矿山采矿学—课程设计说明书

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1、煤矿开采学课程设计说明书第一章带区巷道布置 第一节 带区储量与服务年限 第二节带区内的再划分 第三节确定带区内准备巷道布置及生产系统第四节第二章采煤工艺设计 第一节 采煤工艺方式的确定 第二节工作面合理长度的确定 第三节采煤工作面循环作业图表的编制序 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 某矿第一开采水平上山阶段某带区自上而下开采Kl和K2煤层，煤层厚度、层间距及顶底板岩性如

2、下表所示。该带区走向长度3000m，倾斜长度1100m，带区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，K1煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2，K2煤层属中硬煤层，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。设计矿井的地面标高为+30m，煤层露头为-30m。第一开采水平为该带区服务的一条运输大巷布置在K2煤层底板下方20m处的稳定岩层中。煤层平均倾角为8。设计带区煤层及顶底板情况厚度(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6.9K1煤层，=1.30t/m4.20灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬7.80灰色砂质泥岩2.50K2煤层，

3、煤质中硬，=1.30t/m3.20灰白色粗砂岩、坚硬24.68灰色中、细砂岩互层 第一章 带区巷道布置第一节 带区储量与服务年限1、带区生产能力选定根据要求带区上部煤柱为20m下部煤柱留30m，故剩余倾斜长度为： 1100-50=1050m分三个带区，每个带区分六个分带。采煤工艺选取综合机械化采煤，工作面长度取160m。带区生产能力 A0 =LM1XC0N A0 =160*6.9*3.2*1.3*0.95*300=128.1万吨/a120万吨/a L - 工作面长度。160m。 M1 - K1 煤层厚度，6.9m 。 X - 日进度，3.2m。 - 煤的容重 ，1.30t/m3。 C0 - 厚

4、煤层回采率，不小于百分之93。 N - 年工作日，300天。2、带区的工业储量、设计可采储量 (1)带区的工业储量 Zg1=HLM1 式中： Zg1- K1煤层工业储量，万t； H - 带区倾斜长度，1100m； L- 带区走向长度，3000m； - 煤的容重 ，1.30t/m3； M1- K1煤层煤的厚度，为6.9米； Zg1=110030006.91.3 =2960.1万吨 Zg2=HLM2 式中： Zg2- K2煤层工业储量，万t； H - 带区倾斜长度，1100m； L- 带区走向长度，3000m； - 煤的容重 ，1.30t/m3； M2- K2煤层煤的厚度，为2.50米；Zg2=1

5、10030002.51.3 =1072.5万吨 Zg=Zg1+Zg2 Zg-带区的工业储量 =2960.1+1072.5 =4032.6万吨(2)带区设计可采储量 Zk=(Zg-P)C 式中： Zk- 带区设计可采储量, 万t； Zg- 带区工业储量， 万t； P- 带区煤柱损失量，万t； C- 带区采出率，厚煤层可取0.75.中厚煤层0.8（说明：采区煤柱包括区段煤柱、采区上下边界煤柱、采区两侧边界煤柱及维护上山煤柱。） PK1=3000（20+30）6.91.3+ 1050（10+10）6.91.3 =153.4万吨 PK2=3000（20+30）2.51.3+ 1050（10+10）2.

6、51.3 =55.6万吨 P=153.4+55.6=209万吨ZK1=(Zg1- PK1)C =（2960.1-153.4）0.75=2105.0万吨ZK2=(Zg1- PK1)C=（1072.5-55.6）0.8=813.5万吨Zk=Zk1+Zk2=2105.0+813.5=2918.5万吨(3)采区服务年限 T= Zk/(AK) 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。 T =2918.5/（120*1.3)=18.7a 取19年 (4)验算带区采出率带区采出率 C=(Zg-P)/Zg 式中： C-带区采出率，

7、% Zg - 带区的工业储量，万t P - 带区的煤柱损失量，万t C=（4032.6-209） /4032.6=00.9480.8(符合国家对带区采出率的要求。)第二节 带区内的再划分1、确定工作面长度 以确定工作面长度为160m2、 确定带区内分带数 共三个带区，一个带区分六个分带3、工作面生产能力工作面日生产能力：Qr = A(T1.1) 式中： Qr 工作面生产能力，tdA采区生产能力，ta T每年正常工作日，300dQr = A(T1.1)=1200000(3001.1) =3636.4td4、确定带区内同采工作面数及工作面接替顺序生产能力为120万t/a,且工作面生产能力为3636

8、.4td。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，所以定为带区内一个工作面生产。工作面布置图如下图所示： K1 煤层一带区110111041102110511031106K1煤层二带区111011071111110811121109K1煤层三带区111311161114111711151118K2 煤层一带区120112041202120512031206K2煤层二带区121012071211120812121209K2煤层三带区121312161214121712151218 工作面接替顺序：跳采，一采一准；带区内自右而左开采，先采完

9、一带区，后开采二三带区；煤层间自上而下开采，先采K1煤层后采K2煤层最终达到高产高效。工作面接替顺序如下表所示：110111021103110411051106110711081109111011111112111311141115111611171118120112021203120412051206120712081209121012111212121312141215121612171218 （说明：以上箭头指向表示工作面接替顺序。）第三节 确定带区内准备巷道布置及生产系统1、完善开拓巷道 为了缩短带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，把为该带区服务的运输大巷布

10、置在K2煤层底板下方20m的稳定岩层中，回风大巷与运输大巷在同一水平。2、确定带区巷道布置系统 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,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。3、带区布置方案分析比较 确定带区巷道布置系统，每一层都布置18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：分带单独布置 每一个分带分别开斜巷进入上部煤层，每一个分带都布置一个煤仓直通运输大巷。 通风系统为

11、：新风从运输大巷进风行人斜巷煤层运输平巷分带运输斜巷采煤工作面分带运料斜巷回风斜巷回风大巷。该方案的特点是，每个分带都布置了煤仓，所以管理较复杂，煤仓和联络斜巷工程量大，但有利于通风和工作面的接替。方案二：带区布置 每个煤层分成三个带区，每个带区分成6个小分带。运输大巷通过进风行人斜巷进入煤层，在煤层布置两条平巷，一条带区煤层运料平巷，一条煤层运煤平巷。一个带区布置一个煤仓直通运输大巷。 通风系统为：新风从运输大巷进风行人斜巷煤层运煤平巷分带运输斜巷采煤工作面分带回风斜巷煤层运料平巷回风石门回风斜巷回风大巷。该方案简化了运输系统，一个带区仅布置了一个煤仓和一对联络巷，减少了煤仓和联络斜巷的施工

12、量，使运煤、运料集中处理，符合集中化生产理念，但出现了因带区内通风线路长短不同而造成通风协调困难的问题，同时还增加煤巷的维护量。技术经济比较： 巷道硐室掘进费用表1-1方案方案一方案二工程名称单价（元）工程量（m）费用（万元）工程量（m）费用（万元）回风运料斜巷（m）157815218=2736432.28801523=45671.9568集中平巷（元/m） 83161646=5904490.6224进风行人斜巷（m）15789418=1692266.9976943=28244.4996煤仓（元/m3）1443.14422018/4=452265.11683.1442203/4=75410.8

13、576合计764.4024401.48巷道硐室掘维护费用表1-2 方案方案一方案二工程名称单价（元）工程量（m）费用（万元）工程量（m）费用（万元）回风运料斜巷（m）40 元/a.m1521816.02=43830.72175.3228815216.023=7305.1229.22048进风行人斜巷（m）40 元/a.m941816.02=27105.84108.423369416.023=4517.6418.07056小计283.7462447.29104煤仓（元/m3）30 元/a.m2016.0218=5767.217.30162016.023=961.228.836集中平巷（m）160

14、 元/a.m98416.022=31527.36504.43776合计301.04784504.4454生产经营费用表1-3方案方案一方案二工程名称单价（元）工程量（m）费用（万元）工程量（m）费用（万元）斜巷（m）1164 元/m9418=1692196.9488943=28232.8248煤巷（m）951 元/m2018=36034.2360203=605.7060合计231.184838.5308费用汇总表表1-4矿井费用名称方案一方案二掘进（万元）764.4024401.48维护（万元）301.04784504.4454生产（万元）231.184838.5308总计（万元）1296.6

15、3504934.4562 方案一特点：系统简单，通风容易，但生产调度管理复杂，煤仓太多，维护困难，装煤点多，管理复杂。方案二特点：采用集中化生产，从根本上克服了方案一的缺点。虽然方案二维护费用高，但从技术和管理等方面的综合分析，选择方案二更优越一些。综上所述，选择带区布置方式，巷道布置情况见巷道布置图、带区巷道剖面图，以K1煤层为例 。4、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:采用沿空掘巷掘进方式。分析：已知带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，可以充分发挥综采高产高效的优势。

16、同时，为减小煤柱损失，提高采出率。综合考虑各种因素，采用沿空掘巷掘进方式。这种方式掘出的巷道正处在应力降低区，既好维护又提高了采出率，有取代沿空留巷的趋势。说明：在带区巷道布置平面图内，工作面布置和推进的位置以达到带区设计产量及安全为准。工作面推进到距带区煤层平巷30m处的位置，即为避开采掘超前影响所留设的30m护巷煤柱处。5、确定通风布置系统各煤层通风系统为：新风从运输大巷进风行人斜巷煤层带区运煤平巷分带运输斜巷采煤工作面分带回风斜巷带区运料平巷带区回风石门材料车场回风大巷。第四节 带区下部车场线路设计该带区开采近水平煤层，倾角为8。铺设600mm轨距的线路，轨型为15Kg/m，采用1t矿车

17、单钩提升，每钩提升3个矿车，要求辅助运输提升车场线路设双轨道，斜面线路布置采用一次回转方式。1、 道岔选择及角度计算作为辅助提升，可采用4号道岔为甩车道岔，同时也作为分车道岔。选择标准道岔DK615-4-12(左)单开道岔。道岔参数为：辙叉角=140210，a=3261mm,b=3539mm，质量为760kg，双轨线路中心距取S=1500mm。斜面线路一次回转角：=140210一次平面回转角：=arctan(tan/cos)=arctan0.2736=15.3052=151818（为材料斜巷倾角24）一次伪斜角：=arcsin(sincos)=23.2394=231422为了使计算直观简便，做

18、出车场线路布置草图如下图：2、 轨道线路平面连接参数及尺寸计算确定如下图本设计为简化计算，曲线段双轨中心距与直线段线路中心距相同，取线路中心距S=1500mm，轨道曲线半径取R=12000mm，则各参数计算如下：c=SB+2x1=550+220=590mmL=2Rsin+ccos=212000sin45+590cos45=17387.76mmm=2T+c=2Rtan/2+c=212000tan45/2+590=10531.13mm2T+c=10531.13T=4970.57mm3、竖曲线相对位置竖曲线相对参数：高道存车线坡度：ig=11, rg=arctan ig =3749=0.63低道存车

19、线坡度：id=9, rd=arctan id=3056=0.515采用高低道竖曲线半径相同线路：Rg=Rd=9000mm最大高低差H： 由于是辅助提升，储车线长度按三钩计算，每钩提1t矿车3辆，故高低道储车线长度不小于332=18m，起坡点间距设为零，则有：H= 1800011+180009=360mm竖曲线高道两端点高差:Hg=Rg(cosrg - cos)=777.5463mm竖曲线高道两端点高差:Hd=Rd(cosrd - cos)=777.7265mm高道竖曲线水平投影长度：Lg= Rg(sin- sinrg)=3561.6279mm低道竖曲线水平投影长度：Ld= Rd(sin+sin

20、rd)=3741.6120mm两竖曲线上端点(起点)的水平距离为L1L1=(Hg-Hd+H)/sin=884.6505mm两竖曲线下端点(起坡点)的水平距离为L2，则有L2=L1cos+Ld-Lg= 988.1525mm 4、高低道存车线参数确定设低道高差为X，则： tan rd=(X-X)/Lzg=0.009tan rg=(H-X)/Lzg=0.011X= Lid=988.15250.009=8.8933mm将X带入则可得X=166.89mm，Lzg=17555.56mm5、平曲线参数确定 取曲线外半径R1=15000mm 取曲线内半径R2=15000-1500=13500mm 曲线转角=1

21、27 K1= R1/57.3=15000127/57.3=33.2460m K2= R2/57.3=13500127/57.3=29.9214m K= K2-K1 =33.2460-29.9214=3.3246mm T1= R1tan/2=15000tan(127/2)= 30085mm T2= R2tan/2=13500tan(127/2)= 27076.8mm6、存车线长度 高道存车线长度为Lhg=17555.56mm；低道存车线长度Lhd=Lhg- L2=17555.56-988.1525=16567.43mm；存车线处于曲线段处，高道存车线处于外曲线，外曲线和内曲线得弧长之差为 K=

22、K1-K2=33.2460-29.9214=3.3246m则有低道存车线得总长度为L=LhgK=17555.56+3324.6=20880.16mm 选用对称道岔ZDC622-3-9,辙叉角为182606=18.435，主要尺寸为a=2200mm，b=2800mm；则存车线对称道岔平行线路连接点长度LC：Lc=a+1/2Scot/2+Rtan/4=2200+0.515006.1652+90000.0806=7549.3mm7、下部车场线路平面外轮廓尺寸及坡度：M=L+K1+Lhg+l+ Lg+( L1+d+ Lc)cos=10939.6+33246+17556+5000+3562+(885+2

23、000+7549)cos24=10939.6+33246+17556+5000+3562+104340.9135=79835mm8、线路各点标高设低道起坡点提车线标高：1=0；2=1+hd=0+777.7265=777.73mm 5=2+（d + L1）sin=2+1173.3=1951mm甩车线标高：3=1+H=0+360=360mm 4=3+hg=3+777.5=1137.5mm 5=4+dsin=4+813.5=1951mm 由计算结果可以看出提车线得5标高点与甩车线得5标高点相同，故标高闭合，满足设计要求。基本轨起点标高：6=5+Lcsin=1951+75490.4067=5021.2

24、mm9、根据上述计算结果，绘制甩车场平面图和坡度图如下图：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，采3m，放3.9m。2、综采工作面的设备选用国产综采设备。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。选择采煤机的截深为800mm，每天正规循环推进4刀，每个循环共推进3.20m， 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 MG2300W采高 2.13.6m适应煤层硬度 f=

25、13煤层倾角 35截深 800mm滚筒直径 1.8m卧底量 200 mm牵引方式 液压无链牵引力 463KN牵引速度 05.2m/min滚筒中心距 9589 mm电机功率 2300kw总质量 44吨（2）进刀方式： 为了合理利用工作时间，提高效率。采用割三角煤端头斜切进刀方式，双向割煤。4、运煤与支护（1）工作面采用可弯曲刮板输送机运煤。工作面SGZ-764/500可弯曲刮板输送机适用条件： 厚煤层出厂长度： 160米运输能力： 1000吨/h刮板链形式： 中双链电动机型号： YBYD680-250/125电机功率： 2002125KW电机电压： 1140V布置方式: 平行布置中部槽规格 （长

26、宽高）: 1500764222 (mm)与采煤机配套牵引方式: 无链电牵引制造厂： 西北煤机厂（2）工作面采用支撑掩护式液压支架支护支架型号 ZZS6000 /21/38支撑高度 2.13.8 m工作阻力 6000 KN支架中心距 1500 mm支护强度 0.89 Mpa移架步距 700 mm支架重量 24.518吨生产厂 北京煤机厂机械设备表标号设备名称型号主要参数1主要参数2生产厂家1采煤机MG2400-W采高 （Mmax+0.2），满足要求。支架的最小结构高度为2.1mMmin(0.2 50.35)，满足要求。校核支架强度：支护强度：由q=KMg10-6式中：q支护强度，MPa K作用于

27、支架上的顶板岩石厚度系数，取6 M采高，米 岩石密度，取 2.5103kg/m3 G取10 m/s2 q=0.525 MPaq=0.525 MPa0.7 Mpa，所以满足要求由Q=qF103KN式中：F为支架支护面积，F = 61.5 = 9 m2 Q=0.5259103=4725 KN由P = Q / 式中：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=47250.8=5906 KN 支架工作阻力6000 KN，满足要求6、处理采空区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、煤层地质条件该带区内的两层可采煤层的地质条件较好，无断层，煤层平均

28、倾角为8，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160m的工作面是合适的。工作面生产能力工作面的设计生产能力为120万t/a。正规循环每天进4刀，采煤机滚筒截深为800mm，所以K1煤层的工作面实际生产能力为：0.806.91601.30.934300=128.13万t；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，同时考虑到其他各个方面对生产的影响，确定的工作面长度也较合理。3、运输设备及管理水平采区生产选用的设备均为国内先进的的生产设备，能满足工作面的长度、产量和进度的要求，管理较高，有利于生产。4、顶板管理及通风能力该带

29、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150200m，所以选择的工作面的长度为160m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、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3节 ：采煤工作面循环作业图表的编制1、带区巷道布置平面图（1：2000）、剖面图（1:2000）、详见在零号图纸上绘制的两份大图。2、有关的工种及出勤人数

30、，参照采矿学教学例题和现场经验安排如下：工作面劳动组织表序号 班数工种一二三合计1班长22262采煤机司机11133输送机司机11134转载机司机11135胶带机司机11136移架工33397放煤工22268推（拉）溜工33399超前维护工333910电器修理工111311运料工5512安全质检员111313洁架工222614送饭工111315油泵工111316检修工55合计23233379备注书记员1人，区长3人，技术员1人，材经办3人，计8人。日出勤人数：87人。日工休人员：31人。组织正常循环作业人数为118人。工作面主要技术经济指标序号项目单位数量备注1工作面长度m1602采高m3.03循环进度m1.64放顶煤m3.95月循环数个606煤层厚m6.97回采率%938日进度m3.29月进度m96按30天计算10日产量吨427111月产量吨128135按30天计算12可采期月1213出勤人数人7914回采工效吨/工5415单体柱用量根20016坑木消耗立方/万t917截齿消耗个/万t2018乳化液消耗Kg/万t23019油脂消耗Kg/万t600综采工作面设备表序号设备名称型号1采煤机MG880WD2刮板输送机SGZ764/5003液压支架ZFC4000/17/28C4端头支架PDZ