矿井开采课程设计实例及设计格式

1、矿井开米课程设计说明书姓名：段向红班级：安全0902学号：指导老师： 日期：许彦鹏2012年1月7日目录第一章 采区巷道布置第一节采区储量与服务年限第二节采区内的再划第三节 确定采区内准备巷道布置及生产系统 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 米煤工作面循环作业图表的编制附表、八 、亠刖言我国煤层的赋存条件多种多样，煤矿开采条件比较复杂 ；同时， 由于我国是一个发展中的国家，原有工业基础较薄弱，从而决定了我 国煤矿的建设方式、采煤方法和管理体制具有多层次、多类型的特点。煤矿矿井开采的重要特点是地下作业，生产环节多 ，工序复杂， 要搞好掘进、运输、提升、

2、通风、排水、动力供应，及生产技术及组 织管理。同时由于煤层的赋存条件变化的随机性， 也增加了煤矿地下 开采的复杂性.因此，矿井开采是一个复杂的生产过程，在一定程度上 可以说是各种技术的综合应用和反映。采煤方法是煤炭工业的关键技术方法，是建设现代化矿井基础，要通过发展机械化、自动化、工艺操作控制程序化，从而达到安全、 高效、高产、资源损失少的目的，并努力达到或接近国际先进水平。通过这一年的学习，对煤矿采区的布置及采煤的方法有了初步的 了解。这次的毕业设计为了达到以下几个目的：在这一年的学习过程中，对煤矿采区的布置及采煤的方法有了初 步的了解。这次的毕业设计为了达到以下几个目的：1、初步应用矿井开

3、采课程所学的知识，通过课程设计加深对 矿井开采课程的理解。2、培养我们的动手能力，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。目录第一章采区巷道布置第一节采区储量与服务年限第二节采区内的再划第三节 确定采区内准备巷道布置及生产系统 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第一章 采区的基本概况整个井田有较大范围的正、逆断层和正斜、背斜，其地质构造复 杂。井田的倾斜长度为3035m,走向长度为1098m现在根据特殊地质 构造为边界条件，可将整个井

4、区分为三个采区。本次课程设计，看着 重设计的是第一采区。第一采区地质条件良好，没有明显的断层构造，其中有一个断层 位于采区边界，对于巷道的布置没多大的影响。采区的倾向长度为1447m,走向长度为1098m煤层埋藏稳定，煤质中硬偏软，坚固性系 数f=1.02.5,容易开采。但是该采区的煤主要以低灰一高灰、特低硫 -高硫贫煤，煤质不是很好，煤的燃烧烟气量比较大，经济效率不高开采 时，煤的煤尘较大，有爆炸性，无自然发火倾向，贫煤的瓦斯含量比 较多，瓦斯相对涌出量q=12。5m3/d t,属于高瓦斯矿井。所以在设 计采煤工艺时，要特别注意通风，保证采区的粉尘与瓦斯含量在安全 范围内煤的容重丫 =1。5

5、t/m3。煤层厚0。552。60m,平均1。39 m。该煤层顶板为砂质泥岩，底板以砂质泥岩为主，地面标高+1210m1480m;矿井正常涌水量Q正=200m3/h矿井最大涌水量 Q大=430m3 /h。采区施工时要做好排水工作。煤层倾角9°10°，属于缓倾斜煤层。第二章采区巷道布置第一节区储量与服务年限1、采区生产能力选定为15万t/a2、米区的工业储量、设计可米储量(1) 采区的工业储量Zg=HXLX mY (公式 2 1)式中：Zg - 采区工业储量，万t ；H -采区倾斜长度，1447m ；L-米区走向长度，1098m ；r-煤的容重，1。50t/m3;m-煤层煤的厚

6、度，为1.39m；Zg= 1.597 X06X.39 X.5=331 万 t/a(2) 设计可米储量ZK=(Zg p) X C (公式1-2)式中：Zk 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，厚煤层可取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%。P=30X2>1098X1。39>1.5+15 2X( 1447-30 2) %。39X1。5=22.4万 tP-上下两端永久煤柱损失量，左右两边永久煤柱损失量，万t;Zk= (Zgp) XC=(331 22。4) X 85%=262.31 万 t;(3) 采区服务年限T= Zk/A X K (

7、公式1-3)式中：T-采区服务年限,a;A-采区生产能力,15万t;Zk-设计可采储量，262.31万t;K-储量备用系数，取1.3。T= ZK1/A XK= 262。31 万 t/ (15 万 t X1.3) =13.4a，取 14 年。(4) 、验算采区采出率C=(Zg p)/Zg- - - - -(公式1 4)式中：Ci-米区米出率， ；Zg -煤层的工业储量，万t ；Zk煤层的设计可采储量，万t ；C= （ Zg_p）/Zg=（331-22.4） /331=93.2%>85%满足要求第二节采区内的再划1、确定工作面长度放顶煤工作面长度的确定应主要考虑顶煤破碎、顶煤放出和减少煤炭损

8、失等 三个因素的影响。顶煤破碎主要取决于支承压力及顶板活动的作用，由工作面长度对支承压力及矿压显现的影响分析可知，工作面长度不得少于80m,但工作面长度大于200m 以后，其变化趋于缓和。合理的工作面长度应是在一个生产班内能将工作面内的顶煤全部放完。据此原则，工作面长度可以用下列式表示：L=n （T/t）B r=262.5m式中:L-工作面长度,m;n 同时放煤支架数；T-每班工作时间， mi n;t-每架支架放煤所需时间，min;B-支架宽度，m;n-每班工作时间利用率。取：n=3，B=1.5m，n=300min , t= 5min2、确定采区内工作面数目回采工作面是沿倾斜方向布置，沿走向推

9、进，采用走向长壁法开采.工作面数目：N=（L S0）/ （|+|0） （公式1-式中：L -煤层倾斜方向长度（m）;S0 -米区边界煤柱宽度（m）；l -工作面长度（m）；10 - 回采巷道宽度，因采用普采，故10取3m。N=( 1447-30 送)/ (262。5+6)=5.17，取 5.3、工作面生产能力Qr = A/T XI。1 (公式 1-5)式中：A-采区生产能力,15万t/a ;Qr -工作面生产能力，万t ；T-每年正常工作日，330天。故： Qr = A/T X。1 =15/330 X。1 =413.22 t4、确定采区内同采工作面数及工作面接替顺序生产能力为150万t/a,且

10、工作面生产能力为4132.23t。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，所以定为采区内一个工作面生产。以 K1煤层为例，5个区段工作面区段1001002区段2001002区段3001002区段4001002区段5001002接替顺序，采用下行开采顺序图1 K1工作面接替顺序图对于K1布置一个综放工作面便可以满足生产设计的要求。K1 煤层：区段 1 (001002)区段 2 (001 002)区段 3 (001 002) 区段 4(001002)区段 5 (001-002)(说明：以上箭头表示方向为工作面推进顺序。)第三节确定采区内

11、准备巷道布置及生产系统1、完善开拓巷道为了减少煤柱损失提高采出率，利于灭灾并提高经济效益，根据所给地质条 件及采矿工程设计规划，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,两巷水平间距相距961 o26m 。 2 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，煤层赋存条件好，涌水 量较小，瓦斯涌出量较小，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1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。确定采区巷道布置系统，采区内有3

12、层煤，每一层都布置5个工作面，根据 相关情况初步制定以下两个方案进行比较：方案一：两条岩石上山在距K3煤层底板15m处岩石中布置两条岩石上山，一条为运输上山，另一 条为轨道上山，两上山层位有一定差距，使其分别联结两翼的区段；平巷不交叉； 石门联系各煤层通风路线:新风从阶段运输大巷一采区主石门-采区下部车场- 轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷道区段运输平巷 工作面-区段回风平巷-回风石门-阶段回风大巷。该方案的特点是：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。方案二：一煤一岩上山在距K3煤层底板15m处岩石中布置一条岩石运输上山，在 K

13、3煤层中布置 另一条轨道上山，石门联系各煤层。通风路线：新风从阶段运输大巷-采区主石 门米区下部车场轨道上山中部甩车场区段轨道集中平巷区段联络巷 道-区段运输平巷-工作面-区段回风平巷-回风石门-阶段回风大巷。该方案 的特点是：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。经济技术比较：表1 1巷道硐室掘进费用万案 工程名称万案一万案一单价（元）工程量费用（万元）单价（元）工程量费用（万元）上山（m）15781.2 >1000189。3612841.2 >000154.08联络巷（m）11521.2 >4。42X430.09合计27

14、301461。 22219.45:-154.08表1 2巷道及硐室维护费 万案万案一万案一工程名称单价（元）工程量费用（万元）单价（元）工程量费用（万元）上山（m）401.2 >000X2096。00901。2 >1000 >20216.00联络巷（m）801.2 >4.42 >>2041.79合计12029224.32137.79_216.00表13井巷辅助费 万案 工程 名称万案一万案一单价（元）工程量费用（万元）单价（元）工程量费用（万元）上山（m）-联络巷（m）9511.2 34.42 冶2024。84-合计9515224.3224。84-表1 4

15、费用汇总表案总费用、万案一万案二掘进（万元）219。45154.08维护（万元）137。 79216.00井巷辅助费（万元）24.840合计（万元）382。 08370.08方案一：岩石工程量达，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：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。由此可见，一煤一岩上山不但节省了费用，而且具有超前探煤作用。随着我 国巷道锚喷技术的提高对煤巷的维护能够起到很好的效果，另外,本例中K3煤层 顶地板效果比较好，易于维护，所以采用一煤一岩上山采区联合布置方式。巷道 布置情况见巷道

16、布置图、采区巷道平面图、剖面图，以K1煤层为例。3. 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.：单巷沿空掘巷掘进方式。分析：已知采区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，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， 可以充分发挥棕米咼产咼效的优势。同时，为减小煤柱损失，提咼米出率。综合 考虑各种因素，采用单巷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，即好维护又提高了采出率，有取代沿空留巷的趋势。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30米处的位

17、置，即为避开采掘超前影 响所留设的30m护巷。附采区巷道及设备布置平面、 剖面图(比例1 : 1000或1 : 2000)第二章米煤工艺设计第一节采煤工艺方式的确定1、选第一煤层，即Ki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，放顶煤采煤法.综采放顶煤工作面 三八”制作业形式， 即两班采煤，一班准备。采煤机截深为0。6m，割两刀放一次顶煤，放煤步距为1。 2m。采煤机割煤高度为2.6m放煤高度平均为4.3m,采放比为1: 1.65。工作面回采工艺流程为：采煤机向上割煤、移架一采煤机向下装煤一推移刮 板输送机斜切

18、进刀推移刮板输送机。放顶煤河割煤交叉作业，同时进行2、综采工作面的设备选用国产设备。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。依据采区的设计生产 能力确定工作面每天的推进度为：选择采煤机的滚筒截深为600mm,每天正规循环推进六刀，每个循环 0.600 m，可满足每天至少推进2.90米的要求。根据煤层的实际情况，经查采矿设计手册，选用采煤机。(2) 进刀方式：为了合理利用工作时间，提高效率。采用端头斜切割三角 煤进刀方式，双向割煤。(3) 采放比=1:1.65(4) 放顶步距：割两刀放一次顶煤，放顶步距0.6 >2=1。2m。据采矿工程

19、设计手册，一般情况下，当采用小截深(0.50。6m)时，害两刀放一次顶煤， 放煤步距为2倍的采煤机截深.(5) 放煤方式：单轮、间隔、多口放煤。这种方式工艺简单，便于工人掌 握，并可在实践中逐步提高采出率。4、运煤(1) 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。工作面可弯曲刮板输送机型号：SGD-630/180(2) 以设备选用配套原则为基础并结合采煤工作面采煤能力具体情况，工作 面采用支撑掩护式液压支架支护，从采矿设计手册选用如下设备：(3) 移架方式由于采用及时支护方式，而且工作面每天推进6刀，故选择顺序移架方式 进行移架。顺序移架方式移架速度快，能满足采煤机

20、快速牵引的需要，适用于顶 板比较稳定的高产工作面.(4) 支护方式：由于K2煤层属中硬煤层，顶板有7.8m厚的灰色砂质泥岩, 采高为3.0m,为防止片帮和冒顶，选用及时支护方式进行支护。(5) 工作面的支架需求量：由 n = L / E式中：n 工作面支架数目，取整数；L工作面长度,m;E 架中心距；得:n= (175+5+5) /1.5=122.33,取 123 架。(6) 端头支架由于巷道宽4。5m,而架宽为1。5m,因此选3架，左右两端共需6架.从 采矿设计手册选用如下设备：端头支架型号：PDZ(掩护式)(7) 超前支护方式和距离由于采用综采工艺开采，支撑压力分布范围为2030m，峰值点

21、距煤壁前方5 15m，所以超前支护的距离为20m。选用单体支柱和金属铰接顶梁支护。(8) 校核支架的强度和高度 校核高度经查采矿设计手册得到：在实际使用中，通常所选用的支架的最大结构高度比最大采高大 200mm 左右，即： Hmax = Mmax+0.2m;最小结构高度应比最小的采高小 250-350mm, 即：Hmin= Mmin-(0.2 50.35) m已知选用的ZZS600017/37支撑掩护式液压支架的最大结构高度为 3。7m> (3。0+0.2)m，满足要求。支架的最小结构高度为 1.7m<2.2- (0.2 50.3 5) m,满足要求. 校核强度由 q=KX MXp

22、X gXft)式中：q支护强度,Mpa；K -作用于支架上的顶板岩石厚度系数，取 6;M -米咼,m;P岩石密度，取2.5 X03Kg/m3;g取 10N/Kg。q=6X3.0 X.5 X03X0X0-6=0。45Mpa由 Q=CXFX103KN式中：F-为支架支护面积，F =5。725X1。450 = 8.30m2Q=0。45X8。30X103=3735 KN由 P = Q / n式中：P -支架的工作阻力,KN ;Q 支架的有效工作阻力，KN ;n 支架的支撑效率，取80%P=3735£.8=4688。75 KN <支架工作阻力6000 KN , 满足要求。5、处理采空区一般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 从煤层地质条件考虑该采区内的三