上下两端各需端头支架为两架。既需要 4 架端头支架，工作面所需支架数量为：，即 架。3.1=5.20n1 137=+4=,13=212nNn得， 又 因 为表 3-4 液压支架参数转载机型号 MG200/490-W 电动机型号 YSKBC300/300适用条件 中厚煤层 电机功率 490kw截深 800mm 电机电压 1140V采高 1.9-3.8m 总质量 41 吨适应煤质硬度 F4 制造厂 鸡西煤机厂型号 ZY8800/17/35 中心距 1500mm133.1.5 运煤(1)确定移架及推溜方式由于顶煤较强，煤层 f=2-3，
26、应选用滞后支护。如移架过程中顶板破碎或片帮严重及时拉过超前架并打出护帮板，推溜采用单向依次推溜与移架相配合。(2)确定控顶距离 截深 0.8m，端面距 200mm，支架顶梁长度 3250mm，最小控顶距 3250mm，最大4250mm。(3)确定端头支架根据工作面条件，选用工作面液压支架支护端头。型号为 ZZ4800/20/30 型中置式。表 3-5 端头支架参数(4)确定超前支护方式和距离外形尺寸 447014301600mm型式 支撑掩护式支护强度 0.8020.829Mpa运煤方式 双输送机运输 适应煤层倾角 25高度 1.7-3.5m 供液泵压 31.4Mpa工作阻力 4315 kN
27、支架重量 13.5t初撑力 3922 kN 设计单位 郑煤机厂型号 ZZ4800/20/30 中心距 2200mm型式 支撑掩护式 外形尺寸 547019302030mm运煤方式 双输送机运输 适应煤层倾角 25高度 2.03-2.98m 供液泵压 31.5Mpa工作阻力 4704 kN 支架重量 15.57t初撑力 3920 kN 设计单位 北京煤机厂14顺槽超前支护布置形式采用钢带下套打单体支柱，每排三根支护，打柱范围从工作面煤壁开始算起，保证每班超前支护距离不小于 30m，生产随循环推进，将排头支架前回掉的单体支柱向前打，使超前支护距离不小于 30m。(5)支架高度与强度校核1、支架工作
28、阻力校核结合经验以及实际情况，上覆岩所需支护强度按下式计算：（3-2）SgRHk=F式中： k-采高的倍数， 8；H-工作面采高， 3.0m；R-顶煤与顶板岩石密度，2.35 m ；S-支架的支护面积，6.39 m ；F-计算工作阻力，kN；F= kN43152121.21tt.=. 12395841321=0采区设计生产为 70 万 t/a，工作面日产量大于工作面设计日产量，能满足采区的产量要求。3.2.3 运输设备采区工作面生产所选用的设备均为国内先进的生产设备，工作面选用 200m 的刮板输送机能满足工作面的运输要求。3.2.4 顶板管理及通风能力该采区顶板较稳定，采用及时支护，可有效控
29、制顶板冒落等不安全因素，采用全部垮落发处理采空区，如长距离顶板不垮落，可采用人工强制放顶的方法处理顶板问题。另外，工作面的瓦斯涌出量较低，通风问题能够解决。3.2.5 经济合理的工作面长度工作面的合理长度与地质因素和技术因素的关系十分密切，直接影响工作面的生产效率，现在煤矿都向 “一矿一井一面”的高产高效集中化方向发展，一个工作面就可满足采区，甚至是一个矿井的设计生产能力需要。合理的工作面长度不仅生产成本低，而且易管理，可16以加快工作面的推进速度，减少巷道的维护时间，降低回采成本，以达到最优的技术经济效益。三 采煤工作面循环作业图表的编制3.3.1 循环作业图表173.3.2 劳动组织表表
30、3-6 劳动组织表序 号 工 种 早班 中班 检修班 合 计1 班长 2 2 2 62 采煤机司机 2 2 3 73 输送机司机 1 1 1 34 转载机司机 1 1 1 35 胶带机司机 2 2 6 106 移架工 2 2 2 67 端头工 4 4 4 128 超前支护工 4 4 0 89 跟班电工 1 1 2 410 安全质量员 1 1 1 311 跟班机修工 2 2 5 912 放煤工 2 2 0 413 泵站工 1 1 2 414 送饭工 1 1 1 3合 计 26 26 30 8218课程设计总结本课程设计从拟定到题目定稿，历时 2 周。通过矿井开采课程设计我感觉自己真正学习到了一些
31、实用的科学知识和技术，在以前学习的课程的理论基础上，通过方案设计将所学的理论知识，尤其是将设计程序和设计方法等知识点融会贯通于课程设计，矿井建设和生产工作打下一定的基础。在这次设计过程中，我对工作面布置和回采巷道的设计有了更进一步的理解和认识，学到了很多知识，从许多细节问题处达到了很多益处，同时增强了动手能力，使自己得到了又一次前所未有的锻炼。在编制课程设计说明书的过程中，对所学知识又梳理了一遍，对许多专业知识比以前的认识更深了，在说明书上所附的各计算示意图均用工程绘图软件AutoCAD 绘制，在这个过程中，我对采矿 AutoCAD 制图有了新的认识，重新温习了许多绘图命令， 。最后再次感谢指导我和帮助过我完成此次课程设计郭老师，通过这次课程设计，让我经历了一个矿井从设计到开采的全过程，这将是我以后学习和工作的财富。 。19参考文献1 杜计平， 采矿学 ，徐州：中国矿业大学，2009。2 徐永圻， 煤矿开采学 （修订本） ，徐州：中国矿业大学， 1999。3 陶驰东， 采掘机械 ，北京：煤炭工业出版社，1991 。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， 1993。
