采礦工程課程設計

1、一、目的1、 初步應用采煤學課程所學的知識，通過課程設計加深對采煤學課程的理解。2、 培養(yǎng)采礦工程專業(yè)學生的動手能力，對編寫采礦技術文件，包括編寫設計說明書及繪制設計圖紙進行初步鍛煉。3、 為畢業(yè)設計中編寫畢業(yè)設計說明書及繪制畢業(yè)設計圖紙打基礎。設計題目某礦第一開采水平上山階段某采區(qū)自下而上開采k1、k2和k3煤層，煤層厚度、間距及頂底版巖性見綜合柱狀圖。該采區(qū)走向長度2100m，傾斜長度1000m，采區(qū)內各煤層埋藏平穩(wěn)，平均傾角12度,地質構造簡單，無斷層，k1煤層較松軟,k2和k3屬于中硬煤層,是簡單結構，各煤層瓦斯涌出量較低，自然發(fā)火傾向較弱，涌水量也較小。設計礦井的地面標高為+30 m

2、 煤層露頭為-30m.第一開采水平為該采區(qū)服務的一條運輸大巷布置在k3煤層下方25 m的穩(wěn)定巖層中,為滿足生產系統所需的其余開拓巷道可根據采煤方法的不同中由同學自行決定.第一章 采區(qū)巷道布置第一節(jié) 采區(qū)儲量與服務年限1、采區(qū)的生產能力采區(qū)生產能力選定為150萬t/a2、計算采區(qū)的工業(yè)儲量、設計可采儲量1.采區(qū)工業(yè)儲量由公式Zg=H*S*(m1+m3)*r (公式1-1)式中 Zg- 采區(qū)工業(yè)儲量，萬tH- 采區(qū)傾斜長度，1000mS- 采區(qū)走向長度，2100mr- 煤的容重 ，1.30t/m3mi- 第i層煤的厚度，6.9+3.0+2.2=12.1m2.設計可采儲量設計可采儲量 Zk=（Zg-

3、p）*C (公式1-2)式中：Zk- 設計可采儲量, 萬tZg- 工業(yè)儲量 ，萬tp- 永久煤柱損失，萬tC- 采區(qū)采出率，厚煤層可取75%，中厚煤層取80%，薄煤層85%。說明：p可取其為工業(yè)儲量的10%來計算，即p=10%*ZgZk=（3303.3-3303.3*10）*80=2378.38 萬t3.采區(qū)服務年限由 T= Zk/（A*k） (公式1-3)式中： T 采區(qū)服務年限，a;A 采區(qū)生產能力，150萬t；Zk 設計可采儲量，2378.38萬tK 儲量備用系數，取1.4T=2378.38 /(150*1.4) = 11.33 a4. 驗算采區(qū)采出率a. 對于k1中厚煤層：C=(Zg1

4、-p1)/Zg1 (公式1-4)C 采區(qū)采出率，% ；Zg1 k1煤層的工業(yè)儲量，萬t ；p1 k1煤層的永久煤柱損失，萬t ；說明：采區(qū)邊界保護煤柱取5m，停采煤柱取30m，區(qū)段煤柱5m.C=(Zg1-p1)/Zg1=（1883.7-118.88）/1883.7=93%>75% 滿足要求b. 對于K2中厚煤層：C=(Zg2-p2)/Zg2 (公式1-5)C 采區(qū)采出率，% ；Zg2 k2煤層的工業(yè)儲量，萬t ；P2 k2煤層的永久煤柱損失，萬t ；說明： K2煤層與K1煤層相同。Zg2=2100*1000*3*1.3=819萬tP2=（30+10）*1000*3*1.3+5*5*210

5、0*3*1.3=36.075萬tC=(Zg3-p3)/Zg3=（819-36.075）/819=95.6%> 80% 滿足要求c. 對于K3中厚煤層：C=(Zg2-p2)/Zg2 (公式1-5)C 采區(qū)采出率，% ；Zg3 k3煤層的工業(yè)儲量，萬t ；P3 k3煤層的永久煤柱損失，萬t ；說明： K3煤層的保護上山煤柱一側取30米，其余與K1煤層相同。C=(Zg3-p3)/Zg3=（600.6-35.035）/600.6=94%> 80% 滿足要求第二節(jié) 采區(qū)內的再劃分1. 確定工作面長由已知條件知：該煤層傾向共有：1000m的長度。且采煤工藝選取的是較先進的綜采，一次采全高放頂煤

6、法，由采煤學所學知識得知，綜放工作面長度一般為130m190m，巷道寬度為4m4.5m,本題目選取4.5m，且采區(qū)生產能力為150萬t/a，一個中厚煤層的一個區(qū)段便可以滿足生產要求，最終選定6個區(qū)段，區(qū)段煤柱選為5m,故工作面長度為： L=1000/6-4.5*2-5=153(m)取5m的整數倍，所以取L=150m2. 確定工作面生產能力采區(qū)生產能力的基礎是采煤工作面的生產能力，采煤工作面的生產能力取決于煤層厚度、工作面長度和推進度。一個采煤工作面的生產能力可由下式計算：A0= L采*V0* m* C (公式1-5)式中：A0 工作面生產能力，萬t/a ;L采 工作面長度；m，V0 工作面推進

7、度.綜采面年推進度可達10002000m，取1200m。煤容重，t /m3C工作面采出率，一般為0.930.97，取0.93A0= L采*V0* m* C3確定采區(qū)內工作面數目及接替順序K1煤層開采順序：101021010110104101031010610105101081010710110101091011210111K2煤層開采順序：（10201，10203）（10202，10204）（10205，10207）（10206，10208）（10209，10210）（10211，10212）K3煤層開采順序：（10301，10303）（10302，10304）（10305，10307）（10

8、306，10308）（10309，10310）（10311，10312）說明：以上箭頭表示方向為工作面推進順序，括號內為同采工作面。第三節(jié) 確定采區(qū)準備巷道布置及生產系統1確定采區(qū)內準備巷道布置根據題目所選條件，完善采區(qū)所需的開拓巷道及準備巷道。還需兩條上山。2布置上山數目、位置及進行方案關于技術經濟比較：方案一 一煤一巖上山布置，運輸上山布置在k3煤層底板下10 m處，軌道上山布置在煤層中。方案二 兩條煤層上山布置，兩條上山均布置在k3煤層中方案三 兩條巖石上山布置，兩條上山均布置在k3煤層底板下方10m處3.可行性方案選擇（1.）技術因素比較綜觀以上三種方案，由于雙煤上山服務年限較長，巷道

9、維護困難，因此否決方案二。（2.）經濟因素比較（2.1）運輸上山掘進費用：兩方案相同（2.2）軌道上山掘進費用：方案一：1000*（1284+776）=206萬元方案三：1000*（1578+776）=235.4萬元（2.3）區(qū)段運輸石門掘進費用：方案一：151*（1152+716）=28.2萬元方案三：104*（1152+716）=19.4萬元（2.4）采區(qū)上部車場掘進費用：兩方案相同（2.5 ）采區(qū)絞車房掘進費用：兩方案相同（2.6）運輸上山維護費用：兩方案相同（2.7）軌道上山維護費用：方案一 1000*90=9萬元方案三 1000*30=3萬元（2.8）區(qū)段運輸石門維護費用：方案一 1

10、51*80=1.2萬元方案三 104*80=0.8萬元（2.9）運輸上山運輸費用：兩方案相同（2.10）軌道上山運輸費用：兩方案相同各方案總計費用（相同工程項目除外）：方案一 244.4萬元方案三 258.6萬元從如上的經濟比較中，可以看出一煤一巖上山所需的總費用要比雙巖上山所需的總費用要少，因此在經濟上更加合理，沿煤層掘進具有超前探煤作用。同時我國的煤巷支護技術也有了很大的提高，尤其是錨噴支護技術，完全可以滿足煤層上山的需要。綜合考慮以上因素，可采用在K3煤層中布置軌道上山，在K3煤層下方10m處布置運輸上山。即：選中一煤一巖上山方式布置生產系統。3 確定工作面回采巷道布置方式.K1煤層為厚

11、煤層，單獨開采時，可滿足生產要求，故先開采K1煤層，K1煤層采完后，接著采K2，K3煤層。考慮到K1煤層生產能力較大，且礦井瓦斯涌岀量較低，為更好地進行工作面接替，減少煤柱損失，故采用沿空掘巷。沿采空區(qū)留5m 的護巷煤柱。4在采區(qū)巷道布置平面圖內，工作面布置及推進的位置應以達到采區(qū)設計產量為準。 由于k1，k2，k3煤層采取聯合布置的開采方式，且?guī)r體較穩(wěn)定，煤層上山易維護，故在k1煤層兩側各留5m邊界煤柱，在上山附近留30m的停采煤柱。煤層適合綜采一次采全高放頂煤。k2，k3煤層一次采全高。5K1煤層上、下區(qū)段交替期間同時生產的通風系統如圖1.1圖1.1 通風系統圖(見下頁)6采區(qū)上、中、下部

12、車場選型采區(qū)上部車場選用單道順向平車場；采區(qū)下部車場選用大巷裝車頂板繞道式，由于煤層傾角為12。，而且頂底板圍巖穩(wěn)定，所以選用該形式的車場。采區(qū)中部車場該采區(qū)開采近距離煤層群，軌道上山布置在底板巖石中，傾角為12°，向區(qū)段石門甩車。軌道上山和石門內均鋪設600mm軌距的線路，軌形為15kg/m，采用1t礦車單鉤提升，每鉤提升3個礦車，要求甩車場存車線設雙軌高低道。斜面線路布置采用一次回轉方式。第二章 采煤工藝設計第一節(jié) 采煤工藝方式的確定1. 選第一煤層，即k1煤層為對象設置采煤工藝。且k1煤層厚度為6.9m，屬于中硬煤層，故可用綜合機械化采煤一次采全高放頂煤工藝。2.選用國產設備經

13、查采礦設計手冊得知：根據煤層的實際情況，選用MG880WD采煤機，參數如下： 采高 1.83.7m適應煤層硬度 f=13煤層傾角 35°截深 630mm滾筒直徑 1.6 m牽引式 無鏈牽引力 532KN牽引速度 07 m/min滾筒中心距 8180 mm機身高度 1499 mm臥底量 200mm該滾筒采煤機由雞西煤機廠制造。2. 采煤與裝煤落煤方式：采用雙滾筒采煤機直接落煤。進刀方式： 斜切進刀，雙向割煤。采放比：由經驗可知，采放比在1：13之間為合理，故取采3m放3.9m。采放比為：1：1.3。 截深：采煤機截深選為630mm。上下缺口長度：2025m。放煤步距：由于頂煤厚度較大，

14、則放煤步距采用兩采一放。放煤方式：單輪、間隔、多口放煤。（實踐證明：該方式丟煤少，混矸少，又易于實現高產高效，故采用。）3. 運煤運煤選用SGZ764/500型可彎曲刮板輸送機。SGZ764/500型可彎曲刮板輸送機技術特征表：4、 支護與處理采空區(qū)k1煤層厚度6.9m，煤層結構簡單，因此為減少煤柱損失，采用綜放回采工藝。為提高煤的冒放性和采出率，減少煤層，并考慮到礦壓和煤層傾角較大時的支架穩(wěn)定性，放頂煤支架選擇低位雙輸送機ZFS520017/32型，其技術特征如下表：5、架中心距：1.5m6、移架方式有依次順序、分組交錯和成組整體順序式三種。且由于分組交錯式，移架速度快，能滿足采煤機快速牽引

15、的需要，適用于頂板比較穩(wěn)定的高產工作面。故選用分組交錯式。7支護方式由于k1煤層f = 2，為防止片幫和冒頂，因此選用及時支護。8端頭支架經查采礦設計手冊得到：PDZ端頭支架（掩護式），支架參數如下：支撐高度 1.63.8工作阻力 9000 KN初撐力 7070 KN支護強度 0.51 Mpa該支架由鄭州煤機廠制造。9超前支護方式和距離由于采用綜放開采，支撐壓力分布范圍大，峰值點距煤壁前方 5-15m,分布范圍10-30m，所以超前支護的距離為25m。選用單體支柱和金屬鉸接頂梁支護。鉸接頂梁的長度為1200mm。10計算工作面的支架需求量N = L * E式中： N 工作面支架數目，取整數；L

16、 工作面長度，m；E 架中心距；N = 150/1.5 = 100（架）端頭支架：由于巷道寬度為4.5m，而架寬為1.6 m，因此選3架，即，兩端共有6架。11處理采空區(qū)一般采用全部跨落法處理。第二節(jié) 工作面合理長度的驗證1煤層地質條件該采區(qū)內的兩層可采煤層的地質條件對于布置高產高效工作面非常有利。煤層厚度適中，傾角不大且頂底板穩(wěn)定，無明顯影響生產的地質構造，瓦斯涌出量較低，自然發(fā)火傾向較弱，涌水量也較小，便于布置較長的工作面進行回采。2. 工作面生產能力工作面的設計生產能力為：A0= L采*V0* m* C=150.2萬t。K1煤層的實際生產能力為：A1=L*E*N*r*M=165A1與 A0的差值在允許的范圍內，可以達到生產要求，工作面的長度確定的合理。3. 運輸設備及管理水平采區(qū)生產選用的設備均為國內先進的的生產設備，能滿足工作面的長度、產量和進度的要求，管理較高，有利于生產。4.頂板管理及通風能力該采區(qū)的頂板較穩(wěn)定，工作面可以適當的加長，綜放工作面的長度一般在130190m，所以選擇的工作面的長度合適。另外，工作面長度與通風無直接的關系，但對于瓦斯涌處量較低的K1、K2、K3煤層，工作面的風速可以適當的減