《煤矿开采学》课程设计实例

武汉理工大学网络教育学院 采矿工程专业 哪哈沟煤矿开采设计 课程名称：煤矿开采设计 姓 名：贺一明 学 号：200801111234 班 级：采矿工程 指导教师：孙 强 2011 年 4 月 1 目 录 绪 论 2 第一章 采区巷道布置 4 第一节 采区储量与服务年限 4 第二节 采区内的再划分 6 第三节 确定采区内准备巷道及布置系统 8 第四节 采区中部甩车场 11 第二章 采煤工艺设计 11 第一节 采煤工艺方式的确定 11 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 16 小 结18 绪论 一、课程设计的性质、目的和任务 （一）课程设计的性质 煤矿开采是安全工程专业学生必修的一门专业理论课程。安全工程课程设计是 在高年级学生学完煤矿开采课程后的一次集中式的综合设计，是一次重要的实践性 教学环节。 （二）设计的目的和任务 1.初步应用煤矿开采课程所学的知识，通过课程设计，加深对煤矿开采学课程 的理解。 2.培养安全工程专业学生动手能力，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、课程设计的主要内容 （一）设计题目的一般条件（下例为假想矿井） 某矿第一开采水平上山某采(带)区自下而上开采 K1、K2、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 3000m，倾斜长度 1100m，采(带)区 内煤层埋藏平稳，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 和 K3 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+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 煤层底板下方 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。 （二）设计题目的煤层倾角条件 3 1.煤层平均倾角为 12。 2.煤层平均倾角为 25。 采区综合柱状图 柱状 厚度（m） 岩性描述 _ 20.3 灰色泥质页岩，砂页岩互层 10.40 泥质细砂岩，碳质页岩互层 0.20 碳质页岩，松软 _ 5.20 灰色砂质泥岩，细砂岩互层，坚硬 . 8.20 灰色细砂岩，中硬，稳定 1.50 K3 煤层，煤质中硬，=1.30t/m 。 。 。 。 。 。 。 。 。 3.20 灰白色粗砂岩，坚硬，抗压强度 6080MPa 。 。 。 。 。 24.68 灰色中、细砂岩互层 第一章 采区巷道布置 第 1 节 采区储量与服务年限 一、采区的生产能力定为 120 万 t/a，煤层平均倾角为 8。 （一）计算采区的工业储量、设计可采储量 1.采区的工业储量 MLHZc 式中： 采区工业储量，万 t；C 采区倾斜长度，1100m； 采区走向长度，3000m；L 煤的厚度，M=1.5mM 煤的容重，1.30t/m； Z=110030001.501.3=943.8 万 t 2.设计可采储量 CPZck)( 式中： 设计可采储量, 万 t； 工业储量，万 t；C 5 永久煤柱损失量，万 t；P 采区采出率，厚煤层可取 75%，中厚煤层取 80%，薄煤层 85%。C 分别取左右边界煤柱各 20m，上部防水煤柱与下部护巷煤柱各 30m，中部留 60m 停采 线煤柱，则 =3000302+(1100-302)(202+60)1.501.3=55.38 万 t3P 万 t06.3.69.401.29321 kkZZ 3.采区服务年限 AKTk 式中： 采区服务年限，a; 采区生产能力，120 万 t； 设计可采储量，万 t；kZ 储量备用系数，取 1.4。K a79.214.063ATk 取 T=22 年 4.验算采区回采率 ccZPC/)( 式中： 采区回采率，% ； 煤层的工业储量，万 t ；c 煤层的永久煤柱损失，万 t； P 对于 煤层:3K %8039.184/)2.18943(/)(33 ccZC 则 、 、 均满足采区回采要求。12 第二节 采区或带区内的再划分 一、确定工作面长度及采区区段数目 煤层左右边界各有 20m 的边界煤柱，上部留 30m 防水煤柱，下部留 30m 护巷煤柱。 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，且采煤工艺选取的是较先进的综采。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，综采工作面长度一般为 180250m，巷道宽度为 4m4.5m,本采区选取 4.5m，且采区生产能力为 120 万 t/a，一个中厚煤层的一个工作面便可以满足生产要求。 采用沿空掘巷方式,巷道间留较小煤柱，取 5 米。 采煤工作面长度为： nLnPqHL/2)1(21 式中： 工作面长度，m； 区段平巷宽度，m；2 采区倾向长度，m； 采区上下边界预留煤柱宽度，m；q 护巷煤柱宽度，m；P 区段数目，个；n =1100-225-5(n-1)-4.5 2 n/n (180,250)1L 则 3.96n5.39，取 n=5，则 =195m。1L 二、确定工作面生产能力 Qr = A/(T1.1) 式中 A采区生产能力，120 万 t/a ； Qr工作面生产能力，t /天； T每年正常工作日，330 天。 7 故： Qr = A/（T1.1） =120/(3301.1) = 3305.79t 三、确定工作面数目 20LSHN 式中 工作面数目，个； 采区倾向长度，m； 边界煤柱宽度，m；S 工作面长度，m；L 区段回采巷道宽度，m；0 带入数值得， 1.52.41930N 取 5，所以工作面数目为 5 个。 目前，煤炭企业生产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，本采区设计一个采煤工作面。 其工作面接替顺序为左右两翼跳采方式。 工作面接替顺序图 对于 K3 煤层： 3101 3102 3103 3104 3105 3106 3107 3108 3109 停 采 线 60m 3110 K3 煤层工作面接替顺序： 3101310231033104310531063107310831093110 注：箭头表示回采工作面的接替顺序。 第三节 确定采区内准备巷道布置和生产系统 一、完善开拓巷道 为了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 煤层底板下方 25m 的稳定岩层中。3K 二、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, 煤层直接顶为碳质页岩，薄且易跨落，1K 、 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2K3 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。 方案二：一岩一煤上山 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，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。 技术经济比较： 9 掘进费用表 方案一 方案二 工程名称 方案 单价 (元) 工程量 费用 (万元) 单价 (元) 工程量 费用 (万元) 上山(m) 1578 11002 416.6 1578 1284 1100 1100 208.3 169.49 联络巷(m) 1152 204 11.06 1152 204 11.06 合计 427.66 388.85 维护费用表 方案一 方案二 工程名称 方案 单价 (元) 工程量 费用 (万元) 单价 (元) 工程量 费用 (万元) 上山(m) 40 1100222 232.32 40 90 110022 110022 116.16 261.36 联络巷(m) 80 20422 16.90 80 20422 16.90 合计 249.22 394.42 维护费用表 方案一 方案二 工程名称 方案 单价 工程量 费用 单价 工程量 费用 (元) (万元) (元) (万元) 上山(m) 40 1100222 232.32 40 90 110022 110022 116.16 261.36 联络巷(m) 80 20422 16.90 80 20422 16.90 合计 249.22 394.42 费用汇总表 总费用 方案 方案一 方案二 掘进(万元) 427.66 388.85 维护(万元) 249.22 394.42 井巷辅助费(万元) 50.25 2.97 合计(万元) 727.13 786.24 两者费用相差不大，经济上认为两者相同。 综合其他因素，选择双岩巷上山采区联合布置方式，巷道布置情况见采区巷道平面 图、剖面图。 三、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。 四、工作面推进位置的确定 11 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 20m 停采线位置处，即为避开采掘超前影响而留设的护巷煤柱处。 五、确定通风布置系统 采区通风路线: 新风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。 六、采区上部和下部车场选型 (1)考虑到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)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底板绕道式。 第四节 采区中部甩车场线路设计 一、大巷（双轨） ，采区轨道上山（单轨） ，区段石门（单轨） ，均为 600 mm 轨距。 二、轨道上山作辅助提升时，一次提升一吨矿车 3 个。 三、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。 第二章 采煤工艺设计 第一节 采煤工艺方式的确定 一、选取 煤层为对象，进行采煤工艺设计。由于 煤层厚度为 6.9 米，属于厚煤层，1K1K 硬度系数 f=2，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，进行综采放顶煤开采。 二、综采工作面的设备选用国产设备。 三、采煤与装煤 （一）确定落煤方式 采用综合机械化放顶煤开采，双滚筒采煤机直接落煤装煤。 （二）确定截深 210LhA 式中： 日推进度，m/天； 工作面设计生产能力，t/天 ；0 工作面长度，m；1L 采煤机割煤高度，m；h 放煤高度，m；2 顶煤放出率,取 0.8； 工作面采出率,对于厚煤层取 0.93； 煤得容重,t/ ;3 将数据带入可得: m42.319.086.4321957L 选择滚筒截深 600mm,日进 6 刀,采用“四六工作制” ，即三采一准的工作制度。 (三)确定进刀方式 为提高煤炭采出率，选取端部割三角煤斜切进刀方式，如图所示： 13 A2121A-A-(a)(b)(c)(d) (四)采放比：割煤高度为 2.3，则采放比为 2.3：（6.9-2.3）=1：2。 (五)确定放顶步距 为使放出范围内得顶煤能充分破碎松散，提高采出率，降低含矸率，此工作面放顶 步距选用“两采一放” ，即割两刀放一次顶煤。据采矿工程设计手册，一般情况下， 当采用小截深(0.50.6m)时，割两刀放一次顶煤，放煤步距为 2 倍的采煤机截深，则放 顶步距 0.62=1.2m。 (六)确定放煤方式 选用单轮，间隔，多口放煤。实践证明，这种方式丢煤少，混矸少，又易于实高产 高效，是一种较好的放煤方式。 四、运煤 (一)工作面采用可弯曲刮板输送机运煤，运输平巷采用转载机和胶带运输机运煤。 刮板输送机参数 刮板输送机型号 SGB-630/150C 电动机型号 DSB90 适用条件 倾缓斜工作面 电机功率 290kw 出厂长度 200 米 电机电压 1140V 运输能力 250 吨/h 总质量 117.31 吨 刮板链形式 双边链 制造厂 郑煤机 装载机参数 (二)工作面采用液压支架支护 液压支架参数 （三）支护方式 转载机型号 SZZ1200 电动机型号 YSB160 适用条件 中厚煤层 电机功率 300kw 出厂长度 50 电机电压 1200V 运输能力 1200 吨/h 总质量 27 吨 刮板链形式 中双链 制造厂 郑煤机 型号 ZFS4400/16/28 中心距 1500mm 型式 支撑掩护式 外形尺寸 447014301600mm 放煤形式 低位放煤 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 1.6-2.8m 供液泵压 31.4Mpa 工作阻力 4315 kN 支架重量 13.5t 初撑力 3922 kN 设计单位 北京开采研究所 15 由于煤层 f=2，顶煤厚度较小，选用及时支护。 （四）移架方式 因为此采区顶板不稳定，所以选用单架依次顺序式的移架方式。这种方式容易保证 移架和支护质量，操作简单，但是移架得速度慢，适用与顶板不稳定的采煤工作面。 （五）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。 （六）确定超前支护方式和距离 由于采用综采开采，支撑压力分布范围为 2030 米，峰值点距煤壁前方 5-15m,所 以超前支护的距离为 20 米。选用单体支柱和金属铰接顶梁支护。铰接顶梁的长度为 1000mm。 （七）支架高度与强度校核 高度校核： 在实际使用中，一般所选用的支架得最大结构高度比采高大 200mm，最小高度比最 小采高小 200300mm。 已知所选用得支架 ZFS4400/16/28 的最大结构高度为 2.8m，采高为 2.3m，则有 1=2.8-2.3=500mm200mm，满足要求； 2=2.0-1.6=400mm200mm，满足要求； 故所选支架高度满足工作要求。 强度校核： 强度校核公式如下： P=kh110 -2 式中：P顶板对支架得作用力，pa； K顶板高度系数，一般取 48，此采区顶板结构稳定，可取 k=6； h1工作面采高，m； 岩石密度, kg/m 3； 将各参数值代入则有： P=62.32.510-2 =0.36Mpa 由于 0.345Mpa0.5 Mpa(支护强度)，因此支架选型满足工作要求。 (八)确定工作面支架的数量 由于端头支架中心距 1.5m，巷道宽度 4.5m，则所需端头支架数量为： N1=4.52/1.5=6 架 即需要 6 架端头支架。 工作面所需支架数量为： N2=195/1.5=130 架 则一个工作面共需要液压支架的数量为： N=N1+N2=6+130=136 架。 (九)采空区处理 一般采用全部跨落法处理采空区。 第二节 工作面合理长度确定 一、煤层地质条件 该采区上山阶段煤层埋藏稳定，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 和 K3 煤层属中硬煤层，个煤层瓦斯涌出量低，无自然发火倾向，涌水 量小，一般综采工作面取 180250m，由于采区的地质条件好，故工作面可适当取长一些， 约 200m。 17 二、工作面生产能力 工作面设计设计设计生产能力为 120 万 t/年，正规循环采用每天进 6 刀，两采一放。 每刀进 600mm，一个工作面就可满足采区设计生产力要求。 三、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。 四、顶板管理及通风能力 该采区顶板较稳定，两采一放，采用及时支护，可有效控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。 五、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。 第三节 采煤工作面循环作业图表的编制 一、工作面布置层面图(见图纸)、循环作业图表 二、劳动组织表 序 号 工 种 夜班 早班 中班 检修班 合 计 1 班长 2 2 2 2 8 2 采煤机司机 2 2 2 3 9 3 输送机司机 1 1 1 1 4 4 转载机司机 1 1 1 1 4 5 胶带机司机 2 2 2 6 12 6 移架工 2 2 2 2 8 7 端头工 4 4 4 4 16 8 超前支护工 4 4