采矿工程课程设计51927

2014 届采矿工程课程设计 河 南 理 工 大 学 煤矿开采学煤矿开采学 课程设计说明书课程设计说明书 姓姓 名 名 学学 号 号 学学 院 院 能源科学与工程学院能源科学与工程学院 班班 级 级 采矿工程采矿工程 指导教师 指导教师 职职 称 称 副教授副教授 精品文档 2欢迎下载 2014 届采矿工程课程设计 1 前言前言 采矿课程设计是采矿工程专业学习的重要一环 它是继我们学过 井巷 工程 采矿学 矿井通风与安全 等课程 以及通过生产实习之后进 行的 其目的是巩固和扩大我们所学理论知识并使其系统化 培养我们运用所 学理论知识解决实际问题的能力 提高我们计算 绘图 查阅资料的基本技能 为毕业设计奠定基础 依照老师精心设计的题目 按照大纲的要求进行 要求我们在规定的时间 内独立完成计算 绘图及编写说明书等全部工作 煤层开采设计是煤炭开采重要环节 而煤矿开采技术根据煤层赋存条件的 不同有很大差异 开采方式不对会造成煤炭的极大浪费 甚至会造成伤亡事故 的发生 在 21 世纪 能源极为重要的时代 要适应蓬勃发展的社会经济 就必 须优化开采技术 体现绿色开采和可持续发展策略 而合理的开采设计则能有 效减少煤炭损失 将赋存在地下的煤炭高速度 高效率的回采出 满足祖国经 济建设对能源的需求 设计中要求严格遵守和认真贯彻 煤矿安全规程 煤矿工业矿井设计 规范 以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策 设计力争做到分析论证 清楚 计算精准 并积极采用切实可行的先进技术 力争使自己的设计达到较 高水平 但由于本人水平有限 难免有疏漏和错误之处 敬请老师指正 精品文档 22欢迎下载 2014 届采矿工程课程设计 目目 录录 第 1 章 绪 论 1 第 2 章 采区巷道布置 2 2 1 采区储量与服务年限 2 2 1 1 采区工业储量 设计可采储量的计算 2 2 1 2 服务年限计算与采区采出率的验算 3 2 2 采区内的再划分 3 2 2 1 确定采煤工作面长度 3 2 2 2 确定采区内的区段数目 4 2 2 3 确定工作面生产能力 4 2 2 4 确定采区同采工作面数目及工作面接替顺序 4 2 3 确定采区内准备巷道布置和生产系统 4 2 3 1 完善采区开拓巷道布置 4 2 3 2 采区巷道布置系统方案的分析比较 5 2 3 3 确定回采巷道布置方式 7 2 3 4 上下区段工作面交替生产的通风系 统 7 2 3 5 采区上 下部车场的选 型 7 2 4 采区中部甩车场线路设计 8 精品文档 2欢迎下载 第 3 章 采煤工艺设 计 13 3 1 采煤工艺方式的确 定 13 3 2 工作面合理长度的确 定 16 3 3 采煤工作面循环作业图表的编 制 17 第 4 章 课程设计总 结 18 第 5 章 参考文 献 19 2014 届采矿工程课程设计 1 第第 1 1 章章绪论绪论 采矿课程设计是采矿工程专业学习的重要环节 这次设计任务 煤层地质 构造条件理想 我所在的组的设计任务是煤层平均倾角为 20 度 年生产能力 为 90 万吨 在设计过程中 我充分利用 采矿学 上所学知识 结合煤层构造 实际情况 认真精确计算为原则 从技术和经济上着手 设计了一套在技术上 可行 在经济上优越的采区设计方案 由于自己能力有限 理解不够深刻 难 免会出现错误 希望老师加以一定的帮助与更正 以下是具体设计题目的条件 1 设计题目的一般条件 某矿第一开采水平上山阶段某采区开采 K1 煤层 煤层平均厚度 3 5m 顶底板岩性如下表所示 该采区走向长度 2500m 倾斜长 度 980m 采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 0 3 该采区 K1 煤层具备突出危险性 瓦斯含量为 12m t 设计矿井的地面标高为 30m 煤层露头为 30m 第一开采水平为该采区服务的 一条运输大巷布置在 K3 煤层底板下方 25m 处的稳定岩层中 为满足该采区产系 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 2 设计题目的煤层倾角条件 煤层平均倾角为 20 度 3 设计采区煤层及顶底板情况如下表 1 1 厚度 m 岩性描述 4 60 薄层泥质细砂岩 稳定 3 20 灰色细砂岩 中硬 稳定 0 3 碳质页岩 松软 3 5 K1 煤层 煤质中硬 1 30t m 3 20 灰白色粗砂岩 坚硬 24 68 灰色中 细砂岩互层 精品文档 2欢迎下载2 表 1 1 设计采区煤层及顶底板情况 第第 2 2 章章 采区巷道布置采区巷道布置 2 1 采区储量与服务年限 2 1 1 采区工业储量 设计可采储量的计算 确定采区生产能力 采区生产能力是采区准备方式中重要参数 它不仅对 准备巷道布置有较大影响 而且是采煤方法和生产系统等经济技术合理性的集 中反应 确定采区生产能力的依据 1 采区生产能力与煤层赋存条件及地质条件相适应 2 采区生产能力与采区内的合理的同采数目相适应 3 采取生产能力与采区储量相适应 以保证采区平衡生产的稳产期 综上所述 采区生产能力定为 90 万吨 年 采区工业储量 Zg H L m 式 2 1 式中 Zg 采区工业储量 万 t H 采区倾斜长度 980m L 采区走向长度 2500m m 煤层的厚度 3 5m 煤的容重 1 30t m Zg 980 2500 3 5 1 3 1114 75 万 t 采区设计可采储量 矿井可采储量 Z 是矿井设计的可以采出的储量 故 Z Zg P C 式 2 2 式中 Z 设计可采储量 万 t Zg 工业储量 万 t P 永久煤柱损失量 万 t C 采区采出率 厚煤层不低于 0 75 中厚煤层不低于 0 8 薄煤层不低于 0 8 此处取 0 8 精品文档 3欢迎下载3 P 2500 10 2 980 10 2 3 5 1 3 80 960 3 5 1 3 66 7 万吨 Z Zg P C 1114 75 66 7 0 8 838 4 万吨 2 1 2 服务年限计算与采区采出率的验算 当矿井生产能力 A 一定时 可以计算出设计服务年限 T T Z A K 式 2 3 式中 K 矿井储量备用系数 矿井设计一般取 1 3 T Z A K 838 4 90 1 3 7 2 年 验算采区采出率 采区采出率 采区实际采出量 采区工业储量 100 采区采出率 1114 75 66 7 1114 75 94 80 符合规定 2 2 采区内的再划分 2 2 1 确定采煤工作面长度 合理的工作面长度能为工作面高产高效创造条 件 在一定范围内增加工作 面长度能获得较高产量并提高效率 降低成本 同时加大工作面长度 可以相 对减少区段数目 减少巷道掘进量 根据本采区煤层的基本条件 该煤层倾向 长度有 980 米 且采煤工艺选取的是综采工艺 单一走向长壁采煤法 一次采 全高 由 采煤学 知 综采工作面长度为 150 240m 巷道宽度为 4 5m 本 设计选取 5m 且生产能力为 90 万吨 最终选取 4 个区段 区段煤柱选 10m 故 工作面长度为 L1 L 2 q 2 L2 p n p n 式中 L1 工作面长度 m L2 区段平巷宽度 m L 采区倾向长度 m q 采区上下边界预留煤柱宽度 m P 护巷煤柱宽度 m n 区段数目 个 精品文档 4欢迎下载4 L1 980 2 10 2 5 10 4 10 4 222 5 取 5 的整数倍 所以取 220 米 2 2 2 确定采区内的区段数目 4 个 2 2 3 确定工作面生产能力 采区生产能力的基础是采煤工作面生产能力 而采煤工作面的产量取决于 煤层厚度 工作面长度及推进度 工作面日生产能力 Qr A T 式中 Qr 工作面日生产能力 t d A 采区生产能力 t a T 年工作日 330d 所以 Qr A T 900000 330 2727 27t d 2 2 4 确定采区同采工作面数目及工作面接替顺序 本设计生产能力 90 万 t a 且工作面生产能力 2727 27 t d 采用单面达 产 以实现高产高效集中化生产 满足矿井的生产需求 采区内工作面布置 双翼布置 如表 2 1 11011102 11031104 11051106 1107 停 采 线 80m 1108 表 2 1 煤层的区段划分 工作面接替顺序 1101 1102 1103 1104 1105 1106 1107 1108 2 3 确定采区内准备巷道布置和生产系统 2 3 1 完善采区开拓巷道布置 运输大巷布置在 K3 煤层底板下方 25m 处的稳定岩层中 回风大巷布置在 煤层底板下方 25 米的岩层中 通过回风石门与工作面相连 2 3 2 采区巷道布置系统方案的分析比较 就上山数目 位置提出布置方案 并进行技术分析与经济比较 因为该煤层为高瓦斯 所以布置三条上山用来满足运输 行人和通风的 精品文档 5欢迎下载5 要求 下面列出两条可行性方案进行比较 方案一 三条岩石上山 将三条上山都布置在层底板岩石中 上山位于采区走 向中央 通过石门与煤层相连 其中轨道上山布置在距离底板 10m 处 运输上山布置在下煤层 15m 处 方案二 一条煤层上山 两条岩石上山 将回风上山布置在煤层的煤层底板中 其中轨道上山布置距离底板 10m 处 运输上山布置在下煤层 15m 处 两种方案经济性比较 表 2 2 巷道掘进费 单位 万元 方案一方案二方案 工程名称 单价工程量费用 万元 工程量费用 万元 岩石上山 m 1578960 3 2880454 46960 2 1920302 98 煤层上山 m 128400960123 26 岩石平巷 元 m 1152 2 10 sin20 4 233 9 26 95 00 合计 481 41426 24 表 2 3 维护费用表 单位 万元 方案一方案二 方案 工程名称 单价工程量费用 万元 工程量费用 万元 岩石上山 m 40 6 7 288077 18192051 46 煤层上山 m 90 6 7 0 000 0096057 89 岩石平巷 元 m 80 6 7233 912 5400 精品文档 6欢迎下载6 合计 89 72109 35 表 2 4 辅助费用表 单位 万元 方案一 合计费用 481 41 89 72 359 79 930 92 万元 方案二 合计费用 426 24 109 35 335 23 870 82 万元 两种方案技术性比较 表 2 5 技术方案比较 方案一方案二 优 点 三条上山均布置在岩石中 巷道稳 定 受采掘干扰较小 且维护容易 节省了一条岩石上山 减少了掘进费 用 缺 点岩石工程量大 掘进费用高 工期 长 回风上山不易维护 维护费用高 需 要保护煤柱 从以上对比中可以看出 两岩一煤上山所需费用较少 在经济上更为合理 沿煤层掘进具有超前探煤的作用 再加上现在我国煤巷支护技术有了很大的提 高 完全可以满足煤层上山的需要 综合考虑以上因素 确定的在岩层里布置 方案一方案二 方案 工程名称 单价工程量费用 万元 工程量费用 万元 岩石上山 11642880335 231920223 49 煤层上山 116400960111 74 岩石平巷 1065233 924 5600 合计 359 79335 23 精品文档 7欢迎下载7 两条上山 即 选两条岩石上山 一条煤层上山方式布置生产系统 2 3 3 确定回采巷道布置方式 回采巷道布置方式 沿空掘巷方式 分析 已知采区内各煤层埋藏平稳 地质构造简单 无断层 煤层具备突 出危险性 瓦斯含量为 12m t 可采用沿空掘巷开采 说明 在采区巷道布置平面图内 工作面布置和推进的位置应以达到采区 设计产量及安全为准 工作面推进到距回风大巷 20 米处的位置时停止 即为避 开采掘超前影响所留设的 20m 护巷 2 3 4 上下区段工作面交替生产的通风系统 如图 2 1 图 2 1 区段接替期间同时生产时通风系统 2 3 5 采区上 下部车场的选型 采用上部平车场 车辆运行顺当 调车方便 采区下部车场选用大巷装车顶板绕道式车场 调车方便 线路布置紧凑 工程量小 精品文档 8欢迎下载8 2 4 采区中部甩车场线路设计 一 轨距 大巷 双轨 采区轨道上山 单轨 区段石门 单轨 均选用 600mm 轨距 二 轨道上山作辅助提升 一次提升一吨矿车 3 个 设备型号 轨型 15kg m 三 中部车场设计 第二节斜面线路联接系统各参数计算 道岔选择及角度换算 由于是辅助提升 两组道均选用DK 615 4 12 右 道岔 岔道参数 1 2 14 15 a1 a2 3 340 mm b1 b2 3 500 mm 以下非经注明 长度单位均为 mm 斜面线路一次回转角 1 14 15 斜面线路二次回转角 1 2 28 30 一次回转角 1的水平投影角 1 为 1 arc tan tan 1 cos arc tan tan14 15 cos20 14 33 18 20 为轨道上山倾角 二次回转角 的水平投影角 为 arc tan tan 1 2 cos arc tan tan28 30 cos20 29 02 03 20 为轨道上山倾角 一次伪斜角 为 arc sin cos 1sin arc sin cos14 15 sin20 11 37 32 二次伪斜角 为 arc sin 1 2 sin arc sin cos28 30 sin20 精品文档 9欢迎下载9 10 31 41 计算斜面平行线路联接点各参数 K T c n a L B b m S T 图 2 2 斜面平行线路联接 设计采用中间人行道 线路中心距 S 定为 1 800 为简化 斜面联接点线 路 中心距取与S同值 斜面联接点曲线半径取 9 000 则 B S cot 2 1 800 cot 14 15 7 088mm T1 Rtan0 5 2 9 000 tan 0 5 14 15 1 125mm L B T1 7 088 1 125 8 213mm m S sin 2 1 800 sin 14 15 7 313mm 2 确定竖曲线的相对位置 竖曲线各参数计算 取高道平均坡度iG 11 G arctaniG 37 49 取低道平均坡度iD 9 D arctaniD 30 56 取低道竖曲线半径iD 9 000 暂定高道竖曲线半径iG 20 000 高道竖曲线各参数计算 G G 10 31 41 37 49 9 53 52 精品文档 10欢迎下载10 hG RG cos G cos 20 000 cos37 49 cos10 31 41 336 lG RG sin sin G 20 000 sin10 31 41 sin37 49 3 434 TG RGtan0 5 G 20 000 tan 0 5 9 53 52 1 732 KPG RG G 57 3 20 000 9 9 57 3 3 455 同理可求得低道各参数 D 11 02 37 hD 151 lD 1 723 TD 867 KPD 1 734mm 最大高低差 H的计算 辅助提升时 存车线长度按 2 钩车长度考虑 每钩车提一吨矿车 3 辆 故 高 低道存车线不于 2 2 3 12 m 现暂取 12 m 起坡点间距暂设为零 则 H 12 000 11 12 000 9 132 108 240mm 暂定存车线长度及起点间距是为了计算高低差 H 该二暂定值将以计算为 准 竖曲线相对位置的确定 346 1 41 3110sin 240151336 3 3711sin7313 41 3110sin 125 1213 8 sin sin sin 1 1 HhhmTL L DG 388434 3 723 131 41 cos10346 1 cos 12 GD llLL 负号表明低道起坡点超前于高道起坡点 其间距基本满足要求 说明前面 所取RG为 20 m 合适 3 高 低道存车线各参数计算 闭合点O的位置计算 如下图所示 X H L2LhD o G D iG iD X C C 设低道的高差为x 则 精品文档 11欢迎下载11 tan D x x LhG 0 009 tan G H x LhG 0 011 式中 x L2iD 388 9 3 5 解上二式得 x 3 5 0 009 249 x 0 011 x 110 LhG 110 3 5 0 009 11833mm 计算存车线长度 高道存车线长度为 11 833 低道存车线长度 11 833 388 12 211 自 动滚行段 由于低道处于外曲线 故低道存车线总长度为 12 221 kP 14 136 平曲线各参数计算 平曲线内半径R内 9 000 平曲线外半径R外 9 000 1 800 10 800 平风线转角 90 29 02 03 60 57 57 Kp内 R内 90 57 3 9 000 60 97 57 3 9 576 Kp外 R外 90 57 3 10 800 60 97 57 3 11 491 Kp Kp外 Kp内 11 491 9 576 1 915 T内 R内tan 90 2 9 000 tan 60 57 57 2 5 298 T外 R外tan 90 2 10 800 tan 60 57 57 2 6 357 计算存车线直线段长度d d LhD C1 Kp外 LhD为低道存车线总长 等于 14 316 C1平 竖曲线间插入段 取 2 000 d 14 316 2 000 11 491 645 即在平曲线终止后接 645 mm 的直线段 然后接存车线第三道岔的平行线路 联接点 计算存车线单开道岔平行线路联结点长度Lk存车线道岔选用ZDK615 4 精品文档 12欢迎下载12 12 参数同前 则 Lk a B T1 3 340 7 088 1 125 11 533 4 甩车场线路总平面轮廓尺寸及坡度计算 纵断面线路的各点标高计算 设第二道岔岔心 O 的标高h1 0 2 点标高h2 L L1 sin 8 213 1 346 sin10 31 41 1 255 3 点标高h3 h h2 1 255 336 1591 4 点标高h 4 h3 130 1 721 LhG iG 11 833 0 011 330 5 点标高h 5 h4 1721 6 点标高h6 h 5 110 1 831 LhD iD 12 221 0 009 110 7 点标高h7 h6 hD 1 831 151 1680 验算标高是否闭合 1 点与 7 点高差h1 7为 h1 7 msin T1sin 7 313 sin11 37 32 1 125 sin10 31 41 1 680 计算结果与 7 点标高相同 故标高闭合 计算无误差 设1及1 相对标高为 0 000 m 2点标高为 h2 AOsin Dcos D 34 800 sin34 23 cos34 23 0 346 m 3点标高为 h3 h2 TDsin D TDsin 0 346 2 042 sin34 23 2 042 sin25 0 497 4 4 标高为 h4 h4 h3 lCDsin 0 497 2 186sin sin25 1 687 m 42 标高为 h2 h4 TGsin TGsin D 1 687 3 262 sin25 3 262 27 0 0 28 m 以高道计算2 h2 BOsin Gcos G 35 024 sin27 0 cos27 0 0 28 m 精品文档 13欢迎下载13 高低道闭合无误 第第 3 3 章章 采煤工艺设计采煤工艺设计 3 1 采煤工艺方式的确定 1 采煤工艺 本设计采区的煤层埋藏平稳 地质构造简单 无断层 属简单结构煤层 煤厚 3 5 米 采用综采 一次采全高 可以实现高采 高效 安全 低耗 且 劳动条件好 劳动强度较小 主要工序 割煤 移架 推移输送机 2 设备选型 选用国产设备见表 3 1 序号名称型号数量 1 采煤机 MG300 690 W1 2 刮板输送机 SGZ764 4001 3 液压支架 ZZS6000 17 37147 4 端头支架PDZ 掩护式 6 5 刮板转载机 SZZ 764 132 1 6 胶带输送机 SSS1000 2 1601 表 3 1 设备型号资料表 3 采煤与装煤 落煤方式 机械落煤 确定截深 精品文档 14欢迎下载14 e Qr L1 d r C e 采煤工作面日进尺 米 Qr 工作面日生产能力 L1 工作面长度 d 煤层厚度 C 工作面采出率 取 0 95 e Qr L1 d r C 2727 27 220 3 5 1 3 0 95 2 87 米 所以选择滚筒截深 800mm 日进四刀 采用 三八制 两采一准备的工作制 度 则工作面日进尺 0 8 4 3 2 米 进刀方式 采区割三角煤端部斜切进刀方式 往返一次进两刀 根据煤层的实际情况 选用采煤机型号为 MG300 690 W 其各项参数如表 3 2 型号 MG300 690 W 采高1 8m 4 2m 适应硬度0 3煤层倾角 40 截深 800mm 滚筒直径 1 8m 卧底量 314mm 牵引方式液压无链 牵引力 45KN 牵引速度0 6 6m min 电压 1140V 电机功率 2 345KW 总质量41 吨设计单位鸡西太原煤矿机械集团 表 3 2 采煤机主要参数 割三角煤方法进刀过程如图 3 1 精品文档 15欢迎下载15 AA 21 A 2 2 1 1 A A A A A A A A A a b c d AA 21 图 3 1 割三角煤进刀方式 采煤机割至工作面端头时 其后的输送机槽已移近煤壁 采煤机机身处尚留 有一段下部煤 如图 3 1 a 调换滚筒位置 前滚筒降下 后滚筒升起并沿输送机弯曲段反向割入煤壁 直至输送机直线段为止 然后将输送机送机移直 如图 3 1 b 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 3 1 c 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 3 1 d 4 运煤 使用刮板输送机 转载机 破碎机 胶带输送机运煤 工作面可弯曲刮板输送机型号 SGD 630 180 其各项参数如表 3 3 型号 SGD 630 180 适用条件缓斜 2 8 4 5 综采面 出厂长度200 米运输能力400 吨 h 刮板链形式双边链电动机型号 DSB 90 电机功率 2 90kw 电机电压 1140V 总质量117 31 吨制造厂张家口厂 西北一厂 昆明厂 表 3 3 刮板输送机主要参数 精品文档 16欢迎下载16 5 工作面顶板支护 液压支架型号 ZZ400 18 38 端头支架型号 T1C5480 22 42 移架方式 顺序移架 支护方式 为防止片帮和冒顶 因此选用及时支护 工作面支架需用量 220 1 5 147 其主要参数如表 3 4 支架型号 ZZS6000 17 37 外形尺寸 5725mm 1450mm 1700mm 支撑高度1 7 3 7 m工作阻力 6000KN 初撑力 5105KN 支架中心距 1500mm 支护强度0 81 0 91Mpa支架移架步距800 1100 mm 支架重量19 吨生产厂重庆庆江机械厂 表 3 4 液压支架主要参数 支架校核 强度校核 P 4 8 Mr 式中 M 采高 3 5 米 r 容重 1 3t m3 因为地质条件较好 按 6 倍采高计算 Pk1 6 3 5 1 3 9 8 267 54 Pk3 6 2 5 1 3 9 8 191 1 Pk1 Pk3均小于 707KN 符合要求 高度校核 hmax Hmax 0 2 0 3 m hmax 支架最高距离 Hmax 采高最大高度 Hmax1 0 2 0 3 m H 取 3 5 米 顶板距离取 300mm 3 5 0 3 3 8 米 支架 hmax 所以符合规定 6 处理采空区 采用全部垮落法 3 2 工作面合理长度的确定 1 煤层地质条件 地质构造简单 采区内无地质变化 煤层厚度稳定 而且倾角 20 度 不大 精品文档 17欢迎下载17 且稳定 工作面适当加长可增加效益 2 工作面生产能力 Q L1 d r e C d L1 工作面长度 d 煤层厚度 C 工作面采出率 取 0 95 e 采煤工作面日进尺 米 d 年工作日 330d Q 220 4 0 8 3 5 1 3 0 95 330 100 42 万吨 所以此设计符合生产需要 3 运输设备及管理水平 工作面所用运输设备为国产成熟设备 技术先进 性能可靠 完