采矿学课程设计综采

1、采矿学课程设计 采矿学课程设计说明书学院：班级：姓名：学号： 指导老师：设计日期：目录序论一、设计目的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1、 设计题目的一般条件某矿第一开采水平上山某采（带）区自下而上开采K1、K2和 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）区内各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，K1和K2煤

2、层属简单结构煤层，硬度系数 f=2，各煤层瓦斯涌出量也较低，自然发火倾向较弱。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（带）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（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。2、 设计题目的煤层倾角条（1）、设计题目的煤层倾角条件1：煤层平均倾角为12°。（2）、 设计题目的煤层倾角条件2：煤层平均倾角为16°。三、课程设计内容1、采区巷道布置设计；2、采区中部甩车场线路设计或下部平车场（绕道线路和装车站线路）线路设计。四、进行方式学生按设计大纲要求，任

3、选设计题目条件中的煤层倾角条件1或煤层倾角条件2，综合应用采矿学所学知识，每个人独立完成一份课程设计。设计者之间可以讨论、借鉴，但不得相互抄袭，疑难问题可与指导教师共同研究解决。本课程设计要求方案进行技术分析与经济比较。附表1：设计带区综合柱状图设计说明书内容本人此次课程设计在遵循原有设计条件下选择采区准备方式进行设计，煤层平均倾角为16°,生产能力为120万t/a。第一章         采区巷道布置第一节 采区储量与服务年限1、 采区生产能力选定为120万t/a。2、 采区计算的工业储量、设

4、计可采储量分别为：（1）采区工业储量由 （公式1-1）式中： Zg 采区工业储量，万t；H 采区倾斜长度，1100m；L 采区走向长度，3000m； 煤的容重，1.30t/m3；m1 K1煤层煤的厚度，为3.5m；m2 K2煤层煤的厚度，为0.3m；m3 K3煤层煤的厚度，为2.50m；Zg1 = 1100 × 3000 × 3.5 × 1.3 = 1501.50万tZg2 = 1100 × 3000 × 0.3 × 1.3 = 128.70万tZg3 = 1100 × 3000 × 2.5 × 1.3

5、= 1072.50万tZg = Zg1 + Zg2 + Zg3 = 270 2.7（2）设计可采储量 （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，厚煤层取75%，中厚煤层取80%，薄煤层85%，这里C 1=0.75, C2= C 3=0.80。P1= 30×2×3000×3.5×1.3+15×2×（1100-30×2）×3.5×1.3=96.0960万t（P包括上下两端永久煤柱损失量和左右两边永久煤柱损失量,万t）（3）带区服务年限 （公式1

6、-3）式中： T带区服务年限，a；A带区生产能力，150万t；ZK设计可采储量；K储量备用系数，取1.3；（4）验算带区采出率 （公式1-4）1、对于K1厚煤层:式中： C1 带区采出率，%Zg1 K1煤层的工业储量，万tP1 K1煤层的永久煤柱损失，万t ，取Zg1×6% ；3、 对于K2中厚煤层：式中： C2 -带区采出率，% ； Zg2-K2煤层的工业储量，万t ；P2- K2煤层的永久煤柱损失，万t ，取Zg2×4% 4、 对于K3中厚煤层：式中： C3 -带区采出率，% ； Zg3-K3煤层的工业储量，万t ；P3 - K3煤层的永久煤柱损失，万t ，取Zg3&#

7、215;4% 故满足要求。第二节 带区内的再划分1、确定工作面长度该煤层组左右两边界各留15m的边界煤柱，上部留30m防水煤柱，下部留30m护巷煤柱，从而其煤层倾向长度共有：1100-60=1040（m），走向长度为3000-30=2970m。又各煤层埋藏平稳,地质构造简单，无断层,煤层附存条件较好，瓦斯涌出量较低,涌水量也小,自然发火倾向较弱,且现代采矿工作面长度有加长趋势，故采煤工艺选取较先进的综合机械化采煤方法。一般而言，考虑到设备选型及技术方面的因素,综采工作面长度为160250m，巷道宽度为4m5m,本带区开掘巷道宽度为5m，且带区生产能力为150万t/a，一个厚煤层或中厚煤层的一个

8、工作面便可以满足生产要求，将带区划分为两个大的分带, 两大分带间留取30m较大煤柱，再分别划分为7个小分带,最后将整个带区划分为14个分带，采用沿空掘巷方式,巷道间留取5m较小煤墙。故工作面长度为：2、 确定带区内工作面数目回采工作面沿走向布置，沿倾向推进，采用下行后退式倾斜长壁采煤法开采。工作面数目： （公式2-1）式中： L煤层走向长度(m)；S0带区边界煤柱宽度(m)；L工作面长度(m)；l0回采巷道宽度，因采用综采采煤法，故 l0取5m。则: 3、工作面生产能力 （公式2-2）式中： A带区生产能力，150万t/a ；Qr工作面生产能力，万t ；T每年正常工作日，330天。故： 4、确

9、定带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,且工作面生产能力为4132.22t。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带区产量，所以定为带区内一个工作面生产。各煤层采用跳采方式开采,14个分带工作面接替顺序如下:K1煤层工作面接替示意图110111021103110411051106110711081109111011111112111311141357911132468101214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煤层接替顺序为：1101110811021109110311101104111111051

10、1121107111311091114K2煤层工作面接替示意图210121022103210421052106210721082109211021112112211321141357911132468101214K2煤层工作面接替顺序：21012108210221092103211021042111210521122106211321072114K3煤层工作面接替示意图310131023103310431053106310731083109311031113112311331141357911132468101214K3煤层工作面接替顺序：310131083102310931033110310

11、43111310531123106311331073114（说明：以上箭头方向表示工作面推进先后。）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和回风大巷均布置在K3煤层底板下方25m的稳定岩层中。2、确定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

12、的缺点。3、带区布置方案分析比较确定带区巷道布置系统， 带区内有三层煤，每一层都布置14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：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运料斜巷回风大巷。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：带区联合布置将带区分成两个大分带，每一大分带由7个小分带组成。运输大巷通过进风行人斜巷进入上部煤层，在上部煤层布置两条煤层集中平巷，一条煤层运输集中

13、平巷，一条煤层回风集中平巷。整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输集中平巷分带运输斜巷采煤工作面分带回风斜巷煤层回风集中平巷回风石门回风运料斜巷回风大巷。该方案简化了运输系统，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，增大了煤柱损失。经济技术比较：巷道及硐室掘进费用表1-1巷道及硐室维护费用表1-2生产经营费表1-3费用汇总表表1-4方案一：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

14、理复杂。方案二：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，选择带区联合布置方式，巷道布置情况见巷道布置图、带区巷道剖面图，以K2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.采用单巷留小煤墙沿空掘巷掘进方式。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。同时，为减小煤柱损失，提高采出率。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

15、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。工作面推进到距回风大巷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运输集中平巷分带运输斜巷采煤工作面分带回风斜巷煤层回风集中平巷回风石门回风运料斜巷回风大巷。第四节   带区下部车场线路设计该带区开采近距离煤层群，倾角为12°。铺设600mm轨距的线路，轨形为15Kg/m，采用1t矿车单钩提升，每钩提升3个矿车，要求甩车场存车线设双轨道

16、。斜面线路布置采用一次回转方式。计算步骤如下：（一）              下部车场线路设计图（4-1）1、DK道岔非平行线路联接 （4-2）b = d - a 车场线路=直线段线路+联接点线路（圆曲线）曲半径R及弯道转角d 曲线半径R见采矿学表18-4，机车最小值12m（1）            单轨线路联接系统参数 （1）道岔参数：a、b、a（选定

17、）；a=3340mm；b=3500mm；a= （2）曲线线路参数： 2、DK道岔平行线路联接（4-3）1）特点：同一巷道中，用DK道岔和一段曲线变单轨为双轨；2）参数：已知：道岔参数a=3340mm；b=3500mm；a= 。联接曲线参数：R=12000mm；a= ；轨中心距S=1300mm。求：联接系统的轮廓尺寸参数： ，= ，L DK平行线路联接点长度；m 联接系统斜长；C 联接系统参数，C 0 3、DC道岔平行线路联接（4-4）1）特点：用DC道岔和两段曲线变单轨为双轨；2）参数：已知：道岔a=3340mm；b=3500mm；a= ； 3)曲线R=12000mm；轨中心距S=1300mm

18、。转角 a / 2= /2C 0=3618.8-3548.28=70.524、            路的平行移动 1）特点：单轨线路异向曲线联接，即在两个反向曲线之间加一缓和直线C，将轨道平移一个距离。 定C： a.线路外轨 ® 内轨，内轨 ® 外轨，车辆不同时受异向曲线两根轨道外轨抬高的影响。b.车辆离开第一个曲线的X¢之后，经过一个SB直线段后再进入第二曲线的X¢。 SB轴距X¢ 外轨抬高递增递减直线段长度单开道岔连接点长度：（二

19、）纵面线路的竖曲线联接和坡度 1、纵面线路的竖曲线联接1）竖曲线 线路纵面方向上呈曲线（圆曲线）状A 竖曲线上端；B 平面与斜面交点；C 竖曲线下端，起坡点（落平点）；¢b 平面线路与斜面线路的夹角，即竖曲线转角（已知）R1 竖曲线半径，竖曲线切线T¢，圆弧长K存车线长度第二章 采煤工艺设计第一节 采煤工艺方式的确定1、选第二煤层，即K2煤层进行采煤工艺设计。由于K2煤层厚度为3.0m，属中厚煤层，其地质构造简单，无断层，所以选用综合机械化采煤工艺，一次采全高。2、综采工作面的设备均选用国产设备。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

20、落煤和装煤。依据带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686mm，每天正规循环推进11刀，每个循环0.686m，可实现每天至少推进7.546m的推进度。根据煤层的实际情况，经查采矿设计手册，选用采煤机为：采煤机的型号：MGT375/750外形尺寸（长×宽×高） 4505mm×1350mm×1483mm采高 2.34.2m 适应煤层硬度 f4.5Kg/m3适用煤层倾角 25° 截深 686mm滚筒直径 1.8m 牵引方式 液压无链 牵引力 350KN 牵引速度 06.5 m/min滚筒中心距 10073 mm卧底量 2

21、00 mm电机功率 2×375kw电压 1140v总质量 40吨制造厂 太原矿山机器集团有限公司（2）进刀方式： 为了合理利用工作时间，提高效率。采用割三角煤的端头斜切进刀双向割煤方式。整天安排11个正规循环，夜班从00小时到06小时完成4个循环，早班从06小时到12小时完成4个循环，中班从12小时到18小时完成3个循环，从18小时到00小时为检修班工作时间。 4、运煤(1)采煤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。 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，从采矿设计手册选用如下设备：1工作面可弯曲刮板输送机型号： SCEC730/40

22、0外形尺寸（长×宽×高） 1500mm×764mm×222mm适用条件： 缓斜2.84.5m综采工作面出厂长度： 200m运输能力： 900吨/h刮板链形式： 中双链链速： 1.05m/s电动机型号： YBKYS200电机功率： 2×200kw电机电压： 1140V总质量 115吨制造厂 西北煤机厂 2转载机 型号： SZZ764/132外形尺寸（长×宽×高）1500mm×764mm×222mm适用条件： 中厚煤层，顺槽转载出厂长度： 41.2m运输能力： 1100吨/h刮板链形式： 中双链链速： 1.2

23、8m/s电动机型号： KBY550132电机功率： 2×132kw电机电压： 1140V总质量： 32吨制造厂： 山西煤机厂 （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：支架型号 ZZS6000-17/37外形尺寸（长×宽×高） 5725mm×1450mm×1700mm 支撑高度 1.73.7 m 工作阻力 6000 KN 初撑力 5105 KN 支架中心距 1500 mm 支护强度 0.810.91 Mpa 支架移架步距 9001100 mm 支架重量 19吨

24、生产厂 重庆庆江机械厂 （3）移架方式由于采用及时支护方式，而且工作面每天推进11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= （196+5+5）/1.5=137.33，取137架。(6)端头支架由于巷道宽5m，而架宽为1.5m，因此选3架，左右两端共需6架。从

25、采矿设计手册选用如下设备：端头支架型号：PDZ（掩护式）外形尺寸（长×宽×高） 5925mm×1450mm×1700mm 适用条件： 倾角30°的中厚煤层 支撑高度： 1.63.8 工作阻力： 9000 KN 初撑力： 7070 KN 支护强度： 0.51 Mpa 制造厂： 郑州煤机厂(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

26、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250350mm，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 50.35)m，满足要求。校核强度由q=K×M××g×10-6 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 采高，m； 岩石密度，取 2.5×103Kg/m3; g

27、取10N/Kg。 q=6×3.0×2.5×103×10×10-6=0.45Mpa 由Q=q×F×103KN 式中：F为支架支护面积，F = 5.725×1.450 = 8.30m2 Q=0.45×8.30×103=3735 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=3735÷0.8=4688.75 KN <支架工作阻力6000 KN， 满足要求。 5、处理采空区 采用全部跨落法处理采空区。 第二节 工作面

28、合理长度的验证1从煤层地质条件考虑该带区内的两层可采煤层的地质条件较好，无断层，煤层平均倾角为12°，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196m的工作面是合适的。2从工作面生产能力考虑 工作面的设计生产能力为180万t/a。正规循环每天进11刀，采煤机滚筒截深为686mm，所以K2煤层的工作面实际a生产能力为： 0.686×3.0×196×1.3×0.95×11×330=180.83万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从运输设备及管理水平角度考虑带区生产选用的设备均为国内先进的的生产设备，工作面选用的200m刮板输送机利用国内先进技术，能够与时俱进的跟上技术的发展。同时当前采矿界管理人员知识化、专业化、a轻化，所以工作面长度为196m在管理上是没有问题的。4从顶板管理及通风能力考虑该带区的顶板较稳定，工作面可以适当的加长，综采工作面的长度一般在180250m，所以选择的工作面的长度为196m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从巷道布置角度考